黄金科学技术
img

QQ群聊

img

官方微信

  • CN 62-1112/TF　
  • ISSN 1005-2518　
  • 创刊于1988年
高级检索
作者投稿 专家审稿 编辑办公

黄金科学技术, 2021, 29(5): 761-770 doi: 10.11872/j.issn.1005-2518.2021.05.152

采选技术与矿山管理

某含碳微细粒难处理金矿浮选提金工艺研究

吴天骄,, 曹欢,, 牛芳银, 靳建平, 王海军, 陈军, 卫亚儒

西安西北有色地质研究院有限公司，陕西 西安 710054

Study on Gold Extraction from a Carbon-bearing Fine-grained Refractory Gold Ore by Flotation Process

WU Tianjiao,, CAO Huan,, NIU Fangyin, JIN Jianping, WANG Haijun, CHEN Jun, WEI Yaru

Xi’an Northwest Geological Institute for Nonferrous Metals Co. ，Ltd. ，Xi’an 710054，Shaanxi，China

通讯作者: 曹欢（1992-），女，陕西榆林人，工程师，从事资源综合利用研究工作。1443479028@qq.com

收稿日期: 2020-08-24   修回日期: 2021-09-10  

Received: 2020-08-24   Revised: 2021-09-10  

作者简介 About authors

吴天骄（1983-），男，贵州黔东南人，高级工程师，从事选矿与矿山选矿厂生产调试研究工作77096499@qq.com , E-mail：77096499@qq.com

摘要

某含碳微细粒金矿金含量为5.56×10-6，大部分金呈微细粒包裹于含碳硅质板岩碎屑中，有机碳和石墨含量分别为1.33%和1.50%，是典型的含碳难处理金矿。为实现该含碳难处理金矿的浮选预富集，进行了先浮选碳质后浮选金和直接浮选金等不同工艺流程的探讨试验，并在最佳流程基础上进行了直接浮选工艺的条件优化试验。结果表明：采用直接浮选工艺可以获得品位较高的金精矿，当磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%时，可获得金品位为30.01×10-6，回收率为76.18%的金精矿，金回收率较先浮选碳质后浮选金工艺明显提高；调整工艺流程结构，采用一段粗磨浮选—扫选精矿再磨浮选工艺，可获得金品位为33.45×10-6、金回收率为79.93%的金精矿。该流程选矿指标相较于一次磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%的指标更优，是适宜含碳微细粒难处理金矿石的处理流程。

关键词： 含碳金矿 ; 微细粒金 ; 难处理金矿 ; 选矿富集 ; 浮选工艺 ; 阶段磨矿

Abstract

Carbon-bearing gold ores account for more than 20% of the total gold deposits in China，so the treatment technology of carbon-bearing gold ores has been widely concerned.The flotation of carbon-bearing gold deposits mainly adopts the two following technologies，one is to remove carbon first then float the gold-bearing minerals，the other is to float carbon and gold-bearing minerals together.In the process of carbon removal，some gold is often lost in the carbon ore，resulting in a low total gold recovery.Therefore，it is of great significance to carry out the research on the direct flotation technology of carbon-bearing gold ores.The content of a carbon-containing fine-grained gold is 5.56×10-6.The gold mainly exists as naked or half naked and silicate package gold，and the grain size of the gold inlay is uneven.Natural gold is closely related to fine-grained cryptocrystalline quartz and carbon，and most of them are wrapped in carbon-containing siliceous slate clastics as fine particles.The harmful element carbon in the ore is relatively high，the organic carbon and graphite content is 1.33% and 1.50% respectively，which is a typical carbon-containing refractory gold mine.In order to realize the pre-enrichment of this refractory carbon-bearing gold ore by flotation，different technological processes such as carbon flotation followed by flotation gold and direct flotation gold were investigated and the conditions of direct flotation were optimized.The results show that higher grade gold concentrate can be obtained by direct flotation.According to the condition optimization test，the gold concentrate with a gold grade of 30.01×10-6 and a recovery rate of 76.18% can be obtained when the grinding fineness is -0.074 mm ac-counting for 85%.Its gold concentrate grade and recovery are both higher than the condition of grinding fineness is -0.074 mm accounted for 75%.The results also prove that the reason why the gold containing carbon is difficult to be treated is that the carbon and gold are closely related and belong to fine grain.By adjusting the structure of the technological process，the gold concentrate with 33.45×10-6 gold grade and recovery of 79.93% can be obtained by adopting a coarse grinding flotation-sweep concentrate and then grinding flotation.Compared with the index of one-time grinding process with ginding fineness of -0.074 mm accounting for 85%，this pro-cess is better，and the reduction of grinding energy consumption is reduced，making it an appropriate treatment process for this ore.

