江西某金矿尾矿再选试验研究_王明莉.pdf

收稿日期2019-09-04 作者简介王明莉 （1996） ， 女， 硕士研究生。通讯作者陈波 （1975） ， 男， 副教授， 博士， 硕士研究生导师。 总第 526 期 2020 年第 4 期 金属矿山 METAL MINE 江西某金矿尾矿再选试验研究 王明莉 1 徐宝金 2 朱加乾 1 陈波 11 （1. 福州大学紫金矿业学院， 福建 福州 350108； 2. 安徽马钢罗河矿业有限责任公司， 安徽 巢湖 231562） 摘要江西某金矿浮选尾矿属于低品位难处理含金硫化矿， 由于尾矿长期堆存， 部分硫化矿石表面氧化程度 高， 为确定该尾矿资源开发再利用工艺， 进行了选矿试验。工艺矿物学研究结果表明， 矿石中Au品位为0.70 g/t， 为主 要的回收元素， 主要以单体金和硫化物包裹金的形式存在， 其次以氧化物包裹金的形式存在； 根据该矿石性质特点， 采 用以多硫化钠为硫化剂的浮选工艺流程处理该矿石。粗选条件试验表明， 粗选多硫化钠最佳用量为80 g/t， 粗选的最 佳矿浆pH值为8； 在条件试验的基础上进行硫酸铜、 丁铵黑药、 丁基黄药和多硫化钠用量正交试验， 并对试验结果进 行验证试验， 最终确定优水平组合为硫酸铜50 g/t、 丁基黄药150 g/t、 丁铵黑药50 g/t， 多硫化钠80 g/t； 在矿石粗选磨矿 细度为-0.074 mm占90、 矿浆pH为8、 煤油用量100 g/t、 多硫化钠用量80 g/t、 丁基黄药丁铵黑药用量15050 g/t， 硫 酸铜用量50 g/t， 水玻璃用量200 g/t， 2油用量40 g/t的条件下， 经 “1粗2精2扫” 的闭路试验， 可获得Au品位13.25 g/t、 Au回收率57.16的浮选金精矿， 相较于未添加多硫化钠的浮选流程， 精矿指标良好， 研究结果为该矿山和类似矿山 的尾矿资源回收利用提供一定的参考。 关键词金矿石浮选尾矿回收率多硫化钠正交试验 中图分类号TD923文献标志码A文章编号1001-1250 （2020） -04-212-05 DOI10.19614/ki.jsks.202004033 Flotation Experiment of Tailings from a Gold Mine in Jiangxi Province Wang Mingli1Xu Baojin2Zhu Jiaqian1Chen Bo12 （1. College of Zijin Mining， Fuzhou University， Fuzhou 350108， China； 2. Auhui Masteel Luohe Mining Co.， Ltd.， Chaohu 231562， China） AbstractThe flotation tailings of a gold mine in Jiangxi province belongs to low-grade refractory gold-bearing sulfide ores. Due to the long-term storage of the tailings，the surface oxidation degree of some sulfide ores is high. Ores dressing ex- periments was conducted to determined the utilization and development processing of the tailings. The results of process min- eralogy showed that Au grade of the ore is 0.70 g/t，which is the main recovered element. According to the characteristics of the ore，the flotation process using sodium polysulfide as vulcanizing agent was carried to treat the ore. The condition test re- sults showed that the optimal dosage of sodium polysulfide in roughing is 80 g/t and the optimal pH value is 8. On the basis of the conditional tests，the orthogonal test of the dosage of copper sulfate，ammonium butyric black drug，butyl xanthine and sodium polysulfide was conducted，and the test results were verified. Finally，the optimal level combinations were deter- mined as copper sulfate of 50 g/t，butyl xanthine of 150 g/t，ammonium butyric black drug of 50 g/t and sodium polysulfide of 80 