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金矿堆浸提金工艺实践报告

来源：金矿环保无氰提金剂　　最后更新整理时间：2014-02-12 14:33:07　阅读：

此文由www.taizhida.com 15832093198生产环保无毒金矿非氰选金剂整理，金矿堆浸提金选矿工艺优化实践报告对堆浸工艺的优化，降低破碎粒度，控制石灰用量，改进吸附系统，控制堆高，完善加药及喷淋制度，堆浸浸出率由65%提高到79%～81%。有效解决含粘土质金矿石堆浸指标低问题，并获得了较好堆浸选矿指标。

九江县丁家山金矿是一个小型金矿，1990年正式投产.其主要选冶生产工艺为池浸及堆浸、活性炭吸附、解吸电解的氰化提金工艺。此工艺优化以前日处理量只有58t/d，年产金不到30kg，金回收率只有70%。从1998年6月～2003年期间进行了选矿工艺优化，通过降低破碎粒度，控制最佳氰化钠用量，增加渗滤层及使用氰化助浸剂，改进吸附系统，控制堆高，完善加药及喷淋制度等工艺优化措施，黄金选矿的回收率提高15百分点，并逐步提高处理量，最终达200t/d，降低了成本，明显提高了企业效益。

一、原矿性质

丁家山金矿矿石中金属矿物主要为褐铁矿，其次为赤铁矿.少量黄铁矿、黄铜矿，偶见方铅矿、自然铜、斑铜矿、铜蓝、闪锌矿、毒砂、自然金、硫铁银矿；非金属矿物主要为石英、硅质水云母、高岭石、绢云母等。

金矿物为自然金，主要以裂隙金、粒间金和包裹金状态嵌布于褐铁矿中(占86.74%)，少量嵌布在脉石矿物中(占13.26%)。堆浸提金，环保金矿选金剂，非氰金矿选金剂，无毒金矿提金剂，提金工艺，自然金的粒度主要在0.074～0.01mm之间(占75.58%)。属中－细粒金，形状以长角粒状为主，角粒状次之。枝叉状、针状、板片状少量，金成色率935.8‰。金的粒级分布见表1。

矿石中主要有用成分为金、共生铁，伴生有益组分为银，伴生有害成分为砷，但含量不高。金的含量以含金土状褐铁矿最高，含金块状褐铁矿次之，含金砾石最低，金的赋存关系及多元素分析见表2、3。

表1 自然金粒级相对含量

粒级/mm	相对含量/%
＞0.1 0.1～0.074 0.074～0.053 0.053～0.037 0.037～0.01 ＜0.01 合计	8.44 7.52 18.32 28.96 28.3 8.46 100

表2 自然金赋存关系含量

嵌存关系	相对含量/%
在褐铁矿裂隙中在褐铁矿粒间中在褐铁矿之中在脉石粒间在脉石之中合计	52.74 29.32 4.69 5.98 7.28 100

表3 原矿多元素分析 /%

元素	Fe	Cu	Pb	Zn	As	Mn	S	P	C
含量	29.72	0.055	0.14	0.012	0.13	0.009	0.007	0.185	0.7
元素	Sb	Bi	SiO₂	TiO₂	CaO	MgO	Al₂O₃	Au	Ag
含量	0.088	0.017	44.5	0.388	0.47	0.31	4.18	3～5.2(g/t)	6～12(g/t)

二、氰化工艺参数小型试验

为确立丁家山金矿选矿工艺最优参数，对现场工艺参数及改进的工艺参数进行小型试验对比。

（一）尾矿粒度分析及浸出粒度试验

1、尾矿粒度分析

从生产现场尾渣堆场取氰化浸出后的尾矿综合大样1000kg，进行了尾矿粒度分析，结果见表4。

表4 尾矿粒度筛析

粒级mm	产率%	Au品位g/t	Au金属量g	Au分布率%
+80 -80+50 -50+20 -20+1 -1+0.074 -0.074 小计	11.5 20 12.3 13.4 8.9 33.9 100	1.61 1.53 0.8 0.35 0.2 0.29 0.752	0.185 0.306 0.0984 0.047 0.0178 0.098 0.752	24.6 40.7 13.1 6.3 2.3 13 100

