毛益林 陳曉青 楊進忠 王秀芬

(1.中國地質科學院礦產綜合利用研究所，四川 成都610041;2.中國地質調查局金屬礦產資源綜合利用技術研究中心，四川 成都610041)

我國金礦資源比較豐富，分布廣泛，金礦資源礦床類型較多，以含金石英脈型與含金蝕變巖型為主。而隨著國民經濟的高速發(fā)展，金礦資源被大規(guī)模開發(fā)和利用，有限的資源日益枯竭。針對金礦入選品位的不斷降低以及礦石復雜程度的不斷變化，采用傳統(tǒng)全泥浸出工藝提金時，生產成本不斷增加，企業(yè)經濟效益日漸降低。為了解決這一難題，對甘肅某蝕變氧化型金礦進行了先富集含金礦物，然后濕法冶金提取金的試驗研究，以期實現資源利用的最大化。

1 礦石性質

甘肅某金礦是構造活動及熱液活動共同作用形成的蝕變巖型礦床。礦石中金屬礦物主要為褐鐵礦、赤鐵礦、黃鐵礦，另含有少量的方鉛礦、軟錳礦、金紅石、輝銀礦、自然金等;非金屬礦物主要為石英、白云母，次為長石(以斜長石為主，少量鉀長石，偶爾可見條紋長石)，少量碳酸鹽礦物(方解石、白云石)、綠泥石、重晶石、黏土礦物等。礦石中金主要以獨立金礦物形式存在，主要為微粒金及次顯微金。金與其載體礦物之間的鑲嵌關系主要為裂隙金和晶隙金，次為包裹金。大部分自然金被載金脈石礦物石英所包裹，少部分以微細粒的形式嵌布在黃鐵礦、磁黃鐵礦、閃鋅礦、黃銅礦和方鉛礦等礦物的裂隙中。礦石主要化學成分分析結果見表1。

表1 礦石主要化學成分分析結果Table 1 Main chemical analysis result of run-of-mine ore %

由表1 可知:試驗礦石金品位為2.25 g/t、銀品位為4.14 g/t，主要有價元素為金，同時銀可作為計價元素綜合回收;礦石中含有少量Fe、Cu、S 等，說明影響金礦浸出的有害元素含量較低。

2 試驗方案的確定

鑒于礦石中金主要以裂隙金、晶隙金與包裹金等形式存在，而大部分自然金被載金脈石礦物石英所包裹，少部分以微細粒的形式嵌布在黃鐵礦、磁黃鐵礦、閃鋅礦、黃銅礦和方鉛礦等礦物的裂隙中，因此，可先考慮采用浮選工藝回收大部分含金礦物，然后采用重選工藝回收其中粒度稍粗的自然金礦物，最后對經過富集的金精礦進行氰化浸出回收。試驗原則流程見圖1。

圖1 試驗原則流程Fig.1 The principle flowsheet of the tests

3 試驗結果及討論

3.1 浮選粗選條件試驗

金浮選采用硫酸銅為活化劑、丁銨黑藥+丁基黃藥為捕收劑、2 號油為起泡劑，粗選條件試驗流程見圖2。

3.1.1 磨礦細度試驗

磨礦細度直接影響金礦物的解離程度，合適的磨礦細度既能使有用礦物充分解離，又不至于使礦石過磨，產生泥化現象。在調整劑硫酸銨用量為1 000 g/t、硫酸銅為200 g/t、丁銨黑藥+丁基黃藥為90 +160 g/t 條件下進行磨礦細度試驗，結果見圖3。

圖2 粗選試驗流程Fig.2 Gold rangh flotation process

圖3 粗選磨礦細度試驗結果Fig.3 Test results at different grinding fineness for gold rough flotation

由圖3 可知:隨著磨礦細度的提高，粗精礦金品位逐漸降低，回收率先小幅上升后下降。磨礦細度－0.074 mm占73.00% 時，粗精礦金回收率達最大值，因此，確定磨礦細度為－0.074 mm 占73.00%。

3.1.2 調整劑種類試驗

浮選工藝常需要加入調整劑來改變礦物的表面性質，以提高浮選過程的選擇性和改善浮選條件。調整劑種類試驗在磨礦細度為 － 0.074 mm 占73.00%、調整劑用量均為1 000 g/t、硫酸銅用量為200 g/t、丁胺黑藥+丁基黃藥為90 +160 g/t 條件下進行。調整劑種類試驗粗精礦指標見表2。

