某微細浸染型難處理金礦石選礦工藝試驗研究

康秋玉 徐祥斌 張太雄 陳健龍 宋超，逄文好

摘要：某微細浸染型難處理金礦石金品位5.08 g/t，金礦物以包裹金為主，且粒度分布不均勻。針對該礦石性質，進行了重選、浮選、氰化浸出工藝試驗。結果表明：采用單一浮選工藝，金回收指標不理想;采用重選—重選尾礦浮選工藝，金綜合回收率為86.45 %;對重選—重選尾礦浮選得到的尾礦進行氰化浸出，金綜合回收率可提高至94.55 %;采用聯合工藝流程處理該礦石是可行的，可獲得較好試驗指標。

關鍵詞：難處理金礦;微細浸染型;浮選;重選;聯合工藝;氰化浸出

中圖分類號：TD953文獻標志碼：A開放科學（資源服務）標識碼（OSID）：

文章編號：1001-1277（2020）03-0056-05doi：10.11792/hj20200312

隨著易處理金礦資源的日益枯竭，難處理金礦在黃金工業生產中所占比例越來越高。據統計，全球已查明的金礦資源中約2/3屬于難處理金礦[1]。難處理金礦可分為微細浸染型金礦、碳質金礦和復雜多金屬硫化物金礦等，此類金礦礦石采用單一的常規浮選或氰化浸出法等難以得到有效回收[2-3]。因此，難處理金礦的有效開發和利用，成為亟待研究和解決的熱點問題[4-6]。某微細浸染型金礦石工藝類型為多硫化物金礦石，屬于難處理金礦石。本次試驗以該礦石為研究對象，進行了選礦工藝研究，為該礦石的高效利用提供技術依據。

1 礦石性質

礦石中金屬硫化物以黃鐵礦為主，其次為毒砂、磁黃鐵礦、黃銅礦，極少量的方鉛礦和閃鋅礦;貴金屬礦物主要為自然金，其次為銀金礦;脈石礦物以碳酸鹽礦物為主，其次為石英、云母類、長石類等。礦石中金礦物的嵌布狀態以包裹金為主，占53.31 %，其次為粒間金，占32.24 %，少量裂隙金，占14.45 %。載金礦物主要為毒砂、黃鐵礦、碳酸鹽礦物等。金礦物粒度以細粒、微粒為主，分別占43.82 %、44.26 %，粗粒金很少，僅占2.49 %，偶見巨粒金。

礦石化學成分分析結果見表1，砷、硫、碳物相分析結果分別見表2、表3、表4。

由表1可知：礦石中可回收的主要有價元素為金，品位為5.08 g/t;砷、硫的品位均較高，有害元素為砷，品位為1.44 %。由表2～4可知：礦石中的砷主要以硫化物形式存在;碳則以碳酸鹽為主，占總碳的96.67 %。

2 試驗結果與討論

由于礦石中金礦物粒度分布不均勻，從巨粒金到微粒金都有分布。為提高礦石利用率，尋求合理經濟的處理工藝，對礦石進行了重選、浮選和氰化浸出試驗探索。

2.1 工藝流程對比

合理的流程結構是保證回收效果的關鍵因素之一。試驗對比了原礦單一浮選流程（磨礦細度-0.074 mm占70 %，一次粗選、兩次掃選）和原礦重選（磨礦細度-0.074 mm占65 %）—重選尾礦浮選（磨礦細度-0.074 mm占70 %，一次粗選、兩次掃選）流程，考察不同流程結構對礦石的回收效果。重選使用尼爾森選礦機-搖床二段重選，浮選藥劑為丁基黃藥、丁銨黑藥、MIBC，試驗結果見表5。

由表5可知：單一浮選流程試驗結果不理想，重選—重選尾礦浮選流程得到的尾礦金品位更低，重選精礦+粗精礦的金回收率比單一浮選的金回收率高;這可能是由于礦石中存在巨粒金和粗粒金，在單一浮選過程中氣泡無法承載其重量，導致金回收率下降。因此，采用重選—重選尾礦浮選流程進行試驗。

2.2 重選試驗

對原礦進行尼爾森選礦機-搖床重選試驗，磨礦細度-0.074 mm占65 %，試驗流程見圖1，試驗結果見表6。

由表6可知：重選試驗獲得了金品位559.20 g/t，金回收率9.40 %的重選精礦。由于重選試驗的主要目的是消除礦石中巨粒金、粗粒金的影響，穩定后續工藝的試驗指標，故不進行詳細的重選條件試驗。

2.3 重選尾礦浮選條件試驗

2.3.1 磨礦細度

磨礦細度是影響浮選效果的重要因素之一。為考察磨礦細度對重選尾礦浮選結果的影響，保證浮選工藝指標，進行了磨礦細度試驗。試驗流程見圖2，試驗結果見表7。

由表7可知：當磨礦細度-0.074 mm占80 %時，粗精礦金作業回收率為79.14 %，指標較好。因此，選擇磨礦細度-0.074 mm占80 %為宜。

2.3.2 pH調整劑

為探索pH調整劑對浮選流程造成的影響，在磨礦細度-0.074 mm占80 %條件下，進行了粗選添加pH調整劑試驗。試驗流程見圖2，試驗結果見表8。

由表8可知：使用pH調整劑并未對浮選流程起到積極影響，故后續試驗中不添加pH調整劑。

2.3.3 捕收劑

固定磨礦細度-0.074 mm占80 %，對不同種類捕收劑之間的協同作用進行試驗。試驗流程見圖3，試驗結果見表9。

由表9可知：使用丁基黃藥+丁銨黑藥組合作為捕收劑浮選效果較好，金作業回收率最高，為79.85 %。綜合考慮，選擇丁基黃藥+丁銨黑藥組合作為捕收劑。

在捕收劑種類試驗基礎上，進行了丁基黃藥+丁銨黑藥用量試驗，結果見表10。

由表10可知：使用丁基黃藥+丁銨黑藥組合作為捕收劑，用量為（90+30）g/t的情況下，試驗指標較為理想，粗精礦金品位和金作業回收率都較好。綜合考慮，選擇丁基黃藥+丁銨黑藥組合捕收劑用量為（90+30）g/t。

