某极微细粒难选金矿选冶工艺研究.pdf

第3 2 卷第6 期 2 0 1 2 年1 2 月 矿冶工程 M 玳Ⅱq GA N DM E T A L L U R G I C A LE N G I N E E R I N G V 0 1 ．3 2N 0 6 D e c e m b e r2 0 1 2 某极微细粒难选金矿选冶工艺研究① 易峦，钟义，朱超英 长沙矿冶研究院有限责任公司矿产资源开发利用技术研究所，湖南长沙4 1 0 0 1 2 摘要某浸染型金矿嵌布粒度极微细，采用单一浮选或氰化浸出回收率低，回收难度大。对其开展了“浮选一粗精矿 中矿酸浸除 杂一尾矿除钙”和“焙烧一氰化浸出”两种选冶联合工艺流程研究，并对不同工艺进行了盈利初评计算。结果表明，二种工艺均可获得 金回收率8 0 ％以上的优良指标，预期经济效益显著。研究结果可为矿山提供抉择依据。 关键词微细粒；金矿；选冶联合；盈利计算 中图分类号T D 9 2 5 文献标识码A文章编号0 2 5 3 6 0 9 9 2 0 1 2 0 6 0 0 5 8 0 4 S t u d yo nB e n e f i c i a t i o n - m e t a l l u r g yT e c h n o l o g yf o r U l t r a f i n eR e f r a c t o r yG o l dO r e Y IL u a n ，Z H O N GY i ，Z H UC h a o y i n g C h a n g s h aM i n i n ga n dM e t a l l u r g yR e s e a r c hI n s t i t u t eC oL t d ，C h a n g s h a4 10 012 ，H u n a n ，C h i n a A b s t r a c t Ad i s s e m i n a t e dg o l do r ew i t hu h r a f i n ed i s s e m i n a t i o ns i z ei sh a r dt ob er e c l a i m e db yu s i n gs o l e l yf l o t a t i o no r c y a n i d el e a c h i n gp r o c e s sr e s u l t i n gi naq u i t el o wr e c o v e r y ．T w oc o m b i n e db e n e f i c i a t i o n m e t a l l u r g yt e c h n i c a lf l o w s h e e t s w e r ea d o p t e di nt h ep r o c e s ss t u d y ，w i t ho n ec o n s i s t i n go ff l o t a t i o n ，a c i dl e a c h i n go fr o u g hc o n c e n t r a t ep l u sm i d d l i n g sf o r p u r i f i c a t i o na n dt a i l i n g s t r e a t m e n tt or e m o v ec a l c i u m ，t h eo t h e rc o n s i s t i n go fr o a s t i n ga n dc y a n i d el e a c h i n g ．T h e p r e l i m i n a r yc a l c u l a t i o na n de v a l u a t i o no fc o r r e s p o n d i n gp r o f i t sw e r ec o n d u c t e df o rd i f f e r e n tp r o c e s s ．R e s u l t ss h o wt h a tb y b o t ha p p r o a c h e s ，t h eg o l dr e c o v e r yc a na t t a i no v e r8 0 ％w i t has i g n i f i c a n te c o n o m i cp r o f i te x p e c t e d ．