河北某石英脉型金矿石选矿试验研究

吴 凯，米文杰，毕凤琳，解惠敏

河北某石英脉型金矿石选矿试验研究

吴 凯1，米文杰1，毕凤琳1，解惠敏2

(1. 烟台黄金职业学院 环境与材料工程系，山东 烟台 265401)2. 烟台金华选煤工程有限公司，山东 烟台 265400)

河北某石英脉型金矿石金品位5.4 g/t，银品位6.4 g/t。针对该矿石性质，开展浮选试验，在最佳药剂制度条件下浮选闭路试验获得精矿金回收率为78.9%，银回收率35.6%，金品位44.0 g/t，银品位23.5 g/t。为提高选矿指标，开展重选与浮选工艺联合试验。与单一浮选工艺相比，重、浮联合工艺获得混合精矿金回收率提高6.8%，银回收率提高2.2%。

有色金属冶金；石英脉型金矿；浮选药剂；重选-浮选联合流程

低硫石英脉型金矿石中硫与金的共生关系是制约选矿工艺和选矿指标的重要因素。该类矿石中金主要以自然金的形式存在，粒度粗细不均匀，对于黄铁矿等硫化矿物普遍与细粒金紧密共生的，可采用浮选法将硫化矿物作为金的载体进行富集；对于石英等脉石矿物普遍与粗粒金紧密共生的，可采用重选法或氰化法进行富集[1-4]。

河北某石英脉金矿石中金矿物主要是自然金，与石英成包裹或连生状态，属于贫硫含金矿。本文通过单一浮选试验、重选-浮选联合试验确定最佳工艺参数[5-7]，为此类石英脉贫硫含金银矿石综合利用提供参考。

1 矿石性质

1.1 原矿样化学组成

对原矿进行混均缩分后，进行原矿化学多元素分析，分析结果列于表1。

表1化学多元素分析表明，该矿样主要有价元素为金，品位为5.4 g/t；伴生有益组分为银，品位为6.4 g/t；其他有价元素含量较低，不具综合回收价值。有害组分砷含量较低，小于0.01%。综上所述，原矿属石英脉型低硫含金矿。

表1 原矿化学多元素分析结果

Tab.1 Results of chemical multi-element analysis of raw ore/%

*注：Au、Ag含量单位为g/t，本文下同。

1.2 原矿矿物组成

通过XRD图谱和扫描电镜分析，原矿中主要矿物成分为石英，其次为钙长石、微斜长石等。金属矿物含量较低，主要为黄铁矿、赤铁矿，有少量的方铅矿、闪锌矿、独居石等。对目标金矿物的赋存状态进行物相分析，在镜下共发现金矿物2粒，粒度微细，尺寸分别为28.85 μm、24.77 μm，且与脉石矿物石英呈被包裹和连生体状态，如表2所列。

表2 金矿物分析结果

Tab.2 Result of gold ore analysis

1.3 试剂和设备

破碎设备采用PEX 60 mm×100 mm和XPC 100 mm×60 mm；磨矿试验采用XMQ240×90 mm锥形球磨机；浮选试验采用XFD型1.5 L、0.5 L浮选机；浮选试验中调整剂采用硫酸铜(分析纯)；捕收剂丁基黄药、异戊基黄药、Y89黄药、丁基黄药和丁铵黑药均为化学纯试剂。

1.4 试验操作

根据原矿的性质，浮选是处理该含金、银硫化矿的常用手段。考查磨矿细度、活化剂用量、捕收剂种类及用量对浮选指标的影响，开展相应的条件试验，获得最佳工艺参数。原矿在最佳工艺参数下，采用一次粗选、一次精选、三次扫选，中矿顺序返回流程，开展闭路浮选试验。将试验中的原矿、精矿和尾矿分别烘干、称量和化验，计算出产率；由产率、品位与回收率关系，计算出各产品回收率。

2 结果及讨论

2.1 浮选磨矿细度的影响

磨矿的目的是矿石中的有价矿物单体解离，为浮选提供适宜的分选粒度。为考察磨矿细度对金浮选指标的影响，进行了磨矿细度试验。硫酸铜200 g/t，丁基黄药120 g/t，丁铵黑药80 g/t，2#油30 g/t，试验流程如图1，结果列于表3。

图1 磨矿细度试验流程

表3 磨矿细度试验结果

Tab.3 Test results of grinding fineness

从表3结果可以看出，磨矿细度对浮选指标影响较大。随着磨矿细度的提高，粗精矿金品位下降，金回收率先上升后下降。综合考虑，选择磨矿细度为-74 μm占85%。

2.2 浮选硫酸铜用量的影响

适宜硫酸铜用量对含金银硫化矿浮选既有活化作用又有富集作用[4]。按图1流程进行浮选试验(磨矿细度-0.074 μm占85%，硫酸铜用量为变量、丁基黄药120 g/t，丁铵黑药80 g/t，2#油30 g/t)，结果列于表4。由表4结果可以看出，随着硫酸铜用量增加，对金回收率影响较小，但金的品位呈现先下降后上升的趋势，当硫酸铜为200 g/t时，品位和回收率达到最大值，分别为26.0 g/t，77.0%。综合考虑，选择硫酸铜用量为200 g/t。

