某石英脈型微細粒嵌布低品位金礦石選礦試驗

杜淑華 陳利民 廖 力

（安徽省地質(zhì)實驗研究所）

某石英脈型微細粒嵌布低品位金礦石選礦試驗

杜淑華 陳利民 廖 力

（安徽省地質(zhì)實驗研究所）

為了給某石英脈型微細粒嵌布低品位金礦石的開發(fā)利用提供依據(jù)，根據(jù)礦石性質(zhì)，采用浮選—浮選尾礦氰化浸出—浮選精礦焙燒后氰化浸出工藝流程進行了選礦試驗。結(jié)果表明：浮選—尾礦氰化浸出可獲得金品位為61.88 g／t、砷含量為4.21%、金回收率為77.57%的金精礦和作業(yè)金浸出率為75.85%、對原礦金回收率為17.02%的尾礦浸出液，兩者的金回收率合計達到94.59%。金精礦經(jīng)焙燒預處理，焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g／t；焙砂氰化浸出的作業(yè)金浸出率達93.28%、對原礦金回收率為72.36%，金精礦焙砂和浮選尾礦氰化浸出的綜合金回收率為89.38%。

石英脈型微細粒嵌布低品位金礦石 浮選 浮選尾礦氰化浸出 浮選精礦焙燒—氰化浸出

目前，隨著易處理金礦資源的逐漸減少，越來越多的難處理金礦資源受到重視。難處理金礦資源主要包括微細粒嵌布金礦石、含碳金礦石、含砷硫化金礦石和含金多金屬硫化礦石等［1］。本研究針對某含金黃鐵礦浸染石英脈型微細粒嵌布低品位金礦石進行選礦試驗，為該金礦資源的開發(fā)利用提供依據(jù)。

1 礦石性質(zhì)

1.1 礦石物質(zhì)組成

礦石中主要金屬礦物為黃鐵礦、砷黃鐵礦、黃銅礦、金銀礦、自然銀、褐鐵礦等，脈石礦物主要為石英、斜長石、云母、方解石和黏土礦物等。

對原礦進行化學多元素分析，結(jié)果如表1所示。

由表1可以看出：礦石中具有回收價值的元素主要是金；有害元素砷的含量為0.086%，但富集金的同時砷也會被富集，因此應考慮最終金精礦含砷超標的問題。

表1 礦石化學多元素分析結(jié)果 %

1.2 金的賦存特點

礦石結(jié)構(gòu)主要為自形—半自形晶粒狀結(jié)構(gòu)、他形晶結(jié)構(gòu)、包含結(jié)構(gòu)、假象結(jié)構(gòu)，礦石構(gòu)造以浸染狀構(gòu)造為主。

礦石屬于典型的貧硫化物細粒浸染型難選金礦石，金主要以包裹體存在于黃鐵礦和砷黃鐵礦中，嵌布粒度微細，在掃描電鏡下也不可見。含金黃鐵礦總量的30%左右氧化為褐鐵礦，但金不流失或極少流失，因此在選金時，需同時考慮黃鐵礦、砷黃鐵礦和褐鐵礦，才能得到較高的金回收率。

將礦石破碎到－1 mm，考察金在各個粒級中的分布狀態(tài)，結(jié)果見表2。

表2 －1 mm原礦粒度篩析結(jié)果

由表2可知，粒度越細，金品位越高，說明金呈細粒或微細粒嵌布在礦石中。

2 試驗方案

全泥氰化浸出探索試驗表明，在－74μm占95%磨礦細度下，浸渣含金0.21 g／t，金浸出率僅82.61%。分析原因，可能是部分包裹于黃鐵礦和砷黃鐵礦中的金粒度太細，難以解離。為此，決定采用浮選—浮選尾礦氰化浸出—浮選精礦焙燒后氰化浸出的試驗方案，即首先通過浮選使大部分金隨黃鐵礦、砷黃鐵礦富集于精礦中，然后通過浮選尾礦的氰化浸出進一步回收褐鐵礦和脈石礦物中的包裹金，以最大限度地提高金的回收率［2］，最后對含砷較高的浮選精礦進行脫砷硫焙燒—氰化浸出。

