某高硫高砷含碳金礦選礦試驗

胡瑞彪 梁 曉 王 星

(長沙有色冶金設計研究院有限公司)

我國金礦資源儲量巨大，主要以低品位難處理金礦為主，約占總儲量的40%。難處理金礦主要包括微細粒嵌布金礦、含碳金礦、含硫金礦、高砷金礦等[1-3]，合理開發利用該類金礦石具有重要的經濟和社會價值。含砷金礦常見的伴生組分中C、As等雜質含量過高，傳統技術難以獲得較為理想的金回收效果。目前常用的處理方法主要有預處理浸出法和強化氰化浸出法，實際工業應用較多的是氰化浸出和浮選法[4-5]。

某含砷金礦石碳、硫含量均較高，嵌布粒度細，并伴生有價元素銀。合理開發利用該礦石，進行選礦試驗。

1 礦石性質

1.1 礦石組成

某含砷金礦石化學多元素分析結果見表1，金物相分析結果見表2。

表1 礦石化學多元素分析結果 %

注：Au、Ag 含量單位為g/t。

表2 礦石金物相分析結果

由表1、表2可知，礦石中金是主要可回收的有價元素，品位4.21 g/t，伴生有價元素銀可綜合回收，有害元素主要為砷和碳，含量分別為0.82%、0.85%；金主要以硫化物包裹和裸露金的形式存在，礦石屬高硫高砷含碳微細粒難處理金礦石。

1.2 嵌布特征

該金礦石金屬礦物主要為自然金、銀金礦、硫銻鉛銀礦、黃鐵礦，其次為毒砂、雄黃、雌黃、褐鐵礦等，脈石礦物主要為石英、絹云母、方解石、高嶺石、無定形碳等。

自然金、銀金礦主要呈細粒、微細粒單體產出，金礦物嵌布在黃鐵礦與石英、絹云母等脈石礦物連生體中。礦石中約50%的金以次顯微金或不可見金形式存在，載金礦物主要為黃鐵礦，約55%的黃鐵礦嵌布粒度小于0.074 mm，約30%小于0.020 mm，約20%小于0.010 mm，會對金的回收產生不利影響。

2 試驗結果與討論

由該金礦石性質可知，加強對細粒及微粒黃鐵礦的回收是提高金回收率的關鍵。分別采用氰化浸出、浮選等工藝對該金礦石進行選礦試驗。

2.1 氰化浸出試驗

2.1.1 直接氰化浸出試驗

合理的磨礦細度和浸出條件是獲得良好試驗指標的關鍵，因此在pH=11.5、礦漿濃度33%、底炭密度20 g/L、浸出時間48 h的條件下，分別進行磨礦細度、浸出劑氰化鈉用量條件試驗。直接氰化浸出試驗流程見圖1。

圖1 直接浸出試驗原則流程

2.1.1.1 磨礦細度試驗

在氰化鈉用量8 kg/t的條件下進行磨礦細度條件試驗，結果見表圖2。

圖2 磨礦細度條件試驗結果

從圖2可以看出，磨礦細度對金浸出率影響較大。隨著磨礦細度的增大，金浸出率先快速上升后趨于平緩，因此確定磨礦細度為-0.038 mm90%。

2.1.1.2 氰化鈉用量試驗

在磨礦細度-0.038 mm 90%的條件下進行氰化鈉用量試驗，結果見圖3。

圖3 氰化鈉用量試驗結果

從圖3可知，隨著氰化鈉用量的增加，Au浸出率逐漸增大，氰化鈉用量為6 kg/t時，浸出效果最佳，浸出率達到46.56%，繼續增加氰化鈉用量，Au浸出率趨于穩定。總體來看，直接氰化浸出效果不佳。

2.1.2 預處理—氰化浸出試驗

為進一步提高金浸出率，在直接浸出的基礎上增加預處理環節，進行預處理—氰化浸出試驗。在預處理溫度80 ℃、礦漿濃度40%、預處理時間6 h的條件下，進行預處理劑A用量試驗。試驗流程見圖4，結果見表3。

圖4 預處理氰化浸出試驗流程

A用量/(kg/t)原礦金品位/(g/t)浸渣金品位/(g/t)金浸出率/%804.211.2071.501004.211.2171.251204.211.3667.701404.211.3468.17

從表3可知，隨著預處理劑A用量的增加，預處理—氰化浸出流程中金浸出率逐漸增加。用量為100 kg/t時，對應的金浸出率達71.25%；繼續增加用量，浸出效果趨于穩定。但預處理—氰化浸出流程金總浸出率較低，因此采用浮選—尾礦氰化浸出工藝對該礦石進行金回收試驗。

2.2 浮選—氰化浸出試驗

2.2.1 浮選試驗

2.2.1.1 磨礦細度試驗

由于礦石黃鐵礦嵌布粒度較細，磨礦不充分時單體解離度較差，浮選時金易損失于尾礦中。為考查磨礦細度對選別指標的影響，進行磨礦細度試驗。一段磨礦細度試驗流程見圖5，一段磨礦不同細度下黃鐵礦解離情況見表4，一段磨礦細度試驗結果見表5。

