以石灰為調整劑浮選貴州某卡林型金礦石

陳水波 賴偉強 林鴻漢 馮金妮

(紫金礦業集團廈門紫金礦冶技術有限公司，福建 廈門 361101)

以石灰為調整劑浮選貴州某卡林型金礦石

陳水波 賴偉強 林鴻漢 馮金妮

(紫金礦業集團廈門紫金礦冶技術有限公司，福建 廈門 361101)

貴州某卡林型低品位難處理金礦石中的金呈微細粒浸染狀嵌布，主要賦存在黃鐵礦等硫化礦物中，或以單體金形式存在，這些易回收金占總金的81.34%；碳酸鹽及硅酸鹽中的金占總金的18.66%。為了高效開發利用該金礦石，以石灰為浮選礦漿調整劑，進行了浮選選金試驗。結果表明，在磨礦細度為-0.074 mm占96%的情況下，采用1粗3精3掃、精選中礦集中1粗1精2掃單獨再選、其余中礦順序返回流程處理，最終獲得了金品位為9.41 g/t、金回收率為86.45%的金精礦。

卡林型金礦 黃鐵礦 調整劑 石灰 浮選

貴州某低品位難處理金礦石屬微細粒浸染狀卡林型金礦石[1]，礦石中主要金屬礦物為黃鐵礦，金主要以微細粒金的形式賦存于黃鐵礦、毒砂等硫化物中。常規浮選過程中，石灰一般作為黃鐵礦的抑制劑[2]，碳酸鈉作為礦漿調整劑。然而，石灰在浮選過程中具有豐富并穩定泡沫的作用，且價格低廉[3-5]，因此，本試驗采用石灰作為調整劑，對金礦石進行浮選工藝研究。

1 試驗原料、藥劑及設備

1.1 試驗原料

該礦石中主要金屬礦物為黃鐵礦，其次為毒砂；主要脈石礦物為白云石、石英，其次為水云母等。礦石中的金主要以微細粒賦存于黃鐵礦、毒砂等硫化物中，其次以微粒賦存于硅酸鹽及碳酸鹽礦物中。礦石主要化學成分分析結果見表1，金物相分析結果見表2。

表1 礦石主要化學成分分析結果

Table 1 Main chemical component analysis of the ore %

成 分AuSFeAgHgAs含 量2.435.257.350.1550.250.70成 分CaOSiO2MgOAl2O3C有機碳含 量6.1753.052.437.943.841.08

注：Au、Ag、Hg的含量單位為g/t。

表2 礦石金物相分析結果

由表1可知，礦石金品位為2.43 g/t，其他金屬元素含量較低，無回收價值。

由表2可知，礦石中的易選金有硫化物包裹金和自然金，分別占總金的73.61%和7.73%；難回收金包括硅酸鹽和碳酸鹽包裹金，分別占總金的17.67%和0.99%。

1.2 試驗藥劑

試驗藥劑見表3。

表3 試驗藥劑

1.3 試驗設備

主要浮選試驗設備見表4。

表4 主要浮選試驗設備

2 試驗結果與討論

2.1 粗選條件試驗

粗選條件試驗流程見圖1。

圖1 粗選條件試驗流程

2.1.1 磨礦細度試驗

磨礦細度試驗的石灰用量為1 500 g/t，硫酸銅為150 g/t，丁基黃藥+丁銨黑藥為150+50 g/t，2#油為20 g/t，試驗結果見圖2。

由圖2可知，隨著磨礦細度的提高，粗精礦金品位下降，金回收率上升。綜合考慮，確定磨礦細度為-0.074 mm占96%。

圖2 磨礦細度試驗結果

2.1.2 石灰用量試驗

顧幗華等[6]研究表明，石灰用量低時，礦漿電位變化大，石灰對礦漿電位沒有穩定作用；隨著石灰用量的增加，石灰對礦漿電位的穩定作用越來越明顯，電位穩定在規定的范圍內可以提高金屬硫化礦物的浮選速度和回收率。王淑紅等[7]以石灰為調整劑，對四川某硫鐵礦尾礦采用1粗1掃2精閉路流程回收硫，獲得了硫品位為45.31%、回收率為83.11%的硫精礦。可見，石灰用量得當，可以促進黃鐵礦的浮選回收。

