CN105268543A - 高含砷含碳微细粒浸染型复杂金矿石的浮选回收工艺 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种高含砷含碳微细粒浸染型复杂金矿石的浮选回收工艺，该工艺针对高含砷、高碳微细粒浸染型难处理含金矿石，采用烃基油、苏打、惰性气氛的组合技术方法浮选金回收工艺，降低该类矿石中的不利因素对金回收的影响，最大程度的回收金。本发明针对高含砷、高碳微细粒浸染型难处理含金矿石取得了较好的回收指标，与常规试验对比，药剂用量降低了30～60％，金的回收率从74.57％提高到89％左右，金的回收率得到显著提高，可使这类难处理的金矿资源得到充分利用。

Description

高含砷含碳微细粒浸染型复杂金矿石的浮选回收工艺

技术领域

本发明涉及一种难处理高碳、高砷含金矿石金回收工艺，特别涉及一种高含砷含碳微细粒浸染型复杂金矿石的浮选回收工艺。

背景技术

随着矿业资源的迅速开发，易处理的砂金矿和易浸的脉金矿日益减少，难处理的金矿资源越来越多的受到重视。难处理金矿资源的合理、高效、环保的开发和利用，已成为世界各产金国当前主要面对的技术问题。

难处理金矿的类型包括：1)金矿物粒度极其微细，包裹于载金矿物中，用常规磨矿方法难于使其解离出来，常见的载金矿物为黄铁矿、磁黄铁矿和砷黄铁矿等；2)金矿石中含有砷、锑、铜等有害杂质，它们在氰化液中有较高的溶解度，大量消耗氰化物和溶解氧；3)含有有机碳、粘土等“劫金”矿物，导致已溶解的金吸附在这些矿物上；4)金与碲、铋、锑等导电矿物生成一些化合物，使金的阴极溶解被钝化。某一金矿石只要符合上述一个条件，就属于难处理金矿的范畴。

目前，难处理金矿石主要的处理方法有焙烧、生物氧化、压力氧化和化学氧化法等。

焙烧是难处理金矿石的最常采用的预处理方法，近十几年来开发出的两段沸腾焙烧和原矿循环沸腾炉焙烧给这一传统工艺的工业应用带来新的生机。世界各地已建焙烧氧化厂几十座。较为有代表性的应用矿山如美国的JerrittCanyon和BigSpring以及南非的NewConsort金矿。我国的贵州金兴金矿为国内唯一一家采用原矿焙烧的金矿。目前我国从难处理金精矿中工业化生产金银主要采取焙烧工艺，中原冶炼厂、招远冶炼厂、朝阳新都、山东恒邦等数家企业的生产工艺均为此工艺，该工艺是从含碳、含铜、含砷金精矿中提取金银的有效方法。

压力氧化法在拉美国家被认为是最有效的预处理工艺。其分为酸性压力氧化和碱性压力氧化两种。碱性压力氧化由于仅适用于碳酸盐含量高、硫化物含量低的难处理金矿石，因而，相比较而言酸性压力氧化工艺的应用较为广泛。酸性压力氧化基于在高温高压下，黄铁矿、毒砂等硫化矿物与氧发生反应，使矿物结构发生变化的机理，通过在酸性介质中的高温、高压下的一系列反应，使被包裹的金暴露出来，达到氰化浸金的目的。该工艺对难处理金精矿十分有效，巴西的SaoRenton、希腊的Olypias、巴布亚新几内亚的Porgora和加拿大的Campbell金矿都是处理金精矿的代表。

生物氧化预处理技术最早由南非金田公司首创工业应用，注册为Biox技术，在工业生产中应用最多。南非Mintek研究院与澳大利亚的巴克泰克公司合作的技术也已用于工业生产，注册为Bacox技术。我国对难处理金矿生物氧化技术进行了长期研究。2000年，烟台黄金冶炼厂与长春黄金研究院、北京有色冶金设计研究总院合作，建设投产了我国第一座50t/d规模的生物氧化提金工厂，并获得了良好的生产指标和经济效益，我国首先突破了难处理金矿生物氧化工业化的工程化问题，后期该厂扩建到80t/d。2003年，中国黄金集团公司以“九五”国家科技攻关的成果，在辽宁投产建设了国家高技术产业化示范工程，它标志着中国开发的难处理金矿生物氧化-氰化提金技术已经完全成熟。长春黄金研究院自主开发的生物氧化技术称为CCGRI技术，该技术目前在国际上处于领先水平，是拥有独立自主知识产权的创新技术，已获2009年国家科技进步二等奖。

