塔吉克斯坦某金矿选冶设计及生产实践

1、塔吉克斯坦某金矿选冶设计及生产实践刘阅兵 (北京矿冶科技集团有限公司，北京 100160)摘 要：通过对矿石性质的研究、选冶试验分析，并结合国内外类似矿山生产实践经验，对塔吉克斯坦某金矿设计了合理的选冶工艺流程。设计的选别流程为三段一闭路破碎、两段闭路磨矿、重选+浮选的流程；设计的冶金工艺流程为氰化浸出、洗涤锌粉置换、精炼等。所采用的的工艺流程设计合理，设备选型正确，工业实施后选冶指标均达到设计水平。关键词：金矿；选别工艺；冶金工艺；设计Design and Production Practice of dressing and metallurgy of a Gold Mine in Taj

2、ikistanLIU Yuebing ,(BGRIMM Technology Group , Beijing 100160, China)Abstract: Through the study of ore properties, analysis of dressing and metallurgy test, and the experience of similar mine production practice at home and abroad, a reasonable dressing and metallurgical process was designed for a

3、gold mine in Tajikistan. The design process of ore dressing included three stage crushing with a closed one, two stage closed grinding, gravity separation and flotation; and the designed metallurgical process included cyanide leaching, washing + zinc dust replacement, refining and so on. The process

4、 flow is rational and sizing of  equipment appropriate, processing and metallurgical indicators after industrial application is up to engineering  design standard. Key words: gold ore; dressing process; metallurgica

5、l process; design塔吉克斯坦某金矿床矿石类型主要为低硫含砷石英长石型原生金矿石，氧化矿石主要赋存在矿体地表，只占总资源量的很少一部分。设计处理的矿石为采自地下的原生金矿石。企业产品方案为成品金。选厂设计规模与矿山相同，为4,000t/d，132万t/a，分两步实施。第一步2000t/d，66万t/a，扩建计划如下：投产第1年40万t/a，第2年66万t/a，第3年99万t/a，第4年达产132万t/a。选厂工作制度330d/a。（实际上为年工作365d，主厂房设备运转率90.4%，相当于330d/a。）企业服务年限18年，其中132万t/a生产期共10年，第4-13年。设计的选

6、矿工艺流程为：三段一闭路破碎，两段闭路磨矿，一段粗磨回路进行重选，二段磨矿后采用一次粗选、一次精选、三次扫选的浮选工艺流程。重选中矿及浮选金精矿经浓缩、压滤后运至黄金冶炼厂。重选精矿品位较高，可直接送黄金冶炼厂的炼金车间。黄金冶炼厂设置在矿区以外92km的某市附近，工艺流程为氰化浸出、洗涤、锌粉置换、金泥除杂、精炼，最终产出成品金。位于矿区的选厂：破碎筛分系统4000t/d规模一次建成，磨浮系统分两个系列，第一步2000t/d，第二步新增一个2000t/d系列。重选中矿及浮选金精矿脱水系统的浓缩作业一次建成，压滤作业厂房一次建成，设备分步投入。黄金冶炼厂：磨矿设备一次投入；浸出设备及厂房分步实

7、施；浸前浓缩及洗涤设备一次投入，露天设置；置换厂房一次建成，设备分步投入。炼金车间一次建成。1 矿石性质矿石中的金矿物以自然金形式存在，其它硫化矿物和金属矿物主要为黄铁矿、毒砂，其次为少量磁铁矿、钛铁矿、金红石和微量的方铅矿等；脉石矿物主要有石英、长石，其次为白云石、绿泥石，绢云母、高岭石等，还有少量的锆石、榍石及磷灰石等1。矿石主要矿物含量如表1所示。表1 原矿主要矿物含量Table 1 Main mineral content of raw ore矿物名称含量（%）矿物名称含量（%）黄铁矿0.98长 石38.20毒 砂0.70石 英36.28磁铁矿0.67白云石等碳酸盐矿物8.07钛铁矿绿

8、泥石8.61金红石绢云母、高岭石5.72其 他 0.77矿石中主要有用组分为Au，化验样中Ag平均含量2.51g/t，但在设计采出矿石中Ag平均品位很低，约为0.79g/t，已无法回收。其它伴生元素Cu、Pb、Zn品位均很低，均无综合利用价值。有害元素As含量较高，对金的回收有不利影响。矿石化学多元素分析结果如表2所示。该金矿矿石密度为2.62g/cm3，金品位5.53g/t，金矿石中金以自然金形式存在，自然金嵌布粒度呈粗、中、细粒不均匀分布。除了显微镜下可见的自然金以外，存在一部分次显微金。矿石松散系数为1.6，矿石普氏硬度系数f=68，矿石自然安息角为40o。表2 原矿化学多元素分析结果T

