某卡林型金矿选矿试验研究.pdf

2024年第4期doi:10.3969/j.issn.1671-9492.2024.04.009有色金属（选矿部分）某卡林型金矿选矿试验研究85吴凯1，米文杰1，窦源东1，邢（1.烟台黄金职业学院环境与材料工程系，山东烟台2 6 540 1；2.福州大学紫金地质与矿业学院，福州350 10 8)丹1，马英强摘要：某金矿石金品位为3.2 0 g/t，是主要的回收元素，其中伴生锑可作为综合回收对象。矿石中金的化学物相分析结果表明，矿石中金主要被硫化物包裹，占8 0.51%，其次被氧化物包裹，占11.58%，单体金和连生金较少，只占4.2 4%。矿石中主要矿物为石英和方解石、铁白云石，其次为绢云母、长石、黄铁矿及高岭石、伊利石等黏土矿物，此外还含有少量金红石、石、毒砂、磷灰石等矿物。针对矿石性质，在原有工艺流程和药剂制度的基础上，开展了浮选条件试验，获得的最佳工艺参数为：磨矿细度一0.0 7 4mm占8 4.6%、碳酸钠用量为2 0 0 0 g/t、硫酸铜用量为2 0 0 g/t、硝酸铅用量为150 g/t、丁基黄药用量为150 g/t。当磨矿细度为一0.0 7 4mm占8 4.6%时，采用最佳药剂制度，通过一粗三精二扫、中矿循序返回工艺流程，获得精矿金品位46.14%、金回收率90.91%，尾矿金品位为0.2 9g/t。对尾矿进行镜下鉴定，工艺矿物学分析结果表明，尾矿中流失的金主要是硅酸盐包裹金、单体及连生体金，尤其是硅酸盐包裹的金未能回收。对浮选尾矿进行粒度组成和金的分布研究，结果表明，十0.0 44mm粒级产率为30.38%，金的分布率为30.90%，可探讨采用重选工艺回收的可能；一0.0 2 5mm粒级的产率为58.45%，金的分布率为6 0.0 7%，粒度过细，很难通过浮选的方法回收。试验结果为该金矿的浮选回收奠定基础，对选矿生产具有指导意义。关键词：卡林型金矿；金物相；浮选；含锑中图分类号：TD953Experimental Study on Mineral Processing of a Carlin-type Gold OreWU Kai,MI Wenjie,DOU Yuandong,XING Dan,MA Yingqiang(l.Department of Environmental and Materials Engineering,Yantai Gold College,2.School of Zijin Geology and Mining,Fuzhou University,Fuzhou 350108,China)Abstract:The gold grade of a gold ore was 3.20 g/t,which was the main recycled element torecover,and the associated antimony could be regarded as the object of comprehensive recovery.The phasechemical analysis of gold in ore showed that the gold in the ore was mainly wrapped by sulfides,accountingfor 80.51%,followed by oxide,accounting for 11.58%,while free gold and associated gold were less,accounting for only 4.24%.The main minerals in the ore were quartz,calcite and ferrodolomite,followedby sericite,feldspar,pyrite,kaolinite,illite and other clay minerals,and a small amount of rutile,sphenite,arsenophene,apatite and other minerals.According to the properties of the ore and on the basisof the original technological process and reagent system,flotation tests were carried out and the optimumprocess parameters obtained were:the grinding fineness 84.6%passing 0.074 mm,the amount of sodiumcarbonate 2 000 g/t,the amount of copper sulfate 200 g/t,the amount of lead nitrate 150 g/t,the amountof butyl xanthate 150 g/t.With the optimal grinding fineness and reagent system,the flotation process