2.4 重選—重選尾礦浮選閉路試驗

在試驗獲得的最佳條件下，對流程和藥劑制度進一步優化后，進行重選—重選尾礦浮選閉路試驗。試驗流程見圖4，試驗結果見表11。

由表11可知：采用重選—重選尾礦浮選閉路流程，金回收率可達86.45 %;浮選精礦金品位較低，這主要是因礦石含硫高，且金為微細浸染分布，與黃鐵礦共生關系密切。通過對浮選尾礦產品考察發現：尾礦中流失的金以單體連生金為主，占59.77 %，其中與脈石礦物連生金占54.36 %;包裹金占40.23 %，其中硫化物包裹金占1.33 %，脈石礦物包裹金占38.90 %。除此之外還有微量的單體金流失，形狀多為粒狀、渾圓粒狀、棒狀等，這種形狀的金礦物顆粒不易與浮選藥劑充分接觸，因此在浮選流程中未能得到有效回收。

2.5 浮選尾礦氰化浸出試驗

為回收重選—重選尾礦浮選得到的尾礦中單體和連生金，在重選—浮選工藝后增加氰化浸出流程，以進一步提高金回收率。

2.5.1 再磨細度

由于浮選尾礦中還存在一部分包裹金，因此在氰化浸出試驗中探索是否能通過尾礦再磨打開金礦物包裹，提高金浸出率。在礦漿pH=11，礦漿濃度40 %，浸出時間48 h，氰化鈉用量1.5 kg/t的條件下進行再磨細度試驗。試驗流程見圖5，試驗結果見圖6。

由圖6可知：浮選尾礦再磨后氰化浸出，金作業浸出率并未得到明顯提高;說明浮選尾礦中的金可能為微細粒包裹金，要打開包裹比較困難。考慮到磨礦成本的增加，故浮選尾礦氰化浸出不進行再磨。

2.5.2 氰化鈉用量

在礦漿pH=11，礦漿濃度40 %，浸出時間48 h的條件下進行氰化鈉用量試驗。試驗流程見圖4，試驗結果見圖7。

由圖7可知：金作業浸出率隨著氰化鈉用量的增加而增大;當氰化鈉用量為0.5 kg/t時，金作業浸出率為59.77 %;繼續增加氰化鈉用量，金作業浸出率沒有明顯提高。因此，確定氰化鈉用量為0.5 kg/t。

3 結 論

1）礦石中金礦物嵌布狀態以包裹金為主，占53.31 %，其次為粒間金，占32.24 %，且金礦物粒度分布不均勻，從巨粒金到微粒金都有分布。采用單一浮選工藝處理該礦石，金回收指標不理想。

2）采用重選—重選尾礦浮選的回收工藝，閉路流程可獲得金品位559.20 g/t、金回收率9.32 %的重選精礦，以及金品位19.68 g/t、金回收率77.13 %的浮選精礦，金綜合回收率為86.45 %。對重選—重選尾礦浮選得到的尾礦再進行氰化浸出，金綜合回收率可提高至94.55 %。

3）礦石中碳含量雖高，但主要以碳酸鹽脈石礦物的形式存在，對浮選過程影響不大。高砷微細粒包裹限制了單一氰化流程的進行，而采用多流程聯合可獲得較好指標，提高此類礦石的綜合回收效益。后續可針對浮選精礦中的砷進行降砷試驗，提高浮選精礦質量。

[參 考 文 獻]

[1] GEORGE M W.Gold[J].U S Geological Survey Mineral Yearbook，2014（5）：1-18.

[2] 李騫.含砷金礦生物預氧化提金基礎研究[D].長沙：中南大學，2007.

[3] 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.

[4] 張家琪，胡志剛，高楊.某微細粒難處理金礦石選礦試驗研究[J].黃金，2019，40（7）：63-67.

[5] 黃國賢，徐飛飛，李飛.提高某難處理金礦石選礦技術指標試驗研究[J].黃金，2018，39（1）：62-65.

[6] 李騫，齊偉，張雁，等.碳質金礦生物預氧化研究進展[J].貴金屬，2018，39（3）：72-78.

Abstract：The gold grade is 5.08 g/t，the gold minerals are mainly inclusion gold and the grains are in uneven distribution in a microfine grain disseminated refractory gold ore.Based on the ore property，experiments of gravity，flotation and cyanidation processes are carried out.The results show that flotation alone fails to obtain satisfactory gold recovery index;gravity-gravity tailings flotation process obtains gold comprehensive recovery rate 86.45 %; gravity-cyanidation of flotation tailings of gravity tailings obtains gold comprehensive recovery rate up to 94.55 %;joint process for ore treatment is feasible and can obtain good test index.

Keywords：refractory gold ore;microfine grain disseminated;flotation;gravity;joint process;cyanide leaching