微细粒赤铁矿（共3篇）
微细粒赤铁矿 篇1
选择性絮凝工艺是在传统絮凝工艺的基础上发展起来的应用于矿物加工领域的一种新工艺,该工艺在分选微细粒矿物方面已经体现出一定的优势[1]。该工艺的主要目的是从微细矿物中回收有用矿物,通过选择性团聚微细矿物颗粒,使其达到有效分离的粒度,再结合重、磁、浮等常规物理选矿方法使目的矿物絮凝体与分散体实现分离[2,3],选择性絮凝分选技术在微细粒弱磁性矿物中的应用已经逐步完善,经过多年的发展,已在分选工艺和理论方面逐渐成熟,从分选效率上与其他常规物理选矿相比已体现出优越性[4,5]。所以说,从技术和经济方面选择性絮凝工艺在微细粒弱磁性矿物选别上具有一定的应用和推广价值[6]。
1 原材料及试验方法
1.1 原材料
(1)试验用矿样:人工选取澳大利亚原生赤铁矿富矿块,经化验原矿品位60.13%,经破碎、筛分磨矿后,经过强磁-重选制备出品位为68.13%的铁精矿,作为纯矿物备用,磨矿细度至-0.030 mm100%,用蒸馏水反复清洗表面后,低温烘干备用,经化学分析和镜下观察纯度约97.4%。人工选取人沟铁矿石英脉石英,纯石英矿物的制备过程为破碎、瓷球磨,多次摇床重选,用稀盐酸煮沸30分钟,反复冲洗至中性,再磨矿细度至-0.030 mm 100%,低温干燥备用。
(2)试剂:分散剂为六偏磷酸钠(SHP)、三聚磷酸钠(STPP),硅酸钠(SS)为工业品,模数为3,浓度40%;絮凝剂为苛化玉米淀粉、磺化聚丙烯酰胺、新合成淀粉-丙烯酰胺接枝聚合物;p H值调节剂为分析纯Na OH,HCl。
1.2 试验方法
将已加工好的微细粒(-30μm)纯矿物、人工混合矿样(W0)与试验用蒸馏水混合,在1000 m L烧杯中将矿浆浓度调整为2%,添加各种药剂进行搅拌,沉降一定时间后,在液面下650 m L处迅速吸出悬浮液,过滤烘干烧杯中剩余矿浆(W)并称重化验。定义W与W0的比值Es为沉降率,即
在絮凝试验中沉降率Es越大说明聚团絮凝能力越强,并结合沉降物的品位和回收率指标可综合考虑絮凝剂的选择性絮凝效果[7]。
2 试验结果与讨论
2.1 单矿物絮凝试验
2.1.1 p H值对矿物分散体系的影响
采用盐酸和分析纯氢氧化钠作为矿浆p H值调整剂,进行矿浆p H值试验,确定搅拌转速1000 r/min,搅拌时间4 min,室温,沉降时间1 min,其沉降率Es见图1。
由图1可知,p H值在2~12区间内,石英的分散稳定性明显优于赤铁矿,石英在p H值为2时,其沉降率最高,这时,p H值的大小与石英的等电点大致相同,随着p H值的升高,石英的沉降率小幅降低,并趋于稳定;对于赤铁矿,在p H值3~6的区间内,赤铁矿等电点附近,沉降率明显的上升,p H值的升高,其沉降率会随之不断下降,在p H值为11时,沉降率基本不再变化,赤铁矿分散体系处于稳定状态,当其处于强碱性的环境下时,两种体系均处于分散稳定状态。
在整个p H值范围内石英几乎处于分散稳定状态,只是在p H值2即石英矿物的等电点附近沉降率略高;对于赤铁矿在不同p H值下沉降率变化明显,在赤铁矿的等电点附近沉降率较高,p H值的升高会使赤铁矿沉降率不断下降,当p H值大于11时,沉降率基本不再变化,此时赤铁矿处于分散稳定状态。对比赤铁矿和石英体系发现,石英的分散稳定性强于赤铁矿,但是在强碱环境下两种体系都处于分散稳定状态。
2.1.2 絮凝剂用量及种类对絮凝效果的影响
