某难处理金矿石选冶工艺研究*

白海静倪青林李文娟蔡镠璐闫 鲜刘美林

（1.江苏省有色金属华东地质勘查局；2.北京有色金属研究总院；3.生物冶金国家工程实验室）

某难处理金矿石选冶工艺研究*

白海静1，2，3倪青林1李文娟2，3蔡镠璐2，3闫 鲜1刘美林2，3

（1.江苏省有色金属华东地质勘查局；2.北京有色金属研究总院；3.生物冶金国家工程实验室）

为了给某难处理金矿石的开发提供技术依据，对其进行了详尽的选冶工艺试验研究。结果表明：采用单一浮选工艺处理该矿石，在－200目占80%的磨矿细度下，可以获得金品位为57.32 g／t、金回收率为84.00%的金精矿；采用浮选—尾矿氰化浸出工艺处理该矿石，可以先在－200目占70%的磨矿细度下获得金品位为60.09 g／t、金回收率为82.26%金精矿，然后在－200目占90%的再磨细度下获得金浸出率为10.70%的浸出液，金的总回收率达92.96%。根据试验结果，推荐采用浮选—尾矿氰化浸出工艺。

难处理金矿石 单一浮选 浮选—尾矿氰化浸出 金回收率

某金矿石硫化物含量低，金主要以微细粒形式赋存于脉石矿物中，属于难处理金矿石。本研究在探索试验基础上，着重进行单一浮选和浮选—尾矿氰化浸出试验，旨在为该矿石的开发提供技术依据。

1 矿石性质

试验金矿石可分为3种形态：一部分为氧化较严重的疏松块状矿石，整体呈褐黄色；一部分为氧化程度较轻的致密块状矿石，整体呈灰色；还有一部分为断层角砾岩，以角砾状团块形式存在。矿石中金属矿物主要为磁铁矿、褐铁矿、孔雀石、黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、辉铜矿、金红石、毒砂等，含痕量的自然金和含银自然金，其中黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿、毒砂等金属硫化物含量较低；非金属矿物主要为石英、长石、黑云母、白云石、方解石、辉石、石榴石等。原矿的化学多元素分析结果见表1，主要矿物含量见表2。

表1 原矿化学多元素分析结果 %

注：Au和Ag的含量单位为g／t。

表2 原矿主要矿物含量 %

矿石中的金主要有3种存在形式：一是以自然金、银金矿形式存在的可见金，这部分金粒度普遍较细，沿矿石缝洞充填或与其他碎屑矿物一起分布在蚀变硅酸盐中；二是存在于黄铁矿等硫化物载体中；三是以微细粒包裹于脉石矿物中。金的物相分析结果见表3，金的粒度分布见表4。

表3 原矿金物相分析结果 %

表4 金的粒度分布

由以上矿石性质可知，虽然矿石金品位较高，达6.20 g／t，但矿石中硫化物含量不到0.6%，硫化物包裹金的分布率仅为12.42%，金缺乏足够的可浮性矿物载体，加上金颗粒普遍粒度极细，小于4μm者达55.55%、小于8μm者达92.59%，因此浮选时可能有较多的金将损失于尾矿中。

2 探索试验

金的选冶工艺可以概括为单一浮选、单一重选、单一氰化浸出、浮选—尾矿氰化浸出4种。在－200目占90%的磨矿细度下按这4种工艺进行了探索试验，试验结果见图1。从图1可知，单一重选和单一浸出不适合处理试验矿石，而采用单一浮选工艺时金的浮选回收率在88%以上，采用浮选—尾矿氰化浸出联合工艺时金的回收率在95%以上，因此，以下仅对单一浮选和浮选—尾矿氰化浸出两种工艺进行详细研究。

图1 探索试验结果

3 单一浮选试验

3.1 条件试验

3.1.1 磨矿细度试验

按照图2流程进行单一浮选磨矿细度试验，试验结果见图3。从图3可知，适宜的磨矿细度为－200目占80%。

图2 单一浮选磨矿细度试验流程

图3 单一浮选磨矿细度试验结果

3.1.2 矿浆pH试验

在－200目占80%磨矿细度下，按照图2流程进行碳酸钠用量（矿浆pH）试验，试验结果见图4。从图4可以看出：随着矿浆pH值的上升，粗精矿金品位逐渐提高，金回收率在83.14%～81.94%的很小范围内逐渐下降；适宜的碳酸钠用量为1 000 g／t，此时矿浆pH值为7.5。

