某尾矿回收金工艺对比试验研究.pdf

5 2 有色金属 选矿部分2 0 1 6 年第6 期 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 6 ．0 6 ．0 1 2 某尾矿回收金工艺对比试验研究 徐其红1 ”，何小民1 ，孙忠梅1 ’，鲁军1 ⋯，王欢3 1 ．紫金矿业集团股份有限公司，福建上杭3 6 4 2 0 0 ；2 ．低品位难处理黄金 资源综合利用国家重点实验室，福建上杭3 6 4 2 0 0 ；3 ．马钢集团 姑山矿业有限责任公司，安徽马鞍山2 4 3 0 0 0 摘要某浮选尾矿金品位偏高，品位为0 ．5 5g ／t 。为回收该尾矿中的金，试验进行了直接磨矿浮选、分级粗粒再磨一全粒 级浮选、尼尔森重选、氰化浸出四种工艺对比研究。研究结果表明，分级粗粒再磨一全粒级浮选工艺更适合该尾矿中金的回收， 该工艺可获得金精矿产率为0 ．8 1 ％，品位为3 5 ．1 8g ／t ，回收率为5 3 ．5 3 ％，浮选指标较好，工艺简单，按照现场原矿生产浮选流程， 生产上易操作。经初步经济分析，该尾矿吨矿利润可达2 7 ．7 4 元，工业应用价值较好。 关键词分级粗粒再磨一全粒级浮选；尼尔森重选；氰化浸出；对比工艺 中图分类号T D 9 2 6 ．4 2 ；T D 9 5 3文献标志码A文章编号1 6 7 1 0 4 9 2 2 0 1 6 0 6 - 0 0 5 2 - 0 4 C o m p a r a t i v eE x p e r i m e n t a lS t u d yo nt h eB e n e f i c i a t i o nP r o c e s sR e c o v e r yG o l df r o maT a W i n g X UQ i h o n g l ’2 。H EX i a o m i n i ．S U NZ h o n g m e i i ’2 。L UJ u n l1 2 ．W A N Gh u a n 3 J ．Z i j i nM i n i n gG r o u pC o ．，L t d ．，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 t a t eK e yL a b o r a t o r yC o m p r e h e n s i v e U t i l i z a t i o no fL o w - g r a d eR e f r a c t o r yG D 纪O r e s ，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 ．G u s h a nM i n i n gC o ．，L t d ．，M aS t e e lG r o u p ，M a a n s h a nA n h u i2 4 3 0 0 0 ，C h i n a A b s t r a c t T h eg o l dg r a d eo faf l o t a t i o nt a i l i n gi sh i g h ，w h i c hi s0 ．5 5g ／t ．T h ed i r e c tg r i n d i n gf l o t a t i o n ， c l a s s i f i c a t i o na n dc o a r s eg r a i nr e g r i n d e d t h et o t a lg r a i ns i z ef l o t a t i o n ，N e l s o ng r a v i t y ，c y a n i d el e a c h i n gp r o c e s s e sw e r e c o m p a r e dt or e c o v e r yg o l d f r o mt h et a i l l i n g s ．T h er e s u l t sa r et h a tt h ep r o c e s so fc l a s s i f i c a t i o na n dc o a r s eg r a i n r e 珈n d e d t h et o t a lg r a i n s i z ef l o t a t i o nW a sm o r es u i t a b l ef o rr e c o v e r yg o l df r o mt h et a i l i n g ．I tc o u l do b t a i nt h e c o n c e n t r a t ew i t h0 ．