从尾矿筛析可见，尾矿品位偏高，大部分分布在50mm粒级以上，降低这部分粒级金损失是提高回收率之关键。

2、浸出粒度试验

将上述尾矿粒度筛析出来的+50mm粒级尾矿缩分成三份，分别破碎至－30mm、－20mm、－10mm，进行40kg/桶小型氰化浸出试验。堆浸提金，环保金矿选金剂，非氰金矿选金剂，无毒金矿提金剂，提金工艺试验条件如下，试验结果见表5。

固定条件：氰化钠用量1kg/t矿，氧化钙5kg/t矿，pH10～ll，液固比3：1，共分三次浸出，第一次时间72h，第二次24h，第三次12h，共108h。

变动条件：粒度－30mm，－20mm，－10mm。

表5 尾矿浸出粒度试验

浸泡桶号	浸出粒度mm	入选矿石Au品位g/t	尾渣Au品位g/t	Au浸出率%
W1^# W2^# W3^#	-30 -20 -10	1.21 1.24 1.15	0.49 0.41 0.38	59.5 66.9 66.95

从表5试验结果可见，+50mm尾矿通过重新破碎后，进行氰化浸出，仍然可以将金大部分浸出，其中－20mm粒度浸出率最佳，达66.9%，说明降低入选粒度是提高金浸出率的关键。

（二）氰化钠用量试验

1998年6月从选厂原矿堆场取原矿样1000kg,进行氰化钠用量对比试验及不同pH值试验。试验结果见表6。试验固定条件：浸出时间108h，液固比3：1，入选矿石粒度－20mm，40kg矿/桶；对比条件：氰化钠用量，石灰用量。

表6 氰化钠用量及pH值试验

浸泡桶	石灰用量kg/t	pH值	氰化钠用量kg/t	原矿Au品位g/t	尾矿Au品位g/t	Au浸出率%
Y1^# Y2^# Y3^# Y4^#	10 20 10 10	10～11 ＞12 10～11 10～11	1.1 2.0 0.8 2.0	2.31 2.41 2.35 2.5	0.3 0.41 0.35 0.379	87 82.98 85.1 84.85

工艺优化之前，现场的氰化钠用量及石灰用量基本上与本试验Y2^#试验相同，从上述试验结果可见，在降低破碎粒度之后，现场高氰高pH值(＞12)金浸出率只有82.98%，没有低碱低氰工艺浸出率高。在石灰用量10kg/t(pH10～11)，氰化钠用量1.1kg/t条件下，浸出率最高达87%，说明现场氰根及pH值工艺参数必须调整降低，这样既可以节约成本又可以提高Au浸出率。

此试验尾渣多元素分析结果见表7。

表7 尾渣多元素分析 /%

元素	Fe	Cu	Pb	Zn	As	Mn	S	P	C
含量	28.68	0.05	0.117	0.008	0.1	0.009	0.0671	0.08	0.38
元素	Sb	Bi	SiO₂	TiO₂	CaO	MgO	Al₂O₃	Au	Ag
含量	0.04	0.013	45.82	0.313	1.05	0.28	4.07	0.4(g/t)	4.5(g/t)

（三）活性炭小型吸附试验

吸附工艺通过3～4个装有活性炭的吸附柱( 50×100)串联后使含金溶液由第一个吸附柱底部给入，第三、四个吸附柱顶部排出。试验固定条件：氰化贵液700mL；变动条件：吸附柱串联个数变。试验结果见表8，对吸附的贵液及用4柱吸附后的贫液分析见表9。堆浸提金，提金工艺，环保金矿选金剂，氰化钠提金，提金设备，提金，无毒提金工艺，提金技术。

