某选厂处理矿石为铜矿石,选别中伴生有金、银、硫等有价元素。其中,选金的回收率较低。通过对选别工艺流程与生产工艺条件进行分析,该厂提出了提高选金回收率的几点措施,并予以实施,效果显著,这对提高选矿厂的经济效益具有重要意义。
该选厂主要处理以细脉浸染型为主的硫化矿石,选别流程原则上均采用铜、钼、硫混合浮选-粗精矿再磨-铜钼优先浮选-尾矿选硫的工艺流程,即在一段混合半开路粗选,丢弃尾矿,得到铜、钼、金、银、硫的混合粗精矿;混合粗精矿进入二段再磨后,进行铜、硫分离,得到铜、钼、金、银混合精矿,尾矿采用水力旋流器选硫。
生产工艺条件为:矿石经破碎后,-15mm的矿石经球磨机、水力旋流器(或螺旋分级机)进行磨矿分级,矿浆浓度为33%~35%,细度为-0.074mm占65%,矿浆pH值为9.5~10.5,捕收剂为黄药Y89,起泡剂为BK-201,调整剂为石灰、硫化钠。经过一段浮选,生产出铜品位为6%~8%的铜、钼、金、银、硫的混合粗精矿。
混合粗精矿经二段球磨机及水力旋流器组磨矿分级,矿浆浓度为18%~23%,细度为-0.074mm占95%,矿浆pH值为11.5~12.5,捕收剂为丁铵黑药,调整剂为石灰,实行高碱度抑硫浮铜。经过二段浮选,生产出铜品位为24%左右的铜(含金、银)、钼精矿。二段选别的尾矿进入选硫水力旋流器组进行选硫,其沉砂为硫精矿。硫精矿品位随原矿含硫的高低而波动,一般为25%~40%。
1、控制好磨矿细度。经试验发现,确保一段磨矿分级的溢流产品中-0.074mm占60%~66%,有利于金的回收。
2、粗选段采用"XF-3+黄药"组合作捕收剂。经尾矿筛分析,结果表明:尾矿中+0.074mm粒级中金的占有量为31%,说明粗粒金严重损失在尾矿中,应强化这部分金的浮选回收。
建议调整一段捕收剂,采用"XF-3+黄药"取代原单一的黄药,即在一段粗选作业加入捕收剂XF-3,用量为45g/t;扫选作业加入Y89,用量为30g/t(扫一用量:扫二用量=2:1),BK-201用量为5g/t,以加强对铜、钼、金等的回收。
该选矿厂于1999年5月26日开始,在磨浮二工段进行了"XF-3+黄药"组方的生产试用。统计资料表明:磨浮二工段使用该组方后生产情况较好,在原矿铜品位0.437%的情况下,获得铜精矿品位24.1%,选铜回收率87.55%,选金回收率61.36%。与没有使用该药方的磨浮三工段相比,选铜回收率提高了0.75%,选金回收率提高了0.73%。
此外,XF-3具有起泡性能,价格仅为黄药的55%。因此,采用此药方不仅可以提高伴生元素的回收率,而且还可以减少粗选作业的药剂用量,节约药剂成本。
3、适当提高浮选浓度。适当提高二段精选作业的浮选浓度,从而提高金的作业回收率,减少金在中矿中的循环,同时,减少金在生产过程中的沉积。
4、调整石灰的添加地点和用量。一段浮选采用石灰来调整浮选矿浆的pH值,其添加量的多少直接影响金的回收;在二段采用石灰来抑制黄铁矿,从而实现铜硫分离,pH值高达12以上,过高的pH值会降低金矿物在浮选过程中的可浮性。因此,将二段石灰的添加地点由原来只加精二作业改为一部分加在二段球磨机内,另一部分加在精二作业,其用量分配比例为2:1。以便形成稳定的分选界面,为金的浮选创造有利条件。
5、加强现场取样的代表性及金的化验分析。现场取样的代表性直接影响到选矿结果指标的准确性。金的化验分析结果是评价金回收水平的依据。改进金的化验分析手段,尤其是低品位金的化验分析手段,减少化验带来的误差,才能准确反映金的实际回收水平,利于寻求提高金回收率的措施。
6、使用新捕收剂P-60。P-60为硫化矿及金银捕收剂,是高硫石油的中质馏分的氧化产物,其中以亚砜为主要有效成分。湖北、安徽某矿的浮选工业试验结果表明:使用P-60捕收剂,金银的回收率一般提高3%~8%。建议采用该药剂作为捕收剂进行试验,强化对金银的回收。
实践证明,该厂提出的以上6点提高选金回收率的措施和途径是有效的,通过适当调整工艺条件,药剂条件,选金回收率得到了大大的提高,从而使企业经济效益得到了大幅提高。当然,可采取的措施不止以上6点,需进一步研究。
最后更新于 2019-05-14
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