



















摘要:針對某金礦中硫、砷含量過高且易泥化導致金回收率低的問題,采用階段磨礦階段浮選—浮選尾礦非氰浸出工藝流程開展試驗研究。研究結果表明:在一段磨礦細度-0.074 mm占75.6 %、二段磨礦細度-0.043 mm占78.1%,酸化水玻璃用量為1 650 g/t,硫酸銅用量為350 g/t,丁基黃藥+丁銨黑藥用量為(240+96) g/t,松醇油用量為160 g/t的條件下進行浮選試驗,浮選尾礦采用非氰浸出劑進行非氰浸出,最終獲得了浮選金精礦金回收率84.40%,浮選尾礦金浸出率10.52%,總金回收率94.92%的回收指標。研究結果對開發該類金礦資源具有重要指導意義。
關鍵詞:難處理金礦;含硫;含砷;非氰浸出劑;黏土礦物
中圖分類號:TD952 文章編號:1001-1277(2024)02-0051-06
文獻標志碼:Adoi:10.11792/hj20240211
引 言
金是一種被廣泛應用的貴金屬,具有優越的物理化學性質,因此在貨幣、保值物、珠寶裝飾及現代高新技術產業中得到廣泛使用。然而,隨著金礦的不斷開采,易處理金礦資源逐漸減少,難處理金礦成為黃金行業生產的主原料[1]。
礦石工藝礦物學特性是決定金礦石可利用性、確定選別工藝、提高金回收率的關鍵因素[2-3]。溫利剛等[4]對膠東某礦區蝕變巖型低品位微細粒金礦和柴達木盆地某礦區蝕變巖型金礦進行工藝礦物學研究,為金礦回收工藝研究提供理論指導。王振等[5]總結了硫化型金礦浮選技術的主要研究進展,指出黏土礦物會惡化浮選環境,是影響金浮選指標的重要因素。吳承優[6]針對某高硫型金礦采用金硫混合浮選—金硫分離—浮硫工藝流程,以丁基黃藥+丁銨黑藥為組合捕收劑,實現了金礦資源的高效綜合回收利用。
湖北某金礦含金4.76 g/t,含硫4.56%,含砷0.17%,金礦物主要賦存于閃鋅礦和毒砂中,呈微粒嵌布特征。此外,礦石中含有較多黏土礦物,如絹云母、高嶺石和蒙脫石等。這些黏土礦物易泥化,會惡化浮選環境,降低金回收率。因此,該金礦屬于典型高硫含砷難處理金礦。通過對該礦石進行工藝礦物學研究,并采用階段磨礦階段浮選—浮選尾礦非氰浸出工藝流程開展試驗研究,盡可能提高金回收率,對該資源下一步開發利用具有重要指導意義。
1 礦石性質
1.1 化學成分分析
礦石化學成分分析結果見表1。由表1可知:礦石中具有回收價值的金屬元素為金,其他金屬元素含量較低,不具備綜合回收價值。礦石含砷0.17%,含硫4.56%,含SiO2 61.91%,屬于典型高硫含砷難處理金礦。
1.2 礦物組成
礦物相對含量分析結果見表2。由表2可知:礦石中未發現獨立金礦物,金屬礦物主要為黃鐵礦,其次為褐鐵礦、毒砂和少量閃鋅礦;脈石礦物主要為石英和長石,其次為絹云母、高嶺石和蒙脫石。礦石中金礦物主要以類質同象或原子金形式賦存于閃鋅礦和毒砂中。
1.3 金屬硫化礦物嵌布粒度
金屬硫化礦物嵌布粒度分析結果見表3。由表3
可知:粒度為+0.300 mm占9.79%,粒度為+0.150 mm占23.28%,粒度為+0.074 mm占55.30%,粒度為-0.026 mm占11.18%,具有粗細粒嵌布不均勻的特征。
1.4 金礦物分布率
不同磨礦細度下的金礦物分布率分析結果見表4。
由表4可知:金礦物具有微粒嵌布特征,礦石中單體及裸露金分布率很低。即使提高磨礦細度,單體及裸露金分布率提高幅度較小,說明細磨不能改善礦石中金的賦存形式。
1.5 影響金回收的礦物學因素
1)金主要賦存于毒砂和閃鋅礦中,但黃鐵礦含量遠高于毒砂和閃鋅礦。在浮選過程中,黃鐵礦也會進入金精礦中,成為金精礦主要組成礦物,從而顯著降低金品位。
2)礦石中金屬硫化礦物具有粗細粒嵌布不均勻特征,部分毒砂、閃鋅礦嵌布粒度微細,即使細磨也難以單體解離。這些細小顆粒易形成貧連生體或包裹于脈石礦物中,在浮選過程中進入尾礦中,從而降低金回收率。