采用生物氧化、压力氧化和焙烧氧化预处理工艺前，几乎(除原矿直接焙烧预处理外)都需要对难处理金矿的原矿石通过浮选富集成金精矿后再对它进行预处理，所以，浮选工艺效果的好坏，直接影响难处理金矿的总的回收指标。

国外对微细的碳质难处理复杂金矿石的选冶技术研发主要在于预先除去碳质矿物的“劫金”性，国内在围绕提高金浮选回收率而开展的新型、高效及组合浮选药剂的研究、开发及应用等方面取得了较大的进展，对提高金浮选产品质量和回收率发挥了重要作用。而对于高含砷、含碳、微细粒浸染型复杂金矿石的有效浮选技术一直都处于研发过程中。

发明内容

本发明的目的是提供一种高含砷含碳微细粒浸染型复杂金矿石的浮选回收工艺。

该类矿石为高含砷、高含碳的微细粒浸染型难处理矿石，矿石中活性碳质物和有机碳含量高，严重吸附浮选药剂，大幅度增加了药剂用量；同时制约了药剂与金载体矿物的化学和物理作用，增长了浮选时间，致使常规浮选回收率低；矿石中的砷含量高，主要为砷黄铁矿，而砷黄铁矿在磨矿、浮选过程中极易氧化，从而降低影响浮选回收率。

本发明解决了该类矿石浮选消耗药剂用量大、浮选回收率低的问题，采用烃基油、苏打、惰性气氛的组合技术方法，使金能较好的富集到精矿中。

本发明的工艺是：针对高含砷、高碳微细粒浸染型难处理含金矿石，提供一种采用烃基油、苏打、惰性气氛的组合技术方法浮选金回收工艺，降低该类矿石中的不利因素对金回收的影响，最大程度的回收金。本发明针对高含砷、高碳微细粒浸染型难处理含金矿石取得了较好的回收指标，与常规试验对比，药剂用量降低了30～60％，金的回收率从74.57％提高到89％左右，金的回收率得到显著提高，可使这类难处理的金矿资源得到充分利用。

本发明的技术原理：

(1)烃基油对矿石中有机碳的作用机理：含碳难处理金矿石中含有活性碳质物和有机碳成分，这些成分具有一定的吸附能力，其吸附过程为物理吸附，吸附形式类似于活性炭，吸附能力越强，在浮选过程中所产生的不利影响越大。烃基油应用在本发明浮选工艺过程中，是利用烃基油与碳质有较强的亲和力，能够将碳质包裹，从而达到钝化活性碳质物和有机碳的吸附性能，将这些碳质物对浮选药剂的吸附活性降到最低。

(2)苏打的作用机理：苏打的学名叫碳酸钠，工业上叫纯碱，是一种弱酸强碱盐，无色固体，易溶于水。在水溶液中电解为钠离子和碳酸根。

Na₂CO₃＝2Na⁺+CO₃ ^2－

碳酸根再水解使溶液呈碱性

矿石中的砷黄铁矿易被氧化，在自然条件和磨矿、搅拌过程中，其表面易被氧化生成亲水性物质，这对捕收剂与矿物表面的作用影响很大，大大降低了其可浮性。一般情况下，金与砷黄铁矿的赋存关系更为紧密，砷黄铁矿的流失即造成金的流失。砷黄铁矿表面氧化生成的络合物不溶于水，不与OH^-反应，而与As³⁺反应；在矿浆中引入苏打，在碳酸根的作用下，可从已氧化的砷黄铁矿表面脱砷，使砷黄铁矿与捕收剂阴离子A^-作用，这一过程的反应方程式如下所示。

