吉林某金礦選礦工藝對比實驗研究

翁興媛，關智浩，高 野，周 南，胡志剛

(1. 遼寧工程技術大學 礦業學院，遼寧 阜新 123000；2. 遼寧省地質礦產研究院有限責任公司，沈陽 110032)

我國金礦資源儲量豐富，種類繁多，金礦資源的有效開發利用對我國工業經濟的發展有著深遠的現實意義[1-3]。金礦石的選礦方法眾多，常用的選別方法有重選、浮選、氰化法等[4-7]。單一浮選流程適用于處理金粒較細、可浮性高的硫化物含金石英脈礦石及多金屬含金硫化礦石和含碳高的金礦石[8-10]。

吉林某金礦結構構造復雜，礦石中的金、黃鐵礦粗細不等，以浸染狀構造嵌布于脈石礦物中。本文采用重選、無毒浸出、浮選3種選礦方式探究適合該礦石的選礦工藝，為建立選礦工藝提供參考。

1 實驗

1.1 礦石性質

巖礦鑒定結果表明，原礦中金屬礦物主要為金、銀、黃鐵礦、少量磁鐵礦，非金屬礦物主要為石英、白云石、方解石、斜長石、絹云母等。對原礦進行破碎、混勻和縮分，分別制取選礦實驗樣品、原礦化驗樣品和備用樣品。原礦化學多元素分析結果見表1。

表1 原礦化學多元素分析結果Tab.1 Results of multi-element analysis of raw ore

礦石中可回收的主要有價元素金，品位較低為3.31 g/t。礦石中的銀金礦及金銀礦、黃鐵礦以粗細不等的粒狀，嵌布于脈石礦物中，形成浸染狀構造。銀金礦及金銀礦以細粒(0.01~0.02 mm)浸染狀分布于石英、長石裂隙中及黃鐵礦顆粒間，他形，尖角粒狀及圓角粒狀，均質性，具擦痕。金銀礦物的賦存形式以裂隙金為主，占金礦物總量的75%，粒間金占25%

1.2 試劑和設備

所用藥劑主要有東北虎牌環保浸金試劑(廣西地生金化工有限公司)、異戊基黃藥、丁銨黑藥、硫酸銅等，均為工業藥劑。

實驗所用設備包括 RK/PEF250×400型顎式破碎機、RK/ZQM(BM)型球磨機、LY2100/1050搖床、XFD型掛槽浮選機、RK/XJT充氣多功能浸出攪拌機。樣品中金的含量采用AAS8510原子吸收光譜儀分光光度計測定。

1.3 實驗操作

1.3.1 重選

對原礦進行搖床重選實驗，使金礦與黃鐵礦得到一定程度富集，同時脫除一定的礦泥。實驗流程如圖1所示。

圖1 重選實驗流程Fig.1 Process flow chart of gravity separation

1.3.2 無毒浸出

用東北虎牌環保浸金試劑，替代傳統劇毒氰化物，對原礦進行金浸出實驗。確定磨礦細度為-0.074 mm含量92.06%、CaO用量為1500 g/t、浸金藥劑用量為4000 g/t、浸出時間為26 h。流程見圖2。

圖2 無毒浸出提金實驗流程Fig.2 Process flow chart of Non-toxic leaching of gold

1.3.3 浮選

對原礦進行浮選實驗，確定磨礦細度為-0.074 mm含量為90.52%，捕收劑異戊基黃藥與丁銨黑藥的藥劑用量均為60 g/t，礦漿濃度為45%，活化劑硫酸銅用量為400 g/t條件下，采用一段粗選，一段精選，二段掃選閉路實驗回收金。

2 結果與討論

2.1 重選實驗

按1.3.1的流程進行重選實驗，結果列于表2。

表2 重選實驗結果Tab.2 Test results of gravity separation

從表2可知，金一定程度上富集于重礦物產品(2-K)中。但回收率只有25.08%，大部分細粒級金被沖入尾礦中，少部分進入中礦。因此采用搖床重選流程不能夠使金得到有效回收，也不能起到預處理優先選別的作用。

