廣西某金礦石選礦工藝試驗

蔣茂林 丘盛華

(廣西冶金研究院有限公司)

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廣西某金礦石選礦工藝試驗

蔣茂林 丘盛華

(廣西冶金研究院有限公司)

廣西某含砷金礦石金品位4.20 g/t，含砷1.76%，金主要呈超顯微金、膠態金的形態包裹于黃鐵礦、毒砂及其次生礦物褐鐵礦中，嵌布粒度細，較難選別。為回收該礦石中的金，分別采用直接浸出工藝和浮選—焙燒—浸出工藝進行選礦試驗。結果表明：①堆浸直接浸出工藝金浸出率低，在入浸礦石粒度-5 mm時浸出率僅28.48%；②全泥氰化浸出工藝在磨礦細度-0.074 mm 6.58%時，金浸出率34.03%，仍不理想；③浮選—焙燒—浸出工藝在磨礦細度-0.074 mm 5.74%、焙燒溫度550 ℃、氰化鈉用量1 500 g/t時，可獲得金浸出率90.43%的良好指標，可作為確定該金礦石選礦工藝的技術依據。

金礦石 浮選 焙燒 直接浸出

廣西某含砷黃鐵礦型金礦石金品位4.20 g/t，礦石中金屬礦物以黃鐵礦、褐鐵礦、毒砂為主，臭蔥石少量，脈石礦物主要有石英、長石、黏土礦物等，白云石、炭質等少量。金主要呈超顯微金、膠態金的形態包裹于黃鐵礦、毒砂及其次生礦物褐鐵礦中，黃鐵礦、毒砂粒度極細，不易與脈石礦物解離，金回收難度較大。針對該礦石特點，進行直接浸出和浮選—焙燒—氰化浸出兩種工藝回收金的試驗。

1 礦石性質

1.1 礦石成分分析

對廣西某含砷金礦石的代表性礦樣進行化學多元素分析和主要礦物組成分析，結果分別見表1、表2。

表1 化學多元素分析結果 %

注：Au、Ag含量單位為g/t。

從表1可以看出，礦石主要可回收元素是金，品位 4.20 g/t，銀含量較低，達不到綜合回收利用的最低品位要求；脈石成分主要為SiO2、Al2O3，硫含量4.53%，有害元素砷含量1.76%，選礦中需要避免其在精礦中富集。

表2 礦物組成及含量 %

注：“其它”包括黃銅礦、閃鋅礦、方鉛礦等微量礦物。

從表2可知，礦石主要金屬礦物黃鐵礦、毒砂、褐鐵礦、臭蔥石含量分別為10.6%、2.2%、6%～7%、0.55%，主要脈石礦物石英、長石、黏土礦物含量分別為26%、26%、24%～25%。

1.2 主要礦物嵌布特征

黃鐵礦多呈半自形晶—他形晶結構，以細粒—微細粒嵌布為主，粒度一般為0.01～0.10 mm。黃鐵礦與脈石關系密切，呈星點狀浸染于脈石中，少數黃鐵礦與毒砂連生。

毒砂多數呈菱面體、柱狀的自形晶或半自形晶結構，粒度普遍很細，一般為0.003～0.05 mm。一般與脈石關系密切，常分散嵌布于脈石中。

褐鐵礦為黃鐵礦的次生礦物，少量呈黃鐵礦假象，多數呈膠體狀或細鱗片狀與黏土礦物混合共生。

石英主要呈他形晶粒狀產出，有的呈細粒狀緊密鑲嵌結構，有的分散于長石顆粒間。

在500倍的顯微鏡下未發現單體金，金主要呈超顯微金、膠態金的形態包裹于黃鐵礦、毒砂等硫化礦中，或吸附在硫化礦晶體面上及裂隙面中。

2 試驗結果與討論

針對載金礦物嵌布粒度極細的特點，分別采用直接浸出和浮選—焙燒—氰化浸出工藝進行選別試驗。

2.1 直接浸出試驗

2.1.1 堆浸試驗

堆浸具有工藝簡單、投資少、生產成本低等優點[1-3]。固定礦漿pH= 11、氰化鈉用量1.0 kg/t、噴淋強度20 L/(m3·h)、浸出時間15 d，改變礦石入浸粒度進行堆浸試驗，結果見表3。

表3 堆浸試驗結果

從表3可以看出，隨著礦石入浸粒度減小，金浸出率逐漸提高。當入浸粒度由-25 mm降低至-5 mm時，金浸出率由24.35%提高到28.48%，提高了4.13個百分點。即使入浸粒度僅-5 mm，堆浸工藝金浸出率仍較低(<30%)，說明堆浸工藝處理該金礦效果較差。

2.1.2 全泥氰化浸出試驗

考慮到礦石細磨可使載金礦物包裹的金充分暴露，對氰化浸出有利，因此進行全泥氰化浸出試驗。在礦漿pH=11、氰化鈉用量1.0 kg/t、攪拌浸出時間24 h的條件下，考察不同入浸礦石磨礦細度對浸出指標的影響，結果見表4。

表4 全泥氰化浸出試驗結果

從表4可以看出，隨著入浸礦石磨礦細度的增大，金浸出率逐漸提高。當磨礦細度-0.074 mm占86.58%時，金浸出率34.03%；繼續增大磨礦細度，金浸出率提高不明顯。相比堆浸工藝，全泥氰化浸出工藝可以進一步提高金的浸出率約6個百分點，提高幅度不大。因此，采用全泥氰化浸出工藝處理該礦石，金浸出效果仍不理想。

