某難處理金礦石選冶工藝研究*

白海靜倪青林李文娟蔡镠璐閆 鮮劉美林

（1.江蘇省有色金屬華東地質勘查局；2.北京有色金屬研究總院；3.生物冶金國家工程實驗室）

某難處理金礦石選冶工藝研究*

白海靜1，2，3倪青林1李文娟2，3蔡镠璐2，3閆 鮮1劉美林2，3

（1.江蘇省有色金屬華東地質勘查局；2.北京有色金屬研究總院；3.生物冶金國家工程實驗室）

為了給某難處理金礦石的開發(fā)提供技術依據，對其進行了詳盡的選冶工藝試驗研究。結果表明：采用單一浮選工藝處理該礦石，在－200目占80%的磨礦細度下，可以獲得金品位為57.32 g／t、金回收率為84.00%的金精礦；采用浮選—尾礦氰化浸出工藝處理該礦石，可以先在－200目占70%的磨礦細度下獲得金品位為60.09 g／t、金回收率為82.26%金精礦，然后在－200目占90%的再磨細度下獲得金浸出率為10.70%的浸出液，金的總回收率達92.96%。根據試驗結果，推薦采用浮選—尾礦氰化浸出工藝。

難處理金礦石 單一浮選 浮選—尾礦氰化浸出 金回收率

某金礦石硫化物含量低，金主要以微細粒形式賦存于脈石礦物中，屬于難處理金礦石。本研究在探索試驗基礎上，著重進行單一浮選和浮選—尾礦氰化浸出試驗，旨在為該礦石的開發(fā)提供技術依據。

1 礦石性質

試驗金礦石可分為3種形態(tài)：一部分為氧化較嚴重的疏松塊狀礦石，整體呈褐黃色；一部分為氧化程度較輕的致密塊狀礦石，整體呈灰色；還有一部分為斷層角礫巖，以角礫狀團塊形式存在。礦石中金屬礦物主要為磁鐵礦、褐鐵礦、孔雀石、黃鐵礦、磁黃鐵礦、黃銅礦、輝銅礦、金紅石、毒砂等，含痕量的自然金和含銀自然金，其中黃鐵礦、磁黃鐵礦、黃銅礦、輝銅礦、斑銅礦、毒砂等金屬硫化物含量較低；非金屬礦物主要為石英、長石、黑云母、白云石、方解石、輝石、石榴石等。原礦的化學多元素分析結果見表1，主要礦物含量見表2。

表1 原礦化學多元素分析結果 %

注：Au和Ag的含量單位為g／t。

表2 原礦主要礦物含量 %

礦石中的金主要有3種存在形式：一是以自然金、銀金礦形式存在的可見金，這部分金粒度普遍較細，沿礦石縫洞充填或與其他碎屑礦物一起分布在蝕變硅酸鹽中；二是存在于黃鐵礦等硫化物載體中；三是以微細粒包裹于脈石礦物中。金的物相分析結果見表3，金的粒度分布見表4。

表3 原礦金物相分析結果 %

表4 金的粒度分布

由以上礦石性質可知，雖然礦石金品位較高，達6.20 g／t，但礦石中硫化物含量不到0.6%，硫化物包裹金的分布率僅為12.42%，金缺乏足夠的可浮性礦物載體，加上金顆粒普遍粒度極細，小于4μm者達55.55%、小于8μm者達92.59%，因此浮選時可能有較多的金將損失于尾礦中。

2 探索試驗

金的選冶工藝可以概括為單一浮選、單一重選、單一氰化浸出、浮選—尾礦氰化浸出4種。在－200目占90%的磨礦細度下按這4種工藝進行了探索試驗，試驗結果見圖1。從圖1可知，單一重選和單一浸出不適合處理試驗礦石，而采用單一浮選工藝時金的浮選回收率在88%以上，采用浮選—尾礦氰化浸出聯(lián)合工藝時金的回收率在95%以上，因此，以下僅對單一浮選和浮選—尾礦氰化浸出兩種工藝進行詳細研究。

圖1 探索試驗結果

3 單一浮選試驗

3.1 條件試驗

3.1.1 磨礦細度試驗

按照圖2流程進行單一浮選磨礦細度試驗，試驗結果見圖3。從圖3可知，適宜的磨礦細度為－200目占80%。

圖2 單一浮選磨礦細度試驗流程

圖3 單一浮選磨礦細度試驗結果

3.1.2 礦漿pH試驗

在－200目占80%磨礦細度下，按照圖2流程進行碳酸鈉用量（礦漿pH）試驗，試驗結果見圖4。從圖4可以看出：隨著礦漿pH值的上升，粗精礦金品位逐漸提高，金回收率在83.14%～81.94%的很小范圍內逐漸下降；適宜的碳酸鈉用量為1 000 g／t，此時礦漿pH值為7.5。