9、able2 Multi-Element analysis of primary ore元 素 Au*(g/t)Ag*(g/t)CuCAsST Fe含量（%）5.532.520.0801.130.320.663.12元 素ZnCaOMgOMnBiAl2O3TiO2含量（%）0.0071.162.060.0520.0058.960.67元 素SiO2PbSbK2OHgNa2O含量（%）61.480.0210.0052.890.00013.062 试验结果与讨论根据原矿主要矿物组成及原矿化学多元素分析结果，试验单位针对a、b两种综合样，在矿石工艺矿物学研究的基础上，选定四个流程分别进行了选冶探索试验

10、研究：全泥氰化工艺、全泥氰化+浸渣浮选+细磨浸出工艺、浮选+细磨氰化浸出工艺、重选+浮选+细磨氰化浸出工艺等。各探索试验中金的回收率对比见表3。表3 各方案总回收率指标对照表Table 3 Total recovery target of each option序号名称金回收率%（a综合样）金回收率%（b综合样）1全泥氰化90.0584.182全泥氰化+浸渣浮选+细磨浸出流程92.2387.113浮选+氰化浸出流程85.2481.294重选+浮选+氰化流程86.6281.81从实验结果看，全泥氰化-浸渣浮选-细磨浸出流程金回收率最高，但处理量大，氰化物耗量高；浮选-氰化浸出流程虽然金的总回收率

11、有所降低，但有利于减少氰化物用量，且浮选金精矿处理量少；采用重选-浮选联合流程，a矿样和b矿样金的回收率比单独浮选流程金的回收率略有提高。试验单位从冶金的角度考虑，推荐全泥氰化、浸渣焙烧浸出工艺，原则流程如图1所示。图1 推荐工艺原则流程示意图Fig.1 Recommended flowsheet试验单位对矿石工艺矿物学特性进行了详细充分的研究，并进行了大量的基础试验、优化试验，对不同流程方案进行了较为详细的对比试验，并取得了较好的选别指标，可作为设计依据。但推荐流程考虑回收率指标因素更多一些，较少考虑项目所在地具体情况（主要是环境方面）及成本因素。另外鉴于试验室重选设备的局限性，设计时重选流

12、程更多借鉴于成功的生产实践经验。3 工艺设计3.1 碎磨流程工艺流程设计根据近些年来半自磨技术的进展、国内外设计及应用半自磨的经验，考虑到选矿厂总体设计规模4000t/d及处理的矿石性质，碎磨流程的设计，相对于常规闭路破碎+球磨方案，半自磨工艺流程也是必须考虑的方案之一1-4，但由于本项目分期建设，一期2000t/d，生产第2年实施扩建，第4年达产至4000t/d，就决定了无法采用半自磨流程，故设计采用闭路破碎+球磨流程方案2-5。为保证最终破碎产品粒度，多碎少磨，节约能耗，设计采用三段一闭路破碎流程。给矿粒度600mm，产品粒度控制在-12mm。根据选矿试验结果，确定物料选别前的磨矿细度为-

13、0.074mm占85.0%，故设计采用两段闭路磨矿流程。其中一段磨矿细度控制在-0.074mm占55.0%-60.0%。两段磨矿分级作业均采用湿式溢流型球磨机与水力旋流器组成闭路。3.2 选别工艺流程设计根据该原生金矿石试验研究结果，很明显全泥氰化及全泥氰化+浸渣浮选+细磨浸出工艺，金回收率高。但由于塔吉克斯坦国家对环境保护方面的严格要求，选厂全部尾矿经消毒处理后仍为含氰废渣，尾矿堆存方面存在较大压力。另外，矿山采用充填采矿法需要选厂无毒尾矿做原料以降低成本等因素，全泥氰化工艺及全泥氰化+浸渣浮选+细磨浸出工艺不予考虑，故设计流程只能采用先选别出少量精矿再细磨浸出的工艺，即：方案I：浮选+浮选

14、精矿氰化浸出；方案II：重选+浮选+重浮精矿氰化浸出工艺。按设计初期规模2,000t/d、前两年平均品位4.60g/t、黄金售价1250美元/Oz、工作制度330d/a、电费0.065USD/kWh计算，对两方案不同部分进行对比，方案II虽然增加了重选及辅助设备投资约450.0千美元（厂房不需增加），但金的回收率平均可提高1.0%，年可增加产值1210.0千美元，除去经营成本及人员工资约250.0千美元/a，半年即可收回多投入的资金，投资收回后平均年可增加纯利960.0千美元。根据上述两方案投资、成本、效益综合技术经济比较结果，设计选用技术上可行、经济上合理的方案II，即重选+浮选+重浮精矿氰

