提高青海某铁金矿金浮选回收率的研究与实践.pdf

第3 4 卷第3 期 2 0 1 4 年0 6 月 矿冶工程 ⅣⅡN 矾GA N DM 哐T A L L U R G I C A LE N G 咖E R Ⅱ呵G V o l - 3 4 №3 J u n e2 0 1 4 提高青海某铁金矿金浮选回收率的研究与实践① 潘炳1 ，王奉刚1 ，张蕴灵2 ，赵卫夺1 ，肖松文1 1 ．长沙矿冶研究有限责任公司，湖南长沙4 1 0 0 1 2 ；2 ．青海省循化县谢坑铜金矿，青海循化8 1 1 1 0 0 摘要针对青海某铁金矿金浮选回收率偏低 仅有8 0 ％ 的问题开展了系统研究，发现磨矿粒度偏粗是原来生产金浮选回收率低 的关键原因。通过试验确定适宜的磨矿粒度为一0 ．0 7 4 胁粒级占8 0 ．4 0 ％，该磨矿粒度下采用一粗．两精．两扫的浮选工艺流程，闭 路试验获得了精矿金品位9 3 ．8 6g ／t 、回收率8 7 ．9 6 ％的良好指标。现场改造在基本不改变浮选工艺流程及药剂制度情况下，仅降低 磨矿粒度，取得了明显的效果，金回收率提高到8 7 ．5 ％。 关键词铁金矿；磨矿粒度；浮选；回收率；金 中图分类号T D 9 2 3文献标识码A d o i 1 0 ．3 9 6 9 ／i ．i s s n ．0 2 5 3 6 0 9 9 ．2 0 1 4 ．0 3 ．0 1 0 文章编号0 2 5 3 6 0 9 9 2 0 1 4 0 3 一0 0 3 3 0 4 I n V e s t i g a t i o na n dP r a c t i c eo fI n c r e a s i n gG o l dR e c o V e r yo f a nI r o n - g o l do r ef r o mQ i n g h a i P A NB i n 9 1 ，W A N GF e n g g a n 9 1 ，Z H A N GY u n l i n 9 2 ，Z H A 0W e i ．d u 0 1 ，X I A OS o n g ．w e n l 1 ．现。咿施尺∞e Ⅱr c 风舭把旷施n 吆口蒯地t 口比M 彤c 0 厶d ，吼口心地4 1 0 0 1 2 ，肌M n ，吼i M ；2 ．‰后e 昭C 卿e r - 9 0 纪施船，她n 危啪8 1 1 1 0 0 ，Q i 凡g 危o i ，吼i M A b s t r a c t ’I ’h el o w e rr e c o V e r yf 而mg o l dn o t a t i o n a m u n d8 0 ％ c o u l db em a i n l ya t t r i b u t e dt ot h ec o a r s ef i n e n e s so fo r e g 五n d i n g ，a J li n V e s t i g a t i o no nt h eb e n e f i c i a t i o np a r a m e t e r so fa ni m n g o l do r ef 而mQ i n g h a iw a sc a r r i e do u t ，a n dt h e a p p r o p r i a t eg d n d i n gf i n e n e s so f 一0 ．0 7 4m m8 0 ．4 0 ％w a sd e t e 珊i n e d ．A d o p t i n gan o t a t i o nn o w s h e e tc o n s i s t i n go fo n e s t a g eo fr o u g h i n g ，t w os t a g e so fc l e a n i n ga n dt w os t a g e so fs c a v e n g i n g ，ag o l dc o n c e n t m t ew i t hg o l dc o n t e n ta n dr e c o v e r y o f9 3 ．