石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验研究

石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验研究

现在，随着简单金融资源处理的逐渐减少，越来越难处理黄金资源。难处理金矿资源主要包括微细粒嵌布金矿石、含碳金矿石、含砷硫化金矿石和含金多金属硫化矿石等1矿石性质1.1原矿化学多元素矿石中主要金属矿物为黄铁矿、砷黄铁矿、黄铜矿、金银矿、自然银、褐铁矿等,脉石矿物主要为石英、斜长石、云母、方解石和黏土矿物等。对原矿进行化学多元素分析,结果如表1所示。由表1可以看出:矿石中具有回收价值的元素主要是金;有害元素砷的含量为0.086%,但富集金的同时砷也会被富集,因此应考虑最终金精矿含砷超标的问题。1.2金粒级的选取矿石结构主要为自形—半自形晶粒状结构、他形晶结构、包含结构、假象结构,矿石构造以浸染状构造为主。矿石属于典型的贫硫化物细粒浸染型难选金矿石,金主要以包裹体存在于黄铁矿和砷黄铁矿中,嵌布粒度微细,在扫描电镜下也不可见。含金黄铁矿总量的30%左右氧化为褐铁矿,但金不流失或极少流失,因此在选金时,需同时考虑黄铁矿、砷黄铁矿和褐铁矿,才能得到较高的金回收率。将矿石破碎到-1mm,考察金在各个粒级中的分布状态,结果见表2。由表2可知,粒度越细,金品位越高,说明金呈细粒或微细粒嵌布在矿石中。2黄铁矿金粒度太细全泥氰化浸出探索试验表明,在-74μm占95%磨矿细度下,浸渣含金0.21g/t,金浸出率仅82.61%。分析原因,可能是部分包裹于黄铁矿和砷黄铁矿中的金粒度太细,难以解离。为此,决定采用浮选—浮选尾矿氰化浸出—浮选精矿焙烧后氰化浸出的试验方案,即首先通过浮选使大部分金随黄铁矿、砷黄铁矿富集于精矿中,然后通过浮选尾矿的氰化浸出进一步回收褐铁矿和脉石矿物中的包裹金,以最大限度地提高金的回收率3试验结果3.1浮选方案的简单试验按照图1进行浮选粗选条件试验。3.1.1磨矿细度试验在pH调整剂为1000g/t碳酸钠、水玻璃用量为600g/t、六偏磷酸钠用量为200g/t、硫酸铜用量为100g/t、捕收剂为100g/t丁黄药条件下进行磨矿细度试验,结果见图2。由图2可知,随着磨矿细度的提高,粗精矿金回收率逐渐上升而金品位逐渐下降,但磨矿细度超过-74μm占80%后,粗精矿金回收率仅上升1.26个百分点。因此选择磨矿细度为-74μm占80%。3.1.2捕收剂和药剂种类对粗选指标的影响对于载金硫化矿物,一般采用碳酸钠或石灰将矿浆pH调整到8~9后以黄药或黑药类药剂作为捕收剂进行浮选表3表明,用碳酸钠调矿浆pH为8时粗精矿指标较好,尤其是金回收率较高。因此选择以碳酸钠作为pH调整剂将矿浆pH调整到8,其用量为1000g/t。3.1.3浮选过程中的影响原矿中含黏土类矿物,在磨矿过程中易产生矿泥干扰浮选过程。水玻璃、六偏硫酸钠是浮选过程中比较常用的分散剂,可减轻矿泥对浮选过程的影响。在磨矿细度为-74μm占80%、pH调整剂为1000g/t碳酸钠、六偏磷酸钠用量为200g/t、硫酸铜用量为100g/t、捕收剂为100g/t丁黄药条件下进行水玻璃用量试验,结果如图3所示。图3表明,随着水玻璃用量的增加,粗精矿金品位逐渐上升而金回收率逐渐下降。为保证粗选有较高的回收率,选择水玻璃用量为1000g/t。