江西有色金属  1994, Vol. 8 Issue (2): 21-29
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我国有色金属矿山伴生金银选矿技术进展[PDF全文]
王雅富     
大冶有色金属公司, 黄石 435005
摘要:我国有色金属矿山伴生金银选矿工艺技术进展较快, 各矿山分别采取了提高和控制磨矿细度、合理选择矿浆酸碱度、改进选矿工艺、改进浮选药剂制度、推广应用新药剂等, 提高了金银选矿回收率; 对复杂多金属矿伴生金银选矿研究和从废渣与尾矿中综合回收金银研究, 也取得了可喜进展, 扩大了回收金银的范围。
关键词伴生金银选矿    磨矿细度    矿浆酸碱度    混合用药    复杂多金属矿    黄铁矿烧渣    
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近几年来, 有色矿山大力开展了伴生金银选矿科研工作, 以伴生金银工艺矿物学研究为先导, 对选矿生产工艺过程中金银矿物的分布、走向及损失状态进行考察。在此基础上进行了选矿工艺、浮选药剂、浮选设备等广泛研究, 使伴生金银选矿生产技术水平不断提高。一批批选矿科技成果应用于生产实践, 转化为生产力, 从而推动了有色矿山伴生金银选矿生产的迅速发展, 提高了伴生金银的选矿回收率。

伴生金的选矿回收率, 不少矿山由50% ~55%提高到60%以上, 如德兴铜矿1990年的生产统计, 金的选矿回收率提高到63.44%, 铜绿山铜矿提高到65.41%, 胡家峪和蓖子沟铜矿都达到60%以上, 金口岭铜矿和赤马山铜矿提高到70%以上。通过几年的努力, 伴生银的选矿回收率也有较大提高, 重点产银矿山银的选矿回收率由60%提高到70%以上。如凡口铅锌矿把科技成果用于生产实践, 白银回收率从技改前的66.2%提高到73.72%, 又进行新工艺研究, 工业试验后转入生产, 使白银回收率提高到88.13 %。这表明了我国伴生金银选矿工艺技术的新进展, 也标志着我国伴生金银选矿工艺技术和生产达到了一个新的水平。

1 开展并加强了伴生金银工艺矿物学的研究工作

近年来, 科研院所与矿山合作开展伴生金银工艺矿物学研究, 取得了可喜的成果, 已为提取金银的各项选矿工艺技术研究及生产技术改进提供了有利条件和科学依据, 从而促进了有色矿山伴生金银选矿研究和生产。

德兴、永平、红透山、弋阳、四家湾、凡口、青城子、八家子、西林、大井、锡铁山、天台、银山、大尖山等铜、铅锌矿山以及铜陵、大冶、白银、中条山有色金属公司所属矿山, 都先后开展并加强了这项研究工作。

从我国有色矿山伴生金银工艺矿物学研究成果中不难看出, 尽管各矿山的矿石性质不同, 但仍有许多共同之处, 诸如金银的载体矿物主要是铜矿物和铅矿物; 绝大多数矿石中的金银矿物嵌布粒度细小; 对浮选药剂的敏感性相似; 矿浆酸碱度对金银矿物可浮性影响也有相同之处等等。从而告诉人们对伴生金银的综合回收和提高选矿回收率, 主要依据伴生金银的工艺特性及赋存状态的共性和各自的特性等, 在研究制定工艺流程和选择工艺条件时, 就可以采取相适应的技术措施, 达到预期的效果。

2 开展对选矿生产工艺过程金银的查定工作

选矿生产工艺过程中金银查定工作是指导生产实践最直接方法之一, 考察金银在选矿过程中的走向、分布及损失状态, 为选矿科研和生产技术改进提供指导方向。

中国有色金属工业长沙公司对湖南省内矿山积极开展选矿流程查定工作, 为全省有色矿山进一步提高白银选矿回收率创造了条件。

永平铜矿对银在选矿过程中的分布考察结果表明, 银矿物嵌布粒度细小, 与黄铜矿共生的被选入铜精矿中, 而与黄铁矿共生的则进入硫精矿中。为r提高金银回收率, 选择合理磨矿细度, 在混合浮选作业中最大限度地降低尾矿中含硫; 在分离浮选作业则在保证铜精矿质量的前提下, 使一部分黄铁矿进入铜精矿中, 以提高金银的选矿回收率。