分散剂STPP加入量为5 mg/L,以1000 r/min的转速搅拌4 min,矿浆充分分散后,分别加入苛化玉米淀粉、磺化聚丙烯酰胺、新合成高分子接枝聚合物三种絮凝剂,改变用量进行絮凝试验,此时降低搅拌转速至700 r/min,搅拌4 min,沉降30 s,其沉降率Es见图2。
由图2可知,絮凝剂的用量对赤铁矿的絮凝有很大的影响,用量较低时,矿物的沉降率随絮凝剂使用量的增多而升高,随絮凝剂的使用量逐渐增多,矿物的沉降率会有小幅度的下降。在适量的絮凝剂用量范围内,在不考虑选择性的前提下,三种絮凝剂对赤铁矿的絮凝能力大小顺序为:磺化聚丙烯酰胺>淀粉丙烯酰胺接枝聚合物>苛化玉米淀粉。
由图3可知,絮凝剂用量对石英的絮凝几乎没有影响,石英矿物在试验用量范围内均不絮凝,处于稳定的分散状态。
2.2 赤铁矿-石英混合矿物絮凝分离试验
单一矿物絮凝试验结果证实,苛化玉米淀粉、磺化聚丙烯酰胺和接枝聚合物在一定的p H值和分散剂用量范围内都能有效的絮凝赤铁矿而不絮凝石英。为了考察制备的新药剂的絮凝性能,进行了三种不同絮凝剂选择性絮凝分离赤铁矿石英人工混合矿的对比试验。
将石英和赤铁矿按一定比例配成33%品位的混合矿,并用蒸馏水将人工混合矿物配成矿浆,利用Na OH调节矿浆p H值到11,试验条件同2.1,计算沉降率,并化验沉降物品位计算回收率。
2.2.1 未加絮凝剂时的絮凝分离试验
称取人工混合矿样16.00 g,加入800 m L蒸馏水,加入STPP用量为5 mg/L,以1000 r/min的转速搅拌4 min,然后搅拌转速降至700 r/min,搅拌4min,改变沉降时间,用虹吸管吸取液面下650 m L上层溶液,剩余矿浆过滤烘干称重,化验铁品位并计算铁回收率,试验结果见图4。
由图4可知,在未加入絮凝剂时,混合矿的沉降率随着沉降时间的增加,呈缓慢增加的趋势,沉降4min后,其沉降率达到最大且基本保持不变,产生上述试验现象的原因为,在未加入絮凝剂的情况下,溶液中所存在的分散剂起到了很好的分散效果;随着沉降时间的增加,沉降物的铁品位有所下降,这是由于混合矿中,赤铁矿与石英的密度存在差异,开始沉降时,沉降物中含赤铁矿的比例要略大于石英,随着时间的延长,这一差异逐渐减小,并趋于稳定,随着沉降时间的增加,回收率开始小幅下降,随后增加幅度加大,但最高回收率只有34.5%。
2.2.2 磺化聚丙烯酰胺絮凝剂对混合矿絮凝分离的影响
其他试验条件同上,加入磺化聚丙烯酰胺絮凝剂,进行其用量试验,试验结果见图5。
由图5可知,加入磺化聚丙烯酰胺絮凝剂后,混合矿的沉降率较未加入絮凝剂时显著提高,当加入磺化聚丙烯酰胺絮凝剂1 mg/L时,沉降率由未加絮凝剂时的28%提高到65%,在使用量增加至3 mg/L时,沉降率最高;伴随着磺化聚丙烯酰胺使用量的增大,混合矿的铁品位变化不大,由以上试验结果可知,磺化聚丙烯酰胺絮凝剂对赤铁矿的絮凝能力相对较强,但对其选择性不佳。逐渐添加磺化聚丙烯酰胺絮凝剂,回收率开始呈现升高的趋势,而后随之降低,最大回收率76.13%时,磺化聚丙烯酰胺絮凝剂用量为3 mg/L,综合考虑沉降率(产率)、品位指标及回收率指标,要产生的絮凝效果良好,磺化聚丙烯酰胺的添加量应控制在3 mg/L左右。磺化聚丙烯酰胺对赤铁矿有一定的选择性,沉降物的铁品位较原矿品位有一定的增加,但增加的幅度不大。
2.2.3 苛化玉米淀粉用量对人工混合矿絮凝分离的影响
加入苛化玉米淀粉絮凝剂,进行其用量试验,试验结果见图6。