2.3 浮选捕收剂的影响

2.3.1 捕收剂种类

为获得最佳的药剂制度，试验考察常见几种硫化矿捕收剂丁基黄药、异戊基黄药、Y89黄药、丁基黄药和丁铵黑药组合药剂制度对浮选指标的影响，药剂用量为200 g/t。按图1流程进行浮选试验(磨矿细度-0.074 μm占85%，硫酸铜200 g/t、捕收剂种类为变量，用量为200 g/t，2#油30 g/t)，结果列于表5。从表5结果中可以看出，当使用组合捕收剂(丁基黄药120 g/t和丁铵黑药80 g/t)时，获得精矿金回收率最大，为77.3%，品位为23.7 g/t。综合考虑，选择丁基黄药和丁铵黑药作为捕收剂。

2.3.2 捕收剂用量

在确定粗选捕收剂采用丁基黄药和丁铵黑药组合后。还需要进行捕收剂用量试验。按图1流程进行浮选试验(磨矿细度-0.074 μm占85%，硫酸铜200 g/t、捕收剂为丁基黄药加丁铵黑药，用量为变量，2#油30 g/t)，结果列于表6。由表6可以看出，随着捕收剂用量增加，粗精矿中金品位逐渐下降；回收率先升高，后下降，当丁基黄药为140 g/t，丁铵黑药为70 g/t时，回收率达到最大，为77.1%，品位为22.8 g/t。

2.4 全流程闭路浮选试验

在磨矿细度-0.074 μm占85%时，根据条件试验确定的最佳药剂制度进行全流程闭路试验，闭路试验采用一次粗选、一次精选和三次扫选，中矿循序返回的浮选流程。试验流程如图2，结果列于表7。从表7知，最终获得金精矿中金回收率为78.9%，银回收率35.6%，金品位44.0 g/t，银品位23.5 g/t。

2.5 重选+浮选联合流程

采用单一浮选工艺，无法获得满意的浮选指标。对尾矿进行粒级筛析，发现有部分金损失在粗粒级中，单一浮选工艺无法回收这部分粗粒金。为提高金、银回收率，探讨重选和浮选联合工艺流程[8-9]，试验流程如图3，结果列于表8。从表8可以看出，将重选精矿与浮选精矿合并形成混合精矿，金品位51.8 g/t，金回收率85.7%，银品位27.0 g/t，银回收率37.8%。与单一浮选工艺相比，重-浮联合工艺获得混合精矿金回收率提高6.8%，银回收率提高2.2%。

3 结论

1) 河北某金矿中主要有价元素为金(品位5.4 g/t)，伴生有益组分为银(品位6.4 g/t)；其他有价元素含量较低，不具综合回收价值。工艺矿物学研究表明，金矿物粒度微细，与石英连生或被石英包裹。

表4 硫酸铜用量试验结果

Tab.4 Test results of varied CuSO4 dosage

表5 捕收剂种类试验结果

Tab.5 Test of collector types

表6 捕收剂用量试验结果

Tab.6 Test of varied collector dosage

表7 闭路浮选试验结果

Tab.7 Result of closed circuit of flotation

表8重-浮联合闭路流程结果

Tab.8 Result of the process of flotation-gravity separation

图2 闭路浮选试验流程

图3 重选+浮选试验流程

2) 原矿磨矿细度-0.074 μm占85%，最佳药剂制度为：硫酸铜用量为200 g/t，丁基黄药用量为140 g/t，丁铵黑药用量为70 g/t，通过1粗1精3扫，中矿循序返回闭路浮选流程，获得金精矿中金回收率78.9%，银回收率35.6%，金品位44.0 g/t，银品位23.5 g/t。

3) 采用重选和浮选联合工艺流程，可提高金、银的选矿指标。将重选精矿与浮选精矿合并形成混合精矿，金品位51.8 g/t，金回收率85.7%，银品位27.0 g/t，银回收率37.8%。与单一浮选工艺相比，重-浮联合工艺获得混合精矿金回收率提高6.8%，银回收率提高2.2%。

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Beneficiation study on a gold-bearing quartz vein-type gold ore from Hebei

WU Kai1, MI Wen-jie1, BI Feng-lin1, XIE Hui-min2

(1. Material Engineering Department, Yantai Gold College, Yantai 265401, Shandong, China; 2. Yantai Jinhua Coal Preparation Engineering Co. Ltd., Yantai 265400, Shandong, China)

The grades of gold and silver in a quartz vein type gold ore from Hebei are 5.4 g/t and 6.4 g/t, respectively. According to the properties of the ore, flotation tests were carried out. Under the optimal chemical system conditions, the recovery rates of concentrated gold and silver were 78.9% and 35.6% respectively, and the grades of gold and silver were 44.0 and 23.5 g/t, respectively. In order to improve the ore beneficiation index, the combined experiments of heavy separation and flotation technology was carried out. Compared with the single flotation process, the recovery rates of gold and silver from the mixed concentrate were increased by 6.8% and 2.2%, respectively.

nonferrous metallurgy; quartz-vein type gold ore; flotation reagent; combined separation of gravity and flotation

TD953

A

1004-0676(2022)02-0058-05

2021-09-22

吴 凯，男，硕士，讲师。研究方向：金矿资源加工。E-mail：fdwukai@163.com