丰山铜矿对选矿工艺过程中金银分布特征查定, 原矿石中金银粒度普遍细小, 金在铜精矿中回收率较低, 仅为35.35%~ 52.71%, 在硫精矿中11.48%, 其余损失于尾矿之中, 主要与脉石矿物连生。通过查定, 采取提高磨矿细度的措施, 使选矿生产中金银回收率有明显提高。

弋阳铜矿原生产工艺粗选作业银回收率只有44.85%, 其中+0.15mm粒级的回收率仅达到12.53%, -0.15%+0.105mm粒级的回收率为26.20%, 可见在粗粒级中的银矿物未得到较好回收, 损失于尾矿之中。在选矿工艺改进之后, 磨矿细度提高到-0.074mm占60%~65%时, 使尾矿中银的损失减少13%以上。

琅琊山铜矿选矿生产流程查定, 金在尾矿中的损失达40%, 在精选作业尾矿中金的损失绝大部分在粗粒级中。主要原因是由于石灰用量大, 矿浆pH值达12以上。采取降低pH值和混合用药, 强化浮选作业, 提高了金的回收率。

八家子铅锌矿选矿产品银矿物状态查定, 原矿石中银矿物为细粒嵌布, 粒度在0.056~0.01mm之间。选矿产品中银的分布情况是, 硫精矿中单体银矿物占53.26 %, 连生体银占46.74%, 硫精矿中含银达145g/t, 是银流失的主要去向。在最终尾矿中银的损失率为24.89%, 其中连生体银占75.11%, 这说明银矿物单体解离度不够, 致使银流失于尾矿中。通过采取改革磨矿工艺, 提高磨矿细度同时减少过磨, 使细粒嵌布的矿物得到较充分的单体解离, 从而提高了铜、铅、硫、银的选矿回收率。

3 改革磨矿工艺提高磨矿细度

选矿厂的磨矿细度普遍偏粗, 影响了分选作业指标, 特别是矿石中伴生金银矿物嵌布粒度一般复杂细小, 致使金银得不到充分地、有效地回收。在以往的研究和生产实践中只考虑主要矿物的磨矿细度, 而很少或者基本不考虑伴生金银矿物, 因此, 对磨矿工艺的研究, 选择合理的磨矿细度研究就显得更为重要。

确定合理的磨矿细度, 一个重要依据就是根据矿物的结晶粒度, 赋存特征, 和有用矿物单体解离度。在铜和铅锌矿石中的伴生金银矿物一般比铜铅锌矿物结晶粒度小得多, 在同一种矿石中铜铅锌矿物结晶粒度远远大于金银矿物, 因此在选铜、铅、锌硫化矿物时, 为最大限度综合回收金银, 提高磨矿细度往往是奏效的。但大量试验研究与生产实践表明, 嵌布于铜、铅、锌矿物中的金银矿物, 不论其粒度粗细, 主要依赖于载体矿物而进入泡沫产品。所以金银的载体矿物的单位解离程度不仅决定主产品的回收率, 也是伴生金银矿物得以回收的关键。赋存于脉石矿物中的金银不论其粒度大小, 均需解离出来才能得到回收。

对银的工艺矿物学研究表明, 银矿物以独立矿物形式存在常有三种赋存状态, 即细-显微粒度的银矿物包裹体; 银与硫化物共结晶; 银进入载体矿物晶格。银矿物嵌布粒度若是不太细, 磨矿能使其部分单体解离, 而大部分矿山银矿物粒度细小, 难以解离或暴露。

伴生金矿物中自然金以间隙金、裂隙金弋嵌布于载体矿物中, 适当磨矿就可解离, 若以包裹金存在, 其粒度细小难以单体解离。因此, 适当提高磨矿细度, 对于伴生金银的有效回收至关重要。