由图6可知,随着苛化玉米淀粉絮凝剂的用量增加,人工混合矿的沉降率和回收率小幅增加到最大后又小幅下降;相比于磺化聚丙烯酰胺絮凝剂,要达到同样的絮凝效果,苛化玉米淀粉絮凝剂用量要远远大于磺化聚丙烯酰胺加入量,由沉降物品位的变化可以看出,与磺化聚丙烯酰胺絮凝剂相比,苛化玉米淀粉对赤铁矿的选择性略强,沉降物的最高铁品位较原矿品位上升了10%,在其使用量为4 mg/L时,最高回收率为66%。
2.2.4 接枝聚合物用量对混合矿絮凝分离的影响
接枝聚合物用量试验结果见图7。
由图7可以看出,不断增大接枝聚合物絮凝剂的用量,混合矿的沉降率和回收率开始阶段上升的较为明显,随后有小幅下降,并且增加的幅度要远大于苛化玉米淀粉的增加量,且沉降物的品位高于玉米淀粉;与磺化聚丙烯酰胺絮凝剂相比,接枝聚合物对赤铁矿的选择性要明显好于磺化聚丙烯酰胺,絮凝能力比磺化聚丙烯酰胺絮凝剂稍弱,当加入3mg/L的接枝聚合物时,可得到铁品位为42%,铁回收率为91.42%的沉降物,当接枝聚合物加入量为1mg/L时,铁品位达到45%,铁回收率达到84.55%的沉降物。
2.2.5 三种絮凝剂同样用量对混合矿絮凝分离的对比试验结果
三种絮凝剂在同样用量和试验条件下,用量与人工混合矿沉降物品位和回收率关系见图8、9。
由以上絮凝试验结果可知,磺化聚丙烯酰胺、苛化玉米淀粉和接枝聚合物三种絮凝剂均能有效的絮凝赤铁矿,其絮凝能力大小顺序为:磺化聚丙烯酰胺>淀粉丙烯酰胺接枝聚合物>苛化玉米淀粉;人工混合矿絮凝分离试验表明,综合考虑品位和回收率指标,接枝聚合物的絮凝性能优于磺化聚丙烯酰胺和苛化玉米淀粉,当用量为1 mg/L时,絮凝沉降物最高品位为45%,相比原矿提高了12个百分点,为采用常规选矿方法进一步分选絮团创造了条件,当用量达到3 mg/L时,絮凝沉降物的回收率为91.42%。三种絮凝剂对赤铁矿的选择性顺序为:淀粉丙烯酰胺接枝聚合物>磺化聚丙烯酰胺>苛化玉米淀粉;综合三种絮凝剂来看,淀粉丙烯酰胺接枝聚合物分离效果优于其他两种絮凝剂。
3 结论
(1)单矿物试验表明,在适量的絮凝剂用量范围内,在不考虑选择性的前提下,三种絮凝剂对赤铁矿的絮凝能力大小顺序为:磺化聚丙烯酰胺>淀粉丙烯酰胺接枝聚合物>苛化玉米淀粉。絮凝剂用量对石英的絮凝几乎没有影响,石英矿物在试验用量范围内均不絮凝,处于稳定的分散状态。
(2)人工混合矿分离试验表明,综合考虑沉降率、品位及回收率,接枝聚合物的絮凝性能优于磺化聚丙烯酰胺和苛化玉米淀粉,三种絮凝剂的絮凝能力优劣顺序为:淀粉丙烯酰胺接枝聚合物>磺化聚丙烯酰胺>苛化玉米淀粉;综合考虑絮凝能力和选择性,淀粉丙烯酰胺接枝聚合物絮凝效果优于其他两种絮凝剂。
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微细粒赤铁矿 篇2
赤泥中微细粒弱磁性矿物具有质量小、比表面大、比磁化系数小的特点,难以采用常规选矿方法获得有效回收,获得的精矿品位低且含杂量高[3]。目前对赤泥中铁进行回收的方法主要有物理选矿技术富集铁矿、熔炼技术回收生铁、直接还原回收海绵铁、磁化焙烧。其中物理选矿技术具有操作简单、成本较低、对原料要求较低等优势,但传统的磁选工艺对赤泥中的微细粒弱磁性铁矿分选效率很低,显得无能为力。本文拟采用选择性疏水团聚-磁种法,通过分散、选择性疏水化、疏水絮凝、磁种磁化4 个阶段实现细粒弱磁性矿物选择性絮凝形成颗粒较大且磁性较强的絮团,然后通过高梯度强磁选实现赤褐铁矿与脉石矿物分离。针对用疏水团聚—磁种法从拜耳法赤泥中提取微细粒弱磁性矿物的可行性进行了试验研究。
