某金银矿石浮选—氰化联合流程选矿试验_丘世澄.pdf

某金银矿石浮选氰化联合流程选矿试验 丘世澄 1， 2， 3 邱显扬 1， 2， 3 胡真 1， 2， 3 李汉文 1， 2， 3 邹坚坚 1， 2， 3 汪泰 1， 2， 3 李沛伦 1， 2， 31 （1. 广东省资源综合利用研究所， 广东 广州510651； 2. 稀有金属分离与综合利用国家重点实验室， 广东 广州510651； 3. 广东省矿产资源开发和综合利用重点实验室， 广东 广州510651） 摘要某金银矿石含金4.80 g/t， 含银565 g/t， 金矿物主要为自然金， 呈独立矿物形式存在， 部分以显微或次显 微状赋存于褐铁矿及石英中， 裸露金占总金的72.29， 铁矿物和硅酸盐矿物包裹金分别占总金的22.08和5.63； 银矿物主要以辉银矿形式存在， 嵌布粒度较粗， 硫化银占总银的91.33， 自然银和氯化银含量较低， 分别仅占总银 的6.55和2.12。为实现该金银矿的高效开发利用， 进行了选矿试验。结果表明 矿石在磨矿细度为-0.074 mm占 74.5的情况下， 采用1粗4精2扫、 精选1尾矿精扫选后再返回的浮选流程处理， 可获得金品位为77.19 g/t、 银品位 为11 302 g/t， 金、 银回收率分别为75.58和94.02的精矿； 金、 银品位分别为1.23 g/t和35.45 g/t的浮选尾矿在再磨 细度为-0.043 mm占86的情况下氰化浸出， 浸渣金、 银品位分别为0.10 g/t和17.88 g/t， 金、 银对浮选尾矿的浸出率 分别为91.87和49.56， 全流程金、 银总回收率分别达98.01和96.98。 关键词金银矿石浮选氰化浸出联合流程采 中图分类号TD923.7， TD925.6文献标志码A文章编号1001-1250 （2019） -11-098-06 DOI10.19614/ki.jsks.201911017 Experimental Study on Flotation-cyanide Combined Process of a Gold-silver Ore Qiu Shicheng1， 2， 3Qiu Xianyang1， 2， 3Hu Zhen1， 2， 3Li Hanwen1， 2， 3Zou Jianjian1， 2， 3 Wang Tai1， 2， 3Li Peilun1， 2， 32 （1. Guangdong Institute of Resources Comprehensive Utilization， Guangzhou 510651， China； 2. State Key Laboratory of Rare Metal Separation and Comprehensive Utilization， Guangzhou 510651， China； 3. Guangdong Provincial Key Laboratory of Min- eral Resources Development and Comprehensive Utilization， Guangzhou 510651， China） AbstractA gold-silver ore contains gold 4.80 g/t and silver 565 g/t. The gold mineral is mainly native gold，which ex- ists as the of independent mineral. Some parts are in the of microscopy or submicroscopy disseminated in limonite and quartz. Bare gold accounts for 72.29 of total gold，and gold wrapped in iron minerals and silicate minerals account for 22.08 and 5.63 of total gold， respectively； silver minerals mainly exist in the of argentite with coarser grain size， and silver sulfide