国外某含铜金矿选冶试验研究.DOC

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1、国外某低品位含铜金矿选冶联合试验研究国外某含铜金矿选冶试验研究陈庆根 1,2 郑锡联 1,2 刘春龙 3(1、低品位难处理黄金资源综合利用国家重点实验室,福建上杭 2、厦门紫金矿冶技术有限公司,福建厦门 3、黑龙江多宝山铜业有限公司,黑龙江黑河市)摘要:针对某低品位含铜金矿矿石,通过优化药剂制度,推荐“原矿混合浮选混合精矿铜硫分离含铜金精矿出售硫精矿超细磨氰化试验”工艺流程,金铜综合回收率分别达到 90.78%和 92.94%。关键词:含铜金矿;铜硫分离;超细磨;氰化国外某含铜低品位金矿原设计工艺采用“原矿全硫浮选含铜金精矿氰化”回收金。由于原矿铜品位 0.1%0.25%,全硫浮选精矿铜品位

2、0.50%1.50%,炭浸浸出,氰化钠消耗超过 10 kg/t 精矿,另外,由于浸出贵液中含铜,容易产出高铜炭,造成载金炭解析电积成本曾高,同时,由于炭浸贫液中总氰较高,破氰成本较高,导致企业无法正常生产。含铜金矿原矿浮选直接氰化工艺,一方面大量铜进入浸出系统,增加药剂消耗及后续冶炼成本,另一方面,浪费大量铜资源。因此,针对该类型矿石如何解决铜对选冶过程的影响关系到项目成败。1.原矿性质矿石金属矿物有黄铁矿、黄铜矿、蓝辉铜矿、闪锌矿、方铅矿、褐铁矿和裸露金、自然银等,在尼尔森重选富集样中还发现少量的硫砷铁矿。上述所有的金属矿物的结晶大部分都较为细小。裸露金及包裹金:偶见一颗包裹金,和黄铁矿一起

3、被包裹于黄铜矿晶体中,粒径为 0.03mm 左右。在尼尔森重选富集样中也可见到裸露金颗粒,偶见两颗,粒径分别为 0.02mm 和 0.04mm。金呈黃色反射色,均质体。自然银:仅偶见一颗于蚀变碎裂的方解石脉岩中,它形粒状,粒径在 0.05mm。黄铜矿粒径一般在 0.012mm 之间,含量 05%,平均 1.4%。蓝辉铜矿:偶见,结晶颗粒细小,它形粒状,常围绕或交代黄铁矿和黄铜矿分布,粒径一般在 0.001 0.05mm。样品主要元素分析,金、铜物相分析结果见表 1、表 2 和表 3。表 1 样品主要元素分析结果Table 1 main element analysis results元素 Au

4、(g/t) Cu(%) TS(%) As(%) Ag(g/t) Fe(%)含量/% 5.88 0.24 7.68 0.092 8.52 9.75样品金品位 5.88g/t,铜 0.24%,TS7.68%,另外,还含有一定银 8.52g/t,可回收有价元素为金、银和铜。表 2 样品金物相分析结果Table 2 results of phase analysis of gold samples矿样 元素 暴露金 氧化矿及碳酸盐包裹 硫化物 包裹 硅酸盐 包裹 总金金含量(g/t) 4.25 0.47 0.88 0.11 5.71原矿百分含量(%) 74.43 8.23 15.41 1.93 100

5、.00表 3 样品铜物相分析结果国外某低品位含铜金矿选冶联合试验研究Table 3 results of copper phase analysis of samples矿样 元素 自由氧化铜 结合氧化铜 次生硫化铜 原生硫化铜 总铜铜含量(%) 0.004 0.004 0.015 0.20 0.22原矿百分含量(%) 1.79 1.79 6.73 89.69 100.00金主要以暴露金为主,为 74.43%,其次为硫化物包裹金为 15.41%,铜绝大多数以原生硫化铜形式存在,为 89.69%。2.试验结果与讨论本次试验主要基于原现场混合浮选-氰化总体工艺流程,开展了混合浮选铜硫分离含铜金精矿

