一、前言
金洲公司2006年对副井1#矿体上部的氧化矿进行残采回收，采出矿石中，氧化程度较深的泥质氧化矿占二分之一，表面氧化的原生矿石占四分之一，塌陷区混入的泥沙占四分之一。2006年11月采用原有的工艺流程及药剂制度处理该矿，浮选原矿品位平均为4．16g/t。尾矿品位高达0．92g/t，浮选平均回收率仅为80.30%。由于含泥高的矿石浮选一直是选矿的一个难题。矿泥十扰成为影响浮选指标的一个重要冈素。根据生产现场情况分析，该氧化矿含泥较多，浮选泡沫粘度大，不易沉降，跑槽严重，难操作，常规加药点发挥作用小，中矿在流程中循环，形成积压，恶化了浮选效果，增加了金属流失。
二、矿石性质
根据岩矿鉴定，金洲公司矿体属低温热液石英脉蚀变花岗岩型金矿床，金、银的富集与硫、铁的富集有关。矿石富含黄铁矿、黄铜矿，方铅矿、闪锌矿、磁黄铁矿等矿物含量较低，而金、银、铅的碲化物相对较富。自然金与金、银碲化物多呈细粒、微粒、细脉嵌布在黄铁矿的裂隙与问隙中，少量成群嵌布在脉石中。金属硫化物总量为14%～27%，脉石主要是石英、绢云母、斜长石、正长石。本次所取矿石样品为副井1#矿体上部残采氧化矿．其比例参照生产现场出矿比例。试验样品经实验室一段粗碎，闭路细碎，最终破碎粒度为－2mm，混匀缩分后称取每份试样600g装袋。
矿石主要元素分析结果如表1。
氧化矿中含铜0.375%，部分由原生铜氧化成次生铜，属于难浮选矿石。因矿石大部分已氧化，酸性较大，pH值在5左右。
三、试验研究
为了在试验中查找生产现场金回收率低、尾矿品位高的原因，所有试验均采取闭路试验方式．试验工艺流程完全参照现场，即一段粗选，两段扫选。每次试验均取样品三份，每份600g，分三批进行闭路循环试验。试验结果取三批试验产品综合样：即精矿=第一批精矿+第二批精矿+第三批精矿；尾矿=第一批尾矿+第二批尾矿+第三批尾矿：中矿前两次参与循环，取最后一批化验，中矿=精选尾矿+一段扫选精矿+二段扫选精矿。
（一）磨矿细度试验
根据磨矿粒度特性曲线，确定磨矿细度－0.074mm含量分别为45%、50%、55%、60%、65%。固定磨矿浓度为50%，浮选矿浆浓度为28%。捕收剂丁基黄药180g/t，起泡剂为石醇油40g/t，加药比例为粗选：一扫∶二扫=2∶l∶1。试验流程图见图1。试验结果见表2。
由表2可知，结合生产现场，确定磨矿细度为－0.074mm占60%较为合适，鉴于矿石本身已经泥化严重，为防止次生矿泥的产生，控制磨矿细度极为重要。
（二）矿浆浓度试验
综合考虑矿浆浓度对药剂用量的影响．选择矿浆浓度为25%、28%、33%、36%．固定磨矿细度－0.074mm含量60%，磨矿浓度50%，捕收剂丁基黄药180g/t。起泡剂石醇油40g/t，加药比例粗选∶一扫∶二扫=2∶1∶l。试验结果见表3。
由表3看出，矿浆浓度在28%时浮选回收率最高，对于含泥量高的矿石浮选来说，采用较稀的矿浆可提高浮别过程中的选择性，但浓度太稀，会加大药剂的用量，增加生产成本，缩短浮选时间。故选择28%的矿浆浓度较为合适。
（三）活化剂用量试验
由于残矿有价矿物部分氧化严重，表面钝化．须加入活化剂清洗矿物表面，提高矿物可浮性．根据经验，选用硫化钠作为活化剂。固定磨矿细度－0.074mm含量60%，磨矿浓度50%，浮选矿浆浓度为28%，硫化钠用量0、300、500、800g/t。试验结果见表4。
