Test of Flotation Technology for a Low-sulfide Refractory Gold Ore from Qinghai
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摘要:
这是一篇矿物加工工程领域的论文。青海某微细-超微细含碳、砷难选金矿为糜棱岩中的挤压性构造破碎带中的中高温热液蚀变岩型金矿石，主要硫化物为黄铁矿（含量3.51%），其次为毒砂（含量1.10%），泥质矿物含量37%。金主要呈显微、超显微分散状态包裹于黄铁矿、毒砂等硫化矿物中，脉石及褐铁矿包裹金分别占14.43%、8.20%，小于0.005 mm的金粒占81.04%。本文以工艺矿物学研究为基础，进一步优化浮选工艺参数及药剂制度，并开展了强力搅拌和选择性磨矿联合工艺研究，一定程度减轻了矿石细磨与泥化的矛盾问题，获得了金精矿金品位33.06 g/t、金回收率为85.70%实验指标，在原工艺指标上实现较大突破。
Abstract:This is an article in the field of mineral processing engineering. A microfine-ultramicron refractory gold ore containing carbon and arsenic is a medium-high temperature hydrothermal altered rock type gold ore in the compressive structural fracture zone of mylonite in Qinghai Province. The main sulfide is pyrite (3.51% content), followed by arsenopyrite (1.10% content) and argillaceous mineral content 37%. Most of the gold is microscopically or ultramicroscopically dispersed in sulfide minerals such as pyrite and arsenopyrite. Gangue and limonite contain 14.43% and 8.20% of gold, respectively, and 81.04% of gold less than 0.005 mm. Based on the research of process mineralogy, this paper further optimized the flotation process parameters and reagent system, and carried out the research of the combined process of strong agitation and selective grinding, which alleviated the contradiction between fine grinding and slime of ore to a certain extent, and obtained the test indexes of gold grade of 33.06 g/t and gold recovery of 85.70%, achieving a great breakthrough in the original process index.
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金矿是国家重要的战略性矿产资源[1-2]。目前，中国已经成为世界上最大的黄金生产国和消费国[3]。截至2021年，全国查明黄金资源储量15 750.51 t，在全球黄金储量排名中位居第9位[4]。近年来，随着矿产资源的不断开发和利用，一些高硫化物、高品位易选金矿石越来越少，如山东招远、河南灵宝、陕西潼关、金瓜石铜金矿床等（部分硫含量>10%，大多金品位为10～20 g/t）。反之，低品位、贫硫、微细粒复杂难处理矿石成为主要的开发对象，并成为黄金行业研究重点和热点[5-8]。在中国已探明黄金储量中，难处理矿石约占30%，各大科研机构和黄金矿山企业也在积极探索新的选矿工艺和技术，以提高难选金矿资源的利用率[9]。
青海某金矿为典型的少硫化物微细粒浸染型难选金矿，金资源储量>50 t[10]，该矿山选矿厂采用常规的一粗二精二扫浮选工艺流程，工业生产金回收率为80%～81%，金精矿品位<25 g/t。生产过程中为保证载金矿物的单体解离度，适宜磨矿细度（-0.074mm含量 ）为85%，在此浮选条件下，矿浆泥化严重，黏度大、流动性较差，扫选中矿黄铁矿和毒砂单体解离度偏低（为73%）。为解决上述问题，该矿山在以往研究的基础上，开展了工艺优化、选择性磨矿、强力搅拌等实验研究，以提高该难选金矿的浮选指标。
