资源描述:
2 0 1 7 年第6 期有色金属 选矿部分 3 1 d o i 1 0 .3 9 6 9 /j .i s s n .1 6 7 1 - 9 4 9 2 .2 0 1 7 .0 6 .0 0 8 提高某难选金矿石金精矿品位的浮选试验研究 陈晓芳1 ’z ,梁治安3 1 .紫金矿冶设计研究院福建上杭,3 6 4 2 0 0 ;2 .低品位难处理黄金资源综利用国家重点实验室, 福建上杭,3 6 4 2 0 0 ;3 .福建马坑矿业股份有限公司,福建龙岩3 6 4 0 0 0 摘要某难选金矿石含金1 .9 7g /t ,矿物组分复杂,独立金矿物嵌布粒度细,主要载金矿物黄铁矿嵌布粒度粗细不均, 同一种矿物少部分是载金矿物而大部分为不含金矿物,导致金精矿不含金杂质矿物含量高,金精矿品位较低。为提高该金精 矿品位,采用高效捕收剂M A 与丁基铵黑药组合,金精选添加适量的分散剂六偏磷酸钠,通过一次粗选、两次精选、两次扫选的 闭路试验流程,最终获得金精矿含金5 0 .5 1g /t 、含银11 8 0 .8g /t ,金回收率为9 3 .9 6 %、银回收率为9 0 .1 3 %。金精矿中金品位 得到有效提高。 关键词难选金矿石;嵌布粒度;组分复杂;高效捕收剂;分散剂 中图分类号T D 9 5 3 ;T D 9 2 3文献标志码A文章编号1 6 7 1 - 9 4 9 2 2 0 1 7 0 6 - 0 0 3 1 - 0 5 E x p e r i m e n t a lS t u d yo nI n c r e a s i n gG o l dC o n c e n t r a t eG r a d eo faR e f r a c t o r yG o l dO r e C H E NX i a o f a n 9 7 ”,L I A N GZ h i ’a n 3 J 『.Z i n j i nM i n i n g M e t a l l u r g yR e s e a r c hI n s t i t u t e ,S h a n g h a n gF u j i a n3 6 4 2 0 0 ,C h i n a ;2 .S a t eK e yL a b o r a t o r y 0 1 2L o w - g r a d eR e f r a c t o r yG o l dR e s o u r c e sC o m p r e h e n s i v eU t i l i z a t i o n ,S h a n g h a n gF u j i a n3 6 4 2 0 0 ,C h i n a ; 3 .F u j i a nM a k i n gM i n i n gC o 。,L t d .,L o n g y a nF u j i a n3 6 4 0 0 0 ,C h i n a A b s t r a c t Ar e f r a c t o r yg o l do r ec o n t a i n s1 .9 7g /tA u ,i nw h i c hm i n e r Mc o m p o n e n tw a sc o m p l e x ,i n d e p e n d e n t g o l dm i n e r a l se x i s t e di nf i n eg r a n u l a ra n dg o l d b e a r i n gm i n e r , sl i k ep y r i t eh a du n e v e np a r t i c l es i z ed i s t r i b u t i o n , b e s i d e st h es a m em i n e r a lh a dam i n o rs h a r ec o n t a i n e dg o l dw h i l em o s tn o tc o n t a i n e dg o l d .S ot h a tt h eg o l d c o n c e n t r a t eh a sh i g hi m p u r i t yc o n t e n tw i t