云南镇沅金矿石浮选试验报告

1 前言

受云南黄金矿业有限责任公司委托，某黄金研究院对云南镇沅分公司含金矿石进行选矿试验研究。目的是通过对该金矿石的工艺矿物学研究和选矿流程试验，确定原矿选矿技术条件和工艺参数，为选矿工艺流程的选择和设计提供科学可靠的依据。

本研究报告的内容主要是原矿工艺矿物学研究、原矿浮选流程试验研究。

对镇沅含金矿石的工艺矿物学研究表明：该矿石工艺类型为贫硫化物碳质微细粒浸染型难处理金矿石。矿石中有价元素为金，品位为5.38g/t。该矿石中金矿物粒度微细，镜下可见最大金粒为8.5微米，93.84%的金矿物小于5微米，其中多数呈次显微金。该矿石中金矿物与金属硫化物关系非常密切，硫化物中金占86.26%，脉石中金占7.58%，游离金仅占6.16%，硫化物粒度也较细，有73.1%的硫化物粒度小于0.037mm，不利于金的暴露与解离，在原矿磨至-0.074mm占95%时，仍有10.5%的硫化物与脉石连生，5.1%的硫化物被脉石包裹。矿石中有机碳含量为0.70%，有机碳有很强的劫金能力，常规氰化，磨矿粒度为-0.074mm占90%时，金浸出率仅为0.74%。

浮选试验研究结果表明：原矿采用阶段磨浮流程，一段磨矿粒度为-0.074mm占60%，二段磨矿粒度为-0.074mm占90%，金浮选回收率为90.52%，精矿金品位为47.87g/t，浮选尾矿品位为0.57g/t，浮选闭路试验结果见表1。

表1  浮选闭路试验结果

2 试样的采取与制备

2.1 试样的采取

本次试验样品的采取及代表性由委托方负责。矿样于2005年3月7日到达我院。

委托方提供的各点矿样情况如表2。

表2  委托方提供的各矿点品位及重量

2.2 试样的制备

将矿样分点按图1流程破碎后，将各点矿样充分混匀、缩分，取样进行化学分析，按委托方要求，原矿品位要求在5.0—5.5g/t范围内，各点矿样分析品位及配矿结果见表3。

表3  各点矿样分析品位及配矿结果

图1  试样制备流程

    3 矿石工艺矿物学研究

     3.1  原矿多元素分析

表4  多元素分析结果

    3.2 原矿碳物相分析

表5  原矿碳物相分析结果

    3.3 原矿硫物相分析

表6  原矿硫物相分析结果

    3.4 原矿筛分分析

表7  原矿（-0.074mm占94.11%）筛分分析结果

    从原矿筛分分析结果看，大多数金矿物分布在-0.045mm粒级以下，占金总含量的84.99%,说明金载体矿物及金矿物颗粒比较细小。

    3.5矿石矿物组成及含量

    镜下所见金属矿物较少，占3.84%，主要为黄铁矿、白铁矿，少量的辉锑矿、毒砂、褐铁矿，偶见有黄铜矿、闪锌矿、方铅矿、赤铁矿、磁铁矿等。非金属矿物有石英、绢云母、方解石、白云石等，少量的长石、泥质、石墨碳质、粘土矿物、绿泥石等，其相对含量检测结果见表8。

表8  矿石矿物相对含量测量结果

    3.6 主要金属矿物嵌布粒度

    该矿石中的金属矿物主要为黄铁矿（含白铁矿），少量的辉锑矿、褐铁矿，极少的毒砂，金属硫化物与金关系密切，因此对硫化物粒度进行检测，金属硫化物粒度测量结果见表9。

表9  硫化物粒度检测结果

通过表9可以看到金属硫化物粒度细小，粒度小于0.037mm占73.1%，镜下所见到辉锑矿粒度相对较粗，多在0.037—0.074mm区间，而毒砂粒度细小，一般多在0.01mm左右，不利于硫化物在磨矿过程中的单体解离。