表8 活性炭吸附试验结果

试验条件	活性炭型号	活性炭质量kg	贵液Au品位g/m³	贫液Au品位g/m³	贵液流量L/s	吸附率%	活性炭载金量g/kg
4柱吸附 3柱吸附	CH-16 CH-16	0.33 0.25	2.55 2.55	0.01 0.05	0.049 0.049	99.6 98	5.38 6.99

表9 氰化贵液、贫液多元素分析 g/m

氰化液	Au	Ag	Cu	Pb	Zn	Fe	CN^-
贵液贫液	2.55 0.01	4.64 0.04	4.0 2.0	3.0 3.0	10 6	20 12	217 134.77

从吸附试验可见，3柱吸附柱吸附率只有98%，4柱吸附柱吸附率达99.6%，装炭量多了，载金炭品位有所下降。从这个试验可见，现场要提高吸附率，应适当增加吸附柱个数。

三、浸出工艺优化实践

（一）池浸工艺优化

1、降低破碎粒度，提高黄金浸出率

丁家山金矿1998年6月以前有二个工区，破碎工序只有一段破碎，即PE250×400破碎机，其破碎粒度较粗。加上牙板磨损后没有及时更换，破碎粒度明显偏粗，粒度大部分为50mm以下，粗的粒度达80mm。从前面小试研究已看出，粒度是影响金浸出率的主要因素，一段破碎满足不了选矿要求，对破碎进行技改势在必行。笔者在主要产金工段－工区进行了为期一个月的破碎技改.将一段破碎改为二段破碎流程。于1998年7月底投入生产使用。原矿入池粒度可以控制在15mm以下，经二个月试生产，配合进行了氰化钠用量及石灰用量试验。1998年1O月份进入正式生产，在原矿金品位2.5左右，池浸生产尾矿金品位降至0.3～0.35g/t，金浸出率达86%以上。比破碎技改前金浸出率提高15个百分点，明显提高了选矿技术指标.每年为企业创效益约72万元。堆浸提金，提金工艺，环保金矿选金剂，氰化钠提金，提金设备，提金，无毒提金工艺，提金技术。

2、降低氰化钠及石灰用量

1998年6月以前，金矿氰化钠用量高达2.0kg/t矿，石灰20kg/t矿，现场抽检其贵液氰化钠浓度达2‰～3‰，pH＞12，氰化钠浓度及pH值明显偏高。通过前述小试。氰化钠及石灰用量可降低一半，技术指标还可以有所提高。在1998年8～9月份进行了降低氰化钠及石灰用量试生产，据生产统计，原矿品位2.5，处理矿量近3000t，氰化钠实际用量为0.9kg/t矿，石灰用量9.3k矿，贵液氰化钠浓度在各次浸出中能控制在1.5‰～0.6‰。左右，且贫液氰化钠浓度在0.6‰～0.8‰左右。通过贵液含金品位、氰化钠浓度及尾渣金品位的跟踪检测，降低氰化钠及石灰用量后，并没有影响浸出速度及浸出率。在前述降低破碎粒度后，在同等的浸出时间下(浸出时间仍为108h)，尾渣金品位在0.3～0.35g/t矿，浸出率达86%，与小试结果相符合。降低氰化钠用量后，每年能为企业节约氰化钠近40t，节约生产成本36万元。

3、提高吸附率和载金炭品位

生产现场吸附只有3级吸附，贫液含金在0.05～0.1g/m³，左右，吸附率只有97%～98%。从前面小试可见，3柱吸附时间偏短。1998年10月池浸吸附柱改为每级5柱，堆浸改为每级4柱。经改进后，贫液含金降至0.0lg/m³以下，吸附率达99%以上。堆浸提金，提金工艺，环保金矿选金剂，氰化钠提金，提金设备，提金，无毒提金工艺，提金技术。

