某石英脈型微細(xì)粒嵌布低品位金礦石選礦試驗(yàn)

杜淑華 陳利民 廖 力

（安徽省地質(zhì)實(shí)驗(yàn)研究所）

某石英脈型微細(xì)粒嵌布低品位金礦石選礦試驗(yàn)

杜淑華 陳利民 廖 力

（安徽省地質(zhì)實(shí)驗(yàn)研究所）

為了給某石英脈型微細(xì)粒嵌布低品位金礦石的開發(fā)利用提供依據(jù)，根據(jù)礦石性質(zhì)，采用浮選—浮選尾礦氰化浸出—浮選精礦焙燒后氰化浸出工藝流程進(jìn)行了選礦試驗(yàn)。結(jié)果表明：浮選—尾礦氰化浸出可獲得金品位為61.88 g／t、砷含量為4.21%、金回收率為77.57%的金精礦和作業(yè)金浸出率為75.85%、對(duì)原礦金回收率為17.02%的尾礦浸出液，兩者的金回收率合計(jì)達(dá)到94.59%。金精礦經(jīng)焙燒預(yù)處理，焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g／t；焙砂氰化浸出的作業(yè)金浸出率達(dá)93.28%、對(duì)原礦金回收率為72.36%，金精礦焙砂和浮選尾礦氰化浸出的綜合金回收率為89.38%。

石英脈型微細(xì)粒嵌布低品位金礦石 浮選 浮選尾礦氰化浸出 浮選精礦焙燒—氰化浸出

目前，隨著易處理金礦資源的逐漸減少，越來(lái)越多的難處理金礦資源受到重視。難處理金礦資源主要包括微細(xì)粒嵌布金礦石、含碳金礦石、含砷硫化金礦石和含金多金屬硫化礦石等［1］。本研究針對(duì)某含金黃鐵礦浸染石英脈型微細(xì)粒嵌布低品位金礦石進(jìn)行選礦試驗(yàn)，為該金礦資源的開發(fā)利用提供依據(jù)。

1 礦石性質(zhì)

1.1 礦石物質(zhì)組成

礦石中主要金屬礦物為黃鐵礦、砷黃鐵礦、黃銅礦、金銀礦、自然銀、褐鐵礦等，脈石礦物主要為石英、斜長(zhǎng)石、云母、方解石和黏土礦物等。

對(duì)原礦進(jìn)行化學(xué)多元素分析，結(jié)果如表1所示。

由表1可以看出：礦石中具有回收價(jià)值的元素主要是金；有害元素砷的含量為0.086%，但富集金的同時(shí)砷也會(huì)被富集，因此應(yīng)考慮最終金精礦含砷超標(biāo)的問(wèn)題。

表1 礦石化學(xué)多元素分析結(jié)果 %

1.2 金的賦存特點(diǎn)

礦石結(jié)構(gòu)主要為自形—半自形晶粒狀結(jié)構(gòu)、他形晶結(jié)構(gòu)、包含結(jié)構(gòu)、假象結(jié)構(gòu)，礦石構(gòu)造以浸染狀構(gòu)造為主。

礦石屬于典型的貧硫化物細(xì)粒浸染型難選金礦石，金主要以包裹體存在于黃鐵礦和砷黃鐵礦中，嵌布粒度微細(xì)，在掃描電鏡下也不可見。含金黃鐵礦總量的30%左右氧化為褐鐵礦，但金不流失或極少流失，因此在選金時(shí)，需同時(shí)考慮黃鐵礦、砷黃鐵礦和褐鐵礦，才能得到較高的金回收率。

將礦石破碎到－1 mm，考察金在各個(gè)粒級(jí)中的分布狀態(tài)，結(jié)果見表2。

表2 －1 mm原礦粒度篩析結(jié)果

由表2可知，粒度越細(xì)，金品位越高，說(shuō)明金呈細(xì)粒或微細(xì)粒嵌布在礦石中。

2 試驗(yàn)方案

全泥氰化浸出探索試驗(yàn)表明，在－74μm占95%磨礦細(xì)度下，浸渣含金0.21 g／t，金浸出率僅82.61%。分析原因，可能是部分包裹于黃鐵礦和砷黃鐵礦中的金粒度太細(xì)，難以解離。為此，決定采用浮選—浮選尾礦氰化浸出—浮選精礦焙燒后氰化浸出的試驗(yàn)方案，即首先通過(guò)浮選使大部分金隨黃鐵礦、砷黃鐵礦富集于精礦中，然后通過(guò)浮選尾礦的氰化浸出進(jìn)一步回收褐鐵礦和脈石礦物中的包裹金，以最大限度地提高金的回收率［2］，最后對(duì)含砷較高的浮選精礦進(jìn)行脫砷硫焙燒—氰化浸出。

