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某高砷含碳低品位难选金矿浮选试验研究 ① 姚兰星1， 王毓华1， 何建璋2， 马永义1， 卢东方1 （1.中南大学 资源加工与生物工程学院，湖南 长沙 410083； 2.西部黄金股份有限公司，新疆 乌鲁木齐 830001） 摘 要 对某高砷含碳低品位难选金矿进行了浮选试验研究。 采用碳酸钠和水玻璃为调整剂，实现了矿泥分散和脉石矿物的选择 性抑制；采用 Y89-0 为捕收剂，实现了对载金矿物（黄铁矿和砷黄铁矿）的选择性捕收。 在磨矿细度-0.074 mm 粒级占 80％条件下， 采用一粗二精三扫闭路浮选流程，在原矿金品位 2.36 g／ t 时，可获得精矿金品位 36.08 g／ t、回收率 86.77％的良好指标。 关键词 金矿； 黄铁矿； 砷黄铁矿； 黄金； 浮选 中图分类号 TD923文献标识码 Adoi10.3969／ j.issn.0253-6099.2018.02.009 文章编号 0253-6099（2018）02-0038-05 Flotation of Lean Refractory Gold Ore with High Content of Arsenic and Carbon YAO Lan-xing1， WANG Yu-hua1， HE Jian-zhang2， MA Yong-yi1， LU Dong-fang1 （1.School of Mineral Processing and Bioengineering， Central South University， Changsha 410083， Hunan， China； 2.Western Region Gold Co Ltd， Urumqi 830001， Xinjiang， China） Abstract Flotation testing of a high-arsenic lean refractory carbonaceous gold ore was pered with sodium carbonate and water glass as regulators， showing slime well-dispersed and gangue minerals selectively depressed. The selective collection of gold-bearing minerals （pyrite and arsenopyrite） was actualized by using Y89-0 as the collector. After the feed ore with the gold content of 2.36 g／ t was milled to a grinding fineness of -0.074 mm 80％， a closed-circuit flowsheet consisting of one stage of roughing， two stages of cleaning and three stages of scavenging was adopted in the experimental study， producing a gold concentrate grading 36.08 g／ t Au at 86.77％ recovery. Key words gold ore； pyrite； arsenopyrite； gold； flotation 随着我国经济的飞速发展与矿产资源开发技术的 提高，黄金产量以平均每年 5％～6％的速度增长，而新 的金矿资源勘探能力却未能跟上黄金产量高速增长的 脚步［1］。 随着易采选金矿资源的不断减少，低品位难 处理金矿资源必将成为重要的黄金资源开发对象。 难 处理金矿中常含有有害元素砷、碳，且金与硫化矿及砷 矿物间的嵌布关系密切，或金以微粒、显微粒形态包裹 于脉石矿物或有害杂质中，对黄金选冶工艺造成不利。 2012 年，我国已查明金矿储量约为 6 328 t，其中，低品 位和难利用金矿资源占金资源总量约 1／3［2-3］。 