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黔西南某微细浸染型金矿浮选提金探索研究 ① 谢虹忆1， 黄小芬1，2，3， 程 伟1，2，3 （1.贵州大学 矿业学院，贵州 贵阳 550025； 2.喀斯特地区优势矿产资源高效利用国家地方联合工程实验室，贵州 贵阳 550025； 3.贵州省非金属矿产 资源综合利用重点实验室，贵州 贵阳 550025） 摘 要 对黔西南某微细浸染型金矿开展了浮选试验研究，初步探索了浮选法提金的较优工艺条件。 在磨矿细度-0.075 mm 粒级 占 73.17％，丁基黄药与丁铵黑药配比为 4∶1、总用量为 100 g／ t，活化剂硫酸铜用量 200 g／ t，起泡剂 2＃油用量 80 g／ t 条件下，采用一 粗一精一扫闭路浮选流程，可得到金品位 2.11 g／ t、回收率 39.28％的金精矿。 关键词 微细浸染型； 金矿； 提金； 浮选 中图分类号 TD923文献标识码 Adoi10.3969／ j.issn.0253-6099.2018.02.010 文章编号 0253-6099（2018）02-0043-04 An Exploration in Flotation of Fine Disseminated Gold Ores in Southwestern Guizhou XIE Hong-yi1， HUANG Xiao-fen1，2，3， CHENG Wei1，2，3 （1.Mining College， Guizhou University， Guizhou 550025， Guiyang， China； 2.National ＆ Local Joint Laboratory of Engineering for Effective Utilization of Regional Mineral Resources from Karst Areas， Guizhou 550025， Guiyang， China； 3.Guizhou Engineering Lab of Effective Utilization of Regional Mineral Resources， Guizhou 550025， Guiyang， China） Abstract Flotation tests were conducted to recover gold from a fine disseminated gold deposit in southwestern Guizhou Province， and processing parameters were roughly optimized. It is shown that a closed-circuit flotation flowsheet consisting of one roughing， one cleaning and one scavenging with grinding fineness of -0.075 mm 73.17％， dosage for activator copper sulfate， frother 2＃oil and collector， a mixture of butyl xanthate and butylamine dithiophosphate （4∶1）， respectively， at 200 g／ t， 80 g／ t and 100 g／ t， produced a final gold concentrate grading 2.11 g／ t Au at 39.28％ recovery. Key words fine disseminated； gold deposit； gold recovering； flotation 微细浸染型金矿又称卡林型金矿，在这类矿床中， 金主要呈显微-次显微粒级［1-2］，矿石构造以浸染状为 主；矿物的共生组合与围岩的热液蚀变都以中低温热 液成矿为主要特点；细碎屑岩和碳酸盐类岩石是主要 的金矿床容矿围岩。 我国微细浸染型金矿存在储量较 大、矿石成分复杂等特点，若加以适当的开发利用，将 会给人类带来巨大财富［3］。 目前，国内外许多学者采 用直接浸出、预处理与浸出联合以及浮选［4-6］等方式 对微细浸染型金矿进行了研究。 本文探索了该微细浸 染型金矿的浮选提金工艺。 