四川某金矿选矿工艺试验研究

崔丽娜 张 鑫 卿林江

(1.长沙有色冶金设计研究院有限公司，湖南 长沙 410007；2.中冶长天国际工程有限责任公司，湖南 长沙 410007)

0 引言

我国的金矿资源储量较为丰富，但相对当前需求依然显得十分紧缺，因此，如何提高金的回收率，降低尾矿品位，达到最好的经济效益是一个重要的研究课题[1-2]。四川某金矿中的主要有价元素是金，载体矿物主要为黄铁矿，其次为少量毒砂、褐铁矿、针铁矿，以及微量方铅矿、闪锌矿等。试验以该金矿为研究对象，进行了选矿工艺研究，为该矿石的高效利用提供技术依据。

1 矿石性质

矿石主要化学元素分析结果见表1，可知原矿金品位1.56 g/t，是主要的有价元素，其次含有硫和砷，砷含量为0.5%，硫含量为2.03%，其他有益和有害成分的含量都很低。经扫描电镜查定，矿石中金属矿物量较少，主要为黄铁矿，其次为少量毒砂、褐铁矿、针铁矿等。脉石矿物主要为石英，其次为长石、白云石等。矿石中黄铁矿呈它型粒状，大小不一，多为0.02～0.25 mm，呈星散浸染状散布于碎屑空隙中。毒砂多呈细小自形、半自形的菱柱状结构，少数呈细微他形粒状，粒度多在0.02～0.1 mm，也呈星散浸染状散布于碎屑空隙中。褐铁矿、针铁矿呈细小它形粒状及其集合体，粒度多<0.2 mm，部分呈微细尘点状结合体，分布不均匀，局部较富集。

表1 原矿化学多元素分析结果 %

矿石中金化学物相分析结果见表2。可知该矿为一原生金矿，主要的载金矿物为黄铁矿，硫化矿中金约占总金含量的90%，氧化矿包裹金约占10%。

表2 原矿金物相分析结果 %

2 试验结果与讨论

常用的金矿选矿方法主要有重选法、浮选法、氰化法和联合工艺[2]。因矿石中含有砷和硫，不适宜直接采用氰化浸出工艺[3]，故试验主要考察了重选和浮选工艺流程。

2.1 重选流程试验

试验在磨矿细度-0.074 mm占65%的条件下进行摇床重选，考察重选对金的富集情况，试验结果见表3。可知，采用重选流程所获得金精矿中金品位为33.39 g/t，金回收率为66.35%。

表3 重选流程试验结果

2.2 浮选流程试验

2.2.1 磨矿细度

为考察磨矿细度对浮选结果的影响，在捕收剂为丁基黄药和丁铵黑药按2:1比例混合添加的条件下，进行了磨矿细度试验，试验流程见图1，试验结果见表4。

图1 浮选条件试验流程图

表4 磨矿细度试验结果

续表

由表4可知，磨矿细度主要影响金的回收率，随着磨矿细度-0.074 mm占比的提高，金的回收率先呈现上升趋势，但当磨矿细度-0.074 mm 占比超过70%后，金回收率反而有所下降。综合考虑，选择磨矿细度-0.074 mm 占70%为宜。

2.2.2 调整剂

为考察调整剂对浮选流程的影响，在磨矿细度-0.074 mm占80% 、捕收剂为丁基黄药和丁铵黑药按2：1比例混合添加的条件下，进行了粗选添加调整剂试验。试验流程见图1，试验结果见表5。

表5 调整剂条件试验结果

由表5可知，添加以上调整剂，金回收率都能得到一定提高，但NaCO3或石灰石作调整剂时，粗精矿中金品位降低，而CuSO4做调整剂价格比较昂贵。综合考虑，选择H2SO4作为金浮选调整剂，粗精矿中金品位和回收率均较高。

在调整剂种类试验的基础上，进行H2SO4用量试验，试验结果见表6。可知，粗选H2SO4用量从1 000 g/t提升到1 500 g/t时，金的回收率大幅升高，但继续增加粗选H2SO4后，金的回收率仅略微增加。因此，粗选H2SO4用量在1 500 g/t为宜。

表6 粗选H2SO4用量条件试验结果

2.2.3 捕收剂及起泡剂

为考察捕收剂及起泡剂对浮选流程的影响，在磨矿细度-0.074 mm占80% 、粗选调整剂为H2SO41 500 g条件下，进行了捕收剂及起泡剂试验。试验流程如图1，试验结果列于表7。

