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第36卷第1期 2014年2月 甘肃冶金 6 2章编号:1672—4461(2014)01·0012—06 西澳大利亚州盈地金矿石的冶金试验流程和结果 唐敏杰,刘 萍,高卫宏,张选固 (西北有色地质勘查局七一七总队,陕西宝鸡721015) 摘 要:本文详细介绍了西澳大利亚州(尔巴拉(区盈地(矿床氧化矿石和原生 矿石所做的各种冶金试验流程及试验结果,以期对我们国内类似矿石的加工试验程序有一定的借鉴和参考意义。 关键词:重力分离;间歇瓶滚筒淋滤;超细粒研磨;耐磨性试验;氰化物淋滤 中图分类号:献标识码:A ei—717 o~21015,on ee in it be of 引言 2加工试验过程 澳大利亚盈地(矿床位于西澳大利亚 州北部沿海地带,距黑德兰港(南 90余公里(图1);北部有西北滨海公路,东部有大 北公路从区内通过,交通十分便利。盈地金矿床赋 存于太古代浊积岩中,矿区及其南部出露有与花岗 岩具有同生关系的基性一超基性岩体(脉),区域范 围内的金矿化沿发育于两个花岗岩体之问的剪切带 分布。该剪切带走向近东西,在已有的矿权区内长 约70 达2 矿区东部被一条北东向的后 期剪切带错断。剪切带内有基性一超基性、酸性岩 脉侵入。 本次冶金试验工作是要确定该矿床氧化矿石的 耐磨指数、棒磨和球磨指数以及氧化矿石和原生矿 石的研磨粒度与淋滤结果的关系。 本次的加工试验流程详细见图2和图3所示。 2.1样品制备 每个样品粉碎至.19.00 格槽缩分器将样 品分成2个次级样品,其中一个保留为副样,另一个 用来做氧化矿石或原生矿石的成分研究试验。 氧化矿石在12.7 保证其有足够 的物质成分来确定。余下的矿石加工至 这样将其混合并分成次级样品以进行下面的试验研 究。测定棒磨力指数时需要次级样品15 歇瓶 滚筒浸出测试需要10 果需要的话,需进行蒸 馏塔浸出10 下部分加工至3.35 全混 合后将次级样品分半,进行球磨力指数的试验研究。 矿石的剩余部分加工至.2 分成次样进行原 始品位分析、重力分离和淋滤浸出试验。 囊 罄孵 14 甘肃冶金 第36卷 图3原生矿石的冶金试验流程 原生矿石成分被完全混合后,分成一个储存样 和一个实验样,实验样需加工至.2 全混合 并被分成次级样品以进行后面的试验,这包括原始 品位分析、重力分离、浮选和淋滤浸出试验。 2.2耐磨性试验 对氧化矿石样品进行了粘合耐磨力指数、棒磨 力指数和球磨力指数实验。 2.3 间歇瓶滚筒淋滤浸出试验 约11 中,来进行间歇瓶滚筒浸出(淋滤)试验。浸出情 况如下: 粉碎粒度:一般为.12.7 矿浆浓度:50%,使用当地自来水; 0.0,用生石灰(80%来自于氧化钙)来 保持; 氰化物:最初为500 持在300 浸出(淋滤)时间:168 h; 监测时间分别为:0,2,4,8,24,48,72,96, 120,144和168 h; 碾压间歇:每小时1 中间溶液的样品用来监测解氧、氰化 物和金含量。最后的固体和溶液只用来分析金含 量 2.4重力分离试验 5 的氧化矿石次级样品被加工至一0.500 并经过耐尔森(缩器浓缩。浓缩物被混 汞,银汞齐和混汞溶液用来分析金。少量的钠氰化 物,相当于.50 添加至混汞溶液中,以确保金 表面很干净使得汞能够附着其上。银汞齐和浓缩器 尾液混合,形成重力尾液,再进行干燥、称重、缩分, 以进行后面的试验研究。 5 过程。 2.5氰化物淋滤(浸出)试验 用重力分离试验尾液做了一系列的氰化物浸出 (淋滤)试验。浸出条件如下所示: 研磨粒度(80%):氧化矿石为150,75和38 生矿石为75,38和一10 矿浆浓度:40%,使用当地自来水; 0.0,用生石灰(80%来自于氧化钙)来 保持; 氰化物:最初为500 持在300 浸出(淋滤)时间:48 h; 监测时间分别为:0,2,4,8,24和48 h。 中间溶液的样品用来监测解氧、自由 氰化物和金含量。最终的固体和溶液仅分析金含 。。~G 1期 唐敏杰,等:西澳大利亚州盈地金矿石的冶金试验流程和结果 15 量。 2.6浮选一原生矿石 第一个2 度80%为.75 至一个5 加上实验室的自来水。同时还有一个管子来控制加 入每分钟25 g/着是添加每分钟100 g/药)。共计7 接着是进一步添加3 g/泡剂和 混合发泡剂根据需要而加。