中亚某难处理金矿选冶工艺研究.pdf

中亚某难处理金矿选冶工艺研究 ① 李建政，王军强（河南黄金产业技术研究院有限公司，河南灵宝４７２５００）摘要对中亚某金品位４．３５ｇ／ｔ金矿石进行了选冶联合工艺试验研究。采用氧化焙烧预处理-氰化浸出工艺，在焙烧给料细度－０．０７４ｍｍ粒级占７５％、氧化气氛下焙烧１２０ｍｉｎ，焙砂磨至－０．０７４ｍｍ粒级占９０％，在氰离子浓度０．１０％条件下浸出４８ｈ，金浸出率达到８６．３９％，浸渣金品位０．５９ｇ／ｔ。关键词难处理金矿；氧化焙烧；氰化浸出；金中图分类号ＴＤ９５３文献标识码Ａｄｏｉ１０．３９６９／ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１９．０５．０１４文章编号０２５３－６０９９（２０１９）０５－００５３－０３ＡＣｏｍｂｉｎｅｄＢｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ-ＭｅｔａｌｌｕｒｇｉｃａｌＰｒｏｃｅｓｓｉｎｇＴｅｃｈｎｉｑｕｅｆｏｒＲｅｆｒａｃｔｏｒｙＧｏｌｄＯｒｅｆｒｏｍＣｅｎｔｒａｌＡｓｉａＬＩＪｉａｎ-ｚｈｅｎｇ，ＷＡＮＧＪｕｎ-ｑｉａｎｇ（ＨｅｎａｎＧｏｌｄＩｎｄｕｓｔｒｙＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙＲｅｓｅａｒｃｈＩｎｓｔｉｔｕｔｅＣｏＬｔｄ，Ｌｉｎｇｂａｏ４７２５００，Ｈｅｎａｎ，Ｃｈｉｎａ）ＡｂｓｔｒａｃｔＡｃｏｍｂｉｎｅｄｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ-ｍｅｔａｌｌｕｒｇｉｃａｌｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇｔｅｃｈｎｉｑｕｅｈａｓｂｅｅｎｉｎｔｒｏｄｕｃｅｄｔｏｔｒｅａｔａｒｅｆｒａｃｔｏｒｙｇｏｌｄｏｒｅｇｒａｄｉｎｇ４．３５ｇ／ｔＡｕｆｒｏｍＣｅｎｔｒａｌＡｓｉａ．Ｂｙｕｓｉｎｇａｐｒｏｃｅｓｓｃｏｎｓｉｓｔｉｎｇｏｆｐｒｅｔｒｅａｔｍｅｎｔｗｉｔｈｏｘｉｄｉｚｉｎｇｒｏａｓｔｉｎｇａｎｄｃｙａｎｉｄｅｌｅａｃｈｉｎｇ，ｔｈｅｆｅｅｄｏｒｅｗｉｔｈｔｈｅｓｉｚｅｏｆ－０．０７４ｍｍ７５％ｉｓｆｉｒｓｔｌｙｓｕｂｊｅｃｔｅｄｔｏｔｈｅｒｏａｓｔｉｎｇｉｎａｎｏｘｉｄｉｚｉｎｇａｔｍｏｓｐｈｅｒｅｆｏｒ１２０ｍｉｎ，ａｎｄｔｈｅｒｏａｓｔｅｄｏｒｅ，ａｆｔｅｒｂｅｉｎｇｍｉｌｌｅｄｔｏａｆｉｎｅｎｅｓｓｏｆ－０．０７４ｍｍ９０％，ｉｓｔｈｅｎｓｕｂｊｅｃｔｅｄｔｏｌｅａｃｈｉｎｇｆｏｒ４８ｈｉｎｔｈｅｓｏｌｕｔｉｏｎｗｉｔｈｔｈｅｃｙａｎｉｄｅｉｏｎｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎｏｆ０．１０％，ｒｅｓｕｌｔｉｎｇｉｎｇｏｌｄｌｅａｃｈｉｎｇｒａｔｅｕｐｔｏ８６．３９％，ｗｉｔｈｔｈｅｇｏｌｄｃｏｎｔｅｎｔｉｎｔｈｅｌｅａｃｈｅｄｒｅｓｉｄｕｅｒｅｄｕｃｅｄｔｏ０．５９ｇ／ｔ．