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        內蒙古某脈金礦選礦工藝研究

        2011-09-30 03:00:52張文華田春花
        中國礦山工程 2011年2期
        關鍵詞:氰化原礦礦漿

        常 勝,張文華,林 紅,田春花

        (1.內蒙古礦業(yè)開發(fā)有限責任公司,內蒙古 呼和浩特 010020;2.中國礦業(yè)大學(北京),北京 100083)

        內蒙古某脈金礦選礦工藝研究

        Study on mineral separation process of some lode gold ore in Inner Mongolia

        常 勝1,張文華1,林 紅2,田春花2

        (1.內蒙古礦業(yè)開發(fā)有限責任公司,內蒙古 呼和浩特 010020;2.中國礦業(yè)大學(北京),北京 100083)

        研究了礦石的性質和特點,確定了試驗條件。采用浮選—尾礦氰化浸出工藝,金總回收率可達91.90%。該流程具有實際操作性強、成本低的特點,此研究為開發(fā)利用該礦提供了依據。

        礦石性質;浮選;氰化;選礦流程

        1 礦石性質

        該礦石化學成分復雜,自然金嵌布粒度小,為提高礦石中金的回收率,進行試驗對比,選擇經濟合理的選礦工藝流程。

        礦石的化學成份除金、銀外,還有硫、銅、鉛、鋅、鉬、鉍、錳及鐵等,含砷較低,小于0.001%。脈石礦物主要為石英,其次為粘土、絹云母、綠泥石、長石及方解石。原礦多元素分析結果見表1。礦物相對含量見表2。礦石主要為塊狀構造和浸染構造,金主要以自然金狀態(tài)在礦物中出現(xiàn),充填在各種礦物內部裂隙中和間隙中,見表3。

        金在礦樣中嵌布粒度相對較細,+0.074mm粒級的自然金占11.19%,-0.074mm粒級的占88.81%,其中小于0.005mm為4.19%,小于0.01mm為21.8%,+0.02mm為53%,也就是說該礦物近50%小于0.02mm,由此可知,要使自然金完全單體解離較為困難。

        2 選礦試驗

        根據礦石中有價元素的賦存特點,以及綜合回收的原則,進行單一浮選試驗、原礦氰化浸出試驗及尾礦氰化浸出試驗。

        2.1 單一浮選試驗

        2.1.1 磨礦細度試驗

        試驗條件為 Na2CO31000g/t;丁黃藥 80g/t;2#油 40g/t,試驗結果見圖1。

        從圖1分析可以看出,隨著磨礦細度的增加金的回收率先增加后減小,品位有所降低,可能與粒度過細,產生泥化現(xiàn)象有關,在保證礦物單體有效解離的情況下,綜合考慮品位、回收率以及磨礦成本等,磨礦細度在-0.074mm占80%較適宜。

        表1 原礦化學多元素分析結果 %

        表2 礦物相對含量 %

        表3 自然金在礦物中的分布比例 %

        圖1 磨礦細度試驗結果

        2.1.2 礦漿pH調整劑種類及用量試驗

        本次試驗選用石灰與碳酸鈉兩種調整劑進行對比試驗。固定試驗條件:磨礦細度-0.074mm占84.90%;丁黃藥 80g/t;2#油 40g/t。改變調整劑種類及用量,試驗結果見表4、表5。

        從試驗結果看,不添加調整劑,礦漿自然pH=6,效果不好,而添加石灰又比添加碳酸鈉指標好,并且在試驗操作中發(fā)現(xiàn),添加碳酸鈉時,泡沫礦化程度不好,泡沫層薄,而添加石灰時,泡沫層厚且穩(wěn)定,易于操作,成本低廉,因此確定選用石灰作為調整劑,其用量為1 500g/t,pH=8.5~9。

        表4 碳酸鈉用量試驗結果

        表5 石灰用量試驗結果

        2.1.3 捕收劑種類與用量試驗

        試驗中對丁黃藥、丁銨黑藥、丁黃藥+丁銨黑藥三種捕收劑進行了用量試驗。固定試驗條件為:磨礦細度-0.074mm占 84.90%;CaO 1 500g/t;2#油40g/t。改變捕收劑種類及用量,結果列于表6、表7、表8。

        分析表6、表7、表8數據,丁黃藥與丁銨黑藥混合使用效果較好,其用量80g/t為宜。

        2.1.4 2#油用量試驗

        固定試驗條件:磨礦細度-0.074mm占84.90%;CaO 1500g/t;丁黃藥+丁銨黑藥 80g/t。改變 2#油用量,試驗結果見圖2。

        表6 丁黃藥用量試驗結果

        表7 丁銨黑藥用量試驗結果

        表8 丁黃藥+丁銨黑藥用量試驗結果

        圖2 2#油用量試驗結果

        試驗數據表明,當起泡劑2#油用量增加時,金精礦的品位及回收率也隨之增加,但當2#油用量增加到40g/t以上時,回收率增加幅度變小,金精礦的品位下降,原因在于泡沫增多帶起更多的尾渣。綜合考慮,2#油用量取40g/t為宜。

