刘慧 王福祥 王路平 王科学 徐政 张照浩 臧文优

摘要：某金矿随着开采深度的增加，矿石性质发生变化，为高效开发利用深部矿石，对该矿石进行了系统的选矿试验研究，探索了单一浮选、重选及重选—浮选联合工艺。结果表明：该金矿石可选性较好，单一浮选工艺指标较好，磨矿-分级后采用一次粗选、三次扫选、两次精选流程，获得了金品位62.15 g/t、金回收率95.44 %，银品位150.61 g/t、银回收率74.71 %的金精矿。

关键词：金矿;深部矿石;浮选;重选;分级

某金矿属于中低温热液裂隙充填破碎带蚀变岩型金矿床，矿体埋藏深（>220 m），矿石品位低，开采难度大，为低硫型金矿石[1-2]。当前井下将逐步转入深部（-700 m）开采[3-4]，矿石性质的变化与现行选矿工艺相适应的程度，以及对选矿指标的影响，亟待通过选矿试验进行研究分析。根据该金矿深部矿石的特点，通过系统浮选试验[5]、重选探索试验[6]及联合工艺对比试验[7]，确定了适宜的选矿工艺，并取得了较好的选矿指标，为该类型矿石的高效利用提供了技术支持。

1 矿石性质

某金矿深部矿石中主要有价元素为Au，品位为2.30 g/t，伴生有价元素为Ag，品位为7.42 g/t，其他有价金属元素含量较低，不具有回收价值，有害元素As、Sb、C含量较低。金属矿物主要为赤铁矿、黄铁矿，其次为少量磁铁矿、闪锌矿、方铅矿和黄铜矿等，脉石矿物主要为石英、长石，其次为方解石、绢云母、铁白云石等。镜下分析该矿石中金矿物主要为自然金和银金矿，偶见金银矿，平均成色较高，为924.2 ‰。原矿化学成分分析结果见表1，金矿物嵌布状态及嵌布粒度分析结果分别见表2、表3。

2 选矿试验结果与讨论

矿石性质研究表明，该矿石中主要组成矿物黄铁矿、赤铁矿、石英、长石也是重要的载金矿物，其包裹金合计占52.75 %，且这些主要组成矿物与部分蚀变后易泥化矿物的硬度差异大，因此适宜的磨矿细度是试验研究的重点之一。矿石中金矿物嵌布粒度集中在-0.037～+0.005 mm，占63.62 %，该粒级金矿物适宜采用浮选工艺;同时，0.074 mm以上的粗粒金矿物占4.52 %，重选工艺对该部分金矿物的回收较为有效。因此，试验确定以浮选工艺为主要研究方案，探索重选工艺及重选—浮选联合工艺对该矿石的回收情况。

2.1 浮选条件试验

2.1.1 磨矿细度

磨矿细度的选择，既要考虑技术的可行性和工艺的科学性，更要考虑经济上的合理性，适宜的磨矿细度对黄金矿山生产和持续发展有着重要意义。因此，首先对该矿石进行了磨矿细度试验。试验流程见图1，试验结果见图2。

由图2可知：在磨矿细度-0.074 mm占比从45 %增加至85 %的过程中，粗精矿金回收率从87.12 %增加至最高90.98 %，增幅为3.86百分点，表明该矿石中部分金矿物在粗磨条件下易解离，可浮性好。在磨矿细度-0.074 mm占65 %时，金的综合回收指标稳定;继续提高磨矿细度，选矿指标未有显著增加，因此选定磨矿细度-0.074 mm占65 %开展后续试验。

2.1.2 捕收剂

捕收剂是浮选过程中最重要的一类药剂，其通过改变矿物表面性质从而提高矿物的可浮性。固定磨矿细度-0.074 mm占65 %，选用5组捕收剂进行了粗选探索试验，分别为异戊基黄药（A）、丁基黄药（B）、Y-89（C）、质量比3∶1的丁基黄药+丁铵黑药（D）、质量比3∶1的异戊基黄药+丁铵黑药（E）。试验流程见图1，试验结果见图3。