3.7 主要矿物的嵌布特征

黄铁矿（含白铁矿）：是该矿石中最主要的金属硫化物，占矿石含量的3.35%，主要呈它形粒状与胶状集合体，黄铁矿周边聚集微粒毒砂，呈草莓状，黄铁矿粒度较细，多在0.01—0.053mm区间，呈浸染状，星散分布在脉石粒间，结晶程度低，多为胶状黄铁矿（因此光片磨光度不好），还有的黄铁矿具有再生增大特征，与其它金属矿物连晶不密切，该矿石中的黄铁矿在镜下检测过程中尚未发现金矿物，对原矿采用选择性溶金试验表明，硫化物含金占86.26%，说明金矿物与硫化物关系非常密切，硫化物中金是镜下难以分辨的微粒金和次显微金。

辉锑矿：在该矿石中含量少，仅占矿石含量的0.19%，主要呈它形粒状、长条状、放射状集合体，嵌布在脉石粒间，与其它矿物关系不密切，粒度相对较粗，多在0.037—0.074mm区间，镜下没有发现金与辉锑矿有关系。

毒砂：在矿石中含量很少，仅占矿石含量的0.09%，所见毒砂多呈自形—半自形粒状、毒砂粒度微细，大多数在0.01mm左右，星散嵌布在脉石粒间或微裂隙中，少数在黄铁矿周边构成连晶呈草莓状。

褐铁矿：在矿石中含量很少，占矿石含量的0.12%，是在上盘样品中见到，有的光片中呈氧化铁染色，可见部分黄铁矿已被子褐铁矿交代，呈交代残留结构。褐铁矿粒度多在0.037mm左右。

石墨：在该矿石中含量很少，仅占矿石含量的0.56%，绝大多数是在上盘样品中见到，主要分布在构造发育部位，有的光片呈乌煤色，石墨为片状、长条状，嵌布在矿物粒间，其粒度多在0.01—0.037mm区间。

3.8 矿石的结构构造

3.8.1 矿石结构

自形—半自形—它形粒状结构：毒砂呈自形—半自形，其它金属矿物基本上为它形粒状结构。

胶状结构：有部分黄铁矿呈细的浑圆的胶状结构，有的聚集成集合体。

交代结构：主要在上盘光片中见有褐铁矿交代黄铁矿。

包含结构：微细粒硫化物、金矿物在脉石中呈包含结构。

3.8.2 矿石构造

浸染状构造：主要金属矿物在矿石中呈此构造。

脉状构造：有的石英或方解石呈脉状产出。

角砾状构造：矿石呈碎裂或角砾而被硅质或碳质胶结。

3.9 金矿物工艺特征

3.9.1 金矿物种类

通过镜下对光片及团矿片的检测，该矿石中的金矿物主要为自然金，少量为银金矿。

3.9.2 金矿物形态

金矿物由于其粒度细小，形态简单，多呈角粒状、浑圆状、麦粒状等。其结果见表10。

表10  金矿物形态特征测量结果

3.9.3 金矿物粒度特征

该矿石中金的粒度微细，在光片及团矿片中镜下所见最大金粒为8.5微米，其它多在2—5微米，在大量的镜检过程中尚未发现硫化物中金，而选择性溶金分析硫化物含金占金总量的86.26%，因此这部分金为常规镜下难以分辨的金，为微粒金和次显微金。详细结果见表11。

表11  金矿物粒度测量分析结果

    从表11中可以看到金绝大多数都小于5微米，特别是硫化物中金大多数为次显微金，用机械磨矿很难使金矿物单体解离。

    3.9.4 金矿物赋存状态

    该矿石中在镜下所见金多赋存在脉石粒间，少量在脉石中，所见最大金粒为8.5微米，金矿物粒度多在2—5微米，所见金粒数量少，因此难以提供金赋存状态数据。对-0.074mm占90%粒度原矿采用选择性溶金方法，来检测该矿石中金的赋存状态，其结果见表12。