T h i ss t u d yr e s u l t s c a np r o v i d ear e f e r e n c ef o ro t h e rm i n e st or e c o v e rs i m i l a rk i n do fo r e s ． K e yw o r d s u l t r a f i n ep a r t i c l e ；g o l do r e ；c o m b i n e db e n e f i c i a t i o n m e t a l l u r g yf l o w s h e e t ；p r o f i tc a l c u l a t i o n 随着易选金矿的不断开发，越来越多的微细粒金 矿石开始被利用。我国浸染型微细粒金矿石储量较为 丰富，但由于该类型矿石中细粒金或次显微金常呈包 裹或浸染状存在于黄铁矿、砷黄铁矿等硫化物或类硫 化物中，即使细磨也很难单体解离。由于矿物的包裹， 金与浸金剂难以有效接触，采用常规的氰化浸出时，浸 出率很低，这种类型的金矿石均属于难处理金矿1 。 我国难处理金矿资源的金属总量约15 0 0 ～20 0 0t ，约 占金矿资源总储量的1 ／3 ，主要分布于贵州、云南、四 川I 、甘肃、青海、广西、陕西、新疆等地‘2J 。由于选冶难 度大，目前难以对该部分金矿进行有效回收，且大部分 停留在实验室研究阶段。难处理金矿的选冶回收方法 有浮选、浮选一氰化浸出、焙烧氧化一氰化浸出、碱浸预 氧化一氰化浸出、生物氧化．浸出等等。浮选法是获得 金精矿的主要手段之一。对于难选金矿而言，由于金 的嵌布粒度细，且共生关系复杂，研究主要集中于高效 浮选药剂、新型微细粒浮选装备的开发以及选冶联合 工艺技术的开发上。 本文针对某地微细粒浸染型金矿石的性质，开展 了两种选冶联合工艺研究，取得了较好的选别指标，并 对两种工艺进行了盈利初评计算，为企业投资提供了 较好的工艺选择依据。 1 矿石性质 某微细粒金矿属发生较强烈氧化的单一高砷金矿 石，主要矿物以金属硫化物或类硫化物为主，包括黄铁 矿、毒砂、雌黄和雄黄；脉石以方解石居多，其次是白云 石、石英、长石、蒙脱石和绢云母等。 矿石中金以自然金为主，粒度极为细小，呈次显微 金包裹嵌布在金属硫化物和类硫化物中。金属硫化物 或类硫化物常呈星散浸染状散布在以方解石为主的脉 石中。黄铁矿的嵌布粒度为5 ～5 0 m ，毒砂嵌布粒度 2 ～2 0 斗m ，均十分t i l t ，且分散程度高，即使细磨也很 难使金粒完全解离。 ①收稿日期2 0 1 2 - 0 7 - 0 4 作者简介易峦 1 9 8 2 一 ，男，湖南岳阳人．工程师，硕士，主要从事有色金属选矿技术研究工作。 万方数据 第6 期易峦等某极微细粒难选金矿选冶工艺研究 矿石的主要化学成分及物相结果如表1 ～2 所示。 表1 矿石化学多元素分析结果 质量分数 ／％ 硫相含最／％分布率／％ 2 选冶工艺流程 在确定工艺流程前，对原矿进行了单一的浮选、摇 床重选、氰化钠浸出等多种工艺的探索试验。在磨矿 粒度为一0 ．0 4 0m m 粒级占9 7 ％时，采用一粗三精浮 选流程可获得金品位4 5 ．5g ／t ，但精矿回收率仅2 0 ％； 采用摇床处理该金矿在细泥中损失回收率5 6 ％以上； 而原矿直接浸出的浸出率只有4 8 ．9 2 ％。从试验结果 来看，采用单一选矿或浸出工艺均难以有效回收金。 根据工艺矿物学研究结果，矿石中的主要脉石为方解 石，其次有蒙脱石和绢云母，这些脉石矿物在磨矿过程 中极易产生大量的新生细泥，不但严重恶化浮选环境， 同时消耗大量氰化物。 通过对浮选粗精矿加药搅拌处理后，金精矿品位 能得到大幅度提高，而由于浮选尾矿中仍含有大量金， 直接丢弃可惜，经研究采用两种方法进一步回收一种 是对浮金尾矿初步除杂，再将其与粗精矿一样进行浸 出处理，由此可获得低品位的含金中矿产品；另一种方 法是对浮选尾矿进行浸出，能有效回收一部分金。此 外，对原矿进行“焙烧．浸出”工艺，与原矿直接浸出相 比，其浸出率也能得到较大的提高。 为了最大程度的回收金，同时降低生产成本，使生 产利润最大化，试验采用“浮选一粗精矿 中矿酸浸除 杂。