8 6g ／ta n d8 7 ．9 6 ％，r e s p e c t i V e l y ，w a so b t a i n e df 而mt h ec l o s e d c i r c u i tt e s t ．A ni n s i t ut e c h n i c a lt r a n s f o 珊a t i o nb y r e d u c i n gt h eg r i n d i n gf i n e n e s sw i t hb a s i c a l l yt h es a m en o t a t i o nn o w s h e e ta n dr e a g e n ts y s t e ml e a d st ot h eg o l dr e c o v e r yu p t o8 7 ．5 ％，p r e s e n t i n gam a n i f e s ti m p r o V e m e n t ． K e yw o “I s i r o n g o l do r e ；g I i n d i n gf i n e n e s s ；n o t a t i o n ；r e c o v e r y ，g o l d 青海某铁金矿系原生磁铁矿矿石，生产采用先浮 后磁的原则工艺流程分别回收金与铁。在原矿磨矿粒 度一O ．0 7 4m m 粒级占6 0 ％左右的情况下，经两粗两精 三扫浮选，产出金精矿金品位7 0g ／t 左右，但是回收率 不理想，仅8 0 ％左右。从提高金浮选回收率出发。5J ， 本文针对该铁金矿进行了系统研究，找到了影响金浮 选回收率的关键因素，确定了最佳的工艺流程及条件 参数，闭路流程获得了精矿金品位9 3 ．8 6g ／t 、回收率 8 7 ．9 6 ％的良好指标，试验成果应用于现场生产，获得 了良好的经济效益。 1 原矿性质 原矿化学多元素分析见表1 ，其中可供选矿回收的 有价金属为铁和金，品位分别为5 3 ．4 9 ％和2 ．8 3g ／t ，其 它伴生有价金属含量均较低，没有综合回收利用价值。 表1 原矿化学多元素分析结果 质量分数 ％ 1 单位为吕／t 。 矿石中铁主要以磁铁矿形式存在，占9 3 ．7 2 ％，除 磁铁矿外，金属矿物有磁黄铁矿、黄铁矿、毒砂、黄铜矿 和微量方铅矿、闪锌矿、铜蓝、辉砷钴矿和铋矿物；脉石 矿物以硅镁石和角闪石为主，其次是透辉石、方解石和 云母等。 金矿物为自然金和黑铋金矿，金矿物的载体矿物 ①收稿日期2 0 1 3 1 2 1 2 作者简介潘炳 1 9 8 2 一 ，男，广西北流人，工程师，主要从事矿物加工及有色金属冶金研究工作。 万方数据 矿冶工程第3 4 卷 主要有磁铁矿、黄铁矿、毒砂、黄铜矿、铋矿物；大部分 金矿物沿载体矿物粒间、裂隙、解离或孔洞充填，其中 包裹于载体矿物中的金粒通常较为细小。 表2 为显微镜下原矿块矿中金属硫化物 包括黄 铁矿、黄铜矿、毒砂和磁黄铁矿 的嵌布粒度统计。 表2 金属硫化物的嵌布粒度 粒级 分布率累计分布率 粒级 分布率累计分布率 ，m，％，％，m，％，％ 一1 ．6 5 1 ．1 71 1 ．3 61 1 ．3 60 ．1 0 5 O ．0 7 42 ．4 99 8 ．6 1 1 ．1 7 O ．8 31 5 ．4 12 6 ．7 70 ．0 7 4 O ．0 5 20 ．6 1 9 9 ．2 2 0 ．8 3 0 ．5 91 9 ．7 24 6 ．4 90 ．0 5 2 0 ．0 3 70 ．3 49 9 ．5 6 O ．5 9 0 ．4 21 6 ．9 06 33 9一O ．0 3 7 0 ．0 2 60 ．2 89 9 ．8 4 一O ．4 2 0 ．3 01 3 ．0 87 6 ．4 7一O ．0 2 6 0 ．0 1 90 ．1 39 9 ．9 7 一O ．3 0 0 ．2 19 ．0 78 5 ．8 4一O ．0 1 9 0 ．