        2.1.5 浮選濃度試驗

        礦漿濃度對浮選效果有明顯的影響,本次試驗在固定其它試驗條件的基礎上考察礦漿濃度的最佳條件,試驗結果見圖3。

        圖3 礦漿濃度試驗結果

        數據顯示,礦漿濃度的最佳條件為28%~30%。

        2.1.6 浮選時間試驗

        原礦在浮選槽中停留時間過短不能達到有效成分的充分回收,停留時間過長又會惡化精礦品位,為此固定其它試驗條件,考察浮選時間對精礦品位及回收率的影響。試驗結果見圖4。

        圖4 浮選時間試驗結果

        數據顯示,浮時間為5分鐘可以保證金精礦品位的前提下使金充分回收。

        2.1.7 閉路試驗

        按圖5試驗流程進行全閉路試驗,考察中礦返回對金精礦品位及回收率的影響。試驗結果見表9。

        閉路試驗結果表明,單一浮選工藝流程可以得到品位112.50g/t,回收率84.63%的金精礦,選別作業(yè)較為理想。

        圖5 單一浮選閉路試驗流程

        表9 單一浮選閉路試驗結果

        2.2 原礦氰化浸出試驗

        2.2.1 磨礦細度試驗

        用棒磨機磨礦,礦漿濃度為30%,浸出時間為10小時,氰化納用量2kg/t,石灰用量為3kg/t,試驗結果見表10。

        表10 磨礦細度試驗結果

        試驗結果表明,磨礦時間為1小時,-340目粒級占86%時,即可得到理想的浸出率。

        2.2.2 石灰用量試驗

        試驗所用石灰為二級氧化鈣試劑,用前置于900℃箱式電爐中灼燒,以使其在空氣中形成的碳酸鈣全部分解為氧化鈣。磨礦細度為-340目占86%,氰化納用量2kg/t,浸出時間為10小時,礦漿濃度為30%。試驗結果見表11。

        表11 石灰用量試驗結果

        石灰加入量為2.5~3.0kg/t時浸出率最高,試驗選石灰用量為3.0kg/t,實測浸液pH值為12.5左右。

        2.2.3 氰化鈉用量試驗

        磨礦細度為-340目占86%,礦漿濃度為30%,石灰用量為3.0kg/t,浸出時間為10小時。試驗結果見表12。

        表12 氰化鈉用量試驗結果

        試驗結果表明,當氰化鈉加入量為2.0kg/t時,浸出率已無明顯上升趨勢,故氰化鈉用量選用2.0kg/t。

        2.2.4 礦漿濃度試驗

        磨礦細度為-340目占86%,礦漿濃度為30%,石灰用量為3.0kg/t,浸出時間為10小時。氰化鈉濃度為0.086%。試驗結果見表13。

        表13 礦漿濃度試驗結果

        試驗結果表明適宜的礦漿濃度為25%~30%,浸出率可達到82%以上。

        2.2.5 浸出時間試驗

        磨礦細度為-340目占86%,石灰用量為3.0kg/t,氰化鈉用量2.0kg/t,礦漿濃度為30%。試驗結果見表14。

        表14 浸出時間選擇試驗結果

        從試驗結果看出,當浸出時間達到18小時后,浸出率再無增高趨勢。

        2.2.6 最佳條件試驗

        磨礦細度為-340目占86%,石灰用量3.0kg/t,氰化鈉用量2.0kg/t,礦漿濃度30%,浸出時間18小時。試驗結果見表15。

        表15 最佳條件試驗結果

        平均浸出率為89.53%,最高浸出率為89.77%,浸渣品位可降至0.63g/t。

        2.2.7 炭浸試驗

        在浸出試驗的基礎上進行炭浸試驗,試驗步驟:礦漿浸出8小時后加入活性炭繼續(xù)浸出至18小時,試驗的結果見表16。

        表16 活性炭用量試驗結果

        從表16中試驗結果看,隨著活性炭用量的增加金吸附率升高。當活性炭用量為8kg/t原礦時,吸附率可達到98.47%。

        2.2.8 金總回收率

        最佳條件試驗金氰化浸出率為89.53%,炭吸附率98.47%,也即原礦經磨礦后直接氰化浸金,金的總回收率為88.16%。

        2.3 浮選尾礦浸出試驗

        在上述原礦氰化浸出最佳條件下,進行浮選尾礦浸出試驗,結果見表17。浸出平均回收率為94.37%,當活性炭加量為6kg/t原礦時,吸附率便可達到97.38%,總回收率為91.90%。

        表17 浮選尾礦浸出試驗

        單一浮選流程取得了較好結果,金回收率均達84.63%,尾礦品位平均可降至0.99g/t,且工藝簡單。原礦氰化浸出生產流程浸出率最高可達到89.77%,平均浸出率為89.53%,總回收率可達88.16%,浸渣金品位可降至0.63g/t。浮選—氰化尾礦浸出試驗,回收率最高可達95.62%,平均為94.37%,總回收率可達91.90%,浸渣品位平均可降至0.34g/t,取得較為理想的回收率,雖然增加尾礦浸出流程,但可以使金的回收率提升2.39%,浸出工藝成本低廉,經濟效益可觀,故試驗推薦使用浮選—氰化尾礦浸出工藝流程。

        [1]丘繼存.選礦學[M].北京:冶金工業(yè)出版社,1987.

        [2]徐天允,徐正春.金的氰化與冶煉[M].沈陽:沈陽黃金學院,1985.

        [3]杜世勇.甘肅東海金礦礦石浮選試驗研究[J].黃金,2009,(12):45-47.

        TD953

        A

        2010-11-24

        常 勝(1979-),男,內蒙古呼和浩特人,助理工程師,從事選礦工程技術管理工作。

        Abstract:The ore feature and properties are researched,and the test conditions are determined.The total recovery rate can reach 91.90%by using flotation-tailings cyanidation leaching process.The process has the characteristics of easy operating and low cost,and which provides basis for the development and utilization of the iron mine.

        Key words:ore property;flotation;cyanidation;mineral separation process

        1672-609X(2011)02-0036-05

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