第二个2 石次级样品的试验重复以上过程。 在两个样品的试验完成后,将其精矿混合用来 做超细粒研磨试验,尾矿也进行混合、过滤、干燥、称 重,并提交做金和硫的化验分析。 2.7超细粒研磨试验 浮选得来的精矿被送到实验室,用重10 径为10 磨。精矿被加 工至标定的.10 次保存做下面的淋滤(浸 出)试验。 2.8精矿淋滤(浸出)试验 浮选的精矿经过超细粒研磨后,用下面的一些 参数来进行淋滤试验: 研磨粒度80%:一10 I,矿浆浓度:9%,使用名)龙头水; 0.5,用生石灰(80%来自于氧化钙)来 保持; 氰化物:最初为1000 持在500 浸出(淋滤)时间:48 h; 监测时间分别为:0,2,4,8,24和48 h。 中间和最终的液体样品要监测其解 氧、氰化物和金含量。最终的固体要分析金和硫的 含量。 3试验结果 3.1耐磨性试验 氧化矿石的耐磨性试验结果见表1。 表1耐磨性试验结果 棒磨力指数/(t)球磨力指数/(t) 粘合力指数 18.2 14.8 0.0604 这些结果表明,盈地金矿床的氧化矿石与一般 金矿石的平均指数相比较来讲,相对于16.7 t 来说,棒磨力指数稍高,为18.2 t,而球磨力指 数相对于16.1 稍低一些,为14.8 t。粘合力(结合力)指数非常低,为0.0604,而 一般平均值为0.48。 3.2原矿分析 原矿的原始分析结果概括见表2。 表2原矿分析结果 氧化矿石的原矿平均品位为金3.21 g/t,原生 矿石的原矿平均品位为金3.79 g/t。银的分析值较 低,为1~2 g/t,而铁、砷和锑的含量在两种矿石中 基本相似。如预期的一样,硫的含量在氧化矿石中 较低,为0.16%,而在原生矿石中较高,为1.21%。 计算的氧化矿石原矿金品位为3.95 g/t。计算的原 生矿石原矿金品位为3.21 g/t,硫为1.31%。 3.3间歇瓶滚筒淋滤试验 氧化矿石样品的间歇瓶滚筒淋滤试验结果见表 3。 表3 间歇瓶滚筒淋滤试验结果简表 结果表明,经过168 达到的金的回 收率中等,为59.7%。淋滤反应较慢,在淋滤的头 24 有43.2%的金被氰化物所溶解。当试验 完成时,淋滤仍在进行中,在最后的:24 收 率可提高4.7%。这些结果表明,堆浸是可行的,但 最后金的回收率相对较低。 氰化物损耗非常低,为0.13 kg/t,氧化钙(生石 灰)添加量也较低,为O.42 kg/t。 3.4重力分离试验 重力分离试验结果概括见表4。 T 。 》‘ 9 16 甘肃冶金 第36卷 相当于样品中存在的“游离”金的品位。 这些结果表明,两种矿石使用重力分离法可获 得相似的结果,如氧化矿石的8.1%(0.32 g/t 原生矿石的9.1%(0.31 g/t 在混汞过程中,每 种溶液中都要添加少量的氰化钠(对这 些溶液也进行了分析。结果表明,氧化矿石中大约 98%、原生矿石中约85%的混汞金很容易被氰化物 溶解,只有2%(氧化矿石)或15%(原生矿石)的混 汞金在汞齐中得到回收。 3.5氰化物淋滤 淋滤试验结果见表5。 表5氰化物淋滤试验结果 结果表明,氧化矿石样品,随着研磨粒度的变 小,金的回收率从77.0%增加到88.O%。随着粒度 的变小,残渣中的金含量从0.85 g/0 g/变化。淋滤反应力较快,在最初的4 87% 到98%暴露的可溶金被溶解在氰化物溶液中。 对于原生矿石也有相同的趋势,回收率从40. 1%到56.0%变化,残渣中的金含量从1.86 1.45 t。原生矿石最初时的淋滤反应力非常 快,在开始的2到8小时内,可达到最大的金回收 率。到淋滤的末期,金的回收率下降,这说明可能有 碳“吸附”的现象。使用较高的氰化物添加剂,有可 能克服这种“吸附”的影响。 对于氧化矿石,生石灰的添加量中等,从0.42 kg/3 均为O.53 kg/t,氰化 物的消耗也是中等,从0.88 kg/0 kg/,平均为1.13 kg/t。随着粒度的降低,氰化物消耗 增加。 对于原生矿石,生石灰添加量中等到高,从0.60 kg/3 kg/均为1.48 kg/t,而氰 化物的消耗也是中等,从0.57 kg/9 kg/化,平均为0.94 kg/t。随着磨碎粒度的变小,生石 灰添加量增加。 3.6浮选试验 浮选结果见表6。 表6浮选试验结果表 这些结果表明,浮选过程中可获得金83%和硫 82%的回收率,其总产率为5.1%。浮选尾矿的品位 为金O.55 g/t,硫0.25%。