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云南金矿石浮选试验


1 前言 受云南黄金矿业有限责任公司委托,某黄金研究院对云南镇沅分公司含金矿石进行选 选 矿试验研究。 目的是通过对该金矿石的工艺矿物学研究和选矿流程试验, 确定原矿选矿技术 矿试验 条件和工艺参数,为选矿工艺 选矿工艺流程的选择和设计提供科学可靠的依据。 选矿工艺 本研究报告的内容主要是原矿工艺矿物学研究、原矿浮选流程试验研究。 对镇沅含金矿石的工艺矿物学研究表明:该矿石工艺类

型为贫硫化物碳质微细粒浸染 型难处理金矿石。矿石中有价元素为金,品位为 5.38g/t。该矿石中金矿物粒度微细,镜下 可见最大金粒为 8.5 微米,93.84%的金矿物小于 5 微米,其中多数呈次显微金。该矿石中 金矿物与金属硫化物关系非常密切,硫化物中金占 86.26%,脉石中金占 7.58%,游离金仅 占 6.16%,硫化物粒度也较细,有 73.1%的硫化物粒度小于 0.037mm,不利于金的暴露与 解离,在原矿磨至-0.074mm 占 95%时,仍有 10.5%的硫化物与脉石连生,5.1%的硫化物 被脉石包裹。矿石中有机碳含量为 0.70%,有机碳有很强的劫金能力,常规氰化,磨矿粒 度为-0.074mm 占 90%时,金浸出率仅为 0.74%。 浮选试验研究结果表明:原矿采用阶段磨浮流程,一段磨矿粒度为-0.074mm 占 60%, 二段磨矿粒度为-0.074mm 占 90%,金浮选回收率为 90.52%,精矿金品位为 47.87g/t,浮 选尾矿品位为 0.57g/t,浮选闭路试验结果见表 1。 表 1 浮选闭路试验结果
产物 名称 金精矿 尾 矿 原 矿 产率 (%) 10.21 89.79 100.00 Au(g/t) 47.87 0.57 5.40 品位(%) As 0.75 0.01 0.086 S 18.74 0.23 2.12 Au 90.52 9.48 100.00 回收率(%) As 89.50 10.50 100.00 S 90.26 9.74 100.00

2 试样的采取与制备 2.1 试样的采取 本次试验样品的采取及代表性由委托方负责。矿样于 2005 年 3 月 7 日到达我院。 委托方提供的各点矿样情况如表 2。 表 2 委托方提供的各矿点品位及重量
矿点 101E-1 102W-1 102NM-1 103E-1 104E-1 104E-2 1753 上盘 1713-18 线 老王寨 取样品位(g/t) 13.05 4.43 0.00 17.10 4.50 8.80 分析品位(g/t) 3.04 2.99 0.70 11.07 5.09 11.08 0.90 2.34 3.68 矿样重量(kg) 500 512 1200 290 1023 330 243 500 700

2.2 试样的制备

将矿样分点按图 1 流程破碎后,将各点矿样充分混匀、缩分,取样进行化学分析,按 委托方要求,原矿品位要求在 5.0—5.5g/t 范围内,各点矿样分析品位及配矿结果见表 3。 表 3 各点矿样分析品位及配矿结果
矿点 102W-1 103E-1 104E-1 104E-2 1753 上盘 老王寨 合计 计算品位(g/t) 化验品位(g/t) 配矿比例(%) 20 10 40 10 10 10 100 分析品位(g/t) 2.99 11.07 5.09 11.08 0.90 3.68 — 5.31 5.38 配矿重量(kg) 500 250 1000 250 250 250 2500

图 1 试样制备流程 3 矿石工艺矿物学研究 3.1 原矿多元素分析 表 4 多元素分析结果
元素 含量(%) 元素 含量(%) Au(g/t) 5.38 C 4.14 Ag(g/t) 2.55 As 0.08 Cu 0.02 Sb 0.19 Pb 0.01 CaO 6.52 Zn 0.01 MgO 3.96 Fe 3.85 Al2O3 9.85 S 2.03 SiO2 68.05

3.2 原矿碳物相分析 表 5 原矿碳物相分析结果
相别 C/碳酸盐 C/有机碳 C/石墨碳 全碳

含量(%) 相对含量(%)

2.88 69.56

0.70 16.91

0.56 13.53

4.14 100.00

3.3 原矿硫物相分析 表 6 原矿硫物相分析结果
硫物相 含量(%) 相对含量(%) S/硫酸盐 0.19 9.36 S/硫化物 1.78 87.68 S/元素硫 0.06 2.96 全硫 2.03 100.00

3.4 原矿筛分分析 表 7 原矿(-0.074mm 占 94.11%)筛分分析结果
产品粒级 (mm) +0.15 -0.15+0.074 -0.074+0.045 -0.045 合计 产率(%) 2.92 2.97 17.79 76.32 100.00 金品位(g/t) 6.83 3.67 2.66 5.80 5.21 金分布率(%) 3.83 2.09 9.09 84.99 100.00

