低品位金矿石（共5篇）
低品位金矿石 篇1
* 单位为g/t。
某金矿位于华北地区, 采用炭浆工艺处理品位约2～10g/t的金矿石。同时每年约有20万t品位低于2g/t的低品位矿石, 如果将这部分矿石运到27km以外的冶炼厂进行处理, 在金价较低时, 经济上是不合算的, 所以这部分矿石主要在采场附近堆存。除当地农民手捡少量品位稍高的矿石淘金外, 大部分金没有回收, 造成资源浪费。受业主委托, 我们对这部分矿石进行了回收试验研究。目的是为了寻求简单有效的回收该低品位金矿石中金的方法, 为企业增加效益。
1矿石的性质
1.1矿石的物质组成
矿样是由炭浆厂采自该矿露天采场剥离后的低品位矿石, 属以褐铁矿为主的铁帽型金矿石, 矿石的化学组成见表1, 矿石中的金属矿物主要为褐铁矿, 其次是少量的铁矾类氧化物, 锰、钼、铅、锌, 铜的氧化物, 微量的黄铁矿, 黄铜矿, 方铅矿等, 硫化物的总量不超过1%, 还有微量的自然金, 自然银等。脉石矿物主要是石英, 其次是少量的粘土类矿物, 很少量的重晶石, 磷酸盐类矿物极微。矿石中矿物的大致含量见表2。
1.2矿石的结构构造及金的赋存状态
1.2.1矿石的结构构造
矿石的结构疏松易碎, 以交代及交代残余结构为主, 一些褐铁矿还保留有硫化物形态或者残留部分, 多数褐铁矿是运移再沉淀胶结其他矿物而成。
矿石的结构以蜂窝状构造为主, 其次是块状构造, 网脉状构造。
1.2.2 矿石中金的赋存状态及粒度
自然金是矿石中最重要的金独立矿物, 它在矿石中主要呈微细粒他形晶分布于褐铁矿中, 其次是呈粒状, 脉状沿褐铁矿的间隙或褐铁矿与脉石的间隙分布, 很少量的呈他形粒状分部于脉石中, 其中, 分布于褐铁矿中的自然金占88.92%, 脉石中的自然金占3.37%, 矿物间隙中的自然金占7.71%。
该金矿中的金矿物为自然金, 其粒度除个别较大外, 绝大部分颗粒是细粒、微细粒的, -20μm以下占金矿物的46.36%, -43μm占66%。
从物相分析结果不难看出:该金矿矿石的金粒微细, 矿石氧化程度较高, 用重选法不太合适, 堆浸比较适宜。
2 试验装置及工艺
2.1 试验装置
整个试验是在Ф200×3000mm的聚氯乙烯浸出柱中进行的, 试验装置示意图见图1。
2.2 工艺过程
将矿样装入浸出柱中, 用一定浓度的氰化钠溶液从上部滴淋, 在浸出柱的下部用一容器接入, 收集到一定体积, 一定时间后取样分析贵液中Au品位和CN-离子浓度, 以观察贵液中CN-离子浓度和Au的浸出率随时间的变化情况。浸出一定时间后终止滴定, 水洗然后晾干, 取尾矿缩分分析, 计算出实际浸出率。
3 试验结果
3.1 渗透性试验
为了考查不同粒度的矿石是否适合于堆浸, 首先进行了渗透性试验, 即考查不同粒度矿石达到渗透平衡所需的时间, 结果如表3所示。
注: (1) 渗透时间系指从开始滴淋到浸出平衡所需要的时间; (2) 收缩比系指矿石在加入水溶液后达到饱和状态时的高度与原高度之比。
从试验结果可以看出:该金矿的低品位矿石在-20mm和-10mm粒度下均能渗透, 即在此粒度下均适于堆浸, 只是细粒物料的渗透速度低于粗粒物料。
此外, Au在氰化物中的溶解速度还与矿粒的大小有关, 矿粒越小, 其中Au暴露在矿粒表面的机会就越多, CN-离子就容易与Au作用而使其溶解;矿粒越大, CN-离子穿越矿粒表面而进入矿粒与Au接触的难度就大, 这从尾矿筛析 (表4) 中可以看出, 无论是-20mm还是-10mm原矿, 其浸渣中细粒级中Au的含量总是低于粗粒级, 这说明细粒级矿石中的Au更容易溶解。但是, 物料越细, 其中所含的细泥就越多, 矿石的渗透性就差, 溶解氧也大大减少, 不利于氰化反应, 同时, 浸出后洗涤效果就差, 造成浸出后的金又吸附于矿粒表面, 因此, 其整个浸出率并不高, 如3#柱的总浸出率比1#柱低就有这方面的原因;另一方面, 将原矿破碎的越细, 消耗的其他成本也就越大, 经济上不合算。因此, 从本次试验结果来看, 对该金矿的低品位矿石的堆浸处理以破碎到-20mm比较合理。
3.2 浸出过程中CN-离子浓度的变化
为了检测浸出过程中游离的CN-离子浓度随时间的变化情况, 试验中用KI溶液作指示剂, 用AgNO3作滴定剂对贵液中的CN-离子进行滴定分析, 分析结果如图2所示。
