某炭浆厂氰化提金试验研究和工艺技术改造*

2022-07-26杨伟甲周光浪

云南冶金 2022年2期

杨伟甲，周光浪

（鹤庆北衙矿业有限公司，云南大理 671507）

某全泥氰化炭浆厂处理量为1 000 t/d，其处理的矿石为单一的含金氧化矿石，原流程中无磨矿作业，即矿石经一段破碎后进行洗矿、分级，然后再进行氰化浸出来回收矿石中的金，其中返砂由于含金品位较低暂未进行利用，将其堆存于尾矿库。随着矿山的不断开采，原矿中金品位逐渐降低，矿区深部的矿石，其性质也发生了一定程度的变化。目前出现炭浆金品位偏低，而返砂中金品位偏高，以及生产的不稳定和处理量降低等问题，严重影响了炭浆厂的持续生产和经济效益。针对存在的问题重点开展了矿石的工艺矿物学分析、流程考查分析和矿石的可选性试验研究，以分析矿石性质的变化情况和影响生产指标的因素，为工艺流程改造和技术指标优化提供有力依据[1-3]，从而提高炭浆厂的经济效益。

1 原矿性质

该厂处理的矿石为低温热液微细粒型金矿，根据硫物相分析表明，矿石主要为氧化矿，有用组分主要为金，且无共伴生有害、有益组分，原矿主要化学成分分析结果见表1。

表1 原矿主要化学成分分析结果Tab.1 Main chemical composition analysis results of raw ore%

矿石主要为假象结构、填隙结构、隐晶质结构、泥质结构；主要构造有蜂窝状构造、多孔状构造、微晶洞构造、碎裂-角砾状构造等。

金主要呈微细粒浸染状赋存于高岭石和伊利石中，少量赋存于黄铁矿和砷黄铁矿中，矿石的矿物组成分析结果见表2。

表2 矿石的矿物组成分析结果Tab.2 Mineral composition analysis results of ore

矿石粒度筛析和金的分布结果表明，金主要分布在+0.175 mm的粒级和-0.074 mm的粒级中，其分布率分别为50.20%和40.20%，且在+0.175 mm的粒级中金品位较高，其分析结果见表3。

表3 矿石的粒度筛析和金的分布结果Tab.3 Particle size screen analysis of ore and distribution results of gold

2 原工艺流程存在的问题

该厂主要采用全泥氰化的工艺从矿石中回收金，即矿石经破碎后进行洗矿、分级，然后溢流产品经浓密后进行氰化浸出，其工艺流程见图1。通过对该炭浆厂进行工艺流程考查和生产现场跟进统计研究分析，发现该厂存在以下问题：①该厂矿石氰化浸出的细度为-0.074 mm占80%，根据对原矿的粒度筛分分析，目前矿石中-0.074 mm的粒级仅占52.92%，且金的分布只有40.20%，由于矿石中金的分布发生了变化，导致矿石经洗矿、分级后的返砂中含金较高，从而造成部分金在返砂中损失；②6#搅拌槽到压滤工段之间无矿浆缓冲槽，经常因堵浆、漏浆等情况造成停产，导致该厂的处理量降低；③洗矿管分布不均匀，导致洗矿的效果不好，部分细粒级的矿石进入返砂中，且洗矿水量较大，使螺旋分级机的溢流浓度过低，对处理量造成了一定影响；④采用人工搅拌洗炭，导致对活性炭的预处理不充分，从而造成吸附过程中炭损过高和金的损失[4-5]。

图1 炭浆厂原工艺流程Fig.1 The original process flow of CIP plant

3 试验结果与讨论

3.1 磨矿细度试验

金的单体解离情况是影响金浸出的重要因素，选择适宜的磨矿细度使金矿物和脉石充分解离，能有效的提高对金的回收和降低磨矿费用[6]。为了充分回收矿石中的金，对原矿进行了磨矿氰化浸出试验，采用的磨矿细度分别为-0.074 mm占60%、70%、80%、90%，试验工艺流程见图2，试验结果见图3。

图2 矿石氰化浸出磨矿细度试验工艺流程Fig.2 Process flow of cyanide leaching ore grinding fineness test of ore

图3 矿石氰化浸出磨矿细度试验结果Fig.3 Results of cyanide leaching ore grinding fineness test of ore

从图3可以看出，当磨矿细度增加到-0.074 mm占70%以后，金的浸出率变化较小，表明在该磨矿细度下，矿石中大部分金已充分解离，而对部分嵌布粒度较细的微细粒金，进一步提高磨矿细度后很难达到有效解离。综合考虑磨矿成本等因素，对矿石氰化浸出的磨矿细度选择-0.074 mm占70%为宜。

