杜淑华 陈利民 廖 力

（安徽省地质实验研究所）

某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验

杜淑华 陈利民 廖 力

（安徽省地质实验研究所）

为了给某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石的开发利用提供依据，根据矿石性质，采用浮选—浮选尾矿氰化浸出—浮选精矿焙烧后氰化浸出工艺流程进行了选矿试验。结果表明：浮选—尾矿氰化浸出可获得金品位为61.88 g／t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿和作业金浸出率为75.85%、对原矿金回收率为17.02%的尾矿浸出液，两者的金回收率合计达到94.59%。金精矿经焙烧预处理，焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g／t；焙砂氰化浸出的作业金浸出率达93.28%、对原矿金回收率为72.36%，金精矿焙砂和浮选尾矿氰化浸出的综合金回收率为89.38%。

石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石 浮选 浮选尾矿氰化浸出 浮选精矿焙烧—氰化浸出

目前，随着易处理金矿资源的逐渐减少，越来越多的难处理金矿资源受到重视。难处理金矿资源主要包括微细粒嵌布金矿石、含碳金矿石、含砷硫化金矿石和含金多金属硫化矿石等［1］。本研究针对某含金黄铁矿浸染石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石进行选矿试验，为该金矿资源的开发利用提供依据。

1 矿石性质

1.1 矿石物质组成

矿石中主要金属矿物为黄铁矿、砷黄铁矿、黄铜矿、金银矿、自然银、褐铁矿等，脉石矿物主要为石英、斜长石、云母、方解石和黏土矿物等。

对原矿进行化学多元素分析，结果如表1所示。

由表1可以看出：矿石中具有回收价值的元素主要是金；有害元素砷的含量为0.086%，但富集金的同时砷也会被富集，因此应考虑最终金精矿含砷超标的问题。

表1 矿石化学多元素分析结果 %

1.2 金的赋存特点

矿石结构主要为自形—半自形晶粒状结构、他形晶结构、包含结构、假象结构，矿石构造以浸染状构造为主。

矿石属于典型的贫硫化物细粒浸染型难选金矿石，金主要以包裹体存在于黄铁矿和砷黄铁矿中，嵌布粒度微细，在扫描电镜下也不可见。含金黄铁矿总量的30%左右氧化为褐铁矿，但金不流失或极少流失，因此在选金时，需同时考虑黄铁矿、砷黄铁矿和褐铁矿，才能得到较高的金回收率。

将矿石破碎到－1 mm，考察金在各个粒级中的分布状态，结果见表2。

表2 －1 mm原矿粒度筛析结果

由表2可知，粒度越细，金品位越高，说明金呈细粒或微细粒嵌布在矿石中。

2 试验方案

全泥氰化浸出探索试验表明，在－74μm占95%磨矿细度下，浸渣含金0.21 g／t，金浸出率仅82.61%。分析原因，可能是部分包裹于黄铁矿和砷黄铁矿中的金粒度太细，难以解离。为此，决定采用浮选—浮选尾矿氰化浸出—浮选精矿焙烧后氰化浸出的试验方案，即首先通过浮选使大部分金随黄铁矿、砷黄铁矿富集于精矿中，然后通过浮选尾矿的氰化浸出进一步回收褐铁矿和脉石矿物中的包裹金，以最大限度地提高金的回收率［2］，最后对含砷较高的浮选精矿进行脱砷硫焙烧—氰化浸出。

3 试验结果

3.1 浮选粗选条件试验

按照图1进行浮选粗选条件试验。

图1 浮选粗选条件试验流程

3.1.1 磨矿细度试验

在pH调整剂为1 000 g／t碳酸钠、水玻璃用量为600 g／t、六偏磷酸钠用量为200 g／t、硫酸铜用量为100 g／t、捕收剂为100 g／t丁黄药条件下进行磨矿细度试验，结果见图2。

图2 磨矿细度试验结果

由图2可知，随着磨矿细度的提高，粗精矿金回收率逐渐上升而金品位逐渐下降，但磨矿细度超过－74μm占80%后，粗精矿金回收率仅上升1.26个百分点。因此选择磨矿细度为－74μm占80%。

3.1.2 pH调整剂试验

对于载金硫化矿物，一般采用碳酸钠或石灰将矿浆pH调整到8～9后以黄药或黑药类药剂作为捕收剂进行浮选［3］。在磨矿细度为－74μm占80%、水玻璃用量为600 g／t、六偏磷酸钠用量为200 g／t、硫酸铜用量为100 g／t、捕收剂为100 g／t丁黄药条件下考察不同pH调整剂对粗精矿指标的影响，试验结果见表3。

