某金矿石浮选试验研究

吴为荣 华芳 周健 陈宇

摘要： 某金矿石中金矿物的嵌布粒度细且产出特征复杂，除与黄铁矿、毒砂共生关系密切外，与脉石矿物嵌布关系也较为密切。针对该矿石性质，进行了浮选工艺研究，确定了最佳工艺参数和工艺流程。结果表明：在一段磨矿细度-0.045 mm占50 %时，采用两段磨矿两段选别—中矿再磨工艺流程，闭路试验可获得金精矿金品位35.66 g/t、金回收率90.02 %，尾矿金品位0.38 g/t的较好指标。

关键词： 金矿;浮选;阶段磨矿;阶段选别;富集

  中图分类号：TD953 文献标志码：A 开放科学（资源服务）标识码（OSID）：

文章编号：1001-1277（2021）09-0076-05 doi：10.11792/hj20210914

随着资源的不断开发，金矿逐渐呈现“贫、细、杂”的特点，低品位、难处理及微细粒金矿成为黄金生产的主要资源，其选别难度大，采用单一重选、浮选、氰化等常规处理工艺难以获得理想指标[1-3]。目前，金的选别多是先采用浮选工艺富集金载体矿物（黄铁矿、毒砂等），后进行氰化浸出或经过焙烧、生物氧化等预处理后氰化浸出。因此，金载体矿物的浮选富集是关键的一步[4-6]。本文以某金矿石为研究对象，进行了浮选试验研究，确定了最优药剂制度，获得了较好技术指标，为选矿厂流程改造及药剂制度优化提供了技术基礎和依据。

1 矿石性质

对矿石进行了X射线衍射分析，研究了矿石性质。矿石化学成分分析结果见表1。由表1可知：矿石中Au品位为3.55 g/t;伴生有价金属元素为Ag，品位为2.96 g/t，可综合回收;Cu、Pb和Zn品位极低，难以经济回收;同时，脉石矿物主要成分为SiO2，品位为59.22 %。

矿石中金、银矿物主要为自然金、银金矿、 辉银矿、脆银矿，金载体矿物主要为黄铁矿（1.63 %），其次为毒砂（0.39 %）。 脉石矿物主要为石英（37.02 %）、 白云母和黑云母（合计为22.53 %）、钾长石（15.85 %）， 其次为斜长石、铁白云石及方解石，还有很少量高岭石、绿泥石等黏土类矿物及碳质、磷灰石等。

矿石中裸露金的含量较低，分布率为45.20 %，而嵌布在主要载体矿物中的金分布率为31.64 %，硅酸盐矿物中金分布率为19.77 %，还有少部分嵌布于碳酸盐矿物中。自然金及银金矿嵌布粒度细，其中 55.48 %以小于 0.010 mm的微粒金形式产出，45.52 %分布于0.010～0.030 mm 以细粒金形式产出。金的主要载体矿物黄铁矿等硫化矿物的嵌布粒度也很细，其中51.26 %分布于细粒级别（0.010～0.074 mm）， 16.93 %分布于微粒级别（<0.010 mm），还有31.81 % 分布于中、粗粒级别（>0.074 mm）。

该矿石中自然金及银金矿的产出特征复杂，主要以粒状产出，其次以不规则状及脉状产出，除与黄铁矿、毒砂共生关系密切外，与石英、长石、云母等脉石矿物嵌布关系也较为密切，分选提纯困难。根据矿石特性，在研究适合于该矿石药剂的基础上，重点考察了磨矿细度、调整剂用量、捕收剂、流程结构等，找到了适合于该矿石的合理浮选工艺流程。

2 浮选试验结果与讨论

2.1 条件试验

2.1.1 磨矿细度

磨矿细度试验流程见图1，试验结果见表2。

由表2可知：当磨矿细度-0.045 mm占70 %（-0.074 mm占 88.5 %）时，金回收率为65.24 %，金精矿金品位为53.40 g/t;继续提高磨矿 细度，金精矿金品位相对有所提高，但金回收率有所下降。综合考虑，选择磨矿细度-0.045 mm占70 %（-0.074 mm占 88.5 %）， 此时可获得相对较好的金回收率和金精矿金品位。

2.1.2 碳酸钠用量

碳酸钠具有调节矿浆pH的作用，适量添加碳酸钠对提高金回收率及金精矿金品位有利。固定磨矿细度-0.045 mm占70 %，进行碳酸钠用量分别为0，400，800，1 200 g/t的对比试验。试验流程见图2，试验结果见表3。

由表3可知：随着碳酸钠用量的增加，金回收率先升高后下降，粗精矿金品位小幅上升;当碳酸钠用量为800 g/t时，金回收率最高。综合考虑药剂成本与试验结果，选择碳酸钠用量800 g/t为宜。

2.1.3 硫化钠用量

固定磨矿细度-0.045 mm占70 %、碳酸钠用量800 g/t，进行硫化钠用量分别为0，40，80，120 g/t的对比试验。试验流程见图2，试验结果见表4。由表4可知：增加硫化钠用量，粗精矿金品位与金回收率均呈下降趋势;表明添加硫化钠对粗精矿金品位有不利影响，且对金回收率的提高没有帮助，所以选择不添加硫化钠为宜。

2.1.4 硫酸铜用量

固定磨矿细度-0.045 mm占70 %、碳酸钠用量800 g/t，进行硫酸铜用量分别为0，100，150，200 g/t的对比试验。试验流程见图2，试验结果见表5。由表5可知：添加硫酸铜对提高金回收率的效果明显，但粗精矿金品位波动较大;当硫酸铜用量为150 g/t时，金回收率达到最高。因此，考虑回收指标，选择硫酸铜用量150 g/t为宜。