2FeAsS+7O₂＝Fe₂S₂O₃(AsO₂)₂

Fe₂S₂O₃(AsO₂)₂+CO₃ ^2-＝Fe₂S₂O₃CO₃+2AsO₂ ^-

Fe₂S₂O₃CO₃+2A^-＝Fe₂S₂O₃A₂:+CO₃ ^2-

苏打水溶液显弱碱性，pH值8～10之间，它既是浮选体系pH值调整剂，又是已氧化的砷黄铁矿的活化剂。砷黄铁矿浮选回收率提高，也使得金浮选回收率相应提高。

(3)惰性气体气氛的作用：在磨矿和浮选过程中，采用惰性气氛环境，可降低矿浆溶液中的溶解氧浓度，从而降低氧对易氧化矿物如砷黄铁矿的氧化，降低氧对浮选药剂的氧化作用，这样可最大程度的保证砷黄铁矿的可浮性，降低浮选药剂的无效消耗。

该工艺的步骤如下：

(1)、磨矿分级作业：

矿石给入球磨机进行磨矿，同时在磨机内加入烃基油和苏打，并同时保持该环境为惰性气体的气氛，三因素缺一不可。使烃基油在磨矿的过程中与矿石中的活性碳质物和有机碳充分作用，消除这些物质的吸附性能，使苏打在磨矿的过程中与矿石中的已氧化的砷黄铁矿进行反应，提高砷黄铁矿的可浮性。烃基油的加入量为50～200g/t，苏打的加入量为500～2000g/t，磨矿粒度控制在-0.074mm含量60％～90％；

(2)、浮选作业：

将步骤(1)的矿浆调整至质量百分比浓度28％～38％；加入硫酸铜对黄铁矿矿物进行活化，硫酸铜的用量为100～300g/t，作用时间为5～10分钟；接着加入捕收剂，捕收剂的用量合计为60～150g/t，作用时间各3分钟；最后加入松醇油，松醇油的用量20～60g/t，作用时间为2分钟，之后进行浮选，粗选作业时间为5分钟；扫选一作业，硫酸铜、捕收剂、松醇油减半添加；扫选二作业、扫选三作业只添加捕收剂和松醇油，用量为上一次作业的1/2；精选作业对粗选精矿进行两次精选，精选时间分别为3.5分钟、3分钟；整个浮选作业在惰性气体的气氛中进行，浮选充气气体也为惰性气体。

所述的捕收剂为正戊基黄药、异戊基黄药、丁基黄药、异丁基黄药、丙基黄药和乙基黄药中的一种或几种；或捕收剂与丁铵黑药以4:1～1:1的比例混合使用。

所述的/t是指每吨矿石。

所述的惰性气体为氮气或氦气或氩气。

本发明的有益效果：

相对常规浮选工艺，可大幅度提高高含砷、含碳、微细粒浸染型复杂金矿石的金浮选回收率，处理工艺流程简单，操作方便，浮选药剂用量得到显著降低，可使这类难处理的金矿资源得到充分有效的利用。

具体实施方式

本发明的步骤如下：

(1)、磨矿分级作业：

矿石给入球磨机进行磨矿，同时在磨机内加入烃基油和苏打，并同时保持该环境为惰性气体的气氛，三因素缺一不可。使烃基油在磨矿的过程中与矿石中的活性碳质物和有机碳充分作用，消除这些物质的吸附性能，使苏打在磨矿的过程中与矿石中的已氧化的砷黄铁矿进行反应，提高砷黄铁矿的可浮性。烃基油的加入量为50～200g/t，苏打的加入量为500～2000g/t，磨矿粒度控制在-0.074mm含量60％～90％；

(2)、浮选作业：

将步骤(1)的矿浆调整至质量百分比浓度28％～38％；加入硫酸铜对黄铁矿矿物进行活化，硫酸铜的用量为100～300g/t，作用时间为5～10分钟；接着加入捕收剂，捕收剂的用量合计为60～150g/t，作用时间各3分钟；最后加入松醇油，松醇油的用量20～60g/t，作用时间为2分钟，之后进行浮选，粗选作业时间为5分钟；扫选一作业，硫酸铜、捕收剂、松醇油减半添加；扫选二作业、扫选三作业只添加捕收剂和松醇油，用量为上一次作业的1/2；精选作业对粗选精矿进行两次精选，精选时间分别为3.5分钟、3分钟；整个浮选作业在惰性气体的气氛中进行，浮选充气气体也为惰性气体。

