天马山矿石金_砷_硫的选矿分离回收工艺试验研究

1、天马山矿石金、砷、硫的选矿分离回收工艺试验研究王珩(铜陵有色设计研究院摘要:天马山矿矿石属含砷高硫难选金矿石,对该矿石进行了选矿工艺试验研究,采用优先浮选金、次氯酸钙作氧化剂氧化浮选分离黄铁矿和毒砂、磁选分离磁黄铁矿和毒砂工艺流程,综合回收金、硫、砷,取得了较好的选别指标。此工艺比较适合天马山矿石性质和该矿实际生产情况。关键词:金、砷、硫;毒砂;黄铁矿;磁黄铁矿;次氯酸钙;氧化抑制;浮选分离;磁选中图分类号:T D923文献标识码:B 文章编号:1001-1277(200310-0032-06铜官山铜矿所属天马山矿,为一大型硫金矿床。因矿石含硫高,含金低,而且含有害成分砷;金嵌布粒度细、赋存状

2、态复杂、与硫矿物和砷矿物密切共生,属典型的高砷高硫低品位难选金矿石。由于铜官山铜矿铜矿石资源濒临枯竭,天马山硫金矿成为该矿惟一可利用的资源。为了充分利用现有铜选矿厂选矿设施,实现天马山硫金矿矿石资源的合理利用,我们对该矿石的选别工艺进行了大量试验研究。通过试验研究,提出优先浮选金、再采用次氯酸钙作氧化剂抑制毒砂浮选黄铁矿、最后进行磁黄铁矿和毒砂的浮选并通过磁选使二者分离的选别方案,取得了较好的试验选别指标。1矿石性质1.1矿石的矿物组成及结构、构造矿石中金属矿物占70%左右,主要为磁黄铁矿(38.3%、黄铁矿(27.8%、毒砂(2.23%,其次为磁铁矿、黄铜矿、方铅矿和闪锌矿等。脉石矿物约占3

3、0%,主要有石英、硅灰石、透闪石、滑石、蛇纹石、金云母等。原矿主要化学成分分析结果见表1。表1原矿主要化学成分分析结果元素Au 3Ag 3S As Cu Pb Zn Fe S iO 2CaO M gO Al 2O 3w B /%2.4312.229.111.030.1380.0580.04744.164.694.213.911.133单位为g/t由原矿硫物相和砷物相分析结果(分别见表2和表3可知,矿石中硫主要以黄铁矿和磁黄铁矿矿物形式存在,毒砂为主要含砷矿物。矿石中,以类质同象存在的砷含量少。黄铁矿和磁黄铁矿单矿物分析,含砷分别为0.285%和0.13%,两矿物中加权合计砷质量分数为0.2%。

4、表2原矿硫物相分析结果相别FeS 2之硫Fe n S n +1之硫硫酸盐之硫其他硫总硫w B /%14.4414.120.130.7629.45分布率/%49.0347.950.442.58100.00收稿日期:2003-04-04作者简介:王珩(1963-,男,工程师,主要从事选矿工艺研究及科研情报工作;安徽省铜陵市爱国路8号,244000表3原矿砷物相分析结果相别毒砂硫化砷砷酸盐总砷w B /%1.010.0060.017 1.033分布率/%97.770.581.65100.00矿石以各种交代结构为主,其次为结晶结构、变质作用结构。矿石构造主要为块状、次块状及浸染状构造。1.2金矿物工艺

5、特征矿石中的金矿物是多期、多阶段成矿。金主要以金银互化物的独立矿物形式存在,包括有金银矿、银金矿、自然金,其次是细粒分散金,在黄铁矿和毒砂中有少量显微金和次显微金。金矿物主要以包裹形式赋存于硫化矿物中,其次为粒间金和裂隙金。金银矿是最主要的金矿物,但分布不均匀,多呈不规则的粒状、脉状、片状等形式产出;与方铅矿、自然铋、黄铜矿等矿物关系密切,常与这些矿物一起沿黄铁矿、磁黄铁矿等矿物的裂隙充填交代,有时包裹23第24卷黄金G OLD 第10期2003年10月自然铋矿物,有时分布在方铅矿与黄铁矿的交界处,其粒度为0.0030.06mm。自然金是矿石中主要金矿物,主要呈圆粒状、浑圆粒状、片状等形态被包