表3 pH调整剂试验结果

表3表明，用碳酸钠调矿浆pH为8时粗精矿指标较好，尤其是金回收率较高。因此选择以碳酸钠作为pH调整剂将矿浆pH调整到8，其用量为1 000 g／t。

3.1.3 水玻璃用量试验

原矿中含黏土类矿物，在磨矿过程中易产生矿泥干扰浮选过程。水玻璃、六偏硫酸钠是浮选过程中比较常用的分散剂，可减轻矿泥对浮选过程的影响。在磨矿细度为－74μm占80%、pH调整剂为1 000 g／t碳酸钠、六偏磷酸钠用量为200 g／t、硫酸铜用量为100 g／t、捕收剂为100 g／t丁黄药条件下进行水玻璃用量试验，结果如图3所示。

图3 水玻璃用量试验结果

图3表明，随着水玻璃用量的增加，粗精矿金品位逐渐上升而金回收率逐渐下降。为保证粗选有较高的回收率，选择水玻璃用量为1 000 g／t。

3.1.4 六偏磷酸钠用量试验

在磨矿细度为－74μm占80%、pH调整剂为1 000 g／t碳酸钠、水玻璃用量为1 000 g／t、硫酸铜用量为100 g／t、捕收剂为100 g／t丁黄药条件下进行六偏磷酸钠用量试验，结果如图4所示。

图4 六偏硫酸钠用量试验结果

由图4可知，随着六偏磷酸钠用量的增加，粗精矿金品位逐渐上升，而粗精矿金回收率先上升后下降，并在六偏磷酸钠用量为300 g／t时出现最高值。为保证粗选有较高的回收率，选择六偏磷酸钠用量为300 g／t。

3.1.5 硫酸铜用量试验

硫酸铜可在硫化矿物表面发生复分解反应，形成活化膜，从而使硫化矿物更容易与捕收剂发生作用；但硫酸铜用量过大时，会破坏过程的选择性，硫化矿物反而会受到抑制［4］。在磨矿细度为－74μm占80%、pH调整剂为1 000 g／t碳酸钠、水玻璃用量为1 000 g／t、六偏磷酸钠用量为300 g／t、捕收剂为100 g／t丁黄药条件下进行硫酸铜用量试验，结果见图5。

图5 硫酸铜用量试验结果

图5表明，粗精矿金品位随着硫酸铜用量的增加逐渐上升，粗精矿金回收率则在硫酸铜用量达到200 g／t后由上升转为下降。因此，选择硫酸铜用量为200 g／t。

3.1.6 捕收剂试验

混合捕收剂不仅可加快矿物表面疏水层的形成，还能使矿物表面吸附的药剂层比较致密，因此，混合捕收剂往往比单一捕收剂效果好［5］。在磨矿细度为－74μm占80%、pH调整剂为1 000 g／t碳酸钠、水玻璃用量为1 000 g／t、六偏磷酸钠用量为300 g／t、硫酸铜用量为200 g／t的条件下，分别以单一丁黄药、丁黄药＋丁铵黑药、丁黄药＋BK404为捕收剂进行粗选，试验结果见表4。根据表4，选择丁黄药＋丁铵黑药作为捕收剂，其粗选用量为50＋50 g／t。

表4 捕收剂试验结果

3.2 浮选尾矿氰化浸出试验

在粗选条件试验的基础上，对原矿进行1粗2扫开路浮选（扫选1添加硫酸铜100 g／t、丁黄药＋丁铵黑药25＋25 g／t、2号油13 g／t，扫选2添加硫酸铜50 g／t、丁黄药＋丁铵黑药15＋15 g／t、2号油7 g／t），然后按图6流程考察所得尾矿的氰化浸出效果（浸出条件参照全泥氰化浸出探索试验结果确定，药剂用量对原矿计），试验结果见表5。

图6 开路浮选尾矿氰化浸出试验流程

表5 开路浮选尾矿氰化浸出考察结果

由表5可知，开路浮选尾矿氰化浸出的作业金浸出率达100.00%－16.50%＝83.50%，说明浮选尾矿可以取得较好的氰化浸出效果，从而大大减少金的损失。

3.3 浮选—尾矿氰化浸出闭路流程试验

根据以上试验结果，按图7进行浮选—尾矿氰化浸出闭路流程试验，所得浮选指标和氰化浸出指标分别见表6、表7。

图7 浮选—尾矿氰化浸出闭路试验流程

表6 闭路浮选指标 %

表7 闭路浮选尾矿氰化浸出指标

表6、表7表明：原矿经闭路浮选，可获得金品位为61.88%、砷含量为4.21%、硫含量为36.50%、金回收率为77.57%的金精矿；闭路浮选尾矿经氰化浸出，可获得作业金浸出率为100.00%－24.15%＝75.85%、对原矿金回收率为22.43%－5.41%＝17.02%的浸出液；金精矿和尾矿浸出液中金的回收率合计达到94.59%。