表7 捕收剂及起泡剂条件试验结果

由表7可知，使用丁基黄药:丁铵黑药=2：1作捕收剂、98#油作起泡剂，获得的选别指标较好，粗精矿金品位和回收率都比较理想，试验选择其作为浮选捕收剂(起泡剂)。

在捕收剂试验基础上，进行了捕收剂用量试验，试验结果列于表8。可知，捕收剂用量选择为粗选50 g/t、扫选Ⅰ30 g/t、扫选Ⅱ20 g/t为宜。

表8 捕收剂用量试验结果

续表

2.2.4 精选次数

粗选获得的粗精矿金品位较低，需通过精选提高金品位。在磨矿细度-0.074 mm占80% 、粗选调整剂为H2SO41 500 g、使用丁基黄药:丁铵黑药=2：1作捕收剂、98#油作起泡剂的条件下进行了精选次数试验。试验流程如图2，试验结果列于表9。

图2 精选次数条件试验流程

表9 精选次数条件试验结果

由表9可知，精选两次获得的精矿产品金品位为31.14 g/t，回收率为83.85%，而精选3次后金品位仅提高到31.79 g/t，回收率下降到77.84%。综合考虑，精选次数选择以两次为宜。

2.2.5 精选抑制剂

粗选精矿产品主要成分为黄铁矿、毒砂、石英以及一些泥质，为提高粗精矿金品位，在磨矿细度-0.074 mm占80% 、粗选调整剂为H2SO41 500 g、使用丁基黄药:丁铵黑药=2：1作捕收剂、98#油作起泡剂、浮选流程为一粗两精两扫的条件下，进行精选抑制剂条件试验，以考察通过添加抑制剂提高精矿品位的可能性，以及金砷分离、金硫分离可能性。试验流程如图3，试验结果列于表10。

表10 精选抑制剂选择试验结果(%)

图3 精选抑制剂选择条件试验流程

由表10可知，在精选过程中添加水玻璃、六偏磷酸钠等脉石抑制剂对提高金精矿品位影响不大。精选Ⅱ添加硫化钠抑硫浮金，金精矿品位提高也不明显，且金回收率下降较多，说明金在黄铁矿中比较分散，难以实现金硫分离。精选Ⅱ添加石灰和腐植酸钠，在pH为11.5左右抑砷浮硫，硫砷分离效果不佳，可能因为砷黄铁矿(毒砂)中含金，提高了砷黄铁矿的可浮性，使其与黄铁矿的可浮性相差较小，导致硫砷分离困难。综上所述，试验选择不添加抑制剂。

2.2.6 再磨细度

在试验探索的工艺条件下，精矿金品位只能提高到30 g/t左右，分析其原因可能是粗精矿中存在连生体，导致精矿品位难以提高。为了探索进一步提高金精矿品位的可能性，进行了粗精矿再磨后浮选的探索试验。试验结果列于表11。

表11 精矿再磨试验结果

由表11可知，将粗精矿再磨细至-0.074 mm占85%后浮选，精矿中金品位并未得到明显提高，且金回收率有所下降。因此，试验仍采用一段磨矿。

2.2.7 闭路流程试验

在条件试验的基础上进行了矿石一粗两精两扫浮选闭路试验，试验流程如图4，试验结果列于表12。由表12可以看出，采用一粗两精两扫浮选流程，在优化后的药剂条件下，金精矿中金品位可达30.46 g/t，回收率可达85.91 g/t。

图4 闭路试验流程

表12 闭路试验结果

2.3 工艺流程确定

采用重选和浮选都能实现对矿石中金的有效回收，故不考虑联合流程。重选获得的精矿金品位较高为33.39 g/t，但回收率较低为66.35%；浮选闭路试验获得的金精矿品位略低于重选为30.46 g/t，但回收率为85.91%较重选有大幅提升。综合考虑，试验推荐一粗两精两扫浮选流程。

3 结语

1)矿石为单一原生金矿，金品位为1.56 g/t。金的主要的载金矿物为黄铁矿，硫化矿中金约占90%，氧化矿包裹金约占10%。矿石中砷含量为0.50%，硫含量为2.03%，不适宜直接采用氰化浸出工艺。

2)浮选流程的最佳试验条件为：磨矿细度-0.074 mm粒级占70%，H2SO4作浮选调整剂，丁基黄药:丁铵黑药=2:1作捕收剂、98#油作起泡剂，捕收剂用量选择为粗选50 g/t、扫选Ⅰ30 g/t、扫选Ⅱ20 g/t，采用一粗两精两扫流程。

3)采用重选和浮选都能实现对矿石中金的有效回收。重选获得的精矿金品位为33.39 g/t，回收率为66.35%；浮选闭路试验采用一粗两精两扫的选别流程，中矿顺序返回，获得的金精矿品位为30.46 g/t、回收率为85.91%、产率为4.40%。相对于重选流程，浮选流程金精矿品位略有下降，但回收率提高幅度较大，效果更优。