贺国帅，范予晨

（陕西冶金设计研究院有限公司，陕西 西安 710032）

1 引言

黄金选矿中对于自然金的选别通常采用重选工艺，比如摇床、溜槽、跳汰等［1］。随着资源的开发，金矿逐渐呈现“贫、细、杂”的特点，选别难度加大，单纯采用重选已经难以获得理想指标。目前，黄金的选别多是先采用浮选富集金的载体矿物（黄铁矿、毒砂等）后直接氰化浸出或者经过焙烧、生物氧化等预处理后氰化浸出［2］。因此，金载体矿物的浮选富集是关键的一步。

陕西某金矿中金品位为5.3g/t，主要存在于黄铁矿和含砷黄铁矿中，在镜下基本上看不到金颗粒，同时载金矿物的嵌布粒度较细，回收难度大。为了给金矿选矿工艺提供依据，本文开展了金矿浮选试验研究。

2 矿石性质

试验矿样由甲方负责采取，为钻孔岩芯样，矿样的代表性由甲方负责。试验样品按照甲方提供的配矿方案进行配矿后，统一破碎到-2mm后经混匀、缩分后分别制得选矿试验样、化验样、工艺矿物学研究样以及备用样。

2.1 矿物组成

矿石的X荧光光谱半定量分析和多元素化学成分分析结果分别列于表1和表2。

表1 矿石的X荧光光谱半定量分析结果 %

表2 矿石的多元素化学成分分析结果 %

由表1和表2可以看出，矿石中可供选矿回收的主要有价元素是Au，品位为5.3g/t，Cu、Pb和Zn含量极低，难以经济回收。同时主要的脉石矿物为SiO2，含量为58.86%。

2.2 金的赋存状态

对金进行了物相分析，金的赋存状态见表3。

表3 金的赋存状态 %

从表3可以看出，矿石中金主要赋存在黄铁矿和含砷黄铁矿中，约占总分布率的75.22%，其次铁氧化物中金约为19.66%，自然金和硅酸盐中各占2.56%。可见，金的理论回收率为77.78%。

2.3 矿物组成

原矿镜下观察发现，矿石中主要的金属矿物为黄铁矿、含砷黄铁矿，少量的赤铁矿；主要的非金属矿物为石墨，虽然含量仅为1.21%，但是在镜下出现频率较高（见图1）；脉石矿物以石英、正长石为主，黏土矿物其次，少量或微量的橄榄石、高岭石、白云石、榍石、绿泥石等。矿物中主要矿物组成及含量见表4。

表4 矿物名称及相对含量 %

2.4 主要矿物嵌布特征

黄铁矿是主要的载金矿物，对其进行了镜下观察。其嵌布特征见图1。从图1看出，黄铁矿浸染于脉石和石墨之中，同时嵌布粒度较细。因此，选别较为困难。

图1 黄铁矿的主要嵌布特征图（Py-黄铁矿，Gr-石墨，G-脉石）

3 浮选试验研究

3.1 脱碳实验

根据图1，可以看出石墨与主要载金矿物黄铁矿关系密切，但有机碳具有良好的吸附性能可能会增加浮选药剂用量以及在后续的浸金过程中发生“劫金效应”［3-4］。因此为了弄清楚石墨的影响，首先开展了预先脱碳与不脱碳对比试验，试验流程如图2所示，试验结果见表5。

表5 预先脱碳对比试验试验结果 %

图2 预先脱碳与不脱碳浮选对比试验流程图

从试验结果可知，采用预先脱碳工艺，尾矿中金的损失会增加5.32%。因此后续试验不进行预先脱碳。

3.2 磨矿细度条件试验

根据矿石性质可知，矿石中黄铁矿和砷黄铁矿是金的重要载体矿物，同时黄铁矿的嵌布粒度较细。如果想通过细磨达到完全解离，那么部分黄铁矿及脉石会泥化，从而会使部分已经单体解离的载金黄铁矿损失于尾矿中［5］。因此，为了获得较高的回收率，确定合适的磨矿细度十分关键。磨矿细度条件试验流程如图3所示，磨矿细度条件试验结果见图4。

图3 磨矿细度条件试验流程图

从图4可以看出，随着磨矿细度的增加，粗精矿中金的品位基本上呈下降趋势，金的回收率先大幅增加后缓慢下降。当磨矿细度为-0.074mm占86.90%时，金的回收率为84.54%，当磨矿细度为-0.074mm占92%时，金的回收率为 84.72%，金的回收率增加很少。因此，综合磨矿成本考虑，磨矿细度选择-0.074mm占86.90%。