1 试样性质
试验矿样由文山铝业公司提供,多元素分析及铁物相分析结果分别见表1、2。
由表1 可见,赤泥主要有价元素为铁,其含量为21. 39%; 杂质成分主要为Al2O3、Si O2、Ca O; Ti O2含量为13. 35%,具有一定的回收价值。由表2 可见,赤泥中铁主要以赤褐铁矿和硅酸铁的形式存在,分布率分别为76. 16%和18. 00%,而其他形式的铁矿物含量较少不具备回收价值。
*单位为g/t。
粒度是影响絮凝磁选回收铁矿物的关键因素之一,因此对原矿进行了水筛分级,结果见表3。
由表3 可知,试验赤泥粒度微细,- 0. 028 mm72. 54%,-0. 074 mm 94. 33%。细粒弱磁性矿物因磁性弱且易受矿浆流体的作用导致不容易吸附到磁选介质上而随矿浆流失成为尾矿,因此试验拟采用选择性疏水团聚絮凝-磁种磁化的方法实现细粒矿物的选择性絮凝和磁性增强,分选赤泥中弱磁性矿物。
2 试验方法
选择性疏水团聚-磁种法磁选是将选择性疏水絮凝法和磁种团聚法叠加在一起的复合聚团磁种磁选技术。该方法的基本原理是通过分散、选择性疏水化和疏水絮凝使弱磁性矿物形成絮团[4,5,6],然后借助磁种法使磁性种子选择性地粘附、罩盖在弱磁性矿物上,提高其磁性,从而能够在磁场中实现分选。其中以六偏磷酸钠为矿浆分散剂,油酸煤油混合药剂为选择性疏水絮凝剂。
每次试验称取矿样500 g,用自来水进行调浆,先往矿浆加入配好的六偏磷酸钠,以1300 r/min的强转速进行强搅拌3 min进行分散,之后加入用超声波震动乳化后的油酸煤油混合液,再以相同转速进行15 min强搅拌,使赤泥中的细粒赤褐铁矿发生选择性疏水团聚。然后,加入5%( 指磁种质量占赤泥质量的百分比表示) 磁种以300 r/min进行磁种磁化,磁化后用自来水将矿浆浓度稀释到45% 左右,最后利用高梯度磁选机进行磁选试验。所用的磁选机是赣州有色冶金研究所所设计的湿式SLON高梯度磁选机。试验流程见图1。
3结果与讨论
固定条件为原矿调浆浓度为45%,冲次为300 r / min,磁种添加量为原矿质量的5%。分别进行了磁感应强度、冲次、六偏磷酸钠用量、非极性油用量、油酸煤油混合药剂用量、磁种添加量、磁介质以及矿浆流速对赤泥中铁矿物分选效率的影响研究。
3. 1 磁选磁场强度试验
磁感应强度是磁选的重要参数,其大小直接影响赤泥中铁矿物的分选效率。固定六偏磷酸钠用量为2 kg /t、油酸为2 kg /t、煤油油酸体积比为2、聚磁介质直径为2 mm、矿浆流速为6 L/min,进行磁场强度试验,结果见图2。
由图2 可知,随着磁感应强度的增加,精矿中铁回收率逐渐增加,而铁品位则迅速降低。综合考虑铁的品位和回收率,磁场强度定为0. 85 T较合适。
3. 2 六偏磷酸钠用量试验
在试验的分散阶段,要保证细矿粒稳定分散,以防止发生异相凝结。本试验所采用分散剂六偏磷酸钠为一种离子型高分子分散剂,其吸附活性很强,与水玻璃相比,六偏磷酸钠更有利于赤铁矿与石英等脉石矿物的分散[7,8]。六偏磷酸钠条件试验固定油酸用量为2 kg /t、煤油油酸体积比为2、聚磁介质直径为2 mm、矿浆流速为6 L/min、磁感应强度为0. 85 T,试验结果见图3。
