某难选金矿浮选工艺优化研究及应用

彭科淇 周瑞仙

（贵州紫金矿业股份有限公司）

贵州某含硫碳砷难选难冶原生矿石在二价硫含量5.11%，有机碳含量1.28%，砷含量0.33%的前提下，采用现场药剂制度及2粗2精4扫浮选工艺流程，金精矿回收率较低，尾矿金流失严重，不能满足企业发展需要。基于此，本文对中矿产品性质进行研究分析，结合生产现状，对现场药剂制度进行优化改进，联合中矿再磨工艺流程。技改后，浮选指标显著提升，尾矿金损失减少，回收率上升，有效解决了企业选矿难题，减少了经济损失。

原矿化学多元素分析结果见表1。硫化矿作为主要载金矿物，主要为黄铁矿，少量毒砂，微量磁黄铁矿及闪锌矿；
脉石矿物主要为白云石、铁白云、石英、绢云母。原矿矿物组成及含量见表2。

注：Au、Ag单位为g/t。

由表1可知，原矿金品位3.96 g/t，银品位较低，不具有经济回收价值，二价硫品位5.11%，有机碳含量1.28%，砷含量0.33%；
主要脉石矿物SiO2含量36.75%、CaO 含量9.53%、MgO 含量1.50%、Al2O3含量4.83%，其他元素含量较低。

矿山原生矿石属于卡林型金矿，嵌布粒度微细，解离难度大，磨矿细度要求高。前期研究表明，磨矿细度约为-0.074 mm90% 时，硫化矿解离程度较好［1-3］。故此次未对磨矿细度进行单因素试验，主要针对药剂制度用量进行优化试验，最终选定适宜的药剂用量后，联合中矿再磨工艺进行闭路试验及工业试验。

浮选药剂Na2CO3、CuSO4、丁基黄药+丁铵黑药及2#油用量条件试验均采用2 次粗选开路浮选流程（图1）。结合现场生产实际，固定磨矿细度为-0.074 mm90%，初定Na2CO3用量5 000 g/t、CuSO4用量400 g/t、丁基黄药+丁铵黑药用量（350+150）g/t、2#油用量75 g/t进行各浮选药剂单一变量优化试验。

2.1 碳酸钠用量条件试验

碳酸钠用量条件试验结果见图2。

由图2 可见，随着Na2CO3用量的增加，精矿金品位、回收率先增加后降低；
有研究表明：硫化物浮选时系统适宜的pH值为9～10［4］，当Na2CO3用量为5 000 g/t时，现场实测矿浆pH 值为9.6，系统pH 值为适宜，可获得精矿金品位20.10 g/t、金回收率18.44%的较理想指标；
Na2CO3不仅能调节矿浆pH值，还具有分散剂的作用，还能清除矿物表面黏附的Ca2+、Mg2+等有害离子对浮选的影响，从而降低捕收剂的用量［5-6］；
综合考虑，Na2CO3较佳药剂用量为5 000 g/t。

2.2 硫酸铜用量对浮选的影响

硫酸铜用量条件试验结果见图3。

由图3 可见，随着CuSO4用量的增加，精矿金品位在15.5～16.9 g/t，上升缓慢，变化不显著，而回收率呈先增加后降低的趋势；
分析原因，CuSO4对载金黄铁矿和毒砂有活化作用，但其用量过大时，会与黄药类捕收剂相互反应，减少了铜离子和黄原酸根离子在黄铁矿表面的吸附量，故黄铁矿表面氧化产生的疏水性减少，从而导致硫化矿回收率下降［7-8］；
综合考虑，CuSO4用量不宜过大，用量500 g/t为宜。

2.3 捕收剂用量对浮选的影响

捕收剂用量条件试验结果见图4。

由图4 可见，随着捕收剂用量的增加，精矿金品位先增加后缓慢降低，精矿品位在13.2～15.2 g/t，整体变化不显著，但金回收率则上升显著，金回收率为15.21%～39.48%；
这是因为随着捕收剂用量的增加，导致脉石矿泥机械夹带作用加剧，使得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，造成精矿金品位有所下降而金回收率上升［9］；
由原矿性质分析可知，原生矿有机碳高达1.28%，在浮选过程中，碳质物会吸附丁基黄药和丁铵黑药，致使捕收剂用量增大［10］，碳质物还能在黄铁矿表面罩盖，降低矿物的可浮性［11］；
综合考虑，捕收剂较佳用量为（470+250）g/t。