Keywords： carbon-bearing gold ore ; fine-gained gold ; refractory gold mine ; mineral processing enrichment ; flotation process ; stage grinding

PDF (1326KB) 元数据 多维度评价 相关文章 导出 EndNote| Ris| Bibtex  收藏本文

本文引用格式

吴天骄, 曹欢, 牛芳银, 靳建平, 王海军, 陈军, 卫亚儒. 某含碳微细粒难处理金矿浮选提金工艺研究[J]. 黄金科学技术, 2021, 29(5): 761-770 doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2021.05.152

WU Tianjiao, CAO Huan, NIU Fangyin, JIN Jianping, WANG Haijun, CHEN Jun, WEI Yaru. Study on Gold Extraction from a Carbon-bearing Fine-grained Refractory Gold Ore by Flotation Process[J]. Gold Science and Technology, 2021, 29(5): 761-770 doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2021.05.152

随着经济的快速发展和黄金资源的不断开采，复杂难处理金矿资源已成为世界各国黄金生产的重要原料（孙留根等，2015；彭晓，2016；陈军等，2018；朱长亮等，2009；Jin et al.，2019；Wu et al.，2020）。我国已探明的黄金储量中约有 1/3 的金矿为难处理金矿，其中难处理碳质金矿约占8%（李健民等，2016；张朝辉等，2016；黄闰芝，2015；田庆华等，2017；黄怀国等，2013）。碳质金矿矿床规模较大，金品位相对较低，矿石中的金主要以细粒或微细粒包裹、半包裹形式赋存（牛会群等，2019）。在浸出前采用预处理工艺将碳质物氧化分解或钝化，使该类金矿石中的载金矿物氧化而失去吸附活性，同时使得包裹在其中的金暴露出来，然后采用氰化浸出提金工艺回收黄金是碳质金矿常用的处理工艺（许晓阳，2013；吴冰，2020；刘志楼等，2014；马方通等，2016；董艳红等，2018；俞海平等，2011）。其预处理工艺有焙烧法、氧化法、覆盖抑制法和竞争吸附法等单一预处理工艺，以及细菌氧化—化学氧化和焙烧—化学氧化等多段预处理工艺（张作金等，2017；Ibrahim et al.，2021；Konadu et al.，2020）。由于预处理工艺的操作成本高，且与后续浸出工艺衔接复杂，因此通常优先考虑采用选矿工艺有效富集金矿物。

目前比较成熟的选矿工艺有重选和浮选，然而重选对微细粒金富集效果一般。矿石中碳质物可浮性较好，因此针对碳质金矿的浮选一般采用优先选出碳质物，使其不影响氰化浸出的工艺，或者使碳质物与载金矿物一起进入浮选精矿中，然后再对金精矿进行统一处理（张晓民等，2020）。应用最多的浮选工艺为优先浮选除碳—再浮选回收金矿物，但是优先浮选除碳通常会导致金损失于碳精矿中，使得金回收率降低（李恒，2019），因此直接浮选富集金的工艺研究对于优化含碳难处理金矿石的选矿效果具有重要意义。

本研究含碳金矿石中金主要以裸露、半裸露金和硅酸盐包裹金形式存在，嵌布粒度粗细不均匀，自然金与粒度细小的隐晶质石英及碳质关系密切，大部分呈微细粒包裹于含碳硅质板岩碎屑中，矿石中有害元素碳含量较高，是典型的含碳难处理金矿。针对该类型金矿石特点，采用浮选工艺流程进行选矿富集研究，并优化改进工艺流程结构，以期提高浮选指标，节约磨矿成本。

1 矿石性质

试验样品取自苏岭沟某金矿选矿厂，原矿多元素分析结果见表1。由表1可知，原矿中主要回收元素为Au，含量为5.56×10-6，银达到伴生综合利用指标。原矿中有害元素C的含量较高，为6.84%，S、As和Sb等元素含量较低，分别为0.81%、0.022%和0.007%。硅、钙和铝等氧化物含量较高，说明矿石中含有一定量的石英、方解石和铝硅酸盐矿物。

表1   原矿多元素分析结果

Table 1  Results of multi-element analysis of raw ore/%

成分含量成分含量
Au*5.56CaO4.72
Ag8.30MgO2.23
Pb0.010Al2O32.31
Cu0.016K2O0.57
Zn0.028Na2O0.058
TFe2.10P0.29
V2O50.38WO30.060
TiO20.15As0.022
Co0.0014Bi0.0001
Ni0.013SiO267.39
Sb0.007TC6.84
Mn0.040LOI9.90
S0.81Hg*0.47
Ba0.91

注：Au和Ag元素含量单位为×10-6

新窗口打开| 下载CSV


为了确定矿石中金和碳的赋存状态，分别进行了金和碳化学物相分析，结果如表2和3所示。由表2可知，矿石中裸露及半裸露金占42.58%，包裹金占57.42%，其中硅酸盐和赤褐铁矿中包裹金含量较高，会影响金的回收。由表3可知，有机碳和石墨含量较高，分别为1.33%和1.50%，有机碳和石墨的存在，对金的回收也极为不利。

