云南某貧硫化物難處理金礦石選別試驗研究

王衡嵩,黃胤淇,宋 超

(長春黃金研究院有限公司)

引 言

中國金礦資源以中小型礦床為主,大型礦床較少,這些礦床中金礦物的金品位普遍較低,“貧、細、雜”現象較為嚴重[1]。易選金礦石通過浮選法、重選法、全泥氰化浸出法、生物氧化法等即可得到有效回收,而難選金礦石通常需要多種工藝聯合使用才能較好實現金礦物的綜合回收[2-5]。貧硫化物碳酸鹽型難處理金礦石中金礦物主要以包裹金形式存在,難以通過機械磨礦的方法實現單體解離,單一浮選或者氰化浸出工藝很難實現金礦物有效回收。該礦石中金礦物以微粒金為主,占99.97 %,這部分金礦物通常以離子狀態分布到載金礦物中,難以回收。該礦石中有機碳含量較高,且具有一定的活性,在氰化浸出過程中會吸附已溶解的金氰絡合物,降低金礦物的選別指標,因此現場氰化浸出工藝選別指標不理想。本文采用氰化浸出-浮選聯合工藝回收礦石中的金礦物,有效減少了金流失,對同類型礦石的處理具有指導價值。

1 礦石性質

1.1 化學成分及礦物組成

云南某礦石金品位為1.85 g/t,硫品位為2.12 %,金為唯一有價回收元素。礦石氧化率為5.62 %,礦石工藝類型為貧硫化物碳酸鹽型難處理金礦石。礦石中金屬硫化礦物占2.75 %,主要為黃鐵礦,其次為毒砂、黃銅礦、輝銅礦等;金屬氧化礦物占0.41 %,主要為赤鐵礦、磁鐵礦、褐鐵礦等;脈石礦物占96.84 %,以方解石、鐵白云石、白云石、菱鐵礦等碳酸鹽礦物為主,其次為石英、白云母、絹云母等。該礦石中有機碳占0.15 %,具有一定活性,在氰化浸出過程中會導致“劫金”現象。礦石化學成分分析結果見表1,硫、碳物相分析結果分別見表2、表3。

表1 礦石化學成分分析結果Table 1 Analysis results of chemical composition of ores

表2 硫物相分析結果Table 2 Analysis results of physical phase of sulfur

表3 碳物相分析結果Table 3 Analysis results of physical phase of carbon

1.2 主要礦物工藝特征

該礦石中金礦物嵌布粒度較細,以微粒金(99.97 %)為主,細粒金占0.02 %,中粒金占0.01 %,無粗粒及巨粒金。金礦物形態主要呈片狀、角礫狀、圓柱狀,未檢測到其他形態。該礦石中金礦物主要為包裹金(70.75 %),其次為粒間金(23.47 %),少量裂隙金(5.78 %)。由于36.24 %的金礦物以脈石礦物包裹體狀態產出,且金礦物嵌布粒度較細,機械磨礦很難使這部分金礦物完全解離。即使磨礦達到一定細度,也會有一部分金礦物依舊被硫化礦物和脈石礦物緊密包裹或與其呈貧連生體狀態分布,對金礦物的回收產生不利影響。

2 結果與討論

2.1 氰化浸出

由工藝礦物學研究結果可知,該礦石中金礦物以微粒金為主,不含粗粒及巨粒金,且前期探索試驗驗證了重選-重選尾礦氰化浸出與直接氰化浸出指標相差不大。因此,選用直接氰化浸出工藝流程進行條件試驗。

2.1.1 磨礦細度

在礦漿濃度為40 %,礦漿pH值為11.5,氰化鈉用量為2 kg/t,底炭濃度為10 g/L礦漿,浸出時間為24 h的條件下,考察磨礦細度對浸出指標的影響。試驗流程見圖1,試驗結果見表4。

