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提高金浮选回收率的研究_图文

2004 年第 1 期

有色金属( 选矿部分)

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提高金浮选回收率的研究
黄万抚, 李新冬
( 南方冶金学院环境与建筑工程学院, 江西赣州 341000)
摘 要 : 针对矿石性质 , 采用 38 号捕收剂与丁基铵黑药 3 2 配 成混合捕 收剂 , 松醇 油作起泡 剂, 磨矿细度 - 74

m 66. 66% , 工艺流程为一次 粗 选、 一次 精选、 一 次 扫选 或一 次 粗选、 两 次精 选、 一 次扫 选 , 获得 金 精矿 产率 大 于 3. 32% , 品位大于 65. 70g/ t, 回收率大于 93. 48% , 实现提高金浮选回收率的目的。

关键词 : 自然金 ; 浮选 ; 回收率 中图分类号 : TD 953 文献标识码 : A 文章编号 : 1671- 9492( 2004) 01- 0021- 03

黄金矿山中金回收率的高低直接影响矿山的技 术经济效益, 因此, 各矿山都非常重视提高黄金生产 中的回收率[ 1~
2]

粒间金、 裂隙金为主, 占 91. 21% , 包体金占 8. 79% , 自然金的粒度以细粒 ( 37~ 100 m) 为主 ( 见表 1) , 多为不规则粒状、 它形粒状、 麦粒状、 分叉状等, 自然 金的载体矿物主要为黄铁矿, 其次为毒砂。金属硫 化物在矿石中约占 3% , 脉石矿物约占 97% 。原矿 光谱分析结果列于表 2, 多元素分析结果列于表 3。 矿石中的主要有害元素是砷 , 砷主要以毒砂的形态 存在, 毒砂主要呈自形晶 半自形晶分布于脉石中, 嵌布粒度以中细粒为主。 表1 T ab 1
粒度 / m 分布率 / %

。我们对江西某 独立金矿进行 提

高金回收率的研究 , 该矿选矿 厂处理能力 900t/ d, 随着开采的深入 , 原矿入选品位逐年下降, 选矿厂金 浮选回 收率也 呈下降 趋势 , 生 产中黄 金回 收率 仅 78% , 经过试验研究 , 在确保金精矿品位大于 60g/ t 前提下, 将生产中金回收率提高至 93% 以上。

1

矿石性质
该矿矿床类型为受韧性剪切带控制的变质热液

自然金嵌布粒度 T he distribut ing of granularit y of nat ure gold
- 200+ 74 - 74+ 37 - 37+ 10 - 10+ 5 2. 19 10. 59 66. 27 17. 95 - 5 3. 0

型金矿床, 工业类型属贫硫化矿蚀变岩型。主要矿 物除自然金外, 还有黄铁矿, 其次为金红石、 磁铁矿、 赤铁矿、 毒砂、 闪锌矿、 黄铜矿及方铅矿等; 脉石矿物 主要为石英, 其次为绢云母、 绿泥石和钠长石等。矿 石中矿物种类较多, 但有价值的矿物仅自然金一种 , 自然金平均成色 96. 94% , 产出形态以单体 裸露的 表3 T ab 3
元素 含量 元素 含量 Au 2. 61g/ t TiO2 0. 41 Ag 2. 83g/ t Ni 0. 012 Cu 0. 005 Cr 0. 012 Pb 0. 005 A l2 O3 12. 85

表2 T ab 2
元素 含量范围 大量

原矿光谱分析结果 T he result of spect ral analysis of t he ores
中量 少量 微量 Ti As 痕量 N i Cu Bi Mn Pb Sn Zn Si Al Ca Fe M g

原矿多元素分析结果 / % Analysis result of mult i- element of t he ores/ %
Zn 0. 009 总C 0. 75 S 0. 60 石墨 C 0. 013 Fe 3. 68 As 0. 09 Mn 0. 11 K 2O 0. 14 S iO2 67. 58 N a2 O 0. 02 CaO 2. 30 Bi < 0. 02 M gO 1. 83 Sb < 0. 02

