周文涛 于鸿宾

摘要：某贫硫化物微细浸染型金矿石中金矿物粒度较细，-0.010 mm微粒金占81.16%，金矿物主要以包裹金和粒间金形式存在。针对该矿石性质，开展了原矿全泥氰化和浮选对比试验研究，结果表明：采用原矿全泥氰化工艺，金的回收效果较差;采用浮选工艺，在适宜的浮选条件下，采用一次粗选、三次精选、三次扫选、中矿再磨流程，可获得金品位27.64 g/t、金回收率88.88%的金精矿;中矿再磨浮选是处理该矿石较为合理的选矿工艺。

关键词：金矿;贫硫化物;微细粒;浸染型;浮选;中矿再磨;全泥氰化

中图分类号：TD952文章编号：1001-1277（2023）04-0044-05

文献标志码：Adoi：10.11792/hj20230410

黄金因具有优良的物理化学性能被广泛应用在电子信息、国防工程等技术领域，是当前国计民生和科技进步不可或缺的战略物资和基础材料。据统计，全世界难处理金矿资源占60%～70%，随着易处理金矿资源的不断减少，难处理金矿石已成为非常重要的生产原料^［1-2］。根据矿物学特性，难处理金矿石可分为微细浸染型、含碳含砷型、高硫含锑型和多金属硫化物型4种。对于微细粒含金矿石而言，矿石中金矿物粒度极细、浮选载体矿物含量少、与脉石矿物共生关系密切是制约金回收的主要原因^［3-4］。本文以贫硫化物微细浸染型难选金矿石为研究对象，在系统研究其工艺矿物学性质的基础上，通过对比试验确定了选矿工艺方案，以碳酸钠为分散剂提高了浮选精矿品位和回收率，采用中矿再磨提高了载金硫化物的解离度，实现了贫硫化物微细浸染型金矿石的高效浮选回收。

1 矿石性质

1.1 化学成分与物相分析

矿石中有价元素为金，品位为1.60 g/t，伴生元素银、铜、铅、锌品位较低，有害元素砷品位为0.32%。矿石中碳主要以碳酸盐形式存在，石墨碳和有机碳分布率分别为19.79%和13.54%。矿石化学成分分析结果见表1，碳物相分析结果见表2。

1.2 矿物组成

矿石矿物组成分析结果见表3。由表3可知：矿石中金属矿物相对含量为2.67%，金属硫化物主要为黄铁矿、磁黄铁矿和毒砂，少量斜方砷铁矿和黄铜矿等;金属氧化物主要为赤铁矿、磁铁矿和褐铁矿。脉石矿物相对含量为97.33%，以石英、长石、云母和碳酸盐类矿物为主，其他脉石矿物含量较少。

1.3 金矿物工艺特征

矿石中金矿物粒度特征见表4。由表4可知：金矿物粒度很细，主要为-0.010 mm粒级的微粒金，分布率高达81.16%，粗粒金与中粒金分布率较少。矿石中的金矿物主要为包裹金和粒间金，分别占42.31%和38.96%;裂隙金占18.73%。该矿石工艺类型为低品位贫硫化物微细浸染型金矿石。

2 试验结果与讨论

2.1 方案对比试验

2.1.1 浮 选

原矿磨矿至-0.074 mm占90%，采用一次粗选、三次精选和三次扫选流程开展浮选闭路试验，试验流程见图1，试验结果见表5。由表5可知：采用浮选工艺可获得金品位26.96 g/t、金回收率79.56%的金精矿。

2.1.2 原矿全泥氰化

原矿磨矿至-0.074 mm占95%，在浸出浓度40%、氧化钙用量3 000 g/t、氰化钠用量2 000 g/t、浸出时间48 h的条件下，进行原矿全泥氰化浸出试验，试验流程见图2，试验结果见表6。由表6可知：采用原矿全泥氰化工艺，金浸出率为67.50%，与浮选工艺相比，原矿全泥氰化工艺金回收效果较差。为查明氰渣中金矿物流失状态，对氰渣开展了金矿物嵌连关系考查，结果表明：氰渣中金矿物主要以硫化矿物包裹金形式存在，占85.69%;其次为脉石矿物包裹金，占13.63%;单体金占0.68%。由于硫化矿物包裹金和脉石矿物包裹金在磨矿过程中难以打开，从而导致金的浸出效果不佳。

