选冶联合提高甘肃某难浸金矿浮选尾矿金回收率的试验研究

doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2020.02.070

选冶联合提高甘肃某难浸金矿浮选尾矿金回收率的试验研究

杨波^,¹^,³, 童雄²^,³, 谢贤²^,³, 王晓^,¹^,³

1.昆明学院，云南昆明 650214

2.昆明理工大学国土资源工程学院，云南昆明 650093

3.金属矿尾矿资源绿色综合利用国家地方联合工程研究中心，云南昆明 650093

Study on the Gold Recovery from Flotation Tailings of a Refractory Gold Ores in Gansu Province by a Process Combining Mineral Processing and Metallurgy

YANG Bo^,¹^,³, TONG Xiong²^,³, XIE Xian²^,³, WANG Xiao^,¹^,³

1.Kunming University，Kunming 650214，Yunnan，China

2.Faculty of Land Resource Engineering，Kunming University of Science and Technology，Kunming 650093，Yunnan，China

3.National & Local Joint Engineering Research Center for the Green and Comprehensive Utilization of Metallic Tailings Resource，Kunming 650093，Yunnan，China

通讯作者: 王晓（1986-），女，河北辛集人，讲师，从事稀贵金属选冶方面的研究工作。664094443@qq.com

收稿日期: 2019-06-06 修回日期: 2019-10-29 网络出版日期: 2020-05-07

基金资助:

云南省教育厅科学研究基金项目“杂质元素取代对ZnS晶体结构及性质影响的DFT计算模拟研究”. 2020J0521

Received: 2019-06-06 Revised: 2019-10-29 Online: 2020-05-07

作者简介 About authors

杨波（1987-），男，云南弥勒人，讲师，从事资源综合利用与环保方面研究工作yangbo2018kmu@163.com , E-mail：yangbo2018kmu@163.com

摘要

甘肃某金矿矿石金质量分数为4.3×10^-6，锑、砷和碳依次为0.48%、0.37%和1.84%，属于典型的复杂难处理锑金矿，现场生产采用“重选—浮选—浮尾氰化”工艺回收金和锑。由于矿石中金嵌布粒度粗细不均，锑、砷和碳等杂质含量高，导致金总回收率仅为82%，金损失严重。为提高金回收率，采用电子探针对浮选尾矿中金的赋存状态进行了研究，在此基础上开展了提高金回收率的试验研究。试验结果表明：浮选尾矿中部分金以晶格金或包裹金形式赋存于毒砂、黄铁矿和辉锑矿等硫化矿物中，氰化浸出过程中难以与浸出液接触，是导致金损失过高的主要原因；氰化浸出前先对浮选尾矿进行分级，分级后对 +0.038 mm粗粒级进行再磨和活化浮选，强化对包裹金和晶格金的回收，然后再将粗粒浮选尾矿与-0.038 mm细粒级合并进行氰化浸出，金总回收率可提高约9个百分点，尾渣中金质量分数降低至0.3×10^-6以下。