使用 传统的浸出工艺往往得不到理想的产品，而采用浮选 法将含金矿物预先富集后，再进行冶炼加工则是一种 常见技术途径［4-7］。 某高砷含碳低品位金矿属于典型的难选金矿，主 要载金矿物为黄铁矿和砷黄铁矿，具有砷含量高、金含 量低、载金矿物嵌布粒度较细、碳质含量较高和脉石矿 物易泥化易浮等特点，严重影响了金的浮选指标。 本 文基于原矿工艺矿物学分析和浮选试验，确定了合理 的药剂制度及工艺流程，获得了较好的浮选指标，可为 相似类型的难处理金矿提供有益借鉴。 1 矿石性质 试验矿样为某金矿山的岩芯样（约 140 kg）、土黄 色粉末样（约 25 kg）和黑色粉末样（约 35 kg）构成的 混合样。 人工从混合试样中挑选出工艺矿物学制片样 后，经颚式破碎机粗碎、对辊破碎机细碎和振动筛筛分 得到-3 mm 试验矿样。 对-3 mm 试验矿样进行混匀 和缩分，按 500 g 装袋密封，供试验使用。 对试验原矿 ①收稿日期 2017-10-18 基金项目 中南大学研究生创新项目（2017zzts574） 作者简介 姚兰星（1993-），女，重庆人，硕士研究生，主要研究方向为难选金矿选矿。 通讯作者 王毓华（1964-），男，湖北鄂州人，教授，主要研究方向为复杂矿产资源分选与利用。 第 38 卷第 2 期 2018 年 04 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.38 №2 April 2018 万方数据 样进行了化学多元素分析，结果见表 1。 表 1 原矿化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ Au1）SAsCCaOMgO 2.361.440.461.952.7814.67 SiO2Al2O3Fe2O3K2ONa2OTFe 53.6816.338.041.680.975.63 1） 单位为 g／ t。 由表 1 可知，矿石中金品位较低，碳和砷含量较 高。 此外，CaO、MgO、SiO2和 Al2O3含量也较高，可见， 矿石中的脉石矿物除石英外，方解石、白云石和其他易 泥化的硅酸盐矿物含量也较高。 根据 XRD 和镜下分 析，矿石中主要金属矿物为黄铁矿、砷黄铁矿及少量铁 氧化产物，其中黄铁矿为主要载金矿物，砷黄铁矿次 之。 脉石矿物则主要为石英、云母和白云石，其次为长 石、高岭石和绿泥石等。 镜下分析未发现单体金，金主 要赋存于黄铁矿和砷黄铁矿中，且黄铁矿与砷黄铁矿 共生关系密切，呈粗细粒不均匀分布，其中细粒级黄铁 矿达到 1 μm 左右。 由此可见，该金矿具有金品位低、 碳砷含量高、载金矿物嵌布特性复杂等特点。 2 选矿试验研究 2.1 磨矿细度对浮选指标的影响 磨矿细度是影响选矿指标的重要参数，为此首先 按照图 1 所示流程及条件，考察了磨矿细度对浮选指 标的影响，结果如图 2 所示。 由图 2 可知，浮选粗精矿 金品位和回收率随磨矿细度增加先升高后降低。 这是 由于矿石中载金矿物黄铁矿与砷黄铁矿呈粗细粒不均 匀嵌布，且细粒级嵌布较多，磨矿细度增大有利于细粒 嵌布载金矿物的解离。 但当磨矿细度-0.074 mm 粒级 含量超过 80％后，由于脉石矿物泥化程度加重，导致 浮选环境恶化，矿泥罩盖在载金矿物表面，降低其可浮 磨矿 原矿 药剂单位g/t 3 min碳酸钠 3 min水玻璃 3 min硫酸铜 3 min Y89-0 2 min RB-3 750 750 50 200 84 3 min Y89-0 2 min RB-3 50 36 粗选 1 尾矿精矿 3 min 粗选 2 3 min 图 1 磨矿细度试验流程 -0.074 mm粒级含量／ 22 20 18 16 14 84 82 80 78 76 74 72 707580859095 金品位／g t-1 金回收率／ ■ ■ ■ ■ ● ● ● ● 图 2 磨矿细度试验结果 性，致使浮选粗精矿金品位与回收率开始下降。 综合 考虑，合适的磨矿细度为-0.074 mm 粒级占 80％。 2.2 捕收剂种类及用量试验 为了考察捕收剂对载金矿物的捕收性能，在不添 加硫酸铜的前提下，参考已有研究结果［5-7］，重点考察 了戊基黄药、MA-3、Y89-0、丁铵黑药单用以及戊基黄 药与丁铵黑药按 4 ∶1组合使用对金浮选指标的影响。 