德兴铜矿是我国大型斑岩铜矿, 采用阶段磨矿阶段浮选流程, 多年生产实践证明, 这种工艺是合理的。然而由于一段粗磨矿浮选作业丢弃大量尾矿使金银流失严重, 因为金在脉石矿物中的占有率达47.58%, 而且金的嵌布粒度细小, 很容易损失于一段选别作业尾矿中。为此重点考察了磨矿细度对金、铜、硫回收率的影响, 结果表明磨矿细度对回收率的影响十分明显, 故采取改善磨矿作业, 降低溢流中的+176μm粒级含量的措施。先后进行了采用水力旋流器代替螺旋分级机, 提高磨矿细度和浓度, 并用搅拌力强的大型浮选机等强化措施。1990年黄金选矿回收率达到63.44%, 创建矿生产以来最好水平。

铜官山铜矿在采取提高磨矿细度的同时采用新药剂等措施, 金的回收率由46.29%提高到53.50%, 提高了7.21%。

李家湾铜矿提高磨矿细度由一74μm含量占57%提高到65%, 同时采取混合使用捕收剂, 使金银回收率分别提高5.40%和7.82%.

永平铜矿在改进浮选工艺同时采取中矿再磨的措施, 铜和银的回收率分别提高1.45 %和5.67%。

万年银金矿采用一段棒磨、分级返砂球磨的两段磨矿、一段分级作业的磨矿工艺, 磨矿细度一74μm含量占70%, 中矿采用水力旋流器预先分级实行再磨, 金银回收率分别提高12.18%和8.84%。

西林铅锌矿改进磨矿工艺, 强化磨矿作业, 采用水力旋流器控制分级, 提高一段磨矿回路的返砂量。磨矿细度一74μm含量由原来的低于80%提高到85%, 铅精矿中银的回收率由73.18%提高到81.13%, 铅和锌的回收率也分别提高了3.69%和1.36%.

4 改革选矿工艺提高分选效果

近年来, 许多有色金属矿山都认识到了改革选矿工艺和改进流程结构的重要性。诸如, 针对欲选矿物的工艺特性采用混合浮选、优先浮选、半混合半优先浮选等工艺。目的是尽快尽早地分选出易浮的金银矿物和金银载体矿物;或者根据各种多金属矿物的可浮性特点, 采取异步混合浮选、分步浮选、等可浮浮选及分支串流浮选等新工艺, 均获得明显效果。

铜绿山铜矿最早试验与应用优先选金工艺, 该工艺实质上是优先浮选硫化铜矿物, 提高了金银回收率。经生产实践证明, 在原矿石含金1.5~2g/t时, 优先选出含金130 g/t的金铜精矿, 使金的总选矿回收率达到80%以上, 但由于原矿性质变化和金品位波动, 选金指标亦有波动。多年生产实践比较, 金选矿回收率可提高5%~8%, 投产第一年就增产黄金50多kg。

石头咀铜矿采用优先选金工艺, 同时使用抑制铁质矿泥新药剂——104药剂和使用活化铜矿物新药剂——101药剂, 以及提高磨矿细度, 降低矿浆浓度等技术改进措施, 使难选氧化铜铁矿石的金铜回收率及铜精矿品位有较大幅度提高, 金铜回收率分别提高18.23%和4.53%。

永平铜矿采用分步优先浮选工艺, 铜银选矿回收率分别提高2.37%和2.59%。

大井银铜矿改进流程, 将一次精选尾矿和一次扫选泡沫产品返回磨矿, 粗精矿分速精选等, 铜银回收率分别提高8.18%和8.61%。

凡口、浑江、小铁山等铅锌矿山, 采用异步混合浮选工艺均获得满意的选矿指标。凡口铅锌矿采用铅锌异步混合浮选工艺后, 生产的铅锌混合精矿, 品位达到54.5%~ 55.5%, 较以往只能生产40%~43%品位的混合精矿前进了一大步。铅回收率达到89.04%, 锌回收率达到94%以上, 银回收率达到88.19%.

江永铅锌矿采用等可浮工艺, 在铅精矿中银回收率达到62.5%, 在锌精矿中为9.57 %, 两者合计银的总回收率达到72.07%.

水口山铅锌矿采用两段磨矿分支串流浮选新工艺, 不仅提高了铅锌选矿回收率和产品质量, 降低药耗, 使银选矿回收率提高了7.65%。经继续深入研究和改进, 采取分段调浆分步串联分速浮选工艺, 金银回收率分别提高2.8%和5.06%.

