新疆某金矿选—冶联合流程试验研究

吴凯，马英强，窦源东，毕凤琳，米文杰，解惠敏

1烟台黄金职业学院环境与材料工程系 山东烟台 265400

2福州大学紫金矿业学院 福建福州 350108

3烟台金华选煤工程有限公司 山东烟台 265400

矿石中金的回收通常采用重选、全泥氰化法浸出、浮选—金精矿氰化浸出工艺[1-2]。矿石中金的赋存状态、嵌布粒度和矿石的氧化程度是制约选矿方法的关键。在砂金中，金通常呈单体自然金形态存在，重选法是选别砂金最有效、最主要的方法。全泥氰化法浸出主要用于细粒含泥氧化矿。浮选法是含金硫化矿脉金矿山应用最为广泛的方法[3]。随着经济建设的发展和市场需求的提高，对低品位、难选冶金矿资源的开发利用是亟需解决的重要课题。这部分金矿中金的嵌布粒度细，伴生元素复杂，金回收率低。若要获得较好的回收效果，常常需要联合使用浮选、重选和氰化等方法[4-5]。

针对新疆某微细嵌布难选金矿石，笔者在矿石工艺矿物学研究的基础上，开展了系统的浮选—浮尾氰化选冶联合流程试验研究，取得了较好的分选效果。

1 矿石性质

1.1 原矿化学组成

将原矿破碎后混合缩分，进行原矿化学多元素分析，结果如表 1 所列。

表1 原矿化学多元素分析结果Tab.1 Results of chemical multi-element analysis of raw ore %

由表 1 可知，该矿样主要有价元素为金，品位为3.31 g/t；伴生有益组分为银，品位为 0.35 g/t，含量较低，不具有综合回收价值；有害组分为砷，含量较低，小于 0.01%，对氰化浸出提金的不利影响较小。

1.2 原矿矿物组成

通过光学显微镜和扫描电镜分析，原矿金矿物以自然金为主，其次为金银矿。原矿中主要矿物有石英、斜长石、白云石、云母和方解石等，主要金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿和毒砂等，还有少量黄铜矿、方铅矿和闪锌矿。

1.3 金矿物粒级

分析自然金的粒度组成，结果如表 2 所列。

表2 金矿物粒级分析结果Tab.2 Results of grain size analysis of gold mineral

由表 2 可知，自然金嵌布粒径很细，多数在 0.003～ 0.037 mm，达 69.23%。其中金矿物粒度以微细粒为细粒金占 40.16%，微粒金占 29.07%；中粒级较少，占12.31%；粗粒金很少，占 1.54%；没有发现巨粒金。但一部分自然金以极微细粒存在，占 16.92%，在实际选矿生产中回收难度较大。

1.4 金矿物赋存状态

通过扫描电镜分析金在矿物中的赋存状态，结果如表 3 所列。

表3 金矿物赋存状态Tab.3 Occurrence mode of gold mineral %

由表 3 可知，自然金嵌布形式主要为包裹金和裂隙金，其次为粒间金。其中，包裹金占 47.7%，数量较多，分别为硫化物包裹金和脉石矿物包裹金；裂隙金占 32.3%，在硫化物裂隙和脉石矿物裂隙中，以点状、串珠状、丝状、棒状等形式分布；粒间金占 12.0%，主要存在脉石矿物粒间、脉石与硫化物粒间、硫化物粒间。

2 试验结果及讨论

针对原矿中金的回收，浮选法、重选法和氰化法是常用手段。在探索试验的基础上，研究浮选—氰化联合工艺的影响因素。浮选试验考查磨矿细度、活化剂用量、捕收剂种类及用量对浮选指标的影响，并开展了相应的条件试验；在最佳条件下，开展闭路浮选试验；浸出试验研究浮选尾矿磨矿细度、石灰用量、氰化钠用量对浸出指标的影响。

2.1 浮选试验

2.1.1 磨矿细度试验

磨矿的目的是使矿石中的有用矿物单体解离，并为浮选作业提供适宜的分选粒度。为考察磨矿细度对浮选指标的影响，进行了磨矿细度试验。试验条件：石灰用量为 600 g/t，硫酸铜用量为 100 g/t，丁基黄药用量为 120 g/t，2 号油用量为 30 g/t。试验流程如图 1 所示，试验结果如图 2 所示。

图1 磨矿细度试验流程Fig.1 Process flow of test for grinding fineness

图2 磨矿细度试验结果Fig.2 Results of test for grinding fineness

由图 2 可知，精矿中，随着磨矿细度的增加，金回收率呈先增加后缓降的趋势，金品位呈逐渐下降的趋势。当磨矿细度 -0.074 μm 占 85% 时，精矿品位为32.89 g/t，回收率为 83.78%。综合考虑，确定磨矿细度为 -0.074 μm 占 85%。

2.1.2 石灰用量试验

在浮选过程中，pH 值直接影响矿浆离子的组成、浮选药剂的活性以及矿物的可浮性。不同种类矿石只有在适宜的 pH 环境下，才能获得最优的浮选指标。通过探索试验得出，与碳酸钠相比，石灰作为pH 值调整剂浮选试验回收率明显提高，因而，试验重点探索石灰的最佳药剂用量。试验条件：磨矿细度-0.074 μm 占 85%，石灰用量为变量，硫酸铜用量为100 g/t，丁基黄药用量为 120 g/t，2 号油用量为 30 g/t。试验流程图 1 所示，试验结果如图 3 所示。

