某微细粒含金硫化矿石选矿试验研究

纪婉颖 魏转花 徐其红 李继福

摘要：某微细粒含金硫化矿石金品位为2.01 g/t、硫品位为1.29 %。针对矿石中金矿物嵌布粒度细，主要以粒间金、包裹金等形式嵌布于黄铁矿及脉石矿物中等特点，进行了浮选试验研究。结果表明：在粗磨细度-0.074 mm占 85 %、再磨细度-0.038 mm占90 %及最佳药剂条件下，采用一次粗选、一次精选、三次扫选，粗精矿再磨，中矿部分集中返回的闭路浮选工艺流程，可获得产率3.26 %、金品位52.40 g/t、金回收率83.85 %的金精矿，浮选指标较为理想。

关键词：微细粒;含金硫化矿;细磨;浮选;分散剂

中图分类号：TD953文献标志码：A开放科学（资源服务）标识码（OSID）：

文章编号：1001-1277（2021）07-0073-05doi：10.11792/hj20210715

随着易处理金矿资源的日益匮乏[1-2]，微细粒含金硫化矿石的开发和利用备受重视[3-5]。该类型矿石中金矿物粒度微细、载金矿物多、金的分布比较分散，生产实践中通常采用浮选法和氰化法进行回收[6]。但是，由于矿石中金的重要载体矿物黄铁矿和砷的主要矿物毒砂结构相似，可浮性相近，且金以微细粒状分布，常被包裹在毒砂和黄铁矿中，或存在于其他金属矿物或脉石矿物中，造成金的选别难度增大[7]。本次试验采用浮选工艺对该类型金矿石进行回收，并取得了较好试验指标，为该类型金矿资源的综合高效回收提供技术依据。

1 矿石性质

1.1 化学成分及物相分析

试验矿样取自甘肃某金矿。矿石化学成分分析结果见表1，金化学物相分析结果见表2。

由表1可知：矿石中金品位为2.01 g/t，是主要回收有价金属，银品位为1.19 g/t，可综合回收;矿石中含硫1.29 %，有害元素砷品位较高，为0.49 %，对最终金精矿的品质会产生一定影响;脉石矿物主要为含SiO 2、CaO、K 2O、MgO的矿物。

由表2可知：矿石中可氰化浸出金分布率较高，占52.83 %;其次为硫化物包裹金，占29.74 %。

1.2 主要矿物组成

对矿石进行矿物组成分析，结果见表3。

1.3 金矿物嵌布特征

金矿物嵌布粒度极微细，基本小于10 μm。金主要以银金矿独立矿物存在，少见自然金等形式。银金矿以粒间金、包裹金及裂隙金等形式存在（见图1）。其中，粒间金主要分布在黄铁矿粒间及黄铁矿与脉石矿物粒间;包裹金主要为黄铁矿、毒砂包裹金，少见石英、碳酸盐矿物包裹金;裂隙金为黄铁矿、毒砂及其他矿物（硫铋碲矿）裂隙金。除金、银独立矿物外，黄铁矿、毒砂成为矿石中重要的载金矿物，此外少量石英与碳酸盐矿物也载有少量金。

银金矿颗粒细小，粒间及裂隙金易单体解离，黄铁矿、毒砂及石英等包裹金较难单体解离。黄铁矿与毒砂载金为金的重要嵌布形式。黄铁矿、毒砂嵌布关系简单，易从矿石中单体解离。综合分析，该矿石属微细粒含金硫化矿石。

2 试验结果与讨论

试验设备包括XMQ-240×90锥形球磨机、XFD单槽浮选机等。浮选试验工艺流程见图2。

2.1 磨矿细度

根据金矿物嵌布状态及矿石类型，部分金被黄铁矿、毒砂等包裹，需要细磨才能单体解离。以磨矿细度为变量进行试验，固定石灰用量500 g/t，硫酸銅用量200 g/t，丁基黄药和丁铵黑药用量分别为80 g/t、40 g/t，起泡剂2号油用量20 g/t。试验结果见表4。由表4可知：随着磨矿细度的提高，粗精矿金品位变化不大，金回收率逐渐增加，尾矿金品位呈下降趋势;当磨矿细度-0.074 mm占85 %时，金选别指标最佳。综合考虑，选择磨矿细度-0.074 mm占85 %为宜。

2.2 调整剂种类

矿石浮选关键之一为调整剂的选择，合适的调整剂可有效降低金精矿中硫、砷品位，提高金精矿品质[8]。采用石灰、碳酸钠、硫化钠进行调整剂种类试验，固定磨矿细度-0.074 mm占85 %，硫酸铜用量200 g/t，丁基黄药和丁铵黑药用量分别为80 g/t、40 g/t，起泡剂2号油用量20 g/t。试验结果见表5。

由表5可知：使用石灰、碳酸钠、硫化钠作为调整剂，粗精矿产率均比不添加调整剂要高，金回收率也有所提高;相比硫化钠，石灰和碳酸钠效果更好，而石灰便宜易购。综合考虑，选择石灰作为粗选调整剂。