3.2 矿浆浓度试验

矿浆浓度会影响 CN-、O2、Au（CN）2-在矿浆中的扩撒速度，从而影响金的浸出速度。降低矿浆浓度虽可以提高矿石的浸出速度和浸出率，但在一定处理量的情况下设备投资费用和药剂成本等费用也会增加，因此，矿浆浓度的选择应综合考虑各平衡之间的关系[7]。为考察目前该厂矿浆浓度的适宜性，采用矿浆浓度为25%、30%、35%、40%、50%的条件进行氰化浸出试验，试验工艺流程见图4，试验结果见图5。

图4 矿石氰化浸出矿浆浓度试验工艺流程Fig.4 Process flow of cyanide leaching pulp density concentration test of ore

图5 矿石氰化浸出矿浆浓度试验结果Fig.5 Results of cyanide leaching pulp density concentration test of ore

从图5可以看出，当矿浆浓度在25%～40%之间时，对金的浸出率影响相对较小，其浸出率在87%～88%之间变化。目前该厂生产中矿浆浓度控制在28%～30%，为考虑进一步提升炭浆厂的处理量，结合试验结果，矿浆浓度选择40%为宜。

3.3 氰化钠用量试验

试验工艺流程见图6，试验结果见图7。

图6 矿石氰化浸出氰化钠用量试验工艺流程Fig.6 Process flow of cyanide leaching sodium cyanide dosage test of ore

图7 矿石氰化浸出氰化钠用量试验结果Fig.7 Results of cyanide leaching sodium cyanide dosage test of ore

从图7可以看出，当氰化钠的单耗高于200 g/t时，金的浸出率变化较小，趋于稳定，综合考虑，氰化钠的单耗选择200 g/t较适宜。目前该厂生产中氰化钠的单耗控制在（200～220）g/t，与试验结果基本一致，暂不需进行优化调整。

3.4 浸出时间试验

试验工艺流程见图8，试验结果见图9。

图8 矿石氰化浸出时间试验工艺流程Fig.8 Process flow of cyanide leaching time test of ore

图9 矿石氰化浸出时间试验结果Fig.9 Results of cyanide leaching time test of ore

从图9可以看出，该矿石中金较易浸出，矿石经过9 h的浸出后，金的浸出率已趋于稳定，继续延长浸出的时间，浸出率的变化较小。目前该厂采取2段预浸和4段边浸出边吸附的工艺流程，其中矿石预浸时间约为18 h，结合本次试验结果，生产中矿石的浸出时间已很充足。

4 工艺改造措施

实施返砂再磨再浸改造。在原工艺流程中增加返砂磨矿作业，并将螺旋分级机改为水力旋流器进行分级[8-9]。结合矿石氰化磨矿细度试验结果，矿石磨矿细度增加到-0.074 mm占70%以后，金的浸出率已呈稳定趋势，为降低磨矿成本费用，可将矿石细度由原来-0.074 mm占80%调整为-0.074 mm占70%。通过流程改造后，返砂经磨矿分级后进入了氰化系统，从而实现了对返砂中金的回收，使炭浆厂的产金量可增加约30%。

矿浆缓冲槽改造。为解决在压滤工段堵浆期间造成的停产问题，结合氰化浸出的试验结果，可将原氰化工艺流程中在3#搅拌槽加炭和提炭改为在2#搅拌槽进行，即矿石在1#搅拌槽进行预浸，在2#至5#搅拌槽内进行边浸出边吸附，形成1段预浸4段吸附的工艺流程，然后把6#搅拌槽改为矿浆缓冲槽，当压滤工段出现堵浆时可将矿浆暂存于缓冲槽中。另将氰化的矿浆浓度由原来的28%～30%调整为40%，同时由于矿浆浓度的提高和现使用的桥筛过浆面积小，为增大过浆面积，将目前桥式隔炭筛改为圆筒式隔炭筛。流程经改造后，炭浆厂日处理量可增加约300 t，其产金量可增加约30%；改善洗矿的效果，更换洗矿管的布置和出水口的设置，使出水均匀喷洒到筛网上，同时适当增大筛网的尺寸，确保洗矿彻底和降低洗矿水的用量。

建立洗炭系统，加强活性炭的预处理。更换现在人工洗炭池，换为机械搅拌洗炭机，并增加筛分设备流程，预先除去炭棱角、易碎炭、微细粒炭，从而减少吸附过程中金的损失[10]。

通过以上方案改造后，使炭浆厂在返砂中损失的金得到了有效回收，且日处理量进一步得到提升，可到达1 300 t/d。从而提高了炭浆厂的经济效益，改造后的工艺流程见图10。