某高硫金矿综合回收浮选试验研究

吴承优

（长沙矿冶研究院有限责任公司）

随着金矿资源的不断开发利用，易处理金矿逐渐减少，难处理金矿的选别成为金矿选矿企业重点考虑的问题。当前的难处理金矿主要包括微细粒嵌布金矿、高硫金矿、高砷金矿、含碳金矿以及含金多金属硫化矿等［1-6］。该研究针对某高硫型难处理金矿石，采用金硫混合浮选—金硫分离—浮硫工艺流程，使用丁基黄药与丁铵黑药组合捕收剂［7］，以黄铁矿为载体矿物，进行金、银、硫的综合回收选矿试验研究，并获得了良好的技术指标，为矿山资源地开发利用和选矿厂可行性研究提供技术依据。

1 原矿性质

原矿化学多元素分析结果见表1。

注：Au、Ag含量单位为g/t。

由表1可知，原矿中可供选矿回收的元素主要是金，含量3.50 g/t，银和硫含量分别达6.31 g/t和5.08%，可作为伴生有益组分综合回收利用，而铜、铅、锌等其他有价金属元素综合利用价值不大。为达到富集载金矿物的目的，需选矿排除的脉石组分主要是SiO2，次为Al2O3、CaO和K2O，四者合计含量达77.72%。对金的回收影响较大的有害元素砷、碳的含量很低，并且碳主要呈碳酸盐的形式存在，有机碳的含量甚微。

矿样主要矿物相对含量分析结果见表2。经镜下鉴定、X射线衍射分析、扫描电镜分析和MLA测定综合研究查明，矿石中的金矿物主要为自然金，偶见银金矿和碲金银矿；金属硫化物主要是黄铁矿，次为磁黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿、黝铜矿；脉石矿物以石英和钾长石为主，其次是方解石、白云石、绢云母、黑云母、高岭石、蒙脱石和重晶石，其他微量矿物为磷灰石、榍石、萤石、石膏和绿泥石等。

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矿石中金矿物最主要的载体矿物是黄铁矿，且绝大部分金矿物均沿黄铁矿粒间或裂隙充填，以粒间金、裂隙金、包裹金形式产出的金矿物分别占金矿物总量的60%，35%，5%。此外，矿石中以黄铁矿为主的金属硫化物具有典型不均匀中细粒嵌布的特征。其中，黄铁矿主要以浸染状的形式嵌布于脉石中，局部聚合成致密团块状集合体，部分矿块因应力作用的影响发生不同程度的碎裂，沿碎裂状黄铁矿粒间、边缘或裂隙可被黄铜矿、褐铁矿、高岭石和蒙脱石等充填交代，集合体粒度一般为0.2～3.0 mm。

适宜的磨矿细度使矿石中绝大部分的金属硫化物得到有效解离是获得理想技术指标的必要条件。因此，对-0.075mm粒级分别占60%、70%和80%的细度条件下试样中金属硫化物（包括黄铁矿、铜矿物和闪锌矿等）的单体解离度进行测定，结果见表3。

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由表3可知，随着细度的提高，矿石中呈单体产出的金属硫化物比例增加；当细度由-0.075 mm60%提高至-0.075 mm80%时，金属硫化物的单体解离度由89.5%增加到97.6%。分析-0.075 mm70%细度条件下试样中金矿物的单体解离度，结果见表4。

由表4可知，在-0.075 mm70%的磨矿细度条件下，有望将单体金、裸露金以及包裹在金属硫化物中的金矿物有效回收，合计回收率约为95%。

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2 试验及结果分析

考虑到黄铁矿等硫化矿是金、银的主要载体矿物，黄铁矿嵌布粒度较粗，但金矿物大多呈不均匀中细粒嵌布，广泛分布在黄铁矿粒间和裂隙中，且黄铁矿等硫化矿的可浮性好。因此，采用混合浮选—金硫分离工艺作为该高硫金矿开发利用的原则流程（图1）。选择适宜的一段磨矿细度，以黄铁矿为载体先进行金硫混合浮选，有利于实现对金、银的浮选回收，防止其损失于尾矿中，从而保证金、银的回收率，然后将混合浮选粗精矿进行金硫分离，在获得金精矿的同时还可得到品位合格的硫精矿，在硫精矿市场行情向好的条件下，硫具有综合回收利用价值。

2.1 混合浮选磨矿细度试验

在丁基黄药用量200 g/t、丁铵黑药用量50 g/t以及自然pH值条件下（室温22℃、矿浆浓度30%，下同）进行金硫混合浮选粗选不同磨矿细度试验，试验结果见表5。

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由表5可知，在磨矿细度为-0.075 mm70%时，可得到产率20.25%、含金16.43 g/t、金回收率94.13%和含银23.90 g/t、银回收率77.22%的混浮粗精矿；若进一步提高磨矿细度，得到的浮选精矿品位提高幅度不大；因此，选择磨矿细度-0.075 mm70%为宜。