Ｋｅｙｗｏｒｄｓｒｅｆｒａｃｔｏｒｙｇｏｌｄｏｒｅ；ｏｘｉｄｉｚｉｎｇｒｏａｓｔｉｎｇ；ｃｙａｎｉｄｅｌｅａｃｈｉｎｇ；ｇｏｌｄ中亚某国难处理金矿选厂设计规模１０００ｔ／ｄ，设计采用浮选-浮尾全泥氰化炭浆法联合工艺流程回收金，自２０１５年投产以来金总回收率约６１％，其中浮选回收率约４０％，产品是金精粉和黄金。该国无黄金冶炼工业，金精粉以出口为主。近年来，该国对金精粉实行限制出口政策。为了优化金矿选冶工艺，提高技术指标，对该矿进行了选冶多工艺试验研究。１原矿性质中亚某国难处理金矿中主要金属矿物为黄铁矿和毒砂，有少量黄铜矿、闪锌矿、方铅矿、磁铁矿、褐铁矿、锆石等，贵金属矿物主要为自然金、微量银金矿，脉石矿物主要为石英、云母、斜长石、方解石、白云石、高岭石、绿泥石和石榴子石等。原矿化学多元素分析结果见表１。表１原矿化学多元素分析结果（质量分数）／％Ａｕ１）Ａｇ１）ＡｓＳＣＰｂＴＦｅ４．３５０．０３０．２６０．６７０．６９０．０１４．３７ＺｎＣｕＣａＯＭｇＯＡｌ２Ｏ３ＳｉＯ２０．０１０．００４２．５４１．８５１４．２９６３．９１１）单位为ｇ／ｔ。原矿金主要以微粒金、细粒金为主，分别占５２．５９％和３３．３４％，中粒金占１４．６９％，粗粒金仅占０．３８％。金矿物嵌布形态简单，主要以浑圆粒状、角粒状为主，其次为长角粒状、尖角粒状、麦粒状和叶片状，其它形态含量较少。金矿物赋存状态主要以包裹金为主，其中硫化物包裹占５２％，脉石包裹占１５％，粒间金占２９％，裂隙金占４％。主要载金矿物为黄铁矿和毒砂。 ①收稿日期２０１９－０３－２０作者简介李建政（１９７７－），男，河南汝阳人，高级工程师，主要从事难处理金矿回收技术开发与研究工作。第３９卷第５期２０１９年１０月矿矿冶冶工工程程ＭＩＮＩＮＧＡＮＤＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧＶｏｌ．３９ №５Ｏｃｔｏｂｅｒ２０１９万方数据２试验结果和讨论２．１常规氰化浸出试验磨矿细度－０．０７４ｍｍ粒级占９５％，矿浆液固比１．５，石灰调浆至ｐＨ＝１０～１１，充气搅拌碱处理２ｈ；控制氰离子浓度０．１０％，充气搅拌氰化浸出４８ｈ，浸渣金品位２．８５ｇ／ｔ，金浸出率３６．６７％。即使提高氰离子浓度至０．１５％，金浸出率也仅有４１．６９％。依据国标ＧＢ／Ｔ３２８４０２０１６［１］，直接氰化浸金金浸出率低于５０％，属中度难处理金矿石。２．２浮选-浮选尾矿氰化浸出试验２．２．１浮选试验磨矿细度－０．０７４ｍｍ粒级占６５％，硫酸铜用量１００ｇ／ｔ、丁基黄药用量２７０ｇ／ｔ、丁铵黑药用量９５ｇ／ｔ、２＃油用量７０ｇ／ｔ条件下，采用一粗二精三扫闭路浮选，获得金精矿产率６．３５％、精矿金品位４６．０６ｇ／ｔ、金回收率６９．０６％，浮选尾矿金品位１．４０ｇ／ｔ。金精矿产品达到ＹＳ／Ｔ３００４２０１１［２］七级品质量标准要求。２．２．２浮选尾矿氰化浸出试验磨矿细度－０．０７４ｍｍ粒级占９５％，矿浆液固比１．５，石灰调浆至ｐＨ＝１０～１１，搅拌时间２ｈ；氰离子浓度０．１０％，浸出时间４８ｈ，浮选尾矿氰化浸出，浸渣金品位１．