西澳大利亚州盈地金矿石的冶金试验流程和结果.pdf

第 3 6卷第 1 期 2 0 1 4年 2月 甘肃冶金 GANS U METAL LURGY Vo 1 ． 3 6 No ． 1 F e b． ． 2 Ol 4 文章编号 1 6 7 2 4 4 6 1 2 0 1 4 0 1 0 0 1 2 0 6 西澳大利亚州盈地金矿石 的冶金试验流程和结果 唐敏杰， 刘 萍， 高卫宏， 张选固 西北有色地质勘查局 七一七总队 ， 陕西宝鸡7 2 1 0 1 5 摘 要 本文详细介绍了西澳大利亚州 We s t A u s t r a l i a 皮尔巴拉 P i l b a r a 地区盈地 I n d e e 金矿床氧化矿石和原生 矿石所做的各种冶金试验流程及试验结果， 以期对我们国内类似矿石的加工试验程序有一定的借鉴和参考意义。 关键词 重力分离； 间歇瓶滚筒淋滤； 超细粒研磨； 耐磨性试验； 氰化物淋滤 中图分类号 T F 0 3 文献标识码 A M e t a l l u r g i c a l Te s t wo r k Pr o c e d ur e s a n d Re s u l t s o n Di ffe r e n t Or e s o f I n d e e Go l d M i n e i n W e s t Au s t r a l i a T A N G Mi n - j i e ，L I U P i n g ， G A O We i h o n g ， Z H A N G X u a n g u 7 1 7 T e a m o f N o h w e s t N o n f e r r o u s G e o l o g i c a l a n d E x p l o r a t i o n B u r e a u ， B a li 7 2 1 0 1 5 ， C h i n a Ab s t r a c t T h i s a r t i c l e i n t r o d u c e d a l l t h e d i f f e r e n t me t a l l u r g c a l t e s t w o r k s a n d r e s u l t s o n p r i ma r y o r e s a n d o x i d e o r e s o f I n d e e g o l d mi n e i n P i l b a r a a r e a o f W e s t Au s t r a l i a i n d e t a i l ，a n d t h e a u t h o r e x p e c t s t h a t i t c a n b e u s e f u l f o r p r o c e s s a n d t e s t w o r k p r o c e d u r e s w i t h s i mi l a r o r e s o f d o me s t i c d e p o s i t s ． Ke y W o r d s g r a v i t y s e p a r a t i o n； i n t e r mi t t e n t b o t t l e r o l l l e a c h； u l t r a f i n e g r i n d i n g ； c o mmu n i t i o n t c s t w o r k； c y a n i d e l e a c h i n g t e s t wo r k 1 引言 2 加工试验过 程 澳大利亚盈地 I n d e e 金矿床位 于西澳 大利亚 州北部沿 海地带 ， 距 黑德兰港 P o r t He d l a n d 西南 9 0 余公里 图 1 ； 北部有西北滨海公路， 东部有大 北公路从区内通过 ， 交通 十分便利。