关键词： 锑金矿 ; 难处理金矿 ; 选冶联合 ; 浮选尾矿 ; 氰化浸渣 ; 电子探针

Abstract

There are an abundant gold ores resource in China，and most of gold ores are belong to the refractory ores.The gold in the refractory ores is difficult to recovery by the leaching technology because of the fine dissemination particles in ores.Besides，the natural gold ores usually coexisted with pyrite，arsenopyrite and stibnite and is generally enclosed in these sulfide minerals.The conventional cyanide leaching is difficult to process this gold ore.In this paper，a gold ore from Gansu Province of China contains Au 4.3×10^-6，Sb 0.48%，As 0.37% and C 1.84%，which belongs to a refractory gold.The recovery of gold is very low when the ore was directly leached by the cyanide leaching technology.In order to improve the recovery of gold，the gold was recovered in industrial scale by a process combined the gravity separation，froth flotation and cyanide leaching.However，the recovery rate of gold only is 82% due to the gold with a complex dissemination relationship in ores，the gold grade in the final cyanide leaching residue is approximately 0.8×10^-6.In order to increase the recovery rate of gold，the occurrence state of gold in flotation tailings was investigated by electron probe microanalysis （EPMA），the flotation tests were conducted in laboratory scale based on the mineralogy results of the flotation tailings.The results indicated that gold in flotation tailings was mainly existed in the formation of lattice gold in arsenopyrite，pyrite and stibnite the or enclosed in these sulfide minerals with the fine dissemination particles size.When the flotation tailings was leached by cyanide solution，the gold enclosed in these sulfide minerals cannot contact effectively with the cyanide solution even if under the very fine grinding fineness.However，the recovery rate of gold was significantly improved when the flotation tailings were firstly sieved before cyanide leaching.After sieving，the coarse particles with the particles size of +0.038 mm was regrinded and increase the liberation degree of pyrite，arsenopyrite and stibnite.After that，the regrinding products was subject to the froth flotation again in order to recovery these sulfide mineral，the tailings after flotation were subjected to the cyanide leaching together with the -0.038 mm fine particles.The recovery rate of gold is obviously increased by 81.3% to 90.21% by using this process，the grade of gold in the final leaching residue is less than 0.3×10^-6.The experimental result is helpful for the improvement of industrial production process.

Keywords： bearing-Sb gold ores ; refractory gold ore ; technology combining mineral processing and metal-lurgy ; flotation tailings ; cyanide leaching residue ; EPMA

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本文引用格式

杨波, 童雄, 谢贤, 王晓. 选冶联合提高甘肃某难浸金矿浮选尾矿金回收率的试验研究[J]. 黄金科学技术, 2020, 28(2): 285-292 doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2020.02.070

YANG Bo, TONG Xiong, XIE Xian, WANG Xiao. Study on the Gold Recovery from Flotation Tailings of a Refractory Gold Ores in Gansu Province by a Process Combining Mineral Processing and Metallurgy[J]. Gold Science and Technology, 2020, 28(2): 285-292 doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2020.02.070

目前我国已探明的金矿资源中，约有1 200 t属于复杂难处理金矿，占探明黄金总储量的1/3，主要分布在云南、贵州、甘肃和青海等地区^[1,2,3,4]。这类金矿资源的典型特征是矿石中自然金主要以显微、次显微形式存在，且常被黄铁矿、毒砂和辉锑矿等硫化矿物包裹，并含有较高的有机碳、铜和铁等杂质，导致这类矿石在直接进行全泥氰化时浸出率普遍较低，即使细磨也不能明显提高金的总回收率^[5,6]。难处理金矿的回收工艺主要有2种：一是选冶联合工艺，即先采用选矿方法使部分包裹金和自然金获得较好富集，然后对选矿尾矿进行氰化浸出，获得的金精矿可直接送冶炼厂处理，该项工艺已经在难处理金矿回收中得到了较广泛的应用，但该工艺流程复杂，金综合回收率偏低，通常在82%~86%之间，金损失率较高^[7,8,9]；二是预处理后直接氰化浸出工艺，预处理主要是通过一些物理、化学方法消除矿石中有害杂质对氰化浸出的影响，或破坏矿石中矿物对金形成的物理包裹，使其暴露于浸出液中，从而提高浸出率，主要的预处理方法有微生物预氧化、焙烧、加压氧化和电化学氧化等，但这些预处理技术均存在成本高、周期长及难以大规模工业化应用等问题^{[10,11,12,13]}。目前，工业上难处理金矿中金的回收仍以选冶联合为主^{[14,15,16,17]}。