2.1.5 捕收剂

固定磨矿细度-0.045 mm占70 %、碳酸钠用量 800 g/t、硫酸铜用量150 g/t、捕收剂用量150 g/t，进行不同捕收剂戊基黄药、荆江MA、异戊基黄药、Y-89和丁基黄药对比试验。试验流程见图2，试验结果见表6。由表6可知：戊基黄药提高金回收率的效果较为明显，金回收率为73.22 %，高于其他几种捕收剂，故选择戊基黄药作为浮选捕收剂。

在捕收剂种类试验基础上，进行了捕收剂戊基黄药用量试验，结果见表7。由表7可知：粗精矿金品位随着戊基黄药用量的增加而下降，金回收率则先上升后小幅降低;当戊基黄药用量为200 g/t时，金回收率最高，为78.22 %，故选择戊基黄药用量200 g/t较为适宜。

2.2 全流程闭路试验

本次试验进行了模拟现场生产的“两粗两扫两精”工艺和两段磨矿两段选别—中矿再磨工艺全流程闭路试验，以期针对目前现场的生产情况、前期研究情况及本次试验结果，从不同方面考察矿石中金的回收效果，找到适合于该矿石的合理工艺流程。

2.2.1 “两粗两扫两精”工艺流程

试验流程见图3，试验结果见表8。由表8可知：采用“两粗两扫两精”工艺流程，闭路试验获得的金精矿金品位45.61 g/t、金回收率81.62 %，尾矿金品位0.69 g/t、金回收率18.38 %。

综合考虑前期的研究成果和本次闭路试验结果，选择磨矿细度-0.045 mm占85 %进行了验证试验，目的是在大幅提高磨矿细度和加强粗选回收的条件下，考察金回收率提高效果，但试验结果并不理想。

2.2.2 两段磨矿两段选别—中矿再磨工艺流程

试验在一段磨矿细度-0.045 mm占50 %的条件下进行，试验流程见图4，试验结果见表9。阶段磨矿阶段选别工艺是具有加强连生体、细粒金及载金矿物回收特点的技术手段。两段磨矿两段选别—中矿再磨工艺应用于该类型矿石具有很好的效果，最终可获得金精矿金品位35.66 g/t、金回收率90.02 %，尾矿金品位0.38 g/t、金回收率9.98 %的较好指标。

3 结 论

1）某金矿石Au品位为 3.55 g/t，其主要有用矿物为自然金，其次为银金矿、辉银矿及脆银矿等;金属矿物主要为黄铁矿，其次为毒砂;脉石矿物主要为石英、白云母、黑云母、钾长石。矿石中自然金及银金矿的产出特征复杂，除与黄铁矿、毒砂共生关系密切外，与石英、长石、云母等脉石矿物嵌布关系也较为密切，分选提纯困难。

2）在磨矿细度-0.045 mm占70 %及最佳药剂制度条件下， 采用“两粗两扫两精”工艺流程，闭路试验获得的金精矿金品位45.61 g/t、金回收率81.62 %， 尾矿金品位0.69 g/t、金回收率18.38 %;采用两段磨矿两段选别—中矿再磨工艺流程，闭路试验获得的金精礦金品位35.66 g/t、金回收率90.02 %，尾矿金品位0.38 g/t、金回收率9.98 %。综合对比2种工艺流程，从技术角度分析，采用两段磨矿两段选别—中矿再磨工艺流程有利于提高金回收率。

[参 考 文 献]

[1]  张晓民，李恒，李浩，等.铜金铁多金属矿综合回收选矿工艺研究[J].矿冶工程，2018，38（6）：74-78.

[2] 黄丽娟，姜亚雄，朱坤，等.云南某金矿浮选尾矿综合回收试验研究[J].黄金，2018，39（1）：77-80.

[3] 阎赞，王闻单，王露，等.甘肃某金矿选别试验研究[J].黄金科学技术，2018，26（1）：74-80.

[4] 梁远琴，刘全军，赵刘闯，等.贵州某低品位石英脉型金矿石选矿试验[J].金属矿山，2017（5）：89-92.

[5]  杨应林，石旭，田锋，等.新疆某低品位细粒金矿浮选试验研究[J]. 甘肃冶金，2019，41（5）：1-5.

[6]  黄长峰，曹玉川.湖南某金矿浮选工艺研究[J].矿冶工程，2020， 40（5）：65-67.

Experimental study on the flotation of a gold ore

Wu Weirong，Hua Fang，Zhou Jian，Chen Yu

（ Jiangxi Sanhe Gold Co. ，Ltd. ）

Abstract： The gold minerals in a gold ore have fine disseminated grain size and complex occurrence characteristics.In addition to the symbiotic relationship with pyrite and arsenopyrite，they are also closely related to the dissemination of gangue minerals. Based on the property of the ores，the flotation process was studied and the optimal process parameters and process flow were determined.The results show that when the one-stage grinding fineness of -0.045 mm  accounted for 50 %，and the closed-circuit test on two-stage grinding two-stage separation-middling regrinding process was carried out， good indexes were obtained，for example，the gold grade in the gold concentrates is 35.66 g/t， the gold recovery rate is 90.02 %，and the gold grade in the tailings is 0.38 g/t.

Keywords： gold ore;flotation;stage grinding;stage separation;enrichment