3 試驗(yàn)結(jié)果

3.1 浮選粗選條件試驗(yàn)

按照?qǐng)D1進(jìn)行浮選粗選條件試驗(yàn)。

圖1 浮選粗選條件試驗(yàn)流程

3.1.1 磨礦細(xì)度試驗(yàn)

在pH調(diào)整劑為1 000 g／t碳酸鈉、水玻璃用量為600 g／t、六偏磷酸鈉用量為200 g／t、硫酸銅用量為100 g／t、捕收劑為100 g／t丁黃藥條件下進(jìn)行磨礦細(xì)度試驗(yàn)，結(jié)果見圖2。

圖2 磨礦細(xì)度試驗(yàn)結(jié)果

由圖2可知，隨著磨礦細(xì)度的提高，粗精礦金回收率逐漸上升而金品位逐漸下降，但磨礦細(xì)度超過(guò)－74μm占80%后，粗精礦金回收率僅上升1.26個(gè)百分點(diǎn)。因此選擇磨礦細(xì)度為－74μm占80%。

3.1.2 pH調(diào)整劑試驗(yàn)

對(duì)于載金硫化礦物，一般采用碳酸鈉或石灰將礦漿pH調(diào)整到8～9后以黃藥或黑藥類藥劑作為捕收劑進(jìn)行浮選［3］。在磨礦細(xì)度為－74μm占80%、水玻璃用量為600 g／t、六偏磷酸鈉用量為200 g／t、硫酸銅用量為100 g／t、捕收劑為100 g／t丁黃藥條件下考察不同pH調(diào)整劑對(duì)粗精礦指標(biāo)的影響，試驗(yàn)結(jié)果見表3。

表3 pH調(diào)整劑試驗(yàn)結(jié)果

表3表明，用碳酸鈉調(diào)礦漿pH為8時(shí)粗精礦指標(biāo)較好，尤其是金回收率較高。因此選擇以碳酸鈉作為pH調(diào)整劑將礦漿pH調(diào)整到8，其用量為1 000 g／t。

3.1.3 水玻璃用量試驗(yàn)

原礦中含黏土類礦物，在磨礦過(guò)程中易產(chǎn)生礦泥干擾浮選過(guò)程。水玻璃、六偏硫酸鈉是浮選過(guò)程中比較常用的分散劑，可減輕礦泥對(duì)浮選過(guò)程的影響。在磨礦細(xì)度為－74μm占80%、pH調(diào)整劑為1 000 g／t碳酸鈉、六偏磷酸鈉用量為200 g／t、硫酸銅用量為100 g／t、捕收劑為100 g／t丁黃藥條件下進(jìn)行水玻璃用量試驗(yàn)，結(jié)果如圖3所示。

圖3 水玻璃用量試驗(yàn)結(jié)果

圖3表明，隨著水玻璃用量的增加，粗精礦金品位逐漸上升而金回收率逐漸下降。為保證粗選有較高的回收率，選擇水玻璃用量為1 000 g／t。

3.1.4 六偏磷酸鈉用量試驗(yàn)

在磨礦細(xì)度為－74μm占80%、pH調(diào)整劑為1 000 g／t碳酸鈉、水玻璃用量為1 000 g／t、硫酸銅用量為100 g／t、捕收劑為100 g／t丁黃藥條件下進(jìn)行六偏磷酸鈉用量試驗(yàn)，結(jié)果如圖4所示。

圖4 六偏硫酸鈉用量試驗(yàn)結(jié)果

由圖4可知，隨著六偏磷酸鈉用量的增加，粗精礦金品位逐漸上升，而粗精礦金回收率先上升后下降，并在六偏磷酸鈉用量為300 g／t時(shí)出現(xiàn)最高值。為保證粗選有較高的回收率，選擇六偏磷酸鈉用量為300 g／t。

3.1.5 硫酸銅用量試驗(yàn)