从图中可以看出:CN-离子浓度均随时间的延长而降低, 1#柱的变化曲线较典型, 2#柱和3#柱的折线点是表示在此时补加了NaCN, 如果不补加的话, 其变化趋势将同1#柱一样;同时也可以看出, 低初始浓度的浸出柱其CN-离子浓度的变化率要比高浓度的变化率大。在浸出过程中, 浸出剂中CN-离子浓度的降低是有几个方面原因:首先, 矿石中Au的溶解要消耗游离的CN-离子, 这部分CN-离子的消耗是有效的;其次, 一部分CN-离子与Cu, Ag等金属形成络合物而损失, 矿石中的杂质越多, 越不利于金的溶解;除此而外, CN-离子形成HCN而挥发也消耗一部分CN-离子, 这部分消耗量将随溶液pH值的降低而增大, 因此, 维持堆浸过程中浸出液的pH值在10以上是很必要的。
3.3 浸出时间对浸出率的影响
为了考查浸出过程中金的浸出率随时间的变化情况, 对贵液实施了分析, 分析结果如图3所示。
从图3可看出:三条曲线的变化趋势是一致的, 均随着浸出时间的延长浸出率逐渐增加, 在开始几天内增加较快, 随后趋于平缓, 随着浸出时间的延长, 浸出率最终将不再增加;初始CN-离子浓度低时浸出率增加的幅度较低 (2#柱) , 浸出率也较低, 这一趋势也符合堆浸中的实际情况。
在其他条件一致的情况下, 浸出液的CN-离子浓度越大, Au的溶解速度就越快, 反之就慢。根据当量定律, 当CN-离子浓度大时其反应生成的Au (CN) -2络合物就多, Au的浸出率就高。
在一般情况下, CN-与金发生化学反应, 生成可溶性的Au (CN) -2的反应很快, 而CN-向金粒表面扩散速度很慢, 所以, 扩散速度决定金的浸出速度。就是说, 在其他条件一样的情况下, 溶液中CN-浓度大, 它向金表面扩散的速度就快。因此, 初始CN-浓度大时, 反应速度较快。
3.4 浸出过程中贵液浓度的变化
为了考查浸出过程中贵液浓度的变化情况, 对1#柱的贵液进行了详细测定分析, 结果如图4所示。
从图4可以看出, 贵液品位在开始一周左右达到最大, 随后开始减少, 直到平衡, 最高可达6g/m3, 如果适当循环, 堆浸的贵液品位完全可以直接进行吸附和解吸, 也就是说, 堆浸的贵液处理系统可以放在氰化厂, 而不必另建。
4 生产实践
该金矿根据本次试验结果在采场附近开辟了一个堆浸场, 所用矿石均为采场低品位矿石, 平均品位小于1g/t, 直接破碎到-20mm后堆浸, 第一年一堆处理10万t矿石, 当年回收金60多公斤, 回收率在60%以上, 第二年一期在第一年旁边又堆10万t矿石, 二期计划再在左侧堆四个10万t矿石, 目前已经接近完成。预计靠堆浸每年可回收黄金350kg左右, 既有效地利用了国家的资源, 也为企业增加了收入, 经济效益显著。
5 结 论
1.对该金矿低品位矿石进行堆浸, 技术上是可行的, 经济上是合理的。
2.进入堆浸的矿石粒度建议破碎至-20mm。
3.堆浸时要维持浸出液的pH值在10～11之间。
4.浸出剂的初始CN-离子浓度以0.1%为宜。
5.浸出液可以不断循环, 直到贵液品位近10g/m3左右, 必要时定时分析贵液中游离CN-离子的浓度。
低品位金矿石 篇2
1 原矿性质
1. 1 多元素分析
原矿多元素分析结果见表1。
* 单位为 g / t。
从表1可以看出,该矿原矿石铜和金是主要的回收对象,银和硫可附带回收。
1. 2 物相分析
原矿石铜、金物相分析结果分别见表2、3。
1. 3 工艺矿物学研究
矿石中金属矿物以褐铁矿、黄铁矿、蓝辉铜矿为主,还有少量铜蓝和硫砷铜矿,微量胆矾及氧化铜矿; 脉石矿物绝大多数为石英,还有少量地开石、明矾石和绢云母。矿石中金主要以自然金形式存在,镜下查找到的自然金粒度在0. 034 ~ 0. 072 mm之间。铜主要以蓝辉铜矿、铜蓝及硫砷铜矿形式存在中,还有微量胆矾和氧化铜矿。
2 选矿试验
原矿性质研究结果表明,该矿属于低品位金铜混合矿石,金、铜价值相差不多,单独回收金或铜均难以产生经济效益,须综合考虑金铜的回收。原矿性质和探索试验结果表明: ( 1) 原矿石中含铜量较高,若采用直接氰化法氰化钠耗量很大,经济上不合理且铜得不到有效回收; ( 2) 矿石中铜矿物以硫化铜矿为主,可先考虑采用浮选法回收铜,金则顺其自然进入铜精矿冶炼回收; ( 4) 探索试验的选铜尾矿中残留的金含量还有0. 3 g /t左右,需考虑采用氰化法补充回收; ( 5) 原矿石中含有一定量的自然金,但粒度不是很粗,可考察尼尔森重选回收金的效果。试验采用尼尔森重选 - 浮选 - 氰化联合选别工艺高效综合回收了矿石中的金和铜。
