某金矿石选矿试验研究.pdf

第3 7 卷第2 期 2 0 1 7 年0 4 月 矿冶工程 M I N I N GA N DM E T A L L U R G I C A LE N G I N E E R I N G V 0 1 ．3 7 №2 A p r i l2 0 1 7 某金矿石选矿试验研究① 汜4 4 - 明阳1 ，王晓丽1 ，代淑娟1 ，宿少玲2 ，胡志刚3 1 ．辽宁科技大学矿业工程学院，辽宁鞍山1 1 4 0 5 1 ；2 ．中国科学院金属研究所，辽宁沈阳1 1 0 0 1 6 ；3 ．辽宁省地质矿产研究院，辽宁沈阳1 1 0 0 3 2 摘要对某金矿进行了选矿试验研究。原矿磨矿细度为- 0 ．0 7 4m m 粒级占9 7 ．5 2 ％，采用碳酸钠、水玻璃、硫酸铜为调整剂，2 。油 为起泡剂丁铵黑药为捕收剂，通过一次粗选、两次扫选和两次精选闭路试验，获得了精矿金品位2 7 ．5 0g ／t 、尾矿金品位0 ．1 5g ／t 、精 矿产率9 ．2 0 ％、金回收率9 4 ．8 9 ％的选别指标。 关键词金矿石；浮选；丁铵黑药；工艺流程 中图分类号T D 9 2 3文献标识码Ad o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j ．i s s n ．0 2 5 3 6 0 9 9 ．2 0 1 7 ．0 2 ．0 11 文章编号0 2 5 3 - 6 0 9 9 2 0 1 7 0 2 0 0 4 6 0 3 E x p e r i m e n t a lS t u d yo nF l o t a t i o nT e c h n o l o g yf o rS o m eG o l dO r e F A NM i n g y a n 9 1 ，W A N GX i a o l i l ，D A IS h u - j u a n l ，S US h a o l i n 9 2 ，H UZ h i g a n 9 3 1 ．S c h o o lo f 施n i 愕E n g i n e e r i n g ，U n w e n i t yo fS c i e n c e T e c h n o l o g yo fL i a o n i n g ，A n s h a n11 4 0 51 ，L i a o n i n g ，C h i n a ； 2 ．I n s t i t u t eo f M e t a lR e s e a r c h ，C h i n e s eA c a d e m yo f S c i e n c e ，S h e n y a n g1 1 0 0 1 6 ，L i a o n i n g ，C h i n a ；3 ．L i a o n i n gA c a d e m yo f G e o l o g ya n dM i n e r a lR e s o u r c e s ，S h e n y a n g11 0 0 3 2 ，L i a o n i n g ，C h i n a A b s t r a c t E x p e r i m e n t a ls t u d yw a sc a r r i e do u to nf l o t a t i o no fag o l do r e ．I nt h et e s t ，r a wo r ew a sm i l l e dt oa 萌n d i n g f i n e n e s so f - 0 ．0 7 4m m9 7 ．5 2 ％，s o d i u mc a r b o n a t e ，s o d i u ms i l i c a t ea n dc o p p e rs u l f a t ew e r et a k e na sr e g u l a t o r s ，w h i l e2 。 