某含砷含碳难处理金矿选矿试验研究.pdf

某含砷含碳难处理金矿选矿试验研究 ① 牛艳萍１，２，３， 宗京京２， 丁淑芳４， 王余莲２， 何章辉１， 初静波１， 张 帅１ （１．黑龙江省地质矿产测试应用研究所，黑龙江 哈尔滨 １５００３６； ２．东北大学，辽宁 沈阳 １１０００４； ３．北京矿冶研究总院，北京 １００１６０； ４．黑龙江科技大 学，黑龙江 哈尔滨 １５００００） 摘 要 对某含砷含碳难处理金矿进行了选矿试验研究。 在探索试验的基础上，最终确定采用浮选⁃焙烧⁃氰化浸出工艺，可以获得 Ａｕ 的浸出率 ７１．４６％，Ａｕ 的总回收率为 ５９．７９％。 关键词 含砷含碳金矿； 浮选； 焙烧 中图分类号 ＴＤ９２５文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１４．０２．０１３ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１４）０２－００５０－０４ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｏｆ ａ Ｒｅｆｒａｃｔｏｒｙ Ｇｏｌｄ Ｏｒｅ Ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ Ａｒｓｅｎｉｃ ａｎｄ Ｃａｒｂｏｎ ＮＩＵ Ｙａｎ⁃ｐｉｎｇ１，２，３， ＺＯＮＧ Ｊｉｎｇ⁃ｊｉｎｇ２， ＤＩＮＧ Ｓｈｕ⁃ｆａｎｇ４， ＷＡＮＧ Ｙｕ⁃ｌｉａｎ２， ＨＥ Ｚｈａｎｇ⁃ｈｕｉ１， ＣＨＵ Ｊｉｎｇ⁃ｂｏ１， ＺＨＡＮＧ Ｓｈｕａｉ１ （１．Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｐｒｏｖｉｎｃｅ Ｇｅｏｌｏｇｙ Ｏｒｅ Ｔｅｓｔ ａｎｄ Ａｐｐｌｉｃａｔｉｏｎ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ， Ｈａｒｂｉｎ １５００３６， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｎｏｒｔｈｅａｓｔｅｒｎ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ， Ｓｈｅｎｙａｎｇ １１０００４， Ｌｉａｏｎｉｎｇ， Ｃｈｉｎａ； ３．Ｂｅｉｊｉｎｇ Ｇｅｎｅｒａｌ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ａｎｄ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ， Ｂｅｉｊｉｎｇ １００１６０， Ｃｈｉｎａ； ４．Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００００， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ ｓｔｕｄｙ ｏｎ ｍｉｎｅｒａｌ ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｏｆ ａ ｒｅｆｒａｃｔｏｒｙ ｇｏｌｄ ｏｒｅ ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ ａｒｓｅｎｉｃ ａｎｄ ｃａｒｂｏｎ ｗａｓ ｃａｒｒｉｅｄ ｏｕｔ． Ｂａｓｅｄ ｏｎ ｔｈｅ ｅｘｐｌｏｒａｔｉｏｎ ｔｅｓｔ， ａ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｏｆ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ⁃ｒｏａｓｔｉｎｇ⁃ｃｙａｎｉｄｅ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｗａｓ ｆｉｎａｌｌｙ ｄｅｔｅｒｍｉｎｅｄ， ｒｅｓｕｌｔｓ ｉｎ ａ ｇｏｌｄ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗｉｔｈ ｇｏｌｄ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｒａｔｅ ｏｆ ７１．４６％ ａｎｄ ａ ｔｏｔａｌ ｇｏｌｄ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ５９．７９％． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｇｏｌｄ ｏｒｅ ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ ａｒｓｅｎｉｃ ａｎｄ ｃａｒｂｏｎ； ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｒｏａｓｔｉｎｇ 据统计，目前世界上约 ２／３ 的金矿资源属于难处 理矿，而世界黄金总产量的 １／３ 左右产自难处理金矿， 这一比例今后必将进一步增高，这与世界主要产金国 积极开展难处理金矿资源的研究工作有关。 在我国已 探明的黄金储量中，有 ３０％为难处理金矿，其中含砷 含碳金矿是最难处理的，已成为我国今后黄金开发和 利用的重要资源［１－５］。 因此，对含砷含碳双重难处理 金矿石的研究有极其重要的意义。 通过对黑龙江省某金矿进行矿石性质研究，确定 该矿属于含砷含碳难处理金矿，试验首先进行了直接 氰化浸金、炭浸工艺、氯化氧化⁃氰化浸出工艺、单一浮 选工艺的探索性试验研究，但效果均不理想，最后综合 考虑采取浮选⁃精矿焙烧⁃氰化工艺成功提取金，获得 Ａｕ 的浸出率 ７１．４６％，Ａｕ 的总回收率 ５９．７９％。 １ 矿石性质 该矿属于含砷含碳金矿石，矿石中主要金属矿物 有褐铁矿、黄铁矿、磁铁矿，主要脉石矿物有石英、斜长 石、绢云母、黑云母、白云母、角闪石及碳质矿物等。 原 矿主要元素化学分析结果见表 １，原矿金物相分析结 果见表２。 从表１ 可知，原矿中可回收元素为 Ａｕ，且品 位不高；有害元素碳、砷的相对含量较高，会对金的提 表 １ 原矿主要元素化学分析结果（质量分数） ／ ％ ＳｉＯ２ ＣａＯＭｇＯ Ａｌ２Ｏ３ ＴＦｅＳＡｓ ６４．１１２．５６１．９４１３．９６３．６６０．７５０．１９ ＴＣＡｇ１）Ａｕ１）ＣｕＰｂＺｎ １．１３１．６９０．６４２２．６０３１．６０６６．１０ １） 单位为 ｇ／ ｔ。 表 ２ 原矿金物相分析结果 金物相含量／ （ｇｔ －１ ）占有率／ ％ 硫化物包裹金０．４０５９．７０ 碳酸盐包裹金０．０２２．９８ 裸露半裸露自然金０．０２２．９９ 石英和硅酸盐包裹金０．２３３４．３３ 合计０．６７１００．００ ①收稿日期 ２０１３－１０－１４ 作者简介 牛艳萍（１９８１－），女，黑龙江富锦人，工程师，博士研究生，主要从事矿物加工、矿物材料及矿产综合利用相关方向研究。 第 ３４ 卷第 ２ 期 ２０１４ 年 ０４ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３４ №２ Ａｐｒｉｌ ２０１４ 取造成不利影响。 由表 ２ 可知，原矿中硫化物包裹金 占 ５９．７０％，石英、硅酸盐包裹金占 ３４．３３％，这些形式 存在的金均很难回收。 ２ 试验结果与讨论 该矿石属于含砷含碳双重难处理金矿石，金通常 以极微细粒形态被含砷硫化物包裹，在氰化浸出过程 中，金很难与浸出药剂相结合，而且溶液中形成的砷的 硫化物溶解度较高，氰化时会大量消耗溶液中的氰化 物和溶解氧，再加上在氰化浸金时含碳基质可以吸附 金的络合物，即产生“劫金”作用［６］。 