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有利于回收微细粒金的精选作业流程改造

梁嘉禄，李天恩，刘思伟，李朝红

(西安天宙矿业科技集团有限公司)

摘要：九仗沟金矿矿石中金呈极微细粒形式存在，且其载体矿物黄铁矿嵌布粒度也较细小，细磨后金易随矿泥流失在尾矿中，通过利用矿化泡沫的“二次富集作用”，对精选作业流程进行了改造，优先选出一部分高品位合格精矿，避免其过磨而造成损失，有效地解决了九仗沟金矿微细粒金的及时回收难题，进一步提高了金的回收率。

关键词：难处理矿石；泡沫槽泡沫；二次富集；微细粒金；回收

嵩县山金有限责任公司九仗沟金矿(下称“九仗沟金矿”)矿石性质复杂，常有不同程度的氧化和泥化，属于难处理矿石。矿石中金呈极微细粒形式存在，其主要载体矿物黄铁矿嵌布粒度较细小。金属矿化以黄铁矿化为主，脉石矿化以硅化、绢云母化以及白云石化为主。矿石必须细磨，才能使微细粒金单体解离，但细磨后-0.037 mm粒级产率增加，若不能及早回收此粒级中微细粒金，则会使其随矿泥流失在尾矿中，造成金的损失。

1 矿石性质

九仗沟金矿矿石自然类型以蚀变碎裂岩为主，碎裂蚀变岩、蚀变碎裂流纹岩及蚀变粗面岩次之，少量构造角砾岩。金属矿化以黄铁矿化为主，少量黄铜矿化、铅锌矿化、金矿化及褐铁矿化，脉石矿化以硅化、绢云母化及白云石化为主，高岭石化、钾长石化、白铅矿化少量，绿泥石化、方解石化等微量。矿石可回收有用矿物为自然金(银金矿)3 g/t。矿石主要金属矿物为黄铁矿(4 %)，其次为褐铁矿(1 %)，另有微量的方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、辉铜矿、铜蓝、斑铜矿、赤铁矿、磁铁矿、钛铁矿、锑银矿；脉石矿物主要为石英(47 %)、钾长石(22 %)、绢云母(13 %)、白云母，其次为高岭石(5 %)、斜长石(4 %)，少量白铅矿，微量白云母、方解石、黑云母、绿泥石、磷灰石、铅矾。原矿化学成分分析结果如表1所示。

经光片、砂光片分析推测：黄铁矿中的自然金，除以可见金的形式存在外，还以次显微金(粒度<0.000 2 mm，即不可见金)或类质同像的形式存在。部分金呈极微细粒存在，且金的主要载体矿物黄铁矿，部分嵌布粒度特别细小，是影响选矿指标的主要原因[1]。

2 原工艺流程

2.1 磨浮工艺流程

磨矿工艺：一段闭路磨矿分级流程。磨矿细度为-0.074 mm占65 %。磨矿采用1台MQG2700×3600型格子型球磨机，分级采用1台FG30型高堰式单螺旋分级机，设计处理量600 t/d 。

浮选工艺：一次粗选、二次扫选、二次精选、中矿再磨返回粗选流程。中矿再磨细度为-0.044 mm占90 %；粗选和扫选采用3台XCF-8型充气式浮选机和10台BS-K8型充气式浮选机；精选采用5台SF2.8型浮选机。中矿再磨采用1台MQY2100×3000型溢流型球磨机，再磨分级采用Φ150 mm×6旋流器组。

浮选扫选中矿及一次精选、二次精选的尾矿合并后，由泵送入旋流器进行分级，旋流器沉砂进入MQY2130型球磨机进行磨矿，球磨机排矿与扫选中矿汇合后由泵泵入旋流器形成闭路，旋流器溢流自流进入搅拌槽，进行浮选作业。

