某微细粒金矿石浮选试验研究

柯圣钊，丘世澄

（江西铜业集团有限公司 武山铜矿，江西 瑞昌 332204）

1 引言

随着对金矿资源的不断开发利用，易选金矿资源日趋减少，人们逐渐把目光投向难处理金矿资源。难处理金矿资源是指采用常规浸出工艺，金浸出率低于80%。难处理原因在于此类矿石含有较高的有害元素，如硫、碳、砷等，造成浸出药剂的消耗，或金以极细的嵌布粒度包裹于其它矿物或脉石中［1-2］。云南某金矿金主要以微细粒充填于毒砂和黄铁矿的粒间隙和微裂隙中，细磨无法使金充分裸露［3］，不适合直接进行全泥氰化浸金，通常采用浮选法回收此类矿石中的金。

2 原矿性质

2.1 矿石的化学组成

由表1可知，原矿可回收金属主要为金，品位为3.39g/t，硫品位为1.19%，其余金属元素含量较低，不具回收价值，矿石多元素分析结果见表1。

2.2 矿石的矿物组成

矿石矿物组成分析结果见表2。其金属矿物主要为黄铁矿和毒砂，含量分别为1.99%、0.66%；非金属矿物主要为石英、白云母，含量为46.00%和26.33%，其次为长石、白云石、透辉石、方解石等。

表1 矿石多元素分析结果

表2 矿石矿物组成分析结果

2.3 金在矿石中的嵌布状态

扫描电镜查定，金主要有以下嵌布形式：金粒在毒砂粒间隙中呈填隙构造，金粒形状不规则；与黄铁矿或毒砂连生，嵌布于黄铁矿或毒砂边缘；呈微细粒状包裹体包含于石英中。将矿石磨至0.045mm以下，考察金在各类矿物中的分布，结果显示，游离自然金比例为44.72%，黄铁矿和毒砂中的金比例达44.62%，脉石矿物中包含的金占10.66%。金多呈粒状或片状，如图4所示，金嵌布粒度极微细，基本上均小于10μm。

图1 自然金充填于毒砂粒间隙

图2 金呈微细状嵌布于黄铁矿边缘

图3 微细金粒包含于石英中

图4 显微镜放大80倍 自然金

2.4 影响金回收的矿物学因素

（1）金的嵌布粒度极微细，主要以微细颗粒充填于毒砂和黄铁矿中，矿石磨至0.045mm,未达到单体金充分解离所需的细度，因此，该金矿石不适合直接氰化，需通过浮选预富集后进行氧化处理，破坏金的包裹结构再氰化处理。

（2）作为主要载金矿物，黄铁矿和毒砂的嵌布粒度微细，两者相比，毒砂的嵌布粒度更微细，浮选时易损失在尾矿中，影响金的回收。

（3）工艺矿物学表明，金、黄铁矿和毒砂嵌布粒度微细，矿石需要在较高的磨矿细度下才能获得较好的解离效果，磨矿过程产生的细泥会增加矿浆黏度、消耗浮选药剂、恶化浮选效果。

3 选矿试验研究

3.1 全泥氰化浸金试验

固定矿浆液固比为2.5∶1，加石灰调浆至pH值至10，待pH值稳定后加入氰化钠，用量为3000g/t，常温搅拌36h进行全泥氰化浸金试验，考察不同磨矿细度下金的浸出效果，试验结果见图5。结果显示，在任何一个磨矿细度下，金的浸出率都不理想，矿石不适合直接进行氰化浸金，应通过浮选回收金。

图5 全泥氰化磨矿细度试验结果

3.2 磨矿细度试验

对于微细嵌布的含金矿石，金的回收效果依赖于金的解离状态。不同磨矿细度对浮选指标有很大的影响，磨矿细度较低时，金包裹于硫化物及脉石矿物中，未达到充分解离；磨矿细度高时，磨矿成本高且产生大量细泥，恶化浮选指标。磨矿细度试验药剂制度与试验流程见图6，试验结果见图7。

图6 磨矿细度试验流程图

图7 磨矿细度试验结果

随着磨矿细度的增加，破坏了矿物对金的包裹结构，精矿中Au的品位和回收率大幅提高，当磨矿细度-0.074mm占98%时，精矿中Au品位和回收率分别为27.86g/t、71.96%。为获得较高品位的金精矿并兼顾其回收率，同时也考虑到生产上很难实现更细的磨矿细度，故确定磨矿细度为-0.074mm占98%。

3.3 捕收剂种类及用量试验

不同类型的捕收剂对矿物的捕收性能和选择性不尽相同，不同捕收剂还可产生协同作用，通过试验研究选择适应矿石性质的捕收剂可大幅提高浮选指标［4］。固定捕收剂用量为300g/t，不同类型捕收剂对金的回收效果见表3。

