某低品位含砷金矿浮选试验研究

文章编号：１００７－９６７Ｘ（２０２１）０３－２７－０４
某低品位含砷金矿浮选试验研究
邵　坤１，刘　敏１，程　亮２，胡志刚１
（１．辽宁省地质矿产研究院有限责任公司，辽宁沈阳１１００３２；２．辽宁工程技术大学矿业学院，辽宁阜新１２３０００）
摘　要：某含砷金矿石中金品位较低，金含量为０．８０ｇ／ｔ，而砷含量较高为０．３７％。

砷以毒砂形式存在，是最主要的有害元素。

金矿物粒度细、包裹体含量低、与硫化物共生密切，因此有利
于抑制砷选金的浮选工艺回收金。

采用粗选２次、精选２次的浮选流程，浮选时以石灰和
水玻璃为调整剂、丁基黄药和丁胺黑药为捕收剂，在磨矿细度为－０．０７４ｍｍ占８８．５％条
件下，获得了金品位为２３．３８ｇ／ｔ、金回收率为８３．２５％的金精矿。

关键词：低品位金矿石；浮选；毒砂
中图分类号：ＴＤ９２３ 文献标识码：Ａ
１　矿石性质
１．１　原矿化学多项分析
原矿化学多项分析结果见表１。

表１　原矿多项分析
Ｔａｂｌｅ１　ＴｈｅＭｕｌｔｉ－ｅｌｅｍｅｎｔｓａｎａｌｙｓｉｓｒｅｓｕｌｔｓｏｆｒａｗｏｒｅ
成分Ａｕ Ａｇ ＣｕＰｂＺｎＴＦｅＳ
含量（％）０．８２４．７８０．００５０．０２４０．０３１５．６５１．４８
成分ＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ＣａＯＭｇＯＮａ２ＯＫ２ＯＡｓ
含量（％）５７．３３２１．８６１．３６１．９３０．６２６．１６０．３７
注： 单位为ｇ·ｔ－１。

由表１可见，该矿石主要回收元素为金。

１．２　原矿筛析
原矿筛析试验结果见表２。

表２　原矿筛析试验结果
Ｔａｂｌｅ２　Ｔｈｅｓｉｅｖｅａｎａｌｙｓｉｓｒｅｓｕｌｔｓｏｆｒａｗｏｒｅ
粒级（ｍｍ）
产率（％）
部分累计
品位
（Ａｕ，ｇ／ｔ）
分布率
（％）
－２～＋１１３．５５１３．５５０．３８６．１１－１～＋０．５２６．０４３９．５９０．５９１８．２２－０．５～＋０．２５１４．６１５４．２００．７７１３．３４－０．２５～＋０．１２５１３．６８６７．８８１．２３１９．９６－０．１２５～＋０．１０２５．２２７３．１０１．６７１０．３４－０．１０２～＋０．０７４５．４９７８．５９１．５５１０．０９－０．０７４～＋０．０４５１０．０５８８．６４１．１４１３．５９－０．０４５１１．３６１００．０００．６２８．３５
合计１００．０００．８４１００．００
从表２筛析粒度分析结果可以看出，载金矿物粒度＋０．０７４ｍｍ占７８．０６％，－０．０４５ｍｍ占８．３５％，这说明金在矿石中的嵌布粒度粗细不均，磨矿时需细磨（流程仅一次磨矿，且－０．０４５ｍｍ金分布最少，说明细磨必要性）方能达到单体解离。

１．３　矿石的物质组成及金矿物的赋存状态
该矿石中的金属矿物以金属硫化物为主，主要为磁黄铁矿、毒砂、黄铁矿、方铅矿、闪锌矿、黄铜矿等。

金属氧化物主要为磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿。

脉石矿物主要为石英、绢云母、绿泥石、碳酸盐及其他矿物。

金银矿物为自然金、银金矿、金银矿、自然银。

通过岩矿鉴定得出金矿石中的金矿物嵌布粒度以中细粒为主，０．０３７～０．０１ｍｍ级别细粒级金占全部金矿物的５３．１８％，０．０５３～０．０１ｍｍ级别的中细粒金银矿物占７９．３０％，－０．０１ｍｍ级别的微粒金占９．９１％，中细粒以下的金银矿物合计为８９．２１％。