accounts for 91.33 of total silver. The contents of native silver and silver chloride are low，which account for only 6.55 and 2.12 of total silver， respectively. In order to realize the high-efficient exploitation and utilization of the gold- silver ores，flotation tests were carried out. The results showed that when the ore fineness is -0.074 mm 74.5，concentrate with gold grade of 77.19 g/t， gold recovery of 75.58， silver grade of 11 302 g/t， and silver recovery of 94.02 was obtained by using the one coarse four cleaning two sweeping，the tailing cleaning for one time returning to the flotation process after sweeping； The cyanidation leaching was carried out with the tailing which gold grade is of 1.23 g/t ， silver grade is of 35.45 g/t and a regrinding fineness is of -0.043 mm 86. The grades of leaching residue are gold 0.10 g/t and silver 17.88 g/t， respec- tively，and the leaching rates of gold and silver for flotation tailings were 91.87 and 49.56，respectively. The total recov- ery rate of gold and silver in the whole process reached 98.01 and 96.98， respectively. KeywordsGold-silver ores， Flotation， Cyanidation leaching， Combined process 收稿日期2019-08-05 基金项目广东省科学院高端领军人才培育培养资助专项 （编号 2017GDASCX-0301） ， 云南省科技计划项目 （编号 2018IB028） 。 作者简介丘世澄 （1994） ， 男， 硕士研究生。通讯作者邱显扬 （1957） ， 男， 教授级高级工程师。 金银矿石中金银的回收通常采用浮选法、 重选法、 氰化法或某两三种方法联合使用 ［1-3］。本研究根 总第 521 期 2019 年第 11 期 金属矿山 METAL MINE Series No. 521 November2019 98 ChaoXing 据矿石性质的特点， 在探索试验基础上对浮选浸 出联合工艺流程进行了工艺条件研究。 1矿石性质 某金银矿石含金4.80 g/t， 含银565 g/t， 金矿物以 自然金为主， 呈独立矿物形式存在， 部分金以显微或 次显微状赋存于褐铁矿及石英中； 银矿物主要以辉 银矿形式存在， 嵌布粒度较粗。矿石主要化学成分 分析结果见表1， 主要矿物组成见表2， 金、 银物相分 析结果分别见表3、 表4。 注 Au、 Ag的含量单位为g/t。 由表1和表2可知， 该矿石矿物种类较简单， 主 要金属矿物为褐铁矿， 金红石少量， 黄铁矿、 铜蓝、 闪 锌矿、 方铅矿、 辉银矿等微量， 均不具有综合回收价 值； 主要非金属矿物为石英和绢云母， 占矿物总量的 95.45。该矿石中有回收价值的元素为金和银， 含 量分别为 4.80 g/t 和 565 g/t， 有害元素砷含量仅为 0.02， 对金精矿冶炼或浮选尾矿氰化浸出的不利影 响较小。 