內蒙古某金礦石重選—浮選聯合工藝試驗

呂艷蕾 劉 杰 呂 良 王 勛 葛文成 任 慧

(1.東北大學資源與土木工程學院,遼寧 沈陽 110819;2.難采選鐵礦資源高效開發利用技術國家地方聯合工程研究中心,遼寧 沈陽 110819)

我國黃金資源儲量位居世界前列,但是近些年隨著黃金需求量加大以及“采富棄貧”現象的突出,金礦的開發難度隨著高品位金礦資源的減少而逐年增大[1-3],低品位、難處理金礦成為金礦開發的主要來源[4]。目前,金礦石常見的選礦方法主要有重選法、浮選法及氰化浸出法等[5],其中氰化浸出法可以直接從金礦石中提取金,經濟簡便[6],但是產生的氰化尾渣會對水體和農田造成嚴重的污染,造成人畜中毒和農業減產[7],因此采用綠色環保選礦提金工藝替代現有氰化選金工藝是有必要的。在選礦實踐中,研究人員往往采用多種選礦工藝聯合開展選金作業,其中重選法和浮選法應用最為廣泛[8]。重選具有無污染、能耗低、選礦成本低、配置容易等優點[9],將其設置在浮選作業之前不僅可以有效提高金的回收率,同時可以有效降低浮選作業處理量、藥劑消耗等[10]。倪青青等[11]針對河南某低品位金礦,采用重選—浮選聯合工藝,經3 次尼爾森重選、1 次搖床精選,重選尾礦經1 粗2 精2 掃浮選,得到重砂和浮選精礦2 種精礦產品,在最佳的試驗條件下獲得了最終金回收率91.99%的良好指標。梁遠琴等[12]針對貴州某低品位石英脈型金礦石,采用重選—浮選聯合生產工藝,并將尼爾森重選尾礦再磨,最終獲得了金品位55.78 g/t、金回收率84.23%的金精礦。呂良等[13]針對國外某金礦石,在磨礦細度為-0.074 mm 占60%的情況下,采用1 粗1 精開路搖床重選,重選尾礦1 粗2精2 掃、中礦順序返回的浮選流程處理,最終可獲得金品位61.80 g/t、金回收率91.02%的金精礦。

某地金礦原礦金品位為2.83 g/t,主要的金銀礦物銀金礦嵌布粒度極細,且與石英等脈石礦物緊密共生,選別難度較大。主要的載金礦物為黃鐵礦和磁黃鐵礦,大部分粒度較粗,但其粒度范圍變化較大,小部分極細粒黃鐵礦和磁黃鐵的存在不利于金的選別。基于工藝礦物學結果分析可知,原礦金品位低且較難選別,選礦過程中需要較高的磨礦細度才能使細粒金充分解離,由此確定了重選—浮選聯合工藝試驗流程,通過條件試驗確定最佳工藝參數,以期為金礦資源的高效開發利用提供參照。

1 礦石性質

試驗礦樣取自內蒙古某金礦,原礦化學多元素分析結果見表1,主要礦物嵌布特征見圖1。原礦金品位為2.83 g/t,可供選礦回收利用的有價組分只有金,需要脫除的脈石礦物主要是含鋁和含氧化硅的礦物,有害元素砷的含量較低,可忽略。銀金礦嵌布粒度一般小于0.05 mm(圖1(a)),大部分小于0.01 mm,極細粒銀金礦被黃鐵礦等金屬礦物包裹(圖1(b)),礦石中黃鐵礦和磁黃鐵礦呈細粒嵌布(圖1(c)),對金的選別影響較大。