试验条件为磨矿细度-0.074 mm 粒级占 80％，碳酸钠 用量 1 000 g／ t，水玻璃用量 1 000 g／ t，捕收剂粗选 1 用 量 200 g／ t、粗选2 用量50 g／ t，RB-3 粗选1 用量60 g／ t、 粗选 2 用量 24 g／ t。 试验流程同图 1，结果见表 2。 表 2 捕收剂种类试验结果 捕收剂 种类 产品 名称 产率 ／ ％ 品位 ／ （gt -1 ） 回收率 ／ ％ 精矿8.5216.7060.04 戊基黄药尾矿91.481.0339.96 原矿100.002.37100.00 精矿6.9018.8558.33 MA-3尾矿93.101.0041.67 原矿100.002.23100.00 精矿9.5122.2481.66 Y89-0尾矿90.490.5318.34 原矿100.002.59100.00 精矿30.746.5081.22 丁铵黑药尾矿69.260.6618.78 原矿100.002.46100.00 戊基黄药与 丁铵黑药组合 精矿14.1413.5181.99 尾矿85.860.4918.01 原矿100.002.33100.00 由表 2 可知，单独使用 Y89-0 和丁铵黑药，以及戊 基黄药与丁铵黑药组合时，浮选粗精矿金回收率均大 于 80％，表明三者的捕收能力相当。 对比分析三者获 得的浮选粗精矿金品位可知，单独使用 Y89-0 做捕收 剂时，浮选粗精矿金品位最高，达到了 22.24 g／ t，表明 Y89-0 具有相对较好的选择性和捕收能力。 已有研究 表明［8］，黄药在黄铁矿表面会产生物理和化学吸附， 93第 2 期姚兰星等 某高砷含碳低品位难选金矿浮选试验研究 万方数据 选择性捕收黄铁矿。 Y89-0 因含有碳链长度不同的黄 药，在兼顾选择性的同时，具有较强的捕收能力。 已有研究和生产实践表明［5-7］，丁铵黑药是黄铁 矿型金矿石浮选常用的捕收剂，且多与其他黄药类捕 收剂组合使用，以提高金回收率。 为此，在不添加硫酸 铜的前提下，进一步考察了 Y89-0 与丁铵黑药的不同 组合比例对浮选指标的影响。 试验条件为磨矿细度 -0.074 mm 粒级占 80％，碳酸钠用量 1 000 g／ t，水玻璃 用量 1 000 g／ t，组合捕收剂粗选 1 用量 200 g／ t、粗选 2 用量 50 g／ t，RB-3 粗选 1 用量 84 g／ t、粗选 2 用量 36 g／ t。 试验流程同图 1，结果如表 3 所示。 表 3 Y89-0 与丁铵黑药组合比例试验结果 组合比例 （Y89-0∶丁铵黑药） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位 ／ （gt -1 ） 回收率 ／ ％ 精矿19.059.1984.57 3∶1尾矿80.950.4015.43 原矿100.002.07100.00 精矿17.3610.3584.75 4∶1尾矿82.640.3915.25 原矿100.002.12100.00 精矿16.0511.8785.43 5∶1尾矿83.950.3814.57 原矿100.002.23100.00 精矿11.3718.3282.01 1∶0尾矿88.630.5117.99 原矿100.002.54100.00 由表 3 可知，当 Y89-0 与丁铵黑药组合使用时，浮 选精矿金回收率较单用 Y89-0 有所提高（参见表 2）， 但精矿金品位下降幅度较大。 随着组合捕收剂中丁铵 黑药比例降低，浮选精矿金品位逐渐升高。 综合分析 Y89-0 单用和丁铵黑药与 Y89-0 组合使用的浮选指 标，由于丁铵黑药具有较强的起泡能力，其组合捕收剂 获得的金回收率提高主要是通过增大精矿产率来实现 的，可见丁铵黑药的使用会导致脉石矿泥机械夹带作 用加剧，使进入粗精矿中的脉石矿物或细粒黄铁矿与 脉石的连生体增加，导致粗精矿富集比下降，而精矿富 集比的降低又会导致闭路试验中矿循环量增大，不利 于浮选流程的稳定。 可见，选择单用 Y89-0 作捕收剂 是合适的。 根据捕收剂筛选结果进行了粗选 1 作业 Y89-0 用 量试验，粗选 2 作业 Y89-0 用量为 50 g／ t，其他条件不 变，试验流程同图 1，结果如图 3 所示。 由图 3 可知，随 着粗选 1 作业 Y89-0 用量增加，精矿中金品位逐渐降 低，金回收率不断升高。 