从原矿筛分分析结果看, 大多数金矿物分布在-0.045mm 粒级以下, 占金总含量的 84.99%, 说明金载体矿物及金矿物颗粒比较细小。 3.5 矿石矿物组成及含量 镜下所见金属矿物较少,占 3.84%,主要为黄铁矿、白铁矿,少量的辉锑矿、毒砂、褐 铁矿,偶见有黄铜矿、闪锌矿、方铅矿、赤铁矿、磁铁矿等。非金属矿 非金属矿物有石英、绢云母、 非金属矿 方解石、白云石等,少量的长石、泥质、石墨碳质、粘土矿物、绿泥石等,其相对含量检测 结果见表 8。 表 8 矿石矿物相对含量测量结果
金属矿物 黄铁矿、白铁矿 辉锑矿 毒 砂 黄铜矿、方铅矿、闪锌矿 褐铁矿 合 计 总 计 相对含量 (%) 3.35 0.19 0.09 0.09 0.12 3.84 合 计 100.00 96.16 非金属矿物 石英、绢云母、长石等 泥质、石墨碳质、粘土矿物 方解石、白云石 相对含量 (%) 72.26 3.80 20.1

3.6 主要金属矿物嵌布粒度 该矿石中的金属矿物主要为黄铁矿(含白铁矿),少量的辉锑矿、褐铁矿,极少的毒砂, 金属硫化物与金关系密切,因此对硫化物粒度进行检测,金属硫化物粒度测量结果见表 9。 表 9 硫化物粒度检测结果
粒径区间 (mm) 相对含量(%) >0.074 12.3 0.074—0.053 0.053—0.037 0.037—0.01 4.2 10.4 49.3 <0.01 23.8 合计 100.0

通过表 9 可以看到金属硫化物粒度细小,粒度小于 0.037mm 占 73.1%,镜下所见到 辉锑矿粒度相对较粗,多在 0.037—0.074mm 区间,而毒砂粒度细小,一般多在 0.01mm 左右,不利于硫化物在磨矿过程中的单体解离。 3.7 主要矿物的嵌布特征 黄铁矿(含白铁矿):是该矿石中最主要的金属硫化物,占矿石含量的 3.35%,主要 呈它形粒状与胶状集合体,黄铁矿周边聚集微粒毒砂,呈草莓状,黄铁矿粒度较细,多在 0.01—0.053mm 区间,呈浸染状,星散分布在脉石粒间,结晶程度低,多为胶状黄铁矿(因 此光片磨光度不好),还有的黄铁矿具有再生增大特征,与其它金属矿物连晶不密切,该矿 石中的黄铁矿在镜下检测过程中尚未发现金矿物, 对原矿采用选择性溶金试验表明, 硫化物 含金占 86.26%,说明金矿物与硫化物关系非常密切,硫化物中金是镜下难以分辨的微粒金 和次显微金。 辉锑矿:在该矿石中含量少,仅占矿石含量的 0.19%,主要呈它形粒状、长条状、放 射状集合体,嵌布在脉石粒间,与其它矿物关系不密切,粒度相对较粗,多在 0.037—0.074mm 区间,镜下没有发现金与辉锑矿有关系。 毒砂:在矿石中含量很少,仅占矿石含量的 0.09%,所见毒砂多呈自形—半自形粒状、 毒砂粒度微细,大多数在 0.01mm 左右,星散嵌布在脉石粒间或微裂隙中,少数在黄铁矿 周边构成连晶呈草莓状。 褐铁矿:在矿石中含量很少,占矿石含量的 0.12%,是在上盘样品中见到,有的光片 中呈氧化铁染色,可见部分黄铁矿已被子褐铁矿交代,呈交代残留结构。褐铁矿粒度多在 0.037mm 左右。 石墨:在该矿石中含量很少,仅占矿石含量的 0.56%,绝大多数是在上盘样品中见到, 主要分布在构造发育部位,有的光片呈乌煤色,石墨为片状、长条状,嵌布在矿物粒间,其 粒度多在 0.01—0.037mm 区间。 3.8 矿石的结构构造 3.8.1 矿石结构 自形—半自形—它形粒状结构:毒砂呈自形—半自形,其它金属矿物基本上为它形粒 状结构。 胶状结构:有部分黄铁矿呈细的浑圆的胶状结构,有的聚集成集合体。 交代结构:主要在上盘光片中见有褐铁矿交代黄铁矿。 包含结构:微细粒硫化物、金矿物在脉石中呈包含结构。 3.8.2 矿石构造 浸染状构造:主要金属矿物在矿石中呈此构造。 脉状构造:有的石英或方解石呈脉状产出。 角砾状构造:矿石呈碎裂或角砾而被硅质或碳质胶结。 3.9 金矿物工艺特征 3.9.1 金矿物种类 通过镜下对光片及团矿片的检测,该矿石中的金矿物主要为自然金,少量为银金矿。