表2   原矿金物相分析结果

Table 2  Results of phase analysis of gold

金物相含量/（×10-6）占比/%
合计5.59100.00
裸露—半裸露金2.3842.58
碳酸盐包裹金0.264.65
赤褐铁矿包裹金0.468.23
硫化物包裹金1.0618.96
硅酸盐包裹金1.4325.58

新窗口打开| 下载CSV


表3   原矿碳物相分析结果

Table 3  Results of phase analysis of carbon

碳物相含量/%占比/%
合计6.39100.00
碳酸盐中碳3.5655.71
有机碳1.3320.81
石墨碳1.5023.47

新窗口打开| 下载CSV


为了进一步明确矿石中矿物组成及其相对含量，采用偏光显微镜和图像分析仪对矿石中的主要矿物进行观察测量。结果表明：矿石中金属矿物含量较少，主要为褐铁矿和黄铁矿，其次为钒钛矿；有用矿物为自然金和辉银矿；非金属矿物主要是石英，含量占66%，白云石和方解石等碳酸盐矿物含量较高，约为13%；影响金回收的碳质和石墨含量为6.0%，含钒绢云母含量为7.0%。

为了查明该金矿中金在不同粒级的分布情况进而指导磨矿细度，进行了原矿粒度筛析。磨矿细度为-0.074 mm占75%的原矿粒度筛析结果列于表4中。由表4可知，金主要分布在-0.038 mm以下粒级中，占71.86%，其中-0.01 mm以下粒级中金的分布率达到40.43%，因此该金矿属于微细粒金矿。

表4   磨矿细度为-0.074 mm占75%的原矿粒度筛析结果

Table 4  Size screening analysis results of raw ore with grinding fineness of -0.074 mm accounts for 75%

粒级/mm产率/%金品位/（×10-6）金占有率/%
合计100.005.46100.00
+0.07426.293.0114.49
-0.074+0.03824.932.9913.65
-0.038+0.01914.918.6323.56
-0.019+0.0109.494.537.87
-0.01024.399.0540.43

新窗口打开| 下载CSV


2 试验结果与讨论

针对该含碳微细粒金矿石特性，通过开展先浮选碳质后浮选金以及直接浮选金（不同流程结构的探讨）试验可知：（1）先浮选碳质后浮选金流程所得到的金精矿金品位较低，且金在尾矿中的损失也较大；（2）对于直接浮选金流程，虽然尾矿中金的损失也较大，但可以获得金品位较高的金精矿。综合分析认为，采用直接浮选金工艺可以获得品位较高的金精矿，且随着条件参数的优化，回收率有进一步提高的可能性，故选择直接浮选金工艺为处理该矿石的原则流程，进行后续试验。

2.1 矿浆pH值调整剂种类

选择Na2CO3、H2SO4和石灰作为矿浆pH值调整剂进行对比试验。流程如图1所示，结果列于表5中。

图1

新窗口打开| 下载原图ZIP| 生成PPT

图1   矿浆pH值调整剂种类试验流程

Fig.1   Test process of slurry pH adjustment agent type


表5   矿浆pH值调整剂种类试验结果

Table 5  Results of slurry pH adjusting agent type test

调整剂种类及 用量/（g·t-1）产品名称产率/%金品位 /（×10-6）金回收率 /%

不添加调整剂

pH=6.5

粗精矿22.0316.8068.11
中矿4.296.905.45
尾矿73.681.9526.44
合计100.005.43100.00

Na2CO3，2 000

pH=7.5

粗精矿17.5522.8070.30
中矿5.607.407.28
尾矿76.851.6622.42
合计100.005.69100.00

石灰，2 000

pH=8.5

粗精矿20.8019.8973.03
中矿8.105.527.89
尾矿71.101.5219.08
合计100.005.66100.00

H2SO4，1 840

pH=6.0

粗精矿21.6517.5070.23
中矿7.206.508.67
尾矿71.151.6021.10
合计100.005.40100.00

新窗口打开| 下载CSV


由表5可知，添加石灰作为矿浆pH值调整剂所得粗精矿的金回收率较不添加调整剂提高了4.92%，其尾矿中损失的金也减少了7.36%；添加石灰作为矿浆pH值调整剂所得粗精矿的金回收率较添加H2SO4和Na2CO3作为矿浆pH值调整剂分别提高了2.80%和2.73%，其尾矿中损失的金也分别减少了2.02%和3.34%。综合考虑，添加石灰作为矿浆pH值调整剂金回收率更高，且石灰的价格相对较低，其运输和保存也方便，故选择石灰为矿浆pH值调整剂进行下一步试验。