2.2 精选作业流程考查

1) 对2015年3月9个生产班次的精选一精矿(精一)细粒级(泡沫槽中的上部泡沫1)与同班次精矿二精矿(精二)进行考查，结果如表2所示。

由表2可知：9个班次精一细粒级平均金品位较精二高15.81 g/t；表明将这部分高品位精矿优先选出，直接作为最终精矿，不会影响最终精矿金品位。

2) 对2次考察的精一、精二、原矿的-0.037 mm产率、金品位、金属分布率进行了分析，结果如表3所示。

由表3可知：2次考察精一-0.037 mm粒级产率均大于40 %，-0.037 mm金品位均高于精二的综合样金品位，金属分布率均在60 %以上；说明及早回收精一的-0.037 mm粒级，既减少了这部分精矿在精选作业中不必要的循环，又不影响最终精矿金品位的提高。

3) 矿石性质分析。原矿性质最显著的特点是，矿石中的金呈极微细粒形式存在，且金的主要载体矿物黄铁矿有一部分嵌布粒度极其细小，这是影响选矿指标的主要原因。因此，若想进一步提高生产指标，就必须对原矿进行细磨，但细磨后加强细粒级金的及早回收显得非常必要。

此外，目前九仗沟金矿所处理原矿金品位较建矿初期有所提高，原矿经一次粗选和一次精选，其细粒级部分可达到精矿质量要求，如果将这部分细粒再进行二次精选，其品位受原矿性质的制约，不会再有明显提高。反而会使精选一尾矿、精选二尾矿中的细粒级增加，其进行再磨，产生过磨，从而使尾矿金品位增高。

通过以上分析表明：对精选作业进行改造，使细粒级金及早回收显得尤为重要。

2.3 存在问题

1) 入选矿石中金的嵌布粒度极微细，且大部分呈包裹金形式存在。生产实践和探索试验均表明：若要提高金回收率和精矿金品位，必须对原矿磨至-0.074 mm占64 %以上，中矿再磨细度需达到-0.044 mm占90 %以上，这样分级溢流中的-0.037 mm粒级产率占44.71 %以上，金属分布率占51.7 %；浮选搅拌槽中矿浆-0.037 mm粒级产率占47.11 %以上，金属分布率占52.7 %，因此必须设法加强对-0.037 mm粒级金的及早回收。

2) 根据对九仗沟金矿原矿分析可知：矿石中原生含泥量在9 %以上，其细度为-0.037 mm占65.42 %，且泥中金品位大于原矿品位，金的分布率占总金属量的12 %以上；这部分含金矿泥，经磨矿后其粒度更加微细；而经过一次粗选和一次精选及“二次富集作用”后，其金品位即可达到精矿质量要求。若再经过二次精选进一步提高金品位，不仅难度较大，而且还易引起精选一泡沫槽发生“跑槽”，导致精选一尾矿中高品位细粒级的含量增加，进入中矿再磨系统，引起过磨，从而影响金回收率的提高。因此，必须及早回收这部分高品位细粒级矿化泡沫，有利于尾矿金品位的降低。

3 技术改造

3.1 措施

为有效解决九仗沟金矿选矿厂微细粒金及时回收的难题，进一步提高金的回收率，2015年3月25日，对原两次精选流程进行了技术改造。将原精选流程的精选一泡沫不分粒度粗细和品位高低，全部进入精选二作业再选的流程(如图1所示)，改造为如图2、图3所示流程。

1—为优先选出的合格精矿 2—进入二次精选作业的中矿 3—可调节高度的闸板

图3 精选一泡沫“二次富集”三视图

改造后精选作业流程特点：在精选一的矿化泡沫槽中添加喷淋水，经喷淋后的矿化泡沫，由于在泡沫槽中有-定的稳定时间，浮在上层的泡沫不断兼并，自动地进行“二次富集” [2-3]。通过二次富集，获得聚集在泡沫槽上层的细粒级高品位并达到精矿质量要求的矿化泡沫1。再通过安装在泡沫槽前端的可调节泡沫量大小的闸板3，优先选出这部分矿化泡沫，并作为最终精矿给入精选二泡沫槽(图2中的精矿1)。将二次富集后随水进入泡沫槽中下层的粒度较粗、品位较低的矿化泡沫2，给入精选二作业进行二次精选，获得的精矿(图2中的精矿2)与精矿1合并作为最终精矿，排入精矿箱。

