青海某金礦選礦試驗對比研究

關鍵詞：全泥浸出；環保浸金劑；浮選；尼爾森重選；聯合工藝；總回收率中圖分類號：TD952 文章編號：1001-1277（2025）08-0049-06文獻標志碼：A doi：10.11792/hj20250810

引言

金礦選礦技術的選擇主要取決于金礦石中金的賦存狀態與嵌布特征，由于金礦石的類型、性質不同，采用的選礦方法也不同。隨著全球金礦資源品位的下降，研究和優化金礦選礦工藝顯得尤為重要。此外，隨著環保意識的增強，需考慮金礦選礦工藝對環境的影響，確保選礦過程的可持續性。目前，常見的金礦石選礦方法主要有浮選法、重選法、氰化法及聯合工藝[1-5]。青海某金礦金品位 2.67g/t ，為查明該礦石可利用性，在工藝礦物學研究基礎上，進行多種選礦工藝試驗研究，通過對比不同工藝選別指標，確定最佳工藝流程。研究結果為該金礦的開發利用提供基礎數據及技術依據[6-7]。

1 原礦性質

1.1 化學成分及礦物組成分析

原礦化學成分分析結果見表1，礦物組成分析結果見表2。

表1原礦化學成分分析結果

注 ：1）w（Au）/（g?t^-1）;2）w（Ag）/（g?t^-1）o

由表1、表2可知：原礦金品位為 2.67g/t ，其他成分含量較低，沒有回收價值。原礦中金屬礦物主要為黃鐵礦、褐鐵礦、磁黃鐵礦、黃銅礦、自然金，脈石礦物主要為碳酸鹽礦物、石英（硅質）絹（白）云母、斜長石、綠泥石等。

表2原礦礦物組成分析結果

Table2Analysis results of mineral composition in the raw or（

1. 2 金物相分析

原礦金物相分析結果見表3。

表3原礦金物相分析結果

Table1Analysisresults ofchemical compositionin therawore

Table3Analysis results of gold phase in the raw ore

由表3可知：原礦中金主要以裸露及半裸露金形式存在，占比 84.27% ；硫化物包裹金、硅酸鹽包裹金占比均為 5.99% ；褐鐵礦包裹金、碳酸鹽包裹金合計占比 3.74% 。其中，裸露及半裸露金可采用重選、浸出、浮選工藝回收，硫化物包裹金可采用浮選工藝回收，其他包裹金在單體解離度達到一定程度后可通過浮選或浸出回收[8]。

1.3 自然金嵌布特征

通過顯微鏡下觀察，原礦中自然金以粒間金為主，主要分布于脈石礦物間，部分包裹在黃鐵礦中，另有少量分布于黃鐵礦和脈石礦物間隙。原礦中自然金嵌布特征與粒度統計結果見表4。

表4原礦中自然金嵌布特征與粒度統計結果

Table 4Occurrence characteristics and particle size statistic： ofnativegold in therawore %

由表4可知，原礦中自然金以細粒金、微粒金為主，合計占比達 76.74% 。

2 選礦試驗

該礦石中金主要為裸露及半裸露金。根據礦石性質，選擇全泥浸出、浮選、重選3種方法進行單獨或聯合試驗研究，以確定適宜該礦石的選別工藝流程[9]

2.1 全泥浸出試驗

2.1.1 磨礦細度

考慮到安全風險及環保因素，全泥浸出試驗均選用環保型浸金劑代替氰化物[10-13]。浸出試驗固定條件：礦漿濃度 30% 、石灰 5000g/t， 浸出時間 24h ，試驗流程見圖1，試驗結果見表5。

圖1全泥浸出磨礦細度試驗流程

Fig.1Flow of grinding fineness test for whole-ore leaching

表5全泥浸出磨礦細度試驗結果

Table5Results of grinding fineness test for whole-oreleaching

由表5可知：隨著磨礦細度增加，金浸出率先逐漸升高后降低。當磨礦細度 -0.074mm 占比 93% 時，金浸出率最高，可達 93.28% 。因此，選擇磨礦細度-0.074mm 占比 93% 較為適宜。

2.1.2 正交實驗

確定磨礦細度后，為選擇適宜的藥劑用量、浸出時間、礦漿濃度，進行3因素3水平全泥浸出條件正交實驗。浸出試驗固定條件：礦漿濃度 30% 、石灰5000g/t. 磨礦細度 -0.074mm 占比 93% ，試驗流程見圖1，正交實驗因素設計見表6，結果見表7。

表6全泥浸出正交實驗因素設計Table6Factor design for orthogonal test of whole-ore leaching

表7全泥浸出正交實驗結果

Table 7Results of orthogonal test for whole-oreleaching

由表7可知：浸出條件對金浸出率影響大小為浸出時間 gt; 環保浸金劑用量 gt; 礦漿濃度，最佳條件為環保浸金劑用量 2500g/t 浸出時間 24h 、礦漿濃度 40% 。

