内蒙古某金矿石重选—浮选联合工艺试验

吕艳蕾 刘 杰 吕 良 王 勋 葛文成 任 慧

(1.东北大学资源与土木工程学院,辽宁 沈阳 110819;2.难采选铁矿资源高效开发利用技术国家地方联合工程研究中心,辽宁 沈阳 110819)

我国黄金资源储量位居世界前列,但是近些年随着黄金需求量加大以及“采富弃贫”现象的突出,金矿的开发难度随着高品位金矿资源的减少而逐年增大[1-3],低品位、难处理金矿成为金矿开发的主要来源[4]。目前,金矿石常见的选矿方法主要有重选法、浮选法及氰化浸出法等[5],其中氰化浸出法可以直接从金矿石中提取金,经济简便[6],但是产生的氰化尾渣会对水体和农田造成严重的污染,造成人畜中毒和农业减产[7],因此采用绿色环保选矿提金工艺替代现有氰化选金工艺是有必要的。在选矿实践中,研究人员往往采用多种选矿工艺联合开展选金作业,其中重选法和浮选法应用最为广泛[8]。重选具有无污染、能耗低、选矿成本低、配置容易等优点[9],将其设置在浮选作业之前不仅可以有效提高金的回收率,同时可以有效降低浮选作业处理量、药剂消耗等[10]。倪青青等[11]针对河南某低品位金矿,采用重选—浮选联合工艺,经3 次尼尔森重选、1 次摇床精选,重选尾矿经1 粗2 精2 扫浮选,得到重砂和浮选精矿2 种精矿产品,在最佳的试验条件下获得了最终金回收率91.99%的良好指标。梁远琴等[12]针对贵州某低品位石英脉型金矿石,采用重选—浮选联合生产工艺,并将尼尔森重选尾矿再磨,最终获得了金品位55.78 g/t、金回收率84.23%的金精矿。吕良等[13]针对国外某金矿石,在磨矿细度为-0.074 mm 占60%的情况下,采用1 粗1 精开路摇床重选,重选尾矿1 粗2精2 扫、中矿顺序返回的浮选流程处理,最终可获得金品位61.80 g/t、金回收率91.02%的金精矿。

某地金矿原矿金品位为2.83 g/t,主要的金银矿物银金矿嵌布粒度极细,且与石英等脉石矿物紧密共生,选别难度较大。主要的载金矿物为黄铁矿和磁黄铁矿,大部分粒度较粗,但其粒度范围变化较大,小部分极细粒黄铁矿和磁黄铁的存在不利于金的选别。基于工艺矿物学结果分析可知,原矿金品位低且较难选别,选矿过程中需要较高的磨矿细度才能使细粒金充分解离,由此确定了重选—浮选联合工艺试验流程,通过条件试验确定最佳工艺参数,以期为金矿资源的高效开发利用提供参照。

试验矿样取自内蒙古某金矿,原矿化学多元素分析结果见表1,主要矿物嵌布特征见图1。原矿金品位为2.83 g/t,可供选矿回收利用的有价组分只有金,需要脱除的脉石矿物主要是含铝和含氧化硅的矿物,有害元素砷的含量较低,可忽略。银金矿嵌布粒度一般小于0.05 mm(图1(a)),大部分小于0.01 mm,极细粒银金矿被黄铁矿等金属矿物包裹(图1(b)),矿石中黄铁矿和磁黄铁矿呈细粒嵌布(图1(c)),对金的选别影响较大。

图1 原矿主要矿物嵌布特征Fig.1 Dissemination characteristics of major minerals of raw ore

2.1 尼尔森重选试验方法

尼尔森选矿机作为一种新型的重选设备[14],可以有效回收粗颗粒金,并对微细粒金也有较好的回收效果[15],故将尼尔森选矿机作为重选的主体设备,选用KC-MD3 型尼尔森选矿机。在矿浆浓度均为50%的条件下,分别开展磨矿细度、重力倍数以及流态化水量的条件试验,将粗选3 次后得到的精矿1、精矿2、精矿3 合并之后的加权计算重选精矿金品位,原则工艺流程见图2。

图2 尼尔森重选工艺流程Fig.2 Flowsheet of Nelson gravity separation

2.2 浮选试验方法

浮选试验在实验室XFD 型挂槽浮选机中进行,先加入碳酸钠作为调整剂调节矿浆pH 值,再依次加入抑制剂、捕收剂和起泡剂。由于原矿中主要金银矿物银金矿嵌布粒度极细,故在1 次粗选后引入再磨提高含金矿物解离度,使未解离的银金矿进一步解离,在粗选2 用活化剂硫酸铜活化粗选1 尾矿中可浮性较差的含金硫化矿物,提高金回收率。原则工艺流程见图3。

图3 重选尾矿浮选条件试验流程Fig.3 Flotation condition test process for gravity separation tailings

3.1 尼尔森重选条件试验

3.1.1 磨矿细度试验

磨矿细度决定了金矿物的解离度,磨矿粒度过粗会使原矿中部分微细粒的银金矿和部分粒度极细的载金矿物无法解离,导致重选精矿金品位降低;而磨矿粒度过细则会破坏分选床层,造成重选尾矿中金矿的流失及重选磨矿成本的增加,因此选择合适的磨矿细度尤为重要[16-17]。在重力倍数为60 G、流态化水量为3 L/min 条件下,进行重选磨矿细度条件试验,结果如图4所示。

图4 磨矿细度对重选指标的影响Fig.4 Effect of grinding fineness on gravity-separation indexes

由图4 可知:随着磨矿细度-0.043 mm 含量由60%增加到87%, 金回收率由45.54% 增加到52.63%,金品位由27.48 g/t 增加到39.74 g/t;继续增加磨矿细度至-0.043 mm 占95%,部分载金矿物出现过磨,金品位降低为36.34 g/t、金回收率为51.13%。因此,选择磨矿细度为-0.043 mm 占87%。

3.1.2 重力倍数试验

尼尔森选矿机是在高倍重力场下通过扩大不同密度矿物所受的重力差实现轻重矿物分离的,适当地扩大重力倍数可以扩大颗粒金和脉石矿物的比重差异,有利于颗粒金的回收,但当重力倍数过大时,会造成一部分含金贫连体“甩入”尾矿中,使精矿回收率降低。在磨矿细度为-0.043 mm 占87%、流态化水量为3 L/min 条件下,进行重力倍数条件试验。结果如图5所示。

图5 重力倍数对重选指标的影响Fig.5 Effect of gravity value on gravity separation indexes

由图5 可知,随着重力倍数由40 G 增加到80 G,金回收率由50.31%增加到55.85%,此时金品位为35.44 g/t,继续增加重力倍数至100 G,金回收率下降至51.35%,部分密度较小的含金贫连体被“甩入”尾矿;随着重力倍数由40 G 增加到60 G,金品位由31.74 g/t 增加到39.74 g/t,继续增加重力倍数至100 G,金品位下降至27.54 g/t。综合考虑,以金回收率为主要依据,选择重力倍数为80 G。

3.1.3 流态化水量试验

流态化水量对金矿物的连续富集效果主要受床层的松散程度影响,流态化水量过小会使分选床层出现压死现象造成重选精矿金回收率和金品位均较低,而流态化水量过大则会使部分较细颗粒金流失到重选尾矿中导致重选尾矿金品位升高[18]。在磨矿细度为-0.043 mm 占87%、重力倍数为80 G 条件下,进行重选流态化水量条件试验。结果如图6所示。

图6 流态化水量对重选指标的影响Fig.6 Influence of fluidized water quantity on gravity separation indexes

由图6 可知,随着流态化水量的增加,金品位和回收率均先提高后降低。品位的变化趋势说明增加流态化水量有助于提高重选金精矿品位,但流态化水量过大会使微细粒银金矿损失进入尾矿,导致金精矿品位和回收率均大幅下降。综合考虑,选择流态化水量为3 L/min,此时重选精矿金品位为35.44 g/t,金回收率为55.85%。重选尾矿金品位1.34 g/t,尾矿仍具备回收利用价值,后续联合浮选试验回收流失进重选尾矿中的金,提高金的资源利用率。

3.2 重选尾矿浮选条件试验

为防止重选过程中部分载金硫化物和一些未解离的银金矿流失到尾矿中损失掉,后续联合浮选工艺回收重选尾矿中的载金硫化物,并引入再磨提高磨矿细度使得微细粒银金矿进一步解离,从而更好地回收尾矿中金。

3.2.1 捕收剂总用量试验

黄药类捕收剂是黄铁矿浮选的常用捕收剂[18],且丁胺黑药对微细粒含金矿物的捕收能力较强,选用丁基黄药+丁胺黑药(用量比为2 ∶1)组合使用,可以发挥二者的协同效应[19],提高金回收率。在碳酸钠用量为1 000 g/t、水玻璃用量为600 g/t 的条件下进行捕收剂总用量条件试验,结果如图7所示。

图7 捕收剂总用量对浮选指标的影响Fig.7 Effect of collector total dosage on flotation separation index

由图7 可知,随着捕收剂总用量的增加,金精矿金品位逐渐降低,金回收率先提高后小幅降低。适宜的捕收剂用量可以很好地发挥丁基黄药和丁胺黑药的协同作用。为保证金回收率最大,选择捕收剂总用量为120 g/t。

3.2.2 碳酸钠用量试验

碳酸钠可以改变矿物表面电性以及阴阳离子的作用性能,影响捕收剂的水解和吸附性质,从而对含金矿物的浮选产生影响。在水玻璃用量为600 g/t、捕收剂总用量为120 g/t 的条件下,进行碳酸钠用量条件试验,结果如图8所示。

图8 碳酸钠用量对浮选指标的影响Fig.8 Effect of sodium carbonate dasage on flotation separation index

由图8 可知,随着碳酸钠用量由0 增加到2 400 g/t(pH 值由7 增加到9.5),金回收率由55.67%增加到60.85%,继续增加用量至3 200 g/t(pH 值增加至10),金回收率下降至59.90%;金品位随碳酸钠用量增加呈现先下降后上升的趋势,但总体变化幅度较小。综合考虑,选择碳酸钠用量为2 400 g/t。