ofone roughing,three cleanings and two scavengings,and middlings returning to closed-circuit in sequence,obtained a gold concentrate with Au recovery of 90.91%and Au grade of 46.14 g/t,while the grade oftailings was 0.29 g/t.The process mineralogy check of the tailings showed that the lost gold from tailingswas mainly silicate wrapped gold,free or intergrowth gold,especially the gold wrapped by silicate could收稿日期：2 0 2 2-0 2-0 7基金项目：国家自然科学基金资助项目（518 0 40 8 1）；福建省自然科学基金资助项目（2 0 19J01253）作者简介：吴凯（198 9一），男，辽宁葫芦岛人，讲师，主要从事含金矿产资源高效加工技术研究。文献标志码：AYantai 26540l,Shangdong，,Ch i n a;文章编号：16 7 1-9492(2 0 2 4)0 4-0 0 8 5-0 6:86not be recovered.The particle size composition and gold distribution of flotation tailings showed that theyield of+0.044 mm was 30.38%,and the gold distribution rate was 30.90%in the tailings,possibility ofrecovery by gravity separation process can be discussed.The yield of-0.025 mm grain was 58.45%,andthe gold distribution was 60.07%in fine fraction of the tailings,which was difficult to be recovered byflotation process.The experimental results lay a foundation for the process recovery of the gold ore and hadguiding significance for its beneficiation production.Key words:carlin-type gold ore;gold phase;flotation;anti lnony-bearing卡林型金矿1-3微细浸染型金矿，矿石中通常含有机碳和砷，属于难选治金矿石。卡林型原生金矿通常采用细磨后进行浮选获得含金精矿，然后通过生物氧化或高温焙烧，破坏黄铁矿和毒砂的晶格结构，使微细粒金暴露出来，最后采用浸出工艺提金。矿石性质是制约选矿工艺的关键因素4-5，含金氧化矿通常采用重选、全泥氰化炭浆工艺或两种工艺的联合6 ，而原生矿通常先经过浮选富集后，然后通过浸出工艺提金。甘肃某金矿属于卡林型含锑难浸金矿，金的嵌布粒度细，大部分金被硫化物包裹，但有机碳和砷的含量低，采用浮选工艺回收金。为提高金的回收率，增加企业经济效益，对现场工艺流程与药剂制度进行了优化。针对甘肃某卡林型含锑难选金矿，本文在矿石性质研究的基础上进行了系统的浮选试验研究，取得了较好的分选效果。Table 1 Results of chemical multi-element analysis of the ore组分Aul)含量3.20组分MgO含量2.78组分Ni含量痕量注:1)单位为g/t,下同。金物相含量占有率矿物名称含量矿物名称含量有色金属（选矿部分）1矿石性质对矿石化学多元素进行了分析，分析结果见表1；通过化学分析、选择性溶矿手段分析矿石中金的物相，分析结果见表2；采用镜下鉴定、X射线衍射分析矿石中矿物组成，分析结果见表3。由表1可知，矿石中主要有价金属为Au，品位为3.2 0 g/t，锑可作为综合回收对象，而银、铅、锌、铜等有价金属含量太低，没有回收价值。由表2 可知，矿石中金主要被硫化物包裹，占8 0.51%，其次被氧化物包裹，占11.58%，单体金和连生金较少，只占4.2 4%。由表3可看出，矿石中主要矿物为石英和方解石、铁白云石，其次为绢云母、长石、黄铁矿及高岭石、伊利石等黏土矿物，此外还含有少量金红石、石、毒砂、磷灰石等矿物。含硫矿物主要为黄铁矿，少量毒砂。