由图3 可知,随着六偏磷酸钠用量的增加,精矿铁品位和回收率均呈先升高后降低的趋势,六偏磷酸钠用量为3 kg /t时,赤泥的选别指标较佳。
3. 3 油酸用量试验
颗粒的疏水性是影响微细颗粒在水悬浮液中疏水絮凝的主要因素,这是因为亲水颗粒不会进入到疏水的絮团中,从而疏水性絮凝具有很高的选择性。而油酸具有使赤铁矿疏水的性能,为考察油酸用量对试验分选效率的影响,在固定油酸与煤油的体积比为2、六偏磷酸钠用量为3 kg /t、聚磁介质直径为2 mm、矿浆流速为6 L / min、磁感应强度为0. 85 T的条件下进行油酸用量试验,结果见图4。
由图4 可知,随着油酸用量的增加,精矿铁品位和回收率都呈先升高后降低的趋势。油酸用量为1. 8 kg / t时,其分选效率达到较佳。油酸的吸附可以使赤铁矿疏水,在形成吸附双电层前,油酸的用量越大,其吸附量越大,赤铁矿的疏水性越强[9]。然而并非油酸的用量越大越好,由图可知,当用量超过一定值后,铁精矿的品位和回收率均下降。
3. 4 煤油油酸混合药剂用量配比试验
颗粒疏水性的增强有利于疏水絮凝过程,而非极性油( 如煤油) 的疏水性比矿物颗粒的疏水性要强,且非极性油滴在水的悬浮液中会与疏水性颗粒一起团聚,并在颗粒表面上形成油膜,从而使颗粒的疏水性增强。同时,非极性油的加入使疏水絮团中的疏水颗粒之间形成油桥,油桥的存在急剧地增大了颗粒之间的附着力,从而使絮团抵抗涡流对其破坏的能力增强[4]。为考察煤油用量对分选的影响,固定油酸用量1. 8 kg /t、六偏磷酸钠用量3 kg /t、聚磁介质直径为2 mm、矿浆流速为6 L/min、磁感应强度为0. 85 T,改变煤油油酸用量体积比进行试验,结果见图5。由图5 可知,当煤油与油酸体积比为2. 2 时,赤泥的分选指标较佳,因此确定煤油与油酸用量体积比为2. 2。
3. 5 聚磁介质试验
选择适宜原矿的聚磁介质可以提高磁选的分选效率,而影响磁场梯度的聚磁介质属性包括磁介质的种类、形状及直径的大小。试验所用的聚磁介质是由铁棒连接组合而成,均匀平行放置在分选槽内。在六偏磷酸钠用量为3 kg /t、油酸为1. 8 kg /t、煤油油酸体积比为2. 2、矿浆流速为6 L/min、磁感应强度为0. 85 T条件下,进行聚磁介质铁棒不同直径试验,结果见表4。
由表4 可知,随着磁介质直径的增加,精矿铁品位变化不明显,铁回收率先升高后降低,选定聚磁介质的直径为1. 5 mm进行试验。
3. 6 矿浆流速试验
矿浆流速试验固定六偏磷酸钠用量为3 kg /t、油酸为1. 8 kg /t、煤油油酸体积比为2. 2、聚磁介质直径为1. 5 mm、磁感应强度为0. 85 T,矿浆流速试验结果见图6。由图6 可知,随着矿浆流速的增加,精矿铁回收率先升高后降低,在矿浆流速达到6 L / min时,精矿铁回收率最高。综合考虑,选定矿浆流速为6 L/min。
3. 7 优化条件试验和对比试验
在条件试验的基础上,进行选择性疏水团聚-磁种磁选较佳条件( 六偏磷酸钠用量为3 kg /t、油酸为1. 8 kg /t、煤油与油酸的体积比为2. 2、聚磁介质直径为1. 5 mm、矿浆流速为6 L/min、冲次为300 r/min、磁感应强度为0. 85 T) 试验,并与直接磁选、加入5%磁种不添加任何药剂磁选试验结果进行对比,见表5。
由表5 可知,直接磁选获得的磁选指标低,效率很低,如果只添加磁种磁选指标仍较差,这是由于原矿粒度太细和磁力太弱而不能吸附到磁介质直接随矿浆进入尾矿所引起的。而选择性疏水团聚-磁种法较好的解决了上述问题,因而磁选指标较好。