2.2 石灰用量试验

石灰是浮选中常用的矿浆pH值调整剂，同时也是浮选的有效分散剂，用量过大时还能充当黄铁矿等硫化矿物的抑制剂（兰志强等，2016）。为达到有效富集金的目的，开展了石灰用量试验。石灰用量试验流程同图1，试验结果见图2。

图2

新窗口打开| 下载原图ZIP| 生成PPT

图2   石灰用量试验结果

Fig.2   Results of lime dosage test


由图2可知，随着石灰用量的增加，金品位先增加后降低，金回收率波动较大，但整体呈增加趋势；当石灰用量为500 g/t时，粗精矿中金的回收率最高，为77.23%，金品位为18.95×10-6。综合考虑，确定石灰用量为500 g/t较适宜。

2.3 活化剂种类试验

以石灰作为调整剂，用量为500 g/t，以硫酸铵［（NH4）2SO4］和硫酸铜（CuSO4）作为活化剂，进行活化剂种类对比试验。流程同图1，结果列于表6中。

表6   活化剂种类试验结果

Table 6  Results of activator type test

活化剂种类及用量

/（g·t-1）

产品名称

产率

/%

金品位

/（×10-6）

金回收率

/%

不添加活化剂粗精矿19.0021.4671.58
中矿3.056.303.37
尾矿77.951.8325.05
合计100.005.70100.00

（NH4）2SO4，1 000

CuSO4，400

粗精矿20.8020.4575.35
中矿4.155.864.31
尾矿75.051.5320.34
合计100.005.65100.00
（NH4）2SO4，1 000粗精矿21.4019.1672.68
中矿3.655.683.67
尾矿74.951.7823.65
合计100.005.64100.00
CuSO4，400粗精矿22.3018.9577.23
中矿3.155.943.42
尾矿74.551.4219.35
合计100.005.47100.00

新窗口打开| 下载CSV


由表6可知，添加CuSO4作为活化剂所得粗精矿金的回收率较不添加活化剂提高了5.65%，尾矿中金的损失率也降低了5.70%；添加CuSO4作为活化剂所得粗精矿金的回收率较添加（NH4）2SO4作为活化剂提高了4.55%，尾矿中金的损失率也降低了4.30%；同时添加（NH4）2SO4和CuSO4作为活化剂的活化效果不如单独使用CuSO4。综合试验结果，确定CuSO4作为活化剂较为适宜。

2.4 CuSO4用量试验

CuSO4是金矿石浮选中常用的活化剂，用以增加含金硫化物的浮选活性，提高金回收率（谭白华，2017）。试验流程同图1，试验结果见图3。

图3

新窗口打开| 下载原图ZIP| 生成PPT

图3   CuSO4用量试验结果

Fig.3   Results of copper sulfate dosage test


由图3可知，随着CuSO4用量的增加，金品位先降低后升高，金回收率先升高后降低；当CuSO4用量为200 g/t时，粗精矿中金的回收率为78.18%，金品位为19.11×10-6。综合考虑，确定CuSO4用量为200 g/t。

2.5 抑制剂种类试验

控制石灰用量为500 g/t，CuSO4用量为200 g/t，分别以水玻璃、氟硅酸钠（Na2SiF6）、六偏磷酸钠［（NaPO3）6］和CMC作为抑制剂，开展抑制剂种类试验。试验流程同图1，试验结果列于表7中。

表7   抑制剂种类试验结果

Table 7  Results of inhibitor type test

抑制剂种类及用量

/（g·t-1）

产品名称

产率

/%

金品位 /（×10-6）

金回收率

/%

不添加抑制剂粗精矿25.7516.6378.18
中矿7.453.664.98
尾矿66.801.3816.84
合计100.005.48100.00
CMC，100粗精矿27.4015.8378.19
中矿8.253.435.1
尾矿64.351.4416.71
合计100.005.55100.00
（NaPO3）6，500粗精矿20.2518.8171.96
中矿4.75.394.79
尾矿75.051.6423.25
合计100.005.29100.00
Na2SiF6，500粗精矿21.7018.5174.79
中矿5.155.275.05
尾矿73.151.4820.16
合计100.005.37100.00
水玻璃，1 000粗精矿21.9017.9073.42
中矿4.454.753.96
尾矿73.651.6422.62
合计100.005.34100.00

新窗口打开| 下载CSV


由表7可知，添加水玻璃、氟硅酸钠、六偏磷酸钠和CMC等抑制剂之后，尾矿金品位较不添加抑制剂分别升高了0.26×10-6，0.10×10-6，0.26×10-6，0.06×10-6，增加了尾矿中金的损失，故最终确定试验不添加抑制剂。

2.6 捕收剂种类试验

捕收剂种类对矿物的浮选有着至关重要的影响，合适的捕收剂不仅能提高精矿的金品位和回收率，而且也能实现不同元素间的分离，降低精矿中杂质元素的含量。针对该金矿石含碳的特点，采用常用捕收剂乙基黄药、丁基黄药、异戊基黄药和Y89，进行了捕收剂种类对比试验，从而筛选出易于添加、药剂成本低且选别指标高的捕收剂。试验流程同图1，试验结果列于表8中。

