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    老挝某含碳含砷金矿石选冶联合工艺试验研究

    时间:2022-09-30 19:35:06 来源:雅意学习网 本文已影响 雅意学习网手机站

    梁泽来 薛臣

    摘要:针对老挝某含碳含砷金矿石性质,探索了炭浆浸出、原矿焙烧—焙砂浸出、浮选—浮选精矿焙烧—焙砂浸出、浮选碳精矿焙烧脱碳—生物氧化—浸出工艺。结果表明:相比其他3种工艺流程,该矿石适宜采用浮选—浮选精矿焙烧—焙砂浸出联合工艺处理,在试验条件下,获得的浮选精矿金回收率为95.16 %,焙砂金浸出率为88.60 %,全流程金总回收率为84.31 %。

    关键词:金矿石;含碳含砷;浮选;焙烧;生物氧化

    中图分类号:TD953          文章编号:1001-1277(2022)06-0070-03

    文献标志码:Adoi:10.11792/hj20220615

    随着易处理金矿资源的日益减少,难处理金矿资源成为今后黄金工业生产的主要原料来源。因此,各国都非常重视对难处理金矿生产技术的研究[1]。本文针对老挝某含碳含砷金矿石进行了详细的工艺流程探索试验对比,包括炭浆浸出工艺、原矿焙烧—焙砂浸出工艺、浮选—浮选精矿焙烧—焙砂浸出联合工艺及浮选碳精矿焙烧脱碳—生物氧化—浸出工艺流程,最终确定了浮选—浮选精矿焙烧—焙砂浸出联合工艺流程,以期实现就地产金的目的,为类似矿山企业工艺流程选择提供了技术支撑。

    1 矿石性质

    1.1 化学成分及矿物组成

    老挝某含碳含砷金矿石中金品位为2.08 g/t,含硫1.24 %、砷0.226 %、碳1.83 %。矿石中金属硫化物相对含量为2.56 %,主要为黄铁矿及毒砂,闪锌矿、黄铜矿、方铅矿及磁黄铁矿等较少;金属氧化物相对含量为2.21 %,主要为赤铁矿,磁铁矿、褐铁矿及臭葱石等较少;脉石矿物相对含量为95.23 %,主要为石英及钠长石,次为白云石和绢云母,透长石、白云母、方解石、辉石、角闪石及绿泥石等较少。矿石中金与硫化矿物关系密切,金浸染粒度微细,粗粒级占0.52 %,小于10 μm的微粒金占78.02 %,其中小于5 μm的占25.28 %,矿石氧化率不足5 %。矿石工艺类型为少硫化物微细浸染型原生金矿石。矿石化学成分分析结果见表1,砷、硫、碳、铁物相分析结果见表2~5。1.2 金矿物嵌布特征

    矿石中金矿物的嵌布粒度很细,以微粒金为主,占78.02 %;次为细粒金,占15.57 %;少量中粒金,占5.89 %;粗粒金占0.52 %。矿石中金矿物的嵌布状态以包裹金为主,占52.29 %;次为裂隙金,占27.22 %;粒间金占20.49 %。

    1.3 影响金回收的矿物学因素

    1)金矿物嵌布粒度。矿石中金矿物以微粒金为主,其中小于5 μm的金矿物占25.28 %,这部分金矿物在磨矿过程中难以充分暴露,不利于浸出回收。同时,有少量粗粒级金矿物需要采用重选工艺才能有效回收。

    2)有机质。矿石中含有一定量的有机质,其结合了部分金,并且在浸出过程中也容易吸附金,造成金流失。

    2 工藝流程探索试验

    2.1 炭浆浸出

    将原矿磨至-0.074 mm占95 %,探索原矿直接炭浆浸出时金的浸出指标。试验条件为:磨矿细度-0.074 mm占95 %,矿浆浓度33 %,采用氧化钙调节矿浆pH值至11.5,碱处理时间2 h,环保浸金剂用量5.0 kg/t,活性炭18 g/L,浸出时间40 h。试验结果见表6。

    由表6可知:原矿直接炭浆浸出时,金浸出率仅为54.33 %;说明该矿石中有机质“劫金”的影响较为明显。

    2.2 原矿焙烧—焙砂浸出

    根据条件试验结果获得的焙烧最佳条件为:原矿磨矿细度-0.074 mm占80 %,焙烧温度750 ℃,焙烧时间2 h。按照该条件进行固定床焙烧综合条件试验[2]。浸出条件为:矿浆浓度33 %,氧化钙调节矿浆pH值为11.5,碱处理时间2 h,环保浸金剂用量3.0 kg/t,浸出时间40 h。原矿焙烧—焙砂浸出试验结果见表7。

    由表7可知:通过焙烧可以消除有机质“劫金”的影响,同时有效打开金矿物的包裹。在固定床焙烧最佳条件下,金浸出率为89.10 %。但是,原矿焙烧存在焙烧规模大、建设投资大、生产成本高的缺点,因此探索通过浮选对金进行有效富集,降低建设生产成本。

    2.3 浮选—浮选精矿焙烧—焙砂浸出2.3.1 浮 选

    前期浮选探索试验表明,采用浮选工艺处理该矿石可获得较好的回收指标,金的富集效果十分理想。为实现就地产金,结合浮选试验结果、建设投资及生产运营成本[3],进行了浮选精矿焙烧—焙砂浸出工艺探索。

    根据磨矿细度、调整剂种类、捕收剂种类、捕收剂用量、粗选浓度、浮选时间、精选次数及综合条件试验结果,以及矿山建设要求,需要控制焙烧给料的砷、硫品位,控制硫品位在10 %以下。最终确定的闭路试验流程见图1,试验结果见表8。

