众所周知, 金矿床通常分为砂金和脉金两类。砂金矿含金2~ 0.3 g/ m3, 脉金矿含金5 g / t, 由于金的价值高, 二者都具开采价值。砂金多用重选法回收。脉金矿的种类较多, 在我国目前分为四类: 石英脉金矿、黄铁矿金矿、含金多金属矿、含特殊矿物的金矿( 如金铀矿、钨锑金矿属于此类) 。近年来, 随着矿产资源的不断开发和利用, 有限的矿物资源日益枯竭, 易选矿石越来越少, 人们不得不开采低品位、细分散、难处理矿石。常规的工艺和药剂已无法获得较好的选别指标。为了解决这一难题, 广大选矿工作者投入了大量的心血研究金矿选别的新工艺、新药剂及设备, 现已取得了很大的进展。对它们的进一步探索成为选矿工作者的主要研究方向之一。
图1 金矿石
1 金重选设备的新进展
重力选矿在黄金选矿中应用十分普遍。重选是根据矿物的密度差来进行选别的。据资料报道,目前采用重选法回收的黄金产量占全球产量的12%~ 15% 之间。不但砂金选矿继续以重选为主,而且脉矿黄金总产量中, 在资本主义各国约有30%是通过重力选矿方法得到的。
近年来, 重选新设备发展迅速, 如在线压力跳汰机、尼克尔瑟跳汰机、自动摇床、法尔肯选矿机和尼尔森选矿机等都取得了较好的效果。其中最具代表性的是尼尔森( Knelson) 选矿机, 该设备由加拿大Lee Mar 工业公司研制开发, 已被许多国外黄金选厂所采用。尼尔森选矿机主要利用了离心力场中的干涉沉降原理, 由一个高速的肋状圆锥和传动装置构成。哥伦比亚共和国法蒂奥基亚省EI BajoCauca 和EI Bagre 矿山用尼尔森选矿机处理冲积砂矿回收细粒金。结果表明, 尼尔森选矿机是一种有效的设备, 尤其适于回收那些在使用其它重选设备操作过程中流失的细粒金。
坎贝尔金矿选矿厂矿石处理量为1360 t / d。选矿厂原矿品位相对较高。在1994 年以前, 采用由普通跳汰机和摇床组成的回路进行重选, 跳汰精矿在摇床上精选以生产能精炼成金锭的精矿。在1994年5 月购买了2 台<76 cm 的中心排矿的尼尔森选矿机, 代替现有跳汰机, 结果使金重选回收率增加了16%。用跳汰机的重选回收率平均在30% ~35%之间。由于安装尼尔森选矿机, 不仅重选回收率增加到50% 左右, 还节约了劳动力, 降低了成本。澳大利亚StIves 金矿采用尼尔森重力选矿机后, 也取得了较好的指标。
俄罗斯列宁诺戈尔斯克公司选矿厂引进30 型尼尔森离心式精选机分选低硫化物矿石浮选精矿中的金。结果表明, 该机可从浮选产物中回收伴生金和细粒级8~ 44μm 游离金, 获得含金量100~200g/ t的粗精矿。
大柳行金矿选矿厂采用重选- 浮选流程, 金总回收率为91% 。但由于受磨矿细度、浮选时间等因素影响, 尾矿金品位偏高, 平均为0.34 g / t, 具有一定的回收价值。苏惠民、姜仁社等在从金矿尾矿回收金、银、硫的工艺流程试验研究过程中, 采用新型专利设备) ) ) 连排离心选矿机作为粗选设备与摇床配合使用, 能有效回收微细粒矿物, 并且可以简化工艺流程, 实现全粒级入选, 处理量大, 回收率高, 经济效益显著。
俄罗斯科学院西伯利亚分院杜文斯克天然资源综合利用研究所制定了处理含金矿石和尾矿的新重选工艺。该工艺由洗矿槽、水力筛、机械式槽形流槽和水力旋流器组成。该系统可回收老尾矿中的金。新工艺设备金的回收率比常规工艺提高15%~ 20% , 该系统的处理能力为10 t/ h。