甘肃某难处理金矿平均金质量分数为4.3×10^-6、锑质量分数为0.48%、砷质量分数为0.37%，矿石中金主要以显微、次显微金或微细粒包裹金的形式赋存于黄铁矿、毒砂和辉锑矿等硫化矿物中，部分包裹于褐铁矿、白云石和石英等脉石中，属于典型的复杂难处理锑金矿。现场采用“重选—浮选—浮尾氰化”工艺回收金，由于矿石中金嵌布粒度粗细不均，锑、碳、砷等杂质含量较高，最终氰化浸渣中金质量分数高达0.8×10^-6，损失率约为18%。为查明造成金损失的原因，对氰化尾渣进行了详细的工艺矿物学研究，结果表明氰化尾渣中金主要以微细粒包裹金或晶格金的形式赋存于辉锑矿、毒砂和脉石矿物中，由于这部分金嵌布粒度极其微细，即使通过细磨也难以解离暴露，浸出过程中无法与浸出液中的CN^-和溶解氧接触，从而造成较高的金损失率。要提高金的总回收率，应加强对该部分微细粒包裹金和晶格金的回收。因此，在实验室对氰化浸出前的给矿进行了再选研究，以期为改进现场生产工艺流程提供参考。

1 试验矿样及试验方法

1.1 试验矿样

试验矿样取自现场生产工艺流程的浮选尾矿，将矿样混匀、缩分，烘干、磨至-0.074 mm后，进行试样的化学多元素分析，结果见表1。

表1 试样化学多元素分析结果

Table 1 Results of chemical multi-element analysis of samples(%)

元素	质量分数	元素	质量分数
Au	2.8	As	0.39
Fe	3.35	SiO₂	56.94
S	0.29	Al₂O₃	13.93
MgO	2.26	CaO	6.8

注：Au元素单位为×10^-6

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从表1可以看出，浮选尾矿试样中主要元素质量分数如下：Au为2.8×10^-6，Sb为0.23%，As为0.39%，S为0.29%，SiO₂为56.94%。浮选尾矿的矿物组成及解离度分析表明，浮选尾矿中主要金属矿物为自然金、毒砂、黄铁矿和辉锑矿，主要脉石矿物为石英、白云石、长石和方解石，毒砂、黄铁矿和辉锑矿的单体解离度均在65%以上，解离程度相对较好。采用电子探针测试技术，对试样中毒砂、黄铁矿和辉锑矿等主要硫化矿物的化学成分进行了分析，结果如图1所示。

图1

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图1 主要硫化矿物的电子探针背散射图像

（a）毒砂；（b）黄铁矿；（c）辉锑矿;Ars-毒砂；Py-黄铁矿；Qz-石英；Sti-辉锑矿

Fig.1 EPMA back-scattered pattern for the important sulfide minerals

从图1可以看出，毒砂、黄铁矿和辉锑矿等主要硫化矿物中均含有一定量的金，且该部分硫化矿物中的金主要以晶格金或固溶体形式存在，氰化浸出过程中难以与溶液中的CN^-和溶解氧发生接触，是导致金损失过高的主要原因。因此，要降低氰化尾渣中金的损失，必须加强对该部分微细粒载金矿物的回收，而如果对浮选尾矿细磨后直接进行氰化浸出，硫化矿物中以晶格金或固溶体形式存在的金仍然难以回收。因此，要回收该部分硫化矿物中的金，只能先通过浮选进行预先富集，再通过焙烧处理进行回收。

1.2 试验方法

浮选试验分别在0.50，0.75，1.50 L的实验室小型XFG挂槽浮选机中进行。为提高主要载金矿物毒砂、黄铁矿和辉锑矿的解离程度，减少矿泥的产生，再浮选试验前优先以0.038 mm作为分级粒度界限对试样进行分级，分级后对筛上产品进行再磨和浮选，浮选完成后将再浮选的尾矿与筛下产品合并后进行氰化浸出，试验流程如图2所示。

图2

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图2 浮选试验流程

Fig.2 Flowsheets of flotation for the tailings

2 试验结果与讨论

浮选尾矿中部分金以晶格金或微细粒包裹体形式赋存于毒砂、黄铁矿和辉锑矿等硫化矿中，因此氰化浸出难以有效回收其中的金。如果要提高金的总回收率，需加强对该部分载金硫化矿物的回收，再浮选试验主要考察再磨细度、抑制剂种类及用量、活化剂种类及用量、捕收剂种类及用量等因素对金回收率的影响。