圖4 浮選礦漿pH值試驗結果

考慮到碳酸鈉比石灰貴很多，因此進一步對比了用石灰調礦漿pH為7.5（石灰用量為500 g／t）的浮選效果。試驗結果見表5。從表5可知，如果用石灰替代碳酸鈉調節(jié)礦漿pH至7.5，將由于泡沫發(fā)黏而導致粗精礦金品位大幅度下降。因此，仍采用1 000 g／t碳酸鈉作為浮選礦漿pH調整劑。

表5 石灰和碳酸鈉對比試驗結果

3.1.3 捕收劑種類試驗

分別以單一丁黃藥、單一戊黃藥、配比為1∶1的丁銨黑藥＋丁黃藥、配比為1∶2的丁銨黑藥＋丁黃藥、配比為1∶3的丁銨黑藥＋丁黃藥作捕收劑（編號為1?！?＃），固定磨礦細度為－200目占80%、碳酸鈉用量為1 000 g／t、捕收劑用量為90 g／t、浮選時間為5 min，按圖2流程進行捕收劑種類試驗，試驗結果見圖5。根據圖5，確定配比為1∶2的丁銨黑藥＋丁黃藥作為捕收劑。

圖5 捕收劑種類試驗結果

3.1.4 分批浮選試驗

在以上條件試驗的基礎上，按圖6流程進行分批浮選試驗以確定合適的流程結構。試驗結果見表6。

圖6 分批浮選試驗流程

表6 分批浮選試驗結果

從表6可以看出：粗精礦1金品位和金回收率分別達100.77 g／t和77.33%，可直接作為最終精礦；粗精礦2和粗精礦3金品位分別為5.60和4.05 g／t，金回收率共占9.14%，將它們合并后經過精選可獲得另一部分最終精礦；第4批和第5批浮選后的槽內產品金品位分別為1.01和0.90 g／t，兩者僅相差0.11 g／t，說明第5批浮選意義不是很大，而粗精礦4金品位僅2.51 g／t，較難通過精選獲得高品位最終精礦，所以第4批浮選應作為掃選。綜上所述，確定流程結構如下：先通過5 min快速浮選獲得精礦1，然后經5 min的粗選1、4 min的粗選2及粗精礦精選獲得精礦2，最后對粗選尾礦進行1次4 min的掃選。

3.1.5 精選次數試驗

將圖6中的粗精礦2和粗精礦3合并進行3次精選，其中第1次精選添加500 g／t碳酸鈉，第2和第3次精選為空白精選，試驗結果見圖7。圖7表明，3次精選與2次精選相比，精礦2的金品位僅提高0.47 g／t。因此，適宜的精選次數為2次。

圖7 精選次數試驗結果

3.2 單一浮選閉路試驗

根據前述條件試驗結果進行單一浮選閉路試驗，試驗流程見圖8，試驗結果見表7。從表7可以看出，原礦經過1次快速浮選及2粗2精1掃閉路浮選，獲得的綜合精礦金品位為57.32 g／t、金回收率為84.00%。

圖8 單一浮選閉路試驗流程

表7 單一浮選閉路試驗結果

4 浮選—尾礦氰化浸出試驗

4.1 浮選段磨礦細度的確定

將原礦磨至不同細度，按圖9流程進行開路浮選—尾礦氰化浸出，以確定浮選—尾礦氰化工藝中浮選段的磨礦細度。試驗結果見圖10。

從圖10可以看出，隨著磨礦細度的提高，浸渣金品位逐漸下降，綜合金回收率逐漸上升，但磨礦細度超過－200目占70%后，浸渣金品位和綜合金回收率變化很小。因此，選擇浮選—尾礦氰化浸出工藝中浮選段的磨礦細度為－200目占70%。

4.2 浮選段閉路試驗

在－200目占70%磨礦細度下，按照與圖8相同的流程和藥劑制度進行浮選—尾礦氰化浸出工藝中浮選段的閉路試驗，所獲綜合精礦的金品位為60.09 g／t、金回收率為82.26%（見表8）。