1. 矿石性质
该金矿床以原生矿石为主，氧化矿石较少。矿石中硫化矿物含量<5%，砷、碳含量较高，金大多呈显微、超显微分散状态包裹于毒砂、黄铁矿等硫化矿物中，-0.005 mm金粒占比 81%。该金矿为少硫化物微细粒浸染型难选金矿石[11]。
1.1 原矿化学分析
原矿多元素分析结果见表1，矿物组成及含量见表2。该矿石中主要金属矿物为黄铁矿、毒砂，少量方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、磁铁矿，次生铜矿物及金属氧化矿物等，贵金属矿物为自然金。脉石矿物主要为石英、绢云母、黏土、绿泥石、蒙脱石、锆石及少量的碳酸盐等。
表 1 原矿多元素分析结果/%Table 1. Multi-element analysis results of the raw oreAu* Ag* Cu Pb Zn Fe S As Sb C（T） CaO MgO SiO2 Al2O3 As 3.05 2.48 0.005 0.10 0.014 4.10 2.23 0.48 0.010 2.20 4.96 1.19 64.08 10.13 0.48 *单位为g/t。 表 2 矿物相对含量测定结果/%Table 2. Determination results of the relative mineral content金属矿物 非金属矿物 黄铁矿 3.51 石英 49.61 毒砂 1.10 绢云母 18.13 黄铜矿 0.01 黏土 12.00 磁黄铁矿 0.11 绿泥石 5.31 方铅矿 0.01 蒙脱石 1.08 闪锌矿 0.02 碳酸盐矿物 4.14 褐铁矿 0.03 其他 4.94 合计 4.79 合计 95.21 1.2 金的化学成分及嵌布特征
1.2.1 金的化学成分
金与银常呈金—银互化物[12]，根据六分法可分为六个亚种：自然金（Au>95%，Ag<5%）、含银自然金（80%<Au≤95%，5%<Ag≤20%）、银金矿（50%<Au≤80%，20%<Ag≤50%）、金银矿（20%<Au≤50%，50%<Ag≤80%）、含金自然银（5%<Au≤20%，80%<Ag≤95%）、自然银（0%<Au≤5%，95%<Ag≤100%）。采用扫描电镜能谱定量测定金的化学组成，结果见表3。
表 3 金粒能谱检测结果/%Table 3. Energy spectrum detection results of the gold particle测点 Au Ag Sb Te 1 100.00 0.00 0.00 0.00 2 100.00 0.00 0.00 0.00 3 100.00 0.00 0.00 0.00 4 99.84 0.16 0.00 0.00 5 99.68 0.32 0.00 0.00 6 99.76 0.24 0.00 0.00 7 98.65 1.34 0.01 0.00 8 98.47 1.53 0.00 0.00 9 97.68 2.32 0.00 0.00 10 97.66 2.34 0.00 0.00 11 96.58 3.42 0.00 0.02 平均 98.94 1.06 0.00 0.00 由表3可知，本矿石大多数金成色较高，平均含金量为98.94%，平均含银量为1.06%，个别金粒含Sb和Te，按六分法划分，本矿石中金属于自然金。
1.2.2 自然金粒度特征
采用MLA矿物自动分析系统结合扫描电镜测定本矿石块矿中金的粒度组成，测定结果见表4.
表 4 金的粒度组成Table 4. Particle size composition of the gold粒径区间/mm 细粒金 微粒金 合计 >0.01 0.01～0.005 <0.005 相对含量/% ∕ 18.96 81.04 100.00 由表4可知，该矿石中自然金的粒度极其细小，主要为微粒金，其中-0.005 mm的金占81.04%，0.01～0.005 mm的金仅占18.96%。
1.2.3 金的物相分析
为查明该矿石自然金的赋存状态，取选矿缩分样品磨至-0.074 mm 80%，开展了金的物相分析，结果见表5。
表 5 金物相分析结果Table 5. Phase analysis results of the gold名称 裸露及半
裸露金碳酸盐
包裹金硅酸盐
包裹金硫化物
包裹金赤褐铁
包裹金相合 含量/% 0.78 0.20 0.24 1.58 0.25 3.05 分布率/% 25.57 6.56 7.87 51.80 8.20 100.00 由表5可知，硫化物包裹金含量最多，占51.80%，其次为裸露及半裸露金，占25.57%，碳酸盐、硅酸盐和赤褐铁包裹金相差不大，均<10%。
1.3 原矿物理性质
原矿供矿粒度<500 mm，矿石真比重为2.74 t/m3, 矿石松散系数为1.7，矿石普氏硬度系数为8～13，原生矿泥含量为12%。