3)礦石中含有大量黏土礦物,如絹云母、高嶺土和蒙脫石(占39.38%)。細磨過程中容易泥化,惡化浮選環境,降低金回收率。
2 條件試驗
礦石性質決定選別工藝,該金礦中金具有微粒嵌布特征,主要以硫化礦物包裹金形式存在。由于硫、砷化物對金存在包裹作用,采用單一浸出法時,這些化合物會阻礙金與浸出劑反應,導致金浸出率偏低。而采用單一浮選法時,由于礦石中部分毒砂和閃鋅礦嵌布粒度微細,解離比較困難,導致金回收率較低。因此,建議采用階段磨礦階段浮選—浮選尾礦非氰浸出工藝流程開展試驗研究。
2.1 一段磨礦細度
磨礦細度是影響選別指標的重要因素,為確定適宜的一段磨礦細度,進行了磨礦細度條件試驗,試驗條件:礦漿濃度為33%,硫酸銅用量為300 g/t,丁基黃藥+丁銨黑藥用量為(120+60)g/t,松醇油用量為90 g/t。試驗流程見圖1,試驗結果見圖2。
由圖2可知:提高磨礦細度,有利于提高金回收率。當磨礦細度由-0.074 mm占68.7%提高至-0.074 mm占75.6%時,金回收率從77.43%增加至82.26%。繼續提高磨礦細度,金回收率增加幅度較小,因此確定一段磨礦細度-0.074 mm占75.6%。
2.2 礦漿pH
金的主要載體礦物是閃鋅礦和毒砂,提高載體礦物毒砂和閃鋅礦回收率能提高金回收率。經查閱資料可知,閃鋅礦和毒砂在弱酸和弱堿性條件下具有較好可浮性,為確定適宜的浮選礦漿環境,進行了礦漿pH條件試驗,試驗條件:磨礦細度-0.074 mm占75.6%,礦漿濃度為33%,硫酸銅用量為300 g/t,丁基黃藥+丁銨黑藥用量為(120+60)g/t,松醇油用量為90 g/t。試驗流程見圖1,試驗結果見圖3。
由圖3可知:在礦漿pH值為5.0~5.5時,金回收率為83.66%。該指標優于弱堿性與自然條件下浮選指標,因為酸化水玻璃不僅起到調整礦漿pH作用,還對石英、硅酸鹽等脈石礦物具有良好抑制作用[7-8]。因此,確定適宜礦漿pH值為5.0~5.5。
2.3 活化劑用量
硫酸銅是常用的硫化礦物活化劑[9],對閃鋅礦和毒砂有很好的活化作用,為確定合適的硫酸銅用量,進行了硫酸銅用量條件試驗,試驗條件:磨礦細度-0.074 mm占75.6%,礦漿濃度為33%,礦漿pH值為5.0~5.5,丁基黃藥+丁銨黑藥用量為(120+60)g/t,松醇油用量為90 g/t。試驗流程見圖1,試驗結果見圖4。
由圖4可知:隨著硫酸銅用量由0增加至150 g/t,金回收率由81.69%提高至83.75%。繼續提高硫酸銅用量,金回收率變化幅度較小,因此確定硫酸銅用量為150 g/t。
2.4 丁基黃藥+丁銨黑藥用量
丁基黃藥和丁銨黑藥是金礦浮選過程中常用的捕收劑[10],為了確定適宜的捕收劑用量,進行了捕收劑用量條件試驗,試驗條件:磨礦細度-0.074 mm占75.6%,礦漿濃度為33%,礦漿pH值為5.0~5.5,硫酸銅用量為150 g/t,松醇油用量為90 g/t。試驗流程見圖1,試驗結果見圖5。
由圖5可知:隨著丁基黃藥+丁銨黑藥用量從(80+40)g/t增加至(100+40)g/t,金回收率由81.54%提高至83.88%。當丁基黃藥+丁銨黑藥用量從(100+40)g/t增加到(140+70)g/t時,金回收率增加幅度較小,因此確定丁基黃藥+丁銨黑藥用量為(100+40)g/t。
2.5 浮選時間
為確定適宜浮選時間,進行了分批刮泡浮選時間試驗,試驗條件:磨礦細度-0.074 mm占75.6%,礦漿濃度為33%,礦漿pH值為5.0~5.5,丁基黃藥+丁銨黑藥用量為(150+60)g/t,硫酸銅用量為150 g/t,酸化水玻璃用量為1 000 g/t,松醇油用量為90 g/t。試驗流程見圖6,試驗結果見表5。
