发布时间 : 星期五 文章提高武山铜矿伴生金银回收率选矿试验研究更新完毕开始阅读11352759be23482fb4da4cf4
方铅矿、次生铜矿物 黄铁矿、白铁矿、胶状黄铁2.75 矿、黄铜矿中银 闪锌矿中银 脉石及其他矿物中银 合 计 2.00 0.50 39.00 7.05 5.13 1.28 100.00 黄铁矿、白铁矿、胶黄铁矿、黄铜矿 闪锌矿 脉石矿物及铁的氧化物等
从表5和表6中可以看出，裸露金只占总金量的40.50%，尚有绝大部分的金存在于其它矿物中。银主要赋存于自然银、辉银矿、硫铋银矿、碲银矿、块硫铋银矿、块辉铅铋银矿、贺硫铋铜矿、锑黝铜矿、方铅矿和次生硫化铜矿物中，其占有率为86.54%。根据银的赋存状态和分配结果及其可浮性较好的特性，矿石中银在浮选过程中易于与铜矿物一起进入铜精矿中，会有较好的综合回收结果。
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伴生金银回收工艺流程探索
回收金银普遍采用重选、浮选、混汞、氰化、焙烧–氧化以及选冶联合应用等方法[5]。但就总体来说，浮选法是从有色金属矿石中回收金银最常用、也是最有效的方法。 2.1 优先浮选
优先浮选试验采用1次粗选–3次精选闭路流程。优先浮选试验中，进行了新型调整剂筛选试验，确定采用组合抑制剂HT-1+HT-2。该种调整剂的特点是可以明显减少石灰用量，提高金银回收率。为了更好地与选厂生产实际结合，捕收剂采用现场生产中使用的MOS-2和MA-1，起泡剂为BK-208。闭路试验结果为βcu=25.20%，βAu=3.92g/t，βAg=360.64g/t；εcu=85.50%，εAu=28.77%，εAg=47.27%。 2.2 优先浮选粗精矿再磨
在确定一段粗选精矿磨细度为-74μm占94.73%的基础上，进行再磨闭路试验。试验原则流程与优先浮选相同。试验指标为βcu=27.76%，βAu=4.88g/t，βAg=388.14g/t； εcu=86.60%，εAu=33.77%，εAg=47.96%。
由2.1和2.2的闭路试验结果不难看出：采用粗精矿再磨流程，有利于提高铜精矿品位和回收率。金、银回收率也有一定程度提高，但离预期试验指标相差甚远。 2.3 混合浮选再磨
为了进一步探索选矿工艺流程对提高金银回收率的影响，进行了混合浮选试验。混合浮选采用混合粗精矿再磨–1次分粗选–2次精选–1次分扫选–1次扫选闭路流程。试验结果为 βcu=18.41%，βAu=3.48g/t，βAg=317.87g/t；εcu=84.80%，εAu=44.57%，εAg=52.13%，
铜精矿品位和回收率均偏低。主要原因：铜硫混合精矿分离效果不理想，有部分铜矿物进入了尾矿（硫精矿）中，其中铜含量为0.20%，占有率为7.37%，影响了选铜指标的提高。 2.4 分步优先浮选
武山铜矿原矿氧化率一般低于10%，属原生矿床。为了从原矿中尽早回收可浮性好目的矿物，减少金银在碱性环境沉积发生率，采用1次粗选–3次精选–1次扫精选–1次扫选–中矿再磨–1次粗选–2次精选–1次扫选工艺流程。试验结果为βcu=21.28%，βAu=3.64g/t，
βAg=194.56g/t；εcu=88.23%，εAu=34.42%，εAg=46.25%。分步优先浮选流程具有“多收早收”有价金属的特点，但对提高武山铜矿金银回收率效果不明显。从分离产品中回收的部分铜精矿品位不高，易贫化最终铜精矿品位，影响铜精矿品位提高。由于武山铜矿金银嵌布粒度细，金银与金属矿物及脉石矿物共生关系复杂，一段磨矿产品-74μm占65%并没达到有用矿物单体解离要求，因此，易造成有价元素在尾矿中的损失。
3 讨论
有色金属矿中的伴生金、银矿物有其各自嵌布特性，矿物结晶粒度是确定磨矿细度的一个重要依据[6]。金、银矿物一般比铜、铅、锌矿物结晶粒度细小，为最大限度地综合回收金、银，采用较细磨矿细度往往更有效。大量试验研究表明，嵌布于黄铜矿、方铅矿、闪锌矿等硫化物中的金、银矿物不论其粒度大小，主要随载体矿物进入泡沫产品中，而赋存于脉石矿物中的金、银矿物必须在单体解离后才能得以回收。因此，选择合理的磨矿工艺和磨矿细度，对提高伴生金、银回收率具有十分重要的意义。 3.1 提高一段磨矿细度对提高伴生金银回收率可能性
