甘肅某含砷銻難處理金礦選礦試驗研究

趙福財 欒東武 丁雨波 李玉璽 桑勝華 馬鵬程

收稿日期：2024-02-03; 修回日期：2024-04-08

基金項目：國家重點研發計劃項目（2018YFC1902003）

作者簡介：趙福財（1986—），男，工程師，從事礦物加工資源綜合利用工作；E-mail：57089133@qq.com

通信作者：馬鵬程（1983—），男，高級工程師，從事冶金資源綜合利用工作；E-mail：124692329@qq.com

摘要：針對甘肅某含砷銻難處理金礦現場浮選過程中選別指標低的問題，開展了礦石工藝礦物學研究。在此基礎上，進行了重選、浮選、中礦再磨再選、尾礦氰化浸出等試驗研究，最終形成了尼爾森重選—中礦再磨再選—尾礦氰化浸出的聯合工藝流程。采用該流程，精礦金品位可達50.05 g/t，金綜合回收率可達93.89 %。較單一浮選工藝流程，該聯合工藝流程的金回收率提高30 百分點以上，為現場工藝流程改造提供了可行的技術方案。

關鍵詞：含砷；含銻；難處理金礦；氰化浸出；尼爾森重選

中圖分類號：TD953????????? 文章編號：1001-1277（2024）06-0045-05

文獻標志碼：Adoi：10.11792/hj20240610

引? 言

隨著金礦資源不斷開發，易選金礦逐漸枯竭，復雜難處理金礦成為選礦研究的重點［1-3］。其中，高硫、高砷、粒度過細、嵌布關系復雜等因素成為制約黃金資源有效回收的技術難題［4-5］。針對此類礦石，若采用常規浮選工藝回收其中金礦物，選別指標較低且砷含量高；若采用氰化浸出工藝提金，由于粒度過細、毒砂包裹金含量較高等，金浸出率較低［6-10］。甘肅某含砷銻難處理金礦屬于卡林型金礦，含砷0.87 %、含銻0.45 %，金礦物大多呈微細粒包裹金形式存在，選別難度較大，現場采用浮選工藝進行回收，回收率僅60 %左右，采取多種措施均難以提高選別指標。為解決這一技術難題，充分利用該礦石資源，進行了選礦試驗研究，為選礦廠生產工藝流程改造提供可行的技術方案。

1? 礦石性質

1.1? 化學分析

礦石化學成分分析結果見表1。由表1可知：礦石中具有回收價值的金屬元素主要為金，金品位為5.92 g/t；伴生有價金屬元素為銀、銻，銀品位為4.24 g/t、銻品位為0.45 %；有害元素為砷，占0.87 %；碳主要以碳酸鹽形式存在。

1.2? 物相分析

礦石中金物相分析結果見表2。

由表2可知：礦石中67.57 %的金礦物以裸露及半裸露金形式存在，23.98 %的金礦物呈微細粒包裹體或次顯微金形式賦存于硫化礦物中，8.45 %的金礦物呈微細粒包裹體形式賦存于褐鐵礦、石英及其他脈石礦物中。

2? 主要礦物嵌布特征

2.1? 黃鐵礦

黃鐵礦是礦石中主要金屬礦物之一，也是金的主要載體礦物之一。礦石中黃鐵礦主要呈半自形或他形晶粒狀結構嵌布于脈石礦物中，以中細粒為主，通常集中分布在0.020～0.147 mm，少部分黃鐵礦呈粗粒自形晶粒狀結構產出，偶見呈微細粒集合體形式嵌布于脈石礦物中。與毒砂、白鐵礦密切共生，常以連晶集合體形式產出，部分黃鐵礦邊緣被褐鐵礦交代產出。黃鐵礦嵌布特征見圖1。

2.2? 毒? 砂

毒砂是礦石中主要金屬礦物之一，也是金的主要載體礦物之一。礦石中毒砂主要呈自形或半自形晶粒狀結構嵌布于脈石礦物中，以細粒為主，通常集中分布在0.010～0.074 mm。大部分毒砂呈粗粒自形晶粒狀結構產出，部分呈微細粒浸染于脈石礦物中，少量與黃鐵礦共生關系較為密切，常以集合體形式產出，與輝銻礦共生關系不甚密切，微量呈細粒包裹于輝銻礦中，偶見毒砂被褐鐵礦交代產出。毒砂嵌布特征見圖2。

2.3? 輝銻礦

輝銻礦是礦石中銻礦物的主要存在形式，也是載金礦物之一。輝銻礦主要呈他形晶粒狀結構、不規則狀嵌布于脈石礦物中，以中粗粒為主，粒度通常分布在0.043～0.833 mm。部分輝銻礦嵌布粒度很粗，顆粒邊緣不規整，與脈石礦物呈犬牙交錯形式產出，有時可見粗粒輝銻礦中存在石英等脈石礦物包裹體，這些包裹體在一定程度上細化了輝銻礦的工藝粒度，少量輝銻礦呈微細粒浸染于脈石礦物中，磨礦時不易單體解離。由于大部分輝銻礦與黃鐵礦、毒砂等硫化礦物共生關系不密切，故銻與砷、硫之間易于分離，少部分輝銻礦中可見毒砂包裹體，有時可見輝銻礦呈細脈狀沿閃鋅礦裂隙或邊緣產出。輝銻礦嵌布特征見圖3。

