青海某含砷含碳微細浸染型難處理金礦石選礦試驗研究

常征 熊馨

隨著中國金礦資源不斷開發和利用，礦石中金的嵌布粒度越來越細，伴生元素越來越復雜，選礦難度越來越大[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[2]。青海省金礦資源豐富，集中分布于柴達木北緣成礦帶、東昆侖成礦帶、北巴顏喀拉成礦帶，這些金礦礦石具有金嵌布粒度微細，含有機碳、銻和砷等有害成分，且金多以包裹體形式存在等特點。東昆侖成礦帶中某含砷含碳微細浸染型金礦石氧化率達40 %，金平均品位4.21 g/t。 目前選礦廠采用浮選工藝，金回收率較低，為52 %，尾礦中金品位2.10 g/t，由于環保要求，尾礦暫時堆存。本次試驗通過工藝流程探索，選擇浮選、浸出聯合工藝，金回收率提高了36.05百分點，綜合回收效益得到顯著提高。

1 礦石性質

1.1 化學成分及物相分析

礦石中金嵌布狀態復雜，以微細粒形式嵌布于褐鐵礦裂隙、脈石礦物中或包裹于黃鐵礦、毒砂等硫化礦物中。礦石中有害組分砷、碳含量較高，砷主要以毒砂形式存在，碳主要以石墨形式存在。原礦化學成分分析結果見表1，金化學物相分析結果見表2。

1.2 主要礦物嵌布特征

對難處理金礦石的開發利用，關鍵在于對這類金礦石進行系統的工藝礦物學研究，揭示造成金難處理的關鍵因素，從而有針對性地制定適合礦石性質的最佳選冶提金流程[3]。

工藝礦物學研究顯示，該礦床經多期變質作用形成，主體含礦巖石為強蝕變碎裂花崗巖和絹英巖。礦石氧化率達40 %，礦石中易泥化絹云母相對含量達26 %，屬難處理金礦石。礦石中金礦物主要為自然金;礦石礦物主要為黃鐵礦、褐鐵礦、毒砂、碳質（石墨）、閃鋅礦;脈石礦物以石英、絹云母為主。

黃鐵礦：相對含量4.3 %，粒度以粗粒為主，呈自形—半自形晶粒狀或他形不規則粒狀，稀疏浸染狀、細脈狀或條帶狀分布。黃鐵礦為巖漿期后熱液沿巖石破碎裂隙礦化形成。

褐鐵礦：相對含量3.6 %，呈微細粒分布，均在0.02 mm以下，以膠體狀態聚集，部分褐鐵礦完全交代黃鐵礦，呈黃鐵礦晶形的假象且可見交代殘留的黃鐵礦顆粒。高成色的自然金主要嵌布在褐鐵礦中，褐鐵礦的存在證明了成礦后存在強烈氧化過程。

毒砂：相對含量1.6 %，呈細粒分布，小于0.074 mm占62.5 %，可見特征菱形、長柱形、矛頭狀等自形晶。毒砂為巖漿期后熱液礦化形成，性脆，受多期動力作用影響，大部分毒砂被壓碎呈壓碎結構。

自然金：在礦石光片中未見自然金等金的獨立礦物;通過富集人工重砂，磨制砂光片進行鏡下觀察，發現11粒自然金，粒度均在0.01 mm以下，主要以裸露或半裸露金的形態嵌布于褐鐵礦裂隙或脈石礦物中。

2 試驗結果與討論

2.1 選礦工藝探索試驗

金的嵌布狀態分析結果表明，該礦石中17.00 %的金以次顯微金或微細包裹體嵌布于黃鐵礦、毒砂等硫化礦物中，16.74 %的金呈微細包裹體嵌布于褐鐵礦、碳酸鹽、石英等礦物中。原礦細磨后直接浸出，砷、碳、硫會大大增加浸出劑的消耗，從而增加選礦成本;通過浮選方法回收金，嵌布于褐鐵礦及脈石礦物中的金易于損失，且礦石中絹云母及黏土礦物對金的浮選或浸出均有不利影響。

2.1.1 原礦全泥浸出

在磨礦細度-0.074 mm占 88 %，浸出劑用量2 800 g/t的條件下，采用氰化鈉金浸出率70.09 %;采用環保浸金劑金浸出率73.01 %，增加磨礦細度至-0.038 mm占96 %時，金浸出率74.70 %，提高幅度不大，說明原礦中金嵌布粒度極微細，不易解離。此外，原礦中含有毒砂、黃鐵礦等硫化礦物，導致浸出劑用量較高。因此，不適宜采用原礦全泥浸出工藝。

2.1.2 重 選

原礦中裸露及半裸露金分布率為66.26 %，因此探索試驗采用搖床進行重選回收。在磨礦細度-0.074 mm占76 %時，重選金精礦金品位16.49 g/t，金回收率8.20 %;金主要分布在尾礦中，說明原礦中金的嵌布粒度微細，礦物間密度差別不明顯。因此，該礦石不適宜采用重選工藝進行選別。