g/t. In the roughing condition of grinding fineness of -0.074 mm accounting for 90，slurry pH value of 8，kerosene dosage of 100 g/t，sodium polysulphide dosage of 80 g/t，butyl xanthate with butyl ammonium black drug dosage of（150 50）g/t， copper sulfate dosage of 50 g/t， sodium silicate of 200 g/t and 2oil dosage of 40 g/t， gold concentrate of Au grade of 13.25 g/t and Au recovery rate of 57.16 could be obtained by“one roughing two cleaning two scavenging“ closed-circuit pro- cess. The concentrate inds was good compared with no adding sodium polysulphide flotation process， which provides refer- ences for the recovery and utilization of tailings resources in the mine and similar mines. KeywordsGold ore， Flotation tailings， Recovery rate， Sodium polysulfide， Orthogonal experiments Series No. 526 April 2020 综合利用 212 ChaoXing 我国金矿资源丰富， 但富矿少、 贫矿多 ［1-3］。早期 人们对于金矿石的选别以浮选为主， 矿石入选品位 高， 因而尾矿中金的品位较高。据不完全统计 ［4］， 国 内的尾矿储量已经超过几百亿t， 而含金尾矿的储存 量高达几十亿t， 只有不到10的黄金尾矿进行二次 回收或是制作建筑材料等。随着人们对金的需求日 益增大， 选别技术不断进步， 近些年来， 金矿石浮选 产生的尾矿得以重新选别， 废弃的尾矿资源再次得 到利用 ［5-6］。目前， 常见金尾矿资源中金的回收方法 有3种， 分别为重选法、 浮选法以及氰化法 ［7-8］。但由 于重选法得到的金回收率较低， 经济效益不佳， 且氰 化物属于剧毒药品， 对人体和环境危害大， 浮选法成 为目前应用最为广泛的金浮选尾矿回收方法 ［9-12］。 江西某金矿浮选尾矿库长期堆存含金浮选尾 矿， 由于该尾矿氧化程度较高， 在浮选厂生产实践 中， 采用常规硫化剂硫化钠对该尾矿进行浮选回收 时， 浮选指标不理想， 金的回收率较低。近年来， 关 于多硫化钠用作浮选硫化剂 ［13］的研究较少， 本研究 拟采用多硫化钠为硫化剂， 基于矿石的工艺矿物学 研究， 对该金尾矿进行浮选回收试验， 以期获得理想 的浮选指标， 为类似金矿浮选尾矿的回收利用提供 参考。 1矿石性质 本试验所研究的对象为江西一元公司金矿浮选 尾矿库的尾矿样， 试样化学多元素分析和金物相分 析结果分别见表1、 表2。 注 Au的含量单位为g/t。 由表1的X-射线荧光分析结果可知， 该尾矿中 Au的品位为0.70 g/t， 是主要回收的金属元素； 其它伴 生金属元素如铜、 锌等含量低， 不具备综合回收价 值。 由表2可知， 该试样中的金主要以单体金和硫化 物包裹金的形式存在， 分别占总金的 29.76 和 32.13； 其次以氧化物包裹金的形式存在， 占总金的 20.83； 硅酸盐包裹中的总金占17.28。 由X射线衍射分析结果可知， 该尾矿样中有用矿 物主要为黄铁矿、 砷黄铁矿； 脉石矿物主要为石英、 长石等。由于该矿样在尾矿库长期堆存， 导致部分 硫化矿物表面氧化程度高， 金的回收难度加大。 2试验结果与讨论 2. 1条件试验 根据该矿石性质特点， 选取煤油作为游离金的 辅助捕收剂， 在磨矿时添加。丁基黄药和丁铵黑 药 ［14-15］作为硫化矿浮选常用的捕收剂， 组合使用为捕 收剂。考虑到矿石氧化对浮选指标的影响， 为有效 提高精矿中金的回收率， 以硫酸铜为活化剂， 水玻璃 为抑制剂和矿泥分散剂， 多硫化钠为硫化剂。 2. 1. 1多硫化钠用量试验 固定磨矿细度为-0.074 mm 占 90， 煤油用量 100 g/t， 硫酸铜用量100 g/t， 水玻璃用量200 g/t， 丁基 黄药丁铵黑药用量 （15050）g/t， 2油用量40 g/t， 考 察多硫化钠用量对金浮选指标的影响， 试验流程见 图1， 结果见图2。 由图2可知， 随着多硫化钠用量的增加， 金粗精 矿中金的品位和回收率均呈先上升后下降的趋势。 2020年第4期王明莉等 江西某金矿尾矿再选试验研究 213 ChaoXing 当多硫化钠用量在80 g/t时， 金精矿中金的回收率和 品位最高， 分别为51.07和4.72 g/t； 未添加多硫化钠 时， 金粗精矿中金的回收率和品位分别为40.53和 3.81 g/t， 说明多硫化钠的添加有利于提高粗精矿中 金的回收率和品位。因此， 确定粗选多硫化钠的最 佳用量为80 g/t。 