微细浸染型金矿又称卡林型金矿，在这类矿床中，金主要呈显微⁃次显微粒级［1－2］，矿石构造以浸染状为主；矿物的共生组合与围岩的热液蚀变都以中低温热液成矿为主要特点；细碎屑岩和碳酸盐类岩石是主要的金矿床容矿围岩。我国微细浸染型金矿存在储量较大、矿石成分复杂等特点，若加以适当的开发利用，将会给人类带来巨大财富［3］。目前，国内外许多学者采用直接浸出、预处理与浸出联合以及浮选［4－6］等方式对微细浸染型金矿进行了研究。本文探索了该微细浸染型金矿的浮选提金工艺。

1 矿石性质

试验所用矿石来自贵州黔西南某矿山，属于微细浸染型金矿。原矿XRD分析结果表明，原矿中方解石占35.54%、石英占54.20%、黄铁矿占3.46%、高岭石占3.78%、白云石占3.01%。

原矿化学多元素分析结果见表1。表1数据表明，原矿中金品位为0.73 g/t，SiO2含量52.14%，CaO含量18.65%。

 

表1 原矿化学多元素分析结果（质量分数）/%

  

1） 单位为 g/t。

 

Au1） Al2O3As2O3 CaO TFe2O3 SiO2 SO3 TiO2 LOI 0.73 4.29 0.05 18.65 5.10 52.14 3.87 0.48 16.03

原矿筛析结果见表2。由表2可以看出，金品位最高的为－0.045 mm粒级，然而该粒级产率并不高，因而金在其中的分布率也不大；其次是＋0.425 mm粒级，该粒级产率较高；其他几个粒级中金产率和品位都不高，因此对应的分布率不大。从表2推测，金主要分布于粗粒级以及细粒级中，中间粒级分布相对较少，因此需要进行一定程度的磨矿，将粗粒级中分布的金暴露出来，利于通过浮选富集。

 

表2 原矿粒度组成及金分布

  

粒级/mm产率/%累计产率/%金品位/（g·t－1）分布率/%＋0.425 64.11 64.11 0.71 66.49－0.425＋0.25 7.73 71.84 0.47 5.30－0.25＋0.15 6.52 78.36 0.50 4.76－0.15＋0.075 5.62 83.98 0.43 3.55－0.075＋0.045 5.65 89.63 0.59 4.86－0.045 10.37 100.00 1.00 15.04合计 100.00 — 0.69 100.00

2 试验内容与结果

2.1 试验方案

采用碳酸钠和硫酸作pH调整剂，丁基黄药和丁铵黑药作捕收剂浮选载金硫化物矿物，硫酸铜作活化剂，2＃油作起泡剂。试验原则流程见图1。

  

图1 试验原则流程

2.2 磨矿细度试验

参考文献：

2.3 pH调整剂试验

由表5可以看出，当丁基黄药用量为300 g/t时，浮选精矿中金品位相对较高，可达1.26 g/t。当丁基黄药用量超过300 g/t时，浮选精矿中金品位呈下降趋势，当丁基黄药用量为500 g/t时浮选精矿中金回收率虽略有上升，但捕收剂用量较高。导致这种现象的原因可能在于，过量的捕收剂破坏了浮选的选择性，将一些非载金矿物带出水面被刮板刮出，从而降低了浮选精矿中金品位。综合考虑品位及回收率，丁基黄药适宜的用量为 200 g/t。

 

表3 磨矿细度对浮选效果的影响

  

－0.075 mm粒级含量/%产品名称产率/%金品位/（g·t－1）回收率/%精矿 21.51 1.24 42.34 57.55 尾矿 78.49 0.46 57.66原矿 100.00 0.63 100.00精矿 26.99 1.10 56.01 73.17 尾矿 73.01 0.32 44.08原矿 100.00 0.53 100.00精矿 30.43 1.00 48.30 85.35 尾矿 69.57 0.47 51.90原矿 100.00 0.63 100.00精矿 36.44 0.87 52.83 92.52 尾矿 63.56 0.45 47.67原矿 100.00 0.60 100.00