盈地金矿床赋 存于太古代浊积岩 中， 矿 区及其南部 出露有与花岗 岩具有同生关系的基性一 超基性岩体 脉 ， 区域范 围内的金矿化沿发育于两个花岗岩体之问的剪切带 分布 。该剪切带走 向近东西 ， 在 已有的矿权 区内长 约 7 0 k m， 宽达 2 k m， 在矿区东部被一条北东 向的后 期剪切带错断。剪切带 内有基 性一 超基性 、 酸性 岩 脉侵入。 本次冶金试验工作是要确定该矿床氧化矿石的 耐磨指数 、 棒磨和球磨指数 以及氧化矿石和原生矿 石 的研磨粒度与淋滤结果的关系。 本次的加工试验流程详细见图 2和图 3所示。 2 ． 1 样品制备 每个样 品粉碎至． 1 9 ． 0 0 mi l l ， 用格槽缩分器将样 品分成 2 个次级样品， 其 中一个保留为副样 ， 另一个 用来做氧化矿石或原生矿石的成分研究试验。 氧化矿石在 1 2 ．7 m m时过筛 ， 以保证其有足够 的物质成分来确定。余下 的矿石加工至- 1 2 ． 7 mm， 这样将其混合并分成次级样品以进行下面的试验研 究。测定棒磨力指数时需要次级样品 1 5 k g ， 间歇瓶 滚筒浸出测试需要 1 0 k g ， 如果需要 的话 ， 需进行蒸 馏塔浸 出 1 0 k g 。余下部分加工至 3 ． 3 5 mm， 完全混 合后将次级样品分半 ， 进行球磨力指数的试验研究 。 矿石的剩余部分加工至． 2 mm， 并 分成次样进行原 始品位分析、 重力分离和淋滤浸出试验。 囊 罄 孵 1 4 甘肃冶金 第 3 6卷 图 3 原生矿石的冶金试验流程 原生矿石成分被完全混合后 ， 分成一个储存样 和一个实验样 ， 实验样需加工 至． 2 m l T l 。完全混合 并被分成次级样 品以进行后面 的试验 ， 这包括原始 品位分析 、 重力分离 、 浮选和淋滤浸出试验。 2 ． 2 耐磨性试验 对氧化矿石样品进行了粘合耐磨力指数、 棒磨 力指数和球磨力指数实验 。 2 ． 3 间歇瓶滚筒淋滤浸出试验 约 1 1 k g的氧化矿石次级样 品被放进一个大瓶 子中， 来进行间歇瓶滚筒浸出 淋滤 试验。浸出情 况如下 粉碎粒度 一般为． 1 2 ． 7 m m； 矿浆浓度 5 0 ％， 使用当地 自来水 ； p H值 1 0 ． 0 ， 用生石灰 8 0 ％来 自于氧化钙 来 保持 ； 氰化物 最初为 5 0 0 p p m， 保持在 3 0 0 p p m； 浸出 淋滤 时间 1 6 8 h ； 监测时间分别为 0 ， 2 ， 4 ，8 ， 2 4 ， 4 8 ， 7 2 ， 9 6 ， 1 2 0 ，1 4 4和 1 6 8 h ； 碾压间歇 每小时 1 m i n 。 中间溶液的样品用来监测 p H值 、 溶解氧 、 氰化 物和金含量。最后的固体和溶液只用来分析金含 量 2 ． 4 重力分离试验 5 的氧化矿石次级样品被加工至一 0 ． 5 0 0 m m， 并经过耐尔森 K n e l s o n 浓缩器浓缩。浓缩 物被混 汞 ， 银汞齐和混汞溶液用来分析金 。少量 的钠氰化 物 ， 相当于． 5 0 p p m， 被添加至混汞溶液 中， 以确保金 表面很干净使得汞能够附着其上。