5 选择和控制适合金银浮选的矿浆酸碱度

金银矿物浮选较适宜的矿浆酸碱度为中性或弱酸性与弱碱性。在以往的生产实践中只注重主金属矿物(如铜、铅、锌等)的浮选条件, 特别是矿浆pH值。有些选矿厂在浮选过程添加大量石灰, 在高碱度矿浆中浮选, 十分不利于金银回收。

黄沙坪铅锌矿, 银矿物浮选对石灰极为敏感, 石灰用量由0增至1000g/t(矿浆pH值由6.4至7.9)时, 银回收率由76%下降到71%, 当石灰用量增加到2000g/t(矿浆pH为8.7)时, 银回收率只有39%。采取严格控制石灰用量, 选择适宜的矿浆pH值, 提高了银的选矿回收率。

西林铅锌矿的试验表明, 石灰对银矿物有明显抑制作用, 若提高银回收率必须严格控制石灰用量。由于加少量石灰时对铅锌浮选有利, 但又很难控制添加量, 故采取在铅优先浮选时不加石灰, 为银矿物浮游创造良好介质条件, 以利银矿物上浮, 从而提高了银在铅精矿中的回收率, 由73.18%提高到81.13%。

柴山铅锌选矿厂在优先浮选铅时, 采取不加石灰, 利用矿浆自然pH值, 铅一段粗选作业pH为7, 二段粗选作业pH为8。其特点是利用细粒单体银矿物和方铅矿表面的天然疏水性质, 在避免受抑制状态下首先浮出, 提高了银在铅精矿中的回收率, 由52.75%提高到67.87%。

四家湾金铜矿原生产工艺条件是在球磨机中添加大量石灰。一般矿浆pH值在10~ 11。采取少加石灰的措施, 把矿浆pH值控制在8~9, 金银铜选矿回收率分别提高30 %、15%和10%.

二道岔金矿在金铜浮选作业中采取减少石灰用量, 由6000g/t减少到3000g/t, 矿浆pH值由13降到11, 同时采用BK-301捕收剂, 使金和铜的回收率分别提高7.45%和5.74%.

此外, 狮子山、风凰山、大姚、琅琊山等铜矿分别采取降低和严格控制矿浆pH值, 工业试验或生产实践都表明, 均明显地提高了金银选矿回收率。

6 改革浮选药剂制度强化浮选过程

科研和生产实践证明, 采用黑药和黄药类捕收剂混合使用, 一部分黑药提前加入球磨机是提高伴生金银回收率行之有效的措施。

黑药类捕收剂对金银及铜铅等矿物具有选择性捕收作用, 它与黄药混合使用, 可使不均匀矿物表面吸附的药剂比较致密, 有利于矿物表面迅速形成疏水层而与之稳定吸着。据资料介绍, 丁基黄药在起泡剂的作用下, 产生干泡沫, 对细粒的夹带作用较弱; 丁基铵黑药则能产生水含量较高的泡沫, 由于脱水作用, 使细粒矿物以机械夹带的形式附着于气泡。两种捕收剂混合使用, 可使粗细粒金银矿物均得以回收。丁基铵黑药作用时间较长, 科研与生产实践证明, 一部分用量加入球磨机中, 可增长作用时间, 在浮选过程产生丰满的矿化泡沫, 从而改善选别效果。

选择合适的矿浆调整剂、抑制剂、活化剂等也是很重要的措施; 采取分段和多段加药等措施也会起到有益作用。所以不断研究与改革浮选药剂制度。强化浮选过程, 可提高金银选矿回收率。

德兴铜矿采用多异丙苯焦油与丁基钱黑药混合捕收剂配合工艺改革, 提高了金回收率, 1990年生产指标, 金回收率达到63.44%的最好水平。

铜绿山、丰山、狮子山、武山等铜矿, 先后采用丁基铵黑药与丁基黄药混合使用, 均提高了金银选矿回收率。如狮子山铜矿金回收率由58.66%提高到69.56%;武山铜矿金银回收率分别提高6.23%和4.17%。