 

表4 pH值对浮选效果的影响

  

pH值 产品名称产率/%金品位/（g·t－1）回收率/%精矿 36.55 1.35 59.88 5.8 尾矿 63.45 0.52 40.12原矿 100.00 0.83 100.00精矿 27.70 1.50 55.53 6 尾矿 72.30 0.46 44.47原矿 100.00 0.75 100.00精矿 33.93 1.19 58.15 7 尾矿 66.07 0.44 41.85原矿 100.00 0.70 100.00精矿 30.05 1.24 55.23 8 尾矿 69.95 0.43 44.77原矿 100.00 0.67 100.00精矿 39.77 0.99 64.13 9 尾矿 60.23 0.37 35.87原矿 100.00 0.62 100.00精矿 33.24 1.12 66.84 10 尾矿 66.76 0.28 33.16原矿 100.00 0.56 100.00精矿 38.84 0.84 55.54 11 尾矿 61.16 0.43 44.46原矿 100.00 0.59 100.00

由于矿石中存在大量方解石，在加入硫酸时与其反应生成大量气泡从而将硫酸消耗，即使硫酸用量增至15 000 g/t，pH值也仅为5.8，难以达到降低 pH值的目的。由表4可知，pH＞6时，精矿中金品位大体上呈下降趋势，原因可能是碱性条件使黄铁矿受到抑制，粗选精矿中金品位不高，而回收率缓慢上升后下降，在保证回收率以及考虑经济效益的前提下，选择pH＝7（即不加pH调整剂）为较优浮选条件。

黄药疏水能力，亦即捕收能力，在很大程度上取决于烃基长度。一般规律是烃基越长，碳原子数越多，捕收性能越好。而通常，捕收性越强时选择性越差。在贵金属和自然铜、硫化矿物以及铜铅锌的氧化矿物（经硫化后）的浮选方面，黄药是应用最为广泛的捕收剂之一。黑药是一种仅次于黄药的、广泛应用的硫化矿捕收剂，但黑药具有较强的选择性，同时还兼具一定的起泡性能，因此考虑采用黄药、黑药联合捕收，以期获得更佳的效果。

2.4 捕收剂试验

按照图1所示流程，磨矿细度－0.075 mm粒级占73.17%、硫酸铜用量 200 g/t、2＃油用量 80 g/t条件下，采用丁基黄药为捕收剂，考察捕收剂用量对浮选效果的影响，结果见表5。

 

表5 捕收剂用量对浮选效果的影响

  

丁基黄药用量/（g·t－1）产品名称产率/%金品位/（g·t－1）回收率/%精矿 27.18 0.73 36.64 100 尾矿 72.82 0.47 63.37原矿 100.00 0.54 100.00精矿 26.99 1.10 55.83 200 尾矿 73.01 0.32 44.17原矿 100.00 0.53 100.00精矿 27.38 1.26 53.59 300 尾矿 72.62 0.41 46.41原矿 100.00 0.65 100.00精矿 14.28 1.22 43.83 400 尾矿 85.72 0.26 56.17原矿 100.00 0.40 100.00精矿 26.98 1.07 53.04 500 尾矿 73.02 0.35 46.96原矿 100.00 0.54 100.00

按照图1所示流程，在磨矿细度－0.075 mm粒级占73.17%、硫酸铜用量200 g/t、丁铵黑药用量 160 g/t、丁基黄药用量 40 g/t、2＃油用量 80 g/t时，采用苛性钠和硫酸作矿浆pH调整剂，pH值对浮选效果的影响见表4。

小学生的理解能力还达不到一定程度，所以他们在拿到一篇新的文章时很难准确的掌握文章的中心是什么，很难去读懂文章写的真正内容和作者想表达的含义是什么，这个时候就需要老师来指导阅读。如果老师不指导学生如何高效阅读，那么他们就会花费很久的时间也得不到理想效果，也无法提升自己的文学素养。