表3 捕收剂种类试验结果

GYM药剂是黄原酸盐的酯类衍生物，浅黄色，能溶于水，对硫化矿及含金多金属硫化矿具有较强的选择性。由表中可知，异丁基黄药对Au的捕收能力强，Au回收率高；GYM药剂选择性好，精矿Au品位最高。对组合捕收剂进行药剂配比试验研究，捕收剂用量为300g/t，试验结果见表4。

表4 组合捕收剂药剂配比试验结果

随着异丁基黄药比例增加，组合药剂表现出较强的捕收性能，浮选产率不断增加，但造成Au品位的下降。当异丁基黄药与GYM质量比为2:1时Au回收率最高，确定以此配比进行组合捕收剂用量试验，考察不同捕收剂用量对金的回收效果，试验结果见图8。

图8 捕收剂用量试验结果

试验结果表明，组合捕收剂用量增加有助于精矿Au的回收，但Au品位不断降低。当组合捕收剂用量超过300g/t时，Au品位下降较快。综合考虑精矿品位及回收率，确定捕收剂用量为300g/t。

3.4 调整剂Na2CO3用量试验

pH调整剂不仅能调整介质条件和捕收剂与矿物之间的相互作用，还会影响浮选药剂的解离性、矿浆离子组成和矿物表面电性，改善浮选分离得矿浆条件［5］。调整剂Na2CO3用量试验结果见图9，当调整剂用量较大时，浮选指标下降迅速，可能原因是在较高pH条件下，矿物表面吸附大量的OH-，增大矿物表面亲水性或抑制了药剂的解离。粗选应尽可能提高Au的回收率，故确定Na2CO3用量为1250g/t，此时Au回收率为79.52%。

图9 Na2CO3用量试验结果

3.5 活化剂CuSO4用量试验

活化剂通过改变矿物表面的理化性质，提高被抑矿物的浮选活性，增强矿物表面对捕收剂的吸附能力［6］。CuSO4是硫化矿浮选常用的活化剂，能与黄药类捕收剂形成难溶性盐，添加适量的活化剂有利于载金矿物更好的回收。试验结果表明，加入适量活化剂有利于提高Au的品位及回收率，但过高用量的活化剂造成Au回收率的下降，CuSO4用量120g/t时，浮选指标较好。

图10 CuSO4用量试验结果

3.6 水玻璃用量试验

试验磨矿细度较细，磨矿过程产生的细泥会增加矿浆黏度,为使矿浆中矿粒处于分散状态，必须加入分散剂。水玻璃是常用的分散剂，能增强矿物表面的负电性，防止颗粒的凝聚，增大矿粒间的排斥力，形成稳定的悬浮液［7］。同时，水玻璃是一种常见的抑制剂，能提高硅酸盐脉石矿物的亲水性，使其可浮性受到抑制，提高精矿品位。图11为不同用量的水玻璃对金浮选指标的影响，从图可知，水玻璃能显著提升精矿Au的品位，综合考虑浮选指标，确定水玻璃用量为2000g/t。

图11 水玻璃用量试验结果

3.7 闭路试验

闭路试验流程采用一次粗选、四次精选、两次扫选工艺，得到最终金精矿Au品位为56.61g/t、Au回收率为81.49%，尾矿Au品位为0.66g/t，部分金损失在尾矿中。试验流程见图12，试验结果见表5。

图12 闭路试验流程图

表5 闭路试验结果

3.8 浮选精矿多元素分析

对浮选精矿进行多元素分析，由表6可知，金精矿有害元素S、As含量较高，分别达30.05%、5.39%，不利于后期Au的回收。

表6 浮选精矿多元素分析结果

3.9 浮选尾矿金属量分析

对不同粒级浮选尾矿进行金属量分析，分析结果见表7。由表可知，Au主要损失在+0.043mm粒级，占比达48.76%。这部分粒级Au品位达1.48g/t以上，主要是由于金嵌布粒度微细，部分金没有解离所致。而试验磨矿细度为-0.074mm占98%，这在选矿生产中已经很难实现，却还未达到单体金充分解离所需的细度，造成尾矿金品位较高。

表7 浮选尾矿金属量分析结果

4 结论

（1）某金矿石含金3.39g/t，含硫1.19%，非金属矿物主要为石英、白云母，含量分别为46.00%、26.33%，金的嵌布粒度极其微细，主要充填于毒砂和黄铁矿中，难以与浸出剂接触，全泥氰化金浸出率低。

（2）以异丁基黄药与GYM质量比为2∶1为组合捕收剂，在磨矿细度-0.074mm粒级占98%、调整剂碳酸钠用量1250g/t、抑制剂水玻璃用量2000g/t、活化剂硫酸铜用量120g/t、组合捕收剂用量300g/t条件下，经一次粗选、四次精选和两次扫选闭路浮选流程，获得的金精矿中金品位56.61g/t、金回收率81.49%。

（3）浮选尾矿金属量分析结果表明，部分单体金未充分解离，导致尾矿金品位较高。