2. 1. 2矿浆pH试验 固定磨矿细度为-0.074 mm 占 90， 煤油用量 100 g/t， 硫酸铜用量100 g/t， 水玻璃用量200 g/t， 多硫 化钠用量80 g/t， 丁基黄药丁铵黑药用量 （15050） g/t， 2油用量40 g/t， 以盐酸或石灰为pH调整剂， 调节 矿浆pH范围在5～10之间 （初始矿浆的pH为7） ， 考察 矿浆pH对金浮选指标的影响， 结果见图3。 由图3可知， 随着矿浆pH的增加， 金粗精矿中金 的品位和回收率均呈现先上升后下降的趋势。当矿 浆pH值为6时， 金粗精矿中金的品位最高， 为4.91 g/t， 此时金回收率仅为48.10； 当矿浆pH值为8时， 金粗 精矿中金回收率最高， 为54.66； 粗选应尽可能地确 保金的回收， 因此， 确定矿浆pH值为8。 2. 2正交试验 浮选试验过程中使用多种药剂， 药剂与药剂之 间可能存在一定的交互作用， 导致药剂的实际最佳 用量与单因素浮选条件试验所得的结果有所不同。 为了能够得到优水平组合的药剂制度， 在上述条件 试验及前期探索试验的基础上， 进行了粗选药剂用 量正交试验， 以不同的硫酸铜、 丁铵黑药、 丁基黄药 和多硫化钠用量为考察因素 （依次为因素A、B、C、 D） ， 每个因素各取3个水平， 采用正交表L9（34） 安排 试验。试验因素水平见表3， 试验结果列于表4。 由表4可知， 对金精矿品位影响大小的主次顺序 为 丁铵黑药＞硫酸铜＞丁基黄药＞多硫化钠； 对金精 矿的回收率影响大小主次顺序为 丁铵黑药＞丁基黄 药＞多硫化钠＞硫酸铜。 对表4试验结果进行极差分析， 结果见表5。 注 金品位的单位为g/t；β（Au） 和ε（Au） 分别为金品位、 金回收 率。 由表4、 表5可知， 丁铵黑药对金精矿中金的回收 率和品位影响均是最大， 硫酸铜对金品位影响较大， 丁基黄药对金回收率影响较大。综上， 选择优水平 组合为A1B2C2D2， 即硫酸铜50 g/t、 丁基黄药150 g/t、 丁 铵黑药50 g/t， 多硫化钠80 g/t。 为了检验上述正交试验确定的优水平组合 A1B2C2D2， 即硫酸铜50 g/t、 丁基黄药150 g/t、 丁铵黑药 50 g/t、 多硫化钠80 g/t， 确保正交试验拟合出的优水 平组合的可靠性， 进行浮选试验， 结果见表6。 由表6可知， 用优水平组合进行浮选试验， 浮选 金精矿中金的品位和回收率分别为 4.54 g/t 和 56.04， 而pH值单因素试验得到的金精矿品位和回 注β（Au） 和ε（Au） 分别为金品位、 金回收率。 金属矿山2020年第4期总第526期 214 ChaoXing 由表8可知， 采用 “1粗2精2扫” 的闭路流程处理该尾矿， 在未添加多硫化钠的情况下， 最终获得金品 收率分别为4.28 g/t和54.66。结果表明在优化组合 下进行浮选， 可获得更好的浮选指标， 因此， 确定后 续试验采用优水平组合。 2. 3多硫化钠添加方式试验 药剂添加方式影响浮选效果， 在磨矿的过程中加 入较难溶的药剂， 可以促进其与矿物表面充分作用， 提高浮选指标 ［16］。为研究在球磨机和浮选槽2处添加 多硫化钠对浮选指标的影响， 进行了 “1粗2扫” 开路试 验， 具体试验条件和流程见图4， 结果见表7。 由表 7 可知， 粗选过程中多硫化钠加入球磨机 内， 中1中2金的总回收率为17.10， 且中1和中2 金的品位分别为2.10 g/t和1.23 g/t； 而多硫化钠加入 浮选槽中， 中1中2金的总回收率为10.46， 且中1 和中2金的品位分别为1.22 g/t和0.90 g/t。经过对比 发现， 多硫化钠加入球磨机内获得的浮选指标要明 显优于多硫化钠加入浮选槽， 因此， 确定粗选过程中 多硫化钠的添加地点为球磨机。 2. 4闭路试验 选取最佳的药剂制度， 在开路试验基础上， 采用 “1粗2精2扫” 流程进行了闭路试验， 同时对比有无 添加多硫化钠对最终浮选指标的影响， 具体试验条 件及流程见图5， 结果见表8。 2020年第4期王明莉等 江西某金矿尾矿再选试验研究 215 ChaoXing 位13.25 g/t、 金回收率为57.16的金精矿， 添加多硫 化钠最终获得了金品位16.75 g/t、 金回收率为62.93 的金精矿， 精矿指标较理想。 3结论 （1） 江西某金矿浮选尾矿为Au品位为0.70 g/t的 含金硫化矿。矿石中的金主要以单体金和硫化物包 裹金的形式存在， 分别占总金的 29.76 和 32.13， 其次以氧化物包裹金的形式存在， 占总金的20.83； 硅酸盐包裹中的总金占17.28。 （2）金尾矿在粗选磨矿细度为-0.074 mm 占 90、 矿浆 pH 为 8、 煤油用量 100 g/t、 多硫化钠用量 80 g/t、 丁基黄药丁铵黑药用量 （15050）g/t， 硫酸 铜用 50 g/t， 水玻璃用量200 g/t， 2油用量40 g/t条件 下， 经 “1粗2精2扫” ， 最终可获得Au品位13.25 g/t、 Au回收率57.16的浮选金精矿， 相较于未添加多硫 化钠的浮选流程， 精矿指标显著提高。 参 考 文 献 金英豪， 邢万芳， 姚香.黄金尾矿综合利用技术 ［J］ .有色矿冶， 2006， 22 （5） 16-19. 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