2.1 再磨细度

分级后再磨有利于强化对部分微细粒嵌布的载金矿物辉锑矿、黄铁矿及毒砂的解离。如果不分级直接进行磨矿，不仅磨矿成本高，而且对部分细颗粒矿物易造成过磨，产生大量的细泥，不利于后续的氰化浸出。再磨细度试验主要考察+0.038 mm粗粒级再磨浮选时磨矿细度对金回收率的影响，试验选用CuSO₄作为活化剂，CuSO₄用量为100×10^-6（药剂用量均以质量分数计）以丁基黄药（用量为40×10^-6）和丁铵黑药（用量为30×10^-6）组合作为捕收剂；起泡剂为2^#油，用量为30×10^-6，试验结果如表2所示。

表2 再磨细度对金回收率的影响

Table 2 Effect of regrinding fineness on the recovery of gold

磨矿细度（-0.048 mm占比）/%	产品	产率/%	金品位/×10^-6	回收率/%
38.4	精矿	5.07	20.46	47.64
	尾矿	94.93	1.20	52.36
	给矿	100.00	2.18	100.00
50.0	精矿	5.73	18.56	50.67
	尾矿	94.27	1.10	49.33
	给矿	100.00	2.10	100.00
60.0	精矿	5.46	19.96	50.70
	尾矿	94.54	1.12	49.30
	给矿	100.00	2.15	100.00
75.0	精矿	6.16	16.80	47.88
	尾矿	93.84	1.20	52.12
	给矿	100.00	2.16	100.00

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由表2可知，随着再磨细度的增加，金的回收率逐渐增加，当再磨细度为-0.048 mm占60.0%时，金的回收率可达50.7%，精矿中金质量分数为19.96×10^-6。说明对浮选尾矿进行适当的再磨和再浮选，有利于提高金的回收率。

2.2 抑制剂种类

由于浮选尾矿中硫化矿物含量较低，粒度较细，添加适量抑制剂对矿浆进行分散，并对部分脉石矿物进行抑制，有助于提高目的矿物的回收效果^[18]。试验过程中磨矿细度为-0.048 mm占60.0%，活化剂CuSO₄用量为100×10^-6，捕收剂丁基黄药和丁铵黑药的用量分别为40×10^-6和30×10^-6，起泡剂2^#油用量为30×10^-6。不同种类抑制剂对金回收率的影响如表3所示。

表3 不同种类抑制剂对金回收率的影响

Table 3 Effect of different inhibitors on gold recovery

抑制剂种类 [用量/(×10^-6）]	产品	产率/%	金品位 /×10^-6	回收率/%
Na₂CO₃（800）	精矿	5.73	18.56	50.67
	尾矿	94.27	1.10	49.33
	给矿	100.00	2.10	100.00
（800+800） Na₂CO₃+Na₂SiO₃	精矿	6.82	16.99	55.15
	尾矿	93.18	1.01	44.85
	给矿	100.00	2.10	100.00
（NaPO₃）₆（800）	精矿	5.46	19.83	50.80
	尾矿	94.54	1.11	49.20
	给矿	100.00	2.13	100.00
（NaPO₃）₆+Na₂CO₃（800+800）	精矿	5.12	21.75	53.04
	尾矿	94.88	1.04	46.96
	给矿	100.00	2.10	100.00

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由表3可知，在所挑选的几种抑制剂中，采用组合抑制剂“Na₂CO₃+Na₂SiO₃”的抑制效果较佳。在矿浆中，Na₂CO₃能电离出OH^-、CO₃^2-和HCO₃^-等，这些离子能吸附于矿物表面，改变矿物的表面荷电性，阻碍矿物间的相互团聚和罩盖，起到分散作用。同时，由于Na₂CO₃为强碱弱酸盐，能对矿浆的pH值进行调节，有利于捕收剂在矿物表面的吸附。而矿浆中的Na₂SiO₃则能电离出SiO₃^2-，SiO₃^2-选择性吸附于硅酸盐脉石矿物表面，阻碍脉石矿物的上浮，提高了精矿质量。从试验结果来看，适宜的抑制剂为Na₂CO₃和Na₂SiO₃，其用量均为800×10^-6。