6、裹于黄铁矿、磁黄铁矿中,少量分布在黄铁矿、磁黄铁矿与其它矿物的交界处,粒度一般为0.0030.03mm。银金矿也是主要金矿物之一,常呈不规则的粒状、圆粒状、片状等形式产出;常在磁黄铁矿、毒砂等矿物中呈细小包裹体;有时与磁黄铁矿、方铅矿等矿物一起被包裹在黄铁矿中;粒度一般为0.002 0.03mm。根据矿石单矿物含量分析和矿样细度为-0.074mm占95%时金物相分析结果,综合得出金在各矿物中的分布情况见表4。1.3金载体矿物的工艺特征表4金物相分析及在矿物中的分布(-0.074mm占95%金的相态分配相分配量/(gt-1分布率/%个别累计金品位/(gt-1游离、半游离金单体及连生体(含黄铜矿中

7、金 1.5356.58包裹金黄铁矿(含胶状黄铁矿毒砂磁黄铁矿碳酸盐(含磁铁矿硅酸盐0.5040.5260.110.0340.0018.6419.454.071.260.0075.2294.6798.74100.001001.8123.590.29合计 2.704100总金1m独立矿物金<1m细粒分散金合计1.681.022.762.2237.78100金的主要载体矿物为黄铁矿、毒砂和磁黄铁矿。黄铁矿分为早期和晚期生成的。早期黄铁矿多为自形、半自形粒状集合体产出,常被晚期黄铁矿和磁黄铁矿充填交代,粒度一般在0.3mm;晚期黄铁矿呈自形或他形粒状产出,在其裂隙间或晶粒间隙中常有方铅矿、黄铜矿

8、等矿物充填交代,其粒度为0.02 1.5mm。这种黄铁矿与金银关系密切,常见到自然金、银金矿等矿物的包裹体。磁黄铁矿为他形晶或半自形晶,多呈不规则粒状、块状或脉状沿黄铁矿、毒砂等矿物的颗粒间隙或裂隙充填交代,粒度为0.01 1.5mm。金矿物呈细粒状被包裹在磁黄铁矿中(粒度为0.0010.015mm或沿磁黄铁矿的裂隙分布(粒度为0.0050.05mm。毒砂主要呈自形、半自形粒状集合体产出,不均匀嵌布于黄铁矿裂隙、粒间或黄铁矿和磁黄铁矿粒间,偶有相互包裹,粒度为0.041.0mm。其中的金矿物主要呈微细粒的显微金和次显微金包裹体。黄铁矿、磁黄铁矿和毒砂粒度分布见表5。2分选原则流程研究与确定2.

9、1问题分析(1由对原矿工艺矿物学研究可知,矿石中金主要以金银系列独立金矿物存在,经磨矿后部分金可解离呈单体或半连生体,同时矿石中含有少量富含金黄铜矿,且含金黄铁矿以晚期黄铁矿为主。根据相关研究报道,金矿物是易浮矿物,其可浮性好于黄铁矿和毒砂,与硫化铜矿物可浮性相近,而且金与黄铁矿连生时,可以使黄铁矿的可浮性得到提高1,2。因此,可以采用优先浮选选出游离金、半游离金以及黄铜矿和部分富含金黄铁矿,产出金精矿。由表4可知,由于金嵌布粒度细,当细度为-0.074mm占95%时,尚有43.42%的金呈包裹状存在,金的单体解离难度大,因此金精矿金的回收率不会很高。而矿石中小于1m细粒分散金占37.78%,