表1矿石化学多元素分析结果AglFe1.195.55K20Na202.300.12PAs0.140.29表2 矿石中金的化学物相分析结果Table 2Results of gold chemical phase analysis of the ore单体十连生金硫化物包裹金0.132.584.2480.51表3矿石中矿物种类及含量Table 3Mineral types and content of the ore金矿物黄铁矿微3.0高岭石、伊利石金红石、石5.60.82024年第4期/%SSb1.330.16MnoTiO20.120.58C总C有机3.040.17氧化物包裹金0.3711.58石英40.6毒砂0.4SiO250.67Pb痕量Ig11.86硅酸盐包裹金0.123.67方解石、铁白云石绢云母24.718.5炭质物、石墨其他0.21.0Al2O310.11Zn0.015Cao8.57Co痕量/%总金3.20100.0/%长石5.22024年第4期2试验方法通过颚式破碎机将矿石碎至一2 mm，将破碎后的物料混合、缩分，进行矿石性质分析，查明矿石中元素组成、矿物种类、金的物相等。试验主要针对磨矿细度、pH值、活化剂用量、捕收剂用量等参数进行优化，探索最佳的工艺条件，在最佳工艺参数条件下进行全流程的闭路试验。对尾矿中流失的金开展物相分析，并测定金在各粒级中的分布情况。3试验结果与讨论3.1磨矿细度试验为考察不同磨矿细度对浮选指标的影响，结合现场生产实践，固定碳酸钠用量为2 0 0 0 g/t,硫酸铜用量为2 0 0 g/t，丁基黄药和丁铵黑药用量为150、30g/t,起泡剂松醇油用量为50 g/t，选取磨矿细度一0.0 7 4mm占6 7%、7 6.9%、8 4.6%、8 9.6%四个条件，进行了磨矿细度试验，试验流程见图1，试验结果见图2。原矿磨矿细度(变量)3*NaCo,2 0003*CusO,2003*丁基黄药1501*松醇油50粗选6精矿图1磨矿细度试验流程Fig.1Flowsheet of grinding fineness tests1002019901817%/率外回变80F70605065Fig.2Results of grinding fineness tests由图2 可知，磨矿细度对粗选指标影响较大。随着磨矿细度的增加，粗精矿金品位急速上升然后快速下降，金回收率呈上升趋势后趋于稳定，当磨矿吴凯等：某卡林型金矿选矿试验研究细度为一0.0 7 4mm占8 4.6%时，粗精矿中金品位达到最大值。综合考虑，确定粗选磨矿细度为一0.0 7 4mm占8 4.6%。3.2碳酸钠用量试验为考察碳酸钠用量对浮选指标的影响，固定磨矿细度为一0.0 7 4mm占8 4.6%，硫酸铜用量为20g/t，丁基黄药和丁铵黑药用量分别为150、30g/t,起泡剂松醇油用量为50 g/t,选取碳酸钠用量分别为10 0 0、150 0、2 0 0 0、2 50 0 g/t四个条件进行了碳酸钠用量试验。试验流程同图1，试验结果见图3。由图3可知，碳酸钠用量对粗选金的回收率影响较大。随着碳酸钠用量增加，粗精矿金品位逐步提高，金回收率先下降然后升高达到最大值，为82.38%，继续增加碳酸钠用量，金回收率不再提高。综合考虑，碳酸钠的合适用量确定为2 0 0 0 g/t。842882F2680F24%/率回季药剂用量单位：g/t78搅拌、浮选时间单位：min下同丁铵黑药30尾矿金品位一金回收率7075磨矿细度(-0.0 7 4 mm)/%图2 磨矿细度试验结果:8722767472708001 000 1200 1400 1600 1 800 2 000 2 200 2 400 2 600图3碳酸钠用量试验结果Fig.3Results of Na,CO,dosage tests3.3石硫酸铜用量试验实践和研究表明，硫酸铜是含金硫化矿浮选有效的活化剂，硫酸铜附着在硫化物表面,增大矿物的可浮性，提高回收率7 。为考察硫酸铜用量对浮选指标的影响，固定磨矿细度一0.0 7 4mm16占8 4.6%，碳酸钠用量为2 0 0 0 g/t，丁基黄药和14丁铵黑药用量分别为150、30 g/t，起泡剂松醇油13用量为50 g/t，选取硫酸铜用量为0、150、2 0 0、12300g/t四个条件进行了硫酸铜用量试验，试验流11程同图1，试验结果见图4。由图4可知，当硫酸铜10808518金品位一金回收率碳酸钠用量/gt)90951614用量为0 2 0 0 g/t时，随着硫酸铜用量增加，粗精矿金品位、回收率逐渐提高。当硫酸铜用量为200g/t时，金品位、回收率达到最大值，分别为19.55g/t、8 9.7 1%。继续增加硫酸铜用量，金品位、回收率开始降低。综合考虑，确定硫酸铜的合适用量为2 0 0 g/t。889190898885848382815-50Fig.4JResults of CuSO,dosage tests3.4硝酸铅用量试验锑作为综合回收对象富集到精矿中。研究表明，硝酸铅是辉锑矿有效的活化剂，可以提高锑品位和回收率8 。为考察硝酸铅用量对浮选指标的影响，固定磨矿细度一0.0 7 4mm占8 4.6%，碳酸钠用量为2 0 0 0 g/t,硫酸铜用量为2 0 0 g/t，丁基黄药和丁铵黑药用量分别为150、30 g/t，起泡剂松醇油用量为50 g/t,选取硝酸铅用量分别为0、10 0、150、2 0 0 g/t四个条件进行了硝酸铅用量试验，试验流程同图1，试验结果见图5。