2. 浮选实验
根据该选矿厂现有一粗二精二扫浮选时间及实际矿浆流量，确定粗、扫选实验室浮选时间为8 min，精一、精二浮选时间分别为4 min、3 min，在此基础上开展工艺优化实验研究。
2.1 磨矿细度条件实验
该矿石中主要载金矿物为黄铁矿和毒砂，其嵌布粒度较细(-0.04 mm>90%）。为使目的矿物充分单体解离，需对矿石进行细磨，并开展磨矿细度对回收率的影响实验。磨矿细度实验流程见图1，实验结果见表6。
表 6 磨矿细度实验结果Table 6. Results of grinding fineness test磨矿细度
-0.074 mm/%金品位/(g/t) 粗精矿
产率/%金回收率/% 原矿 粗精矿 粗尾矿 72.20 3.02 19.30 1.25 9.81 62.67 79.31 3.09 17.54 1.20 11.57 65.66 85.04 3.03 16.04 1.08 13.03 69.00 90.23 3.03 14.51 1.12 14.26 68.31 由表6可知，随着磨矿细度的提高，精矿品位逐渐降低，回收率先升高后降低，说明矿石细磨后提高了目的矿物单体解离度，但也增加了一定量的次生矿泥，易被“夹带”进入精矿，降低精矿品位[13]。当磨矿细度（0.074 mm)为85.04%时，粗精矿金的回收率最高，金品位降低不明显，因此磨矿细度（-0.074 mm ）宜选择85.04%。
2.2 浮选浓度条件实验
浮选浓度是浮选过程中重要的工艺因素，对于浮选回收率、精矿质量、药剂用量、生产能力、浮选时间、水电消耗等均有影响[14]，浮选浓度过高或过低都不利于浮选。扫选作业的浓度受粗选影响（工业生产过程还受冲洗水量影响），一般不另行控制。在磨矿细度-0.074 mm 85.04%条件下开展浮选浓度实验。实验流程同图1，实验结果见表7。
表 7 浮选浓度实验结果Table 7. Results of floating concentration test浮选浓度/% 金品位/(g/t) 粗精矿产率/% 金回收率/% 原矿 粗精矿 粗尾矿 25.36 3.05 17.08 1.11 12.15 68.03 28.13 3.03 16.04 1.08 13.03 69.00 30.48 3.04 15.78 1.09 13.27 68.90 由表7可知，当浮选浓度由25.36%增加到28.13%时，粗精矿金品位降低1.04 g/t，金的回收率提高到69.00%，继续提高浮选浓度，精矿品位持续降低，且回收率开始下降，因此适宜的浮选浓度为28.13 %。
2.3 调整剂优化实验
该矿石含泥较高，且在细磨过程中易产生大量次生矿泥，恶化浮选环境，因此在选择调整剂时不仅要注重pH值的控制，也要注重消除矿泥的影响。此次调整剂从石灰、硫化钠、碳酸钠、水玻璃中筛选。石灰常用作pH值调整剂，抑制硫化物矿物，同时也是一种凝结剂，能使矿浆中的微细颗粒凝结；硫化钠可用作硫化矿的抑制剂、有色金属氧化矿的活化剂、pH值调整剂等；碳酸钠多用作pH值调整剂，也可用作水质软化剂和矿泥分散剂，能消除Ca2+、Mg3+、Fe3+等有害离子对浮选的影响，从而降低捕收剂的用量，适宜的用量下也是黄铁矿、毒砂等硫化矿物的表面活化剂；水玻璃是石英、硅酸盐、铝硅酸盐类矿物的抑制剂，对矿泥有分散作用[15]。调整剂筛选实验流程同图1，实验结果见表8。
表 8 调整剂筛选实验结果Table 8. Screening test results of regulators调整剂种类
及用量
/(g/t)金品位/(g/t) 粗精矿
产率/%金回收率/% 原矿 粗精矿 粗尾矿 无 3.03 16.04 1.08 13.06 69.05 石灰200 3.05 14.70 1.01 14.90 71.82 石 灰300 3.06 15.12 1.00 14.59 72.09 石 灰350 3.04 15.32 1.10 13.64 68.75 石 灰400 3.06 15.41 1.11 13.64 68.67 硫化钠50 3.04 14.87 0.99 14.77 72.24 硫化钠80 3.05 15.99 0.97 13.85 72.60 硫化钠100 3.04 17.63 0.87 12.95 75.09 硫化钠150 3.06 18.00 0.90 12.63 74.30 碳酸钠400 3.05 17.71 0.95 12.52 72.74 碳酸钠700 3.04 18.73 0.85 12.24 75.41 碳酸钠1 000 3.04 19.34 0.81 12.06 76.60 碳酸钠 1 300 3.05 19.45 0.85 11.83 75.44 水玻璃800 3.04 18.12 0.91 12.38 73.77 水玻璃1 000 3.06 19.02 0.86 12.11 75.30 水玻璃1 200 3.04 18.95 0.85 12.10 75.42 水玻璃1 500 3.05 18.25 0.87 12.54 75.05 由表8可知, 使用碳酸钠1 000 g/t时，可获得较高的精矿品位（19.34 g/t)及金回收率(76.60%)，因此适宜的碳酸钠用量为1 000 g/t。