当粗选 1 作业 Y89-0 用量超过 200 g／ t 后，捕收能力增强，细粒级连生体进入粗精矿 中，导致金品位大幅度下降，而金回收率增加不多。 综 合考虑，粗选 1 作业 Y89-0 用量为 200 g／ t 时效果最佳。 Y89-0用量／g t-1 19 17 15 13 11 85 83 81 79 77 75 150200250300 金品位／g t-1 金回收率／ ■ ■ ■ ■ ●● ● ● 图 3 Y89-0 用量试验结果 2.3 起泡剂用量试验 浮选过程中，泡沫的大小、数量、稳定性及泡沫层 厚度等参数对浮选有较大影响。 研究表明［9］，RB-3 作 起泡剂时，泡沫尺寸小、数量多、泡沫大小均匀、稳定性 较好，有利于提高细粒级载金黄铁矿和砷黄铁矿的浮 选回收。 在磨矿细度-0.074 mm 粒级占 80％，碳酸钠 用量 1 000 g／ t，水玻璃用量 1 000 g／ t，捕收剂 Y89-0 粗 选 1 用量 200 g／ t、粗选 2 用量 50 g／ t 时，进行了 RB-3 起泡剂用量试验，试验流程同图 1，结果如图 4 所示。 RB-3用量粗选1粗选2／g t-1 23 20 17 14 85 84 83 82 81 80 6424843610848 金品位／g t-1 金回收率／ ■ ■ ■ ● ● ● 图 4 起泡剂用量试验结果 由图 4 可知，随着粗选作业 RB-3 用量增加，精矿 品位逐渐降低，金回收率也呈下降趋势。 这可能是由 于起泡剂用量增大，脉石矿泥上浮量增大，机械夹杂作 用增强，浮选选择性下降［9］，导致精矿产率虽然增大， 但金品位和回收率均降低。 综合考虑，RB-3 以粗选 1 用量 84 g／ t、粗选 2 用量 36 g／ t 时的指标相对较好。 2.4 活化剂用量试验 因黄铁矿与砷黄铁矿是主要载金矿物，提高载金 矿物可浮性是提高精矿中金品位及回收率的关键。 已 有研究结果表明［5-7，10］，硫酸铜是黄铁矿和砷黄铁矿 的有效活化剂，碱性条件下，Cu 2＋ 以氢氧化铜为优势组 分，在黄铁矿和砷黄铁矿表面优先吸附并与捕收剂反 应生成碱式黄原酸铜，促进捕收剂吸附。 为此，重点考 察了硫酸铜用量对浮选指标的影响。 试验条件为磨 04矿 冶 工 程第 38 卷 万方数据 矿细度-0.074 mm 粒级占 80％，碳酸钠用量 1 000 g／ t， 水玻璃用量 1 000 g／ t，捕收剂 Y89-0 粗选 1 用量 200 g／ t、粗选 2 用量 50 g／ t，RB-3 粗选 1 用量 84 g／ t、粗选 2 用量 36 g／ t。 试验流程同图 1，结果如图 5 所示。 硫酸铜用量／g t-1 22 21 20 19 18 85 83 81 79 77 75 30205060407080 金品位／g t-1 金回收率／ ■ ■ ■ ● ● ● 图 5 硫酸铜用量试验结果 由图 5 可知，随着硫酸铜用量增加，精矿金品位缓 慢升高，但金回收率则先增加后降低，当硫酸铜用量为 50 g／ t 时，选别指标相对较好。 这是因为硫酸铜虽然 对载金黄铁矿和砷黄铁矿有活化作用，但当其用量过 大时，会消耗一部分捕收剂，从而导致载金矿物回收率 下降。 2.5 调整剂用量试验 原矿性质研究结果表明，原矿含一定量的碳质物 以及易泥化脉石矿物，会恶化浮选环境，降低载金矿物 的可浮性。 根据已有研究结果［4］，碳酸钠可调节矿浆 pH 值，对硫化矿表面有溶解清洗作用，可提高黄铁矿 或砷黄铁矿的表面活性，而水玻璃则是常用的硅酸盐 脉石抑制剂和矿浆分散剂，且碳酸钠和水玻璃组合使 用有利于分散矿泥和抑制脉石矿物［5-7，11］。 为此，考 察了碳酸钠和水玻璃组合调整剂用量对浮选指标的影 响。 试验条件为磨矿细度-0.074 mm 粒级占 80％，硫 酸铜用量 50 g／ t，捕收剂 Y89-0 粗选 1 用量 200 g／ t、粗 选 2 用量 50 g／ t，RB-3 粗选 1 用量 84 g／ t、粗选 2 用量 36 g／ t。 试验流程同图 1，结果见表 4。 