2.2 浮选条件优化试验

对该金矿石而言，采用浮选工艺比原矿全泥氰化工艺效果更好，为此，进一步对浮选工艺开展了条件优化试验，试验流程见图3。

2.2.1 磨矿细度

矿石中有用矿物单体解离是实现浮选高效回收的前提^［4-5］。在粗選硫酸铜用量200 g/t、丁基黄药用量100 g/t、MIBC用量40 g/t的条件下，考察磨矿细度对浮选指标的影响，结果见图4。

由图4可知：磨矿细度-0.074 mm占比由75%提高至95%时，金回收率逐渐提高，粗精矿金品位先升高后降低。由于该金矿石中金矿物主要以微细粒形式存在，提高-0.074 mm粒级占比有助于提高金矿物解离度，但磨矿细度过高会产生大量矿泥，导致泥质矿物进入粗精矿，从而影响粗精矿金品位。故认为磨矿细度-0.074 mm占90%时浮选效果最好。

2.2.2 矿泥分散剂

由于矿石中含有云母、绿泥石等易泥化脉石矿物，而且随着磨矿细度的提高，粗精矿金品位有所降低，为此考察了矿泥分散剂对浮选指标的影响，结果见图5。

由图5可知：添加水玻璃、碳酸钠和六偏磷酸钠均有助于提高粗精矿金品位，其中碳酸钠还有助于提高金回收率，这主要是由于碳酸钠一方面具有分散矿泥的作用，另一方面还可以清洗矿物颗粒表面，提高载金硫化矿物的浮选效果，故选择碳酸钠作为矿泥分散剂，其用量试验结果见图6。由图6可知：随着碳酸钠用量的增加，粗精矿金品位逐渐提高，金回收率先升高后降低;这主要是因为碳酸钠能够改变泡沫表面性质，但其过量时会导致泡沫表面张力增加，泡沫稳定性不足，从而导致金回收率降低^［6］。综合考虑，碳酸钠用量500 g/t为宜。

2.2.3 活化劑

生产实践与试验研究均表明，有色重金属可溶性盐是黄铁矿的活化剂^［7-8］。为进一步提高金回收效果，考察了硫酸铜、硝酸铅对浮选指标的影响，结果见图7。由图7可知：使用硫酸铜和硝酸铅作为活化剂，金的回收效果有所改善，但效果并不显著，故后续试验不添加活化剂。

2.2.4 捕收剂

捕收剂能够选择性吸附在目的矿物颗粒表面，提高矿物颗粒的疏水性，使之黏附在气泡上，实现有用矿物与脉石矿物的分离，金矿石浮选常用的捕收剂有黄药、黑药和硫氮等^［8］。试验选用丁基黄药、异戊基黄药、丁铵黑药作为捕收剂，在捕收剂总用量100 g/t条件下，考察了捕收剂种类对浮选指标的影响，结果见图8。

由图8可知：采用丁基黄药与丁铵黑药组合作为捕收剂，对金的捕收效果最佳。综合考虑，选择丁基黄药与丁铵黑药组合作为捕收剂，用量比为3∶1。在此基础上，进行了丁基黄药与丁铵黑药用量试验（见图9），随着捕收剂用量的增加，金回收率随之增大，粗精矿金品位有所降低，最终确定捕收剂用量为140 g/t。