由表5可知:當浮選時間5 min時,金回收率增加幅度較大。因此,確定浮選時間為5 min。
2.6 二段磨礦細度
為確定適宜的二段磨礦細度,進行了二段磨礦細
度條件試驗,試驗條件:一段磨礦細度-0.074 mm占75.6%,浮選時間為5 min,礦漿濃度為33%,礦漿pH值為5.0~5.5,硫酸銅用量為150 g/t,丁基黃藥+丁銨黑藥用量為(150+60)g/t,酸化水玻璃用量為1 000 g/t,松醇油用量為90 g/t。試驗流程見圖7,試驗結果見圖8。
由圖8可知:二段磨礦細度由-0.043 mm占74.6%提高至-0.043 mm占78.1%,金回收率由86.20%提高至88.10%。繼續提高磨礦細度,金回收率提高幅度較小,因此確定二段磨礦細度為-0.043 mm占78.1%。
3 浮選綜合試驗
3.1 開路試驗
在確定選別條件下進行兩段磨礦開路試驗,試驗流程及藥劑條件見圖9,試驗結果見表6。
由表6可知:采用階段磨礦階段浮選工藝流程,在一段磨礦細度-0.074 mm占75.6%,二段磨礦
細度-0.043 mm占78.1%的條件下,獲得的金精礦(精礦1+精礦2)產率為14.38%,金回收率為81.22%,指標良好。
3.2 閉路試驗
在上述條件試驗基礎上進行閉路試驗。考慮到礦石中黏性礦物含量高,易于泥化,中礦順序返回會惡化浮選環境,故單獨浮選中礦。試驗流程及藥劑條件見圖10,試驗結果見表7。
由表7可知:該礦石通過階段磨礦階段浮選工藝流程,在一段磨礦細度-0.074 mm占75.6%,二段磨礦細度-0.043 mm占78.1%的條件下,獲得的精礦1產率為14.38%,金品位為26.53 g/t,金回收率為81.22%;中礦單獨浮選,獲得的精礦2產率為1.44%,金品位為10.38 g/t,金回收率為3.18%。
3.3 浮選尾礦分析
浮選尾礦中金礦物嵌布狀態分析結果見表8。浮選尾礦中金屬礦物含量較低,主要為黃鐵礦,偶見毒砂、閃鋅礦和褐鐵礦。其中,黃鐵礦和毒砂嵌布粒度微細,平均粒度為-0.020 mm,主要呈微粒狀零星包裹于脈石礦物中;閃鋅礦主要呈微粒浸染狀零星嵌布于脈石礦物中。由于黃鐵礦、毒砂和閃鋅礦粒度過于微細,即使進一步細磨也難以使其單體解離。但是,由表8可知:浮選尾礦中存在單體及裸露金,可以采用非氰浸出法回收部分金礦物。
4 非氰浸出試驗
在黃金提取過程中,氰化物是一種常用的浸出劑。但是,隨著人們對安全和環保問題的重視,應用氰化物的要求越來越嚴格[11-13],新型環保藥劑成為
黃金浸出藥劑發展的新方向。本文采用非氰化浸出劑進行了浸出濃度、浸出劑用量、浸出時間和礦漿pH等工藝參數的優化試驗,最終確定浸出條件為浸出濃度為40%,非氰浸出劑用量為1.5 kg/t,浸出時間24 h,浸出礦漿pH值10~12。浮選尾礦非氰浸出試驗結果見表9。
5 全流程綜合試驗
采用階段磨礦階段浮選—浮選尾礦非氰浸出工藝流程,獲得的浮選金精礦金回收率為84.40%;浮選尾礦非氰浸出金浸出率為10.52%,總金回收率94.92%,原則工藝流程見圖11。
6 結 論
1)礦石中具有回收價值的金屬元素為金,其他金屬元素含量較低,不具備綜合回收價值。礦石中金屬礦物主要為黃鐵礦,其次為褐鐵礦、毒砂和少量閃鋅礦;脈石礦物主要為石英和長石,其次為絹云母、高嶺土和蒙脫石。金礦物主要以類質同象或原子金形式賦存于閃鋅礦和毒砂中,礦石工藝類型為典型高硫含砷難處理金礦。
2)該礦石采用階段磨礦階段浮選—浮選尾礦非氰浸出工藝流程開展試驗研究,獲得的浮選金精礦金回收率為84.40%;浮選尾礦非氰浸出金浸出率為10.52%,總金回收率94.92%,對下一步開發該類金礦資源具有重要的指導意義。
[參 考 文 獻]
[1] 梁斌珺,胡海祥,鄒尚,等.湖南某含砷金礦的工藝礦物學研究[J].金屬礦山,2022(9):132-139.