3.9.2 金矿物形态 金矿物由于其粒度细小,形态简单,多呈角粒状、浑圆状、麦粒状等。其结果见表 10。 表 10 金矿物形态特征测量结果
形态特征 相对含量(%) 角粒状 39.8 浑圆状 32.1 麦粒状 19.5 长角粒状 8.6 合计 100.0

3.9.3 金矿物粒度特征 该矿石中金的粒度微细,在光片及团矿片中镜下所见最大金粒为 8.5 微米,其它多在 2—5 微米,在大量的镜检过程中尚未发现硫化物中金,而选择性溶金分析硫化物含金占金 总量的 86.26%,因此这部分金为常规镜下难以分辨的金,为微粒金和次显微金。详细结果 见表 11。 表 11 金矿物粒度测量分析结果
粒径区间 (mm) 相对含量 (%) >0.01 微 0.01—0.005 <0.005 93.84 (其中绝大多数为次显微金) 合计

6.16

100.0

从表 11 中可以看到金绝大多数都小于 5 微米, 特别是硫化物中金大多数为次显微金, 用 机械磨矿很难使金矿物单体解离。 3.9.4 金矿物赋存状态 该矿石中在镜下所见金多赋存在脉石粒间,少量在脉石中,所见最大金粒为 8.5 微米, 金矿物粒度多在 2—5 微米,所见金粒数量少,因此难以提供金赋存状态数据。对-0.074mm 占 90%粒度原矿采用选择性溶金方法,来检测该矿石中金的赋存状态,其结果见表 12。 表 12 金的赋存状态
赋存状态 相对含量 (%) 6.16 86.26 1.36 6.22 100.0 单体裸露金 硫化物中金 碳酸盐中金 硅酸盐中金 合计

3.10 矿石工艺类型 该矿石硫化物含量为 3.72%,含锑 0.19%,含有机碳 0.70%、石墨碳 0.56%。金矿物 粒度多为微细粒与不可见金,矿石工艺类型属贫硫化物碳质微细粒浸染型难处理金矿石。 3.11 矿石可磨度测定 将-2mm 原矿筛去-0.15mm 粒级后,每份 500 克,用标准球磨机进行磨矿,时间分别 为 5′、10′、15′、20′,磨矿后筛分结果见表 13。 表 13 可磨度测定结果

可磨度测定曲线见图 2。

可磨度系数 K=T0/T=354/330=1.07 式中:T0——标准矿石磨至-0.074mm 占 65%所需时间(秒); T——镇沅金矿石磨至-0.074mm 占 65%所需时间(秒)。 K=1.07,镇沅金矿石磨至-0.074mm 占 65%时,比标准矿石易磨。 可磨度系数 K′=T0′/T′=810/762=1.06 式中:T0′——标准矿石磨至-0.074mm 占 90%所需时间(秒); T′——镇沅金矿石磨至-0.074mm 占 90%所需时间(秒)。 K′=1.06,镇沅金矿石磨至-0.074mm 占 90%时,比标准矿石易磨。

图 2 可磨度曲线

3.12 矿石工艺矿物学研究小结 (1)该矿石中金属硫化物含量为 3.72%,金的粒度为微细粒及次显微金,含有 0.70% 的有机碳,矿石的工艺类型为贫硫化物碳质微细粒浸染型难处理金矿石。

(2)该矿石中金粒微细,镜下可见最大金粒为 8.5 微米,占 93.84%的金小于 5 微米, 其中多数呈次显微金。 (3)该矿石中金与金属硫化物关系非常密切,硫化物中金占 86.26%,脉石中金占 7.58%,游离金仅占 6.16%,硫化物粒度也比较细小,小于 0.037mm 的硫化物占 73.1%, 不利于硫化物在磨矿过程中的单体解离。 (4)矿石中有机碳含量为 0.70%,含量较高,具有极强的劫金能力,对湿法就地产金 工艺会产生不利影响。 4 浮选试验 4.1 流程探索试验 4.1.1 一段磨浮流程试验 4.1.1.1 –0.074mm 占 85%粒度的一段磨浮流程试验 试验流程及条件如图 3,试验结果见表 14。

图 3 一段磨浮试验流程(1) 表 14 一段磨浮试验(1)结果
-0.074mm 含量(%) 产物名称 金精矿 中 矿 85 尾 矿 原 矿 产率(%) 17.25 17.05 65.70 100.00 金品位(g/t) 18.77 4.19 1.7 5.07 金回收率(%) 63.87 14.10 22.03 100.00

4.1.1.2 –0.074mm 占 90%粒度的一段磨浮流程试验 试验流程及条件如图 4,试验结果见表 15。

图 4 一段磨浮试验流程(2)

