宫在阳　张飞飞　马鹏程　张志刚　王文辉　王路平

(1.招金矿业股份有限公司；2.烟台市经济技术开发区科学技术和知识产权局)



甘肃两当某高硫金矿石选矿试验研究

宫在阳1张飞飞2马鹏程1张志刚1王文辉1王路平1

(1.招金矿业股份有限公司；2.烟台市经济技术开发区科学技术和知识产权局)

摘要甘肃两当地区某高硫金矿石，金品位0.93 g/t，硫含量较高。76.71%的金以包裹金、裂隙金的形式嵌布在黄铁矿中，嵌布粒度细，单体解离困难。为充分回收利用矿石中的金，进行了浮选试验研究。试验结果表明，以Na2S和Na2SO3分段抑制硫，CuSO4为活化剂，丁基黄药+丁基铵黑药为组合捕收剂，原矿经2粗2扫—粗精矿再磨—4次精选闭路试验选别，最终可获得金品位20.74 g/t、含硫39.33%，金回收率70.90%的金精矿，尾矿金含量仅0.29 g/t，实现了金的富集，降低了硫对金精矿质量的影响。选矿试验结果为该金矿石选别流程的最终确定提供技术依据。

关键词金矿石抑制剂再磨再选

近年来，随着金矿开采量的持续上升，高品位易选金矿资源越来越少，低品位难选金矿的开发与利用成为国内金矿采、选、冶主要的研究方向[1-2]。

甘肃两当地区柳梢沟矿区矿石为典型的高硫金矿石，金品位为0.93 g/t，黄铁矿、毒砂及方铅矿等硫化矿物含量较多[3-4]。硫含量高对提高金的回收率不利，影响后续冶炼的进行。为回收利用矿石中的金，在分析矿石性质的基础上，对矿石进行选矿试验，以确定合适的选矿工艺流程和浮选药剂制度。

1矿石性质

1.1矿石组成

矿石主要化学成分分析结果见表1，矿物组成及含量见表2 ，从表1可以看出，金是矿石中主要具有回收价值的成分，并伴生有价金属银，铅、锌含量较少，无法进行利用。硫、铁含量较高，有害元素主要为砷，碳主要以碳酸盐形式存在。

表1矿石主要化学成分分析结果

%

注：Au、Ag含量单位为g/t。

表2矿石的矿物组成

%

表2表明，矿石中金属矿物主要为黄铁矿、毒砂、褐铁矿，其次为磁黄铁矿、白铁矿、黄铜矿、辉铜矿、方铅矿、闪锌矿等；脉石矿物主要为石英、白云母、黑云母，其次为长石、绿泥石、白云石、方解石，高岭石、赤铁矿、银金矿等微量。

1.2金的嵌布特征

显微镜及扫描电镜观察发现，矿石中的金主要呈粒状、不规则状嵌布，粒度很细，大多以包裹体的形式存在。矿石粒度分析和金嵌布特征分析结果分别见表3、表4。

表3　粒度分析结果

表4金嵌布特征分析结果

%

表3、表4表明，金嵌布粒度较细，一般为0.010～0.037 mm，1次磨矿难以使金充分单体解离。76.71%的金嵌布于硫化矿物中，其中包裹金占44.97%，裂隙金占31.74%，硫化矿物与脉石矿物中的粒间金占18.54%，嵌布于脉石中的金占4.75%。载金矿物主要为黄铁矿和毒砂，其次为褐铁矿。

2试验结果与讨论

采用粗选—粗精矿再磨再选的浮选原则流程对金进行回收[5]。

2.1粗选条件试验

粗选条件试验采用1粗1扫试验流程，见图1。

2.1.1磨矿细度试验

磨矿细度直接影响载金矿物的单体解离，进而影响金的回收效率。在抑制剂硫化钠用量100 g/t、活化剂硫酸铜用量150g/t、捕收剂丁基黄药用量100 g/t、起泡剂2#油用量30 g/t时，进行磨矿细度条件试验，结果见表5。

图1　浮选条件试验流程

表5　磨矿细度条件试验结果

从表5可以看出，磨矿细度-0.074 mm 含量大于77.38%时，粗精矿金品位逐渐升高，金回收率逐渐降低。原因是磨矿细度过大，部分解离的微细粒金损失于尾矿中，降低金的回收率。考虑到粗选应尽可能回收金，选择磨矿细度-0.074 mm 77.38%，此时粗精矿金品位为6.76 g/t，回收率为63.74%。