０１ｇ／ｔ，金作业浸出率３０．１０％，相对原矿金浸出率９．３１％。２．２．３浮选-浮选尾矿氰化浸出试验实验室采用浮选-浮选尾矿氰化浸出工艺，金总回收率达到７８．３７％，比工业指标有大幅提高。工业上通过工艺优化，可以有效提高技术指标。２．３焙烧预处理-氰化浸出试验难处理金矿必须经矿物化学处理方可得到较理想的浸出率，常用的金矿化学处理工艺有焙烧、浸出、微生物浸出等［３］，焙烧分为氧化焙烧、硫酸化焙烧、氯化焙烧、氯化离析、加盐焙烧等。根据该矿矿石性质，确定采用氧化焙烧法进行预处理，再对焙砂进行氰化浸出。试验流程如图１所示。 B3 8 .A1B 63-0.074 mmC85 / .A,3 9/1* A.1.5 ;/1 pH10 11 93D7,0.10 图１焙烧预处理-氰化浸出试验流程２．３．１焙烧温度试验按图１所示流程，在原矿粒度－２ｍｍ，氧化气氛下焙烧１００ｍｉｎ，氰化浸出时间４８ｈ，进行了焙烧温度条件试验，结果见表２。由表２可见，最佳焙烧温度为７００ ℃。表２焙烧温度试验结果焙烧温度／ ℃浸渣金品位／（ｇｔ－１）金浸出率／％６０００．９９７７．２０６５００．７７８２．２６７０００．７４８２．９５７５００．７５８２．７６２．３．２焙烧时间试验焙烧温度７００ ℃，其他条件不变，焙烧时间条件试验结果见表３。由表３可知，最佳焙烧时间为１２０ｍｉｎ。表３焙烧时间试验结果焙烧时间／ｍｉｎ浸渣金品位／（ｇｔ－１）金浸出率／％６００．８２８１．１８９００．７３８３．３３１２００．６２８５．７１１５００．６３８５．４７２．３．３焙砂磨矿细度试验焙烧时间１２０ｍｉｎ，其他条件不变，焙砂磨矿细度条件试验结果见表４。由表４可见，最佳磨矿细度为－０．０７４ｍｍ粒级占９０％。表４焙砂磨矿细度试验结果－０．０７４ｍｍ粒级含量／％浸渣金品位／（ｇｔ－１）金浸出率／％８００．７４８３．０５８５０．６４８５．３３９００．５７８６．９７９５０．６３８５．４７２．３．４浸出时间试验焙砂磨矿细度－０．０７４ｍｍ粒级占９０％，其他条件不变，浸出时间条件试验结果见表５。由表５可知，最佳浸出时间为４８ｈ。表５浸出时间试验结果浸出时间／ｈ浸渣金品位／（ｇｔ－１）金浸出率／％２４０．７９８１．７４４８０．５５８７．２５７２０．５３８７．８６２．３．５焙烧给料粒度试验为了考察焙烧给料粒度对焙烧效果的影响，对４５矿冶工程第３９卷万方数据－２ｍｍ试样进行磨矿，再按图１所示流程进行氧化焙烧-氰化浸出，研究焙烧矿给矿粒度对浸出效果的影响，结果见表６。由表６可知，焙烧作业给料粒度对浸出率有一定影响，考虑到工业上原矿焙烧需采用干式磨矿工艺，选择焙烧作业给料粒度为－０．０７４ｍｍ粒级占７５％。表６焙烧粒度试验结果－０．０７４ｍｍ粒级含量／％浸渣金品位／（ｇｔ－１）金浸出率／％５５０．６２８５．７３６５０．６１８５．８８７５０．５９８６．３９８５０．６３８６．４７２．３．６综合试验采用氧化焙烧预处理-氰化浸出工艺，在焙烧给料细度－０．０７４ｍｍ粒级占７５％、氧化气氛下焙烧１２０ｍｉｎ，焙砂磨至－０．０７４ｍｍ粒级占９０％，在氰离子浓度０．１０％条件下浸出４８ｈ，金浸出率达到８６．