2.2 浮選—焙燒—氰化浸出試驗

因黃鐵礦、毒砂等硫化礦物可浮性好，被包裹的金可在磨礦過程中給予暴露，并具有一定的可浮性[4]，因此采用浮選—焙燒—氰化浸出工藝進行試驗。

2.2.1 浮選試驗

礦石磨至不同細度后，進行浮選試驗，試驗流程見圖1，結果見表5。

圖1 浮選試驗流程

從表5可知，隨著磨礦細度的增大，金精礦回收率逐漸提高。當磨礦細度-0.074 mm占75.74%時，金回收率94.48%；繼續增大磨礦細度，金回收率提高不明顯。可見，浮選能得到金回收率較高的金精礦，選擇磨礦細度-0.074 mm 75.74%。

表5 不同磨礦細度下浮選試驗結果

2.2.2 浮選精礦焙燒試驗

焙燒法具有工藝簡單、操作方便、適應性強等優點，是國內外應用較廣的難浸金礦石預處理工藝，主要用于含硫、砷金礦石中有害成分的揮發、脫除，并使包裹于硫化礦物中的金充分暴露出來，生成一種適于氰化的多孔焙砂[5]。

浮選精礦含硫25.82%、含砷10.21%，將其置于馬弗爐中進行焙燒試驗，不同焙燒溫度下試驗結果見表6。

表6 浮選精礦焙燒溫度試驗結果

從表6可以看出，隨著焙燒溫度的升高，硫、砷揮發率逐漸提高。焙燒溫度為550 ℃時，硫揮發率達到90.64%，砷揮發率達到99.12%，基本達到消除硫、砷對后續浸出影響的目的，焙燒效果理想。繼續增加焙燒溫度，硫、砷揮發率已無明顯提高，因此選擇焙燒溫度550 ℃。

2.2.3 焙燒礦氰化浸出試驗

固定礦漿pH=11、攪拌浸出時間24 h，改變氰化鈉用量對焙燒礦進行氰化浸出試驗，結果見表7。

表7 焙燒礦氰化浸出試驗結果

從表7可以看出，隨著氰化鈉用量的增加，金浸出率逐漸提高。當氰化鈉用量為1 500 g/t時，金浸出率已達到96.31%；繼續增加氰化鈉用量，金浸出率提高幅度不明顯。說明焙燒后，硫、砷等有害組分揮發較為徹底，包裹于硫化礦物中的金已充分暴露，獲得了較好的浸出效果。綜合考慮，選擇氰化鈉用量為1 500 g/t。

2.3 全流程試驗

根據工藝試驗結果，確定選擇浮選—焙燒—浸出工藝對該金礦進行金的回收，并進行全流程試驗，流程見圖2，結果見表8。

圖2 全流程試驗流程

產品產率/%金品位/(g/t)金回收率/%浮選尾礦82.680.296.32浸渣11.171.243.25浸出液90.43

從表8可知，該金礦經浮選—焙燒—氰化浸出工藝處理，最終可獲得金浸出率90.43%的浸出液，選別指標較好。

3 結 論

(1)廣西某含砷金礦石金品位4.20 g/t，含硫4.53%，有害元素砷含量1.76%，金是主要回收對象，主要以超顯微金、膠態金的形態包裹于黃鐵礦、毒砂及其次生礦物褐鐵礦中，嵌布粒度細，難以回收。

(2)無論是堆浸還是全泥氰化浸出，直接浸出工藝處理該金礦，金浸出率均低于40%，指標較差；在磨礦細度-0.074mm75.74%、焙燒溫度550℃、氰化鈉用量為1500g/t條件下，浮選—焙燒—氰化浸出工藝可在焙燒時將硫、砷等有害組分徹底揮發，同時充分暴露包裹于硫化礦物中的金，最終全流程試驗金浸出率為90.43%，遠遠高于直接浸出，指標較為理想。

[1] 謝李泉.紫金山金礦縮短堆浸周期的研究與實踐[J].礦產保護與利用，2002(5)：25-26.

[2] 習 泳，吳愛祥，朱志根.礦石堆浸浸出率影響因素研究及其優化[J].礦業研究與開發， 2005(10)：19-22.

[3] 毛益林，陳曉青，楊進忠，等.某低品位氧化型金礦可選性試驗研究[J].礦產綜合利用，20l0(4)：8-11.

[4] 易正明.某難選金礦的選礦試驗研究[J].礦業快報，2008(7)：31-33.

[5] 呂憲俊，王志江，楊云中.氰化法提金概論[M].西安：陜西科學技術出版社，1997．

Processing Test on a Gold Ore from Guangxi

Jiang Maolin Qiu Shenghua

(Guangxi Institute of Metallurgy Co., Ltd.)

There is 4.20 g/t gold, 1.76% arsenic in an arsenic bearing gold ore from Guangxi. Gold mainly in super micro or colloidal morphology packed in pyrite, arsenopyrite and secondary limonite. Gold is finely disseminated and difficult to be separated. To recovery the gold in ore, beneficiation test were conducted via direct leaching process and flotation-roasting-leaching process. The results showed that:①gold leaching rate by direct heap leaching process is low, leaching rate was only 28.48% at feeding granularity of -5 mm；②gold leaching rate by all slime cyanidation leaching process is only 28.48% at grinding fineness of -0.074 mm 6.58%；③gold leaching rate of 90.43% was obtained by flotation-roasting-leaching process at grinding fineness of -0.074 mm 5.74%, calcination temperature 550 ℃, sodium cyanide dosage of 1 500 g/t. Test results can be the basis for determination of dressing process for the gold ore.

Gold ore， Flotation， Roasting， Direct leaching

2016-08-22)

蔣茂林(1986—)，女，助理工程師，530023 廣西省南寧市長崗路40號。