由图5可知，9125902089(-1.a)/碧%/率外回变8887868584Fig.5Results of Pb(NO,)2 dosage tests产品名称精矿尾矿原矿有色金属（选矿部分）不添加硝酸铅时，粗精矿金的回收率最低，为2087.09%，随着硝酸铅用量的增加，金回收率呈先增19加后降低的趋势，当硝酸铅用量为150 g/t时，金回收率最高，达到9 0.2 1%。综合考虑，确定硝酸铅的182合适用量为150 g/t。3.5丁基黄药用量试验为考察丁基黄药用量对浮选指标的影响，固定一金品位磨矿细度为一0.0 7 4mm占8 4.6%，碳酸钠用量为人一金回收率1615050图4硫酸铜用量试验结果金品位一金回收率10图5硝酸铅用量试验结果Table 4Result of the locked-cycle tests产率6.3093.70100.02024年第4期2000g/t,硫酸铜用量2 0 0 g/t，丁铵黑药用量为30g/t,起泡剂松醇油用量为50 g/t，选取丁基黄药100150200250300350硫酸铜用量/gt)1510550100硝酸铅用量/gt)用量分别为50 10 0、150、2 0 0 g/t四个条件进行了丁基黄药用量试验。试验流程同图1，试验结果见图6。由图6 可知，随着丁基黄药用量增加，粗精矿金回收率呈现快速上升趋势后趋于平稳，金品位呈现先上升后下降趋势。当丁基黄药用量为10 0 g/t时，金品位最大，达到2 2.7 8 g/t。综合考虑，最终确定丁基黄药用量为10 0 g/t。8887%/率回变868550图6 丁基黄药用量试验结果Fig.6Results of butyl xanthate dosage tests3.6全流程闭路试验在条件试验基础上，采用一粗三精二扫、中矿循序返回工艺进行了全流程闭路试验。试验流程见150200表4闭路试验结果金品位146.140.293.20232221205一一金品位19一人釜回收率1100150丁基黄药用量/gt)图7,试验结果见表4。由表4可知，闭路试验获得了金品位46.14g/t、金回收率9 0.9 1%、尾矿金品位为0.2 9 g/t的金精矿。/%金回收率90.919.09100.0182002024年第4期吴凯等：某卡林型金矿选矿试验研究原矿磨矿Q-0.074mm占8 4.6%3*NaCo,20003*CuSO4 200Pb(NO,),1503丁基黄药10 0 丁铵黑药153*松醇油50粗选6精选15精选4893*CusO4 100Pb(NO,),753*丁基黄药 50丁铵黑药7.53*松醇油2 5扫选63*丁基黄药50 丁铵黑药7.53*松醇油2 5扫选6精选3尾矿精矿图7 闭路试验流程Fig.71Flowsheet of the locked-cycle tests3.6尾矿中金的化学物相分析对闭路尾矿进行了物相分析，分析结果见表5。由表5可知，尾矿中金主要以硅酸盐包裹金、硫化矿包裹金、单体及连生体金三种形式存在，其占有率分别为45.46%、33.33%、2 1.2 1%。与原矿中金的化学物相进行对比可知，尾矿中流失的金主要矿种名称单体及连生体金原矿4.24尾矿21.213.7尾矿粒度组成及金的分布为了查明尾矿中金在各粒级中的分布情况，进行了尾矿粒度筛析，筛析结果见表6。由表6 可知，Table 6 Results of grain size analysis and distribution of gold in the flotation tailings粒级/mm金分布率+0.07412.85-0.074+0.04417.53-0.044+0.02511.18-0.02558.44合计100.0以单体及连生体金和硫化物包裹金形式存在，占54.54%，理论上属于不合理流失，应该开展更详细的工艺矿物学研究，并根据结果进一步开展试验。由硅酸盐可浮性可知，硅酸盐中的包裹金无法通过浮选工艺回收，这部分金的回收可探讨尾矿细磨后采用氰化浸出工艺。表5尾矿中金的化学物相分析结果Table 5Results of gold chemical phase analysis of tailings硫化矿包裹金80.5133.33表6 尾矿粒度筛析试验结果产率金品位1）0.300.300.180.30/%氧化铁矿包裹金硅酸盐包裹金11.583.67045.46金的品位在各粒级中分布较均匀，为0.3g/t左右，其中一0.0 2 5mm粒级中金含量分布率高达60.07%，粒度过细，易氧化、密度小，比表面积大等/%12.8918.0115.0360.07100.0合计100.0100.090因素，很难通过浮选进一步回收。十0.0 7 4、一0.0 7 4十0.0 44mm粒级中金的分布率为30.9 0%，粒度较粗，可探讨采用重选的方法进行回收。4结论1)矿石中Au的品位为3.2 0 g/t，锑可作为综合回收对象，而其他金属含量太低，没有回收价值。金主要被硫化物包裹，占8 0.51%，其次被氧化物包裹，占11.58%，单体金和连生金较少，只占4.2 4%；矿石中主要矿物为石英和方解石、铁白云石，其次为绢云母、长石、黄铁矿及高岭石、伊利石等黏土矿物。含硫矿物主要为黄铁矿和少量毒砂。2)通过条件试验获得最佳工艺参数：磨矿细度一0.0 7 4mm占8 4.6%、碳酸钠用量2 0 0 0 g/t、硫酸铜用量2 0 0 g/t、硝酸铅用量150 g/t、丁基黄药用量150g/t。