甘肃省西和县三华咀金矿矿石性质及选冶工艺研究

甘　肃　冶　金ＧＡＮＳＵ　ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＹ

Ｖｏｌ.４１Ｎｏ.４Ａｕｇ.ꎬ２０１９

文章编号:１６７２￣４４６１(２０１９)０４￣００１９￣０３

甘肃省西和县三华咀金矿矿石性质及选冶工艺研究

刘银太ꎬ袁得袆

(甘肃省有色金属地质勘查局天水矿产勘查院ꎬ甘肃　天水　７４１０２４)

摘　要:三华咀金矿类型是在西秦岭成矿带上的主要矿石ꎬ首先总结了三华咀矿区的赋矿岩性、金矿石的矿物组分、化学组成、金的赋存状态等矿石性质特征ꎮ根据矿石性质ꎬ通过浮选、氰化和浮选－氰化三种工艺流程试验对矿石的选矿进行了较深入的研究ꎬ对今后该地区金矿石加工选冶具有现实的指导意义ꎮ关键词:三华咀ꎻ金矿ꎻ矿石性质ꎻ选冶工艺中图分类号:ＴＤ９５３　　　　　　文献标识码:Ａ

ＳｔｕｄｙｏｎＯｒｅＰｒｏｐｅｒｔｉｅｓａｎｄＯｒｅＳｍｅｌｔｉｎｇＰｒｏｃｅｓｓｏｆＳａｎｈｕａｚｕｉＧｏｌｄ

ＭｉｎｅｉｎＸｉｈｅＣｏｕｎｔｙꎬＧａｎｓｕＰｒｏｖｉｎｃｅ

(ＴｉａｎｓｈｕｉＭｉｎｅｒａｌＥｘｐｌｏｒａｔｉｏｎＩｎｓｔｉｔｕｔｅꎬＧａｎｓｕＮｏｎｆｅｒｒｏｕｓＭｅｔａｌＧｅｏｌｏｇｉｃａｌＥｘｐｌｏｒａｔｉｏｎＢｕｒｅａｕꎬＴｉａｎｓｈｕｉ７４１０２４ꎬＣｈｉｎａ)

ＬＩＵＹｉｎ￣ｔａｉꎬＹＵＡＮＤｅ￣ｙｉ

Ａｂｓｔｒａｃｔ:ＴｈｅｔｙｐｅｏｆＳａｎｈｕａｚｕｉｇｏｌｄｍｉｎｅｉｓｔｈｅｍａｉｎｏｒｅｏｎｔｈｅＷｅｓｔＱｉｎｌｉｎｇｍｅｔａｌｌｏｇｅｎｉｃｂｅｌｔ.Ｔｈｉｓｐａｐｅｒｆｉｒｓｔｓｕｍｍａｒｉ￣

ｚｅｓｔｈｅｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓｏｆｏｒｅｐｒｏｐｅｒｔｉｅｓｓｕｃｈａｓｍｉｎｅｒａｌｉｚａｔｉｏｎꎬｍｉｎｅｒａｌｃｏｍｐｏｓｉｔｉｏｎꎬｃｈｅｍｉｃａｌｃｏｍｐｏｓｉｔｉｏｎａｎｄｇｏｌｄｄｅｐｏｓｉｔｓｔａｔｅｏｆＳａｎｈｕａｊｕｍｉｎｅ.Ａｃｃｏｒｄｉｎｇｔｏｔｈｅｐｒｏｐｅｒｔｉｅｓｏｆｔｈｅｏｒｅꎬｔｈｅｏｒｅｄｒｅｓｓｉｎｇｗａｓｓｔｕｄｉｅｄｉｎｄｅｐｔｈｂｙｔｈｒｅｅｋｉｎｄｓｏｆａｎｄｓｍｅｌｔｉｎｇｏｆｇｏｌｄｏｒｅｉｎｔｈｅａｒｅａ.

