随着矿床埋藏浅、品位高的金矿资源的不断开采利用，这部分易采选的资源逐渐枯竭，嵌布粒度细、品位低的难选冶金矿资源成为解决满足人们日益增长的黄金需求的途径。针对低品位微细粒黄铁矿型金矿，采用传统的直接浸出工艺，往往得不到较高的回收率。毛益林等通过活化含金矿物，改善微细粒金矿物浮游性，再经过浮选富集，取得较好的指标。针对某低品位石英脉型金矿石，张成强等采用浮选含金黄铁矿达到预先富集的目的。
本文研究的金矿属于浅成低温热液冰长石—绢云母型金矿，黄铁矿是最主要也是最重要的载金矿物，金主要以亚显微金形式赋存于黄铁矿品格中，少量以银金矿包裹体形式赋存于黄铁矿中‘刮。由于围岩蚀变程度较高，原矿矿石性质发生较大的变化，尤其是脉石矿物组成的变化，导致现场生产作业和生产指标不稳定，严重地影响了该金矿的经济效益。为提高该低品位金矿金的综合回收率，开展了一系列的实验室试验研究，最终确定了较为合理的浮选工艺流程和药剂制度，并获得了理想的浮选试验指标。
1 矿石性质
1.1 原矿多元素和X射线衍射分析
对原矿样进行了多元素分析和x射线衍射分析，分析结果分别见表 1和图1。
从表 1中的分析结果可知，矿石主要成分为氧化硅，钙镁矿物的含量和氧化铝的含量相对较高。由此可以推测，原矿中除石英为主要脉石矿物外，其它易泥化矿物，如绢云母和长石等的含量可能较高，还有可能存在高岭石等黏土矿物。
根据 x射线衍射谱图并结合多元素分析结果可知，矿石中有用矿物主要有黄铁矿、白铁矿、磁黄铁矿，另外还有少量毒砂。脉石矿物主要有石英、白云石、云母，其次为少量的钾长石、方解石、高岭石等。
1.2 原矿中主要元素赋存状态
在x射线衍射分析的基础上，采用扫描电子显微镜和偏光显微镜，对原矿中有价元素金及其它元素的赋存状态进行了研究分析，结果如图2所示。
综合分析图2的扫描电子显微镜和图1的X射线能谱结果可知，原矿中90%左右的金赋存在部分硫铁矿的晶格中，其次有10%左右的金以自然银金矿的形式存在，主要与石英连生或包裹；硫化矿主，要是黄铁矿，少量的毒砂，硫铁矿为主要的载金矿物；元素银主要以银的硫化物形式存在，其次微量的以银金矿形式存在。
1.3 主要矿物的特征及嵌布关系
黄铁矿为矿石中最主要含铁矿物，也是主要的载金矿物。黄铁矿以星点状分布于岩石之中，可以分为两个粒级，一个粒级为矿物颗粒大小为5-70 μm，结晶程度为自形晶（图3），多呈立方体、条状结晶形态；另一个粒级为矿物颗粒大小为0.15 mm如0.85 mm至0.24 mm X 2.2 mm，结晶程度为自形晶至半自形晶，多呈条状、板状结晶形态。黄铁矿与石英一起呈脉状分布于岩石裂隙之中（图4），脉宽大约为16-35μm。
2 浮选试验研究
原矿工艺矿物学研究结果显示，绝大部分金呈微细粒包裹于黄铁矿中，含金矿物呈微细粒浸染状燄布于脉石矿物中。结合现场实际的浮选生产工艺，最终确定在实验室采用浮选法回收含金黄铁矿，并对浮选的一些主要工艺条件和流程结构进行了研究。
2.1 磨矿细度试验
载金矿物多呈微细粒浸染状嵌布于脉石矿物中，欲得到高品位的金精矿和较高的回收率，载金矿物需细磨并得到充分解离，但 由于原矿中含有大量易泥化的脉石矿物，细磨将使矿浆泥化严重，恶化浮选环境，降低浮选指标。因此，必须确定一个合理的磨矿细度。磨矿细度试验流程见图5，结果如图6所示。
从图6结果可知，粗精矿金回收率随着磨矿细度的增大而升高，当磨矿细度为95%-74μm时，金的回收率相对其它细度达到最大，品位略有下降，此时金品位和回收率分别为4.17纱和65.35%。经综合考虑，将磨矿细度定为95%-74μm。
22 捕收剂试验
对于性质复杂、难选的金矿石，单一捕收剂药剂制度往往难以取得理想指标，因此常采用混合用药制度。为了适应矿石性质，根据已有的生产实 氬践和查阅相关文献，本次试验选定了MA、MB、MOS-2、异戊基黄药、丁基铵黑药这几种捕收剂进行试验，试验结果表明异戊基黄药和丁基铵黑药的捕收性能相对较强，并对这两种捕收剂进行了用量配比试验（异戊基黄药：丁基铵黑药=1：0，4：l，1:1，1:4，1：0)，用量配比试验结果显示， 齐异戊基黄药：丁基铵黑药=4：1时，粗精矿中金的品位和回收率均相对较高。
确定组合捕收剂最佳用量可以更好地发挥药剂的协同作用，以获得较好的浮选指标，为此，对异戊基黄药与丁基铵黑药按照质量比为4：1的配比进行了用量试验。试验条件：粗选条件为磨矿细度-74 μm占95%，粗选I和粗选Ⅱ捕收剂用量分别为50+50、100+50、150+50g/t，其余条件同图5，组合捕收剂用量试验结果见图7。
