河南某微細粒復雜難選金礦高效回收技術研究

摘要：河南某微細粒復雜難選金礦原礦品位1.2 g/t左右， 選礦回收率較低。為提升選礦回收率，提高經濟效益，對浮選尾礦進行工藝礦物學研究。研究發現，浮選尾礦中載金礦物主要為黃鐵礦，其次為石英和長石等硅酸鹽礦物，黃鐵礦粒度多小于0.038 mm，主要呈細粒與脈石礦物連生或包裹于脈石礦物中，偶爾呈單體產出，單體解離度僅為4.60 %，說明可以提高磨礦細度以進一步回收尾礦中金。開路試驗和閉路試驗發現，當磨礦細度-0.074 mm占比提高至85 %，且對浮選藥劑制度優化調整后，選礦回收率提高至85.86 %，經濟效益較好。

關鍵詞：微細粒；金礦;黃鐵礦;磨礦細度;藥劑制度；回收率;工藝礦物學

中圖分類號：TD953 文章編號：1001-1277（2024）09-0041-05

文獻標志碼：Adoi：10.11792/hj20240909

引 言

河南某微細粒復雜難選金礦原礦品位1.2 g/t左右，經一段磨礦兩次分級后，入浮細度為-0.074 mm占比70 %；浮選流程為一次粗選、三次掃選、三次精選，浮選捕收劑為丁基黃藥和丁銨黑藥，起泡劑為2號油，活化劑為硫酸銅，選礦回收率在82 %左右。隨著開采年限的增加，易選礦石資源日益短缺，礦石日趨“貧、細、雜”，礦石性質不斷變化，對選別指標影響較大［1］，導致選礦回收率難以提高。對浮選尾礦進行工藝礦物學研究和原礦浮選藥劑制度的調整，為進一步提高選礦回收率提供技術支撐。

1 浮選尾礦工藝礦物學分析

1.1 化學成分分析

對浮選尾礦進行XRF分析，結果見表1。由表1可知：尾礦含金0.23 g/t、銀1.80 g/t、硫0.56 %、鐵3.24 %。伴生金屬元素鋅、銅、鉛含量很低，綜合回收價值不大。

1.2 礦物組成

對浮選尾礦進行XRD分析及礦物自動分析，結果見表2。由表2可知：浮選尾礦中可檢測到的金屬礦物為黃鐵礦，脈石礦物主要為石英、鉀長石、白云母和白云石，其次為高嶺石和方解石。

1.3 金礦物嵌布狀態

浮選尾礦中金礦物主要為銀金礦，其次為自然金，偶見碲金礦和碲金銀礦。金礦物整體較細，絕大部分粒度分布于1～10 μm。采用電子顯微鏡對金嵌布狀態進行分析，結果見表3。由表3可知：單體金較少，大部分以裸露連生金、黃鐵礦裂隙金、黃鐵礦與脈石粒間金形式產出，少部分以脈石包裹金形式產出。黃鐵礦是金的主要載體礦物，石英等脈石礦物包裹金很難通過浮選進一步回收。

1.4 黃鐵礦產出狀態

浮選尾礦中黃鐵礦主要呈細粒與脈石礦物連生或包裹于脈石礦物中，有時與閃鋅礦、黃銅礦、方鉛礦連生并包裹于脈石礦物中，偶爾呈單體產出。對浮選尾礦中黃鐵礦進行顯微鏡下觀察，黃鐵礦粒度分布特征和嵌布狀態分別見表4、表5。

由表4和表5可知：浮選尾礦中黃鐵礦粒度多小于0.038 mm，且單體解離度僅為4.60 %，大部分黃鐵礦呈細粒與脈石礦物形成貧連生體，或包裹于脈石礦物中，說明尾礦中黃鐵礦的回收難度較大。

