乌拉嘎金矿自上世纪八十年代投产以来,所有的尾矿均堆存于尾矿库中。选矿厂所排尾矿量累计约750万t,金属量约为7000kg,平均品位约为0.9g/t。随着矿山黄金资源的匮乏,对这部分高品位老尾矿的综合利用已迫在眉睫。本文对乌拉嘎金矿的尾矿综合利用开展了一系列的技术研究,试验研究结果表明,采用联合工艺流程,即浮选—尾矿氰化流程和氰化—浸渣浮选流程均能使尾矿品位降到0.12g/t,金回收率达80%以上,取得了很好的效果,为矿山进一步开发利用这部分资源提供了科学的技术依据。
1 矿石工艺矿物学研究
1.1矿样化学多元素分析
矿样取自乌拉嘎金矿尾矿库尾矿,对矿样进行化学多元素分析,其结果见表1。
表1 矿样化学多元素分析结果 %
成分 |
Au |
Ag |
Cu |
Pb |
Zn |
As |
Fe |
含量 |
0.98 |
2.94 |
0.01 |
0.07 |
0.01 |
0.031 |
1.58 |
成分 |
S |
C |
Sb |
CaO |
MgO |
Al2O3 |
SiO2 |
含量 |
0.76 |
0.87 |
0.07 |
3.38 |
5.82 |
10.84 |
71.96 |
注:Au、Ag含量单位为g/t。
1.2矿物组成及相对含量
1.2.1矿物组成
该样品矿物组成简单,金属矿物主要为黄铁矿、白铁矿、褐铁矿、赤铁矿,偶见有方铅矿、辉锑矿等;非金属矿物主要为石英、高岭土、少量长石、云母、绿泥石等。其相对含量见表2。
表2 矿物相对含量测量结果 %
金属矿物 |
非金属矿物 | ||
矿物名称 |
相对含量 |
矿物名称 |
相对含量 |
黄铁矿 |
1.02 |
石英 |
63.04 |
白铁矿 |
0.39 |
高岭土、长石 |
26.15 |
褐铁矿、赤铁矿 |
2.08 |
绿泥石、云母等 |
7.32 |
小计 |
3.49 |
小计 |
96.51 |
合计 |
100.00 |
1.2.2主要金属矿物粒度
该样品中主要金属硫化物为黄铁矿(含白铁矿),金属氧化物为褐铁矿,对其进行粒度分析,测量结果见表3。
表3 主要金属矿物粒度测量结果
粒径区间/mm |
+0.074 |
-0.074+0.037 |
-0.037+0.01 |
-0.01 |
合计 |
黄铁矿 |
18.3 |
24.6 |
34.3 |
22.8 |
100.00 |
褐铁矿 |
9.2 |
26.3 |
45.0 |
19.5 |
100.00 |
1.2.3主要金属硫化物(黄铁矿)单体解离度考查
该样品中金属硫化物主要为黄铁矿(含白铁矿),有一部分呈单体状态,有一部分与脉石、褐铁矿连生,还有部分为脉石包裹、褐铁矿包裹,通过检测相对含量见表4。
表4 黄铁矿(含白铁矿)单体解离度考查结果 %
单体解离度 |
单体 |
脉石连生 |
与褐铁矿连生 |
脉石中 |
褐铁矿中 |
合计 |
相对含量 |
43.6 |
19.6 |
18.5 |
10.1 |
8.2 |
100.0 |
1.2.4主要金属矿物工艺特征
黄铁矿(白铁矿)是该样品中的主要金属硫化物,占矿物含量的1.41%,粒度在0.01~0.074mm区间占58.9%,多呈单体,占含量的43.6%,呈连生状态占38.1%,呈包裹状态占18.3%,该样品中的黄铁矿表面污染严重,有相当一部分的黄铁矿被褐铁矿交代,而呈紧密连生或包裹,比较好的黄铁矿表面也有不同程度的晕色,对浮选将产生不利影响。
1.3金的工艺特征
1.3.1金的粒度特征
该样品中金的粒度粗细不均,但大多数为微细粒金,在人工重砂中发现最大金粒为0.08 mm×0.10 mm×0.04mm,在人工重砂中所见金粒表面有不同程度的污染,多为铁质污染。金的粒度测量结果见表5。
表5 金的粒度测量结果
粒级区间/mm |
+0.053 |
-0.053+0.037 |
-0.037+0.01 |
-0.01 |
合计 |
相对含量/% |
5.82 |
3.24 |
42.29 |
48.65 |
100.00 |
1.3.2金的形态特征
该样品中的金多为短柱粒状,少呈板片状、麦粒状、浑圆状,其表面积相对较小,金的形态特征测量结果见表6。
表6 金的形态特征测量结果 %
外形形态 |
角粒状 |
板片状 |
麦粒状 |
浑圆状 |
合计 |
相对含量 |
60.3 |
21.6 |
12.3 |
5.8 |
100.00 |
1.3.3金的赋存状态
该样品通过磨制团矿片,镜下检测与选择性溶金分析相结合,查明该样品中金的赋存状态,通过综合分析可以看到金多为脉石连生金硫化物包裹金,少为脉石包裹及单体金,其结果见表7。
表7 金的赋存状态综合分析结果 %
金的赋存状态 |
单体金 |
与脉石连生金 |
脉石包裹金 |
褐铁矿中金 |
硫化物中金 |
合计 |
相对含量 |
5.52 |
43.04 |
17.69 |
0.08 |
33.67 |
100.00 |
2 选矿试验研究
根据矿石性质,矿石中主要有用元素为金,且粒度较细,选矿工艺流程对比试验拟定4个工艺流程:单一氰化流程;原矿氰化—浸渣浮选开路流程;单一浮选流程;浮选闭路—浮选尾矿氰化流程。
为便于进行技术经济比较,对单一氰化流程和单一浮选流程分别进行了条件试验,确定较佳的工艺条件,对各流程的综合条件及闭路试验结果进行分析。
2.1氰化综合条件试验
氰化综合条件试验条件:磨矿细度-0.074mm含量60%、90%、99%、-0.038mm含量99%,矿浆浓度为33%,CaO用量为4.0kg/t,碱处理时间为2h,NaCN用量为0.6kg/t,浸出时间为24h。氰化综合条件试验流程见图1,试验结果见表8。
图1氰化综合条件试验流程
表8 氰化综合条件试验结果
磨矿细度 |
氰化时间/h |
浸原品位/(g/t) |
浸渣品位/(g/t) |
金浸出率/% |
-0.074mm 占60% (不磨) |
16 |
0.98 |
0.55 |
43.88 |
24 |
0.98 |
0.52 |
46.94 | |
-0.074mm 占90% |
16 |
0.98 |
0.44 |
55.10 |
24 |
0.98 |
0.42 |
57.14 | |
-0.074mm 占99% |
16 |
0.98 |
0.42 |
57.14 |
24 |
0.98 |
0.40 |
59.18 | |
-0.038mm占99% |
16 |
0.98 |
0.42 |
57.14 |
24 |
0.98 |
0.35 |
64.29 |
由表8试验结果可知,当磨矿细度为-0.074mm90%时,浸渣品位为0.42g/t,金浸出率为57.14%;当磨矿细度为-0.074mm99%时,浸渣品位为0.40g/t,金浸出率为59.18%;当超细磨矿至-0.038mm占99%时,浸渣品位为0.35g/t,金浸出率为64.29%,随着磨矿粒度的加细,金浸出率逐渐提高。
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