o i la n da m m o n i u md i b u t y ld i t h i o p h o s p h a t ew e r eu s e dr e s p e c t i v e l ya sf r o t h e ra n dc o l l e c t o r ．Ac l o s e d c i r c u i tf l o w s h e e t c o n s i s t i n go fo n es t a g eo fr o u g h i n g ，t w os t a g e so fs c a v e n g i n ga n dt w os t a g e s o fc l e a n i n gr e s u l t e di na9 4 ．8 9 ％r e c o v e r y i n t ot h ec o n c e n t r a t eg r a d i n g2 7 ．5 0g ／tA uw i t hay i e l do f9 ．2 0 ％．w h i l et h ec o n t e n to fg o l di nt h et a i l i n g sr e d u c e dt o 0 ．1 5g ／t ． K e yw o r d s g o l do r e ；f l o t a t i o n ；a m m o n i u md i b u t y ld i t h i o p h o s p h a t e ；p r o c e s s i n gf l o w s h e e t 随着世界经济的快速发展及人们生活水平的提 高，黄金的需求量随之增加，难处理金矿石回收利用研 究也愈加受到关注。金矿石处理通常有重选法、混汞 法、浮选法、氰化法、卤化法、微生物法等几种手段。其 中随着浮选药剂不断更新，浮选法已成为黄金生产的 重要方法。在原生矿床中，金常与黄铁矿、黄铜矿、毒 砂、砷黄铁矿等硫化矿物共生，采用浮选法富集载金硫 化物，从而实现对金的回收’6 。 本次试验试样中金矿物为自然金，粒度均为细微 粒，多包裹在黄铁矿中，部分充填在黄铁矿的裂隙中及 黄铁矿与其他矿物如脉石矿物、闪锌矿粒间，少量自然 金包裹在方铅矿和嵌布在脉石中，未发现自然金与黄 铜矿、毒砂、石墨等矿物有直接的嵌布关系。黄铁矿是 重要的载金矿物。本次试验针对该矿石特点，进行了 系统研究，确定了药剂制度和选别工艺流程，选矿指标 理想。 1 矿石性质 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 质量分数 ／％ 1 单位为s ／t 。 由表1 可知，原矿中可供选矿富集回收的元素为 ①收稿日期2 0 1 6 - 1 0 - 1 2 基金项目国家自然科学基金 5 1 5 7 4 1 4 6 作者简介范明阳 1 9 9 1 - ，男，辽宁海城人，硕士，主要从事矿物分离理论与工艺研究。 通讯作者王晓丽 1 9 8 0 一 ，女，新疆石河子人，博士，讲师，主要从事矿物加工与功能性矿物材料及资源综合利用研究。 万方数据 第2 期范明阳等某金矿石选矿试验研究 4 7 金；铜、铅、锌等元素品位均较低，无回收价值；矿石中 含有一定量的砷，影响金的回收；且矿石中含有少量石 墨，破碎后易附着在硫化矿表面，影响硫化矿的回收。 通过对矿石的矿物组成及含量统计发现，该矿石 矿物组成复杂，矿物种类多。矿物中硫、铁、砷、铜、铅、 锌等均以独立矿物存在。黄铁矿是主要的含硫独立矿 物，磁黄铁矿含量为微量；砷的独立矿物为毒砂；锌的 独立矿物为闪锌矿；铅的独立矿物为方铅矿；铜的独立 矿物主要为黄铜矿，另含微量黝铜矿；矿石中还含有石 墨和褐铁矿；金矿物为自然金，为该矿的回收矿物。