浮選尾礦工藝礦物學分析結果表明，通過提高磨礦細度使金的載體礦物黃鐵礦單體解離或變為富連生體［2］，可以進一步浮選回收。但是，脈石礦物主要為石英，其次為云母及高嶺土等黏土礦物，由于石英與黏土礦物的硬度差異大，磨礦過程被石英包裹的金礦物及黃鐵礦不易單體解離，且黏土礦物在磨礦過程中易泥化［3］，產生的大量細泥罩蓋在有用礦物表面［4］，阻礙浮選藥劑的吸附，惡化浮選效果［5］，影響浮選作業，因此，通過提高磨礦細度回收部分浮選尾礦中金時，應注意磨礦均勻度，在保證金及載體礦物盡量單體解離的同時，防止礦石泥化。

2 磨礦細度試驗

2.1 不同磨礦細度下黃鐵礦單體解離度

由上述分析可知，浮選尾礦中黃鐵礦粒度整體偏細，其解離度與黃鐵礦及金的浮選回收率密切相關，因此，在顯微鏡下統計了不同磨礦細度礦石產品中黃鐵礦的單體解離度，結果見表6。

由表6可知：隨著磨礦細度的不斷提高，黃鐵礦的單體解離度逐漸提高，有利于金的回收。

2.2 不同磨礦細度下浮選指標

在浮選藥劑制度為捕收劑丁基黃藥100 g/t、丁銨黑藥30 g/t，起泡劑2號油30 g/t，活化劑硫酸銅100 g/t條件下，進行浮選試驗研究，考察磨礦細度對浮選指標的影響。試驗流程見圖1，試驗結果見表7。

由表7可知：隨著磨礦細度的增加，精礦中金回收率先迅速增加，后緩慢增加并趨于穩定，金品位也呈現出相似的規律。在磨礦細度為-0.074 mm占比85 %時，浮選指標最優，可獲得金品位8.54 g/t、金回收率78.91 %的精礦，因此確定浮選適宜的磨礦細度為-0.074 mm占比85 %。

3 浮選藥劑試驗

3.1 分散劑種類及用量

該礦石中存在一定量黏土礦物，可能對浮選指標產生不利影響。根據經驗，使用分散劑有利于提高浮選指標，因此，對分散劑的種類和用量進行試驗研究［6］。

選用六偏磷酸鈉、水玻璃、110A 3種分散劑與不添加分散劑進行對比研究，3種分散劑分別選擇兩種用量，其他浮選條件和藥劑制度見圖2，試驗結果見表8。

由表8可知：使用分散劑比不使用分散劑浮選效果好。在3種分散劑不同用量的對比試驗中發現，六偏磷酸鈉效果最好，最終確定分散劑六偏磷酸鈉用量為300 g/t。

3.2 活化劑種類及用量

添加活化劑可以改良載金礦物黃鐵礦的表面性質，改善浮選效果［7］。對活化劑硫酸銅、KDH01及二者的組合藥劑分別在不同用量下進行試驗，試驗流程見圖3，試驗結果見表9。

由表9可知：綜合考慮精礦金品位和金回收率，KDH01比硫酸銅活化效果好，組合藥劑KDH01+硫酸銅用量為150 g/t時，活化效果最好，最終確定活化劑及合適用量為KDH01 50 g/t+硫酸銅100 g/t。

3.3 閉路試驗

在最優浮選藥劑制度基礎上，進行全流程閉路浮選試驗，所有中礦均采用循序返回的方式。試驗流程及藥劑制度見圖4，試驗結果見表10。

由表10可知：在原礦品位1.22 g/t時，采用一次粗選、三次掃選、三次精選閉路工藝流程，可獲得產率4.16 %、金品位25.20 g/t、金回收率85.86 %的精礦。

4 閉路浮選尾礦分析

閉路浮選試驗所得尾礦金品位0.18 g/t，對該尾礦中黃鐵礦進行顯微鏡觀察和分析，黃鐵礦的粒度分布特征和嵌布狀態見表11、表12。

由表11、表12可知：閉路浮選尾礦中黃鐵礦粒度大多小于0.020 mm，且單體及與脈石礦物富連生體分布率僅為5.99 %，被脈石礦物包裹的黃鐵礦分布率為60.59 %，與脈石礦物呈貧連生體的黃鐵礦分布率為33.42 %。閉路浮選尾礦中損失的金主要為脈石礦物包裹金和脈石礦物連生金，且粒度十分微細，即使增加磨礦細度，閉路浮選尾礦中黃鐵礦也難單體解離或裸露表面，浮選進一步回收金的潛力很?。?］。可以考慮采用堆浸工藝進行進一步回收。