所述的捕收剂为正戊基黄药、异戊基黄药、丁基黄药、异丁基黄药、丙基黄药和乙基黄药中的一种或几种；或捕收剂与丁铵黑药以4:1～1:1的比例混合使用。

所述的/t是指每吨矿石。

所述的惰性气体为氮气或氦气会氩气。

实验所用的某高含砷含碳微细粒浸染型复杂金矿石分析结果

某高含砷含碳微细粒浸染型复杂金矿石，原矿多元素分析结果见表1，原矿As、C物相分析结果分别见表2和表3。

表1原矿多元素分析结果

元素	Au(g/t)	Ag(g/t)	Cu	Pb	Zn	Fe	S
								含量(％)	1.98	2.89	0.01	0.007	0.010	3.85	2.47
元素	Sb	As	C	CaO	MgO	Al2O3	SiO2
								含量(％)	0.017	1.49	4.18	4.52	2.12	12.50	67.58

表2砷物相分析结果

相别	As/硫化物	As/氧化物	总As
				含量(％)	1.16	0.33	1.49
相对含量(％)	77.85	22.15	100.00

表3碳物相分析结果

相别	C/碳酸盐	C/有机碳	C/单质碳	总C
					含量(％)	1.24	2.18	0.76	4.18
相对含量(％)	29.67	52.15	18.18	100.00

吧采用常规浮选工艺的各项参数为：

(1)、磨矿分级作业：氧化钙1200g/t，磨矿粒度为-0.074mm含量90％；(2)浮选作业：矿浆浓度33％；加入硫酸铜对黄铁矿矿物进行活化，用量为300g/t，作用时间为5分钟；接着加入捕收剂丁基黄药+丁铵黑药(180+60g/t)，作用时间各3分钟；最后加入松醇油80g/t，作用时间为2分钟，之后进行浮选，粗选作业时间为5分钟，扫选一作业硫酸铜、捕收剂、松醇油减半添加，扫选二作业、扫选三作业只添加捕收剂和松醇油，用量为上一次作业的1/2；精选作业对粗选精矿进行2次精选，精选时间分别为3.5分钟、3分钟；磨矿和浮选作业气氛为空气。

该矿石常规浮选技术指标为：

常规浮选技术指标

产物名称	产率(％)	金品位(g/t)	金回收率(％)
				金精矿	12.26	12.17	74.57
尾矿	87.74	0.58	25.43
				原矿	100.000	2.00	100.00

从技术指标可以看出，采用常规浮选流程难以获得理想的浮选指标。

使用本发明之工艺的结果

实施例1：

(1)、磨矿分级作业：

将上述难处理金矿装入球磨机，同时在磨机内加入烃基油80g/t和苏打1000g/t，并同时保持该环境为惰性气氛进行磨矿，磨矿粒度控制在-0.074mm含量70％；

(2)、浮选作业：

将步骤(1)的矿浆调整质量百分比浓度至28％；加入硫酸铜对黄铁矿矿物进行活化，硫酸铜的用量为100g/t，作用时间为5分钟；接着加入捕收剂丁基黄药+丁铵黑药(80+40g/t)，作用时间各3分钟；最后加入松醇油30g/t，作用时间为2分钟，之后进行浮选，粗选作业时间为5分钟，扫选一作业硫酸铜、捕收剂、松醇油减半添加，扫选二作业、扫选三作业只添加捕收剂和松醇油，用量为上一次作业的1/2；精选作业对粗选精矿进行2次精选，精选时间分别为3.5分钟、3分钟；整个浮选作业在惰性气体的气氛中进行，浮选充气气体也为惰性气体。

工艺技术指标是：

产物名称	产率(％)	金品位(g/t)	金回收率(％)
				金精矿	5.808	30.93	89.24
尾矿	94.192	0.23	10.76
				原矿	100.000	2.01	100.00

实施例2：

(1)、磨矿分级作业：

将上述难处理金矿装入球磨机，同时在磨机内加入烃基油100g/t和苏打1200g/t，并同时保持该环境为惰性气氛进行磨矿，磨矿粒度控制在-0.074mm含量80％；