表12  金的赋存状态

3.10 矿石工艺类型

该矿石硫化物含量为3.72%，含锑0.19%，含有机碳0.70%、石墨碳0.56%。金矿物粒度多为微细粒与不可见金，矿石工艺类型属贫硫化物碳质微细粒浸染型难处理金矿石。

3.11 矿石可磨度测定

将-2mm原矿筛去-0.15mm粒级后，每份500克，用标准球磨机进行磨矿，时间分别为5′、10′、15′、20′，磨矿后筛分结果见表13。

表13  可磨度测定结果

可磨度测定曲线见图2。

可磨度系数K=T₀/T=354/330=1.07

式中：T₀——标准矿石磨至-0.074mm占65%所需时间（秒）；

      T——镇沅金矿石磨至-0.074mm占65%所需时间（秒）。

      K=1.07，镇沅金矿石磨至-0.074mm占65%时，比标准矿石易磨。

可磨度系数K′=T₀′/T′=810/762=1.06

式中：T₀′——标准矿石磨至-0.074mm占90%所需时间（秒）；

      T′——镇沅金矿石磨至-0.074mm占90%所需时间（秒）。

      K′=1.06，镇沅金矿石磨至-0.074mm占90%时，比标准矿石易磨。

图2  可磨度曲线

     3.12 矿石工艺矿物学研究小结

    （1）该矿石中金属硫化物含量为3.72%，金的粒度为微细粒及次显微金，含有0.70%的有机碳，矿石的工艺类型为贫硫化物碳质微细粒浸染型难处理金矿石。

（2）该矿石中金粒微细，镜下可见最大金粒为8.5微米，占93.84%的金小于5微米，其中多数呈次显微金。

（3）该矿石中金与金属硫化物关系非常密切，硫化物中金占86.26%，脉石中金占7.58%，游离金仅占6.16%，硫化物粒度也比较细小，小于0.037mm的硫化物占73.1%，不利于硫化物在磨矿过程中的单体解离。

（4）矿石中有机碳含量为0.70%，含量较高，具有极强的劫金能力，对湿法就地产金工艺会产生不利影响。

4 浮选试验

4.1 流程探索试验

4.1.1 一段磨浮流程试验

4.1.1.1 –0.074mm占85%粒度的一段磨浮流程试验

试验流程及条件如图3，试验结果见表14。

图3 一段磨浮试验流程（1）

表14  一段磨浮试验（1）结果

    4.1.1.2 –0.074mm占90%粒度的一段磨浮流程试验

    试验流程及条件如图4，试验结果见表15。

图4 一段磨浮试验流程（2）

表15  一段磨浮试验（2）结果

    4.1.2 泥砂分选流程试验

    试验流程及条件如图5，试验结果见表16。

图5  泥砂分选流程

表16  泥砂分选试验结果

    4.1.3 阶段磨浮流程Ⅰ试验

    试验流程及条件如图6，试验结果见表17。

图6  阶段磨浮流程Ⅰ

表17  阶段磨浮Ⅰ试验结果

    4.1.4 阶段磨浮流程Ⅱ试验

    试验流程及条件如图7，试验结果见表18。

图7 阶段磨浮流程Ⅱ

表18  阶段磨浮Ⅱ试验结果

由以上探索流程试验结果得知，阶段磨浮流程的回收率优于一段磨浮流程。同时探索了泥砂分选流程，由于矿泥含金品位为1.5g/t 且仍占有6.89%的回收率，不能直接抛尾，所以最终确定采用阶段磨矿浮选流程。