３９％，浸渣金品位０．５９ｇ／ｔ。该工艺不仅可提高金浸出率，而且实现了产出全部为黄金产品。３结语１）中亚某矿属中度难处理金矿石，其主要特点是嵌布粒度以微粒金、细粒金为主，赋存状态以包裹金为主，主要载金矿物为黄铁矿和毒砂。２）采用常规氰化浸出工艺，金浸出率仅４１．６９％；采用浮选-浮选尾矿氰化浸出工艺，浮选金回收率６９．０６％，金总回收率７８．３７％。常规氰化浸出工艺和浮选-氰化联合工艺回收效果均不佳。３）采用氧化焙烧预处理-氰化浸出工艺，在焙烧给料细度－０．０７４ｍｍ粒级占７５％、氧化气氛下焙烧１２０ｍｉｎ，焙砂磨至－０．０７４ｍｍ粒级占９０％，在氰离子浓度０．１０％条件下浸出４８ｈ，金浸出率达到８６．３９％，浸渣金品位０．５９ｇ／ｔ。参考文献［１］ＧＢ／Ｔ３２８４０２０１６，金矿石［Ｓ］．２０１６．［２］ＹＳ／Ｔ３００４２０１１，金精矿［Ｓ］．２０１１．［３］李正要．矿物化学预处理［Ｍ］．北京冶金工业出版社，２０１５．引用本文李建政，王军强．中亚某难处理金矿选冶工艺研究［Ｊ］．矿冶工程，２０１９，３９（５）５３－５５． �� （上接第５２页）油酸钠也发生了无选择性吸附行为，另一方面是在过分剧烈的颗粒紊流中，由于搅拌而形成了大量的空化气泡，造成了脉石矿物的大量夹杂。４结论１）通过搅拌调浆过程能量输入调控，可以改善捕收剂油酸钠与抑制剂海藻酸钠在白钨矿、方解石、石英３种矿物表面吸附的选择性，进而改变矿物颗粒的表面性质与颗粒聚团结构，实现３种微细粒悬浮液结构的调节，使微细粒白钨矿颗粒群形成屈服应力较大的颗粒聚团结构，使微细粒方解石、石英颗粒群形成屈服应力低的、分散程度较好的悬浮液结构，为白钨矿的高效分选提供较好的分离环境。２）在白钨矿-方解石-石英人工混合矿体系中，通过调节调浆搅拌过程能量输入，改变矿浆的屈服应力，可以促进微细粒白钨矿形成疏水性颗粒聚团，同时增强抑制剂海藻酸钠的选择性作用，提升富集比。参考文献［１］王国生，黄海威，高玉德，等．复杂难选含钨铁矿选矿工艺研究［Ｊ］．矿冶工程，２０１６，３６（２）５０－５３．［２］董留洋，覃文庆，焦芬，等．阳离子-阴离子组合捕收剂浮选分离白钨矿和方解石［Ｊ］．矿冶工程，２０１８，３８（４）６１－６４．［３］ＭｉｅｔｔａＦ，ＣｈａｓｓａｇｎｅＣ，ＷｉｎｔｅｒｗｅｒｐＪＣ．Ｓｈｅａｒ-ｉｎｄｕｃｅｄｆｌｏｃｃｕｌａｔｉｏｎｏｆａｓｕｓｐｅｎｓｉｏｎｏｆｋａｏｌｉｎｉｔｅａｓｆｕｎｃｔｉｏｎｏｆｐＨａｎｄｓａｌｔｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ［Ｊ］．ＪｏｕｒｎａｌｏｆＣｏｌｌｏｉｄａｎｄＩｎｔｅｒｆａｃｅＳｃｉｅｎｃｅ，２００９，３３６（１）１３４－１４１．［４］ＺｈｏｕＷ，ＣｈｅｎＨ，ＯｕＬ，ｅｔａｌ．Ａｇｇｒｅｇａｔｉｏｎｏｆｕｌｔｒａ-ｆｉｎｅｓｃｈｅｅｌｉｔｅｐａｒｔｉｃｌｅｓｉｎｄｕｃｅｄｂｙｈｙｄｒｏｄｙｎａｍｉｃｃａｖｉｔａｔｉｏｎ［Ｊ］．ＩｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌＪｏｕｒ- ｎａｌｏｆＭｉｎｅｒａｌＰｒｏｃｅｓｓｉｎｇ，２０１６，１５７２３６－２４０．