龙头山金矿选冶技改中将原“全泥氰化”工艺改为“重选+全泥氰化”工艺, 在增加的重选作业中, 应用水套式离心选矿机进行工业试验。刘玉雷、谢庆华等针对水套机在连续生产中的不足进行了一系列改进, 使其成为耐磨的全封闭式重选设备, 并用于工业生产, 明显改善了回收单体金的效果, 回收率提高5.07% 。该工艺的成功应用, 具有一定的推广价值。
离心螺旋溜槽是张桂芳等自行研制的一种新设备, 它与一般螺旋溜槽的不同之处主要是槽体涂层材料。离心螺旋溜槽, 矿料在其上分选时不仅受重力和离心力的作用, 还受到磁力、电力、分子间表面吸附力等多种力的作用, 它是多种综合力场作用选矿设备。用该设备进行某金选厂尾矿的粗选抛尾试验, 比采用一般的放槽设备、尖缩溜槽、螺旋选矿机等, 取得了更好的试验结果。
锯齿波跳汰机是在传统跳汰机的基础上改进的新型跳汰设备, 应用于磨矿分级回路中可回收粗粒金。刘耀青、钟亚飞等在磨矿-分级回路中采用锯齿波跳汰机回收元阳金矿中占58.03% 的粗粒金, 大大提高了金的回收率, 使金的回收率达到80% 以上。试验还分别考查了人工床层厚度、冲程、冲次、筛下补加水等参数对选矿指标的影响, 结果表明只要根据矿石性质选好床石粒度, 调整好床层厚度、冲程、冲次、补加水量等参数, 就可获得好的选别指标。
2 金选别工艺的新进展
为了从多金属复杂难选金矿中综合回收金、铜等有价元素, 罗惠华、罗廉明等采用氧化强化浮选工艺。在原矿Cu 品位为1.09% 、Au 品位为3.92 g/ t的情况下, 充气氧化10 min, 可较好地实现铜硫分离, 获得铜品位15.11% 、回收率77.48% ~77.72%, 含金36.35~ 38.42 g/ t、回收率59.00% ~62.35%的合格铜精矿。
河南某高硫、含砷的金矿床, 矿石金嵌布粒度以微细粒为主, 且金与黄铁矿及毒砂关系密切。李迎国、曹进成等经过选矿试验, 采用了粗磨- 混合浮选- 再磨- 金硫分离的工艺, 最终获得了产率为12.42%, 金品位55.20 g / t, 含砷1.68% 的金精矿。金的回收率80.56%。试验得到的金精矿经冶金浸金试验, 金的浸出率大于95% 。此工艺对该矿的合理开发利用具有一定的指导作用。
阿希金矿是一大型采、选联合企业, 随着原矿的变化, 原有的全泥氰化工艺已渐不能适应生产要求。因此黄威、张志宇等进行了浮选- 焙烧- 氰化,浮选精矿-细菌氧化-氰化、电化学预处理工艺流程三种方案的对比试验。结果表明, 方案一工艺成熟、稳定可靠, 但该工艺流程长, 连续稳定操作难度大, 且环保要求高。方案二是近年新兴的解决硫化矿的选矿工艺, 该工艺指标先进, 环保易达标, 但工艺投资成本大, 经营成本高。方案三是哈萨克斯坦卡兹米哈诺尔布选矿研究设计院的专利技术, 该院对阿希金矿先后送去的两次矿样进行试验, 浸出率增至81% ~ 83% , 吸附率97.5% , 回收率79.36%~ 81.22%。但考虑到后续压滤作业的难度, 在预处理前增加了重选工艺, 尽早丢弃一部分尾矿, 降低后续作业成本及难度。最终确定采用重选- 预氧化-氰化工艺, 该工艺投资省、成本低、技术经济指标好。
汪勤武等通过对洋鸡山金矿含金多金属混合矿的两种选矿工艺流程的研究及分析比较, 认为铜优先浮选- 硫精矿焙砂氰化- 尾矿全泥氰化工艺流程比浮选-氰化-浮选工艺流量优越, 金总回收率提高了6.19 个百分点, 经济上也更加合理。