5 結 論

1）通過對實際生產中浮選尾礦進行工藝礦物學分析研究，發現金的主要載體礦物為黃鐵礦，且粒度大多小于0.038 mm，主要呈細粒與脈石礦物連生或包裹于脈石礦物中，偶爾呈單體產出，單體解離度僅為4.60 %。浮選尾礦中金損失嚴重主要是磨礦細度不夠，黃鐵礦單體解離度太低導致。

2）當提高磨礦細度達到-0.074 mm占比85 %時，輔以浮選藥劑制度的調整，在原礦品位1.22 g/t條件下，經過一次粗選、三次掃選、三次精選的閉路工藝流程，獲得金品位25.20 g/t、金回收率85.86 %的精礦，產生較大經濟效益。

3）對于磨礦細度達到-0.074 mm占比85 %時閉路浮選尾礦中損失的金，可以考慮采用堆浸工藝進行進一步回收。

［參 考 文 獻］

［1］ 劉強，楊鳳，王秀美，等.微生物處理含氰廢水的試驗研究［J］.黃金，2010，31（1）：47-50.

［2］ 廖銀英，楊遠坤，王軍榮，等.某斑巖型金礦工藝礦物學及可回收性評價［J］.有色金屬（選礦部分），2022（3）：1-8.

［3］ 姚金，薛季瑋，印萬忠，等.貴州某含硫微細粒浸染型金礦石選礦試驗［J］.金屬礦山，2016（2）：77-81.

［4］ 陳立才.黏土礦物聚團空間構型對浮選的影響及機理研究［D］.武漢：武漢理工大學，2023.

［5］ 智慧，施建軍，杜艷清，等.菱鐵礦含量對鐵礦石浮選指標的影響研究［J］.金屬礦山，2024（1）：207-212.

［6］ 王越，于鴻賓.某石英脈型含金礦石浮選試驗研究［J］.黃金，2023，44（10）：34-37.

［7］ 李詩浩，馬強，王龍，等.黃鐵礦浮選活化機理研究進展［J］.礦產綜合利用，2023（2）：124-130，140.

［8］ 李光勝.某金礦難選尾礦工藝礦物學研究［J］.礦冶，2022，31（2）：105-110.

Research on efficient recovery technology for

a microfine-grained complex refractory gold ore in Henan

Gao Chiming1，Liang Yi1，Wang Weijun1，Zhang Xiaolin1，Yan Xinghao2

（1.Henan First Geological and Mineral Survey Institute Co.，Ltd.; 2.Songxian Miaoling Gold Mine Co.，Ltd.）

Abstract：A microfine-grained complex refractory gold ore in Henan has a grade of 1.2 g/t，but the recovery rate by beneficiation is low.To improve the recovery rate and economic benefits，a process mineralogy study was conducted on the flotation tailings.The study revealed that the gold-bearing minerals in the tailings are primarily pyrite，followed by silicate minerals such as quartz and feldspar.The pyrite particles are mostly smaller than 0.038 mm，typically occurring as fine particles intergrown with gangue minerals or encapsulated within them，with occasional monomeric occurrences.The monomer liberation degree is only 4.60 %，indicating that increasing the grinding fineness could further recover the gold from the tailings.Open-circuit and closed-circuit tests showed that when the grinding fineness was increased to -0.074 mm accounting for about 85 %，and the flotation reagent regime was optimized and adjusted，the recovery rate increased to 85.86 %，leading to significant economic benefits.

Keywords：microfine-grained;gold ore;pyrite;grinding fineness;reagent regime;recovery rate;process mineralogy