尾矿除钙”和“焙烧一氰化浸出”两种工艺舞展研究， 并分别进行了经济效益初评，以确定最佳的工艺流程。 3 结果及分析 3 ．1 “浮选- 粗精矿 中矿酸浸除杂- 尾矿除钙”工艺 对原矿采用一粗三精流程进行金的浮选富集。在 试验过程中，发现精选时金的回收率损失严重，为了最 大限度的回收金，将粗精矿和扫选精矿混合后直接浸 出。由于原矿在磨矿过程中产生大量次生新泥，严重 影响精矿品位。因此，在磨矿时添加水玻璃作为矿泥 分散剂，并添加C u S O 。作活化剂，Y 8 9 3 作浮金捕收 剂。试验流程如图1 所示。 图1 “浮金- 粗精矿浸出”试验流程 浮选最佳条件下可获得产率为3 3 ．7 l ％、金平均 品位1 0 ．4 8g ／t 、回收率6 0 ．2 5 ％的混合浮选精矿；采用 H C l 对浮选精矿进行浸出，酸浸条件矿浆浓度 酸浸 浓度 4 0 ％，H C l 3 6 ％ 用量8 1 9 ．2k g ／‘原矿，最佳条件 下可获得精矿产率8 ．2 7 ％、金品位4 2 ．6 7g ／t 、回收率 5 8 ．7 9 ％的金精矿。 采用该工艺能获得品位较高的金精矿，但尾矿中 仍含有4 1 ．2 l ％的金未能得到有效回收，直接丢弃可 惜。由于尾矿中的脉石矿物大部分为含钙的方解石， 种类较单一，且方解石中含金不多，因此，对浮选尾矿 采用反浮选除去含钙矿物，剩余的槽底产品再进行酸 浸，由此可获得一定品位的金中矿产品。 浮钙采用油酸作捕收剂，并将浮选泡沫合在一起 作为尾矿。试验流程如图2 所示，不同的浮选次数条 件下的试验结果如表3 所示。 由表3 可以看出，随着浮选次数增加，金中矿产品 的品位不断增加，而回收率随之降低。如何选取合适 的浮选次数，将取决于耗酸量和金的市场价格。 3 ．2 “焙烧一氰化浸出”工艺 由于原矿属于含砷、硫的细粒级金矿，且脉石矿物 中含有大量的方解石以及蒙脱石、绢云母等，直接氰化 万方数据 6 0矿冶工程 第3 2 卷 浮金尾矿 中矿产品滤液 图2 浮金尾矿除钙试验流程 表3浮金尾矿除钙试验结果 1 金品位为浸出后品位；2 回收率为相对于原矿的回收率。 浸出金的浸出率很低。这类矿石在浸出之前一般需进 行预处理，常用的方法有焙烧、加压氧化、细菌氧化和 化学氧化旧’7 1 。加压氧化是目前世界上湿法分解黄铁 矿、毒砂比较成功的方法之一，但成本过高，且加压设 备及其配置方面有待完善。细菌氧化耗时太长，而采 用回转窑焙烧是我国目前的主要方法，试验室常用马 弗炉进行氧化焙烧的小型试验研究。 将原矿进行马弗炉焙烧，再进行氰化浸出。分别 考察了焙烧温度、焙烧时间、磨矿时间、氰化钠用量、搅 拌时间等因素对浸出效果的影响，结果如表4 所示。 通过试验确定最佳工艺条件为焙烧温度7 5 0 ℃， 焙烧2h ，磨矿粒度一0 ．0 4 8m m 粒级占8 2 ．6 5 ％，加石 灰调矿浆至p H 1 1 ．6 ，氰化钠用量1 6k g ／t ，搅拌时间 4 8h ，矿浆浓度4 0 ％，试验可获得金浸出率为8 0 ．8 7 ％ 的优良指标，而原矿直接浸出的浸出率仅4 8 ．9 2 ％，相 比提高了3 1 ．9 5 个百分点。 表4 焙烧- 浸出条件试验结果 4 工艺盈利分析 4 ．1 “浮选一粗精矿 中矿酸浸除杂- 尾矿除钙”工艺 对“浮金．粗精矿酸浸”工艺进行成本估算，试验获 得的金精矿回收率为5 8 ．7 9 ％，H C l 的消耗量为5 1 9 ．2 k g ／t ，该药剂的市场价为4 0 0 衫t ，则药剂成本为 2 4 1 ．1 8 形t 黼；金的市场价按照3 0 0f v _ ／g 计算，金品 位为4 0 ～5 0g ／t 的金精矿价格约为3 0 0 x0 ．8 2 4 0 形g ，则 金精矿除浸出药耗后的毛利 6 ．0 1x 0 ．5 8 7 9 2 4 0 2 4 1 ．1 8 6 0 6 ．8 歹己／t 填矿 对浮金尾矿除钙后的中矿浸出作业进行盈利计 算，H C l 按4 0 0 ． L ／t 计，金品位为1 0 ～2 0g ／t 的金精矿 价格按照3 0 0 0 ．4 1 2 0 形g 计，则不同的浮钙次数 条件下，H C l 消耗量及成本如表5 所示。 表5浮金尾矿除钙后中矿浸出的H G I 药耗成本及利润 由上述计算可知，随着钙浮选次数的增加，毛利增 加，相比之下，浮钙3 次后中矿进行浸出的毛利最大。 