某高硫砷難處理金礦石選礦試驗研究

潘彥岑 靳建平 李艷軍 董再蒸

(1.東北大學資源與土木工程學院,遼寧 沈陽 110819;2.難采選鐵礦資源高效開發利用技術國家地方聯合工程研究中心,遼寧 沈陽110819)

金不僅具有重要的金融價值,還是通信、航天、化工等領域的重要原材料[1-2]。 隨著金礦資源的開發利用,易選易處理金礦日益減少,礦物嵌布粒度細、金品位低、硫砷含量高的難處理金礦石逐漸成為主要開發利用對象[3-5]。 目前,金礦常用的處理方法包括重選法、浮選法、浸出法以及聯合工藝等。 其中,浮選是應用廣泛且有效的富集方法,通過捕收黃鐵礦、毒砂等載金礦物實現對金的富集,然后進行加工提煉[6-7]。然而,對于一些嵌布粒度微細甚至屬于顯微粒度的金礦石,或載金礦物中相當部分為非硫化礦物的金礦石,單一浮選工藝往往尾礦金品位較高。 針對類似性質的金礦石,研究人員開展了大量研究工作。 丘世澄等[8]采用浮選—浸出聯合工藝處理某金銀礦石,經1粗4 精2 掃浮選流程處理可獲得金、銀品位分別為77.19 g/t、11 302 g/t,金、銀回收率分別為75.58%和94.02%的精礦;浮選尾礦經氰化浸出,殘留金、銀的浸出率分別為91.87%和49.56%,全流程金、銀總回收率分別達98. 01%和96. 98%;岳濤等[9]采用浮選—氰化聯合工藝處理福建某低品位金銅混合礦石,全流程金回收率達89.05%,銅回收率達87.09%。

某高硫砷金礦石的金、銀品位分別為2.90 g/t 和59.00 g/t,含砷6.06%、含硫5.20%,金主要以顯微金的形式存在,與黃銅礦、磁黃鐵礦等礦物連生于毒砂裂縫中,具有載金礦物粒度細、砷硫含量高等特點,嚴重影響金的浮選指標。 基于礦石性質,開展了浮選和氰化浸出試驗研究,確定了浮選—硫砷分離—尾礦氰化浸出工藝流程及適宜選冶條件,為該金礦資源的開發利用提供了技術依據。

1 礦石性質

1.1 化學組成

某高硫砷金礦石主要化學成分分析結果見表1,金銀物相分析結果分別見表2、表3。

表1 礦石主要化學成分分析結果Table 1 Results of main chemical composition analysis for the ores %

表2 礦石金物相分析結果Table 2 Results of gold phase analysis for the ores

表3 礦石銀物相分析結果Table 3 Results of silver phase analysis for the ores

由表1 可知,礦石中具有回收價值的組分為金和銀,含量分別為2.90 g/t 和59.00 g/t;鐵、銅、鉛的含量分別為12.70%、0.24%和0.30%,均具有一定的綜合回收價值。 礦石中有害組分硫、砷的含量分別為5.20%和6.06%,砷含量較高,對Au、Ag 的回收利用有一定不利影響。

由表2 和表3 可知,礦石中金主要以硫化物包裹金的形式存在,分布率為52. 16%;其次以硅酸鹽包裹金和裸露—半裸露金的形式存在,分布率分別為18.34%和16.19%;碳酸鹽包裹金及赤褐鐵礦物包裹金含量相對較少。 銀主要以硫化物中銀及自然銀的形式存在,分布率分別為48.81%和47.46%,硅酸鹽中銀含量相對較少。

1.2 礦物組成

礦石礦物組成分析結果見表4。

表4 礦石礦物組成及含量Table 4 Minerals composition and its content in the ores %

由表4 可知,礦石中金屬礦物主要為毒砂,含量為13.00%,其次為磁黃鐵礦、黃鐵礦等,含量分別為3.10%和2.41%;非金屬礦物主要為石英、綠泥石、長石,含量分別為36.92%、17.33%和10.00%。

1.3 金礦物的嵌布特征及粒度

礦石中金礦物以顯微金為主,占59. 04%,細粒金占40.96%。 金礦物粒度及嵌布特征見表5,金礦物與載金礦物嵌布關系見圖1。

圖1 金礦物與載金礦物嵌布關系Fig.1 Disseminated relationship between gold minerals and gold-bearing minerals

表5 礦石中金礦物的粒度及嵌布狀態特征Table 5 Grain size and distribution state characteristics of gold minerals in the ores