表8   捕收剂种类试验结果

Table 8  Results of collector type test

捕收剂种类及用量

/（g·t-1）

产品名称

产率

/%

金品位

/（×10-6）

金回收率

/%

Y89

140+70+70+70

粗精矿17.5521.8170.74
中矿3.507.114.60
尾矿78.951.6924.66
合计100.005.41100.00
丁基黄药， 140+70+70+70粗精矿11.3522.8068.49
中矿3.407.714.82
尾矿80.251.8126.69
合计100.005.44100.00
异戊基黄药， 140+70+70+70粗精矿20.2020.4475.13
中矿4.804.724.12
尾矿75.001.5220.75
合计100.005.50100.00
乙基黄药， 140+70+70+70粗精矿15.0024.8768.13
中矿3.008.674.75
尾矿82.001.8127.12
合计100.005.47100.00

注：药剂用量依次对应三段粗选和一段扫选

新窗口打开| 下载CSV


由表8可知，添加异戊基黄药作为捕收剂所得粗精矿金回收率较添加乙基黄药、丁基黄药和Y89作为捕收剂提高了7.00%、6.64%和4.39%，其尾矿中金的损失率降低了6.37%、5.94%和3.91%，因此选择异戊基黄药作为捕收剂进行下一步试验。

2.7 异戊基黄药用量试验

以异戊基黄药作为捕收剂开展捕收剂用量试验。试验流程同图1，试验结果见表9。

表9   异戊基黄药用量试验结果

Table 9  Results of isoamyl xanthate dosage test

异戊基黄药用量

/（g·t-1）

产品名称

产率

/%

金品位

/（×10-6）

金回收率

/%

60+30+30+15粗精矿15.9021.5067.59
中矿2.907.234.15
尾矿81.201.7628.26
合计100.005.06100.00
100+50+50+25粗精矿19.7519.7973.89
中矿3.407.713.46
尾矿80.251.8122.65
合计100.005.44100.00
140+70+70+35粗精矿20.4519.8175.27
中矿3.255.743.47
尾矿76.301.521.26
合计100.005.38100.00
180+90+90+45粗精矿22.2518.0575.34
中矿3.154.562.69
尾矿74.601.5721.97
合计100.005.33100.00

注：药剂用量依次对应三段粗选和一段扫选

新窗口打开| 下载CSV


由表9可以看出，随着异戊基黄药用量的增加，尾矿中金的损失逐渐降低，当异戊基黄药用量为（140+70+70+35） g/t（依次对应三段粗选和一段扫选）时，尾矿中金的损失最低，再增加药剂用量，尾矿金品位变化不大，因此选择异戊基黄药用量为（140+70+70+35） g/t进行下一步试验。

2.8 磨矿细度试验

若要实现原矿中有用矿物的回收利用，必须使有用矿物与脉石矿物完全分离，其中有用矿物的粒度及单体解离程度对浮选指标有重要影响（于雪，2011；宋学文等，2018），因此进行不同磨矿细度的浮选试验，试验流程同图1，试验结果见图4。

图4

新窗口打开| 下载原图ZIP| 生成PPT

图4   磨矿细度试验结果

Fig.4   Results of grinding fineness test


由图4可知，随着磨矿细度的增加，粗精矿中金回收率先增加后降低，当磨矿细度-0.074 mm含量占有比为85%时，金回收率达到最大值，为75.31%；随着磨矿细度的增加，粗精矿金品位逐渐降低。综合考虑矿石性质和现场生产条件，分别对磨矿细度 -0.074 mm含量占比为75%和85%进行闭路试验。

2.9 闭路试验

在条件试验的基础上，进行磨矿细度闭路试验，其中磨矿细度-0.074 mm含量占比分别设为75%和85%。浮选闭路试验考虑中矿返回带入剩余药剂，因此对粗选、扫选段捕收剂和2#油用量分别进行适当调整，但药剂用量之和保持不变。试验流程见图5，试验结果列于表10中。

图5

新窗口打开| 下载原图ZIP| 生成PPT

图5   磨矿细度-0.074 mm含量占比为85%的闭路浮选试验流程

Fig.5   Flowsheet of closed-circuit flotation under the condition of grinding fineness（-0.074 mm accounted for） is 85%


表10   闭路试验结果

Table 10  Results of closed-circuit test

磨矿细度产品名称

产率

/%

金品位

/（×10-6）

金回收率

/%

-0.074 mm含量占比85%精矿14.7130.0176.18
尾矿85.291.6223.82
合计100.005.79100.00
-0.074 mm含量占比75%精矿16.4026.0875.83
尾矿83.601.6224.17
合计100.005.63100.00

