某难选低品位金矿的选矿试验研究.pdf

2 0 1 3 年第2 期有色金属 选矿部分1 7 d o i 1 0 3 9 6 9 ，j ．i s s l l ．1 6 7 1 9 4 9 2 ．2 0 1 3 ．0 2 ．0 0 5 某难选低品位金矿的选矿试验研究 余胜利，王毓华，张英，王进明，余世磊 中南大学资源加工与生物工程学院，长沙4 1 0 0 8 3 摘要对某难选低品位金矿进行的研究结果表明，载金黄铁矿的嵌布粒度微细和易浮脉石矿泥是影响金精矿金 品位和回收率的两个重要因素。在强化载金黄铁矿捕收的同时，选择合适的调整剂可以显著提高金的选矿指标。原矿 金品位为1 ．6 9 驴时，实验室闭路试验可获得金回收率6 9 ．8 5 ％、金品位2 0 ．4 7 砂的金精矿。 关键词金矿；黄铁矿；强蚀变围岩；浮选 中图分类号’r D 9 5 3文献标志码A文章编号1 6 7 1 9 4 9 2 加1 3 0 2 0 0 1 7 0 6 B e n e 丘c i a 廿o nE 嚣p e r i m d 口I t a lS t I l d yo naL d o w G r a d eR 电6 瑁I c t o r y 伽dO r e 阳阢删，黝ⅣGm 船，Z 础ⅣG №9 ，黝ⅣG 胁咖，阿鼢i 兢 s c 跏Zo 厂施n e r 川A 锻i ，1 9n ，t dB z 删n e e r ￡叼，c e n 加以I S b u 讯U 试u e 倦娩f ， a 唧，m4 I D D 8 3 ，a 咖n A b s 咖c t - 1 1 l er e s u ho ft l l eb e n 面c a t i o ne x p e r i m e n t a ls t u d yo nal o w g 浏er e 如c t o r yg o l do r es h o w s t l l a tt l l e 6 I 陀一g m i n e dd i s 鸵m i n a t i o n a l l r i f e r o u s p y r i t e a n dt l l e g 习m g u ee a s i l y t ob en o a t e da r et l l et w o i m p o n a I l tf a c t o r sw h i c hi l l n u e n t t h eg r a d e 肌dr e c o v e r yo ft l l e g o l d c o n c e n 订a t e ， t l l e g o l d o r e d 】陀s s i n g i n d e x e sc 粕b ei m p r D v e db yc h o o s i n g 印p r 叩r i a t em o d i 6 e ra n de I l l l a n c i n gt h ec o u e c t i o no fa u 耐．e r o u sp 而t e ． r I ．I l eg o l dc o n c e n 吐a t eW i t l l ‰僦o v e r yo f6 9 ．8 5 ％a l l dt l l e 萨确eo f2 0 ．4 7 矾A ue a l lb eo b t a i n e dt h r o u 出 t h el a bc l o ∞d c i r { c u i tt e s tw h i l et I l eg o l dg r a d eo ft h er a wo r ei s 1 ．6 9 舭． K e yw o r d s g o l do r e ；p y I i t e ；s 缸D n gw a Ⅱm c ka l t e m t i o n ；n o a 舡越o n 随着矿床埋藏浅、品位高的金矿资源的不断开 采利用，这部分易采选的资源逐渐枯竭，嵌布粒度 细、品位低的难选冶金矿资源成为解决满足人们日 益增长的黄金需求的途径。