3 試驗結(jié)果

3.1 浮選粗選條件試驗

按照圖1進行浮選粗選條件試驗。

圖1 浮選粗選條件試驗流程

3.1.1 磨礦細度試驗

在pH調(diào)整劑為1 000 g／t碳酸鈉、水玻璃用量為600 g／t、六偏磷酸鈉用量為200 g／t、硫酸銅用量為100 g／t、捕收劑為100 g／t丁黃藥條件下進行磨礦細度試驗，結(jié)果見圖2。

圖2 磨礦細度試驗結(jié)果

由圖2可知，隨著磨礦細度的提高，粗精礦金回收率逐漸上升而金品位逐漸下降，但磨礦細度超過－74μm占80%后，粗精礦金回收率僅上升1.26個百分點。因此選擇磨礦細度為－74μm占80%。

3.1.2 pH調(diào)整劑試驗

對于載金硫化礦物，一般采用碳酸鈉或石灰將礦漿pH調(diào)整到8～9后以黃藥或黑藥類藥劑作為捕收劑進行浮選［3］。在磨礦細度為－74μm占80%、水玻璃用量為600 g／t、六偏磷酸鈉用量為200 g／t、硫酸銅用量為100 g／t、捕收劑為100 g／t丁黃藥條件下考察不同pH調(diào)整劑對粗精礦指標的影響，試驗結(jié)果見表3。

表3 pH調(diào)整劑試驗結(jié)果

表3表明，用碳酸鈉調(diào)礦漿pH為8時粗精礦指標較好，尤其是金回收率較高。因此選擇以碳酸鈉作為pH調(diào)整劑將礦漿pH調(diào)整到8，其用量為1 000 g／t。

3.1.3 水玻璃用量試驗

原礦中含黏土類礦物，在磨礦過程中易產(chǎn)生礦泥干擾浮選過程。水玻璃、六偏硫酸鈉是浮選過程中比較常用的分散劑，可減輕礦泥對浮選過程的影響。在磨礦細度為－74μm占80%、pH調(diào)整劑為1 000 g／t碳酸鈉、六偏磷酸鈉用量為200 g／t、硫酸銅用量為100 g／t、捕收劑為100 g／t丁黃藥條件下進行水玻璃用量試驗，結(jié)果如圖3所示。

圖3 水玻璃用量試驗結(jié)果

圖3表明，隨著水玻璃用量的增加，粗精礦金品位逐漸上升而金回收率逐漸下降。為保證粗選有較高的回收率，選擇水玻璃用量為1 000 g／t。

3.1.4 六偏磷酸鈉用量試驗

在磨礦細度為－74μm占80%、pH調(diào)整劑為1 000 g／t碳酸鈉、水玻璃用量為1 000 g／t、硫酸銅用量為100 g／t、捕收劑為100 g／t丁黃藥條件下進行六偏磷酸鈉用量試驗，結(jié)果如圖4所示。

圖4 六偏硫酸鈉用量試驗結(jié)果

由圖4可知，隨著六偏磷酸鈉用量的增加，粗精礦金品位逐漸上升，而粗精礦金回收率先上升后下降，并在六偏磷酸鈉用量為300 g／t時出現(xiàn)最高值。為保證粗選有較高的回收率，選擇六偏磷酸鈉用量為300 g／t。

3.1.5 硫酸銅用量試驗

硫酸銅可在硫化礦物表面發(fā)生復分解反應，形成活化膜，從而使硫化礦物更容易與捕收劑發(fā)生作用；但硫酸銅用量過大時，會破壞過程的選擇性，硫化礦物反而會受到抑制［4］。在磨礦細度為－74μm占80%、pH調(diào)整劑為1 000 g／t碳酸鈉、水玻璃用量為1 000 g／t、六偏磷酸鈉用量為300 g／t、捕收劑為100 g／t丁黃藥條件下進行硫酸銅用量試驗，結(jié)果見圖5。

