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第3 3 卷第1 期 2 0 1 7 年2 月 湖南有色金属 H U N A NN O N F E R R O U SM E T A L S 1 7 某金矿综合回收伴生金属试验研究 胡敏 福建紫金矿业集团股份有限公司,福建上杭3 6 4 2 0 0 摘要针对河南某含多金属硫化物金矿,通过对其工艺矿物学研究查明其伴生的铜、铅、锌矿物的 嵌布状态和特征,结合金矿物的嵌布状态确定了新型的综合回收伴生金属的选矿工艺流程和药剂 制度。结果表明原矿中金主要以类质同象及微细粒态包裹于黄铁矿、黄铜矿等硫化物当中。研究 采用铜铅混浮一铜铅分离一活化浮锌、硫工艺流程依次获得铜精矿、铅精矿、锌精矿、硫精矿,其中 金大部分进入硫化矿精矿当中。新工艺较现场生产工艺A u 回收率提高了1 0 %左右,极大地提高 了矿山的产出价值。 关键词多金属;伴生;铜铅分离;产品方案 中图分类号T D 9 2 3文献标识码A文章编号1 0 0 3 5 5 4 0 2 0 1 7 0 1 一0 0 1 7 一0 6 河南某石英脉型含多金属硫化矿物金矿伴生有 低品位的铜、铅、锌等元素,该金矿原生产工艺流程 为硫化矿混浮产出以黄铁矿为主的金精矿产品。由 于受限于硫精矿产品品位,部分赋存在其它硫化物 的金会流失在尾矿当中,致使该金矿矿山综合产出 价值较低o 。本研究通过工艺矿物学分析了该金矿 伴生铜、铅、锌元素的赋存状态和矿物嵌生关系,以 及矿石中金的赋存特性和与硫化矿物的共伴生关 系怛J ,并依此为依据进行了综合回收铜、铅、锌浮选 试验研究,开发出了提高该矿山有价金属的综合利 用选矿工艺,为下一步矿山进行技术改造提供了 依据。 1 矿石性质 1 .1 化学多元素分析和主要矿物组成 该金矿矿石化学多元素分析结果见表l 。 表1原矿多元素化学分析结果 组分 A u A g s S i 0 2A 1 2 0 3 M 9 0 c a O 含量 2 .6 42 3 .4 52 .4 86 2 ,6 43 .1 06 .4 44 .2 9 % F e 1 .2 3 组分 C uP bz ns b舡 P 2 0 5T i 0 2 C 含量 0 .2 00 .4 70 .7 40 .0 80 .0 0 120 .0 0 760 .2 91 .3 7 注A u 、趣含量单位为∥t 。 作者简介胡敏 1 9 6 8 一 ,男,工程师,主要从事选矿技术管理 工作。 由表1 可看出,原矿中达到工业回收品位的元 素有A u 、A g 、c u 、P b 、z n 等。通过偏光显微镜鉴定、x 射线衍射分析和扫描电镜能谱分析等综合手段查 明,原矿中主要的金属矿物为黄铁矿、赤铁矿、褐铁 矿,其次为方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、黝铜矿、脆硫铅 锑矿、灰铅锑矿、自然金、银金矿等,脉石矿物主要为 石英、云母、绿泥石、长石、白云石、方解石以及微量 的毒砂、高岭土、磷灰石、炭质物等。矿石中主要矿 物组成及相对含量见表2 。 表2 原矿主要矿物组成及相对含量 % 矿物名称相对含量矿物名称相对含量 黄铁矿 少量磁黄铁矿 2 .7 1 长石 2 .1 l 方铅矿、白铅矿 O .5 2 云母、绿泥石1 7 .5 闪锌矿、菱锌矿 O .7 9 白云石4 .1 5 黄铜矿 O .2 2 方解石 3 .6 6 毒砂 O .0 4 高岭石等粘土 3 .3 5 赤铁矿、褐铁矿 少量磁铁矿 9 .9 2 石英 5 4 .6 6 硬锰矿、软锰矿、菱锰矿 o .2 0 其它 O .1 7 合计 1 0 0 .0 0 1 .2 主要目的元素赋存状态 矿石中铜、铅、锌元素的赋存状态见表3 。 