通過上述礦石性質分析可知，若采用細磨后直接氰化浸出的方法回收金，金浸出率會不理想；若采用浮選—氰化浸出方法回收金，首先浮選過程中會損失其他礦物包裹金及部分裸露及半裸露金，其次氰化浸出前要進行預處理，否則即使細磨，呈微細粒包裹體或次顯微金形式賦存于硫化礦物中的金仍很難浸出。綜上所述，對該礦石采用單一選礦方法難以取得理想的選礦指標。

3? 選礦試驗研究

3.1? 尼爾森重選試驗

為了評估重選回收部分粗粒金的可行性，進行了不同磨礦細度下尼爾森重選試驗。試驗流程見圖4，試驗結果見表3。由表3可知：采用尼爾森重選試驗所得粗精礦金品位均在1 000 g/t以上，回收率也可達20 %以上，充分說明采用尼爾森重選試驗可以回收部分粗粒金。

3.2? 磨礦細度試驗

按照現場生產流程的藥劑制度及浮選時間開展磨礦細度試驗。試驗流程見圖5，試驗結果見表4。

由表4可知：在試驗磨礦細度范圍內，隨著磨礦細度增加，粗精礦1的回收率及產率呈現先上升后下降趨勢，而尾礦金品位及回收率呈先下降后上升趨勢。磨礦細度增加，使得目的礦物單體解離度增加，故尾礦金品位降低，粗精礦1產率和回收率均有所提升，但磨礦細度過細，泥化現象嚴重，選礦指標有所下降。綜上所述，適宜的磨礦細度為-0.074 mm占85 %。

3.3? 中礦再磨細度試驗

鑒于礦石中黃鐵礦、毒砂、輝銻礦等載金礦物呈微細粒包裹體形式存在，金嵌布粒度較細等礦石工藝礦物學特征，為進一步提高選礦工藝指標，開展中礦再磨細度試驗研究。試驗流程見圖6，試驗結果見表5。

由表5可知：隨著再磨細度的提高，粗精礦1、粗精礦2產率均增加，而尾礦1金品位呈先下降后上升趨勢。綜合考慮，適宜中礦再磨細度為-0.038 mm占90 %。值得注意的是，中礦再磨之前濃密過程中，因礦漿沉降速度較慢，經過30 min沉降后，溢流液中仍含有占給礦量3 %左右的礦泥，這部分礦泥金品位4.00 g/t左右，繼續延長濃密時間效果不明顯，故單獨處理。

3.4? 浮選閉路試驗

在磨礦細度-0.074 mm占85 %、中礦再磨細度-0.038 mm占90 %條件下，開展尼爾森重選—浮選

中礦再磨再選聯合流程閉路試驗研究，藥劑制度及浮選時間按照現場生產工藝中實際參數。試驗流程中，將尼爾森重選精礦、精礦1、精礦2、礦泥作為精礦，將尾礦1、尾礦2作為尾礦，試驗流程見圖7，試驗結果見表6。

由表6可知：尼爾森重選—浮選中礦再磨再選試驗可以獲得精礦金品位50.05 g/t、回收率86.03 %的選礦指標。該工藝與現場實際生產中兩粗兩掃兩精的單一浮選工藝相比，雖然流程結構相對復雜，但回收率提高20多百分點，解決了實際生產中精礦金品位低、回收率低的技術難題。故最終推薦使用尼

爾森重選—浮選中礦再磨再選聯合流程。但是，尾礦金品位0.96 g/t，相對較高，此部分金可浮性較差，主要為包裹金、脈石礦物連生金等，通過浮選工藝較難回收，繼續優化浮選工藝也不能明顯提升這部分礦石選礦指標，故開展尾礦氰化浸出試驗，以求進一步降低尾礦金品位，提高回收率。

3.5? 尾礦氰化浸出試驗

3.5.1? 浸出細度試驗

通過單因素條件試驗，確定最佳工藝參數為礦漿濃度33 %，礦漿pH值11，氰化鈉用量1 kg/t，浸出時間24 h，故在此條件下考察浸出細度對選礦指標的影響。試驗結果見表7。由表7可知：繼續增加尾礦浸出細度，金浸出率不再明顯提高。因此，浮選尾礦可以直接開展氰化浸出試驗，不必再進行磨礦。

3.5.2? 驗證試驗

分別對現場實際生產所得尾礦和尼爾森重選—中礦再磨再選閉路試驗尾礦進行氰化浸出驗證試驗。浸出條件：礦漿濃度33 %，礦漿pH值為11，氰化鈉用量1 kg/t，浸出時間24 h。試驗結果見表8。