3.4 金精矿焙烧—氰化浸出试验

焙烧是金精矿氰化浸出前广泛应用的预处理方法。通过焙烧，一方面可使包裹金因硫、砷矿物分解而充分表露，便于氰化浸取，另一方面可使分解出的硫、砷呈低价氧化物挥发，从而达到脱砷的目的。

将闭路浮选金精矿按图8进行焙烧—氰化浸出试验（图中药剂用量对金精矿计），所得焙烧结果和氰化浸出结果分别见表8、表9。

图8 金精矿焙烧—氰化浸出试验流程

表8 金精矿焙烧结果 %

表9 焙砂氰化浸出结果

表8表明，闭路浮选金精矿经焙烧后，脱砷率为93.68%，焙砂中的砷含量降到了0.38%，符合YB 2430—1988［6］对金精矿的品质要求。

由表9可知：金精矿焙砂经氰化浸出，作业金浸出率为100.00%－6.72%＝93.28%、对原矿金回收率为77.57%－5.21%＝72.36%；金精矿焙砂浸出液和浮选尾矿浸出液中金的总回收率为72.36%＋17.02%＝89.38%。

4 结 论

（1）某金矿石含Au 1.36g／t、含S 0.68%、含As 0.086%，金主要以微细粒包裹体赋存在黄铁矿、砷黄铁矿和褐铁矿中，属于石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石。

（2）试验首先采用浮选对含金黄铁矿和砷黄铁矿进行回收，可获得金品位为61.88 g／t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿；再对浮选尾矿进行氰化浸出，金的作业浸出率为75.85%、对原矿回收率为17.02%；浮选—尾矿氰化浸出后金的回收率合计达到94.59%。

（3）金精矿经焙烧预处理，脱砷率达93.68%，焙砂砷含量符合金精矿品质要求；焙砂经氰化浸出，金的作业浸出率为93.28%、对原矿回收率为72.36%，金精矿焙砂浸出液和浮选尾矿浸出液的综合金回收率为89.38%。

［1］李 岩，周桂英，宋永胜.青海某含砷金精矿焙烧浸出试验研究［J］.金属矿山，2009（8）：57-59.

［2］叶富兴.从难处理含金黄铁矿中回收金的研究［J］.材料研究与应用，2010，4（2）：145-148.

［3］周 涛，吴 斌，师伟红.邛莫－拉尔玛某难选金矿石选矿试验研究［J］.矿产综合利用，2011（2）：13-16.

［4］王彩霞，张立征，姚 凯.活化调整剂提高选金回收率的研究及应用［J］.有色金属：选矿部分，2003（4）：32-33.

［5］吕祥林.新疆哈巴河托库孜巴依金矿选矿实践研究［J］.新疆有色金属，2011（3）：50-53.

［6］YB 2430—1988 金精矿［S］.北京：中华人民共和国冶金工业部，1988.

Beneficiation Experiment of a Quartz Vein-type M icro-fine Dissem inated Low-grade Gold Ore

Du Shuhua Chen Limin Liao Li
（Anhui Geological Experiment Institute）

In order to provide the basis for development and utilization of a quartz vein typemicro-fine disseminated low-grade gold ore，and according to the nature of the ore，beneficiation tests weremade by adopting the process of flotation-cyanide leaching of flotation tailings-cyanide leaching after roasting of flotation concentrate.The results showed that：through flotation and cyanide leaching of tailings，gold concentrate with Au grade of61.88 g／t，As content of4.21%and Au recovery of77.57%and tailing leaching solution with gold leaching rate of 75.85%and gold recovery rate to the raw ore of17.02%were separately obtained.Total gold recovery from both above reached 94.59%.Through roasting pre-treatment of gold concentrate，arsenic content in roasting dropped to 0.38%，and gold grades reached 88.40 g／t；Gold leaching rate was up to 93.28%by roasting and cyanide leaching，and gold recovery to the raw ore was72.36%.Total gold recovery from roasting of gold concentrate and cyanide leaching of flotation tailingswas 89.38%.

Quartz vein-typemicro-fine disseminated low-grade gold ore，Flotation，Cyanide leaching of flotation tailings，Roasting-cyanide leaching of flotation concentrate

2013-06-04）

杜淑华（1979—），女，工程师，博士，230001安徽省合肥市芜湖路239号。