某金矿石选矿试验研究

MINING AND METALLURGICALENGINEERING Vol.37A2April 2017

某金矿石选矿试验研究$

范明阳\\王晓丽、代淑娟\\宿少玲2,胡志刚3

(1.辽宁科技大学矿业工程学院，辽宁鞍山114051; 2.中国科学院金属研究所，辽宁沈阳110016; 3.辽宁省地质矿产研究院，辽宁沈阳110032)

摘要：对某金矿进行了选矿试验研究。原矿磨矿细度为-0.074 mm粒级占97.52%,采用碳酸钠、水玻璃、硫酸铜为调整剂，2#油 为起泡剂，丁铵黑药为捕收剂，通过一次粗选、两次扫选和两次精选闭路试验，获得了精矿金品位27.50 g/t、尾矿金品位0.15 &/t、精 矿产率9.20%、金回收率94.89%的选别指标。关键词：金矿石；浮选；丁铵黑药；工艺流程中图分类号：TD923 文献标识码：A floi:10.3969/j.iwn.0253-6099.2017.02.011文章编号：0253-6099(2017)02-0046-03

Experimental Study on Flotation Technology for Some Gold Ore

FAN Ming-yang1，WANG Xiao-li1，DAI Shu-juan1，SU Shao-ling2，HU Zhi-gang3

Anshan 114051，Liaoning， China; 2.1nstitute of Metal Research, Chinese Academy of Science，Shenyang 110016，Liaoning，China; 3. Liaoning Academy of Geology and Mineral Resources，Shenyang 110032，Liaoning，China)

Abstract： Experimental study was carried out on flotation ol a gold ore. In the test， raw ore was milled to a grinding

fineness ol -0.074 mm 97.52%，sodium carbonate，sodium silicate and copper sulfate were taken as regulators，while 2# oil and ammonium dibutyl dithiophosphate were used respectively as frother and collector. A closed-circuit flowsheet consisting ol one stage ol roughing，two stages of scavenging and two stages of cleaning resulted in a 94.89% recovery into the concentrate grading 27.50 g/t Au with a yield of 9.20%，while the content of gold in the tailings reduced to

(1. School of Mining Engineering， University of Science & Technology of Liaoning，

0.15 g^t.

Key words ： gold ore; flotation ； ammonium dibutyl dithiophosphate; processing flowsheet

随着世界经济的快速发展及人们生活水平的提 高，黄金的需求量随之增加，难处理金矿石回收利用研 究也愈加受到关注。金矿石处理通常有重选法、混汞 法、浮选法、氰化法、卤化法、微生物法等几种手段。其 中随着浮选药剂不断更新，浮选法已成为黄金生产的 重要方法。在原生矿床中，金常与黄铁矿、黄铜矿、毒 砂、砷黄铁矿等硫化矿物共生，采用浮选法富集载金硫 化物，从而实现对金的回收[|-6]。

本次试验试样中金矿物为自然金，粒度均为细微 粒，多包裹在黄铁矿中，部分充填在黄铁矿的裂隙中及 黄铁矿与其他矿物如脉石矿物、闪锌矿粒间，少量自然 金包裹在方铅矿和嵌布在脉石中，未发现自然金与黄 铜矿、毒砂、石墨等矿物有直接的嵌布关系。黄铁矿是 重要的载金矿物。本次试验针对该矿石特点，进行了

由表1可知，原矿中可供选矿富集回收的元素为

2.68Pb

0.15

系统研究，确定了药剂制度和选别工艺流程，选矿指标 理想。

1矿石性质

原矿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)/%

Au。

Ag1)

4.67

TFe

4.98

As0.21Al2〇3

13.18

S

5.72

C

1.07

Zn

0.18

Si〇2

67.46

CaO

1.96

MgO

1.57

1)单位为g/t

①收稿日期：2016-10-12

基金项目：国家自然科学基金（51574146)作者简介：范明阳（1991-)，男，辽宁海城人，硕士，主要从事矿物分离理论与工艺研究。通讯作者：王晓丽（ 1980-)，女,新疆石河子人，博士，讲师，主要从事矿物加工与功能性矿物材料及资源综合利用研究