新窗口打开| 下载CSV


由表10可知，按照磨矿细度-0.074 mm含量占比85%的进行浮选，可得到产率为14.71%、金品位为30.01×10-6，金回收率为76.18%的金精矿，金精矿品位及回收率均高于磨矿细度-0.074 mm含量占比75%的浮选结果。

2.10 提高金回收率试验

根据一段磨矿浮选闭路试验结果，当磨矿细度 -0.074 mm含量占比小于85%时，浮选金精矿品位低于30×10-6，其尾矿中金损失较高，不利于资源综合利用。当浮选磨矿细度-0.074 mm含量占比达到85%以上时，其闭路浮选试验所得的金精矿金品位为30.01×10-6，金回收率为76.18%，但其一段磨矿成本较高。同时，根据磨矿细度试验结果，当磨矿细度-0.074 mm含量占比为60%时，开路浮选试验可获得金精矿金品位为38.46×10-6、金回收率为56.20%，说明矿石中有部分易选的金矿石，为此试验只考虑对部分粗精矿进行再磨，并调整流程结构，以期降低工艺成本，提高浮选指标。调整后的试验流程见图6，试验结果列于表11中。

图6

新窗口打开| 下载原图ZIP| 生成PPT

图6   调整后的闭路浮选试验流程

Fig.6   Flowsheet of adjusted closed-circuit flotation test


表11   粗精矿再磨闭路试验结果

Table 11  Results of closed-circuit test of coarse concentrate regrinding

产品名称产率/%金品位/（×10-6）金回收率/%
金精矿15.8543.1144.80
金精矿27.6026.0235.13
尾矿228.351.919.62
尾矿158.201.0110.45
原矿100.005.63100.00

新窗口打开| 下载CSV


采用一段粗磨浮选—扫选精矿再磨浮选工艺，即一段磨矿细度-0.074 mm含量占比为65%，可获得金品位为43.11×10-6，金回收率为44.80%的金精矿1；扫选粗精矿再磨细度-0.074 mm含量占比为89%，获得金品位为26.02×10-6，金回收率为35.13%的金精矿2，合计金精矿金品位为33.45×10-6，金回收率为79.93%。该流程浮选指标相较于一次磨矿细度-0.074 mm含量占比为85%的浮选流程指标更优，是适合该矿石的处理流程。

2.11 尾矿金赋存状态

为查明尾矿中金损失原因，对磨矿细度-0.074 mm含量占比为75%条件下闭路试验所得尾矿进行金物相分析，结果见表12。

表12   尾矿金物相分析结果

Table 12  Phase analysis results of tailings gold

相类含量/（×10-6）相率/%
合计1.77100.00
裸露—半裸露金0.1810.17
碳酸盐包裹金0.2715.25
赤褐铁矿包裹金0.2614.69
硫化物包裹金0.4726.55
硅酸盐包裹金0.5933.33

新窗口打开| 下载CSV


由表12可知，尾矿中裸露—半裸露金的含量为0.18×10-6，占10.17%，说明浮选对裸露—半裸露金的回收较彻底。由矿石性质可知，该矿石中与金关系密切的矿物粒度较细，导致矿物中的金回收不彻底，从而影响金的回收率。

3 结论

（1）某含碳微细粒金矿金含量为5.56×10-6，主要以裸露、半裸露金及硅酸盐包裹金形式存在，嵌布粒度粗细不均匀。自然金与粒度细小的隐晶质石英及碳质关系密切，大部分呈微细粒包裹于含碳硅质板岩碎屑中。矿石中有害元素碳较高，有机碳和石墨含量分别为1.33%和1.50%，是典型的含碳难处理金矿。

（2）通过开展先浮选碳质后浮选金和直接浮选金的流程试验可知，采用直接浮选工艺可以获得品位较高的金精矿。

（3）采用直接浮选工艺并经条件优化试验可得，当磨矿细度-0.074 mm含量占比为85%时，可获得产率为14.71%、金品位为30.01×10-6，金回收率为76.18%的金精矿，金精矿品位及回收率均高于磨矿细度-0.074 mm含量占比为75%的条件试验。

（4）采用一段粗磨浮选—扫选精矿再磨浮选工艺，即一段磨矿细度-0.074 mm含量占比为65%，可获得金品位为43.11×10-6、金回收率为44.80%的金精矿1；扫选粗精矿再磨细度-0.074 mm含量占比为89%，可获得金品位为26.02×10-6，金回收率为35.13%的金精矿2，合计金精矿金品位为33.45×10-6，金回收率为79.93%。该流程浮选指标相较于一次磨矿细度-0.074 mm含量占比为85%的浮选流程更优，且磨矿量减少，是适合该矿石的处理流程。

http://www.goldsci.ac.cn/article/2021/1005-2518/1005-2518-2021-29-5-761.shtml

参考文献

Chen Jun，Wei Yaru，2018.