针对低品位微细粒黄铁 矿型金矿，采用传统的直接浸出工艺，往往得不到 较高的回收率。毛益林等[ 1 ] 通过活化含金矿物， 改善微细粒金矿物浮游性，再经过浮选富集，取得 较好的指标。针对某低品位石英脉型金矿石，张成强 等[ 2 1 采用浮选含金黄铁矿达到预先富集的目的。 本文研究的金矿属于浅成低温热液冰长石一绢 云母型金矿，黄铁矿是最主要也是最重要的载金矿 物，金主要以亚显微金形式赋存于黄铁矿晶格中， 少量以银金矿包裹体形式赋存于黄铁矿中【引。由 于围岩蚀变程度较高，原矿矿石性质发生较大的变 化，尤其是脉石矿物组成的变化，导致现场生产作 业和生产指标不稳定，严重地影响了该金矿的经济 效益。为提高该低品位金矿金的综合回收率，开展 了一系列的实验室试验研究，最终确定了较为合理 的浮选工艺流程和药剂制度，并获得了理想的浮选 试验指标。 1 矿石性质 1 ．1 原矿多元素和X 射线衍射分析 对原矿样进行了多元素分析和x 射线衍射分 析，分析结果分别见表1 和图1 。 从表1 中的分析结果可知，矿石主要成分为氧 收稿日期2 0 1 2 0 4 1 9修回日期2 0 1 3 - 0 1 1 2 作者简_ 夼余胜利 1 9 8 7 一 ，男，湖北随州人，硕士研究生，主要从事矿物加工工程方面的研究。 万方数据 1 8 有色金属 选矿部分2 0 1 3 年第2 期 表1原矿多元素分析结果 ’r a b l e1M u l t i e l e m e n t a n a l y s i sr e s u l t so fr u n o f m i n eo r e／％ 翌茎竺 垒型垒鱼塑竺鲤皇垒垒 塑 含量 1 ．6 911 ．8 2l _ 7 00 ．1 4 l3 ．9 0I ．6 77 2 ．1 87 ．5 54 ．2 9 1 单位为g 。 化硅，钙镁矿物的含量和氧化铝的含量相对较高。 由此可以推测，原矿中除石英为主要脉石矿物外， 其它易泥化矿物，如绢云母和长石等的含量可能较 高，还有可能存在高岭石等黏土矿物。 根据x 射线衍射谱图并结合多元素分析结果 可知，矿石中有用矿物主要有黄铁矿、白铁矿、磁 黄铁矿，另外还有少量毒砂。脉石矿物主要有石 英、白云石、云母，其次为少量的钾长石、方解 4 0 0 0 3 6 0 0 3 2 0 0 2 8 0 0 i2 4 0 0 魁2 0 0 0 嘿1 6 0 0 1 2 0 0 8 0 0 4 0 0 O v 一石萸 H 铁门云石 w 一云母 x 一高岭石 卜黄铁矿 S 一长石 ．V I l _ 、旦x w 删一，i 跫孓} 淑 xi 迦j 婴Y Q 吠 1 02 03 04 05 06 07 0 2 e ／ o 图l 原矿X 射线衍射谱图 F i g ．1X r a y d i f f - r a cc i o ns p e c t I u mo fr a wo r e 石、高岭石等。 图2 原矿样的背散射电子像和元素特征X 射线面扫描图像 S E M F i g ．2 B a c k s c a t t e r e de l e c t r o n si m a g ea n de l e m e n tx r a y s c a n n i n gs p e c t m mo fr a wo r e a 一背散射电子像；喊元素特征x 射线图像；c 铁元素特征x 射线图像；c l _ - 砷元素特征x 射线图像； e 一硫元素特征x 射线图像；f 硅元素特征x 射线图像 万方数据 2 0 1 3 年第2 期余胜利等某难选低品位金矿的选矿试验研究 1 9 1 ．