第2期

范明阳等：某金矿石选矿试验研究

47

金;铜、铅、锌等元素品位均较低,无回收价值;矿石中 含有一定量的砷，影响金的回收;且矿石中含有少量石 墨，破碎后易附着在硫化矿表面,影响硫化矿的回收。

通过对矿石的矿物组成及含量统计发现,该矿石 矿物组成复杂，矿物种类多。矿物中硫、铁、砷、铜、铅、 锌等均以独立矿物存在。黄铁矿是主要的含硫独立矿 物，磁黄铁矿含量为微量;砷的独立矿物为毒砂;锌的 独立矿物为闪锌矿;铅的独立矿物为方铅矿;铜的独立 矿物主要为黄铜矿，另含微量黝铜矿;矿石中还含有石 逐步提高，并实现较好地分离。但磨矿细度提咼到

-0.074 mm粒级占97.52%时，大量细泥进人精矿，粗 精矿产率增大，品位降低，同时回收率降低,尾矿品位 提高，说明细磨后分选效果变差。因此，确定磨矿细度 为-0.074 mm 粒级占 91.65%。2.2 pH调整剂试验

浮选矿浆pH值对浮选指标有很大的影响，药剂在 适当的PH条件下才会充分发挥作用。试验用碳酸钠 和硫酸2种pH调整剂作比较，在磨矿细度为-0.074 mm 墨和褐铁矿;金矿物为自然金，为该矿的回收矿物。非 金属矿物主要有石英和长石，其次为白云母、绢云母、 黑云母和碳酸盐矿物等。

2试验研究

该金矿石中的金矿物为自然金，粒度均为细微粒，

赋存状态主要为包裹金和粒间金，适宜用浮选法回收 矿石中的金。矿石中含少量砷和碳，磨矿较细容易造 成泥化、过磨等现象，给后期选别带来困难，因此控制 磨矿细度和磨矿后调浆是研究的关键[7—s]。2.1磨矿细度试验

浮选前先对矿石进行磨矿作业，使矿石中有用矿 物与脉石矿物得到单体解离，并且能够达到浮选适宜 的粒度[9]。磨矿细度试验流程见图1，结果见图2。

i原矿

g/t

}L碳酸钠

1000

i^黄药50丁铵黑50l

选#2油

40

4 mind

粗精矿 尾矿

图1磨矿细度试验流程_

on

€14

85.

承6>J}//褂5每n}80

<.g回fw f

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lf

w

75

50 60 70 80 90100

-0.074 mm粒级含量/%

图2磨矿细度试验结果

试验中，随着磨矿细度增加，粗精矿产率降低,粗 精矿品位和回收率增加,说明金及载金矿物的解离度

粒级占91.65%条件下，考察不同的矿浆pH值对浮选效 果的影响,试验流程同图1，结果见表2。

表2 pH调整剂试验结果

pH调整剂种类及用量

粗精矿产率

粗精矿金品位粗精矿回收率

/(g.t-1)/%/(g.t-1)

/%

Na2C〇3 2 00020.5211.8091.58Na2C〇3 1 000

20.2811.5089.04自然pH值

23.14

7.00

61.13H2S〇4 1 500

22.11

10.00

83.52H2S〇4 3 000

17.7811.20

75.88

由表2可知，与不使用调整剂（自然pH值）相比, 2种调整剂对提高精矿回收率均有利，并且碱性矿浆的 分选指标优于酸性矿浆，碳酸钠用量2 000 g/t时，粗精 矿金品位为11.8 #t，回收率达到91.58%，尾矿品位较 低，因此，确定矿浆调整剂为碳酸钠，用量为2 000 g/t。 2.3分散剂用量试验

水玻璃是硫化矿浮选中常用的抑制剂，能够对石 英、硅酸盐等脉石矿物起到有效的抑制作用。水玻璃 也是矿泥分散剂，能够改善泡沫粘稠现象，提高精矿品 位和回收率[10]。水玻璃用量试验流程同图1，结果见 表 3。

