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提高氰化浸出率指标的研究及实践
柴矿选矿车间工艺为全泥氰化,生产流程为两段闭路磨矿、两浸两洗出尾矿、贵液经锌粉置换出金泥。二段分级溢流经单层浓密机浓缩后进入边浸边冼涤作业。单层浓密机溢流(简称1撑液)返回充当磨矿回水,贵液出自一段冼涤三层浓密机溢流(简称2#液),据多年生产资料可总结出如下规律:即尾矿品位与液体品位均随原矿品位变化而变化,具体情况见表1。
表1  原矿、尾矿品位与液体品位规律
原矿/g·t-1
1#液g·m3
2#液g·m3
尾矿/g·t-1
Au回收率/%
3.0~4.5
1.5~1.8
0.9~1.2
0.2~0.4
93~91
4.5~6.0
1.8~2.5
1.2~1.5
0.4~0.7
91~88
>6.0
2.5~3.0
1.5~2.0
0.7~1.0
88~86
由上表得出随着人选矿石品位的升高,1#液、2#液、尾矿、金回收率均有很大变化,尾矿升高,回收率下降;同时还可看出1#液品位平均比2#液高出0.6~1.0g/m3,印磨矿回水比贵液的品位高。
经调查研究,我们逐步摸清了人选矿石品位波动的根本原因是井下三中段矿石引起。这部分矿石属于难处理绢云母化蚀变岩,密度大,硬度大,品位较高,金以极微细粒状态浸染其中,在保持处理量的情况下现有的破碎和磨矿设备难以使金达到完全单体解离状态(处理量180t/d,磨矿细度仅为75%c、-200目),故导致选矿指标恶化。为解决尾矿跑高和回收率偏低的难题,通过下面几个方面的试验探讨其可行性,一是合理配矿,保持三中矿石在人选矿石中的比例,将人选矿石品位控制在4.5矾左右。二是遵循能拿早拿的选矿原则,将出贵液的地方改在单层溢流处。
一、矿石性质
根据岩矿鉴定报告,金洲公司矿体属低温热液石英脉蚀变花岗岩型金矿床,金、银的富集与硫、铁的富集有关。矿石富含黄铁矿和黄铜矿,方铅矿、闪锌矿和磁黄铁矿等矿物含量较低,而金、银、铅的碲化物相对较富。自然金与金、银碲化物多呈细粒、微粒、细脉嵌布在黄铁矿的裂隙与间隙中,少量成群嵌布在脉石中。金属硫化物总量为14%~27%,脉石主要是石英、绢云母、斜长石、正长石。本次所取矿石样品为副井1#矿体上部残采氧化矿,其比例参照生产现场出矿比例。试验样品经实验室一段粗碎,闭路细碎,最终破碎粒度为-2mm,混匀缩分后称取每份试样600g装袋。
二、样品来源
矿石样品来自采区井下三中段、四中段、五中段、六中段,按各样线破碎加工,化验品位见表2,混合样品按3中∶4中∶5中∶6中=1∶3∶2∶2的比例进行配矿,计算品位为4.45g/t,化验品位4.42 g/t。
表2  矿石化验品位
样 品
3中
4中
5中
6中
混矿(3中∶4中∶5中∶6中=1∶3∶2∶2)
Au/g·t-1
8.76
4.78
3.58
2.68
4.42
三、试验内容
(一)各样线样品氰化浸出试验:工艺流程按-磨-浸两洗进行。根据现有生产条件和磨矿细度曲线将试验样品磨矿细度均固定在80%、-200目。相同工艺条件:磨矿浓度:50%;浸出矿浆浓度:33%);浸出时间:30 h;保持矿浆中[CN-]=8~10/万,[Ca0]=2~4/万。试验结果见表3。
表3  试验条件及结果
工艺名称
渣品位g·t-1
贵液品位g·m3
倒推原矿
品位/ g·t-1
浸出率/%
细度/%、
-200目
3中
0.84
3.95
8.74
90.39
80
4中
0.46
2.13
4.72
90.25
80
5中
0.35
1.62
3.59
90.25
80
6中
0.23
1.15
2.53
90.91
80
混合样
0.38
2.07
4.52
91.59
80
由上述试验结果可知,井下各个中段的矿石性质不同,5中和6中的矿石品位较低,也容易处理;最难处理的是3中矿石,品位较高,处理起来也比较困难,相同条件下其尾矿品位最高,能达到0.84g/t,浸出率90.39%;合理配矿后尾矿品位0.38g/t,浸出率能提高1%~2%。
为进一步改善指标,进行合理的工艺改造,经过对现有生产流程进行仔细地研究和对柴矿原有的历史生产资料统计后,发现车间的贵液品位低于单层浓密机溢流,而单层浓密机溢流并没有作为贵液预先拿出来,而是返回磨矿流程充当磨矿回水。由此可知整个生产流程中液体金品位最高的部分并没有提前拿出金来,而是继续在生产流程中循环。液体中Au(CN)-含量多少对氰化浸金影响程度由下面试验进行验证。