硫酸銅可在硫化礦物表面發(fā)生復(fù)分解反應(yīng)，形成活化膜，從而使硫化礦物更容易與捕收劑發(fā)生作用；但硫酸銅用量過(guò)大時(shí)，會(huì)破壞過(guò)程的選擇性，硫化礦物反而會(huì)受到抑制［4］。在磨礦細(xì)度為－74μm占80%、pH調(diào)整劑為1 000 g／t碳酸鈉、水玻璃用量為1 000 g／t、六偏磷酸鈉用量為300 g／t、捕收劑為100 g／t丁黃藥條件下進(jìn)行硫酸銅用量試驗(yàn)，結(jié)果見圖5。

圖5 硫酸銅用量試驗(yàn)結(jié)果

圖5表明，粗精礦金品位隨著硫酸銅用量的增加逐漸上升，粗精礦金回收率則在硫酸銅用量達(dá)到200 g／t后由上升轉(zhuǎn)為下降。因此，選擇硫酸銅用量為200 g／t。

3.1.6 捕收劑試驗(yàn)

混合捕收劑不僅可加快礦物表面疏水層的形成，還能使礦物表面吸附的藥劑層比較致密，因此，混合捕收劑往往比單一捕收劑效果好［5］。在磨礦細(xì)度為－74μm占80%、pH調(diào)整劑為1 000 g／t碳酸鈉、水玻璃用量為1 000 g／t、六偏磷酸鈉用量為300 g／t、硫酸銅用量為200 g／t的條件下，分別以單一丁黃藥、丁黃藥＋丁銨黑藥、丁黃藥＋BK404為捕收劑進(jìn)行粗選，試驗(yàn)結(jié)果見表4。根據(jù)表4，選擇丁黃藥＋丁銨黑藥作為捕收劑，其粗選用量為50＋50 g／t。

表4 捕收劑試驗(yàn)結(jié)果

3.2 浮選尾礦氰化浸出試驗(yàn)

在粗選條件試驗(yàn)的基礎(chǔ)上，對(duì)原礦進(jìn)行1粗2掃開路浮選（掃選1添加硫酸銅100 g／t、丁黃藥＋丁銨黑藥25＋25 g／t、2號(hào)油13 g／t，掃選2添加硫酸銅50 g／t、丁黃藥＋丁銨黑藥15＋15 g／t、2號(hào)油7 g／t），然后按圖6流程考察所得尾礦的氰化浸出效果（浸出條件參照全泥氰化浸出探索試驗(yàn)結(jié)果確定，藥劑用量對(duì)原礦計(jì)），試驗(yàn)結(jié)果見表5。

圖6 開路浮選尾礦氰化浸出試驗(yàn)流程

表5 開路浮選尾礦氰化浸出考察結(jié)果

由表5可知，開路浮選尾礦氰化浸出的作業(yè)金浸出率達(dá)100.00%－16.50%＝83.50%，說(shuō)明浮選尾礦可以取得較好的氰化浸出效果，從而大大減少金的損失。

3.3 浮選—尾礦氰化浸出閉路流程試驗(yàn)

根據(jù)以上試驗(yàn)結(jié)果，按圖7進(jìn)行浮選—尾礦氰化浸出閉路流程試驗(yàn)，所得浮選指標(biāo)和氰化浸出指標(biāo)分別見表6、表7。

圖7 浮選—尾礦氰化浸出閉路試驗(yàn)流程

表6 閉路浮選指標(biāo) %

表7 閉路浮選尾礦氰化浸出指標(biāo)

表6、表7表明：原礦經(jīng)閉路浮選，可獲得金品位為61.88%、砷含量為4.21%、硫含量為36.50%、金回收率為77.57%的金精礦；閉路浮選尾礦經(jīng)氰化浸出，可獲得作業(yè)金浸出率為100.00%－24.15%＝75.85%、對(duì)原礦金回收率為22.43%－5.41%＝17.02%的浸出液；金精礦和尾礦浸出液中金的回收率合計(jì)達(dá)到94.59%。

3.4 金精礦焙燒—氰化浸出試驗(yàn)

焙燒是金精礦氰化浸出前廣泛應(yīng)用的預(yù)處理方法。通過(guò)焙燒，一方面可使包裹金因硫、砷礦物分解而充分表露，便于氰化浸取，另一方面可使分解出的硫、砷呈低價(jià)氧化物揮發(fā)，從而達(dá)到脫砷的目的。

將閉路浮選金精礦按圖8進(jìn)行焙燒—氰化浸出試驗(yàn)（圖中藥劑用量對(duì)金精礦計(jì)），所得焙燒結(jié)果和氰化浸出結(jié)果分別見表8、表9。