由表3 可看出,铜、铅、锌主要赋存在硫化矿物 当中,将原矿矿石研磨至1 0 0 %一7 4 仙m 以下进行金 物相分析,分析结果见表4 。 万方数据 1 8湖南有色金属第3 3 卷 表4 矿样中金物相分析结果 % 由表4 可看出,该金矿主要赋存于硫化物中,其 为采用光学显微镜不可见的亚显微态的极为细小的 自然金微粒或类质同象的原子态赋存在黄铁矿、黄 铜矿、方铅矿等硫化物中[ 3J ,占总金的9 1 .6 7 %,其次 为解离或暴露态的自然金、裂隙金,占总金的 5 .3 0 %。 1 .3 金矿物的嵌布状态 该矿石中的金的嵌布状态主要以类质同象及微 细粒态包裹于黄铁矿、黄铜矿等硫化物当中,其次以 裂隙金、晶隙金存在于石英、黄铁矿、毒砂等裂隙中, 嵌布粒度在0 .0 0 5 ~0 .0 1m m 之间,对该矿石中的各 种硫化矿物单矿物进行金分析,得出嵌布于各硫化 物之中的金含量见表5 。 表5 单矿物含金品位∥t 矿物名称自然金方铅矿闪锌矿黄铁矿毒砂黄铜矿 金品位 12 2 0 .52 2 .1 2O ,0 24 ,8 l4 .9 24 2 .4 8 由表5 可看出,除自然金矿物外,主金属矿物 黄铜矿、方铅矿 中含金品位是原矿的几十倍,可以 预测随着主元素的回收,金可富集在硫化物精矿当 中‘4 | 。 2 试验研究内容与讨论 2 .1 现场验证试验研究结果及讨论 现场生产工艺流程及药剂制度为在磨矿细度为 一7 4 炉占8 1 .2 8 %的条件下,采用硫酸铜作为硫化 矿物的活化剂,Y 8 9 作为硫化物的捕收剂进行混合 浮选捕收。浮选工艺流程为一粗三精两扫,得到一 个金精矿。现场验证试验流程如图1 所示,所得指 标见表6 。 金精矿 图1现场验证试验流程 表6 现场验证试验指标 % 注A u 含量单位为昏/t 。 由表6 可看出,金精矿富集趋势与s 的富集一金尾矿中流失的金主要为损失在尾矿中的硫化矿物 致,金精矿中A u 的回收率与s 回收率基本相同。同中的金,致使该金矿矿山综合产出较低。 时,金精矿中c u 、P b 回收率较低,由表5 可看出,该2 .2 原则工艺流程的确定 矿中黄铜矿、方铅矿中的A u 品位远高于原矿品位,由工艺矿物学结果和现场验证试验结果可知, 万方数据 第1 期 胡敏某金矿综合回收伴生金属试验研究 1 9 流失在尾矿中的有价元素是该矿山综合产出价值较 低的关键因素。由于受限于现场设备配置条件,原 则上不能增加磨矿的细度,所以可通过综合回收 C u 、P b 、z n 改变原有的产品方案。该矿铜、铅、锌均 达到了工业回收品位,可通过浮选分别产出铜精矿、 铅精矿、锌精矿、硫精矿,并考察金、银在各精矿中的 富集规律∞1 。由于原矿中c u 、P b 、z n 品位较低,且矿 石中黄铜矿与方铅矿相互溶蚀、交代、胶结、充填、固 溶、连晶等现象严重,所以采用铜铅部分混浮一铜铅 分离比铜优先浮选难度更低【6 ] ,铜铅部分混浮活化 浮选锌,锌浮选尾矿活化浮选硫,如此依次产出铜精 矿、铅精矿、锌精矿、硫精矿。原则工艺流程如图2 所示。 2 .3 铜铅部分混浮一铜铅分离 2 .3 .1 铜铅混浮捕收剂条件试验 由于黄铜矿和方铅矿可浮性接近,同时矿石中 这两类矿物相互溶蚀、交代现象严重,所以采取铜铅 混浮的方案。铜铅混浮捕收剂种类条件试验流程如 图3 所示,所得结果如图4 所示。 