银汞齐和浓缩器 尾液混合 ， 形成重力尾液 ， 再进行干燥 、 称重 、 缩分 ， 以进行后面的试验研究。 5 k g 重的原生矿石次级样品的重力试验重复以 上 过程 。 2 ． 5 氰化物淋滤 浸出 试验 用重力分离试验尾液做了一系列的氰化物浸出 淋滤 试验。浸出条件如下所示 研磨粒 度 8 0％ 氧化 矿石 为 1 5 0 ， 7 5和 3 8 I x m s ， 原生矿石为 7 5 ， 3 8和一 1 0 m s ； 矿浆浓度 4 0 ％， 使用当地 自来水 ； p H值 1 0 ．0 ， 用生石灰 8 0 ％来 自于氧化钙 来 保持 ； 氰化物 最初为 5 0 0 p p m， 保持在 3 0 0 p p m； 浸出 淋滤 时间 4 8 h ； 监测时间分别为 0 ， 2 ， 4 ， 8 ， 2 4和 4 8 h 。 中间溶液的样品用来监测 p H值 、 溶解氧、 自由 氰化物和金含量。最终的固体和溶液仅分析金含 E- -m 。 。 。 G S L Y J 5 L i 2 6 ．c o m 第 1 期 唐敏杰， 等 西澳大利亚州盈地金矿石的冶金试验流程和结果 1 5 量 。 2 ． 6 浮选一 原生矿石 第一个 2 k g重 的原生矿石次级样 品被湿加 工 粒度 8 0 ％为． 7 5 m s ， 转至一个 5 L的浮选槽 中， 再 加上实验室的 自来水。同时还有一个管子来控制加 入每分钟 2 5 g ／ t 的硫酸铜 ， 接着是添加每分钟 1 0 0 g ／ t 的钾戊基黄酸盐 黄药 。共计 7 m i n的浮选后 ， 接着是进一步添加 3 mi n的 5 0 g ／ t 黄药 。发泡剂和 混合发泡剂根据需要而加。第二个 2 k g 重的原生 矿石次级样品的试验重复以上过程。 在两个样 品的试验完成后 ， 将其精矿混合用来 做超细粒研磨试验 ， 尾矿也进行混合 、 过滤 、 干燥 、 称 重 ， 并提交做金和硫的化验分析 。 2 ． 7 超细粒研磨试验 浮选得来 的精矿被送 到实验室， 用重 1 0 k g 、 直 径为 1 0 m m的氧化铝球进行搅拌、 研磨。精矿被加 工至标 定 的． 1 0 ms ， 再 次保 存做 下 面 的淋滤 浸 出 试验。 2 ． 8 精矿淋滤 浸出 试验 浮选 的精矿经过超细粒研磨后 ， 用下面的一些 参数来进行淋滤试验 研磨粒度 8 0 ％ 一 1 0 I,z ms ； 矿浆浓度 9 ％， 使用 K a l g o o r l i e 地名 龙头水 ； p H值 1 0 ． 5 ， 用生石灰 8 0 ％来 自于氧化钙 来 保持 ； 氰化物 最初为 1 0 0 0 p p m， 保持在 5 0 0 p p m； 浸出 淋滤 时间 4 8 h ； 监测时间分别为 0 ， 2 ， 4 ， 8 ， 2 4和 4 8 h 。 中间和最终的液体样品要监测其 p H值 、 溶解 氧 、 氰化物和金含量 。最终的固体要分析金和硫 的 含量。 3 试验结果 3 ． 1 耐磨性试验 氧化矿石的耐磨性试验结果见表 1 。 表 1 耐磨性试验结果 棒磨力指数／ k Wh ／ t 球磨力指数／ k Wh ／ t 粘合力指数 1 8 ． 2 1 4． 8 0 ． 0 6 0 4 这些结果 表明， 盈地金矿床 的氧化矿石与一般 金矿石 的平均指数相 比较来讲 ， 相对于 1 6 ． 7 k Wh ／ t 来说 ， 棒磨力指数稍高， 为 1 8 ． 2 k Wh ／ t ， 而球磨力指 数相对 于 1 6 ． 1 k Wh ／ t 来 说 ，又 稍低一些 ， 为 1 4 ． 8 k Wh ／ t 。