某矿为金、铜为主的多金属金矿床, 矿石中的铜、硫、砷含量较高。建有处理量为70吨/日的选矿厂, 采用单一优先浮选流程产出金铜精矿和硫精矿。1985年生产指标为:原矿品位金6.59克/吨、银108.7克/吨、铜1.66%, 金铜精矿中金回收率63.62%、银回收率60.68%, 铜回收率77.76%。

为了提高选厂金、银、铜的回收率, 就地产出部分成品金以利矿山资金周转, 并为选厂改扩建提供设计依据, 曾委托有关研究院所进行混合矿石的选矿试验研究。先后进行了浮选-氰化-浮选流程和全泥氰化-浮选流程的对比试验。原矿品位为:金5.6克/吨、银119.5克/吨、铜1.85%、沿0.38%、锌0.63%、硫25.84%。浮选-氰化-浮选流程的回收率(%)为:金78.33(其中成品金占24.64%)、银78.36、铜90.63。全泥氰化一浮选硫程的回收率(%)为:金72.65(其中成品金占50.65%)、银75.91、铜79.34。推荐浮选-氰化-浮选流程作为选厂改扩建的工艺流程, 原矿磨矿后优先浮选得金铜精矿, 铜尾再磨后氰化提金, 氰化尾渣经多段洗涤后浮选得硫精矿, 最终获得金铜精矿、成品金和硫精矿等三种产品。

该矿区周围为居民区、农田和养殖水面, 地下水位较高, 水系密集。为了减少环境污染, 寻求非氰提金方案, 我们对该矿送来的代表性试样进行了硫脲炭浸提金试验。试样的原矿品位为:金5.2克/吨、银96.6克/吨、铜1.72%、铅0.2%、锌0.47%、砷0.29%、硫26.7%。采用混合浮选-混精再磨硫脲炭浸提金-浸出尾浆铜硫分离浮选流程, 获得的回收率(%)为:金79(其中成品金占49%)、银65、铜86、硫81。与氰化提金方案比较, 不仅减少了环境污染, 而且可提高成品金的产出率, 获得较高的经济效益。本文拟对试验的有关问题进行小结, 以供讨论。

一、 试样性质

该矿为以金、铜为主的金、银、铜、铅、锌、硫多金属共生的中低温热液矿床, 矿床以▽号矿体为主, 矿石类型有硫化物型金矿石、玢岩型金矿石、白云质灰岩型金矿石、碎屑岩型金矿石及玢岩型次生金矿石等五种。代表性试样由矿山负责采取, 试样中各类型金矿石的配比为:硫化物型占54.63%, 玢岩型占34.33%、碎屑型占11.04%。试样的多元素分析结果列于表 1, 铜物相分析列于表 2, 砷物相分析列于表 3, 金粒度分析列于表 4。

试样中的金属矿物组成相当复杂, 金银矿物主要为自然金、银金矿、辉银矿、自然银, 其它金属矿物主要为黄铁矿、砷黝铜矿、黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿、闪锌矿、方铅矿等。脲石矿物主要为石英、绢云母、长石、方解石等。

金主要与硫化矿物连生, 其中与黄铁矿连生的约占40%以上, 与砷黝铜矿及黄铜矿连生的约占15%, 与其它铜矿物连生的约占10%, 与闪锌矿及方铅矿连生的约占20%, 与脲石连生的约占6%。

铜矿物主要为砷黝铜矿和黄铜矿, 因此, 浮选所得的金铜精矿中的砷含量较高。

金的嵌布粒度相当细, 86%以上的金粒小于0.037毫米, 因此, 欲使金粒解离或暴露需再磨作业。

有用矿物共生关系密切, 金主要与硫化矿物相关, 因此, 可在磨矿粒度较粗的条件下进行混合浮选, 丢弃相当数量的尾矿, 再磨时可节省可观的磨矿费用。

二、 试验方案

本试验任务是针对该矿特点, 寻求适合其矿石性质的合理的非氰提金方案及工艺条件, 为现厂改扩建提供可靠的技术依据。

该矿为以金铜为主的多金属难选金矿石, 影响氰化提金的铜、砷、硫等有害元素含量较高。处理该类型金矿石的较为成功的方法是预先除砷、铜, 然后进行氰化, 此法可获得较高的技术指标。可采用火法或湿法除砷, 然后用酸浸铜。低温弱氧化焙烧可使砷氧化挥发, 但将造成空气污染。湿法的热压氧化法可使砷铜转入溶液中, 但工艺要求高, 设备投资大, 含砷污水的处理及脱除杂质的工艺较复杂, 对小型矿山在经济上不利。因此, 该矿样采用预先除砷铜后氰化的工艺在技术和经济上均存在较大的困难。

若采用优先浮选金铜, 铜尾再磨后氰化产出成品金, 氰尾浮硫的方案, 将产生由于金的分配问题使铜浮选作业较难控制, 同时由于氰化与硫浮选的介质要求不同和氰化污水对黄铁矿的抑制作用, 将造成氰化对金的回收率低, 氰尾的固液分离和洗涤工艺及浮硫作业复杂化等一系列问题。