由表3和表4可知， 矿石中的金主要为裸露金， 占总金的72.29， 铁矿物包裹金占总金的22.08， 硅 酸盐矿物包裹金占总金的5.63； 矿石中的银主要为 硫化银， 占总银的 91.33， 自然银和氯化银含量较 低， 分别仅占总银的6.55和2.12。 2试验结果与讨论 2. 1浮选试验 2. 1. 1磨矿细度试验 有用矿物的充分单体解离是实现高效分选的先 决条件， 磨矿细度直接决定矿物单体解离的程度 ［4］。 在调整剂水玻璃用量为1 000 g/t、 碳酸钠用量为500 g/t， 捕收剂丁基黄药用量为90 g/t、 丁铵黑药用量为 45 g/t、 GYM用量为500 g/t， 起泡剂2油用量为18 g/t 情况下进行1次粗选， 考察磨矿细度对金银浮选回收 效果的影响， 试验结果见图1。 由图1可知， 随着磨矿细度的提高， 粗精矿金、 银 品位逐渐降低， 金、 银回收率上升。综合考虑， 确定 磨矿细度为-0.074 mm占74.5。 2. 1. 2碳酸钠用量试验 调整剂能影响捕收剂与矿物之间的相互作用， 还会改变矿物表面电性、 晶格离子溶解性和药剂解 离性 ［5］。前期探索试验结果表明， 与硫化钠或硫酸铜 相比， 水玻璃与碳酸钠配合使用能大幅度改善泡沫 性能， 显著提高粗精矿品位。在磨矿细度-0.074 mm 占 74.5， 水玻璃用量为 1 000 g/t， 丁基黄药用量为 90 g/t， 丁铵黑药用量为 45 g/t， GYM 捕收剂用量为 500 g/t， 2油用量为18 g/t情况下进行1次粗选， 考察 碳酸钠用量对金银浮选回收效果的影响， 试验结果 丘世澄等 某金银矿石浮选氰化联合流程选矿试验2019年第11期 99 ChaoXing 见图2。 由图2可知， 随着碳酸钠用量的增加， 粗精矿金、 银品位明显提高， 金、 银回收率明显下降。综合考 虑， 确定碳酸钠用量为500 g/t。 2. 1. 3捕收剂用量试验 丁基黄药丁铵黑药是浮选金银矿物常用的捕 收剂 ［6］， 但该矿属地表氧化矿， 单独使用丁基黄药丁 铵黑药难以获得较好的选别指标， 必须配以捕收能 力更强的捕收剂。前期探索性试验表明， 与羟肟酸、 棒状异基黄药、 已基黄药相比， GYM效果更好。捕收 剂用量试验采用 1次粗选流程， 试验固定磨矿细度 为-0.074 mm占74.5， 水玻璃用量为1 000 g/t， 碳酸 钠用量为500 g/t， 2油用量为18 g/t。 2. 1. 3. 1丁基黄药丁铵黑药用量试验 探索试验确定的丁基黄药与丁铵黑药质量配合 比为2 ∶ 1， 在GYM用量为500 g/t情况下， 丁基黄药丁 铵黑药用量对金、 银浮选效果影响试验结果见表5。 从表5可知， 随着丁基黄药丁铵黑药用量的增 加， 粗精矿金、 银回收率上升， 金、 银品位下降。综合 考虑， 确定丁基黄药丁铵黑药的用量为9045 g/t。 2. 1. 3. 2GYM用量试验 GYM用量试验固定丁基黄药丁铵黑药用量为 9045 g/t， 试验结果见图3。 图3表明， 随着GYM用量的增加， 粗精矿银回收 率上升， 金回收率和金、 银品位均先上升后下降。因 此， 确定粗选GYM用量为500 g/t。 2. 1. 4浮选闭路试验 在精选、 扫选次数试验及开路试验基础上进行闭 路试验。由于矿石泥化严重， 为解决因矿泥随中矿顺 序返回影响选别过程的稳定性， 并影响精矿品位的提 高问题， 对闭路试验的1次精选尾矿增设了1次精扫 选， 即精扫选精矿返回， 精扫选尾矿与扫选2尾矿合并 为最终尾矿。闭路试验流程见图4， 结果见表6。 由表6可知， 采用图4所示的流程处理矿石， 可 得到金品位为77.19 g/t、 银品位为11 302 g/t， 金、 银回 收率分别为75.58和94.02的精矿， 浮选尾矿金品 位为1.23 g/t、 银品位为35.45 g/t。 显微镜下分析表明， 尾矿中的金、 银嵌布粒度极 微细， 主要被褐铁矿、 石英等矿物包裹， 要实现这些 金银的回收， 对浮选尾矿开展了氰化浸出试验。 2. 2氰化浸出试验 2. 2. 1浮选尾矿再磨细度试验 浮选尾矿中金主要赋存于褐铁矿及石英中， 要 实现浮选尾矿中金、 银的回收利用， 必须有效打开脉 石矿物对金银的包裹 ［7］。