崔麗娜 張 鑫 卿林江

(1.長沙有色冶金設計研究院有限公司，湖南 長沙 410007；2.中冶長天國際工程有限責任公司，湖南 長沙 410007)

0 引言

我國的金礦資源儲量較為豐富，但相對當前需求依然顯得十分緊缺，因此，如何提高金的回收率，降低尾礦品位，達到最好的經(jīng)濟效益是一個重要的研究課題[1-2]。四川某金礦中的主要有價元素是金，載體礦物主要為黃鐵礦，其次為少量毒砂、褐鐵礦、針鐵礦，以及微量方鉛礦、閃鋅礦等。試驗以該金礦為研究對象，進行了選礦工藝研究，為該礦石的高效利用提供技術依據(jù)。

1 礦石性質

礦石主要化學元素分析結果見表1，可知原礦金品位1.56 g/t，是主要的有價元素，其次含有硫和砷，砷含量為0.5%，硫含量為2.03%，其他有益和有害成分的含量都很低。經(jīng)掃描電鏡查定，礦石中金屬礦物量較少，主要為黃鐵礦，其次為少量毒砂、褐鐵礦、針鐵礦等。脈石礦物主要為石英，其次為長石、白云石等。礦石中黃鐵礦呈它型粒狀，大小不一，多為0.02～0.25 mm，呈星散浸染狀散布于碎屑空隙中。毒砂多呈細小自形、半自形的菱柱狀結構，少數(shù)呈細微他形粒狀，粒度多在0.02～0.1 mm，也呈星散浸染狀散布于碎屑空隙中。褐鐵礦、針鐵礦呈細小它形粒狀及其集合體，粒度多<0.2 mm，部分呈微細塵點狀結合體，分布不均勻，局部較富集。

表1 原礦化學多元素分析結果 %

礦石中金化學物相分析結果見表2。可知該礦為一原生金礦，主要的載金礦物為黃鐵礦，硫化礦中金約占總金含量的90%，氧化礦包裹金約占10%。

表2 原礦金物相分析結果 %

2 試驗結果與討論

常用的金礦選礦方法主要有重選法、浮選法、氰化法和聯(lián)合工藝[2]。因礦石中含有砷和硫，不適宜直接采用氰化浸出工藝[3]，故試驗主要考察了重選和浮選工藝流程。

2.1 重選流程試驗

試驗在磨礦細度-0.074 mm占65%的條件下進行搖床重選，考察重選對金的富集情況，試驗結果見表3。可知，采用重選流程所獲得金精礦中金品位為33.39 g/t，金回收率為66.35%。

表3 重選流程試驗結果

2.2 浮選流程試驗

2.2.1 磨礦細度

為考察磨礦細度對浮選結果的影響，在捕收劑為丁基黃藥和丁銨黑藥按2:1比例混合添加的條件下，進行了磨礦細度試驗，試驗流程見圖1，試驗結果見表4。

圖1 浮選條件試驗流程圖

表4 磨礦細度試驗結果

續(xù)表

由表4可知，磨礦細度主要影響金的回收率，隨著磨礦細度-0.074 mm占比的提高，金的回收率先呈現(xiàn)上升趨勢，但當磨礦細度-0.074 mm 占比超過70%后，金回收率反而有所下降。綜合考慮，選擇磨礦細度-0.074 mm 占70%為宜。

2.2.2 調整劑

為考察調整劑對浮選流程的影響，在磨礦細度-0.074 mm占80% 、捕收劑為丁基黃藥和丁銨黑藥按2：1比例混合添加的條件下，進行了粗選添加調整劑試驗。試驗流程見圖1，試驗結果見表5。

表5 調整劑條件試驗結果

由表5可知，添加以上調整劑，金回收率都能得到一定提高，但NaCO3或石灰石作調整劑時，粗精礦中金品位降低，而CuSO4做調整劑價格比較昂貴。綜合考慮，選擇H2SO4作為金浮選調整劑，粗精礦中金品位和回收率均較高。

在調整劑種類試驗的基礎上，進行H2SO4用量試驗，試驗結果見表6?？芍诌xH2SO4用量從1 000 g/t提升到1 500 g/t時，金的回收率大幅升高，但繼續(xù)增加粗選H2SO4后，金的回收率僅略微增加。因此，粗選H2SO4用量在1 500 g/t為宜。

表6 粗選H2SO4用量條件試驗結果

2.2.3 捕收劑及起泡劑

為考察捕收劑及起泡劑對浮選流程的影響，在磨礦細度-0.074 mm占80% 、粗選調整劑為H2SO41 500 g條件下，進行了捕收劑及起泡劑試驗。試驗流程如圖1，試驗結果列于表7。

表7 捕收劑及起泡劑條件試驗結果

由表7可知，使用丁基黃藥:丁銨黑藥=2：1作捕收劑、98#油作起泡劑，獲得的選別指標較好，粗精礦金品位和回收率都比較理想，試驗選擇其作為浮選捕收劑(起泡劑)。

在捕收劑試驗基礎上，進行了捕收劑用量試驗，試驗結果列于表8?？芍?，捕收劑用量選擇為粗選50 g/t、掃選Ⅰ30 g/t、掃選Ⅱ20 g/t為宜。

表8 捕收劑用量試驗結果

續(xù)表

2.2.4 精選次數(shù)