3.2 效果

经过2年多的生产实践，改造后工艺流程运行稳定，对及时回收微细粒金起到了显著作用。

1) 尾矿金品位大幅下降。改造前后生产技术指标对比结果见表4。

由表4可知：流程改造后，在原矿金品位大幅度提高的情况下，其尾矿金品位不仅没有随原矿品位的升高而升高，反而降低6.1 %，而金回收率提高6.54个百分点。

2) 及早地回收了精选一泡沫槽中高品位、微细粒级矿化泡沫。2016年7月22日对精矿1(综合样浓度36.3 %，金品位88.23 g/t，见图3)、精矿2(综合样浓度44.38 %，金品位93.4 g/t，见图3)进行化验分析，结果分别见表5、表6。

由表5和表6可知：流程改造后，可及早回收精选一泡沫槽中的高品位、微细粒级矿化泡沫；这部分泡沫各粒级产率、金品位及金属分布率基本与精选二产品相当。经测算，这部分泡沫量约占精选一泡沫槽泡沫总量的30 %；这样既减少了精选二作业的矿浆量，延长了浮选时间，又避免了这部分矿浆进入中矿再磨造成过磨，从而较好地解决了九仗沟金矿微细粒金难回收的技朮难题。

3) 金回收率较改造前有大幅度提高。改造前后金回收率对比结果见表7、表8。

由表7可知：改造后2015年4—11月相比改造前2015年1—3月，原矿金品位在各档次金回收率都有不同程度的提高，加权累计提高2.65 %。

由表8可知：改造后2016年各项生产技术指标更加优良，较2014年均有所提高；尤其是在处理总矿量、原矿金品位、精矿品位大幅提高的情况下，尾矿金品位仅增加0.056，金回收率提高6.7个百分点。

自2015年4月改造运行2年来，金回收率不断提高，目前已达到89.4 %以上，相比未改造前提高5个百分点以上。除了原矿品位的提高和对磨矿工艺条件、浮选药剂制度的优化外，精选流程改造是金回收率提高的主要原因。经测算，其可使金回收率至少提高2个百分点以上，年可多回收黄金20 kg，淨增加效益500多万元。

4 结论

1) 利用精选一泡沫在泡沫槽中的“二次富集作用”，优先选出一部分合格精矿，较好地解決了九仗沟金矿微细粒金的回收难题。不仅可及早回收高品位微细粒金，而且避免了这部分细粒金进入中矿再磨系统，造成过磨而影响金回收率的提高。

2) 将精选一泡沫槽中30 %以上的矿化泡沫量优先选出作为最终精矿，从而减少了精选二作业的负荷量，也减小了返回粗选的中矿量；这不仅有利于粗选作业、精选一、精选二作业的稳定和浮选时间的延长，也有利于操作的稳定。

3) 经过改造，金精矿回收率提高2 个百分点以上，年可多回收黄金20kg，淨增加效益500万元左右。

原标题：有利于回收微细粒金的精选作业流程改造

[参考文献]

[1]中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所.嵩县九仗沟金矿浮选优化验证试验研究报告[R].郑州：中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所,2010.

[2] 王资.浮游选矿技术[M].北京：北京冶金工业出版社,2006：79.

[3]章晓林，徐瑾，刘殿文，等 .极难选—水硬铝石型铝土矿反浮选脱硅的研究[J].轻金属,2011(8)：12-14.

作者简介：梁嘉禄(1944—)，男，籍贯，陕西省兴平市，高级工程师，从事黄金矿山管理及黄金选矿工作;E-mail：1747383292qq.com

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单位：西安天宙矿业科技集团有限公司