ｐｒｏｃｅｓｓｔｅｓｔｓ:ｆｌｏｔａｔｉｏｎꎬｃｙａｎｉｄｅａｎｄｆｌｏａｔｉｎｇ－ｃｙａｎｉｄｅ.ＩｎｔｈｅｆｕｔｕｒｅꎬｉｔｈａｓｒｅａｌｉｓｔｉｃｇｕｉｄｉｎｇｓｉｇｎｉｆｉｃａｎｃｅｆｏｒｔｈｅｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇＫｅｙＷｏｒｄｓ:Ｓａｎｈｕａｚｕｉꎻｇｏｌｄｏｒｅꎻｍｉｎｅｒａｌｐｒｏｐｅｒｔｉｅｓꎻｓｍｅｌｔｉｎｇｐｒｏｃｅｓｓ

１　引言

三华咀金矿床位于西成铅锌矿田西部ꎬ大地构造位置处于秦岭褶皱系西秦岭海西褶皱带东段ꎬ其北为秦岭加里东褶皱带ꎬ南接秦岭印支褶皱带ꎮ三华咀矿区位于邓家山倒转背斜北翼及三华咀－上巷金成矿带东部ꎮ矿区地层、构造较为简单ꎮ

矿石结构有半自形－自形粒状结构、交代环边结构、包含结构、鳞片粒状变晶结构ꎮ矿石构造简单ꎬ以浸染状构造为主ꎬ其次是充填构造、团斑状构造、千枚状构造ꎮ矿石类型主要为原生矿石ꎮ

物为绢云母、白云石、石英等ꎬ后期热液石英脉沿岩２.２　矿石物质组成石千枚理、裂隙充填ꎮ

２.２.１　矿石化学组成

０.５９％ꎬ矿石中碳主要是碳酸盐中的碳ꎬ少量为有机碳或石墨碳ꎬ对自然金的回收影响不大ꎮ原矿多元素分析结果见表１ꎮ２.２.２　矿石矿物组成

无其它综合回收元素ꎻ有害元素砷含量较高ꎬ品位为

矿石中主要有用元素为Ａｕꎬ品位是１.８５×１０－６ꎬ

２　矿石性质研究

２.１　赋矿岩性

赋矿岩性为硅化白云石绢云母千枚岩ꎬ岩石呈鳞片粒状变晶结构ꎬ千枚状构造ꎬ组成岩石的主要矿

矿石中金属矿物主要为黄铁矿、毒砂ꎬ其次有黝铜矿－砷黝铜矿及少量闪锌矿、方铅矿、黄铜矿、褐铁矿等ꎮ贵金属矿物为自然金ꎮ非属矿物主要为石英、绢云母、碳酸盐(白云石和方解石)等ꎬ矿石矿物组成及百分含量见表２ꎮ