为提高载金炭品位。2000年将池浸增加了渗滤层，使排出贵液含泥砂量明显减少，从而减少了载金炭泥砂夹杂量。所有池浸增加渗滤层后，经年生产统计。载金炭含金品位提高了O.7g/kg，载金炭品位高达6g/kg。

4、使用助浸剂，加快浸出速度，提高佥浸出率

丁家山金矿矿床为不连续的鸡窝状，比较分散，原矿品位变化非常大。1999年1～2月份采场284采矿点原矿品位含金高达40～100g/t，在1999～2003年各年生产期间都不断有8g/t以上高品位原矿出现。生产上高品位原矿常规浸出，当原矿含金品位20以上，浸出时间需12d，当原矿品位8g/t以上需7d，浸出时间明显加长，严重影响了采、选生产进度。

据有关黄金专著阐述,笔者通过现场工业试验，增加助浸剂——“氰化助浸剂”（河北邯郸泰志达创新科技有限公司研制开发www.taizhida.com 15832093198生产，用量0.1kg/t矿)后，氰化速度明显加快，浸出时间比常规缩短30%左右，且金浸出率比常规高3～5个百分点。

在冬季，气温0℃时，氰化浸出速度明显减慢，常规池浸出由平时4.5d延至7d，尾渣品位才能达标。2000年元月进行了H₂O₂助浸剂现场工业试验，同一批矿试验对比，加H₂O₂后(用量0.4～0.5kg/t)，浸出时氰化钠消耗明显加快，贵液含金品位由1.3g/m³升高至2.2g/m，尾渣金品位由0.59g/t降至0.4g/t，浸出时间由7d缩短至5d，金浸出率达84%。比常规浸出率高7.6个百分点。通过这次工业试验，在此后冬季气温达0℃以下时，生产上都添加H₂O₂助浸剂，加快浸出，提高浸出率。

（二）堆浸工艺优化

丁家山金矿有4个堆场，堆场总面积3000m²，堆场年处理量1万多t矿石.原矿品位含金lg/t以下矿石用于堆浸。在技改前，堆浸浸出率只有65%，尾渣含金高达0.4g/t。堆浸生产方面存在的问题主要有：堆矿粒度较粗，达100mm以上：喷淋不能有效覆盖堆场；喷淋加石灰、加药存在一定问题；炭吸附只有二级；贫、贵液没有分开；整个浸出周期过长(50～60d)。从1999年6月至2001年陆续对堆场存在的设施和工艺问题进行了合理改进。

1、堆浸工艺优化

(1)活性炭吸附系统由原来的二级吸附改为三级吸附，由过去的一个吸附系列改为三个吸附系列。吸附前含金贵液与吸附后的贫液分开，贵液经炭吸附后到贫液池，再加氰化钠药剂由泵扬至堆场，这样减少了溶液中金在堆场循环损失。

(2)喷淋系统由固定式莲蓬头改为旋转式喷头，从堆面至堆边均有效分布，使整个堆场全部覆盖。

(3)保证堆场石灰的添加。丁家山金矿的矿石属酸性，为了弥补pH值不足，现场往往补加石灰至贵液池或贫液池，导致载金炭表面钙化，不载金，喷淋时常堵塞，产量低下。为此，加强了石灰添加的管理，保证入堆石灰的用量控制在7～lOkg/t矿左右。喷淋前的洗矿作业控制pH值在1O～l1之间，pH值如不足，则将石灰补加至堆面上，并重新松堆一次，在pH达标下才开始加药喷淋。