6、出售硫精矿氰化试验研究,重点优化了混合浮选、铜硫分离等工艺参数。2.1 磨矿细度试验矿石有价元素的解离是浮选的前提,也是获得较好浮选指标的关键参数之一 1-2。磨矿细度试验流程见图 1,具体结果见表 4。矿样-74m 变药剂用量单位:g/t2min丁黄 601minMIBC 18粗选金粗精矿 尾矿12.5min图 1 磨矿细度试验流程表 4 磨矿细度试验结果Table 4 results of grinding fineness test品位 回收率-0.074mm含量(%) 产品名称 产率(%) Au(g/t) Cu(%) Au(%) Cu(%)金粗精矿 20.60 25.04 1.09 9

7、5.03 94.02尾矿 79.40 0.34 0.018 4.97 5.9865.10原矿 100.00 5.43 0.24 100.00 100.00金粗精矿 21.80 26.52 1.06 95.60 94.56尾矿 78.20 0.34 0.017 4.40 5.4470.00原矿 100.00 6.05 0.24 100.00 100.00金粗精矿 21.70 26.30 1.10 95.42 92.98尾矿 78.30 0.35 0.023 4.58 7.0278.60原矿 100.00 5.98 0.25 100.00 100.00金粗精矿 19.50 30.76 1.18 9

8、5.27 93.31尾矿 80.50 0.37 0.021 4.73 6.6985.50原矿 100.00 6.30 0.24 100.00 100.00由表 4 可知,矿石磨矿细度从-0.074mm65.10%-85.50%,浮选金铜回收率变化不大,国外某低品位含铜金矿选冶联合试验研究选择磨矿细度-0.074mm70%。2.2 硫酸铜用量试验硫酸铜和硫酸作为硫铁矿的常用活化剂,但考虑到现场生产的实际情况,决定使用硫酸铜作为该矿的活化剂较为合适 3-4。固定条件:磨矿细度-0.074mm70%,黄药 60g/t,MIBC18g/t。表 5 硫酸铜用量试验结果Table 5 test resul

9、ts of copper sulfate dosage品位 回收率硫酸铜用量(g/t) 产品名称 产率(%) Au(g/t) Cu(%) Au(%) Cu(%)金粗精矿 19.50 30.76 1.18 95.27 93.31尾矿 80.50 0.37 0.021 4.73 6.690原矿 100.00 6.30 0.25 100.00 100.00金粗精矿 18.10 34.77 1.27 93.21 92.43尾矿 81.90 0.56 0.023 6.79 7.5720原矿 100.00 6.75 0.25 100.00 100.00金粗精矿 17.50 32.80 1.26 90.98

10、 91.45尾矿 82.50 0.69 0.025 9.02 8.5540原矿 100.00 6.31 0.24 100.00 100.00金粗精矿 18.30 31.49 1.27 93.50 94.55尾矿 81.70 0.49 0.016 6.50 5.4560原矿 100.00 6.16 0.25 100.00 100.00由表 5 可知,硫酸铜用量增加,尾矿金铜品位反而有升高趋势,综合考虑,后续试验选择不加硫酸铜。2.3 黄药用量试验由于该矿石可回收的有用矿物类型较为简单,又采用的是混合浮选流程,采用黄药作为该矿的捕收剂较为合适。固定条件:磨矿细度-0.074mm85.50%,MIB

11、C18g/t。表 6 黄药用量试验结果Table 6 test results of the dosage of xanthate品位 回收率丁黄用量(g/t) 产品名称 产率(%) Au(g/t) Cu(%) Au(%) Cu(%)粗精矿 19.34 27.67 1.10 89.48 92.95尾矿 80.66 0.78 0.02 10.52 7.0520原矿 100.00 5.98 0.23 100.00 100.00粗精矿 17.62 28.87 1.16 92.51 92.20尾矿 82.38 0.50 0.021 7.49 7.8030原矿 100.00 5.50 0.22 100.