圖1 磨礦細度試驗流程Fig.1 Flow sheet of grinding fineness test

表4 磨礦細度試驗結果Table 4 Results of grinding fineness test

由表4可知:隨著磨礦細度增加,浸渣金品位呈現先下降后穩定的趨勢,而金浸出率呈現先升高后穩定的趨勢。當磨礦細度為-0.074 mm占90 %時,浸渣金品位為1.54 g/t,金浸出率為16.76 %。繼續增加磨礦細度,金浸出率不再提高。因此,確定采用磨礦細度為-0.074 mm占90 %進行后續試驗。

2.1.2 底炭濃度

在磨礦細度為-0.074 mm占90 %,礦漿濃度為40 %,礦漿pH值為11.5,氰化鈉用量為2 kg/t,浸出時間為24 h的條件下,考察底炭濃度對浸出指標的影響。試驗流程見圖1,試驗結果見表5。

表5 底炭濃度試驗結果Table 5 Results of bottom carbon concentration test

由表5可知:隨著底炭濃度增加,浸渣金品位呈現先下降后穩定的趨勢,而金浸出率呈現先上升后穩定的趨勢。當底炭濃度為10 g/L礦漿時,浸渣金品位為1.48 g/t,金浸出率為20.00 %。繼續增加底炭濃度,浸渣金品位基本不變。因此,確定最佳底炭濃度為10 g/L礦漿。

2.1.3 礦漿pH

在礦漿濃度為40 %,氰化鈉用量為2 kg/t,磨礦細度為-0.074 mm占90 %,底炭濃度為10 g/L礦漿,浸出時間為24 h的條件下,考察礦漿pH對浸出指標的影響。試驗流程見圖1,試驗結果見表6。

表6 礦漿pH試驗結果Table 6 Results of slurry pH test

由表6可知:隨著礦漿pH增加,浸渣金品位呈現先下降后穩定的趨勢,而金浸出率呈現先上升后穩定的趨勢。當礦漿pH值為11.0時,浸渣金品位為1.46 g/t,金浸出率為21.08 %。繼續增加礦漿pH,浸渣金品位不再變化。因此,確定最佳礦漿pH值為11.0。

2.1.4 礦漿濃度

在礦漿pH值為11.0,氰化鈉用量為2 kg/t,磨礦細度為-0.074 mm占90 %,底炭濃度為10 g/L礦漿,浸出時間為24 h的條件下,考察礦漿濃度對浸出指標的影響。試驗流程見圖1,試驗結果見表7。

表7 礦漿濃度試驗結果Table 7 Results of slurry concentration test

由表7可知:礦漿濃度由33 %提高至40 %時,浸渣金品位變化幅度較小。當礦漿濃度提高至45 %時,浸渣金品位升高到1.50 g/t。因此,確定最佳礦漿濃度為40 %。

2.1.5 氰化鈉用量

在礦漿pH值為11.0,礦漿濃度為40 %,磨礦細度為-0.074 mm占90 %,底炭濃度為10 g/L礦漿,浸出時間為24 h的條件下,考察氰化鈉用量對浸出指標的影響。試驗流程見圖1,試驗結果見表8。

表8 氰化鈉用量試驗結果Table 8 Results of sodium cyanide dosage test

由表8可知:當氰化鈉用量為1.50 kg/t時,金浸出率最高,為21.62 %。繼續增加氰化鈉用量,金浸出率不再提高。因此,確定最佳氰化鈉用量為1.50 kg/t。

2.1.6 浸出時間

在礦漿pH值為11.0,礦漿濃度為40 %,磨礦細度為-0.074 mm占90 %,氰化鈉用量為1.50 kg/t,底炭濃度為10 g/L礦漿的條件下,考察浸出時間對浸出指標的影響。試驗流程見圖1,試驗結果見表9。

表9 浸出時間試驗結果Table 9 Results of leaching time test

由表9可知:隨著浸出時間增加,浸渣金品位呈現先下降后穩定的趨勢,而金浸出率呈現先上升后穩定的趨勢。當浸出時間為24 h時,浸渣金品位為1.45 g/t,金浸出率為21.62 %。繼續延長浸出時間,浸渣金品位和金浸出率均不再變化。綜合考慮,浸出時間定為24 h。

