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提高青海某金矿浮选回收率的试验研究及实践

2020-07-16 10:48220

青海海西某金矿处理能力为1500t/d,选矿厂2009年建成投产,浮选工艺为一粗两精三扫,2009-2010年浮选金精矿回收率较低,在72%左右,严重影响企业的经济效益,通过选矿工艺考查发现,已单体解离的载金矿物,回收率只有75%左右,为了查明原因,选矿实验室对该矿石开展浮选试验研究,增加了碳酸钠和M11的新药剂组合清洗矿泥表面,选矿回收率由72.61%提高到81.55%,金精矿品位大于30g/t,产品达到销售要求,解决了企业的难题并为企业带来了良好的经济效益【1】

1 矿石性质

海西某金矿矿石工艺类型为少硫化物微细粒浸染型含金矿石,矿区金矿属构造蚀变岩型矿,矿石中主要金属矿物为黄铁矿占3.51%,毒砂占1.10%,其他金属矿物含量极少。自然金在矿石中嵌布粒度极其细小,属于微粒金,其中小于0.005mm的占81.04%,0.005~0.01mm的占18.96%,其他含量甚微。金的赋存状态主要以包裹金为主,占91.32%,毒砂包裹金占53.26%,脉石包裹金占21.22%,黄铁矿与其他硫化物包裹金占16.84%。在开采初期氧化矿和原生矿并存,属典型的难选矿石,原矿化学多元素分析结果见表1。

表1     原矿化学多元素分析结果                           %

成分

Au

Ag

Cu

Pb

Zn

Fe

S

含量

3.32

2.48

0.005

0.10

0.014

4.10

2.23

成分

As

Sb

C

CaO

MgO

SiO2

Al2O3

含量

0.48

0.01

2.20

4.96

1.19

64.08

10.13

注:Au、Ag含量单位为g/t。

1.1 原矿金的赋存状态研究

表2     原矿金的赋存状态研究结果                     %

赋存状态

相对含量

合计

包裹金

黄铁矿及其他硫化物中金

19.77

91.32

100.00

毒砂中金

57.83

脉石中金

13.72

粒间金

硫化物与脉石粒间金

1.94

8.09

脉石粒间金

6.15

裂隙金

脉石裂隙金

0.59

0.59

表3    原矿不同细度金赋存状态研究结果               %

磨矿细度

矿物名称

单体

与脉石连生

脉石包裹

合计

-0.053mm占95%

黄铁矿

87.03

10.89

2.08

100.00

毒砂

78.56

13.58

7.86

100.00

-0.077mm占85%

黄铁矿

79.13

14.31

6.56

100.00

毒砂

70.48

18.29

11.23

100.00

从表3可以看出,在两个不同磨矿细度中,黄铁矿的单体解离度要好于毒砂,以单体和与脉石连生为主,脉石包裹金占极少含量。由于毒砂粒度细小,其单体解离度比黄铁矿差一些,值得关注的是在-0.053mm占95%产品考查中,镜下仍然可见到细粒毒砂集合体分布于角砾中,虽然角砾已变小,仍有一定含量的毒砂包裹其中,由于毒砂中含有一定量的金,尚未单体解离的毒砂中的金为双层包裹金。

1.2 原矿氧化程度及原生矿泥分析

对金矿进行氧化程度及原生矿泥分析,其原矿氧化率为25%,原生矿泥占7.05%。

2 试验研究

    试验采用单因素试验方法,确定适宜的技术参数【2】

2.1 磨矿细度试验

   浮选技术指标的好坏,在很大程度上取决于磨矿过程中矿物的单体解离度,若矿物未单体解离,即使易选的矿石,也无法获得较好的选矿指标,适宜的磨矿细度既能保证目的矿物较好的解离,又不至于因过磨而泥化,恶化浮选环境【3】。磨矿细度工艺流程见图1,试验结果见表4。

图1 磨矿细度试验流程

表4        磨矿细度试验结果

-74微米含量/%

产物名称

产率/%

品位/(g/t)

金回收率/%

75.16

粗精矿

8.48

25.61

65.42

尾  矿

91.52

1.25

34.58

原  矿

100.00

3.32

100.00

80.62

粗精矿

9.42

23.64

67.30

尾  矿

90.58

1.19

32.70

原  矿

100.00

3.31

100.00

83.57

粗精矿

10.04

22.90

69.48

尾  矿

89.96

1.12

30.52

原  矿

100.00

3.31

100.00

86.35

粗精矿

10.14

23.12

70.33

尾  矿

89.86

1.10

29.67

原  矿

100.00

3.33

100.00

88.24

粗精矿

9.82

23.74

70.49

尾  矿

90.18

1.08

29.51

原  矿

100.00

3.30

100.00

由表4可知,随着磨矿细度的增加,选矿回收率在升高,-0.074mm含量在83.57%~88.24%之间时,回收率增加幅度变缓,故选择适宜的磨矿细度为-0.074mm占86.35%。

2.2 粗选药剂用量试验

分别对Na2CO3、M11、Cu2SO4、Na2S、丁胺黑药、异戊基黄药和2#油的用量进行条件试验,最佳药剂制度见工艺流程图3,试验结果见表5 。

图3 粗选最佳药剂用量试验流程

由图3可知,采用组合用药的技术措施,调整剂为碳酸钠和M11, 碳酸钠是一种强碱弱酸盐,其不仅可以做介质调整剂,还可以做水质软化剂、矿泥分散剂,能消除Ca2+、Mg3+、Fe3+等有害离子对浮选的影响,从而降低捕收剂的用量[4],M11对矿泥有一定清洗作用,增加与捕收剂的作用机会,从而提高泥化矿物的可浮性;活化剂为硫酸铜和硫化钠,其中硫酸铜活化硫化矿物,硫化钠活化氧化矿物;捕收剂为丁胺黑药和异戊基黄药,其中丁胺黑药选择性较强,异戊基黄药捕收能力较强。

表5    粗选最佳药剂用量试验结果

产物名称

产率/%

金品位/(g/t)

金回收率/%

粗精矿

8.68

28.30

75.35

尾  矿

91.32

0.88

24.65

原  矿

100.00

3.26

100.00

由表5可知,粗选金精矿品位为28.30g/t,粗选金回收率为75.35%,和粗选适宜的磨矿细度试验相比,增加了碳酸钠、M11和硫化钠3种选矿药剂,粗选回收率提高了5.02%,金精矿品位提高了5.18g/t,由此可见采用该药剂制度能最大限度地提高粗选精矿指标。

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