伊朗某金礦石選礦試驗

謝園明(江西省地礦資源勘查開發有限公司，江西 南昌 330030)

伊朗某金礦位于世界第二大火山巖成礦帶特提斯成礦帶中部，伊朗伊斯蘭共和國三大火山巖成礦帶北帶、主火山巖帶南帶的北西端交匯處。從目前的經濟、技術狀況看，該礦石中的金具有較高的回收價值。試驗根據該金礦石的性質特點，參考國內外選礦工作者在選金方面的研究成果[1-8]，對有代表性礦石進行了選礦試驗。

1 礦石性質

該礦石屬硅化石英脈型含金氧化礦石，主要金屬礦物為自然金、褐鐵礦、赤鐵礦、方鉛礦、白鉛礦、黃鐵礦，其次為黃銅礦、閃鋅礦、銅藍、斑銅礦、黝銅礦等，主要脈石礦物為石英。礦石中的金嵌布粒度粗細不均勻，主要載體礦物為黃鐵礦。礦石主要化學成分分析結果見表1，金物相分析結果見表2。

表1 礦石主要化學成分分析結果Table 1 Main chemical composition analysis results of the raw ore %

注：Au、Ag的含量單位為g/t。

表2 金物相分析結果Table 2 Gold phase analysis results of the raw ore

由表1可知，礦石中的主要有價元素為金，品位為7.05 g/t，有害元素As、Sb含量較低；礦石中具有綜合回收價值的元素為鉛，含量為1.31%，但本文不介紹其綜合回收情況。

由表2可知，礦石中的金主要為裸露及半裸露金，含量達6.47 g/t，占總金的91.77%；包裹金僅占總金的8.23%，主要包裹礦物為碳酸鹽礦物、硅酸鹽礦物、氧化礦物和硫化礦物。進一步的分析表明，自然金的粒度變化范圍很大，細粒明金(0.01～0.06 mm)占81.15%，微粒金(≤0.01 mm)占18.85%。

根據金的相態和自然金的粒度分布，并結合環境保護因素，認為宜采用重選法預先回收部分中細粒明金，再采用浮選工藝回收其余的金礦物。

2 試驗結果與討論

2.1 條件試驗

2.1.1 一段磨礦細度試驗

在一段磨礦后進行重選是為了提前回收已解離的較粗粒金，避免較粗粒金在浮選過程中出現跑尾現象，因此，用重選試驗結果確定一段磨礦細度。由于跳汰機具有單臺處理能力大、占地面積較小的特點，因此，以1次跳汰重選試驗結果確定磨礦產品細度。其中，XCT100×150型隔膜跳汰機的工作參數為沖程18.6 mm、沖次330次/min，沖洗水量0.95 L/s，試驗結果見表3。

表3表明，跳汰機可以預選出一部分合格金精礦，適當提高磨礦細度有利于提高金精礦品位和回收率，粒度過細則不利于重選回收金。因此，確定一段磨礦細度為-200目占65%。

表3 不同磨礦細度條件下的跳汰機重選試驗結果Table 3 Jigging test results at different grinding fineness

2.1.2 粗浮選1條件試驗

粗浮選1條件試驗給礦為跳汰重選尾礦。

2.1.2.1 硫化鈉用量試驗

粗浮選1金的活化劑硫化鈉用量試驗捕收劑丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮用量(對原礦計，下同)為150+50+50 g/t，試驗結果見表4。

表4 不同硫化鈉用量條件下的粗浮選1試驗結果Table 4 Test results on dosage of sodium sulfide at first stage rough flotation

表4表明，硫化鈉對金的活化作用非常明顯，粗精礦1金作業回收率明顯上升，金品位先明顯上升后微幅下降。綜合考慮，確定粗選1的硫化鈉用量為 1 500 g/t。

2.1.2.2丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮用量試驗

探索試驗確定的丁基黃藥、丁銨黑藥、乙硫氮最佳質量配合比為3∶1∶1。粗浮選1丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮用量試驗固定硫化鈉用量為1 500 g/t，試驗結果見表5。

表5 丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮不同用量條件下的粗浮選1試驗結果Table 5 Test results on dosage of butyl xanthate+ammonium dibutyl dithiophosphate+ diethyldithiocarbamate at first stage rough flotation