2.2 無毒浸出提金實驗

2.2.1 磨礦細度

按1.3.2的操作，其他條件不變，采用不同磨礦細度(-74 μm占比)的礦樣，考察磨礦細度對金浸出率(R)的影響，結果如圖3所示。

磨礦細度決定了金礦物從礦石中的解離程度或暴露程度。磨礦細度越細越有利于金礦物的浸出，但磨礦細度的增加勢必造成能源的大量消耗，因此，適當的磨礦細度對保證浸出效果和合理的生產成本十分重要。由圖3可知，隨著磨礦細度的提高，金浸出率逐漸提高。當磨礦細度為-0.074 mm含量92.06%時，金的浸出率達到73.72%，隨著磨礦細度進一步增大，金的浸出率沒有發生大的改變，因此確定浸出實驗磨礦細度為-0.074 mm含量92.06%。

圖3 無毒浸出磨礦細度實驗結果Fig.3 Test results of Non - toxic leaching and grinding fineness

2.2.2 CaO用量

其他條件不變，改變CaO用量，考察其對金浸出率的影響，結果如圖4所示。

CaO的主要作用是調整礦漿的pH值，使礦漿呈堿性，防止無毒浸出過程中藥劑水解產生的藥劑消耗。由圖4可知，CaO對金浸出率的影響較小，只要保證礦漿pH值在11~12范圍內，即能完成對該金礦石的浸出，確定CaO用量1500 g/t。

圖4 無毒浸出CaO用量實驗結果Fig.4 Test results of non-toxic leaching and dosage of CaO

2.2.3 浸出藥劑用量

其他條件不變，改變無毒浸出劑用量，考察其對金浸出率的影響，結果如圖5所示。

無毒浸出藥劑在溶液中的濃度對金的浸出速度有較大的影響。由圖5可知，隨著無毒浸出藥劑用量增加，浸渣品位降低，金的浸出率逐漸提高，當無毒浸出藥劑用量增加至4000 g/t時，金的浸出率達到76.13%，繼續增加無毒浸出藥劑用量，浸出率基本穩定，確定無毒浸出藥劑用量為4000 g/t。

圖5 無毒浸出藥劑用量實驗結果Fig.5 Test results of non-toxic leaching reagent dosage

2.2.4 浸出時間

其他條件不變，改變浸出時長，考察其對金浸出率的影響，結果如圖6所示。

為保證礦石中金的充分浸出，就需要足夠且合理的浸出時間。由圖6可知，隨著浸出時間增加，金浸出率逐漸提高，當浸出時間大于26 h后，金的浸出率達到76.13%，此后延長浸出時間，浸出率趨于穩定，確定浸出時間為26 h。

圖6 無毒浸出藥劑浸出時間實驗結果Fig.6 Test results of non-toxic leaching time

2.2.5 常溫常壓堿性氧化預處理

實驗所研究的原礦石為含金硫化礦石，金礦物嵌布粒度很細，含有害雜質毒砂。因此，該礦石采用單一的浸出方法難以獲得理想的效果。原礦石直接浸出率很低，只有76%左右。為充分利用和回收礦石中的金，對原礦進行了超細磨和常溫常壓強化堿浸預氧化處理，然后進行無毒浸出，結果如圖 7所示。由圖7可以看出，氧化預處理后的礦樣浸出率只有少許提高，效果不明顯?？梢源_定該礦石不適合采用浸出處理，后續采用浮選方法使原礦中金富集。

圖7 氧化預處理實驗結果Fig.7 Test results of oxidation pretreatment

2.3 浮選實驗

2.3.1 磨礦細度的影響

按1.3.3的操作進行開路浮選實驗。首先采用不同磨礦細度(-74 μm占比)的礦樣，考察磨礦細度對掃選效果的影響，結果如圖8所示。由圖8可知，當磨礦細度-0.074 mm含量由38.84%增加至97.54%時，浮選回收率逐漸增大，當磨礦細度為-0.074 mm含量為 97.54%時，回收率最高為 83.99%，當磨礦細度為-0.074 mm含量為 90.52%時，回收率達到83.85%左右，綜合考慮確定最佳磨礦細度-0.074 mm含量為90.52%。