3. 8 磁选流程试验
先将赤泥在上述的综合优化条件下进行选择性疏水絮凝-磁种粗选试验,粗选试验磁感应强度定为1. 6 T,然后将粗选所得精矿在磁感应强度为0. 85 T的条件下直接进行高梯度精选试验。通过将文山赤泥经选择性疏水絮凝-磁种磁化处理后,进行1粗1 精磁选,结果见表6。回收率达到了39. 77%。与直接进行高梯度磁选相比,磁选指标在保证回收率不下降的前提下,精矿品位提升了20 个百分点。
4 结论
( 1) 云南文山铝业所产生的拜耳法赤泥中全铁品位为21. 39%,铁主要以赤褐铁矿形式存在,分布率为76. 16%; 试样颗粒微细,-0. 028 mm 72. 54%,-0. 075 mm 94. 33%,采用常规磁选方法难以有效回收。
( 2) 试验确定的赤泥选择性疏水絮凝—磁种磁化较佳条件为六偏磷酸钠用量为3 kg /t、油酸为1. 8kg / t、煤油与油酸的体积比为2. 2、聚磁介质直径为1. 5 mm、矿浆流速为6 L / min、冲次为300 r / min、磁感应强度为0. 85 T,获得的精矿铁品位为40. 65%、回收率为50. 93%。
( 3) 试验赤泥经选择性疏水絮凝-磁种磁化-1粗1 精磁选流程试验,可以得到铁品位为45. 13%、回收率为39. 77%的精矿,指标较低,但疏水团聚-磁种法作用过程不仅包括各种物理化学作用而且是利用综合力场来处理微细粒弱磁性矿物的新选别技术,其具体作用原理有待进一步的深入研究,试验指标也存在进一步提升的空间。
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某微细粒高碳金矿选冶试验研究 篇3
关键词：微细粒嵌布,高碳金矿,工艺研究
1 前言
我国已探明的碳质金矿资源在黄金工业储量中占有相当高的比例,基本上都位于我国西部,诸如贵州烂泥沟金矿、甘肃岷县的鹿峰金矿、陕西商洛金矿等。由于碳的含量、种类以及与金的赋存关系不同,各地的含碳金矿,特别是高碳金矿的选冶工艺差别较大,指标波动大,贵州烂泥沟金矿采用了原矿直接焙烧,浸出率达到90%,甘肃岷县鹿峰金矿选择了浮选工艺。本文针对陕西商洛某高碳金矿进行了试验研究,为开发提供依据。
2 矿石性质
矿石多元素分析结果见表1。由表1可知,矿石中主要有用矿物为金和银,品位分别为5.6、12.78g/t;全碳含量为7.26%,全碳进一步分析结果为石墨碳36.18%、有机碳48.63%、无机碳15.19%。
矿石性质测试采用磨矿细度-0.074mm(-200目)90%的原矿进行X衍射分析,结果见表2。
由表2可知,矿石属少硫化物含碳泥硅质板岩型,非金属矿物主要为石英。特点是金粒度微细(<0.01mm),并与石英关系密切;碳含量高,主要由有机碳和石墨碳组成。因此,该矿石属难磨、难选冶的高碳质金矿石。
3 工艺研究
矿石性质研究表明该矿石金粒度微细、有机碳和石墨碳含量高。因此,可能的工艺主要为浮选、氰化及焙烧+氰化。
3.1 浮选研究
浮选工艺流程见图1,结果见表3。
由表3可知,浮选流程碳产品中金品位为14.64g/t、产率为6.84%;金精矿品位为29.36g/t、回收率为17.59%。该流程所得尾矿品位仅为1.64g/t,回收率为23.93%。预计该流程闭路试验可获得含金不低于20g/t、回收率不低于80%的混合金精矿。