表5表明，隨著丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮用量的增大，粗精礦1的金品位下降，金作業回收率上升。綜合考慮，確定粗選1的丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮用量為150+50+50 g/t。

2.1.3 再磨細度試驗

由表5可以看出，粗浮選1尾礦金品位仍高達2.17 g/t，結合一段磨礦細度為-200目占65%，而原礦中金主要以細粒明金和顯微金的形式存在，表明在一段磨礦細度下，礦石中細粒、微細粒金仍有大量未單體解離，因此，有必要通過粗浮選1尾礦再磨來解決這些金的解離問題。再磨細度試驗的給礦為粗浮選1尾礦，試驗采用1次浮選流程，其中硫化鈉用量為500 g/t，丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮用量為90+30+30 g/t，試驗結果見表6。

表6 再磨細度試驗結果Table 6 Test results at different regrinding fineness

表6表明，隨著磨礦細度的提高，粗精礦2金品位下降，金作業回收率上升。綜合考慮，確定再磨細度為-200目占85%。

2.1.4 粗浮選2條件試驗

粗浮選2條件試驗的給礦為粗浮選1尾礦再磨產品，試驗采用1次浮選流程。

2.1.4.1 硫化鈉用量試驗

粗浮選2硫化鈉用量試驗固定再磨細度為-200目占85%，丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮用量為90+30+30 g/t，試驗結果見表7。

表7 不同硫化鈉用量條件下的粗浮選2試驗結果Table 7 Test results on dosage of sodium sulfide at second stage rough flotation

表7表明，硫化鈉用量變化，粗精礦2金品位和金作業回收率變化不大。因此，確定粗浮選2作業不再添加硫化鈉。

2.1.4.2 丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮用量試驗

粗浮選2丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮用量試驗固定再磨細度為-200目占85%，試驗結果見表8。

表8 丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮不同用量條件下的粗選2試驗結果Table 8 Test results on dosage of butyl xanthate+ammonium dibutyl dithiophosphate+ diethyldithiocarbamate at second stage rough flotation

表8表明，隨著丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮用量的增大，粗精礦2金品位下降，金作業回收率上升。綜合考慮，確定粗浮選2丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮用量為90+30+30 g/t。

2.2 重浮流程試驗

根據條件試驗和浮選精掃選次數試驗結果進行了重浮流程試驗，試驗流程見圖1，結果見表9。

圖1 重浮試驗流程Fig.1 Flowsheet of the whole flow-sheet test

表9 重浮流程試驗結果Table 9 Results of the whole flow-sheet test

由表9可以看出，采用圖1所示的流程處理礦石，可獲得金品位為81.43 g/t、金回收率為45.52%的重選精礦，金品位為56.12 g/t、金回收率為44.99%的浮選精礦，綜合精礦金品位為66.52 g/t，金回收率為90.51%。

重浮流程試驗尾礦金品位較高，達0.74 g/t，應采取進一步措施進行回收。工藝礦物學研究表明，重選和浮選難以回收的金主要為極微細粒裸露金和微細粒包裹金。因此，采用氰化浸出工藝進行了金再回收試驗，最終浸出渣的金品位為0.28 g/t，金浸出率為62.16%。具體的氰化提金工藝本文不深入介紹。

3 結 語

(1)伊朗某金礦石中的金礦物主要是裸露及半裸露金，金的載體礦物主要為黃鐵礦，金的嵌布粒度不均勻，僅采用單一重選工藝很難有效回收礦石中的金。

(2)階段磨礦、階段選別工藝可以有效減少粗顆粒金在浮選過程中的跑尾，避免金礦物在磨礦中出現過粉碎，同時有利于不均勻細粒載金礦物單體解離。

(3)跳汰機對-200目占65%的磨礦產品進行重選，可預先產出部分合格金精礦，充分體現能收早收、分級分選理念。

(4)礦石采用階段磨礦—跳汰重選—階段浮選工藝流程處理，可獲得金品位為81.43 g/t、金回收率為45.52%的重選精礦，金品位為56.12 g/t，金回收率為44.99%的浮選精礦，綜合精礦金品位為66.52 g/t，金回收率為90.51%。

(5)金品位為0.74 g/t的重浮流程試驗尾礦采用氰化浸出工藝處理，金浸出率達62.16%，最終浸出渣的金品位為0.28 g/t。

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