非 金属矿物主要有石英和长石，其次为白云母、绢云母、 黑云母和碳酸盐矿物等。 2 试验研究 该金矿石中的金矿物为自然金，粒度均为细微粒， 赋存状态主要为包裹金和粒间金，适宜用浮选法回收 矿石中的金。矿石中含少量砷和碳，磨矿较细容易造 成泥化、过磨等现象，给后期选别带来困难，因此控制 磨矿细度和磨矿后调浆是研究的关键“ 娟J 。 2 ．1 磨矿细度试验 浮选前先对矿石进行磨矿作业，使矿石中有用矿 物与脉石矿物得到单体解离，并且能够达到浮选适宜 的粒度归J 。磨矿细度试验流程见图1 ，结果见图2 。 单位g ／t 粗精矿尾矿 图1 磨矿细度试验流程 - 0 ．0 7 4m m 粒级含量／％ 图2 磨矿细度试验结果 试验中，随着磨矿细度增加，粗精矿产率降低，粗 精矿品位和回收率增加，说明金及载金矿物的解离度 逐步提高，并实现较好地分离。但磨矿细度提高到 一0 ．0 7 4m m 粒级占9 7 ．5 2 ％时，大量细泥进入精矿，粗 精矿产率增大，品位降低，同时回收率降低，尾矿品位 提高，说明细磨后分选效果变差。因此，确定磨矿细度 为- 0 ．0 7 4m m 粒级占9 1 ．6 5 ％。 2 ．2p H 调整剂试验 浮选矿浆p H 值对浮选指标有很大的影响，药剂在 适当的p H 条件下才会充分发挥作用。试验用碳酸钠 和硫酸2 种p H 调整剂作比较，在磨矿细度为一0 ．0 7 4m i n 粒级占9 1 ．6 5 ％条件下，考察不同的矿浆p H 值对浮选效 果的影响，试验流程同图1 ，结果见表2 。 表2p H 调整剂试验结果 由表2 可知，与不使用调整剂 自然p H 值 相比， 2 种调整剂对提高精矿回收率均有利，并且碱性矿浆的 分选指标优于酸陛矿浆，碳酸钠用量2 0 0 0g ／t 时，粗精 矿金品位为1 1 ．8g ／t ，回收率达到9 1 ．5 8 ％，尾矿品位较 低，因此，确定矿浆调整剂为碳酸钠，用量为2 0 0 0g ／t 。 2 ．3 分散剂用量试验 水玻璃是硫化矿浮选中常用的抑制剂，能够对石 英、硅酸盐等脉石矿物起到有效的抑制作用。水玻璃 也是矿泥分散剂，能够改善泡沫粘稠现象，提高精矿品 位和回收率0 | 。水玻璃用量试验流程同图1 ，结果见 表3 。 表3 水玻璃用量试验结果 由表3 可知，水玻璃用量为10 0 0g ／t 时，粗精矿 产率和回收率略有增加，水玻璃用量为20 0 0r V t 时， 粗精矿产率、品位和回收率均有明显下降，说明水玻璃 用量过大，对目的矿物的浮选有较强的抑制作用。因 此，水玻璃用量以10 0 0g ／t 为宜。 2 ．4 活化剂用量试验 硫酸铜是金属硫化矿浮选中常用的活化剂，通过 铜离子在硫化矿表面的置换反应，形成硫化铜薄膜，能 万方数据 矿冶工程 第3 7 卷 够使捕收剂更加牢固地吸附在硫化矿表面，提高载金硫 化矿的可浮性，从而提高硫化矿分选效果‘。12 | 。试验 选取硫酸铜作为活化剂，试验流程同图1 ，结果见表4 。 表4 硫酸铜用置试验结果 试验结果表明，适当添加硫酸铜可以提高精矿回 收率，但硫酸铜添加量过大，矿浆表面张力增加，矿化 泡沫变脆，造成泡沫层稳定性变差，精矿产率和回收率 降低。确定硫酸铜适宜用量为5 0 0g ／t 。 2 ．5 捕收剂配比及用量试验 丁黄药和丁铵黑药是有色金属硫化矿和金矿石选 矿中应用最为广泛的捕收剂。试验考查了这2 种药剂 的配比对该金矿石分选效果的影响，试验流程同图1 ， 结果见表5 。 表5 捕收剂配比试验结果 塑塑型旦量￡f g 12 粗精矿产率粗精矿金品位粗精矿回收率 丁黄药丁铵黑药 ／％ ／ g t - 1 ／％ 结果表明，在相同的药剂用量条件下，单独使用丁 黄药效果较差，并且随着丁铵黑药占比增加，精矿产率 和回收率趋于增加；单独使用丁铵黑药，粗精矿产率和 回收率较高。