粗選獲得的粗精礦金品位較低，需通過精選提高金品位。在磨礦細度-0.074 mm占80% 、粗選調整劑為H2SO41 500 g、使用丁基黃藥:丁銨黑藥=2：1作捕收劑、98#油作起泡劑的條件下進行了精選次數(shù)試驗。試驗流程如圖2，試驗結果列于表9。

圖2 精選次數(shù)條件試驗流程

表9 精選次數(shù)條件試驗結果

由表9可知，精選兩次獲得的精礦產(chǎn)品金品位為31.14 g/t，回收率為83.85%，而精選3次后金品位僅提高到31.79 g/t，回收率下降到77.84%。綜合考慮，精選次數(shù)選擇以兩次為宜。

2.2.5 精選抑制劑

粗選精礦產(chǎn)品主要成分為黃鐵礦、毒砂、石英以及一些泥質，為提高粗精礦金品位，在磨礦細度-0.074 mm占80% 、粗選調整劑為H2SO41 500 g、使用丁基黃藥:丁銨黑藥=2：1作捕收劑、98#油作起泡劑、浮選流程為一粗兩精兩掃的條件下，進行精選抑制劑條件試驗，以考察通過添加抑制劑提高精礦品位的可能性，以及金砷分離、金硫分離可能性。試驗流程如圖3，試驗結果列于表10。

表10 精選抑制劑選擇試驗結果(%)

圖3 精選抑制劑選擇條件試驗流程

由表10可知，在精選過程中添加水玻璃、六偏磷酸鈉等脈石抑制劑對提高金精礦品位影響不大。精選Ⅱ添加硫化鈉抑硫浮金，金精礦品位提高也不明顯，且金回收率下降較多，說明金在黃鐵礦中比較分散，難以實現(xiàn)金硫分離。精選Ⅱ添加石灰和腐植酸鈉，在pH為11.5左右抑砷浮硫，硫砷分離效果不佳，可能因為砷黃鐵礦(毒砂)中含金，提高了砷黃鐵礦的可浮性，使其與黃鐵礦的可浮性相差較小，導致硫砷分離困難。綜上所述，試驗選擇不添加抑制劑。

2.2.6 再磨細度

在試驗探索的工藝條件下，精礦金品位只能提高到30 g/t左右，分析其原因可能是粗精礦中存在連生體，導致精礦品位難以提高。為了探索進一步提高金精礦品位的可能性，進行了粗精礦再磨后浮選的探索試驗。試驗結果列于表11。

表11 精礦再磨試驗結果

由表11可知，將粗精礦再磨細至-0.074 mm占85%后浮選，精礦中金品位并未得到明顯提高，且金回收率有所下降。因此，試驗仍采用一段磨礦。

2.2.7 閉路流程試驗

在條件試驗的基礎上進行了礦石一粗兩精兩掃浮選閉路試驗，試驗流程如圖4，試驗結果列于表12。由表12可以看出，采用一粗兩精兩掃浮選流程，在優(yōu)化后的藥劑條件下，金精礦中金品位可達30.46 g/t，回收率可達85.91 g/t。

圖4 閉路試驗流程

表12 閉路試驗結果

2.3 工藝流程確定

采用重選和浮選都能實現(xiàn)對礦石中金的有效回收，故不考慮聯(lián)合流程。重選獲得的精礦金品位較高為33.39 g/t，但回收率較低為66.35%；浮選閉路試驗獲得的金精礦品位略低于重選為30.46 g/t，但回收率為85.91%較重選有大幅提升。綜合考慮，試驗推薦一粗兩精兩掃浮選流程。

3 結語

1)礦石為單一原生金礦，金品位為1.56 g/t。金的主要的載金礦物為黃鐵礦，硫化礦中金約占90%，氧化礦包裹金約占10%。礦石中砷含量為0.50%，硫含量為2.03%，不適宜直接采用氰化浸出工藝。

2)浮選流程的最佳試驗條件為：磨礦細度-0.074 mm粒級占70%，H2SO4作浮選調整劑，丁基黃藥:丁銨黑藥=2:1作捕收劑、98#油作起泡劑，捕收劑用量選擇為粗選50 g/t、掃選Ⅰ30 g/t、掃選Ⅱ20 g/t，采用一粗兩精兩掃流程。

3)采用重選和浮選都能實現(xiàn)對礦石中金的有效回收。重選獲得的精礦金品位為33.39 g/t，回收率為66.35%；浮選閉路試驗采用一粗兩精兩掃的選別流程，中礦順序返回，獲得的金精礦品位為30.46 g/t、回收率為85.91%、產(chǎn)率為4.40%。相對于重選流程，浮選流程金精礦品位略有下降，但回收率提高幅度較大，效果更優(yōu)。