表 15 一段磨浮试验(2)结果
-0.074mm 含量(%) 产物名称 金精矿 中 矿1 90 中 矿2 尾 矿 原 矿 产率(%) 10.77 23.95 9.08 56.20 100.00 金品位(g/t) 32.57 4.06 1.23 0.80 5.04 金回收率(%) 69.58 19.29 2.21 8.92 100.00

4.1.2 泥砂分选流程试验 试验流程及条件如图 5,试验结果见表 16。

图 5 泥砂分选流程 表 16 泥砂分选试验结果
-0.074mm 含量(%) 产物名称 精矿 1 精矿 2 一段 65% 二段 95% 中矿 泥 尾矿 原矿 产率(%) 8.42 0.88 10.48 23.74 56.48 100.00 金品位(g/t) 43.92 52.13 3.16 1.5 0.57 5.17 金回收率(%) 71.58 8.88 6.42 6.89 6.23 100.00

4.1.3 阶段磨浮流程Ⅰ试验 试验流程及条件如图 6,试验结果见表 17。

图 6 阶段磨浮流程Ⅰ 表 17 阶段磨浮Ⅰ试验结果
-0.074mm 含量(%) 产物名称 产率(%) 金品位(g/t) 金回收率(%)

精矿 一段 65% 二段 90% 中矿 1 中矿 2 尾矿 原矿

17.70 18.81 10.78 52.71 100.00

20.51 2.73 4.69 0.60 4.97

73.11 10.34 10.18 6.37 100.00

4.1.4 阶段磨浮流程Ⅱ试验 试验流程及条件如图 7,试验结果见表 18。

图 7 阶段磨浮流程Ⅱ

表 18 阶段磨浮Ⅱ试验结果
-0.074mm 含量(%) 产物名称 精矿 1 精矿 2 一段 65% 二段 95% 精尾 中矿 尾矿 原矿 产率(%) 7.74 7.0 13.74 16.96 54.86 100.00 金品位(g/t) 46.43 13.0 2.0 2.06 0.43 5.36 金回收率(%) 67.00 16.97 5.12 6.51 4.40 100.00

由以上探索流程试验结果得知,阶段磨浮流程的回收率优于一段磨浮流程。同时探索 了泥砂分选流程,由于矿泥含金品位为 1.5g/t 且仍占有 6.89%的回收率,不能直接抛尾, 所以最终确定采用阶段磨矿浮选流程。 4.2 磨矿粒度试验 4.2.1 一段磨矿粒度试验 试验流程及条件如图 8,试验结果见表 19。

图 8 一段磨矿粒度试验流程 表 19 一段磨矿粒度试验结果
-0.074mm 含量(%) 60 产物名称 精矿 产率(%) 17.07 金品位(g/t) 23.29 金回收率(%) 75.81

尾 矿 原 矿 精矿 65 尾 矿 原 矿 精矿 70 尾 矿 原 矿

82.93 100.00 16.19 83.81 100.00 17.05 82.95 100.00

1.53 5.24 23.17 1.70 5.18 23.89 1.53 5.34

24.19 100.00 72.47 27.53 100.00 76.24 23.76 100.00

一段磨矿粒度为-0.074mm 占 60%时,指标比较理想。 4.2.2 二段磨矿粒度试验 试验流程及条件如图 9,试验结果见表 20。

图 9 二段磨矿粒度试验流程 表 20 二段磨矿粒度试验结果
-0.074mm 含量(%) 产物名称 精矿 1 85 精矿 2 尾 矿 原 矿 精矿 1 90 精矿 2 尾 矿 原 矿 精矿 1 95 精矿 2 尾 矿 原 矿 产率(%) 22.55 7.96 69.49 100.00 22.89 8.81 68.30 100.00 22.34 9.86 67.80 100.00 金品位(g/t) 18.56 8.64 0.47 5.20 18.49 9.82 0.37 5.35 18.74 8.72 0.33 5.21 金回收率(%) 80.49 13.22 6.29 100.00 79.11 16.17 4.72 100.00 79.44 16.31 4.25 100.00

二段磨矿粒度为-0.074mm 占 90%时,指标比较理想。 4.3 调整剂种类试验 试验流程及条件如图 10,试验结果见表 21。

图 10 调整剂种类试验流程

表 21 调整剂种类试验结果
调整剂 种类 调整剂 用量(g/t) 产物名称 精矿 精尾 Na2CO3 800 中矿 尾 矿 原 矿 精矿 精尾 Na2SiO3 800 中矿 尾 矿 原 矿 精矿 精尾 CaO 500 中矿 尾 矿 原 矿 精矿 精尾 CuSO4 200 中矿 尾 矿 原 矿 产率(%) 1.95 6.07 20.82 71.16 100.00 2.25 3.48 19.54 74.73 100.00 3.51 7.26 19.17 70.06 100.00 3.18 4.54 23.49 68.79 100.00 金品位(g/t) 101.0 17.69 9.16 0.67 5.43 85.80 14.41 7.38 2.03 5.39 51.6 16.46 9.51 0.70 5.32 72.32 15.06 8.03 0.80 5.42 金回收率(%) 36.29 19.79 35.14 8.78 100.00 35.82 9.30 26.76 28.12 100.00 34.04 22.46 34.27 9.23 100.00 42.43 12.61 34.80 10.16 100.00