2.1.3 全泥浸出驗證試驗

在磨礦細度 -0.074mm 占比 93% ，環保浸金劑用量2500g/t ，礦漿濃度 40% ，浸出時間 24h 條件下，進行全泥浸出驗證試驗，試驗流程見圖1，試驗結果見表8。

表8全泥浸出驗證試驗結果

Table 8Results of validation test for whole-ore leaching

注：貴液、洗液中金質量濃度單位為 mg/L ；浸渣、原礦中金品位單位為g/t。

由表8可知，全泥浸出平均金總浸出率為95.90% ，回收效果較好。

2.2 浮選一浮尾浸出聯合工藝

2.2.1 磨礦細度

磨礦細度試驗流程見圖2，試驗結果見表9。

圖2磨礦細度試驗流程 Fig.2Flow of grinding fineness test

表9磨礦細度試驗結果

Table 9Results of grinding fineness test

由表9可知：隨著磨礦細度的增加，粗精礦金回收率先上升后下降。當磨礦細度 -0.074mm 占比76% 時，金回收率達 90.07% ；再增加磨礦細度，金回收率呈下降趨勢。因此，選擇磨礦細度 -0.074mm 占比 76% 較為適宜。

2.2.2 調整劑種類及用量

由于該礦石中金主要為裸露及半裸露金，因此可添加適當的調整劑來活化目的礦物，優化浮選指標。選擇常用的調整劑碳酸鈉、硫酸銅進行調整劑種類及用量試驗[14-15]。試驗流程見圖2，試驗結果見表10。

表10調整劑種類及用量試驗結果Table1OResults of reagent typeand dosageadjustment test

由表10可知：硫酸銅和碳酸鈉組合用藥，粗精礦金回收率更高。因此，調整劑選擇碳酸鈉用量 500g/t 、硫酸銅用量 100g/t 較為適宜。

2.2.3 捕收劑用量

選擇丁黃藥作為捕收劑[16]，進行捕收劑用量試驗。試驗流程見圖2，試驗結果見表11。

表11捕收劑用量試驗結果

Table 11 Results of collector dosage test

由表11可知：隨著丁黃藥用量的增加，粗精礦金回收率逐漸升高后趨于穩定。當捕收劑用量為 120g/t 時，金回收率達到 90.68% ;繼續增加捕收劑用量，金回收率增幅較小。因此，選擇丁黃藥用量為 120g/t 即可。

2.2.4 浮選開路試驗

根據條件試驗選定的磨礦細度，調整劑和捕收劑種類、用量及粗選選別時間，進行浮選開路試驗加以驗證，同時確定精選、掃選的選別次數。試驗流程見圖3，試驗結果見表12。

圖3浮選開路試驗流程

表12浮選開路試驗結果Table 12 Results of open-circuit flotation test

由表12可知：原礦磨礦細度 -0.074mm 占比76% ，經一次粗選、兩次精選、三次掃選，所得金精礦金品位 124g/t ，金回收率 75.57% 。此外，掃選三所得中礦5金品位低于原礦，且金回收率僅 0.19% ，說明選擇兩次掃選即可。

2.2.5 浮選閉路試驗

在開路試驗基礎上進行閉路試驗，考察各個中礦返回對選別的影響。閉路試驗流程見圖4，試驗結果見表13。

由表13可知：原礦磨礦細度 -0.074mm 占比 76% 條件下，經一次粗選、兩次精選、兩次掃選工藝流程，獲得的金精礦金品位為 81.8g/t ，金回收率為 91.11% 指標較好。

2.2.6 浮尾浸出試驗

浮選閉路獲得的尾礦含金 0.25g/t 。為進一步提高金回收率，進行浮尾環保浸金劑浸出試驗，主要考察環保浸金劑用量和磨礦細度對于浸金效果的影響。浸出試驗固定條件：礦漿濃度 40% 、石灰 5000g/t 浸出時間 24h 。試驗流程見圖5，試驗結果見表14。

圖4浮選閉路試驗流程

Fig.4Flow ofclosed-circuit flotationtest

表13浮選閉路試驗結果

Table 13 Results of closed-circuit flotation test

圖5浮尾環保浸金劑浸出試驗流程

Fig.5Flow of flotation tailingsleaching test using environmentally friendly gold leachingagent

由表14可知：浮尾直接浸出和再磨浸出相比，再磨浸出對金浸出率提升效果不明顯，同時磨礦成本較高，因此選擇浮尾直接浸出較為適宜。在環保浸金劑用量為 600g/t ，直接浸出條件下，浸渣金品位為0.14g/t ，對原礦金浸出率為 3.92% 。浮選一浮尾浸出聯合工藝金總回收率為 95.03% 。

2.3尼爾森重選一尾礦浸出聯合工藝

傳統重選存在金回收率低、富集比低、處理量小等問題。尼爾森選礦機選別金礦石時，精礦富集比可達到 1000～5000 ，更易實現有用礦物與脈石礦物的有效分離，且適用于細粒金的回收[17-20]。