2.1.3 浮 選

浮選工藝主要有常規浮選、閃速浮選、階段磨浮、泥砂分選、分支串流和異步混合浮選等流程[4]，本文進行了常規浮選探索試驗。在磨礦細度-0.074 mm占76 %的條件下，采用戊基黃藥作為捕收劑，并添加對硫化礦物有活化作用的硫酸進行探索試驗，金回收率為64.78 %。將金精礦磨制砂光片進行鏡下觀察，未見到單體金礦物，金屬礦物主要為黃鐵礦、毒砂、褐鐵礦，另含有少量的碳質（石墨），說明金精礦中的金主要以微細粒包裹形式分布于黃鐵礦、毒砂、褐鐵礦等礦物中。

浮選工藝金回收率較低的原因是礦石中氧化礦（褐鐵礦）含量較高，導致浮選效果不理想，所以需聯合應用多種選礦方法提高金回收率。鑒于此，本文進行了硫化礦浮選、浮選尾礦浸出工藝研究。

2.2 浮選條件試驗

2.2.1 粗選正交試驗

浮選過程中影響金選別的主要因素有磨礦細度、金礦物捕收劑、易泥化礦物抑制劑及硫化礦物活化劑等。為了反映這幾個因素之間的交互影響作用，進行了粗選正交試驗。試驗流程見圖1，試驗結果見表3、圖2～5。

正交試驗結果表明：對金回收影響的大小順序為磨礦細度>水玻璃>戊基黃藥+羥肟酸鈉>硫酸。

由于硫酸對浮選指標的影響不明顯，所以試驗選擇不添加硫酸。綜合考慮，選定粗選條件為：磨礦細度-0.074 mm 占88 %，水玻璃250 g/t，戊基黃藥+羥肟酸鈉（85+35）g/t。

2.2.2 硫化鈉掃選

由于原礦中既有硫化礦也有氧化礦，粗選階段主要回收硫化礦，掃選階段采用硫化鈉加強對氧化礦的捕收。試驗流程見圖6，試驗結果見表4。

由表4可知：掃選階段采用硫化鈉，金回收率17.67 %，尾礦金品位1.58 g/t，硫化鈉對礦石中的氧化礦起到了一定的硫化作用，金回收率有所提高。

2.2.3 閉路試驗

從試驗現象及結果看出，中礦量大，礦泥含量高，采用中礦順序返回流程，中礦堆積，泥化加劇，造成浮選環境惡化，嚴重影響工藝指標。通過探索多種中礦分選流程，最終采用精掃選、中礦分流流程，脫出部分泥化、氧化的中礦，并將其合并到浮選尾礦中進行浸出提金，從而減少泥化礦物對選別的影響，保證浮選金精礦的質量。試驗流程見圖7，試驗結果見表5。

由表5可知：采用精掃選、中礦分流流程選別，可獲得金品位31.95 g/t、金回收率59.73 %的金精礦。總尾礦（浮選尾礦1+浮選尾礦2）金品位1.82 g/t、金回收率40.27 %，這部分尾礦基本為氧化礦及極少部分微細粒的黃鐵礦和毒砂，采用浮選法較難回收。因此，對這部分浮選尾礦采用浸出法回收金。

2.3 浮選尾礦浸出

浮選尾礦金品位1.82 g/t，大部分金是連生金或包裹于硅酸鹽礦物及褐鐵礦中的金，可采用浸出法提金。通過再磨細度、環保浸金劑用量、浸出時間等條件試驗，確定浸出條件為：再磨細度-0.038 mm占92 %，環保浸金劑用量1 100 g/t，石灰用量5 000 g/t，浸出時間24 h。試驗結果見表6。

由表6可知，浮選尾礦再磨后浸出，金作業回收率在70 %以上，對原礦金回收率增加28 百分點以上，效果較為明顯。浮選、浸出工藝金總回收率為88.05 %。

3 結 論

1）青海某含砷含碳微細浸染型難處理金礦石氧化率達40 %，礦石中金礦物嵌布狀態較為復雜，加之礦石中多種易泥化礦物的影響，采用原礦全泥浸出、重選等單一選礦方法或者傳統的浮選流程結構，金回收率較難提高。

2）采用精掃選、中礦分流浮選—尾礦再磨、環保浸金劑浸出聯合工藝，避免了礦泥返回導致的浮選環境惡化。該流程選別獲得的金精礦金品位31.95 g/t， 金總回收率88.05 %，綜合回收效益明顯提高。目前，選礦廠正在按此流程進行設備安裝和調試。

[參 考 文 獻]

[1] 趙艷賓，劉璇遙，于鴻賓，等.某微細粒含砷含碳難處理金礦浮選試驗研究[J].礦冶，2019（5）：32-37.

[2] 康秋玉，徐祥斌，張太雄，等.某微細浸染型難處理金礦石選礦工藝試驗研究[J].黃金，2020，41（3）：56-60.

[3] 邱顯揚，梁冬云，洪秋陽，等.難處理金礦石的工藝礦物學及可選冶特性分析[J].貴金屬，2020，41（2）：36-44.

[4] 李飛，明平田.某難選金礦高效浮選工藝可行性研究[J].有色金屬（選礦部分），2019（6）：50-57.