石灰用量試驗的磨礦細度為-0.074 mm占96%，硫酸銅為150 g/t，丁基黃藥+丁銨黑藥為150+50 g/t，2#油為20 g/t，試驗結果見圖3。

圖3 石灰用量試驗結果

由圖3可知，隨著石灰用量的增加，粗精礦金品位下降，金回收率先上升后下降。綜合考慮，確定粗選石灰用量為1 500 g/t。

2.1.3 硫酸銅用量試驗

張亞輝等[8]研究認為，銅離子可以活化黃鐵礦，是因為銅離子比鐵離子更易與捕收劑結合，使吸附銅離子黃鐵礦可浮性提高。但是，過量的硫酸銅具有一定的消泡作用，導致銅離子回收率降低。

硫酸銅用量試驗的磨礦細度為-0.074 mm占96%，石灰為1 500 g/t，丁基黃藥+丁銨黑藥為150+50 g/t，2#油為20 g/t，試驗結果見圖4。

圖4 硫酸銅用量試驗結果

由圖4可知，隨著硫酸銅用量的增加，粗精礦金品位上升，金回收率先升后降。綜合考慮，確定金粗選硫酸銅的用量為150 g/t。

2.1.4 丁基黃藥+丁銨黑藥用量試驗

探索試驗表明，丁基黃藥與丁銨黑藥的合適用量比為3∶1。丁基黃藥+丁銨黑藥用量試驗的磨礦細度為-0.074 mm占96%，石灰為1 500 g/t，硫酸銅用量為150 g/t，2#油為20 g/t，試驗結果見圖5。

圖5 丁基黃藥+丁銨黑藥用量試驗結果

由圖5可知，隨著丁基黃藥+丁銨黑藥用量的增加，粗精礦金品位下降，金回收率先顯著上升，至丁基黃藥+丁銨黑藥用量為150+50 g/t后金回收率不再上升。這是因為當丁基黃藥+丁銨黑藥用量達到150+50 g/t時，絕大部分含金硫化礦物已進入粗精礦中，此時再增加丁基黃藥+丁銨黑藥用量，部分脈石礦物和雜質由于夾雜或疏水性提高也進入到粗精礦中，導致粗精礦金品位降低、金回收率不再升高[10]。因此，確定金粗選丁基黃藥+丁銨黑藥的用量為150+50 g/t。

2.2 閉路試驗

在條件試驗和開路試驗基礎上進行了閉路試驗，試驗流程見圖6，試驗結果見表5。

由表5可知，采用圖6所示的流程處理該礦石，可獲得金品位為9.41 g/t、金回收率為86.45%的金精礦。

圖6 閉路試驗流程

產 品產 率/%金品位/(g/t)金回收率/%精 礦22.319.4186.45尾 礦77.690.4213.55原 礦100.002.43100.00

3 結 論

(1)貴州某低品位難處理金礦石屬微細粒浸染狀卡林型金礦石，主要金屬礦物為黃鐵礦，其次為毒砂；主要脈石礦物為白云石、石英，其次為水云母等。礦石中的金主要以微細粒金的形式賦存于黃鐵礦、毒砂等硫化物中，其次以微粒金的形式賦存于硅酸鹽及碳酸鹽中。

(2)浮選中，石灰常用于抑制黃鐵礦。然而，當石灰在用量較低時不但不會明顯抑制黃鐵礦，而且具有豐富并穩定浮選泡沫的作用，因而在該以黃鐵礦為主要載金礦物的金礦石浮選中，發揮了很好的調漿作用。

(3)該礦石采用1粗3精3掃、精選中礦集中1粗1精2掃單獨再選、其余中礦順序返回流程處理，最終獲得了金品位為9.41 g/t、金回收率為86.45%的金精礦。

[1] 周洪源，孫 弘，趙祖喬，等．某卡林型金礦石浮選工藝試驗研究[J]．黃金，2006(6)：36-39． Zhou Hongyuan，Sun Hong，Zhao Zuqiao，et al.Investigation on a flotation process for the Calin type of gold ore[J].Gold,2006(6):36-39.