2.3 活化剂种类及用量

由于尾矿中黄铁矿、毒砂和辉锑矿等主要硫化矿物嵌布粒度较细，在磨矿浮选过程中易发生氧化，致使可浮性下降^[19,20]。为提高硫化矿物的回收效果，考察了硫化矿浮选常用的活化剂Pb（NO₃）₂和CuSO₄对金回收率的影响，试验过程中磨矿细度为 -0.048 mm占60.0%，抑制剂Na₂CO₃和Na₂SiO₃的用量均为800×10^-6，捕收剂丁基黄药和丁铵黑药的用量分别为40×10^-6和30×10^-6，起泡剂2^#油用量为30×10^-6，活化剂种类及用量试验结果如图3所示。

图3

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图3 活化剂对金回收率的影响

Fig.3 Effect of activator on gold recovery

从图3可以看出，载金矿物的回收过程中，加入一定量的Pb（NO₃）₂和CuSO₄作为活化剂，可从一定程度上提高金回收率，从金的回收效果来看，Pb （NO₃）₂的活化效果优于CuSO₄，当Pb（NO₃）₂用量为100×10^-6时，精矿中金回收率可达57.33%，精矿金品位达17.2×10^-6。

2.4 捕收剂用量

捕收剂用量试验主要考察组合捕收剂丁基黄药和丁铵黑药对金回收率的影响。其中丁基黄药对毒砂、黄铁矿和辉锑矿等主要载金矿物具有较好的捕收能力，而丁铵黑药对微细粒金及部分微细粒硫化矿物具有较好的捕收能力，兼具一定的起泡性能，将这2种捕收剂组合使用，可充分发挥捕收剂之间的协同作用，提高金的回收效果^[21,22]。试验过程中磨矿细度为-0.048 mm占60.0%，抑制剂Na₂CO₃和Na₂SiO₃的用量均为800×10^-6，活化剂Pb （NO₃）₂用量为100×10^-6，起泡剂2^#油用量为30×10^-6，捕收剂用量试验结果见表4。

表4 捕收剂用量对金回收率的影响

Table 4 Effect of collector dosages on gold recovery

捕收剂（丁基黄药+丁铵黑药）用量/(×10^-6)	产品	产率/%	金品位 /(×10^-6)	回收率/%
40 + 0	精矿	6.24	19.20	54.48
	尾矿	93.76	1.07	45.52
	给矿	100.00	2.09	100.00
40 + 30	精矿	7.10	17.20	57.33
	尾矿	92.90	0.98	42.67
	给矿	100.00	2.13	100.00
60 + 30	精矿	7.63	16.40	58.77
	尾矿	92.37	0.95	41.23
	给矿	100.00	2.13	100.00
80 + 60	精矿	7.96	15.70	58.66
	尾矿	92.04	0.96	41.34
	给矿	100.00	2.10	100.00
120 + 60	精矿	8.41	14.80	58.47
	尾矿	91.59	0.97	41.53
	给矿	100.00	2.11	100.00

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由表4可知，浮选过程中添加一定量的丁铵黑药，有助于提高金回收率，且随着捕收剂用量的增加，金回收率逐渐升高，当丁基黄药和丁铵黑药用量分别为60×10^-6和30×10^-6时，精矿中的金回收率可达58.77%，精矿金品位达16.40×10^-6。

2.5 粗粒浮选闭路试验

在条件试验确定的药剂种类和用量的基础上，对+0.038 mm粗粒级进行了闭路浮选试验，试验流程如图4所示，闭路试验结果见表5。

图4

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图4 +0.038 mm粗粒级闭路浮选试验流程

Fig.4 Flow of closed-circuit flotation for +0.038 mm particles

表5 +0.038mm粗粒级闭路浮选试验结果

Table 5 Results of closed-circuit flotation test for +0.038 mm particles

产品

产率/%

金品位/(×10^-6)