试验首先进行了 直接氰化浸金、炭浸工艺、氯化氧化⁃氰化浸出工艺、单 一浮选工艺的探索性试验研究，但效果均不理想。 综合考虑，试验采取浮选⁃精矿焙烧⁃氰化浸出工 艺进行试验研究，首先是将原矿中的载金矿物通过浮 选富集到精矿中，浮选精矿再经过焙烧氧化，将有害元 素碳、砷、硫等呈氧化物挥发脱除，使被包裹的金暴露， 同时形成有利于浸出的多孔、渗透性好的焙砂［７］，有 利于金的浸出。 ２．１ 浮选试验 ２．１．１ 磨矿粒度条件试验 磨矿粒度条件试验流程 见图 １，试验结果见表 ３。 图 １ 磨矿粒度试验流程 表 ３ 磨矿粒度条件试验结果 －０．０７４ ｍｍ 粒级 含量／ ％ 产品 名称 产率 ／ ％ Ａｕ 品位 ／ （ｇｔ －１ ） Ａｕ 回收率 ／ ％ 粗精矿７．２３５．４８６２．４２ ７５ 扫选精矿４．７３１．３２９．８４ 尾矿８８．０４０．２０２７．７４ 合计１００．０００．６３１００．００ 粗精矿８．１２５．３７６６．４０ ８５ 扫选精矿６．１５０．９４８．８０ 尾矿８５．７３０．１９２４．８０ 合计１００．０００．６６１００．００ 粗精矿７．９５５．５２６７．５９ ９５ 扫选精矿７．２６１．０３１１．５２ 尾矿８４．７９０．１６２０．８９ 合计１０００．６５１００．００ 从表 ３ 可以看出随着物料－０．０７４ ｍｍ 粒级含量 从 ７５％增加到 ８５％，粗精矿品位变化不大，Ａｕ 回收率 提高了近 ４ 个百分点；－０．０７４ ｍｍ 粒级含量达到 ９５％ 时，粗精矿、扫选精矿的 Ａｕ 品位、回收率均有所提高， 说明载金矿物嵌布粒度很细，细磨可以提高分选效果。 因此，试验确定磨矿粒度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ９５％作 为后续试验条件。 ２．１．２ 捕收剂用量试验 采用选金常规捕收剂丁黄 药、丁铵黑药作为提金的组合捕收剂，且二者的组合比 例为 １∶１。 试验条件及流程同图 １，试验结果见表 ４。 表 ４ 浮选捕收剂用量试验结果 组合药剂总量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ Ａｕ 品位 ／ （ｇｔ －１ ） Ａｕ 回收率 ／ ％ 精矿８．２１５．３４６７．４９ ２００尾矿９１．７９０．２３３２．５１ 合计１００．０００．６５１００．００ 精矿１０．５５４．８４７８．１０ ２８０尾矿８９．４５０．１６２１．９０ 合计１００．０００．６５１００．００ 精矿１３．３２４．２６８６．７５ ３６０尾矿８６．６８０．１０１３．２５ 合计１００．０００．６５１００．００ 精矿１３．７０３．７５７９．８８ ４４０尾矿８６．３００．１５２０．１２ 合计１００．０００．６４１００．００ 从表 ４ 可以看出，当组合药剂总量从 ２００ ｇ／ ｔ 提高 到 ３６０ ｇ／ ｔ 时，精矿 Ａｕ 回收率从６７．４９％增加至 ８６􀆱７５％， 增加了近２０ 个百分点，继续增加捕收剂用量至４４０ ｇ／ ｔ， 精矿的品位及回收率均有明显下降的趋势。 ２．１．３ 浮选闭路试验 综合浮选条件试验，对浮选药 剂和浮选时间进行调整，然后确定一段粗选、一段扫 选、一段精选的闭路试验流程，试验工艺流程及条件见 图 ２，试验结果见表 ５，闭路精矿有害元素含量见表 ６。 由表 ５ 和表 ６ 可知，原矿经一段粗选、一段扫选、一段 精选的闭路试验流程，获得 Ａｕ 品位 ７．８７ ｇ／ ｔ、Ａｕ 回收 图 ２ 浮选闭路试验工艺流程及条件 １５第 ２ 期牛艳萍等 某含砷含碳难处理金矿选矿试验研究 表 ５ 浮选闭路试验结果 产品名称产率／ ％Ａｕ 品位／ （ｇｔ －１ ）Ａｕ 回收率／ ％ 精矿６．