某金矿氧化矿石可选性试验研究

摘要： 某金矿浅部矿石存在一定程度的氧化，为了确定该部分氧化矿石的选别方法和技术指标，最大限度地回收有价资源，进行了尼尔森重选、浮选试验研究，最终确定采用尼尔森重选—重尾浮选工艺，在磨矿细度-0.074 mm占60 %的条件下，获得的重选精矿金品位33.26 g/t，金回收率可达47.93 %;重选尾矿经过一次粗选、三次扫选、两次精选，获得的金精矿金品位51.47 g/t，尾矿金品位降至0.57 g/t;重选+浮选金综合回收率为82.47 %，精矿质量和回收指标均较好。

关键词： 金矿;氧化矿;重选;浮选;可选性

  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）09-0090-05 doi：10.11792/hj20210917

       某金矿属于蚀变岩型金矿，以硫化矿为主，氧化带深度一般不超过5 m[1]。经勘探，近地表矿体品位在3 g/t以上，但该矿体存在一定程度的氧化。为了综合利用该资源，对该部分氧化矿石进行了可选性试验研究。硫化矿石一般采用浮选工艺处理，氧化矿石一般采用氰化工艺处理。由于氧化矿石的可浮性较差及在磨矿过程中易泥化，造成浮选较为困难，浮选指标普遍较差[2-4]。由于该金矿选矿生产工艺为浮选，且受到环保因素制约氰化工艺难以审批，因此本次试验研究方向以重选与浮选为主，通过系统的工艺试验，确定选矿工艺流程和技术指标，为矿石处理提供技术依据[5]。

1 矿石性质

矿石中金属矿物含量很低，主要有赤铁矿、磁铁矿、褐铁矿、黄铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿、方铅矿、闪锌矿、铜蓝等;金属矿物以金属氧化物为主，多为赤铁矿、磁铁矿、褐铁矿等，其常构成连生体产出，或呈脉状产出，褐铁矿常沿赤铁矿的边缘进行交代，其他金属矿物含量很低或偶见。脉石矿物有石英、绢云母、白云母、高岭石、斜长石、黑云母、蛇纹石、绿泥石等， 其常以胶结物形式胶结其他矿物或者沿其他矿物的边缘和裂隙进行交代。 矿石化学成分分析结果见表1，金矿物种类统计见表2，金矿物粒度统计见表3。

统计可知：金矿物种类有自然金和银金矿，以银金矿为主，占66.7 %;其次为自然金，占33.3 %。金矿物颗粒以巨粒和中粒为主，集中在+90 μm（24粒、占38.1 %）和-70～+30 μm（28粒、占44.4 %）。主要的载金矿物为石英、褐铁矿、黄铁矿等，金矿物嵌布状态为单体金、裂隙金、连生金、粒间金，其中以单体金和裂隙金为主，粒间金、连生金次之。整体而言，金矿物颗粒以巨粒和中粒为主，细粒次之，绝大多数嵌布状态尚佳，多为单体金、裂隙金等，裸露程度较高，有利于富集回收。如果不及时回收，这部分颗粒金会在磨矿分级系统中不断循环堆积[6]，易造成金损失。

2 试验结果与讨论

本次试验样品为标高-10～-20 m的含金氧化矿石，样品来自地质钻孔岩心。将样品按破碎、筛分、混匀、缩分步骤加工至-2 mm[7]，并分装完毕，用于本次试验。由于该矿体埋藏较浅，受氧化作用影响，矿石氧化程度较高（氧化率65 %），未见明显的硫化矿物，结合矿石性质及现场实际生产情况，对样品进行重选+浮选联合工艺试验。

2.1 尼尔森重选探索试验

重选的实质概括起来就是松散-分层和搬运-分离的过程[8-10]。本次试验采用KDC-M3型尼尔 森选矿机进行重选探索试验，试验流程及条件见图1。

尼尔森选矿机是一种基于离心原理的强化重力选矿设备，富集锥在高速旋转时产生高倍重力场，不同密度的矿物在选矿机内受到强化重力场的影响，它们之间的重力差别被成倍放大，从而使得轻重矿物之间的分离变得相对容易[11-15]。

试验条件：矿浆浓度30 %、给矿速度500 g/min、 流态化水水量3.5 L/min、富集时间 25 min，按照 KC-MD3 型尼尔森选矿机操作规程要求，设备运行重力值控制在 60G。3组平行试验的结果见表4。

由表4可知：采用尼爾森选矿机选别该矿石，获得的重选精矿金品位最高达到3 542.70 g/t，富集比1 000左右，重选金回收率也达到49.15 %，重选精矿富集程度及回收指标均较高，重选回收效果较好。试验样品综合品位在3.03 g/t左右，结合对重选精矿的镜下鉴定可知，矿石中金颗粒大部分为巨粒和中粒，采用一段重选工艺，颗粒金回收较为彻底，重选回收效果较好。

2.2 尼尔森重选—重尾浮选探索试验

在尼尔森重选探索试验基础上进行了尼尔森重选—重尾浮选探索试验，试验流程见图2。

由于矿石氧化程度较高，所以在浮选阶段适当添加石灰作为调整剂，同时加大捕收剂与起泡剂的用量，延长浮选时间，浮选流程采用一次粗选、一次精选、两次扫选的开路流程，结果见表5。

由表5可知：采用尼尔森重选—重尾浮选工艺，尾矿金品位降至0.57 g/t，金综合回收率超过80 %，回收效果较好。

为了了解浮选尾矿中各粒级的金属分布率，对浮选尾矿进行了粒度筛析，结果见表6。

由表6可知：在+0.280 mm粒级中，浮选尾矿金品位最高，达到0.71 g/t，说明在此粒级中有未完全单体解离的含金物质。在-0.074 mm粒级中，金分布率最高，达74.83 %，说明载金矿物可能完全解离，但存在一定程度的氧化，造成浮选效果差;或者载金矿物完全解离，但浮选程度不够，造成浮选效果较差。因此，建议优化浮选流程。