2.4 2#油用量对浮选的影响

2#油用量试验结果见图5。

由图5 可见，随着2#油用量的增加，精矿金品位及金回收率呈上升趋势，浮选指标较好；
起泡剂用量增加，矿化产生的气泡数量也增加，气泡变得稳定，使得表面有一定疏水程度的硫化矿与气泡碰撞和黏附的概率增加，进而回收率增大［12-13］；
当2#油用量为100 g/t 时，精矿金品位高达22.4 g/t，金回收率为27.48%，各项浮选指标综合较优，为适宜用量。

3.1 中矿产品解离连生情况分析

精选1 尾矿及扫选1 精矿中硫化物粒度解离连生情况见表3、表4。

注:“x”为复合颗粒中目标矿物的面积占比，x=100 为解离单体，50≤x＜100为富连生体，x＜50为贫连生体，下表同。

由表3 可知，原浮选流程精选1 尾矿中硫化物的解离单体占54.23%，粒度主要在0～38 μm；
富连生体占17.24%，粒度主要在20～75 μm；
贫连生体占28.53%，粒度主要在0～38 μm。精选1 尾矿中损失的硫化物主要是0～38 μm 的解离单体，说明精选1浮选作业时间不足，是造成作业回收率不高的主要原因，故延长浮选时间是有必要的。

由表4 可知，扫选1 精矿中硫化物的解离单体占32.70%，粒度主要在0～38 μm；
富连生体占19.47%，粒度主要在20～150 μm；
贫连生体占47.83%，粒度主要在0～75 μm。扫选1 精矿中主要富集0～38 μm的硫化物解离单体及0～75 μm 的硫化物贫连生体，少量的10～150 μm硫化物富连生体。

精选1尾矿中富连生体占17.24%，在系统浮选时间短且又要控制精矿品位的过程中，该部分矿物容易在系统中不断循环累积，系统平衡后易掉槽跑尾造成金损失。扫选1精矿中富连生体占19.47%，占比也较高。因此，通过中矿再磨进一步加强硫化物的解离，将有利于金的浮选回收，减少金的损失和提高精矿金品位。

3.2 中矿再磨闭路试验

由以上分析结果可知，需适当延长精选作业时间并进一步加强富连生体硫化物的解离，结合现场现有浮选设备情况，对浮选工艺进行改造，将原流程精选1 尾矿和扫选1 精矿单独再选，尽可能回收中矿已解离的硫化物单体，避免造成过磨，提升作业回收率，再选精矿返回粗选作业，提升精矿品位，尾矿则返回磨机再磨，试验流程见图6，试验室闭路试验结果见表5。

由表5 可知，优化药剂制度联合中矿再磨工艺流程，获得的精矿金品位为27.30 g/t，尾渣金品位0.92 g/t，金回收率82.73%，综合指标优于现场指标。

3.3 中矿再磨工业试验

2020年5月对现场设备改造后进行工业试验，因中矿再选尾矿返回磨机再磨，为了降低磨机循环负荷及增加浮选时间，经现场流程考察后，因磨机负荷偏大，故将磨浮单系列处理量由900 t/d 降至800 t/d，保障生产调试平稳。工艺技改前后浮选指标见表6、图7。

由表6 及图7 可知，优化药剂制度联合中矿再磨工艺后，虽然浮选药剂用量整体呈上升趋势，但浮选指标提升较为显著，精矿品位提高了1.22 g/t，尾矿品位降低了0.26 g/t，金回收率提高了2.36个百分点。

（1）某难选金矿原矿金品位3.96 g/t，二价硫品位5.11%，金硫比仅为0.77，有害元素有机碳含量1.28%，砷含量0.33%，该矿属于卡林型金矿，嵌布粒度微细，有害元素含量高，较难选别。黄铁矿为主要的载金硫化矿，占比10.39%，脉石矿物主要为白云石、铁白云、石英、绢云母。

（2）药剂制度优化后，确定的Na2CO3用量5 000 g/t、CuSO4用量500 g/t、丁基黄药+丁铵黑药用量（470+250）g/t、2#油用量100 g/t，新浮选流程为2 粗2 精3 扫+中矿再选再磨工艺，浮选指标提升显著，精矿品位提高了1.22 g/t，尾矿品位降低了0.26 g/t，金回收率提高了2.36 个百分点。