2.1.2硫化钠用量试验

硫化钠对含硫矿物具有一定的抑制作用，有利于降低精矿中硫的含量，同时起到分散矿泥的作用。在磨矿细度-0.074 mm 77.38%时，固定其他条件不变，进行硫化钠用量条件试验，结果见表6。

从表6可以看出，随着硫化钠用量由0增加到400 g/t，粗精矿金品位逐渐降低，金回收率逐渐上升。硫化钠用量超过400 g/t后，金回收率出现小幅下降。综合考虑，选择硫化钠用量400 g/t为宜。

2.1.3硫酸铜用量试验

硫酸铜是常用的硫化矿活化剂，可以有效改善黄铁矿等硫化矿的表面性质，提高可浮性[6-7]。固定磨矿细度-0.074 mm 77.38%、硫化钠用量 400 g/t，其他条件不变，进行硫酸铜用量条件试验，结果见表7。

表6　硫化钠用量试验结果

表7　硫酸铜用量试验结果

表7结果表明，添加适量的硫酸铜，可显著提高浮选回收率，适宜的用量为150 g/t。

2.1.4捕收剂条件试验

2.1.4.1捕收剂种类试验

固定磨矿细度-0.074 mm 77.38%、硫化钠用量400 g/t、硫酸铜用量150 g/t，其他条件不变，以丁基黄药和丁基黄药+丁基铵黑药、丁基黄药+Y89-0、丁基黄药+异戊基钠黄药为浮选捕收剂进行捕收剂种类试验。药剂总用量为90 g/t，组合捕收剂用量比为2∶1，试验结果见表8。

表8结果表明，以丁基黄药+丁基铵黑药为组合捕收剂时，粗精矿金回收率最高为73.54%。主要原因是其增强了矿粒与气泡间的黏附能力，从而改善浮选选别效果。因此，确定选择丁基黄药+丁铵黑药为浮选捕收剂。

表8　捕收剂种类试验结果

2.1.4.2捕收剂用量试验

固定磨矿细度-0.074 mm 77.38%、硫化钠用量400 g/t、硫酸铜用量150 g/t、丁基黄药+丁基铵黑药用量比2∶1，进行捕收剂用量试验，结果见表9。

表9　捕收剂用量试验结果

表9表明，随着组合捕收剂总用量的增加，粗精矿金品位先下降后上升，金回收率则先上升后下降。在总用量为120 g/t时，金回收率达到峰值73.66%，金品位为4.99 g/t。因此选择粗选丁基黄药和丁铵黑药用量分别为80 g/t、40 g/t，此时浮选指标较好。

2.2粗精再磨再选试验

在1粗1扫条件试验的基础上，以Na2SO3为抑制剂，对粗精进行再磨再选试验，试验流程见图2。

2.2.1磨矿细度试验

在Na2SO3用量为500 g/t时进行再磨再选磨矿细度试验，结果见表10。

图2　粗精再磨再选试验流程

磨矿细度(-0.037mm含量)/%产品产率/%金品位/(g/t)金回收率/%73.53精矿9.167.9468.78中矿13.651.1214.44尾矿77.200.2316.7883.94精矿8.447.7364.89中矿15.370.9614.66尾矿77.190.2720.4590.69精矿9.257.5265.49中矿15.480.9113.26尾矿75.270.3021.2594.94精矿10.386.8372.26中矿14.450.7911.64尾矿75.170.2116.10

由表10可知，随着磨矿细度的增大，精矿和中矿金品位小幅下降，金回收率在磨矿细度-0.037 mm 94.94%达到最大值72.26%，此时中矿中金回收率仅11.64%，说明粗精矿细磨有利于金与硫的分离。因此选择再磨细度为-0.037 mm 94.94%为宜。

2.2.2亚硫酸钠用量试验

Na2SO3抑制作用的机理是调整矿浆至还原气氛下解析矿物表面的黄药，从而抑制硫化矿物的上浮。固定磨矿细度-0.037 mm 94.94%进行再磨再选Na2SO3用量试验，结果见表11。

从表11可以看出，随着亚硫酸钠用量的增加，精矿金品位先增大后减小，金回收率变化不大。当Na2SO3用量为500 g/t时，综合指标较好。因此，确定适宜的亚硫酸钠用量为500 g/t。