8 1 ％y i e l d ，3 5 ．1 8g ／tg r a d e ，a n d5 3 ．5 3 ％r e c o v e r y ．T h ef l o t a t i o ni n d e xi sb e t t e r ，t h ep r o c e s si s s i m p l ea n dt h ea p p l i c a t i o no fi n d u s t r y i s e a s yi na c c o r d a n c ew i t ht h el i v ef l o t a t i o np r o c e s so ft h er a wo r e ．T h e p r e l i m i n a r ye c o n o m i ca n a l y s i ss h o w st h a tt h ep r o f i t o ft h ep r o c e s sw i l lb e2 7 ．7 4R M Bat o n n e ．T h ei n d u s t r i a l a p p l i c a t i o nv a l u ei s b e t t e r ． K e yw o r d s c l a s s i f i c a t i o na n dc o a r s eg r a i nr e g r i n d e d - t h et o t a lg r a i ns i z ef l o t a t i o n ；N e l s o ng r a v i t y ；c y a n i d e l e a c h i n g ；c o m p a r i s o np r o c e s s 现今，矿产资源日趋贫化，各类资源也日渐枯竭， 人们环保意识逐渐增强，尾矿的综合利用成为矿业可 持续发展的必然选择⋯。某金矿山的选矿厂生产能 力23 0 0t ／d ，其浮选尾矿品位偏高，现有尾矿库堆存 尾矿金平均品位0 ．5 5g ／t 左右，总金属量2t 左右。 收利用该金尾矿资源，企业对该尾矿库堆存尾矿开展 选矿工艺试验研究，以最佳的工艺方案，最大限度地 回收浮选尾矿中的金。 1 矿石性质 实践证明，这些被丢弃的“垃圾”无异于一座矿产资源某尾矿化学元素组成及物相组成分别见表1 和 宝库，如加以回收利用将是一笔较大的财富。为了回 表2 ，筛分分析结果见表3 。 表1尾矿化学元素分析结果 T a b l e1M u l t i e l e m e n t sa n a l y s i sr e s u l t so ft a i l i n g／％ 元素AulPb Z n T F eA s A 1 2 0 3S i 0 2 M s O K 2 0 C a O N ％0 S A 9 1 含量0 ．5 5 0 ．0 2 80 ．0 3 55 ．8 20 ．0 1 01 3 ．9 25 1 ．0 64 ．5 23 ．9 76 ．3 3 0 ．7 5 0 ．1 92 ．3 0 1 单位s ／t ，下同。 择莩晷羿；器鬓髫i ”． 赞昱器南2 0 昌1 1 9 8 5 炙1 瑟至，工程师，主要从事矿物加工利用研究工作。作者简介徐其红． ，女，江西南昌人，硕士，工程师，主要从事矿物加工利用研究工作。 万方数据 2 0 1 6 年第6 期徐其红等某尾矿回收金工艺对比试验研究 5 3 表2金物相组成结果 T a b l e2 A n a l y s i sr e s u l t so fg o l dp h a s e 7 ‘‰ 以金的碲化物的形式存在，其中以金银系列矿物为 主。金矿物分散在磁铁矿、闪锌矿、黄铁矿及脉石中。 大部分金矿物分布在粗、细两粒级中，分布在粗粒级 1 5 0l a , m 的金属分布占2 0 ．6 5 ％，细粒级一2 5 岬的 金属分布占4 3 ．7 4 ％。 表3尾矿筛析结果 2工艺流程试验 T a b l e3 S c r e e n i n ga n da n a l y s i sr e s u l t so ft h et a i l i n g s ／％ 从表l ～3 可知，该尾矿主要可回收金元素，含量 为0 ．5 5g ／t 。物相组成显示尾矿中裸露金和硫化矿物 包裹金含量分别占3 4 ．4 8 ％及1 9 ．1 6 ％，其它包裹金含 量为4 6 ．3 6 ％。硫化矿物以黄铁矿为主，为0 ．1 2 ％，含 量较少。石英、绢云母、白云石、绿泥石，斜长石、方解 石、绿帘石、钾长石为其脉石矿物。