圖5 一段磨礦細度試驗流程

表4 不同一段磨礦細度下黃鐵礦解離情況 %

表5 一段磨礦細度試驗粗精礦指標

由表4、表5可以看出，在一段磨礦不同磨礦細度下，黃鐵礦單體解離度均較低。隨著一段磨礦細度的增大，金回收率呈增加趨勢。當磨礦細度-0.074 mm含量超過90%時，金回收率增加幅度不大，因此確定一段磨礦細度-0.074 mm 90%；此時黃鐵礦單體解離度僅53.68%，金回收率僅56.14%，不利于金的浮選回收，因此需對粗選尾礦進行再磨。

二段磨礦細度試驗流程見圖6，結果見表6。

圖6 二段磨礦細度試驗流程

磨礦細度(-0.038mm)/%產品產率/%金品位/(g/t)回收率/%74粗精礦120.6411.9257.19粗精礦29.145.1710.9886粗精礦120.5311.9657.21粗精礦214.095.1516.9093粗精礦120.1412.2057.35粗精礦215.665.0718.5397粗精礦120.3112.0057.25粗精礦216.124.9418.71

試驗結果表明，隨著二段磨礦細度的增大，金回收率呈增加趨勢。當磨礦細度-0.038 mm含量超過93%時，金回收率增加幅度不大，因此確定二段磨礦細度為-0.038 mm 93%。

2.2.1.2 浮選全流程試驗

在最佳磨礦細度下，優化浮選藥劑制度和流程，進行浮選全流程試驗。流程見圖7，結果見表7。

表7 浮選全流程試驗結果

表7表明，一段磨礦—1粗3精2掃—二段磨礦—1粗3精2掃流程的閉路浮選試驗，可獲得金品位23.62 g/t、回收率67.22%的浮選金精礦(精礦1和精礦2合并)，同時金精礦中銀品位為96 g/t、回收率81.60%，尾礦含金1.60 g/t、回收率32.78%。

2.2.2 浮選—預處理—氰化浸出全流程試驗

損失于浮選尾礦中的金屬礦物主要為黃鐵礦，其次為毒砂等。其中黃鐵礦主要呈微粒與脈石呈貧連生體產出，有時呈微粒單體產出，產出粒度一般為-0.010 mm。尾礦中金的損失狀態主要為兩種：一是呈微粒與石英等脈石礦物連生或包裹于脈石礦物中；二是呈次顯微金或不可見金分散于黃鐵礦中，而黃鐵礦又多與石英等脈石礦物呈極貧連生體或包裹于其中產出，這部分金很難浮選回收。為提高金回收率，對尾礦中的金進行氰化浸出。浮選—預處理—氰化浸出全流程試驗結果如表8所示。

圖7 浮選工藝流程

表8 浮選—尾礦氰化預處理浸出流程閉路試驗結果

原礦浮選—浮選尾礦預處理—氰化浸出全流程試驗最終獲得了回收率67.22%、品位23.36 g/t的金精礦，回收率85.51%、含銀96 g/t，金浸出率23.36%，金總回收率達90.58%，效果理想。

3 結 論

(1)某含砷金礦石金品位4.21 g/t，含砷0.82%、含碳0.85%，金屬礦物主要為黃鐵礦、毒砂等，脈石礦物主要為石英、絹云母、方解石等。金主要以硫化物包裹金和裸露金的形式存在，多為細粒、微細粒嵌布，黃鐵礦是主要的載金礦物。

(2)原礦采用直接氰化浸出工藝，浸出率僅46.56%；采用預處理—氰化浸出工藝，金浸出率可提高到71.25%，回收效果均不理想。

(3)原礦經一段磨礦(-0.074 mm 90%)—1粗3精2掃—二段磨礦(-0.038 mm 93%)—1粗3精2掃閉路流程浮選，獲得金品位23.62 g/t、回收率67.22%的金精礦；浮選尾礦經預處理—氰化浸出處理，金、銀浸出率分別為23.36%、3.91%，大大減少了金在浮選尾礦中的流失，金總回收率 90.58%，并伴隨回收品位96.00 g/t的銀精礦，銀總回收率85.51%。

(4)浮選—預處理—氰化浸出工藝選礦指標達到預期水平，且浮選成本較低，并有效回收了礦石中的銀，綜合效益較好。

[1] 王力軍，劉春謙.難處理金礦石預處理技術綜述[J].黃金，2000，21(1):38-45.

[2] 段東平，周 娥，陳思明，等.高砷硫金精礦提金研究[J].有色金屬：冶煉部分，2012(1):39-41.

[3] 劉俊壯，黃萬撫.含高砷金礦浸金工藝研究現狀[J].現代礦業，2010(10)：26-30.

[4] 黃閏芝.高碳含砷難選金礦的選礦工藝研究[D].南寧：廣西大學，2015.

[5] 溫勝來，周 源.浙江某金礦全泥氰化浸出試驗研究[J].濕法冶金，2012(2):103-105.