由图3可知：捕收剂种类对浮选指标有明显的影响，以异戊基黄药的综合回收指标最好，因此选定异戊基黄药作为捕收剂。在此基础上进行了异戊基黄药用量试验，扫选用量为粗选用量的1/2。试验流程见图1，试验结果见图4。

由圖4可知：在异戊基黄药用量由15 g/t增加至45 g/t时，粗精矿金品位由74.10 g/t降至 41.08 g/t，粗精矿金回收率由85.45 %增加至90.78 %，表明该矿石中部分金矿物可选性好，适宜优先浮选产出高品位合格金精矿;继续增加异戊基黄药用量，粗精矿金品位逐步降低，回收率波动较小。综合考虑，选定异戊基黄药用量为45 g/t。

2.1.3 浮选时间

浮选时间是指达到一定回收率和品位时分选矿物所必须的时间，浮选时间太短，金属难以回收，选矿指标较低;浮选时间太长，则经济上不合理。为此，进行了浮选时间试验。固定磨矿细度-0.074 mm占65 %、异戊基黄药用量为45 g/t。试验流程见图1，试验结果见图5。

由图5可知：该矿石中部分金矿物易选，浮选速度较快，在开始的1.5 min时粗精矿金回收率即达到90.83 %;部分金矿物浮选速度慢，在浮选时间增至8.5 min时，粗精矿金回收率为95.84 %，增幅5.01百分点;粗精矿金品位随浮选时间的增加而降低。综合考虑，粗选作业选择2.5 min，扫选作业选择5 min，共计7.5 min，采用一次粗选、三次扫选的浮选流程。

2.2 重选探索试验

重选工艺对粗粒单体金的回收效果优于浮选工艺，为此对该矿石进行了重选探索试验，考察重选工艺对该矿石中金的回收效果。试验流程见图6，试验结果见图7。

由图7可知：单一摇床重选可获得部分高品位重选金精矿，重选金精矿金品位随产率的增加而大幅降低，金回收率与重选金精矿产率变化规律基本一致;表明该工艺对金的富集比高，选矿回收指标较低，需联合浮选工艺进行综合回收。

2.3 综合条件开路对比试验

在磨矿细度-0.074 mm占65 %的条件下，对单一浮选工艺（见图8中虚线框外流程）和重选—浮选联合工艺进行综合条件对比试验，考察增加重选对选矿回收指标的影响。试验结果（重选—浮选联合工艺获得的精矿合并为精矿）见图9。00C4BEB8-5886-4B55-B201-7A0A8ABFC3B1

由图9可知：单一浮选工艺获得的选矿回收指标优于重选—浮选联合工艺，因此试验选择单一浮选工艺。

2.4 闭路试验

适宜的磨矿细度是现场调试的重要依据，为此根据条件试验结果对5个磨矿细度进行了浮选闭路试验。试验流程见图10（虚线框外），试验结果见图11。

由图11可知：该矿石在磨矿细度-0.074 mm占45 %时，可获得金品位67.31 g/t、金回收率89.36 %的金精矿;当磨矿细度-0.074 mm占比增加至65 %时，金回收率基本稳定;继续提高磨矿细度，金回收率保持不变。该矿石中大部分金矿物在粗磨条件下易解离，可浮性好，适宜的磨矿细度为-0.074 mm占65 %。

2.5 尾矿分析

对5个不同磨矿细度条件下的闭路试验尾矿进行粒度筛析及扫描电镜镜下测定，考察尾矿中各粒级占比及金属流失情况。尾矿粒级组成对比见图12，金属分布对比见图13。

由图12、图13可知：随着磨矿细度的增加，+0.450 mm粗粒级产率和金属分布率逐渐减小，该部分损失的金矿物及载金矿物由解离不充分造成;-0.038 mm粒级产率和金属分布率逐渐增加，该部分损失的金矿物多以微细粒包裹金状态嵌布于石英、长石及赤铁矿中，回收难度和成本高。