1 矿石性质 试验所用矿石来自贵州黔西南某矿山，属于微细 浸染型金矿。 原矿 XRD 分析结果表明，原矿中方解石 占 35.54％、石英占 54.20％、黄铁矿占 3.46％、高岭石 占 3.78％、白云石占 3.01％。 原矿化学多元素分析结果见表 1。 表 1 数据表明， 原矿中金品位为 0.73 g／ t，SiO2含量 52.14％，CaO 含量 18.65％。 表 1 原矿化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ Au1） Al2O3As2O3CaOTFe2O3SiO2SO3TiO2LOI 0.734.290.0518.655.1052.143.870.4816.03 1） 单位为 g／ t。 原矿筛析结果见表 2。 由表 2 可以看出，金品位 最高的为-0.045 mm 粒级，然而该粒级产率并不高，因 而金在其中的分布率也不大；其次是＋0.425 mm 粒级， ①收稿日期 2017-10-15 基金项目 贵州省科技合作计划（黔科合 LH 字［2015］7662 号） 作者简介 谢虹忆（1994-），女，云南曲靖人，主要研究方向为矿物加工工程。 通讯作者 黄小芬（1987-），女，四川德阳人，实验师，硕士，主要研究方向为矿物加工工程。 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 该粒级产率较高；其他几个粒级中金产率和品位都不 高，因此对应的分布率不大。 从表 2 推测，金主要分布 于粗粒级以及细粒级中，中间粒级分布相对较少，因此 需要进行一定程度的磨矿，将粗粒级中分布的金暴露 出来，利于通过浮选富集。 表 2 原矿粒度组成及金分布 粒级 ／ mm 产率 ／ ％ 累计产率 ／ ％ 金品位 ／ （gt -1 ） 分布率 ／ ％ ＋0.42564.11 64.110.7166.49 -0.425＋0.257.7371.84 0.475.30 -0.25＋0.156.52 78.360.504.76 -0.15＋0.0755.6283.98 0.433.55 -0.075＋0.0455.6589.63 0.594.86 -0.04510.37 100.001.0015.04 合计100.000.69100.00 2 试验内容与结果 2.1 试验方案 采用碳酸钠和硫酸作 pH 调整剂，丁基黄药和丁 铵黑药作捕收剂浮选载金硫化物矿物，硫酸铜作活化 剂，2＃油作起泡剂。 试验原则流程见图 1。 原矿 磨矿 pH调整剂 活化剂 捕收剂 起泡剂 浮 选 精矿尾矿 图 1 试验原则流程 2.2 磨矿细度试验 合理的磨矿细度能够使矿物达到充分的单体解离。 按照图 1 所示流程，在碳酸钠用量 2 000 g／ t、丁铵黑药 用量 80 g／ t、丁基黄药用量 80 g／ t、2＃油用量 40 g／ t 条 件下，进行了磨矿细度条件试验，结果见表 3。 从表 3 可以看出，随着磨矿细度增加，金精矿品位呈下降趋 势，回收率在-0.075 mm 粒级含量超过 73.17％时大致 呈下降趋势，可能是由于此时磨矿细度过细，导致矿物 产生了泥化现象。 综合判断，较好的磨矿细度为 -0.075 mm 粒级占 73.17％。 2.3 pH 调整剂试验 按照图 1 所示流程，在磨矿细度-0.075 mm 粒级 占 73.17％、硫酸铜用量 200 g／ t、丁铵黑药用量 160 g／ t、 丁基黄药用量40 g／ t、2＃油用量80 g／ t 时，采用苛性钠和 硫酸作矿浆 pH 调整剂，pH 值对浮选效果的影响见表4。 表 3 磨矿细度对浮选效果的影响 -0.075 mm 粒级含量／ ％ 产品 名称 产率 ／ ％ 金品位 ／ （gt -1 ） 回收率 ／ ％ 精矿21.511.2442.34 57.55尾矿78.490.4657.66 原矿100.000.63100.00 精矿26.991.1056.01 73.17尾矿73.010.3244.08 原矿100.000.53100.00 精矿30.431.0048.30 85.35尾矿69.570.4751.90 原矿100.000.63100.00 精矿36.440.8752.83 92.52尾矿63.560.4547.67 原矿100.000.60100.00 表 4 pH 值对浮选效果的影响 pH 值 产品 名称 产率 ／ ％ 金品位 ／ （gt -1 ） 回收率 ／ ％ 