[2] 賀國帥,黃曉毅,羅小新,等.山陽縣某低品位金礦重選試驗研究[J].銅業工程,2022(5):38-42.
[3] 胡夢忠,熊召華,鐵穎,等.某極難選蝕變巖型金礦石工藝礦物學研究[J].金屬礦山,2023(3):140-146.
[4] 溫利剛,付強,賈木欣,等.基于工藝礦物學自動分析系統的微細粒金礦物量化表征[J].有色金屬工程,2022,12(11):76-84.
[5] 王振,鄒旦,趙開樂,等.硫化型金礦浮選技術研究現狀及進展[J].化工礦物與加工,2022,51(6):54-60.
[6] 吳承優.某高硫金礦綜合回收浮選試驗研究[J].現代礦業,2022,38(1):115-119,124.
[7] 張文杰,朱輝,謝賢,等.某含硫高碳難處理金礦選礦工藝研究[J].有色金屬(選礦部分),2022,74(3):34-40.
[8] 龍冰.從湖南某常溫浮鎢尾礦中浮選回收螢石試驗[J].金屬礦山,2019(9):195-198.
[9] 袁致濤,趙禮兵,王澤紅,等.酸化水玻璃對鉬礦浮選的影響[J].金屬礦山,2009(2):94-97.
[10] 盛潔,劉全軍,董敬申,等.老撾某金尾礦浮選—氧化浸出試驗研究[J].礦產保護與利用,2022,42(6):94-100.
[11] 孫騰飛,范喜杰,孔匯賢,等.甘肅某低硫化物金礦選礦試驗研究[J].有色金屬(選礦部分),2022(6):72-76,124.
[12] 丁輝,涂賓,張馨爻,等.國外某金礦礦石選礦試驗研究[J].有色金屬(選礦部分),2023(1):46-50.
[13] 王明雙.某黃金冶煉廠氰化金泥濕法冶煉試驗研究[J].銅業工程,2022(4):69-72.
Experimental research of a refractory gold ore with high sulfur and arsenic content
Li Jianhua,Sun Xiaojun
(Daye Nonferrous Metals Group Holding Company Ltd.)
Abstract:In response to the problem of low gold recovery caused by high sulfur and arsenic content in a gold ore,which is prone to sludging,an experimental study was conducted using a staged grinding,staged flotation-non-cyanide leaching process for flotation tailings.The research results showed that under the conditions of a first-stage grinding fineness of -0.074 mm accounting for 75.6% and a second-stage grinding fineness of -0.043 mm accounting" for 78.1%,with the addition of 1 650 g/t acidified water glass,350 g/t copper sulfate,(240+96)g/t of butyl xanthate+ammonium dibutyl dithiophosphate,and 160 g/t" terpilenol,a flotation process was tested,and the flotation tailings were subjected to non-cyanide leaching using leaching agent.The final recovery indicators obtained were an 84.40% gold recovery rate for flotation concentrate,a 10.52% gold leaching rate for flotation tailings,and a total gold recovery rate of 94.92%.The research findings have important guiding significance for the development of similar gold resources.
Keywords:refractory gold ore;sulfur content;arsenic content;non-cyanide leaching agent;clay minerals