2.3 石灰用量

试验条件：磨矿细度-0.074 mm占 85 %，硫酸铜用量200 g/t，丁基黄药和丁铵黑药用量分别为80 g/t、40 g/t，起泡剂2号油用量20 g/t。试验结果见表6。

由表6可知，当石灰用量为200 g/t时，金选别指标较高。综合考虑，选择石灰用量200 g/t为宜，相应的矿浆pH值为7.5。

2.4 硫酸铜用量

由于黄铁矿、毒砂为金载体矿物，故采用常规活化剂硫酸铜活化含金矿物[9]。试验条件：石灰用量200 g/t，丁基黄药和丁铵黑药用量分别为120 g/t、60 g/t，起泡剂2号油用量20 g/t。试验结果见表7。

由表7可知：随着硫酸铜用量的增加，粗精矿金回收率呈下降趋势;当硫酸铜用量为200 g/t时，金回收率最高。因此，选取硫酸铜用量为200 g/t。

2.5 捕收剂用量

采用丁基黄药和丁铵黑药混合药剂作为捕收剂，固定石灰用量200 g/t、硫酸铜用量200 g/t、起泡剂2号油用量20 g/t，进行捕收剂用量试验。试验结果见表8。由表8可知，当丁基黄药和丁铵黑药用量分别为120 g/t、60 g/t时，金选别效果较好，金回收率为77.58 %。综合考虑，选取粗选捕收剂丁基黄药和丁铵黑药用量分别为120 g/t、60 g/t。

2.6 粗精礦再磨细度

一段粗精矿金品位25 g/t 左右，经光学显微镜观测，粗精矿中仍含有大量的黄铁矿-脉石矿物连生体。由矿石工艺矿物学分析可知，矿石中金大部分以类质同像赋存于黄铁矿中，因此为获得更高品位的金精矿，需进行粗精矿再磨，强化单体解离。

水玻璃是常用的脉石矿物抑制剂，对硅酸盐类脉石矿物具有强烈的抑制作用，对矿泥有较强的分散作用[10]。对该矿石而言，欲提高金精矿品质，添加水玻璃作为矿泥分散剂和脉石矿物抑制剂显得尤为重要。试验流程见图3，试验结果见表9。

由表9可知：粗精矿再磨后，通过添加水玻璃可明显提高金精矿金品位;当再磨细度提高至-0.038 mm占90 %时，金选别指标较好;继续增大再磨细度，金精矿金品位有所减小。因此，最佳再磨细度为-0.038 mm占90 %。

2.7 浮选闭路试验

在条件试验及药剂制度优化基础上，进行了浮选闭路试验。试验流程见图4，试验结果见表10。由表10可知，经过一次粗选、一次精选、三次扫选，粗精矿再磨，中矿部分集中返回的闭路工艺流程，可获得产率3.26 %、金品位52.40 g/t、金回收率83.85 %的金精矿，选别指标较好。

3 结 论

1）某矿石属于微细粒含金硫化矿石。矿石中金矿物主要为银金矿，自然金含量较少，且金矿物多以粒间金、包裹金及裂隙金等形式存在，黄铁矿、毒砂为矿石中重要的载金矿物。银金矿粒度细小，镜下见到的银金矿在几微米到十几微米。金矿物嵌布微细、分散，且载金矿物种类繁杂，增大了浮选回收的难度。

2）试验采用一次粗选、一次精选、三次扫选，粗精矿再磨，中矿部分集中返回的闭路工艺流程，其中粗精矿再磨作业采用水玻璃强化矿泥的分散和脉石矿物的抑制，在不脱泥的情况下，获得了较好指标，金精矿产率3.26 %、金品位52.40 g/t、金回收率83.85 %。

[参 考 文 献]

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Experimental research on the beneficiation of a microfine grain gold-bearing sulfide ore

Ji Wanying1，2，Wei Zhuanhua1，2，Xu Qihong1，2，Li Jifu1，2

（1.State Key Laboratory of Comprehensive Utilization of Low-grade Refractory Gold Resources;

2.Xiamen Zijin Mining and Metallurgy Technology Co.，Ltd.）

Abstract：For a microfine grain gold-bearing sulfide ore，the gold grade is 2.01 g/t and the sulfur grade is 1.29 %.In view of the finely disseminated grain of gold minerals in the ore，which mainly exist in pyrite and gangue minerals in the form of intergranular gold and encased gold，the experimental study on flotation was carried out.The results show that with roughly ground grain -0.074 mm accounting for 85 %，reground grain -0.038 mm accounting for 90 % and the optimum dosage of other reagent，the process that the ore is through once roughing，once cleaning and three times scavenging，the roughing concentrate is reground，and the middling part gathers and returns to flotation closed-circuit flowsheet is adopted and can obtain the gold concentrates with productivity 3.26 %，gold grade 52.40 g/t，gold recovery rate 83.85 %.The flotation index is satisfying.

Keywords：mircofine grain;gold-bearing sulfide ore;fine grinding;flotation;dispersant