(4)降低入堆粒度。为了保证进堆场的矿石粒度,堆场增加了一台PE250×400破碎机处理大块矿石,进堆原矿粒度控制在50mm以下。

(5)改善堆浸渗透性。丁家山金矿原矿含粉矿量较多.且有一定的粘土质脉石。－0.074mm粉矿达33.4%，渗透性很差，处理不好，在喷淋过程中常产生沟流现象，药剂不能有效渗透到矿堆内部，影响浸出率。为此，生产上采取了如下措施：

a.堆场底部铺一层厚30cm的破碎后渣子矿(粒度50mm左右)，堆浸一段时间后根据底面情况，经常清底更换。

b.严格控制堆浸高度小于3m。

c.入堆过程中，粉矿及破碎渣子矿搭配入堆，从采场方面控制入堆的粉矿量。

d.入堆完成后。在堆面上铺一层厚30cm破碎后的渣子矿，以保证喷淋液均匀渗透。

经过上述改进，加上旋转喷头的使用，堆浸渗透性差的问题完全解决。经过计算喷淋强度达1O～16L/(h·m²)。

(6)改进加药制度。堆浸过程分三个阶段进行加药浸出，先洗堆，至pHl0～l1，大约ld；然后进入加药浸出，第一阶段浸出时间7d，连喷，CN^-0.5‰；第二阶段15d，连喷，CN^-0.3‰左右；第三阶段，10d，喷一停一，CN^-0.1‰～0.2‰。氰化钠消耗为0.4～0.5kg/t矿(仅为池浸的一半)。

(7)增加助浸剂，加快浸出速度。入堆原矿含金品位有时会高于ls/t，甚至高达1.5g/t。为缩短浸出时间，在堆浸第一阶段加入H₂O₂(0.3～0.5kg/t矿)助浸。加助浸剂后，浸出高峰期贵液含金高达2-3g/m³，比未加H₂O₂堆浸贵液品位高1倍，浸出时间也能在30～35d结束，缩短了10d左右。

2、堆浸工艺优化效果

经过上述工艺优化，2001年至2003年底。堆浸工艺技术指标大幅提高.尾渣含金全年平均降至0.2g/t，金浸出率达79%～81%，比工艺优化前提高14个百分点左右。堆浸提金，提金工艺，环保金矿选金剂，氰化钠提金，提金设备，提金，无毒提金工艺，提金技术。

工艺优化以前金选矿回收率只有70%，通过上述工艺优化实践.选矿回收率比工艺优化前提高了约15个百分点。历年选矿生产指标见表10。

表10 丁家山金矿历年选矿生产指标

年份	处理矿量t	原矿Au品位g/t	尾渣Au品位g/t	Au浸出率%	产金量kg
1998年8～12月 1999年 2000年 2001年 2002年 2003年1～10月合计	6398 17498 30108 35576 37597 33686 160863	4.52 3.13 2.72 2.31 1.97 1.81 2.38	0.626 0.428 0.448 0.339 0.283 0.284 0.356	86.1 86.18 83.4 85.3 85.6 84.3 85.04	24.9 47.2 68.3 70.1 63.4 51.4 325.55

四、结语

（一）入浸粒度是影响丁家山金矿浸出率的关健因素。通过多年的工艺优化实践，采用降低破碎粒度及低氰低碱工艺，金浸出率提高15个百分点。每年为企业创造了100多万元效益。

（二）对于原矿含金大于8g/t以上高品位金矿石，采用助浸剂及“氰化快速净”后。浸出速度加快30%，金浸出率提高3～5个百分点。

（三）通过对堆浸工艺的优化，降低破碎粒度，控制石灰用量，改进吸附系统，控制堆高，完善加药及喷淋制度，堆浸浸出率由65%提高到79%～81%。有效解决含粘土质金矿石堆浸指标低问题，并获得了较好堆浸选矿指标。

金矿无氰无毒环保提金剂选金剂由www.taizhida.com 技术15832093198研制，替代清华物，原有工艺和设备不变，易于操作和推广。金矿无氰无毒环保提金剂选金剂在氧化金矿的堆淋、池浸、炭浆（搅拌浸出）工艺流程与使用氰化钠的方法一样。

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