由表2 可知，使用調整劑EMT－33 時，粗精礦指標最佳。故采用有利于礦泥分散并兼具一定活化作用的新型藥劑EMT－33 為調整劑。

表2 調整劑種類試驗粗精礦指標Table 2 Rough flotation indexes on various regulators for gold rough flotation

3.1.3 硫酸銅用量試驗

礦石中金部分以微細粒的形式嵌布在黃鐵礦、磁黃鐵礦、閃鋅礦、黃銅礦和方鉛礦等礦物的裂隙中，對于這部分含金礦物，通常添加硫酸銅作為活化劑對其進行活化，使其易于上浮，達到在回收這部分金屬載體礦物的同時回收微細粒金的目的。在磨礦細度為－0.074 mm 占73.00%、EMT－33 用量為1 500 g/t、丁胺黑藥+丁基黃藥為90 +160 g/t 條件下進行硫酸銅用量試驗，結果見圖4。

圖4 粗選硫酸銅用量試驗結果Fig.4 Test results on dosage of copper sulfate for gold rough flotation

圖4 表明:隨著硫酸銅用量的增加，粗精礦金品位變化不大，金回收率先升高后降低;硫酸銅用量為150 g/t 時，粗精礦中Au 回收率達最大值。因此，確定硫酸銅用量為150 g/t。

3.1.4 捕收劑用量試驗

在探索試驗的基礎上，決定采用丁基黃藥與丁胺黑藥組合作為捕收劑，以丁基黃藥為主，丁胺黑藥為輔。由于丁胺黑藥較丁基黃藥捕收能力強而選擇性弱，所以固定輔助捕收劑丁胺黑藥用量為90 g/t，在磨礦細度為－0.074 mm 占73.00%、EMT －33 用量為1 500 g/t、硫酸銅為150 g/t 條件下進行丁基黃藥用量試驗，結果見圖5。

圖5 粗選丁基黃藥用量試驗結果Fig.5 Test results on dosage of butyl xanthate for gold rough flotation

由圖5 可知:固定丁銨黑藥量不變，增加丁基黃藥用量，粗精礦Au 品位先下降后緩慢上升，Au 回收率先上升后緩慢降低。綜合考慮，確定粗選丁基黃藥用量為160 g/t，此時獲得的粗精礦金品位為27.6 g/t、回收率為85.61%。

3.1.5 浮選閉路試驗

在條件試驗的基礎上，確定采用圖6 流程進行金浮選閉路試驗，獲得的試驗結果見表3。

圖6 浮選閉路試驗流程Fig.6 Flowsheet of closed circle flotation process

表3 浮選閉路試驗結果Table 3 Test results of closed circle flotation process

3.2 重選試驗

重選工藝是目前最常用的選金方法之一，其具有設備結構與工藝流程簡單、易于操作管理、能耗低、投資少、見效快、成本低、效率高、污染小的特點，對粗粒自然金及嵌布在硫鐵礦中金的富集是一種行之有效的方法。由于浮選尾礦中金品位仍為0.37 g/t 左右，略微偏高，分析表明有部分粗粒自然金未能進入浮選精礦，因此考慮采用重選工藝輔助回收這少部分金礦物，以降低尾礦Au 品位，提高Au 回收率。重選試驗采用XZYK－1000 ×600 礦泥搖床，在沖程為10 mm、沖次為150 次/min、分選水量為3.0 L/min 條件下進行，試驗流程見圖7，試驗結果見表4。

從表4 可知:對浮選尾礦采用重選工藝輔助回收含金礦物，可獲得金品位56.40 g/t，作業(yè)回收率32.50%的重選精礦，同時尾礦中金品位可降到0.24 g/t。

3.3 浮選—重選閉路試驗

圖7 重選試驗流程Fig.7 Flowsheet of gravity separation

表4 重選試驗結果Table 4 Test results of gravity separation

在條件試驗的基礎上，對重選作業(yè)次數進行了調整，不進行重選精選，只進行1 次搖床粗選，以保證Au 回收率。原礦經浮選、浮選尾礦重選試驗獲得的試驗結果見表5。

表5 浮選—浮選尾礦重選閉路試驗結果Table 5 The test results of flotationgravity separation closed-circle process