2. 1 尼尔森 + 摇床重选试验
尼尔森选矿机( Knelson concentrators) 是一种高效的离心选矿设备。它适于从矿石及其他固体物料中回收金、银和铂族等贵金属,至今已有加拿大、澳大利亚、南非、俄罗斯、中国等70多个国家使用,累积总安装已达2700多台套[4,5]。
在生产现场,尼尔森选矿机一般布置在磨机排矿端或旋流器底流口,故本次试验尼尔森重选试验入料粒度为 - 2 mm( - 0. 075 mm 27% 左右,与一段球磨排矿细度基本一致) ,矿浆浓度45% ,扩大重力倍数60 G,转速1260 r/min,尼尔森粗精矿经分级后再采用摇床进一步富集,其试验流程见图1,试验结果见表4。
从表4可以看出,- 2 mm原矿经尼尔森重选可获得产率0. 56% ,含金6. 37 g /t,金回收率10. 66% 。尼尔森精矿分级后经摇床富集,其中-0. 6 mm粒级摇床精矿可获得含金134. 1 g / t、铜12. 46% ,金回收率7. 55% 、铜回收率0. 90% 。由于原矿品位低且试验矿量仅300 kg,故精矿金品位不高,本次试验仅对尼尔森重选效果进行初步考察,若加大矿量,金精矿品位有望得到进一步提高。
* 单位为 g / t。
2. 2 尼尔森尾矿浮选试验
2. 2. 1 磨矿细度试验
单体解离是实现矿物分选的先决条件,磨矿细度直接决定矿物单体解离的好坏[6]。磨矿细度试验条件,石灰用量500 g /t,Z-200用量18 g /t,2号油用量5 g /t,磨矿细度试验结果见图2。
从图2可以看出,随着磨矿细度的增加,铜、金品位均先增加后基本不变; 铜回收率基本不变,金回收率先增后略有波动。暂选择磨矿细度 - 75μm65% ,后续试验需兼顾浮选尾矿氰化结果再定适宜的磨矿细度。
2. 2. 2 石灰用量试验
通过调整矿浆p H,可改变矿物的表面性质及可浮性差异,同时还可提高矿物与药剂之间相互作用的选择性。石灰是硫化矿中最常见的p H调整剂,因为其来源广、价格低而被广泛应用[7]。由于该矿矿物嵌布粒度微细,石灰用量试验磨矿细度 - 0. 075mm 65% ,捕收剂Z-200用量18 g / t,起泡剂2号油用量5 g /t,石灰用量变化。铜粗选石灰用量与铜、金品位及回收率的关系曲线见图3。
由图3可以看出,随着石灰用量的增加,金、铜回收率先大幅度增加,当石灰用量超过500 g /t后铜回收率呈缓慢降低趋势,金回收率略有波动,综合考虑,选择石灰用量500 g /t。
2. 2. 2选铜捕收剂种类及用量试验
捕收剂的选择性和捕收能力是影响指标的最关键因素之一。试验分别对Z-200、丁铵黑药、LL-3等多种捕收剂进行了对比筛选,试验表明Z-200捕收力和选择性最佳。由于金顺其自然进入铜精矿中,此处仅列出Z-200用量与铜品位及回收率的关系曲线( 见图4) 。捕收剂种类及用量试验磨矿细度-0. 075 mm 65% ,石灰用量500 g / t,2号油用量5 g /t,Z-200用量变化。
从图4可以看出,随着Z-200用量的增加,粗精矿铜品位呈降低趋势; 铜回收率先增加,当Z-200用量超过18 g /t后变化不大。综合考虑,选择Z-200用量为18 g /t。
2. 3 浮选尾矿氰化试验
2. 3. 1 再磨试验
金浸出的首要条件是通过碎磨使金暴露出来,并能接触到氰化钠溶液。浮选尾矿氰化试验条件:矿浆浓度40% ,加石灰调p H值至10 ~ 11,氰化钠初始浓度1200×10- 6,氰化24 h,浮选尾矿再磨矿细度与金浸出率及氰化钠耗量的关系曲线见图5。
从图5可以看出,随着磨矿细度的增加,金浸出率和氰化钠耗量均呈上升趋势,当细度 - 75μm超过65% 后金浸出率变化不大。同时,氰化尾渣金品位也在细度 - 75μm超过65% 后基本不变,这与浮选基本一致,故选择适宜的浮选尾矿再磨细度为75 um 65% 。
2. 3. 2 氰化钠浓度试验
氰化物浓度是氰化工序的主要工艺指标,氰化钠加入不足,氰渣含金量高,金的浸出率降低; 氰化钠加入过多,增加生产成本,并造成有害元素的大量浸出[8]。浮选尾矿氰化钠浓度试验条件: 细度 - 75μm 65% ,矿浆浓度40% ,加石灰调p H值至10 ~11,氰化钠初始浓度变化,氰化24 h。氰化钠初始浓度与金浸出率及氰化钠耗量的关系见图6。
