国外某难选金铜矿综合回收选矿试验研究.pdf
2 0 1 1 年第3 期 有色金属 选矿部分2 9 D O I 1 0 .3 9 6 9 /j .i s s n .1 6 7 1 - 9 4 9 2 .2 0 11 .0 3 .0 0 7 国外某难选金铜矿综合回收选矿试验研究 龚哲彦,王二军,李江 洛阳矿业集团有限公司力泰矿业开发有限公司,河南洛阳4 7 1 0 2 3 摘要国外某难选含砷金铜矿采用浮选氰化联合选别工艺。组合抑制剂抑砷,综合回收了矿石中的铜和金。浮 选优先获取了可以直接销售的含砷合格铜金精矿,浮选尾矿氰化浸金补充回收了残留在其中的金,使铜、金综合回收率 分别达到了7 8 .7 3 %和9 4 .5 0 %。 关键词金铜矿;浮选氰化;抑制剂;综合回收 中图分类号T D 9 5 2 .1 ;T D 9 5 3文献标识码A文章编号1 6 7 1 9 4 9 2 2 0 11 0 3 - 0 0 2 9 - 0 5 E x p e r i m e n tS t u d yo nC o m p r e h e n s i v eR e c o v e r ya ta nO v e r s e a sR e f r a c t o r yG o l dC o p p e rM i n e G O N GZ h e y a n ,W AN GE r j u n ,L IJ i a n g L u o y a n gM i n i n gG r o u pC o .L t d ,L u o y a n gH e n a n4 7 1 0 2 3 ,C h i n a A b s t r a c t T h ep r o c e s so fa d o p t i n gf l o t a t i o n - - e y a n i d a t i o na n du s i n gc o m b i n e di n h i b i t o rt o s u p p r e s s a r s e n i ci s a p p l i e dt ot r e a t ar e f r a c t o r yg o l da n dc o p p e ro r ew i t ha r s e n i ca n dt or e c o v e rc o p p e ra n dg o l d .. C o p p e rg o l dc o n c e n t r a t ec o n t a i n i n ga r s e n i cq u a l i f i e d f o rd i r e c ts a l e sc a nb eo b t a i n e da tf i r s t ,a n d c y a n i d e l e a c h i n g o fg o l d t a i l i n g s c a nr e c o v e rt h e r e m a i n i n gg o l d .T h e t o t a l g o l dc o m p r e h e n s i v er e c o v e r yr a t eo f c o p p e ra n dg o l dC a l lr e a c h7 8 .7 3 %a n d9 4 .5 0 %r e s p e c t i v e l y . K e yw o r d s g o l da n dc o p p e rm i n e ;f l o t a t i o n - c y a n i d e ;d e p r e s s o r ;u t i l i z a t i o n 随着金矿资源的不断开发和利用,易选冶的单 一金矿石储量越来越少,复杂难选和低品位矿石已 成为今后研究的主要对象[ J - 3 1 。国外某含砷金铜矿 石属于矽卡岩型多金属硫化矿,该矿石矿物种类繁 多,嵌布粒度微细,矿物共生关系密切,金矿物多 呈包裹体赋存于硫化矿和脉石矿物中,选矿难度 大。该类型矿石采用全泥氰化和单一浮选均不能高 效回收其中的有价元素。