粘合力 结合力 指数非常低 ， 为 0 ． 0 6 0 4 ， 而 一 般平均值为 0 ． 4 8 。 3 ． 2原矿分析 原矿的原始分析结果概括见表 2 。 表 2 原 矿分 析结果 氧化矿石 的原矿平均 品位为金 3 ． 2 1 g ／ t ， 原生 矿石 的原矿平均品位为金 3 ． 7 9 g ／ t 。银 的分析值较 低， 为 1 ～ 2 g ／ t ， 而铁、 砷和锑的含量在两种矿石中 基本相似 。如预期 的一样 ， 硫 的含量在氧化矿石 中 较低 ， 为 0 ． 1 6 ％， 而在原 生矿石 中较高 ， 为 1 ． 2 1 ％。 计算的氧化矿石原矿金品位为 3 ． 9 5 g ／ t 。计算 的原 生矿石原矿金品位为 3 ． 2 1 g ／ t ， 硫为 1 ． 3 1 ％。 3 ． 3 间歇瓶滚筒淋滤试验 氧化矿石样品的间歇瓶滚筒淋滤试验结果见表 3。 表 3 间歇瓶滚筒淋滤试验结果 简表 结果表明， 经过 1 6 8 h的淋滤 ， 可达到的金的回 收率 中等 ， 为 5 9 ． 7 ％。淋 滤反应较 慢 ， 在 淋滤 的头 2 4 h内， 仅有 4 3 ． 2 ％的金被氰化物所溶解 。当试验 完成时 ， 淋滤仍在进行中 ， 在最后 的 2 4 h时 内， 回收 率可提高 4 ． 7 ％。这些结果表 明， 堆浸是可行 的， 但 最后金的回收率相对较低。 氰化物损耗非常低 ， 为 0 ． 1 3 k g ／ t ， 氧化钙 生石 灰 添加量也较低 ， 为 O ． 4 2 k g ／ t 。 3 ． 4 重 力分 离试验 重力分离试验结果概括见表 4 。 T e r0 m 9 3 6 。c o m 辨 l鳓端嘲鼢 l一芍 ； ‘ 9 1 6 甘肃冶金 第 3 6卷 相当于样 品中存在 的“ 游离” 金 的品位 。 这些结果表明， 两种矿石使用重力分离法可获 得相似的结果 ， 如氧化矿石的 8 ． 1 ％ 0 ． 3 2 g ／ t A u 和 原生矿石的 9 ． 1 ％ 0 ． 3 1 g ／ t A u 。在混汞过程 中， 每 种溶液 中都要添加少量的氰化钠 - 5 0 p p m ， 对这 些溶液也进行 了分析。结果表明， 氧化矿石 中大约 9 8 ％、 原生矿石中约 8 5 ％的混汞金很容易被氰 化物 溶解 ， 只有 2 ％ 氧化矿石 或 1 5 ％ 原生矿石 的混 汞金在汞齐中得到回收。 3 ． 5 氰化物淋滤 淋滤试验结果见表 5 。 表 5 氰化物淋滤试验结果 结果表 明 ， 氧化矿石样 品 ， 随着研磨 粒度的变 小， 金的回收率从 7 7 ． 0 ％增加到 8 8 ． O ％。随着粒度 的变小 ， 残渣 中的金含量从 0 ． 8 5 g ／ t 到 0 ． 4 0 g ／ t 之 间变化 。淋滤反应力较快 ， 在最初的 4 h内， 有 8 7 ％ 到 9 8 ％暴露的可溶金被溶解在氰化物溶液 中。 对于原生矿石也有相 同的趋 势 ， 回收率从 4 0 ． 1 ％到 5 6 ． 0 ％变化 ， 残渣 中的金含量从 1 ． 8 6 e Vt 降低 到 1 ． 4 5 t 。原生 矿石最 初 时的淋滤反 应力 非常 快 ， 在开始的 2到 8小时 内， 可达 到最大的金 回收 率。到淋滤的末期， 金的回收率下降， 这说明可能有 碳“ 吸附” 的现象。使用较高的氰化物添加剂， 有可 能克服这种“ 吸附” 的影响。 对于氧化矿石 ， 生石灰 的添加量 中等 ， 从 0 ． 4 2 k g ／ t 到 0 ． 6 3 k g ／ t 之间变化 ， 平均为 O ． 