甘肃某氧化型金矿石选冶技术研究

毛益林 陈晓青 杨进忠 王秀芬

(1.中国地质科学院矿产综合利用研究所，四川 成都610041;2.中国地质调查局金属矿产资源综合利用技术研究中心，四川 成都610041)

我国金矿资源比较丰富，分布广泛，金矿资源矿床类型较多，以含金石英脉型与含金蚀变岩型为主。而随着国民经济的高速发展，金矿资源被大规模开发和利用，有限的资源日益枯竭。针对金矿入选品位的不断降低以及矿石复杂程度的不断变化，采用传统全泥浸出工艺提金时，生产成本不断增加，企业经济效益日渐降低。为了解决这一难题，对甘肃某蚀变氧化型金矿进行了先富集含金矿物，然后湿法冶金提取金的试验研究，以期实现资源利用的最大化。

1 矿石性质

甘肃某金矿是构造活动及热液活动共同作用形成的蚀变岩型矿床。矿石中金属矿物主要为褐铁矿、赤铁矿、黄铁矿，另含有少量的方铅矿、软锰矿、金红石、辉银矿、自然金等;非金属矿物主要为石英、白云母，次为长石(以斜长石为主，少量钾长石，偶尔可见条纹长石)，少量碳酸盐矿物(方解石、白云石)、绿泥石、重晶石、黏土矿物等。矿石中金主要以独立金矿物形式存在，主要为微粒金及次显微金。金与其载体矿物之间的镶嵌关系主要为裂隙金和晶隙金，次为包裹金。大部分自然金被载金脉石矿物石英所包裹，少部分以微细粒的形式嵌布在黄铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿和方铅矿等矿物的裂隙中。矿石主要化学成分分析结果见表1。

表1 矿石主要化学成分分析结果Table 1 Main chemical analysis result of run-of-mine ore %

由表1 可知:试验矿石金品位为2.25 g/t、银品位为4.14 g/t，主要有价元素为金，同时银可作为计价元素综合回收;矿石中含有少量Fe、Cu、S 等，说明影响金矿浸出的有害元素含量较低。

2 试验方案的确定

鉴于矿石中金主要以裂隙金、晶隙金与包裹金等形式存在，而大部分自然金被载金脉石矿物石英所包裹，少部分以微细粒的形式嵌布在黄铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿和方铅矿等矿物的裂隙中，因此，可先考虑采用浮选工艺回收大部分含金矿物，然后采用重选工艺回收其中粒度稍粗的自然金矿物，最后对经过富集的金精矿进行氰化浸出回收。试验原则流程见图1。

图1 试验原则流程Fig.1 The principle flowsheet of the tests

3 试验结果及讨论

3.1 浮选粗选条件试验

金浮选采用硫酸铜为活化剂、丁铵黑药+丁基黄药为捕收剂、2 号油为起泡剂，粗选条件试验流程见图2。

3.1.1 磨矿细度试验

磨矿细度直接影响金矿物的解离程度，合适的磨矿细度既能使有用矿物充分解离，又不至于使矿石过磨，产生泥化现象。在调整剂硫酸铵用量为1 000 g/t、硫酸铜为200 g/t、丁铵黑药+丁基黄药为90 +160 g/t 条件下进行磨矿细度试验，结果见图3。

图2 粗选试验流程Fig.2 Gold rangh flotation process

图3 粗选磨矿细度试验结果Fig.3 Test results at different grinding fineness for gold rough flotation

由图3 可知:随着磨矿细度的提高，粗精矿金品位逐渐降低，回收率先小幅上升后下降。磨矿细度－0.074 mm占73.00% 时，粗精矿金回收率达最大值，因此，确定磨矿细度为－0.074 mm 占73.00%。

3.1.2 调整剂种类试验

浮选工艺常需要加入调整剂来改变矿物的表面性质，以提高浮选过程的选择性和改善浮选条件。调整剂种类试验在磨矿细度为 － 0.074 mm 占73.00%、调整剂用量均为1 000 g/t、硫酸铜用量为200 g/t、丁胺黑药+丁基黄药为90 +160 g/t 条件下进行。调整剂种类试验粗精矿指标见表2。