10、预示着通过提高磨矿细度难以大幅度提高金的回收率。表5硫、砷矿物粒度组成分析粒级/mm黄铁矿/%磁黄铁矿/%毒砂/%个别累计个别累计个别累计+0.14796.2194.1488.09 -0.147+0.104 2.4298.63 2.4796.61 5.0293.11-0.104+0.0740.6999.320.5297.13 2.3795.48-0.074+0.0430.5099.820.8297.95 2.7898.26 -0.0430.18100.00 2.05100.00 1.74100.00(2由表4可知:在选别过程中,呈细微粒或分散状的包裹金将主要随黄铁矿、磁黄铁矿和毒砂同时产出,采

11、用常规选矿方法无法使其与载体矿物分离。其中,磁黄铁矿含金最低(0.29g/t,黄铁矿含金比原矿33第24卷2003年第10期稍低(1.81g/t,这两者矿物含量大,相当数量的金会进入硫精矿而损失。而毒砂虽矿物含量只占原矿的2.23%,但其含金品位高(23.59g/t。如能综合回收毒砂中金可使金的总回收率提高20%左右。因此,应考虑通过强化硫、砷分离,在确保硫精矿含砷达到合格标准的同时,产出砷金精矿,以便今后通过采用火法或湿法工艺预处理后,再提取回收这部分金。(3该矿石硫、砷分离主要是解决黄铁矿、磁黄铁矿与毒砂的分离。当矿石磨至-0.074mm时,黄铁矿、磁黄铁矿与毒砂可基本相互解离(见表5;矿

12、石中可选硫化矿物含砷较低,合计为0.2%,原矿磁黄铁矿含量大,其含硫占可选硫的50%,且含砷仅为0.13%。这些是该矿石实现硫、砷分离,使硫精矿含砷达到小于0.3%合格标准的有利条件。要实现硫、砷分离,磁黄铁矿与毒砂可用磁选分离,产出一部分低砷硫精矿。而黄铁矿与毒砂,因矿物生成条件相同,矿物成分和结构相似,可浮性很相近,选别分离难度大3,4,至今是选矿工作中的一大难题,也是该矿石选别工艺研究需重点解决的问题。2.2探索性试验由于黄铁矿与毒砂的浮选分离直接影响到该矿石硫和金的选别回收,我们首先进行了黄铁矿和毒砂分离方法探索性试验。根据相关研究报道,黄铁矿与毒砂的浮选分离,采用的主要工艺方法有:石

13、灰硫酸铜法;石灰铵盐法;氧化法;碱法;亚硫酸盐法等5。其中以氧化法抑砷浮硫工艺较常被采用6。分别进行了黄铁矿和毒砂多种分离方法探索性试验。探索试验表明,采用氧化法和石灰铵盐法能使黄铁矿和毒砂浮选分离,且两种方法分离效果相当,被抑制的毒砂用硫酸铜活化后可浮性恢复。而其他方法分离效果差,不适合该矿石。氧化法的主要原理是:毒砂和黄铁矿都属热力学不稳定体系,易氧化,但在中性或弱碱性介质中,毒砂比黄铁矿的氧化速度快、氧化程度深。毒砂深度氧化后,在其表面形成牢固的AsO4-3亲水氧化薄膜,失去可浮性;而黄铁矿的适度氧化却有利于浮选,其表面的氧化产物也易脱落,同时在表面有S0析出,疏水性增大3,5,6。根据

14、这一特点,通过选用合适的氧化剂进行选择性氧化,使黄铁矿和毒砂达到不同的氧化程度,增大两者可浮性差异,从而实现选别分离。石灰铵盐法主要是根据毒砂和黄铁矿浮选pH临介点的差异(前者为10左右,后者为大于12,先采用石灰调整矿浆至高碱度,使黄铁矿和毒砂均失去可浮性被抑制;再用铵盐选择性活化黄铁矿,使两者选别分离。考虑到该矿石硫化矿物含量大,若采用重抑制、重活化的石灰铵盐法,药剂消耗量大,剩余药剂相互作用生成的大量沉淀物干扰选别过程,生产成本高,故最终决定采用氧化剂氧化分离工艺。2.3原则流程确定根据原矿性质分析以及探索性试验结果,确定该矿石选别工艺原则流程为:首先采用优先浮选选金,产出含砷合格的金精