5 3 k g ／ t ， 氰化 物的消耗也是中等 ， 从 0 ． 8 8 k g ／ t 到 1 ． 5 0 k g ／ t 之间变 化 ， 平均为 1 ． 1 3 k g ／ t 。随着粒度 的降低 ， 氰化物消耗 增加。 对于原生矿石 ， 生石灰添加量中等到高 ， 从 0 ． 6 0 k g ／ t 到 2 ． 8 3 k g ／ t 之间变化 ， 平均为 1 ． 4 8 k g ／ t ， 而氰 化物的消耗也是中等， 从0 ．5 7 k g ／ t 到 1 ．2 9 k g ／ t 之间 变化 ， 平均为0 ． 9 4 k g ／ t 。随着磨碎粒度的变小 ， 生石 灰添加量增加。 3 ． 6 浮选试验 浮选结果见表 6 。 表 6 浮选试 验结果表 这些结果表 明， 浮选过程中可 获得金 8 3 ％和硫 8 2 ％的回收率 ， 其总产率为 5 ． 1 ％。浮选尾矿 的品位 为金 O ． 5 5 g ／ t ， 硫 0 ． 2 5 ％。如果浮选条件理想的话 ， 金和硫的回收率可达到更高。 3 ． 7 精矿淋滤试验 超细研磨后浮选精矿的淋滤结果见表 7 。 表 7 超细研磨精矿淋滤试验结果表 这些结 果表明 ， 最终 回收率仅为 7 8 ． 1 ％， 属 中 等 ， 但淋滤反应非常快 ， 在最初 的 2 h内有 9 8 ％的金 被溶解在氰化钠溶液 中。在这次实验 的整个淋滤过 程 中没有“ 吸附” 的现象。淋滤残渣 中金 的含量非 常高， 为 1 0 ． 7 5 g ／ t ， 如果以整体矿石为基础来计算， 它可降至 0 ． 5 2 g ／ t 。 蕊 第 1 期 唐敏杰， 等 西澳大利亚州盈地金矿石的冶金试验流程和结果 l 7 生石灰的添加量中等 ， 为 2 ． 7 9 k g ／ t ， 而氰化钠消 耗非常高， 为 1 1 ． 8 4 k g ／ t 。当以所有矿石来计算 时， 这些值可降为 生石灰添加量0 ． 1 4 k g ／ t ， 氰化钠消耗 0． 6 0 k g ／ t 。 3 ． 8 原生矿石的成分物质平衡试验结果 表 8所列 的是浮选和淋滤过程中的物质平衡试 验结果。 表 8 原生矿石的浮选和淋滤物质平衡试验结果 由金 品位 为 3 ．2 3 p p m的溶液计算而来。 这些结果表明， 在浮选 和超细研磨后的淋滤精 矿中可获得 6 4 ． 7 ％的金 回收率。最终残渣中金品位 为 1 ． 0 7 g ／ t。对浮选尾矿进行淋滤可进一步提高整 体金 的回收率 。 3 ． 9 整体结果 本次实验 的整体结果见表 9所示 。 表 9 整体 结果 从这些结果可以看出， 对于氧化矿石而言， 粒度 变小会使金的回收率提高。对于堆浸淋滤来说 ， 延 长淋滤时间或使粉碎粒度更 细， 有可能获得更高的 金的回收率， 但这些在本次实验中没有进行。 对于原生矿石有相同的趋势 ， 但整体金 的回收 率较低 ， 这表明矿石中有更多数量的难溶解金存在 。 对于精矿的浮选 、 超细研磨和氰化物淋滤可获得最 高的金的回收率。如果对尾矿的浮选和淋滤效果继 续进行优化试验的话 ， 可使金的回收率更高 ， 但在本 次实验中没有进行 。 4 结论 4 ． 1 氧化矿石 根据以上所做的各项试验结果 ， 总结得 出的结 论认为 金矿石的棒磨力和球磨力指数中等 ， 粘合力 指数很低 ， 为 0 ． 0 6 0 4 。棒磨指数为 1 8 ． 2 k Wh ／ t 。球 磨指数为 1 4 ． 8 k wh ／ t 。间歇瓶滚筒淋滤法金的回收 率仅仅是中等 ， 为 5 9 ． 7 ％。淋滤反应慢 ， 淋滤残渣中 的品位较高 ， 为 1 ． 