某铁资源综合回收选矿试验研究—论文

新疆某铁资源综合回收选矿工艺研究

摘 要

本课题对新疆某铁矿资源进行了综合回收的选矿工艺研究；该矿主要是以赤铁矿为主，次有磁铁矿、镜铁矿、褐铁矿、菱铁矿等伴生。针对矿石中铁矿物主要是难选的氧化矿，其结晶粒度细、矿物成分比较复杂、矿物镶嵌关系复杂等特点；实现对该铁矿资源的综合回收是本课题的主要内容和难点。我们对该矿石采用破碎、磨矿、弱磁选、强磁选、重选、浮选以及化学选矿等选矿方法进行试验，对原矿进行了工艺矿物学研究以及选矿工艺研究，开展了相关工艺条件试验并进行了几个选矿方法的联合工艺流程试验。并取得了如下成果：

（1）确定了该赤铁矿的品位较高，氧化程度较重，并对矿石组成和脉石矿物、结构构造、嵌布特征以及矿石的可碎、可磨性有了清楚的认识。

（2）通过选矿工艺试验研究，对多种选矿方法进行综合比较之后，确定出了合理的工艺流程。最终确定可采用重选-磁化焙烧-再磨-弱磁选工艺流程和重选-磁化焙烧-再磨-弱磁选-酸洗（水洗）工艺流程均比较适合用于该矿样的铁矿物的回收。能够得到品位≥60%的铁精矿产品。+-—－＋

此次研究实现了该铁矿的综合回收，最终产品符合要求，为选别该矿提供了可行、合理的工艺流程和工艺条件，有了较为科学的参考依据。

关键词：氧化铁矿、磁化焙烧、酸洗、综合回收

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Comprehensive Recovery Iron minerals Process from a Certain

of Xinjiang Ore

ABSTRACT

The subject of iron ore resources in Xinjiang a comprehensive collection of Mineral Technology; mine, mainly hematite, minor are magnetite, Specularite, limonite, siderite associated. For ore minerals of iron oxide ore is refractory, its fine grain size, mineral composition is rather complicated, and complicated relations between the characteristics of mineral inlay; achieve comprehensive recovery of the iron ore resources are the main contents of this issue and difficult. Through the use of the ore crushing, grinding, low intensity magnetic separation, high intensity magnetic separation, gravity separation, flotation and chemical beneficiation beneficiation methods such as tests carried out on Process Mineralogy of ore and beneficiation process of carrying out the relevant conditions trial and conducted a joint process of several beneficiation test. And obtained the following results:

(1).Determine the high grade hematite, oxidized heavy, and have a clear understanding ofhe ore composition and gangue mineral composition, texture and structure, embedded fabrict characteristics crushability grindability

(2).Mineral Processing by experimental research on a variety of beneficiation comprehensive comparisons, identify the reasonable process. And finally finalize the gravity separation - magnetic roasting - and then grinding - low intensity magnetic separation process and the gravity separation - magnetic roasting - and then grinding - Magnetic Separation - Pickling (washing) process are more suitable for the kind of iron ore mine material recovery. Can be get ≥ 60% grade iron ore products.

The research acheved the comprehensive recovery of the iron, the final product meet the requirements. for sorting the mine provides a feasible and reasonable process, with a more scientific basis.

Keywords: Iron oxide；Magnetic roasting；Pickling (Washing) ；Comprehensive

collection

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目 录

第一章 绪论........................................................1

1.1课题研究背景................................................1 1.2课题研究的国内外现状........................................3

1.2.1工艺方面..............................................5 1.2.2 选矿药剂方面..........................................7 1.2.3 设备方面..............................................7 1.3课题研究的内容及技术思路....................................9 1.4课题研究的目的和意义........................................9 第二章 工艺矿物学研究..............................................11

2.1前言.......................................................11 2.2矿样的采取和加工...........................................11 2.2.1采样.................................................11 2.2.2样品加工.............................................11 2.3工艺矿物学研究.............................................11 2.3.1矿石性质.............................................11 2.3.2矿石结构构造及嵌布特征...............................12 第三章 选矿工艺试验研究............................................14

3.1磨矿试验....................................................14

3.1.1磨矿细度..............................................14 3.1.2铁矿物单体解离度......................................15 3.1.3磨矿细度与弱磁选试验..................................16 3.2筛分试验....................................................17 3.3磁选试验....................................................21 3.3.1不同场强的磁选试验....................................21 3.3.2强磁选试验............................................22 3.3.3弱磁-强磁流程试验.....................................23 3.4浮选试验....................................................25 3.4.1浮选介质pH试验.......................................26 3.4.2调整剂硫酸试验........................................27 3.4.3调整剂氟硅酸铵试验....................................28 3.4.4抑制剂水玻璃试验......................................29 3.4.5捕收剂PHC试验........................................31 3.4.6浮选时间试验..........................................32 3.4.7矿浆温度试验..........................................33 3.4.8矿浆浓度试验..........................................34 3.4.9浮选工艺流程试验......................................35 3.5重选试验....................................................37 3.5.1不同磨矿细度重选试验..................................37 3.5.2重选中矿再重选试验....................................38 3.6化学选矿试验................................................39 3.6.1焙烧-弱磁试验.........................................40 3.6.2酸洗试验..............................................45

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3.7联合流程试验................................................46

3.7.1 重选-磁化焙烧-再磨-弱磁选工艺流程试验................46 3.7.2 重选-磁化焙烧-再磨-弱磁选-酸洗工艺流程试验...........49

第四章 结论........................................................52 致谢...............................................................53 参考文献...........................................................54 附录...............................................................57

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第一章 绪论

1.1 课题研究背景

铁，是世界上发现最早，利用最广，用量最多的一种金属，其消耗量约占金属总消耗量的95%左右。铁矿石主要用于钢铁工业，机械生产，冶炼含碳量不同的生铁和钢。此外，少量的铁矿石还用于作合成氨的催化剂、天然矿物颜料、饲料添加剂和名贵药石等。十九世纪中期以来，钢铁一直是最重要的结构材料，在国民经济中占有极重要的地位，是社会发展的重要支柱产业，是现代化工业最重要和应用最多的金属材料。所以，人们常把钢、钢材的产量、品种、质量作为衡量一个国家工业、农业、国防和科学技术发展水平的重要标志。为此，作为炼铁原料的铁矿，自从19世纪中期发明转炉炼钢法逐步形成钢铁工业大生产以来，铁矿的需求量也处于持续上升的状态。

我国是世界上铁矿资源比较丰富的国家之一,到目前为止,全国已发现各类铁矿床(点) 8 896 处,分布在28 个省、市、自治区的600 个县内[1]。虽然我国铁矿资源丰富，资源总量居世界前列，但是资源禀赋条件很差。随着我国钢铁产能的不断扩张，自产铁矿资源的供应量在逐步萎缩，钢铁工业发展所需要的铁矿石越来越依赖于进口，且进口量逐年呈上升之势[2]。

据钢铁协会2003年调查, 2005年全国将有高炉599座，如果生产能力全部释放，将年生产生铁3. 1亿吨；2010年将有高炉652 座，将年生产生铁3. 9亿吨。很明显，这些数字都预示着我国将要消耗大量的铁矿资源。截至2002年底，全国铁矿石储量为118. 36亿吨(其中富铁矿储量为2. 84亿吨,占总储量的2. 4% ) ，基础储量为213. 57亿吨(其中富铁矿储量为4. 98 亿吨,占总储量的2. 33% ) ，遍及全国28个省、市和自治区的600多个县、旗。但是我国铁矿资源禀赋特点是中小矿多、大矿少；贫矿多、富矿少；伴生矿多、采选难度大、生产成本高，缺乏市场竞争力；而且中小矿山资源的逐渐枯竭造成产能消失，如此使得我国铁矿石的生产情况一直处于徘徊状态，生产不能满足市场需求，供需缺口持续扩大[3]。

在目前情况下，我国铁矿资源的生产已经远远满足不了国内的消费需求，随着我国经济建设的发展，在钢铁消费达到饱和点之前，我国对钢铁资源的消费量

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还会逐步扩张，为此必须消耗大量的铁矿资源。经过20世纪六、七十年代先后两次以找富矿为重点的铁矿会战，我国铁矿地质勘查工作程度已相当高, 50多年的地质勘查工作表明:我国铁矿资源的赋存格局已经基本清楚，今后难以找到大型富铁矿床。因此可以说我国铁矿资源今后不会有多大的变化,即使有新铁矿床发现，其开发利用条件也不会比现有的铁矿资源好。另外，我国铁矿资源绝大部分为贫矿，它的平均品位仅在30%左右，而且结构复杂，有害杂质的含量是进口矿石的几倍。有资料显示，我国铁矿石品位每5年下降一个百分点，再加上部分铁矿石开采受技术经济条件的限制，其开发利用难度很大。所以综合地分析，我国铁矿资源的供应已经处于高度紧张状态[4]。

随着我国铁矿资源的供需缺口在持续扩大, 供应不足部分必须依靠进口来解决。国际铁矿石市场分为欧洲市场和亚洲市场。铁矿石的主要出口国是巴西、澳大利亚等国,主要进口国是欧盟各国,以及东亚的中、日、韩等产钢大国。主要铁矿石出口商有巴西的淡水河谷公司、萨马科公司、那米萨公司[5]；澳大利亚的Rio Tinto 、BHP Billiton 等铁矿公司[6]。1990年我国进口富铁矿石1419万吨,到2002年进口量已突破1亿吨大关, 2003年达到1. 48亿吨,进口依存度也从1990年的6%猛升到2003年的53%。2004年我国富铁矿或铁精粉进口量已突破2亿吨。

近几年我国钢产量连攀新高,国内铁矿石生产不能满足钢铁生产发展需要,进口铁矿已经成为我国重要战略资源类工业原料之一。我国铁矿石的进口主要集中于澳大利亚、巴西、印度和南非。国外铁矿资源像澳大利亚多为赤铁富矿，其粉矿品位63%，块矿品位64%；巴西铁矿也是赤铁富矿，其粉矿品位65%-67%；印度铁矿粉品位63%，块矿品位63%-65%。澳大利亚、印度、巴西、南非4国占中国铁矿石进口量的比重2005年为90%。2007年为87. 4%[7]。

“十五”期间,我国铁矿石进口量从2001 年的9 231万t增加到2005年2. 75亿t,增加了1. 8亿t,增长200% ,增加量超过以前的世界第一、目前世界第二大进口国日本的进口总量。2007年,我国共进口铁矿石3. 83亿t。近几年进口价格上涨幅度较大在2004年世界铁矿石价格上涨了18. 6%的基础上, 2005 年上涨71. 5% , 2006 年又上涨19%。2007年我国进口铁矿石整体平均到岸价格为88. 22美元/ t,同比上升37. 6 %。由此可见，铁矿的进口对于国民经济

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也是一个负担[8]。

由于钢铁业的迅猛发展，铁矿石资源不足问题将是长期性的，铁矿石资源成为制约中国钢铁工业健康发展的主要瓶颈之一,国际价格的浮动对钢铁制造业及国民经济发展全局产生了较为严峻的挑战,直接影响我国的经济安全。进口量的增加将使铁矿石价格受制于人，钢铁业的健康发展势必受到影响，要解决或缓解此项矛盾，必须理性的利用我国矿产资源，理性的利用方法应该是保护性开采，提高回采率，调整矿石的工业品位标准及通过选矿技术进步提高资源利用率等，以有效缓解铁矿石资源不足而过分依赖进口的问题。所以，为了缓解这种现状，研究和开发国内一些贫矿，有着重要的现实意义。国外铁矿石含铁高,硅、铝、磷、硫低,到岸价格和国内自产铁精矿相近,因此,国外铁矿石在中国市场上具有很强的竞争性。所以,国内铁矿山必须在提高铁精矿品位及降低杂质上下功夫。

1.2 课题研究国内外现状

近几年,各大铁矿选矿厂纷纷针对各自的矿石性质,对其生产工艺进行改进，以求得最合理的工艺布局。同时,对旧的、效率低下的生产设备进行更新换代，引进先进高效的分选设备以提高整个工艺的生产效率及产品质量。可以说,新工艺以及新型高效分选设备的研发与应用在铁矿选矿技术的发展中起到了至关重要的作用。 1.2.1工艺方面

美国恩派尔选厂在六十年代初, 用胺作捕收剂, 对磁选精矿进行反浮选, 使铁精矿品位由64.5%提高到66.5%, 作业回收率为95%,用胺浮出硅石以提高磁选铁精矿品位的反浮选工艺, 在加拿大, 美国一些选厂得到推广。加拿大亚当斯选厂采用反浮选, 使磁选精矿品位由63.9%提高到76.3%, 含硅3一5%。穆斯山选矿厂磁选精矿经反浮选后品位提高到66.4%, 含硅量降至7.2%, 铁的总回收率为87%。国外一些选厂生产实践表明, 用胺浮出硅石, 以提高磁精矿品位的反浮选是生产优质精矿, 提高生产能力的有效方法之一, 美国和加拿大用这种方法生产高品位精矿, 每年可达1000万吨[9]。

随着钢铁产量的增长, 选矿所处理的矿石愈来愈贫, 嵌布粒度也愈来愈细。近十几年来, 美国、苏联、加拿大、西德和巴西等国都加紧了对铁矿石选矿的科学研究, 特别是在细粒和微细粒弱磁性贫铁矿选矿技术研究上有重大进展。国外

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七十年代投产的细粒和微粒赤铁矿选矿厂, 几乎都采用阳离子反浮选, 用胺类做捕收剂, 用玉米淀粉做抑制剂。都获得良好的工业生产指标；国外对反浮选工艺十分重视,在选别贫赤铁矿工艺上得到广泛应用。用强磁选处理极细粒嵌布的贫赤铁矿石的趋势也越来越明显, 湿式强磁选机研制成功和应用是七十年代又一重大进展, 目前虽然类型较多, 但普遍应用的是琼斯型强磁选机。目前在巴西、利比里亚、加拿大等部分铁矿选厂中应用, 较多的是用于生产优质精矿[10]。

攀枝花冶金矿山公司对钒钛磁铁矿石的破碎产品直接进行细磨采用一段闭路磨矿和二段磁选一段扫选的工艺流程得到了含铁 51.59% 回收率为74.47% 的铁精矿。

对于白云鄂博铁矿采用弱磁强磁浮选联合流程综合回收铁铌稀土矿物，其特点是在磨矿粒度达到200 目占 95% 96% 时用弱磁选回收磁性铁矿物以强磁选舍弃含铁硅酸盐并使稀土矿物铌矿物在强磁中矿中初步富集再从中用浮选法回收铌矿物及稀土矿物可以得到很好的稀土和铌精矿产品指标以及品位 65.29% 回收率为 77.13% 的铁精矿[11、12]。

鞍钢集团弓长岭矿业公司贫赤铁矿的生产开始于1975年，采用的工艺为磁选一重选联合工艺流程，虽经多次改造生产技术指标一直徘徊在精矿品位63％左右，金属回收率70％左右。严重影响公司的生产经营，于1998年被迫停产。随着近几年选矿技术的进步和高效选矿设备的出现，贫赤铁矿的选矿技术指标取得了跨越性提高[13、14]。为此根据原矿的性质，结合其它选厂同类矿石的生产工艺进行了阶段磨矿、强磁一重选一阴离子反浮选工艺(即磁打头)和阶段磨矿、重选一强磁一阴离子反浮选工艺(即重打头)流程试验。从试验结果和流程结构上看，阶段磨矿、重选一强磁一阴离子反浮选工艺流程是处理弓长岭贫赤铁矿石的合理流程，在原矿品位28．78％的条件下，采用该流程进行连选试验获得的指标为综合精矿品位67．79％、综合尾矿品位7．95％、金属回收率81．99％。

鞍钢调军台选矿厂是国家“八五”重点建设工程, 设计处理能力900 万t/ a , 该厂在国内率先采用连续磨矿- 弱磁- 强磁- 阴离子反浮选工艺流程, 该工艺一经投产,就显示出反浮选工艺在提质降硅方面的巨大优势。高效的选矿药剂也起了关键作用。目前该厂的选矿技术指标为: 原矿含铁29.16 % , 铁精矿品位66.15 % , SiO2 6 % , 铁回收率84 %。调军台选矿厂的成功投产, 为阴离子反

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浮选工艺在我国氧化铁矿选矿厂的推广应用起到了示范作用[15]。

闪速磁化焙烧技术：磁化焙烧是将铁矿石加热到一定温度后,在相应气氛中进行物理化学反应,矿石矿相发生转变的过程。铁矿石经磁化焙烧后,弱磁性矿物的比磁化系数显著提高,转变为强磁性矿物,而脉石矿物的磁性基本不变；焙烧矿再进行磁选分离或浮选分离获得铁精矿。按焙烧气氛,磁化焙烧可分为还原焙烧、中性焙烧、氧化焙烧、氧化—还原焙烧、还原—氧化焙烧。磁化焙烧的炉型有竖炉、回转窑、沸腾炉和闪速炉。闪速炉是长沙矿冶研究院、武汉理工大学经过长期潜心研究,联合研发出的新型高效多级循环悬浮流态化磁化焙烧装置,已获国家发明专利[16]。

由于复杂难选铁矿石种类繁多,储量巨大,极其难选,采用常规机械物理选矿工艺,此类资源难以经济、高效利用,更难以得到高品位、低杂质的铁精矿。但是很多不同类型的难选铁矿石经闪速磁化焙烧—弱磁选,所得铁精矿品位( 57% ～61% )和回收率均较高,证明闪速磁化焙烧工艺可较好地解决此类资源的经济、高效利用问题[17]。与传统回转窑、竖炉等焙烧方式相比,闪速磁化焙烧技术可以提高了弱磁性铁矿物磁化反应的效率、焙烧装置容积利用率高、焙烧温度、气氛、固气比具有较宽的操作范围、燃烧和磁化反应分别在独立的设备中进行,可避免回转窑焙烧过程中容易出现的因局部温度过高而引起的结圈问题,提高了工艺设备的作业率、工艺主体装置传动部件少,维修方便,动力消耗少优点。闪速磁化焙烧适应性强,可控性好。很有现实意义和推广价值[18]。 1.2.2 选矿药剂方面

我国铁矿资源丰富, 但随着开采的深入, 易选富矿越来越少, 取而代之的是难选贫矿越来越多。对于难选贫矿来说, 仅靠传统的磁选工艺难以达到冶炼的要求, 于是浮选在铁矿选矿中所占的地位越来越重要。

