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[摘 要]对云南某含金硫化矿进行了浮选试验及浮选金精矿在NaOH碱浸预处理后的全泥氰化试验。经过对比试验此矿石最佳磨矿细度为-200目98%；捕收剂为丁基黄药，用量为240g/t；活化剂为硫酸铜，用量为240g/t。浮选金精矿在使用NaOH保证pH值为10-10.5的情况下预浸出12小时后，进行全泥氰化浸出，浸出率可达93.2%。结果表明，“浮选+碱浸预处理+全泥氰化”的选矿流程对于此类硫化矿的处理具有工艺简单、处理成本低的优点。
[关键词]金矿；硫化矿；浮选；全泥氰化
中图分类号：TD953 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2014）29-0267-02
1 引言
本文中所采矿样来自云南黄金集团某下属金矿。矿山为堆浸矿山，但具有经济价值的氧化矿石资源已经消耗待尽。随着采矿及勘查向深部发展，发现并采出了部分硫化矿。目前已经采出硫化矿25万吨，预计储量90万吨以上，平均黄金品位为2.1g/t左右。目前矿山采用的氰化堆浸工艺不适宜处理此类矿石（此类矿石直接堆浸浸出率仅为15.3%）。为有效利用此类矿石、延长矿山服务年限，特进行此类含金硫化矿石的选矿试验。
2 试验部分
2.1 试验原料及仪器设备
2.1.1 试验原料
原矿为硫化金矿石，原矿品位1.9g/t，原矿多元素分析结果见表1。矿石为灰绿色，自然呈黏土状、浸泡成pH值为2-3的酸性矿浆。原矿经103℃烘干、破碎至d<3mm后，缩分至500g/份的样品。实验用矿浆采用球磨机磨矿，磨矿浓度50%，通过调整磨矿时间确定不同产品粒度。
2.1.2 试验仪器设备
2.1.3 试验药剂
丁基黄药，丁胺黑药、戊基黄药、2号油（以上药剂生产厂家均为株洲天卓选矿药剂厂生产）；五水合硫酸铜（分析纯，天津市风船化学试剂科技有限公司）、氰化钠（安徽安庆庆宜化工厂生产）、氢氧化钠（分析纯，上海化学试剂一厂）
2.2 浮选试验
浮选试验矿浆浓度为20%，添加药剂前搅拌10分钟；每次浮选刮泡至无矿化泡沫为止。浮选结束后，对原矿、尾矿进行分别称重及取样化验。
2.3 浸出搅拌试验
使用浸出搅拌槽进行，全程每隔4小时检测一次pH值及氰根变化情况（NaOH碱浸预处理时仅检测pH值），同时补加NaOH保证全程pH值为10-10.5。尾渣样定时取出，过滤并水洗后送检。全程充气量保持恒定200L/h。
3.结果与讨论
3.1 浮选试验结果
3.1.1磨矿矿细度实验
对硫化矿做浮选的可选性研究，对硫化矿浮选细度进行实验并确定最佳磨矿细度，流程见图1：
图中可以看出，在细度达到98%之后，再提高入选细度，精矿品位、回收率及选矿效率将会下降，因此确定适宜的磨矿细度为-200目占比98%。
3.1.2捕收剂种类实验
在确定磨矿条件下，对浮选捕收剂及配比进行实验。总共试验用药剂有三种：丁基黄药、异戊基黄药、丁胺黑药。试验流程与图1相同。每次试验添加总补收剂用量为200g/t，药剂比例均为1：1，活化剂硫酸铜用量为200g/t。试验结果见图4。图中可以看出，单独使用丁基黄药作为捕收剂时，其回收率及选矿效率均较其它药剂（组合）高；使用黑药+异戊基黄药组合时，精矿品位较高，但仍达不到30/t以上（无法直接出售），因此选择回收率较高的捕收剂即丁基黄药作为下一步试验的药剂。
3.1.3捕收剂用量实验