2.2 混合浮选调整剂种类试验

在磨矿细度-0.075 mm70%、丁基黄药用量200 g/t、丁铵黑药用量50 g/t的条件下进行调整剂用量试验，试验结果见表6。

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由表6可知，添加各类调整剂后，混浮粗选精矿品位均有所提高，但其回收率降低；因此，后期混浮粗选试验中不添加调整剂。

2.3 混合浮选捕收剂种类试验

在磨矿细度-0.075 mm70%的条件下进行捕收剂种类试验，结果见表7。

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由表7可知，丁铵黑药对微细粒含金矿物的捕收能力较强，浮选尾矿品位较低；选用丁基黄药+丁铵黑药组合使用，可发挥二者的协同效应，提高金、银的回收率，试验获得的浮选精矿指标较好；因此，后期试验采用丁基黄药+丁铵黑药组合捕收剂。

2.4 混合浮选捕收剂用量试验

在磨矿细度-0.075 mm70%的条件下，进行丁基黄药+丁铵黑药组合捕收剂用量试验，结果见表8。

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由表8可知，考虑到后续金硫分离试验将采用石灰对黄铁矿进行选择性弱抑制进而实现金硫分离，因此选择丁基黄药200 g/t与丁铵黑药50 g/t组合的浮选效果最佳。

2.5 混合浮选时间试验

为确定适宜的浮选时间，在磨矿细度-0.075 mm70%、丁基黄药+丁铵黑药用量（200+50）g/t的条件下进行不同粗选浮选时间试验，结果见表9。

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由表9可知，粗选时间达到4 min时，粗选精矿中金的累积回收率达93.79%，再延长浮选时间，对混浮粗选精矿中金的回收率提升作用不大；因此，选择粗选时间4 min为宜。

2.6 金硫分离抑制剂种类试验

矿样经金硫混合浮选1粗1精，可获得金品位25.78 g/t、银品位33.82 g/t以及硫品位33.65%的混合浮选粗精矿。可见，由于矿石中黄铁矿等金属硫化物含量较高，选矿过程中绝大部分的金矿物易随之一起被选出，因此使得金矿物的选矿富集比降低，这也是影响最终金精矿品位的最主要因素。显然，如果浮选过程中能抑制部分不含金的黄铁矿，则金精矿的金品位将有较大幅度的提高。

在磨矿细度-0.075 mm70%的粗选和1次空白精选的基础上，进行金硫分离抑制剂种类试验，结果见表10。

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由表10可知，选用石灰作抑制剂能获得含金61.94 g/t、含银66.99 g/t和含硫36.81%的粗精矿，相比亚硫酸钠等其他抑制剂能更有效地实现金硫分离；因此，选择石灰作为抑制剂。

2.7 金硫分离抑制剂用量试验

在磨矿细度-0.075 mm70%的粗选和1次空白精选的基础上，以石灰作抑制剂进行金硫分离抑制剂用量试验，结果见表11。

由表11可知，随着石灰用量的增加，精矿产率降低，精矿中的金、银品位升高；当石灰用量为750 g/t时，金和银的回收率相对较高；因此，选择石灰用量750 g/t为宜。

2.8 全流程闭路试验

在条件试验和开路试验的基础上，进行金硫混合浮选—金硫分离—浮硫全流程闭路试验，工艺流程及药剂制度见图2，试验结果见表12。

由表12可知，闭路试验最终可获得产率8.33%、含金40.46 g/t、金回收率95.62%和含银52.38 g/t、银回收率68.87%的金精矿，同时可得到产率7.12%、硫品位49.98%、硫回收率70.71%的硫精矿。

3 结语

（1）某高硫金矿石中的金矿物主要为自然金，偶见银金矿和碲金银矿；金属硫化物主要是黄铁矿，次为磁黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿、黝铜矿；脉石矿物以石英和钾长石为主，其次是方解石、白云石、绢云母、黑云母、高岭石、蒙脱石和重晶石。

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（2）该矿中的绝大部分金矿物均沿载金矿物—黄铁矿粒间或裂隙充填，在-0.075 mm70%的磨矿细度条件下，可实现单体金、裸露金以及包裹在金属硫化物中金矿物的有效回收。

（3）采用金硫混合浮选—金硫分离—浮硫工艺，使用丁基黄药与丁铵黑药组合捕收剂，通过1粗1精2扫的混合浮选、1粗1精2扫金硫分离和1次浮硫，可获得产率8.33%、含金40.46 g/t、金回收率95.62%和含银52.38g/t、银回收率68.87%的金精矿，同时可得到产率7.12%、硫品位49.98%、硫回收率70.71%的硫精矿，实现了金、银、硫的综合回收。