湖北某金矿选矿试验
2015-03-08魏均启
黄 鹏 林 璠 魏均启 刘 爽 康 健
(1.湖北省地质实验测试中心;2.国土资源部稀土稀有稀散矿产勘查及综合利用重点实验室)
湖北某金矿选矿试验
黄 鹏1,2林 璠1,2魏均启1,2刘 爽1,2康 健1,2
(1.湖北省地质实验测试中心;2.国土资源部稀土稀有稀散矿产勘查及综合利用重点实验室)
为了合理开发利用湖北某金矿石,在分析矿石性质和探索试验的基础上,进行选金试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm 80%的条件下,采用碳酸钠作为pH调整剂,P2作为组合抑制剂,MB和丁胺黑药作为混合捕收剂,通过1粗1精2扫试验流程选金,最终获得产率为4.41 %、品位为93.82 g/t、回收率为88.54 %的金精矿。
金矿石 浮选 正交试验
湖北某金矿为沉积-变质热液矿床,硫化物含量少,金属矿物主要有黄铁矿和褐铁矿,脉石矿物有白云石、方解石等。金矿物以碲金银矿为主,碲金矿次之,具有回收价值。为实现对该金矿的合理开发利用,在分析矿石工艺矿物学特征的基础上,探索合理的药剂制度,对该矿进行了选矿试验研究,取得了较好的选矿指标,为确定合适的选矿流程和建设选矿厂提供了初步资料[1]。
1 矿石性质
1.1 原矿化学成分分析
该金矿床整个含矿蚀变带具有强烈的钙化及较强的黄铁矿化特点,矿体赋矿岩性主要为碎裂白云岩、碎裂含泥质条纹白云岩等。矿石主要化学成分分析结果见表1,矿物组成见表2。
由表1可知,矿石中主要有价金属为金,含量达到4.75 g/t。银含量8.70 g/t,可考虑伴随金回收利用。其他金属元素如铁含量较低,无回收利用价值。有害元素硫、磷含量较低,有利于金的回收。
表1 矿石主要化学成分分析结果 %
成分AuAgFe2O3SiO2Al2O3CaO含量4.758.701.4411.523.3437.17成分MgOSP2O5As烧失含量7.410.600.030.0937.41
注:Au、Ag含量单位为g/t。
表2 矿石的矿物组成 %
矿物类型矿物名称含量金属矿物黄铁矿1.7褐铁矿0.1碲金银矿<0.01碲金矿<0.01非金属矿物白云石47.8方解石43.0石英5.0伊利石1.6高岭石0.7炭质<0.1合计100.00
由表2可知,矿石中金属矿物主要有黄铁矿和褐铁矿,脉石矿物以白云石、方解石为主,石英、伊利石、高岭石等少量。金主要以碲金银矿的形式存在、其次为碲金矿。因此回收的目的矿物为碲金银矿、碲金矿,并且最终获得的金精矿中伴有银的回收。
1.2 主要有用矿物的嵌布特征
碲金银矿、碲金矿是金的主要赋存形式,均呈草黄-银白色。碲金银矿呈不规则片状、板片状,少量呈不规则粒状、它形粒状,嵌布粒度为0.005~ 0.06mm,嵌布粒度不均。主要分布于碳酸盐矿物中或粒间,与碲金矿嵌布关系较密切,以粒状形式零星分布;碲金矿呈不规则粒状、片状,嵌布粒度为0.001~0.025mm,多存在于碳酸盐矿物中或粒间,镜下可见碲金矿交代分布于碲金银矿边缘,以粒状、片状形式零星分布。此外,还有少量金以自然金的形式呈微粒状包裹于硫化物中,难以回收。
2 试验结果及讨论
由该金矿石工艺矿物学特性可知,矿石金嵌布粒度微细,金矿物与脉石共生关系较为密切,采用重选和磁选难以达到选别效果,适宜采用浮选工艺,将金富集在金精矿中,然后再做进一步处理[2-4]。矿石中金以微细粒分散分布,脉石矿物含量较高,有害元素磷、砷等含量较低,对该矿进行了磨矿细度和浮选药剂等条件试验。在最佳的药剂制度条件下进行了实验室浮选闭路试验,获得了理想的选矿指标。
2.1 磨矿细度试验
浮选前的磨矿作业是使矿石中的矿物得到解离,并将矿石磨到适宜浮选的粒度[5]。载金矿物与脉石的连生体较多,尤其是贫连生体,磨矿细度粗,部分载金矿物单体解离较差,致使有用矿物难以上浮,金的回收率较低[6]。因此,确定合适的磨矿细度对获得良好的浮选指标至关重要。在大量探索性试验的基础上,确定了碳酸钠作为pH调整剂,组合抑制剂P2作为脉石矿物抑制剂,MB和丁铵黑药作为混合捕收剂,进行磨矿细度条件试验,试验流程见图1,试验结果见图2。
由图2可知,随着磨矿细度的增加,金精矿金的品位先下降,在磨矿细度-0.074mm75%~80%时维持在一定水平,后急剧下降;金回收率先增加,当磨矿细度为-0.074mm80%时,回收率达到峰值。之后增加磨矿细度回收率反而下降,主要因为矿石中含有易泥化的硅酸盐矿物,过磨产生的大量细泥,消耗一部分捕收剂,导致精矿回收率降低。综合考虑金品位和回收率,确定磨矿细度-0.074mm80%为宜。
图1 磨矿细度条件试验流程
图2 磨矿细度条件试验结果
2.2 浮选药剂种类与用量试验
为了确定最佳的浮选药剂制度,进行了浮选药剂用量条件试验。
由于浮选药剂用量条件试验因素较多,在浮选浓度为40%、浮选矿浆温度为25 ℃的条件下,以pH调整剂碳酸钠、组合抑制剂P2、混合捕收剂MB+丁铵黑药用量为考察因素(依次命名为因素A、B、C),每个因素各取3个水平,进行三因素三水平正交试验[7],试验流程见图3,试验因素水平见表3,试验结果见表4,极差分析结果见表5。
图3 浮选正交试验流程
表4的极差分析结果见表5。
表3 药剂用量正交试验因素水平安排
表4 药剂用量正交试验结果
表5 药剂用量正交试验极差分析结果
注:β、ε分别为金精矿金品位和金回收率。