圖8 金精礦焙燒—氰化浸出試驗(yàn)流程

表8 金精礦焙燒結(jié)果 %

表9 焙砂氰化浸出結(jié)果

表8表明，閉路浮選金精礦經(jīng)焙燒后，脫砷率為93.68%，焙砂中的砷含量降到了0.38%，符合YB 2430—1988［6］對(duì)金精礦的品質(zhì)要求。

由表9可知：金精礦焙砂經(jīng)氰化浸出，作業(yè)金浸出率為100.00%－6.72%＝93.28%、對(duì)原礦金回收率為77.57%－5.21%＝72.36%；金精礦焙砂浸出液和浮選尾礦浸出液中金的總回收率為72.36%＋17.02%＝89.38%。

4 結(jié) 論

（1）某金礦石含Au 1.36g／t、含S 0.68%、含As 0.086%，金主要以微細(xì)粒包裹體賦存在黃鐵礦、砷黃鐵礦和褐鐵礦中，屬于石英脈型微細(xì)粒嵌布低品位金礦石。

（2）試驗(yàn)首先采用浮選對(duì)含金黃鐵礦和砷黃鐵礦進(jìn)行回收，可獲得金品位為61.88 g／t、砷含量為4.21%、金回收率為77.57%的金精礦；再對(duì)浮選尾礦進(jìn)行氰化浸出，金的作業(yè)浸出率為75.85%、對(duì)原礦回收率為17.02%；浮選—尾礦氰化浸出后金的回收率合計(jì)達(dá)到94.59%。

（3）金精礦經(jīng)焙燒預(yù)處理，脫砷率達(dá)93.68%，焙砂砷含量符合金精礦品質(zhì)要求；焙砂經(jīng)氰化浸出，金的作業(yè)浸出率為93.28%、對(duì)原礦回收率為72.36%，金精礦焙砂浸出液和浮選尾礦浸出液的綜合金回收率為89.38%。

［1］李 巖，周桂英，宋永勝.青海某含砷金精礦焙燒浸出試驗(yàn)研究［J］.金屬礦山，2009（8）：57-59.

［2］葉富興.從難處理含金黃鐵礦中回收金的研究［J］.材料研究與應(yīng)用，2010，4（2）：145-148.

［3］周 濤，吳 斌，師偉紅.邛莫－拉爾瑪某難選金礦石選礦試驗(yàn)研究［J］.礦產(chǎn)綜合利用，2011（2）：13-16.

［4］王彩霞，張立征，姚 凱.活化調(diào)整劑提高選金回收率的研究及應(yīng)用［J］.有色金屬：選礦部分，2003（4）：32-33.

［5］呂祥林.新疆哈巴河托庫(kù)孜巴依金礦選礦實(shí)踐研究［J］.新疆有色金屬，2011（3）：50-53.

［6］YB 2430—1988 金精礦［S］.北京：中華人民共和國(guó)冶金工業(yè)部，1988.

Beneficiation Experiment of a Quartz Vein-type M icro-fine Dissem inated Low-grade Gold Ore

Du Shuhua Chen Limin Liao Li
（Anhui Geological Experiment Institute）

In order to provide the basis for development and utilization of a quartz vein typemicro-fine disseminated low-grade gold ore，and according to the nature of the ore，beneficiation tests weremade by adopting the process of flotation-cyanide leaching of flotation tailings-cyanide leaching after roasting of flotation concentrate.The results showed that：through flotation and cyanide leaching of tailings，gold concentrate with Au grade of61.88 g／t，As content of4.21%and Au recovery of77.57%and tailing leaching solution with gold leaching rate of 75.85%and gold recovery rate to the raw ore of17.02%were separately obtained.Total gold recovery from both above reached 94.59%.Through roasting pre-treatment of gold concentrate，arsenic content in roasting dropped to 0.38%，and gold grades reached 88.40 g／t；Gold leaching rate was up to 93.28%by roasting and cyanide leaching，and gold recovery to the raw ore was72.36%.Total gold recovery from roasting of gold concentrate and cyanide leaching of flotation tailingswas 89.38%.

Quartz vein-typemicro-fine disseminated low-grade gold ore，F(xiàn)lotation，Cyanide leaching of flotation tailings，Roasting-cyanide leaching of flotation concentrate

2013-06-04）

杜淑華（1979—），女，工程師，博士，230001安徽省合肥市蕪湖路239號(hào)。