    由表8可知:闭路试验可获得相对较好的试验指标,金回收率为95.16 %。经化验分析,浮选精矿中硫品位为9.40 %、砷品位为1.73 %。同时,经筛析,浮选精矿细度-0.074 mm占84 %,以该精矿进行后续焙烧试验。

    2.3.2 焙 烧

    结合固定床焙烧条件试验结果,获得固定床焙烧的综合条件为:浮选精矿细度-0.074 mm占84 %,焙烧温度700 ℃,焙烧时间2 h,焙烧气氛为空气。在此条件下开展固定床焙烧综合条件试验,确定最佳金浸出率。综合条件试验结果见表9,焙砂中金、砷、硫品位分析结果见表10。

    2.3.3 焙砂浸出

    通过详细的浸出条件试验,获得了最佳浸出条件:矿浆浓度40 %,氧化钙用量10 kg/t,预处理时间2 h,环保浸金剂用量3.5 kg/t(以焙砂计),浸出时间40 h。试验结果见表11。

    由表11可知:该矿石采用浮选精矿焙烧—焙砂浸出工艺,可获得相对较好的试验指标,金浸出率为88.60 %。浮选—浮选精矿焙烧—焙砂浸出联合工艺全流程金总回收率为84.31 %。

    2.4 浮选碳精矿焙烧脱碳—生物氧化—浸出

    根据该矿石含砷含碳、微细包裹的特点,为进一步提高金回收率,进行了浮选碳精矿焙烧脱碳—生物氧化—浸出探索试验[4-7]。试验流程见图2,试验结果见表12。

    由表12可知:采用浮选碳精矿焙烧脱碳—生物氧化—浸出工艺,金回收率有了一定幅度的提高,且能进一步缩小焙烧规模,但该矿山所处位置难以满足生物氧化—浸出工艺的要求。因此,对于该矿石,推荐采用浮选—浮选精矿焙烧—焙砂浸出联合工艺流程。

    3 结 语

    1)老挝某含碳含砷金礦石氧化率不足5 %,矿石含硫1.24 %,金品位为2.08 g/t。矿石工艺类型为少硫化物微细浸染型原生金矿石。矿石中金矿物粒度微细,且矿石中含有一定量的有机质,这些因素都不利于金的回收。

    2)采用炭浆浸出工艺,金浸出率较低,仅为54.33 %;采用原矿焙烧—焙砂浸出工艺,金浸出率为89.10 %,

    但原矿焙烧存在焙烧规模大、建设投资大、生产成本高的缺点;采用浮选—浮选精矿焙烧—焙砂浸出联合工艺,浮选精矿金回收率为95.16 %,焙砂金浸出率为88.60 %,全流程金总回收率为84.31 %;采用浮选碳精矿焙烧脱碳—生物氧化—浸出工艺,金总回收率为91.39 %。

    3)综合考虑4种工艺金回收指标,同时鉴于该矿山所处位置难以满足生物氧化—浸出工艺要求,因此对于该矿石,推荐采用浮选—浮选精矿焙烧—焙砂浸出联合工艺流程,可获得相对较好的金回收指标。

    [参 考 文 献]

    [1] 刘汉钊.国内外难处理金矿焙烧氧化现状和前景[J].国外金属矿选矿,2005(7):5-10.

    [2] 王淀佐.矿物浮选和浮选剂[M].长沙:中南工业大学出版社,1986.

    [3] 寇建军,吴萍.某含砷高硫难处理金矿固砷固硫提金试验[J].矿产综合利用,2002(6):3-5.

    [4] 韩晓光,杨凤,郭普今,等.细菌氧化—氰化提金工艺研究报告[R].长春:长春黄金研究院,1999.

    [5] 夏青,邱廷省.提高硫化物包裹型难处理金矿石金浸出率的试验研究[J].黄金,2008,29(5):36-38.

    [6] 杨振兴.难处理金矿石选冶技术现状及发展方向[J].黄金,2002,23(7):31-34.

    [7] 沈述保,唐明刚.含砷难处理金矿浮选研究进展[J].黄金科学技术,2014,22(2):63-66.

    Experimental study on joint metallurgical process

    for a carbonaceous arsenious gold ore from Laos

    Liang Zelai1,Xue Chen2

    (1.Liaoning Jinfeng Gold Mining Industry Co.,Ltd.;

    2.Changchun Gold Research Institute Co.,Ltd.)

    Abstract:Based on the property of a carbonaceous arsenious gold ore from Laos,the paper has explored the process of CIP leaching,run-of-mill ore roasting-roasting slag leaching,flotation-flotation concentrate roasting-roasting slag leaching,flotation carbon concentrate decarbonizing roasting-bio-oxidation-leaching.The results show that compared to the other 3 processes,the flotation-flotation concentrate roasting-roasting slag leaching joint process is more suitable for the ore.Under test conditions,the gold recovery rate of flotation concentrates is 95.16 %,the gold leaching rate of roasting slag leaching is 88.60 %,the gold total recovery rate of overall flowsheet is 84.31 %.

    Keywords:gold ore;carbonaceous arsenious;flotation;roasting;bio-oxidation

    收稿日期:2021-11-30; 修回日期:2022-04-13

    作者简介:梁泽来(1966—),男,吉林长春人,高级工程师,从事选矿技术研究与管理工作;辽宁省凤城市青城子镇杨树村,辽宁金凤黄金矿业有限公司,118100;E-mail:574190938@qq.com

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