圖1 原礦主要礦物嵌布特征Fig.1 Dissemination characteristics of major minerals of raw ore

2 試驗方法

2.1 尼爾森重選試驗方法

尼爾森選礦機作為一種新型的重選設備[14],可以有效回收粗顆粒金,并對微細粒金也有較好的回收效果[15],故將尼爾森選礦機作為重選的主體設備,選用KC-MD3 型尼爾森選礦機。在礦漿濃度均為50%的條件下,分別開展磨礦細度、重力倍數以及流態化水量的條件試驗,將粗選3 次后得到的精礦1、精礦2、精礦3 合并之后的加權計算重選精礦金品位,原則工藝流程見圖2。

圖2 尼爾森重選工藝流程Fig.2 Flowsheet of Nelson gravity separation

2.2 浮選試驗方法

浮選試驗在實驗室XFD 型掛槽浮選機中進行,先加入碳酸鈉作為調整劑調節礦漿pH 值,再依次加入抑制劑、捕收劑和起泡劑。由于原礦中主要金銀礦物銀金礦嵌布粒度極細,故在1 次粗選后引入再磨提高含金礦物解離度,使未解離的銀金礦進一步解離,在粗選2 用活化劑硫酸銅活化粗選1 尾礦中可浮性較差的含金硫化礦物,提高金回收率。原則工藝流程見圖3。

圖3 重選尾礦浮選條件試驗流程Fig.3 Flotation condition test process for gravity separation tailings

3 試驗結果與討論

3.1 尼爾森重選條件試驗

3.1.1 磨礦細度試驗

磨礦細度決定了金礦物的解離度,磨礦粒度過粗會使原礦中部分微細粒的銀金礦和部分粒度極細的載金礦物無法解離,導致重選精礦金品位降低;而磨礦粒度過細則會破壞分選床層,造成重選尾礦中金礦的流失及重選磨礦成本的增加,因此選擇合適的磨礦細度尤為重要[16-17]。在重力倍數為60 G、流態化水量為3 L/min 條件下,進行重選磨礦細度條件試驗,結果如圖4所示。

圖4 磨礦細度對重選指標的影響Fig.4 Effect of grinding fineness on gravity-separation indexes

由圖4 可知:隨著磨礦細度-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;繼續增加磨礦細度至-0.043 mm 占95%,部分載金礦物出現過磨,金品位降低為36.34 g/t、金回收率為51.13%。因此,選擇磨礦細度為-0.043 mm 占87%。

3.1.2 重力倍數試驗

尼爾森選礦機是在高倍重力場下通過擴大不同密度礦物所受的重力差實現輕重礦物分離的,適當地擴大重力倍數可以擴大顆粒金和脈石礦物的比重差異,有利于顆粒金的回收,但當重力倍數過大時,會造成一部分含金貧連體“甩入”尾礦中,使精礦回收率降低。在磨礦細度為-0.043 mm 占87%、流態化水量為3 L/min 條件下,進行重力倍數條件試驗。結果如圖5所示。

圖5 重力倍數對重選指標的影響Fig.5 Effect of gravity value on gravity separation indexes

由圖5 可知,隨著重力倍數由40 G 增加到80 G,金回收率由50.31%增加到55.85%,此時金品位為35.44 g/t,繼續增加重力倍數至100 G,金回收率下降至51.35%,部分密度較小的含金貧連體被“甩入”尾礦;隨著重力倍數由40 G 增加到60 G,金品位由31.74 g/t 增加到39.74 g/t,繼續增加重力倍數至100 G,金品位下降至27.54 g/t。綜合考慮,以金回收率為主要依據,選擇重力倍數為80 G。

3.1.3 流態化水量試驗

流態化水量對金礦物的連續富集效果主要受床層的松散程度影響,流態化水量過小會使分選床層出現壓死現象造成重選精礦金回收率和金品位均較低,而流態化水量過大則會使部分較細顆粒金流失到重選尾礦中導致重選尾礦金品位升高[18]。在磨礦細度為-0.043 mm 占87%、重力倍數為80 G 條件下,進行重選流態化水量條件試驗。結果如圖6所示。