大姚铜矿气选厂采用丁基铵黑药、乙基黄药和丁基黄药三种捕收剂混合使用, 银回收率提高3.12%。

弋阳铜矿采取在球磨机中添加丁基铵黑药, 以适应银黝铜矿浮游速度慢的特点, 来延长其作用时间, 并起到预先保护金银矿物不受抑制的作用, 提高了金银选矿回收率。

西林铅锌矿采用苯胺黑药、丁基铵黑药和丁基黄药混合捕收剂, 银铅粗选作业采取分段加药, 并控制加药量和减少用量以及调整混合捕收剂的配比等, 铅银选矿回收率分别由88.81%和64.19%, 提高到94.31%和78.30%。

桥口铅锌矿采用25号黑药与乙基黄药混合捕收剂, 抑制剂的添加地点由原来加在二次铅扫选作业改为加二次粗选作业, 同时增加分选作业的抑制剂用量和锌浮选作业硫酸铜用量, 强化对银矿物的捕收作用, 银回收率提高11.1%。

黄山岭铅锌矿在铜铅混合浮选作业中采用亚硫酸钠取代氛化钾, 用丁基钱黑药取代25号黑药, 提高了混合浮选作业回收率, 铜回收率由52.57%提高到82.63%, 银回收率由78.93%提高到86.26%.

锡铁山铅锌矿采用25号黑药与苯铵黑药混合捕收剂浮选铅, 用柴油与丁基黄药混合使用浮选锌。使铅锌银选矿回收率分别达到89.29%、83.91%和79.77%。

八家子铅锌矿采用乙硫氮、丁基铵黑药和31号黑药混合捕收剂, 银选矿回收率达到70%以上的较好指标。

桂阳铅锌矿改进药剂制度, 应用丁基铵黑药, 使用亚硫酸钠同时改变硫酸铜的添加方式, 完全取消氰化物, 实现无氛浮选, 使铅银回收率分别提高4%和8%。

柴山铅锌选矿厂, 1989年开始应用丁基铵黑药使银的回收率有所提高, 1991年应用丁基铵黑药同时采取少量石灰乳与碳酸钠调整矿浆pH值至7.5~8, 并减少氰化物用量(由60g/t降至40g/t), 提高了铅银回收率; 又通过调整组合药剂配方, 如硫酸锌:氰化钠二2.5:1改为5:1, 丁基按黑药与黄药配比控制在3:1, 在扫选作业改加丁基铵黑药为黄药, 使银在铅精矿中的富集品位和回收率分别达到1853g/t和72.40%, 比以前提高123g/t和7.81%。1992年又通过混合用药, 继续减少氰化物用量, 银在铅精矿中的回收率达77.06%, 比上年又提高4.66%。

7 推广应用浮选新药剂

目前国内研制的金银浮选新药剂有P系列药剂, BK-301药剂, XF-3捕收起泡剂和201号起泡剂等。它们在一些选矿厂与其他浮选药剂配合使用, 工业试验与生产应用表明, 提高了金银选矿回收率。

P系列新型浮选剂其代表产品有P-10和P-60。它是以石油产品为原料加工而制成的, 呈浅棕色油状液体的含硫多组分混合物.是一种具有实用价值的金银浮选新药剂。

铜绿山铜矿采用P-60新药剂在浮选难选氧化铜矿、易选氧化铜矿和硫化铜矿工艺中在其他条件不改变的情况下, 提高了金在铜精矿中的回收率, 三种类型矿石浮选金的回收率分别提高2.71%、3.64%和3.96%.凤凰山铜矿采用P-60新药剂与丁基馁黑药配合使用, 铜精矿中银的回收率提高7.78 %。

BK-301捕收剂是以酯类和烷基磷酸盐为主成分的硫化矿物复合捕收剂, 选择性好, 泡沫容易控制, 性能稳定, 是一种较有前途的硫化矿物新型捕收剂。

铜官山铜矿采用BK-301与丁基铵黑药混合使用, 铜精矿中金回收率由46.29%提高到53.50%。天马山含金硫化矿采用BK-301药剂浮选要比使用丁基铵黑药浮选, 金精矿品位从29.06g/t提高到34.18g/t, 铜回收率提高4.51%。新桥硫化铁矿在铜浮选工艺中应用BK-301和丁基铵黑药混合使用, 使铜金银回收率分别提高11.03%、11.79%和14.10%。