精矿36.551.3559.88 5.8尾矿63.450.5240.12 原矿100.000.83100.00 精矿27.701.5055.53 6尾矿72.300.4644.47 原矿100.000.75100.00 精矿33.931.1958.15 7尾矿66.070.4441.85 原矿100.000.70100.00 精矿30.051.2455.23 8尾矿69.950.4344.77 原矿100.000.67100.00 精矿39.770.9964.13 9尾矿60.230.3735.87 原矿100.000.62100.00 精矿33.241.1266.84 10尾矿66.760.2833.16 原矿100.000.56100.00 精矿38.840.8455.54 11尾矿61.160.4344.46 原矿100.000.59100.00 由于矿石中存在大量方解石，在加入硫酸时与其 反应生成大量气泡从而将硫酸消耗，即使硫酸用量增 至 15 000 g／ t，pH 值也仅为 5.8，难以达到降低 pH 值 的目的。 由表 4 可知，pH＞6 时，精矿中金品位大体上 呈下降趋势，原因可能是碱性条件使黄铁矿受到抑制， 粗选精矿中金品位不高，而回收率缓慢上升后下降，在 保证回收率以及考虑经济效益的前提下，选择 pH ＝ 7 （即不加 pH 调整剂）为较优浮选条件。 2.4 捕收剂试验 按照图 1 所示流程，磨矿细度-0.075 mm 粒级占 73.17％、硫酸铜用量 200 g／ t、2＃油用量 80 g／ t 条件下， 采用丁基黄药为捕收剂，考察捕收剂用量对浮选效果 44矿 冶 工 程第 38 卷 万方数据 的影响，结果见表 5。 表 5 捕收剂用量对浮选效果的影响 丁基黄药用量 ／ （gt -1 ） 产品 名称 产率 ／ ％ 金品位 ／ （gt -1 ） 回收率 ／ ％ 精矿27.180.7336.64 100尾矿72.820.4763.37 原矿100.000.54100.00 精矿26.991.1055.83 200尾矿73.010.3244.17 原矿100.000.53100.00 精矿27.381.2653.59 300尾矿72.620.4146.41 原矿100.000.65100.00 精矿14.281.2243.83 400尾矿85.720.2656.17 原矿100.000.40100.00 精矿26.981.0753.04 500尾矿73.020.3546.96 原矿100.000.54100.00 由表 5 可以看出，当丁基黄药用量为 300 g／ t 时， 浮选精矿中金品位相对较高，可达 1.26 g／ t。 当丁基 黄药用量超过 300 g／ t 时，浮选精矿中金品位呈下降趋 势，当丁基黄药用量为 500 g／ t 时浮选精矿中金回收率 虽略有上升，但捕收剂用量较高。 导致这种现象的原 因可能在于，过量的捕收剂破坏了浮选的选择性，将一 些非载金矿物带出水面被刮板刮出，从而降低了浮选 精矿中金品位。 综合考虑品位及回收率，丁基黄药适 宜的用量为 200 g／ t。 黄药疏水能力，亦即捕收能力，在很大程度上取决 于烃基长度。 一般规律是烃基越长，碳原子数越多，捕 收性能越好。 而通常，捕收性越强时选择性越差。 在 贵金属和自然铜、硫化矿物以及铜铅锌的氧化矿物 （经硫化后）的浮选方面，黄药是应用最为广泛的捕收 剂之一。 黑药是一种仅次于黄药的、广泛应用的硫化 矿捕收剂，但黑药具有较强的选择性，同时还兼具一定 的起泡性能，因此考虑采用黄药、黑药联合捕收，以期 获得更佳的效果。 按照图 1 所示流程，在磨矿细度-0.075 mm 粒级 占 73.17％、硫酸铜用量 200 g／ t、2＃油用量 80 g／ t、丁基 黄药和丁铵黑药总用量 200 g／ t 条件下进行了捕收剂 配比条件试验，结果见表 6。 由表 6 可知，相比于单独 使用丁基黄药，加入丁铵黑药后，精矿产率得到了一定 程度提升，精矿品位大致上也有一定提高，可见，丁基 黄药与丁铵黑药联合捕收的效果优于丁基黄药单独作 用。 捕收剂的配比变化对浮选精矿中金品位和回收率 的影响都不大，综合考虑捕收性能以及经济效益，选取 丁基黄药和丁铵黑药配比为 4∶1。 