Research status quo of the pretreatment technology for refractory carbonaceous gold ore

［J］.Gold，39（12）：59-62.

Dong Yanhong，Zeng Huiming，Yang Jianwen，al et，2018.

High efficient flotation processing technology for the low-grade refractory graphite ore

［J］.Acta Mineralogica Sinica，38（3）：336-342.

Huang Huaiguo，Zhang Qing，Lin Honghan，2013.

Research and application status of extraction technology for the refractory gold ore

［J］.Gold Science and Technology，21（1）：71-77.

Huang Runzhi，2015.

Research on Mineral Processing Process of Gold Ore Containing Carbon and Arsenic

［D］.Nanning：Guangxi University.

Ibrahim H H，Bilsborrow P E，Phan A N，2021.

Intensification of pre-treatment and fractionation of agricultural residues

［J］.Chemical Engineering and Processing-Process Intensification，159：108231.

[本文引用: 1]

Jin J P，Han Y X，Li H，al et，2019.

Mineral phase and structure changes during roasting of fine-grained carbonaceous gold ores and their effects on gold leaching efficiency

［J］.Chinese Journal of Chemical Engineering，27（5）：1184-1190.

[本文引用: 1]

Konadu K T，Mendoza D M，Huddy R J，al et，2020.

Biological pretreatment of carbonaceous matter in double refractory gold ores：A review and some future considerations

［J］.Hydrometallurgy，196：105434.

[本文引用: 1]

Lan Zhiqiang，Lan Zhuoyue，Li Difei，al et，2016.

Beneficaition test study on a refractory copper-gold-silver ore in Kangba of Sichuan

［J］.Province Mining & Metallurgy，25（5）：5-9.

Li Heng，2019.

The Effect of Carbonaceous Matter on the Flotation of High Carbon-bearing Gold

［D］.Xi’an：Xi’an University of Architecture and Technology.

Li Jianmin，Liu Dianwen，Song Kaiwei，2016.

Mineral processing technology of a refractory gold ore bearing arsenic and organic carbon

［J］.Chinese Journal of Rare Metals，40（10）：1053-1059.

Liu Zhilou，Yang Tianzu，2014.

Treatment status for refractory gold ores

［J］.Precious Metals，35（1）：79-83，89.

Ma Fangtong，Gao Likun，Dong Fang，al et，2016.

Pretreatment of refractory gold ores and current research status and progress of intensified cyanidation process

［J］.Gold，37（4）：51-55.

Niu Huiqun，Dong Linlin，Yuan Shuiping，al et，2019.

Research status on carbonaceous matter characteristic and decarbonization of carlin-type gold ore

［J］.Nonferrous Metals（Extractive Metallurgy），（6）：33-39.

Peng Xiao，2016.

Flotaion of One Low Grade Microgranular Disseminated Gold Ore from Gansu and Its Application

［D］.Kunming：Kunming University of Science and Technology.

Song Xuewen，Zhu Jiaqian，Luo Zengxin，al et，2018.

Study on the gold flotation technology and process mineralogy of a cyanide residue

［J］.Gold Science and Technology，26（1）：89-97.

Sun Liugen，Yuan Chaoxin，Wang Yun，al et，2015.

Status and development of gold extraction from refractory gold ore

［J］.Nonferrous Metals（Extractive Metallurgy），（4）：38-43.

Tan Baihua，2017.

Study on flotation process in a fine gold ore containing carbon

［J］.World Nonferrous Metals，（19）：88-89.

Tian Qinghua，Wang Hao，Xin Yuntao，al et，2017.

Research status of pretreatment of refractory gold ore

［J］.Nonferrous Metals Science and Engineering，8（2）：83-89.

Wu Bing，2020.

Current status and progress of the research on complex refractory gold ore pretreatment technology

［J］.Gold，41（5）：65-72.

[本文引用: 1]

Wu H，Feng Y L，Li H R，Wang H J，al et，2020.

Co-recovery of manganese from pyrolusite and gold from carbonaceous gold ore using fluidized roasting coupling technology

［J］.Chemical Engineering and Processing-Process Intensification，147：107742.

Xu Xiaoyang，2013.

Review of research on leaching process of carbonaceous refractory gold ore

［J］.Gold Science and Technology，21（1）：82-88.

Yu Xue，2011.

Study on floatation process of a fine-particle gold ore containing carbon

［J］.Gold，32（11）：52-55.

Yu Haiping，Liu Jing，2011.

Research on refractory gold ore leaching process

［J］.Chemistry of Guangzhou，39（17）：25-27.

Zhang Xiaomin，Li Heng，Li Yue，al et，2020.

Experimental study on the effect of high carbon gold ore flotation by carbonaceous matter

［J］.Nonferrous Metals Engineering，10（2）：74-81.

Zhang Zhaohui，Xie WEiwei，Yu Yantao，2016.

