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浸出法选矿(金矿浮选工艺流程图)

浸出法选矿(金矿浮选工艺流程图) 金矿浮选-焙烧-浸出-置换实验研究方案:& nbsp& nbsp黑龙江乌拉嘎黄金矿业有限公司(简称乌拉嘎金矿)选矿厂处理能力1450t/d,选矿工艺为浮选-金精矿氰化-锌粉置换。 随着矿区东坑矿石供应量的减少和西坑矿石产量的增加,所选矿石性质发生了较大变化,导致浮选回收率和金精矿浸出率逐渐降低。 锡坑矿石选矿系统试验研究的目的是寻求适合矿石性质的选矿工艺,合理利用矿产资源,提高金的总回收率和企业的经济效益。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp一、矿石性质:& nbsp& nbsp& nbsp锡坑矿石属于应时黄铁矿型、碳酸盐黄铁矿型和玉髓应时黄铁矿型。 矿石中有价元素为金,品位为2.86克/吨 主要金属矿物为白铁矿和黄铁矿;非金属矿物主要是应时和长石,含有一定量的高岭土和云母等粘土矿物。 矿石中金属硫化物嵌布粒度细,0.037 mm以下占64.14%。 白铁矿与黄铁矿关系密切,是金的主要载体矿物。 原矿多元素分析结果见表1,金粒度测量结果见表2。 & nbsp1 & nbsp原矿多元素分析结果为& nbsp;ωb/% Au * Ag * scupbznsbasfecaomgoal 2 O3 SiO 2 c 2 . 862 . 320 . 760 . 00150 . 0030 . 0040 . 021 . 531 . 902 . 1012 . 670 . 50 . 83 & nbsp;& nbsp& nbsp*ω(Au),ω(Ag)/10-6 & nbsp;2 & nbsp金的粒度测量结果:相对含量/%+0.074-0.074 ~+0.053-0.053 ~+0.037-0.037 ~+0.01-0.01,合计9.2482486546& nbsp& nbsp金的赋存状态主要为粒间金,占48.42%,裂隙金占1.82%,其余为包裹金。 其中脉石包裹金占29.51%,硫化物包裹金占20.25%。 硫化物包裹的金是亚显微金,不能解离,也不能通过机械研磨暴露。 包在石头里的金子不容易完全解离。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp二。选矿& nbsp:& nbsp;& nbsp& nbsp(1)浮选工艺流程对比:& nbsp& nbsp原矿浮选-金精矿氰化试验流程及条件见图1,以验证现场生产工艺,综合浮选条件试验流程见图2,浮选工艺流程对比试验结果见表3。 & nbsp& nbsp1 & nbsp乌拉嘎金矿现场选矿流程:& nbsp2 & nbsp乌拉嘎金矿西坑矿浮选试验工艺流程:表3:浮选流程对比试验结果流程名称产品收率/%品位/(g·t-1)浮选作业回收率/%氰化作业回收率/%总回收率/%矿石细度- 0.074mm占75%,金精矿浓溶液一粗二精三扫浮选-氰化现场流程为8.000000000005 一次精选两次扫选—金精矿氰化精矿贵液7.813 . 1011 . 4084 . 0563.33353.23浸出渣36.6730.82尾矿原矿92.19100 15.95100.00矿石细度- 0.074mm占75%,一次粗选两次精选三次扫选—金精矿和氰化精矿中矿3.0071 . 8021 . 202221 & nbsp& nbsp& nbsp- 0.074mm的磨矿细度占75%。通过一次粗选、一次精选、二次扫选的浮选流程验证试验,获得了金精矿产率8.69%、金品位24.87g/t、金浮选回收率75.45%的技术指标。金精矿氰化浸出率为71.09%,金选矿总回收率仅为53.64%。 采用一次粗选、二次精选、三次扫选-中矿氰化流程,金精矿产量明显降低,品位大幅提高,金总回收率提高4.93%。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp提高磨矿细度- 0.074mm至90%,采用一次粗选、二次精选、三次扫选或一次粗选、二次精选、三次扫选-中矿氰化的工艺流程,可显著提高金的浮选回收率。 