由表4可知，加入硫化钠，回收率可提高1．5%～2．3%，但硫化钠用量不宜过大，选用500g/t合适。
（四）配矿试验
从以上试验结果可知此氧化矿采用常规试验方法效果不理想。为进一步改善浮选指标，将原生矿和氧化矿按0∶1、l∶l、l∶2、l∶3的比例均匀配矿，按磨矿细度－0.074mm含量60%，磨矿浓度50%。浮选矿浆浓度为28%，硫化钠500g/t，丁基黄药180g/t，石醇油40g/I进行试验。从试验现象看：配矿后浮选泡沫粘度在一定程度上减小。试验结果见表5。
由表5可知。配矿回收率指标比单纯处理氧化矿提高3%。5%，尾矿品位降低了0.16～0.24g/t。残采原生矿和氧化矿配矿比为1∶l时指标最好，但实际生产中残采矿氧化矿量占70%，残采原生矿量占30%左右．考虑实际生产情况选择残采原生矿和氧化矿配矿比为l∶3。以下试验样品均为此配矿比例。
（五）分散剂试验
由于氧化矿含矿泥量高，且为粘土状，浮选泡沫粘度大．跑槽，恶化浮选，影响了金回收率。为了改善这种状况，在矿浆中加入分散剂降低矿泥的有害影响。分散剂用量为0、800、l 000、l 500g/t，其他试验条件同上。试验数据见表6。
可试验结果表明同等条件下加入分散剂后，回收率可提高3.69%，尾矿品位降低0.24g/t。、分散剂适宜用量为1000g/t。
根据2006年生产实际情况：现场粗选前两槽有沉槽现象，一扫、二扫浮选压力大，本次试验针对这种情况，在以上试验过程中改变了常规的活化剂、分散剂、捕收剂的加药地点和加药顺序，试验证明有明显效果。
综合上述试验，采用分散剂1500g/l，活化剂500g/t，丁基黄药180g/t，石醇油40g/t时，回收率能达到95.48%，尾矿品位为0.30g/t，指标十分理想，起泡剂的用量要根据生产实际情况进行适时调整。从试验现象和试验结果中还总结出几个特点，即活化剂和捕收剂要分开加药，分散剂在各个加药点均匀分布，配矿要均匀，起泡剂要根据实际情况适时调整．尽量少加。
四、生产应用
参照试验结果，金洲矿业集团选矿车间于2007年10月～11月处理副井残采氧化矿，采用以下措施。
（一）添加矿泥分散剂，使矿泥分散，降低药剂耗量、加大浮选速度、降低泡沫粘性、提高精矿品位、优化粗粒矿物的浮选、减少金属量流失。
（二）改变加药地点，加药顺序，减少矿泥对捕收剂的无选择性吸附，保持矿浆较稳定的药剂浓度．改善和加强各种药剂的作用性能。
（三）合理配矿，将残采原生矿和氧化矿以1∶3的比例进行均匀配矿。
（四）采用较稀的矿浆，提高浮选过程的选择性。在浮选机各泡沫槽内加高压水管进行喷水，达到加大泡沫沉降速度和加速泡沫矿浆的流动，并降低浮选浓度。
改造后处理矿量1．3万t，原矿品位5．65g/t．浮原品位5．01 g/t，尾矿品位0．34g/t，浮选回收率94.18%，选矿总回收率95.52%。尾矿品位降低了0.58g/t，浮选回收率比以前提高了13.88%。副井残采氧化矿储量4万t，浮原平均品位4.5g/t，通过提高回收率13.88%，可多回收黄金25kg。
五、结语
生产实践证明，通过采取添加活化剂、矿泥分散剂、改变加药地点加药顺序、使用高压水消泡等措施，有效分散了矿泥，泡沫性质得到有效改善，浮选指标有了明显提高，经济效益显著，实现了有限的矿产资源利用的最大化，对同类矿山具有借鉴作用。
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