德兴铜矿采用201号起泡剂, XF-3捕收起泡剂以及与丁基铵黑药混合使用, 提高了金在铜精矿中的回收率。

8 更新改造浮选设备强化浮选过程

铜绿山铜矿在80年代初期对三个浮选系统的162台5A浮选机更新改造, 改造后的生产黄金产量得到较大提高。1986年又选用JJF-16型浮选机更换一部分旧浮选机, 金银在铜精矿中的富集品位明显提高, 金银回收率逐年上升, 1990年金银回收率分别达到了65.41%和64.68%的最好水平。

半山铜矿原生产全部采用浮选柱, 后来选用XJC-4型充气机械搅拌式浮选机更换全部浮选桂, 1989年又选用SF-1.2型浮选机作精选和铜硫分离浮选设备, 铜浮选指标获得大幅度提高, 铜精矿品位提高12.28%, 回收率提高4.65%;铜精矿中金银品位分别由5.03g/t和117.63g/t, 提高到11.29g/t和236.39g/t; 金银选矿回收率由48.55%和56.56%提高到56%和70%。

赤马山铜矿1988年选用JJF-4型浮选机更换全部浮选柱, 1989年投产使用, 铜精矿品位由25.32%提高到28.59%, 铜回收率由90.42%提高到92.79%, 铜精矿中含金品位由7.26g/t提高到10.12g/t; 金回收率由65.41%提高到68.77%, 1990年生产实际, 金银选矿回收率分别达到了77.82%和76.37%。

西林铅锌矿和桓仁铜锌矿分别采用了新型SF-8型和JJF-8型浮选机联合机组和采用SF-4型浮选机组更新旧浮选设备后都提高了银选矿回收率。如桓仁铜锌矿银回收率提高20%左右。

9 复杂多金属矿石伴生金银选矿进展

近年来, 复杂多金属矿石伴生金银选矿工艺技术研究取得明显进展, 为综合回收金银提高金银综合回收率取得较好效果。

一般多金属矿石采用单一浮选方法可以有效地回收金银, 但复杂多金属矿石就需要采取多种工艺联合的方法处理才能奏效。

江永铅锌矿为复杂多金属硫化矿床, 原矿品位:铅1.82%、锌6.02%、硫26%、银160g/t。1985年投产以来生产指标不够理想, 特别是银的选矿回收率一直徘徊在35%~ 45%之间, 采取改革工艺流程, 银回收率提高到70%。

锡铁山铅锌矿采用预先选硫-洗矿-硫化浮选工艺, 氧化铅及伴生金银浮选得到改善。该工艺中洗矿作业是一个重要环节, 预先选硫化矿物, 最大限度地降低了硫精矿中的铅和金银损失。铅精矿品位达到48.36%, 铅金银选矿回收率分别为84.37%、41.34%和64.42%。

栖霞山铅锌矿矿石中含硫较高, 硫精矿产率达35%~40%, 含银130g/t。改革浮选工艺, 先得出一部分混合精矿, 再与分离浮选配合的方案, 结果使硫精矿中含银大幅度降低, 银选矿回收率提高8%。

大井银铜矿是以铜银锡为主的多金属矿, 原矿品位:铜1.79%、银115.8g/t、锡0.54%, 采用浮选-重选联合工艺流程, 银铜精矿含铜24.14%, 银1291.lg/t, 铜银选矿回收率分别为91.82%和75.31%.

建德铜矿的2号矿体是一种难选的铜锌硫多金属矿床, 伴生银品位为90~100g/t、金品位为0.3~0.4g/t。采用了铜、锌、硫优先浮选流程和使用选择性较强的组合捕收剂。试验结果为铜精矿含铜26.52%、金2.4 g/t、银634g/t, 回收率分别达到96.20%、71, 45%和82.15%的较好指标。

南京银铅锌矿为一富含银高硫型铅锌矿床, 原矿床含银180g/t。生产指标, 银回收率只有50%, 硫精矿中含银很高。采取硫精矿再磨再选工艺, 银选矿回收率提高8%~ 10%。但在硫精矿焙烧后的烧渣中含银还约有500g/t, 还含有黄金, 有待进一步研究回收金银的措施。

多金属矿石浮选困难较大, 金银回收率低, 因为多金属矿石中普遍含有黄铁矿, 分选出的硫精矿中大多含有金银, 有的矿山硫精矿中金银含量还很高, 造成金银的损失, 仍需深入研究, 解决金银回收问题。