图4 浮选矿浆pH值试验结果

考虑到碳酸钠比石灰贵很多，因此进一步对比了用石灰调矿浆pH为7.5（石灰用量为500 g／t）的浮选效果。试验结果见表5。从表5可知，如果用石灰替代碳酸钠调节矿浆pH至7.5，将由于泡沫发黏而导致粗精矿金品位大幅度下降。因此，仍采用1 000 g／t碳酸钠作为浮选矿浆pH调整剂。

表5 石灰和碳酸钠对比试验结果

3.1.3 捕收剂种类试验

分别以单一丁黄药、单一戊黄药、配比为1∶1的丁铵黑药＋丁黄药、配比为1∶2的丁铵黑药＋丁黄药、配比为1∶3的丁铵黑药＋丁黄药作捕收剂（编号为1＃～5＃），固定磨矿细度为－200目占80%、碳酸钠用量为1 000 g／t、捕收剂用量为90 g／t、浮选时间为5 min，按图2流程进行捕收剂种类试验，试验结果见图5。根据图5，确定配比为1∶2的丁铵黑药＋丁黄药作为捕收剂。

图5 捕收剂种类试验结果

3.1.4 分批浮选试验

在以上条件试验的基础上，按图6流程进行分批浮选试验以确定合适的流程结构。试验结果见表6。

图6 分批浮选试验流程

表6 分批浮选试验结果

从表6可以看出：粗精矿1金品位和金回收率分别达100.77 g／t和77.33%，可直接作为最终精矿；粗精矿2和粗精矿3金品位分别为5.60和4.05 g／t，金回收率共占9.14%，将它们合并后经过精选可获得另一部分最终精矿；第4批和第5批浮选后的槽内产品金品位分别为1.01和0.90 g／t，两者仅相差0.11 g／t，说明第5批浮选意义不是很大，而粗精矿4金品位仅2.51 g／t，较难通过精选获得高品位最终精矿，所以第4批浮选应作为扫选。综上所述，确定流程结构如下：先通过5 min快速浮选获得精矿1，然后经5 min的粗选1、4 min的粗选2及粗精矿精选获得精矿2，最后对粗选尾矿进行1次4 min的扫选。

3.1.5 精选次数试验

将图6中的粗精矿2和粗精矿3合并进行3次精选，其中第1次精选添加500 g／t碳酸钠，第2和第3次精选为空白精选，试验结果见图7。图7表明，3次精选与2次精选相比，精矿2的金品位仅提高0.47 g／t。因此，适宜的精选次数为2次。

图7 精选次数试验结果

3.2 单一浮选闭路试验

根据前述条件试验结果进行单一浮选闭路试验，试验流程见图8，试验结果见表7。从表7可以看出，原矿经过1次快速浮选及2粗2精1扫闭路浮选，获得的综合精矿金品位为57.32 g／t、金回收率为84.00%。

图8 单一浮选闭路试验流程

表7 单一浮选闭路试验结果

4 浮选—尾矿氰化浸出试验

4.1 浮选段磨矿细度的确定

将原矿磨至不同细度，按图9流程进行开路浮选—尾矿氰化浸出，以确定浮选—尾矿氰化工艺中浮选段的磨矿细度。试验结果见图10。

从图10可以看出，随着磨矿细度的提高，浸渣金品位逐渐下降，综合金回收率逐渐上升，但磨矿细度超过－200目占70%后，浸渣金品位和综合金回收率变化很小。因此，选择浮选—尾矿氰化浸出工艺中浮选段的磨矿细度为－200目占70%。

4.2 浮选段闭路试验

在－200目占70%磨矿细度下，按照与图8相同的流程和药剂制度进行浮选—尾矿氰化浸出工艺中浮选段的闭路试验，所获综合精矿的金品位为60.09 g／t、金回收率为82.26%（见表8）。

图9 浮选—尾矿氰化浸出工艺浮选段磨矿细度试验流程

图10 浮选—尾矿氰化浸出工艺浮选段磨矿细度试验结果

表8 浮选—尾矿氰化浸出工艺中浮选段的闭路试验结果

4.3 氰化浸出试验

4.3.1 再磨细度试验

将表8中的闭路浮选尾矿再磨至不同细度，在与图9相同的浸出条件下进行氰化浸出，试验结果见表9。从表9可知，随着再磨细度的提高，浸渣金品位逐渐下降，浸出率逐渐上升，但再磨细度超过－200目占90%后，浸渣金品位和浸出率变化不大，因此选择再磨细度为－200目占90%。