如果浮选条件理想的话, 金和硫的回收率可达到更高。 3.7精矿淋滤试验 超细研磨后浮选精矿的淋滤结果见表7。 表7超细研磨精矿淋滤试验结果表 这些结果表明,最终回收率仅为78.1%,属中 等,但淋滤反应非常快,在最初的2 金 被溶解在氰化钠溶液中。在这次实验的整个淋滤过 程中没有“吸附”的现象。淋滤残渣中金的含量非 常高,为10.75 g/t,如果以整体矿石为基础来计算, 它可降至0.52 g/t。 蕊 第1期 唐敏杰,等:西澳大利亚州盈地金矿石的冶金试验流程和结果 石灰的添加量中等,为2.79 t,而氰化钠消 耗非常高,为11.84 kg/t。当以所有矿石来计算时, 这些值可降为:生石灰添加量0.14 t,氰化钠消耗 0.60 kg/t。 3.8原生矿石的成分物质平衡试验结果 表8所列的是浮选和淋滤过程中的物质平衡试 验结果。 表8原生矿石的浮选和淋滤物质平衡试验结果 由金品位为3.23这些结果表明,在浮选和超细研磨后的淋滤精 矿中可获得64.7%的金回收率。最终残渣中金品位 为1.07 g/t。对浮选尾矿进行淋滤可进一步提高整 体金的回收率。 3.9整体结果 本次实验的整体结果见表9所示。 表9整体结果 从这些结果可以看出,对于氧化矿石而言,粒度 变小会使金的回收率提高。对于堆浸淋滤来说,延 长淋滤时间或使粉碎粒度更细,有可能获得更高的 金的回收率,但这些在本次实验中没有进行。 对于原生矿石有相同的趋势,但整体金的回收 率较低,这表明矿石中有更多数量的难溶解金存在。 对于精矿的浮选、超细研磨和氰化物淋滤可获得最 高的金的回收率。如果对尾矿的浮选和淋滤效果继 续进行优化试验的话,可使金的回收率更高,但在本 次实验中没有进行。 4 结论 4.1氧化矿石 根据以上所做的各项试验结果,总结得出的结 论认为:金矿石的棒磨力和球磨力指数中等,粘合力 指数很低,为0.0604。棒磨指数为18.2 t。球 磨指数为14.8 t。间歇瓶滚筒淋滤法金的回收 率仅仅是中等,为59.7%。淋滤反应慢,淋滤残渣中 的品位较高,为1.64 g/t。重力分离法可回收8.1% 的“游离”金。金的回收率与研磨粒度密切相关,粒 度越小,回收率越高。相对来说,矿石比较容易加工 处理,在80%的粒度直径为150 的回收率 为78.9%;而在80%的直径为38 的回收 率可提高到89.0%。当研磨粒度从150 5 滤残渣中金的品位从0.85 g/5 g/0 g/t。氰化物消耗中等, 从0.88 kg/0 kg/t,平均为1.13 kg/t。氧化钙 (加剂较少,从0.42 kg/3 kg/t,平均 为0.53 kg/t。 4.2原生矿石 原生矿石化验分析的最高品位为:金3.79 g/t, 硫1.21%。重力分离法可回收9.1%的“游离”金。 金的回收率与磨碾粒度密切相关,粒度越小,回收率 越高。矿石不容易被加工处理,在粒度80%为75 体金的回收率为45.6%;而当P 。为的回收率提高为60.0%。当加工粒度 80%从75 滤残 渣中金的品位从1.86 g/6 g/.45 g/t。在淋滤试验过程中有碳“吸附”现象。氰 化物消耗中等,从0.57 kg/9 kg/t,平均为 O.94 kg/t。氧化钙添加剂中等,从0.60 kg/3 kg/t,平均为1.48 kg/t。随着粒度的减小,氧化钙添 加剂量增加。浮选可获得高品位的金49.18 g/21.13%。精矿中含有82.8%的金和81.9%的硫。 浮选尾矿中的品位属于中高,金为0.55 g/t,硫为 0.25%。淋滤动力反应非常快,淋滤过程实际上只需 2 超细粒研磨后的(浮选)精矿 进行淋滤,可获得78.1%的金回收率。在对超细研 磨后的(浮选)精矿进行淋滤的过程中没有出现“吸 附”的现象。 建议对原生矿石做进一步试验,以确定加工处 理流程,使得金的回收率最大化。这些试验可包括 使浮选条件理想化、对浮选尾矿进行淋滤、对超细研 磨尾矿进行诊断性的淋滤试验,以确定金的损失到 底出现在何处,并对浮选精矿进行矿物检查。利用 浮选精矿的烘烤和氰化物处理方法来确定金的难溶 性特征。 收稿日期:2013者简介:唐敏杰(1963.),男,安徽省舒城县人,地质工程师。主要 从事地质勘查单位的勘查质量监督检查管理工作。 蠢豢 瓣 蠢鬻
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