2

试验方法
以单因素试验进行条件优化, 获得最佳粗选条件

和丁基铵黑药作捕收剂。所用药剂均为工业纯。

3

试验结果和讨论
磨矿浓度 67% , 试验结果列于图 1, 由图可见磨

后进行浮选时间试验, 在此基础上进行了开路试验和 闭路试验。闭路试验分为一次粗选、 一次精选、 一次 扫选和一次粗选、 两次精选、 一次扫选流程试验。 所用浮选药剂为松醇油作起泡剂, 38 号捕收剂
收稿日期 : 2003- 08- 07 修回日期 : 2003- 09- 11

3. 1 磨矿细度试验 矿时 间 10min 时 磨 矿细 度 为 59. 93% , 磨 矿时 间 1 2min 时磨矿细度为 68. 90% 。 为更好 的与选矿厂

作者简介 : 黄万抚 ( 1962- ) , 男 , 江西南康人 , 教授 , 博士。主要从事选矿技术和波膜分离技术研究。

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有色金属( 选矿部分) g/ t , 回收率 94. 57% 。

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现行生产相结合 , 确定磨矿时间 11. 5min, 磨矿细度 为 66. 66% ( 选矿厂现行的磨矿细度为 65% ) 。

图2 图 1 磨矿细度试验结果 Fig 1 T he test result of grinding t ime 3. 2 浮选试验结果和讨论 3. 2. 1 磨矿细度浮选试验 对不同磨矿细度进行浮选试验, 工艺流程为原 矿经 磨 矿后 , 依次 添 加捕 收 剂和 起泡 剂 , 再 浮 选 7min, 得 到金精 矿和 尾矿。各药 剂用 量为 捕收 剂 ( 38 号捕收剂与丁基铵黑药 1 1 混合使用 ) 100g/ t , 松醇油 11g/ t 。试验结果表明磨矿细度为 66. 66% - 74 m 时, 获得最佳的金精矿品位和回收率, 金精 矿产率 6. 81% , 品位 33. 8g/ t , 回收率 88. 19% 。 3. 2. 2 捕收剂配比试验 改变 38 号捕收剂与丁基铵黑药的配比进行试 验, 结果列于表 4 中 , 由表 4 可见 , 38 号捕收剂 丁 基铵黑药为 3 2 时, 获得最佳的浮选指标, 此时金精 矿产率为 5. 40% , 品位 43. 70g / t , 回收率 90. 56% 。 表4 捕收剂配比试验结果/ %
产品 精矿 4 1 尾矿 合计 精矿 7 3 尾矿 合计 精矿 3 2 尾矿 合计 精矿 1 1 尾矿 合计 精矿 2 3 尾矿 合计 产率 3. 12 96. 88 100. 0 3. 52 96. 48 100. 0 5. 40 94. 60 100. 0 6. 81 93. 19 100. 0 5. 88 94. 12 100. 0 品位 / ( g t - 1 ) 54. 10 0. 92 2. 58 50. 40 0. 85 2. 59 43. 70 0. 26 2. 61 33. 80 0. 33 2. 61 39. 60 0. 25 2. 56 回收率 65. 42 34. 58 100. 0 68. 50 31. 50 100. 0 90. 56 9. 44 100. 0 88. 19 11. 81 100. 0 90. 82 9. 18 100. 0

捕收剂用量试验结果
品位 ; 3 回收率 ; 下同

Fig 2
1

T he result of collect or dosag e
产率; 2

3. 2. 4 起泡剂用量试验 确定捕收剂( 38 号捕收剂 丁基铵黑药为 3 2) 用量 100g/ t, 改变起泡剂用量 进行试验 , 结果见图 3, 根据试验结果, 综合考虑药剂消耗量、 精矿品位和 回收率 , 以及尾矿损失等因素, 最终确定起泡剂松醇 油用量为 11g/ t , 此时, 金精矿产率为 6. 66% , 品位 为 36. 24g / t, 回收率为 92. 83% 。

图3

起泡剂用量试验结果

Tab 4 The result of ratio experiment of collector/ %
38 号 丁基铵黑药

F ig 3 T he t est result of frother dosage 3. 2. 5 浮选时间试验 浮选时间试验磨矿细度 - 74 m 66. 66% , 捕收 剂用量 100g/ t , 起泡剂用量 11g/ t , 试验结果列于图 4, 由图 4 看出浮选时间达到 3min 时金精矿的回收 率达到 92. 69% , 说明该自然金的上浮速度很快。