圖5 硫酸銅用量試驗結(jié)果

圖5表明，粗精礦金品位隨著硫酸銅用量的增加逐漸上升，粗精礦金回收率則在硫酸銅用量達到200 g／t后由上升轉(zhuǎn)為下降。因此，選擇硫酸銅用量為200 g／t。

3.1.6 捕收劑試驗

混合捕收劑不僅可加快礦物表面疏水層的形成，還能使礦物表面吸附的藥劑層比較致密，因此，混合捕收劑往往比單一捕收劑效果好［5］。在磨礦細度為－74μm占80%、pH調(diào)整劑為1 000 g／t碳酸鈉、水玻璃用量為1 000 g／t、六偏磷酸鈉用量為300 g／t、硫酸銅用量為200 g／t的條件下，分別以單一丁黃藥、丁黃藥＋丁銨黑藥、丁黃藥＋BK404為捕收劑進行粗選，試驗結(jié)果見表4。根據(jù)表4，選擇丁黃藥＋丁銨黑藥作為捕收劑，其粗選用量為50＋50 g／t。

表4 捕收劑試驗結(jié)果

3.2 浮選尾礦氰化浸出試驗

在粗選條件試驗的基礎上，對原礦進行1粗2掃開路浮選（掃選1添加硫酸銅100 g／t、丁黃藥＋丁銨黑藥25＋25 g／t、2號油13 g／t，掃選2添加硫酸銅50 g／t、丁黃藥＋丁銨黑藥15＋15 g／t、2號油7 g／t），然后按圖6流程考察所得尾礦的氰化浸出效果（浸出條件參照全泥氰化浸出探索試驗結(jié)果確定，藥劑用量對原礦計），試驗結(jié)果見表5。

圖6 開路浮選尾礦氰化浸出試驗流程

表5 開路浮選尾礦氰化浸出考察結(jié)果

由表5可知，開路浮選尾礦氰化浸出的作業(yè)金浸出率達100.00%－16.50%＝83.50%，說明浮選尾礦可以取得較好的氰化浸出效果，從而大大減少金的損失。

3.3 浮選—尾礦氰化浸出閉路流程試驗

根據(jù)以上試驗結(jié)果，按圖7進行浮選—尾礦氰化浸出閉路流程試驗，所得浮選指標和氰化浸出指標分別見表6、表7。

圖7 浮選—尾礦氰化浸出閉路試驗流程

表6 閉路浮選指標 %

表7 閉路浮選尾礦氰化浸出指標

表6、表7表明：原礦經(jīng)閉路浮選，可獲得金品位為61.88%、砷含量為4.21%、硫含量為36.50%、金回收率為77.57%的金精礦；閉路浮選尾礦經(jīng)氰化浸出，可獲得作業(yè)金浸出率為100.00%－24.15%＝75.85%、對原礦金回收率為22.43%－5.41%＝17.02%的浸出液；金精礦和尾礦浸出液中金的回收率合計達到94.59%。

3.4 金精礦焙燒—氰化浸出試驗

焙燒是金精礦氰化浸出前廣泛應用的預處理方法。通過焙燒，一方面可使包裹金因硫、砷礦物分解而充分表露，便于氰化浸取，另一方面可使分解出的硫、砷呈低價氧化物揮發(fā)，從而達到脫砷的目的。

將閉路浮選金精礦按圖8進行焙燒—氰化浸出試驗（圖中藥劑用量對金精礦計），所得焙燒結(jié)果和氰化浸出結(jié)果分別見表8、表9。

圖8 金精礦焙燒—氰化浸出試驗流程

表8 金精礦焙燒結(jié)果 %

表9 焙砂氰化浸出結(jié)果

表8表明，閉路浮選金精礦經(jīng)焙燒后，脫砷率為93.68%，焙砂中的砷含量降到了0.38%，符合YB 2430—1988［6］對金精礦的品質(zhì)要求。