在一段磨矿细度为-74μm占96%的前提下，采用1次粗选–3次精选–1次扫选闭路流程，获得试验指标如下：βcu=24.11%，βAu=4.25g/t，βAg=228.10g/t；εcu=91.97%，εAu=50.13%，εAg=55.60%。通过本次试验证实，提高武山铜矿的磨矿细度，一方面对伴生金银回收率提高有很大促进作用，另一方面选矿指标不会因此受到影响。 3.2 硫精矿和尾（铜尾）矿中损失金回收可能性[7]
为了回收损失于硫精矿和尾矿中的金，对硫精矿和尾矿进行了分粒级含金量查定，结果表明：在硫精矿中，粒度越细含金品位越高。以-33μm粒级金品位最高（2.545g/t），产率占29.23%，金占有率为51.46%。尾矿中各粒级含金品位，没有明显规律，在+74μm粒级中，产率为39.53%，金占有率为44.71%。-10μm粒级含金品位达1.6 g/t，产率15.65%，金占有率21.79%，要回收这部分的损失金，由金粒度及嵌布特性知，以氰化浸出最为合适。铜尾分级产品（-33μm粒级）氰化浸出试验结果表明：矿浆中氰化钠浓度为0.075%，浸出35小时条件下，可使金、银总回收率分别提高18.32%和3.77%。采用此方法综合回收金、银，具有一定经济效益。 4
推荐工艺流程
综合以上选矿试验研究成果，确定试验研究方案采用1次粗选–1次精选–1次扫选–混合浮选–再磨–1次粗选–2次精选–2次扫选铜硫分离工艺流程。一段磨矿细度－200目为65％，二段磨矿细度－325目为96％，获得了较为理想的选矿试验指标[8]。选矿工艺流程图见图1。试验结果为：βcu=22.40%，βS=44.01%，βAu=3.77g/t，βAg=256.61g/t；εcu=90.51%，εS=81.03%，εAu=44.63%，εAg=56.29%。与目前选矿生产指标相比：铜回收率提高4.01%，硫回收率提高21.03%，金回收率提高8.63%，银回收率提高0.29%。
原 矿
65%–200
粗 选
精 选 扫 选
96%–200
粗 选 尾 矿
精 一 扫 一
精 二 扫 二
铜精矿 硫精矿
图1
铜硫混合浮选–再磨–铜硫分选工艺流程
5 结论
（1） 武山铜矿矿石性质复杂，有用成份含量多，黄铜矿、黄铁矿是伴生金银主要载体矿物。金绝大部分呈微细状态（纳米级）存在于黄铜矿、黄铁矿和脉石矿物中，常规磨矿方法难以使试样中金矿物发生解离，银呈银矿物产出，分为自然银、辉银矿两种，粒度一般大于1um，主要赋存于铜矿物中。
（2） 物质组成和分选试验结果表明，要提高武山铜矿伴生金、银回收率，应在工艺条件可能的情况下进行细磨，使黄铁矿中所含金尽可能解离出来，以便金在铜精矿中得到某种程度的富集。
（3） 新型调整剂（HT类）运用于武山铜矿铜硫分选工艺中，能有效降低石灰用量，促进铜、硫分离，实现铜、硫、金的综合回收。
（4） 采用铜硫混合浮选–再磨–铜硫分离流程，能够较好地解决武山铜矿伴生金银回收率偏低问题，对提高伴生金银回收率具有现实指导意义。
参 考 文 献
[1] 吴庆荣，大冶有色金属公司伴生金银矿产资源综合利用[J]，矿产综合利用，1990，6：47～52；
[2] 吴礼杰，铜铁矿物伴生金银综合回收的研究与实践[J]，大冶科技，1990：24～27； [3] 江西铜业公司武山铜矿，江西省瑞昌市武山铜矿伴生金银补充勘探地质报告[R]，1990年12月；
[4] 北京矿冶研究总院，江西武山铜矿伴生金银矿石工艺矿物学研究[R]，1990年11月； [5] 胡为柏，浮选[M]，冶金工业出版社，1983，4；
[6] 罗晓华，提高武山铜矿伴生金银回收率研究硕士研究生学位论文[D]，2005年2月； [7] 北京矿冶研究总院，武山铜矿北矿带矿矿石提高金银回收率研究[R]，1986年3月； [8] 江西理工大学，提高武山铜矿伴生金银回收率研究报告[R]，2003年9月；
浮选闭路试验怎样进行操作?，选矿设备，选铁设备，山川重工，试验的方法是按照开路试验确定的流程和条件，接连而重复地做几个试验，但每次所得的中间产品(精选尾矿、扫选精矿)仿照现场闭路连续生产过程，给到下一试验的相应作业中，直至试验达到平衡为止。如图75所示的一粗、一扫、一精闭路流程，相应的试验室闭路试验流程如图76所示。
闭路试验需要两台或更多的浮选机，至少要两人进行。在一般情况下，闭路试验要连续做5～6个试验。最好在试验过程中将精矿产品迅速烘干，以便判断是否已经达到平衡，如能进行产品的快速化验，那就更好了。
如果在试验过程中发现中间产品的产率一直增加，达不到平衡，则表明中矿在浮选过程中没有得到分选，将来生产时也只能机械地分配到精矿和尾矿中，从而使精矿质量降低，尾矿中金属损失增加。