浮选成功的关键, 很大一部分取决于浮选药剂的正确选择。国内铁矿浮选药剂的开发研制, 在国际上处于领先水平, 浮选药剂更新换代速度很快, 其中长沙矿冶院马鞍山矿冶院在铁矿浮选药剂研制方面做了很多的工作, 多种新型高效浮选药剂已经成功的在工业上应用。

由于铁矿石脉石主要为硅酸盐类，所以铁矿反浮选所用药剂，最终归结为硅酸盐类矿物的捕收剂。目前，硅酸盐类矿物所用捕收剂大体上可分为两大类，阴

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离子捕收剂和阳离子捕收剂[19]。为了降低铁精矿中的硅含量,进一步提高铁精矿品位,在我国近年来推广使用了阴(阳) 离子反浮选技术,阴离子反浮选技术指标好,生产稳定。阳离子反浮选矿浆温度低,15 ℃即可,故一般情况下矿浆不需要加温,加入的药剂种类相对较少[20]。

目前应用的阳离子捕收剂主要是脂肪胺。其疏水离子是RN H3+ , 在某些情况下胺分子起捕收作用。阳离子反浮选流程在国外应用较为广泛, 早期用脂肪伯胺作为反浮选药剂, 以后被更为有效的醚胺代替, 在脂肪伯胺的R 基团和N H2 极性基之间, 插入(O - CH2 ) 极性基团来改进伯胺的性质，这类药剂属于所谓的醚胺类。阳离子反浮选在我国因种类少，后处理工作困难等种种原因而很少采用，仅东鞍山铁矿曾经开展了采用胺类反浮选石英的实验研究，取得了良好的浮选指标。

铁矿阴离子捕收剂的种类很多（脂肪酸类）,最常用的有油酸及其皂油酸钠; 烃基磺酸盐- RSO3H(Na 、K) , 如石油磺酸钠, 是以石油副产品为原料经过磺化、皂化后得到的。烃基硫酸盐- SO4H(Na 、K) , 不饱和脂肪酸和浓硫酸作用, 然后用NaOH 皂化后所得产物称硫酸化皂, 硫酸化皂的特点是有两个极性基: - COO- 和- OSO3- , 它既有脂肪酸的捕收能力又有耐硬水和选择性好的特点。当采用阴离子捕收剂时, 对于大多数硅酸盐矿物而言, 需要高价金属阳离子活化, 未被活化的硅酸盐不能被有机酸及其皂浮选, 经活化后表面吸附Ca2+ 、Mg2+ 、Fe2+ 等金属离子才能被有机酸浮选, 铁矿多用氧化钙作活化剂[21]。

目前，伍喜庆等人研究了新型浮选捕收剂N - 十二烷基-β氨基丙酰胺(缩写为DAPA ),分离石英和铁矿物的浮选性能和作用机理。DAPA 是比常规的胺类阳离子捕收剂碱性稍弱的捕收剂，与十二胺相比，DAPA表现出对石英较弱的捕收能力和较强的选择性；梅光军等人针对包钢强磁精矿实际矿石样，分别以氟硅酸盐、聚合硅酸胶体作为含铁硅酸盐脉石霓石的选择性抑制剂，以阴离子脂肪酸磺酸盐为捕收剂，在弱酸性条件下进行赤铁矿的直接浮选，均取得了较好的分选指标。另外，还研究了小分子抑制剂羟基乙酸在赤铁矿与霓石浮选中的抑制性能。葛英勇、许向阳、谢建国、李志彬等人在浮选界的研究成果也相当突出[22]。

另外, 中钢集团马鞍山矿山研究院研发的一系列铁矿石浮选药剂, 如: SH237 、MZ228 、MH280系列铁矿石反浮药剂及石油磺酸盐类两性铁矿石正

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浮药剂, 已在国内相关选厂应用, 均取得较好效果。 1.2.3 设备方面 （1）、强磁场磁选机

SHP(仿琼斯)型电磁强磁选机。经过长期试验考核对比，以新研制的SHP(仿琼斯)型电磁强磁选机为代表的强磁选技术效果较佳。因而，80～90年代中期，SHP(仿琼斯)型电磁强磁选机在工业得到了广泛应用。该设备具有磁场强度高(1．2～1．4 T)、运转平稳，处理量大等诸多优点。与此同时，我国研制并生产出了多种性能及型号的湿式强磁选机。

SLon立环脉动高梯度磁选机。SLon型立环脉动高梯度磁选机是国内外第一代应用于大规模工业生产的连续式高梯度磁选机。该机成功解决了平环强磁选机和平环高梯度磁选机磁介质容易堵塞的问题,具有选别效率高、适应性强、设备作业率高、运行费低、维护工作小的优点。至今已有40余台SLon立环脉动高梯度磁选机在国内外广泛应用于细粒弱磁性金属矿的的选矿和非金属矿的提纯。 SSS型系列湿式双频双立环高梯度磁选机(以下简称SSS型高梯度磁选机)是新型高效磁力选矿设备。由于采用独特的双频脉冲装置,能兼顾精矿质量和金属回收率,既能得到高品位的精矿,又能使尾矿品位降到一定程度,选别指标根据流程的需要可灵活地进行调节。SSS型高梯度磁选机现已分别用于海南石碌铁矿、广东韶关钢铁厂、广东大宝山铁矿、广东云浮铁矿、云南昆钢、等选矿厂选别铁矿石；承德钢铁公司黑山铁矿用于选别钛铁矿；福建南平闽宁矿业有限公司用于分选钽铌矿；山东焦家金矿、苍山金硅矿业公司、四川南川金星矿业公司等用于非金属提纯[23]。 （2）、磁选柱：

该设备是由鞍山科技大学研制。该机与磁聚机的分选原理相似，也是磁场与重力场综合作用的磁重选设备，其磁系为电磁式，由多个励磁线圈构成，各线圈按顺序通断电流,电流大小可调，场强可调，在分选区形成时大时小、时有时无的断续磁场。其分选效果优于其他常规磁选设备。

本钢歪头山铁矿选矿厂、本钢南芬选矿厂均于2004年8月完成降硅提铁技术改造,磁选柱是达到降硅提铁目的的关键设备。本钢歪头山铁矿选矿厂完成工艺改造后,通过磁选柱的稳定运行,铁精矿质量稳定,指标先进,铁精矿品位由67.

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00%提高到68. 50%以上, SiO2 含量由7. 00%降低倒4. 80%以下,达到了提铁降硅预期效果。本钢南芬选矿厂在其改造后的提质降硅工艺中,磁选柱的给矿品位在66. 00% ～67. 00%之间,经磁选柱精选后,铁精矿品位提高2～3个百分点, SiO2 含量降低1. 5个百分点。通过对磁选柱尾矿进行显微镜观察,其杂质少量为脉石单体,其余皆为连生体,说明磁选柱较好地分选出连生体,消除精矿中磁性杂质,提高铁精矿品位。 （3）、高频振动细筛：

目前美国在生产中应用的德瑞克公司研制成功的一种三路给矿高频振动细筛, 是很有发展前途的。它的独特优点是高频振动, 它把固定式细筛变成高频振动, 这是细筛的一个重大进步。因而筛分效率和处理能力比前者高二是夹层三层筛面, 解决了筛网寿命短的问题, 三是三路给矿, 提高了处理能力。此外三路给矿细筛给矿方式合理, 筛分效率高。在美国明塔克选厂安装四台, 每台处理能力为60吨/小时, 筛网寿命为1000-1200小时。

MVS电磁高频振网筛。该机由唐山陆凯科技有限公司研制。此型筛机不同于整机振动式的高频振动筛。其筛面振动,筛箱不动，布置在筛箱外侧的多个电磁振动器通过传动机构从筛网下面激振筛网,网筛不易堵孔。电磁振动器由计算机控制的电控柜控制，使筛网产生非线性振动,振幅大小可调，并有间断瞬时强振功能,随时清理筛网，防止筛孔堵塞，电磁振动器的弹性系统设计在近共振状态下工作。电磁振动高频振网筛由于筛箱不参振，为高频振动细筛大型化开辟了一条新途径。在大多数铁矿石选矿厂的细筛再磨工艺中，高效的MVS高频振网筛逐步取代了尼龙细筛或水力旋流器。 （4）、旋流- 静态微泡浮选柱：

旋流- 静态微泡浮选柱是由中国矿业大学开发，拥有我国自主知识产权的高效柱分选设备。该设备实现了逆流- 旋流- 管流3种矿化的梯级组合。柱浮选对矿物进行预选，可浮性好的矿物优先浮选，得到高质量的精矿；旋流分选对中矿进行进一步分选，并通过高回收能力得到合格尾矿；管流段用于旋流分选的进一步分选并形成循环。针对矿物在浮选过程中可浮性逐渐变差的变化特征,构建“逆流- 旋流- 管流”的矿化方式，流体的紊流度梯级增强并实现内部循环,提高了气泡与矿物颗粒碰撞的概率与强度，实现可浮性差的物料的分选[24]。

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（5）、赖克特圆锥选矿机：

澳大利亚研制的赖克特圆锥选矿机, 它已成功地应用在选别细粒铁矿物, 加拿大卡罗尔湖铁矿选厂用18台圆锥选矿机代替了654台汉弗莱螺旋选矿机, 每年成功地从尾矿中多回收近百万吨赤铁矿粉矿。赖克特圆锥选矿机不仅可以代替汉弗莱螺旋选矿机和摇床作为精选设备在工业上应用, 而且还有逐渐取代螺旋选矿机和摇床的发展趋势[25]。

1.3 课题研究的内容及技术思路

中国作为世界铁矿石生产与消费大国，加上其铁矿资源“贫、细、杂、散”，开发利用难度大的特点，开发难选的铁矿资源具有重要的意义。为了充分利用资源，现将对新疆某铁资源综合回收选矿工艺进行研究，具体内容包括：

（1）、结合实际，遵照取样方法，取出具有代表性的矿样。

（2）、由所提供的矿物原料出发，研究其矿物组成、赋存状态、嵌布粒度、以及和其他矿物之间的共生关系、为后续作业提供依据。

（3）、研究该矿物在破碎磨矿时，符合选别粒度时，产品中各粒级的含量以及有关参数的测定。

（4）、对该矿物进行选矿工艺的研究。主要是研究该矿物的选别方法和流程，对比选择更好的工艺流程。做出工业推荐的流程。

结合该矿的性质和特点，本课题拟定了如下的技术思路：

1、对矿样进行破碎磨矿等处理，采取常用的单一的选别方法进行铁矿选别。 通常铁矿的选别采用较为简单的选别方法就能达到产品要求，所以首选一些常用的简单的选别方法对该矿物进行选别；在采用单一选别方法时，看能否符合产品要求。并得出最佳的选别条件，为后续的选别作业做参考。

2、采用联合流程进行选别。当单一的选别方法难以达到选别产品的要求时，结合单一的选别方法中的结论，选取最佳条件，采取联合流程选别该矿物，得出符合要求的最终产品。

1.4 课题研究的目的和意义

从总量上讲，可以说我国地大物博、资源丰富。但在人均上，我国重要能源资源的拥有量，远低于世界平均水平。同时，我们还必须看到，当前我国正处于工业化、城镇化加快发展的阶段，能源资源的消耗强度较高，特别是粗放型的增

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长方式还没有得到根本转变，高投入、高消耗、高污染、低产出的情况依然普遍存在，不仅加剧了能源资源的紧张状态和环境压力，也造成了极度的资源浪费。资源环境约束和经济快速增长的矛盾，已经成为我国经济社会发展面临的严峻挑战。

本课题研究的目的是：通过对该铁矿资源进行原矿的工艺矿物学研究和选矿工艺研究，为开发该铁矿资源提供了可行合理的选矿工艺流程和参考依据，也对类似难选氧化铁矿的选别具有一定的指导性；也可以缓解我国能源供需紧张、资源的极度浪费、铁矿依赖进口的状况。

综上所述，研究赤铁矿选矿工艺对我们意义重大。

首先，铁资源作为不可再生资源，我们需要充分的利用铁资源，挖掘各种能利用的铁资源。所以研究一些尚未完全利用、有待开发的资源，对于国家的经济和工业发展有重要的支持作用。

其次，针对当今的钢铁行业，加大对铁资源的综合利用，可以充分刺激我国的钢铁行业，使其能够更快更好的发展。研究赤铁矿的开发利用，可以提高我国的人均水平，缓解了我国资源短缺的现状。也为国家建设提供更丰富的原料，可以为国内提供一些铁精矿，缓解了从国外进口铁精矿的状况，为国民经济发展做了有力支撑。

再次，研究赤铁矿的选矿工艺，可以为我国类似矿产的选别和开采提供依据，也使选矿行业更快的发展。

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第二章 工艺矿物学研究

2.1 前言

对原矿进行工艺矿物学研究，其目的是通过可选性试验，对该矿石的可选性进行评价，制定合理的选矿工艺流程，为开发利用该铁矿资源提供科学的依据。

选矿试验样品由委托方采集和提供，经化学分析，所提供的试验样品铁品位TFe28%。试验研究根据委托方要求，在详细研究矿石物质成分、工艺矿物学的基础上，制定了该矿石的研究方案和试验内容。根据试验方案进行了系统的选矿工艺流程条件试验，推荐了该矿石的选矿工艺流程。

本次试验工作，进行了试样的物质成分研究，磨矿细度、粗磨、细磨、再磨试验和筛分试验研究，选矿方法及工艺的研究。根据矿石中铁矿物主要是难选的氧化矿，矿物结晶粒度细等特性，该矿石的选别采用破碎、磨矿、弱磁选、强磁选、重选、浮选以及化学选矿等选矿方法进行试验，根据制定的流程试验方案，开展了相关工艺条件试验并进行了几个选矿方法的联合工艺流程试验。为开发利用该铁矿提供科学的依据。

2.2 矿样的采取和加工

2.2.1 采样

选矿试验样品由委托方采集和提供。 2.2.2 样品加工

采用混合、破碎、缩分、筛分等工艺流程对试验样品进行加工，制备入选试料。试验样品加工制备流程见图2.1。

2.3 工艺矿物学研究

2.3.1矿石性质 2.3.1.1 矿石化学组成

矿石多元素分析结果见表2.1。

试验样品铁品位TFe28%、SFe23.30%。该矿石品位较高，氧化程度较重，主要杂质元素为SiO2，其次为MnO 、Al2O3、CaO、MgO、BaO等。P、S等有害杂质元素含量较高。造渣成分 CaO＋MgO／SiO2＋Al2O3＝0.19＜0.50，属酸性矿石。

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2.3.1.2矿石矿物组成

矿石组成：矿石以赤铁矿为主，有少量的磁铁矿、褐铁矿、镜铁矿。 脉石矿物：主要有碧玉(石髓)、碳酸盐（方解石）、石英，其次是长石、云母（白云母或绢云母）、角闪石、重晶石、绿泥石、黄铁矿。

矿石矿物组成见表2.2。

原矿 锥堆四分对角法 1/2备样 粗碎 -15mm 锥堆四分对角法 1/4备样 中碎 -6mm 锥堆四分对角法 筛分 +2mm 细碎 Q0=300kg d0=50mm 1/8备样 -2mm 混匀缩分 2kg 磨细 -0.1mm 混匀缩分 选矿试样 化学分析 物相分析 矿物定量 副样 图2.1 试验样品加工制备流程

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表2.1 铁矿石多元素分析结果

元素或氧化物 含量 % 元素或氧化物 含量 %

TFe SFe Pb Zn Cu 0.05 SiO2 MnO CoO MgO 28 26.80 0.19 0.32 BaO CaO Al2O3 P 8.03 0.026 1.17 F S 0.78 1.14 4.54 3.91 0.10 25.72 0.15 表2.2 矿石矿物组成

矿物 含量（%） 矿物 含量（%）

磁铁矿 3.16 长石 2.34 赤、褐、镜铁矿 33.45 云母 3.26 碧玉(石髓) 37.16 黄铁矿 1.46 碳酸盐 石英 8.10 5.85 角闪石 其它 2.46 2.76 2.3.2 矿石结构构造及嵌布特征

矿石结构构造及嵌布特征 矿物构造：条带状构造。

矿物结构：半自形—它形粒状结构。

嵌布特征：赤铁矿多呈半自形—它形粒状，与碧玉和碳酸盐、石英等脉石矿物形成条带状构造；赤铁矿在矿石中分布不均匀，粒度一般在0.05～0.20mm，粒度较均匀，集合体一般0.20～0.30mm。矿物接触关系比较复杂，赤铁矿矿物颗粒中常包裹有细粒脉石包裹体。

磁铁矿浸染于碳酸盐矿物、碧玉、石英等脉石矿物颗粒间，粒度一般在0.05～0.20mm，集合体一般0.20～0.30mm。碧玉呈它形粒状晶分布，与碳酸盐矿物、石英等矿物构成条带，粒度一般在0.20～0.50mm。石英以它形粒状晶分布于碳酸盐矿物、碧玉等矿物颗粒间。粒度一般在0.20～0.50mm。长石呈它自形粒状、板状，结晶粒度一般在0.10～0.25mm。长石分布于碳酸盐矿物、碧玉、石英等矿物颗粒间。云母包括白云母或绢云母，呈半自形鳞片状，粒度一般在0.1～0.25mm，多分布于碳酸盐矿物、碧玉、石英等矿物颗粒间。

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第三章 选矿工艺试验研究

3.1磨矿试验

3.1.1磨矿细度

考虑到试样中铁矿物结晶粒度细的特点，磨矿细度选择为-200目 44%、56%、69%、71%、84%、85%、88%、91%、92%、94%、96%，由此探索磨矿细度对选别指标的影响。

表3.1 磨矿细度与磨矿时间关系

磨矿时间，min 类型 100g球磨机 5 7 8 9 11 15 16 69 84 88 91 96 44 磨矿细度，%-200目 1000g球磨机 56 71 85 92 94 10080磨矿细度，%6040200578磨矿时间，分-200目911

图3.1 磨矿试验时间与磨矿细度（100克球磨机）试验 200目)

小型试验磨矿细度与磨矿时间关系见表3.1及图3.1、图3.2和图3.3。由表3.1中磨矿细度与磨矿时间关系可以看出：该矿石属较易磨铁矿石。

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10080磨矿细度，%6040200589111516磨矿时间，分-200目

图3.2 磨矿试验时间与磨矿细度（200目)1000克球磨机）试验

10080磨矿细度，%6040200589111516磨矿时间，分1000g100g对数 (1000g)

图3.3 磨矿试验时间与磨矿细度试验

3.1.2铁矿物单体解离度

不同磨矿细度产品铁矿物单体解离度测定结果见表3.2。

铁单体解离度测定结果表明：该矿石铁矿物单体解离度较高，随着磨矿细度的提高，铁矿物单体解离度有很大程度的提高。磨矿产品中，铁矿物主要与长石形成连生体，其次是与长石形成连生体，根据显微镜下对矿物解离情况观察，铁矿物连生体以贫连生为主，细磨有利于铁矿物的单体解离。

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内蒙古科技大学毕业设计说明书（毕业论文） 表3.2 不同磨矿细度的铁矿物单体解离度测定结果

磨矿细度（-200目%） 铁矿物单体解离度（%） 80.85 82.58 84.74 86.87 89.49 连生体 （%） 铁矿物-碧玉、铁矿物-碳石英 11.24 10.88 9.69 8.22 7.53 酸盐 4.54 3.96 3.43 3.03 2.52 铁矿物-硅酸盐 2.11 1.53 1.32 1.13 0.84 铁矿物-其它 1.26 1.08 0.82 0.75 0.62 69 84 88 91 96

3.1.3磨矿细度与弱磁选试验

弱磁选试验的磁场强度为1000奥斯特。不同磨矿细度弱磁选试验结果见图3.4及表3.3。

60精矿指标，%402006988909196磨矿细度，%-200目品位乘幂 (品位)回收率乘幂 (回收率)产率 乘幂 (产率 )图3.4 不同磨矿细度的弱磁选试验

图3.4表明：磨矿时进行细磨，品位提高，回收率、产率略有下降，但当磨矿细度-200目大于91%时，回收率呈上扬趋势。但是磨矿细度大于95%后，生产中不易达到，不利于操作控制，相应电能消耗增大。因此，本试验所选择的磨矿细度小于95%。

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表3.3 不同磨矿细度的弱磁选试验结果

磨矿细度 产品名称 精矿 产率，% 4.70 95.30 100.00 3.43 96.57 100.00 3.40 96.60 100.00 2.03 97.97 100.00 2.04 97.96 100.00 品位β，% 50.10 26.68 27.79 53.65 26.98 27.89 54.27 27.32 28.24 54.61 26.33 26.91 57.94 25.30 25.96 回收率ε，% 8.49 91.51 100.00 6.60 93.40 100.00 6.55 93.45 100.00 4.12 95.88 100.00 4.55 95.45 100.00 -200目69% 尾矿 原矿 精矿 -200目84% 尾矿 原矿 精矿 -200目88% 尾矿 原矿 精矿 -200目91% 尾矿 原矿 精矿 -200目96% 尾矿 原矿

3.2筛分试验

10080指标，%60402000.03080.0410.0740.1050.18粒级,mm单体解离度回收率产率 品位0.83

图3.5 原矿筛分分析

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取原矿做套筛分析试验，筛子网目分别选定24目（0.8mm）、80目（0.18mm）、140目（0.105mm）、200目（0.074mm）、340目（0.041mm）及500目（0.0308mm）。 筛分试验结果见表3.4、表3.5及图3.5。

表3.4 原矿筛分分布分析

网目， 目 +24 -24～+80 -80～+140 -140～+200 -200～+340 -340～+500 -500 粒级范围， mm +0.8 -0.8～+0.18 -0.18～+0.105 -0.105～+0.074 -0.074～+0.041 -0.041～+0.0308 -0.0308 原矿 产率，% 单级 累计 品位， % 分布率，% 30.59 24.52 27.14 27.15 27.62 27.41 26.47 26.18 3.48 8.75 6.72 4.58 9.17 45.91 21.39 100.00 19.61 100.00 49.02 8.82 4.41 6.37 8.34 3.43 100.00 80.39 31.37 22.55 18.14 11.77 3.43

表3.5 原矿筛分分配分析

网目， 目 +24 -24～+80 -80～+140 -140～+200 -200～+340 -340～+500 -500 粒级范围， mm +0.8 -0.8～+0.18 -0.18～+0.105 -0.105～+0.074 -0.074～+0.041 -0.041～+0.0308 -0.0308 原矿 产率，% 单级 19.61 49.02 8.82 4.41 6.37 8.34 3.43 100.00 累计 100.00 80.39 31.37 22.55 18.14 11.77 3.43 单体解离度，% 0.00 9.02 41.83 76.95 85.91 88.47 92.46 分配率，% 0.00 16.06 13.41 12.32 19.88 26.82 11.52

筛分试验结果表明：原生矿泥量不是很大；破碎后的铁矿物存在在各粒级，

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各粒级的铁品位基本均匀；+24（+0.8mm）大粒级的铁品位高于30%；铁矿物主要分布在-340目（-0.041mm）以下；-200目（-0.074mm）下，矿物单体解离较好。说明：该矿样易碎，铁矿物在磨矿环节中应注意细磨时防止过粉碎。

取磨矿细度为-200目占85%和94%时的原矿做套筛分析试验，筛子网目分别选定200目（0.074mm）、340目（0.041mm）及500目（0.0308mm）。筛分试验结果见表3.6、表3.7、表3.8、表3.9、图3.6及图3.7。

表3.6 磨矿细度为-200目占85%时筛分分布分析结果

网目， 目 +200 -200～+340 -340～+500 -500 粒级范围， mm +0.074 -0.074～+0.041 -0.041～+0.0308 -0.0308 原矿 产率，% 单级 累计 品位，% 分布率，% 14.74 19.01 29.80 36.45 100.00 14.86 100.00 28.35 17.24 29.53 38.37 100.00 85.14 67.90 38.37 31.47 28.83 27.14 28.56

表3.7 磨矿细度为-200目占85%时筛分分配分析结果

产率，% 网目， 目 粒级范围， mm 单级 +200 -200～+340 -340～+500 -500 原矿 +0.074 -0.074～+0.041 -0.041～+0.0308 -0.0308 14.86 17.24 29.53 38.37 100.00 累计 100.00 85.14 67.90 38.37 单体解离度，% 69.03 86.94 90.22 93.57 分配率，% 11.69 17.07 30.35 40.89 19

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10080指标，%60402000.0410.03080.0740.5粒级,mm单体解离度产率 对数 (产率 )回收率品位多项式 (单体解离度)

图3.6 磨矿细度为-200目占85%时筛分分配分析

10080指标，%60402000.031单体解离度产率 对数 (回收率)0.041粒级,mm回收率品位多项式 (产率 )0.0740.5

图3.7 磨矿细度为-200目占94%时筛分分配分析

表3.8 磨矿细度为-200目占94%时筛分分布分析结果

网目， 目 +200 -200～+340 -340～+500 -500 粒级范围， mm +0.074 -0.074～+0.041 -0.041～+0.0308 -0.0308 原矿 产率，% 单级 11.03 9.55 21.63 57.79 100.00 累计 100.00 88.97 79.42 57.79 品位，% 分布率，% 29.00 31.95 29.32 27.41 28.43 11.26 10.73 22.30 55.71 100.00

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表3.9 磨矿细度为-200目占94%时筛分分配分析结果

产率，% 网目， 目 粒级范围， mm 单级 +200 -200～+340 -340～+500 -500 原矿

+0.074 -0.074～+0.041 -0.041～+0.0308 -0.0308 11.03 9.55 21.63 57.79 100.00 累计 100.00 88.97 79.42 57.79 单体解离度，% 70.00 88.39 92.17 93.02 分配率，% 8.59 9.39 22.19 59.83 3.3磁选试验

3.3.1不同场强的磁选试验

磁选是处理铁矿物的主要手段。对该矿样选择不同的场强（1000奥斯特、3500奥斯特、7000奥斯特、9200奥斯特及10000奥斯特）对磨矿细度为-200目占94%的矿样分别进行磁选选别试验。

试验结果见表3.10和图3.8。

试验结果表明：磁强强度提高，品位下降，但产率和回收率上升；磁性铁含量低。

10080精矿指标，%60402001000350070009200磁场强度，奥斯特品位对数 (回收率)回收率对数 (产率 )产率 乘幂 (品位)10000

图3.8 不同场强的磁选试验

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表3.10 不同场强的磁选试验结果

磁场强度，奥斯特 产品名称 精矿 产率，% 4.10 95.90 100.00 35.57 64.42 100.00 50.39 49.61 100.00 56.18 43.82 100.00 75.40 24.60 100.00 品位β，% 54.46 26.52 27.66 36.90 22.72 27.77 33.12 23.06 28.13 33.56 19.20 27.26 30.87 17.11 27.37 回收率ε，% 8.06 91.94 100.00 47.28 52.72 100.00 59.34 40.66 100.00 69.15 30.85 100.00 85.06 14.94 100.00 1000 尾矿 原矿 精矿 3500 尾矿 原矿 精矿 7000 尾矿 原矿 精矿 9200 尾矿 原矿 精矿 10000 尾矿 原矿

3.3.2 强磁选试验

强磁选试验条件：强磁选粗选磁场强度为10000奥斯特，一次强磁选精选磁场强度为8000奥斯特，二次强磁选精选磁场强度为6000奥斯特。

试验结果见表3.11、表3.12。

试验结果表明：在10000奥斯特的场强下，粗选提高5个铁品位，回收率损失40个，尾矿中的铁矿物主要是有镜铁矿、褐铁矿、菱铁矿、硫铁矿等铁矿物，这些铁矿物磁性弱，在此磁场下不进精矿，留在尾矿中。两次精选工提高4个品

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位，平均每次精选仅提高2个品位。则，采用强磁选手段处理该矿样效果不显著。

表3.11 一粗二精强磁选试验结果

产品名称 精矿 中矿2 中矿1 尾矿 原矿

产率，% 30.53 8.02 11.83 49.61 100.00 品位β，% 37.62 27.17 25.53 23.06 28.13 回收率ε，% 40.85 7.75 10.74 40.66 100.00 表3.12 一粗二精强磁选各作业试验结果

作业 产品名称 精矿 产率，% 30.53 8.02 38.55 38.55 11.83 50.39 50.39 49.61 100.00 品位β，% 37.62 27.17 35.46 35.46 25.53 33.12 33.12 23.06 28.13 回收率ε，% 40.85 7.75 48.60 48.60 10.74 59.34 59.34 40.66 100.00 二次精选 尾矿 给矿 精矿 一次精选 尾矿 给矿 精矿 粗选 尾矿 给矿 3.3.3 弱磁-强磁流程试验

试样在磨矿细度为-200目占94%条件下，进行磁场强度为1000奥斯特的弱磁选，弱磁选作业的尾矿进入强磁选，强磁选为一粗二精选别流程。

试验条件：强磁选粗选磁场强度为10000奥斯特，一次强磁选精选磁场强度为7500奥斯特，二次强磁选精选磁场强度为4500奥斯特。

试验结果见表3.13。试验原则流程见图3.9，弱磁-强磁选矿联合流程试验数质量流程图见图3.10。

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原 矿 弱 磁 强磁粗选 弱磁精矿 一 精 强磁尾矿 二 精 中矿1 强磁精中矿2 图3.9 弱-强磁原则流程图

表3.13 弱-强磁选试验结果

作业 产品名称 精矿 产率，% 品位β，% 回收率ε，% 31.27 5.95 37.22 37.22 13.35 50.57 50.57 47.38 97.95 2.05 97.95 100.00 24

38.17 27.36 36.46 36.46 25.77 33.64 33.64 22.89 27.95 57.46 27.95 28.56 41.81 5.71 47.52 47.52 12.04 59.56 59.56 36.31 95.87 4.13 95.87 100.00 强磁精选二 尾矿 给矿 精矿 强磁精选一 尾矿 给矿 精矿 强磁粗选 尾矿 给矿 精矿 弱磁选 尾矿 原矿 内蒙古科技大学毕业设计说明书（毕业论文）

原 矿 10028.56 100弱 磁 57.46 4.132.051000GS 强磁粗选 50.5733.64 59.5697.9527.95 95.87弱磁精矿 10000GS 一 精 47.3822.89 36.3137.2236.46 47.52强磁尾矿 8000G中矿1 13.3525.77 12.04二 精 6000GS 强磁精矿 38.1731.27 41.81中矿2 5.9527.36 5.71图3.10 弱-强磁数质量流程图

试验表明：弱磁-强磁选矿联合流程用于选别该矿样，仅能够得到品位为57.27%TFe及38.47%TFe的磁选粗精矿，且回收率较低，该磁选粗精矿的综合选别指标为：产率33.32%，品位39.38%TFe，回收率45.94%。此磁选粗精矿可用作其它的选矿方法的原料（给矿）进行再次选别以便进一步回收铁矿物。

3.4浮选试验

浮选是选矿中处理矿物常用的方法之一，特别是用于细粒的矿物之间的分离。在铁矿物选别上也得到了较广泛的应用，效果比较显著。此矿样由于粒度较细，且铁矿物以氧化矿为主，故采用浮选方法对该矿样进行选别处理，分别进行

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了浮选介质矿浆酸碱性pH试验、抑制剂调整剂硫酸试验、抑制剂及调整剂水玻璃试验、捕收剂PHC试验、浮选时间、矿浆温度、矿浆浓度以及浮选工艺流程试验。

3.4.1浮选介质pH试验

浮选介质矿浆酸碱性pH值是极重要的影响因素之一。铁矿物的正浮选介质pH值为4.5～6之间，反浮选介质pH值为8.5～10之间较为适宜。

本试验采用正浮选处理该矿样。试验对矿样的浮选介质pH值进行了考查。试验结果见表3.14和图3.11。

表3.14 浮选介质矿浆酸碱性pH试验结果

pH 产品名称 精矿 产率，% 39.32 60.68 100.00 41.91 58.09 100.00 46.02 53.98 100.00 52.14 47.86 100.00 36.31 63.69 100.00 品位β，% 26.63 29.76 28.53 28.08 30.27 29.35 26.49 28.99 27.84 22.27 32.93 27.37 19.88 33.02 28.25 回收率ε，% 36.70 63.30 100.00 40.10 59.90 100.00 43.79 56.21 100.00 42.42 57.58 100.00 25.56 74.44 100.00 1.5 尾矿 原矿 精矿 3.5 尾矿 原矿 精矿 5.5 尾矿 原矿 精矿 7.0 尾矿 原矿 精矿 9.5 尾矿 原矿

以中性介质pH7为界，pH低于7，酸性至弱酸性矿浆中铁的浮选指标中的产率和回收率随pH升高而增加，pH高于7时弱碱性至碱性矿浆中铁浮选指标下降。

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60精矿指标，%402001.5-20pH品位回收率产率 多项式 (品位)3.55.579.5

图3.11 浮选介质酸碱性pH值对浮选指标的影响

3.4.2调整剂硫酸试验

硫酸既可以用来作为调整剂调节矿浆的酸碱度，也可以用作伴生矿物的抑制剂。本试验考查了硫酸用量的影响。试验结果见表3.15和图3.12。

从表3.15和图3.12中可以看出：铁作为浮选泡沫产品及精矿其品位变化不明显，浮选精矿中铁矿物的回收率随着硫酸用量增加而提高，但超过一定量后，回收率下降。考虑浮选成本因素，硫酸不宜添加过多。

60精矿指标，%40200259152230硫酸，kg/t品位回收率多项式 (回收率)

图3.12 硫酸用量对浮选指标的影响

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表3.15 抑制剂调整剂硫酸用量试验结果

硫酸用量， kg/t 产品名称 精矿 产率，% 35.62 64.38 100.00 34.95 65.05 100.00 36.27 63.73 100.00 42.17 57.83 100.00 52.29 47.71 100.00 40.53 59.47 100.00 品位β，% 22.05 31.51 28.14 25.96 29.19 28.06 26.14 28.92 27.91 26.38 29.86 28.39 27.96 28.69 28.31 25.65 29.70 28.06 回收率ε，% 27.90 72.10 100.00 32.32 67.68 100.00 33.97 66.03 100.00 39.17 60.83 100.00 51.64 48.36 100.00 37.06 62.94 100.00 2 尾矿 原矿 精矿 5 尾矿 原矿 精矿 9 尾矿 原矿 精矿 15 尾矿 原矿 精矿 22 尾矿 原矿 精矿 30 尾矿 原矿

3.4.3调整剂氟硅酸铵试验

氟硅酸铵的作用与硫酸有相近之处，既可以用来作为调整剂调节矿浆的酸碱度，也可以用作伴生矿物的抑制剂，但其酸性较硫酸弱。本试验考查了氟硅酸铵用量的影响。试验结果见表3.16和图3.13。

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内蒙古科技大学毕业设计说明书（毕业论文） 表3.16 调整剂氟硅酸铵用量试验结果

氟硅酸铵用量，kg/t 产品名称 精矿 1 尾矿 原矿 精矿 3 尾矿 原矿 精矿 5 尾矿 原矿 精矿 10 尾矿 原矿 60产率，% 品位β，% 回收率ε，% 31.18 68.82 100.00 35.72 64.28 100.00 36.13 63.87 100.00 41.85 58.15 100.00 24.17 29.09 27.56 26.47 29.01 28.11 27.05 28.50 27.96 28.64 27.23 27.83 27.36 72.64 100.00 33.65 66.35 100.00 34.94 65.06 100.00 43.08 56.92 100.00 精矿指标，%4020013510氟硅酸铵，kg/t品位回收率多项式 (回收率)

图3.13 氟硅酸铵用量对浮选指标的影响

从表3.16和图3.13中可以看出：铁精矿品位变化不大，回收率随着氟硅酸铵的用量增加而提高。但考虑浮选成本因素，氟硅酸铵不可加入过多，如果考虑矿浆酸碱度，可用酸来调节。 3.4.4抑制剂水玻璃试验

水玻璃是选矿药剂中常用的浮选抑制剂，主要用于硅酸盐类矿物的抑制以及

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其它伴生矿物的抑制，利于铁矿物的浮选。试验进行了水玻璃加入与否的试验研究。考查了水玻璃用量因素对铁矿物浮选指标的影响。试验结果列入表3.17、表3.18及图3.14。

表3.17为加入水玻璃抑制剂与不加水玻璃的对比试验，表3.18和图3.14为水玻璃用量的试验结果。

表3.17 加入水玻璃抑制剂及调整剂与不加水玻璃的对比试验

产品名称 精矿 尾矿 原矿 精矿 尾矿 原矿 产率，% 46.86 53.14 100.00 42.37 57.63 100.00 品位β，% 26.39 29.24 27.91 28.15 28.49 28.35

回收率ε，% 44.32 55.68 100.00 42.08 57.92 100.00 说明 不加入 水玻璃 加入 水玻璃 表3.18 水玻璃抑制剂的用量试验结果

