国外某高硫金矿石选矿试验研究

王路平，杨培根，高军雷，秦学强，豆 娜

(1.山东招金科技有限公司；2.山东安鑫矿山工程有限公司；3.招金矿业股份有限公司；4.山东国环固废创新科技中心有限公司)

国外某金矿石金品位3.20 g/t、银品位19.08 g/t、硫品位7.53 %，有害元素砷品位2.18 %。金矿物的主要载体矿物为黄铁矿、毒砂，矿石中大部分的金矿物以包裹金形式存在，且包裹金的硫化矿物含量高导致金精矿金品位难以提高。本文针对该矿石性质，开展了详细的工艺矿物学和选矿试验研究，为该金矿资源的开发利用提供技术依据。

1 矿石性质

1.1 化学分析

国外某金矿石中主要有价元素为金，品位为3.20 g/t，有害元素砷品位较高，为2.18 %。原矿主要化学元素分析结果见表1。

表1 原矿主要化学元素分析结果

1.2 矿物组成

矿石中金属矿物主要为黄铁矿、毒砂，其次为闪锌矿、赤铁矿、镁铁矿、磁黄铁矿；脉石矿物主要为石英、伊利石，其次为长石、黑云母等。矿物组成及相对含量见表2。

表2 矿物组成及相对含量

1.3 金矿物嵌布特征

通过对矿石进行显微镜及扫描电镜观测，可知矿石中主要金属矿物黄铁矿和毒砂是金矿物的主要载体矿物，金次要载体矿物为赤铁矿、闪锌矿及脉石矿物。金矿物主要以包裹金、连生体金及单体金的形式嵌布于矿石中，70.52 %的金矿物以包裹金形式存在(硫化矿物包裹金占41.97 %)，18.98 %的金矿物以连生体金形式存在，10.50 %的金矿物以单体金形式存在。矿石中金矿物颗粒较小，最大的金矿物颗粒直径为71.06 μm，最小颗粒直径为0.634 7 μm。其中，金矿物粒径主要分布于1～5 μm，分布率达44.90 %。

1.4 主要金属矿物嵌布特征

黄铁矿：相对含量为12.25 %，是金矿物的主要载体矿物之一。显微镜下观察黄铁矿呈淡黄色，呈晶型较好的自形晶。黄铁矿大多与闪锌矿、毒砂、黄铜矿等其他金属矿物共生，极少数以单体形式嵌布于脉石矿物中。

毒砂：相对含量为4.45 %，是金矿物的主要载体矿物之一。显微镜下观察毒砂呈白色微带黄色，大多与黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿共生，极少数以单体形式嵌布于脉石矿物中。

闪锌矿：相对含量为1.17 %，是金矿物的次要载体矿物之一。显微镜下观察其呈灰色，大多与黄铁矿、毒砂、黄铜矿等金属矿物共生，且闪锌矿中常包裹微细粒黄铜矿。

赤铁矿：相对含量为3.35 %，是金矿物的次要载体矿物之一。显微镜下观察其呈灰白色纤维状，大多与黄铁矿连生。

2 试验结果与讨论

2.1 选矿工艺探索试验

金矿物的嵌布特征分析结果表明，该矿石中主要载金矿物是黄铁矿和毒砂，41.97 %的金矿物包裹于硫化矿物中，且颗粒细小。根据矿石性质，开展了全泥浸出、浮选探索试验，其中浮选开展了单一浮选、抑硫浮金、浮选-精矿再磨再选探索试验。

2.1.1 全泥浸出试验

固定浸出磨矿细度-0.074 mm占80 %、浸出剂用量3 kg/t、浸出时间24 h，进行氰化浸出和环保浸金剂浸出试验。采用氰化钠浸出，金浸出率为64.57 %；采用环保浸金剂浸出，金浸出率为57.71 %。提高磨矿细度至-0.074 mm占99 %时，氰化金浸出率为67 %，金浸出率提高幅度不大，但是，随着磨矿细度的提高，矿石中黄铁矿、毒砂等矿物不断解离，导致浸出剂用量大幅上升。因此，该矿石不宜采用全泥浸出工艺。

2.1.2 浮选试验

矿石中金主要嵌布于硫化矿物中，大部分金矿物以包裹金形式存在，且包裹金的硫化矿物含量高，导致浮选金精矿金品位不高。为提高金精矿金品位，需要添加调整剂抑制硫化矿物，以及进行精矿再磨再选，为此开展了单一浮选、抑硫浮金、浮选-精矿再磨再选探索试验。

在磨矿细度-0.074 mm占65 %、捕收剂为异戊基黄药、起泡剂为2号油的条件下，开路试验单一浮选方案获得的金精矿金品位为15.87 g/t、金回收率为89.10 %；抑硫浮金方案获得的金精矿金品位为38.23 g/t、金回收率为32.19 %；浮选-精矿再磨再选方案获得的金精矿1金品位为29.28 g/t、金回收率为60.13 %，金精矿2金品位为12.06 g/t、金回收率为29.96 %。探索试验结果表明：单一浮选获得的金回收率最高，但金精矿金品位较低；矿石直接抑硫浮金，石灰用量大时金受到抑制，浮选指标不理想；最终确定采用浮选-精矿再磨再选，在一段粗磨的条件下将硫化矿物全部浮出，并抛除大量尾矿，再对浮选精矿进行细磨使其进一步单体解离后，加入抑制剂抑制部分黄铁矿，以提高金精矿金品位。