由表5 可知,金礦物主要以粒間—裂隙金形式存在,占62.56%;其次是裂隙金,占30.40%;粒間金和包裹金較少。

由圖1 可知,金礦物主要與黃銅礦、磁黃鐵礦等載金礦物連生于毒砂裂隙中。

2 試驗方案確定

礦石工藝礦物學研究結果顯示,金礦物與黃銅礦、磁黃鐵礦、毒砂等硫化礦共生。 金礦物嵌布粒度微細,均為顯微金和細粒金,未發現粗粒金。 目前適用于細粒金的選別方法主要為氰化浸出法和浮選法[10-12]。 將礦石磨至-0.074 mm 占95%,石灰調漿至pH=11,在液固比2 ∶1 mL/g、高錳酸鉀用量4 kg/t、預氧化時間2 h、氰化鈉用量10 kg/t、浸出時間24 h的條件下進行氰化浸出試驗,最終金浸出率僅為21.03%。 浸出效果不佳的原因是浸出過程中,硫、砷、鐵等組分會消耗浸液中的浸出劑,同時還形成二次包裹,阻礙金與浸出劑的接觸[13]。 綜合考慮,采用浮選—尾礦浸出工藝流程開展金回收試驗研究。

3 試驗結果與討論

3.1 浮選試驗

試驗前期進行了捕收劑種類與調整劑種類預試驗,發現碳酸鈉+硫化鈉為調整劑,丁基黃藥或丁基黃藥+丁銨黑藥為捕收劑對金的回收較為有利。 此外,混合捕收劑的使用有利于提高有價金屬回收率、降低總捕收劑用量[14-15]。 綜合考慮,選用碳酸鈉+硫化鈉調漿、硫酸銅活化、丁基黃藥+丁銨黑藥捕收,進行流程為1 次粗選條件試驗。

3.1.1 碳酸鈉用量試驗

固定磨礦細度-0.074 mm 占75%、硫化鈉用量600 g/t,在粗選丁基黃藥+丁銨黑藥用量20+10 g/t、硫酸銅用量300 g/t、2 號油用量20 g/t 的條件下,考察碳酸鈉用量對金浮選指標的影響,試驗結果如圖2所示。

圖2 碳酸鈉用量試驗結果Fig.2 Test results of sodium carbonate dosage

由圖2 可知,隨著碳酸鈉用量的增加,粗精礦金回收率逐漸上升后趨于穩定,金品位先上升后下降。 當碳酸鈉用量為2 000 g/t 時,粗精礦金品位達到最高15.58 g/t,金回收率較高,為75.91%。 因此,確定碳酸鈉用量為2 000 g/t。

3.1.2 硫化鈉用量試驗

固定磨礦細度-0.074 mm 占75%、碳酸鈉用量2 000 g/t,在粗選丁基黃藥+丁銨黑藥用量20+10 g/t、硫酸銅用量300 g/t、2 號油用量20 g/t 的條件下,考察硫化鈉用量對金浮選指標的影響,試驗結果如圖3 所示。

圖3 硫化鈉用量試驗結果Fig.3 Test results of sodium sulfide dosage

由圖3 可知,隨著硫化鈉用量的增加,粗精礦金回收率先下降后上升,金品位先上升后下降。 當硫化鈉用量為600 g/t 時,粗精礦的金品位和金回收率均較高,分別為15.58 g/t 和75.91%。 因此,確定硫化鈉用量為600 g/t。

3.1.3 硫酸銅用量試驗

固定磨礦細度-0.074 mm 占75%、碳酸鈉用量2 000 g/t、硫化鈉用量600 g/t,在粗選丁基黃藥+丁銨黑藥用量20+10 g/t、2 號油用量20 g/t 的條件下,考察硫酸銅用量對金浮選指標的影響,試驗結果如圖4 所示。

圖4 硫酸銅用量試驗結果Fig.4 Test results of copper sulfate dosage

由圖4 可知,隨著硫酸銅用量的增加,粗精礦金回收率先上升后下降,金品位先下降后上升。 當硫酸銅用量為300 g/t 時,粗精礦的金回收率達到最高75.91%。 故確定硫酸銅用量為300 g/t。

3.1.4 丁基黃藥用量試驗

固定磨礦細度-0.074 mm 占75%、硫化鈉用量600 g/t、碳酸鈉用量2 000 g/t,在粗選丁銨黑藥用量10 g/t、硫酸銅用量300 g/t、2 號油用量20 g/t 的條件下,考察丁基黃藥用量對金浮選指標的影響,試驗結果如圖5 所示。