表3水玻璃用量试验结果

水玻璃用量粗精矿产率

粗精矿金品位粗精矿回收率

/(g”-1)

/%

，(g.t-1)

/%

020.5211.8091.581 00023.1210.4092.322 000

20.90

9.50

74.48

由表3可知,水玻璃用量为1 000 g/t时,粗精矿 产率和回收率略有增加,水玻璃用量为2 000 g/t时, 粗精矿产率、品位和回收率均有明显下降，说明水玻璃 用量过大，对目的矿物的浮选有较强的抑制作用。因 此,水玻璃用量以1 000 g/t为宜。2.4活化剂用量试验

硫酸铜是金属硫化矿浮选中常用的活化剂，通过 铜离子在硫化矿表面的置换反应，形成硫化铜薄膜，能

48矿冶工程第37卷

够使捕收剂更加牢固地吸附在硫化矿表面，提高载金硫 化矿的可浮性，从而提高硫化矿分选效果[11-12]。试验 选取硫酸铜作为活化剂,试验流程同图1，结果见表4。

表4

硫酸铜用量

/(g.t-1)

硫酸铜用量试验结果

粗精矿金品位，(g.t-1)

11.5010.40

粗精矿回收率

/%

89.0492.3277.83

从图3可知，丁铵黑药用量增加，粗精矿产率增 加，精矿品位降低,精矿回收率和尾矿品位变化不大。 说明在适当的药剂用量范围内，矿石中的金矿物可以 得到较有效回收。考虑到药剂用量高时，粗精矿品位 较低，其中夹杂大量矿泥等脉石矿物，不利于精选作业 提高品位，故丁铵黑药用量确定为75 #t。2.6闭路试验

磨矿细度-0.074 mm粒级约占91.65%，碳酸钠用 量2 000 #t，水玻璃用量1 000 #t，硫酸铜用量500 #t，丁铵黑药用量75 g/t，2#油用量40 g/t，进行一次粗选、 粗精矿产率

/%

20.2823.1218.41

0

500

1 00011.20

试验结果表明，适当添加硫酸铜可以提高精矿回 收率,但硫酸铜添加量过大，矿浆表面张力增加，矿化 泡沫变脆，造成泡沫层稳定性变差，精矿产率和回收率 降低。确定硫酸铜适宜用量为500 g/t。2.5捕收剂配比及用量试验

丁黄药和丁铵黑药是有色金属硫化矿和金矿石选 矿中应用最为广泛的捕收剂。试验考查了这2种药剂 的配比对该金矿石分选效果的影响，试验流程同图1， 结果见表 5。

表5

捕收剂配比试验结果捕收剂用量/(g.t-1) 粗精矿产率

粗精矿金品位粗精矿回收率

丁黄药

丁铵黑药

/%

/(g.t-1)/%

100

0

14.3212.6068.46752517.78

11.4077.15505022.12

10.4086.5325

75

23.979.9089.400100

24.49

9.70

90.77

结果表明，在相同的药剂用量条件下，单独使用丁 黄药效果较差，并且随着丁铵黑药占比增加，精矿产率 和回收率趋于增加;单独使用丁铵黑药,粗精矿产率和 回收率较高。因此，试验确定只使用丁铵黑药一种药 剂作为捕收剂。

按照图1所示流程进行了捕收剂丁铵黑药用量试 验，结果见图3。

8

88.

8.

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g8.4

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f

8

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2 8.0

60

80

100

120 140

160

80 丁铵黑药用量/(g. f1)

图3 丁铵黑药用量试验结果

两次扫选、两次精选的闭路试验，试验流程见图4,结 果如表6所示。结果表明,通过闭路试验，最终获得了 金品位27.50 g/t、金回收率94.89%的金精矿和金品位 0.15 g/t、金回收率5.11%的尾矿，金回收效果较好。

