楊偉甲,周光浪
(鶴慶北衙礦業有限公司,云南 大理 671507)
某全泥氰化炭漿廠處理量為1 000 t/d,其處理的礦石為單一的含金氧化礦石,原流程中無磨礦作業,即礦石經一段破碎后進行洗礦、分級,然后再進行氰化浸出來回收礦石中的金,其中返砂由于含金品位較低暫未進行利用,將其堆存于尾礦庫。隨著礦山的不斷開采,原礦中金品位逐漸降低,礦區深部的礦石,其性質也發生了一定程度的變化。目前出現炭漿金品位偏低,而返砂中金品位偏高,以及生產的不穩定和處理量降低等問題,嚴重影響了炭漿廠的持續生產和經濟效益。針對存在的問題重點開展了礦石的工藝礦物學分析、流程考查分析和礦石的可選性試驗研究,以分析礦石性質的變化情況和影響生產指標的因素,為工藝流程改造和技術指標優化提供有力依據[1-3],從而提高炭漿廠的經濟效益。
該廠處理的礦石為低溫熱液微細粒型金礦,根據硫物相分析表明,礦石主要為氧化礦,有用組分主要為金,且無共伴生有害、有益組分,原礦主要化學成分分析結果見表1。

表1 原礦主要化學成分分析結果Tab.1 Main chemical composition analysis results of raw ore%
礦石主要為假象結構、填隙結構、隱晶質結構、泥質結構;主要構造有蜂窩狀構造、多孔狀構造、微晶洞構造、碎裂-角礫狀構造等。
金主要呈微細粒浸染狀賦存于高嶺石和伊利石中,少量賦存于黃鐵礦和砷黃鐵礦中,礦石的礦物組成分析結果見表2。

表2 礦石的礦物組成分析結果Tab.2 Mineral composition analysis results of ore
礦石粒度篩析和金的分布結果表明,金主要分布在+0.175 mm的粒級和-0.074 mm的粒級中,其分布率分別為50.20%和40.20%,且在+0.175 mm的粒級中金品位較高,其分析結果見表3。

表3 礦石的粒度篩析和金的分布結果Tab.3 Particle size screen analysis of ore and distribution results of gold
該廠主要采用全泥氰化的工藝從礦石中回收金,即礦石經破碎后進行洗礦、分級,然后溢流產品經濃密后進行氰化浸出,其工藝流程見圖1。通過對該炭漿廠進行工藝流程考查和生產現場跟進統計研究分析,發現該廠存在以下問題:①該廠礦石氰化浸出的細度為-0.074 mm占80%,根據對原礦的粒度篩分分析,目前礦石中-0.074 mm的粒級僅占52.92%,且金的分布只有40.20%,由于礦石中金的分布發生了變化,導致礦石經洗礦、分級后的返砂中含金較高,從而造成部分金在返砂中損失;②6#攪拌槽到壓濾工段之間無礦漿緩沖槽,經常因堵漿、漏漿等情況造成停產,導致該廠的處理量降低;③洗礦管分布不均勻,導致洗礦的效果不好,部分細粒級的礦石進入返砂中,且洗礦水量較大,使螺旋分級機的溢流濃度過低,對處理量造成了一定影響;④采用人工攪拌洗炭,導致對活性炭的預處理不充分,從而造成吸附過程中炭損過高和金的損失[4-5]。

圖1 炭漿廠原工藝流程Fig.1 The original process flow of CIP plant
金的單體解離情況是影響金浸出的重要因素,選擇適宜的磨礦細度使金礦物和脈石充分解離,能有效的提高對金的回收和降低磨礦費用[6]。為了充分回收礦石中的金,對原礦進行了磨礦氰化浸出試驗,采用的磨礦細度分別為-0.074 mm占60%、70%、80%、90%,試驗工藝流程見圖2,試驗結果見圖3。

圖2 礦石氰化浸出磨礦細度試驗工藝流程Fig.2 Process flow of cyanide leaching ore grinding fineness test of ore

圖3 礦石氰化浸出磨礦細度試驗結果Fig.3 Results of cyanide leaching ore grinding fineness test of ore
從圖3可以看出,當磨礦細度增加到-0.074 mm占70%以后,金的浸出率變化較小,表明在該磨礦細度下,礦石中大部分金已充分解離,而對部分嵌布粒度較細的微細粒金,進一步提高磨礦細度后很難達到有效解離。綜合考慮磨礦成本等因素,對礦石氰化浸出的磨礦細度選擇-0.074 mm占70%為宜。
礦漿濃度會影響 CN-、O2、Au(CN)2-在礦漿中的擴撒速度,從而影響金的浸出速度。降低礦漿濃度雖可以提高礦石的浸出速度和浸出率,但在一定處理量的情況下設備投資費用和藥劑成本等費用也會增加,因此,礦漿濃度的選擇應綜合考慮各平衡之間的關系[7]。為考察目前該廠礦漿濃度的適宜性,采用礦漿濃度為25%、30%、35%、40%、50%的條件進行氰化浸出試驗,試驗工藝流程見圖4,試驗結果見圖5。