图7结果显示，提高粗选I和粗选Ⅱ捕收剂用量能够显著提高金回收率。捕收剂用量从50+50g/t增加到100+50 g/t时，金回收率提高了9.42%，金的品位下降幅度很明显；继续增加捕收剂用量至 150+50g/t，金的回收率只提高了3.16%，品位略有下降。这是由于随着用量的增加，捕收剂对金和载金矿物的捕收性能得到增强，但由于矿泥的罩盖和机械夹带作用等，粗精矿产率增加而使品位下降，为确保金的回收率，粗选I和粗选Ⅱ捕收剂用量定为150+50g/t。
2.3 调整剂试验
2.3.1 水玻璃用量试验
原矿中含有大量的易泥化的硅酸盐类和碳酸盐 浮类脉石矿物（如云母、白云石等），当磨矿细度达到95%-74μ，次生矿泥量很大，严重干扰浮选过程。试验考察了淀粉、CMC、对甲基苯磺酸、尴rl程。试验考察了淀粉、CMC、对甲握本儼陂、显示，上述抑制剂均不同程度地对脉石矿物产生了抑制作用，但水玻璃对脉石矿泥的抑制效果最好。
水玻璃对石英、硅酸盐及铝硅酸盐矿物有良好的抑制作用，对矿泥还具有分散作用，为此，试验考察了水玻璃用量对浮选指标的影响。试验条件：粗选I碳酸钠1 000g/t、硫酸铜50g/t、捕收剂 150g/t、RB-3 50 g/t，粗选Ⅱ 捕收剂 50 g/t、RB-3 30纱，水玻璃用量试验结果见图8。
从图8试验结果可知，水玻璃用量由1.0 kg/t增加为2.0 kg/t时，粗精矿品位从3.55纱增加到4.04纱，而且回收率提高了2.02%。说明水玻璃用量增加强化了其对脉石矿泥的分散和抑制作用，改善浮选环境，从而提高分选效率。继续增大水玻璃用量，粗精矿品位略有上升，但回收率大幅下降，表明水玻璃用量过大，抑制作用虽增强但选择性降低，不利于浮选分离，因此水玻璃用量以2.0 kg/t为宜。
2.3.2pH调整剂试验
由于矿浆酸碱度对浮选药剂、矿石的可浮性以及脉石矿泥的分散性等有显著的影响，为此，试验考察了硫酸和碳酸钠对浮选指标的影响。试验条件：粗选I 水玻璃2.0 kg/t、硫酸铜50g/t、捕收剂 150g/t、RB-3 50g/t，粗选Ⅱ 捕收剂 50g/t、RB-3 30g/t。试验最终粗选pH调整剂选用碳酸钠，用量定为1.0 kg/t。
2.3.3 硫酸铜用量试验
在浮选过程中适当加入硫酸铜可以进一步改善黄铁矿的表面性质，增大其可浮性，使以前不能上浮的粗颗粒含金黄铁矿和其它类型连生体有了上浮可能，加快了硫铁矿的浮选速度，减少金连生体在尾矿中的损失。试验条件：粗选I 水玻璃2.0 kg/t、碳酸钠1.0 kg/t, 捕收剂 150g／t、RB-3 50g/t，粗选Ⅱ 捕收剂50g/t、RB-3 30g/t.
由图9结果可知，随着硫酸铜用量增加，当用量超过50g/t和回收率都有所下降，这可能是因为硫酸铜用量过大，铜离子消耗了部分捕收剂，导致捕收剂捕收性能降低，故硫酸铜用量选为50g/t。
2.4 全流程开路试验
根据上述条件试验结果，选取最优条件进行全流程开路试验。针对此围岩强蚀变黄铁矿化低品位金矿，为获得较高的精矿品位和尽可能大的金回收率，开路试验采用两次粗选、三次扫选和两次精选的浮选流程。
开路试验获得的精矿金品位24.3g/t，金回收率54.97%，表明条件试验的结果是可行的，其中中 表矿回收率合计为30.85%，这为闭路试验精矿金回收率的进一步提高奠定了基础。
2.5 全流程闭路试验
根据上述条件试验的结果，选取最优条件进行全流程闭路试验。为保证浮选过程矿浆中的药剂浓度，实行多点分段加药制度，闭路试验采用两次粗选、三次扫选和两次精选的浮选流程。闭路试验流程见图10，试验结果见表 2。
由于原矿品位较低，蚀变岩矿石含量较大，通过药剂来调整浮选作业的选择性受到限制，闭路试验过程中中矿的循环量较大，因此，闭路试验是在降低浮选浓度的前提下完成的。闭路试验结果表明，在原矿品位为1.69g/t时，可获得金品位20.47g/t、金回收率为69.85%的金精矿。
3 结论
1)原矿中绝大部分金呈微细粒包裹于黄铁矿中，载金矿物呈微细粒浸染状嵌布于脉石矿物中，细磨可使载金矿物充分解离，最佳磨矿细度为95%-74 μm。
2)使用戊基黄药与丁基铵黑药的组合捕收剂有利于提高金的回收率，且随组合捕收剂用量的增大，金的回收率随之增大，但脉石矿泥对浮选的干扰作用也随之加剧，粗选作业合适的捕收剂用量为200 g/t。
3)碳酸钠和水玻璃的组合使用，能够很好地分散矿浆并对易浮脉石矿物起到较强烈的抑制作用，适量的硫酸铜可以提高金矿的浮选指标。
4)在实验室进行了一系列的药剂和流程优化试验后，对金品位为1.69g/t的原矿，最终闭路试验可获得精矿金品位2074g/t、回收率69.85%的浮选指标。