4.2 磨矿粒度试验

4.2.1 一段磨矿粒度试验

试验流程及条件如图8，试验结果见表19。

图8  一段磨矿粒度试验流程

表19  一段磨矿粒度试验结果

    一段磨矿粒度为-0.074mm占60%时，指标比较理想。

    4.2.2 二段磨矿粒度试验

    试验流程及条件如图9，试验结果见表20。

 图9  二段磨矿粒度试验流程

表20  二段磨矿粒度试验结果

二段磨矿粒度为-0.074mm占90%时，指标比较理想。

4.3 调整剂种类试验

试验流程及条件如图10，试验结果见表21。

 图10  调整剂种类试验流程

表21  调整剂种类试验结果

由试验结果可知，采用Na₂CO₃作为介质PH调整剂其指标较好。另外，采用CuSO₄作为活化剂，浮选回收率未改善。

4.4 调整剂用量试验

试验流程及条件如图11，试验结果见表22。

图11  调整剂用量试验流程

表22  调整剂用量试验结果

由以上结果确定Na₂CO₃用量为600 g/t。

4.5 捕收剂种类试验

试验流程及条件如图12，试验结果见表23。

图12  捕收剂种类试验流程

表23  捕收剂种类试验结果

采用新型药剂烷-1及P-1试验结果与采用丁铵黑药与丁黄药组合没有太大区别，因此仍选用丁铵黑药与丁黄药组合作为捕收剂。

4.6 捕收剂用量试验

试验流程及条件如图13，试验结果见表24。

图13  捕收剂用量试验流程

表24  捕收剂用量试验结果

丁铵黑药总量为180g/t，丁黄药总量为360g/t时浮选指标较好。粗选作业用量为丁铵黑药70g/t及丁黄药140g/t，各次扫选作业减半。

4.7 浮选时间试验   

试验流程及条件如图14，试验结果见表25。

图14  浮选时间试验流程

表25  浮选时间试验结果

从浮选时间试验结果可知，该矿石浮游速度缓慢，前12分钟浮选回收率仅为63.97%，从负累计品位可看出，浮选尾矿降低速度较缓慢，浮选30分钟后回收率上升也很缓慢，故确定浮选时间为30分钟即可。

4.8 综合条件试验

综合条件试验采用条件试验所确定的最佳参数，进行了一段磨浮与阶段磨浮流程的试验。

4.8.1 阶段磨浮流程综合条件试验

试验流程及条件如图15，试验结果见表26。

图15  阶段磨浮综合条件试验流程

表26  阶段磨浮综合条件试验结果

    从试验结果可知，一段浮选二次精选、二段浮选二次精选即可。

    4.8.2 一段磨浮流程综合条件试验

    试验流程及条件如图16，试验结果见表27。

图16  一段磨浮综合条件试验流程

表27  一段磨浮综合条件试验结果

从试验结果可以看出阶段磨浮流程的指标略好于一段磨浮流程。为了进一步对比两种流程，又分别进行了阶段磨浮及一段磨浮的闭路试验。

4.9  一段磨浮流程闭路试验

4.9.1 两次精选作业的一段磨浮流程闭路试验

试验流程及条件如图17，数质量流程如图18，试验结果见表28。

图17  两次精选的一段磨浮闭路流程

图18  两次精选的一段磨浮数质量流程

表28  闭路试验结果

    4.9.2 四次精选作业的一段磨浮流程闭路试验

    试验流程及条件如图19，数质量流程如图20，试验结果见表29。

图19  四次精选的一段磨浮闭路流程

图20  四次精选的一段磨浮数质量流程

表29  闭路试验结果

    4.10阶段磨浮流程闭路试验

    4.10.1 两次精选作业的阶段磨浮流程闭路试验

    试验流程及条件如图21，数质量流程如图22，试验结果见表30。

图21  两次精选的阶段磨浮闭路流程

图22  两次精选的阶段磨浮数质量流程

表30  浮选闭路试验结果

    4.10.2 四次精选作业的阶段磨浮流程闭路试验

    试验流程及条件如图23，数质量流程如图24，试验结果见表31。

图23  四次精选的阶段磨浮闭路流程

图24  四次精选的阶段磨浮数质量流程

表31  闭路试验结果

    5 浮选试验产品考查

    5.1 原矿-0.074mm占85%、90%、95%硫化物单体解离度考查

    对该产品主要是通过磨制团矿片，镜下进行金属硫化物单体解离度考查，在镜下检测过程中，由于富连体在浮选过程中容易进入精矿样品，在检测统计过程中视为单体硫化物，测量结果见表32。