在活化剂硫酸铜用量固定为200g/t的条件下，对浮选捕收剂丁黄药的用量进行试验，试验流程与图1相同。丁黄药用量分别定为50、140、240、340g/t、。结果见图5。可以看出，随着丁黄药用量的增加，精矿品位呈下降趋势，回收率及选矿效率则呈先升后降的趋势
3.1.4活化剂用量实验
在捕收剂丁黄药用量为240g/t条件下，对浮选活化剂最佳用量进行实验，流程见图1。活化剂硫酸铜用量设定为50、100、240、340、440g/t 。试验结果见图6。
3.1.5 浮选试验结论
使用丁基黄药作为捕收剂，用量为240g/t（粗选200g/t，扫选40g/t），使用硫酸铜作为活化剂用量为240g/t（粗选200g/t，扫选40g/t）在一粗一扫流程中可以取得回收率为58.33%，精矿品位12.8g/t的产品。
3.2 搅拌浸出试验
上述浮选产品因金品位较低，无法作为产品直接出售，因此探索对次精矿产品进行搅拌氰化浸出试验，以期将浮选精矿通过氰化方法以提取其中黄金。为探索其浸出特性，特进行了精矿直接氰化浸出试验和碱（NaOH）预浸后氰化浸出试验，并对相关参数进行了对比试验。
由上图可以看出，通过碱浸可破坏包裹黄金的硫化矿物，从而使金暴露、提高浮选精矿全泥氰化的金浸出率。NaOH碱浸预处理时间约为12小时；超过12小时对全泥氰化流程已经无明显作用，全泥氰化浸出时间约需要24-28h。经充分碱浸预处理的精矿其金浸出率可达到93.2%。
4 结论
本文采用“浮选+碱预浸+全泥氰化”的联合选矿方法可以较好的选别此类矿石，其综合回收率可以达到52.7%（浮选回收率58.33%；全泥氰化浸出率93.2%；活性炭吸附率97%），且产品为高品位载金炭（品位>1000g/t）可直接进入解吸电解等冶炼程序。同时，因为此矿石硬度较小，浮选流程简单，全泥氰化时药剂用量较少，虽然此流程总回收率不高，但仍能盈利。
参考文献
[1] 王庚辰，魏德洲；某含金多金属硫化矿的浮选分离研究；金属矿山，2005年第7期.
[2] 郭长阁；含金硫化矿的氧化预处理（综述）；国外金属矿选矿，1996.3.
[关键词]金矿；硫化矿；浮选；全泥氰化
中图分类号：TD953 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2014）29-0267-02
1 引言
本文中所采矿样来自云南黄金集团某下属金矿。矿山为堆浸矿山，但具有经济价值的氧化矿石资源已经消耗待尽。随着采矿及勘查向深部发展，发现并采出了部分硫化矿。目前已经采出硫化矿25万吨，预计储量90万吨以上，平均黄金品位为2.1g/t左右。目前矿山采用的氰化堆浸工艺不适宜处理此类矿石（此类矿石直接堆浸浸出率仅为15.3%）。为有效利用此类矿石、延长矿山服务年限，特进行此类含金硫化矿石的选矿试验。
2 试验部分
2.1 试验原料及仪器设备
2.1.1 试验原料
原矿为硫化金矿石，原矿品位1.9g/t，原矿多元素分析结果见表1。矿石为灰绿色，自然呈黏土状、浸泡成pH值为2-3的酸性矿浆。原矿经103℃烘干、破碎至d<3mm后，缩分至500g/份的样品。实验用矿浆采用球磨机磨矿，磨矿浓度50%，通过调整磨矿时间确定不同产品粒度。
2.1.2 试验仪器设备
2.1.3 试验药剂
丁基黄药，丁胺黑药、戊基黄药、2号油（以上药剂生产厂家均为株洲天卓选矿药剂厂生产）；五水合硫酸铜（分析纯，天津市风船化学试剂科技有限公司）、氰化钠（安徽安庆庆宜化工厂生产）、氢氧化钠（分析纯，上海化学试剂一厂）