该尾矿中金的赋 存状态以两种形式存在1 金与银完全类质同象；2 精矿 从该金浮选尾矿中回收金，工艺流程的选择非常 重要，好的工艺流程能以较低成本获取高的选别指标 和经济效益心j ，与此同时，还需考虑流程特点、产品方 案、基建投资、经济效益以及对环境的影响等因素一1 。 对于该尾矿金的回收，根据矿石性质以及原矿试验研 究的结果，考虑采用浮选、尼尔森重选、浸出工艺进行 对比试验研究。 2 ．1 浮选工艺 2 ．1 ．1 直接磨矿浮选工艺 直接磨矿浮选试验进行了p H 值调整剂种类及用 量、捕收剂种类及用量、抑制剂硅酸钠用量、活化剂种 类及用量、磨矿细度以及开路等条件试验，在条件试 验的基础上进行闭路试验，闭路流程及药剂制度见图 1 ，结果见表4 ，获得金精矿品位3 2 ．6 1g ／t ，回收率 4 6 ．1 8 ％。但在闭路试验过程中存在浮选矿泥较多，泡 沫发黏，中矿存在累积现象。 型型 4 精l 选Ⅱ 4 6 2 l 硫酸铜 硫化钠5 0 1 0 0 2 l | Y 8 9 丁基铵黑药2 0 5 塑l 垄1 2 | Y 8 9 T 基铵黑药1 0 3 扫f 选I l l ■■■■■■●■■■■■一 尾矿 图1 直接磨矿闭路试验流程 F i g ．1 F l o w s h e e to fd i r e c tg r i n d i n go fc l o s e d c i r c u i tt e s t ；位矾单间位时单选 ％ 量浮 矾 | 薹撤 抓 药搅 mw 度细 耐 矿一 磨艉万 现一 删懈妣姗 孰M 慧凝盎 水山①①个m哗巧磔乩 万方数据 5 4 有色金属 选矿部分2 0 1 6 年第6 期 表4直接磨矿浮选闭路试验结果 T a b l e4 R e s u l t so fd i r e c tg r i n d i n go fc l o s e d c i r c u i t f l o t a t i o nt e s t／％ 2 ．1 ．2 分级粗粒再磨一全粒级浮选工艺 由于尾矿中含泥量较大，为减少直接磨矿过程的 泥化，因此试验对尾矿进行4 5 m 筛分， 4 5I x m 再 磨后与一4 5 斗m 合并全粒级浮选。根据直接磨矿试 验，进行了浮选细度以及开路条件试验，并进行了闭 路试验，闭路流程及药剂制度见图1 ，其中磨矿前，对 现场尾矿进行了4 5 斗m 筛分， 4 5I x m 再磨后与一4 5 I x m 合并全粒级浮选，最终浮选粒度为一7 4 斗m 占 8 2 ％。结果见表5 。闭路金精矿产率为0 ．8 1 ％，品位 为3 5 ．1 8g ／t ，回收率为5 3 ．5 3 ％。分级再磨后浮选，泡 沫清爽，浮选过程较好控制，试验结果较好。 表5筛分再磨闭路路试验结果 T a b l e5R e s u l t so fs c r e e n i n ga n dr e g r i n d i n go fc l o s e d ． c i r c u i tt e s t／％ 2 ．2 尼尔森重选工艺 重选是一种传统的选别方法，它无需添加化学试 剂，同时无污染环境。缺点是回收率可能偏低、生产 能力小‘4 引。 该尾矿采用尼尔森进行重选试验，采用了型号为 K C M D 3 尼尔森选矿机。试验进行了较优条件下的一 段尼尔森重选试验。采用尾矿重量为2 0k g ，直接尼尔 森重选，重力G 值为6 0G ，水量为3 ．5I M m i n ，给矿量 为4 0 0 ～10 0 0g ／m i n 。试验结果见表6 。 表6尼尔森重选试验结果 T a b l e6R e s u l t so fN e l s o ng r a v i t yt e s tf ％ 试验结果表明，一段尼尔森重选粗精矿产率为 0 ．4 4 ％，品位为3 ．8 4 ％，回收率为3 ．O l ％，回收效果较 差。 2 ．3 氰化浸出工艺 尾矿氰化浸出采用C a O 调节矿浆p H 值，N a C N 初始浓度为1 ．0g ／L 矿浆浓度3 3 ．3 3 ％ 1 ．0k g 矿 2 ．0k g 水 ，浸出时间2 4h ，现场尾矿4 5 “m 筛分，粗 粒级再磨后与细粒级合并浸出，分别进行一7 4 斗m 含 量占7 5 ．0 0 ％、7 8 ．4 5 ％、8 2 ．0 0 ％、8 5 ．7 4 ％不同细度浸 出试验。浸出过程中按时检测p H 值及N a C N 浓度， 及时补加C a O 及N a C N ，使p H 值始终保持在1 0 ．5 1 1 ．5 ，氰化钠大于0 ．0 0 3 ％。试验结果见表7 。 从浸出细度试验可以看出，浸出细度增加，浸出 率也增加，当细度达8 2 ．4 0 ％后，浸出率变化不大，因 此筛分再磨氰化细度选择一7 4I x m 占8 2 ．0 0 ％，此时 浸出率为5 7 ．1 4 ％，浸出效果较好。 