该矿采用浮选一氰化联合 选别工艺,并采用组合抑制剂抑砷,获得了含砷合 格的铜金精矿,其铜、金综合回收率分别达到 7 8 .7 3 %和9 4 .5 0 %。 1 矿石性质 1 .1 原矿石化学组成 原矿试样的x 荧光光谱半定量全分析和化学 多元素分析结果分别列于表1 和表2 。 表1 原矿样x 荧光光谱半定量全分析结果 T a b l e1 X r a yd i f f r a c t i o nq u a n t i t a t i v ea n a l y s i sr e s u l t so ft h es a m p l e /% 项日 含量 A u 4 .9 3 A 矿 C uT sA s S i 0 2A 12 0 3 C a O M g O F e OF e 2 0 3 1 4 .7 40 .6 21 .7 4 0 .1 03 7 .0 21 .1 8 1 3 .3 41 6 .1 7 5 .4 22 .4 3 * A u 、A g 单位为砂。 收稿日期2 0 1 0 一】1 1 5 作者简介龚哲彦 1 9 8 2 一 ,男,河南项城人,助理工程师。 万方数据 3 0 有色金属 选矿部分 2 0 1 1 年第3 期 1 .2 原矿石矿物组成 原矿一I m m 矿石砂样的矿物组成及其大致含量 列于表3 。 表3 原矿样的矿物组成及其大致含量 T a b l e3M a i nm i n e r a lc o m p o s i t i o n sa n dr e l a t i v ec o n t e n t o fr u n o f _ m i n eore,殇 榭物胜黼黼翮黑鬻’鬻臌茅甜 1 .3 金、铜物相分析 原矿样金和铜的化学物相分析结果分别列于表 4 和表5 。 表4 金物相分析结果 T a b l e4T h ea n a l y s i sr e s u l t so fg o l dp h a s e 项目自然金硫化物金碳酸盐包裹金硅酸盐包裹金合计 含量/ g - t ’1 1 4 .1 40 .1 2 0 .3 1O .1 5 4 .7 2 分配翱%8 7 .7 1 2 .5 46 .5 73 .1 81 0 0 .0 表5 铜物相分析结果 T a b l e5 T h ea n a l y s i sr e s u l t so fc o p p e rp h a s e | % 分配率 5 .1 7 3 .4 51 7 .2 47 4 .1 41 0 0 .0 1 .4 主要矿物的赋存状态及嵌布特征 该矿石中金和铜是主要的回收元素,银可以附 带回收。有害元素为砷。金主要以自然金存在,其 次是针碲金矿,以微细粒金为主,主要粒级分布在 0 .0 0 1 0 .0 0 4m m ,主要分布在毒砂、黄铜矿及其它 硫化铜矿物粒问或包裹于其中;此外,还有一部分 包裹在碳酸盐矿物和黏土矿物中。铜矿物种类较 多,硫化铜 黄铜矿为主 占绝大多数,但也含有 一定量的赤铜矿等氧化铜矿物。黄铜矿粒度细,粒 级介于0 .0 0 1 。0 .2 m m ,呈浸染状或断续脉状分布于 毒砂、黄铁矿、脉石矿物粒间或包于其中,与它们 形成复杂的连生关系;还常见它与赤铜矿呈连晶出 现。金矿物、铜矿物的粒度微细,它们之间或它们 与毒砂、黄铁矿及脉石矿物间的嵌布关系均很复 杂,这些性质决定了该矿石的选矿难度大。 2 选矿试验流程的制定及优化 物质成分研究表明 1 用单一浮选法选金, 回收率不会很高; 2 铜矿物种类繁多,粒度细, 呈浸染状分布,要得到高品位高回收率的铜精矿是 很困难的,要与金彻底分离也是很困难的; 3 毒砂与金和铜的关系都很密切,很大一部分金有可 能进入毒砂精矿中,铜精矿的含砷量是否合格有待 试验证实; 4 浮选后相当大一部分金可能进入 尾矿,需用氰化法补充回收。 浮选探索试验结果也表明,采用混合浮选仍有 很大一部分金残留在尾矿中;若先用浮选法从该矿 中回收铜,让一部分金顺其自然进入铜精矿,在铜 冶炼过程中回收,然后用氰化法从选铜尾矿中回收 其余的金,这样做既可以取得很高的金回收率,又 能较好地回收铜。故我们采用浮选一氰化联合工艺 综合回收矿石中的铜和金,该工艺容易控制、操作 稳定,并有较多的工业生产实践经验[ 4 ] 。 