10 含砷多金属矿伴生金银分选工艺进展

我国含砷多金属矿石种类很多, 储量较大, 也是黄金生产企业的重要的矿源之一。由于该类型矿石中伴生金银矿物的嵌布粒度细小, 金多以显微金或次显微金状态赋存于砷黄铁矿、黄铁矿和其他硫化矿物中, 故属难处理的矿石。对伴生金银分选和回收工艺, 常用浮选法分选出金砷硫等混合精矿, 再用化学选矿方法提金, 其中多采用浮选一氧化焙烧-浸出工艺方法处理。近年来, 对这类矿石分选金银工艺的应用研究较多, 在分选工艺技术上已取得很大进展。

陕西银铅多金属矿原矿含砷0.32%、铅3.99%、银62g/t、硫5.08%、铜0.05%.仅用常规浮选法不易分离银砷矿物, 采用三氯化铁浸出, 可取得满意指标, 银浸出率大于95%, 铅浸出率大于99%。

平江黄金洞杨山庄矿区, 该矿石为低硫低金含砷矿石, 原矿含金4.36g/t、砷0.5 %、硫0.37%, 采用金砷混合浮选, 使用丁基铵黑药与丁基黄药混合捕收剂, 分选出金砷精矿, 金品位93.23g/t, 含砷11.29%, 回收率金83.16%、砷84%, 再用化学选矿方法除砷提取黄金。

北京有色金属研究总院对高砷硫银多金属矿石分选工艺进行了研究, 矿石为以金银为主的铜铅锌硫砷多金属矿。原矿品位:银677g/t、金2.1g/t、铅5.5%、锌7.2%, 硫27.5%、砷12.9%。采取用优先浮选工艺, 利用矿物的天然可浮性差异, 选择适当的药剂以强化, 在保证金银回收率的前提下分选获得银铜精矿、银铅精矿、银锌精矿和金硫精矿。银总回收率达到93.56%, 金总回收率为91.42%。

宝山铅锌银矿为高砷银铅锌矿床。原矿品位:铅6.24%、锌7.83%、硫20.11%、砷3.03%、银303.6lg/t。采用混合捕收剂优先选铅、再混合浮选锌硫和分离浮选工艺。在铅精矿中含银2153.19g/t, 回收率67.32 %; 锌精矿中含银181.2g/t, 回收率11.86 %; 银在硫精矿中损失率为8.93%, 在尾矿中损失11.89%。铅精矿中含砷降到0.55 %, 锌精矿中含砷0.32%。

天马山矿为高砷高金矿石, ‘原矿品位:砷4.79%, 硫33.6%, 金10g/t。采用浮选-磁选-浮选-焙烧-氰化浸出联合工艺, 浮选金精矿中金回收率59.66%, 浸出贵液中金回收率为23.66%, 获得较好的分选指标。

大井银铜矿对砷硫精矿中含银铜的回收工艺研究, 采用焙烧-氯化浸出-置换-中和水解再生氯化钙的工艺, 从含银327.5g/t、铜2.15%的砷硫精矿至银泥, 银回收率为71.2%;自砷硫精矿至铜泥, 铜回收率为84.66%。

中国科学院微生物研究所, 采取细菌氧化处理高砷金精矿研究, 原料主要含金48.3 g/t、砷12.31%、硫24.09%、铁28.8%。微生物用氧化亚铁硫杆菌。细菌氧化脱砷和氰化浸金试验结果表明, 金浸出率高达95 %。微生物在金银选冶领域的应用研究, 取得可喜的技术成果, 展示它有广阔的前景。

11 从黄铁矿烧渣中综合回收金银

我国年产硫精矿量约750~800万t, 居世界前列。其中含金银的黄铁矿烧渣占有很大比重, 平均含金0.5~1.5g/t、含银6~30 g/t。在这些烧渣中的铜、金、银等有用金属一直未能综合回收。据湖南省对有色金属矿山考察, 在硫精矿中一般含银30~ 75g/t, 个别小有色矿山的硫精矿中含银高达400~500g/t, 有的硫精矿中含金1.5~ 2.5g/t; 常宁松柏化肥厂硫精矿烧渣中含金3.02g/t、含银48.8g/t。近年来, 对含金黄铁矿烧渣回收金银等进行研究, 取得较大进展。

