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甘肃某金矿浮选药剂优化试验研究.pdf

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1、98doi:10.3969/j.issn.1671-9492.2024.02.014有色金属(选矿部分)甘肃某金矿浮选药剂优化试验研究2024年第2 期吴?凯,马英强,窦源东1,邢(1.烟台黄金职业学院环境与材料工程系,山东烟台2 6 540 1;2.福州大学紫金地质与矿业学院,福州350 10 8)丹1摘要:某金矿石金品位为3.2 5g/t,银、铜等其他金属含量太低,不具备回收价值。矿石中单体金和裸露金含量很低,仅为4.2 4%;金主要以包裹体嵌布在金属硫化物和氧化物矿物中,约92.0 9%;其余为硅酸盐包裹金,仅占3.6 7%。针对该矿石性质,结合现场浮选工艺流程和药剂制度,开展浮选药剂优

2、化条件试验。获得粗选最佳工艺参数:磨矿细度一0.0 7 4mm含量占8 4.6%、硅酸钠用量为16 0 0 g/t、硫酸铜用量为2 0 0 g/t、丁基黄药用量为10 0 g/t、丁基铵黑药用量为30 g/t、松醇油用量为10 0 g/t。当磨矿细度一0.0 7 4mm含量占8 4.6%时,采用最佳药剂制度,通过一粗二精二扫、中矿循序返回工艺流程,获得精矿金品位47.8 5g/t、金回收率91.8 8%,尾矿品位为0.2 8 g/t。精矿和尾矿的X荧光半定量分析结果显示,铁、硫、砷、锑等元素含量差别明显,其在精矿中的含量远高于尾矿,说明此浮选工艺对黄铁矿、毒砂、辉锑矿分选效果很好。试验结果对该

3、金矿浮选药剂优化奠定基础,对其选矿生产具有指导意义。关键词:微细嵌布;浮选;药剂优化;金矿石中图分类号:TD923Experimental Study on Flotation Reagent Optimization of a Gold Ore in GansuWU Kai,MA Yingqiang,DOU Yuandong,XING Dan(1.Department of Environmental and Materials Engineering,Yantai Gold College,Yantai 265401,2.School of Zijin Geology and Mining

4、,Fuzhou University,Fuzhou 350108,China)Abstract:The gold grade of a gold ore was 3.25 g/t,and the content of silver,copper and othermetals was too low to have recovery value.The content of liberated gold and exposed gold in the ore wasvery low,only 4.24%,the gold was mainly embedded in metal sulfide

5、 and oxide minerals as inclusions,accounting totally for about 92.09%,and the rest was silicate coated gold,accounting for only 3.67%.According to the properties of the ore,combined with the field flotation process and reagent regime,theflotation reagent optimization condition test was carried out.T

6、he optimum process parameters obtained were:Thefineness of grinding 84.6%-0.074 mm,the dosage of sodium silicate 1 600 g/t,the dosage of coppersulfate 200 g/t,the dosage of butyl xanthate dosage 100 g/t,the dosage of ammonium dibutyldithiophosphate 30 g/t,and the dosage of terpenic oil 100 g/t.When

7、the grinding fineness was 84.6%-74 m and the best reagent regime was adopted,after the flotation process of one roughing,twocleaning and two scavenging,middling returning to closed circuit in sequence,a gold concentrate withrecovery of 91.88%and gold grade of 47.85 g/t was obtained,while the grade o

8、f tailings was 0.28%.Theresults of semi-quantitative X-ray fluorescence analysis of concentrate and tailings showed that the contentsof iron,sulfur,arsenic,antimony and other elements were significantly different,and their contents inthe concentrate were much higher than those in tailings.It shows t

9、hat the flotation process has a goodseparation effect on pyrite,arsenopyrite and stibnite.The experimental results lay a foundation for theflotation reagent optimization of the gold ore and have guiding significance for its beneficiation production.Key words:fine dissemination;flotation;agent optimi