由表8可知：氰化浸出能夠有效降低尾礦金品位，但是現場實際生產尾礦金浸出率明顯低于閉路試驗尾礦金浸出率。這說明前段工藝磨礦細度影響后續氰化浸出指標。此外，氰化浸出工藝能夠對尾礦中易泥化金、脈石礦物連生金進一步回收。若要提高礦石綜合回收率，要在浮選階段實現能收早收。

3.6? 推薦工藝流程

通過尼爾森重選、中礦再磨再選、尾礦氰化浸出等試驗研究，推薦尼爾森重選—中礦再磨再選—尾礦氰化浸出的聯合工藝流程，金綜合回收率可達93.89 %。尼爾森重選可回收礦石中粗粒金，解決現場實際生產尾礦含顆粒金的技術難題；中礦再磨可提高載金礦物解離度，提高精礦金品位和回收率，明顯提高選礦指標；聯合工藝可以獲得金品位50.05 g/t、回收率86.03 %的工藝指標；尾礦氰化浸出工藝可對尾礦中易泥化金、脈石礦物連生金、解離度相對較低的金進行再次回收，可獲得7.86 %的回收率。

4? 結? 論

1）礦石金品位5.92 g/t，含砷0.87 %，含銻0.45 %，金嵌布狀態復雜，粒度較細，需細磨才能提高其解離度，單一選礦工藝難以獲得理想選礦指標。

2）尼爾森重選可回收礦石中粗粒金，解決現場實際生產尾礦含顆粒金的技術難題；中礦再磨可提高載金礦物解離度，提高精礦金品位和回收率，明顯提高選礦指標。

3）通過試驗確定了該礦石采用尼爾森重選—中礦再磨再選—尾礦氰化浸出的聯合工藝流程，綜合回收率可達93.89 %，較現場單一浮選回收率提高30多百分點，獲得了較好工藝指標，為現場工藝流程改造提供了可行的技術方案。

［參 考 文 獻］

［1］? 羅增鑫.某微細粒浸染難選金礦石新工藝試驗研究［J］.有色金屬科學與工程，2011，2（6）：86-88.

［2］? 沈永宇.某復雜高砷多金屬難選硫化礦石選礦試驗研究［J］.黃金，2020，41（7）：62-67.

［3］? 陳薇，童雄.某難選金礦石的選礦試驗研究［J］.礦產綜合利用，2008（3）：16-17，34.

［4］? 劉淑杰，代淑娟，張作金，等.國內氰化法浸出金礦中金的研究進展［J］.貴金屬，2019，40（2）：88-94.

［5］? 唐立靖，唐云，王燕南，等.微細浸染型金礦堿預處理—非氰化浸出研究［J］.黃金科學技術，2015，23（5）：94-98.

［6］? 石磊，李璽，王艷，等.甘肅某難選金礦石選礦工藝研究［J］.黃金，2023，44（2）：34-37.

［7］? 楊俊龍，郭艷華，郭海寧，等.碳酸鹽型難選金礦石選礦工藝流程試驗研究［J］.有色金屬（選礦部分），2020（1）：42-47.

［8］? 王廣偉，謝卓宏，蒲江東.某極難選金礦石工藝礦物學研究［J］.礦產綜合利用，2019（6）：69-73.

［9］? 李明陽，陳澤，胡義明，等.遼寧某含碳難選金礦石浮選試驗研究［J］.現代礦業，2019，35（11）：149-153.

［10］? 溫建.貴州某低品位含碳難選冶金礦選礦工藝［J］.礦產綜合利用，2018（3）：38-42.

Experiment study on dressing of a refractory ore containing arsenic and antimony in Gansu

Zhao Fucai1，Luan Dongwu1，Ding Yubo2，Li Yuxi1，Sang Shenghua2，Ma Pengcheng1

（1.Shandong Guohuan Solid Waste Innovation Technology Center Co.，Ltd.;

2.Gansu Zhaojin Precious Metal Smelting Co.，Ltd.）

Abstract：In response to the low separation index during the on-site flotation process of a refractory ore containing arsenic and antimony in Gansu，a study on ore process mineralogy was conducted.Based on this，experiments were carried out on gravity separation，flotation，regrinding and re-separation of middlings，and cyanide leaching of flotation tailings，ultimately forming a combined process of Nelson gravity separation，middlings regrinding and re-separation，and tailings cyanide leaching.Using this process，the gold grade of the concentrate can reach 50.05 g/t，with a gold comprehensive recovery rate of 93.89 %.Compared to the single flotation process，the gold recovery rate of this combined process has increased by more than 30 %，providing a feasible technical solution for on-site process optimization.

Keywords：arsenic-containing;antimony-containing;refractory gold ore;cyanide leaching;Nelson gravity separation