我们进行了多年的硫脲浸金的试验研究工作, 结合前人的研究成果, 认为硫脲酸性液浸出金银的速度高, 毒性小, 易再生, 原料中的铜、砷、锑、碳等组分对硫脲浸金的有害影响小。试验表明, 硫脲浸金的浸出率主要与介质PH值、介质的氧化还原特性、硫脲用量、矿物组成、金粒大小、浸出温度, 浸出时间及浸出工艺等因素有关, 同时发现硫脲一步法提金可达到强化浸出过程, 提高浸出率和简化固液分离等多种目的。参照有关单位对该矿的混合试样进行的氰化试验结果, 结合该矿的矿石性质及矿区特点, 本次试验拟采用混合浮选-混精再磨硫脲炭浸提金-浸出尾浆铜硫分离浮选流程与混合浮选-混精铜硫分离浮选-硫精再磨硫脲炭浸提金流程进行对比试验。

混合浮选时将绝大部分有用组分(约90%以上)选入混合精矿中, 丢弃产率约40%的尾矿。混合精矿直接铜硫分离浮选或再磨后进行硫脲炭浸提金, 可大大降低磨矿费用。铜硫直接分离浮选可保证金铜精矿中有较高的铜回收率和金回收率, 并可获得质量高的硫精矿。若混合精矿再磨后进行硫脲炭浸提金, 可获得较高的成品金产率, 同时由于硫探浸金对铜的浸出率低, 硫脲浸金在弱酸介质中进行, 有利于清洗矿物表面和脱除混合精矿表面的油药罩盖, 有利于浸出尾浆的铜硫分离浮选, 可保证金铜精矿中有较高的铜回收率和金回收率, 同时可得高质量的硫精矿。

上述两种硫脲提金方案均产出金铜精矿、成品金和硫精矿三种产品, 但成品金的产率差异较大, 且金铜精矿中的砷含量较高。

硫脲炭浸提金流程与不预先除砷的氰化提金流程比较, 具有工艺流程短、易操作、工艺技术指标较高和污染小等一系列优点。

三、 试验结果 (一) 混合浮选-混精硫脲炭浸提金 1. 混合浮选

进行了混合浮选介质PH值, 捕收剂类型及配比等条件调优试验。混合浮选试验流程及药方如图 1所示, 浮选指标列于表 5。

从表 5可知, 混合浮选时在较粗的磨矿粒度条件下, 可丢弃40%以上的尾矿, 可使90%以上的金、银、铜、硫等有用组分进入混合精矿中。混合浮选流程和药方均很简单, 经一次粗选, 二次扫选可将有用组分基本浮净。

2. 混合精矿硫脲炭浸提金

进行了再磨粒度、炭浸PH值、介质调整、硫脲用量、炭浸时炭的浓度、炭浸时间等条件调优试验。试验时的固定条件为:硫酸36公斤/吨(PH=2.0)、硫脲5公斤/吨、活性炭10公斤/吨、炭浸时间3小时, 液固比1.5:1。试验流程和试验结果如图 2、图 3和表 6、表 7所示。

从上述结果可知, 混合精矿不预先除铜砷, 直接再磨后进行硫探炭浸提金可获得占原矿金量为49%左右的成品金, 提金工艺简单易行, 硫脲浸金对铜的浸出率相当低, 可保证浸出尾浆铜硫分离浮选时铜有较高的回收率。

(二) 混合浮选-混精铜硫分离浮选一硫精再磨硫脲炭浸提金 1. 混合浮选-混精铜硫分离浮选

试验流程和药方如图 4所示, 试验结果列于表 8中。

从表 5及表 8对比中可知, 混合浮选时增加一次扫选, 金、铜的回收率可分别提高2%, 尾矿中金的含量可降至1克/吨。

混合精矿铜硫分离浮选时仅用9公斤/吨石灰抑硫浮铜可得满意指标, 金铜精矿中金的回收率达71.22%, 铜的回收率达86.32%, 铜的品位达11.9%。

2. 硫精矿再磨后硫脲炭浸提金

硫精矿再磨后硫脲炭浸提金流程与混合精矿的硫脲炭浸提金流程相同, 试验固定条件为:液固比为1.5:1, 硫酸36公斤/吨、硫脲5公斤/吨、活性炭10公斤/吨, 硫脲炭浸3小时。试验结果列于图 5、及表 9、表 10中。

硫精矿再磨后硫脲炭浸提金可产出占原矿金量为7.86%的成品金, 浸渣硫精矿中的金含量可降至1.35克/吨, 与金铜精矿中回收的金合计, 金的总回收率可达79%。

产品多元素分析结果列于表 11。

硫脲炭浸提金时的原材料消耗列于表 12。

四、 结语

1.某矿为以金铜为主的难选多金属矿石, 金、铜、硫含量较高, 且含一定量的砷, 若选厂只产出金铜精矿和硫精矿, 宜采用混合浮选-混精铜硫分离浮选流程, 混合浮选时可在75%-200目的磨矿粒度下丢弃产率约40%的尾矿, 混合精矿中金、银、铜、硫的回收率均大于92%。混精铜硫分离浮选时, 金铜精矿中金的回收率大于71%, 银的回收率大于65%, 铜回收率大于87%, 均比优先浮选流程高, 金银回收率均可提高5%, 铜的回收率可提高10%。

2.若要求就地产出部分成品金时, 可采用混精再磨硫脲炭浸提金流程, 可产出占原矿金量49%的成品金。

3.混合精矿直接分离浮选得的硫精矿中的金含量为2.2克/吨, 金占有率为20:96%。硫精矿再磨硫脲炭浸提金可产出占原矿金量7.86%的成品金, 浸渣硫精矿中的金含量可降至1.35克/吨, 金占有率为12.86%。与金铜精矿中的金合计, 金的总回收率可达79%。

4.混合精矿铜硫分离时, 金铜精矿中银的回收率仅65%, 硫精矿中银的占有率仍高达26%, 有待进一步提高银的浮选指标。

参考文献略