原矿

药剂单位：g/t

磨矿 〇 -0.074 mm 占 91.65%

3 minx碳酸钠 20003 m3 minxinx;玻4 1000硫酸铜 5002 minx 丁铵黑药 751 minx 2# 油 40

粗选

4 min

3 minx硫酸铜 200 3 minx水玻璃 500

2 minx 丁铵黑药 30 1 minx 2# 油 20

精矿

尾矿

图4

闭路试验流程

表6

闭路试验结果

产品名称产率/%金品位/(g.t-1)

回收率/%精矿9.2027.5094.89尾矿90.80

0.155.11

原矿

100.002.67

100.00

3结

论

1)

矿石中主要金属矿物为黄铁矿和毒砂,其余

属矿物含量较少，黄铁矿为主要载金矿物。金是唯一 有价矿物。矿石中的金矿物为自然金，粒度均为细微 粒。金矿物赋存形式主要以包裹金和粒间金为主。

2)

确定碳酸钠为矿浆调整剂，水玻璃为脉石矿

抑制剂，硫酸铜为活化剂，2#油为起泡剂,丁铵黑药为捕

(下转第53页)

第2期闵程等：复配阴离子捕收剂在高磷鲕状赤铁矿反浮选中的应用53

表6

产品

名称

粒级

最终产品粒度筛析结果

产率/%

品位/%

分布率/%

参考文献：

TFe

8.09

/mm

+ 0.074-0.075 + 0.044

TFe

50.5455.4656.7355.9455.4939.0845.5248.2250.8149.4227.4431.4431.9635.7433.71

P

0.51

P

19.6618.4411.5750.33

[1][2]

闫武，张裕书，刘亚川.鄂西某高磷鲕状赤铁矿浮选工艺研究 [」].中国矿业，2011( 11):71-73.

苏建芳，郑桂兵,朱阳戈，等.高磷鲕状赤铁矿脱磷技术研究现状 [」]■现代矿业，2013(7):1-6.

8.88

20.2315.6855.21

0.21

0.17

20.22

16.0355.66

精矿-0.044+0.037

-0.037合计+0.074-0.075+0.044

0.21

0.232.261.260.79

[3] 闫武，张裕书,刘亚川.EM-501对高磷鲕状赤铁矿的脱磷效果

[」].金属矿山，2010(8):55-58.

[4] 张汉泉，付金涛,路漫漫，等■高磷鲕状赤铁矿动态磁化焙烧-磁选

试验研究[」]■矿冶工程，2015(2):47-49.

[5] 孙永升,韩跃新，高鹏，等■高磷鲕状赤铁矿石深度还原探索性

试验研究[」]■矿冶工程，2015(5):68-71.

[6] Hongliang Han, Dongping Duan, Xing Wang, et al. Innovative Meth­

100.00

2.5913.9013.7369.78

100.00

2.0512.8013.4071.75

100.00

7.2921.8213.5157.38

中矿-0.044+0.037

-0.037合计+0.074-0.075+0.044-0.044+0.037

-0.037合计

0.66

0.803.572.612.031.511.95

100.00

4.2022.9818.4154.41

100.00

3.4221.4317.4657.69

100.00

7.7130.8419.2142.24

od for Separating Phosphorus and Iron from Higli-Pliospliorus Oolitic Hematite by Iron Nugget Process[C]#Metallurgical and Materials Transactions B, The Minerals, Metals & Materials Society and ASM International, 2014,45B,2014(10) ：1634-1643.

[7] 张锦瑞，胡力可,梁银英，等■难选鲕状赤铁矿的研究利用现状及

展望[」]■中国矿业，2007,16(7):74-76.[8]

尾矿

100.00100.00100.00

3结

1)

论

陈敏■鄂西鲕状赤铁矿磁化焙烧-弱磁选-反浮选工艺及焙烧性 能研究[D]■武汉:武汉理工大学资源与环境工程学院，2012.

通过反浮选工艺参数单因素条件试验,以复配

阴离子捕收剂915MB作为高磷鲕状赤铁矿反浮选捕 [10]收剂，确定最佳浮选条件为:磨矿细度-0.074 mm粒级 占90%,试验温度25丈，粗选NaOH用量1 000 g/t、淀 粉用量1 000 g/t、氧化钙用量500 g/t、915BM用量600

g/t,精选 915BM 用量 200 g/t。

[9] 郑贵山■鄂西高磷鲕状赤铁矿分选的研究[D] ■沈阳:东北大学资

源与土木工程学院，2010.