表 4 碳酸钠与水玻璃用量试验结果 调整剂种类及用量 ／ （gt -1 ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位 ／ （gt -1 ） 回收率 ／ ％ 碳酸钠750 水玻璃750 粗精矿10.2618.7782.65 尾矿89.740.4517.35 原矿100.002.33100.00 碳酸钠1 000 水玻璃1 000 粗精矿8.6120.3780.45 尾矿91.390.4719.55 原矿100.002.18100.00 碳酸钠1 250 水玻璃1 250 粗精矿9.2219.1575.13 尾矿90.780.6524.87 原矿100.002.35100.00 由表 4 可知，随着碳酸钠与水玻璃用量增大，浮选 粗精矿金品位虽有提高，但不明显，而金回收率反而有 所下降。 这可能是随碳酸钠和水玻璃用量增大，虽在 一定程度上减轻了矿泥和碳质物对载金矿物浮选的影 响，但矿石中部分载金矿物与脉石的连生体也同时受 到了抑制，可见，当碳酸钠与水玻璃用量均为 750 g／ t 时是合适的。 2.6 全流程试验 基于条件试验结果，进行了全流程开路试验和闭 路试验。 闭路试验流程及条件见图 6，结果见表 5。 磨矿 原矿 药剂单位g/t 3 min碳酸钠 3 min水玻璃 3 min硫酸铜 3 min Y89-0 2 min RB-3 750 750 50 200 84 3 min硫酸铜 3 min Y89-0 2 min RB-3 20 50 24 3 min Y89-0 2 min RB-3 50 36 3 min Y89-0 2 min RB-3 50 24 粗选 1 精矿尾矿 3 min 粗选 2 3 min 扫选 3 2 min 扫选 2 精选 1 3 min 3 min 2 min 25 12 精选 2 2 min 3 min 3 min Y89-0 2 min RB-3 50 24 扫选 1 3 min Y89-0 RB-3 3 min 2 min 50 24 Y89-0 RB-3 -0.074 mm占80 图 6 闭路试验流程 表 5 闭路试验结果 产品名称产率／ ％金品位／ （gt -1 ）金回收率／ ％ 精矿5.7036.0886.77 尾矿94.300.3313.23 原矿100.002.37100.00 采用试验确定的浮选药剂制度，经一粗二精三扫 闭路浮选流程，在原矿金品位为 2.36 g／ t 的条件下，可 获得精矿金品位 36.08 g／ t、回收率 86.77％ 的良好 指标。 3 结 论 1） 原矿金品位较低，仅为 2.36 g／ t，其主要载金矿 物为黄铁矿和砷黄铁矿，二者共生关系密切，呈粗细粒 14第 2 期姚兰星等 某高砷含碳低品位难选金矿浮选试验研究 万方数据 不均匀嵌布。 此外，脉石矿物易泥化，以及较高含量的 碳质物均对浮选不利。 2） 采用 Y89-0 作捕收剂，对载金矿物（黄铁矿和 砷黄铁矿）具有良好的选择性捕收作用；采用 RB-3 作 起泡剂使得泡沫均匀稳定；采用碳酸钠和水玻璃为调 整剂，可实现矿泥分散和脉石矿物的选择性抑制，改善 浮选环境；采用硫酸铜为活化剂，可提高载金矿物的可 浮性，减少载金矿物与脉石连生体在尾矿中的损失。 3） 磨矿细度-0.074 mm 粒级占 80％时，采用试验 确定的最佳浮选药剂制度，经一粗二精三扫闭路浮选 流程，在原矿金品位为 2.36 g／ t 时，可获得精矿金品位 36.08 g／ t、回收率 86.77％的良好指标。 参考文献 ［1］ 向永生，何焕学，张继林. 低品位矿产资源评价问题研究 以金 矿资源为例［J］. 地质与勘探， 2008，44（3）79-83. ［2］ 范建峰. 我国黄金资源开发及综合利用状况分析［J］. 河南科技， 2014（2）167-168. ［3］ 崔毅琦，王 凯，孟 奇，等. 含砷难处理金矿提金工艺的研究现 状［J］. 矿冶， 2015，24（1）31-34. ［4］ 叶国华，童 雄，张 杰. 含砷黄铁矿的研究进展［J］. 国外金属 矿选矿， 2006（3）20-24. ［5］ 余胜利，王毓华，张 英，等. 某难选低品位金矿的选矿试验研究［J］. 有色金属（选矿部分）， 2013（2）17-25. ［6］ 余世磊，王毓华，王进明，等. 新疆某黄铁矿型低品位金矿石浮选 试验［J］. 金属矿山， 2013（5）78-81. ［7］ 李 强，何建璋，王毓华，等. 新疆某低品位难选黄铁矿型金矿提 金试验研究［J］. 