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    伊朗某金礦石選礦試驗

    2018-01-18 06:45:41謝園明江西省地礦資源勘查開發(fā)有限公司江西南昌330030
    金屬礦山 2018年1期
    關(guān)鍵詞:黃藥硫化鈉丁基

    謝園明(江西省地礦資源勘查開發(fā)有限公司,江西 南昌 330030)

    伊朗某金礦位于世界第二大火山巖成礦帶特提斯成礦帶中部,伊朗伊斯蘭共和國三大火山巖成礦帶北帶、主火山巖帶南帶的北西端交匯處。從目前的經(jīng)濟、技術(shù)狀況看,該礦石中的金具有較高的回收價值。試驗根據(jù)該金礦石的性質(zhì)特點,參考國內(nèi)外選礦工作者在選金方面的研究成果[1-8],對有代表性礦石進行了選礦試驗。

    1 礦石性質(zhì)

    該礦石屬硅化石英脈型含金氧化礦石,主要金屬礦物為自然金、褐鐵礦、赤鐵礦、方鉛礦、白鉛礦、黃鐵礦,其次為黃銅礦、閃鋅礦、銅藍、斑銅礦、黝銅礦等,主要脈石礦物為石英。礦石中的金嵌布粒度粗細不均勻,主要載體礦物為黃鐵礦。礦石主要化學(xué)成分分析結(jié)果見表1,金物相分析結(jié)果見表2。

    表1 礦石主要化學(xué)成分分析結(jié)果Table 1 Main chemical composition analysis results of the raw ore %

    注:Au、Ag的含量單位為g/t。

    表2 金物相分析結(jié)果Table 2 Gold phase analysis results of the raw ore

    由表1可知,礦石中的主要有價元素為金,品位為7.05 g/t,有害元素As、Sb含量較低;礦石中具有綜合回收價值的元素為鉛,含量為1.31%,但本文不介紹其綜合回收情況。

    由表2可知,礦石中的金主要為裸露及半裸露金,含量達6.47 g/t,占總金的91.77%;包裹金僅占總金的8.23%,主要包裹礦物為碳酸鹽礦物、硅酸鹽礦物、氧化礦物和硫化礦物。進一步的分析表明,自然金的粒度變化范圍很大,細粒明金(0.01~0.06 mm)占81.15%,微粒金(≤0.01 mm)占18.85%。

    根據(jù)金的相態(tài)和自然金的粒度分布,并結(jié)合環(huán)境保護因素,認為宜采用重選法預(yù)先回收部分中細粒明金,再采用浮選工藝回收其余的金礦物。

    2 試驗結(jié)果與討論

    2.1 條件試驗

    2.1.1 一段磨礦細度試驗

    在一段磨礦后進行重選是為了提前回收已解離的較粗粒金,避免較粗粒金在浮選過程中出現(xiàn)跑尾現(xiàn)象,因此,用重選試驗結(jié)果確定一段磨礦細度。由于跳汰機具有單臺處理能力大、占地面積較小的特點,因此,以1次跳汰重選試驗結(jié)果確定磨礦產(chǎn)品細度。其中,XCT100×150型隔膜跳汰機的工作參數(shù)為沖程18.6 mm、沖次330次/min,沖洗水量0.95 L/s,試驗結(jié)果見表3。

    表3表明,跳汰機可以預(yù)選出一部分合格金精礦,適當提高磨礦細度有利于提高金精礦品位和回收率,粒度過細則不利于重選回收金。因此,確定一段磨礦細度為-200目占65%。

    表3 不同磨礦細度條件下的跳汰機重選試驗結(jié)果Table 3 Jigging test results at different grinding fineness

    2.1.2 粗浮選1條件試驗

    粗浮選1條件試驗給礦為跳汰重選尾礦。

    2.1.2.1 硫化鈉用量試驗

    粗浮選1金的活化劑硫化鈉用量試驗捕收劑丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮用量(對原礦計,下同)為150+50+50 g/t,試驗結(jié)果見表4。

    表4 不同硫化鈉用量條件下的粗浮選1試驗結(jié)果Table 4 Test results on dosage of sodium sulfide at first stage rough flotation

    表4表明,硫化鈉對金的活化作用非常明顯,粗精礦1金作業(yè)回收率明顯上升,金品位先明顯上升后微幅下降。綜合考慮,確定粗選1的硫化鈉用量為 1 500 g/t。

    2.1.2.2丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮用量試驗

    探索試驗確定的丁基黃藥、丁銨黑藥、乙硫氮最佳質(zhì)量配合比為3∶1∶1。粗浮選1丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮用量試驗固定硫化鈉用量為1 500 g/t,試驗結(jié)果見表5。

    表5 丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮不同用量條件下的粗浮選1試驗結(jié)果Table 5 Test results on dosage of butyl xanthate+ammonium dibutyl dithiophosphate+ diethyldithiocarbamate at first stage rough flotation