李福兰和邹致炜等针对柳花嘴金铜硫化矿的特征, 进行了金铜硫混合浮选- 混合粗精矿再磨与混合粗精矿不再磨两种方案的对比试验研究, 最后确定采用金铜硫混合浮选- 混合粗精矿再磨的工艺流程。同时, 对金铜混浮的捕收剂添加种类也进行了大量探索性试验。试验结果表明, 捕收起泡剂A2 配合丁基黄药作用对金铜的选择性好, 捕收能力强。试验最终获得铜精矿铜品位达25.43%, 含金21.89 g / t; 铜和金回收率分别为97.65% 和97.44% 。
某大型金锑共生矿床中辉锑矿嵌布粒度粗大且易泥化、易氧化, 金矿物嵌布粒度相对较细, 黄云阶和刘述平等针对矿石的这一特征, 采用阶段磨矿、阶段选别的重选、浮选工艺流程, 获得了产率30.45% 、金品位22.21 g/ t、锑品位55.22% 的金锑混合精矿, 金和锑选矿回收率分别为91.27% 和94.20% 。成功解决了锑、金富集的技术问题。所得金锑混合精矿经MS 浸出剂浸出及金、锑湿法分离,取得了良好的金锑分离结果。浸出率达98.56%,进入锑浸液的金仅占4.19%; 并分别对锑浸液、浸锑渣综合回收锑和金进行了研究, 均获得了较好的试验指标。
天马山矿石属含砷高硫难选金矿石, 王珩等对该矿石进行了选矿工艺研究, 采用优先浮选金、漂白粉作氧化剂氧化浮选分离黄铁矿和毒砂、磁选分离磁黄铁矿和毒砂工艺, 综合回收金、硫和砷, 取得较好选别指标。此工艺比较适合天马山金砷硫化矿石性质和该矿的实际生产情况。
某含砷锑金矿石属于含金多金属硫化矿, 采用重选法只能回收60% ~ 62% 左右的自然金, 不能更有效的综合回收金矿物和辉锑矿。于雪和李玉霜等采用混汞- 浮选且二次精选尾矿不返回系统的工艺流程, 并采用硝酸铅作活化剂, 亚硫酸钠作为砷的抑制剂, 综合回收锑金矿石。试验证明选矿技术指标较好, 且锑精矿含砷达到国家要求标准。
七宝山金矿属含金、银、铜、硫的低品位多金属矿床, 金铜矿物嵌布粒度较细, 且与黄铁矿共生关系密切。选矿厂投产20 多年来, 经历了三个重要工艺流程发展阶段, 即单一金浮选; 金铜优先浮选-尾矿选矿-硫精矿再磨再选; 混合浮选。混合浮选工艺适应了目前该矿石性质变化的要求, 能够充分利用矿山资源, 提高产品质量, 经济效益和社会效益显著。
张益魁等通过对青海省五龙沟含碳、砷、锑和硫微细粒难选冶金矿流程试验研究, 确定了采用浮选-(尾矿)重选工艺流程选别该矿石。浮选获得含金66.4 g/ t , 回收率为79.48% 的金精矿, 重选获得了金品位22.88 g/ t, 回收率占原矿5.26% 的重选精矿, 两精矿合并。采用该流程最终获得了金品位58.17 g/ t , 回收率84.74% 的较好指标。为合理利用资源, 提高矿山经济效益, 提供了一条有效途径。
浮选不仅可以对难选矿石进行预处理, 获得贵金属浮选精矿, 也是从硫化矿浮选回路中附带回收贵金属的常用工艺。D·马尔霍特拉等对贵金属选矿厂的选矿实践和将来的发展趋势进行了评述。智利EI Indio 选矿厂处理某含金矿时, 根据矿石性质, 在磨矿前对矿石进行洗矿, 以除去可溶性酸性矿物。两段浮选除去耗氰化物矿物, 这样可降低浮选尾矿氰化时氰化物的耗量。一部分浮选精矿(约60% ) 焙烧, 降低精矿砷含量, 以适于冶炼处理。