矿石中含金矿物以自然金为主占６８．７４％，次为银金矿占２９．８２％，金银矿较少。

金矿物主要赋存以粒间金为主，其中金属硫化物粒间金占２９．４％，金属硫化物与脉石粒间金占２８．５９％，脉石矿物粒间金占１２．４４％。

包裹金占金含量的１８．０７％，其中被磁黄铁矿、毒砂、脉石矿物包裹的分别占２．０１％、６．７８％、９．２８％。

除粒间金和包裹金外，裂隙金占１１．５％。

其中硫化物裂隙中的金约占３．９７％。

由此可见，金矿物与硫化物共生密切。

第３７卷第３期２０２１年６月
有　色　矿　冶
犖犗犖－犉犈犚犚犗犝犛犕犐犖犐犖犌犃犖犇犕犈犜犃犔犔犝犚犌犢
Ｖｏｌ．３７．№３
Ｊｕｎｅ２０２１
收稿日期：２０２１－０２－２２
作者简介：邵　坤（１９８０—），女，硕士，高级工程师，主要从事矿物加工及矿产综合利用研究。

２　选矿试验结果与讨论
目前，金矿石的选矿工艺有堆浸法、氰化法、非氰化法、重选法、浮选法等，根据矿石性质和金矿物的嵌布状态的不同可采用一种或多种工艺联合的选
矿工艺［５～６］。

矿石中的金矿物与金属硫化物共生或
伴生，被称为载金矿物，因金矿物与载金矿物可浮性较好，所以含金硫化矿石常采用浮选工艺进行回收。

本次实验研究对象为硫化物中细粒含砷金矿石，因此重点考查浮选法对金的回收效果。

２．１　磨矿细度试验
在选矿试验中磨矿细度试验非常重要，直接决
定金矿物是否单体解离［
７］
，使载金矿物与脉石矿物有效分选。

试验流程见图１，试验结果见图２。

图１　浮选试验条件及流程
Ｆｉｇ．１　Ｔｈｅｅｘｐ
ｅｒｉｍｅｎｔｆｌｏｗｓｈｅｅｔａｎｄｃｏｎｄｉｔｉｏｎｏｆｆｌｏａｔａｔｉｏ
ｎ图２　磨矿细度试验结果
Ｆｉｇ．２　Ｔｈｅｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌｒｅｓｕｌｔｓｏｆｇｒｉｎｄｉｎｇｓ
ｉｚｅ试验结果表明，随着磨矿细度增加，尾矿金品位逐渐降低，粗精矿产率和金回收率逐渐提高。

当磨矿细度为－０．０７４ｍｍ８８．５％时，粗精矿金品位最高，继续增加磨矿细度，金回收率基本稳定，但由于大量矿泥进入粗精矿，金品位明显降低，因此，确定磨矿细度为－０．０７４ｍｍ８８．５％比较合理。

２．２　ｐＨ调整剂用量试验
常用的ｐＨ调整剂主要有ＣａＯ、Ｎａ２ＣＯ３和Ｈ２ＳＯ４，
其作用是调整介质性质，以提高金矿物的分选效果［８，９
］。

ＣａＯ对毒砂具有抑制作用，Ｎａ２ＣＯ３和
Ｈ２ＳＯ４是硫化物的活化剂。

试验流程见图１
，试验结果见表３。

表３　ｐＨ调整剂用量试验结果
Ｔａｂｌｅ３　ＴｈｅｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌｒｅｓｕｌｔｓｏｆｄｏｓａｇｅｏｆｐＨａｄｊ
ｕｓｔｍｅｎｔ调整剂种类及用量（ｇ／ｔ）产品名称产率（％）品位
回收率
Ａｕ（ｇ／ｔ）Ａｓ（％）Ａｕ（％）Ａｓ（％）ＣａＯ：２０００
粗精矿１９．３４３．１７０．４０７５．４０２２．４７ＣａＯ：１０００粗精矿１７．５６３．８２１．１５８３．４９５４．１２Ｎａ２ＣＯ３：２０００粗精矿８．７６７．７２３．７１８２．３８９３．４０Ｎａ２ＣＯ３：１０００粗精矿８．０４７．８４３．４０８０．３４８５．８３０粗精矿８．８２７．２６３．７２８１．５９９４．７９Ｈ２ＳＯ４：２０００粗精矿９．９６６．７９３．６４８５．４９９６．８１Ｈ２ＳＯ４：
３０００粗精矿
１０．１４
６．９６
３．４７
８７．０１
９６．２４
由表３可见，ＣａＯ对砷矿物（毒砂）有较明显的抑制作用，但ＣａＯ用量过大影响金的回收。