2.2 浮选条件试验

通过浮选探索试验，该矿石可浮性较好，不需添加调整剂，因此主要进行磨矿细度、捕收剂种类及用量等试验。

2.2.1 磨矿细度

由于矿石中金多呈包裹体形式嵌布于硫化矿物中，磨矿可使有用矿物充分单体解离[1]，磨矿细度过粗或过细均不利于浮选。为考察磨矿细度对浮选指标的影响，在异戊基黄药用量150 g/t、2号油用量40 g/t的条件下，进行磨矿细度试验。试验流程见图1，试验结果见图2。

图1 磨矿细度试验流程

图2 磨矿细度试验结果

由图2可知：随着磨矿细度的增加，粗精矿金回收率逐渐提高；在磨矿细度-0.074 mm达到65 %后，再继续提高磨矿细度，金回收率变化不大，粗精矿金品位呈小幅下降趋势。综合考虑，确定磨矿细度-0.074 mm 占65 %。

2.2.2 捕收剂种类

硫化矿浮选常用的捕收剂为黄药和黑药类。为考察捕收剂对浮选效果的影响，在磨矿细度-0.074 mm 占65 %、起泡剂2号油用量40 g/t的条件下，进行单一捕收剂及组合捕收剂种类试验。试验流程见图1，试验结果见图3。

A—丁基黄药 B—异戊基黄药 C—Y-89 D—异戊基黄药+丁铵黑药 E—异戊基黄药+25号黑药

由图3可知：5种捕收剂获得的粗精矿金回收率相差不大，其中组合捕收剂获得的粗精矿产率大，金品位低；单一捕收剂异戊基黄药和丁基黄药获得的粗精矿金品位较高；异戊基黄药对该矿石中金矿物的捕收能力较好，粗精矿金回收率和金总回收率最高，尾矿金品位最低。综合考虑，选择异戊基黄药作为捕收剂。

2.2.3 捕收剂用量

捕收剂用量不足会损失金矿物，过量会浪费捕收剂[2]。在磨矿细度-0.074 mm占65 %、起泡剂2号油用量40 g/t的条件下，进行捕收剂异戊基黄药用量试验。试验流程见图1，试验结果见图4。

图4 捕收剂用量试验结果

由图4可知：随着异戊基黄药用量的增加，粗精矿金品位逐渐降低，金回收率先升高后趋于稳定；当异戊基黄药用量达到100 g/t时，浮选指标基本稳定。综合考虑，确定异戊基黄药用量为100 g/t。

2.2.4 精矿再磨细度

为进一步提高金精矿金品位，浮选精矿需进行再磨。精矿再磨能够避免一次多段磨矿产生的过粉碎现象，减少磨矿能耗[3]。试验采用的样品为一粗一精二扫闭路试验流程获得的金精矿，金品位为15.37 g/t，其作为给矿进行精矿再磨细度试验，考察精矿再磨细度对金精矿金品位的影响。试验选择价格低廉且对硫化矿有良好抑制效果的石灰作为抑制剂[4-6]，抑制部分黄铁矿，以提高金精矿金品位。固定抑制剂石灰用量3 000 g/t、捕收剂异戊基黄药用量40 g/t、起泡剂2号油用量20 g/t。试验流程见图5，试验结果见图6。

图5 精矿再磨细度试验流程

图6 精矿再磨细度试验结果

由图6可知：精矿再磨能够使金矿物进一步解离，从而提高金精矿金品位；随着再磨细度的增加，金精矿金品位逐渐提高后趋于稳定，金回收率变化不大。综合考虑，选择精矿再磨细度-0.038 mm占75 %。

2.2.5 石灰用量

固定再磨细度-0.038 mm占75 %、异戊基黄药用量40 g/t、2号油用量20 g/t，进行石灰用量试验，考察石灰用量对金精矿金品位的影响。试验流程见图5，试验结果见图7。

图7 石灰用量试验结果

由图7可知：随着石灰用量的增加，金精矿金品位逐渐提高，但金回收率不断降低，表明加入的抑制剂石灰的量越多，就会有越多的含金硫化矿物被抑制进入尾矿而流失，金硫难以有效分离，金精矿金品位与金回收率成反比。综合考虑金精矿金品位和金回收率，确定石灰用量为2 000 g/t。

2.3 闭路试验

根据矿石性质和条件试验结果可知，该矿石中金与黄铁矿及毒砂关系密切，且金嵌布粒度微细，即使细磨，金硫也难以有效分离，因此采用浮选-精矿再磨再选工艺流程，得到一个高品位金精矿和一个低品位金精矿。闭路试验流程见图8，试验结果见表3。

图8 闭路试验流程

表3 闭路试验结果

由表3可知：闭路试验获得的金精矿1金品位25.01 g/t、金回收率72.74 %；金精矿2金品位11.06 g/t、金回收率 21.18 %。金精矿1含硫41.51 %，金精矿2含硫45.32 %。金精矿2金品位较低，后续应开展单独处理相关试验研究。

3 结 论

1)国外某金矿石金品位3.20 g/t、银品位19.08 g/t、硫品位7.53 %。金属矿物主要为黄铁矿、毒砂，其是金矿物的主要载体矿物；70.52 %的金矿物以包裹形式嵌布于矿石中，颗粒细小。

2)采用浮选-精矿再磨再选工艺流程，闭路试验获得的金精矿1金品位25.01 g/t、金回收率72.74 %；金精矿2金品位11.06 g/t、金回收率21.18 %。金精矿1含硫41.51 %，金精矿2含硫45.32 %。金精矿2 金品位较低，后续应开展单独处理相关试验研究。

3)该矿石中硫化矿物含量高，且大部分金矿物以包裹金形式存在，虽然精矿再磨提高了含金矿物的解离度，但金硫难以有效分离，金回收率随金精矿金品位的提高而逐步降低，金精矿金品位与金回收率成反比。因此，在保证该矿石金回收率的情况下，很难获得高品位的金精矿。