hl o wg r a d e .I no r d e rt oi n c r e a s et h eg r a d eo ft h eg o l dc o n c e n t r a t e ,t h eh i g h e f f i c i e n c yc o l l e c t o rM Ai nc o m b i n a t i o nt ob u t y la m m o n i u ms u l f a t ew a sa d o p t e da n dt h ed i s p e r s a n tc a l g o nw a su s e di n t h ec l e a n i n g .B yo n er o u g h i n g ,t w oc l e a n i n ga n dt w os c a v e n g i n g ,a tl a s tt h eg o l dc o n c e n t r a t ew a so b t a i n e d c o n t a i n i n g5 0 .5 1g /tA ua n d1 1 8 0 .8 g /tA gw i t hA ur e c o v e r y9 3 .9 6 %.A gr e c o v e r y9 0 .5 3 %.T h eg r a d eo f c o n c e n t r a t ew a si m p r o v e de f f e c t i v e l y . K e yw o r d s r e f r a c t o r yg o l do r e ;d i s s e m i n a t e dg r a i ns i z e ;c o m p l e xc o m p o s i t i o n ;h i g he f f i c i e n c yc o l l e c t o r ; d i s p e r s a n t 随着国民经济的飞速增长和生活水平的日益提 高,人们对黄金的需求量不断增加。随着金矿资源 深入开发利用,金矿资源日趋贫、细、杂化,难处理金 矿资源占黄金资源的主导地位。2o 。 某难选金矿石,金主要以独立银金矿或被黄铁 矿包裹形式存在,采用浮选法回收。随着矿石开采 的深入,矿石组分复杂,独立银金矿的嵌布粒度越来 越细,载金矿物嵌布关系复杂,矿石泥化严重,生产 指标不稳定,该矿山采取弱压强拉方式,降低抑制剂 用量增大捕收剂用量,来保证金回收率,这就导致金 精矿品位偏低等问题。 本研究立足于该原矿和金精矿的工艺矿物学分 收稿日期2 0 1 7 - 0 4 1 9 修回日期2 0 1 7 - 0 9 - 1 2 作者简介陈晓芳 1 9 8 6 一 ,女,江西湖l Y l 人,硕士,工程师。 析,在现有工艺流程的基础上,通过一系列浮选试 验,优化药剂制度,在保证金精矿金回收率的同时, 大大提高了金品位。 1 矿石性质 该原矿以金为主,含金1 .9 7g /t ,同时伴生银、 铜、铅、锌的硫化物型多金属金矿石。银、锌等元素 达到了综合回收的标准 本研究重点讨论金的回 收 。金主要以银金矿独立矿物存在,多存在于其它 矿物粒间、黄铁矿微裂隙中及部分包裹在黄铁矿内, 通过光学显微镜及扫描电镜的观察分析,银金矿嵌 布粒度细小,基本在2 0 斗m 以下。除独立银金矿外, 万方数据 3 2 有色金属 选矿部分2 0 1 7 年第6 期 黄铁矿是主要的载金矿物,主要分布在脉石矿物粒 问,呈被包裹状或连生在脉石矿物颗粒边缘,这类黄 铁矿粒度分布较粗;少量黄铁矿粒问及微裂隙中充 矿包裹在黄铜矿内,这类黄铁矿粒度基本在4 0 斗m 以下,甚至相当一部分在1 0 恤m 以下,此外方铅矿、 黄铜矿也与银金矿的关系较密切。原矿化学多元素 填闪锌矿、方铅矿、黄铜矿、黝铜矿等矿物,个别黄铁分析结果见表1 ,金物相分析见表2 。 表1原矿多元素分析结果 T a b l e1M u l t i .e l e m e n ta n a l y s i sr e s u l t so fr a wo r e /% 该金矿的金精矿含金2 5 .5 1g /t 、含银5 2 6 .7 g /t ,金、银回收率分别为9 3 .4 4 %、9 2 .1 6 %。