从图6可知,随着氰化钠初始浓度的增加,金浸出率先大幅度增加,氰化钠耗量增加,当氰化钠初始浓度超过900×10- 6后,金浸出率基本不变,故选适宜的氰化钠初始浓度为900×10- 6,此时氰化钠耗量0. 93 kg /t。
2. 3. 3 氰化时间试验
氰化时间与金浸出率及氰化钠耗量的关系曲线见图7。
从图7可知,随着氰化时间的延长,金浸出率和氰化钠耗量均呈上升趋势,当氰化时间超过24 h后,金浸出率和氰化渣品位基本不变,故选择氰化时间 24h。
3 综合条件试验
在条件优化试验的基础上,进行了综合条件试验。试验流程见图8,试验结果见表5。
* 单位为 g / t。
4 结语
低品位矿石资源回收利用研究 篇3
露天采矿在整个矿业生产中占有非常大的比重,露天矿山的大规模、高效率,使其在世界范围内的固体矿产资源开发中占有主导地位。据统计,全世界包括建材在内的固体矿产开采总量中的80%由露天开采完成。在我国,有色金属露天开采矿石产量占总产量约32%;黑色金属露天开采矿石产量占总产量约90%。多年来,我国矿产资源开发时,矿产工业指标一直采用双指标体系。一般矿山企业只开采工业品位以上的矿山,大量的低品位矿石被当作围岩(废石)送往排土场,造成了矿产资源的巨大浪费。从边际分析的经济理论出发,对露天开采境界范围内低品位矿石的回收利用问题探讨,旨在为我国露天开采矿山的低品位矿石找到一种操作性强、经济效益好的回收利用方案。
1 边际理论及边际分析方法
边际理论(marginal utility theory)是西方经济学的一个基本理论,它是研究假设在其他条件不变的情况下,每增加或减少一个单位的数量可能产生的效应及其对人们决策的影响的理论。边际分析法(marginal analysis)作为现代西方经济学的基本研究方法之一在实际工作中得到了广泛的应用,并且起到了相当大的作用。边际分析法的数学原理很简单,其含义本身就是因变量关于自变量的变化率,或者说是自变量变化一个单位时因变量的改变量。
在经济管理研究中,经常考虑的边际量有边际收益MR、边际成本MC、边际产量MP、边际利润MB等。它们的基本指导思想是通过分析一个经济变量的变化与由此引起的另一个经济变量的变化之间的关系来考察经济问题。一般认为边际分析法与管理决策优化密切相关,决策的过程本身就是追求最佳化的过程,它包含着对各个量变化的分析。边际分析法体现了向前看的决策思想,是寻求最优解的核心工具,它奠定了最优化理论的基础,即通过把追加的支出和得到的收入相比较,二者相等时为临界点,也就是投入的资金所得到的利益与输出损失相等时的状态。如果组织的目标是取得最大利润,那么当追加的收益和追加的成本支出相等时,这一目标就能达到。
边际分析中边际成本(MC)和边际收益(MR)是边际分析方法的两个重要概念。边际成本指每增加一个单位的产品所引起的成本增量;边际收益指每增加一个单位的产品所带来的收益增量。矿山企业作为一个商业主体,其基本的经营目标是取得最大利润,如果边际收益大于边际成本,说明还有潜在的利润可以获得,企业可以选择继续增加产量以增加利润总额;如果边际收益小于边际成本,说明多生产出来的产品是亏本的,企业可以选择减少产量;只有当边际收益等于边际成本(MR=MC)时,才可以实现企业利润的最大化。
金属矿产品市场,由于产品差异小、厂商众多、资源流动性强,对单个矿山企业来讲,更近似一个完全竞争的市场环境。单个厂商的供给不影响产品市场价格(P),其实现市场均衡及利润最大化的条件为P=MR=MC,如图1所示。
2 低品位矿石的界定
通常提到的低品位矿石,是指由于主要组分品位较低,在矿山设计的现有技术经济条件下,单独开采会出现经济亏损的矿石。在双指标体系中,边界品位是应用于单个样品区分矿石与围岩或夹石的有用组分含量界限。当有用组分含量等于或高于边界品位值时,其所代表的区段为矿石,当有用组分含量低于边界品位值时,其所代表的区段则为围岩或夹石。同时,根据有用组分平均含量是否高于最低工业品位,进一步将矿石划分为目前可利用储量(表内储量)和目前暂不能利用储量(表外储量)。理论上讲,低品位矿石是指介于边界品位和最低工业品位之间的矿石,也就是俗称的表外矿,它是相对于表内矿而存在的,是在当前矿山生产技术条件下单独开采不经济的那部分储量。
在低品位矿石利用方面,从矿山企业生产的角度上讲,只要矿物产出的边际收益大于其采选所增加的边际成本,就可以继续增加低品位矿石的投入量,直至两者相等,此时可以实现矿山生产企业的利润最大化。