分级再磨氰化浸出细度试验结果 R e s u l t so fc l a s s i f i c a t i o na n dr e g r i n d i n gf i n e n e s st e s tf o rc y a n i d el e a c h i n g 渣重／金品位渣液合计 C a O 用量／氰化钠耗 含量／％ L k g贵液／ n a g L - 1 浸渣／ g t - 1 浸出率／％ k g t 。1 量／ g t - 1 7 5 ．0 02 ．01 ．0O ．1 40 ．2 85 0 ．0 01 ．1 07 7 2 ．8 6 7 8 ．4 52 ．01 ．OO ．1 5o ．2 6 5 3 ．5 7 1 ．1 08 3 1 ．8 0 8 2 ．0 02 ，01 ．OO ．1 60 ．2 45 7 ．1 41 ．1 09 7 9 ．1 5 8 5 ．7 42 ．O1 ．0O ．1 50 ．2 45 5 ．5 61 ．1 08 3 3 ．5 2 3 工艺对比分析及初步经济分析 3 ．1 工艺对比分析 四种工艺方案技术分析如下 1 直接磨矿浮选工艺浮选金精矿产率为 0 ．7 7 ％，品位为3 2 ．6 lg ／t ，回收率为4 6 ．1 8 ％。闭路浮 选试验表明，直接磨矿浮选矿泥较多，泡沫发黏，中矿 存在累积现象。 2 分级粗粒再磨一全粒级浮选工艺浮选精矿产 率0 ．8 1 ％，品位3 5 ．1 8g ／t ，回收率5 3 ．5 3 ％，浮选指标 较好。分级再磨后浮选，泡沫清爽，浮选过程较好控 制，试验结果较好。且尾矿中不含粗颗粒金，不存在 粗颗粒金沉槽的现象，该工艺简单，按照现场原矿生 产浮选流程，生产上易操作，因此推荐此工艺。 3 尼尔森重选工艺尼尔森重选精矿产率为 0 ．4 4 ％，品位为3 ．8 4g ／t ，回收率为3 ．0 1 ％，品位、回收 率都较低，指标较差，因此不推荐该工艺。 4 氰化浸出工艺现场浮选尾矿分级再磨后氰 L 万方数据 2 0 1 6 年第6 期徐其红等某尾矿回收金工艺对比试验研究 5 5 化，氰化浸出率为5 7 ．1 4 ％。浸出效果较好，但现场实 现生产，需另建氰化系统，且氰化工艺环保要求较高， 与浮选工艺相比，无明显优势，因此不推荐此工艺。 3 ．2 初步经济评价 试验最终推荐工艺为分级粗粒再磨一全粒级浮 选工艺，该工艺主要药剂成本如表8 。 表8浮选主要药剂成本 T a b l e8C o s to fm a i nf l o t a t i o nr e a g e n t 按照目前金价，每吨尾矿增加总效益额 1t 0 ．5 5g ／t 5 3 ．5 3 ％7 7 ．5 ％X 2 6 0 歹己／g 5 9 ．3 2 元 因该尾矿无碎矿成本，且磨矿成本较低，选矿运 行成本低，约为2 4 衫t ，吨矿利润 5 9 ．3 2 2 4 7 ．5 8 2 7 ．7 4 元。 4 结论 1 某尾矿有价元素金含量0 ．5 5g ／t ，硫化矿物以 黄铁矿为主，为0 ．1 2 ％，石英、绢云母、白云石、绿泥石 为其主要脉石矿物。矿中裸露金和硫化物包裹金含 量分别为3 4 ．4 8 ％、1 9 ．1 6 ％，其它包裹金含量为 4 6 ．3 6 ％。金主要以金与银完全类质同象以及金的碲 化物的形式存在，以金一银系列矿物为主。金矿物分 散在磁铁矿、闪锌矿、黄铁矿及脉石中。尾矿大部分 金分布在粗、细两粒级中，大部分金矿物的粒度均小 于1 0 岬。 2 该尾矿直接磨矿浮选工艺矿泥较多，中矿累积 严重。分级粗粒再磨一全粒级浮选工艺可获得金精 矿产率为0 ．8 1 ％，品位为3 5 ．1 8g ／t ，回收率为 5 3 ．5 3 ％，浮选指标较好，分级再磨后浮选，泡沫清爽， 浮选过程较好控制，工艺简单，按照现场原矿生产浮 选流程，生产上易操作，因此推荐此工艺。尼尔森重 选精矿产率为0 ．4 4 ％，品位为3 ．8 4g ／t ，回收率为 3 ．0 1 ％，精矿品位、回收率都较低。尾矿分级再磨后氰 化，氰化浸出率为5 7 ．1 4 ％，浸出效果较好，但现场实 现生产，需另建氰化系统，且氰化工艺环保要求较高， 与浮选工艺相比，无明显优势。四种工艺相比较，只 有分级粗粒再磨一全粒级浮选工艺指标较好，且易实 现现场生产，因此推荐此工艺。 3 对分级粗粒再磨一全粒级浮选工艺进行了初 步经济分析，该尾矿吨矿利润可达到2 7 ．7 4 元，工业应 用价值较好，可对该堆存尾矿进行回收利用。 参考文献 [ 1 ] 刘丽华．尾矿综合回收与利用的效益[ J ] ．南方金属，2 0 0 9 3 2 9 - 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