金属矿 物以银金矿、黄铁矿为主。其中黄铁矿占金精矿矿 物总量的7 0 .5 3 %,而大部分黄铁矿与金无关;闪锌 矿、方铅矿、黄铜矿以及硅酸盐等矿物约占金精矿矿 物总量的1 /3 ,闪锌矿及部分方铅矿、铜矿物中也与 金无关,与金无关的颗粒均为金精矿中杂质矿物。 通过对该金矿石原矿和金矿的工艺矿物学分 析,认为影响金精矿指标的主要因素有以下几点1 独立金矿物嵌布粒度细、载金矿物嵌布粒度粗细不 均;2 金属硫化物如方铅矿、黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿 等种类繁多,这不仅使得金矿物分布较散,也增加了 矿物分选的难度;3 矿物组分复杂,同一种矿物少部 分是载金矿物,大部分是不含金的,要想提高金精矿 品位,主要是将载金黄铁矿与不载金黄铁矿分离开, 这是本研究的难点之一,也是导致金精矿中不含金 的杂质矿物偏多、金精矿品位不高的主要原因之一。 2 选矿试验研究 某难选金矿石选矿厂主要工艺为一次粗选、两 次精选、两次扫选,金浮选捕收剂为丁基黄药与丁基 铵黑药组合,空白精选。根据矿石性质,结合现场选 矿厂的实际生产情况,在不改变现场原则流程的基 础上进行浮选试验研究,重点考察了磨矿细度、抑制 剂以及捕收剂对金浮选指标的影响。 2 .1 金浮选条件试验 2 .1 .1 石灰用量试验 石灰不仅是浮选常用的p H 值调整剂,同时也是 不含金的闪锌矿和黄铁矿常用抑制剂,但过量的石 灰对金也有一定的抑制作用口o 。石灰用量试验流程 见图1 ,试验结果见图2 。 金精矿尾矿 图1石灰用量试验流程图 F i g .1 F l o w s h e e to fC a Od o s a g et e s t 图2 石灰用量试验结果 F i g .2 R e s u l to fC a Od o s a g et e s t 从图2 可以看出,不加石灰时金精矿中金品位 和回收率较低,随着石灰用量的增加,金精矿中金品 万方数据 2 0 1 7 年第6 期陈晓芳等提高某难选金矿石金精矿品位的浮选试验研究 3 3 位随之增加,回收率呈缓慢下降趋势。但石灰用量 过高,造成矿浆中钙离子偏高,闭路循环时可能导致 泡沫发黏、难以控制,故石灰用量暂定为5 0 0g /t ,此 时金精矿金品位3 5 .7 6g /t 、回收率9 3 .0 2 %。 2 .1 .2 硫酸锌与亚硫酸钠用量试验 硫酸锌和亚硫酸组合对含锌矿物的抑制效果较 好,常被用来抑制闪锌矿【4 引。两者的配比和用量试 验流程同图1 ,其中石灰用量为5 0 0g /t ,硫酸锌和亚 硫酸钠用量为变量。试验结果图37 图3 硫酸锌与亚硫酸钠用量试验结果 F i g .3 R e s u l to fZ n S 0 4a n dN a 2 S 0 3d o s a g et e s t 从图3 中可以看出,当硫酸锌 亚硫酸钠用量 为2 .0 1 .0k g /t 时,所得金精矿指标最佳,金品位 较高、回收率最高,故确定硫酸锌 亚硫酸钠用量为 2 .O 1 .0k g /t ,此时金精矿金品位3 2 .3 6g /t 、回收率 9 5 .8 0 %。 2 .1 .3 捕收剂种类试验 金最常用的浮选捕收剂是黄药,其次是黑药类, 以及黄原酸酯类等,由于本研究的矿石性质复杂、难 选的金矿占主导地位,所以生产上往往需要组合捕 收剂才能取得较满意指标“ 剖。本研究采用丁基铵 黑药与其它六种捕收剂组合使用,试验流程同图1 , 其中石灰用量为5 0 0g /t ,硫酸锌、亚硫酸钠用量为 2 .0 、1 .0k g /t ,固定丁基铵黑药用量为1 0g /t ,捕收剂 用量为4 0g /t ,捕收剂种类为变量,试验结果见图4 , 图中1 ~6 依次为异丙基黄药、M A 、C 9 0 5 、丁基黄药、 B K 3 0 1 及戊基黄药的试验结果。其中M A [ 9 ‘1 叫是一 种淡黄色粉末状固体,易溶于水,对金、铜等矿物的 捕收性能良好;C 9 0 5 由现场选矿厂提供,对金的选 择性较好,B K 3 0 1 是北矿院研制的一种新药剂,这 两种药剂都呈油状、具有一定的起泡性,试验过程中 C 9 0 5 、B K 3 0 1 在使用时松醇油用量为1 0g /t ,其它捕 收剂使用时松醇油用量如图1 所示,为2 0g /t 。 