3 某铜矿低品位矿石回收利用方案确定实例
我国西部某班岩型铜矿床,被确定为第I~II类勘探类型,采用钻探手段,以50 m×50 m工程间距求探明的资源量,以大于50 m×50 m工程间距求控制的资源量,以外推不超过100 m求推断的资源量。该矿床经过优化后的工业指标方案中,铜边界品位为0.15%,最低工业品位为0.29%,采矿以0.29%为最低可采品位来圈定矿体。经测算,露天开采境界可供开采的矿石量为15 010.56万t,剥采比为2.14,矿石平均品位为0.65%,铜金属量为975 686.17 t。
本矿山低品位矿石指铜品位介于0.15%到0.29%之间的矿石。通常,露天开采境界内的低品位矿石作为废石从采场采出,一旦确定得到利用后,将作为矿石运到选厂。因而,它只负担到选厂的运费、选矿成本及销售费用,不再负担采矿成本、企业管理费、财务费用和资源税等。考虑到矿产品的特殊性,低品位矿石的利用本着矿石品位从高到低的原则,通过计算当品位降低时因利用露天境界内低品位矿石而新增的矿石量、金属量和现金流,建立财务模型,取新增现金流最大时低品位矿石的品位作为其最低入选品位指标,然后根据确定的最低入选品位和矿石开采品位(最低工业品位)计算低品位矿石的利用量,从而确定低品位矿石的回收利用方案。
随着露天采矿境界内低品位矿石利用量的增加,矿石的总平均品位不断降低。因此,按拟利用的低品位矿石品位从高到低(利用矿石量逐渐增加)确定可供选择的低品位矿石回收利用方案。其中:P0为基本方案,即优化后的工业指标方案,不利用低品位矿石;P1-Pn为低品位矿石回收利用方案,按拟利用的低品位矿石的品位从高到低、矿石利用量逐渐增加进行排列。分别计算各方案新增的矿石量、金属量和净现金流量等,以考察低品位矿石回收利用品位的边际变化(低品位矿石量变化)引起的边际收益(净现金流)的变化状况,如表1所示。
通过以上对利用不同数量低品位矿石方案的研究可以看出,方案5(P5)利用的低品位矿石品位为0.24%~0.29%之间,此方案最终露天境界内矿石量为16 072.38万t(其中:低品位矿石利用量为1061.82万t),金属量1 003 881 t(其中:因利用低品位矿石增加的金属量为28 194.93 t),矿区平均品位为0.6246%,此方案增加的净现金流量为7995.64万元,为最大值。因此,对比各个方案,方案5(P5)可实现矿山生产企业的利润最大化,为低品位矿石回收利用的近似最优方案。
4 结语
低品位矿石的利用是涉及到采矿、选矿、冶金及相关设计公用辅助专业的复杂的技术经济问题。本文仅从经济角度出发,遵循矿石品位从高到低的利用原则,介绍了如何运用边际分析理论提出露天开采境界内低品位矿石回收利用的不同方案,追求提高资源利用效率以实现企业利润最大化,并最终优化确定了符合矿山实际的低品位矿石回收利用方案,使矿山生产企业的整体经济效益得到改善,也为解决国内同类型矿山的低品位矿石回收利用问题提供了参考和借鉴。
参考文献
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低品位金矿石 篇4
新金厂金矿床位于甘肃省瓜州县境内。新金厂金矿区东邻老金厂金矿床,面积约20km2。矿区有五家黄金生产单位,分别是南岔金矿、金龙公司金矿、辉铜矿金矿、新金厂金矿和新盛公司金矿。随着近20年的开采,氧化矿已逐渐减少,品位也呈下降趋势。在以往的采矿过程中,为保证矿山的经济效益,品位在1.0g/t以下的薄矿体都不在开采之列,但随着近年来黄金价格的上涨,采矿和提取方法的改进,使得采选成本都有所下降,为延长矿山寿命,增加矿山企业的经济效益,低品位矿石的开发利用被各家黄金生产单位所重视,近两年进行各方面的开发利用尝试,积累了一定的经验和方法,为该区域低品位矿石的开发利用提供了借鉴。
2 矿区地质概况及矿山开发现状
2.1 矿区地质概况
新金厂矿区东西长5.5km,南北宽4km,面积为22km2。划分为东、中、西三个矿段。矿区出露的地层为二叠系,主要岩性为:辉绿岩、英安岩类岩石、碳质板岩(Mc)、泥质、泥钙质板岩、变质砂岩(Mss)等。矿区主要工业矿体均产于矿区南侧各类火山岩中,新金厂与邻近老金厂金矿均产于火山岩带上,为矿区主要赋矿层位。
2.2 矿山开发现状