2.2 浮選試驗

在上述條件下進行氰化浸出試驗,得到浸渣金品位為1.45 g/t,金浸出率為21.62 %。金浸出率較低,只采用氰化浸出工藝很難實現金礦物的有效回收。因此,采用氰化浸出-浮選聯合工藝流程開展后續試驗。浸渣浮選前,需要加入焦亞硫酸鈉進行破氰處理。

2.2.1 捕收劑種類

由前期探索試驗可知:使用抑制劑會惡化浮選環境?；罨瘎┝蛩徙~用量為200 g/t時,浮選效果較好,因此本試驗不添加抑制劑,固定硫酸銅用量為200 g/t。采用一次預選、一次粗選、三次掃選的試驗流程,考察捕收劑種類對選別指標的影響。試驗流程見圖2,試驗結果見表10。

圖2 捕收劑種類試驗流程Fig.2 Flow chart of collector type test

表10 捕收劑種類試驗結果Table 10 Results of collector type test

由表10可知:在所選用的5種捕收劑組合中,丁基黃藥+丁銨黑藥選別效果最佳,尾礦金品位降低到0.48 g/t,粗精礦金回收率為59.21 %。因此,選用丁基黃藥+丁銨黑藥為捕收劑進行后續試驗。

2.2.2 捕收劑用量

固定硫酸銅用量為200 g/t,以丁基黃藥+丁銨黑藥為捕收劑,考察捕收劑用量對選別指標的影響。試驗流程見圖2,試驗結果見表11。

表11 捕收劑用量試驗結果Table 11 Results of collector dosage test

由表11可知:隨著捕收劑用量增加,浮選尾礦金品位呈現先降低后穩定的趨勢,粗精礦金回收率呈現先升高后降低的趨勢。綜合考慮,預選階段捕收劑用量定為(20+10)g/t,粗選階段捕收劑用量定為(50+25)g/t。

2.2.3 綜合開路試驗

在上述試驗的基礎上,開展綜合開路試驗。試驗流程見圖3,試驗結果見表12。

表12 綜合開路試驗結果Table 12 Results of comprehensive test

2.3 綜合閉路試驗

在上述條件試驗基礎上,開展氰化浸出-浮選聯合流程閉路試驗。試驗流程見圖4,試驗結果見表13,浮選尾礦總氰化合物含量檢測結果見表14。

圖4 氰化浸出-浮選聯合流程閉路試驗流程Fig.4 Flow chart of cyanide leaching-flotation joint closed-circuit test

表13 氰化浸出-浮選聯合流程閉路試驗結果Table 13 Results of of cyanide leaching-flotation joint closed-circuit test

表14 浮選尾礦總氰化合物含量檢測結果Table 14 Analysis results of total cyanide content in flotation tailings

由表13、表14可知:氰化浸出試驗的浸渣金品位為1.45 g/t,金回收率為21.62 %;浮選尾礦金品位為0.47 g/t,混合精礦金回收率為54.84 g/t,聯合流程總金回收率為76.46 %。浮選尾礦總氰化合物質量濃度小于5 mg/L,遠低于排放標準,可直接進入尾礦庫處置。

3 結 論

1)云南某金礦石金品位為1.85 g/t,硫品位為2.12 %,金為唯一有價回收元素,礦石工藝類型為貧硫化物碳酸鹽型難處理金礦石。

2)經過氰化浸出試驗,浸渣金品位為1.45 g/t,金浸出率為21.62 %。金浸出率較低,只采用氰化浸出工藝很難實現金礦物的有效回收,因此采用氰化浸出-浮選聯合工藝流程開展后續試驗。

3)經過氰化浸出-浮選聯合流程閉路試驗,浮選尾礦金品位為0.47 g/t,混合精礦金回收率為54.84 g/t,總金回收率為76.46 %,金礦物得到了有效富集。