2.3 浮选闭路试验

在浮选条件试验的基础上，采用一次粗选、三次精选、三次扫选流程开展浮选闭路试验，包括中矿直接返回与中矿再磨2种工艺，中矿再磨试验流程见图10，试验结果见表7。由表7可知：采用中矿直接返回流程，金精矿金品位为26.35 g/t、金回收率为86.65%;采用中矿再磨流程，金精矿金品位为27.64 g/t、金回收率为88.88%，金精矿金品位和金回收率均得到明显提高。

对2种工艺流程中扫一精矿和精一尾矿再磨前后的混合样品进行金属硫化物嵌连关系考查，结果见表8。由表8可知：中矿再磨后毒砂和黄铁矿的单体及与其他硫化矿物连生的含量大幅增加，与脉石矿物连生的毒砂和黄铁矿明显减少，从而使得中矿再磨流程金的浮选效果较好。

3 结 论

1）某贫硫化物微细浸染型金矿石金品位为1.60 g/t，金矿物主要为包裹金和粒间金，-0.010 mm微粒金占81.16%。矿石中金属硫化物主要为黄铁矿、磁黄铁矿和毒砂，脉石矿物主要为石英、长石、云母和碳酸盐类矿物。

2）采用原矿全泥氰化工艺，金浸出率为67.50%，回收效果较差，氰渣中金矿物主要以硫化矿物包裹金和脉石矿物包裹金形式流失。

3）采用浮选工艺流程，即一次粗选、三次精选、三次扫选、中矿再磨流程，可获得金品位27.64 g/t、金回收率88.88%的金精矿，指标较好。通过对中矿产品考查表明，相比中矿直接返回，中矿再磨可大幅增加毒砂、黄铁矿的单体及与其他硫化矿物连生含量，从而提高金的回收指标。

［参 考 文 献］

［1］ 刘志楼，杨天足.难处理金矿的处理现状［J］.贵金属，2014，35（1）：79-83.

［2］ 马驰，卞孝东，王守敬.影响难处理金矿选冶的工艺矿物学因素［J］.现代矿业，2012，27（5）：17-20.

［3］ 邱显扬，梁冬云，洪秋阳，等.难处理金矿石的工艺矿物学及可选冶特性分析［J］.贵金属，2020，41（2）：36-44.

［4］ 印万忠.黄金选矿技术［M］.北京：化学工业出版社，2016：42-45.

［5］ 胡岳华，冯其明.矿物资源加工技术与设备［M］.北京：科学出版社，2006：65-72，258-259.

［6］ 冯博，卢毅屏，翁存建.碳酸根对蛇纹石/黄铁矿浮选体系的分散作用机理［J］.中南大学学报（自然科学版），2016，47（4）：1 085-1 091.

［7］ 程万里.黄铁矿浮选过程中硫酸铜与丁基黄药的交互作用研究［D］.贵阳：贵州大学，2021.

［8］ 胡熙庚.有色金属硫化矿选矿［M］.北京：冶金工业出版社，1987：61-62.

Experimental ore-dressing research on a microfine disseminated gold ore with low sulfide content

Zhou Wentao¹，Yu Hongbin²

（1.China National Gold Group Technology Co.，Ltd.;

2.Changchun Gold Research Institute Co.，Ltd.）

Abstract：The particle size of gold minerals in a microfine disseminated gold ore with low sulfide content is fine，with -0.010 mm microfine-particle gold accounting for 81.16%，and the gold minerals are mainly encased gold and intergranular gold.Based on the ore property，the experimental comparative research on run-of-mill ore all-sliming cyanidation and flotation was carried out.The results show that the gold recovery performance is not so good when run-of-mill ore all-sliming cyanidation is applied; when the flotation process is applied，and with proper flotation parameters，the flow of once roughing，three times cleaning，three times scavenging，and middling regrinding gets the gold concentrate of the gold grade of 27.64 g/t and the gold recovery rate of 88.88%;the flotation process with middling regrinding is the suitable ore-dressing process for the ore.

Keywords：gold ore;low sulfide content;microfine particle;disseminated;flotation;middling regrinding;all-sliming cyanidation