0 1 00 ．0 29 9 ．9 9 一O ．2 1 0 ．1 57 ．1 89 2 ．7 20 ．0 1 3 0 ．0 1 0O ．0 11 0 0 ．0 0 一O ．1 5 O ．1 0 53 ．4 09 6 ．1 20 ．0 1 0 微量 由表2 可知，矿石中金属硫化物呈不均匀中细粒 嵌布， 0 ．2 1m m 正累计分布率为8 5 ．8 4 ％。单纯从嵌 布粒度来看，欲使9 0 ％以上的金属硫化物呈单体产 出，选择一0 ．1 5m m 的磨矿粒度较为适宜，此时 一0 ．0 7 4m m 粒级约占7 5 ％。 2 试验结果 2 ．1 磨矿粒度试验 磨矿粒度是决定浮选效果的主要因素。因此，首先 在水玻璃用量3 0 0g ／t ，硫酸铜用量1 0 0g ／t ，丁基黄药 用量1 0 0 ∥t ，2 ”油用量5 0g ／t 的条件下进行了磨矿粒 度试验，结果见图1 。 ， 3 坦 Ⅱ量 她 图1 磨矿粒度试验结果 从图1 可知，随着磨矿粒度变细，金回收率先增加 后降低。这主要是因为随着磨矿粒度变细，金解离度 增加，从而金浮选回收率也增加。当磨矿粒度达到一 定细度时，矿石泥化程度加重，产生矿泥罩盖在金表 面，使得金回收率开始下降。适宜的磨矿粒度为 一0 ．0 7 4m m 粒级占8 0 ％左右，这与前面金属硫化物嵌 布粒度研究结果一致。 2 ．2 粗选药剂制度试验 2 ．2 ．1 调整剂种类及用量试验具体进行了以水玻 璃及碳酸钠为调整剂的浮选对比试验。试验在磨矿粒 度为一o ．0 7 4m m 粒级占8 0 ．4 0 ％，硫酸铜用量1 0 0g ／t ， 丁基黄药用量1 0 0g ／t ，2 4 油用量5 0g ／t 的条件下进 行，试验结果见图2 。从图2 可知，用碳酸钠做调整剂 更有利于金的回收。原因可能是碳酸钠一方面可以调 节矿浆p H 值，另一方面可以对矿泥起分散作用，此外 还可以清洗载金矿物颗粒表面的钙镁离子，增强矿物 疏水性。碳酸钠最佳用量为3 0 0 ∥t 。 誉 ＼ 褂 擎 回 妇 调整剂用量／ g t _ 1 图2 调整剂种类及用量试验结果 2 ．2 ．2 活化剂硫酸铜用量试验硫酸铜是提高金浮 选回收率的有效活化剂，其用量对金浮选指标有重要 影响。为此，在磨矿粒度为一0 ．0 7 4m m 粒级占 8 0 ．4 0 ％，碳酸钠用量2 0 0 ∥t ，丁基黄药用量1 0 0g ／t ， 2 ”油用量5 0g ／t 的条件下进行了硫酸铜用量试验，试 验结果见图3 。 ， 々 8 坦 Ⅱ量 娴 硫酸铜用量／ g r 1 图3 硫酸铜用量试验结果 从图3 可知，随着硫酸铜用量增加，金回收率呈先 升高后降低趋势。当硫酸铜用量为1 5 0g ／t 时，指标较 好。因此，硫酸铜用量选择1 5 0 ∥t 。 2 ．2 ．3 捕收剂种类及用量试验根据生产现场的实 际情况，重点进行了黄药类捕收剂及} 昆合用药的试验， 万方数据 第3 期 潘炳等提高青海某铁金矿金浮选回收率的研究与实践 磨矿粒度一0 ．0 7 4m m 粒级占8 0 ．4 0 ％，碳酸钠用量2 0 0 g ／t ，2 4 油用量5 0g ／t ，试验结果见表3 。 表3 捕收剂种类试验结果 从表3 可知，采用混合捕收剂要比单一捕收剂效果 好，在捕收剂总用量1 0 0g ／t 的条件下，丁基黄药7 5g ／t 丁铵黑药2 5 ∥t 的混合用药效果较好，金浮选回收 率8 1 ．0 9 ％。但考虑到生产现场采用丁基黄药与异戊 基钾黄药做混合捕收剂，因此，在金回收率差别不大的 情况下，选用其做混合捕收剂并进行了用量条件优化 试验 丁基黄药异戊基钾黄药 3 1 ，其它条件为磨 矿粒度为一O ．0 7 4m m 粒级占8 0 ．4 0 ％，碳酸钠用量3 0 0 g ／t ，硫酸铜用量1 5 0g ／t ，2 ”油用量5 0g ／t ，试验结果见 图4 。 捕收剂用量／ g r 1 图4 混合捕收剂用量试验结果 从图4 可知，随着混合捕收剂用量增加，金回收率 变化不大，基本在8 3 ％左右。