15、矿;随后采用氧化剂氧化抑砷浮硫,产出硫精矿1(黄铁矿精矿;再用硫酸铜活化被氧化抑制的毒砂和磁黄铁矿,浮出硫砷混合精矿;最后通过磁选使混合精矿分离,磁性产品为硫精矿2 (磁黄铁矿精矿并与硫精矿1合并为总硫精矿;非磁性产品为砷金精矿,浮选尾矿丢弃。3正式试验及结果3.1磨矿细度试验试验结果见图1。随着磨矿细度的增加,金粗精矿品位变化不大,金回收率有提高,但提高的幅度有限,当细度达到-0.074mm占85%时,金回收率增幅趋缓。再次证明,矿石中相当数量的金矿物呈微细粒分散包裹于载体矿物中,通过提高磨矿细度使其达到呈单体或半裸露状态的作用是有限的。与此同时,随着细度的增加,金粗精矿含砷品位持续增高,表

16、明毒砂矿物的可浮性随细度的增加而变好,细度过高对后续硫、砷浮选分离不利。综合考虑,选择磨矿细度为-0.074mm占85% 。图1磨矿细度与选金指标的关系曲线3.2选金捕收剂试验由于几乎所有碱都是金浮选的抑制剂7,因此,金优先浮选在自然pH条件下进行为佳,这就要求选金捕收剂要有较强的选择性捕收能力和较好的pH 适用范围。我们分别进行了丁铵黑药、丁黄药、乙黄药、BK301、P60几种捕收剂选金试验。通过试验比较,采用BK301比较符合该矿石金优先浮选工艺要43黄金求,其选择性捕收能力强,所得金粗精矿含砷品位低(0.6%0.8%,金品位和回收率指标较好,且BK301具有良好的起泡性能,可不另加起泡剂

17、。而其他4种药剂,虽然对金捕收能力较强,但选择性不够,金粗精矿浮出量大,含砷高,需添加石灰,且pH值要求范围窄,控制不当会严重影响金的回收率,实际生产难以做到。最终采用BK301进行金优先浮选。BK301用量试验结果见表6。由表6可以看出,以BK301用量90g/t,不另加起泡剂为宜。表6选金BK301用量试验结果药剂用量/(gt-1产品名称产率/%品位/%回收率/%Au3S As Au S AsBK301:60 2#油:20金粗精矿12.8511.5626.520.59160.1311.548.25金尾87.15 1.1330.020.96839.8786.4691.75原矿100.00 2

18、.4729.570.920100.00100.00100.00BK301:90 2#油:20金粗精矿18.578.25529.030.71462.5718.1814.73金尾81.43 1.12629.800.93037.4381.8285.27原矿100.00 2.4529.660.900100.00100.00100.00BK301:120 2#油:20金粗精矿23.77 6.7129.880.76866.1623.9918.87金尾76.23 1.0729.51 1.03033.8476.0181.13原矿100.00 2.4129.600.970100.00100.00100.00BK

19、301:90 2#油:不加金粗精矿13.7411.2326.380.63061.7112.138.69金尾86.26 1.11 30.43 1.05438.2987.8791.31原矿100.00 2.5029.880.996100.00100.00100.003单位为g/t3.3金精选原生矿泥组合抑制剂试验由于矿石中所含滑石、金云母、蛇纹石等矿物易于浮出,而使金精矿贫化7,为此,进行了金精选添加组合抑制剂(硅酸钠和羧甲基纤维素试验。试验结果见表7。添加组合抑制剂后,可在不降低金回收率的基础上,金精矿品位提高16g/t。表7金精选组合抑制剂试验结果药剂条件产品名称产率/%Au品位/gt-1Au

20、回收率/%自然精选金精矿43.1515.9379.75金精尾56.85 3.0720.25金粗精100.008.62100100组合抑制剂1200g/t 金精矿18.3937.0080.65金精尾81.61 2.0019.35金粗精1001008.441001003.4黄铁矿与毒砂氧化浮选分离试验经查阅大量相关资料,黄铁矿和毒砂的常用氧化剂主要有高锰酸钾、次氯酸钙和过硫酸钾。其中高锰酸钾对两者都具有强烈的氧化抑制作用,缺乏选择性。次氯酸钙和过硫酸钾氧化能力适中,对毒砂的选择性氧化作用相当3,6。我们采用价格低廉的次氯酸钙作氧化剂进行黄铁矿与毒砂的浮选分离试验,所得试验结果见表8。当次氯酸钙用量