10、zation;gold ore文献标志码:AShandong,China;文章编号:16 7 1-9492(2 0 2 4)0 2-0 0 98-0 6收稿日期:2 0 2 2-0 9-2 6基金项目:国家自然科学基金资助项目(518 0 40 8 1)作者简介:吴凯(198 9一),男,辽宁葫芦岛人,从事矿产资源高效加工技术研究。2024年第2 期金由于其独特的物理属性,是电子业、现代通讯、航天航空业、首饰业等行业的重要材料,同时又是储备和投资的特殊通货。随着社会经济对金的需求增加,金矿资源的开发规模不断扩大,易采易选金矿石逐渐减少。所以,难处理金矿资源的开发利用成了当今研究重点-3。浮选法

11、是岩金矿主要选矿方法,重点是研究含金的载体矿物如含金黄铁矿的浮选 4-6 。甘肃某金矿中金主要以包裹体微细嵌布在黄铁矿中,是浮选回收的主要对象。本文结合了现场的工艺和药剂制度,开展了系统的浮选试验研究,取得了较好Table 1 Results of chemical multi-element analysis of the raw ore成分Auo含量3.25成分MgO含量2.78注:单位为g/t,下同。Table 2Results of chemical phase analysis of gold in the raw ore金相别单体十连生金硫化物包裹金氧化物包裹金硅酸盐包裹金总金粒径

12、/mm分布率-0.42+0.3015.12-0.30+0.2112.13-0.21+0.1514.83-0.15+0.10514.26-0.105+0.07417.170.074+0.05211.87矿石中单体金和裸露金含量很低,二者分布率仅为4.2 4%;金主要以包裹体嵌布在金属硫化物和氧化矿物中,二者分布率合计约92.0 9%;其余为硅酸盐包裹金,仅占3.6 7%。矿石中十0.2 1mm粒级的黄铁矿仅占2 7.2 5%,十0.0 7 4mm粒级占73.51%,一0.0 37 mm部分占7.48%。黄铁矿嵌布粒度总体属细至微细范畴,需要充分磨矿后才能单体解离。通过扫描电镜观察测定表明,金矿物

13、粒度十分微细,属显微金和次显微金。其粒度基本在吴凯等:甘肃某金矿浮选药剂优化试验研究1矿石性质某卡林型金矿石中主要含硫矿物为黄铁矿,其次为毒砂;主要脉石矿物为石英、方解石和铁白云石,其次为绢云母、长石、高岭石、伊利石等黏土矿物。矿石中可供选矿回收的有用元素是金,品位为3.25g/t,锑可作为综合回收的对象,银、铜等其他金属含量太低,不具备回收价值。对原矿开展化学多元素分析、金的化学物相分析、黄铁矿粒度嵌布分析,结果见表1 3。表1原矿化学多元素成分分析结果AgFe1.095.55K20Na202.300.12表2 原矿中金化学物相分析结果含量?0.152.850.410.133.54表3黄铁矿

14、粒度分布分析Table 3PParticle size distribution analysis of pyrite正累计分布15.1227.2542.0856.3473.5185.3899的浮选指标。/%SSb1.330.16MnoTiO20.120.58粒径/mm0.052+0.037-0.037+0.026-0.026+0.0190.019+0.010-0.0102 m以下,大多小于1 m。金的工艺矿物学研究表明黄铁矿是金的主要载体矿物,是浮选回收主要的对象。2试验方法与讨论本研究采用硅酸钠作为pH值调整剂开展系统的浮选试验研究。根据矿石工艺矿物学特性,在探索试验的基础上,分批次系统考

15、察磨矿细度、硅酸钠用量、硫酸铜用量、丁基铵黑药用量、松醇油用量对浮选指标的影响。确定最佳药剂用量后,开展流程SiO250.67As0.29分布率7.143.532.131.020.80Al2O310.11C总3.04占有率4.2480.5111.583.67100.0正累计分布92.5296.0598.1899.20100.0Cao8.57C有机0.17/%/%:100试验,得到适合该矿石的浮选工艺流程。试验所用设备为锥形球磨机XQM240X90、浮选机XFD1.5L、0.5L;试验所用浮选试剂为水玻璃(模数2.5)、丁基黄药、丁基铵黑药、硫酸铜、松醇油。松醇油为工业纯,其他药剂为化学纯。2.