表9 再磨细度试验结果

4.3.2 氰化钠用量试验

将表8中的闭路浮选尾矿再磨至－200目占90%，在矿浆液固比为2∶1、石灰用量为2 kg／t、浸出时间为24 h的条件下进行氰化钠用量试验，试验结果见表10。从表10可以看到，随着氰化钠用量的增加，浸渣金品位逐渐下降，浸出率逐渐上升，但氰化钠用量超过2 kg／t后，浸渣金品位和浸出率变化不大，因此选择氰化钠用量为2 kg／t。

表10 氰化钠用量试验结果

4.3.3 浸出时间试验

将表8中的闭路浮选尾矿再磨至－200目占90%，在矿浆液固比为2∶1、石灰用量为2 kg／t、氰化钠用量为2 kg／t的条件下进行浸出时间试验，试验结果见表11。从表11可以看到，随着浸出时间的延长，浸渣金品位逐渐下降，浸出率逐渐上升，但浸出时间超过24 h后，浸渣金品位和浸出率变化不大。因此，选择浸出时间为24 h。此时作业金浸出率为60.33%，对原矿计的金浸出率为10.70%，即金的总回收率为92.96%，比单一浮选工艺所得到的金回收率84.00%高出8.95个百分点。

5 结 论

（1）某金矿石含金量较高，为6.20 g／t，但存在载体矿物含量低、金嵌布粒度极细的不利特点。

（2）单一重选和单一氰化浸出工艺不适合处理该矿石。

（3）采用单一浮选工艺处理该矿石，在－200目占80%的磨矿细度下，可以获得金品位为57.32 g／t、金回收率为84.00%的金精矿。

（4）采用浮选—尾矿氰化浸出工艺处理该矿石，可以先在－200目占70%的磨矿细度下获得金品位为60.09 g／t、金回收率为82.26%金精矿，然后在－200目占90%的再磨细度下获得金浸出率为10.70%的浸出液，金的总回收率为92.96%。

（5）从充分利用矿产资源的角度考虑，浮选—尾矿氰化浸出工艺更适合处理该矿石。

［1］谷晋川，刘亚川，张允湘.山东某金矿氰化浸出过程中影响因素的研究［J］.矿产综合利用，2002（3）：3-6.

［2］董 洁，曹亦俊，刘 洋，等.某金矿矿泥单独浮选试验研究［J］.金属矿山，2011（6）：93-96.

［3］周桂英，李文娟，刘 爽，等.河南某难处理金矿石选冶工艺对比研究［J］.金属矿山，2010（12）：42-45.

Study on Beneficiation and M etallurgy Processing of a Refractory Gold Ore

Bai Haijing1，2，3Ni Qinglin1LiWenjuan2，3Cai Liulu2，3Yan Xian1Liu Meilin2，3
（1.East China Mineral Exploration and Development Bureau in Jiangsu；2.General Research Institute for NonferrousMetals；3.National Engineering Laboratory of Biohydrometallurgy）

In order to provide the technical basis for developing a refractory gold ore，a detailed study on beneficiation and metallurgical processing was carried out.The results showed that：with grinding fineness of－200 mesh 80%，gold concentrate with Au grade and recovery of 57.32 g／t and 84.00%was obtained respectively by single flotation process.Through the process of floatation-tailing cyanide leaching，gold concentrate with Au grade and gold recovery of 60.09 g／t and 82.26%was firstly obtained under the grinding fineness of－200 mesh 70%.Then，gold leaching solution with Au leaching rate of10.70%was achieved under regrinding fineness of－200 mesh 90%.Total gold recovery reached 92.96%.Therefore，according to the test results，the process of flotation-tailings cyanide leaching is recommended.

Refractory gold ore，Single flotation，Floatation-tailing cyanide leaching，Gold recovery

2013-07-25）

*“十二五”国家科技支撑计划项目（编号：2012BAB10B08）。

白海静（1977—），女，高级工程师，博士后，210007江苏省南京市光华路石门坎102号9幢。