谢园明(江西省地矿资源勘查开发有限公司,江西 南昌 330030)
伊朗某金矿位于世界第二大火山岩成矿带特提斯成矿带中部,伊朗伊斯兰共和国三大火山岩成矿带北带、主火山岩带南带的北西端交汇处。从目前的经济、技术状况看,该矿石中的金具有较高的回收价值。试验根据该金矿石的性质特点,参考国内外选矿工作者在选金方面的研究成果[1-8],对有代表性矿石进行了选矿试验。
该矿石属硅化石英脉型含金氧化矿石,主要金属矿物为自然金、褐铁矿、赤铁矿、方铅矿、白铅矿、黄铁矿,其次为黄铜矿、闪锌矿、铜蓝、斑铜矿、黝铜矿等,主要脉石矿物为石英。矿石中的金嵌布粒度粗细不均匀,主要载体矿物为黄铁矿。矿石主要化学成分分析结果见表1,金物相分析结果见表2。
表1 矿石主要化学成分分析结果Table 1 Main chemical composition analysis results of the raw ore %
注:Au、Ag的含量单位为g/t。
表2 金物相分析结果Table 2 Gold phase analysis results of the raw ore
由表1可知,矿石中的主要有价元素为金,品位为7.05 g/t,有害元素As、Sb含量较低;矿石中具有综合回收价值的元素为铅,含量为1.31%,但本文不介绍其综合回收情况。
由表2可知,矿石中的金主要为裸露及半裸露金,含量达6.47 g/t,占总金的91.77%;包裹金仅占总金的8.23%,主要包裹矿物为碳酸盐矿物、硅酸盐矿物、氧化矿物和硫化矿物。进一步的分析表明,自然金的粒度变化范围很大,细粒明金(0.01~0.06 mm)占81.15%,微粒金(≤0.01 mm)占18.85%。
根据金的相态和自然金的粒度分布,并结合环境保护因素,认为宜采用重选法预先回收部分中细粒明金,再采用浮选工艺回收其余的金矿物。
2.1.1 一段磨矿细度试验
在一段磨矿后进行重选是为了提前回收已解离的较粗粒金,避免较粗粒金在浮选过程中出现跑尾现象,因此,用重选试验结果确定一段磨矿细度。由于跳汰机具有单台处理能力大、占地面积较小的特点,因此,以1次跳汰重选试验结果确定磨矿产品细度。其中,XCT100×150型隔膜跳汰机的工作参数为冲程18.6 mm、冲次330次/min,冲洗水量0.95 L/s,试验结果见表3。
表3表明,跳汰机可以预选出一部分合格金精矿,适当提高磨矿细度有利于提高金精矿品位和回收率,粒度过细则不利于重选回收金。因此,确定一段磨矿细度为-200目占65%。
表3 不同磨矿细度条件下的跳汰机重选试验结果Table 3 Jigging test results at different grinding fineness
2.1.2 粗浮选1条件试验
粗浮选1条件试验给矿为跳汰重选尾矿。
2.1.2.1 硫化钠用量试验
粗浮选1金的活化剂硫化钠用量试验捕收剂丁基黄药+丁铵黑药+乙硫氮用量(对原矿计,下同)为150+50+50 g/t,试验结果见表4。
表4 不同硫化钠用量条件下的粗浮选1试验结果Table 4 Test results on dosage of sodium sulfide at first stage rough flotation
表4表明,硫化钠对金的活化作用非常明显,粗精矿1金作业回收率明显上升,金品位先明显上升后微幅下降。综合考虑,确定粗选1的硫化钠用量为 1 500 g/t。
2.1.2.2丁基黄药+丁铵黑药+乙硫氮用量试验
探索试验确定的丁基黄药、丁铵黑药、乙硫氮最佳质量配合比为3∶1∶1。粗浮选1丁基黄药+丁铵黑药+乙硫氮用量试验固定硫化钠用量为1 500 g/t,试验结果见表5。
表5 丁基黄药+丁铵黑药+乙硫氮不同用量条件下的粗浮选1试验结果Table 5 Test results on dosage of butyl xanthate+ammonium dibutyl dithiophosphate+ diethyldithiocarbamate at first stage rough flotation
表5表明,随着丁基黄药+丁铵黑药+乙硫氮用量的增大,粗精矿1的金品位下降,金作业回收率上升。综合考虑,确定粗选1的丁基黄药+丁铵黑药+乙硫氮用量为150+50+50 g/t。