圖6 流態化水量對重選指標的影響Fig.6 Influence of fluidized water quantity on gravity separation indexes

由圖6 可知,隨著流態化水量的增加,金品位和回收率均先提高后降低。品位的變化趨勢說明增加流態化水量有助于提高重選金精礦品位,但流態化水量過大會使微細粒銀金礦損失進入尾礦,導致金精礦品位和回收率均大幅下降。綜合考慮,選擇流態化水量為3 L/min,此時重選精礦金品位為35.44 g/t,金回收率為55.85%。重選尾礦金品位1.34 g/t,尾礦仍具備回收利用價值,后續聯合浮選試驗回收流失進重選尾礦中的金,提高金的資源利用率。

3.2 重選尾礦浮選條件試驗

為防止重選過程中部分載金硫化物和一些未解離的銀金礦流失到尾礦中損失掉,后續聯合浮選工藝回收重選尾礦中的載金硫化物,并引入再磨提高磨礦細度使得微細粒銀金礦進一步解離,從而更好地回收尾礦中金。

3.2.1 捕收劑總用量試驗

黃藥類捕收劑是黃鐵礦浮選的常用捕收劑[18],且丁胺黑藥對微細粒含金礦物的捕收能力較強,選用丁基黃藥+丁胺黑藥(用量比為2 ∶1)組合使用,可以發揮二者的協同效應[19],提高金回收率。在碳酸鈉用量為1 000 g/t、水玻璃用量為600 g/t 的條件下進行捕收劑總用量條件試驗,結果如圖7所示。

圖7 捕收劑總用量對浮選指標的影響Fig.7 Effect of collector total dosage on flotation separation index

由圖7 可知,隨著捕收劑總用量的增加,金精礦金品位逐漸降低,金回收率先提高后小幅降低。適宜的捕收劑用量可以很好地發揮丁基黃藥和丁胺黑藥的協同作用。為保證金回收率最大,選擇捕收劑總用量為120 g/t。

3.2.2 碳酸鈉用量試驗

碳酸鈉可以改變礦物表面電性以及陰陽離子的作用性能,影響捕收劑的水解和吸附性質,從而對含金礦物的浮選產生影響。在水玻璃用量為600 g/t、捕收劑總用量為120 g/t 的條件下,進行碳酸鈉用量條件試驗,結果如圖8所示。

圖8 碳酸鈉用量對浮選指標的影響Fig.8 Effect of sodium carbonate dasage on flotation separation index

由圖8 可知,隨著碳酸鈉用量由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%,繼續增加用量至3 200 g/t(pH 值增加至10),金回收率下降至59.90%;金品位隨碳酸鈉用量增加呈現先下降后上升的趨勢,但總體變化幅度較小。綜合考慮,選擇碳酸鈉用量為2 400 g/t。

3.2.3 水玻璃用量試驗

原礦中含硅礦物主要為SiO2(含量為56.81%),水玻璃對含硅礦物具有很好的分散和抑制效果。在碳酸鈉用量為2 400 g/t、捕收劑總用量為120 g/t 的條件下,進行水玻璃用量試驗。結果如圖9所示。

圖9 水玻璃用量對浮選指標的影響Fig.9 Effect of sodium silicate dosage on flotation separation index

由圖9 可知:隨著水玻璃用量的增加,金品位整體呈上升趨勢,隨著水玻璃用量由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%,繼續增加水玻璃用量至1 800 g/t,金回收率增加到65.58%,此時金品位也較高,為4.14 g/t,繼續增加水玻璃用量至2 400 g/t,金回收率下降至63.18%,說明過量的水玻璃對載金礦物有抑制作用。因此,選擇水玻璃用量為1 800 g/t。