在条件试验和最佳药剂制度基础上，采用一粗三精二扫、中矿循序返回工艺进行了全流程闭路试验，获得了金品位46.14g/t、金回收率90.91%，尾矿金品位为0.2 9 g/t的金精矿。3)镜下鉴定表明，尾矿中金主要为硅酸盐包裹金，占45.46%；硫化矿包裹金占33.33%；单体及连生体金占2 1.2 1%。其中单体及连生体金和硫化物包裹金共占54.54%，理论上属于不合理流失，通过对比矿石与尾矿中金物相的占有率，可以看出，矿石中硫化矿包裹金回收效果很好。尾矿中十0.0 44mm粒级的金占30.9 0%，可探讨采用重选的工艺进行回收，一0.0 2 5mm粒级的金占6 0.0 7%，粒度过细，易氧化、密度小，比表面积大，很难通过浮选的方法进行回收。参考文献1石天宇，张覃.卡林型金矿工艺矿物学研究进展J.矿冶工程，2 0 14，34（增刊1351-353.SHI Tianyu,ZHANG Qin.Progress in processmineralogy of carlin-type gold ore JJ.Mining andMetallurgical Engineering,2014,34(Suppl.1):351-353.2孙忠梅，孙春宝，甘永刚.贵州某卡林型金矿浮选工艺研究J.矿产综合利用，2 0 14（5）：34-37.SUN Zhongmei,SUN Chunbao,GAN Yonggang.Studyon flotation technology on Karlin types gold ore in有色金属（选矿部分）Guizhou J.M u lt ip u r p o s e U t iliz a t io n o f M in e r a lResources,2014(5):34-37.3董再蒸，高鹏，张淑敏，等.甘肃早子沟金矿石工艺矿物学研究J.东北大学学报（自然科学版），2 0 17，38（5）：711-715.DONG Zaizheng,GAO Peng,ZHANG Shumin,et al.Process mineralogy of gold ore in Zaozigou Gold Mine,Gansu provinceJ.Journal of Northeastern University(Natural Science),2017,38(5):711-715.4何晋勇.广宁黄泥坑金矿金赋存状态及综合回收工艺.有色金属（选矿部分），2 0 2 2（1）：7-13.HE Jinyong.Study on gold occurrenceandcomprehensive recovery technology in Huangnikenggold mine,Guangning J.Nonferrous Metals(MineralProcessing Section),2022(1):7-13.5孙景敏，黄业豪，王守敬，等.小秦岭地区某含钨碲金矿工艺矿物学及综合利用试验研究.矿产保护与利用,2 0 18,38(4):7 4-7 8.SUN Jingmin,HUANG Yehao,WANG Shoujing,et al.Study on process mineralogy and comprehensive utilizationof gold-tungsten-tellurium ore in Xiaoqinling J.Conservation and Utilization of Mineral Resources,2018,38(4):74-78.6漆正文，梁景晖.湖北某地含金氧化矿提金试验研究.矿产综合利用，2 0 0 0（1）：10-13.QI Zhengwen,LIANG Jinghui.Studies on recovery ofgold from a gold-bearing oxidized ore in HubeiJJ.Multipurpose Utilization of Mineral Resources,2000(1):10-13.7王彩霞，张立征，姚凯.活化调整剂提高选金回收率的研究及应用J.有色金属（选矿部分），2 0 0 3（4）：32-33.WANG Caixia,ZHANG Lizheng,YAO Kai.Theresearch and applying of activation conditioning agentimprove gold saving JJ.Nonferrous Metals(MineralProcessing Section),2003(4):32-33.8我孙言鹏，叶树峰.某含锑复杂金矿选矿试验研究J.有色金属（选矿部分），2 0 17（2）：41-45.SUN Yanpeng,YE Shufeng.Flotation test of complexgold ore containing antimony JJ.Nonferrous Metals(Mineral Processing Section),2017(2):41-45.(本文编辑刘水红）2024年第4期