2.6 推薦工艺

采用磨矿-分级的单一浮选工艺，将+0.26 mm特定粒级矿样分级返回进行闭路磨矿，优化入选原矿粒级组成。试验流程见图10，试验结果见表4。

由表4可知：采用磨矿-分级的单一浮选工艺，优化矿样粒级组成，可获得金品位62.15 g/t、金回收率95.44 %的金精矿，同时可回收部分银，银品位150.61 g/t、银回收率74.71 %，选矿指标较好。

3 结 论

1）某金矿深部矿石中主要有价元素为金，品位为2.30 g/t，有价金属元素银品位为7.42 g/t，可综合回收，其他有价金属元素含量较低，达不到工业综合利用标准。矿石中部分金矿物及载金矿物在粗磨条件下易解离，可浮性好，适宜采用优先浮选工艺，可提前回收部分高品位金精矿。

2）单一浮选工艺选矿指标优于重选—浮选联合工艺，但鉴于矿石中存在一定数量的粗颗粒金（+0.074 mm），建议处理该矿石时，考虑在磨矿系统中安装重选设施以强化颗粒金的及早回收。

3）该矿石的可选性较好，推荐采用磨矿-分级的单一浮选工艺，建议现场生产时强化扫选作业。在磨矿细度-0.074 mm占65 %，经一次粗选、三次扫选、两次精选，获得了金精矿金品位62.15 g/t、银品位150.61 g/t，金回收率95.44 %、银回收率74.71 %的较好试验指标。

[参 考 文 献]

[1] 邓湘伟，戴雪灵，彭省临，等.招平断裂带大尹格庄—后仓段-1 000 m深部矿体定位突破[J].黄金，2011，32（12）：11-17.

[2] 徐怀浩，李进友.大尹格庄金矿磨矿系统增产降耗的应用实践[J].黄金科学技术，2017，25（3）：116-120.

[3] 肖刚，张君鹏，孙胜.大尹格庄金矿尾砂胶结充填试验研究[J].有色金属（矿山部分），2016，68（6）：12-15.

[4] 马伟东，张德贤，王智琳，等.胶东大尹格庄金矿与夏甸金矿矿化特征对比研究[J].矿物岩石地球化学通报，2015，34（1）：191-200.

[5] 臧文优，赵娜，王路平，等.甘肃某卡林型金矿选矿工艺试验研究[J].黄金，2021，42（2）：59-62.

[6] 杨振兴，张国刚，杨成森，等.内蒙古某金矿选矿工艺流程考查及优化[J].黄金，2021，42（2）：76-80，86.

[7] 王彦基，陈志强，吕昊子.某石英脉型金矿石选矿试验研究[J].黄金，2019，40（10）：57-60.

Beneficiation experiment on ores from deep in a gold mine

Liu Hui1，Wang Fuxiang2，Wang Luping3，Wang Kexue2，Xu Zheng1，Zhang Zhaohao2，Zang Wenyou3

（1.Shandong Guohuan Solid Waste Innovation Technology Center Co.，Ltd.;

2.Dayingezhuang Gold Mine，Zhaojin Mining Industry Co.，Ltd.;

3.Shandong Zhaojin Technology Co.，Ltd.）

Abstract：With increasing mining depth in a gold mine，the ore property has changed.In order to efficiently develop and utilize ores from deep in the mine，systematic beneficiation experiment on the ore is carried out，which explores single flotation，gravity separation and gravity separation-flotation joint process.The results show that the gold ores have good recoverability with good single flotation index，and the grinding-classification prior to once rough-ing，three times scavenging and twice cleaning obtains the gold concentrates with gold grade 62.15 g/t，gold recovery rate 95.44 %，silver grade 150.61 g/t，silver recovery rate 74.71 %.

Keywords：gold mine;ore from deep in the mine;flotation;gravity separation;classification00C4BEB8-5886-4B55-B201-7A0A8ABFC3B1