浮选尾矿再磨细度试验流 ［1］ ［2］ ［3］ ［4］ ［5］ ［6］ 金属矿山2019年第11期总第521期 100 ChaoXing 程见图5， 浸出矿浆浓度为33， 浸出时间为24 h， 试 验结果见图6。 由图6可知， 随着浮选尾矿再磨细度的提高， 金、 银浸出率提高。综合考虑， 确定浮选尾矿再磨细度 为-0.043 mm占86。 2. 2. 2石灰用量试验 氰根离子稳定性差， 在中性和酸性体系下极易 转化为氰化氢挥发到空气中， 不仅造成氰化钠的损 失， 还会引起极大的安全隐患 ［8］， 因此， 必须在碱性体 系下使用氰化物。石灰廉价易得， 是使用最广泛的 碱性矿浆调整剂。在再磨细度为-0.043 mm占86， 矿浆浓度为33， 氰化钠用量为2 000 g/t， 硝酸铅用 量为800 g/t， 浸出时间为24 h条件下进行石灰用量试 验， 结果见图7。 由图7可知， 随石灰用量的增加， 金、 银浸出率上 升。综合考虑， 确定石灰的用量为3 000 g/t， 对应的 矿浆pH11。 丘世澄等 某金银矿石浮选氰化联合流程选矿试验2019年第11期 101 ChaoXing ［1］ ［2］ ［3］ ［4］ ［5］ ［6］ 2. 2. 3氰化钠用量试验 氰化浸出剂的用量对金、 银的浸出有显著的影 响， 当浸出剂用量不足， 有价金属溶出不充分； 氰化 浸出剂用量过高不仅造成生产成本的增加， 而且会 造成较大的环保压力。在再磨细度为-0.043 mm占 86， 矿浆浓度为33， 石灰用量为3 000 g/t， 硝酸铅 用量为800 g/t， 浸出时间为24 h条件下进行氰化钠用 量试验， 结果见图8， 确定条件下的氰化浸出试验结 果见表7。 由图8可知， 随氰化钠用量的增加， 金、 银浸出率 上升。当氰化钠用量为3 000 g/t时， 这种变化趋势趋 缓。综合考虑， 确定氰化钠用量为3 000 g/t。 由表7可知， 在氰化钠用量为3 000 g/t时， 浸渣 金、 银品位分别为0.10 g/t和17.88 g/t， 金、 银浸出率分 别为91.87和49.56。 2. 3浮选氰化联合流程试验结果 综合浮选试验、 氰化浸出试验结果可知， 采用试 验确定浮选氰化浸出联合工艺流程处理矿石， 可 获得金品位为77.19 g/t、 银品位为11 302 g/t， 金、 银回 收率分别为75.58和94.02的精矿； 金、 银品位分 别为1.23 g/t和35.45 g/t的浮选尾矿氰化浸出， 浸渣 金、 银品位分别为0.10 g/t和17.88 g/t， 浮选尾矿的金、 银浸出率分别为 91.87 和 49.56， 全流程金、 银总 回收率分别达98.01和96.98。 3结论 （1） 某金矿石金、 银品位分别为4.80 g/t和565 g/t， 矿石中金属矿物有褐铁矿、 金红石、 黄铁矿、 铜蓝、 闪 锌矿、 方铅矿、 辉银矿等， 含量均较低， 没有回收价值； 非金属矿物主要为石英和绢云母， 占矿物总量的 95.45。矿石中有回收价值的元素为金、 银， 金矿物 以自然金为主， 呈独立矿物形式存在， 部分金以显微 或次显微状赋存于褐铁矿及石英中， 裸露金占总金的 72.29， 铁矿物包裹金占总金的22.08， 硅酸盐矿物 包裹金占总金的5.63； 银矿物主要以辉银矿形式存 在， 嵌布粒度较粗， 硫化银占总银的91.33， 自然银 和氯化银含量较低， 分别仅占总银的6.55和2.12。 （2） 矿石在磨矿细度为-0.074 mm占74.5的情 况下， 采用1粗4精2扫、 精选1尾矿精扫选后再返回 的浮选流程处理， 可获得金品位为77.19 g/t、 银品位 为 11 302 g/t， 金、 银回收率分别为75.58和 94.02 的精矿； 金、 银品位分别为1.23 g/t和35.45 g/t的浮选 尾矿在再磨细度为-0.043 mm占86的情况下氰化 浸出， 浸渣金、 银品位分别为0.10 g/t和17.88 g/t， 浮选 尾矿的金、 银浸出率分别为 91.87 和 49.56， 全流 程金、 银总回收率分别达98.01和96.98。 参 考 文 献 陈水波， 谢洪珍， 赖伟强， 等. 新疆某金矿重选-氰化联合工艺 应用研究 ［J］ . 黄金科学技术， 2014 （6） 87-90. 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