圖4 礦石氰化浸出礦漿濃度試驗工藝流程Fig.4 Process flow of cyanide leaching pulp density concentration test of ore

圖5 礦石氰化浸出礦漿濃度試驗結果Fig.5 Results of cyanide leaching pulp density concentration test of ore
從圖5可以看出,當礦漿濃度在25%~40%之間時,對金的浸出率影響相對較小,其浸出率在87%~88%之間變化。目前該廠生產中礦漿濃度控制在28%~30%,為考慮進一步提升炭漿廠的處理量,結合試驗結果,礦漿濃度選擇40%為宜。
試驗工藝流程見圖6,試驗結果見圖7。

圖6 礦石氰化浸出氰化鈉用量試驗工藝流程Fig.6 Process flow of cyanide leaching sodium cyanide dosage test of ore

圖7 礦石氰化浸出氰化鈉用量試驗結果Fig.7 Results of cyanide leaching sodium cyanide dosage test of ore
從圖7可以看出,當氰化鈉的單耗高于200 g/t時,金的浸出率變化較小,趨于穩定,綜合考慮,氰化鈉的單耗選擇200 g/t較適宜。目前該廠生產中氰化鈉的單耗控制在(200~220)g/t,與試驗結果基本一致,暫不需進行優化調整。
試驗工藝流程見圖8,試驗結果見圖9。

圖8 礦石氰化浸出時間試驗工藝流程Fig.8 Process flow of cyanide leaching time test of ore

圖9 礦石氰化浸出時間試驗結果Fig.9 Results of cyanide leaching time test of ore
從圖9可以看出,該礦石中金較易浸出,礦石經過9 h的浸出后,金的浸出率已趨于穩定,繼續延長浸出的時間,浸出率的變化較小。目前該廠采取2段預浸和4段邊浸出邊吸附的工藝流程,其中礦石預浸時間約為18 h,結合本次試驗結果,生產中礦石的浸出時間已很充足。
實施返砂再磨再浸改造。在原工藝流程中增加返砂磨礦作業,并將螺旋分級機改為水力旋流器進行分級[8-9]。結合礦石氰化磨礦細度試驗結果,礦石磨礦細度增加到-0.074 mm占70%以后,金的浸出率已呈穩定趨勢,為降低磨礦成本費用,可將礦石細度由原來-0.074 mm占80%調整為-0.074 mm占70%。通過流程改造后,返砂經磨礦分級后進入了氰化系統,從而實現了對返砂中金的回收,使炭漿廠的產金量可增加約30%。
礦漿緩沖槽改造。為解決在壓濾工段堵漿期間造成的停產問題,結合氰化浸出的試驗結果,可將原氰化工藝流程中在3#攪拌槽加炭和提炭改為在2#攪拌槽進行,即礦石在1#攪拌槽進行預浸,在2#至5#攪拌槽內進行邊浸出邊吸附,形成1段預浸4段吸附的工藝流程,然后把6#攪拌槽改為礦漿緩沖槽,當壓濾工段出現堵漿時可將礦漿暫存于緩沖槽中。另將氰化的礦漿濃度由原來的28%~30%調整為40%,同時由于礦漿濃度的提高和現使用的橋篩過漿面積小,為增大過漿面積,將目前橋式隔炭篩改為圓筒式隔炭篩。流程經改造后,炭漿廠日處理量可增加約300 t,其產金量可增加約30%;改善洗礦的效果,更換洗礦管的布置和出水口的設置,使出水均勻噴灑到篩網上,同時適當增大篩網的尺寸,確保洗礦徹底和降低洗礦水的用量。
建立洗炭系統,加強活性炭的預處理。更換現在人工洗炭池,換為機械攪拌洗炭機,并增加篩分設備流程,預先除去炭棱角、易碎炭、微細粒炭,從而減少吸附過程中金的損失[10]。
通過以上方案改造后,使炭漿廠在返砂中損失的金得到了有效回收,且日處理量進一步得到提升,可到達1 300 t/d。從而提高了炭漿廠的經濟效益,改造后的工藝流程見圖10。

圖10 炭漿廠改造后的工藝流程Fig.10 Process flow of CIP plant after improvement
1)該炭漿廠礦石中的金主要呈微細粒浸染狀賦存于高嶺石和伊利石中,且金在+0.175 mm的粒級中的分布率達到50.20%,按現有工藝流程分析,金主要損失在返砂中。通過對返砂進行磨礦再氰化的流程改造和工藝指標優化后,可使損失在返砂中的金得到有效回收,經改造后炭漿廠的產金量可增加約30%;
2)為有效解決在壓濾工段堵漿期間造成的停產問題,可將氰化工段改造為1段預浸4段吸附的工藝流程,把6#攪拌槽改為礦漿緩沖槽,同時將礦漿濃度調整為40%,將原隔炭篩更換為圓筒式隔炭篩,經改造后炭漿廠日處理量可增加300 t,其產金量可增加約30%;
3)應加強活性炭的預處理管理,通過將活性炭進行機械攪拌擦洗,再篩分的方式預處理后,能有效地降低吸附過程中炭的損失,從而減少由炭末帶走的金屬流失,使尾渣指標得到有效控制。