以新金厂金矿为例,1990～1995年,通过对新金厂金矿床的地质普查,在中矿段圈定含金矿脉14条。90年代初开发新金厂金矿,以氧化矿石为主,主要生产工艺为堆浸法提金,开采方式以地下开采为主,生产规模为5万～10万t/a。采矿深度由1 655m至1 600m标高。
经过近20年的生产,累计采出矿石量100万t,回收率约为83%。开采深度不大于55m,采用以斜井为主、少量竖井为辅的开拓提升系统,采用全面采矿法采矿。黄金生产主要采用工艺为:筑堆—喷淋浸出—解吸—电解工艺。
3 区域内低品位金矿石资源概况
目前在新金厂区域,低品位金矿石主要由三部分组成:①低品位金矿化体;②堆浸尾矿;③采空区矿柱及上下盘含矿化部分。堆浸尾矿占得比重较大(100万t左右),但由于该区域矿石氧化程度高,堆浸回收率平均在83%以上,现存尾矿的品位在0.6～0.8g/t,通过对尾矿的化验分析,尾矿中的金主要以包裹金存在,使用常规氰化法无法有效回收,要想回收这部分金,必须采用新的方法和工艺。本文所研究的低品位金矿石主要是低品位金矿化体和采空区矿柱及上下盘含矿部分。
新金厂金矿矿石损失率按8%计,在采空区尚残留约8万t以上金矿石。再加上、下盘的矿化体的资源量,矿区外围品位在0.4～1.0g/t的低品位氧化金矿石及矿化体,估计有近50万t的金矿石,可利用的金资源量相当可观。
4 低品位氧化金矿石提取工艺
目前,北山各个金矿为了提高经济效益,延长矿山寿命,着手研究大块度、大堆高、低品位氧化矿石的堆浸工艺技术。此法主要是露采剥离低品位氧化矿,即金品位在0.4g/t以上的原矿作为可利用的矿石进行剥离开采。为降低生产成本,从剥离点爆破出来的原矿不经过破碎处理,直接用汽车运至堆场筑堆,用石灰(氢氧化钠)作为保护碱,氰化钠作溶金介质,采用堆浸浸出,活性炭吸附电解提金。尾矿不出堆,经消毒净化处理后原地堆放。低品位金矿石堆浸原则流程图如图1所示。主要技术指标如下。
(1)入堆粒度:在爆破时产生的矿石最大粒径为-1500mm,但在入堆时最大粒径不能超过1 000mm。
(2)氰根浓度控制在0.02%～0.03%。一般原则是初期保持较高浓度,中期保持较低浓度,后期只是用贫液循环,不再补药剂。
(3)pH值在10～12,石灰用量一般为4kg/t矿。
(4)氰化堆浸时间:依据堆浸工艺要求,气温应保持在10℃以上,结合当地实际情况,氰化时间为4～11月上旬,喷淋周期一般为150～190天。
(5)喷淋方式及强度:喷淋方式采用间歇式,喷淋量主要根据贫液和贵液的相对水量来决定,一般为10L/(h·m2)。
(6)筑堆方式及堆高:筑堆一般分两层,第一层在8m左右,第二层在2～7m,堆高一般为10～15m。
5 低品位金矿石柱浸试验及半工业试验
5.1 低品位金矿石柱浸试验
为掌握新金厂区域内低品位矿石浸出情况,圈定矿区内可开发利用的低品位矿体和矿化体,综合取样500kg,进行适度的破碎,混合均匀,缩分后分别装入1#柱和2#柱,两柱各装矿样50kg,1#柱混合低品位矿样品位0.99g/t,2#柱矿样品位0.95g/t,浸泡时间和充氧时间都为12小时,试验条件和结果见表1和表2。
注:尾渣品位0.25g/t;试验时间为6月。
从表1可以计算出1#柱低品位混合矿样的浸出率为69.15%,从表2可计算出2#柱浸出率为67.05%。由柱浸试验结果可以看出,新金厂区域内的低品位矿石的浸出率比较高。采用大块度、大堆高堆浸生产在技术上是可行的。
注:尾渣品位0.30g/t;试验时间为6月。
5.2 半工业试验
2010年,金龙公司金矿在新金厂矿区东矿段采用大爆破剥离低品位氧化矿石约5万t进行半工业试验,试验所得数据为:总矿石量5万t;矿堆平均高度10m;入堆矿块粒度:主体在-500mm,最大入堆粒度-1000mm;入堆品位在0.6～0.7g/t,最低品位控制在0.2g/t;浸出时间:由于堆浸矿石块度大、矿堆高、金矿石品位较低,矿石氧化程度不均一,故浸出时间较长,浸出周期在150～190天左右;浸出率一般在60%～70%;采矿、运输成本为20元/t;堆浸生产成本为10元/t。
金龙公司金矿和新金厂金矿属同一矿体,矿石性质及其相似,其半工业试验所得浸出率也和新金厂金矿低品位金矿石柱浸试验浸出率相吻合,因此在新金厂金矿进行大爆破剥离采矿,所得低品位氧化金矿石直接入堆,采用低浓度、长时间氰化,可取得较好的经济效益。
6 低品位大块矿堆浸技术关键
6.1 低品位块矿剥离采矿