3.2.3 水玻璃用量试验

原矿中含硅矿物主要为SiO2(含量为56.81%),水玻璃对含硅矿物具有很好的分散和抑制效果。在碳酸钠用量为2 400 g/t、捕收剂总用量为120 g/t 的条件下,进行水玻璃用量试验。结果如图9所示。

图9 水玻璃用量对浮选指标的影响Fig.9 Effect of sodium silicate dosage on flotation separation index

由图9 可知:随着水玻璃用量的增加,金品位整体呈上升趋势,随着水玻璃用量由0 增加到2 400 g/t,金品位由2.94 g/t 增加到4.40 g/t;水玻璃用量由0 增加到600 g/t,金回收率由61.63%下降到60.85%,继续增加水玻璃用量至1 800 g/t,金回收率增加到65.58%,此时金品位也较高,为4.14 g/t,继续增加水玻璃用量至2 400 g/t,金回收率下降至63.18%,说明过量的水玻璃对载金矿物有抑制作用。因此,选择水玻璃用量为1 800 g/t。

3.2.4 再磨细度试验

由于原矿中主要金银矿物银金矿嵌布粒度极细,为防止部分微细粒嵌布银金矿未解离后进入粗选1尾矿损失,故引入再磨作业提高含金矿物连生体解离度,在粗选2 中进一步回收。在碳酸钠用量为1 200 g/t、水玻璃用量为900 g/t、硫酸铜用量为100 g/t、捕收剂总用量为120 g/t 的条件下开展粗选2 再磨细度试验,结果如图10所示。

图10 再磨细度对浮选指标的影响Fig.10 Effect of regrinding fineness on flotation separation index

由图10 可知,随着再磨细度的增加,金回收率整体呈上升趋势,金品位先提高后降低。综合考虑,选择再磨细度为-0.038 mm 占85%,此时金品位为3.01 g/t、金回收率为81.30%。

3.2.5 硫酸铜用量试验

活化剂可以提高捕收剂的浮选活性,为防止粗选1 尾矿中部分可浮性较差的载金矿物损失,使用硫酸铜作为活化剂活化这部分载金矿物。在再磨细度为-0.038 mm 占85%、碳酸钠用量为500 g/t、水玻璃用量为900 g/t、捕收剂总用量为120 g/t 的条件下,进行硫酸铜用量试验,结果如图11所示。

图11 硫酸铜用量对浮选指标的影响Fig.11 Effect of copper sulfate dosage on flotation separation index

由图11 可知,随着硫酸铜用量由0 增加到100 g/t,金回收率由81.72%下降到81.30%,继续增加硫酸铜用量至200 g/t,金回收率增加到82.34%,继续增加硫酸铜用量至400 g/t, 金回收率降低至79.02%;随着硫酸铜用量由0 增加到100 g/t,金品位由2.08 g/t 增加到3.01 g/t,继续增加硫酸铜用量至400 g/t,金品位先降低后增加,但波动的范围较小。因此,选择硫酸铜用量为200 g/t。

3.3 闭路浮选试验

在条件试验的基础上按图12 流程进行闭路试验,结果见表2。

图12 重选尾矿闭路浮选试验流程Fig.12 Closed circuit test flow of gravity separation and flotation separation

表2 重选尾矿闭路浮选试验结果Table 2 Closed circuit test results of gravity separation and flotation separation

粗选1和粗选2 的泡沫产品合并之后进行精选,采用2 粗2 精2 扫、中矿产品顺序返回的闭路浮选试验流程,可获得金品位为13.80 g/t、金回收率为31.38%的浮选金精矿。通过重选—浮选联合工艺获得的金精矿金品位为22.69 g/t、金回收率为87.24%,尾矿金品位为0.42 g/t,全流程尾矿金品位降至较低数值。

(1)内蒙古某金矿石中可供选矿回收的组分只有金,金品位为2.83 g/t。需要脱除的脉石矿物主要是含铝和含氧化硅的矿物,有害元素砷的含量较低可忽略。矿石中金主要赋存于黄铁矿和磁黄铁矿中,主要金银矿物银金矿嵌布粒度极细。

(2)在磨矿细度-0.043 mm 占87%、重力倍数80 G、流态化水量3 L/min 的最佳条件下进行尼尔森重选试验,可以获得金品位为35.44 g/t、金回收率为55.85%的重选金精矿,此时重选尾矿金品位为1.34 g/t。重选尾矿金品位较高可能是由一些载金硫化物损失和一些银金矿未解离所致,所以后续设置浮选作业进一步回收尼尔森重选尾矿中损失的金。

(3)重选尾矿采用2 粗2 精2 扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,可以获得金品位为13.80 g/t、金回收率为31.38%的浮选金精矿,此时浮选尾矿金品位降至较低水平为0.42 g/t。尼尔森重选—浮选联合工艺试验获得了合计金品位22.69 g/t、金回收率87.24%的金精矿,尾矿金品位为0.42 g/t,实现了金的有效富集。

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