尼尔森选矿机是一种典型的离心重选设备，可有效回收微、细粒金，目前被广泛应用于金矿选矿行业（赵敏捷等，2016；陈桥等，2017，2020；赵荣艳等，2023）。尼尔森选矿机是利用流化水作用下不同密度矿物颗粒在离心场中的沉降速度差来实现轻重矿物分离，其分选效果与密度、粒度等物料性质和反冲水流量、富集锥转速、给矿速度、富集循环时间等操作条件密切相关（张金钟等，2003；Chen et al.，2020a）。目前，大量文献以砂金矿和人工混合物料为原料，通过单因素试验（武俊杰，2013；徐飞飞等，2015）、正交试验（Koekkilic et al.，2015；Basnayaka et al.，2020）和响应曲面法（Sen，2016；Marion et al.，2019）等多种试验设计方法对尼尔森选矿机分选规律进行了研究。然而，以往研究大多是从宏观角度考察金等重矿物的回收率和精矿品位等选矿指标，定性地描述了尼尔森选矿机的分选效果，缺乏对不同矿物颗粒在尼尔森选矿机中的运动规律和分选机制的详细研究。

随着计算能力的不断提升以及大型模拟软件的开发，利用数值模拟方法可以分析每个矿物颗粒的运动规律。王纯（2014）利用计算流体动力学分析软件Fluent对矿浆流场进行了模拟，得到了流体速度场和压力场的分布规律；Fatahi et al.（2017，2019）利用计算流体动力学模拟了实验室尼尔森选矿机富集锥内的单相水流和多相流的分布规律，并使用开源离散元方法研究了原料性质和操作参数对分选性能的影响。与此同时，部分学者从矿物颗粒受力分析的角度出发，利用实验数据拟合出尼尔森选矿机的分选模型。Coulter et al.（2005）利用最小二乘法拟合实验数据得出尼尔森选矿机分选的Weibull模型。Ghaffari et al.（2017a，2017b，2018）选择石英和磁铁矿等不同密度的原料，通过对大量实验数据进行拟合得出尼尔森选矿机回收单一矿物质量的数学模型，并进一步得到二元组分和多元混合物料分选体系中尼尔森选矿机回收矿物质量的数学模型。Chen et al.（2020b，2020c）将颗粒沉降速度与反冲水流速的比值定义为富集准数（X），利用分环研究的方法得到尼尔森选矿机各富集环中回收物料的质量模型，并利用钨和石英的混合物料得到富集准数（X）与富集方式之间的关系。然而，上述有关分选模型和分选机理的研究均选择人工混合物料作为研究对象，缺乏对实际矿石的研究。

本文前期对富集准数和重矿物富集机制的研究，进一步探究金矿石尼尔森选矿机分选过程中富集机制对分选效果的影响规律，旨在为金矿尼尔森重选生产实践提供理论支撑和技术指导。

本研究所用原料为甘肃某石英脉型金矿石，利用X射线荧光光谱（XRF）对原矿石进行分析，结果见表1。

对原矿石中Au和Ag元素进行定量分析，其品位分别为6.5×10^-6和1.6×10^-6。

通过扫描电子显微镜能谱分析可知，原矿石中金矿物主要为自然金，还有少量金银矿和银金矿。利用X射线衍射和偏光显微镜分析该金矿石物相，结果表明原矿石中脉石矿物主要为石英［图1（a）］和云母［图1（b）］，还有少量长石、绿泥石、方解石和高岭石等；金属矿物含量较低，主要为黄铁矿［图1（c）］，还有少量方铅矿和黄铜矿等。

利用偏光显微镜和扫描电子显微镜分析原矿石中金矿物嵌布粒度特征，结果如图2所示，其中图2（a）~2（d）分别为中粒晶隙金（40 μm）、细粒石英包裹金（13 μm）、微粒云母包裹金（4 μm）和微粒石英包裹金（1 μm）的形貌，图2（e）为石英和云母晶隙金（微粒金，3 μm），图2（f）为微粒石英裂隙金（1 μm）。根据统计结果，该矿石中金粒度分布范围较广，包含中粒金（37~74 μm）、细粒金（10~37 μm）和微粒金（0.1~10 μm），其中粒度范围在1~10 μm之间的微粒金占比最高，达到60%以上。金矿物赋存状态以石英和云母等脉石包裹金为主，兼有晶隙金和裂隙金。