为降低采矿成本,剥离采矿都采用大爆破的形式,即对有一定品位的氧化矿矿体进行爆破,用挖机除去大块的废石,然后装车运往堆浸厂。此种采矿方式关键之处是对最大块矿的控制,一般要求-1500mm不能超过10%,对过大的块矿要进行二次爆破。入堆的块矿粒度配比是-500mm占70%以上,-1000mm占90%以上,1000～1500mm的块矿比例不能太大,否则会影响浸出率和浸出的时间。在开采过程中,所采矿石的最低品位不能低于0.3g/t,这样才能保证入堆的最低品位不低于0.2g/t。
6.2 堆浸场地的铺设
为降低场地铺设费用,北山各金矿生产单位重点对场地铺设防漏材料进行了改进。原来的场地防漏材料是三层,即彩条布(最初用人造革)、加厚棚膜、草席,改进后只用一层0.5mm聚乙烯材质的防水材料。场地坡度2°～3°,场地底部首先铺30～40cm细砂土,用卡车压实,上面铺设0.5mm聚乙烯防水布,在防水布上面覆盖800mm厚度的细粒尾矿(-10mm)或细粒低品位原矿做保护层,以防防水布被块矿砸烂或压破。
6.3 筑堆
筑堆一般采用15t自卸车。筑堆分两层进行,先在有保护层的场地上筑6～8m的矿层。第一层筑好后要适当翻堆(翻堆深度一般为1～1.5m),用以保证矿堆的渗透性,接着在上面筑2～4m厚的矿层,矿堆最终高度保持在10～12m,然后用挖机平整堆顶部,在上面铺上细粒的尾矿或细粒的原矿,用以缓冲喷淋浸液,使其能均匀较缓慢的深入矿堆(也可铺设10mm厚的稻草),并减少矿堆的水分挥发。在筑堆过程中一定要注意块矿和粉矿搭配,尽量保持矿堆粒度的均匀性,以免形成沟流,发生偏析。入堆的矿石品位应控制在0.6g/t以上,最低品位不能低于0.2g/t。
6.4 喷淋浸出及贵液吸附
喷淋浸出及管网布置与常规氰化浸出一致,即上水主管道用60mm塑料管,支管道一般用32mm PVC吋管,在支管上装塑料材质水压推动内旋式喷头,喷头间距在堆顶为3m×3m,边坡可适当增大喷头间距,一般为4m×4m。喷淋采用7.5kW自吸泵,流量为50.5m3,扬程为32m。在喷淋过程中一般采用分片喷淋的方式,即将矿堆顶部分成两个部分,在主管道上装控制阀门,一边喷淋一边停喷充氧,这样可节约用水,提高喷淋的效率。喷淋量根据贵液池水位进行及时调整,总喷淋水量控制在10L/(h·m2)。
贵液池和贫液池都是在堆子附近规格约为10m×10m×2m(长×宽×深)的池子,用整体的彩条布、加厚棚膜、加厚防水布三层铺设而成。CN-浓度前期(30天)控制在0.3‰,中期(80～100天)控制在0.2‰,后期(50天左右)控制在0.1%或只补加水,进行必要的水量的循环。pH值是由所加石灰量来调控,一般是按4kg/t矿的量配加。也可加氢氧化钠,可更有效地调整pH值。
吸附采用密闭式小型吸附塔(规格为800mm×1500mm),单柱装活性炭5～7袋(125～175kg),吸附柱单组串联,每组3～6个。一般用4kW潜水泵做吸附动力泵,采用逆流吸附方式,每天取贵、中、贫水样各一个,用以检测活性炭的吸附情况。卸炭周期10～15天,载金碳的金品位主要为5 000～12 000g/t。
7 经济效益
矿山用大爆破剥离法开采运输低品位氧化矿石的成本为20元/t,用于堆浸生产的成本(包括人工工资、药物耗量、动力成本、场地铺设成本等各种成本)为10元/t,总成本为30元/t。以黄金价格280元/g计,吨矿处理成本为30元,回收率如果能够保证在60%,则最低入堆品位应该为0.18g/t。根据低品位氧化矿石的柱浸试验和半工业试验结果,新金厂矿区的低品位氧化矿石的浸出率在65%以上,其回收率在60%以上,考虑其他不确定因素,实际入堆品位不能低于0.2g/t。
根据柱浸试验综合样及半工业试验入堆矿样的情况,新金厂金矿低品位金矿品位以0.6g/t计,年采矿10万t,回收率按60%计算,年采选成本为300万元,黄金价格以280元/g计,黄金销售收入近1000万元,扣除采选成本和解析费用等,还余400万元的利润,经济效益相当可观。
8结论
(1)低品位氧化矿的开发利用对于新金厂及整个北山的金矿延长矿山寿命、提高资源利用率有着很重要的意义,特别是对一些老矿山原采矿废弃的低品位氧化矿石有重要的借鉴意义。
(2)用堆浸法大规模处理大爆破剥离的低品位大块矿氧化矿时把握几个关键:①入堆品位不能低于0.2g/t,入堆的矿石粒度-1 000mm量要占绝大部分,入堆的矿石氧化程度相对较高;②堆浸场地铺设要仔细认真,尤其在只有一层防水材料的情况下一定要铺设好防水材料上下的保护层;③筑堆一般分两层进行,筑堆过程中要注意保护底垫,在场地边部筑堆要防止大块矿石滚落,同时在筑堆时要掌握好粉矿与块矿的配比。