(二)不同液体对相同样品的氰化浸出试验。流程按-磨-浸两洗进行。试验样品为上述混合样品,即按3中∶4中∶5中∶6中=1∶3∶2∶2的比例进行配矿后的样品。液体取白选矿车间不同作业段,其液金品位和[CN-]、[Ca0]见表4。
表4  试验用液初始条件
试验用液名称
液体浓度
液体中金品位/g·m3
[CN-]
[Ca0]
清水
0
0
0
贫液(置换后液)
11.9
2
0
中液(西三层溢流)
8.9
1.6
0.34
贵液(贵液池液)
11.4
1.8
1.27
单层溢流
12
1.2
1.86
由上表可看出贵液和贫液中[CN-]、[Ca0]基本相同,单层溢流中的[CN-]、[CaO]最高。相同工艺条件:磨矿浓度:50%;磨矿细度:80%、-200目;浸出矿浆浓度:33%;浸出时间30h;保持矿浆中[CN-] =8~10/万,[Ca0]2~4/万,试验结果见表5。
由试验结果可知,当液体中保持[CN_]、[CaO]相同时,液体中Au(CN)-含量越高,尾矿品位越高,浸出率越低。对同一样品来说,当液体中的Au(CN)-含量从1.86g/m3降低至0时,浸出率指标能提高8.1%。
(三)改变加药点试验。从车间各作业段[CN-]、[CaO]分析,单层溢流中的[CN-]、[Ca0]最高,如果改动流程,从单层溢流处出贵液,将西三层溢流作为磨矿回水,会降低磨矿回路中的[CN-]、[Ca0],改变加药点,将原来二段磨矿排矿处的加药点改在西三层溢流处,就能维持磨矿回路中的[CN-]、[Ca0]。由于单层浓密机的作业时间大约为10h,可设计如下试验来验证上述结论,试验一按照原来的流程,直接磨矿后加NaCN和Ca0浸出,浸出30h后再进行两次洗涤;试验二磨矿浸出10h后抽出富液,补入新水,同时再添加NaCN和Ca0以保持液体中相同的[CN-]、[Ca0],浸出20小时再进行两次冼涤。相同工艺条件:磨矿浓度:50%;磨矿细度:80%、-200目;浸出矿浆浓度:33%;浸出时间30h;保持矿浆中[CN-]=8~10/万 [CaO]=2~4/万,试验结果见表6。
表6  不同工艺试验结果
工艺名称
渣品位g·t-1
贵液品位g·m3
倒推原矿
品位/ g·t-1
浸出率/%
细度/%、
-200目
一磨一浸两洗
0.38
2.07
4.52
91.59
80
一磨一浸抽富再浸出洗
0.3
2.12
4.54
93.39
80
由试验结果可知,试验二比试验一的浸出率指标能提高1.8%。由此说明在保持浸出矿浆中[CN-]、[Ca0]相同的情况下,提前拿出液体中的金可以提高整个浸出指标。
四、试验结果分析
(一)合理配矿。
由试验结果来看造成生产指标中尾矿跑高的主要原因是三中段矿石。这部分矿石属于难处理绢云母化蚀变岩,硬度大,品位较高,金以极微细粒状态浸染其中,在保持处理量的情况下现有的破碎和磨矿设备难以使金达到完全单体解离状态,且由试验指标看出,该矿属于难浸矿石。因此控制三中矿石在入选矿石的比例,将入选矿石品位控制在4.5g/t左右,有利于平稳生产指标。
(二)提前出贵液。
在目前设备老化,磨矿细度无法达标还得维持处理量的情况下车间流程作部分改动,由西三层溢流出的贵液改为单层溢流出的贵液,即提前拿出贵液,西三层溢流用作回水返回磨矿回路,可明显改善浸出率指标。
(三)改变加药点,保持矿浆中的[CN-]、[CaO]。
即将原来的二段磨矿排矿处的加药点改在西三层溢流处,以保持磨矿回路的[CN-]在0.1%,[CaO]在0.03%左右,强化磨矿回路的氰化浸出过程。
综合上所述,综合采取上述全泥氰化优化工艺后,浸出率至少能提高1.8%,尾矿品位能得到明显降低。
五、生产应用
经过试验验证后,车间于3月初实话了下列措施:一是通过合理配矿维持矿石入选品位在4g/t左右,改善三中段难浸矿石对生产指标的影响以保持整个指标的平稳;二是通过改变生产流程中贵液出处,增设一个过滤槽,将单层浓密机溢流经过滤处理后直接送到贵液池,西三层溢流输送至磨矿回路;降低磨浸流程液体中的Au(CN)-浓度;三是改变加药点,将原来二段磨矿排矿口的加药点改在西三层溢流处以保持磨矿回路中的[CN-]、[CaO]。
选矿车间3月至6月平均指标与1月、2月平均指标相比:浸出率由91%提高到92.87%,提高了1.87%;选矿回收率由90.03%提高到91.89%,提高了1.86%;按每日处理矿理195t,设备运转率96%,平均品位4g/t计,年可多回收黄金5014g,黄金按200元/g计,年直接经济效益约100万元。
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