由表4、表5可知:①随着碳酸钠用量的增大,金精矿金回收率降低,碳酸钠用量取水平2较为合适,即1 500 g/t;②随着抑制剂用量的增大,回收率下降,保证回收率的前提下抑制剂用量取水平1较为合适,即1 000 g/t;③随着捕收剂用量的增加,精矿回收率提高,因此捕收剂用量选择水平3,即MB 300 g/t、丁胺黑药100 g/t。
2.3 正交试验验证试验
根据正交试验确定的最佳药剂制度进行了验证试验。在磨矿细度为-0.074 mm占80%的条件下,以碳酸钠用量为1 500 g/t、P2用量为1 000 g/t、MB+丁铵黑药用量为(300+100)g/t进行验证试验。验证试验流程见图4,试验结果见表6。
表6 浮选正交验证试验结果
由表6可知,在碳酸钠用量为1 500 g/t、P2用量为1 000 g/t、MB+丁铵黑药用量为(300+100)g/t 的条件下,可以得到产率为15.04%,金品位为28.58 g/t,金回收率为91.50%的金精矿。
2.4 开路试验
为获得更好的金精矿指标,在浮选正交条件试验确定的最佳药剂制度的基础上,进行1粗1精2扫全流程开路试验,试验流程见图5,试验结果见表7。
图4 浮选正交验证试验流程
图5 开路试验流程
表7 开路试验结果
由表7可知,原矿在磨矿细度-0.074 mm 80%、最佳浮选药剂制度下经1粗1精选2扫全流程开路试验,可以得到金品位为140.00 g/t,回收率为65.63%的金精矿。
2.5 浮选闭路试验
在上述试验的基础上,进行了实验室浮选闭路试验。试验流程见图6,试验结果见表8。
由表8可知,在磨矿细度-0.074 mm 80%、以碳酸钠为pH调整剂、为P2为抑制剂、MB+丁铵黑药为捕收剂,2#为起泡剂,经1粗1精2扫闭路试验,得到产率为4.41%、金品位为93.82 g/t、金回收率为88.54%的金精矿,其中银品位为106.20 g/t,回收率为53.83%,同时实现了银的回收。
图6 闭路试验流程
表8 闭路试验结果
3 结 论
(1)某金矿为白云岩型矿石,矿石中主要有价金属为金,多以碲金银矿、碲金矿形式存在,嵌布粒度微细,与其他矿物共生关系复杂。其他金属矿物如黄铁矿等不具有回收利用价值,但可伴随金对银进行回收。
(2)脉石矿物含量高,以碳酸盐矿物为主,有害元素磷、砷等含量低,适合采用浮选选金。在原矿金品位为4.67 g/t,磨矿细度为-0.074 mm 80%及最佳药剂制度条件下,经1粗1精2扫浮选闭路流程,得到产率为4.41%,金品位为93.82 g/t(含银品位106.20 g/t),金回收率为88.54 %(银回收率为53.83%)的金精矿,取得了较好的选矿指标。
[1] 周东琴,代淑娟.陕西某卡林型金矿选矿试验研究[J].有色矿冶,2009(2):20-25.
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[3] 杨晓峰,刘全军.贵州某卡林型金矿选矿试验研究[J].矿冶,2008(3):26-29.
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[5] 陈京玉,林 海,董颖博,等.提高山东某金矿选矿回收率的试验研究[J].黄金,2008(11):37-40.
[6] 袁 艳,刘宝山,田 锋.广西某难选金矿选矿试验研究[J].甘肃冶金,2009(6):39-41,81.
[7] 袁风香.某低品位铜矿选矿试验[J].现代矿业,2014(11):88-90.
Beneficiation Experiments of a Gold Ore in Hubei Province
Huang Peng1, 2Lin Fan1, 2Wei Junqi1, 2Liu Shuang1, 2Kang Jian1, 2
(1.Geological Experimental Test Center in Hubei Province; 2.The Ministry of Land and Resources Key Laboratory of Rare Earth and Rare Scattered Mineral Exploration and Comprehensive Utilization)
In order to rationally develop and utilize a gold ore in Hubei, aurum selection experiments is carried out based on the ore property and exploring experiments. The results indicated that, at the grinding fineness of 80% -0.074 mm, using sodium carbonate as pH adjusting agent, P2as composite inhibitors, MB and butylamine aerofloat as mixed collector, through one roughing-one cleaning-two scavenging process, gold concentrate with yield rate of 4.41%, gold grade of 93.82 g/t, gold recovery of 88.54% was obtained.
Gold ore, Flotation, Orthogonal experiment
2014-12-05)
黄 鹏(1986—),男,工程师,430034 湖北省武汉市硚口区古田五路9号。