回收率/%

（对浮选尾矿）

精矿

2.46

40.69

48.22

19.34

尾矿

97.54

1.10

51.78

20.76

给矿

100.00

2.07

100.00

40.10

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由表5可知，在合适的磨矿细度和药剂制度下，通过“一粗一精两扫”的闭路浮选试验流程，可实现+0.038 mm粗粒级中金的有效回收，最终获得的精矿金品位可达40.69×10^-6，金回收率达48.22%，对原浮选尾矿金的回收率可达19.34%。通过再浮选回收的金主要为硫化物包裹金或晶格金，该部分金无法通过氰化浸出回收。

2.6 尾矿氰化浸出试验

为进一步提高金的回收率，将+0.038 mm粗粒级闭路浮选尾矿与-0.038 mm细粒级合并后进行氰化浸出，考察了NaCN、液固比和石灰用量等因素对浸出率的影响，NaCN用量对金浸出率的影响如图5所示。

图5

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图5 NaCN用量对金浸出率的影响

Fig.5 Effect of sodium cyanide dosages on gold leaching

从图5可以看出，随着NaCN用量的增加，金的浸出率逐渐提高，当NaCN用量为4×10^-3时，尾矿金的浸出率可达70.39%，氰化浸渣中金质量分数降低至0.29×10^-6。

液固比对金浸出率的影响如图6所示。从图6可以看出，随着液固比的增加，金浸出率先逐渐增加后又降低。当液固比为4∶1时，浸出率可达70.87%，浸渣中金质量分数可降低至0.27×10^-6，此时浮选尾矿中金总回收率为90.21%，与原工艺相比（金总回收率仅为81.3%），金总回收率提高了约9个百分点。

图6

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图6 液固比对金浸出率的影响

Fig.6 Effect of liquid-solid ration on gold leaching

3 结论

甘肃某复杂难处理金矿金质量分数为4.3×10^-6，现场生产采用“重选—浮选—氰化浸出”工艺回收金，但最终氰化浸渣中金质量分数高达0.8×10^-6，损失严重。为提高金回收率，在实验室开展了提高金回收率的试验研究，得出如下结论：

（1）浮选尾矿中部分金以晶格金或微细粒包裹体的形式赋存于黄铁矿、毒砂和辉锑矿等硫化矿物中，氰化浸出过程中无法与浸出液充分接触，是导致浸渣金损失过高的主要原因。

（2）为提高浮选尾矿中主要载金矿物黄铁矿、毒砂和辉锑矿等回收效果，减少矿泥的产生及其对后续浸出的影响，以0.038 mm作为分级粒度对浮选尾矿进行分级，分级后+0.038 mm粗粒级进行再磨和再浮选，再浮选的尾矿与-0.038 mm细粒级合并后进行氰化浸出。

（3）+0.038 mm粗粒级再浮选过程中，通过添加Pb（NO₃）₂作为活化剂，以丁基黄药和丁铵黑药作为组合捕收剂，可明显提高黄铁矿、毒砂和辉锑矿等主要载金矿物的回收效果，再浮选获得金精矿金质量分数为40.69×10^-6，金作业回收率为48.22%，对原浮选尾矿中金回收率为19.34%。

（4）将再浮选后的尾矿与-0.038 mm细粒级合并后进行氰化浸出，作业浸出率可达70.87%，有效降低了金在尾矿中的损失，最终氰化浸渣中金质量分数可降低至0.3×10^-6以下，金总回收率达90.21%，与原工艺相比，金总回收率提高了约9个百分点。

参考文献

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文中引用次数倒序

被引期刊影响因子

[1]

孙言鹏

某难处理卡林型金矿选冶工艺研究

[D].北京：中国科学院大学，2018.