某金矿选矿工艺优化实践

    前言

    九江县丁家山金矿是一个小型金矿，1990年正式投产.其主要选冶生产工艺为池浸及堆浸、活性炭吸附、解吸电解的氰化提金工艺。此工艺优化以前日处理量只有58t/d，年产金不到30kg，金回收率只有70%。从1998年6月～2003年期间进行了选矿工艺优化，通过降低破碎粒度，控制最佳氰化钠用量，增加渗滤层及使用氰化助浸剂，改进吸附系统，控制堆高，完善加药及喷淋制度等工艺优化措施，黄金选矿的回收率提高15百分点，并逐步提高处理量，最终达200t/d，降低了成本，明显提高了企业效益。

    一、原矿性质

    丁家山金矿矿石中金属矿物主要为褐铁矿，其次为赤铁矿.少量黄铁矿、黄铜矿，偶见方铅矿、自然铜、斑铜矿、铜蓝、闪锌矿、毒砂、自然金、硫铁银矿；非金属矿物主要为石英、硅质水云母、高岭石、绢云母等。

    金矿物为自然金，主要以裂隙金、粒间金和包裹金状态嵌布于褐铁矿中(占86.74%)，少量嵌布在脉石矿物中(占13.26%)。

    自然金的粒度主要在0.074～0.01mm之间(占75.58%)。属中－细粒金，形状以长角粒状为主，角粒状次之。枝叉状、针状、板片状少量，金成色率935.8‰。金的粒级分布见表1。

    矿石中主要有用成分为金、共生铁，伴生有益组分为银，伴生有害成分为砷，但含量不高。金的含量以含金土状褐铁矿最高，含金块状褐铁矿次之，含金砾石最低，金的赋存关系及多元素分析见表2、3。

表1  自然金粒级相对含量

表2  自然金赋存关系含量

表3  原矿多元素分析 /%

   
    二、氰化工艺参数小型试验

    为确立丁家山金矿选矿工艺最优参数，对现场工艺参数及改进的工艺参数进行小型试验对比。

    （一）尾矿粒度分析及浸出粒度试验

    1、尾矿粒度分析

    从生产现场尾渣堆场取氰化浸出后的尾矿综合大样1000kg，进行了尾矿粒度分析，结果见表4。

表4  尾矿粒度筛析

   
    从尾矿筛析可见，尾矿品位偏高，大部分分布在50mm粒级以上，降低这部分粒级金损失是提高回收率之关键。

    2、浸出粒度试验

    将上述尾矿粒度筛析出来的+50mm粒级尾矿缩分成三份，分别破碎至－30mm、－20mm、－10mm，进行40kg/桶小型氰化浸出试验。试验条件如下，试验结果见表5。

    固定条件：氰化钠用量1kg/t矿，氧化钙5kg/t矿，pH10～ll，液固比3：1，共分三次浸出，第一次时间72h，第二次24h，第三次12h，共108h。

    变动条件：粒度－30mm，－20mm，－10mm。

表5  尾矿浸出粒度试验

   
    从表5试验结果可见，+50mm尾矿通过重新破碎后，进行氰化浸出，仍然可以将金大部分浸出，其中－20mm粒度浸出率最佳，达66.9%，说明降低入选粒度是提高金浸出率的关键。

    （二）氰化钠用量试验

    1998年6月从选厂原矿堆场取原矿样1000kg,进行氰化钠用量对比试验及不同pH值试验。试验结果见表6。试验固定条件：浸出时间108h，液固比3：1，入选矿石粒度－20mm，40kg矿/桶；对比条件：氰化钠用量，石灰用量。

表6  氰化钠用量及pH值试验

   
    工艺优化之前，现场的氰化钠用量及石灰用量基本上与本试验Y2^#试验相同，从上述试验结果可见，在降低破碎粒度之后，现场高氰高pH值(＞12)金浸出率只有82.98%，没有低碱低氰工艺浸出率高。在石灰用量10kg/t(pH10～11)，氰化钠用量1.1kg/t条件下，浸出率最高达87%，说明现场氰根及pH值工艺参数必须调整降低，这样既可以节约成本又可以提高Au浸出率。

    此试验尾渣多元素分析结果见表7。

表7  尾渣多元素分析  /%

   
    （三）活性炭小型吸附试验

    吸附工艺通过3～4个装有活性炭的吸附柱( 50×100)串联后使含金溶液由第一个吸附柱底部给入，第三、四个吸附柱顶部排出。试验固定条件：氰化贵液700mL；变动条件：吸附柱串联个数变。试验结果见表8，对吸附的贵液及用4柱吸附后的贫液分析见表9。

表8  活性炭吸附试验结果

表9  氰化贵液、贫液多元素分析 g/m

   
    从吸附试验可见，3柱吸附柱吸附率只有98%，4柱吸附柱吸附率达99.6%，装炭量多了，载金炭品位有所下降。从这个试验可见，现场要提高吸附率，应适当增加吸附柱个数。

    三、浸出工艺优化实践

    （一）池浸工艺优化

    1、降低破碎粒度，提高黄金浸出率

    丁家山金矿1998年6月以前有二个工区，破碎工序只有一段破碎，即PE250×400破碎机，其破碎粒度较粗。加上牙板磨损后没有及时更换，破碎粒度明显偏粗，粒度大部分为50mm以下，粗的粒度达80mm。从前面小试研究已看出，粒度是影响金浸出率的主要因素，一段破碎满足不了选矿要求，对破碎进行技改势在必行。笔者在主要产金工段－工区进行了为期一个月的破碎技改.将一段破碎改为二段破碎流程。于1998年7月底投入生产使用。原矿入池粒度可以控制在15mm以下，经二个月试生产，配合进行了氰化钠用量及石灰用量试验。1998年1O月份进入正式生产，在原矿金品位2.5左右，池浸生产尾矿金品位降至0.3～0.35g/t，金浸出率达86%以上。比破碎技改前金浸出率提高15个百分点，明显提高了选矿技术指标.每年为企业创效益约72万元。

    2、降低氰化钠及石灰用量

    1998年6月以前，金矿氰化钠用量高达2.0kg/t矿，石灰20kg/t矿，现场抽检其贵液氰化钠浓度达2‰～3‰，pH＞12，氰化钠浓度及pH值明显偏高。通过前述小试。氰化钠及石灰用量可降低一半，技术指标还可以有所提高。在1998年8～9月份进行了降低氰化钠及石灰用量试生产，据生产统计，原矿品位2.5，处理矿量近3000t，氰化钠实际用量为0.9kg/t矿，石灰用量9.3k矿，贵液氰化钠浓度在各次浸出中能控制在1.5‰～0.6‰。左右，且贫液氰化钠浓度在0.6‰～0.8‰左右。通过贵液含金品位、氰化钠浓度及尾渣金品位的跟踪检测，降低氰化钠及石灰用量后，并没有影响浸出速度及浸出率。在前述降低破碎粒度后，在同等的浸出时间下(浸出时间仍为108h)，尾渣金品位在0.3～0.35g/t矿，浸出率达86%，与小试结果相符合。降低氰化钠用量后，每年能为企业节约氰化钠近40t，节约生产成本36万元。

    3、提高吸附率和载金炭品位

    生产现场吸附只有3级吸附，贫液含金在0.05～0.1g/m³，左右，吸附率只有97%～98%。从前面小试可见，3柱吸附时间偏短。1998年10月池浸吸附柱改为每级5柱，堆浸改为每级4柱。经改进后，贫液含金降至0.0lg/m³以下，吸附率达99%以上。

    为提高载金炭品位。2000年将池浸增加了渗滤层，使排出贵液含泥砂量明显减少，从而减少了载金炭泥砂夹杂量。所有池浸增加渗滤层后，经年生产统计。载金炭含金品位提高了O.7g/kg，载金炭品位高达6g/kg。

    4、使用助浸剂，加快浸出速度，提高佥浸出率

    丁家山金矿矿床为不连续的鸡窝状，比较分散，原矿品位变化非常大。1999年1～2月份采场284采矿点原矿品位含金高达40～100g/t，在1999～2003年各年生产期间都不断有8g/t以上高品位原矿出现。生产上高品位原矿常规浸出，当原矿含金品位20以上，浸出时间需12d，当原矿品位8g/t以上需7d，浸出时间明显加长，严重影响了采、选生产进度。

    据有关黄金专著阐述。加双氧水能有效提高金浸出率及浸出速度。笔者通过现场工业试验，增加助浸剂——“氰化快速净”（河南洛阳老城选金试剂厂生产，用量0.1kg/t矿)及双氧水(0.3～0.5kg/t矿)后，氰化速度明显加快，浸出时间比常规缩短30%左右，且金浸出率比常规高3～5个百分点。

    在冬季，气温0℃时，氰化浸出速度明显减慢，常规池浸出由平时4.5d延至7d，尾渣品位才能达标。2000年元月进行了H₂O₂助浸剂现场工业试验，同一批矿试验对比，加H₂O₂后(用量0.4～0.5kg/t)，浸出时氰化钠消耗明显加快，贵液含金品位由1.3g/m³升高至2.2g/m，尾渣金品位由0.59g/t降至0.4g/t，浸出时间由7d缩短至5d，金浸出率达84%。比常规浸出率高7.6个百分点。通过这次工业试验，在此后冬季气温达0℃以下时，生产上都添加H₂O₂助浸剂，加快浸出，提高浸出率。

    （二）堆浸工艺优化

    丁家山金矿有4个堆场，堆场总面积3000m²，堆场年处理量1万多t矿石.原矿品位含金lg/t以下矿石用于堆浸。在技改前，堆浸浸出率只有65%，尾渣含金高达0.4g/t。堆浸生产方面存在的问题主要有：堆矿粒度较粗，达100mm以上：喷淋不能有效覆盖堆场；喷淋加石灰、加药存在一定问题；炭吸附只有二级；贫、贵液没有分开；整个浸出周期过长(50～60d)。从1999年6月至2001年陆续对堆场存在的设施和工艺问题进行了合理改进。

    1、堆浸工艺优化

    (1)活性炭吸附系统由原来的二级吸附改为三级吸附，由过去的一个吸附系列改为三个吸附系列。吸附前含金贵液与吸附后的贫液分开，贵液经炭吸附后到贫液池，再加氰化钠药剂由泵扬至堆场，这样减少了溶液中金在堆场循环损失。

    (2)喷淋系统由固定式莲蓬头改为旋转式喷头，从堆面至堆边均有效分布，使整个堆场全部覆盖。

    (3)保证堆场石灰的添加。丁家山金矿的矿石属酸性，为了弥补pH值不足，现场往往补加石灰至贵液池或贫液池，导致载金炭表面钙化，不载金，喷淋时常堵塞，产量低下。为此，加强了石灰添加的管理，保证入堆石灰的用量控制在7～lOkg/t矿左右。喷淋前的洗矿作业控制pH值在1O～l1之间，pH值如不足，则将石灰补加至堆面上，并重新松堆一次，在pH达标下才开始加药喷淋。

    (4)降低入堆粒度。为了保证进堆场的矿石粒度,堆场增加了一台PE250×400破碎机处理大块矿石,进堆原矿粒度控制在50mm以下。

    (5)改善堆浸渗透性。丁家山金矿原矿含粉矿量较多.且有一定的粘土质脉石。－0.074mm粉矿达33.4%，渗透性很差，处理不好，在喷淋过程中常产生沟流现象，药剂不能有效渗透到矿堆内部，影响浸出率。为此，生产上采取了如下措施：

    a.堆场底部铺一层厚30cm的破碎后渣子矿(粒度50mm左右)，堆浸一段时间后根据底面情况，经常清底更换。

    b.严格控制堆浸高度小于3m。

    c.入堆过程中，粉矿及破碎渣子矿搭配入堆，从采场方面控制入堆的粉矿量。

    d.入堆完成后。在堆面上铺一层厚30cm破碎后的渣子矿，以保证喷淋液均匀渗透。

    经过上述改进，加上旋转喷头的使用，堆浸渗透性差的问题完全解决。经过计算喷淋强度达1O～16L/(h·m²)。

    (6)改进加药制度。堆浸过程分三个阶段进行加药浸出，先洗堆，至pHl0～l1，大约ld；然后进入加药浸出，第一阶段浸出时间7d，连喷，CN^-0.5‰；第二阶段15d，连喷，CN^-0.3‰左右；第三阶段，10d，喷一停一，CN^-0.1‰～0.2‰。氰化钠消耗为0.4～0.5kg/t矿(仅为池浸的一半)。

    (7)增加助浸剂，加快浸出速度。入堆原矿含金品位有时会高于ls/t，甚至高达1.5g/t。为缩短浸出时间，在堆浸第一阶段加入H₂O₂(0.3～0.5kg/t矿)助浸。加助浸剂后，浸出高峰期贵液含金高达2-3g/m³，比未加H₂O₂堆浸贵液品位高1倍，浸出时间也能在30～35d结束，缩短了10d左右。

    2、堆浸工艺优化效果

    经过上述工艺优化，2001年至2003年底。堆浸工艺技术指标大幅提高.尾渣含金全年平均降至0.2g/t，金浸出率达79%～81%，比工艺优化前提高14个百分点左右。

    工艺优化以前金选矿回收率只有70%，通过上述工艺优化实践.选矿回收率比工艺优化前提高了约15个百分点。历年选矿生产指标见表10。

表10  丁家山金矿历年选矿生产指标

   
    四、结语

    （一）入浸粒度是影响丁家山金矿浸出率的关健因素。通过多年的工艺优化实践，采用降低破碎粒度及低氰低碱工艺，金浸出率提高15个百分点。每年为企业创造了100多万元效益。

    （二）对于原矿含金大于8g/t以上高品位金矿石，采用助浸剂及“氰化快速净”后。浸出速度加快30%，金浸出率提高3～5个百分点。

    （三）通过对堆浸工艺的优化，降低破碎粒度，控制石灰用量，改进吸附系统，控制堆高，完善加药及喷淋制度，堆浸浸出率由65%提高到79%～81%。有效解决含粘土质金矿石堆浸指标低问题，并获得了较好堆浸选矿指标。