因此，试验确定只使用丁铵黑药一种药 剂作为捕收剂。 按照图1 所示流程进行了捕收剂丁铵黑药用量试 验，结果见图3 。 专 著 蝮 翟 篓 丁铵黑药用量／ g f 1 图3 丁铵黑药用量试验结果 从图3 可知，丁铵黑药用量增加，粗精矿产率增 加，精矿品位降低，精矿回收率和尾矿品位变化不大。 说明在适当的药剂用量范围内，矿石中的金矿物可以 得到较有效回收。考虑到药剂用量高时，粗精矿品位 较低，其中夹杂大量矿泥等脉石矿物，不利于精选作业 提高品位，故丁铵黑药用量确定为7 5g ／t 。 2 ．6 闭路试验 磨矿细度- 0 ．0 7 4m m 粒级约占9 1 ．6 5 ％，碳酸钠用 量20 0 0g ／t ，水玻璃用量10 0 0g ／t ，硫酸铜用量5 0 0g ／t ， 丁铵黑药用量7 5g ／t ，2 ”油用量4 0g ／t ，进行一次粗选、 两次扫选、两次精选的闭路试验，试验流程见图4 ，结 果如表6 所示。结果表明，通过闭路试验，最终获得了 金品位2 7 ．5 0g ／t 、金回收率9 4 ．8 9 ％的金精矿和金品位 0 ．1 5g ／t 、金回收率5 ．1 1 ％的尾矿，金回收效果较好。 精矿 l 车 药剂单位g ／t 磨矿o - 0 ．0 7 4l n n l 占9 1 ．6 5 ％ 3m i n 栩￡酸钠2 0 0 0 3m i n } 水玻璃1 0 0 0 3I n i n } 硫酸铜5 0 0 2 m i n } 丁铵黑药 7 5 1 m i n } 2 8 油 4 0 糙 。曲卜了矧攀药2 萎 3m i 咀} 硫酸铜2 0 0 2m i n } 丁铵黑药3 0 1 m i n 2 。油 2 0 ．．．．．．．．．．，l ’1 ．．．．．．．．．．．．．．．．．．．．．．．．．一 扫选1 2 图4 闭路试验流程 表6 闭路试验结果 3 结论 1 矿石中主要金属矿物为黄铁矿和毒砂，其余金 属矿物含量较少，黄铁矿为主要载金矿物。金是唯一 有价矿物。矿石中的金矿物为自然金，粒度均为细微 粒。金矿物赋存形式主要以包裹金和粒间金为主。 2 确定碳酸钠为矿浆调整剂，水玻璃为脉石矿物 抑制剂，硫酸铜为活化剂，2 ”油为起泡剂，丁铵黑药为捕 下转第5 3 页 除 ．蜀 选 m 精 3 万方数据 第2 期 闵程等复配阴离子捕收剂在高磷鲡状赤铁矿反浮选中的应用 5 3 表6 最终产品粒度筛析结果 3 结论 1 通过反浮选工艺参数单因素条件试验，以复配 阴离子捕收剂9 1 5 M B 作为高磷鲕状赤铁矿反浮选捕 收剂，确定最佳浮选条件为磨矿细度一0 ．0 7 4m m 粒级 占9 0 ％，试验温度2 5 ℃，粗选N a O H 用量10 0 0g ／t 、淀 粉用量10 0 0g ／t 、氧化钙用量5 0 0g ／t 、9 1 5 B M 用量6 0 0 g ／t ，精选9 1 5 B M 用量2 0 0g ／t 。 2 闭路试验获得的铁精矿铁品位5 5 ．9 0 ％、磷含 量0 ．2 5 ％，降磷率达到了8 0 ．0 9 ％，铁回收率8 0 ．7 3 ％。 3 对浮选精矿、尾矿和中矿分别进行分析，结果 表明，磷在粗粒级 0 ．0 4 4m m 中的分布率相对较高， 要进一步降低产品中磷含量，必须增加磨矿细度。反 浮选最终精矿多元素分析结果表明，铁精矿中杂质 A 1 O 。和S i O 含量仍偏高。要降低硅铝杂质含量，还 要进一步研究。 参考文献 [ 1 ]闰武，张裕书，刘亚川．鄂西某高磷鲡状赤铁矿浮选工艺研究 [ J ] ．中国矿业，2 0 1 1 1 1 7 卜7 3 ． [ 2 ] 苏建芳，郑桂兵，朱阳戈，等．高磷鲡状赤铁矿脱磷技术研究现状 [ J ] ．现代矿业，2 0 1 3 7 1 - 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