铜铅混浮 广_ 铜铅分离锌活化浮选 尸] 广] 铜精矿铅精矿锌精矿硫活化浮选 硫精矿尾矿 图2原则工艺流程 原矿 药剂用量g /t 铜铅混浮粗选 厂彳F ] 铜铅混合精矿尾矿 图3铜铅混浮捕收剂条件试验流程 图4 铜铅混浮捕收剂种类条件试验结果 由图4 可看出,在相同用量条件下,采用组合捕 收剂B P 乙黄药所得到的铜铅混合精矿铜、铅品位 及回收率最高,且铜铅混合精矿中的锌互含和回收 率最低,所以铜铅混浮最适捕收剂为B P 乙黄药。 2 .3 .2 铜铅混浮硫酸锌用量条件试验 铜铅混浮过程中需要抑制闪锌矿的上浮,以提 高铜铅混合精矿的品位,降低锌互含。闪锌矿主要 的抑制剂为硫酸锌,在铜铅混浮过程中硫酸锌用量 条件试验流程如图3 所示,在磨矿细度为一7 4 斗m 占8 1 .2 8 %的条件下,以石灰作为黄铁矿的抑制剂, 混浮捕收剂B P 乙黄药用量为4 0 ∥t 2 5g /t ,以硫 酸锌用量为变量,所得结果如图5 所示。 由图5 可看出,当硫酸锌用量增大时,铜铅混合 精矿的锌品位和锌回收率明显下降,当硫酸锌用量 万方数据 湖南有色金属第3 3 卷 图5铜铅混浮硫酸锌用量条件试验结果 药剂用量g /f 时间m .n 铜铅混合精矿 达到8 0 0 ∥t 时,再增大硫酸锌用量时,铜铅混合精 矿的锌回收率下降幅度很小,所以铜铅混浮硫酸锌 最适用量为8 0 0g /t 。 2 .3 .3 铜铅分离方案对比试验 铜铅混浮闭路试验流程为一粗三精两扫,得到 一个含C u1 4 .2 2 %、P b1 6 .8 8 %的铜铅混合精矿。 由于该矿石中的铜铅矿物连生交代关系复杂,铜铅 分离难度较大帕J ,常规的铜铅分离方案有两种,即 “抑铅浮铜”方案和“抑铜浮铅方案”,本研究进行了 两种方案的对比试验,试验流程如图6 所示 图6 中 药剂用量针对原矿用量 ,对比分离指标见表7 。 药剂用量g /f铜铅混合精矿 时间m i n T 一 1 0 ’木活性碳3 0 3 ’丰石灰2 0 0 氰化钠3 05 ’j c 水玻璃2 0 0 0 5 ’丰亚硫酸钠1 0 0c M c l 0 0 2 ’ | B P l O 浮铅抑锢 尸_ 铅精矿铜精矿 浮铜抑铅 厂_ 铜精矿铅精矿 图6 铜铅分离不同方案对比试验流程 表7 铜铅分离不同方案对比试验结果% 由图6 和表7 可看出,采用浮铅抑铜方案与浮 铜抑铅方案对该铜铅混合精矿分离效果接近。但浮 铅抑铜方案使用了剧毒的氰化物,对环境和人员均 有潜在的危险性,所以该铜铅精矿分离方案为浮铜 抑铅方案。 2 .4 铜铅尾矿活化浮选锌 工业上常用硫酸铜作为闪锌矿的有效活化剂, 但过量的硫酸铜易造成选矿尾矿废水中重金属离子 超标。铜铅浮选闭路尾矿活化锌硫酸铜用量条件试 验漉程如图7 所示,所得结果如图8 所示。 由图8 可看出,随着硫酸铜用量的增大,锌粗精 矿锌品位和作业回收率逐渐增大,当硫酸铜用量达 到6 0 0 ∥t 时,锌粗精矿品位达到了峰值,再增大用 量时,锌粗精矿作业回收率上升幅度很小,而锌品位 有所下降,这是由于过量的硫酸铜对黄铁矿也产生 了一定的活化作用,所以锌粗选硫酸铜最适合用量 为6 0 0 ∥t 。 钢铅闭路尾矿 药荆用量g /t 时间m .n 37 木石灰2 0 0 3 ’木硫酸铜变量 2 ’牛丁黄药6 0 松醇油2 5 铎粗选 3 ’ l l 锌粗精矿尾矿 图7锌粗选硫酸铜用量条件试验流程 图8锌粗选硫酸铜用量条件试验结果 2 i O 9 8 7 6 5 4 3 2 辞\剞咀哩甜 万方数据 第1 期胡敏某金矿综合回收伴生金属试验研究 2 1 2 .5 硫化矿全流程闭路试验 在已有的条件试验的基础上进行了铜铅锌硫浮 选全流程闭路试验。试验流程较现场生产工艺有较 大的改变,由原有的单一金精矿产品方案改为多精 矿产品的方案。