Ｈ２ＳＯ４和Ｎａ２ＣＯ３对毒砂有明显的活化作用，使用Ｈ２ＳＯ４或Ｎａ２ＣＯ３作为调整剂，将使矿石中的砷几乎全部富集进入粗精矿。

综合考虑，确定ｐＨ调整剂采用ＣａＯ，其用量为１０００ｇ／ｔ。

２．３　捕收剂用量试验
本次试验的捕收剂选用实践中应用最为广泛的
丁基黄药和丁胺黑药［１０］
，试验流程见图１，试验结果
见表４。

从表４试验结果可以看出，随着捕收剂用量的增加，精矿产率和金的回收率随之提高，砷在精矿中的回收率也相应提高。

丁胺黑药的选择性较好，单独使用可以明显降低精矿中的砷品位，但金的回收率也有所降低，与砷（毒砂）共生密切的金随砷进入尾矿而损失。

考虑到适当提高丁胺黑药比例有利于
８
２有　色　矿　冶 第３７卷
降低精矿中的砷含量，确定捕收剂粗选总用量为丁
基黄药６０ｇ／ｔ，丁胺黑药１２０ｇ／ｔ。

表４　捕收剂用量试验结果
Ｔａｂｌｅ４　Ｔｈｅｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌｒｅｓｕｌｔｓｏｆｄｏｓａｇｅｏｆｃｏｌｌｅｃｔｉｎｇａｇ
ｅｎｔ捕收剂用量（ｇ／ｔ）产品名称产率（％）品位
回收率
Ａｕ（ｇ／ｔ）Ａｓ（％）Ａｕ（％）Ａｓ（％）粗选一：丁黄４０ 丁黑４０粗选二：丁黄２０ 丁黑２０粗精矿１７．１８２．７５１．０１４７．２５４７．６７尾矿８２．８２０．３４０．２３５２．７５５２．３３原矿１００．０００．７５０．３６１００．００１００．００粗选一：丁黄６０ 丁黑６０粗选二：丁黄３０ 丁黑３０粗精矿１７．５０３．６７１．１６８３．８４５２．８０尾矿８２．５００．１５０．２２１６．１６４７．２０原矿１００．０００．７７０．３８１００．００１００．００粗选一：丁黄４０ 丁黑８０粗选二：丁黄２０ 丁黑４０粗精矿２０．００３．２４０．６７８２．６５３４．３６尾矿８０．０００．１７０．３２１７．３５６５．６４原矿１００．０００．７８０．３９１００．００１００．００粗选一：丁黄０ 丁黑１００粗选二：丁黄０ 丁黑５０粗精矿１９．７４２．７００．４２７０．４１２２．７９尾矿８０．２６０．２３０．３５２９．５９７７．２１原矿１００．０００．７６０．３６１００．００１００．００粗选一：丁黄０ 丁黑７０粗选二：丁黄０ 丁黑４
０粗精矿１５．０３３．７８０．４０７０．４８１６．８２尾矿８４．９７０．２８０．３５２９．５２８３．１８原矿
１００．００
０．８１
０．３６
１００．００
１００．００
２．４　浮选开路试验
通过浮选条件试验，确定了该矿石浮选磨矿细度和基本的药剂制度，以此为基础进行了浮选开路试验，试验流程见图３，试验结果见表５。