2.2 浮选试验
浮选试验矿浆浓度为20%，添加药剂前搅拌10分钟；每次浮选刮泡至无矿化泡沫为止。浮选结束后，对原矿、尾矿进行分别称重及取样化验。
2.3 浸出搅拌试验
使用浸出搅拌槽进行，全程每隔4小时检测一次pH值及氰根变化情况（NaOH碱浸预处理时仅检测pH值），同时补加NaOH保证全程pH值为10-10.5。尾渣样定时取出，过滤并水洗后送检。全程充气量保持恒定200L/h。
3.结果与讨论
3.1 浮选试验结果
3.1.1磨矿矿细度实验
对硫化矿做浮选的可选性研究，对硫化矿浮选细度进行实验并确定最佳磨矿细度，流程见图1：
图中可以看出，在细度达到98%之后，再提高入选细度，精矿品位、回收率及选矿效率将会下降，因此确定适宜的磨矿细度为-200目占比98%。
3.1.2捕收剂种类实验
在确定磨矿条件下，对浮选捕收剂及配比进行实验。总共试验用药剂有三种：丁基黄药、异戊基黄药、丁胺黑药。试验流程与图1相同。每次试验添加总补收剂用量为200g/t，药剂比例均为1：1，活化剂硫酸铜用量为200g/t。试验结果见图4。图中可以看出，单独使用丁基黄药作为捕收剂时，其回收率及选矿效率均较其它药剂（组合）高；使用黑药+异戊基黄药组合时，精矿品位较高，但仍达不到30/t以上（无法直接出售），因此选择回收率较高的捕收剂即丁基黄药作为下一步试验的药剂。
3.1.3捕收剂用量实验
在活化剂硫酸铜用量固定为200g/t的条件下，对浮选捕收剂丁黄药的用量进行试验，试验流程与图1相同。丁黄药用量分别定为50、140、240、340g/t、。结果见图5。可以看出，随着丁黄药用量的增加，精矿品位呈下降趋势，回收率及选矿效率则呈先升后降的趋势
3.1.4活化剂用量实验
在捕收剂丁黄药用量为240g/t条件下，对浮选活化剂最佳用量进行实验，流程见图1。活化剂硫酸铜用量设定为50、100、240、340、440g/t 。试验结果见图6。
3.1.5 浮选试验结论
使用丁基黄药作为捕收剂，用量为240g/t（粗选200g/t，扫选40g/t），使用硫酸铜作为活化剂用量为240g/t（粗选200g/t，扫选40g/t）在一粗一扫流程中可以取得回收率为58.33%，精矿品位12.8g/t的产品。
3.2 搅拌浸出试验
上述浮选产品因金品位较低，无法作为产品直接出售，因此探索对次精矿产品进行搅拌氰化浸出试验，以期将浮选精矿通过氰化方法以提取其中黄金。为探索其浸出特性，特进行了精矿直接氰化浸出试验和碱（NaOH）预浸后氰化浸出试验，并对相关参数进行了对比试验。
由上图可以看出，通过碱浸可破坏包裹黄金的硫化矿物，从而使金暴露、提高浮选精矿全泥氰化的金浸出率。NaOH碱浸预处理时间约为12小时；超过12小时对全泥氰化流程已经无明显作用，全泥氰化浸出时间约需要24-28h。经充分碱浸预处理的精矿其金浸出率可达到93.2%。
4 结论
本文采用“浮选+碱预浸+全泥氰化”的联合选矿方法可以较好的选别此类矿石，其综合回收率可以达到52.7%（浮选回收率58.33%；全泥氰化浸出率93.2%；活性炭吸附率97%），且产品为高品位载金炭（品位>1000g/t）可直接进入解吸电解等冶炼程序。同时，因为此矿石硬度较小，浮选流程简单，全泥氰化时药剂用量较少，虽然此流程总回收率不高，但仍能盈利。
参考文献
[1] 王庚辰，魏德洲；某含金多金属硫化矿的浮选分离研究；金属矿山，2005年第7期.
[2] 郭长阁；含金硫化矿的氧化预处理（综述）；国外金属矿选矿，1996.3.