因此，混合捕收剂用量 8 0g ／t 即可。 2 ．2 ．4 起泡剂2 8 油用量试验在磨矿粒度一0 ．0 7 4m m 粒级占8 0 ．4 0 ％，碳酸钠用量3 0 0g ／t ，硫酸铜用量1 5 0 g ／t ，丁基黄药用量7 5 ∥t ，异戊基钾黄药用量2 5g ／t 的 条件下进行了2 ”油用量试验，结果见图5 。 f 3 趔 畦 娴 2 啪用量／ g 竹 图52 。油用量试验结果 从图5 可知，2 ”油用量对精矿金品位影响明显，但 对金回收率影响较小，综合考虑，2 ”油用量选择5 0g ／t 。 2 ．3 开路流程试验 为了确定合理的精选次数及扫选次数，在粗选条 件的基础上进行了开路流程试验，试验流程及药剂制 度见图6 ，试验结果见表4 。 图6 开路试验流程图 表4 开路流程试验结果 位鲈 从表4 可知，采用一粗一二精．二扫开路流程，金精 万方数据 矿冶工程第3 4 卷 矿金品位1 2 5 ．2 7 ∥t ，回收率6 8 ．8 9 ％。其中精矿及中 矿1 产率都很低，中矿1 金品位高达4 2 ．7 0g ／t ，因此采 用一次精选即可。考虑到实际生产中给矿金品位波动 较大，为了保障精矿的金品位，闭路流程试验仍采用两 次精选。此外，二次扫选尾矿金品位仅0 ．4 3g ／t ，已经 很理想，不需要增加扫选次数。因此，建议闭路流程采 用一粗一二精- 二扫工艺。 2 ．4 闭路流程试验 闭路流程试验的药剂制度及工艺流程见图6 ，试 验结果见表5 。 金精矿 图7 闭路试验流程 尾矿 表5 闭路流程试验结果 从表5 可知，在给矿金品位3 ．0 ∥t 左右的情况 下，通过一粗一二精一二扫闭路浮选试验，获得的精矿金 品位9 3 ．8 6g ／t 、回收率8 7 ．9 6 ％，接近理论金回收率。 3 提高金回收率的关键措施及现场改 造效果 无论是工艺矿物学确定的金属硫化物嵌布粒度， 还是磨矿粒度试验结果，都表明磨矿粒度一o ．0 7 4m m 粒级占8 0 ％左右为宜，而原来生产磨矿粒度一0 ．0 7 4 m m 粒级仅占6 0 ％左右。对比生产与试验工艺流程及 药剂制度，发现两者最大差别在于磨矿粒度，故可确定 磨矿粒度偏粗是现场生产金浮选回收率偏低的关键原 因，适当降低磨矿粒度是提高金浮选回收率的有效 措施。 试验成果用于现场技术改造，在基本不改变工艺 流程和药剂制度情况下，仅降低磨矿粒度，将一段磨矿 工艺改为二段磨矿，取得了良好的效果，金浮选回收率 明显提高。目前生产指标为原矿金品位2 ．og ／t ，磨 矿粒度一O ．0 7 4m m 粒级占8 5 ％～8 8 ％，金精矿平均品 位5 5g ／t ，回收率平均8 7 ．5 ％。在原矿金品位明显下 降的情况下，金浮选回收率提高了7 ．5 个百分点，取得 了明显的经济效益。 4 结语 1 磨矿粒度偏粗是原来现场生产金浮选回收率 偏低的关键原因。 2 试验确定的适宜的磨矿粒度为一o ．0 7 4m m 粒 级占8 0 ．4 0 ％，该磨矿粒度下采用一粗．两精一两扫闭路 试验获得了精矿金品位9 3 ．8 6g ／t 、回收率8 7 ．9 6 ％的良 好指标。 3 现场改造在基本不改变浮选工艺流程及药剂 制度的情况下，仅降低磨矿粒度，取得了明显的效果， 金的回收率提高到8 7 ．5 ％。 参考文献 [ 1 ] 陶建利，周清波．贵州某金矿选矿试验研究[ J ] ．矿冶工程，2 0 1 3 1 5 2 5 5 ． [ 2 ] 李志辉，刘有才，刘洪萍，等．某硫化铜金矿选矿试验研究[ J ] ．矿 冶工程，2 0 1 3 1 4 卜4 4 ． [ 3 ] 易峦，钟义，朱超英．某极微细粒难选金矿选冶工艺研究[ J ] ． 矿冶工程，2 0 1 2 6 5 8 6 1 ． [ 4 ]张立征，王彩霞，赵福财．甘肃某微细粒浸染型难处理金矿选矿试 验研究[ J ] ．矿冶工程，2 0 1 1 4 4 5 4 7 ． [ 5 ] 陈留红，张贺．贵州某金矿石选矿试验研究[ J ] ．有色矿冶， 2 0 0 2 4 2 3 2 5 ． 万方数据