21、达到1400g/t 时,黄铁矿精矿中含砷品位最低,硫回收率为44.64%,与原矿硫物相分析中黄铁矿含硫的分布率相近,故选次氯酸钙用量为1400g/t。3.5闭路试验根据条件试验结果,进行了全流程闭路试验。试验工艺流程见图2,试验结果见表9。图2试验工艺流程53第24卷2003年第10期表8黄铁矿和毒砂分离浮选次氯酸钙用量试验结果次氯酸钙用量/(g t -1产品名称产率/%品位/%回收率/%S As SAs 800硫精矿1(黄铁矿精矿41.8535.690.95256.0044.281000硫精矿1(黄铁矿精矿42.9839.680.81057.4038.671400硫精矿1(黄铁矿精矿31.9

22、440.940.38144.6413.073000硫精矿1(黄铁矿精矿25.1642.840.39436.6110.844500硫精矿1(黄铁矿精矿19.7842.190.42228.369.16表9闭路试验结果产品名称产率/%品位/%回收率/%Au 3S As Au S As 金精矿4.2232.2319.300.48953.54 2.73 1.97硫精矿硫精矿130.81 1.5040.490.36118.2141.8410.65硫精矿234.290.37536.470.132 5.0641.94 4.35合计65.100.9138.380.2423.2783.7815.00砷金精矿13.

23、40 4.1028.07 6.3421.6212.6181.30尾矿17.280.23 1.520.105 1.570.88 1.73原矿100.002.5429.821.04100.00100.00100.004结语(1天马山矿石属高砷高硫难处理金矿石。由于矿石中金嵌布粒度细,与黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂矿物共生密切,且主要以包裹形式存在,难以单体解离,因此,采用常规选矿方法无法使金充分富集到单一产品中。(2黄铁矿与毒砂矿物的浮选分离,是该类金砷硫矿石资源得到合理选别利用的关键。本工艺研究表明,采用次氯酸钙作氧化剂选择性氧化抑制毒砂,可以实现黄铁矿与毒砂的浮选分离,毒砂分离率可达90%,并可使最

24、终硫精矿砷的质量分数降到0.3%以下,达到合格标准。(3试验结果表明,BK 301对该矿石金矿物的选择性捕收能力较强,对毒砂的捕收能力较弱,可在自然pH 条件下优先浮出呈单体或半连生体的金,金回收率为53.54%,金精矿砷的质量分数小于0.5%。(4本工艺研究,采用优先浮选选金、氧化剂氧化分离黄铁矿和毒砂、磁选分离磁黄铁矿和毒砂选别工艺,比较好地适应了该矿矿石性质,取得了较为满意的选别指标。金的总回收率可达到75.16%,硫回收率为83.78%,而且使矿石中81.30%的砷得到回收利用,变废为宝。此工艺比较符合该矿现有的选矿条件,是天马山硫金矿资源得到合理利用既现实可行又经济实惠的方案。(5按

25、该方案所产砷金精矿,可通过进一步研究,采用火法(如瑞典玻立顿焙烧脱砷工艺8或湿法(如碱浸等工艺9工艺进行预处理,再回收金和砷。参考文献1温蔚龙.金砷黄铁矿黄铁矿浮选分离.第二届全国金银选冶学术会议,北京,1987.2龚焕高.金矿石浮选理论与实践.第二届全国金银选冶学术会议,北京,198713钱鑫,李广明.氧化剂分选毒砂与黄铁矿的作用机理.化工矿山技术,1992,1(2:323714赵祖乔,李端人.利用反浮选对黄铁矿进行脱砷研究.矿产综合利用,2002(2:71115李广明,钱鑫,张洪恩.联合使用碱和氧化剂分离毒砂和黄铁矿.矿冶工程,1998,9(4:303416朱申红,钱鑫.氧化法分离浮选含金