表 6 捕收剂配比对浮选效果的影响 丁基黄药∶丁铵黑药 产品 名称 产率 ／ ％ 金品位 ／ （gt -1 ） 回收率 ／ ％ 精矿34.151.3056.39 4∶1尾矿65.850.5243.61 原矿100.000.79100.00 精矿33.451.2052.59 3∶1尾矿66.550.5447.41 原矿100.000.76100.00 精矿33.471.0554.22 2∶1尾矿66.530.4545.78 原矿100.000.65100.00 精矿26.991.1055.83 1∶ 0尾矿73.010.3244.17 原矿100.000.53100.00 精矿31.341.1951.40 1∶1尾矿68.660.5148.60 原矿100.000.73100.00 精矿34.161.1556.82 1∶2尾矿65.840.4543.18 原矿100.000.69100.00 2.5 活化剂试验 按照图 1 所示流程，在磨矿细度-0.075 mm 粒级 占73.17％、丁铵黑药用量160 g／ t、丁基黄药用量40 g／ t、 2＃油用量 80 g／ t 条件下，考察了活化剂硫酸铜用量对 浮选的影响，结果见表 7。 表 7 活化剂用量对浮选效果的影响 硫酸铜用量 ／ （gt -1 ） 产品 名称 产率 ／ ％ 金品位 ／ （gt -1 ） 回收率 ／ ％ 精矿29.211.3544.07 0尾矿70.790.7155.93 原矿100.000.89100.00 精矿36.661.2155.26 100尾矿63.340.5644.74 原矿100.000.80100.00 精矿25.621.4350.32 200尾矿74.380.4949.68 原矿100.000.73100.00 精矿27.751.3846.89 300尾矿72.250.6053.11 原矿100.000.82100.00 精矿27.041.5148.61 400尾矿72.960.5951.39 原矿100.000.84100.00 由表 7 可知，随着活化剂硫酸铜用量增加，精矿中 金回收率呈先增加后降低的趋势，在硫酸铜用量超过 200 g／ t 时，精矿中金回收率基本呈降低趋势，导致这 种现象的原因可能在于，过量的硫酸铜所产生的铜离 子会在矿浆中与丁基黄药生成黄原酸铜沉淀而增加了 不必要的药剂消耗，从而降低了丁基黄药的捕收性能， 54第 2 期谢虹忆等 黔西南某微细浸染型金矿浮选提金探索研究 万方数据 导致回收率下降。 综合考虑品位、回收率及经济效益， 适宜的硫酸铜用量为 200 g／ t。 2.6 闭路试验 通过正交试验对试验条件进行了优化，在捕收剂 总量 100 g／ t、活化剂硫酸铜用量 200 g／ t、pH＝7（即不 添加 pH 调整剂）条件下试验结果较好，可得到金品位 1.14 g／ t、回收率 61.06％的金精矿。 在此基础上进行 了闭路试验，闭路试验流程见图 2，结果见表 8。 原矿 磨矿 药剂单位g/t -0.075 mm占73.17 粗 选 精 选扫 选 尾矿精矿 硫酸铜 丁基黄药 丁铵黑药 2油 200 80 20 80 硫酸铜 丁基黄药 丁铵黑药 2油 100 40 10 40 图 2 闭路试验流程 表 8 闭路试验结果 产品名称产率／ ％金品位／ （gt -1 ）回收率／ ％ 精矿15.082.1139.28 尾矿84.920.5860.72 原矿100.000.81100.00 由表8 可知，闭路试验所得金精矿金品位2.11 g／ t， 回收率 39.28％。 可见，通过直接浮选处理该微细浸染 型金矿的效果并不是很理想。 3 结 语 1） 黄铁矿是重要的载金矿物之一，但矿石中可能 仍有一部分金赋存于其他矿物中，未能在浮选过程中 得到回收。 2） 在磨矿细度-0.075 mm 粒级占 73.17％，丁基 黄药与丁铵黑药配比为 4∶1、总用量 100 g／ t，活化剂硫 酸铜用量 200 g／ t，起泡剂 2＃油用量 80 g／ t 条件下，采 用一粗一精一扫浮选闭路流程，可得到金品位 2.11 g／ t、 回收率 39.28％的金精矿。 在条件允许的情况下，可适 当增加精选次数。 参考文献 ［1］ 王力娟. 我国微细浸染型金矿的基本特征［J］. 科技信息， 2009 （32）127-128. ［2］ 张轩国，韦龙明，陆 叶，等. 我国微细浸染型金矿的基本特征及 成矿地质背景［J］. 广西轻工业， 2011（5）85-86. ［3］ Forrest K， Yan D， Dunne R. 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