单一中矿产品降低了金精矿产量,提高了金精矿品位,但金精矿金回收率几乎不变。 在生产实践和试验过程中发现,由于矿石中粘土矿物含量较大,如中矿返回浮选流程,需要加入大量洗水,恶化了浮选作业的技术指标和操作环境,使精矿产率高且难沉降,导致后续氰化工艺沉降,脱药设备生产效率低。 虽然对浮选中矿进行了大量的沉降试验,但都没有取得理想的效果,压缩区的矿浆浓度都低于15%。 现场也进行了中矿压滤试验,但由于设备工作效率极低,没有采用。 如果在现有条件下对浓度低于15%的中矿进行氰化,会造成设备投资高,药剂消耗大,污水处理成本大幅增加,经济效益低。 建议中矿暂时分开储存,以后再适时处理。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp在磨矿细度- 0.045mm 95%、氰化浸出矿浆浓度30%、CaO用量10kg/t(pH = 10.5)、碱浸2h、NaCN用量15kg/t、氰化浸出36h的条件下,金浸出率较低。 根据工艺矿物学研究,金精矿氰化浸出渣品位高的主要原因是微细粒金被硫化物包裹,机械磨矿不能使金暴露和解离。 因此,应进行金精矿预氧化试验,探索提高金精矿金回收率的有效途径。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp(2)生物氧化或金精矿焙烧后氰化提金& nbsp:& nbsp;& nbsp& nbsp1.金精矿性质:按图2所示工艺流程制备金精矿。 金精矿中主要金属硫化物为白钨矿和黄铁矿,少量黄铜矿、方铅矿、闪锌矿和辉锑矿。 氧化物包括褐铁矿和磁铁矿。 非金属矿物主要为应时,其次为长石、高岭土、云母和少量碳酸盐矿物。 金精矿的化学多元素分析、砷相、碳相和粒度测定结果分别见表4、表5、表6和表7,金的赋存状态检查结果见表8。 & nbsp表4:金精矿化学多元素分析结果& nbsp;ωb/%成:ωb/% Au * Ag * Cupbznfes 75 . 56 . 660 . 040 . 090 . 00419 . 9319 . 78 SBSCCAOMGOSIO 2 al2o 3 30 . 040 . 431 . 762 . 868 . 0537 . 907 . 53 & nbsp;& nbsp& nbsp*ω(Au),ω(Ag)/10-6 & nbsp;表5:砷相分析结果相:其他ωB/% vs ωB/%As/氧化物As/硫化物总as 0.100.330.4323.2676.74100.00:表6:碳相分析结果相:其他ωB/% vs ωB/%C/碳酸盐C/有机碳C/石墨碳总碳0 . 520 . 380 . 861 . 7629 . 5521 . 54528 . 86100总单体金和脉石伴生金及硫化物伴生金46.4210 . 488 . 6430.763 . 70100.0065 . 54:& nbsp;& nbsp& nbsp2.金精矿重选-重尾生物氧化-氰化浸出-锌粉置换提金工艺流程:& nbsp;& nbsp& nbsp由于金精矿中含有22.47%的大于0.053mm的中粗粒金,为避免这部分中粗粒金在生物氧化池中的积累,对金精矿进行了重选-重尾生物氧化-氰化浸出-锌粉置换提金和连续生物氧化试验的工艺条件和综合条件。 连续生物氧化试验共有五个氧化池,其中一级生物氧化有三个池,二级生物氧化有两个池。 五个生物氧化池相连,在生物氧化过程中,氧化还原电位和Fe2+浓度达到动态平衡后,连续进出矿15天。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp金精矿重力分离-重尾生物氧化-氰化浸出-锌粉置换提金工艺综合条件试验流程见图3,试验结果见表9。 & nbsp& nbsp图3 & nbsp金精矿重选-重尾生物氧化-氰化浸出-锌粉置换工艺流程:表9:  重选-重尾生物氧化-氰化浸出-锌粉置换工艺综合条件结果:& nbsp;& nbsp& nbsp& nbsp& nbsp& nbsp& nbsp& nbsp技术指标:金精矿金品位/(g·t-1)产量/%75.50100.00重选表精矿品位/(g·t-1)重选率/%重选回收率/%57200.1914.39重尾矿-生物氧化-氰化浸出生物氧化重选尾矿金品位/((g·t-1)64.7699 . 8180.0980.71氧化渣中金的洗出率/%99.60氧化金的浸出率& nbsp& nbsp采用重选—重选尾矿生物氧化—氰化浸出—置换锌粉的工艺流程,获得金品位为75.50g/t的金精矿。金的作业回收率为95.02%,取得了良好的技术指标。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp3.金精矿焙烧-焙砂氰化浸出-置换锌粉提金:& nbsp;& nbsp& nbsp金精矿焙烧-焙砂氰化浸出-置换锌粉提金综合条件试验流程见图4,试验结果见表10。 & nbsp& nbsp图4 & nbsp 金精矿焙烧-焙砂氰化-锌粉置换工艺综合条件流程:表10:金精矿焙烧-焙砂氰化-锌粉置换工艺综合条件试验结果操作名称指标名称指:标准金精矿焙烧金精矿金品位/g/t焙砂收率/%焙砂金品位/g/t75.5086.0087.79焙砂氰化-锌粉置换焙砂金浸出率/%金洗选率/%锌粉置换率/% 91 . 6699 . 9599 . 99 . 999& nbsp& nbsp在金精矿焙烧温度500℃、焙烧时间2h、焙砂浸出矿浆浓度33%、氧化钙用量20kg/t、碱处理时间2h、氰化钠用量10kg/t(以焙砂计)、浸出时间36h的条件下,焙砂中金的浸出率为91.66%。 金精矿焙烧—焙砂氰化—锌粉置换提金工艺中金的作业回收率达到90.75%,取得了较好的指标。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp三。结论& nbsp& nbsp& nbsp& nbsp(1)乌拉嘎金矿西坑矿石中金属硫化物的嵌布粒度较细,0.037 mm以下占64.14%。 金矿物的赋存状态主要为粒间金,占48.42%,裂隙金占1.82%,脉石包裹金占29.51%,硫化物包裹金占20.25%。 包裹硫化物的金颗粒为亚显微金,机械研磨不能解离或暴露,包裹脉石的金不易完全解离。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp(2)经过选矿工艺对比试验,建议采用磨矿细度- 0.074mm (90%)、一次粗选、二次精选、三次扫选的氰化试验流程。获得了金精矿产率3.32%、金品位72.5g/t、金精矿浮选回收率84.29%的技术指标,比现场生产浮选工艺提高了8.84个百分点。在现有条件下,产生的浮选中矿可以暂时分开储存,并在适当的时候重新使用。 提高磨矿细度是提高浮选回收率的主要措施。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp(3)试验制备的含金75.50g/t的金精矿,当- 0.045mm磨矿细度占95%时,单体暴露金为65.54%,硫化物包裹金为30.76%,脉石包裹金为3.70%。 金精矿常规氰化浸出金的浸出率只能达到65.54%左右。 金浸出率低的主要原因是细粒金被硫化物包裹,其中的金不能被机械研磨暴露和解离。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp(4)采用重选-重尾生物氧化-氰化浸出-锌粉置换提取金精矿,金回收率为95.02%。在原矿浮选-金精矿重选-重尾矿生物氧化-氰化浸出-置换锌粉提金工艺中,金的总回收率为80.09%,比现有工艺流程提高了26.45%。金精矿焙烧—焙砂氰化—锌粉置换提金工艺,作业回收率达90.75%。在原矿浮选—金精矿焙烧—焙烧砂氰化—置换锌粉提金的工艺流程中,金的总回收率为76.49%,比现有工艺流程提高了22.85%。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp(5)锡坑矿选矿试验结果表明,提高磨矿细度是提高浮选回收率的主要措施;只有采用重选—重选尾矿生物氧化—氰化浸出—锌粉置换提金工艺或金精矿焙烧—焙砂氰化—锌粉置换提金工艺,才能显著提高金的回收率。 
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