本研究使用的设备为实验室MD3型尼尔森选矿机，其富集锥结构如图3所示，将富集锥内的5个富集环从下到上依次记为R1、R2、R3、R4和R5。对于富集环Ri中的某一矿物颗粒，其在流态化床层中的运动取决于末端沉降速度（v_i ）和反冲水流速（V_i ）的相对大小（图3）。将颗粒的末端沉降速度和反冲水流速的比值定义为富集准数（X），则富集环Ri中某一球形颗粒对应的X_i 可表示为（Chen et al.，2020c）：

其中：r_i 为富集环Ri的旋转半径（m）；D为颗粒直径（m）；ω为旋转角速度（rad/s）；ρ_w和ρ_s分别为水和矿物颗粒的质量密度（kg/m³）；μ为水的黏度（Pa·s）；A_i 为富集环Ri侧面积（m²）；Q_i 为通过富集环Ri的水流量（m³/s）；n_i 为富集环Ri上的反冲水孔数量；N为富集锥反冲水孔总数。

由式（1）可知，富集准数X与物料性质、富集锥转速及反冲水流速等因素相关。本研究中原矿石经颚式破碎机（EP-2/100*60）破碎后，利用锥形球磨机（XMQ350*160）磨矿，磨矿产品粒度在74 μm以下的占比75.7%，体积平均直径为54 μm，粒度分布如图4所示。

在原矿石密度和粒度分布一定的条件下，以富集锥转速和反冲水流量为变量，设计4组对比试验（表2）。每组试验使用原矿2.0 kg，矿浆质量浓度为40%，给矿速度为400 g/min。各组试验结束后，分析各富集环中精矿形貌，并根据重矿物分布位置确定其富集机制；收集精矿产品，过滤、烘干后利用电子天平称重分析精矿产率，利用标准泰勒筛分析精矿粒度分布，化验分析精矿和尾矿金品位，并计算金回收率。

该金矿石为石英脉型金矿，本研究近似以石英的质量密度计算富集准数，根据式（1）计算不同条件下各富集环对应的X值，结果详见表3。结合前期研究（Chen et al.，2020c），根据重矿物在精矿床层中的分布位置，可将富集机制划分为表面富集、置换富集和淘析富集3种。本研究根据各富集环中精矿形貌，得到各富集环中精矿的富集机制，如表3所示。

由表3可知，重矿物富集机制与X值大小密切相关，当X>9时，重矿物主要在分选床层表面富集；随着X值逐渐减小（5<X<9），分选床层流态化程度增加，重矿物不断替换脉石矿物进行富集；当X值进一步减小时（X<5），分选床层呈现高度流态化，重矿物以淘析的方式富集。

当富集锥转速为2 072 r/min，反冲水流量为3.0 L/min时，各富集环对应的X值均大于10，金等重矿物颗粒以表面覆膜的形式在分选床层表面富集。此时，各富集环中回收精矿达到最大容积，精矿产率最高，为3.9%。分析不同条件下精矿粒度（图5）可知，试验1精矿粒度与原矿粒度分布相近。由此可知，X值较大时对应的表面富集机制如图6所示，具体为：原矿沿给矿管进入富集锥底部，在离心力作用下被快速甩向富集锥壁，并自下（R1）而上（R5）依次填满5个富集环，之后各富集环内部物料性质（品位、粒度）基本保持不变，重矿物颗粒仅在床层表面富集。由于富集环容积有限，因此表面富集时很容易出现过载现象。