图4 Fig 4

浮选时间试验结果

3. 2. 3 捕收剂用量试验 试验结果见图 2, 考虑到粗选作业应在 确保一 定的精矿品位的前提下, 尽量提高金回收率, 当捕收 剂用量为 100g/ t 时, 获得的金精矿品位和回收率均 较好 , 具体指标为金精矿产 率 5. 46% , 品位 43. 30

T he test result of f lot at ion t ime

3. 2. 6 开路流程试验 试验采用一次粗选、 一次精选和一次扫选的开 路流程, 粗 选磨矿细度 - 74 m 66. 66% , 捕收剂用 量 100g/ t , 起泡剂用量 11g/ t , 粗选试验 7min; 采用

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黄万抚等 : 提高金浮选回收率的研究

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空白精选, 精选时间 5m in; 扫选补加捕收剂 50g/ t , 起泡 剂 11g/ t , 扫选 时 间 5min。获 得 金精 矿 产 率 1. 80% , 品位 93. 80g/ t, 回收率 65. 69% ; 尾 矿产率 88. 50% , 品位 0. 16g/ t , 损失率 5. 50% 。 3. 2. 7 闭路流程试验 分别采用一次粗选、 一次精选、 一次扫选和一次 粗选、 两次精选、 一次扫选流程精选闭路试验, 两个 流程均磨矿至 - 74 m 66. 66% , 在粗选添加捕收剂 100g/ t , 起泡剂 11g/ t, 扫选添加捕收剂 50g/ t , 起泡 剂 11g/ t , 精选尾矿和扫选精矿均顺序返回, 试验结 果列于表 5。由表 5 可见, 获得金回收率大于 93% 。

药按 3 2 混合使用 ) 用量 150g/ t , 起泡剂松醇油用量 22g / t , 可获 得金精 矿产率 大于 3. 32% , 品位 大于 65. 70g/ t , 回收率 大于 93. 48% ; 尾 矿损 失率 低于 6. 52% 。 表5 T ab 5
试验流程 一次粗选、 一次精选、 一次扫选 一次粗选、 两次精选、 一次扫选

闭路试验结果 / % T he test result of closing- flowsheet/ %
产品 精矿 尾矿 合计 精矿 尾矿 合计 产率 3. 89 96. 11 100. 0 3. 32 96. 68 100. 0 品位 / ( g t - 1 ) 65. 70 0. 15 2. 70 75. 18 0. 18 2. 67 回收率 94. 66 5. 34 100. 0 93. 48 6. 52 100. 0

4

结论
[ 1] 周 [ 2]

参考文献
源 . 某金矿 石浮选 硫 脲炭浸 综合 回收金 银铜 硫 工业试验研究 [ J] . 黄金 , 2002, 23( 2) : 41- 43. 崔德文 , 孙继贵 , 雷时 斌 . 试论保 障黄金 矿山可 持续 性 供应的支持条件 [ J] . 黄金 , 2002, 24( 1) : 1- 4.

采用一次粗选、 一次精选、 一次扫选工艺流程或 一次粗选、 两次精选、 一次扫选工艺流程, 磨矿细度 - 74 m 66. 66% , 捕收剂 ( 38 号捕收剂与丁基铵黑

STUDY ON INCREASING RECOVERY OF GOLD FLOATATION
H UA N G Wan - f u , LI Xi n - dong ( School of E nvi ronm ent al and Constr uct ion E ngi neeri ng Sout hern I nsti tute of Metal lurgy , Gangz hou Ji nagx i 341000 , China)

ABSTRACT
According t o the minerals characterist ic, t he recovery of gold float at ion is improved adopted mixer of collec t or 38# and buty l aerofloat , frot her pin cam phor oil, grinding size - 74 m 66. 66% , f loatation f low sheet of one stag e roug hing one stage concent rat ion and reseperat ion of t ailing or one st age roug hing t wo stages concen t rat ion and reseperat ion of t ailing.

KEY WORDS: nature gold; f loatation; recovery


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