2 .1 优先选铜浮选试验 优先选铜浮选试验采用组合设计或单因素试验 法进行试验,从而找出适宜的工艺参数,下面仅列 出了重要条件的优化试验结果。 2 .1 .1 磨矿细度试验 单体解离是实现矿物分选的先决条件,磨矿细 度直接决定矿物单体解离的好坏[ 引。磨矿细度试 验流程见图1 ,铜金粗精矿中铜、金品位和回收率 随磨矿细度的变化曲线见图2 。 原矿 药剂用量单位g /t ‘。。。。。。’。。’。C a O6 0 0 &赢量 3 m i n 水N a S i 0 11 0 0 0 2 r a i n 棠Z 一2 0 02 8 铜粗选l 乍 奄 I5 m i “3 m i n | N a 2 s i 0 33 0 0 铜金嘉精矿 2 r a i n f 铜Z 扣- 2 选0 0 2 1 I 5 m i n I 图1 磨矿细度试验流程和药剂制度 F i g .1 T h ef l o w s h e e to f 鲥n df i n e n e s sa n dr e a g e n t r e g i m e 由图2 可以看出,随着磨矿细度增加,铜金粗 选精矿的铜和金品位逐渐升高;两者的回收率起初 上升,但在一7 4 1 山m 分别超过9 3 .9 7 %和8 5 .7 0 %后铜 和金回收率开始下降。综合考虑铜粗精矿的品位和 回收率,以及尾矿浸金需要细磨等情况,磨矿细度 选择为一7 4I 山m 9 3 .9 7 %。 万方数据 2 0 1 1 年第3 期龚哲彦等国外某难选金铜矿综合回收选矿试验研究 3 1 鼍 ● 堡 增 罐 堡 瓣 娶 凰 图2 磨矿细度与铜粗精矿金、铜品位及回收率的 关系曲线 F i g .2 T h et e s tr e s u l t so f 咖n df i n e n e s s 2 .1 .2 铜粗选石灰用量试验 通过调整矿浆p H ,可改变矿物的表面性质及 可浮性差异,同时还可提高矿物与药剂之间相互作 用的选择性。石灰是硫化矿中最常见的p H 调整 剂,因为其来源广、价格低而被广泛应用[ 6 ] 。该 矿石中含砷且以毒砂形式存在,石灰还能抑制毒 砂,达到降砷的目的【7 ] 。铜粗选石灰用量试验流 程同图l ,铜金粗精矿的铜、金品位及回收率与石 灰用量的关系曲线见图3 。 鼍 零 、 翅 喀 堡 褂 擎 回 石灰用量/ k g t - 1 图3 石灰用量与铜金粗精矿中金、铜品位及回收 率的关系曲线 F i g .3 T h et e s tr e s u l t so fl i m ed o s a g e 由图3 可以看出,随着C a O p H 值 用量增 加,铜金粗精矿的铜和金品位及回收率均小幅度 增高。当C a O 用量超过1 .0k g /t 后,铜和金品位 略有降低,而回收率增加不多,故选择C a O 用量 1 .0k g /t 是适宜的。 2 .1 .3 抑制剂种类及其用量试验 由于矿石中含有大量的碳酸盐和硅酸盐矿物, 该矿磨矿后会产生大量的矿泥,通过多种抑制剂筛 选对比试验,发现硅酸钠和Y 一3 大分子有机抑制 剂按比例3 1 配合使用时效果最佳,不仅可有效 分散矿泥,实现矿物的有效分离,还有利于提高精 矿品位和回收率。随着抑制剂用量的增加,铜金粗 精矿的金品位和回收率呈缓慢上升趋势,但增幅不 大。综合考虑,选择抑制剂总用量为1 .0k g /t 。抑 制剂用量与铜金粗精矿金、铜品位及回收率的关系 曲线见图4 。 盖 蓬 氆 咯 零 、 褂 擎 雹 抑制剂用量/ k g t .I 图4 抑制剂用量与铜金粗精矿金、铜品位及回收 率的关系曲线 F i g .4 T h et e s tr e s u l t so fd e p r e s s a n td o s a g e 2 .1 .4 开路流程试验 在条件优化试验的基础上,进行了浮选开路流 程试验,其流程见图5 实线表示 ,试验结果列 于表6 。 表6 开路流程试验选矿指标 T a b l e6T h ep r o d u c t i o ni n d i c e so ft h eo p e n - c i r c u i tt e s t 陇 2 .1 .5 闭路流程试验 在开路流程的基础上又进行了浮选闭路流程试 验,试验流程见图5 虚线表示中矿返回 ,试验 结果列于表7 。 