按照图1所示流程，在磨矿细度－0.075 mm粒级占 73.17%、硫酸铜用量 200 g/t、2＃油用量 80 g/t、丁基黄药和丁铵黑药总用量200 g/t条件下进行了捕收剂配比条件试验，结果见表6。由表6可知，相比于单独使用丁基黄药，加入丁铵黑药后，精矿产率得到了一定程度提升，精矿品位大致上也有一定提高，可见，丁基黄药与丁铵黑药联合捕收的效果优于丁基黄药单独作用。捕收剂的配比变化对浮选精矿中金品位和回收率的影响都不大，综合考虑捕收性能以及经济效益，选取丁基黄药和丁铵黑药配比为4∶1。

究其原因，通常地应力大小与钻孔卸压范围呈正比例关系[19]。因此，水平地应力较小时，控制孔的卸压范围有限，其控制作用不明显；随着水平地应力的增大，控制孔足以影响到压裂孔，裂隙定向扩展效果明显。

 

表6 捕收剂配比对浮选效果的影响

  

丁基黄药∶丁铵黑药 产品名称产率/%金品位/（g·t－1）回收率/%精矿 34.15 1.30 56.39 4∶1 尾矿 65.85 0.52 43.61原矿 100.00 0.79 100.00精矿 33.45 1.20 52.59 3∶1 尾矿 66.55 0.54 47.41原矿 100.00 0.76 100.00精矿 33.47 1.05 54.22 2∶1 尾矿 66.53 0.45 45.78原矿 100.00 0.65 100.00精矿 26.99 1.10 55.83 1∶0 尾矿 73.01 0.32 44.17原矿 100.00 0.53 100.00精矿 31.34 1.19 51.40 1∶1 尾矿 68.66 0.51 48.60原矿 100.00 0.73 100.00精矿 34.16 1.15 56.82 1∶2 尾矿 65.84 0.45 43.18原矿 100.00 0.69 100.00

2.5 活化剂试验

由表8可知，闭路试验所得金精矿金品位2.11 g/t，回收率39.28%。可见，通过直接浮选处理该微细浸染型金矿的效果并不是很理想。

 

表7 活化剂用量对浮选效果的影响

  

硫酸铜用量/（g·t－1）产品名称产率/%金品位/（g·t－1）回收率/%精矿 29.21 1.35 44.07 0尾矿 70.79 0.71 55.93原矿 100.00 0.89 100.00精矿 36.66 1.21 55.26 100 尾矿 63.34 0.56 44.74原矿 100.00 0.80 100.00精矿 25.62 1.43 50.32 200 尾矿 74.38 0.49 49.68原矿 100.00 0.73 100.00精矿 27.75 1.38 46.89 300 尾矿 72.25 0.60 53.11原矿 100.00 0.82 100.00精矿 27.04 1.51 48.61 400 尾矿 72.96 0.59 51.39原矿 100.00 0.84 100.00

由表7可知，随着活化剂硫酸铜用量增加，精矿中金回收率呈先增加后降低的趋势，在硫酸铜用量超过200 g/t时，精矿中金回收率基本呈降低趋势，导致这种现象的原因可能在于，过量的硫酸铜所产生的铜离子会在矿浆中与丁基黄药生成黄原酸铜沉淀而增加了不必要的药剂消耗，从而降低了丁基黄药的捕收性能，导致回收率下降。综合考虑品位、回收率及经济效益，适宜的硫酸铜用量为200 g/t。

我们老师作为学生时代的过来人，上述这些浅显易懂的道理，放在第一节课上给学生讲解，其中的利害关系，他们会牢记在心。

2）在磨矿细度－0.075 mm粒级占73.17%，丁基黄药与丁铵黑药配比为4∶1、总用量100 g/t，活化剂硫酸铜用量 200 g/t，起泡剂 2＃油用量 80 g/t条件下，采用一粗一精一扫浮选闭路流程，可得到金品位2.11 g/t、回收率39.28%的金精矿。在条件允许的情况下，可适当增加精选次数。