圖8 浮選磨礦細度實驗結果Fig.8 Flotation test result of grinding fineness

2.3.2 捕收劑種類的影響

磨礦細度實驗結果表明，當磨礦細度-0.074 mm含量為90.52%時，尾礦中金品位為0.68 g/t較高，主要原因是黃鐵礦嵌布粒度較細，與脈石伴生緊密。按 1.3.3的操作，采用不同種類的捕收劑進行浮選實驗?？疾觳煌∵x藥劑對掃選效果的影響，結果如圖9所示。藥劑分子的協同作用可以獲得更強的捕收力，達到更高的浮選回收率。由圖9可知，隨著藥劑分子烴鏈的加長，藥劑捕收力逐漸增強，表現在精礦的產率與回收率逐漸增大，尾礦品位逐漸降低。最終確定采用異戊基黃藥與丁銨黑藥的組合用藥，能夠取得回收率為88.37%的浮選粗精礦。

圖9 捕收劑種類實驗結果Fig.9 Test results of collector type

2.3.3 礦漿濃度的影響

較低的礦漿濃度能夠降低礦漿的粘度，減少脈石礦物夾雜，減少對泡沫產品的污染，但過低的濃度又能造成粗精礦產量減少，不易形成較為穩定的泡沫層，因此礦漿濃度是決定選礦工藝流程的關鍵性指標。結果如圖10所示。由圖10可知，在礦漿濃度為45%時，浮選回收率達到89.30%。因此確定最佳的浮選礦漿濃度為45%。

圖10 礦漿濃度實驗結果Fig.10 Test results of pulp concentration

2.3.4 活化劑用量的影響

改變活化劑硫酸銅的用量，考察金精礦中金品位及回收率的變化，結果如圖11所示。

由圖11可知，隨著活化劑用量增加，精礦產率和回收率變化不大，當活化劑用量達到400 g/t時，精礦中金的品位為 12.16 g/t，回收率達到 89.34%，而活化劑用量過大時，浮選礦漿粘度增加，活化劑用量為400 g/t較合適。

圖11 活化劑(硫酸銅)用量實驗結果Fig.11 Test results of activator (CuSO4) dosage

2.3.5 捕收劑用量的影響

改變捕收劑的用量，考察金精礦中金品位及回收率的變化，實驗結果如表3所列。

由表3可知，隨著捕收劑用量增加，浮選粗精礦產率逐漸増大，當用量為60 g/t時，回收率較高為88.22%，因此確定捕收劑用量均為60 g/t。

表3 捕收劑用量實驗結果Tab.3 Test results of collector dosage

2.4 浮選閉路實驗

原礦經過一段磨礦，硫酸銅進行活化，采用異戊基黃藥和丁胺黑藥組合用藥對黃鐵礦進行富集，通過條件實驗最終確定，一段磨礦細度為-0.074 mm含量90.52%，活化劑硫酸銅用量為400 g/t，捕收劑用量為60 g/t，采用一段粗選，一段精選，二段掃選閉路實驗，實驗流程如圖12所示，結果列于表4。

圖12 閉路實驗流程Fig.12 Process flow of closed circuit process test

由表 4可知，閉路實驗最終獲得精礦金品位42.34 g/t，回收率86.76%，尾礦金品位0.47 g/t，產品指標合格。

表4 閉路實驗結果Tab.4 Test results of closed circuit process

3 結論

1) 吉林某金礦中有回收價值的礦物為金礦物，礦石中的金、黃鐵礦以粗細不等的粒狀，嵌布于脈石礦物中，形成浸染狀構造。系統對比實驗表明，原礦采用重選、無毒浸出都無法使金得到有效富集。其原因一是金主要伴生于細粒級浸染狀構造的黃鐵礦中；二是嵌布粒度較細的含砷礦物包裹住一定量的金，使浸出藥劑很難與金接觸。浮選工藝可以最大程度回收金，工藝指標較好，更適合作為該金礦的選礦工藝。

2) 在磨礦細度-0.074 mm含量90.52%，捕收劑異戊基黃藥與丁銨黑藥的組藥劑用量均為 60 g/t，浮選濃度為45%，活化劑硫酸銅用量為400 g/t采用一段粗選，一段精選，二段掃選閉路浮選流程，最終得到品位為42.34 g/t，回收率為86.76%的浮選精礦，確定了適宜的流程及藥劑制度，實現該礦石中金的高效回收，可作為礦山評價及開發依據。