由试验结果可知,采用 Na2CO3 作为介质 PH 调整剂其指标较好。另外,采用 CuSO4 作为活化剂,浮选回收率未改善。 4.4 调整剂用量试验 试验流程及条件如图 11,试验结果见表 22。

图 11 调整剂用量试验流程 表 22 调整剂用量试验结果
Na2CO3 用量(g/t) 产物名称 精矿 中矿 400 尾 矿 原 矿 精矿 中矿 600 尾 矿 原 矿 精矿 中矿 800 尾 矿 原 矿 精矿 中矿 1000 尾 矿 原 矿 产率(%) 8.46 19.64 71.90 100.00 10.62 17.64 71.74 100.00 8.02 20.82 71.16 100.00 9.59 17.94 72.47 100.00 金品位(g/t) 36.10 9.50 0.80 5.49 33.80 8.26 0.60 5.48 37.95 9.16 0.67 5.43 32.07 8.86 0.70 5.17 金回收率(%) 55.58 40.27 10.47 100.00 65.54 26.60 7.86 100.00 56.06 35.15 8.79 100.00 59.46 30.73 9.81 100.00

由以上结果确定 Na2CO3 用量为 600 g/t。 4.5 捕收剂种类试验 试验流程及条件如图 12,试验结果见表 23。

图 12 捕收剂种类试验流程

表 23 捕收剂种类试验结果
捕收剂种类及 用量(g/t) 产物名称 精 矿 丁铵黑药 100 中 矿 尾 矿 原 矿 丁铵黑药 50 丁黄药 100 精 矿 中 矿 尾 矿 原 矿 精 矿 BK301 100 中 矿 尾 矿 原 矿 烷-1 60 丁铵黑药 50 丁黄药 100 P-1 60 原 矿 100.00 5.25 100.00 精 矿 中 矿 尾 矿 产率(%) 15.90 25.02 59.08 100.00 10.62 17.64 71.74 100.00 11.13 25.66 63.21 100.00 9.25 20.72 70.03 金品位(g/t) 7.75 14.43 0.80 5.32 33.80 8.26 0.60 5.39 6.65 15.91 0.86 5.37 38.94 6.03 0.57 金回收率(%) 23.18 67.92 8.90 100.00 65.54 26.60 7.86 100.00 13.79 76.08 10.13 100.00 68.60 23.80 7.60

采用新型药剂烷-1 及 P-1 试验结果与采用丁铵黑药与丁黄药组合没有太大区别,因此 仍选用丁铵黑药与丁黄药组合作为捕收剂。 4.6 捕收剂用量试验 试验流程及条件如图 13,试验结果见表 24。

图 13 捕收剂用量试验流程 表 24 捕收剂用量试验结果
粗选捕收剂 用量(g/t) 产物名称 精矿 丁铵黑药 40 丁黄药 80 中矿 尾 矿 原 矿 精矿 丁铵黑药 50 丁黄药 100 中矿 尾 矿 原 矿 精矿 丁铵黑药 70 丁黄药 140 中矿 尾 矿 原 矿 精矿 丁铵黑药 80 丁黄药 160 中矿 尾 矿 原 矿 产率(%) 5.95 21.13 72.92 100.00 10.62 17.64 71.74 100.00 12.72 19.07 68.21 100.00 14.92 19.90 65.18 100.00 金品位(g/t) 38.50 12.40 0.60 5.27 33.80 8.26 0.60 5.39 30.62 6.55 0.50 5.49 26.36 5.76 0.47 5.39 金回收率(%) 43.45 48.25 8.30 100.00 65.54 26.60 7.86 100.00 71.01 22.77 6.22 100.00 73.03 21.28 5.69 100.00

丁铵黑药总量为 180g/t,丁黄药总量为 360g/t 时浮选指标较好。粗选作业用量为丁铵 黑药 70g/t 及丁黄药 140g/t,各次扫选作业减半。 4.7 浮选时间试验 试验流程及条件如图 14,试验结果见表 25。