水玻璃用量， kg/t 产品名称 精矿 0.5 尾矿 原矿 精矿 2 尾矿 原矿 精矿 5 尾矿 原矿 精矿 9 尾矿 原矿 产率，% 52.61 47.39 100.00 46.83 53.17 100.00 35.44 64.56 100.00 23.07 76.93 100.00 30

品位β，% 回收率ε，% 20.94 36.61 28.37 26.85 26.78 27.79 27.14 28.21 27.83 27.46 28.73 28.52 38.84 61.16 100.00 45.23 54.77 100.00 34.57 65.43 100.00 22.51 77.49 100.00 内蒙古科技大学毕业设计说明书（毕业论文）

60精矿指标，%402000.5259水玻璃，kg/t品位回收率对数 (品位)图3.14 水玻璃用量对浮选指标的影响

试验结果表明：水玻璃的加入有利于铁矿物的浮选，可以提高铁精矿的品位。回收率随水玻璃用量增大而提高，但水玻璃用量超过1.5kg/t后回收率随水玻璃用量增大而降低，因为水玻璃用量过大，抑制了铁矿物的浮选。 3.4.5捕收剂PHC试验

捕收剂PHC是一种混合的脂肪酸类捕收剂，对铁矿物有着良好的捕收性能，适用于铁矿物的浮选。试验考查了PHC用量因素对铁矿物浮选指标的影响。试验结果列入表3.19和图3.15。

试验结果可得出：PHC用量应适中，用量过小铁矿物浮不上来，过大量时，伴生矿物也被浮出，导致浮选恶化，铁矿物失去选择性，不利于铁矿物的浮选。

60精矿指标，%402000.30.81.53.5PHC，kg/t品位回收率对数 (品位)图3.15 PHC用量对浮选指标的影响

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表3.19 捕收剂PHC用量试验结果

PHC用量， kg/t 产品名称 精矿 产率，% 33.81 66.19 100.00 40.62 59.38 100.00 48.47 51.53 100.00 62.75 37.25 100.00 品位β，% 28.52 27.16 27.62 26.85 29.47 28.41 26.50 28.68 27.63 23.84 34.95 27.98 回收率ε，% 34.90 65.10 100.00 38.41 61.59 100.00 46.51 53.49 100.00 53.47 46.53 100.00 0.3 尾矿 原矿 精矿 0.8 尾矿 原矿 精矿 1.5 尾矿 原矿 精矿 3.5 尾矿 原矿

3.4.6浮选时间试验

浮选时间是影响浮选指标的重要因素之一。本试验考查了浮选时间对铁精矿浮选指标的影响。试验结果列入表3.20和图3.16。

从试验结果可知：铁精矿的回收率随着浮选时间的延长而提高，品位则降低。浮选时间不宜过长。

60精矿指标，%40200251030t，min品位回收率多项式 (品位)

图3.16 浮选时间对浮选指标的影响

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表3.20 浮选时间试验结果

浮选时间， min 产品名称 精矿 产率，% 15.27 84.73 100.00 25.50 74.50 100.00 36.49 63.51 100.00 39.27 60.73 100.00 品位β，% 33.27 27.15 28.20 31.85 26.27 27.69 28.11 27.26 27.57 27.83 28.92 28.49 回收率ε，% 18.43 81.57 100.00 29.33 70.67 100.00 37.21 62.79 100.00 38.36 61.64 100.00 2 尾矿 原矿 精矿 5 尾矿 原矿 精矿 10 尾矿 原矿 精矿 30 尾矿 原矿

3.4.7矿浆温度试验

矿浆温度也是影响浮选指标的重要因素之一。本试验考查了矿浆温度对铁精矿浮选指标的影响。试验结果列入表3.21和图3.17。

60精矿指标，%40200152030T，度品位回收率指数 (品位)50

图3.17 矿浆温度对浮选指标的影响

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表3.21 矿浆温度试验结果

矿浆温度T， ℃ 产品名称 精矿 产率，% 34.15 65.85 100.00 34.93 65.07 100.00 40.77 59.23 100.00 45.86 54.14 100.00 品位β，% 28.16 27.63 27.81 29.47 27.75 28.35 27.30 28.89 28.24 29.37 28.24 28.76 回收率ε，% 34.58 65.42 100.00 36.31 63.69 100.00 39.41 60.59 100.00 46.83 53.17 100.00 15 尾矿 原矿 精矿 20 尾矿 原矿 精矿 30 尾矿 原矿 精矿 50 尾矿 原矿

从试验结果可知：铁精矿的回收率随着矿浆温度的升高而提高，品位变化不明显。因为温度的升高更利于捕收剂PHC在矿浆中的溶解，使其捕收性能更好。但温度不宜过高，一则是增大浮选成本，二是浮选泡沫恶化，易跑槽，不利于操作。适宜的矿浆温度为20～50℃之间。 3.4.8矿浆浓度试验

矿浆浓度也是影响浮选指标的重要因素之一。本试验考查了矿浆浓度对铁精矿浮选指标的影响。试验结果列入表3.22和图3.18。

从试验结果可知：铁精矿的回收率随着矿浆浓度的增大而提高，品位稍有降低。因为矿浆浓度的增大利于捕收剂PHC在矿浆中有效捕收，减少了捕收剂的药耗。但矿浆浓度不宜过高，过高不利于矿浆的有效搅拌易压槽，不利于操作。适

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宜的矿浆浓度为30～50%之间。

60精矿指标，%402001030c，%4065品位回收率对数 (品位)

图3.18 矿浆浓度对浮选指标的影响

表3.22 矿浆浓度试验结果

矿浆浓度， % 产品名称 精矿 产率，% 22.68 77.32 100.00 36.28 63.72 100.00 43.51 56.49 100.00 54.83 45.17 100.00 品位β，% 35.27 25.13 27.43 29.41 26.88 27.80 26.69 30.80 29.01 25.79 31.75 28.48 回收率ε，% 29.16 70.84 100.00 38.38 61.62 100.00 40.03 59.97 100.00 49.65 50.35 100.00 10 尾矿 原矿 精矿 30 尾矿 原矿 精矿 40 尾矿 原矿 精矿 65 尾矿 原矿

3.4.9浮选工艺流程试验

试样在磨矿细度为-200目占94%条件下，进行浮选的第一次粗选，将易浮选矿物优先浮出，粗选槽内矿浆（沉砂）进入第二次粗选，第二次粗选作业的沉砂

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进行扫选，第二次粗选的泡沫进入精选，精选泡沫再精选，依次精选三次。浮选工艺流程为二粗三精一扫选别流程。试验结果见表3.23。试验开路原则流程见图3.19。

原矿 粗选1 粗选2 中矿5 一 精 扫选 二 精 中矿1 中矿4 三 精 浮选尾矿 中矿2 浮选精矿 中矿3 图3.19 二粗三精一扫浮选工艺流程试验开路原则流程图

从试验结果可以看出：中矿5可与尾矿和并作为总尾矿，中矿1、中矿3、中矿2和中矿4和并返回二粗与一粗尾矿共同作为二粗给矿，以便于提高铁浮选精矿的回收率。

该矿样由于含碳酸盐高，浮选效果不甚理想，且消耗药剂过大，浮选得到的铁精矿品位仅有45%左右，只能作为其它的选矿方法（如化学选矿）的原料（给矿）进行再次选别回收铁矿物。

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内蒙古科技大学毕业设计说明书（毕业论文） 表3.23 二粗三精一扫浮选工艺流程开路试验结果

产品名称 精矿 中矿3 中矿2 中矿1 中矿4 尾矿 中矿5 原矿 产率，% 7.42 3.38 9.15 12.71 13.96 30.27 23.11 100.00 品位β，% 45.78 38.65 28.26 26.00 27.61 27.42 19.63 27.29 回收率ε，% 12.46 4.80 9.49 12.09 14.11 30.41 16.64 100.00

3.5重选试验

重选也是选矿的处理矿物常用的方法之一，在铁矿物的选别上也得到了较广泛的应用，效果比较显著。 3.5.1不同磨矿细度重选试验

该矿样分别用1000克球磨机的磨矿试验时间为11分钟磨矿细度-200目占85%和磨矿试验时间为16分钟矿细度-200目占94%进行重选试验。重选设备为矿泥摇床。试验结果见表3.24。试验开路原则流程见图3.20。

表3.24 重选试验结果

磨矿细度， -200目 产品名称 精矿 产率，% 30.95 25.55 43.50 100.00 19.55 22.60 57.85 100.00 品位β，% 39.89 17.29 25.70 27.95 41.53 18.42 26.39 27.55 回收率ε，% 44.19 15.81 40.00 100.00 29.47 15.10 55.43 100.00 85 尾矿 泥尾 原矿 精矿 94 尾矿 泥尾 原矿 37

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原矿 重选 重选粗精矿 尾矿 重选矿泥尾矿 图3.20 重选试验原则流程图

试验结果表明：○1铁在精矿中富集，不同的磨矿细度，但都可以得到铁品位为40%的粗精矿；○2磨矿细度细化有利于铁精矿品位的提高，磨矿细度-200目占94%的铁精矿品位大于40%；○3矿泥量较大，磨矿细度越细，矿泥量越大，磨矿细度-200目占94%的重选泥尾产率接近58%大于磨矿细度-200目占85%的43%；○4由于矿泥量大，铁在泥尾中损失过大，造成铁在精矿中的回收率偏低，磨矿细度-200目占94%的重选试验铁精矿的回收率不到30%；○5重选摇床试验的磨矿细度不宜过细，磨矿细度-200目占85%左右为佳。 3.5.2重选中矿再重选试验

为了提高铁矿物的重选回收率，根据摇床的分带情况，采用粗选少精少尾多中原则，实施中矿再重选一次。

该矿样分别用磨矿细度-200目占85%和矿细度-200目占94%进行重选试验，中矿再重选一次。重选设备为矿泥摇床。

试验结果见表3.25。

试验开路原则流程见图3.21。

试验结果进一步表明：该矿样易碎易磨次生矿泥量大；中矿再选可以提高铁的回收率，但幅度不大，精矿1+精矿2合并的精矿的回收率达到50% TFe；摇床作业不宜处理过细物料；通过重选可初步富集铁矿物（最高品位53.42%TFe，精矿1+精矿2合并的精矿的品位约为30% TFe），得不到最终产品，需要再经过其它的选矿方法进一步富集回收铁矿物。

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原矿 重选粗选 重选粗精矿1 中矿再重选 重选矿泥尾矿1 重选粗精矿2 尾矿图3.21 重选-中矿再选试验原则流程图

表3.25 重选-中矿再选试验结果

磨矿细度， -200目 产品名称 精矿1 精矿2 产率，% 5. 98 29.99 24.23 39.80 100.00 2.03 32.52 19.72 45.73 100.00 品位β，% 50.08 35.63 16.55 24.00 27.25 53.42 29.01 24.14 26.07 27.19 回收率ε，% 11.01 39.23 14.72 35.05 100.00 3.97 43.84 34.68 17.51 100.00 85 尾矿2 泥尾1 原矿 精矿1 精矿2 94 尾矿2 泥尾1 原矿

3.6化学选矿

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常规的选矿方法（重选、磁选、浮选）对该矿样都进行了选别，但都没有得到最终产品。得到的粗精矿没有超过60%TFe，且回收率偏低。说明该矿样属于难选矿，氧化程度较大，矿泥量大。化学选矿适用于铁矿物的选别，尤其是难选矿。试验对该矿样进行了焙烧、酸洗试验。 3.6.1焙烧-弱磁试验

试验对该矿样进行了焙烧后再经过弱磁选试验。 3.6.1.1磁化剂用量试验

磁化剂是影响焙烧效果的重要因素，试验考查了磁化剂用量的影响。焙烧试验所用试料是原矿样。磁化剂用量占原矿样量分别选定为1%、5%、10%、20%。试验结果见表3.26和图3.22。

表3.26 磁化剂用量试验结果

磁化剂， % 产品名称 精矿 产率，% 8.98 91.02 100.00 16.87 83.13 100.00 16.77 83.23 100.00 16.83 83.17 100.00 品位β，% 回收率ε，% 50.24 27.25 29.31 52.60 23.89 28.74 53.84 23.57 28.65 54.08 23.83 28.92 15.39 84.61 100.00 30.88 69.12 100.00 31.52 68.48 100.00 31.47 68.53 100.00 1 尾矿 原矿 精矿 5 尾矿 原矿 精矿 10 尾矿 原矿 精矿 20 尾矿 原矿 40

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60精矿指标，%4020015c，%1020品位回收率对数 (品位)图3.22 磁化剂用量对焙烧指标的影响

从试验结果可得出：磁化剂用量为5%时达到较好的指标，10%时指标最佳，超过10%浪费原料增大成本不宜采用。 3.6．1.2 磁化剂细度试验

试验考查了磁化剂细度的影响。焙烧试验所用试料是原矿样。磁化剂细度分别选定为-200目、-140目、-80目、-24目。 试验结果见表3.27和图3.23。

60精矿指标，%4020015c，%1020品位回收率对数 (品位)图3.23 磁化剂细度对焙烧指标的影响

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表3.27 磁化剂细度试验结果

磁化剂细度， 目 产品名称 精矿 产率，% 10.78 89.22 100.00 16.34 83.66 100.00 18.00 82.00 100.00 17.32 82.68 100.00 品位β，% 45.17 26.58 28.59 49.83 24.45 28.60 51.90 38.88 29.52 54.25 23.53 28.85 回收率ε，% 17.04 82.96 100.00 28.47 71.53 100.00 31.65 68.35 100.00 32.56 67.44 100.00 -24 尾矿 原矿 精矿 -80 尾矿 原矿 精矿 -140 尾矿 原矿 精矿 -200 尾矿 原矿

从试验结果可得出：磁化剂细度对焙烧效果有一定的影响，磁化剂细度越细焙烧效果越好，试验选定-200目为宜。 3.6.1.3焙烧时间试验

试验考查了磁化焙烧时间的影响。磁化焙烧试验时间分别选定为5 min、15 min、30 min、60min。试验结果见表3.28和图3.24

60精矿指标，%40200515t，min品位回收率多项式 (品位)3060

图3.24 磁化焙烧时间对焙烧指标的影响

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表3.27 磁化焙烧时间试验结果

焙烧时间， min 产品名称 精矿 产率，% 11.27 88.73 100.00 17.02 82.98 100.00 16.68 83.32 100.00 16.49 83.51 100.00 品位β，% 50.44 26.84 29.50 53.22 46.78 29.38 51.31 24.38 28.87 52.76 23.10 27.99 回收率ε，% 19.27 80.73 100.00 30.83 69.17 100.00 29.65 70.35 100.00 31.08 68.92 100.00 5 尾矿 原矿 精矿 15 尾矿 原矿 精矿 30 尾矿 原矿 精矿 60 尾矿 原矿

从试验结果可得出：磁化焙烧时间对焙烧效果有一定的影响，磁化焙烧时间为15min时，磁化焙烧弱磁选指标就达到了较好的水平，随着磁化焙烧时间的延长焙烧效果越好，考虑生产成本的问题，焙烧时间以15～30min为宜。 3.6.1.4焙烧温度试验

60精矿指标，%40200400600800T,C品位回收率多项式 (品位)1000

图3.25 磁化焙烧温度对焙烧指标的影响

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试验考查了磁化焙烧温度的影响。磁化焙烧试验温度分别选定为400℃、600℃、800℃、1000℃。试验结果见表3.29和图3.25。

从试验结果可得出：磁化焙烧温度为600℃时，取得了较好的指标，高于1000℃时，出现结瘤问题，焙烧温度以600℃～800℃为宜。

表3.29 磁化焙烧温度试验结果

焙烧温度， ℃ 400 产品名称 精矿 尾矿 原矿 产率，% 9.85 90.15 100.00 17.76 82.24 100.00 18.43 81.57 100.00 16.67 83.33 100.00 品位β，% 45.80 26.88 28.74 51.39 24.11 28.95 54.27 23.93 29.52 54.00 23.53 28.61 回收率ε，% 15.69 84.31 100.00 31.52 68.48 100.00 33.89 66.11 100.00 31.47 68.53 100.00 600 精矿 尾矿 原矿 800 精矿 尾矿 原矿 1000 精矿 尾矿 原矿

3.6.1.5不同试样焙烧试验

试验分别取自原矿样和重选粗精矿，其它试验条件为：磁化剂量占矿10%，焙烧温度800℃，焙烧时间30min，弱磁选磁场强度1000奥斯特。试验结果见表3.30。试验结果表明：不同的试样通过磁化焙烧都可以得到较好的选别指标。重选粗精矿再焙烧-弱磁选效果更好。

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表3.30 不同试样焙烧试验结果

试样 产品名称 精矿 产率，% 44.63 55.37 100.00 10.81 89.19 100.00 品位β，% 54.35 33.89 43.02 52.99 28.19 30.87 回收率ε，% 56.39 43.61 100.00 18.56 81.44 100.00 重粗精 尾矿 给矿 精矿 原矿样 尾矿 原矿

3.6.1.6焙烧再磨试验

试验分别取自原矿样和重选粗精矿，其它试验条件为：磁化剂量占矿10%，焙烧温度800℃，焙烧时间30min，再磨至-200目占92%以上，在1000奥斯特磁场下进行弱磁选。试验结果见表3.31。

表3.31 磁化焙烧-再磨-弱磁试验结果

试样 产品名称 精矿 产率，% 35.58 64.42 100.00 16.98 83.02 100.00 品位β，% 60.18 34.83 43.85 58.70 23.74 29.68 回收率ε，% 48.83 51.17 100.00 33.59 66.41 100.00 重精-再磨 尾矿 给矿 精矿 原矿-再磨 尾矿 原矿

试验结果表明：不同的试样通过磁化焙烧再磨-弱磁选后的选别指标更好。可以的到品位为60%的铁精矿产品。 3.6.2酸洗试验

试验分别取自磁化焙烧弱磁选精矿、磁选粗精矿、重选粗精矿，其它试验条件为：磁化剂用量占矿10%，磁化焙烧温度800℃，磁化焙烧时间30min，弱磁选磁场强度1000奥斯特。试验结果见表3.32。

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试验表明：不同的试样通过酸洗均能得到品位为60%TFe以上的铁精矿产品，铁品位可提高3个以上，但试样的给矿品位不宜太低，过低的入选品位会使得回收率损失较大，同时难以得到合格的铁精矿产品。