2.1.3 再磨细度试验
由表5可以看出,粗浮选1尾矿金品位仍高达2.17 g/t,结合一段磨矿细度为-200目占65%,而原矿中金主要以细粒明金和显微金的形式存在,表明在一段磨矿细度下,矿石中细粒、微细粒金仍有大量未单体解离,因此,有必要通过粗浮选1尾矿再磨来解决这些金的解离问题。再磨细度试验的给矿为粗浮选1尾矿,试验采用1次浮选流程,其中硫化钠用量为500 g/t,丁基黄药+丁铵黑药+乙硫氮用量为90+30+30 g/t,试验结果见表6。
表6 再磨细度试验结果Table 6 Test results at different regrinding fineness
表6表明,随着磨矿细度的提高,粗精矿2金品位下降,金作业回收率上升。综合考虑,确定再磨细度为-200目占85%。
2.1.4 粗浮选2条件试验
粗浮选2条件试验的给矿为粗浮选1尾矿再磨产品,试验采用1次浮选流程。
2.1.4.1 硫化钠用量试验
粗浮选2硫化钠用量试验固定再磨细度为-200目占85%,丁基黄药+丁铵黑药+乙硫氮用量为90+30+30 g/t,试验结果见表7。
表7 不同硫化钠用量条件下的粗浮选2试验结果Table 7 Test results on dosage of sodium sulfide at second stage rough flotation
表7表明,硫化钠用量变化,粗精矿2金品位和金作业回收率变化不大。因此,确定粗浮选2作业不再添加硫化钠。
2.1.4.2 丁基黄药+丁铵黑药+乙硫氮用量试验
粗浮选2丁基黄药+丁铵黑药+乙硫氮用量试验固定再磨细度为-200目占85%,试验结果见表8。
表8 丁基黄药+丁铵黑药+乙硫氮不同用量条件下的粗选2试验结果Table 8 Test results on dosage of butyl xanthate+ammonium dibutyl dithiophosphate+ diethyldithiocarbamate at second stage rough flotation
表8表明,随着丁基黄药+丁铵黑药+乙硫氮用量的增大,粗精矿2金品位下降,金作业回收率上升。综合考虑,确定粗浮选2丁基黄药+丁铵黑药+乙硫氮用量为90+30+30 g/t。
根据条件试验和浮选精扫选次数试验结果进行了重浮流程试验,试验流程见图1,结果见表9。
图1 重浮试验流程Fig.1 Flowsheet of the whole flow-sheet test
表9 重浮流程试验结果Table 9 Results of the whole flow-sheet test
由表9可以看出,采用图1所示的流程处理矿石,可获得金品位为81.43 g/t、金回收率为45.52%的重选精矿,金品位为56.12 g/t、金回收率为44.99%的浮选精矿,综合精矿金品位为66.52 g/t,金回收率为90.51%。
重浮流程试验尾矿金品位较高,达0.74 g/t,应采取进一步措施进行回收。工艺矿物学研究表明,重选和浮选难以回收的金主要为极微细粒裸露金和微细粒包裹金。因此,采用氰化浸出工艺进行了金再回收试验,最终浸出渣的金品位为0.28 g/t,金浸出率为62.16%。具体的氰化提金工艺本文不深入介绍。
(1)伊朗某金矿石中的金矿物主要是裸露及半裸露金,金的载体矿物主要为黄铁矿,金的嵌布粒度不均匀,仅采用单一重选工艺很难有效回收矿石中的金。
(2)阶段磨矿、阶段选别工艺可以有效减少粗颗粒金在浮选过程中的跑尾,避免金矿物在磨矿中出现过粉碎,同时有利于不均匀细粒载金矿物单体解离。
(3)跳汰机对-200目占65%的磨矿产品进行重选,可预先产出部分合格金精矿,充分体现能收早收、分级分选理念。
(4)矿石采用阶段磨矿—跳汰重选—阶段浮选工艺流程处理,可获得金品位为81.43 g/t、金回收率为45.52%的重选精矿,金品位为56.12 g/t,金回收率为44.99%的浮选精矿,综合精矿金品位为66.52 g/t,金回收率为90.51%。
(5)金品位为0.74 g/t的重浮流程试验尾矿采用氰化浸出工艺处理,金浸出率达62.16%,最终浸出渣的金品位为0.28 g/t。
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