由表9可知：金精礦焙砂經(jīng)氰化浸出，作業(yè)金浸出率為100.00%－6.72%＝93.28%、對原礦金回收率為77.57%－5.21%＝72.36%；金精礦焙砂浸出液和浮選尾礦浸出液中金的總回收率為72.36%＋17.02%＝89.38%。

4 結(jié) 論

（1）某金礦石含Au 1.36g／t、含S 0.68%、含As 0.086%，金主要以微細粒包裹體賦存在黃鐵礦、砷黃鐵礦和褐鐵礦中，屬于石英脈型微細粒嵌布低品位金礦石。

（2）試驗首先采用浮選對含金黃鐵礦和砷黃鐵礦進行回收，可獲得金品位為61.88 g／t、砷含量為4.21%、金回收率為77.57%的金精礦；再對浮選尾礦進行氰化浸出，金的作業(yè)浸出率為75.85%、對原礦回收率為17.02%；浮選—尾礦氰化浸出后金的回收率合計達到94.59%。

（3）金精礦經(jīng)焙燒預處理，脫砷率達93.68%，焙砂砷含量符合金精礦品質(zhì)要求；焙砂經(jīng)氰化浸出，金的作業(yè)浸出率為93.28%、對原礦回收率為72.36%，金精礦焙砂浸出液和浮選尾礦浸出液的綜合金回收率為89.38%。

［1］李 巖，周桂英，宋永勝.青海某含砷金精礦焙燒浸出試驗研究［J］.金屬礦山，2009（8）：57-59.

［2］葉富興.從難處理含金黃鐵礦中回收金的研究［J］.材料研究與應用，2010，4（2）：145-148.

［3］周 濤，吳 斌，師偉紅.邛莫－拉爾瑪某難選金礦石選礦試驗研究［J］.礦產(chǎn)綜合利用，2011（2）：13-16.

［4］王彩霞，張立征，姚 凱.活化調(diào)整劑提高選金回收率的研究及應用［J］.有色金屬：選礦部分，2003（4）：32-33.

［5］呂祥林.新疆哈巴河托庫孜巴依金礦選礦實踐研究［J］.新疆有色金屬，2011（3）：50-53.

［6］YB 2430—1988 金精礦［S］.北京：中華人民共和國冶金工業(yè)部，1988.

Beneficiation Experiment of a Quartz Vein-type M icro-fine Dissem inated Low-grade Gold Ore

Du Shuhua Chen Limin Liao Li
（Anhui Geological Experiment Institute）

In order to provide the basis for development and utilization of a quartz vein typemicro-fine disseminated low-grade gold ore，and according to the nature of the ore，beneficiation tests weremade by adopting the process of flotation-cyanide leaching of flotation tailings-cyanide leaching after roasting of flotation concentrate.The results showed that：through flotation and cyanide leaching of tailings，gold concentrate with Au grade of61.88 g／t，As content of4.21%and Au recovery of77.57%and tailing leaching solution with gold leaching rate of 75.85%and gold recovery rate to the raw ore of17.02%were separately obtained.Total gold recovery from both above reached 94.59%.Through roasting pre-treatment of gold concentrate，arsenic content in roasting dropped to 0.38%，and gold grades reached 88.40 g／t；Gold leaching rate was up to 93.28%by roasting and cyanide leaching，and gold recovery to the raw ore was72.36%.Total gold recovery from roasting of gold concentrate and cyanide leaching of flotation tailingswas 89.38%.

Quartz vein-typemicro-fine disseminated low-grade gold ore，F(xiàn)lotation，Cyanide leaching of flotation tailings，Roasting-cyanide leaching of flotation concentrate

2013-06-04）

杜淑華（1979—），女，工程師，博士，230001安徽省合肥市蕪湖路239號。