(3)在大规模处理低品位矿石之前,一定要对该矿区的矿石性质进行分析,在此基础上做相应的柱浸试验,掌握浸出率、回收率等基本的数据,有条件尽量做小规模堆浸试验,进行成本利润分析,然后再进行大规模的生产。
总之,在黄金价格持续上涨的前提下,处理低品位氧化金矿石有利可图,并且吨矿成本会随着处理量的增加而降低,特别是像新金厂矿区的氧化程度较高的低品位矿石,低成本的堆浸法能获得很好的经济效益。
参考文献
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低品位金矿石 篇5
关键词：金铜矿,浮选,综合回收利用
随着国民经济的发展, 铜的需求量不断增加, 而随着铜矿的不断开采, 矿石入选品位也不断下降。目前国内许多矿山开采品位为0.5%~0.4%, 个别大型露采矿山的边界品位降到0.2%, 以后铜矿的开采品位可能会降到0.25%, 边界品位降到0.1%随着国际铜资源的日趋紧张, 提高资源综合利用率势在必行。某地金铜矿是我国著名的浅成岩浆热液细脉型金铜矿, 矿石类型属于低硫化物、低品位金铜矿石。该矿石铜金品位均较低, 金与金属矿物紧密共生, 嵌布粒度不均匀, 细粒居多, 矿石性质复杂, 属于多金属难处理矿石。在该选厂的周围, 堆积着约500万吨废弃不要的矿石, 这些矿石是以前采矿时剥离出来的或者是品位比较低 (相对于以前的入选品位而言) 的矿石。随着近些年的开采, 该选厂矿石的入选品位越来越低, 铜品位已经降低至0.16%左右, 金品位降低至0.5g/t左右。所以选厂计划将周围堆积的原来废弃不要的矿石充分利用起来, 以得到资源的最大综合化利用。本文主要就是探讨此废弃矿石的选矿方法及可能达到的选矿指标。
1 矿石性质
该矿石主要以稀疏浸染状构造。主要金属矿物有黄铜矿、磁黄铁矿、黄铁矿、褐铁矿等;主要脉石矿物为长石 (以斜长石为主, 钾长石为次) 、石英、角闪石、黑云母、绿泥石、绢云母、碳酸盐矿物、白钛石等。该矿石的多元素化学分析结果见表1, 铜、金物相分析结果分别见表2。
2 实验室试验
2.1 磨矿细度试验
磨矿细度对于浮选试验来说有着极其重要的影响, 为了考察磨矿细度对浮选的影响, 进行废石磨矿细度试验, 试验结果见图1。
由图1可以看出:随着磨矿细度的增加, 铜、金的品位稍有降低, 但铜、金的回收率增幅较大, 当磨矿细度为-0.074mm占78%时, 铜、金的回收率趋于缓和。综合考虑, 确定磨矿细度为-0.074mm占78%。
2.2 pH值试验
矿浆pH值是影响浮选效果好坏的重要因素之一。调节pH值可以用石灰和碳酸钠, 但是该矿石品位很低, 为了降低生产成本, 决定采用石灰作为pH值调整剂, 进行矿浆pH试验, 试验结果见图2。
由图2可以看出:随着石灰用量的增加, 铜、金品位和回收率都先增后减, 当石灰用量为500g/t时, 铜、金的回收率较高;当石灰用量为1000g/t时, 铜、金的品位较高, 但从粗选目的考虑, 石灰用量为500g/t较为合适。
2.3 闭路试验
在进行了大量的条件试验确定其浮选工艺参数后, 按照图3进行了实验室小型闭路试验, 以考察中矿的分配情况及可能达到的选矿指标。闭路试验流程见图2.4闭路试验指标见表3
由表3可以看出:实验室小型闭路试验经一粗二精一扫简单的试验流程得到的金铜混合精矿含铜12.44%、含金23.88g/t, 铜、金的回收率分别为77.14%和72.96%。精矿中铜、金品位不高, 但是该选厂选矿的指导思想是确保高回收率, 品位可以适当降低, 故此指标达到该公司的委托目的。
3 结语
通过一粗二精一扫的简单流程, 该废弃矿石可以取得产率为1.36%, 含铜12.44%、含金23.88g/t, 铜、金回收率分别为77.14%和72.96%的含金铜精矿, 并且此流程与选厂现处理矿石流程、药剂基本相同, 可以混合处理。按照废弃矿石500万吨的储存量计算, 这些矿石可以回收约8400吨的铜金属、1.6吨的金金属, 具有较大的社会效益和经济效益。
参考文献
[1]招国栋, 伍衡山, 刘清, 李超.浅论低品位铜矿的浸出技术及其发展趋势[J].西部探矿工程, 2004.
[2]陈甲斌, 梁振杰等.中国铜资源现状及发展战略研究[J].世界有色金属, 2005.