２０

Ａｕ∗１.８５ＴｉＯ２０.７５ＣａＯ５.１４

　　　　　　　　　甘　肃　冶　金　　　　　　　　　　　　　　　　第４１卷

表１　原矿多元素分析结果

成分含量/％成分含量/％成分含量/％

Ａｇ∗Ｃｏ１.００

０.００７６０.００７２Ａｌ２Ｏ３１８.２６ＮｉＰｂ

０.００７００.００１１Ｋ２Ｏ５.４２ＳｂＣｕ

０.００８２０.１２Ｎａ２Ｏ０.４４ＭｎＺｎ

５.５５１.６８０.４７ＰＳＴＦｅ

４６.０７０.０００８２烧失量６.７５ＭｏＳｉＯ２

０.５９２.０４———ＴＣＡｓ

０.００５ＭｇＯ２.３９

　　　　注:∗单位为１０－６ꎮ

表２　矿石矿物组成及百分含量

矿物名称含量/％平均矿物名称含量/％平均石英２８~３２３０黄铁矿２~３２.５白云石８~１２１０毒砂１~２１.５

方解石２~３２.５黄铜矿少量绢云母５０~５２５１黝铜矿、砷黝铜矿

<１金红石<１０.７５

闪锌矿少量有机碳、石墨

少量

方铅矿少量褐铁矿<１自然金

少量

２.３　金元素的赋存状态

由显微镜下详细鉴定及电子探针能谱分析ꎬ金元素主要赋存于自然金中ꎮ自然金的粒度变化较

大０.０２９ꎬ粒度范围为ｍｍꎬ自然金以细粒自然金为主０.００１ｍｍ×０.００２ｍｍꎬ约占~０.０１７７１.７９％ꎬ

ｍｍ×

所见到的自然金有三种赋存状态:粒间金、裂隙金和包裹金ꎮ以裂隙金和包裹金为主ꎬ粒间金较少ꎮ

３　选矿工艺研究

３.１　原则流程的制定

经过探讨试验结果表明ꎬ浮选、氰化和浮选－氰化三种工艺均能回收金ꎬ对于含金１.８５ｇ/ｔ的金矿石ꎬ采用单一的浮选或氰化工艺均可作为本矿石的原则流程方案ꎮ浮选涉及金精矿除砷将影响金回收率ꎬ氰化增加环保压力ꎬ两流程方案各有优缺点ꎬ本３试验分别对其进行详细的条件试验研究.２　矿石磨矿细度的确定

ꎮ

金的单体解离或裸露金的表面ꎬ是氰化浸金工

艺的必要条件[１]对原矿磨矿细度进行了浸出试验考查ꎮ因此ꎬ在上述试验条件的基础上

ꎮ随着磨矿细度的增加ꎬＡｕ浸出率在一定范围内增加ꎬ当磨矿细度太过时ꎬ矿石泥化严重ꎬ粘稠度增加ꎬ对Ａｕ浸出率产生负面影响ꎬ不利于提高Ａｕ浸出率ꎮ故磨矿细度－０.０７４ｍｍ９０％为佳ꎬＡｕ浸出率为８４.３２％ꎮ

浮选工艺试验中随着磨矿细度的增加ꎬ金精矿金回收率增加ꎬ相应砷含量也增加ꎬ尾矿金品位稍有降低ꎬ但幅度变化不大[２]矿磨矿细度以一段磨矿能达到的ꎮ综合考虑－０.０７４ꎬ试验确定原ｍｍ占６０％为宜ꎮ

３.３　浮选工艺试验

在对浮选进行大量探讨试验的基础上ꎬ选定一硫酸铜２００ｇ/ｔ为活化剂ꎬ丁基黄药２０ｇ/ｔ与丁胺黑药１０ｇ/ｔ配合药剂为捕收剂ꎬ２号油１０ｇ/ｔ为起泡剂ꎬ实验流程见图１ꎬ经一粗一扫两次空白精选ꎬ金精矿品位１０８.０３ｇ/ｔꎬ回收率９４.１７％ꎬ结果见表３ꎮ

图１　粗精矿不再磨闭路试验流程

　砷有明显的降低　由表３闭路试验结果可知ꎬ可得金品位１８４.２５ꎬ不再磨流程精矿中６２.５２％ꎬ含砷２.１１％的金精矿ꎬ降砷的同时也损失了ｇ/ｔꎬ金回收率

３金的回收率.４　全泥氰化平行验证试验

ꎮ

综合上述试验条件ꎬ对全泥氰化工艺进行了平行试验验证ꎬ试验流程见图２ꎬ试验结果列表４ꎮ

由表４平行试验结果可知ꎬ原矿全泥氰化工艺可得Ａｕ浸出率８４.１６％、Ａｕ吸附率９９.７２％、Ａｕ总回收率８３.９２％ꎮ试验结果表明ꎬ全泥氰化工艺浸渣含Ａｕ０.３０ｇ/ｔ左右ꎬ这与矿石中存在硫化物包裹金和脉石包裹金有关ꎮ第４期　　　　　　　　　刘银太ꎬ等:甘肃省西和县三华咀金矿矿石性质及选冶工艺研究　　　　　