［５］ＦａｒｒｏｋｈｐａｙＳ．ＴｈｅｉｍｐｏｒｔａｎｃｅｏｆｒｈｅｏｌｏｇｙｉｎｍｉｎｅｒａｌｆｌｏｔａｔｉｏｎＡｒｅ- ｖｉｅｗ［Ｊ］．ＭｉｎｅｒａｌｓＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，２０１２，３６－３８２７２－２７８．［６］ＣｒｕｚＮ，ＰｅｎｇＹ，ＦａｒｒｏｋｈｐａｙＳ，ｅｔａｌ．Ｉｎｔｅｒａｃｔｉｏｎｓｏｆｃｌａｙｍｉｎｅｒａｌｓｉｎｃｏｐｐｅｒ-ｇｏｌｄｆｌｏｔａｔｉｏｎＰａｒｔ１Ｒｈｅｏｌｏｇｉｃａｌｐｒｏｐｅｒｔｉｅｓｏｆｃｌａｙｍｉｎｅｒａｌｓｕｓｐｅｎｓｉｏｎｓｉｎｔｈｅｐｒｅｓｅｎｃｅｏｆｆｌｏｔａｔｉｏｎｒｅａｇｅｎｔｓ［Ｊ］．ＭｉｎｅｒａｌｓＥｎｇｉ- ｎｅｅｒｉｎｇ，２０１３，５０－５１３０－３７．［７］ＣｒｕｚＮ，ＰｅｎｇＹ，ＥｌａｉｎｅＷｉｇｈｔｍａｎ．Ｉｎｔｅｒａｃｔｉｏｎｓｏｆｃｌａｙｍｉｎｅｒａｌｓｉｎｃｏｐｐｅｒ-ｇｏｌｄｆｌｏｔａｔｉｏｎ，Ｐａｒｔ２Ｉｎｆｌｕｅｎｃｅｏｆｓｏｍｅｃａｌｃｉｕｍｂｅａｒｉｎｇｇａｎｇｕｅｍｉｎｅｒａｌｓｏｎｔｈｅｒｈｅｏｌｏｇｉｃａｌｂｅｈａｖｉｏｕｒ［Ｊ］．ＩｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌＪｏｕｒｎａｌｏｆＭｉｎｅｒａｌＰｒｏｃｅｓｓｉｎｇ，２０１５，１４１５１－６０．［８］ＣｒｕｚＮ，ＰｅｎｇＹ，ＷｉｇｈｔｍａｎＥ，ｅｔａｌ．ＴｈｅｉｎｔｅｒａｃｔｉｏｎｏｆｐＨｍｏｄｉｆｉｅｒｓｗｉｔｈｋａｏｌｉｎｉｔｅｉｎｃｏｐｐｅｒ-ｇｏｌｄｆｌｏｔａｔｉｏｎ［Ｊ］．ＭｉｎｅｒａｌｓＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，２０１５，８４２７－３３．［９］ＣｒｕｚＮ，ＰｅｎｇＹ，ＷｉｇｈｔｍａｎＥ，ｅｔａｌ．Ｔｈｅｉｎｔｅｒａｃｔｉｏｎｏｆｃｌａｙｍｉｎｅｒａｌｓｗｉｔｈｇｙｐｓｕｍａｎｄｉｔｓｅｆｆｅｃｔｓｏｎｃｏｐｐｅｒ-ｇｏｌｄｆｌｏｔａｔｉｏｎ［Ｊ］．ＭｉｎｅｒａｌｓＥｎ- ｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，２０１５，７７１２１－１３０．［１０］ＷｅｉＣｈｅｎ，ＱｉｍｉｎｇＦｅｎｇ，ＧｕｏｆａｎＺｈａｎｇ，ｅｔａｌ．Ｅｆｆｅｃｔｏｆｅｎｅｒｇｙｉｎ- ｐｕｔｏｎｆｌｏｃｃｕｌａｔｉｏｎｐｒｏｃｅｓｓａｎｄｆｌｏｔａｔｉｏｎｐｅｒｆｏｒｍａｎｃｅｏｆｆｉｎｅｓｃｈｅｅｌｉｔｅｕｓｉｎｇｓｏｄｉｕｍｏｌｅａｔｅ［Ｊ］．ＭｉｎｅｒａｌｓＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，２０１７，１１２２７－３５．引用本文龙涛，陈伟．调浆过程能量输入对微细粒白钨浮选矿浆流变特性的影响研究［Ｊ］．矿冶工程，２０１９，３９（５）４９－５２．５５第５期李建政等中亚某难处理金矿选冶工艺研究万方数据