6 4 g ／ t 。重力分离法 可回收 8 ． 1 ％ 的“ 游离” 金 。金 的回收率 与研磨粒度密切相关 ， 粒 度越小 ， 回收率越高。相对来说 ， 矿石 比较容易加工 处理 ， 在 8 0 ％的粒度直径为 1 5 0 I x m s 时 ， 金 的回收率 为 7 8 ． 9 ％； 而在 8 0 ％的直径 为 3 8 Ix m s时 ， 金的回收 率可提高到 8 9 ． 0 ％。当研磨粒度从 1 5 0 Ix m s 降低到 7 5 Ix ms 和 3 8 Ix m s 时 ， 淋滤残渣 中金 的品位从 0 ． 8 5 g ／ t 降低到 0 ． 6 5 g ／ t 和 O ． 4 0 g ／ t 。氰化物消耗 中等 ， 从 0 ． 8 8 k g ／ t 到 1 ． 5 0 k g ／ t ， 平均为 1 ． 1 3 k g ／ t 。氧化钙 C a O 添加剂较少 ， 从 0 ． 4 2 k g ／ t 到 0 ． 6 3 k g ／ t ， 平 均 为 0 ． 5 3 k g ／ t 。 4 ． 2 原生矿石 原生矿石化验分析的最高品位 为 金 3 ． 7 9 g ／ t ， 硫 1 ． 2 1 ％。重力分离 法可 回收 9 ． 1 ％的“ 游 离” 金 。 金的回收率与磨碾粒度密切相关 ， 粒度越小 ， 回收率 越高 。矿石不容 易被加工 处理 ， 在粒 度 8 0 ％为 7 5 I x m s时， 整体 金 的回收率为 4 5 ． 6 ％； 而 当 P 。 为 l O I x m s 时 ， 金 的 回收率 提 高 为 6 0 ． 0 ％。当加 工粒 度 8 0 ％从 7 5 Ix m s降低到 3 8 Ix m s 和 1 0 Ix ms 时， 淋滤残 渣 中 金 的 品位 从 1 ． 8 6 g ／ t降 低 到 1 ． 6 6 g ／ t和 1 ． 4 5 g ／ t 。 在 淋滤试验过程 中有碳 “ 吸附” 现象。氰 化物 消耗 中等 ， 从 0 ． 5 7 k g ／ t 到 1 ． 2 9 k g ／ t ， 平 均为 O ． 9 4 k g ／ t 。 氧化钙添加剂 中等 ， 从 0 ． 6 0 k g ／ t 到 2 ． 8 3 k g ／ t ， 平均为 1 ． 4 8 k g ／ t 。随着粒度 的减小 ， 氧化钙添 加剂量增加。浮选可获得高 品位的金 4 9 ． 1 8 g ／ t 和 硫2 1 ． 1 3 ％。 精矿 中含有 8 2 ． 8 ％的金和 8 1 ． 9 ％的硫。 浮选 尾矿 中的品位属 于 中高 ， 金为 0 ． 5 5 g ／ t ， 硫为 0 ． 2 5 ％。 淋滤动力反应非常快 ， 淋滤过程实际上只需 2 h就基本完成了。对超细粒研磨后 的 浮选 精矿 进行淋滤 ， 可获得 7 8 ． 1 ％的金 回收率。在对超细研 磨后的 浮选 精矿进行淋滤的过程中没有出现“ 吸 附” 的现象。 建议对原生矿石做进一步试验 ， 以确定加工处 理流程 ， 使得金的 回收率最大化。这些试验可包括 使浮选条件理想化 、 对浮选尾矿进行淋滤 、 对超细研 磨尾矿进行诊断性的淋滤试验 ， 以确定金的损失到 底出现在何处 ， 并对 浮选精矿进行矿物检查。利用 浮选精矿的烘烤和氰化物处理方法来确定金的难溶 性特征。 收稿 日期 2 0 1 3 - 1 0 - 2 9 作者简介 唐敏杰 1 9 6 3 ． ， 男 ， 安 徽省舒城 县人 ， 地质 工程师 。主要 从事地质勘查单位的勘 查质量监督检查管理工作 。 蠢豢 瓣 蠢 鬻 c om