16、1磨矿细度条件试验磨矿细度是浮选过程非常重要的因素,决定有用矿物单体解离程度,影响浮选指标。为考察不同磨矿细度对浮选指标的影响,分批次开展磨矿细度浮选条件试验。结合现场生产实践,调整剂选用硅酸钠,用量为10 0 0 g/t,活化剂选用硫酸铜,用量为200g/t,捕收剂为丁基黄药,用量为10 0 g/t,起泡剂为松醇油,用量为150 g/t,取磨矿细度一0.0 7 4mm含量分别为6 7%、7 6.9%、8 4.6%、8 9.6%。试验流程如图1所示,试验结果如图2 所示。原矿药剂用量单位:g/t搅拌、浮选时间单位:min下同精矿图1磨矿细度试验流程Fig.1 Flowshect of grin

17、ding fineness10090%/本动回季8070605065图2磨矿细度对浮选指标的影响Fig.2Effects of grinding fineness onflotation indexes由图2 试验结果可知,磨矿细度对粗选指标影响较大。随着磨矿细度一0.0 7 4mm粒级含量的增大,粗精矿金品位急速上升然后快速下降,粗精矿金回收率随着磨矿细度一0.0 7 4mm粒级含量的增大,先迅速升高然后再缓慢增加,当磨矿细度一0.0 7 4.mm含量为8 4.6%时,粗精矿铜品位达到最大值。综合有色金属(选矿部分)考虑,确定粗选磨矿细度一0.0 7 4mm含量占8 4.6%。2.2水玻璃用

18、量试验选用碳酸钠、水玻璃开展粗选调整剂种类试验,试验结果表明,两者都可以提高粗精矿金的品位,粗选时两者的浮选指标相差不大。水玻璃是硅酸盐矿物有效的抑制剂,并且兼有分散矿泥的作用,同时能使矿浆成弱碱性 7。综合考虑,本研究选用水玻璃作为调整剂。为考察不同水玻璃用量对浮选指标的影响,分批次开展水玻璃用量浮选条件试验。固定磨矿细度一0.0 7 4mm粒级含量占8 4.6%,活化剂选用硫酸铜,用量为2 0 0 g/t,捕收剂为丁基黄药,用量为10 0 g/t,起泡剂为松醇油,用量为150 g/t,水玻璃用量为12 0 0、140 0、16 0 0、18 0 0 g/t。试验流程同图1,试验结果如图3所

19、示。8685磨矿细度(变量)84H3*水玻璃10 0 03*硫酸铜2 0 03*丁基黄药1503.*松醇油1506尾矿720191817(1.8)/碧变1615141312金品位签回收率1107075磨矿细度(-7 4m)/%2024年第2 期201918%/本外回季838281F80797877L11001200130014001.500160016001800水玻璃用量/(gti)图3水玻璃用量对浮选指标的影响Fig.3Effects of sodium silicate dosage onflotation indexes由图3试验结果可知,水玻璃对粗选浮选指标影响较大。随着水玻璃用量增

20、大,粗精矿金品位和回收率均呈现先上升后下降的趋势;当水玻璃用量为16 0 0 g/t时,粗精矿金品位和回收率均达到最大值,分别为19.16 g/t和8 5.0 3%。综合考虑,确定粗选水玻璃用量为16 0 0 g/t。8085-17161514金品位金回收率1312190090952.3硫酸铜用量条件试验硫化铜是黄铁矿有效的活化剂,Cu+在黄铁矿表面形成Cu-S化合物,加强矿粒与捕收剂的吸附强度,从而达到活化效果 8-9。但过多的Cu2+会造成捕收剂的选择性变差,影响精矿品位。磨矿细度为一0.0 7 4mm粒级含量占8 4.6%,调整剂选用水玻璃,用量为16 0 0 g/t,捕收剂为丁基黄药,