从表7 可知,浮选闭路流程试验可获得产率 2 .7 4 %,含铜1 7 .9 8 %、金7 4 .1 9 舭、银1 7 3 .8g /t , 回收率铜7 8 .7 3 %、金4 1 .3 5 %、银3 2 .3 1 %的含 金铜精矿。其中尾矿中还残留5 8 .6 5 %的金,这部 分金须采用氰化法补充回收。 2 .2 浮选尾矿氰化浸金试验 万方数据 3 2 有色金属 选矿部分 2 0 1 1 年第3 期 驴2 .2 .1磨矿细度对氰化的影响 图5 开路 闭路 试验流程 F i g .5 T h ef l o w s h e e to fo p e n c l o s e d - c i r c u i tt e s t 表7 闭路流程试验结果 T a b l e7T h er e s u l t so ft h ec l o s e d - c i r c u i tt e s t /% 产品名称产率 铜精矿2 .7 4 尾矿 9 7 .2 6 原矿1 0 0 .0 品位回收率 C ua t a g ‘t “ A g / g ‘t 。C uA u A g 1 7 .9 87 4 .1 91 7 3 .87 8 .7 34 1 .3 53 2 .3 l 0 .1 42 .9 6 9 .9 82 1 .2 75 8 .6 56 7 .6 9 0 .6 24 .9 11 4 .7 41 0 0 .01 0 0 .01 0 0 .O 浮选尾矿氰化试验仅对磨矿细度、氰化钠浓度 和氰化时间进行了优化试验。 矿石中很大一部分金被微细粒碳酸盐和硅酸盐 矿物包裹,要使金矿物暴露,让氰化钠溶液能顺利 地与金矿物接触,必须细磨[ 83 。氰化磨矿细度条 件液固比2 1 、加石灰调p H1 0 1l 、氰化钠浓 度0 .5 ‰、氰化时间2 4h 。随着磨矿细度的增加, 金浸出率逐步提高,当磨矿细度达到一3 8 1 山m 9 5 % 时,浮选尾矿金作业浸出率可达8 8 .5 6 %。 2 .2 .2 氰化钠浓度试验 氰化钠浓度试验条件磨矿细度一3 8 1 L L m 9 5 %、 液固比2 1 、加石灰调p H 值至1 0 一1 1 、氰化时间 2 4 h 。氰化钠浓度的增加有利于金的浸出,当氰化 钠浓度超过0 .7g /L 时,金浸出率变化不大,故选 择氰化钠浓度为0 .7g /L 。 2 .2 .3 氰化时间试验 氰化时间试验条件再磨细度一3 8 1 山m 9 5 %、液 固比2 1 、加石灰调p H 至1 0 ~1 1 、氰化钠浓度 0 .7 9 /L 。随氰化时间的增加,前3h 金浸出率呈直 线上升,3 ~2 4h 之间金浸出率缓慢增加,超过 2 4h 后金浸出率基本持平,说明适宜的氰化时间 为2 4h 。 2 .3 浮选尾矿氰化联合工艺 浮选一尾矿氰化联合工艺流程获得的试验指标 见表8 。 3 结语 该矿石属于难选金铜矿石。金矿物、铜矿物的 粒度微细,它们之间或它们与毒砂、黄铁矿及脉石 矿物间的嵌布关系均很复杂。通过对该矿矿石性质 的分析和一些探索对比试验,发现采用浮选法能回 收一部分铜和金,但无法抛弃金品位很低的最终尾 矿,选铜尾矿中的金可用氰化法得到很好的回收, 故笔者制定了浮选一氰化联合选别工艺。浮选优先 表8 浮选尾矿氰化工艺流程试验指标 T a b l e8T h et e s tr e s u l t so ff l o t a t i o n t a i l i n g sc y a n i d eleaching/% 粗磨浮选尾矿 贵液 1 .3 41 .9 6 9 0 .6 2 5 3 .1 53 8 .2 42 5 .9 0 冉磨氰化 浸渣 9 7 .2 6O .2 86 .4 09 .3 8 5 .5 06 1 .7 64 1 .8 4 一j b p .m9 5 % 合计 9 7 .2 62 .9 6l O .2 71 0 0 .0 5 8 .6 51 0 0 .06 7 .7 4 浮选一尾矿氰化9 4 .5 05 8 .167 8 .7 3 注浮选尾矿氰化液固比为2 l 。