６８７．８７８３．６７ 尾矿９３．３２０．１１１６．３３ 合计１００．０００．６３１００．００ 表 ６ 闭路精矿有害元素含量（质量分数） ／ ％ ＡｓＳＴＣ ３．０６９．７２３．０４ 率 ８３．６７％的最终精矿。 但浮选精矿中有害元素含量 都很高。 后续试验采用焙烧法去除有害元素，再进行 氰化浸出提取金。 ２．２ 焙烧试验 焙烧法是处理含砷含碳金矿最传统且有效的预处 理方法，是指在高温下借助空气或人工加入氧气使包 裹金的含砷硫化物和碳化物氧化分解，暴露出被包裹 的金［８］。 这种方法具有处理速度快、适应性强（对含 砷、含硫、含碳的难浸金矿均适应），副产品（如砷）还 可以回收利用，技术可靠、操作简便［９］。 根据砷和硫、碳升华温度相差很大的特点，决定对 该浮选精矿进行多段焙烧条件试验，一段焙烧为低温 弱氧焙烧，主要用于除砷，使砷以 Ａｓ２Ｏ３的形态挥发； 二段、三段焙烧为高温富氧焙烧，主要用于除硫和碳。 取 ３ 份浮选精矿分别进行 ３ 种焙烧条件试验研 究，焙烧段数及结果见表 ７。 各段焙烧条件为一段焙 烧温度 ３５０ ℃，焙烧时间 ２ ｈ；二段焙烧温度 ５５０ ℃，焙 烧时间 ２ ｈ；三段焙烧温度 ７００ ℃，焙烧时间 ２ ｈ。 表 ７ 浮选精矿焙烧试验结果 焙烧段数 产品 名称 含量／ ％ ＡｓＳＴＣ 烧失量 ／ ％ Ａｕ 品位 ／ （ｇｔ －１ ） 一段焙烧１ 号焙渣 １．７８ ２．２７ ３．０３５．９３９．１２ 一段、二段焙烧２ 号焙渣 １．１８ ０．１７ ０．２８１２．３７９．８８ 一段、二段、三段焙烧 ３ 号焙渣 １．１３ ０．１４ ０．２４１２．７５９．０６ 浮选精矿 ３．０６ ９．７２ ３．０４７．８７ 焙烧试验结果表明① 浮选精矿经过一段低温 （３５０ ℃）焙烧，烧失量只有 ５．９３％，有害元素 Ａｓ 含量 从 ３．０６％降至 １．７８％，Ｓ 含量从 ９．７２％降至 ２．２７％，ＴＣ 没有变化。 ② 浮选精矿在一段低温焙烧基础上，再增 加二段高温（５５０ ℃）焙烧，烧失量增加至 １２．３７％，有 害元素 Ａｓ 含量降至 １􀆱 １８％，Ｓ 含量降至 ０．１７％，ＴＣ 含 量降至 ０．２８％。 ③ 浮选精矿在两段焙烧基础上，继续 增加三段焙烧（温度 ７００ ℃），烧失量增加至 １２．７５％， 增加幅度不大，有害元素 Ａｓ、ＴＣ、Ｓ 含量降低不明显。 ２．３ 氰化浸出试验 分别对 １、２、３ 号焙渣进行氰化浸出试验，浸出浓 度 １７％，氧化钙浓度０．６‰，预处理时间３０ ｍｉｎ，氰化钠 初始浓度 ０．８５‰，浸出时间 ２４ ｈ，试验结果见表 ８。 表 ８ 焙渣氰化浸出试验结果 产品 名称 Ａｕ 品位 ／ （ｇｔ －１ ） Ａｕ 浸出率 ／ ％ 全流程 Ａｕ 回收率 ／ ％ １ 号焙渣９．１２８３．６７ １ 号贵液０．７４３７．７２３１．５６ １ 号浸渣５．６８６２．２８５２．１１ ２ 号焙渣９．８８８３．６７ ２ 号贵液１．５０７１．４６５９．７９ ２ 号浸渣２．８２２８．５４２３．８８ ３ 号焙渣９．０６８３．６７ ３ 号贵液０．７５３５．２１２９．４６ ３ 号浸渣５．８７６４．７９５４．２１ 表 ８ 结果表明浮选精矿经过两段焙烧后的 ２ 号 焙渣氰化浸出效果较好，Ａｕ 浸出率达到 ７１．４６％；浮选 精矿只经过一段焙烧后的 １ 号焙渣氰化浸出率低，这 是因为有害元素砷、硫、碳脱除得不彻底；浮选精矿经 过三段焙烧的 ３ 号焙渣氰化浸出率反而下降为 ３５􀆱 ２１％，原因是过高的焙烧温度，容易产生细粒金属 矿物烧结，造成细粒金再包裹现象，从而使金的浸出率 下降。 ２．４ 推荐工艺流程 基于浮选、焙烧、氰化浸出的试验条件结果，推荐 如图 ３ 所示的工艺流程，试验结果见表 ９。 