图３　浮选开路试验流程及条件
Ｆｉｇ．３　Ｔｈｅｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔｆｌｏｗｓｈｅｅｔａｎｄｃｏｎｄｉｔｉｏｎｏｆｏｐｅｎｉｎｇｃ
ｉｒｃｕｉｔ表５　浮选开路试验结果Ｔａｂｌｅ５　Ｏｐｅｎｉｎｇｅｘｐ
ｅｒｉｍｅｎｔｒｅｓｕｌｔ产品名称产率（％）品位
回收率Ａｕ（ｇ
／ｔ）Ａｓ（％）Ａｕ（％）Ａｓ（％）精矿２．５３２３．５３７．０６７５．４６４８．３０中矿４１．３７１．４３１．０１２．４８３．７４中矿３１２．７５０．３７０．２５５．９８８．６２中矿２４．８２０．４５０．３７２．７５４．８２中矿１１．６９０．３１０．２８０．６６１．２８尾矿７６．８４０．１３０．１６１２．６７３３．２４原矿
１００．００
０．７９
０．３７
１００．００
１００．００
２．５　浮选闭路试验
根据浮选开路试验的结果，第二次扫选产品中矿１的产率和品位较低，金回收率仅为０．６６％，
已表６　浮选闭路试验结果
Ｔａｂｌｅ６Ｃｌｏｓｅｄ－ｃｉｒｃｕｉｔｅｘｐ
ｅｒｉｍｅｎｔｒｅｓｕｌｔ产品名称产率（％）品位
回收率Ａｕ（ｇ
／ｔ）Ａｓ（％）Ａｕ（％）Ａｓ（％）精矿
２．５３２３．５３７．０６７５．４６４８．３０精矿２．８９２３．３８８．０６８３．２５５９．９９尾矿９７．１１０．１４０．１６１６．７５４０．０１原矿
１００．００
０．８１
０．３９
１００．００
１００．００
９
２第３期 邵　坤等：某低品位含砷金矿浮选试验研究
不再使尾矿品位继续降低，因此，闭路试验扫选次数确定为一次。

浮选闭路试验流程见图４，试验结果见表６。

图４　浮选闭路试验流程及条件
Ｆｉｇ．４　Ｔｈｅｅｘｐ
ｅｒｉｍｅｎｔｆｌｏｗｓｈｅｅｔａｎｄｃｏｎｄｉｔｉｏｎｏｆｃｌｏｓｅｃｉｒｃｕｉｔ３　结　论
（１
）该矿石中金是唯一有价矿物，矿石中金属矿物多以硫化物存在且含量较低，主要金属硫化物为磁黄铁矿和毒砂，两者也是主要载金矿物。

本文采用氧化钙抑制砷和选择性好的捕收剂，通过单一浮选达到合理抑制砷和有效回收金。

（２）该矿石以金属硫化物为主，主要为磁黄铁矿、毒砂、黄铁矿、方铅矿、闪锌矿、黄铜矿等矿石。

矿石中金的嵌布粒度较细，中细粒以下（－０．０３７ｍｍ）的金矿物占金矿物总量的８９．２１％。

金矿物的
赋存形式以粒间金和裂隙金为主，两者占全部金矿物的８１．９３％，包裹金占１８．０７％，有利于浮选和浸出工艺回收金。

（３
）通过单一浮选选矿工艺条件试验，最终确定在磨矿细度为－０．０７４ｍｍ含量８８．５％时，金精矿品位２３．３８ｇ／ｔ，金精矿产率２．８９％，金回收率８３．２５％。