铜铅锌硫浮选全流程闭路试验流程 如图9 所示,并考察金在各精矿产品的走向,所得指 标见表8 。 表8 硫化矿浮选全流程闭路试验指标 % 品位 回收率 产品名称 产率五『_ i ■i ■F ■i 一_ 五瓦云■_ 铜精矿 O .5 72 6 .8 33 .8 8 2 .3 22 8 .2 11 9 0 .5 2 。7 2 6 95 I ul 8 1 y 53 ,‘ y 铅精矿 O .4 94 .2 25 6 .2 13 .9 7 1 7 .2 31 0 2 3 3 锌精矿 O .9 71 .2 21 .4 44 9 .9 3 2 6 .3 13 0 .2 1 硫精矿 4 .2 10 .2 8 0 .2 20 .6 4 04 8 .1 l 1 6 .2 2 尾矿 9 3 .7 6O .0 1 4 O .1 20 .2 00 .1 7 0 0 .1 9 9 .8 3 5 .6 2 6 3 .5 4 3 .2 2 2 .6 6 6 6 .1 9 3 .1 4 9 .4 9 1 8 .2 8 1 0 .6 8 5 .6 2 2 .1 43 .6 97 5 .4 7 2 4 .9 5 6 .2 52 5 .9 9 2 5 .6 65 .9 3 6 .5 0 注A u 含量单位为∥t 。 原矿 药剂用量g /{ 图9 硫化矿浮选全流程闭路流程图 万方数据 2 2 湖南有色金属第3 3 卷 由表8 可看出,采用如图9 所示的工艺流程处 理该含多金属硫化矿物金矿,可有效回收该金矿中 伴生的铜、铅、锌元素,全流程闭路试验可得到含C u 2 6 .8 3 %,A u1 9 0 .5 2 ∥t ,c u 回收率7 2 .6 9 %,A u 回 收率为3 9 .5 9 %的铜精矿;含P b5 6 .2 1 %,A u1 0 2 .3 3 g /t ,P b 回收率6 3 .5 4 %,A u 回收率为1 8 .2 8 %的铅 精矿;含z n4 9 .9 3 %,A u3 0 .2 1g /t ,z n 回收率 6 6 .1 9 %,A u 回收率为1 0 .6 8 %的锌精矿,含S 4 8 .1 1 %,A u1 6 .2 2g /t ,s 回收率7 5 .4 7 %,A u 回收率 为2 4 .9 5 %的硫精矿,对比表8 和表6 的结果可看 出,新工艺流程各精矿中A u 的总回收率达到了 9 3 .5 %,较现场工艺A u 回收率提高了1 0 %,同时铜、 铅精矿含A u 品位和计价系数更高,能更大幅度地提 高该含多金属硫化物金矿的产出价值。 3 结论 1 .河南某石英脉型含多金属硫化矿物金矿伴生 有低品位的铜、铅、锌等金属元素,矿石中的主要硫 化矿物如黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿相互溶蚀、 交代现象严重,现场生产工艺流程为硫化矿混浮产 出单一的金硫精矿,对铜铅锌没有综合回收,由工艺 矿物学分析可知,主金属矿物 黄铜矿、方铅矿 中含 金品位较高,原有的生产工艺流程经济性较差。 2 .针对该矿矿物特性,确定了铜铅混浮一铜铅 分离一活化浮锌一活化浮硫的工艺流程方案,铜铅 分离采用无氰工艺,降低了选矿过程中环境污染的 风险。 3 .在推荐的最佳工艺流程和药剂制度条件下, 全流程闭路试验可依次得到铜精矿、铅精矿、锌精 矿、硫精矿,相比于现场生产工艺流程,新的推荐流 程A u 回收率提高了1 0 %,经济效益显著,为选厂下 一步技术改造提供了依据。 参考文献 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