21、用量为100g/t,起泡剂为松醇油,用量为150 g/t,活化剂选用硫酸铜,用量为0、10 0、2 0 0、30 0 g/t。试验流程同图1,试验结果如图4所示。2024年第2 期8786F85F%/回梦8483F82F81-50图4硫酸铜用量对浮选指标的影响Fig.4Effects of copper sulfate dosage onflotation indexes由图4试验结果可知,硫酸铜对粗选浮选指标影响较大。随着硫酸铜用量增大,粗精矿金品位和回收率均呈现先上升后下降的趋势;当硫酸铜用量200g/t时,粗精矿金品位和回收率均达到最大值,分别为2 0.2 9g/t和8 6.55%。综合

22、考虑,确定粗选硫酸铜用量为2 0 0 g/t。2.4捕收剂用量试验结合以往含金矿石浮选研究经验,丁基黄药十丁基铵黑药组合捕收剂选金的浮选指标较好。固定磨矿细度一0.0 7 4mm粒级含量占8 4.6%;活化剂选用硫酸铜,用量为2 0 0 g/t;起泡剂为松醇油,用量为150 g/t;调整剂选用水玻璃,用量为16 0 0 g/t;丁基黄药用量为10 0 g/t,考察丁铵黑药用量对浮选指标的影响。丁基铵黑药用量为0、2 0、30、40 g/t,试验流程同图1,试验结果如图5所示。9089F88858483一0图5丁铵黑药用量对浮选指标的影响Fig.5Effects of ammonium buty

23、l dithiophosphatedosage on flotation indexes由图5试验结果可知,丁铵黑药对粗选浮选指标影响较大。随着丁铵黑药用量增大,粗精矿金品吴凯等:甘肃某金矿浮选药剂优化试验研究20.520.019.018.0金品位金回收率17.5050硫酸铜用量/(gtl)一1020丁铵黑药用量/gt):101:位呈现先上升后下降的趋势,金回收率呈现逐渐增加的趋势;当丁基黄药和丁铵黑药用量分别为100g/t和30 g/t时,粗精矿金的品位和回收率分别为2 2.56 g/t、8 7.0 0%。综合考虑,确定粗选丁铵黑药用量为30 g/t。2.5起泡剂用量试验为考察起泡剂用量对浮

24、选指标的影响,分批次开展起泡剂用量浮选条件试验。固定磨矿细度为一0.0 7 4mm粒级含量占8 4.6%,活化剂选用硫酸100150200一金品位金回收率30402503003502524234.8)/22品2120铜,用量为2 0 0 g/t,捕收剂为丁基黄药和丁铵黑药组合,用量为10 0 g/t和30 g/t,起泡剂选用松醇油,用量为7 5、10 0、12 5、150 g/t。试验流程同图1,试验结果如图6 所示。90898786470图6 走起泡剂用量对浮选指标的影响Fig.6Effects of frother dosage onflotation indexes由图6 试验结果可知,

25、松醇油用量对粗选浮选指标影响较大。随着松醇油用量增大,粗精矿金品位呈现逐渐下降的趋势,金回收率呈现先增加后下降的趋势;当松醇油用量为10 0 g/t时,粗精矿金的品位和回收率分别为2 5.14g/t、8 7.44%。综合考虑,确定粗选松醇油用量为10 0 g/t。2.6闭路试验在粗选条件试验和流程试验基础上,为考察中矿循环对药剂用量和浮选指标的影响,对原矿开展全流程闭路试验。闭路试验采用一粗二精二扫、中矿采用循序返回流程,试验条件和流程如图7 所示,试验结果如表4所示。由表4可以得出,当磨矿细度为一0.0 7 4mm粒级含量占8 4.6%时,采用最佳的药剂制度,闭路浮选获得精矿金品位为47.8