图 ３ 推荐工艺流程 ２５矿 冶 工 程第 ３４ 卷 表 ９ 推荐流程试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ Ａｕ 品位 ／ （ｇｔ －１ ） Ａｕ 浸出率 ／ ％ 全流程 Ａｕ 回收率 ／ ％ 贵液１．５０７１．４６５９．７９ 浸渣６．６８２．８２２８．５４２３．８８ 尾矿９３．３２０．１１１６．３３ 原矿１００．０００．６３１００．００ 经浮选⁃焙烧⁃氰化浸出，可获得 Ａｕ 浸出率 ７１􀆱４６％、 Ａｕ 总回收率 ５９．７９％的指标，可有效提取金。 ３ 结 论 １） 原矿 Ａｕ 品位 ０．６４ ｇ／ ｔ，含 Ａｓ ０．１９％，含 ＴＣ １􀆱 １３％。 金的存在形式以硫化物包裹金（占 ５９．７０％） 和石英、硅酸盐包裹金（占 ３４．３３％）为主，裸露和半裸 露金仅占 ２．９９％。 因此，该矿石确定为含砷含碳双重 难处理金矿石。 ２） 金以极微细粒形态被含砷硫化物及含碳基质 包裹，在氰化浸出过程中，金很难与浸出药剂相结合， 全泥氰化浸出工艺、氰化炭浸工艺、氯化氧化⁃氰化浸 出工艺获得金的浸出率都很低，因此，该矿石属于极难 浸金矿石。 ３） 推荐浮选⁃精矿焙烧⁃氰化浸出工艺，首先是将 原矿中的载金矿物通过浮选富集到精矿中，然后浮选 精矿再经过低温焙烧（以脱砷为主）和高温焙烧（主要 脱除硫和碳），使被包裹的金暴露，同时形成有利于浸 出的多孔、渗透性好的焙砂，有利于金的浸出。 该工艺 可以获得 Ａｕ 浸出率 ７１．４６％、Ａｕ 总回收率 ５９．７９％，技 术上可以有效的提取金。 参考文献 ［１］ 朱长亮，杨洪英，王大文，等． 含砷含碳双重难处理金矿石预处理 方法研究现状［Ｊ］． 中国矿业，２００９（４）６６－５９． ［２］ 陶建利，周清波． 贵州某金矿选矿试验研究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１３ （１）５２－５５． ［３］ 易 峦，钟 义，朱超英． 某极微细粒难选金矿选冶工艺研究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１２（６）５８－６１． ［４］ 李志辉，刘有才，刘洪萍，等． 某硫化铜金矿选矿试验研究［Ｊ］． 矿 冶工程，２０１３（１）４１－４４． ［５］ 朱 军，王 毅，祁 栋，等． 高砷低品位金矿的提金实验研究 ［Ｊ］． 矿冶工程，２０１１（３）８１－８４． ［６］ 崔日成． 不同类型高砷难处理金矿的细菌氧化⁃提金工艺研究 ［Ｄ］． 沈阳东北大学材料与冶金学院，２０１１． ［７］ 殷书岩． 湖南某高砷难处理金精矿的催化酸性加压氧化预处理与 细菌氧化预处理试验研究［Ｄ］． 沈阳东北大学材料与冶金学院， ２００６． ［８］ 俞海平，刘 菁． 难处理金矿石浸出工艺研究现状［Ｊ］． 广州化 工，２０１１（１７）２５－２７． ［９］ 李 云，袁朝新． 难处理砷金矿原矿焙烧试验研究［Ｊ］． 有色金属 （选矿部分），２００５（２）２１－２３． 􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎 （上接第 ４９ 页） ４） 铜硫混选粗精矿中含有部分铜硫连生体，将铜 硫混合粗精矿适当再磨后再选，有利于降低铜精矿中 杂质硫的含量，提高铜的品位及回收率。 ５） 铁精矿中硫的含量为 ０．３４％，若要再继续降低 其中杂质硫的含量，可以考虑① 将矿石进一步磨细 （－０．０７４ ｍｍ 粒级超过 ７０％），使与铁共生的那部分硫 解离后再选； ② 添加适当的活化剂或加强捕收以使 难浮的磁黄铁矿上浮，这需进一步研究。 参考文献 ［１］ 简 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