15、化工艺。选别流程简述如下：在一段磨矿回路设置重选作业，处理球磨机排矿，采用尼尔森选矿机+摇床两段重选流程。需要说明的是设计流程中的尼尔森选矿机为加拿大产品，根据中国类似黄金选厂（河南金源黄金、珲春紫金、山东蓬莱黑岚沟金矿）使用该设备回收粗颗粒金的生产实践经验，尼尔森选矿机的精矿品位可达4,0008,000g/t，再经摇床分选，摇床精矿品位可达60,00080,000g/t，产品可直接冶炼。重选中矿（摇床中矿和尾矿）与浮选精矿合并进入脱水系统。尼尔森重选尾矿经过第二段闭路磨矿后进行浮选，浮选流程采用一次粗选、一次精选、三次扫选，比试验流程增加一次扫选作业，以充分保证金的回收率，产出浮选金精矿。重

16、选中矿及浮选金精矿需经浓缩、压滤两段流程进行脱水，以便于精矿外运。另外，根据选冶试验结果，氰化浸出所需磨矿细度为0.038mm占95%，为减少金精矿两次重复浓缩、压滤脱水，将氰化再磨作业设置在矿区浮选厂金精矿脱水车间，这样，采用球磨机与水力旋流器组成闭路，旋流器溢流经浓密、压滤后，运至氰化冶炼厂5。尾矿经过分级后，粗颗粒尾矿充填至井下，细颗粒尾矿进入30m高效浓密机，浓密至35%浓度后，输送至压滤车间，尾矿经过压滤后进入尾矿库堆存。3.3 冶金工艺流程设计来自选厂的金精矿经制浆后，进入氰化浸出作业。考虑到重浮精矿金品位高，杂质含量也高，根据中国国内选厂的生产实际经验，采用洗涤锌粉置换工艺效果好

17、于炭浸法。因为金精矿中有害元素的富集，在炭浸过程中对活性炭的污染程度加大，降低活性炭的吸附性。故设计采用洗涤锌粉置换工艺。为了尽可能提高洗涤率及选冶总回收率，设计采用两浸两洗工艺流程。第一步浸出后的矿浆进入一台三层浓缩机洗涤，底流进入第二次浸出作业，二次洗涤采用一台三层浓缩机与 形成四次逆流洗涤后，滤饼为浸渣。二次洗涤浓缩机溢流作为一次洗涤浓缩机的补加水，一次洗涤浓缩机一层溢流为贵液，经过滤器、脱氧塔进入板框压滤机进行锌粉置换。置换出的金泥定期取出，送炼金室进行酸洗除锌、除铜，碱洗除铅，预处理后的金泥，再采用酸法溶浸分离金银，最后与溶剂混合精炼，形成成品金。二次三层洗涤浓密机的底流由泵送至尾矿

18、压滤机压滤后，进入氰化尾矿库堆存。3.4 选冶工艺设计指标选矿设计指标以选矿试验指标及尼尔森重选生产实践为基础，同时考虑实际生产时诸多不可预见因素对指标的影响，再结合采出矿石品位的实际情况而定。选矿及氰化冶炼设计指标（达产期10年平均）分别见表5、表6。表5 选矿设计指标（达产期10年平均）Table 5 Mineral processing average design targets (ten years of full production period)产品名称产率 (%)金品位 (g/t)金回收率 (%)备注重选精矿0.000960,00018.0直接熔炼重选中矿0.00944,00

19、012.50与浮选精矿合并浮选精矿3.31155.060.50浮选尾矿96.67870.289.0原 矿100.03.01100.0表6 氰化冶炼设计指标（达产期10年平均）Table 6 Cyanidation smelting average design targets (ten years of full production period)项目单位指标 重浮精矿金品位g/t66.18重浮精矿浸出率%90.50洗涤率 %99.50置换率 %99.50熔炼率 %99.50选冶总回收率%82.99成品金g/d9992.0kg/a3,297.364 结论（1）选矿试验推荐流程考虑回收率指标因素更多一些，较少考虑项目所在地具体情况（主要是环境方面）及成本因素。另外鉴于试验室重选设备的局限性，设计时重选流程更多借鉴于成功的生产