12、00 100.00粗精矿 18.42 27.75 1.13 93.30 93.41尾矿 81.58 0.45 0.018 6.70 6.5940原矿 100.00 5.48 0.22 100.00 100.00粗精矿 20.20 25.63 1.14 93.78 94.13尾矿 79.80 0.43 0.018 6.22 5.8760原矿 100.00 5.52 0.24 100.00 100.00国外某低品位含铜金矿选冶联合试验研究由表 6 可知,黄药用量增加,总体金铜回收率呈现增加趋势,综合考虑选择黄药用量为 30g/t。2.4 原矿混合浮选-再磨铜硫分离探索试验 5-6根据条件试验的结果

13、,对该矿开展全流程开路试验,试验流程见图 2,试验结果见表7。矿样-74m 85.08%药剂用量单位:g/t2min丁黄 601minMIBC 18粗选12.5min15min6min2min丁黄 401minMIBC 12尾矿中矿 5中矿 4变-43m 88.22%混合精选 扫选2.5min3min石灰 7502minT-02 10金精矿铜粗选中矿 3铜精矿 中矿 1中矿 23min石灰 1003min石灰 1502min1.5min1min铜精一铜精三铜精二图 2 原矿混合浮选-再磨铜硫分离探索试验流程Fig. 2 exploration process of mixed flotatio

14、n regrinding copper sulfur separation for raw ore表 7 矿混合浮选-再磨铜硫分离探索试验结果Table 7 experimental results of mixed flotation regrinding copper sulfur separation品位 回收率试验条件 产品名称 产率(%)Au(g/t) Cu(%) Au(%) Cu(%)铜精矿 0.41 294.00 28.88 21.79 49.61金精矿 9.64 12.53 0.15 21.83 6.06中矿 1 3.80 245.50 10.15 16.87 16.16中矿

15、2 1.04 80.86 3.06 15.20 13.33中矿 3 2.38 25.69 0.59 11.05 5.88中矿 4 5.50 6.24 0.16 6.20 3.69硫化钠 200g/t 入磨机中矿 5 5.92 4.32 0.094 4.62 2.33国外某低品位含铜金矿选冶联合试验研究尾矿 71.31 0.18 0.0094 2.43 2.94原矿 100.00 5.53 0.24 100.00 100.00铜精矿+中 1 0.79 270.67 19.87 38.66 65.77铜精矿 0.44 271.80 24.94 22.45 42.93金精矿 7.84 19.39 0

16、.60 28.54 18.40中矿 1 0.70 147.20 5.17 19.34 14.16中矿 2 1.99 16.91 1.40 6.32 10.90中矿 3 4.05 15.42 0.35 11.72 5.55中矿 4 4.02 8.76 0.17 6.61 2.67尾矿 80.96 0.33 0.017 5.02 5.38原矿 100.00 5.33 0.26 100.00 100.00再磨矿浆活性炭脱药30min(未进行扫选作业)铜精矿+中 1 1.14 195.29 12.80 41.79 57.09铜精矿 0.56 284.1 22.25 23.86 49.64金精矿 8.0

17、8 12.94 0.15 15.68 4.83中矿 1 0.93 123.8 5.56 17.27 20.60中矿 2 1.87 37.26 1.4 10.45 10.43中矿 3 3.30 43.25 0.54 21.41 7.10中矿 4 4.70 7.66 0.15 5.40 2.81中矿 5 5.14 4.45 0.091 3.43 1.85尾矿 75.42 0.22 0.0092 2.49 2.75原矿 100.00 6.67 0.25 100.00 100.00再磨未脱药铜精矿+中 1 1.49 184.05 11.83 41.14 70.23由表 7 可知,混合精矿加入硫化钠再磨

18、,开路铜精矿产率 0.41%,铜精矿金品位294g/t,铜品位 28.88%,选择采用添加硫化钠再磨铜硫分离工艺。2.5 原矿混合浮选-再磨铜硫分离闭路试验国外某低品位含铜金矿选冶联合试验研究矿样-74m 86%药剂用量单位:g/t2min丁黄 481minMIBC 12粗选12min15min6min2min丁黄 321minMIBC 8尾矿中矿 7中矿 6硫化钠 300-43m 91.15%混合精选 扫选3min3min石灰 7502minT-02 5金精矿铜粗选中矿 4铜精矿中矿 2中矿 33min石灰 1003min石灰 1502.5min2min2min铜精一铜精三铜精二2min中矿

19、 5铜扫选2minT-02 41.5min中矿 1铜精四3min石灰 50图 3 原矿混合浮选-再磨铜硫分离闭路试验流程Fig. 3 closed circuit test process for separating copper from sulphur in mixed flotation and regrinding of raw ores表 8 原矿混合浮选-再磨铜硫分离闭路试验结果Table 8 closed circuit test results of mixed flotation regrinding copper sulfur separation of raw ores