[2] 張 英，覃武林，孫 偉，等．石灰和氫氧化鈉對黃鐵礦浮選抑制的電化學行為[J]．中國有色金屬學報，2011(3)：675-679． Zhang Ying，Qin Wulin，Sun Wei，et al.Electrochemical behaviors of pyrite flotation using lime and sodium hydroxide as depressantors[J].The Chinese Journal of Nonferrous Metals,2011(3):675-679.

[3] 宋廣君，尋克剛．石灰在黃金選廠的作用及應用[J]．黃金科學技術，2004(1)：19-23． Song Guangjun，Xun Kegang.The action and the application of lime in a gold concentration plant[J].Gold Science and Technology,2004(1):19-23.

[4] 李廷勵．微細粒浸染型金礦堿性介質浮選法中藥劑作用機理研究[J]．云南冶金，2004(2)：21-27． Li Tingli.A study on flotation of micro-grained gold mineral of impregnation structure in alkaline media and the mechanism of agent[J].Yunnan Metallurgy,2004(2):21-27.

[5] 孫體昌，李定一，張潤仙．石灰與黃鐵礦作用時間對抑制效果的影響及機理[J]．有色金屬：選礦部分，2002(2)：41-44． Sun Tichang，Li Dingyi，Zhang Runxian.The effect of action time of lime on the depression of pyrite[J].Nonferrous Metals：Mineral Processing Section，2002(2):41-44.

[6] 顧幗華，胡岳華，徐 競，等．方鉛礦原生電位浮選及應用[J]．礦冶工程，2002(4)：30-32． Gu Guohua，Hu Yuehua，Xu Jing，et al.Originpotential flotation of galena and its industrial application[J].Mining and Metallurgical Engineering,2002(4):30-32.

[7] 王淑紅，董風芝，孫永峰．四川某硫鐵礦尾礦再選試驗研究[J]．金屬礦山，2009(8)：163-166． Wang Shuhong，Dong Fengzhi，Sun Yongfeng.Research on the recovery of the tailings for a Sichuan pyrite mine[J].Metal Mine,2009(8):163-166.

[8] 張亞輝，季婷婷，李 妍，等．Cu2+活化黃鐵礦與黃銅礦的浮選分離[J]．金屬礦山，2010(12)：46-49． Zhang Yahui，Ji Tingting，Li Yan，et al.Flotation separation of Cu2+activated pyrite and chalcopyrite[J].Metal Mine,2010(12):46-49.

[9] 馬 鑫，鐘 宏，王 帥，等．硫化礦捕收劑的研究進展[J]．應用化工，2012(10)：1791-1794． Ma Xin，Zhong Hong，Wang Shuai，et al.Research on the sulfide ore collectors[J].Applied Chemical Industry,2012(10):1791-1794.

[10] 王淀佐，邱冠周，胡岳華．資源加工學[M]．北京：科學出版社，2008：236-281． Wang Dianzuo，Qiu Guanzhou，Hu Yuehua.Resources Processing[M].Beijing:Science Press,2008:236-281.

(責任編輯 羅主平)

Flotation of Carlin Type Gold Ore from Guizhou with Lime as Regulator

Chen Shuibo Lai Weiqiang Lin Honghan Feng Jinni

(Zijin Mining Group Xiamen Zijin Mining and Metallurgy Technology Co.，Ltd.，Xiamen 361101，China)

The gold in a low grade and refractory gold ore of Guizhou is fine disseminated and mainly occurs in sulfide minerals like pyrite，or occurs as monomer gold.The monomer gold account for 81.34% of total gold，and gold in carbonate and silicate occupies 18.66% of total gold.In order to efficiently develop and utilize this gold ore，experiment of gold flotation was conducted with lime as pulp regulator.The results showed that at the grinding fineness of 96% -0.074 mm，gold concentrate with gold grade of 9.41 g/t and recovery of 86.45% was obtained by adopting the process of one roughing-three cleaning-three scavenging，middles from cleaning collected and processed by one roughing-one cleaning-two scavenging process，and other middles back to the flow-sheet in turn.

Carlin type gold mine，Pyrite，Regulator，Lime，Flotation

2014-06-29

陳水波(1986—)，男，助理工程師，碩士。

TD953，TD923+.7

A

1001-1250(2014)-11-080-04