3.4 混合精礦氰化浸出試驗

顯微鏡下檢查發(fā)現:浮選精礦中主要金屬礦物為黃鐵礦、赤(褐)鐵礦，重選精礦以褐鐵礦、赤鐵礦為主，含有少量黃鐵礦、磁鐵礦、方鉛礦，這導致混合精礦硫含量偏高，達到22.35%。由于硫為有害元素，不利于浸出，故氰化浸出之前有必要進行脫硫預處理，以消除硫等對浸出有害的元素。預處理方法為加堿后充分攪拌使硫化物被充分氧化，從而達到降低硫含量的目的。浸出試驗的礦漿濃度為25%，浸出試驗的藥劑用量均針對浮選重選混合精礦計。

3.4.1 混合精礦預處理時間試驗

混合精礦磨細至－0.045 mm 占94.70%后，在石灰用量為4.5 kg/t 條件下進行預處理，預處理后在氰化鈉用量為10 kg/t、浸出時間為24 h 條件下進行浸出試驗，預處理時間試驗結果見圖8。

從圖8 可知:隨著預處理時間的增加，Au 浸出率先逐漸增加后緩慢降低，預處理時間為4 h 時，金浸出率最高，故確定堿浸預處理時間為4 h。

圖8 混合精礦預處理時間試驗結果Fig.8 The result of concentration pretreatment time test

3.4.2 混合精礦再磨細度試驗

混合精礦中部分金被黃鐵礦、石英等礦物包裹，對其再磨可使更多的金暴露出來，有利于提高氰化浸出率?；旌暇V再磨細度試驗在浸出預處理石灰用量為4.5 kg/t、預處理時間為4 h、浸出時氰化鈉用量為10 kg/t、浸出時間為24 h 條件下進行。試驗結果見圖9。

圖9 精礦再磨細度試驗結果Fig.9 The result of concentration regrinding fineness test

從圖9 可以看出:隨著再磨細度的增加，金的浸出率不斷增加，但增加的幅度逐漸降低，再磨細度為－0.045 mm 占 94.70% 時，金 浸 出 率 達 到 了96.56%，此后提高再磨細度，金浸出率提高幅度不大，故確定混合精礦再磨細度為－ 0.045 mm 占94.70%。

3.4.3 氰化鈉用量試驗

氰化鈉用量試驗的混合精礦再磨細度為－0.045 mm 占94.70%、預處理石灰用量為4.5 kg/t、預處理時間為4 h、浸出時間為24 h，試驗結果見圖10。

圖10 氰化鈉用量試驗結果Fig.10 The test result on dosage of sodium cyanide

從圖10 可知:隨著氰化鈉用量的增加，金的浸出率不斷提高，氰化鈉用量為10 kg/t 時，金浸出率達到了95.67%，此后繼續(xù)增加氰化鈉用量，金浸出率提高不明顯，故確定氰化鈉用量為10 kg/t。

3.4.4 浸出時間試驗

在混合精礦再磨細度為 － 0.045 mm 占94.70%、預處理石灰用量為4.5 kg/t、預處理時間為4 h、氰化鈉用量為10 kg/t 條件下進行浸出時間試驗，結果見圖11。

圖11 浸出時間試驗結果Fig.11 The test result at leaching time

從圖11 可知:隨著氰化浸出時間的增加，金、銀的浸出率不斷提高，但提高幅度逐漸降低。綜合考慮，確定氰化浸出時間為24 h，此時金浸出率為96.52%、銀浸出率為59.17%。

4 結 論

(1)甘肅某氧化型金礦金、銀含量分別為2.25 g/t、4.14 g/t。金主要以獨立金礦物形式存在，大部分被載金脈石礦物石英所包裹，少部分以微細粒的形式嵌布在黃鐵礦、磁黃鐵礦、閃鋅礦、黃銅礦和方鉛礦等礦物的裂隙中。

(2)在磨礦細度為－0.074 mm 占73.00%的條件下，采用1 粗1 精2 掃浮選、浮選尾礦經搖床重選的工藝流程可獲得金品位為74.2 g/t、回收率為91.28%的浮選重選混合精礦?；旌暇V磨細至－0.045 mm占94.70%經石灰預處理后，進行氰化浸出試驗，獲得了金浸出率為96.52%、銀浸出率為59.17%、金總回收率為88.10% 的指標。采用浮選—重選—氰化浸出的選冶聯合方案，可實現該低品位金礦資源的最大化利用。

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