图 14 浮选时间试验流程

表 25 浮选时间试验结果
时间(分) 个别 4 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 累计 4 6 8 10 12 14 16 18 20 22 24 26 28 30 32 34 36 产物名 称 精矿 1 精矿 2 精矿 3 精矿 4 精矿 5 中矿 1 中矿 2 中矿 3 中矿 4 中矿 5 中矿 6 中矿 7 中矿 8 中矿 9 中矿 10 中矿 11 中矿 12 尾矿 原矿 个别 6.15 1.74 1.17 0.97 0.92 3.59 2.0 1.49 2.75 2.05 1.54 1.66 1.66 1.38 1.23 1.13 1.03 67.54 100.0 产率(%) 正累计 6.15 7.89 9.06 10.03 10.95 14.54 16.54 18.03 20.78 22.83 24.37 26.03 27.69 29.07 30.30 31.43 32.46 100.0 负累计 100.00 93.85 92.11 90.94 89.97 89.05 85.46 83.46 81.97 79.22 77.17 75.63 73.97 72.31 70.93 69.70 68.57 67.54 个别 36.30 26.50 23.20 20.40 21.40 16.10 10.30 8.10 5.92 4.92 4.49 4.20 3.24 2.87 2.79 2.54 2.34 0.60 5.25 金品位(g/t) 正累计 36.30 34.14 32.73 31.53 30.68 27.08 25.05 23.65 21.31 19.83 18.86 17.93 17.05 16.38 15.82 15.35 14.93 5.25 负累计 5.25 3.22 2.78 2.52 2.32 2.13 1.54 1.33 1.21 1.04 0.94 0.87 0.79 0.73 0.69 0.66 0.65 0.60 金回收率(%) 个别 42.50 8.78 5.17 3.77 3.75 11.00 3.92 2.30 3.10 1.92 1.32 1.33 1.02 0.75 0.65 0.55 0.46 7.71 100.0 正累计 42.50 51.28 56.45 60.22 63.97 74.97 78.89 81.19 84.29 86.21 87.53 88.86 89.88 90.63 91.28 91.83 92.29 100.0

从浮选时间试验结果可知, 该矿石浮游速度缓慢, 12 分钟浮选回收率仅为 63.97%, 前 从负累计品位可看出,浮选尾矿降低速度较缓慢,浮选 30 分钟后回收率上升也很缓慢,故 确定浮选时间为 30 分钟即可。 4.8 综合条件试验 综合条件试验采用条件试验所确定的最佳参数,进行了一段磨浮与阶段磨浮流程的试 验。 4.8.1 阶段磨浮流程综合条件试验 试验流程及条件如图 15,试验结果见表 26。

图 15 阶段磨浮综合条件试验流程 表 26 阶段磨浮综合条件试验结果

产物名称 精矿 1 1 精尾 4 1 精尾 3 1 精尾 2 1 精尾 1 精矿 2 2 精尾 4 2 精尾 3 2 精尾 3 2 精尾 1 中矿 1 中矿 2 中矿 3 尾矿 原矿

产率(%) 个别 0.78 0.65 0.92 1.56 4.07 0.45 0.30 0.47 1.50 4.38 7.08 4.89 4.80 68.15 100.00 累计 — 1.43 2.35 3.91 7.98 — 0.75 1.22 2.72 7.10 — — — —

金品位(g/t) 个别 114.57 81.03 57.03 32.43 9.90 116.70 66.49 30.10 7.04 2.25 12.10 2.35 1.50 0.40 5.24 累计 — 99.32 82.77 62.68 35.76 — 96.62 70.99 35.72 15.07 — — — —

金回收率(%) 个别 17.05 10.05 10.01 9.65 7.69 10.02 3.81 2.70 2.02 1.88 16.35 2.19 1.37 5.21 100.00 累计 — 27.10 37.11 46.76 54.45 64.47 68.28 70.98 73.00 74.88 91.23 93.42 94.79 100.00

从试验结果可知,一段浮选二次精选、二段浮选二次精选即可。 4.8.2 一段磨浮流程综合条件试验 试验流程及条件如图 16,试验结果见表 27。

图 16 一段磨浮综合条件试验流程 表 27 一段磨浮综合条件试验结果
产物名称 精矿 产率(%) 2.97 金品位(g/t) 96.08 金回收率(%) 54.35

精尾Ⅰ 精尾Ⅱ 精尾Ⅲ 精尾Ⅳ 中矿 1 中矿 2 中矿 3 尾矿 原矿

7.28 1.95 1.21 1.79 8.62 4.72 3.69 67.77 100.00

3.33 4.17 11.84 37.08 6.19 3.99 2.63 0.66 5.25

4.62 1.55 2.73 12.64 10.16 3.59 1.85 8.51 100.00

从试验结果可以看出阶段磨浮流程的指标略好于一段磨浮流程。为了进一步对比两种 流程,又分别进行了阶段磨浮及一段磨浮的闭路试验。 4.9 一段磨浮流程闭路试验 4.9.1 两次精选作业的一段磨浮流程闭路试验 试验流程及条件如图 17,数质量流程如图 18,试验结果见表 28。

图 17 两次精选的一段磨浮闭路流程

图 18 两次精选的一段磨浮数质量流程

表 28 闭路试验结果
产物名称 精矿 尾矿 原矿 产率(%) 9.78 90.22 100.00 金品位(g/t) 47.56 0.76 5.34 金回收率(%) 87.15 12.85 100.00