20、品位 回收率产品名称 产率(%)Au(g/t) Cu(%) Au(%) Cu(%)铜精矿 1.57 167.32 14.03 65.14 92.94金精矿 13.97 8.46 0.056 29.39 3.31尾矿 84.47 0.26 0.010 5.46 3.75原矿 100.00 4.02 0.24 100.00 100.002.6 金精矿氰化浸出试验固定条件:精矿超细磨粒度-10 微米,硝酸铅预处理 2 小时,然后再氰化浸出,试验结果见表 9。表 9 金精矿氰化浸出试验结果国外某低品位含铜金矿选冶联合试验研究Table 9 results of cyanide leaching tes

21、t of gold concentrate序号 NaCN() 硝酸铅 (kg/t) 渣( g/t)Au NaCN(kg/t) Au 浸出率(%)1 0.50 1 2.12 2.28 74.942 0.75 1 1.41 2.99 83.333 1 1 1.36 3.45 83.924 2 2 1.08 4.44 87.235 2 10 0.99 4.89 88.306 3 2 1.10 5.46 87.007 4 2 1.08 5.84 87.233 结论(1)该矿石金属矿物有黄铁矿、黄铜矿、蓝辉铜矿、闪锌矿、方铅矿、褐铁矿和裸露金、自然银等。金主要以暴露金为主,为 74.43%,其次为硫化物

22、包裹金为 15.41%,铜绝大多数以原生硫化铜形式存在,为 89.69%。原矿中砷主要以毒砂形式存在,为 94.38%。(2)根据矿石性质推进采用“原矿混合浮选-混合精矿铜硫分离- 硫精矿超细磨氰化浸出工艺” ,金铜综合回收率分别达到 90.78%和 92.94%。4.致谢项目研究过程中得到 2013 年福建省科技计划重点项目碳酸盐型含铜氧化金矿低成本提金工艺研究(编号 2013I0014)经费支持,特此表示致谢。参考文献1廖德华,鲁军,石仑雷等.云南某低品位斑岩型硫化铜矿选矿试验研究 J.有色金属( 选矿部分) ,2014( 2) :5-8.2邹坚坚,胡真,李汉文等.高效捕收剂ZA在铜硫分离

23、浮选中的应用J.金属矿山,2015(10):87-90.3贺国帅,曹杨,刘瑞增,等.云南某低品位硫化铜矿石浮选新工艺研究 J.金属矿山,2017(1):73-76.4张亚辉,季婷婷,李妍,等Cu 2+活化黄铁矿与黄铜矿的浮选分离 J金属矿山,2010( 12) : 46-49.5詹信顺,钟宏,刘广义.低碱度铜硫分离高效抑制剂的研究J.有色金属( 选矿部分) ,2009(2):36-40.6何小民. 某铜矿选矿厂工艺优化工业实践J. 有色金属( 选矿部分) ,2017(2):11-14.国外某低品位含铜金矿选冶联合试验研究Study on mineral processing of a copp

24、er bearing gold bearing abroadChen_qinggen zheng_xilian Liu_chunlong(1.State Key Laboratory of comprehensive utilization of low-grade refractory gold resources shanghang,364200;2.Xiamen Zijin Mining and Technology Co., Ltd. Xiamen;3. Heilongjiang Duobaoshan Copper Industry Co., Ltd., Heihe, Heilongj

25、iang)Abstract:The process of “raw ore mixed flotation, copper concentrate separation, copper bearing gold concentrate sale, sulfur concentrate ultrafine grinding cyaniding test“ was recommended for a low grade copper bearing gold ore in thepaper. The comprehen-sive recovery rate of gold and copper reached 90.78% and 92.94%, respectively.Keywords: Copper - containing gold;separation of copper and sulfur;ultrafine grinding;cyanidation作者简介:陈庆根(1979-) ,男(汉族) ,江西峡江,高级工程师,硕士,主要从事有色及贵金属湿法冶金及化工环保水处理技术试验及应用研究;联系邮箱:;通讯地址:福建省厦门市翔安火炬产业高新区舫山南路 3号;邮政编码:361101

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