3全流程闭路试验

在条件试验和开路试验的基础上，进行2粗2扫—粗精矿再磨—4次精选全流程闭路试验。试验流程见图3，结果见表12。

表11　粗精再磨亚硫酸钠用量试验结果

图3　全流程闭路试验流程

产品产率/%金品位/(g/t)硫品位/%金回收率/%硫回收率/%金精矿3.2920.7439.3370.9077.01尾矿96.710.290.4029.1022.99原矿100.000.961.68100.00100.00

表12表明，原高硫金矿石经2粗2扫—粗精矿再磨—4次精选闭路试验选别，最终可获得金品位为20.74g/t、含硫39.33%，金回收率70.90%的精矿，尾矿金含量仅0.29g/t。

4结论

(1)甘肃两当地区某高硫金矿石硫含量高达3.06%，金主要以包裹金、裂隙金的形式嵌布在黄铁矿中，其次为粒间金，嵌布在脉石中金少量。主要载金矿物黄铁矿和毒砂粒度细小，一般0.037～0.01 mm，部分自然金颗粒粒度小于0.001 mm。主要目的矿物为黄铁矿和毒砂，与褐铁矿及石英等脉石共生密切的金不易回收。采用浮选法回收时容易与金一起上浮，对金精矿质量产生不利影响。

(2)通过对粗精矿进行再磨再选使金充分单体解离，粗选和精选以Na2S和Na2SO3分步抑制硫，通过条件试验确定两段磨矿细度和最佳药剂制度，以有效富集金，实现金、硫分离。

(3)在两段磨矿细度分别为-0.074 mm 77.38%，-0.037 mm 94.94%，原矿经2粗2扫—粗精矿再磨—4次精选闭路试验选别，最终获得金精矿品位为20.74 g/t、含硫39.33%、金回收率70.90%的选别指标，具有一定的经济效益。

参考文献

[1]周东琴，代淑娟，李宏伟，等．新疆某原生金矿选矿试验研究[J].有色矿冶，2009，25(4)：26-28．

[2]龚乾．黄金选冶技术动向[J].黄金科学技术，1990(3)：27-31．

[3]吴春俊，王金荣，喻光明，等.甘肃省阳山金矿田金的赋存状态和金矿物特征[J].兰州大学学报：自然科学版，2008(S1)：24-27.

[4]陈柏林，吴淦国，叶德金，等.北山地区金矿床金的赋存状态和金矿物特征[J].矿物学报，2000(3)：242-249．

[5]马建秦，李朝阳，温汉捷.不可见金的赋存状态研究现状[J].矿物学报，1999(3)：256-259．

[6]王学娟，刘全军．贵州水银洞低品位卡林型金矿石选矿试验[J].有色金属：选矿部分，2007(5)：28-31．

[7]屈伟华．硫酸铜对提高浮选回收率的生产实践[J].黄金，1994，15(12)：41-50．

(收稿日期2015-12-28)

Beneficiation Experiment on a High Sulfur Gold Ore from Liangdang in Gansu Province

Gong Zaiyang1Zhang Feifei2Ma Pengcheng1Zhang Zhigang1Wang Wenhui1Wang Luping1

(1.Zhaojin Mining Industry Co., Ltd.;2.Yantai Economic and Technological Development Zone Science and Technology and Intellectual Property Office)

AbstractThere is 0.93 g/t gold in a high sulfur gold ore from Liangdang region in Gansu Province. 76.71% of the gold exists in form of packages and fissure gold in pyrite, fine disseminated, difficult to be liberated. For fully recycling of gold in the ore, the flotation test research was conducted. Test results show that with Na2S and Na2SO3 as segmented sulfur inhibitor, CuSO4 as activator, butyl xanthate+ammonium butyl aerofloat as combination collector, via two roughing two scavenging-regrinding on the rough concentrate-four cleaning closed circuit separation process, gold concentrate with 20.74 g/t gold, 39.33% sulfur, gold recovery of 70.90%, tailings of 0.29 g/t gold was finally obtained, concentration of the gold was obtained, reduce the influence of sulfur on the gold concentrate quality. The test results provide technical basis for the determination of dressing process on the gold ore.

KeywordsGold ore, Inhibitor, Regrinding and reselection

宫在阳(1983—)， 男，工程师，265400 山东省招远市盛泰路108号。