4.9.2 四次精选作业的一段磨浮流程闭路试验 试验流程及条件如图 19,数质量流程如图 20,试验结果见表 29。

图 19 四次精选的一段磨浮闭路流程

图 20 四次精选的一段磨浮数质量流程

表 29 闭路试验结果
产物名称 精矿 尾矿 原矿 产率(%) 7.33 92.67 100.00 金品位(g/t) 62.48 0.79 5.31 金回收率(%) 86.18 13.82 100.00

4.10 阶段磨浮流程闭路试验 4.10.1 两次精选作业的阶段磨浮流程闭路试验 试验流程及条件如图 21,数质量流程如图 22,试验结果见表 30。

图 21 两次精选的阶段磨浮闭路流程

图 22 两次精选的阶段磨浮数质量流程

表 30 浮选闭路试验结果
产物 名称 金精矿 尾 矿 原 矿 产率 (%) 10.21 89.79 100.00 Au(g/t) 47.87 0.57 5.40 品位(%) As 0.75 0.01 0.086 S 18.74 0.23 2.12 Au 90.52 9.48 100.00 回收率(%) As 89.50 10.50 100.00 S 90.26 9.74 100.00

4.10.2 四次精选作业的阶段磨浮流程闭路试验 试验流程及条件如图 23,数质量流程如图 24,试验结果见表 31。

图 23 四次精选的阶段磨浮闭路流程

图 24 四次精选的阶段磨浮数质量流程 表 31 闭路试验结果
产物名称 精矿 尾矿 原矿 产率(%) 7.52 92.48 100.00 金品位(g/t) 63.59 0.60 5.34 金回收率(%) 89.60 10.40 100.00

5 浮选试验产品考查 5.1 原矿-0.074mm 占 85%、90%、95%硫化物单体解离度考查 对该产品主要是通过磨制团矿片,镜下进行金属硫化物单体解离度考查,在镜下检测过 程中,由于富连体在浮选过程中容易进入精矿样品,在检测统计过程中视为单体硫化物,测 量结果见表 32。 表 32 原矿硫化物单体解离度考查结果
连生关系 -0.074mm 占 85% -0.074mm 占 90% -0.074mm 占 95% 单体 (富连体) 79.6 82.8 84.4 硫化物与 脉石 14.0 11.7 10.5 脉石包裹 6.4 5.5 5.1 合计 100.0 100.0 100.0

相对含量 (%)

通过表 32 中硫化物单体解离度考查结果可以看到, 大多数硫化物呈单体和富连体,而纯 脉石包裹硫化物分别占 6.4%、5.5%、5.1%,硫化物解离特征无明显区别。 5.2 –0.074mm 占 90%粒度原矿金的赋存状态考查 对该粒度的样品进行消除有机碳和选择性溶金方法进行考查,其结果见表 33。 表 33 金的赋存状态分析结果
赋存状态 相对含量 (%) 6.16 86.26 7.58 100.0 单体可浸金 硫化物中金 脉石中金 合计

5.3 浮选尾矿硫化物流失状态及金矿物流失状态考查 对金品位为 0.57g/t 的闭路浮选尾矿进行考查,通过磨制团矿片经镜下检测,样品基本上 见不到硫化物颗粒,偶尔只见到小于 3 微米以下的硫化物包裹体,选别效果较好。流失于 尾矿中的硫化物绝大多数为脉石包裹硫化物,流失于尾矿中的金矿物绝大多数为脉石包裹 金。其硫化物赋存状态检测结果见表 34,金的赋存状态见表 35。 表 34 浮选尾矿硫化物流失状态考查
连生关系 相对含量 (%) 2.6 4.1 93.3 100.0 硫化物单体 与脉石连生 脉石包裹 合计

表 35 浮选尾矿金的赋存状态考查
赋存状态 相对含量 (%) 1.12 1.43 97.45 100.0 单体裸露金 硫化物中金 脉石中金 , 合计

5.4 金精矿多元素分析 表 36 多元素分析结果
元素 含量(%) 元素 含量(%) Au(g/t) 47.87 SiO2 21.81 Ag(g/t) 10.50 As 0.75 S 18.74 C 5.21 Fe 23.65 Cu 0.051 CaO 4.01 Pb 0.025 MgO 3.42 Zn 0.074 Al2O3 10.49 Sb 1.40

注:金精矿为阶段磨浮二次精选作业闭路试验精矿。 5.5 精矿碳物相分析 表 37 精矿碳物相分析
相别 含量(%) 相对含量(%) C/碳酸盐 1.29 24.76 C/有机碳 1.76 33.78 C/石墨 2.16 41.46 C总 5.21 100.00