    表5表明,隨著丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮用量的增大,粗精礦1的金品位下降,金作業(yè)回收率上升。綜合考慮,確定粗選1的丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮用量為150+50+50 g/t。

    2.1.3 再磨細度試驗

    由表5可以看出,粗浮選1尾礦金品位仍高達2.17 g/t,結(jié)合一段磨礦細度為-200目占65%,而原礦中金主要以細粒明金和顯微金的形式存在,表明在一段磨礦細度下,礦石中細粒、微細粒金仍有大量未單體解離,因此,有必要通過粗浮選1尾礦再磨來解決這些金的解離問題。再磨細度試驗的給礦為粗浮選1尾礦,試驗采用1次浮選流程,其中硫化鈉用量為500 g/t,丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮用量為90+30+30 g/t,試驗結(jié)果見表6。

    表6 再磨細度試驗結(jié)果Table 6 Test results at different regrinding fineness

    表6表明,隨著磨礦細度的提高,粗精礦2金品位下降,金作業(yè)回收率上升。綜合考慮,確定再磨細度為-200目占85%。

    2.1.4 粗浮選2條件試驗

    粗浮選2條件試驗的給礦為粗浮選1尾礦再磨產(chǎn)品,試驗采用1次浮選流程。

    2.1.4.1 硫化鈉用量試驗

    粗浮選2硫化鈉用量試驗固定再磨細度為-200目占85%,丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮用量為90+30+30 g/t,試驗結(jié)果見表7。

    表7 不同硫化鈉用量條件下的粗浮選2試驗結(jié)果Table 7 Test results on dosage of sodium sulfide at second stage rough flotation

    表7表明,硫化鈉用量變化,粗精礦2金品位和金作業(yè)回收率變化不大。因此,確定粗浮選2作業(yè)不再添加硫化鈉。

    2.1.4.2 丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮用量試驗

    粗浮選2丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮用量試驗固定再磨細度為-200目占85%,試驗結(jié)果見表8。

    表8 丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮不同用量條件下的粗選2試驗結(jié)果Table 8 Test results on dosage of butyl xanthate+ammonium dibutyl dithiophosphate+ diethyldithiocarbamate at second stage rough flotation

    表8表明,隨著丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮用量的增大,粗精礦2金品位下降,金作業(yè)回收率上升。綜合考慮,確定粗浮選2丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮用量為90+30+30 g/t。

    2.2 重浮流程試驗

    根據(jù)條件試驗和浮選精掃選次數(shù)試驗結(jié)果進行了重浮流程試驗,試驗流程見圖1,結(jié)果見表9。

    圖1 重浮試驗流程Fig.1 Flowsheet of the whole flow-sheet test

    表9 重浮流程試驗結(jié)果Table 9 Results of the whole flow-sheet test

    由表9可以看出,采用圖1所示的流程處理礦石,可獲得金品位為81.43 g/t、金回收率為45.52%的重選精礦,金品位為56.12 g/t、金回收率為44.99%的浮選精礦,綜合精礦金品位為66.52 g/t,金回收率為90.51%。

    重浮流程試驗尾礦金品位較高,達0.74 g/t,應(yīng)采取進一步措施進行回收。工藝礦物學(xué)研究表明,重選和浮選難以回收的金主要為極微細粒裸露金和微細粒包裹金。因此,采用氰化浸出工藝進行了金再回收試驗,最終浸出渣的金品位為0.28 g/t,金浸出率為62.16%。具體的氰化提金工藝本文不深入介紹。

    3 結(jié) 語

    (1)伊朗某金礦石中的金礦物主要是裸露及半裸露金,金的載體礦物主要為黃鐵礦,金的嵌布粒度不均勻,僅采用單一重選工藝很難有效回收礦石中的金。

    (2)階段磨礦、階段選別工藝可以有效減少粗顆粒金在浮選過程中的跑尾,避免金礦物在磨礦中出現(xiàn)過粉碎,同時有利于不均勻細粒載金礦物單體解離。

    (3)跳汰機對-200目占65%的磨礦產(chǎn)品進行重選,可預(yù)先產(chǎn)出部分合格金精礦,充分體現(xiàn)能收早收、分級分選理念。

    (4)礦石采用階段磨礦—跳汰重選—階段浮選工藝流程處理,可獲得金品位為81.43 g/t、金回收率為45.52%的重選精礦,金品位為56.12 g/t,金回收率為44.99%的浮選精礦,綜合精礦金品位為66.52 g/t,金回收率為90.51%。

    (5)金品位為0.74 g/t的重浮流程試驗尾礦采用氰化浸出工藝處理,金浸出率達62.16%,最終浸出渣的金品位為0.28 g/t。

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