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金矿难选金矿石该如何选矿

时间:2016-06-14 15:54来源:未知 作者:admin 点击:

播卡金矿矿石中含金矿物主要为自然金,大多数粒度较为细小,增加了选矿的难度。同时生矿石氧化程度较浅,含炭质高,可能导致现象,对后续金的综合回收产生不利影响。

氧化矿矿石主要金属矿物为黄铁矿、褐铁矿及微量自然金;非金属矿物约占93 %,主要为石英、少量绢云母、白云母和炭质矿物等。岩石呈糜棱结构,片麻状构造,岩石类型为褐铁矿化含炭糜棱岩。原生矿矿石主要金属矿物为黄铁矿、褐铁矿、黄铜矿,少量闪锌矿;贵金属矿物有少量自然金;非金属矿物约占90%,主要为石英、高岭土、少量绢云母、白云母和炭质矿物等;岩石类型为硅化硫化物矿化碎裂岩。

针对矿石性质的不同,试验单位一分别对氧化矿石和原生矿石进行了全泥氰化、原矿焙烧加氰化、单一重选和单一浮选、重选加浮选等一系列探索试验研究。在此基础上,该试验单位提出氧化矿混合矿经磨矿达到磨矿细度为一200目85%后进行浮选,流程为1次粗选、1次精选、3次扫选较优,其试验结果见表3,相应的闭路浮选流程如图1所示;另推荐原生矿在磨矿细度一0. 074 mm占85%的条件下,采用重选加浮选工艺,流程为1次粗选、2次精选、2次扫选,相应的小型闭路试验。

采用1次粗选、1次精选、3次扫选的浮选工艺,浮选金精矿品位达到38.65 g/t}浮选回收率为75. 29%,说明该工艺基本适合该矿石。表4的试验结果表明,采用摇床重选,重砂回收率可达到32. 60%;重选尾矿采用1次粗选、2次精选、2次扫选的浮选工艺,浮选回收率可达到53. 50%;综合回收率可达到86. 11 %,精矿质量也较好,尾矿品位较低,各项指标较好,说明该工艺适合该矿石,能满足其生产工艺要求。

试验单位二对各岩芯样进行了炭浸流程的可选性试验,对坑采氧化矿进行了氰化淋滤试验和炭浸流程试验。

    (1)岩芯样炭浸流程及试验结果。各岩芯样破碎后在磨矿细度达到P80 = 75 μm时,矿浆进入搅拌浸出槽,矿浆浓度为40 %,再加入石灰,把pH值调整到大于10. 5,试验结果见表5。由试验结果可看出,氧化矿石总体浸出效果较好(板岩氧化矿石除外),原生矿石浸出效果不理想,24 h和48 h的浸出率几乎无差异。

    (2)坑采氧化矿试验方案及结果。坑采氧化矿破碎后在磨矿细度达到P80 = 75 μm时,取部分矿浆进行直接氰化淋滤,另一部分矿浆进入搅拌浸出槽,矿浆浓度为40 %,再加入石灰,把pH值调整到大于10.5。试验结果表明,坑采氧化矿采用氰化法金的浸出率较高。

    经工艺方案比较可知,氧化矿采用氰化浸出的工艺流程,依据试验单位二所做的氰化浸出试验结果,参考试验单位一推荐的处理氧化矿的工艺流程,制定处理氧化矿的工艺流程为全泥氰化炭浸流程,产品为合质金,日处理氧化矿250 t。

    氧化矿选矿工艺流程简述如下:原矿块度为300~0 mm,用汽车运输至氧化矿原矿仓,通过振动给料机给至粗碎机,破碎产品经1#胶带运输机运至筛分,筛上产品经过2#胶带输送机运到细碎,细碎产品也通过1#胶带运输机返至筛分;筛下产品(12 ~ 0 mm)经3#胶带输送机运至粉矿仓顶的可逆胶带输送机,再经可逆胶带输送机分配至氧化矿粉矿仓。粉矿经仓底摆式给料机给到4#胶带输送机送入一段球磨机。一段球磨机排矿进入螺旋分级机,螺旋分级机沉砂返回至一段球磨机,溢流则进入除渣筛除去渣屑,再用泵送入水力旋流器分级,水力旋流器沉砂进入第二段球磨机,磨后产物返回至水力旋流器;水力旋流器溢流进入******浓密机。浓密机溢流水回用,浓密机底流进入浸出车间。浸出车间内设有1个搅拌槽、1个预浸槽和4个炭浸槽。

    浓密机底流首******入搅拌槽,同时加入CaO,混匀后进入预浸槽,预浸槽加入氰化钠预浸之后依次通过1~4号炭浸槽进行浸出吸附。从第4号炭浸槽排出的浸后矿浆通过安全筛,筛上即为细炭,筛下即为尾矿。而再生炭和少量新鲜炭则从第4号炭浸槽加入,通过提炭泵,逆向逐级提升,至第1号炭浸槽,再由第1号炭浸槽的提炭泵扬至载金炭分离筛,分离筛筛下产物返回炭浸回路,筛上产物为载金炭,送至高温高压无氰解吸电解车间,解吸柱与电解槽形成闭路,载金炭解吸后获得金泥及脱金炭,脱金炭处理后返回炭浸系统。金泥酸洗后烘干,再进入箱式电阻炉熔炼,***后得到的产品为合质金。

    因处理原生矿的重选加浮选工艺流程在试验方案中也有介绍,本文将不再加以叙述。通过综合对比分析,拟定了一套较优的处理氧化矿、原生矿的选矿工艺流程,并得出了如下的结论。

    (1)该类矿石中含金矿物主要为自然金,呈不规则长条状,被包含于脉石矿物之中和石英边缘,金矿物的粒度细,原生矿石中含有部分炭质矿物,须在较高磨矿细度下方能较充分地单体解离。

    (2)在原设计单位进行的探索试验的基础上,通过对工艺流程的改造,可大大提高金的回收指标,同时减少了因矿样含炭质高而降低金的回收率的影响。尤其是将氧化矿中金的回收率从原来的75.29%提高到89. 71 %。对原生矿采用重选加尾矿浮选工艺,重砂回收率可达32. 60%,重选尾矿采用1次粗选、2次精选、2次扫选的浮选工艺,浮选回收率可达53. 50%;综合回收率可达86.11%。

    (3)本文所做的工作为选矿工艺的设计部分,提出的选矿流程的运作效果还需后期验证,只为中后期选矿工艺流程的***终拟定和指导生产提供依据。