2 原矿中主要元素赋存状态 在x 射线衍射分析的基础上，采用扫描电子 显微镜和偏光显微镜，对原矿中有价元素金及其它元 素的赋存状态进行了研究分析，结果如图2 所示。 综合分析图2 的扫描电子显微镜和图1 的x 射 线能谱结果可知，原矿中9 0 ％左右的金赋存在部分 硫铁矿的晶格中，其次有1 0 ％左右的金以自然银金 矿的形式存在，主要与石英连生或包裹；硫化矿主 要是黄铁矿，少量的毒砂，硫铁矿为主要的载金矿 物；元素银主要以银的硫化物形式存在，其次微量 的以银金矿形式存在。 1 ．3 主要矿物的特征及嵌布关系 黄铁矿为矿石中最主要含铁矿物，也是主要的 载金矿物。黄铁矿以星点状分布于岩石之中，可以分 为两个粒级，一个粒级为矿物颗粒大小为5 7 0 “m ， 结晶程度为自形晶 图3 ，多呈立方体、条状结 晶形态；另一个粒级为矿物颗粒大小为O ．1 5m m O ．8 5m m 至O ．2 4m m 2 ．2m m ，结晶程度为自形 晶至半自形晶，多呈条状、板状结晶形态。黄铁矿 与石英一起呈脉状分布于岩石裂隙之中 图4 ， 脉宽大约为1 6 ～3 5 “m 。 图3 黄铁矿以星点状分布于岩石之中 F i g ．3 S t a r l i k e 1 i s t r i b u t i o no fp y r i t ei nr o c k 图4 黄铁矿与石英一起呈脉状分布于岩石裂隙之中 F i g ．4P y r i t ea n dq u a n zd i s t u i b u t e di n r o c k f } a c t u r e 2 浮选试验研究 原矿工艺矿物学研究结果显示，绝大部分金呈 微细粒包裹于黄铁矿中，含金矿物呈微细粒浸染状 嵌布于脉石矿物中。结合现场实际的浮选生产工 艺，最终确定在实验室采用浮选法回收含金黄铁 矿，并对浮选的一些主要工艺条件和流程结构进行 了研究。 2 ．1 磨矿细度试验 载金矿物多呈微细粒浸染状嵌布于脉石矿物 中，欲得到高品位的金精矿和较高的回收率，载金 矿物需细磨并得到充分解离，但由于原矿中含有大 量易泥化的脉石矿物，细磨将使矿浆泥化严重，恶 化浮选环境，降低浮选指标。因此，必须确定一个 合理的磨矿细度。磨矿细度试验流程见图5 ，结果 如图6 所示。 i 生药剂用量单位酣 ，] 磨矿搅拌和浮选时间单位m i n 2 | 碳酸钠1 0 0 0 3 I 水玻璃2 0 0 0 3 术硫酸铜5 0 3 水戊基黄药1 2 0 ，丁基铵黑药l o 粗选Il 冰R B 一35 0 E 士 曹 33 冰戊基黄药4 0 ，丁基铵黑药1 0 粗选Ⅱ1 牛R B 一33 0 N 3 J ， 粗精矿 尾矿 图5 磨矿细度试验流程 F i g ．5 n o w s h e e to fg r i n d i n gf i n e n e s st e s t 7 { 1 ⋯i - 掣，r } t ／‘} 图6 磨矿细度试验结果 F i g ．6 R e s u l to f 胡n d i n gf i n e n e s st e s t 从图6 结果可知，粗精矿金回收率随着磨矿细 度的增大而升高，当磨矿细度为9 5 ％一7 4 斗m 时， 金的回收率相对其它细度达到最大，品位略有下 降，此时金品位和回收率分别为4 ．1 7 鼽和6 5 ．3 5 ％。 经综合考虑，将磨矿细度定为9 5 ％一7 4 恤m 。 万方数据 2 0 有色金属 选矿部分2 0 1 3 年第2 期 2 ．2 捕收剂试验 对于性质复杂、难选的金矿石，单一捕收剂药 剂制度往往难以取得理想指标，因此常采用混合用 药制度[ 4 ] 。