由表2 可知，使用调整剂EMT－33 时，粗精矿指标最佳。故采用有利于矿泥分散并兼具一定活化作用的新型药剂EMT－33 为调整剂。

表2 调整剂种类试验粗精矿指标Table 2 Rough flotation indexes on various regulators for gold rough flotation

3.1.3 硫酸铜用量试验

矿石中金部分以微细粒的形式嵌布在黄铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿和方铅矿等矿物的裂隙中，对于这部分含金矿物，通常添加硫酸铜作为活化剂对其进行活化，使其易于上浮，达到在回收这部分金属载体矿物的同时回收微细粒金的目的。在磨矿细度为－0.074 mm 占73.00%、EMT－33 用量为1 500 g/t、丁胺黑药+丁基黄药为90 +160 g/t 条件下进行硫酸铜用量试验，结果见图4。

图4 粗选硫酸铜用量试验结果Fig.4 Test results on dosage of copper sulfate for gold rough flotation

图4 表明:随着硫酸铜用量的增加，粗精矿金品位变化不大，金回收率先升高后降低;硫酸铜用量为150 g/t 时，粗精矿中Au 回收率达最大值。因此，确定硫酸铜用量为150 g/t。

3.1.4 捕收剂用量试验

在探索试验的基础上，决定采用丁基黄药与丁胺黑药组合作为捕收剂，以丁基黄药为主，丁胺黑药为辅。由于丁胺黑药较丁基黄药捕收能力强而选择性弱，所以固定辅助捕收剂丁胺黑药用量为90 g/t，在磨矿细度为－0.074 mm 占73.00%、EMT －33 用量为1 500 g/t、硫酸铜为150 g/t 条件下进行丁基黄药用量试验，结果见图5。

图5 粗选丁基黄药用量试验结果Fig.5 Test results on dosage of butyl xanthate for gold rough flotation

由图5 可知:固定丁铵黑药量不变，增加丁基黄药用量，粗精矿Au 品位先下降后缓慢上升，Au 回收率先上升后缓慢降低。综合考虑，确定粗选丁基黄药用量为160 g/t，此时获得的粗精矿金品位为27.6 g/t、回收率为85.61%。

3.1.5 浮选闭路试验

在条件试验的基础上，确定采用图6 流程进行金浮选闭路试验，获得的试验结果见表3。

图6 浮选闭路试验流程Fig.6 Flowsheet of closed circle flotation process

表3 浮选闭路试验结果Table 3 Test results of closed circle flotation process

3.2 重选试验

重选工艺是目前最常用的选金方法之一，其具有设备结构与工艺流程简单、易于操作管理、能耗低、投资少、见效快、成本低、效率高、污染小的特点，对粗粒自然金及嵌布在硫铁矿中金的富集是一种行之有效的方法。由于浮选尾矿中金品位仍为0.37 g/t 左右，略微偏高，分析表明有部分粗粒自然金未能进入浮选精矿，因此考虑采用重选工艺辅助回收这少部分金矿物，以降低尾矿Au 品位，提高Au 回收率。重选试验采用XZYK－1000 ×600 矿泥摇床，在冲程为10 mm、冲次为150 次/min、分选水量为3.0 L/min 条件下进行，试验流程见图7，试验结果见表4。

从表4 可知:对浮选尾矿采用重选工艺辅助回收含金矿物，可获得金品位56.40 g/t，作业回收率32.50%的重选精矿，同时尾矿中金品位可降到0.24 g/t。

3.3 浮选—重选闭路试验

图7 重选试验流程Fig.7 Flowsheet of gravity separation

表4 重选试验结果Table 4 Test results of gravity separation

在条件试验的基础上，对重选作业次数进行了调整，不进行重选精选，只进行1 次摇床粗选，以保证Au 回收率。原矿经浮选、浮选尾矿重选试验获得的试验结果见表5。

表5 浮选—浮选尾矿重选闭路试验结果Table 5 The test results of flotationgravity separation closed-circle process