图7所示为不同条件下精矿品位和金回收率对比，其中，试验1对应的精矿品位和金回收率均为最低，分别为103.9×10^-6和62.3%。该条件下分选床层流态化程度很低，物料层在强大的离心力作用下较为紧实，过载现象出现较早，导致部分金矿物在尾矿中流失，从而降低了金回收率。同时，由于精矿产率较高，使得精矿品位也相应降低。利用扫描电子显微镜对尾矿中金矿物进行分析，结果见图8。其中，图8（a）和图8（b）分别为尾矿中单体微粒金（1 μm）颗粒形貌及EDS能谱图，图8（c）和图8（d）分别为尾矿中石英包裹金和云母包裹金颗粒形貌。由此可知，此时尾矿中金的流失形式主要为单体微粒金和脉石包裹金。

保持反冲水流量不变（3.0 L/min），当富集锥转速降至1 465 r/min（试验2）时，各富集环对应的X值相应减小，分选床层流态化程度增加。此时上层富集环（R3、R4、R5）中重矿物虽然仍以表面富集为主，但由于离心作用减弱，分选床层开始相对疏松，部分微、细粒金可通过钻隙沉降的方式进入分选床层内部。富集锥底层富集环（R1、R2）半径较小，离心作用相对较弱，分选床层流态化程度较高，金等重矿物颗粒逐渐替换石英等脉石矿物颗粒留在富集环中，随着分选不断进行，富集层逐渐变厚，即为置换富集，如图9所示。相比试验1，试验2精矿产率（3.68%）稍有降低，精矿品位为124.4×10^-6；由于粒度较小的脉石颗粒在反冲水作用下进入尾矿，其精矿粒度变粗（图5）。该条件下，底层富集环流态化程度较高，粗、中粒金通过置换富集有效回收，微、细粒金在上层富集环中以表面富集和钻隙沉降的方式捕收，因此金回收率最高（图7），为70.36%。

当富集锥转速（1 465 r/min）保持不变，反冲水流量增加至6.0 L/min时，各富集环对应的X值进一步减小。此时，底层富集环（R1、R2）中流态化程度加剧，在强烈的反冲水作用下，重矿物颗粒和粗粒脉石颗粒优先沉降在富集环底部，为淘析富集，如图10所示。而上层富集环（R3、R4、R5）中重矿物颗粒通过不断替换初始床层中的细粒脉石矿物，进行置换富集。对比精矿粒度（图4）可知，试验3精矿粒度明显变粗，粒度小于38 μm的颗粒质量分数仅为12%。此条件下精矿产率降至3.32%，精矿品位为132.4×10^-6。金回收率相比试验2有所下降（图7），为67.73%，主要原因是反冲水作用增强，置换富集和淘析富集时会有少量微粒金（<1 μm）在尾矿中流失，如图11所示。

当富集锥转速保持不变，反冲水流量增加至9.0 L/min（试验4）时，各富集环对应X值进一步减小，重矿物富集机制变为淘析富集。此时颗粒受到的离心力最小，反冲水作用最大，分选床层呈现高度流态化，仅有重矿物颗粒和少量粗粒脉石矿物在富集环中沉降，绝大多数细粒矿物随反冲水进入尾矿。因此，精矿粒度最粗（图5），产率最低，仅为2.74%。尽管此时精矿品位较高（157.7×10^-6），但受强烈反冲水作用的影响，一部分微细粒金随尾矿流失，金回收率最低，仅为62.83%。精矿和尾矿中金矿物特征如图12所示。其中，图12（a）为体视镜下精矿中的粗粒金，图12（b）为扫描电镜下尾矿中流失的微粒单体金（1.5 μm），证明淘析富集不利于微细金的回收。

（1）尼尔森选矿机重矿物富集机制与富集准数（X）密切相关，当X>9时，重矿物在分选床层表面富集；当5<X<9时，重矿物不断替换脉石矿物富集；当X<5时，重矿物以淘析的方式富集。

（2）当富集锥转速为1 465 r/min，反冲水流量为3.0 L/min时，粗、中粒金在底层富集环中通过置换脉石矿物富集，微、细粒金在上层富集环中以表面富集和钻隙沉降的方式捕收，精矿品位为124.4×10^-6，金回收率为70.36%，选矿效果最好。

（3）当富集准数X值过大时，富集床层压实，过载现象出现较早；当X值过小时，强烈的反冲水作用导致微、细粒金流失，二者均不利于金的回收，在工业实践中应尽量避免。