3.2.4 再磨細度試驗

由于原礦中主要金銀礦物銀金礦嵌布粒度極細,為防止部分微細粒嵌布銀金礦未解離后進入粗選1尾礦損失,故引入再磨作業提高含金礦物連生體解離度,在粗選2 中進一步回收。在碳酸鈉用量為1 200 g/t、水玻璃用量為900 g/t、硫酸銅用量為100 g/t、捕收劑總用量為120 g/t 的條件下開展粗選2 再磨細度試驗,結果如圖10所示。

圖10 再磨細度對浮選指標的影響Fig.10 Effect of regrinding fineness on flotation separation index

由圖10 可知,隨著再磨細度的增加,金回收率整體呈上升趨勢,金品位先提高后降低。綜合考慮,選擇再磨細度為-0.038 mm 占85%,此時金品位為3.01 g/t、金回收率為81.30%。

3.2.5 硫酸銅用量試驗

活化劑可以提高捕收劑的浮選活性,為防止粗選1 尾礦中部分可浮性較差的載金礦物損失,使用硫酸銅作為活化劑活化這部分載金礦物。在再磨細度為-0.038 mm 占85%、碳酸鈉用量為500 g/t、水玻璃用量為900 g/t、捕收劑總用量為120 g/t 的條件下,進行硫酸銅用量試驗,結果如圖11所示。

圖11 硫酸銅用量對浮選指標的影響Fig.11 Effect of copper sulfate dosage on flotation separation index

由圖11 可知,隨著硫酸銅用量由0 增加到100 g/t,金回收率由81.72%下降到81.30%,繼續增加硫酸銅用量至200 g/t,金回收率增加到82.34%,繼續增加硫酸銅用量至400 g/t, 金回收率降低至79.02%;隨著硫酸銅用量由0 增加到100 g/t,金品位由2.08 g/t 增加到3.01 g/t,繼續增加硫酸銅用量至400 g/t,金品位先降低后增加,但波動的范圍較小。因此,選擇硫酸銅用量為200 g/t。

3.3 閉路浮選試驗

在條件試驗的基礎上按圖12 流程進行閉路試驗,結果見表2。

圖12 重選尾礦閉路浮選試驗流程Fig.12 Closed circuit test flow of gravity separation and flotation separation

表2 重選尾礦閉路浮選試驗結果Table 2 Closed circuit test results of gravity separation and flotation separation

粗選1和粗選2 的泡沫產品合并之后進行精選,采用2 粗2 精2 掃、中礦產品順序返回的閉路浮選試驗流程,可獲得金品位為13.80 g/t、金回收率為31.38%的浮選金精礦。通過重選—浮選聯合工藝獲得的金精礦金品位為22.69 g/t、金回收率為87.24%,尾礦金品位為0.42 g/t,全流程尾礦金品位降至較低數值。

4 結 論

(1)內蒙古某金礦石中可供選礦回收的組分只有金,金品位為2.83 g/t。需要脫除的脈石礦物主要是含鋁和含氧化硅的礦物,有害元素砷的含量較低可忽略。礦石中金主要賦存于黃鐵礦和磁黃鐵礦中,主要金銀礦物銀金礦嵌布粒度極細。

(2)在磨礦細度-0.043 mm 占87%、重力倍數80 G、流態化水量3 L/min 的最佳條件下進行尼爾森重選試驗,可以獲得金品位為35.44 g/t、金回收率為55.85%的重選金精礦,此時重選尾礦金品位為1.34 g/t。重選尾礦金品位較高可能是由一些載金硫化物損失和一些銀金礦未解離所致,所以后續設置浮選作業進一步回收尼爾森重選尾礦中損失的金。

(3)重選尾礦采用2 粗2 精2 掃、中礦順序返回的閉路浮選流程,可以獲得金品位為13.80 g/t、金回收率為31.38%的浮選金精礦,此時浮選尾礦金品位降至較低水平為0.42 g/t。尼爾森重選—浮選聯合工藝試驗獲得了合計金品位22.69 g/t、金回收率87.24%的金精礦,尾礦金品位為0.42 g/t,實現了金的有效富集。