表3.32 酸洗试验结果

试料 产品名称 精矿 产率，% 83.78 16.22 100.00 79.27 20.73 100.00 70.00 30.00 100.00 品位β，% 62.52 42.23 59.23 61.83 46.11 58.57 60.13 39.70 54.00 回收率ε，% 88.44 11.56 100.00 83.68 16.32 100.00 77.94 22.06 100.00 焙烧磁选精矿 尾矿 给矿 精矿 磁选粗精矿 尾矿 给矿 精矿 重选粗精矿 尾矿 给矿

3.7 联合流程试验

该矿样通过重选、磁选、浮选、化学选矿试验研究可知，单一的选矿方法很难得到合格的铁精矿产品。要想获得合格的铁精矿产品必须采用联合工艺流程。综合考虑各种选矿方法的利弊，进行了两种联合工艺流程的试验研究。 ○1重选-磁化焙烧-再磨-弱磁选工艺流程； ○2重选-磁化焙烧-再磨-弱磁选-酸洗工艺流程。 3.7.1 重选-磁化焙烧-再磨-弱磁选工艺流程试验

重选-磁化焙烧-再磨-弱磁选工艺流程的试验结果见表3.33。 试验原则流程见图3.26，数质量流程图见图3.27。

原矿磨矿至-200目85%，上摇床重选，摇床矿泥和尾矿作为尾矿1抛弃，重选粗精矿添加10%磁化剂入焙烧炉在800℃下做磁化焙烧30min，焙烧过程中碳酸盐类矿物以及某些在此温度下发生反应挥发掉，此部分作为尾矿2，焙烧后的

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干矿入球磨机细磨至-200目95%，再进入磁场强度为1000奥斯特的弱磁选机进行弱磁选得到尾矿3和最终铁精矿产品。

表3.33 重选-磁化焙烧-再磨-弱磁选工艺流程的试验结果

作业 产品名称 铁精矿 产率，% 14.02 11.50 25.52 25.52 7.18 32.70 32.70 67.30 100.00 品位β，% 60.52 27.45 45.61 45.61 30.87 42.38 42.38 20.27 27.50 回收率ε，% 30.85 11.48 42.33 42.33 8.06 50.39 50.39 49.61 100.00 弱磁选 尾矿3 给矿 粗精矿2 磁化焙烧 尾矿2 给矿 粗精矿1 重选 尾矿1 原矿 原矿 重选 磁化焙烧 再磨 弱磁选 尾矿2 尾矿1 铁精矿 尾矿3 图3.26 重选-磁化焙烧-再磨-弱磁选工艺原则流程图

重选-磁化焙烧-再磨-弱磁选工艺流程的试验结果表明：粗磨粒度为-200目

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85%磨矿产品在摇床上重选，其精矿品位可达到TFe 42.38%，对其在800℃下进行磁化焙烧，再进行细磨，磨矿粒度-200目95%在磁场强度1000奥斯特下进行弱磁选，其精矿品位达到TFe 60.53%，对原矿的回收率为30.85%TFe。

重选-磁化焙烧-再磨-弱磁选工艺流程比较适合用于该矿样的铁矿物的回收。

重选-磁化焙烧-再磨-弱磁选工艺流程的优点是：通过此工艺流程对该矿样进行选别可得到品位≥60%的铁精矿产品；缺憾是回收率较低，仅有30%。

原矿 磨矿 重选 10%磁化剂 42.3832.70 50.3967.3020.27 49.61100.0027.50 100.00-200目85% 磁化焙烧 25.5245.61 42.33尾矿1 800℃ 7.18再磨 -200目95% 弱磁选 1000GS 铁精矿 14.0260.52 30.85尾矿2 30.87 8.06尾矿3 11.5027.45 11.48图3.27 重选-磁化焙烧-再磨-弱磁选工艺数质量流程图

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3.7.2 重选-磁化焙烧-再磨-弱磁选-酸洗工艺流程试验

重选-磁化焙烧-再磨-弱磁选-酸洗工艺流程的试验结果见表3.34。 试验原则流程见图3.28，数质量流程图见图3.29。

表3.34 重选-磁化焙烧-再磨-弱磁选-酸洗工艺流程的试验结果

作业 产品名称 铁精矿 产率，% 11.73 2.84 14.57 14.57 14.11 28.68 28.68 9.33 38.01 38.01 61.99 100.00 品位β，% 63.38 42.70 59.37 59.37 27.98 43.92 43.92 26.95 39.75 39.75 20.74 27.94 回收率ε，% 26.61 4.34 30.95 30.95 14.13 45.08 45.08 9.00 54.08 54.08 45.92 100.00 酸洗 尾矿4 给矿 粗精矿3 弱磁选 尾矿3 给矿 粗精矿2 磁化焙烧 尾矿2 给矿 粗精矿1 重选 尾矿1 原矿

原矿磨矿至-200目85%，上摇床重选，摇床矿泥和尾矿作为尾矿1抛弃，重选粗精矿添加10%磁化剂入焙烧炉在800℃下做磁化焙烧30min，焙烧过程中碳酸盐类矿物以及某些在此温度下发生反应挥发掉，此部分作为尾矿2，焙烧后的干矿入球磨机细磨至-200目95%，再进入磁场强度为1000奥斯特的弱磁选机进行弱磁选得到尾矿3，弱磁粗精矿用5%稀硫酸酸洗，再水洗至pH为中性，可获得尾矿4和最终铁精矿产品。

重选-磁化焙烧-再磨-弱磁选-酸洗（水洗）工艺流程的试验结果表明：粗磨

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粒度为-200目85%磨矿产品在摇床上重选，其精矿品位可达到TFe 39.75%，对其在800℃下进行磁化焙烧，再进行细磨，磨矿粒度-200目95%在磁场强度1000奥斯特下进行弱磁选，其精矿品位达到TFe59.37%，再进行酸洗水洗其精矿品位可达到TFe63.38%，对原矿的回收率为26.61%TFe。

重选-磁化焙烧-再磨-弱磁选-酸洗（水洗）工艺流程比较适合用于该矿样的铁矿物的回收。

重选-磁化焙烧-再磨-弱磁选-酸洗（水洗）工艺流程的优点是：通过此工艺流程对该矿样进行选别可得到品位≥63%的铁精矿产品；缺憾是回收率较低，仅有26%。

原矿 重选 磁化焙烧 尾矿1 再磨 尾矿2 弱磁选 酸洗 尾矿3 铁精矿 尾矿4 图3.28 重选-磁化焙烧-再磨-弱磁选-酸洗工艺原则流程图

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原矿 磨矿 重选 10%磁化剂 100.0027.94 100.00-200目85% 39.7538.01 54.0861.9920.70 45.92磁化焙烧 28.6843.92 45.08尾矿1 800℃ 9.33再磨 -200目95% 弱磁选 5%硫酸 1000GS 14.5759.37 30.95尾矿2 26.95 9.0014.1127.98 14.13尾矿3 酸洗水洗 铁精矿 11.7363.38 26.61尾矿4 2.8442.70 4.34图3.29 重选-磁化焙烧-再磨-弱磁选-酸洗工艺数质量流程图

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第四章 结论

一、原矿工艺矿物学研究：

通过对原矿进行工艺矿物学研究，得出了如下的结论：

1、矿石以赤铁矿为主，有少量的磁铁矿、褐铁矿、镜铁矿。脉石矿物主要有碧玉、碳酸盐、石英，其次是长石、云母、角闪石、重晶石、绿泥石、黄铁矿。

2、赤铁矿多呈半自形—它形粒状，与碧玉和碳酸盐、石英等脉石矿物形成条带状构造；赤铁矿在矿石中分布不均匀，粒度一般在0.05～0.20mm，粒度较均匀，集合体一般0.20～0.30mm。矿物接触关系比较复杂，赤铁矿矿物颗粒中常包裹有细粒脉石包裹体。

3、矿石品位较高（TFe28%），氧化程度较重。矿物成分比较复杂，矿物结晶粒度较细，矿物镶嵌关系复杂。主要杂质元素为SiO2，其次为MnO 、Al2O3、CaO、MgO、BaO等。P、S等有害杂质元素以及碳酸盐类含量均较高。属于难选的氧化铁矿。

二、选矿工艺试验研究：

经过诸多选矿工艺试验研究，我们得出了如下的主要结论：

1、铁矿物连生体以贫连生为主，属于易碎易磨矿石，破碎磨矿后产生的次生矿泥比较多。细磨有利于铁矿物的单体解离。通过不同磨矿细度下弱磁选试验，本试验所选择的磨矿细度取-200目占94%。

2、常规的选矿方法如重选、磁选和浮选的试验表明：该矿样属于难选矿。重选、磁选、浮选方法中任单一的选矿方法都得不到品位大于60%TFe铁精矿产品，仅得到初步富集的粗精矿，不宜采用单一的选矿方法。

3、采用化学选矿时，磁化焙烧-磁选和酸洗的方法在处理粗精矿时显出了其优越性，可以得到品位大于60%TFe铁精矿产品。但对原矿直接用磁化焙烧或酸洗方法处理时，得不到品位大于60%TFe的铁精矿产品、且有回收率低、磁化剂消耗大、损害设备等诸多不足之处。

4、联合工艺流程试验表明：重选-磁化焙烧-再磨-弱磁选工艺流程和重选-磁化焙烧-再磨-弱磁选-酸洗（水洗）工艺流程均比较适合用于该矿样的铁矿物的回收。通过此两种工艺流程对该矿样进行选别可得到品位≥60%的铁精矿产品。

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致 谢

值此论文完成之际，首先要感谢我的导师车丽萍老师。车老师从一开始的论文方向的选定，以及到最后整篇论文的完成，都给我提供了大量的建议和帮助，才使我顺利地完成了论文写作。此间，车老师指导我论文的写作方向，常帮助我指点迷津，告诉我应该注意的细节问题。在论文初稿完成之际，车老师无论多忙，都细心的给我指出错误，才使我的论文能够符合要求，写出一篇成功的论文。在此，谨向我的导师车丽萍老师致以崇高的敬意和衷心的感谢！

在课题研究期间，车老师的单位包钢矿研所给了我做课题试验的机会，才能让我顺利地完成毕业论文中的试验部分，为我的论文提供了依据，在此一并表示衷心的感谢！

在此论文完成之时，我也想对我的母校、教育我四年的各位老师和相处四年的同学们表达我由衷的谢意。感谢我的母校内蒙古科技大学给了我四年深造的机会，让我能够继续学习和提高，感谢各位老师平日里的谆谆教诲和细心指导，我才能完成一篇合格的论文，谢谢您们！

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参考文献

[1] 侯宗林. 中国铁矿资源现状与潜力.地质找矿论丛，2005，20（4）: 242. [2] 陈甲斌.中国铁矿资源未来供需态势与国外供矿前景.矿产保护与利用,

2005，2： 5.

[3] 周序诚. 浅谈我国铁矿进口的现状与未来. 江西冶金， 2000 ，20（2）：

37-38.

[4] 邹健. 中国铁矿开发现状及潜力分析. 金属矿山, 2007, 2-5.

[5] 方宗旺. 巴西铁矿业现状与发展趋势. 金属矿山, 2009, 402(12): 12-13. [6] 焦玉书. 国外铁矿业发展的新态势. 矿业工程, 2003, 1(1): 23-25 [7] 李培亮,谢英亮. 如何有效利用国外铁矿石资源. 矿产保护与利用,

2003,4(2):14.

[8] 叶卉,孙锡丽.进口铁矿石现状分析及策略研究.金属矿山，2008，387（9）：

8-9.

[9] 童国光,付春风.铁矿石选矿工艺及国内外铁矿选矿展望. 1994，36. [10] 袁致涛,韩跃新,李艳军,王泽红,印万忠,任飞. 铁矿选矿技术进展及发展

方向. 有色矿冶, 2006, 22(5):11-14.

[11] 中国贫铁矿选矿的新型工艺和设备研究 2006 34（10） 54.

[12] 蔡辉莲,余永富,罗积扬,黄东杰. 包头西矿中贫氧化矿焙烧磁选研究. 矿

冶工程, 1992,12(1):1-2.

[13] 杨晓峰,张丛香. 鞍山铁尾矿资源的综合利用研究. 矿冶工程,2008

28:17-20.

[14] 张明 周凌嘉 东鞍山难选贫赤铁矿石高效分选技术研究 金属矿山 2005 [15] 余永富.国内外铁矿选矿技术进展.矿业工程，2004，2（5）：29. [16] 罗立群,余永富,张泾生. 闪速磁化焙烧及铁矿物的微观相变特征. 中南大

学学报（自然科学版）, 2009, 40(5): 1173-1175.

[17] 罗立群,余永富,尚亿君. 复杂铁矿物闪速磁化焙烧前后的物化特征. 中国

矿业, 2009,11(18):3-7.

54

内蒙古科技大学毕业设计说明书（毕业论文）

[18] 余永富,王秋林,陈雯等.难选铁矿石磁化焙烧机理及闪速磁化焙烧技术.

2009，402（12）：75-76.

[19] 刘静,张建强,刘炯天.铁矿浮选药剂现状.中国矿业，2007，16（2）：106. [20] 余永富.我国铁矿山发展动向、选矿技术发展现状及从在的问题.矿冶工程，

2006，26（1）：23.

[21] 吕振福，韩跃新，印万忠，张明. 东鞍山含碳酸盐铁矿石浮选新工艺研究.

矿冶工程，2008,28:7-11.

[22] 陈平，郝荣安.贫赤铁矿选矿新工艺新药剂与新设备研究及应用. 炼铁，

273.

[23] 陈炳炎,闫武. 铁矿磁选设备的研究应用现状与发展方向. 矿产综合利

用,2007, 4:33.

[24] 李振,刘炯天,魏德洲,朱建凤,刘莉君,丁起鹏.铁矿分选技术进展.金属矿

山,2008,383（5）:3-6.

[25] Mudd, G.M., 2001b. Critical review of acid in situ leach uranium mining: 2.

Soviet Block and Asia. Environ. Geol. 41 (3–4),404–416.

[26] 刘琦. 澳大利亚铁矿石的特性和冶炼技术. 炼铁, 1986,1:30-33. [27] 姜传俊. 铁矿选矿工艺流程的技改与实践. 新疆有色金属，2009,1:44-45. [28] Chandra, I., Jeffrey, M.I., 2005. A fundamental study of ferric oxalate for

dissolving gold in thiosulfate solutions. Hydrometallurgy 77 (3–4),191–201. [29] 翟宏新. 中国贫铁矿选矿的新型工艺和设备研究. 矿山机械，2006，34

（10）：48-52

[30] 杨晓峰，邓本旭.弓长岭贫赤铁矿工艺矿物学及合理流程研究. 地勘采选，

75-78

[31] 徐金球. 新型捕收剂对赤铁矿捕收性能的研究. 化工矿山技术，1996,25

（2）：26-28

[32] 关翔. 某难选赤铁矿的选矿试验研究. 矿冶工程，2008，28：85-89. [33] 余永富，朱超英. 复合铁矿石选矿技术进步. 钢铁，1999,34:68-71. [34] 韦锦华. 弓长岭细粒贫赤铁矿分选技术研究和展望. 金属矿山，

2005,128-131.

55

内蒙古科技大学毕业设计说明书（毕业论文）

[35] 李俊宁. 极细难选赤铁矿石选矿工艺流程研究. 金属矿山，2005：298-301. [36] 刘亚辉，孙炳泉. 赤铁矿的正-反浮选研究.金属矿山,2004,331（1）：39-41.

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附 录

Anaerobic Thiosulfate Leaching: Development Of In Situ Gold

Leaching Systems

J.A. Heath, M.I. Jeffrey *, H.G. Zhang, J.A. Rumball

Abstract

Ferric EDTA and ferric oxalate complexes are both effective oxidants for the aerobic and anaerobic dissolution of gold in thiosulfate solutions, and therefore are potential candidates for the development of an in situ leaching system. The thiosulfate and polythionates were quantified during leaching using HPLC with perchlorate eluent and an anion exchange column, and it was found that both the iron EDTA and oxalate complexes have a low reactivity with thiosulfate, and they do not react with thiourea when it is added as a leaching catalyst. Anaerobic leaching experiments showed that both systems were still active after seven days leaching, and when 1 mM thiourea was present, there was significant gold dissolution. However in the absence of thiourea, the gold leaching was very slow, and hence the addition of thiourea as a gold oxidation catalyst is required for the iron(III) leaching systems. When anaerobic leaching was carried out in the presence of finely ground pyrite, the iron(III) complex was rapidly reduced to iron(II) as a result of the pyrite catalysed oxidation of thiosulfate. Pyrrhotite was also found to be problematic as it directly reduced the iron(III) complex, and therefore the quantity of gold leached was significantly lower in the presence of both these sulfide minerals. These problems associated need to be overcome if such a system is to be used in an in situ leach environment.

1. Introduction

In situ leaching has been in use since the mid 1970’s inthe United States and the former Soviet Union for producing refined uranium (Mudd, 2001a, b). It has recently been implemented at Beverley (2000), and is soon to be used at Honeymoon Well in

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South Australia. It has also been utilised to recover copper (D’Andrea et al., 1977), and soluble salts such as halite, trona, and boron (Bartlett, 1992), and potash from phosphate rock (Habashi and Awadalla,1988). The famous Frasch process for mining sulfur with superheated water may also be consider as an in situ leaching process. However, in situ leaching technology has not been adopted for the recovery of gold, even though there are a number of deposits which have favourable characteristics, including the Victorian Deep Leads.

The Victorian Deep Leads are buried alluvial gold bearing gravels, deposited in ancient valleys about 30–60 million years ago. Since that time the valleys have filled with sand, gravel, water, clay and other minerals, and the leads now lie up to 100 m below the surface. They are below the water table, however the water is slow moving at only a few meters per year (Anon, 1982). The resource is very extensive– at least 700 km are known to exist in Victoria around the Bendigo, Ballarat and Avoca areas. As it is an alluvial gold deposit, the content is highly variable, but averages approximately 4 g/m3. The thickness of the leads varies up to 5 m, and the width up to 1 km (Anon, 1982). The sulfur content is typically low, varying from 1% to 5% (Phillips and Hughes, 1996), with marcasite being the major sulfide present with some pyrrhotite. A further complication is the presence of lignite, which has the potential ofpre- robbing gold from cyanide solutions. During the early 1980, CRA Limited undertook extensive research into the use of in situ leaching with cyanide to mine gold from the Victorian Deep Leads. This work was unsuccessful for both technical reasons (availability of oxidant) and due to environmental concerns with pumping cyanide underground. Any future development of the Leads would need to be compa- tible with the current use of the groundwater resource in farming, as well as having strategies for environmental monitoring and rehabilitation in place. This leads to the visualisation of a process which uses a relatively benign gold leaching system, potentially based on thiosulfate as a ligand.

The copper-ammonia-thiosulfate system suffers from several drawbacks, most notably, the reduction of copper(II) ammine by thiosulfate, producing copper(I) thiosulfate and tetrathionate (Byerley et al., 1973). This causes the gold leach rate to

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decrease as the reaction proceeds (Breuerand Jeffrey, 2000), and hence dissolved oxygen is required to oxidise copper(I) thiosulfate back to a copper(II)ammine. This has been demonstrated by a number of authors, and a good summary of thiosulfate leaching experiments undertaken in the presence and absence of air sparging are presented by Senanayake (2007). Since the addition or control of oxygen underground is likely to be difficult, the copper-ammonia system is unlikely to be effective for an in situ leaching environment. However two promising iron(III) oxidants have been independently developed; one using ethylenediaminetetraacetic acid(forming Fe (EDTA)_) (Zhang et al., 2005), and the other using oxalate (forming Fe(C2O4)3 3_) (Chandra and Jeffrey,2005). Both of these complexes are very stable, with logb(Fe(EDTA)_) = 25.1 (Smith and Martell, 1989) and logb(Fe(C2O4)33) = 18.6(Smith and Martell, 1977). The main advantage in using iron(III) based oxidants is that they have been claimed to unreactive towards thiosulfate(compared to copper(II) ammine Therefore, they may potentially be used in an anaerobic environment, since oxygen may not be required to regenerate the oxidant. Another advantage of the iron(III) oxidants is that ammonia is not required to stabilise the oxidant. This enables their potential implementation into environments where legislation is strict on the use and release of ammonia into the environment.

The focus of this work was to evaluate alternative oxidants for the in situ, thiosulfate leaching of gold. Emphasis was placed on evaluation of iron(III) based oxidants in anaerobic or low-oxygen environments, to simulate conditions likely to be found in deposits such as the Victorian Deep Leads.

2. Experimental methods

2.1. Aerobic leaching

The aerobic leaching experiments were carried out using a standard glass electro- chemical cell. The main cell compartment had a Luggin capillary with a reference electrode attached through the bottom by a water-proof screw fitting.The gold sample used was a rotating disc electrode(RDE), 17 mm 59, 99.99% purity). The reference electrode used was an Activon single junction saturated calomel reference electrode

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(0.244 V vs. SHE). The mixed potential was monitored using a Radiometer Copen- hagen PGZ301 potentiostat, and the working electrode was connected to PINE rotator with a variable speed drive.

Fig. 1. Chromatograms at 200 nm for solutions containing 5 mMthiourea, 5 mM iron(III), and

either 5 mM EDTA (top) or 12.5 mMoxalate (bottom

Fig. 2. Chromatograms at 200 nm for solution containing 1 mMthiourea,6 mM thiosulfate, 2 mM

trithionate, 2.6 mM tetrathionate, and 0.9 mMpentathionate

The experiments were conducted at ambient laboratory temperature (22 ± 2 _C), and the rotation speed was maintained at 300 rpm. The working electrode surface was prepared by polishing using Struers waterproof silicon carbide paper (FEPA P#2400).

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The electrode was then rinsed with deionised water. All aerobic leach solutions were prepared from deionised water and analytical grade reagents. The order of mixing the reagents is important to prevent the oxidation of thiosulfate by iron(III);the thiosulfate was added to the solution already containing the ferric chloride and ligand. The pH was measured using a TPS pH meter(WP-80), with attached double junction pH probe (glass membrane, TPS) and resistance temperature detector(RTD). The pH was adju- sted manually using dilute solutions of sodium hydroxide and sulfuric acid (_0.1 M).

2.2. Anaerobic leaching

Anaerobic leaching studies were carried out in a custom built, sealable glovebox. The glovebox contained one large main compartment, and a smaller side compartment separated by an air-lock door. Gloves were incorporated into the side of the main compartment to manipulate the interior contents whilst sealed. The glovebox internal atmosphere was controlled by bleeding gas into the main compartment. The gas flow rate was maintained such that the pressure inside the glovebox was slightly greater than atmospheric pressure (_0.1 L/min). Oxygen concentrations inside the glovebox atmosphere and dissolved in the leach solutions were monitored using a Syland 4000 dissolved oxygen meter and probe.

Fig. 3. Comparison of FeEDTA (closed symbol, solid line) and FeOx(open symbol, dashed line)

for aerobic gold leaching in the ofthiourea at pH 7 and 5.5, respectively.

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A six-position magnetic stirrer mat and control panel was positioned inside the glovebox to spin Teflon coated magnetic stirrer bars in each beaker (250 mL). Gold sheet (12.5 _ 13 _ 1.5 mm, 99.99% purity) was suspended in the leach solution using a polypropylene crossbar and nylon thread. Prior to each experiment all gold sheet surfaces were polished using Struers waterproof silicon carbide paper (FEPA P#1200), followed by rinsing several times with deionised water. Rotation of the Teflon stirrer bars was maintained at 200 rpm. Leach solutions were prepared in the same manner as for aerobic studies, and then placed in the glovebox on the magnetic stirrer mat. Gas was bled into the glovebox overnight to obtain the desired equilibrium internal atmosphere composition. After this equilibration, the leach solution pH was checked and adjusted if required. If required, a small volume of slurry of active sulfide mineral (freshlyground in a ceramic ball mill overnight to give a P80 of10 lm) was also pipe- tted into each beaker to give a concentration of 5 g/L mineral. The gold sheet was then manually suspended in the leach solution, and this was taken as initiation of the experiment. At specific times, samples were withdrawn from the leach solutions and a sub-sample from these was stabilised for gold analysis by addition of a small,known volume of alkaline cyanide solution. After completing the experiment the sub-samples were collectively analysed by ICP-OES. A volume change correction was applied to the sample times, in accordance with the procedure outlined by Choo et al. (2006).

2.3. Solution speciation

Solution speciation was carried out using a high performance liquid chromatog- raphy (HPLC) system.The HPLCsystem comprised a Dionex AS16 strong base anion exchange column (4 _ 250 mm) with AG16 guard, coupled with a Waters 2695 separation module. Detection of UVactive components was accomplished using a Waters 2996 UV Photodiode Array (PDA) detector (k = 190–400 nm). An isocratic elution with perchlorate at 1 mL/min flow rate was used to separate the anionic sample components.Waters Empower software was used for analysis of component peak areas, and the concentration determined based on comparison to calibration

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standards.

3. Results and discussion

3.1. HPLC based solution speciation for leach solutions

Initially the use of 200 mM perchlorate as the eluent,which has previously been used for the analysis of copper-ammonia-thiosulfate leach solutions (Jeffrey and Brunt, 2007), was tested for quantification of solutions containing thiourea (Tu), ammonium thiosulfate (ATS),polythionates, and either the ferric oxalate (FeOx) or ferric EDTA (FeEDTA) complexes. It was found that although the negatively charged iron(III) complexes eluted between the thiosulfate and thiourea, there was considerable overlapping of the peaks. However when the perchlorate concentration was reduced to 125 mM, a much better separation of the thiourea and the iron(III) complexes was obtained. This is shown in Fig. 1; the chromatogram at 200 nm for a 1 lL injection of solution containing 5 mM thiourea, 5 mM iron(III), and either 12.5 mM oxalate or 5 mM EDTA. Therefore 125 mM perchlorate was adopted as the eluent in the analysis of solutions from both aerobic and anaerobic leaching experiments.

The chromatogram at 200 nm for a 5 lL injection of a standard solution containing 1 mM thiourea, 6 mM thiosulfate,2 mM trithionate, 2.6 mM tetrathionate and 0.9 mM pentathionate is shown in Fig. 2 for the 125 mM perchlorate eluent. All these species are eluted within 13 min, and the peaks were identified by their UV spectrum,and also by comparison to the retention time of individual standards. If greater sample throughput is required, the run time for each sample can be decreased to 8 min by increasing the eluent flowrate from 1.0 to 1.6 mL/min. In terms of quantification, the PDA detector produces a 3 D matrix of absorbance vs. wavelength vs. time, and hence the chromatograph can be displayed for any wavelength.To obtain maximum sensitivity, thiosulfate, tetrathionate and pentathionate were quantified at 214 nm, trithionate quantified at 192 nm, and thiourea quantified at 235 nm.

3.2. Aerobic leaching of gold

Initial testwork was undertaken to compare the leaching kinetics of gold in

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thiosulfate solutions containing thiourea and either the FeEDTA or FeOx complexes. For these experiments (and the anaerobic testwork), ammonium thiosulfate was chosen as the lixiviant, as the ammonium salt is significantly cheaper than the sodium salt. Electrochemical studies have also shown that there is little difference in leaching between the sodium and ammonium salts when thiourea is present, so they can be interchanged (Chandra and Jeffrey, 2004). By using a rotating disk, the mass transfer and geometric surface area are both constant between and during experiments. Fig. 3 shows the kinetic plot of gold measured in solution vs. the corrected time(based on volume correction due to sampling) (Choo et al., 2006). It is clear from Fig. 3 that the leaching of gold was more rapid for the oxalate system than for the EDTA system. Two variations of each system were tested: (1) high reagent concentrations, with 50 mM thiosulfate, 5 mM thiourea, 5 mM iron, and either 5.5 mM EDTA or 12.5 mM oxalate; and (2) low reagent concentrations, with 25 mM thiosulfate, 2 mM thiourea, 2 mM iron, and either 2.2 mM EDTA or 4 mM oxalate. The pH of the EDTA and the oxalate systems were 7.0 and 5.5, respectively.Not surprisingly, the use of high reagent concentrations resulted in more rapid leaching, although it is interesting to note that the gold leach rate in the low reagent oxalate system was similar to the high reagent EDTA system.

Table 1 Calculated initial gold leach rates, and the rate between 5 and 7 h. Alsoshown is the

measured mixed potential (EM)

Table 1 shows the initial gold leach rate (0–10 min) and the gold leach rate between 5 and 7 h for each of the experiments.For comparison, the oxygen diffusion limiting rate for gold leaching in air saturated cyanide solutions at 300 rpm is 55 lmol/m2 s

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(Jeffrey and Ritchie, 2000). For each of the leaching systems, it can be seen from both Fig. 3 and Table 1 that the initial leaching was more rapid, most likely as a result of the higher initial surface reactivity created by polishing. As the leaching proceeded, the leach rate decreased, approaching a constant value. Table 1 also shows the mixed potentials measured during the leaching experiments, with those for the two oxalate systems being more positive than those for the two EDTA systems. This is consistent with the higher leach rates measured with the oxalate systems. It is interesting to note though that the mixed potential was similar for the two oxalate systems,and also for the two EDTA systems, even though the leach rate was higher for the high reagent systems. This is consistent with the low reagent systems having a lower thiourea concentration, and hence the gold oxidation half reaction was less active for the low reagent systems.

Fig. 4. Formation of trithionate, tetrathionate, and pentathionate duringthe aerobic leaching experiments shown in Fig. 3: j low reagent FeEDTA;h low reagent FeOx; _ high reagent FeEDTA;

e high reagent FeOx.

Another important aspect of the ferric leaching systems that makes them ideal for an in situ process is the low reactivity of the iron(III) complex with thiosulfate. This is illustrated in Fig. 4, which shows the formation of polythionates during the aerobic leaching experiments. It is clear that the quantity of polythionates formed in each of

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the experiments was very low, verifying the claims of low reactivity of the iron(III) complexes with thiosulfate in previous publications (Zhang et al., 2005; Chandra and

Table 2 Calculated change in thiosulfate concentration due to its oxidation, andthe corresponding change in iron(III) concentration for each of theaerobic leach tests

Jeffrey,2005). This was consistent with the observation that the solutions remaining air saturated during the leaching experiments. The thiourea concentration was also measured for each sample, and this was found to be unchanged over the duration of the experiment. For the high reagent FeEDTA system, trithionate was the main polythionate formed, whereas for the high reagent FeOx system, tetrathionate was the major product.

Using a sulfur balance, the loss of thiosulfate can be calculated for each of the systems, and then from an electron balance, the quantity of iron(III) reduced can be determined. The equations used for these types of calculations are outlined in a previous publication (Jeffrey and Brunt, 2007), and the data is shown in Table 2. It is interesting to note that the thiosulfate and iron(III) loss was the highest for the high reagent FeEDTA system, and lowest for the low reagent FeEDTA system. For the FeOx system,the calculated iron(III) loss was actually higher for the low reagent system than the high reagent system. This was most likely because a lower oxalate to iron ratio(2:1) was adopted for the low reagent system, and hence the concentration of the more reactive Fe(C2O4)+ complex will be higher (Chandra and Jeffrey, 2005).

3.3. Anaerobic leaching

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The anaerobic leaching of gold was initially carried out in the absence of thiourea in an attempt to develop a more socially and environmentally acceptable in situ leaching system. According to its material safety data sheet, thiourea is a known animal carcinogen, and its effect on aquatic and terrestrial life forms are well documented. Since the study of in situ leaching is more concerned with the long term leaching kinetics, the freshly prepared solutions were aged for 18 h in the glovebox prior to the insertion of the gold sheet. Fig. 5 shows the gold concentration in the leach solution as a function of corrected leach time for the experiments with 50 mM thiosulfate and varying iron(III) concentration. In a similar manner to Fig. 3, more gold was leached for the oxalate system than the EDTA system with the same iron(III) concentration. However the gold leach rate for all of the experiments was very low, with the highest gold concentration being 0.52 mg/L after seven days of leaching. This equates to an average leach rate of 2 _ 10_3 lmol/m2 s, which was significantly slower than the rates measured in the aerobic system in the presence of thiourea. Such a result is consistent with electrochemical studies that have shown that gold oxidation in thiosulfate solutions in the absence of thiourea or copper ammine complexes is very slow (Chandra and Jeffrey, 2004; Zhang et al., 2005; Breuer and Jeffrey, 2002). In an attempt to increase the gold leach rate of the nonthiourea containing leach systems, the thiosulfate concentration was increased to 100 mM, and the results are shown in Fig. 6. For the EDTA system, there was significantly more gold leached at the higher thiosulfate concentration, with 3.26 mg/L gold after six days of leaching. This corresponds to a leach rate of 0.014 lmol/m2 s, which is still low.For the oxalate system, when the thiosulfate concentration was increased, there was more precipitation of iron hydroxide,and therefore the leaching at 100 mM thiosulfate was less effective than the EDTA system.Anaerobic experiments were also performed in the presence of thiourea in an attempt to increase the gold leach rate. The concentration of thiourea was chosen as 1 mM, which was lower than for the aerobic tests, and the results are shown in Fig. 7. The addition of thiourea clearly increases the gold leach rate for both the FeEDTA and FeOx systems. Initially the leaching with the oxalate system at 100 mM thiosulfate was the most rapid, but the leach rate decreased

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Fig. 5. Effect of iron(III) concentration on the anaerobic leaching of gold in the FeEDTA and

FeOx systems in the absence of thiourea.

Fig. 6. Effect of thiosulfate concentration on the anaerobic leaching of gold in the FeEDTA and

FeOx systems in the absence of thiourea.

with time as a result of continual formation of iron hydroxide in a similar manner to 100 mM thiosulfate in the absence of thiourea (Fig. 6). The gold concentration after six days was similar for the oxalate system with 50 mM thiosulfate (59.4 mg/L gold), and the EDTA system with 100 mM thiosulfate (54.4 mg/L gold).

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Fig. 7. Effect of thiourea addition on the anaerobic leaching of gold in the FeEDTA and FeOx

systems with either 50 or 100 mM thiosulfate

The correspondingaverage leach rates are 0.25 and 0.22 lmol/m2 s, respectively, more than an order of magnitude faster than the highest anaerobic leach rate measured in the absence of thiourea. Therefore in terms of leach kinetics, both the FeEDTA and FeOx systems containing 1 mM thiourea have the potential for utilisation in an in situ environment to recover gold. The mechanism by which thiourea catalyses the gold oxidation half reaction is still poorly understood,and requires further investigation. Such work may lead to the discovery of other catalysts for enhancing the leaching in these systems.

3.4. Effect of sulfide minerals on the anaerobic leaching

During an in situ leaching process, solution is pumped through a permeable ore-body, which may contain many different minerals of varying degrees of reactivity; some of the most commonly found reactive minerals are iron sulfides. To evaluate how the iron(III) oxidant leaching systems are likely to perform in the presence of these minerals, a small amount of freshly ground (P80 = 10 lm) slurry of either pyrite (FeS2) or pyrrhotite (Fe7S8) was added to the leach solution just prior to gold sheet addition(and experiment commencement). Fig. 8 shows the results obtained with solutions containing 100 mM thiosulfate, 10 mM iron(III) complex, and 1 mM

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thiourea. It is clear that for all of the experiments, the gold concentration obtained was significantly lower than that measured in the absence of the sulfide minerals. These results suggest that the iron(III) had been rapidly reduced in the presence of pyrite or pyrrhotite. This was confirmed by measuring the potential of a platinum electrode in the leach solution (commonly referred to as EH), as shown in Fig. 9. For comparison, the EH profiles of the FeEDTA and FeOx systems in the absence of mineral are also shown. It is clear that in the absence of sulfide mineral, the EH was above 200 mV for the entire duration of the experiment for both FeEDTA and FeOx. In comparison, when either pyrite or pyrrhotite was added, the EH was significantly lower, indicating a loss of iron(III). Therefore it is not surprising that leaching in the presence of these minerals was poor, and currently work is being undertaken aimed at reducing the impact of the reactive sulfides on the anaerobic thiosulfate leaching of gold.

Fig. 8. Effect of pyrite and pyrrhotite on the anaerobic leaching of gold in both the FeEDTA and

FeOx systems with 100 mM thiosulfate and 1 mMthiourea.

To investigate the rapid decrease in the solution EH in the presence of minerals, analysis of the leach solutions for thiosulfate and polythionates was undertaken at the conclusion of the experiment. Fig. 10 shows that the polythionate formation in the presence of reactive sulfide minerals was more significant compared to when reactive

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sulfide minerals are absent (shown in Fig. 4 for the aerobic leaches). It is also clear from Fig. 10 that the quantity of polythionates formed when pyrite was present was higher compared to when pyrrhotite was present, and that polythionate formation was higher for the EDTA system than for the oxalate system.

Fig. 9. Effect of pyrite and pyrrhotite on the measured solution EH during the anaerobic leaching of gold in both the FeEDTA and FeOx systems with100 mM thiosulfate and 1 mM thiourea

It is known that pyrite catalyses the oxidation of thiosulfate by dissolved oxygen (Xu and Schoonen, 1995), and therefore it is likely that a similar catalysis also exists for the reaction of iron(III) and thiosulfate. To gain a further understanding of the mechanism of polythionate formation in the presence of sulfide minerals, the sulfur and electron balances can be undertaken in a similar manner to the results shown in Table 2. If it is assumed that the polythionates are produced from the sulfide mineral catalysed oxidation of thiosulfate by iron(III), then the corresponding quantity of iron(III) reduced can be calculated, and is shown in Fig. 11, along with the total sulfur as polythionates. For the experiments with FeEDTA and pyrite, it can be seen that the calculated iron(III) reduced is close to the initial concentration of iron(III), which is consistent with pyrite catalysing the reaction between FeEDTA and thiosulfate. Such a

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Fig. 10. Polythionate formation during the anaerobic leaching in solutions containing reactive

sulfides as shown in Fig. 8

Fig. 11. Sulfur as polythionates formed during the anaerobic leaching in solutions containing reactive sulfides shown in Fig. 8. Also shown is the iron(III)reduction based on either oxidation

or oxidation of mineral sulfide to polythionates.

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finding is not unusual, as it would not be expected that the pyrite itself would be reactive towards the iron(III) EDTA complex. For the experiments with FeOx and pyrite, the iron(III) reduced was less than the initial concentration, particularly for the two 10 mM iron(III) experiments. This may be as a result of additional iron(III) loss from the FeOx system as a result of increased iron precipitation in the presence of the pyrite.For the experiments containing finely ground pyrrhotite,Fig. 11 shows that the calculated iron(III) reduced by thiosulfate is significantly less than the initial iron concentration,and hence the surface catalysed oxidation of thiosulfate was not the dominant mechanism for the loss of iron(III) in the case of pyrrhotite. However since pyrrhotite is regarded as a reactive sulfide, it can be considered that the iron(III) is oxidising the sulfide in the pyrrhotite (S_II) to polythionates. In this instance, a larger number of electrons are required per mole of S oxidised than for thiosulfate, and Fig. 11 also shows the calculation of the iron(III) reduced through the oxidation of the mineral sulfide to polythionates. For the EDTA experiments, this calculated value is closer to the initial iron(III) concentration, and the discrepancy is most likely due to the formation of some thiosulfate, as well as polythionates, from the oxidation of pyrrhotite. Since the solutions contained 100 mM thiosulfate initially, accurately measuring a small increase in thiosulfate concentration (0.1 mM) is very difficult, and hence thiosulfate formation was not included in the calculations. For the oxalate systems, the calculated iron(III) reduction with pyrrhotite was again less than for the EDTA system, possibly due to iron precipitation, since the iron(III) oxalate is less stable than the iron(III) EDTAcomplex.

Conclusions

A HPLC method for analysing thiosulfate and polythionates with an anion exchange column and perchlorate eluent was adapted for the analysis of leach solutions containing thiourea and either iron(III) EDTA or iron(III) oxalate. This allowed for the quantification of iron, thiourea, thiosulfate and polythionates with a single injection. It was consequently shown that the direct reaction between the iron(III) complexes and thiosulfate was very slow, with a low rate of polythionate

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formation being measured. The iron(III) complexes also do not oxidise thiourea, and its concentration was found to remain constant during leaching.Both aerobic and anaerobic leaching experiments

showed that the iron(III) complexes readily leach gold when thiourea was added as a gold oxidation catalyst.However in the absence of thiourea, the anaerobic leaching was significantly slower. The addition of finely ground pyrite was found to result in the rapid reduction of iron(III) complexes to iron(II) and corresponding formation of polythionates. This was as a result of the pyrite catalysed oxidation of thiosulfate by the iron(III) complex. Pyrrhotite was also found to be problematic as it directly reduced the iron(III) complex, and therefore the quantity of gold leached was significantly lower in the presence of either of the sulfide minerals. Currently work is being undertaken aimed at reducing the impact of the sulfide minerals on the anaerobic leaching, and assessing the engineering/hydrology environmental implications of the proposed in situ leaching leaching. For instance, the pumping costs and fluid flow rates need to be evaluated against the gold leach kinetics, chemical stability and residence time required. To establish this, a complex hydrology and chemistry model needs to be developed. This work is being conducted through the newly formed minerals down under flagship,and involves the CSIRO divisions like minerals, land and water, and exploration and mining.

References

Anon, 1982. Victorian Deep Leads Gold: Preliminary Environmental Report of

Solution Mining Research at Eastville. CRA Limited,Melbourne.

Bartlett, R.W., 1992. Solution Mining. Leaching and Fluid Recovery of Materials.

Springer, US.

Breuer, P.L., Jeffrey, M.I., 2000. Thiosulfate leaching kinetics of gold in the presence

of copper and ammonia. Miner. Eng. 13 (10–11), 1071–1081.

Breuer, P.L., Jeffrey, M.I., 2002. An electrochemical study of gold leaching in

thiosulfate solutions containing copper and ammonia. Hydrometallurgy 65, 145–147.

74

内蒙古科技大学毕业设计说明书（毕业论文）

Byerley, J.J., Fouda, S.A., Rempel, G.L., 1973. Kinetics and mechanism of the

oxidation of thiosulfate ions by copper(II) ions in aqueous ammonia solution. J. Chem. Soc. Dalton Trans. (8), 889–893.

Chandra, I., Jeffrey, M.I., 2004. An electrochemical study of the effect of additives

and electrolyte on the dissolution of gold in thiosulfate solutions. Hydrometallurgy 73 (3–4), 305–312.

Choo, W.L., Jeffrey, M.I., Robertson, S.G., 2006. Analysis of leaching and

cementation reaction kinetics: correcting for volume changes in laboratory studies. Hydrometallurgy 82, 110–116.

D’Andrea, D.V., Larson, W.C., Fletcher, L.R., Chamberlain, P.G.,Engelmann, W.H.,

1977. In situ leaching research in a copper depositat the emerald isle mine. In: Report of Investigation 8236. US Bureauof Mines, Washington.

Habashi, F., Awadalla, F.T., 1988. In situ and dump leaching of phosphate rock. Ind.

Eng. Chem. Res. 27 (11), 2165–2169.

Jeffrey, M.I., Brunt, S.D., 2007. The quantification of thiosulfate and polythionates in

gold leach solutions and on anion exchange resins.Hydrometallurgy 89, 52–60. Jeffrey, M.I., Ritchie, I.M., 2000. The leaching of gold in cyanide solutionsin the

presence of impurities I. The effect of lead. J. Electrochem. Soc.147 (9), 3257–3262.

Mudd, G.M., 2001a. Critical review of acid in situ leach uranium mining1. USA and

Australia. Environ. Geol. 41 (3–4), 390–403.

Phillips, G.N., Hughes, M.J., 1996. The geology and gold deposits of the Victorian

Gold Province. Ore Geol. Rev. 11 (5), 255–302.

Senanayake, G., 2007. Review of rate constants for thiosulphate leaching of gold from ores, concentrates and flat surfaces: effect of host minerals and pH. Miner. Eng. 20 (1),1–15.

Smith, R.M., Martell, A.E., 1977. Critical Stability Constants. Volume 3:Other

Organic Ligands. Plenum Press, NY.

Smith, R.M., Martell, A.E., 1989. Critical Stability Constants. Volume 3:Second

Supplement. Plenum Press, NY.

75

内蒙古科技大学毕业设计说明书（毕业论文）

Xu, Y., Schoonen, M.A.A., 1995. The stability of thiosulfate in the presence of pyrite

in low temperature aqueous systems. Geochim.Cosmochim. Acta 59, 4605–4622. Zhang, H.G., Nicol, M.J., Staunton,W.P., 2005. An electrochemical study of an alternative process for the leaching of gold in thiosulfatesolutions. In: Deschenes, G., Hodouin, D., Lorenzen, L. (Eds.),Treatment of gold ores. The Canadian Institute of Mining, Metallurgyand Petroleum, Quebec, Canada, pp. 243–257.

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厌氧的硫代硫酸盐浸出法-就地浸金工艺的研究

J ·A ·希思等

摘 要

对于在硫代硫酸盐溶液中需氧的和厌氧的溶解金来说,三价铁的EDTA( FeEDTA) 和三价铁的草酸盐( FeOX) 的络合物都是有效的氧化剂,因此对于研制一种浸出工艺来说,它们都是可能的选择对象。利用阴离子交换剂和使用高氯酸盐溶液作为洗提剂的高性能液相色谱法( HPLC) ,测定了在浸出过程中硫代硫酸盐和连多硫酸盐的数量。试验发现三价铁的EDTA 和草酸盐的络合物,与硫代硫酸盐的反应活性都很低,而且在加入硫脲作为浸出催化剂时,它们都不会与硫脲发生反应。厌氧浸出试验结果表明,在浸出7d 后,这两种络合物仍然是很有效的,并且在有硫脲存在时能使相当数量的金溶解。然而在没有硫脲存在的情况下,金的浸出是很慢的,因此对这两种Fe ( Ⅲ) 的浸出体系来说,都需要加入一些硫脲作为氧化金的一种催化剂。在有细磨的黄铁矿存在的条件下进行厌氧浸出时,由于黄铁矿催化氧化硫代硫酸盐的缘故,三价铁[ Fe ( Ⅲ) ]的络合物迅速地被还原成二价铁[ Fe ( Ⅱ) ] 。试验发现,磁黄铁矿的存在也会带来一些麻烦,因为它们能直接地还原Fe ( Ⅲ) 的络合物。因此在有这两种硫化矿物存在时,浸出的金数量明显降低。如果要使这种工艺能用于金矿石的就地浸出,必须先要解决这些与存在硫化矿物有关的问题。

关键词：金矿石、浸出、湿法冶金、反应动力学、硫代硫酸盐浸出法

1 概 述

自20 世纪70 年代中期以来,就地浸出工艺就已在美国、前苏联等国用于生产精铀。最近已在Beveley 矿区得到应用,并且很快就将在南澳大利亚的Honeymoon Well 矿区得到应用。它也已用于回收铜和某些可溶性盐,例如岩盐、天然碱和硼,以及从磷酸岩中回收钾。著名的使用过热水开采硫的Frasch 法也可认为是一种就地浸出工艺。然而,就地浸出工艺尚未被用于回收金,虽然有很多矿床,包括Victorian Deep 矿脉的矿石,都具备一些有利于就地浸出的特性。

Victorian Deep 矿脉埋藏着含砂金的砾石,大约是在3000～6000 年前沉积在一些古河谷中的。自那时以来这些河谷中已充填着大量的砂子、砾石、水、黏

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土和其它矿物,并且这些矿脉现在都处于地表以下,可达到100 m 的深处。它们都是在地下水位以下,然而水只是以每年几米速度缓慢流动。这一资源的分布非常广阔, 已知在Victorian 周围的Bendigo 、Ballarat 和Avoca 地区至少延伸700 km。因为是一个砂金矿床,所以金的品位波动很大,但平均品位大约为4 g/ m3 。矿脉厚度可达到5 m ,宽度可达到1 km。含硫量通常都比较低,从1 %到5 % ,白铁矿(FeS2 ) 是主要的硫化矿物,并含有一些磁黄铁矿( Fe7 S8 ) 。更为复杂的是还存在着一些褐煤,它们有可能会从氰化物溶液中“劫金”。在20 世纪80年代初,CRA 矿业公司就开始进行用氰化物从Vic2torian Deep 矿脉中就地浸出回收金工艺的详细研究,但由于技术方面的原因(氧化剂的来源) ,以及对地下泵唧氰化物溶液在环保方面的担心,而没能获得成功。这些矿脉今后的开采问题,必须与目前的地下水资源用于农田灌溉的现实情况,以及当地的环保监测和整治策略相一致。这就需要找到一种基于使用硫代硫酸盐作为配位体的环保上比较安全的浸金工艺。

铜- 氨- 硫代硫酸盐体系因存在几个缺点而受阻,最明显的是Cu ( Ⅱ) 氨络合物会被硫代硫酸盐还原,产生Cu ( Ⅰ) 的硫代硫酸盐和连四硫酸盐。这就造成了金的浸出速率随着反应的进行而降低,并因此而需要有溶解氧以使Cu ( Ⅰ) 的硫代硫酸盐氧化和恢复到Cu ( Ⅱ) 氨络合物。这一点已由很多作者的研究得到证实,并且Senanayake 在2007 年已发表一篇综述,对于在有无喷射空气的条件下进行硫代硫酸盐浸金的试验作了很好的总结。

因为在地下通入氧气或控制氧气含量可能比较困难,所以对于就地浸出来说,铜- 氨浸出工艺不太可能有效。然而,现在已分别找到两种很有希望的氧化剂:一种是使用乙二胺四乙酸( EDTA) (能形成Fe ( EDTA) - ) , 另一种则是使用草酸盐( 能形成Fe (C2O4 ) 3 -3 ) 络合物。这两种络合物都是很稳定的,logβ ( Fe ( EDTA) - ) = 2511 ,logβ ( Fe (C2O4 ) 3 -3 )= 1816 。使用Fe ( Ⅲ) 基氧化剂的主要优点是,据称它们与硫代硫酸盐不易起反应(与Cu ( Ⅱ) 氨络合物相比) 。所以它们有可能用于厌氧环境中,因为它们可能不需要氧,以使氧化剂再生。Fe ( Ⅲ) 基氧化剂的另一个优点是不需要使用氨,以稳定氧化剂。这样就使它们有可能在一些环保敏感的,对使用和往环境中排放氨都实行严格控制的地区得到应用。

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本研究工作的目的是,评价几种可供硫代硫酸盐就地浸出金所选择使用的氧化剂。重点放在评价Fe ( Ⅲ) 基氧化剂在厌氧或含氧量很低环境中的性能,以模拟在诸如Victorian Deep 矿脉等矿床中可能存在的含氧条件。

2 试验方法

2.1 需氧浸出

需氧浸出试验是使用一套标准的玻璃电化学反应槽进行的。这个反应槽的主隔室中有着一根鲁金毛细管(Luggin Capillary) 和一个参比电极,后者是由一个防水螺栓固定在底部。所用的金样品是一个旋转的圆盘电极(直径17 mm ,纯度99199 %) 。使用的参比电极是一种Activon 型单注射饱和甘汞电极(相对于标准氢电极电位为01244 V) 。混合电位是使用一台Radiometer Copenhagen PGZ 301 型恒电位器进行监测的,工作电极则是连接到一个能变速驱动的转子上。

图1 含有5 mmol/ L 硫脲、5 mmol/ L Fe( Ⅲ) 以及5 mmol/ LEDTA( 上图) 或121 5 mmol/

L 草酸盐( 下图) 的溶液在200 nm时分析获得的色谱

试验都是在实验室的温度(22 ±2 ℃) 下进行的,旋转速度保持在300 r/ min 。工作电极的表面使用防水型碳化硅砂纸( FEPA P # 2400) 进行磨光擦净。然后再用去离子水冲洗电极。所有的需氧浸出溶液都是用去离子水和分析纯试剂配制的。试剂的混合顺序是很重要的,目的是为了防止硫代硫酸盐被Fe ( Ⅲ) 所氧化。硫代硫酸盐是加入到已经含有氯化铁和配位体的溶液中的。p H 值是使用一种配置双注射探头(玻璃膜) 和电阻温度指示器的TPS型p H 计(WP - 80) 进

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行测定的。p H 值是使用氢氧化钠和硫酸的稀溶液(～011 mol/ L) 人工进行调节的。

图2 对于一种含有1 mmol/ L 硫脲、6 mmol/ L 硫代硫酸盐、2 mmol/ L 连三硫酸盐、216

mmol/ L 连四硫酸盐和019 mmol/ L 连五硫酸盐的溶液在200nm处的色谱图

2.2厌氧浸出

厌氧浸出的试验是在一个专门定制的手套箱中进行的。这个手套箱中有着一个大的主隔室和一个较小的通过一个镇气门分隔开的副隔室。手套安置在主隔室的侧面,以便在密闭状态下操纵内含物。手套箱的内部气氛是通过往主隔室排放气体而进行控制的。气体的流速保持在使手套箱内部的压力稍高于大气压(～011L/ min) 。手套箱内部气氛与溶解在浸出溶液中的氧气浓度,都是使用一种Syland4000 型溶解氧测定仪和探头进行监控的。

手套箱内安置了一台六档的磁力搅拌器和控制盘,以达到使每个烧杯(250 mL 容积) 中的涂覆着聚四氟乙烯的搅拌棒旋转。尺寸为1215 ×13 ×115mm 和纯度为99199 %的金片,利用一根聚丙烯横杆和尼龙线悬吊在浸出溶液中。在每次试验之前金片的表面全都使用Strueys 防水型碳化硅砂纸( FE2PA P # 1200) 磨光擦净,然后再用去离子水冲洗几次。聚四氟乙烯搅拌棒的转速保持在200 r/ min 。

浸出溶液是按需氧的试验研究中同样的方法配制的,然后将它们置于手套箱中。往手套箱中通入气体一个晚上,以达到所需的内部平衡气氛组成。在达到这

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种平衡后,就测定浸出溶液的p H 值,必要时还应进行调整。如有必要,可将少量

图3 在pH值分别为7 和515 时,在有硫脲存在的条件下FeEDTA和FeOX需氧浸出金结果

反应活性的硫化矿物矿浆(在瓷球磨机中细磨一个晚上以达到P80 = 10μm 粒度) 用滴液管加入到每个烧杯中,以达到015g 矿物/ L 的浓度。然后用手工使金片悬吊在浸出溶液中,并将这一时刻作为试验起点。在达到几个特定时间时从浸出溶液中取出几份试样,并使从这些试样中取出的一份小样稳定,再通过加入已知数量的少量的碱性氰化物溶液以分析金的的含量。在完成试验后将几份小样收集在一起,用感应耦合等离子体发射光谱进行分析。按Choo等人提出的方法对取样时间的容积变化进行校准。

2.3 溶液组分的测定

是使用一套高性能液相色谱仪进行溶液组分的测定。这套高性能液相色谱仪包括一个Dionex AS16 型强碱性阴离子交换柱(4 ×250 mm) 和一套A G16 防护装置,再配上一个Water s 2695 型分离模块。紫外光活性组分的检测是使用一个Waters 2996 紫外光电二极管检测器(λ= 190～400 nm) 完成的。使用高氯酸盐溶液在1 mL/ min 的流速下进行洗提,以分离出阴离子的样品组分。使用Waters Empower 软件以分析组分的峰面积。浓度则是根据与校准用标准相比较而确定的。

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3 结果与讨论

3.1 高性能液相色谱法测定浸出溶液中的溶液组分

最初使用200 mmol/ L 高氯酸盐溶液作为洗提剂进行试验,以便对含有硫脲( Tu) 、硫代硫酸铵(A TS) 、连多硫酸盐以及三价铁的草酸盐( FeOX)或三价铁的EDTA 络合物( FeEDTA) 的溶液进行定量分析。这种高氯酸盐洗提剂先前就已用于分析铜- 氨- 硫代硫酸盐浸出溶液。虽然负电性的Fe( Ⅲ) 络合物在硫代硫酸盐和硫脲之间得到洗提,但峰区有相当明显的重叠。然而,当高氯酸盐溶液的浓度降低到125 mmol/ L 时,硫脲与Fe ( Ⅲ) 络合物就达到了很好的分离。这个结果已示出在图1 中。即在200 nm 时对于1μL 注射的一种含有5 mmol/L 硫脲、5 mmol/ L Fe ( Ⅲ) 以及1215 mmol/ L 草酸盐或5 mmol/ L EDTA 的溶液的色谱。因此,在对需氧和厌氧浸出试验中得出的溶液进行分析时,采用了125 mmol/ L 的高氯酸盐溶液作为洗提剂。

在200 nm 时对于5 μL 注射量的含有1mmol/ L 硫脲、6 mmol/ L 硫代硫酸盐、2 mmol/ L 连三硫酸盐、216 mmol/ L 连四硫酸盐和019 mmol/ L连五硫酸盐的溶液,在高氯酸盐洗提剂的浓度为125 mmol/ L 时获得的色谱示出在图2 中。所有这些组分都是在13 min 之内洗提出的,并通过它们的紫外光谱,再通过与各自的标准停留时间进行比较的方法确定了峰值。如需达到更大的样品通过量,那么通过使洗提剂的流速从11 0 提高到116 mL/min ,就能使每个样品的收集时间减少到8 min 。就量化表示来说, Water s 2996 紫外光电二极管( PDA) 检测器产出了吸光度与波长和时间之间的3D 矩阵。因此,色谱图就能用于显示任何波长。为了达到最高的灵敏度,硫代硫酸盐、连四硫酸盐和连五硫酸盐都是在214 nm 处定量的,而连三硫酸盐则是在192 nm 处、硫脲是在235 nm 处定量的。

3.2 需氧浸出金

进行了一项初步的试验工作,以比较金在含有硫脲和FeEDTA (或FeOX) 络合物的硫代硫酸盐溶液中的浸出动力学。对于这些试验(包括厌氧浸金试验) 都选择使用硫代硫酸铵作为浸出剂,因为铵盐比钠盐要便宜得多。电化学研究结果已经证明,当有硫脲存在时,使用钠盐和铵盐的浸出结果几乎没有差别,因此它们是可以互换的。使用一个旋转圆盘进行试验时,两者之间以及在试验过程中的传质

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和几何表面积都是固定的。图3 示出了在溶液中测得的金的浸出动力学与校准时间(基于因取样而对容积进行的校准) 的关系图。从图3 可清楚地看出,金在草酸盐的体系中比在EDTA 体系中浸出更迅速。在每个体系中都测试过两个变化因素:1) 高的试剂浓度,使用50 mmol/ L 硫代硫酸盐、5 mmol/ L硫脲5 mmol/ L Fe ( Ⅲ) 、以及515 mol/ L EDTA (或1215 mmol/ L 草酸盐) ; 2) 低的试剂浓度,使用25mmol/ L 硫代硫酸盐、2 mmol/ L 硫脲、2 mmmol/ LFe ( Ⅲ) 以及212 mmol/ L EDTA (或4 mmol/ L 草酸盐) 。EDTA 和草酸盐体系的p H 值分别为710和515 。并不奇怪,使用高的试剂浓度时达到了更快的浸出速度,虽然值得指出的是,在低的试剂浓度时的草酸盐体系中,金的浸出速率类似于在高试剂浓度时的EDTA 体系中的金的浸出速率。

表1 计算得出的初始的金浸出速率和在5 与7h之间的浸出速率,得出混合电位( EM)

表1 示出了对于每项试验最初(0～10 min) 的金浸出速率,以及在5 与7 h 之间的金浸出速率。为了进行比较,对于在空气饱和的氰化钠溶液中在300 r/ min 的转速下浸出金时,氧扩散的极限速率是55μmol/ m2 ·s。对于每个浸出体系来说,从图3和表1 都可以看出,最初的浸出是比较快速的,很可能是由于经过砂纸磨光擦净后使初始表面具有较高反应活性的缘故。随着浸出过程的进行,

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图4 在图3 所示的需氧浸出试验过程中,生成连三、连四和连五硫酸盐的情况

浸出速率就逐步降低,并达到一个稳定值。表1 还示出了在浸出试验过程中测出的混合电位,对于两种草酸盐体系来说,测得的混合电位都比在EDTA 体系中有着更高的正值。这与在草酸盐体系中测得的更高的浸出速率是相一致的。值得指出的是,对于两种不同浓度草酸盐体系的混合电位是相似的,并且对于两种不同浓度EDTA 体系的混合电位也是相似的,虽然试剂浓度高的体系中达到的浸出速率要更高一些。这与低浓度的试剂体系中只有着较低的硫脲浓度相一致的。因此对于试剂浓度较低的体系来说,金氧化的半反应不太有效。

要使Fe ( Ⅲ) 浸出体系成为一种理想的就地浸出工艺的另一个重要问题是,Fe ( Ⅲ) 络合物与硫代硫酸盐很低的反应活性。这一点在图4 中已作出很好说明。图4 证实了在需氧浸出试验过程中生成了连多硫酸盐。很明显,在每个试验过程中生成的连多硫酸盐数量都是很少的,证实了在先前的几篇论文中得出的Fe ( Ⅲ) 络合物与硫代硫酸盐的反应活性很低的论断。这是与在浸出试验过程中溶液仍被空气所饱和的情况相一致的。还对每个样品测定了硫脲的浓度,并且发现在整个试验期间硫脲的浓度没发生变化。对于高试剂浓度的FeEDTA 体系来说,连三硫酸盐是生成的一种主要的连多硫酸盐,而对于高试剂浓度的FeOX 体系来说,连四硫酸盐则是一种主要的产物。

表2 计算得出的每个需氧浸出试验中,由于氧化而造成的硫代硫酸盐浓度变化以及

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相应的Fe( Ⅲ) 浓度的变化情况

利用硫的平衡就能计算每个体系的硫代硫酸盐损失量,然后再根据电子平衡就能确定还原的Fe( Ⅲ) 数量。用于这类计算的方程式已在先前的几篇论文中作过概述,有关的数据列出在表2 中。很有意思的是,对于高试剂浓度的FeEDTA 体系来说,硫代硫酸盐和Fe ( Ⅲ) 的损失量最高,而对于低试剂浓度的FeEDTA 体系来说,损失量是最低的。对于FeOX 体系来说,计算得出的在低试剂浓度的体系中,Fe ( Ⅲ) 的损失量高于在高试剂浓度体系中的损失量。这很可能是因为在低试剂浓度的体系中,使用了较低的草酸盐与铁的比例(2 ∶1) ,因此,活性更高的Fe (C2O4 ) + 络合物的浓度将会比较高。

3.3 厌氧浸出

厌氧浸金的试验最初是在没有硫脲存在的条件下进行的,以试图研制出一种社会和环保方面更易接受的就地浸出方法。根据有关的物料安全性记录表,硫脲已被列为是一种致癌物,并且它对水生生物和地下生物的不利影响也已得到很好确认。因为就地浸出试验研究工作,更多的是关心长期的浸出动力学,所以在插入金片之前先将新鲜配制的溶液在手套箱内陈化18 h 。图5 示出了在使用50 mmol/ L硫代硫酸盐和不同浓度Fe ( Ⅲ) 的试验中,浸出溶液中的金浓度随校准后的浸出时间而变化的情况。与图3 的情况相似,在同样的Fe ( Ⅲ) 浓度条件下,在草酸盐体系中比在EDTA 体系中有更多的金被浸出。然而对于所有的试验来说,金的浸出速率都是很低的,在浸出7 d 以后最高的金浓度仅为0152mg/ L 。这相当于平均的浸出速率为2 ×10 - 3μmol/m2 ·s ,明显低于在有硫脲存在的条件下在需氧浸出体系中测得的速率。这一结果是与电化学研究的结果相一致的。电化学研究已经证明,在没有硫脲或铜氨络合物存在的条件下,金在硫代硫酸

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盐溶液中的氧化是非常慢的。

图5 在没有硫脲存在的条件下,Fe( Ⅲ) 浓度对在FeEDTA和FeOX体系中厌氧浸出金的影响

图6 在没有硫脲存在的条件下,在FeEDTA 和FeOX体系中硫代硫酸盐浓度对厌氧浸出金的

影响

为了提高在不含硫脲的体系中金浸出速率,就将硫代硫酸盐的浓度提高到100 mmol/ L ,获得的结果示于图6 中。对于EDTA 体系来说,在较高的硫代硫酸盐浓度下,明显地有更多的金被浸出了,在浸出6 d 以后金的浓度达到了3126 mg/ L 。这相当于浸出速率为01014μmol/ m2 ·s ,但仍然还是比较低的。而对于草酸盐体系来说,当硫代硫酸盐的浓度提高时,就出现了更多的氢氧化铁沉淀,因此在硫代硫酸盐浓度为10 mmol/ L 时的条件下浸出时,不如在EDTA 体系

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中那样有效。

还在有硫脲存在的条件下进行了厌氧浸出试验,以试图提高金的浸出速率。选择的硫脲浓度为1 mmol/ L ,低于在需氧试验中使用的浓度。试验结果示于图7 中。对于FeEDTA 和FeOX 体系来说, 加入硫脲后都能明显地提高金的浸出速率。最初在使用100 mmol/ L 硫代硫酸盐于草酸盐体系中进行浸出是最快的,但与在使用100 mmol/ L 硫代硫酸盐和没加硫脲浸出时的情况(图6) 一样,由于连续不断的生成氢氧化铁的缘故,使得浸出速率随着时间延长而降低。使用50 mmol/ L 硫代硫酸盐的草酸盐体系(5914 mg/ L Au) 浸出6 d 后金的浓度,与使用100 mmol/ L 硫代硫酸盐的EDTA 体系(5414mg/ L Au) 是相近的。相应的平均浸出速率分别为0125 和0122μmol/ m2 ·s ,比在没加硫脲时测得的最高的厌氧浸出速率高出一个数量级。因此,就浸出动力学来说,含有1 mmol/ L 硫脲的FeEDTA 和FeOX 体系,都有可能用于在现场条件下浸出回收金。对于硫脲催化金氧化半反应的机理目前还了解不多,还需作进一步的研究。这些研究工作可能还会找到能提高金在这些体系中浸出率的催化剂。

图7 加入硫脲对于在FeEDTA 和FeOX体系中使用50 或100 mmol/ L 硫代硫酸盐厌氧浸出金的

影响

3.4 硫化矿物对厌氧浸出的影响

在就地浸出过程中,溶液泵唧通过一个可渗透的矿体。这个矿体中可能包含着反应活性各不相同的很多种不同矿物,最常见的几种反应活性的矿物是铁的硫

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化矿物。为了评价在有这些矿物存在的条件下Fe ( Ⅲ) 氧化剂浸出体系可能出现的情况,就将少量新鲜磨细的( P80 = 10 μm) 黄铁矿( FeS2 ) 或磁黄铁矿(Fe7 S8 ) 矿浆,刚好在加入金片之前加入到浸出溶液中。图8 示出了使用含有100 mmol/ L 硫代硫酸盐、10 mmol/ L Fe ( Ⅲ) 络合物和1 mmol/ L 硫脲的溶液进行浸出时获得的结果。很明显,对于所有的试验来说,获得的金浓度明显地低于在没有硫化矿物存在时测得的结果。这些结果证实了在有黄铁矿和磁黄铁矿存在时, Fe ( Ⅲ) 被迅速地还原了。正如图9 中所示出的那样,这一情况已通过在浸出溶液中测定一种铂电极的电位(通常被称为EH ) 而得到证实。

为了进行比较,还示出了在没有硫化矿物存在的情况下FeEDTA 和FeOX 体系的EH 分布曲线图。显然, 在没有硫化矿物存在的情况下, 对于FeEDTA 和FeOX 体系来说,在整个试验期间EH值都是高于200 mV。相比之下,在加入了黄铁矿或磁黄铁矿时, EH 值明显地低得多,表明Fe ( Ⅲ) 损失了。因此并不奇怪,在有这些矿物存在时浸出效果是很差的,现在正在进行的研究工作,目的就是要减轻反应活性的硫化矿物对硫代硫酸盐厌氧浸出金的影响。

图8 在FeEDTA 和FeOX体系中使用100 mmol/ L 硫代硫酸盐和1 mmol/ L 硫脲浸出时,黄铁

矿和磁黄铁矿对厌氧浸出金的影响

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图9 在FeEDTA 和FeOX体系中使用100 mmol/ L 硫代硫酸盐和1 mmol/ L 硫脲厌氧浸出金

的过程中,黄铁矿和磁黄铁矿对测得的EH 电位值的影响

为了查明在有硫化矿物存在的条件下,溶液EH 电位迅速降低的原因,在试验研究工作的末尾,还对浸出溶液中的硫代硫酸盐和连多硫酸盐进行了分析。图10 的结果表明,在有反应活性的硫化矿物存在时,生成的连多硫酸盐数量明显地多于在没有硫化矿物存在时的量(需氧浸出试验的结果示于图4) 。由图10 还可以看出,在有黄铁矿存在时生成的连多硫酸盐数量,要比有磁黄铁矿存在时生成的数量更多,并且对于EDTA 体系来说,生成的连多硫酸盐数量比在草酸盐体系中的生成量更多。

图10 在含有反应活性的硫化矿物的溶液中,在厌氧浸出过程中生成的连多硫酸盐浓度

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图11 在含有图4 所示的反应活性的硫化矿物的溶液中,厌氧浸出过程中生成的呈连多硫

酸盐形式存在的硫数量

众所周知,黄铁矿能通过溶解氧而催化硫代硫酸盐的氧化,因此对于Fe ( Ⅲ) 与硫代硫酸盐的反应来说,很可能也存在着一种类似的催化作用。为了进一步了解在有硫化矿物存在的条件下生成连多硫酸盐的机理,硫的平衡和电子的平衡能按与表2 所示结果类似的方式进行。如果假定连多硫酸盐是由硫化矿物通过Fe ( Ⅲ) 催化氧化硫代硫酸盐而产生的,那么就可计算出相应的还原的Fe ( Ⅲ) 数量,并将获得的结果连同以几种连多硫酸盐形式存在的总含硫量都示出在图11 中。对于使用FeEDTA 和黄铁矿进行的一些试验来说,可以看出,计算得出的还原的Fe ( Ⅲ) 数量,与Fe ( Ⅲ) 的初始浓度是很接近的。这与黄铁矿能使FeEDTA 与硫代硫酸盐之间的反应得到催化是相一致的。这个情况是很正常的,因为不能以为黄铁矿本身就是对FeEDTA 络合物具有反应活性。对于使用FeOX 和黄铁矿进行的一些试验来说,还原的Fe ( Ⅲ) 数量低于初始的浓度,特别是对两种使用10 mmol/ L Fe ( Ⅲ) 的试验。这可能是由于在有黄铁矿存在时提高了铁的沉淀作用而造成了另外的Fe ( Ⅲ) 损失的缘故。

对于含有细粒磁黄铁矿的试验来说,图11 示出了计算得出的被硫代硫酸盐还原的Fe ( Ⅲ) 数量,明显地低于初始的铁浓度。因此,在有磁黄铁矿存在的情况下,表面催化硫代硫酸盐的氧化并不是Fe( Ⅲ) 损失的主要反应机理。然而,

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由于磁黄铁矿被认为是一种反应活性的硫化矿物,因此可以认为能使磁黄铁矿中的硫化矿物(S2 - ) 氧化成连多硫酸盐。在这种情况下每氧化1 mol S 比氧化硫代硫酸盐需要更多数量的电子。并且图11 还示出了通过硫化矿物氧化成连多硫酸盐计算出还原的Fe ( Ⅲ) 数量。对于使用EDTA 的试验来说,这一计算值更接近于初始的Fe ( Ⅲ) 浓度,差异很可能是由于磁黄铁矿氧图11 在含有图4 所示的反应活性的硫化矿物的溶液中,厌氧浸出过程中生成的呈连多硫酸盐形式存在的硫数量。还示出了基于硫代硫酸盐氧化或硫化矿物氧化成连多硫酸盐而还原的铁数量化而生成了一些硫代硫酸盐以及连多硫酸盐。由于溶液中最初已含有100 mmol/ L 硫代硫酸盐,所以要精确地测出硫代硫酸盐的很少量(～011 mmol/L) 的提高是很困难的。因此就没将生成的硫代硫酸盐包括在计算过程中。对于草酸盐体系来说,计算出的因存在磁黄铁矿而还原的Fe ( Ⅲ) 数量,再次低于EDTA 体系,可能是由于铁的沉淀作用,因为FeOX 不如FeEDTA 络合物那样稳定。

4 结 论

使用阴离子交换柱和高氯酸盐洗提剂的分析硫代硫酸盐和连多硫酸盐的高性能色谱分析法,经改进后已可用于分析浸出溶液中含有硫脲和FeED2TA 或FeOX。这样就能确定浸出液中铁、硫脲和连多硫酸盐的含量。

已证明,在Fe ( Ⅲ) 的络合物与硫代硫酸盐之间的直接反应是很慢的,因此只能以很低的速率测定连多硫酸盐的生成量。Fe ( Ⅲ) 的络合物也不能氧化硫脲,试验发现,在浸出过程中硫脲的浓度保持不变。需氧的和厌氧的浸出试验结果都已证明,在加入一些硫脲作为金氧化的一种催化剂时,Fe ( Ⅲ)的络合物就能容易地浸出金。

然而在没有硫脲存在的情况下,厌氧浸出过程是相当慢的。试验还发现,加入细粒黄铁矿时能使Fe ( Ⅲ) 的络合物迅速地还原成Fe ( Ⅱ) ,并相应地生成了一些连多硫酸盐。这是由于黄铁矿催化了Fe( Ⅲ) 络合物氧化硫代硫酸盐的缘故。还发现磁黄铁矿也会产生一些麻烦,因为它能直接地还原Fe ( Ⅲ)的络合物,所以在存在有上述这两种硫化矿物中的任何一种时,都会明显地降低金的浸出率。

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