某矿石金以单体金与黄铁矿和磁黄铁矿连生产出, 原矿含Cu 0.263%、Au 3.6 g/ t 和Ag 3.9 g/ t , 且矿石中含有石墨, 性质十分复杂。Schumacher D-ivision 选矿厂处理该矿时先浮出铜精矿, 再进行硫化矿物混合浮选, 含有黄铁矿、磁黄铁矿和金的混合精矿再磨和氰化浸出。将能吸附金的石墨浮选到铜精矿中。浸出前在石灰溶液中预先充气就可以克服磁黄铁矿难选的性质。该工艺获得了较好的选别指标。
张岳等通过对团结沟金矿原矿石、浮选尾矿、浮选精矿及浮选精矿浸渣特性的分析, 对浮选精矿浸渣采用溜槽重选进行工业生产, 溜槽重选精矿采用焙烧- CIL 炭浸法或微生物氧化法提金, 溜槽重选尾矿再浮选; 浮选精矿焙烧, 焙砂CIL 炭浸法提金进行了介绍, 建议采用重选法回收浮选尾矿中的细粒级自然金、黄铁矿及赋存在黄铁矿与脉石矿物连生体中的金, 提高团结沟金矿总的选矿回收率。
为了改进夏甸金矿选厂选矿工艺, 提高细粒包裹金矿石选矿回收率和金精矿品位。王培福和崔学奇等采用中矿返回再磨- 优先富集流程, 金选矿回收率由原来的93.71%提高到了96.74%, 金精矿品位由43.81 g/ t 提高到60.38 g/ t , 年新增利润322 余万元, 经济效益显著。
莱州金仓矿业有限公司仓上金矿选矿厂通过在磨浮系统中增加中矿再磨作业, 对浮选过程中的连生体颗粒进行再磨再选, 并对再磨工艺进行优化, 使金精矿品位提高5~ 10 g / t, 尾矿品位稳定在0.11g/ t , 富集比由11 提高到16, 并适当地提高了磨矿处理量。每年由此产生的经济效益达110 万元1262。
王少东等介绍了镇沅金矿难处理混合金矿石提金工艺研究结果。该矿石难处理的主要原因在于金嵌布粒度极微细, 除有60% 左右的裸露自然金外, 其它为硫化矿物包裹金和致密氧化矿物包裹金。采用单一的选矿或氰化浸出工艺均难以获得好的选冶指标。本试验采用浮选- 氰化浸出(树脂吸附) -重选的原则提金工艺流程, 获得了金总回收率83.12% 。
黑龙江省乌拉嗄金矿石是国内比较典型的难选冶矿石。针对该矿石性质, 北京矿冶研究院与现场技术人员合作进行了电化学控制浮选的试验研究,并取得了突破性进展。该技术应用到生产实践中, 获得了精矿品位为56.67 g/ t、金回收率90.18%的好指标, 分别比原生产指标提高19.47 g/ t和3.38个百分点。试验研究结果表明, 电化学浮选对难选冶金矿石有深入研究和推广应用价值。
某银金矿矿石中有用金属较多, 相互关系密切。银主要以类质同像状态分散赋存在各种硫化矿物及铁矾类、氧化锰矿物中。用常规选矿方法难以选别。杨玉珠等人对该矿石的选别工艺流程做了研究,进行了多种方案的对比试验, 认为氧化焙烧-氯化焙烧-氰化的工艺流程较适合该矿石性质, 获得的指标也最好。
河北某矿石为含金银的多金属原生矿石, 矿石成分复杂, 金银与硫化物以及硫化物之间共生关系密切, 分选难度较大。胡志刚等通过多种选别流程的对比, 应用碱预处理氰化法提取金银, 氰化尾渣多金属浮选分离的选冶联合流程取得了较好的指标。碱预处理和氰化物低浓度浸出, 使金的浸出率由61.78%提高到91.74%。浮选过程采用组合抑制剂, 有效实现了铜铅与锌硫的分离, 并达到了多金属综合回收的目的。
湘西金矿老尾矿资源是国内外罕见的以微细粒及包裹金嵌布为主且组分复杂并含有对氰化有害元素锑的一种含金物料。杨志洪等通过选矿试验研究发现, 浮选金锑和浮选尾矿氰化的工艺流程处理老尾矿是适宜的。通过对浮选系统进行的改造和采用活性炭火法再生工艺以及使用Y89- 3 浮选金、锑, 现实际生产过程中, 金和锑的选冶回收率分别达到67.40%和35.73%。