张汉泉，汪凤玲，李浩■鲕状赤铁矿磁化焙烧-磁选-反浮选降

磷试验[」]■武汉工程大学学报，2011,33(3):29-31.

[11] Baioumy H M. Iron-phosphorus relationship in the iron and phos­

phorite ores of Egypt[」]. Chemie der Erde, 2007,67(3):229-239.

[12]

葛英勇，陈达,余永富■耐低温阳离子捕收剂G-601反浮选磁王春梅，葛英勇，王凯金，等■ GE-609捕收剂对齐大山赤铁矿反铁矿的研究[」]■金属矿山，2004(4):32-34.

2)

闭路试验获得的铁精矿铁品位55.90%、磷含 [13]

量0.25%,降磷率达到了 80.09%,铁回收率80.73%。

浮选的初探[」]■有色金属（选矿部分），2006(4):41-43.

[14] 陈达■阳离子捕收剂分离磁铁矿和石英的研究[D]■武汉:武3) 对浮选精矿、尾矿和中矿分别进行分析，结果

汉理工大学资源与环境工程学院，2004.

表明，磷在粗粒级（+0.044 mm)中的分布率相对较高，

要进一步降低产品中磷含量，必须增加磨矿细度。反 浮选最终精矿多元素分析结果表明，铁精矿中杂质 AI2O3和Si〇2含量仍偏高。要降低硅铝杂质含量，还 要进一步研究。

(上接第48页）

[15] 唐晓玲，陈毅琳，高泽宾，等■酒钢选矿厂焙烧磁选铁精矿阳离子

反浮选生产实践[」]■金属矿山，2008(11):43-46.

引用本文：闵程，胡向梅，张汉泉■复配阴离子捕收剂在高磷鲕状赤铁矿反浮选中的应用[」]■矿冶工程，2017,37(2):49-53.

收剂,通过一次粗选、二次扫选和二次精选的浮选闭路 流程获得了精矿金品位27.50 g/t、尾矿金品位0.15 g/t、 精矿产率9.20%、金回收率94.89%的指标，效果较好， 可以为该金矿的开发利用和确定合理的工艺流程提供 技术依据。参考文献：

[1][2]

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(3):44-47.

曾建红.某含金低品位铅锌硫化矿选矿工艺研究[」].矿冶工程， 2015(3)：48-50.

[3] 童雄，李志章.金矿石浮选试验研究[」]■黄金，1996,17(11):

39-41.

[4] 苏恩清.强化金和黄铁矿的浮选研究[」].中南冶金地质，1992

(2) ：80-86.

[5] 王伊杰,文书明，刘丹，等.黄铁矿包裹金的浮选试验研究[」].

稀有金属，2015,39(6):546-553.[6]

杜飞飞，杨志军，郭存丰■某金矿浮选试验研究[」]■现代矿业， 2012(1)：30-34.

[7] 孙忠梅，孙春宝，甘永刚■贵州某卡林型金矿浮选工艺研究[」]■

矿产综合利用，2014(5):34-37.[8]

代淑娟，胡志刚，韩佳宏，等■某金矿浮选及重选-浮选试验研究 [」]■矿山机械，2013,41(10):93-96.

[9] 李翠芬，李莹，高志，等■河南某金矿选矿试验研究[」]■中国

矿业，2012,21( 11):95-98.[10] [11][12]

胡为柏■浮选[M]■北京:冶金工业出版社，1983.

韦德科，崔湘玲■丫他微细粒浸染型金矿选矿试验研究[」]■矿

产保护与利用，2010(4):30-32.有色矿冶，2009,25(4):26-28.

周东琴，代淑娟，李宏伟，等■新疆某原生金矿选矿试验研究[」]■

引用本文：范明阳，王晓丽，代淑娟，等■某金矿石选矿试验研究[」]■矿 冶工程，2017,37(2):46-48.