2.3 浮选条件试验

2.3.1 优化试验

结合试验过程中所出现的问题，优化试验考虑添加碳酸钠等分散剂和硫酸铜活化剂。碳酸钠的应用仅次于石灰，主要用作非硫化矿浮选pH调整剂，硫酸铜是闪锌矿和黄铁矿的活化剂[16-17]。试验流程改为三次扫选，以便考察浮选效果，为闭路试验做好技术铺垫。试验流程见图3，试验结果见表7。

由表7可知：采用上述工艺和药剂制度，泡沫黏度适中，金精矿和中矿产率得到有效控制，金精矿质量较好，尾矿金品位下降，回收指标得到提高，效果较为明显;说明通过优化，金精矿质量和回收指标均得到进一步提高。

2.3.2 磨矿细度

在优化试验基础上进行了磨矿细度试验，结果表明：提高磨矿细度对浮选指标改善不大，随着磨矿细度的提高，泥质矿物含量增加，浮选泡沫产率增加，一定程度上影响金精矿质量。综合试验指标，确定磨矿细度-0.074 mm占60 %。

2.3.3 调整剂

在上述试验基础上进行了调整剂种类试验。试验流程见图4，试验结果见表8。

由表8可知：使用碳酸钠作为调整剂，泡沫状况较好，金精矿质量较高，浮选指标也较为理想，故选择碳酸钠作为调整剂进行后续试验。

2.4 尼尔森重选—重尾浮选闭路试验

在上述条件试验基础上进行了尼尔森重选—重尾浮选闭路试验。在闭路试验过程中，若严格控制各次重复试验的相应作业条件，如矿浆浓度、药剂制度、浮选时间等，当返回中矿和相应作业给矿的选别性质相近，即返回中矿在给入相应作业时能够得到很好的分选，这时可认为开路和闭路作业回收率大致相同[18]。在进行闭路试验时，适当降低了捕收剂和2号油的用量，但试验结果与开路试验相比仍有差距，在原矿性质比较复杂的情况下，闭路试验往往不能达到开路试验的良好指标[19]。试验流程见图5，试验结果见表9。

由表9可知： 采用尼尔森重选—重尾浮选联合工艺，在磨矿细度-0.074 mm占60 %的条件下，获得的重选精矿金品位33.26 g/t，金回收率可达47.93 %; 重选尾矿经过一次粗选、三次扫选、两次精选，获得的金精矿金品位51.47 g/t，尾矿金品位降至0.57 g/t;重选+浮选金综合回收率为82.47 %，精矿质量和回收指标均较好，试验指标较为理想。后续对浮选尾矿进行了粒度筛析，结果见表10。

由表10可知，各粒级物料金品位差别不大，相比而言，应考虑加强细粒浮选回收指标。

3 结 论

1）某金矿氧化矿石中金矿物种类有自然金和银金矿，以银金矿为主，占66.7 %;其次为自然金，占33.3 %。金矿物以巨粒和中粒为主，集中在+90 μm（占38.1 %）和-70～+30 μm（占44.4 %）。 金矿物嵌布状态有单体金、裂隙金、连生金、粒间金，其中以单体金和裂隙金为主，粒间金、连生金次之。通过对样品进行多次化验分析，发现结果重现性差，品位波动较大，经过多组重选金属平衡试验，综合推算样品金品位为3.03 g/t。

2）尼尔森重选试验结果表明， 一段重选金回收率为49 %左右，重选精矿金品位为2 800～3 600 g/t， 质量较好。结合对重选精矿的镜下鉴定，由于矿石中金颗粒绝大部分为巨粒和中粒，选矿加工时易于回收，因而采用一段重选工艺，颗粒金回收较为彻底，重选回收效果较好。

3）采用尼尔森重选—重尾浮选工艺，在磨矿细度-0.074 mm占60 %的条件下，获得的重选精矿金品位33.26 g/t，金回收率可达47.93 %;重选尾矿经过一次粗选、三次扫选、两次精选，获得的金精矿金品位51.47 g/t，尾矿金品位降至0.57 g/t;重选+浮选金综合回收率为82.47 %，精矿质量和回收指标均较好，试验指标较为理想。

4）通过对样品进行较为系统的选矿试验，确定了重选+浮选联合工艺流程，获得了相关技术参数、技术指标，为资源开发和选矿厂工艺设计提供了依据。

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Experimental study on the separability of an oxide ore from a gold mine

Qi Chuanduo

（ Sanshandao Gold Mine，Shandong Gold Mining （ Laizhou ） Co. ，Ltd. ）

Abstract： The ores in the shallow part of a gold mine are oxidized to some extent.In order to determine the beneficiation methods and technical indexes for this part of oxidized ores，as well as to recover valuable resources to the maximum extent，experimental research on Nelson gravity separation and flotation was carried out.Finally the process of Nelson gravity separation-flotation of gravity tailings was determined.When grinding fineness of -0.074 mm accounted for 60 %，the gold grade of gravity concentrates was 33.26 g/t，the gold recovery rate of gravity separation was 47.93 %;after the gravity tailings are through once roughing，three times scavenging and twice cleaning，the gold grade of flotation gold concentrates was 51.47 g/t，the gold grade of tailings decreased to 0.57 g/t，comprehensive gold recovery by gravity separation+flotation was 82.47 %.The quality and recovery index of the concentrates are both good.

Keywords： gold ore;oxide ore;gravity separation;flotation;separability