图3 石灰用量试验结果Fig.3 Results of test for CaO dosage

由图 3 可知，随着石灰用量的增加，精矿品位、回收率变化明显，呈先增加后降低的趋势。当石灰用量为 1 000 g/t 时，精矿品位为 36.75 g/t，回收率最大为 76.97%。综合考虑，确定石灰用量为 1 000 g/t。

2.1.3 硫酸铜用量试验

根据生产经验，硫酸铜对低硫含金矿中金的回收有促进作用。为考察硫酸铜对浮选指标的影响，进行了硫酸铜用量试验。试验条件：磨矿细度 -0.074 μm占 85%，石灰用量为 1 000 g/t，硫酸铜用量为变量，丁基黄药用量为 120 g/t，2 号油用量为 30 g/t。试验流程如图 1 所示，试验结果如图 4 所示。

由图 4 可知，随着硫酸铜用量的增加，精矿品位呈先增后降趋势，回收率呈先增加后趋缓随后下降的趋势。其原因可能是高浓度的硫酸铜导致泡沫产品中矿泥含量增加，从而影响金的回收率。当硫酸铜用量为 50 g/t 时，精矿品位为 36.20 g/t，回收率最大为82.02%。综合考虑，确定硫酸铜用量为 50 g/t。

2.1.4 捕收剂种类及用量试验

捕收剂是制约浮选指标的关键因素，有的捕收剂选择性差，有的捕收能力强。根据已有的生产实践，考查几种常见的硫化矿捕收剂对浮选指标的影响。本次试验选用丁基黄药+丁铵黑药、异戊基黄药、戊基黄药、乙硫氮进行试验。试验条件：磨矿细度 -0.074 μm 占 85%，石灰用量为 1 000 g/t，硫酸铜用量为 50 g/t，捕收剂用量为 120 g/t，捕收剂种类为变量，2 号油用量为 30 g/t。试验流程如图 1 所示，试验结果如图 5 所示。

图5 捕收剂种类试验结果Fig.5 Results of test for collector type

由图 5 可知，当捕收剂用量相同时，不同类型的捕收剂对精矿品位和回收率的变化影响不明显。综合考虑，确定捕收剂为戊基黄药。

在确定捕收剂为戊基黄药后，开展捕收剂用量条件试验，试验结果如图 6 所示。

图6 戊基黄药用量试验结果Fig.6 Results of test for isoamyl xanthate dosage

由图 6 可知，随着戊基黄药用量的增加，精矿品位呈先增加后降低的趋势，回收率呈逐渐增加的趋势。当戊基黄药用量为 120 g/t 时，精矿品位最高，达 36.20 g/t，此时精矿回收率为 84.52%。综合考虑，戊基黄药适宜用量为 120 g/t。

2.2 闭路试验

在开路试验的基础上，开展了闭路试验，试验条件和流程如图 7 所示，试验结果如表 4 所列。

图7 闭路试验流程Fig.7 Process flow of closed-circuit test

表4 闭路试验结果Tab.4 Results of closed-circuit test

由图 7 和表 4 可知，在磨矿细度 -0.074 μm 占85% 条件下，采用最佳药剂制度，通过一粗一精二扫、中矿循序返回闭路浮选试验流程，获得金精矿中金的回收率为 85.54%，品位为 45.72 g/t；尾矿中金品位为 0.49 g/t，回收率为 14.46%。

工艺矿物学研究表明，尾矿中金被石英等脉石包裹，嵌布粒度极微细，通过浮选工艺较难回收。鉴于此，开展了浮选尾矿氰化浸出试验。

2.3 氰化浸出试验

浮选尾矿中金的品位为 0.49 g/t，偏高。尾矿中损失的金，通过氰化浸出回收。通过尾矿再磨试验、石灰用量、氰化钠用量等条件试验，确定浸出条件：尾矿再磨细度 -43 μm 占 90%，石灰用量为 4 000 g/t，氰化钠用量为 1 500 g/t，浸出矿浆质量分数为 30%，浸出时间为 24 h。试验结果如表 5 所列。

表5 浮选尾矿氰化浸出试验结果Tab.5 Results of test for leaching of flotation tailing via cyanidation

由表 5 可知，与浮选尾矿不磨矿直接氰化浸出相比较，再磨后浸出，各项指标较好。再磨后，金的作业回收率在 70% 以上，对原矿金回收率提高 10% 以上。浮选—氰化全流程金的总回收率达 96.51%。

3 结论

(1) 某金矿石金的品位为 3.31 g/t，金矿物以自然金为主，自然金嵌布粒径很细，多数在 0.003～ 0.037 mm，达 69.23%。自然金嵌布形式主要以包裹金和裂隙金，包裹金占 47.7%，裂隙金占 32.3%。

(2) 在磨矿细度 -74 μm 占 85% 的条件下，采用最佳药剂制度，通过一粗一精二扫、中矿循序返回闭路浮选试验流程，获得精矿中金的回收率为85.54%，金品位为 45.72 g/t。品位为 0.49 g/t 的浮选尾矿，在再磨细度为 -43 μm 占 90% 的条件下，开展氰化浸出提金，浸渣中金品位 0.14 g/t，浸出率为71.43%。从而使金的总回收率提高到 96.51%。