某地含碳金矿生产规模150 t / d, 原生产采用磨矿混汞- 浮选- 精矿焙烧- 再磨炭浸工艺提金, 选矿金总回收率为78% ~ 79%。由于不断开采, 矿石贫化, 采用原流程工艺复杂, 金回收率偏低, 且当地没有烟道, 炭浸浸渣含金10 g/ t 左右, 生产成本高。为简化工艺流程, 降低成本, 提高企业经济效益, 袁文生等人经试验研究采用混汞- 石灰预处理-炭浸工艺, 金选矿总回收率可达86.89%。
卢辉畴、谢文清等介绍了福建永泰县某锌金矿综合回收的工艺研究结果和生产应用实践。混合浮选产出锌、金混合精矿, 氰化浸金, 氰化渣作为锌精矿销售。金浸出率达90% 以上, 银浸出率50% 左右, 锌溶解率为2.02% 。较好的浸出条件为: 矿浆浓度25% , 矿浆细度90%- 37 μm, pH> 13, 时间30h, NaCN 浓度0.45%。改进后的新工艺金回收率提高30%以上, 锌的回收率提高了8.0%, 年创效益400 万元以上。
余晔等根据鸡笼山尾矿粗细粒度的不同, 确定了铜硫混选- 铜硫分离和再磨- 优先浮铜两种方案回收尾矿中的铜和硫。尾矿中的金和银一部分是在浮选工艺前经过水泥斜面溜槽回收, 另一部分经过浮选富集到铜精矿中。尾矿中的铁利用磁选回收。尾矿再利用的研究和生产实践表明, 采用常规浮选- 磁选- 重选方法, 综合回收该尾矿中铜、金、银、硫和铁等有价元素是有效的, 在生产实践中获得了可观的经济效益。
铜陵某铜矿是一个以铜为主, 伴生金、银、硫、铁的多金属矿山。金回收率仅60%左右, 主要损失在尾矿中。为进一步提高金的回收率, 增加矿山经济效益, 柳红等进行了从尾矿中回收金的试验研究。根据尾矿中金的赋存状态及粒度分布特性, 对尾矿及其旋流器分级沉砂分别进行了重选、浮选及重- 浮联合流程试验。结果表明, 采用重选- 浮选流程选别尾矿, 可获得含金为5.48 g / t、回收率40.96% 的精矿产品。
3 金浮选药剂研究的新进展
黄药类高效捕收剂Y - 89 是近年新研制开发的一种浮选捕收剂。田松鹤和罗新民等1362从工艺矿物学入手, 先查明矿石中金的嵌布粒度、赋存状态、与硫化物的嵌布关系等, 然后通过大量的条件试验, 确定适宜金浮选的工艺条件, 并以闭路试验进行验证。试验结果表明, Y - 89 捕收剂对提高金的回收率具有特殊的捕收效果。
张大铸和贾振武等根据吴家塬金矿石为含砷微细粒金矿石这一性质, 针对该矿原选矿工艺存在的问题进行了小型试验研究。依据小型试验结果, 将原流程的一段磨矿改为二段磨矿; 将原浮选丁基黄药+ 松醇油的单一药剂制度改为丁基黄药、25# 黑药、碳酸钠、硫酸铜的混合用药。在混合用药过程中, 增加丁基黄药和25 号黑药的用量, 可强化药剂对有用矿物的选择性及捕收能力; 碳酸钠作为调整剂, 优化了矿浆的浮选环境, 特别是提高了砷黄铁矿的活化度; 硫酸铜的活化作用, 使黄铁矿、砷黄铁矿更有效地被捕收。改造后, 金回收率提高了26.11% , 年增效益154.21 万元。
湖南辰州矿业有限责任公司处理的沃溪矿石与鱼儿山矿石同属中低温热液裂隙充填金、锑、钨的石英脉大型矿床产出的矿石。冯志坚等采用MA药剂取代Y89- 3 浮选锑和金矿物, 在精矿质量略有提高条件下, 获得了锑回收率97.5% , 金回收率90.23%的选矿指标。试验结果说明, 对于锑金类硫化矿物, MA 有更好的选别效果。