圖5 丁基黃藥總用量試驗結果Fig.5 Test results of xanthate total dosage

由圖5 可知,隨著丁基黃藥用量的增加,粗精礦金回收率呈上升趨勢,金品位先維持在高位后下降。當丁基黃藥用量為40 g/t 時,金回收率為77.42%,金品位為15.63 g/t;丁基黃藥用量為60 g/t 時,雖然金回收率較高,但金品位較低。 綜合考慮,確定丁基黃藥用量為40 g/t。

3.1.5 丁銨黑藥用量試驗

固定磨礦細度-0.074mm 占75%、硫化鈉用量600 g/t、碳酸鈉用量2 000 g/t,在粗選丁基黃藥用量40 g/t、硫酸銅用量300 g/t、2 號油用量20 g/t 的條件下,考察丁銨黑藥用量對金浮選指標的影響,試驗結果如圖6 所示。

圖6 丁銨黑藥用量試驗結果Fig.6 Test results of ammonium butyrate black dosage

由圖6 可知,隨著丁銨黑藥用量的增加,粗精礦金回收率上升,金品位下降。 綜合考慮,確定丁銨黑藥用量為32 g/t。

3.2 再磨細度試驗

為盡可能提高精礦金品位,對粗精礦進行了精選探索試驗,發現粗精礦再磨、不添加藥劑精選所得精礦金品位較高。 綜合考慮,采用1 粗2 精工藝流程進行了再磨礦細度試驗研究,結果如圖7 所示。

圖7 粗磨細度試驗結果Fig.7 Test results of roughing grinding fineness

由圖7 可知,隨著再磨細度的提高,精礦金品位明顯上升,但金回收率明顯下降。 綜合考慮,確定再磨細度為-0.038 mm 占99%。

3.3 閉路試驗

在條件試驗的基礎上進行閉路試驗,具體試驗流程如圖8 所示,試驗結果見表6。

圖8 閉路試驗流程Fi g.8 Closed-circuit test process

表6 閉路試驗結果Table 6 Closed-circuit test results

由表6 可知,金精礦的金品位為17.19 g/t,金回收率為79. 06%,銀品位為269. 00 g/t,銀回收率為68.73%;尾礦金品位為0.70 g/t,金回收率為20.94%,銀品位為19.00 g/t,銀回收率為31.27%。

3.4 浮選尾礦氰化浸出試驗

由于浮選閉路試驗所得尾礦的金、銀品位偏高,故對其進行再磨—氰化浸出試驗。 固定液固比為3 ∶1 mL/g,礦漿pH 為11,氰化鈉用量為6 000 g/t、氰化時間為24 h,考察尾礦再磨細度對浮選尾礦氰化浸出效果的影響,試驗結果見表7。

表7 浮選尾礦氰化浸出試驗結果Table 7 Results of cyanidation leaching test of flotation tailings

由表7 可知,當磨礦細度為-0.010 mm 占86%時,金浸出率為22.22%,銀浸出率為57.78%,選冶綜合金回收率為83.71%,銀回收率為86.80%,指標較好。

4 結 論

(1)某高硫砷金礦石金品位為2.90 g/t、銀品位為59.00 g/t、As 含量為6.06%、S 含量5.20%,礦石性質復雜,金礦物嵌布粒度較細,多為顯微金,其嵌布狀態以粒間—裂隙金為主。 金主要以硫化物包裹金的形式存在,其次為硅酸鹽包裹金和裸露半裸露金。 主要載金礦物為毒砂、黃銅礦以及磁黃鐵礦;主要金屬礦物有毒砂、黃鐵礦、磁黃鐵礦、黃銅礦等,主要非金屬礦物有石英、綠泥石、長石等、輝石等。

(2)在最佳浮選藥劑制度下,固定磨礦細度為-0.074 mm 占75%、再磨細度為-0.038 mm 占99%,浮選尾砂在磨礦細度為-0.010 mm 占86%、液固比為3 ∶1 mL/g、礦漿pH 為11、氰化鈉用量為6 000 g/t、氰化時間為24 h 情況下,對該礦石進行浮選—尾礦氰化浸出試驗,最終獲得金品位為17.19 g/t,金回收率為79. 06%,銀品位為269. 00 g/t,銀回收率為68.73%的金精礦;尾礦金浸出率為22.22%,銀浸出率為57.78%。 金的選冶綜合回收率為83. 71%,銀的選冶綜合回收率為86.80%。

(3)采用浮選尾礦浸出工藝,解決了尾礦金、銀品位較高的問題,優選浮選避免了硫、砷對浸出過程的影響,實現了礦石中金和銀的有效回收。