表32  原矿硫化物单体解离度考查结果

    通过表32中硫化物单体解离度考查结果可以看到，大多数硫化物呈单体和富连体，而纯脉石包裹硫化物分别占6.4%、5.5%、5.1%，硫化物解离特征无明显区别。

    5.2 –0.074mm占90%粒度原矿金的赋存状态考查

    对该粒度的样品进行消除有机碳和选择性溶金方法进行考查，其结果见表33。

表33  金的赋存状态分析结果

    5.3 浮选尾矿硫化物流失状态及金矿物流失状态考查

    对金品位为0.57g/t的闭路浮选尾矿进行考查，通过磨制团矿片经镜下检测，样品基本上见不到硫化物颗粒，偶尔只见到小于3微米以下的硫化物包裹体，选别效果较好。流失于尾矿中的硫化物绝大多数为脉石包裹硫化物，流失于尾矿中的金矿物绝大多数为脉石包裹金。其硫化物赋存状态检测结果见表34，金的赋存状态见表35。

表34  浮选尾矿硫化物流失状态考查

表35  浮选尾矿金的赋存状态考查

    5.4 金精矿多元素分析

表36  多元素分析结果

    注：金精矿为阶段磨浮二次精选作业闭路试验精矿。

    5.5 精矿碳物相分析

表37  精矿碳物相分析

    5.6 精矿硫物相分析

表38  精矿硫物相分析

    5.7浮选精矿产品考查

    对浮选精矿进行磨制团矿片，经镜下进行硫化物单体解离度考查，其结果见表39，金的赋存状态见表40。

表39  精矿硫化物单体解离度考查

表40  精矿金的赋存状态考查

    5.8 沉降试验

    （1）原矿-0.074mm占90%沉降速度测定。

    对原矿进行浓度为15%、20%沉降试验，结果见表41，沉降曲线见图25。

表41  原矿-0.074mm占90%沉降速度试验结果

图25  原矿沉降速度曲线

    （2）原矿-0.074mm占60%沉降速度测定。

    对原矿进行浓度为25%、30%沉降试验，结果见表42，沉降曲线见图26。

表42  原矿-0.074mm占60%沉降速度试验结果

图26  原矿沉降速度曲线

    （3）浮选精矿沉降速度测定。

    采用图十九浮选闭路试验精矿，矿浆浓度10%、15%，沉降试验结果见表43，沉降曲线见图27。

表43  浮选精矿沉降速度试验结果

图27 精矿沉降速度曲线

    （4）浮选尾矿沉降速度测定。

     采用图二十三浮选闭路试验尾矿，矿浆浓度15%、20%，沉降试验结果见表44，沉降曲线见图28。

表44  浮选尾矿沉降速度试验结果

图28  尾矿沉降速度曲线

6 推荐原则工艺流程及技术条件

工艺参数及流程结构：

一段磨矿：-0.074mm占60%

一段浮选：一次粗选、一次扫选、二次精选

二段磨矿：-0.074mm占90%

一段浮选：一次粗选、二次扫选、二次精选

技术条件：

图29  推荐浮选工艺流程

    7 结语

    （1）云南镇沅矿石中金矿物及其载体矿物粒度微细，不利于金矿物的暴露与解离，需要在较细的磨矿粒度条件下进行浮选。

    （2）浮选试验研究表明，该矿石采用阶段磨浮流程结果好于一段磨浮流程，在原矿粒度为90%-0.074mm时，一段磨浮尾矿品位为0.76g/t，浮选回收率为87.15%，阶段磨浮尾矿品位为0.57g/t，浮选回收率为90.52%。因此确定采用阶段磨浮流程进行浮选。

    （3）由于矿石中含有一定量的含泥碳质矿物，影响矿石矿化速度，因此矿石浮游速度缓慢，需要在较高药剂浓度下长时间浮选。

    （4）闭路试验浮选尾矿品位0.57g/t，经产品考查，流失于尾矿中的硫化物93.3%为脉石包裹，流失于尾矿中的金97.45%为脉石中金。