(2)、浮选作业：

将步骤(1)的矿浆调整质量百分比浓度至33％；加入硫酸铜对黄铁矿矿物进行活化，硫酸铜的用量为150g/t，作用时间为5分钟；接着加入捕收剂丁基黄药+丁铵黑药(80+40g/t)，作用时间各3分钟；最后加入松醇油40g/t，作用时间为2分钟，之后进行浮选，粗选作业时间为5分钟，扫选一作业硫酸铜、捕收剂、松醇油减半添加，扫选二作业、扫选三作业只添加捕收剂和松醇油，用量为上一次作业的1/2；精选作业对粗选精矿进行2次精选，精选时间分别为3.5分钟、3分钟；整个浮选作业在惰性气体的气氛中进行，浮选充气气体也为惰性气体。

工艺技术指标是：

产物名称	产率(％)	金品位(g/t)	金回收率(％)
				金精矿	5.92	30.70	89.78
尾矿	94.08	0.22	10.22
				原矿	100.00	2.02	100.00

实施例3：

(1)、磨矿分级作业：

将上述难处理金矿装入球磨机，同时在磨机内加入烃基油100g/t和苏打1600g/t，并同时保持该环境为惰性气氛进行磨矿，磨矿粒度控制在-0.074mm含量90％；

(2)、浮选作业：

将步骤(1)的矿浆调整质量百分比浓度至38％；加入硫酸铜对黄铁矿矿物进行活化，硫酸铜的用量为130g/t，作用时间为5分钟；接着加入捕收剂丁基黄药+丁铵黑药(80+40g/t)，作用时间各3分钟；最后加入松醇油40g/t，作用时间为2分钟，之后进行浮选，粗选作业时间为5分钟，扫选一作业硫酸铜、捕收剂、松醇油减半添加，扫选二作业、扫选三作业只添加捕收剂和松醇油，用量为上一次作业的1/2；精选作业对粗选精矿进行2次精选，精选时间分别为3.5分钟、3分钟；整个浮选作业在惰性气体的气氛中进行，浮选充气气体也为惰性气体。

工艺技术指标是：

产物名称	产率(％)	金品位(g/t)	金回收率(％)
				金精矿	5.85	30.75	89.26
尾矿	94.15	0.23	10.74
				原矿	100.00	2.02	100.00

Claims (4)

1.一种高含砷含碳微细粒浸染型复杂金矿石的浮选回收工艺，该工艺的步骤如下：

(1)、磨矿分级作业：

矿石给入球磨机进行磨矿，同时在磨机内加入烃基油和苏打，并同时保持该环境为惰性气体的气氛；使烃基油在磨矿的过程中与矿石中的活性碳质物和有机碳充分作用，消除这些物质的吸附性能，使苏打在磨矿的过程中与矿石中的已氧化的砷黄铁矿进行反应，提高砷黄铁矿的可浮性；烃基油的加入量为50～200g/t，苏打的加入量为500～2000g/t，磨矿粒度控制在-0.074mm含量60％～90％；

(2)、浮选作业：

将步骤(1)的矿浆调整至质量百分比浓度28％～38％；加入硫酸铜对黄铁矿矿物进行活化，硫酸铜的用量为100～300g/t，作用时间为5～10分钟；接着加入捕收剂，捕收剂的用量合计为60～150g/t，作用时间各3分钟；最后加入松醇油，松醇油的用量20～60g/t，作用时间为2分钟，之后进行浮选，粗选作业时间为5分钟；扫选一作业，硫酸铜、捕收剂、松醇油减半添加；扫选二作业、扫选三作业只添加捕收剂和松醇油，用量为上一次作业的1/2；精选作业对粗选精矿进行两次精选，精选时间分别为3.5分钟、3分钟；整个浮选作业在惰性气体的气氛中进行，浮选充气气体也为惰性气体。

2.根据权利要求1所述的一种高含砷含碳微细粒浸染型复杂金矿石的浮选回收工艺，其特征在于：所述的捕收剂为正戊基黄药、异戊基黄药、丁基黄药、异丁基黄药、丙基黄药和乙基黄药中的一种或几种。

3.根据权利要求1所述的一种高含砷含碳微细粒浸染型复杂金矿石的浮选回收工艺，其特征在于：所述的捕收剂与丁铵黑药以4:1～1:1的比例混合使用。

4.根据权利要求1所述的一种高含砷含碳微细粒浸染型复杂金矿石的浮选回收工艺，其特征在于：所述的惰性气体为氮气或氦气或氩气。