为了适应矿石性质，根据已有的生产实 践和查阅相关文献[ 5 | ，本次试验选定了M A 、M B 、 M O S 一2 、异戊基黄药、丁基铵黑药这几种捕收剂进 行试验，试验结果表明异戊基黄药和丁基铵黑药的 捕收性能相对较强，并对这两种捕收剂进行了用量 配比试验 异戊基黄药丁基铵黑药 1 0 ，4 1 ，1 1 ，1 4 ，1 O ，用量配比试验结果显示， 异戊基黄药丁基铵黑药 4 1 时，粗精矿中金的 品位和回收率均相对较高。 确定组合捕收剂最佳用量可以更好地发挥药剂 的协同作用，以获得较好的浮选指标，为此，对异 戊基黄药与丁基铵黑药按照质量比为4 1 的配比 进行了用量试验。试验条件粗选条件为磨矿细 度一7 4 扯m 占9 5 ％，粗选I 和粗选Ⅱ捕收剂用量分 别为5 0 5 0 、1 0 0 5 0 、1 5 0 5 0 加，其余条件同图 5 ，组合捕收剂用量试验结果见图7 。 f 7 3 、 趟 罐 邃 瓣 擎 回 5 0 5 0l O O 5 01 5 0 5 0 组合捕收剂用量， g r 1 图7 组合捕收剂用量试验结果 F i g ．7 R e s u l to fd o s a g et e s t so fc o n l b i n e dc o l l e c t o r s 图7 结果显示，提高粗选I 和粗选Ⅱ捕收剂用 量能够显著提高金回收率。捕收剂用量从5 0 5 0 矶 增加到1 0 0 5 0 趴时，金回收率提高了9 ．4 2 ％，金 的品位下降幅度很明显；继续增加捕收剂用量至 1 5 0 5 0g ，t ，金的回收率只提高了3 ．1 6 ％，品位略 有下降。这是由于随着用量的增加，捕收剂对金和 载金矿物的捕收性能得到增强，但由于矿泥的罩盖 和机械夹带作用等，粗精矿产率增加而使品位下 降，为确保金的回收率，粗选I 和粗选Ⅱ捕收剂用 量定为1 5 0 5 0 趴。 2 ．3 调整剂试验 2 ．3 ．1 水玻璃用量试验 原矿中含有大量的易泥化的硅酸盐类和碳酸盐 类脉石矿物 如云母、白云石等 ，当磨矿细度达 到9 5 ％一7 4 斗m 时，次生矿泥量很大，严重干扰浮 选过程。试验考察了淀粉、c M C 、对甲基苯磺酸、 三聚磷酸钠、水玻璃对脉石矿泥的抑制作用，结果 显示，上述抑制剂均不同程度地对脉石矿物产生了 抑制作用，但水玻璃对脉石矿泥的抑制效果最好。 水玻璃对石英、硅酸盐及铝硅酸盐矿物有良好 的抑制作用，对矿泥还具有分散作用[ 4 ] ，为此，试 验考察了水玻璃用量对浮选指标的影响。试验条 件粗选I 碳酸钠l0 0 0 趴、硫酸铜5 0 矾、捕收 剂1 5 0 趴、R B 一35 0 趴，粗选Ⅱ捕收剂5 0 趴、 R B 一33 0 新，水玻璃用量试验结果见图8 。 o } 3 、 趟 Ⅱ基 堡 爵 擎 回 水玻璃用量， k g ．1 - 1 图8 水玻璃用量试验结果 F i g ．8 R e s u l to fd o s a g et e s t so fs o d i u ms i l i c a t e 从图8 试验结果可知，水玻璃用量由1 ．ok 鲈增 加为2 ．0k 鼽时，粗精矿品位从3 ．5 5 趴增加到 4 ．0 4 趴，而且回收率提高了2 ．0 2 ％。说明水玻璃用 量增加强化了其对脉石矿泥的分散和抑制作用，改 善浮选环境，从而提高分选效率。继续增大水玻璃 用量，粗精矿品位略有上升，但回收率大幅下降， 表明水玻璃用量过大，抑制作用虽增强但选择性降 低，不利于浮选分离，因此水玻璃用量以2 ．0k 鼽 为宜。 2 ．3 ．2 p H 调整剂试验 由于矿浆酸碱度对浮选药剂、矿石的可浮性以 及脉石矿泥的分散性等有显著的影响，为此，试验 考察了硫酸和碳酸钠对浮选指标的影响。试验条 件粗选I 水玻璃2 ．Ok 趴、硫酸铜5 0 趴、捕收 剂1 5 0 加、R B 一35 0 趴，粗选Ⅱ捕收剂5 0 趴、 R B 一33 0 加。试验最终粗选p H 调整剂选用碳酸 钠，用量定为1 ．0k 趴。 2 ．3 ．