26、黄铁矿和毒砂的研究.黄金,1990,11(11:263017胡熙庚主编.有色金属硫化矿选矿.北京:冶金工业出版社,1984.39239618戴升弘.引进玻立顿脱砷技术对天马山硫砷金精矿进行预处理.江西冶金,1999,19(1:252819张兴仁,傅文章.国外外主要类型难浸金矿的处理方法.国外金属矿选矿,1998(7:26,15163黄金第 10 期 黄 金 第 24 卷 2003 年 10 月 GOLD ·37 · 某含砷浮选金精矿的细菌氧化 预处理 氰化提金试验研究 钟少燕 ,武良光 ( 山东黄金集团烟台设计研究工程有限公司 摘要 : 云南省某含砷难浸金精矿 , 常规氰化

27、金浸出率仅为 26. 17 % , 通过采用细菌氧化预处理 后 ,金浸出率达到 98. 25 % ,获得了非常理想的试验指标 . 关键词 : 微细粒嵌布 ; 生物氧化 ; 氰化 ; 浸出率 中图分类号 :TD953 文献标识码 :B 文章编号 :1001 - 1277 (2003 10 - 0037 - 05 1 引 言 云南省某金矿石属于贫硫化物微细粒浸染型矿 石 .矿石中部分金矿物与金属硫化物连生或包裹 . 原矿全泥氰化和浮选金精矿常规氰化金浸出指标极 不理想 .浮选金精矿采用生物氧化预处理后 ,氰化浸 出获得了理想的金回收试验指标 . 试验结果 : 浮选金精矿品位 45. 41g/ t

28、; 氧化渣金 品位 79. 61g/ t ; 氰渣品位 1. 39g/ t ; 金浸出率 98. 25 % . 试验结果表明 : 该金矿石适合采用浮选金精矿生 物氧化预处理 , 氧化渣氰化浸出工艺处理 . 石 , , 石英 白云母 , 伊利水云母 , 蒙脱石 , 高岭石 ( 土 , 绢云母 , 方解石 , 绿泥石 , 黝帘石 , , 沸石 葡萄石等 . 2. 2 金矿物赋存特征 金矿物主要为自然金 ,少量银金矿 .在矿石中产 出状态有 5 种 : 一是呈点状产于石英及胶结物碎屑 内 ; 二是镶嵌于黄铁矿 ( 金赋存于其内裂隙 或与黄铁 矿连生 ; 三是产于石英细脉 ( 或白云石细脉 中 ; 四

29、是 镶嵌于毒砂 ( 之内裂隙 或与毒砂连生 ; 五是以吸附形 式嵌布于粘土矿物中 . 2. 3 金矿物粒度分布特征 近地表的氧化矿石光片中常见粘土矿物吸附小 圆粒状的次显微金 ,为集合体形式 ,呈金属丝状 , 圆球 状, 薄膜状嵌布 .金矿物粒度测定结果见表 1 . 由于矿石的嵌布粒度极细 , 即使提高磨矿细度 , 仍难以将其单体解离 , 以至于直接氰化提金效果很 差 .而细菌氧化可以将与金相连生的硫化物氧化分 解 ,并且在酸性条件下分解部分碳酸盐类的矿物 , 使 微细粒金单体解离 ,故选择细菌氧化为预处理方法 . 2 矿石的工艺矿物学研究 2. 1 矿物组成 该矿石矿物组成比较简单 .主要金属矿物为黄 铁矿 , 褐铁矿 , 黄铜矿 , 闪锌矿 , 方铅矿 ,还有少量的赤 铁矿 , , 毒砂 铜蓝等 ; 主要贵金属矿物为自然银 , 自然 金和银金矿 .主要非金属矿物为长石 ( 正长石 , 斜长 收稿日期 :2003 - 07 - 04 作者简介 : 钟少燕 (1970 - ,女 ,工程师 ,主要从事选冶工艺设计研究工作 ; 山东