2.4 硫酸铜用量实验
硫酸铜是硫化矿物常用的活化剂，其用量实验流程同图1，实验结果见表9。
表 9 硫酸铜用量实验结果Table 9. Test results of dosage of copper sulfate硫酸铜
用量
/(g/t)金品位/(g/t) 粗精矿
产率/%金回
收率/%原矿 粗精矿 粗尾矿 100 2.98 16.38 0.86 13.66 75.08 200 3.08 18.65 0.80 12.75 77.31 300 3.04 19.34 0.81 12.06 76.60 400 3.01 20.11 0.97 10.66 71.21 由表8、9可知，使用硫酸铜200 g/t时，可以获得较高的精矿品位（18.65 g/t）及金回收率（77.31%），因此适宜的硫酸铜用量为200 g/t。相比较仅使用碳酸钠，粗精矿品位降低了0.69 g/t，但金回收率提高了0.71个百分点，因此宜选择碳酸钠（1 000 g/t)和硫酸铜(200 g/t）的组合调整剂。
2.5 捕收剂优化实验
（1）捕收剂筛选实验
黄药是应用最广的硫化矿捕收剂，其优点为捕收性能强；黑药的应用仅次于黄药，其捕收性能与黄药相似，但捕收能力弱于黄药，而选择性比黄药强。捕收剂筛选实验流程同图1，实验结果见表10。
表 10 捕收剂筛选实验结果Table 10. Screening test results of collectors捕收剂种类及用量
/(g/t)金品位/(g/t) 粗精矿产率/% 金回收率/% 原矿 粗精矿 粗尾矿 丁基黄药+丁铵黑药 80+40 3.08 18.65 0.80 12.75 77.31 戊基黄药+丁铵黑药 80+40 3.08 20.23 0.73 12.05 79.15 由表10可知，使用戊基黄药及丁铵黑药作为组合捕收剂，可以获得较高的粗精矿品位（20.23 g/t）及金回收率（79.15%），因此捕收剂选用戊基黄药与丁铵黑药。
（2）捕收剂用量实验
表 11 捕收剂用量实验结果Table 11. Test results of dosage of collectors捕收剂用量/(g/t)
（戊基黄药+丁铵黑药）金品位/(g/t) 粗精矿
产率/%金回收
率/%原矿 粗精矿 粗尾矿 60+30 2.99 19.54 0.78 11.76 76.95 80+40 3.08 20.23 0.73 12.05 79.15 100+50 3.09 19.83 0.63 12.80 82.21 120+60 3.09 20.16 0.64 12.56 81.90 由表11可知，戊基黄药用量100 g/t、丁铵黑药用量50 g/t时，可以获得最高的粗精矿品位（19.83 g/t）及金回收率（82.21%），因此戊基黄药与丁铵黑药用量分别为100、50 g/t。
2.6 开路实验
表 12 开路实验结果Table 12. Results of open-circuit test产品名称 产率/% 金品位/(g/t) 金回收率/% 中矿1 6.52 3.20 6.82 中矿2 3.55 1.72 2.00 中矿3 7.57 5.99 14.82 中矿4 1.52 16.97 8.44 精矿 3.76 48.54 59.61 尾矿 77.08 0.33 8.32 原矿 100.00 3.06 100.00 由表12可知，采用一粗二扫二精流程开路实验，精矿品位为48.54 g/t，总回收率为91.68%。
2.7 闭路实验
表 13 常规闭路实验结果Table 13. Results of conventional closed-circuit test产品名称 金品位/(g/t) 产率/% 金回收率/% 精矿 24.89 9.93 81.34 尾矿 0.63 90.07 18.66 原矿 3.04 100.00 100.00 由表13可知，闭路实验取得了精矿金品位24.89 g/t、金回收率81.34%的选矿指标。
2.8 强力搅拌和选择性磨矿联合工艺实验研究
针对该矿山矿石高含泥特性，对磨矿分级产品利用强力搅拌独特的叶轮、隔板、变频调速产生高速剪切力场，将包覆在载金矿物表面的泥质矿物进行剪切剥离，使污染、罩盖的目的矿物产生新鲜表面，提高目的矿物疏水性，从而提高其可浮性；同时，利用高速剪切力场将药剂切割成更为细小的颗粒，增大药剂的比表面积，实现药剂与矿物高效碰撞接触。其次，针对该矿山矿石微细粒特性，将扫选精矿集中返回二段分级泵池进行分级，合格产品经强力搅拌后进入浮选作业再次富集，粗粒部分返回磨机再磨，实现目的矿物的选择性磨矿，最大限度提高其单体解离度。考虑到扫选中矿循环对该工艺的影响，利用实验室设备模拟仿真选厂工艺流程，进行强力搅拌和选择性磨矿联合工艺闭路实验，工艺流程见图3，实验结果见表14。
