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某選廠處理礦石為銅礦石,選別中伴生有金、銀、硫等有價元素。其中,選金的回收率較低。通過對選別工藝流程與生產工藝條件進行分析,該廠提出了提高選金回收率的幾點措施,并予以實施,效果顯著,這對提高選礦廠的經濟效益具有重要意義。
該選廠主要處理以細脈浸染型為主的硫化礦石,選別流程原則上均采用銅、鉬、硫混合浮選-粗精礦再磨-銅鉬優先浮選-尾礦選硫的工藝流程,即在一段混合半開路粗選,丟棄尾礦,得到銅、鉬、金、銀、硫的混合粗精礦;混合粗精礦進入二段再磨后,進行銅、硫分離,得到銅、鉬、金、銀混合精礦,尾礦采用水力旋流器選硫。
生產工藝條件為:礦石經破碎后,-15mm的礦石經球磨機、水力旋流器(或螺旋分級機)進行磨礦分級,礦漿濃度為33%~35%,細度為-0.074mm占65%,礦漿pH值為9.5~10.5,捕收劑為黃藥Y89,起泡劑為BK-201,調整劑為石灰、硫化鈉。經過一段浮選,生產出銅品位為6%~8%的銅、鉬、金、銀、硫的混合粗精礦。
混合粗精礦經二段球磨機及水力旋流器組磨礦分級,礦漿濃度為18%~23%,細度為-0.074mm占95%,礦漿pH值為11.5~12.5,捕收劑為丁銨黑藥,調整劑為石灰,實行高堿度抑硫浮銅。經過二段浮選,生產出銅品位為24%左右的銅(含金、銀)、鉬精礦。二段選別的尾礦進入選硫水力旋流器組進行選硫,其沉砂為硫精礦。硫精礦品位隨原礦含硫的高低而波動,一般為25%~40%。
1、控制好磨礦細度。經試驗發現,確保一段磨礦分級的溢流產品中-0.074mm占60%~66%,有利于金的回收。
2、粗選段采用"XF-3+黃藥"組合作捕收劑。經尾礦篩分析,結果表明:尾礦中+0.074mm粒級中金的占有量為31%,說明粗粒金嚴重損失在尾礦中,應強化這部分金的浮選回收。
建議調整一段捕收劑,采用"XF-3+黃藥"取代原單一的黃藥,即在一段粗選作業加入捕收劑XF-3,用量為45g/t;掃選作業加入Y89,用量為30g/t(掃一用量:掃二用量=2:1),BK-201用量為5g/t,以加強對銅、鉬、金等的回收。
該選礦廠于1999年5月26日開始,在磨浮二工段進行了"XF-3+黃藥"組方的生產試用。統計資料表明:磨浮二工段使用該組方后生產情況較好,在原礦銅品位0.437%的情況下,獲得銅精礦品位24.1%,選銅回收率87.55%,選金回收率61.36%。與沒有使用該藥方的磨浮三工段相比,選銅回收率提高了0.75%,選金回收率提高了0.73%。
此外,XF-3具有起泡性能,價格僅為黃藥的55%。因此,采用此藥方不僅可以提高伴生元素的回收率,而且還可以減少粗選作業的藥劑用量,節約藥劑成本。
3、適當提高浮選濃度。適當提高二段精選作業的浮選濃度,從而提高金的作業回收率,減少金在中礦中的循環,同時,減少金在生產過程中的沉積。
4、調整石灰的添加地點和用量。一段浮選采用石灰來調整浮選礦漿的pH值,其添加量的多少直接影響金的回收;在二段采用石灰來抑制黃鐵礦,從而實現銅硫分離,pH值高達12以上,過高的pH值會降低金礦物在浮選過程中的可浮性。因此,將二段石灰的添加地點由原來只加精二作業改為一部分加在二段球磨機內,另一部分加在精二作業,其用量分配比例為2:1。以便形成穩定的分選界面,為金的浮選創造有利條件。
5、加強現場取樣的代表性及金的化驗分析?,F場取樣的代表性直接影響到選礦結果指標的準確性。金的化驗分析結果是評價金回收水平的依據。改進金的化驗分析手段,尤其是低品位金的化驗分析手段,減少化驗帶來的誤差,才能準確反映金的實際回收水平,利于尋求提高金回收率的措施。
6、使用新捕收劑P-60。P-60為硫化礦及金銀捕收劑,是高硫石油的中質餾分的氧化產物,其中以亞砜為主要有效成分。湖北、安徽某礦的浮選工業試驗結果表明:使用P-60捕收劑,金銀的回收率一般提高3%~8%。建議采用該藥劑作為捕收劑進行試驗,強化對金銀的回收。
實踐證明,該廠提出的以上6點提高選金回收率的措施和途徑是有效的,通過適當調整工藝條件,藥劑條件,選金回收率得到了大大的提高,從而使企業經濟效益得到了大幅提高。當然,可采取的措施不止以上6點,需進一步研究。
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