表15尼爾森重選試驗結果

2.3.1 尼爾森重選

根據礦石性質，進行尼爾森重選試驗，固定重力倍數為 60G ，反沖洗水量為 3.5L/min ，給礦速度為600g/min 。試驗流程見圖6，試驗結果見表15。

表14浮尾環保浸金劑浸出試驗結果

圖6尼爾森重選試驗流程

Fig.6Flow of Nelson gravity separation test

由表15可知： -1.0mm 原礦經過尼爾森重選流程，獲得的金精礦金品位 139g/t ，金回收率 57.74% ，指標較好。中礦金品位 5.33g/t ，可將其合并至尾礦中，通過后續浸出進一步回收。中礦、尾礦合并后的金品位 1.23g/t ，金回收率為 42.26% 。

2.3.2 重尾浸出試驗

將尼爾森重選流程獲得的中礦合并至尾礦，進行環保浸金劑浸出試驗，主要考察環保浸金劑用量和磨礦細度對于浸金效果的影響。浸出試驗固定條件：礦漿濃度 40% 、石灰 5000g/t 、浸出時間 24h 。試驗流程見圖5，試驗結果見表16。

表16重尾環保浸金劑浸出試驗結果

Table16Results of gravity separationtailings leaching test using environmentally friendly gold leaching agent

由表16可知：相同環保浸金劑用量條件下，重尾再磨浸出金浸出率提升幅度較小，選擇重尾直接浸出較為適宜。重尾直接浸出試驗中，當環保浸金劑用量為 1200g/t 時，對原礦金浸出率為 37.13% ；繼續增加環保浸金劑用量，金浸出率呈下降趨勢。因此，選擇環保浸金劑用量為 1200g/t 較為適宜。重選一重尾浸出聯合工藝金總回收率為 94.87% 。

2.4 選別工藝對比

不同工藝流程試驗結果對比見表17。由表17可知：3種工藝流程均獲得了較好的選別指標，金總回收率均在 95% 左右。其中，重選一重尾浸出聯合工藝流程相較于其他2種工藝具有一定優勢，重選可實現快速回收單體金，且選別過程無污染；重尾直接進行浸出，對比原礦全泥浸出，磨礦細度相對較粗，一定程度上減少了浸金藥劑的消耗，有利于降低浸出成本。綜合考慮，推薦采用重選一重尾浸出聯合工藝流程。

表17不同工藝流程試驗結果對比

Table17Comparisonof testresultsfordifferentprocessflows

3結論

1）青海某金礦金品位為 2.67g/t ，其他元素含量較低，無綜合回收價值。礦石中金屬礦物主要為黃鐵礦、褐鐵礦、磁黃鐵礦、黃銅礦、自然金，脈石礦物主要為碳酸鹽礦物、石英、絹（白）云母、斜長石、綠泥石等。礦石中占比 84.27% 的金為裸露及半裸露金，主要以細粒金、微粒金形式存在。

2）采用全泥浸出工藝，磨礦細度 -0.074mm 占比93% 條件下，金浸出率為 95.90% 。

3）采用浮選一浮尾浸出聯合工藝，磨礦細度-0.074mm 占比 76% ，經一次粗選、兩次精選、兩次掃選工藝流程，最終獲得的金精礦金品位為 81.8g/t ，金回收率為 91.11% 。浮尾直接浸出，對原礦金浸出率為 3.92% 。浮選一浮尾浸出聯合工藝金總回收率為95.03% 。

4）采用重選一重尾浸出聯合工藝，原礦經尼爾森重選流程，獲得的金精礦金品位為 139g/t ，金回收率為 57.74% 。重尾直接浸出，對原礦金浸出率為37.13% 。重選一重尾浸出聯合工藝金總回收率為94.87% 。

5）經3種工藝流程對比，綜合考慮經濟效益及環境效益，選擇重選一重尾浸出聯合工藝。

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Comparative study on beneficiation testof a gold mine in Qinghai

Zhang Guocun，Liu Yuchuan， Xiong Xin， Chen Pan， Ying Yongpeng， Zhang Xinyu （Qinghai Provincial Geological Resources Testing and Application Center）

Abstract： The gold grade of a certain gold deposit in Qinghai is 2.67g/t ，with exposed and semi-exposed gold accounting for 84.27% .Based on ore characteristics，whole ore leaching，flotation-flotation tailings leaching，and gravity separation-gravity separation tailings leaching were tested comparatively.After comprehensive evaluation of environmental and economic benefits，the gravity separation-gravityseparation tailings leaching combined processwas selected as optimal. The raw ore was subjected to Nelson gravity separation， yielding a gold concentrate with a grade of 139g/t （204號 and a gold recovery rate of 57.74% . Direct leaching of gravity separation tailings achieved a gold leaching rate of 37.13% on the raw ore.The total gold recovery of the entire process reached 94.87 % ，indicating favorable beneficiation performance.

Keywords： whole ore leaching; environmentaly friendly gold leaching agent; flotation; Nelson gravityseparation; combined process; total recovery