5.6 精矿硫物相分析 表 38 精矿硫物相分析
相别 含量(%) 相对含量(%) S/硫酸盐 0.21 1.12 S/硫化物 18.28 97.55 S/自然硫 0.25 1.33 S总 18.74 100.00

5.7 浮选精矿产品考查 对浮选精矿进行磨制团矿片,经镜下进行硫化物单体解离度考查,其结果见表 39,金的 赋存状态见表 40。 表 39 精矿硫化物单体解离度考查
连生关系 相对含量 (%) 92.1 6.5 1.4 100.0 单体 与脉石连生 脉石包裹 合计

表 40 精矿金的赋存状态考查
赋存状态 相对含量(%) 单体裸露金 12.15 硫化物中金 84.74 脉石中金 3.11 合计 100.0

5.8 沉降试验 (1)原矿-0.074mm 占 90%沉降速度测定。 对原矿进行浓度为 15%、20%沉降试验,结果见表 41,沉降曲线见图 25。 表 41 原矿-0.074mm 占 90%沉降速度试验结果
沉降时间 小时 分 5 10 20 30 40 50 1 澄清区高度(mm) 浓度:15% 15 30 58 86 112 136 156 浓度:20% 8 15 28 41 54 67 79

1 1 2 2 3 3 4 4 5 6 8 9 24 沉降总高度(mm)

20 40

190 217 239

103 125 148 178 209 225 229 232 235 240 243 246 266 362

30

268 280

30

283 286

30

288 290 294 297 300 312 392

图 25 原矿沉降速度曲线

(2)原矿-0.074mm 占 60%沉降速度测定。 对原矿进行浓度为 25%、30%沉降试验,结果见表 42,沉降曲线见图 26。 表 42 原矿-0.074mm 占 60%沉降速度试验结果
沉降时间 小时 分 5 10 20 30 40 50 1 120 155 40 澄清区高度(mm) 浓度:25% 14 25 46 65 84 102 119 76 175 196 30 202 206 30 208 211 30 213 215 219 225 226 231 沉降总高度(mm) 392 87 104 129 134 138 142 145 148 152 159 162 179 362 浓度:30% 11 16 25 33 41 50 63

1 2 2 3 3 4 4 5 6 8 9 24

图 26 原矿沉降速度曲线

(3)浮选精矿沉降速度测定。 采用图十九浮选闭路试验精矿,矿浆浓度 10%、15%,沉降试验结果见表 43,沉降曲线 见图 27。 表 43 浮选精矿沉降速度试验结果
沉降时间 小时 分 5 10 15 20 30 1 1 2 30 澄清区高度(mm) 浓度:10% 121 193 288 291 293 294 294 294 浓度:15% 111 159 215 245 265 273 274 275

3 5 24 沉降总高度(mm)

294 294 294 325

276 276 276 325

图 27 精矿沉降速度曲线

(4)浮选尾矿沉降速度测定。 采用图二十三浮选闭路试验尾矿,矿浆浓度 15%、20%,沉降试验结果见表 44,沉降 曲线见图 28。 表 44 浮选尾矿沉降速度试验结果
沉降时间 小时 分 5 10 澄清区高度(mm) 浓度:15% 8 15 浓度:20% 5 10

20 30 40 50 1 1 1 2 2 3 3 4 5 6 7 8 9 10 24 沉降总高度(mm) 30 30 20 40

29 41 53 65 76 98 119 140 171 203 218 222 228 232 235 239 243 261 262 341

19 27 35 44 52 68 84 99 123 149 172 177 184 187 190 194 198 222 222 321

图 28 尾矿沉降速度曲线

6 推荐原则工艺流程及技术条件 工艺参数及流程结构: 一段磨矿:-0.074mm 占 60% 一段浮选:一次粗选、一次扫选、二次精选 二段磨矿:-0.074mm 占 90% 一段浮选:一次粗选、二次扫选、二次精选 技术条件:

Na2CO3 药剂条件 作业 一段磨矿 粗选 扫选 600 (g/t)

丁铵黑药 (g/t)

丁基黄药 (g/t)

2#油 (g/t)

浮选时间 (min)

50 35

100 70

40 20

5 5

粗选 二段磨矿 扫选Ⅰ 扫选Ⅱ 合计

300

40 20 20

80 40 40 330

40 20 20 140

8 6 6 30

900

165

图 29 推荐浮选工艺流程

7 结语 (1)云南镇沅矿石中金矿物及其载体矿物粒度微细,不利于金矿物的暴露与解离,需要 在较细的磨矿粒度条件下进行浮选。 (2)浮选试验研究表明,该矿石采用阶段磨浮流程结果好于一段磨浮流程,在原矿粒度 为 90%-0.074mm 时,一段磨浮尾矿品位为 0.76g/t,浮选回收率为 87.15%,阶段磨浮尾矿 品位为 0.57g/t,浮选回收率为 90.52%。因此确定采用阶段磨浮流程进行浮选。


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