贵液金品位单位为m L 。 万方数据 2 0 11 年第3 期 龚哲彦等国外某难选金铜矿综合回收选矿试验研究 3 3 获取到可以直接销售的合格铜金精矿,浮选尾矿氰 化浸金补充回收其中的金,该工艺使铜、金综合回 收率分别达到了7 8 .7 3 %和9 4 .5 0 %。该工艺过程 稳定,易于控制,在工业上容易实现,为合理利用 开发该矿提供了技术依据,同时也为同类型矿石的 利用提供了借鉴。 参考文献 [ 1 ] 周中定.微细粒浸染型金矿石选金试验研究[ J ] .黄金, 2 0 0 3 6 4 3 4 5 . [ 2 ] 李继松.含砷金矿的浮选方法[ J ] .山东冶金,1 9 9 6 ,1 8 3 4 7 . [ 3 ] 康健雄,周越,吕中海,等.含砷金矿浮选研究现状与展 望[ J ] .四川有色金属,2 0 0 8 3 2 - 5 . [ 4 ] 梁冬云,刘建军,王忠梅.提高金铜硫化矿矿石金铜回 收率的工艺研究[ J ] .黄金,1 9 9 4 ,1 5 7 2 9 3 3 . [ 5 ] 于雪,焦永会.微细粒低品位金矿石提金工艺研究[ J ] . 有色矿冶,2 0 0 3 ,1 9 3 1 7 2 0 . [ 6 ] 胡为柏.浮选[ M ] .北京冶金T 业出版社,1 9 8 3 . [ 7 ] 李成秀,王昌良.铜砷浮选分离的进展[ J ] .国外金属矿 选矿。2 0 0 5 8 9 1 2 . [ 8 ] 陈薇。童雄.某难选金矿石的选矿试验研究[ J ] .矿产综 合利用,2 0 0 8 3 1 6 1 8 . . /一 /仝 /仝 /玉 /仝 /玉 /玉 /佘 /仝 /佘 /佘 /备 /仝 /备 /;、 ‘ /佘 /乱 /、 ‘、 /、 /;、 /、 /乱 /A ‘、 ,,乱 /;\ /乱 /n /n /n /乱 卜 l 上接第2 8 页 以目前有色汇源2k d 的规模计算,回水返回 5 0 %,加入新水量1 8 0 0t ,假定加入絮凝剂9 0 % 随同体沉降,水中沉降1 0 %,以水中0 .0 0 5g ,L 计 算,每天只能加入絮凝剂为1 8 0 0 x 1 0 0 0 x 0 .0 0 5 1 0 .1 0 9 0 0 0 0g ,合4 5 矾原矿。 4 结论 1 尾矿沉降浓度3 %~5 %,H M X 0 3 11 7 絮凝剂 用量为每吨原矿3 0 ~4 0g ,沉降效果较好。同时, H M X 0 3 11 7 絮凝剂得到的回水能很好地返回浮选系 统再利用。 2 回水可以返回使用,但返回量必须得到控 制,尾矿库回水比例在4 0 %一6 0 %适宜,改进后的 回水比例可达8 0 %。 3 H M X 0 3 1 1 7 絮凝剂在水中残留不能超过 0 .0 0 5W E ,折合4 5 趴原矿,否则会严重影响浮 选。所以絮凝剂建议用量3 0 一4 0 趴原矿时,不会 对浮选产生很大影响。 4 回水影响浮选的主要因素包括絮凝剂残留、 回水的p H 、浮游物含量及F e “、A 1 “、C d 等金属 离子含量,为减少回水对浮选的负面影响,应尽量 降低絮凝剂残留量及金属离子含量,回水p H 尽量 保持在9 ~9 .5 。 。 参考文献 [ 1 ] 崔萍萍,黄肇敏,周素莲.我国铝土矿资源综述[ J ] . 轻金属,2 0 0 8 2 6 8 .; [ 2 ] 毕诗文.铝土矿生产工艺[ M ] .北京化学工业出版社,2 0 0 6 [ 3 ] 黄国智,方启学,石伟,等.放粗铝土矿选矿精矿粒度 的可行性研究[ J ] .轻金属,2 0 0 0 7 7 一1 0 . [ 4 ] 陈志友,陈湘清,马俊伟,等.铝土矿选矿尾矿性质及沉 降性能研究[ J ] .轻金属2 0 0 7 2 7 1 0 . [ 5 ] 冯其明,穆枭,张国范.浮选生产过程中的泡沫及消泡 技术[ J ] .矿产保护与利用2 0 0 5 4 3 1 3 5 . [ 6 ] 胡岳华,王毓华,王淀佐,等.铝硅矿物浮选化学与铝土 矿脱硅[ M ] .北京科学出版社,2 0 0 4 1 3 6 ,1 4 7 1 5 3 .2 1 6 - - 2 1 8 . 万方数据