可见浮选工艺是处理该金矿石的有效方法，可充分回收矿石中的金。

参考文献：
［１］　崔永霞，
沈　艳．难处理金矿石提炼技术研究进展［Ｊ］．黄金科学技术，２００７，１５（３）：５３－５７．
［２］　俞海平，
刘　菁．难处理金矿石浸出工艺研究进展［Ｊ］．广州化工，２０１１，３９（１７）：２５－２７．
［３］　孙留根，
袁朝新，王　云，等．难处理金矿的提金现状及发展趋势［Ｊ］．有色金属（冶炼部分），２０１５，３８（４）：３８－４３．
［４］　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．
［５］　邓立佳，
代淑娟，宿少玲，等．某低品位微细粒金矿石浮选试验研究［Ｊ］．矿冶工程，２０１７，３７（１）：３１－３３．
［６］　胡熙庚．
浮选理论与工艺［Ｍ］．长沙：中南工业大学出版社，１９８９．
［７］　魏德洲．
固体物料分选学［Ｍ］．北京：冶金工业出版社，２００９，１０．
［８］　胡熙庚．
有色金属硫化矿选矿［Ｍ］．北京：冶金工业出版社，１９８７．
［９］　王彩霞，
张立征，姚　凯．活化调整剂提高选金回收率的研究及应用［Ｊ］．有色金属（选矿部分），２００３，（４）：３２－３３．
［１０］　张泾生、
阙煊兰．矿用药剂［Ｍ］．北京：冶金工业出版社，２００８．犈狓狆犲狉犻犿犲狀狋犛狋狌犱狔狅
狀犉犾狅狋犪狋犻狅狀狅犳犪犔狅狑－犵狉犪犱犲犃狉狊犲狀犻犮犪犾犌狅犾犱犗狉犲ＳＨＡＯＫｕｎ１，ＬＩＵＭｉｎ１，ＣＨＥＮＧＬｉａｎｇ２，ＨＵＺｈｉ ｇａｎｇ
１
（１．犔犻犪狅狀犻狀犵犃犮犪犱犲犿狔狅犳犌犲狅犾狅犵狔犪狀犱犕犻狀犲狉犪犾犚犲狊狅狌狉犮犲狊，犛犺犲狀狔犪狀犵１
１００３２，犆犺犻狀犪；２．犆狅犾犾犲犵犲狅犳犕犻狀犻狀犵，犔犻犪狅狀犻狀犵犜犲犮犺狀犻犮犪犾犝狀犻狏犲狉狊犻狋狔，犉狌狓犻狀１２３０００，犆犺犻狀犪）犃犫狊狋狉犪犮狋：Ｔｈｅｇｒａｄｅｏｆｇｏｌｄｉｎｔｈｅｇｏｌｄｏｒｅｓｉｓｌｏｗ，ｗｉｔｈＡｕ－ｃｏｎｔｅｎｔｏｆ０．８０ｇ／ｔａｎｄｗｉｔｈｈｉｇ
ｈｅｒＡｓ－ｃｏｎｔｅｎｔｏｆ０．３７％．Ａｒｓｅｎｉｃｉｓｔｈｅｍｏｓｔｄａｍａｇｉｎｇｅｌｅｍｅｎｔｏｃｃｕｒｓｉｎａｒｓｅｎｏｐｙｒｉｔｅ．Ｔｈｅｇｏｌｄｍｉｎｅｒａｌａｒｅｏｆｆｉｎｅｐａｒｔｉｃｌｅｓｉｚｅ，ｗｉｔｈｌｏｗｃｏｎｔｅｎｔｏｆｉｎｃｌｕｓｉｏｎａｎｄｉｎｔｅｒｇｒｏｗｔｈｗｉｔｈｓｕｌｆｉｄｅ，ｗｈｉｃｈａｒｅｆａｖｏｒａｂｌｅｆｏｒｉｎｈｉｂ ｉｔｉｎｇａｒｓｅｎｉｃａｎｄｒｅｃｙｃｌｉｎｇｇｏｌｄｂｙｆｌｏｔａｔｉｏｎ．２ｔｉｍｅｓｏｆｒｏｕｇｈｅｒｆｌｏｔａｔｉｏｎａｎｄ２ｔｉｍｅｓｏｆｃｌｅａｎｉｎｇｓａｒｅａｄｏｐｔ ｅｄｉｎｔｈｅｆｌｏｔａｔｉｏｎｐｒｏｃｅｓｓ．Ｌｉｍｅａｎｄｗａｔｅｒｇｌａｓｓａｒｅａｄｊｕｓｔｍｅｎｔａｇｅｎｔ，ａｎｄｓｏｄｉｕｍｂｕｔｙｌｘａｎｔｈａｔｅａｎｄｂｕ ｔｙｌｄｉｔｈｉｏｐｈｏｓｐｈａｔｅａｒｅｕｓｅｄａｓｃｏｌｌｅｃｔｏｒｉｎｆｌｏｔａｔｉｏｎ．Ａｇｏｌｄｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｗｉｔｈａｇｏｌｄｇｒａｄｅｏｆ２３．３８ｇ／ｔａｎｄａｒｅｃｏｖｅｒｙｒａｔｅｏｆ８３．２５％ｃａｎｂｅｒｅｃｏｖｅｒｅｄｕｎｄｅｒｔｈｅｃｏｎｄｉｔｉｏｎｏｆｇｒｉｎｄｉｎｇｆｉｎｅｎｅｓｓｏｆ－０．０７４ｍｍａｃ ｃｏｕｎｔｉｎｇｆｏｒ８８．５％．Ｔｈｅｒａｔｅｏｆｔｈｅｒｅｃｏｖｅｒｙｏｆｆｉｎｅｇｏｌｄｉｓ８３．２５％．犓犲狔狑
狅狉犱狊：ｌｏｗ－ｇｒａｄｅｇｏｌｄｏｒｅ；ｆｌｏｔａｔｉｏｎ；ａｒｓｅｎｏｐｙｒｉｔｅ０
３有　色　矿　冶 第３７卷。