图4 捕收剂种类试验结果 F i g .4 R e s u ho fd i f f e r e n tc o l l e c t o rt y p et e s t 从图4 中可以看出,相同药剂用量条件下,丁基 铵黑药与其它捕收剂组合均不如丁基铵黑药与M A 组合时所得金精矿指标好。现场采用丁基黄药与丁 基铵黑药组合时,所得金精矿回收率较高,但品位相 对较低,说明丁基黄药与丁基铵黑药组合选择性较 差;而采用M A 与丁基铵黑药组合时,金精矿金品位 和回收率均较高,故确定捕收剂为丁基铵黑药与M A 组合。 2 .1 .4 捕收剂用量试验 确定了捕收剂为M A 与丁基铵黑药组合,进行 了捕收剂用量试验,试验流程同图1 ,其中石灰用量 为5 0 0g /t ,硫酸锌、亚硫酸钠用量为2 .0 、1 .0k g /t , 捕收剂用量为变量,试验结果见图5 。 约利I L } j 芷/ g ‘1 图5捕收剂用量试验结果 F i g .5 R e s u l to fc o l l e c t o rd o s a g et e s t 从图5 中可以看出,较少用量的M A 所得金精 矿金品位较高,但回收率低,丁基铵黑药用量高时, 金精矿回收率明显提高,而金品位也随之下降。当 M A 与丁基铵黑药组合用量为3 0 2 0g /t 时,金精矿 中金回收率最高,故确定M A 与丁基铵黑药组合时 用量为3 0 2 0g /t ,此时金精矿金品位3 3 .0 0g /t 、回 万方数据 3 4 有色金属 选矿部分2 0 1 7 年第6 期 收率9 4 .2 1 %。 2 .1 .5 磨矿细度试验 合适的磨矿细度既能使独立金矿物和载金矿物 单体解离又避免过磨导致脉石矿物泥化。磨矿细度 试验流程同图1 ,试验结果见图6 。其中石灰用量 5 0 0g /t 、硫酸锌 亚硫酸钠用量2 .0 1 .0k g /t 、M A 丁基铵黑药用量3 0 2 0g /t ,一7 4 m 含量为变 量。 图6 磨矿细度试验结果 F i g .6 R e s u l ta td i f f e r e n tg r i n d i n gf i n e n e s s 从图6 中可以看出,随着磨矿细度的增加,金品 位呈上升趋势,变化不大,金回收率先增后降,当磨 矿细度达到一7 4 m 占6 0 %时,金回收率最高,故选 择磨矿细度为一7 4 批m 占6 0 %,此时金精矿金品位 3 8 .6 9g /t 、回收率9 0 .1 3 %。 2 .2 金精选条件试验 金精选主要是为了提高金品位减少杂质矿物和 矿泥对浮选指标的影响,为此进行了六偏磷酸钠用 量试验,试验流程见图8 ,试验结果见图7 。 零 薄 娶 回 图7 六偏磷酸钠试验结果 F i g .7 R e s u l to fs o d i u mh e x a m e t a p h o s p h a t e d o s a g et e s t 由图7 可知,不加六偏磷酸钠金精矿金品位较 低,添加适量的六偏磷酸钠有助于金精矿品位的提 高,但添加过量品位提升不明显而回收率下降较多, 当六偏磷酸钠用量在5 0g /t 时,试验指标最佳,故确 定六偏磷酸钠用量为5 0g /t ,此时金精矿金品位为 6 8 .0 1g /t ,回收率为8 9 .8 8 %。 2 .3 闭路试验 确定了各作业的药剂用量后,在开路试验的基 础上进行了闭路试验,流程见图8 ,试验结果见表3 。 原矿 一7 4 斗m 占6 0 % n 巧五西百一 金精矿 - l 4 5 l 六偏磷酸钠5 0 精I 选I 2 | 丁基黄药1 5 ,丁基铵黑药1 0 塑l 垄1 3 』 2 l 丁基黄药5 ,丁基铵黑药5 扫I 选I I 自 皇 3l 尾矿 图8 闭路试验流程 F i g .8 F l o w s h e e to fc l o s e d c i r c u i tt e s t 表3闭路试验结果 1 曲l e3R e s u l to fc l o s e d .c i r c u i tt e s t/% 从表3 中可以看出,原矿在磨矿细度为一7 4 斗m 占6 0 %的条件下,经一次粗选、两次精选、两次扫选 的闭路试验流程,最终获得金精矿含金5 0 .5 1g /t 、含 银11 8 0 .8g /t ,金回收率为9 3 .9 6 %、银回收率为 9 0 .1 3 %。 