2.6 闭路试验

通过正交试验对试验条件进行了优化，在捕收剂总量 100 g/t、活化剂硫酸铜用量 200 g/t、pH＝7（即不添加pH调整剂）条件下试验结果较好，可得到金品位1.14 g/t、回收率61.06%的金精矿。在此基础上进行了闭路试验，闭路试验流程见图2，结果见表8。

  

图2 闭路试验流程

 

表8 闭路试验结果

  

产品名称 产率/% 金品位/（g·t－1） 回收率/%精矿 15.08 2.11 39.28尾矿 84.92 0.58 60.72原矿 100.00 0.81 100.00

按照图1所示流程，在磨矿细度－0.075 mm粒级占73.17%、丁铵黑药用量160 g/t、丁基黄药用量40 g/t、2＃油用量80 g/t条件下，考察了活化剂硫酸铜用量对浮选的影响，结果见表7。

3 结 语

1）黄铁矿是重要的载金矿物之一，但矿石中可能仍有一部分金赋存于其他矿物中，未能在浮选过程中得到回收。

按照《关于进一步完善中央财政科研项目资金管理等政策的若干意见》及其配套文件的规定，目前500万以下的项目间接费最高提取比例为30%。人文社会科学研究项目普遍金额较低，20-30万就算是大项目，现有的间接费比例偏低，无法体现人文社会科学项目研究以科研人员劳务与智慧贡献为主的特点。为此，建议单独提高人文社会科学研究项目的间接费比例，由现在的30%提高到50%，同时进一步明确间接费用于发放课题组成员的绩效奖励不受比例控制。

合理的磨矿细度能够使矿物达到充分的单体解离。按照图1所示流程，在碳酸钠用量2 000 g/t、丁铵黑药用量 80 g/t、丁基黄药用量 80 g/t、2＃油用量 40 g/t条件下，进行了磨矿细度条件试验，结果见表3。从表3可以看出，随着磨矿细度增加，金精矿品位呈下降趋势，回收率在－0.075 mm粒级含量超过73.17%时大致呈下降趋势，可能是由于此时磨矿细度过细，导致矿物产生了泥化现象。综合判断，较好的磨矿细度为－0.075 mm粒级占73.17%。

［1］王力娟.我国微细浸染型金矿的基本特征［J］.科技信息，2009（32）：127－128.

［2］张轩国，韦龙明，陆 叶，等.我国微细浸染型金矿的基本特征及成矿地质背景［J］.广西轻工业， 2011（5）：85－86.

［3］Forrest K， Yan D， Dunne R.Optimisation of Gold Reeovery by Sel⁃eetive Gold Flotation for Copper⁃Gold⁃Pyrite Ores［J］.Minerals Engi⁃neering， 2001，14（2）：227－241.

农村电网的整体结构是供电的基础，对于这方面，首先要把握好主干网架的建设情况。然后，要考虑到连线的安全接入方式。要充分以安全为核心，提高整体带来的供电能力。同时要针对一些突发的状况作出合理的防护措施，比如电杆位置的选择和电杆深度的考虑。建成之后，以110kV为中心，10kV专业辅助的整体要基本实现。

［4］范明阳，王晓丽，代淑娟，等.某金矿石选矿试验研究［J］.矿冶工程， 2017（2）：46－48.

1.3 二维、三维超声综合评分法对宫腔粘连的评分 将三维图像、二维内膜厚度、异常回声此3项超声参数作为检查指标，将以上 3 个因素根据超声图像分别赋予 0～3分。见表1。对照评分表，算出超声评分的总分值作为超声综合评分。0分为正常，1～3分为轻度宫腔粘连，4～6分为中度宫腔粘连，7～9分为重度宫腔粘连。

［5］邓立佳，代淑娟，宿少玲，等.某低品位微细粒金矿石浮选试验研究［J］.矿冶工程， 2017（1）：31－33.

［6］张 博，张雁生，张家明，等.贫硫低品位难处理含金尾矿选矿试验研究［J］.矿冶工程， 2016（6）：43－45.