黄金， 2014，35（12）45-49. ［8］ 姜 毛，张 覃，李龙江. 黄药类捕收剂与载金黄铁矿的作用机理 研究［J］. 矿冶工程， 2015，35（3）44-47. ［9］ 谷艳玲，冯其明，欧乐明. 起泡剂对硫化矿浮选的影响［J］. 矿冶 工程， 2013，33（4）52-55. ［10］ 马英强，印万忠，曾广胜，等. 砷黄铁矿浮选特性研究［J］. 有色 金属（选矿部分）， 2015（6）58-62. ［11］ 孙肇淑. 从某铅锌矿尾矿中回收微细粒级黄铁矿试验研究［J］. 矿冶工程， 2016，36（4）49-52. 引用本文 姚兰星，王毓华，何建璋，等. 某高砷含碳低品位难选金矿浮 选试验研究［J］. 矿冶工程， 2018，38（2）38-42. �������������������������������������������������������������������������������������������������� （上接第 37 页） 3） 碱性 pH 值条件下，疏水力减小的主要原因是 磁铁矿表面油酸钠吸附量的降低。 参考文献 ［1］ 金在淼，葛书华. 金川镍矿工艺矿物与工艺关系［R］. 金川镍钴研 究所，郑州矿产综合利用研究所， 1987. ［2］ 冯 博， 冯其明， 卢毅屏. 羧甲基纤维素在蛇纹石／ 黄铁矿浮选体 系中的分散机理［J］. 中南大学学报（自然科学版）， 2013，44 （7）2644-2649. ［3］ 陈晓东. 金川选矿尾矿再选新技术研究［D］. 昆明昆明理工大学 国土资源工程学院， 2006. ［4］ Han H， Sun W， Hu Y， et al. Magnetic separation of iron precipitate from nickel sulfate solution by magnetic seeding［J］. Hydrometallur- gy， 2015，156182-187. ［5］ Lu J， Yuan Z， Liu J， et al. Effects of magnetite on magnetic coating behavior in pentlandite and serpentine system［J］. Minerals Engineer- ing， 2015，72115-120. ［6］ Ucbas Y， Bozkurt V， Bilir K， et al. Separation of chromite from ser- pentine in fine sizes using magnetic carrier［J］. Separation Science and Technology， 2014，49（6）946-956. ［7］ 卢冀伟，袁致涛，郝海青，等. 磁罩盖分选技术最新研究进展［J］. 矿产综合利用， 2016（1）11-17. ［8］ Pugh R J， Wang Y， Forssberg E. Influence of magnetic and surface forces on the coagulation of hematite and chromite［J］. Molecular E- cology， 2015，17（2）516-518. ［9］ Luo L， Nguyen A V. A review of principles and applications of mag- netic flocculation to separate ultrafine magnetic particles［J］. Separa- tion ＆ Purification Technology， 2017，17285-99. ［10］ 卢毅屏，吕海峰，冯其明，等. 细粒软锰矿磁-疏水联合聚团研究［J］. 中南大学学报（自然科学版）， 2012，43（12）4595-4599. ［11］ 邱冠周. 颗粒间相互作用与细粒浮选［M］. 长沙中南工业大学 出版社， 1993. 引用本文 欧阳超，卢毅屏，冯其明，等. 油酸钠作用下磁铁矿与硫化矿 物间异相聚团研究［J］. 矿冶工程， 2018，38（2）34-37. 24矿 冶 工 程第 38 卷 万方数据