表３　粗精矿不再磨闭路试验结果

产品名称金精矿硫/砷精矿金精矿合并

尾矿原矿

产率/％０.６３３.９０４.５３９５.４７１００.００

Ａｕ(ｇ/ｔ)１８４.２５１３.１９３６.９８０.１９１.８６

品　位/％２.１１１０.３５９.２１０.１７０.５８Ａｓ

Ｓ

Ａｕ

回收率/％２.２９６９.６９７１.９８２８.０２１００.００Ａｓ

Ｓ

２１

３０.２４３２.４６３２.１５０.２３１.６８

６２.５２２７.７１９０.２３９.７７１００.００

１１.３７７５.５３８６.９０１３.１０１００.００

表４　全泥氰化平行试验结果

试验序号

１２平均３

原矿Ａｕ品位

/(ｇ/ｔ)１.８５

浸渣Ａｕ品位

/(ｇ/ｔ)０.３００.２８０.３００.２９３

Ａｕ浸出率/％８３.７８８４.８６８３.７８８４.１６

贫液Ａｕ品位/(ｍｇ/Ｌ)０.００３０.００２８０.００２９０.００３

Ａｕ吸附率/％９９.７１９９.７１９９.７３９９.７２

Ａｕ总回收率

/％８３.５４８４.６２８３.５６８３.９２

３.５　不同工艺流程结果对比分析

通过上述不同工艺流程试验ꎬ最终试验结果对比见表５ꎮ

由表５可见ꎬ浮选不除砷ꎬ可得到够品级的金精矿ꎬ金回收率很高(大于９０％)ꎻ但浮选金精矿除砷小于３％后ꎬ金回收率降低幅度大ꎬ不及氰化工艺的浸出率ꎮ

４　结语

用元素金品位１.８５ｇ/ｔꎻ有害元素砷含量为０.５９％ꎬ易随金的富集而富集ꎬ经选矿试验研究结果ꎬ可控制金精矿砷含量小于３％ꎬ但很难达到合格品要求ꎮ

⑵矿石中金以细粒自然金为主ꎬ约占７１.７９％ꎬ⑴该金矿石自然类型为原生矿ꎮ矿石中主要有

４１.６７％ꎬ包裹金占３５.９０％ꎬ粒间金占２２.４３％ꎬ大部分易解离回收ꎬ但是少部分细粒包裹金不易解离ꎮ

⑶由矿石性质知ꎬ矿石中有分散金存在ꎬ其中黄

其余为显微金ꎮ镜下所见金的赋存状态有裂隙金占

铁矿、毒砂、黄铜矿、闪锌矿、黝铜矿、方铅矿等矿物中均含金ꎬ该分散金在浮选工艺易于回收ꎬ对本矿石

图２　全泥氰化平行试验流程图

金的回收率有所影响ꎮ

表５　不同工艺流程试验结果对比

工艺流程浮选不再磨浮选再磨全泥氰化工艺

产品名称金精矿硫/砷精矿金精矿合并金精矿硫/砷精矿金精矿合并

０.２９３

产率/％０.６３３.９０４.５３０.９１２.８８３.７９

Ａｕ/(ｇ/ｔ)１８４.２５１３.１９３６.９８１５３.９７９.２０４３.９６

８４.１６

品位/％２.１１１０.３５９.２１２.３２１５.１８１２.０９Ａｓ

Ｓ

Ａｕ

回收率/％２.２９６９.６９７１.９８３.５６７３.７３７７.２９

８３.９２Ａｓ

Ｓ

３０.２４３２.４６３２.１５４５.８３３５.２８３７.８１

９９.７２

６２.５２２７.７１９０.２３７６.１８１４.４１９０.５９

１１.３７７５.５３８６.９０２４.９２６０.７１８５.６３

浸渣Ａｕ品位/(ｇ/ｔ)Ａｕ浸出率/％Ａｕ吸附率/％Ａｕ总回收率/％

(下转第２５页)

第４期　　　　　　　　　　　卞卫新:汉钢１号高炉布料矩阵探索与实践　　　　　　　的局限性ꎬ其中受原燃料影响较大ꎮ汉钢１号高炉由于长期使用二级焦炭ꎬ因此从实践的结果来看ꎬ对煤气利用率提升效果有限ꎬ今后还需在其他方面做工作ꎮ

⑶在原料成分、外围条件发生变化时ꎬ应视情况⑵布料矩阵的调整ꎬ对高炉指标的提高有一定

继续不断优化操作ꎬ提升各项指标ꎮ参考文献:

２５

取得了一定的成绩ꎬ下一步应结合自身原燃料特点ꎬ

[１]　张　福.本钢７号高炉布料矩阵的研究及应用[Ｊ].金属世界ꎬ２０１１(０６):１０￣１５.１９８４:２２￣２６.