3.1.4偏磷酸钠用量试验在磨矿细度为-74μm占80%、pH调整剂为1000g/t碳酸钠、水玻璃用量为1000g/t、硫酸铜用量为100g/t、捕收剂为100g/t丁黄药条件下进行六偏磷酸钠用量试验,结果如图4所示。由图4可知,随着六偏磷酸钠用量的增加,粗精矿金品位逐渐上升,而粗精矿金回收率先上升后下降,并在六偏磷酸钠用量为300g/t时出现最高值。为保证粗选有较高的回收率,选择六偏磷酸钠用量为300g/t。3.1.5硫酸铜用量的影响硫酸铜可在硫化矿物表面发生复分解反应,形成活化膜,从而使硫化矿物更容易与捕收剂发生作用;但硫酸铜用量过大时,会破坏过程的选择性,硫化矿物反而会受到抑制图5表明,粗精矿金品位随着硫酸铜用量的增加逐渐上升,粗精矿金回收率则在硫酸铜用量达到200g/t后由上升转为下降。因此,选择硫酸铜用量为200g/t。3.1.6吸收试验混合捕收剂不仅可加快矿物表面疏水层的形成,还能使矿物表面吸附的药剂层比较致密,因此,混合捕收剂往往比单一捕收剂效果好3.2尾矿氰化监狱尾矿试验在粗选条件试验的基础上,对原矿进行1粗2扫开路浮选(扫选1添加硫酸铜100g/t、丁黄药+丁铵黑药25+25g/t、2号油13g/t,扫选2添加硫酸铜50g/t、丁黄药+丁铵黑药15+15g/t、2号油7g/t),然后按图6流程考察所得尾矿的氰化浸出效果(浸出条件参照全泥氰化浸出探索试验结果确定,药剂用量对原矿计),试验结果见表5。由表5可知,开路浮选尾矿氰化浸出的作业金浸出率达100.00%-16.50%=83.50%,说明浮选尾矿可以取得较好的氰化浸出效果,从而大大减少金的损失。3.3尾矿的金政策应用性试验根据以上试验结果,按图7进行浮选—尾矿氰化浸出闭路流程试验,所得浮选指标和氰化浸出指标分别见表6、表7。表6、表7表明:原矿经闭路浮选,可获得金品位为61.88%、砷含量为4.21%、硫含量为36.50%、金回收率为77.57%的金精矿;闭路浮选尾矿经氰化浸出,可获得作业金浸出率为100.00%-24.15%=75.85%、对原矿金回收率为22.43%-5.41%=17.02%的浸出液;金精矿和尾矿浸出液中金的回收率合计达到94.59%。3.4金常工矿焙烧—金精矿焙烧—氰化浸出试验焙烧是金精矿氰化浸出前广泛应用的预处理方法。通过焙烧,一方面可使包裹金因硫、砷矿物分解而充分表露,便于氰化浸取,另一方面可使分解出的硫、砷呈低价氧化物挥发,从而达到脱砷的目的。将闭路浮选金精矿按图8进行焙烧—氰化浸出试验(图中药剂用量对金精矿计),所得焙烧结果和氰化浸出结果分别见表8、表9。表8表明,闭路浮选金精矿经焙烧后,脱砷率为93.68%,焙砂中的砷含量降到了0.38%,符合YB2430—1988由表9可知:金精矿焙砂经氰化浸出,作业金浸出率为100.00%-6.72%=93.28%、对原矿金回收率为77.57%-5.21%=72.36%;金精矿焙砂浸出液和浮选尾矿浸出液中金的总回收率为72.36%+17.02%=89.38%。4浮选—结论(1)某金矿石含Au1.36g/t、含S0.68%、含As0.086%,金主要以微细粒包裹体赋存在黄铁矿、砷黄铁矿和褐铁矿中,属于石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石。(2)试验首先采用浮选对含金黄铁矿和砷黄铁矿进行回收,可获得金品位为61.88g/t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿;再对浮选尾矿进行氰化浸出,金的作业浸出率为75.85%