3结论 1 某难选金矿浮选金精矿金品位2 5 .5 1g /t 、银 品位5 2 6 .7g /t ,金回收率9 3 .4 4 %、银回收率 9 2 .1 6 %。金精矿品低的主要原因是金矿物嵌粒度 细、载金矿物嵌布粒度粗细不均,原矿金属矿物组分 复杂,同一种矿物小部分是载金矿物,大部分与金无 关,金精矿中大部分为不含金的杂质矿物。 2 不改变现场原则流程的条件下,采用高效捕 潞燃 糟, 辨鞴酣 射鼯 万方数据 2 0 1 7 年第6 期陈晓芳等提高某难选金矿石金精矿品位的浮选试验研究 3 5 收剂M A 与丁基铵黑药组合,捕收能力强、选择性 好,金精选添加适量的六偏磷酸钠,能减少矿泥浮选 的影响,提高精选效率,有效提高金精矿品位。 3 在原矿含金2 .0 7g /t 、银5 0 .4 4g /t 的情况下, 一次粗选、两次精选、两次扫选的闭路试验获得金精 矿含金5 0 .5 l g /t 、含银11 8 0 .8 0g /t ,回收率分别为 9 3 .9 6 %、银9 0 .1 3 %,相对现场金回收率略有提高, 银的回收率略有下降,但金、银品位大幅提高,经济 效益显著。 参考文献 [ 1 ] 梁佑贵.国内黄金选矿的技术现状及发展趋势[ J ] .工业 技术,2 0 1 7 1 1 5 6 . 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[ 1 0 ] 胡建国.用M O s - 2 和M A .1 混合捕收剂浮选含金硫化铜 矿[ J ] .矿业工程,2 0 0 1 ,2 1 2 4 2 硝. 上接第1 1 页 表4高硫矿石试验结果 T a b l e4 T e s tr e s u l t o fh i g hs u l p h u ro r e,嘞 从表3 和表4 可以看出,硫精矿是铁精矿脱硫 产生的,如果铁精矿不脱硫,铁精矿中的硫品位会比 较高,看来铁精矿脱硫对降低铁精矿硫品位效果明 显。 4结论 1 本次试验铁精矿硫品位由原来的无选硫作业 的3 .5 %,经过锌尾选硫、铁精矿脱硫可以降低到 0 .5 2 %。新产出的高硫矿石甚至可以降到0 .3 8 %, 比原来预想的更乐观。 2 确定锌尾先选硫后磁选、铁精矿脱硫的浮选流程 是可行的。选硫时用絮凝剂活化浮选,用量为1 0 ∥ t ,丁基黄药用量为4 8 0g /t 左右。浮选时间为1 5 m i n ,加药搅拌时间不低于3m i n 必要时可用硫酸 活化选硫。 3 关于锌尾选硫的流程,粗选5m i n 前的硫精 矿品位可达到3 5 %,可以直接作为硫精矿销售,5 m i n 以后选出的硫精矿,品位较低,可合并到尾矿中, 不建议用带有精选、粗选、扫选的常规流程。因为常 规流程可能导致铁精矿含硫升高。 4 硫精矿中的磁性硫矿物占5 5 %以上,说明原 矿中磁黄铁矿较多。 5 铁精矿硫品位从3 .5 %降低到0 .5 2 %时,铁 精矿产量减少1 0 %左右。铁精矿中硫被选出是铁精 矿产量减少的主要原因。 6 试验过程中的磨矿细度为一7 4 m 占8 0 %, 与选矿厂前期生产时的磨矿细度基本一致,因此,在 今后生产过程中保持原来的磨矿细度,不增加磨矿 成本的条件下,降低铁精矿硫品位是可以实现的。 参考文献 [ 1 ] 龚明光.泡沫浮选[ M ] .北京冶金工业出版社.2 0 0 7 1 4 8 1 5 0 . [ 2 ] 选矿手册编委会.选矿手册第八卷第一分册[ M ] .北京 冶金工业出版社.1 9 8 9 2 7 0 3 0 0 . [ 3 ] 许时.矿石可选性研究[ M ] .北京冶金工业出版社. 1 9 8 1 4 2 4 3 . [ 4 ] 胡熙庚.有色金属硫化矿选矿[ M ] .北京冶金工业出版 社.1 9 8 7 3 1 4 0 . 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