3 硫酸铜用量试验 在浮选过程中适当加入硫酸铜可以进一步改善 黄铁矿的表面性质，增大其可浮性，使以前不能上 浮的粗颗粒含金黄铁矿和其它类型连生体有了上浮 可能，加快了硫铁矿的浮选速度，减少金连生体在尾 加胡醯盯配2甜∞酡甜∞， 万方数据 2 0 1 3 年第2 期 全壁型篁 苤壅垄堡曼垡全笙塑垄笙堕燮．．一．．二坠 _ _ ●●- ●_ - _ - _ _ _ 一 。。一 矿中的损失[ 酬。试验条件粗选I 水玻璃2 ．Ok 驴、 碳酸钠1 ．0k g ，t 、捕收剂1 5 0g ，t 、R B 一35 0 趴， 粗选Ⅱ捕收剂5 0 卧、R B 一33 0 ∥t ，试验结果见 图9 。 o } 3 、 逍 喀 堡 甜 警 回 硫酸铜用量， g ’t 4 图9 硫酸铜用■试验结果 F i g ．9 R e s I l l t0 fd o s a g et 骼t so fc 叩p e rs I l l f 矾e 由图9 结果可知，随着硫酸铜用量增加，金品 位和回收率也随之增加，当用量超过5 0 矾，金品 位和回收率都有所下降，这可能是因为硫酸铜用量 过大，铜离子消耗了部分捕收剂，导致捕收剂捕收 性能降低，故硫酸铜用量选为5 0 虮。 2 ．4 全流程开路试验 根据上述条件试验结果，选取最优条件进行全 流程开路试验。针对此围岩强蚀变黄铁矿化低品位 金矿，为获得较高的精矿品位和尽可能大的金回收 率，开路试验采用两次粗选、三次扫选和两次精选 的浮选流程。 开路试验获得的精矿金品位2 4 ．3 卧，金回收 率5 4 ．9 7 ％，．表明条件试验的结果是可行的，其中中 矿回收率合计为3 0 ．8 5 ％，这为闭路试验精矿金回 收率的进一步提高奠定了基础。 2 ．5 全流程闭路试验 根据上述条件试验的结果，选取最优条件进行 全流程闭路试验。为保证浮选过程矿浆中的药剂浓 度，实行多点分段加药制度，闭路试验采用两次粗 选、三次扫选和两次精选的浮选流程。闭路试验流 程见图1 0 ，试验结果见表2 。 表2闭路试验结果 7 I 址l e2R e s u l to fc l o s e d _ c i r c u i tt 鹪t 由于原矿品位较低，蚀变岩矿石含量较大，通 原矿 药剂用量单位加 搅拌和浮选时问单位l l l i n U 磨矿9 5 铷7 4 岫 2 太碳酸钠1 0 0 0 3 束水玻璃2 ∞o 3 木硫酸铜5 0 3 木戊基黄药1 2 0 丁基铵黑药3 0 粗选I1 | R B 一3 5 0 l 3 3 木戊基黄药4 0 丁基铵黑药1 0 I 粗选Ⅱl 半R B 一33 0 、1 ＼J。2 木碳酸钠5 0 0 、l3 } 水玻璃l o ∞ a 戊基黄药加3 | c 硫醐2 0 I 丁基饺黑药53 I 戊基黄药4 0 丁基铵 精选Il 扫选Il ， 6 3 J 戊基登2 0 ． 精选ⅡI 丁基铵黑药5 精矿 6 二i Ⅱ慝 辔必黝5 J 3 上 尾矿 图1 0 闭路试验流程 F i g ．1 0 n o w s h e e to fc k 瞎e d c i r c 血t e s t l O 过药剂来调整浮选作业的选择性受到限制，闭路试 验过程中中矿的循环量较大，因此，闭路试验是在 降低浮选浓度的前提下完成的。闭路试验结果 表明，在原矿品位为1 ．6 9 如时，可获得金品位 2 0 ．4 7 趴、金回收率为6 9 ．8 5 ％的金精矿。 3 结论 1 原矿中绝大部分金呈微细粒包裹于黄铁矿 中，载金矿物呈微细粒浸染状嵌布于脉石矿物中， 细磨可使载金矿物充分解离，最佳磨矿细度为9 5 ％ 一7 4 肛m 。 2 使用戊基黄药与丁基铵黑药的组合捕收剂 有利于提高金的回收率，且随组合捕收剂用量的增 大，金的回收率随之增大，但脉石矿泥对浮选的干 扰作用也随之加剧，粗选作业合适的捕收剂用量为 2 0 0 矾。 