北京矿冶研究总院对山东、河南、江苏(栖霞山)、江西(城门山)等地含金银的黄铁矿烧渣中回收金银, 按制定的工艺进行小型和扩大试验。当原料含金1.4g/t、含银20 ~100g/t时, 试验结果金精矿含金40~200 g/t、银400~7000g/t, 金银回收率分别达到75%~85%和80%~85%。该项新工艺技术特点是除金银综合回收率较高外, 尚能综合回收铜和铁, 铜回收率85%, 铁回收率85%~90%.

常宁松柏化肥厂的黄铁矿烧渣中含金3.02g/t、银48.8g/t, 采用磁-浮选工艺, 扩大试验结果, 可得铁精矿产品, 含铁54.78%~55.46%;浮选法回收金银和其他有色金属。

山东乳山从含金黄铁矿烧渣中回收金银, 原料含金3.87~4.3lg/t, 采用沸腾焙烧脱硫的烧渣-水淬-磨矿-浓缩-碱处理-氰化浸出-锌粉置换提金的工艺回收金银, 取得较好效果, 金回收率达64.28%。自1986年以来每年都可回收黄金几10kg, 而且黄金产量逐年上升, 经济效益显著。

12 从尾矿中回收金银

目前一些矿山除采用浮选法外, 还采用软复面溜槽、摇床、螺旋选矿机、离心选金机等设备进行尾矿再作处理, 通常获得较好的效果, 为增加金银产量又一途径。

铜绿山铜矿在尾矿中主要有金银铜铁等矿物可供再回收, 金0.32g/t、银3.1g/t、铜0.57%, 铁22%。曾先后采取尾矿酸浸-硫化沉淀-浮选工艺可分选出铜精矿和铁精矿, 金银在铜精矿中得到富集回收; 采用尾矿焙烧-氰化浸出工艺可综合回收金银铜铁; 以常规选矿工艺方法也可获得较好指标。如采取尾矿经磨矿-浮选-磁选联合工艺分选出钢精矿和铁精矿。在入选老尾矿品位:铜0.81%、金0.995g/t、银11.24g/t、铁22.53%时, 获得铜精矿品位17.6%, 含金25.07g/t、银102g/t, 回收率铜54.3%、金62.71%、银22, 6%。磁选得铁精矿。另一试验采用新的组合药剂和硫化铜矿物、氧化钢矿物分步浮选的浮选-重选-磁选联合工艺, 可从含铜0.8%、金0.83g/t、银6g/t、铁22%的强磁选尾矿中获得含铜16.46%、金20.17g/t、银105.4g/t的铜精矿, 铜金银回收率分别为66.47%, 76.42%和65.18%的较好指标, 同时又分选出含铁品位56.83 %的铁精矿, 铁回收率为56.68%。

大冶铁矿老尾矿库中储存有大量可利用的尾矿, 含金0.1g/t、银0.494g/t、铜0.258%、铁24.26%, 还有钴硫。通过综合回收试验, 可分选出铜精矿, 含铜11.83 %, 含金12.46g/t、含银14.01g/t; 钴硫精矿16.4万t和铁品位66.7%的铁精矿89.4万t, 综合利用价值很可观。

凤凰山铜矿从磁选尾矿中采用重选-再磨-浮选工艺, 可获得含金5.48g/t、银75 g/t的金精矿, 使金银选矿总回收率分别提高7%和5.28%。

红透山铜矿老尾矿已达千万t, 含金0.23g/t、银4.9g/t, 采取尾矿再磨后浮选方法可以回收50%以上的黄金。

赤马山铜矿老尾矿含金0.lg/t, 采用螺旋溜槽预先富集, 浮选产出铜精矿, 含铜27.74%, 含金达8.47g/t。

赣州有色冶金研究所从钨矿伴生硫化矿物尾矿中回收银的研究结果表明, 无论采用选冶联合工艺或者尾矿再磨再选工艺都能获得较好的银回收指标。

目前已有不少矿山注意到从新老尾矿中再回收金银的试验, 并取得了可喜的成果。