为进一步提高金的回收率,对浮选尾矿进行了氰化浸出试验,流程如图2,结果见表4。
由表4可知,浮选尾矿浸出率不高,综合考虑尾矿直接抛弃,不采用浸出。
3.2 氰化研究
氰化试验进行了2个方案研究:①原矿直接细磨到-0.074mm占90%,pH=10～11、氰化钠用量3 000g/t,氰化时间24h;②原矿细磨到-0.074mm占90%,加煤油400g/t、搅拌半小时后pH=10～11、氰化钠用量3 000g/t,氰化时间24h。试验结果见表5。
3.3 焙烧工艺研究
为排除碳对氰化的影响,试验采用焙烧除碳工艺,焙烧后的矿石采用全泥氰化工艺。其工艺流程见图3。
3.3.1 焙烧温度试验
焙烧条件:将原矿破碎至5mm以下,每次试验取300g原矿装入粘土盘在马弗炉内焙烧,料层厚8～12mm,400℃入炉→焙烧设定温度(停留2h)后出炉,焙烧矿磨细-0.074mm占90%～92%。氰化条件:焙烧矿磨矿粒度-0.074mm占90%～92%,氰化液固比1.5:1,氰化钠加入量3 000g/t,氰化时间12h,加入石灰调pH10～11,石灰加入量15kg/t焙烧矿,没有加入煤油,试验结果见图4。
由图4可知:当焙烧温度为680℃时,金的浸出效果最好。当焙烧温度高于680℃时,随着焙烧温度的升高,金的浸出率逐渐下降。说明温度过高存在烧结现象,致使金形成二次包裹。
3.3.2 焙烧时间试验
在上述条件不变情况下,设置焙烧温度焙680℃,考察焙烧时间与浸出率关系,试验结果见图5。
由图5可知:随着焙烧时间的增加,氰化浸出金效果逐渐变好,在此焙烧条件下要达到氰化浸出率≥80%,焙烧时间必须保证至少3h。试验中,物料在粘土盘内焙烧时,物料没有翻动,若物料焙烧时定时翻动,指标应可进一步提高。
3.3.3 煤油对后续氰化过程影响
由矿石多元素分析得知,该金矿含碳较高,其中有机碳与石墨碳占总碳量84.81%。原矿氰化时,矿浆中的有机碳发生“劫金”,严重干扰金的浸出效果。焙烧试验研究结果表明,在上述条件下,回转窑焙烧脱碳率只有96%,焙烧矿还含有少量碳,可能会对后续氰化造成影响。
综上所述,试验条件:①加入氰化钠前补加煤油400g/t;②不加煤油。其对比结果见表6。
由表6可知,氰化矿浆浆化时加入煤油可以提高金的浸出率约5.5%,主要是由于焙烧矿焙烧脱碳不完全,残留碳吸附浸出液中的金,加入煤油可以包裹这部分炭,阻止其对溶液中浸出金的吸附,提高金的回收率。但煤油加入量不能过量,加入过量的煤油影响金的氰化指标。
4 结论
(1)从现有资料来看,含碳金矿的工艺差别很大,主要的影响在于:①碳含量的高低,一般低含碳金矿工艺较为简单,无论是直接氰化或焙烧+氰化工艺都能取得较佳指标,高碳金矿工艺复杂;②碳的种类和与金的关系,有机碳和石墨碳含量高,直接恶化浮选和氰化指标,无机碳由于表面积大,对氰化也有影响。但由于微观的赋存情况研究少,还未有规律可掌握。
(2)该矿石适宜于焙烧+氰化工艺,能取得较佳指标。依靠焙烧完全除碳很难,为提高氰化浸出率,适当在氰化前加煤油,能有效屏蔽残留碳的吸附能力,提高指标。
(3)为提高指标,适宜的焙烧工艺是研究的重点,要尽可能完全焙烧采用沸腾炉可能更有效,但烟气量更大,其中含金高,金损失大,其结果有待进一步研究。
参考文献
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