胡正华，曾祥龙

（1.大冶有色设计研究院有限公司，湖北 黄石 435005；2.大冶有色金属集团控股有限公司，湖北 黄石 435005）

某炭浸渣浮选法回收金工艺探讨

胡正华1，曾祥龙2

（1.大冶有色设计研究院有限公司，湖北 黄石 435005；2.大冶有色金属集团控股有限公司，湖北 黄石 435005）

某炭浆法浸金尾渣含金1.0g/t，采用DN-1作活化剂，混合黄药作捕收剂，通过“三粗三扫一精”浮选工艺流程，最终获得精矿品位9.50g/t，金回收率71.00%的选矿指标，较好地实现了矿产资源综合回收利用。

炭浸渣；活化剂；捕收剂；浮选；回收率

1 引言

炭浆法是目前较为高效、经济、环保的非氰提金工艺，炭浸渣是炭浆法浸金后的尾渣，其主要共同特点：矿物粒度细，泥化严重，矿物组成较复杂［1］。由于矿石性质及采用的提金工艺不同，尾渣中有价金属及矿物的性质、种类、含量也均有不同。根据炭浆法浸金原理，金的独立矿物以及部分裸露金在浸出过程中易得到充分回收，但对于未能有效回收的金矿物，就其矿石性质而言，一是浸出剂受到阻碍，不能直接同矿石中的金粒接触，造成金不能顺利溶解；二是矿石中的干扰元素同金一起争夺浸出剂。这一类金颗粒过细的矿石，金被包裹在载体矿物中，如砷硫化物，黄铁矿或脉石矿物石英中，会导致浸出效率降低，是一类典型的难处理金矿。为了最大限度地回收金矿资源，本研究针对某炭浸渣进行了充分、细致地选金试验研究，为将来进一步有价资源的综合回收提供详尽的理论指导和技术支撑。

2 浸渣多元素化学分析

某炭浸渣（以下简称原矿）含金1.0g/t，其多元素化学分析结果见表1。

表1 原矿多元素分析结果

3 浮选试验研究

结合原矿化学分析结果，该炭浸渣中的金可能因与黄铁矿等硫化物呈微细粒包裹嵌布，导致炭浸效果不彻底［2］。试验研究主要探索采用浮选法回收原矿中的黄铁矿等硫化物载体金［3］。

3.1 活化剂种类试验

硫酸铜、碳酸钠常用来作为黄铁矿的活化剂［4］，为确定合适的活化剂，进行了活化剂种类条件试验，试验流程见图1，试验结果见表2。在相同药剂用量条件下，DN-1活化剂相比硫酸铜、碳酸钠，选矿指标明显好于后两者，因此活化剂采用DN-1较为适宜。

图1 活化剂种类试验流程

表2 活化剂种类试验结果

3.2 活化剂用量试验

为确定DN-1活化剂合适的用量，进行了用量条件试验，试验流程见图2，试验结果见表3。活化剂用量由2kg/t增加到3kg/t，回收率增幅较为明显，继续增加DN-1用量，回收率增幅不大，因此确定DN-1活化剂用量3kg/t较为合适。

图2 活化剂用量试验流程

表3 活化剂用量试验结果

3.3 捕收剂种类试验

为确定合适的捕收剂，进行了捕收剂种类条件试验，试验流程见图3，试验结果见表4。在相同药剂用量条件下，戊黄药回收率最高，但选择性稍差，精矿品位最低。其次混合黄药（即：异丁基黄药和黑药3∶1配制用药）相比丁黄药，前者回收率要高，主要因矿物解离面的不均匀性，利用混合用药的“协同效应”，混黄药选矿指标较优［5］，因此捕收剂采用混黄药较为适宜。

图3 捕收剂种类试验流程

表4 捕收剂种类试验结果

3.4 闭路实验

闭路试验流程见图4，试验结果见表5。原矿通过“三粗三扫一精（一粗独立作业）”浮选流程，最终获得精矿产率7.40%，品位9.50g/t，金回收率71.00%的选矿指标。

图4 闭路试验流程

3.5 产品分析

精矿部分元素分析结果见表6。结合精矿产品分析，由于浮选过程中黄铁矿等硫化矿物进入精矿产品，是制约金精矿品位的主要因素［6］。

4 结论

（1）结合原矿多元素化学分析结果，该炭浸渣中的金主要因与黄铁矿等硫化物呈微细粒包裹嵌布，导致炭浸效果不彻底。

（2）DN-1活化剂能有效地活化炭浸渣中黄铁矿等硫化矿物，同时利用混合用药的“协同效应”，混合黄药作捕收剂，通过“三粗三扫一精（一粗独立作业）”浮选流程，最终获得精矿品位9.50g/t，金回收率71.00%的选矿指标。

（3）结合精矿产品分析，由于浮选过程中黄铁矿等硫化矿物进入精矿产品，是制约金精矿品位的主要因素。

［1］王俊， 张全祯. 炭浆提金工艺与实践［M］. 北京：冶金工业出版社，2000：18-20.

［2］卢宜源， 宾万达. 贵金属冶金学［M］. 长沙：中南大学出版社，2006：186-187.

［3］李培铮， 吴延之. 黄金生产加工技术［M］. 长沙：中南工业大学出版社， 1995：263-265.

［4］朱建光. 2004年浮选药剂的进展［J］. 国外金属矿选矿， 2005（2）：5-12.

［5］胡熙庚， 黄和慰， 等. 浮选理论与工艺［M］. 长沙：中南工业大学出版社， 1991：84-85.

［6］张锦瑞， 贾清梅， 等. 提金技术［M］. 北京：冶金工业出版社， 2013：96-97.

Discussion on Gold Recovery by Carbon-in-pulp Flotation Method

HU Zheng-hua1， ZENG Xiang-long2
（1. Daye Nonferrous Design & Research Institute Co.， Ltd.， Huangshi 435005， Hubei， China； 2. Daye Nonferrous Metals Group Holdings Co.， Ltd.， Huangshi 435005， Hubei， China）

A gold-leaching residue by carbon-in-pulp method contains 1.0g/t gold. The recovery of gold from the residue utilizing flotation has been studied. The optimal recovery efficiency was obtained when DN-1 was used as activator and mixed with xanthates as collector. At optimized conditions， 71% of gold was recovered in “three primary floating- three sweeping-a fine floating” flotation process and the 9.5g/t gold concentrate was achieved. The comprehensive utilization of the mineral resource has been realized.

carbon-in-pulp residue；activator；collector；flotation；recovery

TD923

A

1009-3842（2016）05-0042-03

2016-03-16

胡正华（1984-），男，湖北蕲春人，本科，工程师，主要从事选矿工艺研究及工程设计。E-mail：Zhenghua.h@163.com