圖9 浮選—尾礦氰化浸出工藝浮選段磨礦細度試驗流程

圖10 浮選—尾礦氰化浸出工藝浮選段磨礦細度試驗結果

表8 浮選—尾礦氰化浸出工藝中浮選段的閉路試驗結果

4.3 氰化浸出試驗

4.3.1 再磨細度試驗

將表8中的閉路浮選尾礦再磨至不同細度，在與圖9相同的浸出條件下進行氰化浸出，試驗結果見表9。從表9可知，隨著再磨細度的提高，浸渣金品位逐漸下降，浸出率逐漸上升，但再磨細度超過－200目占90%后，浸渣金品位和浸出率變化不大，因此選擇再磨細度為－200目占90%。

表9 再磨細度試驗結果

4.3.2 氰化鈉用量試驗

將表8中的閉路浮選尾礦再磨至－200目占90%，在礦漿液固比為2∶1、石灰用量為2 kg／t、浸出時間為24 h的條件下進行氰化鈉用量試驗，試驗結果見表10。從表10可以看到，隨著氰化鈉用量的增加，浸渣金品位逐漸下降，浸出率逐漸上升，但氰化鈉用量超過2 kg／t后，浸渣金品位和浸出率變化不大，因此選擇氰化鈉用量為2 kg／t。

表10 氰化鈉用量試驗結果

4.3.3 浸出時間試驗

將表8中的閉路浮選尾礦再磨至－200目占90%，在礦漿液固比為2∶1、石灰用量為2 kg／t、氰化鈉用量為2 kg／t的條件下進行浸出時間試驗，試驗結果見表11。從表11可以看到，隨著浸出時間的延長，浸渣金品位逐漸下降，浸出率逐漸上升，但浸出時間超過24 h后，浸渣金品位和浸出率變化不大。因此，選擇浸出時間為24 h。此時作業(yè)金浸出率為60.33%，對原礦計的金浸出率為10.70%，即金的總回收率為92.96%，比單一浮選工藝所得到的金回收率84.00%高出8.95個百分點。

5 結 論

（1）某金礦石含金量較高，為6.20 g／t，但存在載體礦物含量低、金嵌布粒度極細的不利特點。

（2）單一重選和單一氰化浸出工藝不適合處理該礦石。

（3）采用單一浮選工藝處理該礦石，在－200目占80%的磨礦細度下，可以獲得金品位為57.32 g／t、金回收率為84.00%的金精礦。

（4）采用浮選—尾礦氰化浸出工藝處理該礦石，可以先在－200目占70%的磨礦細度下獲得金品位為60.09 g／t、金回收率為82.26%金精礦，然后在－200目占90%的再磨細度下獲得金浸出率為10.70%的浸出液，金的總回收率為92.96%。

（5）從充分利用礦產資源的角度考慮，浮選—尾礦氰化浸出工藝更適合處理該礦石。

［1］谷晉川，劉亞川，張允湘.山東某金礦氰化浸出過程中影響因素的研究［J］.礦產綜合利用，2002（3）：3-6.

［2］董 潔，曹亦俊，劉 洋，等.某金礦礦泥單獨浮選試驗研究［J］.金屬礦山，2011（6）：93-96.

［3］周桂英，李文娟，劉 爽，等.河南某難處理金礦石選冶工藝對比研究［J］.金屬礦山，2010（12）：42-45.

Study on Beneficiation and M etallurgy Processing of a Refractory Gold Ore

Bai Haijing1，2，3Ni Qinglin1LiWenjuan2，3Cai Liulu2，3Yan Xian1Liu Meilin2，3
（1.East China Mineral Exploration and Development Bureau in Jiangsu；2.General Research Institute for NonferrousMetals；3.National Engineering Laboratory of Biohydrometallurgy）

In order to provide the technical basis for developing a refractory gold ore，a detailed study on beneficiation and metallurgical processing was carried out.The results showed that：with grinding fineness of－200 mesh 80%，gold concentrate with Au grade and recovery of 57.32 g／t and 84.00%was obtained respectively by single flotation process.Through the process of floatation-tailing cyanide leaching，gold concentrate with Au grade and gold recovery of 60.09 g／t and 82.26%was firstly obtained under the grinding fineness of－200 mesh 70%.Then，gold leaching solution with Au leaching rate of10.70%was achieved under regrinding fineness of－200 mesh 90%.Total gold recovery reached 92.96%.Therefore，according to the test results，the process of flotation-tailings cyanide leaching is recommended.

Refractory gold ore，Single flotation，Floatation-tailing cyanide leaching，Gold recovery

2013-07-25）

*“十二五”國家科技支撐計劃項目（編號：2012BAB10B08）。

白海靜（1977—），女，高級工程師，博士后，210007江蘇省南京市光華路石門坎102號9幢。