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黄金科学技术 ›› 2020, Vol. 28 ›› Issue (2): 285-292.doi: 10.11872/j.issn.1005-2518.2020.02.070

• 采选技术与矿山管理 • 上一篇    下一篇

选冶联合提高甘肃某难浸金矿浮选尾矿金回收率的试验研究

杨波1,3(),童雄2,3,谢贤2,3,王晓1,3()   

  1. 1.昆明学院，云南 昆明 650214
    2.昆明理工大学国土资源工程学院，云南 昆明 650093
    3.金属矿尾矿资源绿色综合利用国家地方联合工程研究中心，云南 昆明 650093
  • 收稿日期:2019-06-06 修回日期:2019-10-29 出版日期:2020-04-30 发布日期:2020-05-07
  • 通讯作者: 王晓 E-mail:yangbo2018kmu@163.com;664094443@qq.com
  • 作者简介:杨波（1987-），男，云南弥勒人，讲师，从事资源综合利用与环保方面研究工作。yangbo2018kmu@163.com
  • 基金资助:
    云南省教育厅科学研究基金项目“杂质元素取代对ZnS晶体结构及性质影响的DFT计算模拟研究”(2020J0521)

Study on the Gold Recovery from Flotation Tailings of a Refractory Gold Ores in Gansu Province by a Process Combining Mineral Processing and Metallurgy

Bo YANG1,3(),Xiong TONG2,3,Xian XIE2,3,Xiao WANG1,3()   

  1. 1.Kunming University，Kunming 650214，Yunnan，China
    2.Faculty of Land Resource Engineering，Kunming University of Science and Technology，Kunming 650093，Yunnan，China
    3.National & Local Joint Engineering Research Center for the Green and Comprehensive Utilization of Metallic Tailings Resource，Kunming 650093，Yunnan，China
  • Received:2019-06-06 Revised:2019-10-29 Online:2020-04-30 Published:2020-05-07
  • Contact: Xiao WANG E-mail:yangbo2018kmu@163.com;664094443@qq.com

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4

PDF (PC)

749

摘要：

甘肃某金矿矿石金质量分数为4.3×10-6，锑、砷和碳依次为0.48%、0.37%和1.84%，属于典型的复杂难处理锑金矿，现场生产采用“重选—浮选—浮尾氰化”工艺回收金和锑。由于矿石中金嵌布粒度粗细不均，锑、砷和碳等杂质含量高，导致金总回收率仅为82%，金损失严重。为提高金回收率，采用电子探针对浮选尾矿中金的赋存状态进行了研究，在此基础上开展了提高金回收率的试验研究。试验结果表明：浮选尾矿中部分金以晶格金或包裹金形式赋存于毒砂、黄铁矿和辉锑矿等硫化矿物中，氰化浸出过程中难以与浸出液接触，是导致金损失过高的主要原因；氰化浸出前先对浮选尾矿进行分级，分级后对 +0.038 mm粗粒级进行再磨和活化浮选，强化对包裹金和晶格金的回收，然后再将粗粒浮选尾矿与-0.038 mm细粒级合并进行氰化浸出，金总回收率可提高约9个百分点，尾渣中金质量分数降低至0.3×10-6以下。

关键词: 锑金矿, 难处理金矿, 选冶联合, 浮选尾矿, 氰化浸渣, 电子探针

Abstract:

There are an abundant gold ores resource in China，and most of gold ores are belong to the refractory ores.The gold in the refractory ores is difficult to recovery by the leaching technology because of the fine dissemination particles in ores.Besides，the natural gold ores usually coexisted with pyrite，arsenopyrite and stibnite and is generally enclosed in these sulfide minerals.The conventional cyanide leaching is difficult to process this gold ore.In this paper，a gold ore from Gansu Province of China contains Au 4.3×10-6，Sb 0.48%，As 0.37% and C 1.84%，which belongs to a refractory gold.The recovery of gold is very low when the ore was directly leached by the cyanide leaching technology.In order to improve the recovery of gold，the gold was recovered in industrial scale by a process combined the gravity separation，froth flotation and cyanide leaching.However，the recovery rate of gold only is 82% due to the gold with a complex dissemination relationship in ores，the gold grade in the final cyanide leaching residue is approximately 0.8×10-6.In order to increase the recovery rate of gold，the occurrence state of gold in flotation tailings was investigated by electron probe microanalysis （EPMA），the flotation tests were conducted in laboratory scale based on the mineralogy results of the flotation tailings.The results indicated that gold in flotation tailings was mainly existed in the formation of lattice gold in arsenopyrite，pyrite and stibnite the or enclosed in these sulfide minerals with the fine dissemination particles size.When the flotation tailings was leached by cyanide solution，the gold enclosed in these sulfide minerals cannot contact effectively with the cyanide solution even if under the very fine grinding fineness.However，the recovery rate of gold was significantly improved when the flotation tailings were firstly sieved before cyanide leaching.After sieving，the coarse particles with the particles size of +0.038 mm was regrinded and increase the liberation degree of pyrite，arsenopyrite and stibnite.After that，the regrinding products was subject to the froth flotation again in order to recovery these sulfide mineral，the tailings after flotation were subjected to the cyanide leaching together with the -0.038 mm fine particles.The recovery rate of gold is obviously increased by 81.3% to 90.21% by using this process，the grade of gold in the final leaching residue is less than 0.3×10-6.The experimental result is helpful for the improvement of industrial production process.

Key words: bearing-Sb gold ores, refractory gold ore, technology combining mineral processing and metal-lurgy, flotation tailings, cyanide leaching residue, EPMA

中图分类号: 

  • TD953

表1

试样化学多元素分析结果"

元素质量分数元素质量分数
Au2.8As0.39
Fe3.35SiO256.94
S0.29Al2O313.93
MgO2.26CaO6.8

图1

主要硫化矿物的电子探针背散射图像（a）毒砂；（b）黄铁矿；（c）辉锑矿;Ars-毒砂；Py-黄铁矿；Qz-石英；Sti-辉锑矿"

图2

浮选试验流程"

表2

再磨细度对金回收率的影响"

磨矿细度（-0.048 mm占比）/%产品产率/%金品位/×10-6回收率/%
38.4精矿5.0720.4647.64
尾矿94.931.2052.36
给矿100.002.18100.00
50.0精矿5.7318.5650.67
尾矿94.271.1049.33
给矿100.002.10100.00
60.0精矿5.4619.9650.70
尾矿94.541.1249.30
给矿100.002.15100.00
75.0精矿6.1616.8047.88
尾矿93.841.2052.12
给矿100.002.16100.00

表3

不同种类抑制剂对金回收率的影响"

抑制剂种类

[用量/(×10-6）]

产品产率/%

金品位

/×10-6

回收率/%
Na2CO3（800）精矿5.7318.5650.67
尾矿94.271.1049.33
给矿100.002.10100.00

（800+800）

Na2CO3+Na2SiO3

精矿6.8216.9955.15
尾矿93.181.0144.85
给矿100.002.10100.00
（NaPO3）6（800）精矿5.4619.8350.80
尾矿94.541.1149.20
给矿100.002.13100.00
（NaPO3）6+Na2CO3（800+800）精矿5.1221.7553.04
尾矿94.881.0446.96
给矿100.002.10100.00

图3

活化剂对金回收率的影响"

表4

捕收剂用量对金回收率的影响"

捕收剂（丁基黄药+丁铵黑药）用量/(×10-6)产品产率/%

金品位

/(×10-6)

回收率/%
40 + 0精矿6.2419.2054.48
尾矿93.761.0745.52
给矿100.002.09100.00
40 + 30精矿7.1017.2057.33
尾矿92.900.9842.67
给矿100.002.13100.00
60 + 30精矿7.6316.4058.77
尾矿92.370.9541.23
给矿100.002.13100.00
80 + 60精矿7.9615.7058.66
尾矿92.040.9641.34
给矿100.002.10100.00
120 + 60精矿8.4114.8058.47
尾矿91.590.9741.53
给矿100.002.11100.00

图4

+0.038 mm粗粒级闭路浮选试验流程"

表5

+0.038mm粗粒级闭路浮选试验结果"

产品产率/%金品位/(×10-6)回收率/%

回收率/%

（对浮选尾矿）

精矿2.4640.6948.2219.34
尾矿97.541.1051.7820.76
给矿100.002.07100.0040.10

图5

NaCN用量对金浸出率的影响"

图6

液固比对金浸出率的影响"

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