在某采选公司砂金浮选试验中, 研究了金的粒度、捕收剂类型和用量、矿浆浓度以及抑制剂对砂金浮选的影响。试验结果表明, 用浮选法可从砂金矿中有效地回收金。在相同捕收剂用量( 0.05 kg / t) 下采用戊基钾黄药、丁基钾黄药和25号黑药得到了较好的浮选结果。乙基黄药用量为上述药剂用量的两倍时才能获得相同的回收率。因此, 试验采用丁基钾黄药作捕收剂, T - 80 作起炮剂, 获得浮选精矿金的回收率81% ~ 85%。再用摇床回收浮选尾矿中的金, 金的总回收率可提高到85% ~ 90%。
番寿龙和建方方等根据软硬酸碱规则, 设计并合成了六类含硫有机浮选剂, 并试验了这六类浮选剂从浮选厂尾矿中提取黄金的浮选性能。试验发现从尾矿中富集黄金的最佳捕收剂是次甲基二乙基二硫代氨基甲酸酯。它对浮选尾矿中金的提取率大于90%, 在泡沫浮选法中可以作为金矿物浮选剂;有机磷浮选剂有较好的起泡性能, 浮选过程可以少加或不加起泡剂, 且起泡性能也不会影响它们对金的富集能力。这些新药剂的合成为工业开发应用及我国资源充分利用提供了一条可行性方案。
孟宪瑜等通过对雄黄坡高含砷金矿现行生产工艺的分析与研究, 针对矿石的特性, 研究出更合理有效的金砷分选工艺。试验结果表明, 选用丁基黄药与SK 组合作为捕收剂, 石灰、硫化钠和硫酸铜作为调整剂, 采用了优先选砷的金砷分选新工艺, 显著提高了生产技术指标。
李风雨和王金华等介绍了戊基黄药代替丁基黄药和丁基铵黑药作捕收剂所获得的金选别指标, 戊基黄药对银洞坡金矿石选择性好, 捕收能力强, 药剂用量小, 不但使金银的回收率得到较大提高, 还综合回收了铅、锌和硫, 同时选矿成本也大幅度降低, 给企业创造出显著的经济效益。
Y89- 5 捕收剂捕收力强, 是一种高效、低毒、选择性好的新型捕收剂。欧阳才贵用该药剂选别湖北省鸡笼山金矿多金属硫化矿石的试验研究结果表明, Y89- 5 捕收剂对鸡笼山原矿适应性强。在不需要改动现场工艺流程的情况下, 取代现场混合捕收剂就可以在降低药剂用量的同时提高精矿金和铜的选别指标, 取得较好的经济效益和社会效益。
烂泥沟金矿是贵州微细粒浸染型原生金矿的代表, 试验发现一粗二精三扫流程适用于该矿。但由于该矿泥化严重, 必须强烈的分散矿泥。裴洪明等采用组合药剂碳酸钠+ 硅酸钠+ 六偏磷酸钠进行强分散矿泥, 取得了预期效果。在小型试验和扩大试验调节中发现, 单独使用黄药或单独使用黑药其浮选效果都不如使用组合药剂丁黄药+ 丁铵黑药效果好, 组合药剂可提高浮选金精矿品位和回收率。
新型起泡剂730E 是昆明冶研新材料股份有限公司研制开发的730 系列起泡剂中的一种。目前,730 系列起泡剂已成功应用于铜矿、铜锡矿及铅锌矿的浮选生产中。郑伟和张杰等介绍了730E 起泡剂在镇沅金矿的应用研究情况。结果表明, 730E起泡剂不仅可完全代替松醇油, 而且可获得较好的浮选指标。
4 结 语
近年来, 我国在黄金选别工艺、浮选药剂及新设备的研制方面都取得了许多成就。尤其是工艺流程的改造及新工艺的制定, 解决了现场的一些难题, 提高了金精矿的选别指标, 为企业带来了巨大的经济效益。但同时理论研究和新设备研制发展相对缓慢, 有待进一步加强。在矿产资源日益枯竭的今天,我们必须在学习国外先进的选矿方法的同时, 勇于创新, 开发出新型高效的金捕收剂, 进一步改善目前金选别流程中存在的弊端, 获得最佳的金选别指标。
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