3 碳酸钠和水玻璃的组合使用，能够很好地 分散矿浆并对易浮脉石矿物起到较强烈的抑制作 用，适量的硫酸铜可以提高金矿的浮选指标。 下转第2 5 页 万方数据 2 0 1 3 年第2 期王蓓等云南某地铜钨铁多金属矿选矿工艺研究 2 5 闭路浮选，其尾矿再弱磁选联合闭路选矿工艺试 验。其闭路流程见图3 ，试验结果见表4 。 表4全流程闭路试验结果 T a b l e4R e s u l t so fc l o s e d c i r c u i te x p e r i m e n t s ／％ 由表4 试验结果可知，矿样经“铜硫混合浮 选一粗精矿再磨铜硫分离一钨浮选铁弱磁选” 的闭路试验后，铜精矿品位为1 3 ．9 ％、回收率为 4 5 ．0 4 ％；钨精矿品位达4 5 ．6 4 ％，回收率7 5 ．1 3 ％； 铁精矿品位6 9 ．9 0 ％，回收率6 2 ．4 3 ％，其相对磁铁 矿回收率为8 6 ．6 8 ％。铜矿回收率较低的主要原因 是黄铜矿嵌布粒度较细，并与黄铁矿、磁黄铁矿 共生关系密切；在铜硫混合矿再磨再分离时，大部 分极细粒级铜仍无法与黄铁矿、磁黄铁矿完全解 离，随硫铁矿被抑制而损失到尾矿中。 3 结论 1 矿石属铜钨铁复杂多金属矿，矿样经选矿 工艺对比试验后，确定“铜硫混合浮选一粗精矿 再磨铜硫分离钨浮选铁弱磁选”工艺为该复杂 多金属矿较合理的选矿工艺。其中铜硫混选的主要 目的是为了减少了钨精矿、铁精矿中有害元素硫的 含量。闭路流程中钨精矿含硫0 ．4 8 ％、铁精矿含硫 O ．3 ％，符合商品精矿的质量要求，同时低品位铜可 以达到部分回收利用。 2 由于黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿之间嵌布 粒度较细，铜硫混合产品经再磨再分离，但仍有部 分黄铜矿随黄铁矿、磁黄铁矿被抑制到尾矿中，这 是造成黄铜矿回收率偏低的主要原因。 参考文献 [ 1 ] 胡为柏．浮选[ M ] ．北京冶金工业出版社，1 9 9 0 ． [ 2 ] 董智虞．矿产工业利用手册[ M ] ．北京中国地质信息中 心．1 9 8 9 ． [ 3 ] 王蓓，罗兴，杨晓峰．某地高碳难选氧化铜矿选矿试 验研究[ J ] ．有色金属 选矿部分 ，2 0 l l 6 2 6 3 0 ． [ 4 ] 叶雪均．白钨常温浮选工艺研究[ J ] ．中国钨业，1 9 9 9 ， 1 4 5 1 1 3 1 1 7 ． [ 5 ] 曾惠英．某白钨矿浮选试验研究[ J ] ．江西有色金属， 2 0 0 7 ，2 1 2 1 9 2 2 ． ． 岔 命 令 岔 岔 岔 岔 仓 岔 仓 仓 介 仓 介 席“也W 席M 池斜焓M 池甜屑M 池甜屑M 池制蛉影弛仓M 上接第2 1 页 4 在实验室进行了一系列的药剂和流程优化 试验后，对金品位为1 ．6 9 舭的原矿，最终闭路试 验可获得精矿金品位2 0 ．4 7 矾、回收率6 9 ．8 5 ％的 浮选指标。 参考文献 [ 1 ] 毛益林，陈晓青，杨进忠，等．某低品位氧化型金矿可选 性试验研究[ J ] ．矿产综合利用，2 0 1 0 4 8 1 1 ． [ 2 ] 张成强，李洪潮，张红新，等．某低品位原生金矿选矿试 验研究[ J ] ．中国矿业，2 0 1 1 ，1 9 1 1 8 9 9 1 ． [ 3 ] 魏佳林，曹新志，王庆峰，等．新疆阿希金矿床黄铁矿标 型特征及其地质意义[ J ] ．地质科技情报，2 0 1 1 ，3 0 5 8 9 9 6 ． [ 4 ] 朱建光．浮选药剂[ M ] ．北京冶金工业出版社，1 9 9 3 ． [ 5 ] 杜世勇．金矿浮选药剂的应用进展[ J ] ．矿冶，2 0 1 0 ，1 9 3 3 4 - 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