表 14 优化后闭路实验结果Table 14. Results of optimized closed-circuit test产品名称 金品位/(g/t) 产率/% 金回收率/% 精矿 33.06 7.85 85.70 尾矿 0.47 92.15 14.30 原矿 3.03 100.00 100.00 2.9 产品分析
2.9.1 浮选金精矿多元素分析及赋存状态
浮选金精矿多元素分析结果见表15，金的赋存状态考查结果见表16。
表 15 金精矿多元素分析结果/%Table 15. Multi-element analysis results of gold flotation concentrateAu* Ag* As Fe S Cu Pb Zn C CaO MgO Al2O3 SiO2 33.06 8.50 2.35 9.89 12.32 0.04 0.048 0.11 1.98 2.89 1.82 10.44 55.43 *单位为g/t。 表 16 金精矿金的赋存状态考查结果Table 16. Analysis results of the occurence of gold of gold flotation concentrate赋存状态 单体裸露金
（可浸金）硫化物
包裹金脉石包
裹金合计 相对含量/% 10.65 82.47 6.88 100.00 由表16可知，金精矿中单体裸露金和硫化物包裹金占93.12%，脉石包裹金占6.88%。通过浮选工艺优化实验，主要回收了单体裸露金和硫化矿物包裹金，其次回收了大部分脉石包裹金。
2.9.2 浮选尾矿多元素分析及赋存状态
浮选尾矿金的赋存状态考查结果见表17。
表 17 尾矿金的赋存状态考查结果Table 17. Analysis results of the occurence of gold tailings赋存状态 单体连生金 硫化物
包裹金脉石
包裹金合计 单体 与脉石连生 小计 相对含量/% 1.03 8.29 9.32 2.63 88.33 100.00 通过考查结果可知，尾矿中金的流失状态主要以脉石包裹金和与脉石连生金为主，占96.62%，硫化物包裹金仅占2.63%。
3. 结 论
（1）通过实验研究，该矿石为典型的微细-超微细粒含碳、砷少硫化物难选金矿石，主要载金矿物黄铁矿、毒砂嵌布粒度较细，90%以上小于0.04 mm；金大都呈显微、超显微分散状态包裹于黄铁矿、毒砂等硫化矿物中，脉石及褐铁矿包裹金分别占14.43%、8.20%，-0.005 mm的金占81.04%；矿石中泥质矿物含量为37%；可见，该矿石属于典型的难选冶金矿石。
（2）采用强力搅拌和选择性磨矿联合工艺，将扫选精矿集中返回二段分级泵池进行分级再磨再选，一是对目的矿物表面增加擦洗作用，减少矿泥对目的矿物标的“罩盖”，提高药剂作用效率；二是扫选中矿集中返回到二段分级泵池分级再磨，通过选择性磨矿，提高目的矿物单体解离度。相比常规浮选工艺，精矿品位由24.89 g/t提高至33.06 g/t，金回收率由81.34%提高至85.70%。
（3）尾矿中96.62%的金主要以脉石包裹金和与脉石连生金形式流失，浮选不易回收。
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表 1 原矿多元素分析结果/%
Table 1 Multi-element analysis results of the raw ore
Au* Ag* Cu Pb Zn Fe S As Sb C（T） CaO MgO SiO2 Al2O3 As 3.05 2.48 0.005 0.10 0.014 4.10 2.23 0.48 0.010 2.20 4.96 1.19 64.08 10.13 0.48 *单位为g/t。 
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表 2 矿物相对含量测定结果/%
Table 2 Determination results of the relative mineral content
金属矿物 非金属矿物 黄铁矿 3.51 石英 49.61 毒砂 1.10 绢云母 18.13 黄铜矿 0.01 黏土 12.00 磁黄铁矿 0.11 绿泥石 5.31 方铅矿 0.01 蒙脱石 1.08 闪锌矿 0.02 碳酸盐矿物 4.14 褐铁矿 0.03 其他 4.94 合计 4.79 合计 95.21
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表 3 金粒能谱检测结果/%
Table 3 Energy spectrum detection results of the gold particle