3.4 混合精矿氰化浸出试验

显微镜下检查发现:浮选精矿中主要金属矿物为黄铁矿、赤(褐)铁矿，重选精矿以褐铁矿、赤铁矿为主，含有少量黄铁矿、磁铁矿、方铅矿，这导致混合精矿硫含量偏高，达到22.35%。由于硫为有害元素，不利于浸出，故氰化浸出之前有必要进行脱硫预处理，以消除硫等对浸出有害的元素。预处理方法为加碱后充分搅拌使硫化物被充分氧化，从而达到降低硫含量的目的。浸出试验的矿浆浓度为25%，浸出试验的药剂用量均针对浮选重选混合精矿计。

3.4.1 混合精矿预处理时间试验

混合精矿磨细至－0.045 mm 占94.70%后，在石灰用量为4.5 kg/t 条件下进行预处理，预处理后在氰化钠用量为10 kg/t、浸出时间为24 h 条件下进行浸出试验，预处理时间试验结果见图8。

从图8 可知:随着预处理时间的增加，Au 浸出率先逐渐增加后缓慢降低，预处理时间为4 h 时，金浸出率最高，故确定碱浸预处理时间为4 h。

图8 混合精矿预处理时间试验结果Fig.8 The result of concentration pretreatment time test

3.4.2 混合精矿再磨细度试验

混合精矿中部分金被黄铁矿、石英等矿物包裹，对其再磨可使更多的金暴露出来，有利于提高氰化浸出率。混合精矿再磨细度试验在浸出预处理石灰用量为4.5 kg/t、预处理时间为4 h、浸出时氰化钠用量为10 kg/t、浸出时间为24 h 条件下进行。试验结果见图9。

图9 精矿再磨细度试验结果Fig.9 The result of concentration regrinding fineness test

从图9 可以看出:随着再磨细度的增加，金的浸出率不断增加，但增加的幅度逐渐降低，再磨细度为－0.045 mm 占 94.70% 时，金 浸 出 率 达 到 了96.56%，此后提高再磨细度，金浸出率提高幅度不大，故确定混合精矿再磨细度为－ 0.045 mm 占94.70%。

3.4.3 氰化钠用量试验

氰化钠用量试验的混合精矿再磨细度为－0.045 mm 占94.70%、预处理石灰用量为4.5 kg/t、预处理时间为4 h、浸出时间为24 h，试验结果见图10。

图10 氰化钠用量试验结果Fig.10 The test result on dosage of sodium cyanide

从图10 可知:随着氰化钠用量的增加，金的浸出率不断提高，氰化钠用量为10 kg/t 时，金浸出率达到了95.67%，此后继续增加氰化钠用量，金浸出率提高不明显，故确定氰化钠用量为10 kg/t。

3.4.4 浸出时间试验

在混合精矿再磨细度为 － 0.045 mm 占94.70%、预处理石灰用量为4.5 kg/t、预处理时间为4 h、氰化钠用量为10 kg/t 条件下进行浸出时间试验，结果见图11。

图11 浸出时间试验结果Fig.11 The test result at leaching time

从图11 可知:随着氰化浸出时间的增加，金、银的浸出率不断提高，但提高幅度逐渐降低。综合考虑，确定氰化浸出时间为24 h，此时金浸出率为96.52%、银浸出率为59.17%。

4 结 论

(1)甘肃某氧化型金矿金、银含量分别为2.25 g/t、4.14 g/t。金主要以独立金矿物形式存在，大部分被载金脉石矿物石英所包裹，少部分以微细粒的形式嵌布在黄铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿和方铅矿等矿物的裂隙中。

(2)在磨矿细度为－0.074 mm 占73.00%的条件下，采用1 粗1 精2 扫浮选、浮选尾矿经摇床重选的工艺流程可获得金品位为74.2 g/t、回收率为91.28%的浮选重选混合精矿。混合精矿磨细至－0.045 mm占94.70%经石灰预处理后，进行氰化浸出试验，获得了金浸出率为96.52%、银浸出率为59.17%、金总回收率为88.10% 的指标。采用浮选—重选—氰化浸出的选冶联合方案，可实现该低品位金矿资源的最大化利用。

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