Mineral processing investigation of the arsenic and carbon bearing micro-fine particle gold primary grain

［J］.Hunan Nonferrous Metals，32（4）：21-24.

Zhang Zuojin，Wang Qianqian，Dai Shujuan，2017.

The development of pretreatment technology of carbonaceous gold ore

［J］.Conservation and Utilization of Mineral Resourses，（5）：99-104.

Zhu Changliang，Yang Hongying，Wang Dawen，al et，2009.

Current situations of pretreatment method research of the refractory gold ores with As and carbon

［J］.China Mining Magazine，18（4）：66-69.

陈军，卫亚儒，2018.

难处理含碳金矿石预处理技术研究现状

［J］.黄金，39（12）：59-62.

[本文引用: 1]

董艳红，曾惠明，杨建文，等，2018.

微细粒低品位难选石墨的高效浮选工艺研究

［J］.矿物学报，38（3）：336-342.

[本文引用: 1]

黄怀国，张卿，林鸿汉，2013.

难选冶金矿提取工艺工业应用现状

［J］.黄金科学技术，21（1）：71-77.

[本文引用: 1]

黄闰芝，2015.

高碳含砷难选金矿的选矿工艺研究

［D］.南宁：广西大学．

[本文引用: 1]

兰志强，蓝卓越，李涤非，等，2016.

四川康巴难选铜金银矿综合回收选矿试验研究

［J］.矿冶，25（5）：5-9.

[本文引用: 1]

李恒，2019.

碳质物对高含碳金矿浮选影响的试验研究

［D］.西安：西安建筑科技大学.

[本文引用: 1]

李健民，刘殿文，宋凯伟，2016.

某含碳含砷难处理金矿石选矿工艺研究

［J］.稀有金属，40（10）：1053-1059.

[本文引用: 1]

刘志楼，杨天足，2014.

难处理金矿的处理现状

［J］.贵金属，35（1）：79-83，89.

[本文引用: 1]

马方通，高利坤，董方，等，2016.

难处理金矿预处理及强化氰化技术研究现状及进展

［J］.黄金，37（4）：51-55.

[本文引用: 1]

牛会群，佟琳琳，衷水平，等，2019.

卡林型金矿碳质物特征及其去碳方法研究现状

［J］.有色金属（冶炼部分），（6）：33-39.

[本文引用: 1]

彭晓，2016.某含碳高砷微细粒金矿提金工艺研究［D.

］昆明：昆明理工大学

.

[本文引用: 1]

宋学文，朱加乾，罗增鑫，等，2018.

某氰渣工艺矿物学及金浮选工艺研究

［J］.黄金科学技术，26（1）：89-97.

[本文引用: 1]

孙留根，袁朝新，王云，等，2015.

难处理金矿提金的现状及发展趋势

［J］.有色金属（冶炼部分），（4）：38-43.

[本文引用: 1]

谭白华，2017.

浮选工艺在某含碳微细粒金矿石的研究

［J］.世界有色金属，（19）：88-89.

[本文引用: 1]

田庆华，王浩，辛云涛，等，2017.

难处理金矿预处理方法研究现状

［J］.有色金属科学与工程，8（2）：83-89.

[本文引用: 1]

吴冰，2020.

复杂难处理金矿石预处理工艺研究现状及进展

［J］.黄金，41（5）：65-72.

[本文引用: 1]

许晓阳，2013.

碳质难处理金矿浸出工艺研究进展

［J］.黄金科学技术，21（1）：82-88.

[本文引用: 1]

于雪，2011.

某含碳微细粒金矿石浮选工艺研究

［J］.黄金，32（11）：52-55.

[本文引用: 1]

俞海平，刘菁，2011.

难处理金矿石浸出工艺研究现状

［J］.广州化工，39（17）：25-27.

[本文引用: 1]

张晓民，李恒，李越，等，2020.

碳质物对高含碳金矿浮选影响的试验研究

［J］.有色金属工程，10（2）：74-81.

[本文引用: 1]

张朝辉，薛伟伟，余延涛，2016.

某含砷含碳微细粒嵌布难处理金矿石选矿试验

［J］.湖南有色金属，32（4）：21-24.

[本文引用: 1]

张作金，王倩倩，代淑娟，2017.

碳质金矿预处理技术研究进展

［J］.矿产保护与利用，（5）：99-104.

[本文引用: 1]

朱长亮，杨洪英，王大文，等，2009.

含砷含碳双重难处理金矿石预处理方法研究现状

［J］.中国矿业，18（4）：66-69.

[本文引用: 1]

/

〈 〉

©2018 黄金科学技术编辑部

电话：0931-8277791　

E-mail: hjkx@lzb.ac.cn 邮编：730000　

陇ICP备17001318号-1    甘公网安备 62010202000672号
访问总数:    当日访问:    当前在线: