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硫服炭浸工艺提金

2020-04-17 20:549280
 某矿为以金铜为主的金、银、铜、铅、锌、硫多金属矿,属中低温热液矿化矿床。
矿物成分比较复杂,金银矿物主要为自然金、银金矿、辉银矿、自然银。金属矿物主要为黄铁矿、碑黝铜矿、黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿、闪锌矿、方铅矿等。脉石态物主要为石英、绢云母、长石、方解石等。原矿多元素分析结果列于表5-3-5中。铜物相分析结果列于表5-3-6中。神物相分析结果列于表5-3-7中。金粒度分析结果列于表5-3-8中。银物相分析结果列于表5-3-9中。从上述表中数据可知,该矿为多金属复合矿,主要有用组分为金、银、铜、硫等四种。从铜物相分析结果可知,铜主要呈黄铜矿和神黝铜矿的形态存在,且矿石的氧化率较高,氧化铜含量占总铜的11.06%o碑主要存在于碑黝铜矿中,故铜金精矿中的碑含量将超过标准。金的嵌布粒度较细,86%以上的金小于0.037毫米。银较分散,主要呈辉银矿和硫化矿包裹辉银矿的形态存在。因此,该矿要同时回收金银铜硫,并实现就地产金存在着较大的困难。目前釆用优先浮选流程产出碑含量较高的金铜精矿和硫精矿。
表5-3-5 原矿多元素分析结果
元素
/克•吨-1
/克•吨-1
含量/%
5.2
96.6
1.72
0.2
0.47
26.70
0.29
29.59
元素
 
氧化钙
氧化镁
氧化硅
氧化铝
含量/%
0.27
0.17
0.04
0.072
0.02
22.92
1.99
表5-3-6
铜物相分析结果
物相
自由氧化铜
结合铜
原生硫化铜
次生硫化铜
总量铜
含量/%
0.06
0.13
0.008
0.85
0.67
1.718
占有率/%
3.49
7.57
0.46
49.48
39.00
100
表5-3-7
碑物相分析结果
物相
碑黝铜矿
黄铁矿
其他矿物
合计
占有率/%
77.80
21.90
0.3
100
表5-3-8
金的粒度分析结果
粒级/毫米
>0.1
0.1-^0.037
<0.037
总计
相对含量/%
1.46
8.20
86.34
100

表5-3-9 银物相分析结果
载银矿物
方铅矿
辉银矿
硫化矿包
裹辉银矿
硫化矿高
度分散银
自然银
合计
分布率/%
1.63
37.01
38.95
15.02
7.39
100
为实现就地产金,该矿委托有关单位进行氤化提金试验,经多种氤化方案对比,推荐浮选一割化一浮选流程。即原矿磨矿后釆用优先浮选方法获得金铜精矿,铜尾再磨后进行氤化提金,氤化渣洗涤后浮硫,产出硫精矿。金铜精矿中金含量26克/吨、银758克/吨、铜13.74%,精矿中各元素的回收率(%)为:金53.69、银78.36、铜90.63。铜尾金含量3克/吨、银28克/吨,将其再磨后进行氤化浸出,金浸出率为25.78%,氤化渣中金含量为1.33克/吨,金损失率为20.53%。氤化渣经洗涤后浮选可得含硫38%的硫精矿。此工艺金的总回收率为78.33%,其中金铜精矿金占53.69%,成品金占24.64%o此工艺尚未用于工业生产。工业试验表明,主要存在再磨费用高、铜尾氧化铜含量较高、氤化物耗量大(甚至达40千克/吨以上)、金氤化浸出率低、氤渣金含量高、氤渣洗涤水量大和硫浮选指标欠佳等缺点。
为了减少环境污染,我们对同一矿样进行了硫腿炭浸提金的对比试验,采用混合浮选、混精再磨硫服炭浸提金、浸渣铜硫分离浮选的工艺流程。混合浮选可丢弃42%以上的尾矿,混合精矿产率为57%,混合精矿中金银铜硫的回收率均大于92%。混合精矿再磨至99%—0.041毫米,在硫酸用量36千克/吨(pH=1.5〜2.0)、硫脉用量5千克/吨、粒状活性炭10千克/吨、液固比为1.5:1的条件下逆流浸吸15小时(每段3小时),金浸出率为56.39%、铜铅锌的浸出量极微。浸出尾矿进行铜硫分离浮选,可得铜含量为12%的金铜精矿,铜的回收率为90%,金的回心率为30%,硫精矿中硫含量为40%,硫回收率为80%。金的总回收率为78.78%,其中成品金占48.78%,精矿金占30%o因此,釆用混合浮洗丢尾可降低再磨费用,利用硫化铜对硫服浸金不敏感的特性进行混合精矿硫腿炭浸提金,这样可提高成品金产量;并有现成的氤化炭浸工艺的成功经验可借鉴。硫服炭浸尾浆加石灰即可实现铜硫分离。该工艺的金、银、铜、硫的技术显示均比氤化工艺高、流程较简单、易操作、污水易处理。

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