26、5g/t、金回收率为91.8 8%,尾矿品位为0.28g/t。同时,也对该矿石开展了以碳酸钠作pH值调整剂的系统浮选试验,最终获得精矿金品302826242220金品位18金回收率118090100110 120130松醇油用量/(gtl)16140150160:102位为46.14g/t、金回收率为9 0.9 1%。与碳酸钠作pH值调整剂相比,水玻璃作pH值调整剂时浮选指标更好,金品位提高了1.7 1g/t,金回收率提高3*水玻璃16 0 03*CuSO.2003丁基黄药150 丁铵黑药303*松醇油10 0粗选6精选15精选4有色金属(选矿部分)了0.97 个百分点。但是水玻璃作调整剂后,

27、尾矿过滤沉降困难,矿浆澄清缓慢,需要添加絮凝剂加快矿浆沉降。原矿磨矿O-0.074mm占8 4.6%扫选6扫选62024年第2 期3*Cus0,1003*丁基黄药7 5丁铵黑药153.*松醇油503*丁基黄药33丁铵黑药7.53*松醇油2 5精矿产品名称精矿尾矿原矿2.7产品分析对浮选精矿、尾矿开展X荧光半定量分析,部分主要结果见表5。由表5结果可知,浮选精矿与尾矿中的Si、A I、M g、Na、O 含量差别不大;但铁、硫、砷、Table 5 Results of semi-quantitative X-ray fluorescence spectrum analysis of the con

28、centrate and the tailings/%组分0精矿37.8尾矿46.13结论1)某卡林型金矿中金品位为3.2 5g/t,银、铜等其他金属含量太低,不具备综合回收价值。金矿物粒度十分微细,属显微金和次显微金。黄铁矿是金的主要载体矿物,是浮选主要回收的对象。黄铁矿嵌布粒度总体属细至微细范畴,需要充分磨矿后才能单体解离。2)在最佳磨矿细度和药剂用量条件下,对原矿开展闭路全流程试验。闭路试验采用一粗二精二尾矿图7 浮选闭路试验流程Fig.7 Flowsheet of the locked-cycle flotation tests表4浮选闭路试验结果Table 4Result of th

29、e locked-cycle flotation tests产率6.1793.299.37表5精矿及尾矿的X荧光光谱半定量分析结果NaMg0.1061.190.1231.355/%金品位金回收率47.8591.880.288.123.21100.0锑等元素含量差别明显,精矿含量远高于尾矿。这说明该浮选工艺对黄铁矿、毒砂、辉锑矿分选效果很好。AlSi7.84519.329.19423.83扫、中矿采用循序返回流程。闭路浮选获得的精矿金品位为47.8 5g/t、金回收率为91.8 8%,尾矿品位为0.28g/t。与碳酸钠作pH值调整剂相比,水玻璃作pH值调整剂的浮选指标更好,金品位提高了1.71g

30、/t,金回收率提高了0.9 7 个百分点。但是其尾矿过滤沉降困难,矿浆澄清缓慢,需要添加絮凝剂加快矿浆沉降。3)精矿和尾矿X荧光半定量分析结果显示,精矿与尾矿中的 Si、A l、M g、Na、O 含量差别不大,但铁、硫、砷、锑等元素含量差别明显,其在精矿中的含S9.60.118Fe13.313.129As3.0010.03Sb0.91312024年第2 期量远高于尾矿。说明该浮选工艺对黄铁矿、毒砂、辉锑矿分选效果很好。试验结果为该金矿浮选药剂优化奠定基础,对选矿生产具有指导意义。参考文献1康增奎.我国难处理金矿资源开发的现状与问题研究.资源与产业,2 0 0 9,11(6):59-6 3.KA

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