测点 Au Ag Sb Te 1 100.00 0.00 0.00 0.00 2 100.00 0.00 0.00 0.00 3 100.00 0.00 0.00 0.00 4 99.84 0.16 0.00 0.00 5 99.68 0.32 0.00 0.00 6 99.76 0.24 0.00 0.00 7 98.65 1.34 0.01 0.00 8 98.47 1.53 0.00 0.00 9 97.68 2.32 0.00 0.00 10 97.66 2.34 0.00 0.00 11 96.58 3.42 0.00 0.02 平均 98.94 1.06 0.00 0.00
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表 4 金的粒度组成
Table 4 Particle size composition of the gold
粒径区间/mm 细粒金 微粒金 合计 >0.01 0.01～0.005 <0.005 相对含量/% ∕ 18.96 81.04 100.00
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表 5 金物相分析结果
Table 5 Phase analysis results of the gold
名称 裸露及半
裸露金碳酸盐
包裹金硅酸盐
包裹金硫化物
包裹金赤褐铁
包裹金相合 含量/% 0.78 0.20 0.24 1.58 0.25 3.05 分布率/% 25.57 6.56 7.87 51.80 8.20 100.00
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表 6 磨矿细度实验结果
Table 6 Results of grinding fineness test
磨矿细度
-0.074 mm/%金品位/(g/t) 粗精矿
产率/%金回收率/% 原矿 粗精矿 粗尾矿 72.20 3.02 19.30 1.25 9.81 62.67 79.31 3.09 17.54 1.20 11.57 65.66 85.04 3.03 16.04 1.08 13.03 69.00 90.23 3.03 14.51 1.12 14.26 68.31
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表 7 浮选浓度实验结果
Table 7 Results of floating concentration test
浮选浓度/% 金品位/(g/t) 粗精矿产率/% 金回收率/% 原矿 粗精矿 粗尾矿 25.36 3.05 17.08 1.11 12.15 68.03 28.13 3.03 16.04 1.08 13.03 69.00 30.48 3.04 15.78 1.09 13.27 68.90
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表 8 调整剂筛选实验结果
Table 8 Screening test results of regulators
调整剂种类
及用量
/(g/t)金品位/(g/t) 粗精矿
产率/%金回收率/% 原矿 粗精矿 粗尾矿 无 3.03 16.04 1.08 13.06 69.05 石灰200 3.05 14.70 1.01 14.90 71.82 石 灰300 3.06 15.12 1.00 14.59 72.09 石 灰350 3.04 15.32 1.10 13.64 68.75 石 灰400 3.06 15.41 1.11 13.64 68.67 硫化钠50 3.04 14.87 0.99 14.77 72.24 硫化钠80 3.05 15.99 0.97 13.85 72.60 硫化钠100 3.04 17.63 0.87 12.95 75.09 硫化钠150 3.06 18.00 0.90 12.63 74.30 碳酸钠400 3.05 17.71 0.95 12.52 72.74 碳酸钠700 3.04 18.73 0.85 12.24 75.41 碳酸钠1 000 3.04 19.34 0.81 12.06 76.60 碳酸钠 1 300 3.05 19.45 0.85 11.83 75.44 水玻璃800 3.04 18.12 0.91 12.38 73.77 水玻璃1 000 3.06 19.02 0.86 12.11 75.30 水玻璃1 200 3.04 18.95 0.85 12.10 75.42 水玻璃1 500 3.05 18.25 0.87 12.54 75.05
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表 9 硫酸铜用量实验结果
Table 9 Test results of dosage of copper sulfate
硫酸铜
用量
/(g/t)金品位/(g/t) 粗精矿
产率/%金回