[２]　刘云彩.高炉布料规律[Ｍ].北京:冶金工业出版社ꎬ[３]　刘云彩.高炉布料与煤气分布[Ｊ].炼铁ꎬ２０１１ꎬ３０(０２):１９￣２１.

调整布料矩阵及装料制度ꎬ切不可盲目追求指标ꎮ汉钢１号高炉在调整时ꎬ受原燃料变化影响ꎬ及时改变应对策略ꎬ炉况未受影响ꎮ

⑷布料矩阵的优化必须坚持发展中心、兼顾边⑸汉钢１号高炉在布料矩阵的探索与实践中ꎬ

沿的指导思想ꎬ促进高炉的顺行和稳定ꎮ

收稿日期:２０１９￣０２￣２７

作者简介:卞卫新(１９８４￣)ꎬ男ꎬ助理工程师ꎬ本科学历ꎮ

(上接第２１页)

氰化工艺和浮选工艺试验研究ꎬ结果表明:浮选工艺所得金粗精矿ꎬ金回收率大于９０％ꎬ但含砷较高ꎻ在７６.１８％ꎬ部分金随降砷而损失ꎮ氰化浸出工艺金总回收率为８３.９２％ꎮ

进行降砷后ꎬ砷含量为２.３２％ꎬ金回收率降低至

⑷根据矿石性质ꎬ对该金矿石分别进行了全泥

下进行粗选ꎬ粗金精矿再磨至－０.０７４ｍｍ８５％ꎬ采用过氧化钙作抑砷药剂ꎬ得到金品位１５３.９７ｇ/ｔꎬ金回２８％、砷品位１５.１８％、含金９.２０ｇ/ｔ的硫砷精矿ꎮ浮率９０.２３％ꎮ

⑺该矿矿石性质较为简单ꎬ金以细粒自然金为收率７６.１８％ꎬ含砷２.３２％的金精矿ꎻ产生硫品位３５.

选合并金精矿金品位３６.９８ｇ/ｔꎬ含砷９.２１％ꎬ金回收

共生关系密切关系大所致ꎬ浮选工艺经过再磨再选ꎬ在一定程度上可降低砷含量ꎬ但既要保证金的回收率ꎬ又要含砷合格ꎬ机械选矿方法很难实现ꎮ

⑹通过系统的选冶试验研究ꎬ两种工艺流程详

⑸金精矿含砷较高ꎬ是金与黄铁矿、毒砂等矿物

主ꎬ金的赋存状态特征利于选矿回收ꎬ尤其利于浮选回收ꎬ从金回收的效果看ꎬ属易选金矿石ꎮ参考文献:

[１]　韦华祖.某有机碳砂页岩型胶体金矿石选冶工艺流程的研究[Ｊ].黄金ꎬ１９９８ꎬ１９(１１):４０￣４３.

[２]　郭月琴ꎬ薛树斌ꎬ吴天骄.某原生含砷金矿石选冶工艺流程试验研究[Ｊ].黄金ꎬ２０１４ꎬ３５(０１):５６￣５９.

收稿日期:２０１９￣０３￣２８

作者简介:刘银太(１９７０￣)ꎬ男ꎬ汉族ꎬ甘肃静宁人ꎬ地质工程师ꎮ长期从事野外地质矿产勘查工作ꎮ

细的工艺参数及结果分别为:①氰化:原矿经磨矿至－０.０７４ｍｍ９０％ꎬ在石灰１５００ｇ/ｔ、２５００ｇ/ｔ、液固比１.５:１、底炭密度１５ｇ/Ｌ的条件下氰化提０７４ｍｍ６０％ꎬ在水玻璃３００ｇ/ｔꎬ丁黄药１１０ｇ/ｔ条件金ꎬ可得金浸出率８４.１６％ꎬ吸附率９９.７２％ꎬ该流程金的总回收率８３.９２％ꎮ②浮选:原矿经磨矿至－０.