图4 磨矿细度对粗精矿中金的品位及回收率的影响

3.3 粗选捕收剂种类条件试验

黄药类捕收剂是黄铁矿的常用捕收剂，比如丁黄药、戊黄药、Y-89等。此外有研究发现，丁铵黑药对自然金的捕收能力较好，与黄药组合使用可以提高金的回收率［6］。因此，粗选捕收剂条件试验选用丁黄药、戊黄药、Y-89以及戊黄药+丁铵黑药共4种捕收剂进行筛选，固定药剂用量总量为200g/t。粗选捕收剂种类条件试验流程如图5所示，试验结果见图6。

图5 粗选捕收剂种类条件试验流程图

图6 捕收剂种类条件试验结果

从图6可以看出，在4种捕收剂中，戊黄药用量为200g/t时，粗精矿中金的回收率最大，品位也较高。因此，粗选捕收剂采用戊黄药 200g/t。

3.4 粗选捕收剂用量条件试验

捕收剂用量条件试验流程如图7所示，试验结果见图8。从试验结果可知，随着用量增加，粗精矿中金品位下降，金的回收率升高。当戊黄药用量为200g/t时，可获得金回收率为71.6%，当继续增加戊黄药用量40g/t后，金的回收率仅提高0.39%。因此，捕收剂用量选取200g/t为宜。

图7 捕收剂用量条件试验流程图

图8 戊黄药用量试验结果

3.5 调整剂种类及用量条件试验

在含金黄铁矿浮选中，硫酸铜是常见的活化剂，此外，添加碳酸钠、硫酸铵可以进一步擦洗黄铁矿的矿物表面，增强疏水性［7］。因此，调整剂种类及用量条件试验在硫酸铜的基础上，选用碳酸钠和硫酸铵进行试验。试验流程如图9，试验结果见图10。

图9 调整剂种类及用量条件试验流程

图10 调整剂种类及用量试验结果

由图10可以看出，碳酸钠和硫酸铵均有活化作用，但碳酸钠的更强。随着碳酸钠用量增加，金的回收率也逐渐增加，而硫酸铵的规律相反。在碳酸钠用量达到1000g/t之后，再增加500g/t用量，粗精矿中金回收率提高0.25%，增幅可以忽略不计。因此，最终调整剂采用碳酸钠 1000g/t。

3.6 粗选浮选时间条件试验

粗选浮选条件时间见图11，试验结果见表6。

从表6可以看出，随着浮选时间增长，精矿中金累积回收率逐渐增加，浮选时间达到4.5min后，增加幅度不大，累积品位下降较快。因此，粗选适宜的浮选时间为4.5 min。

图11 粗选浮选时间条件试验流程图

表6 粗选浮选时间条件试验试验结果 %

3.7 开路条件试验

在前期条件试验的基础上，开展如图12的开路条件，试验结果见表7。

图12 磨矿全开路试验流程

表7 磨矿全流程开路试验结果 %

从表7可以看出，经过一粗三精三扫的开路浮选试验，可以获得金品位为21.50g/t、金回收率为34.35%的金粗精矿。

3.8 闭路试验

在条件试验的基础上，进行了闭路试验。闭路试验流程如图13所示，试验结果见表8。

图13 闭路试验流程

表8 闭路试验结果 %

从表8可看出，经过一粗三精三扫的闭路浮选试验，可以获得金品位为20.80g/t、金回收率为76.03%的金精矿。

3.8 尾矿产品检查

由于尾矿含金略高，对其进行了产品检查。尾矿中金的赋存状态见表9，黄铁矿与其他矿物的嵌布关系见表10，黄铁矿的晶体粒度分布见图14。

结果发现，尾矿中的金主要赋存在黄铁矿中，其解离度仅为4.91%而且绝大多数以共生或者包裹的形式存在，同时黄铁矿的粒径多数分布在4.7～13.5μm之间，属于微细粒级别。因此，嵌布粒度细和解离度低是金回收率难以进一步提高的原因所在。

表9 尾矿中金的赋存状态 %

表10 尾矿中黄铁矿与其他矿物的嵌布关系 %

图14 黄铁矿晶体粒度分布图

4 结论

（1）工艺矿物学研究结果表明：矿石中可供选矿回收的主要有价元素是Au，品位为5.3g/t。金主要赋存在硫化物（黄铁矿和含砷黄铁矿）中，约占总分布率的75.22%，铁氧化物中金约为19.66%，自然金和硅酸盐中各占2.56%。

（2）经过条件试验，最终在磨矿细度为-0.074mm占86.90%的条件下，以戊黄药为捕收剂，以碳酸钠为调整剂，以硫酸铜为活化剂，以2号油为起泡剂，经一粗三精三扫的闭路试验流程，可以获得金品位为20.80g/t、回收率为76.03%的金精矿，可以为后续氰化浸金提供原料。同时发现，金回收率难以进一步提高的主要原因是载金矿物粒度太细及解离度低。