收率/%原矿 粗精矿 粗尾矿 100 2.98 16.38 0.86 13.66 75.08 200 3.08 18.65 0.80 12.75 77.31 300 3.04 19.34 0.81 12.06 76.60 400 3.01 20.11 0.97 10.66 71.21
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表 10 捕收剂筛选实验结果
Table 10 Screening test results of collectors
捕收剂种类及用量
/(g/t)金品位/(g/t) 粗精矿产率/% 金回收率/% 原矿 粗精矿 粗尾矿 丁基黄药+丁铵黑药 80+40 3.08 18.65 0.80 12.75 77.31 戊基黄药+丁铵黑药 80+40 3.08 20.23 0.73 12.05 79.15
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表 11 捕收剂用量实验结果
Table 11 Test results of dosage of collectors
捕收剂用量/(g/t)
（戊基黄药+丁铵黑药）金品位/(g/t) 粗精矿
产率/%金回收
率/%原矿 粗精矿 粗尾矿 60+30 2.99 19.54 0.78 11.76 76.95 80+40 3.08 20.23 0.73 12.05 79.15 100+50 3.09 19.83 0.63 12.80 82.21 120+60 3.09 20.16 0.64 12.56 81.90
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表 12 开路实验结果
Table 12 Results of open-circuit test
产品名称 产率/% 金品位/(g/t) 金回收率/% 中矿1 6.52 3.20 6.82 中矿2 3.55 1.72 2.00 中矿3 7.57 5.99 14.82 中矿4 1.52 16.97 8.44 精矿 3.76 48.54 59.61 尾矿 77.08 0.33 8.32 原矿 100.00 3.06 100.00
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表 13 常规闭路实验结果
Table 13 Results of conventional closed-circuit test
产品名称 金品位/(g/t) 产率/% 金回收率/% 精矿 24.89 9.93 81.34 尾矿 0.63 90.07 18.66 原矿 3.04 100.00 100.00
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表 14 优化后闭路实验结果
Table 14 Results of optimized closed-circuit test
产品名称 金品位/(g/t) 产率/% 金回收率/% 精矿 33.06 7.85 85.70 尾矿 0.47 92.15 14.30 原矿 3.03 100.00 100.00
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表 15 金精矿多元素分析结果/%
Table 15 Multi-element analysis results of gold flotation concentrate
Au* Ag* As Fe S Cu Pb Zn C CaO MgO Al2O3 SiO2 33.06 8.50 2.35 9.89 12.32 0.04 0.048 0.11 1.98 2.89 1.82 10.44 55.43 *单位为g/t。
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表 16 金精矿金的赋存状态考查结果
Table 16 Analysis results of the occurence of gold of gold flotation concentrate
赋存状态 单体裸露金
（可浸金）硫化物
包裹金脉石包
裹金合计 相对含量/% 10.65 82.47 6.88 100.00
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表 17 尾矿金的赋存状态考查结果
Table 17 Analysis results of the occurence of gold tailings
赋存状态 单体连生金 硫化物
包裹金脉石
包裹金合计 单体 与脉石连生 小计 相对含量/% 1.03 8.29 9.32 2.63 88.33 100.00
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