浮金粗精矿直接浸出后的毛利加上中矿 尾矿除 万方数据 第6 期 易峦等某极微细粒难选金矿选冶工艺研究 6 l 钙后浸出精矿 毛利为 6 0 6 ．8 9 9 ．1 0 7 0 5 ．9 元／‘原矿 由此可知，采用“浮金一尾矿除钙一粗精矿 中矿酸 浸”工艺对该金矿进行回收的经济效益显著，即使去 掉采矿、选矿、人工、税收等成本，其利润也相当可观。 4 ．2 “焙烧- 氰化浸出”工艺 对“焙烧一氰化浸出”工艺进行盈利初评，在试验确 定的焙烧条件下，焙烧成本约为1 0 0 元／t 原矿；以氰化钠 市场价1 00 0 0 元／t 计算，当用量为1 6k g ／t 时，浸出成 本约1 6 0 元／t ㈣，从滤液中回收的金按8 5 ％的回收率 计算，废气、废渣处理成本约2 0 形t 槲，金的价格按 3 0 0 元／g 保守计算，采用“焙烧．浸出浸出”工艺进行金 的回收，去除焙烧和浸出的毛利约为 6 ．0 1 0 ．8 0 8 7x3 0 0 0 ．8 5 1 0 0 一1 6 0 2 0 9 5 9 ．4 元／t 鳓f ． 由此可知，采用“焙烧一氰化浸出”工艺的经济效益 显著，但由于焙烧和采用有毒药剂，其环保压力大。考 虑选厂的现有条件，其实施难度相对较大。 5 工艺对比与讨论 通过试验和盈利计算可知采用“浮选．粗精矿 中矿酸浸除杂一尾矿除钙”工艺可获得金精矿产率 8 ．2 7 ％、金品位4 2 ．6 7g ／t 、回收率5 8 ．7 9 ％的金精矿， 以及产率8 ．7 6 ％、金品位1 4 ．6 8 ∥t 、回收率2 1 ．3 8 ％ 的金中矿产品，综合回收率达8 0 ．1 7 ％，去除H C l 药耗 后的毛利为7 0 5 ．9 元／t 时，其经济效益相当可观。该 工艺以浮选、浸出为主，结合选厂现有生产条件，只需 对老选厂稍加改造即可实现，投资成本低廉，尾矿水较 易处理并实现达标排放。 采用“焙烧．氰化浸出”工艺可获得金浸出率 8 0 ．8 7 ％的优良指标，与原矿直接浸出相比，浸出率大 大提高。去除焙烧和浸出成本后的毛利约为9 5 9 ．4 形t 俐，利润更大。但由于选厂条件有限，该工艺实 现较困难。前期投入成本高，生产过程中需采用剧毒 物品氰化钠，环保压力大。 工艺盈利初评分析表明，该矿山具有较好的开发 前景，根据选厂实际情况，采用第一种工艺简便，而第 二种工艺的经济效益大。矿山投资者可根据选厂实际 情况，结合市场金的价格等，多方考虑并选取其中的一 种工艺，作为选厂的主干流程。 6 结语 1 某金矿石属浸染型氧化程度高的金矿，金主要 呈次显微金包裹嵌布在金属硫化物和类硫化物中，嵌 布粒度极微细且分散程度高，工艺矿物学研究结果表 明该矿属极难选金矿。 2 两种工艺均能获得金的回收率 或浸出率 8 0 ％以上的选别指标，盈利初评计算结果表明，该金矿 山投资前景较好。采用“浮选- 粗精矿 中矿酸浸除 杂．尾矿除钙”工艺尽管利润相对较少，但工业上较易 实现；采用“焙烧．氰化浸出”工艺利润相对可观，但前 期投资大，工业上实施难度稍大。企业应结合自身实 际情况选择其中的一种工艺作为选厂的主干流程。 参考文献 [ 1 ] 聂光华，刘春龙．微细粒金矿石选矿试验研究[ J ] ．中国矿业 [ J ] ，2 0 0 6 1 1 7 6 7 8 ． [ 2 ] 宋鑫．中国难处理金矿资源及其开发利用技术[ J ] ．黄金，2 0 0 9 7 4 6 4 9 ． [ 3 ] 邓琼，李骞，白云汉，等．含砷锑金精矿的生物预氧化一氰化浸 金研究[ J ] ．矿冶工程，2 0 1 l 5 8 4 8 7 ． [ 4 ] 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，2 0 1 l 3 8 l 一8 4 ． [ 5 ] 张立征，王彩霞，赵福财．甘肃某微细粒浸染型难处理金矿选矿 试验研究[ J ] ．矿冶工程，2 0 l l 4 4 5 4 7 ． [ 6 ] 胡春融，杨凤，杨翅春．黄金选冶技术现状及发展趋势[ J ] ．黄 金，2 0 0 6 7 2 9 3 6 ． [ 7 ] 杨剧文，王二军．黄金选冶技术进展[ J ] ．矿产保护与利用，2 0 0 7 4 3 4 3 7 ． 万方数据