秘魯某復雜金礦工藝礦物學及選別工藝研究

摘要：隨著易選金礦資源的逐漸匱乏，開發處理低品位、含硫含砷復雜金礦的高效工藝尤為關鍵。針對秘魯某復雜金礦進行工藝礦物學分析，并對全浸和浸出—浮選聯合工藝的處理效果進行了比較。研究結果顯示：該礦石金品位為6.64 g/t，其中51.9%的金被礦物包裹，主要載金礦物為黃鐵礦和石英。在優化工藝條件下，全浸法的Au浸出率可達74.1%，浸出渣中殘留Au品位為1.72 g/t，說明回收效果有待提升。通過對浸出渣進行浮選處理，閉路試驗獲得的金精礦Au品位達到21.60 g/t，Au回收率為14.47%。采用浸出—浮選聯合工藝，Au總回收率提高至88.57%，顯示出該工藝在處理復雜金礦方面的顯著優勢。研究結果為復雜金礦的開發提供了有效的技術參考。

關鍵詞：金礦；浸出；浮選；聯合工藝；黃鐵礦；工藝礦物學

中圖分類號：TD9 53文章編號：1001-1277（2025）01-0095-05

文獻標志碼：A doi：10.11792/hj20250115

引言

金作為一種貴金屬，其歷史用途最早可追溯至貨幣領域。隨著對其物理和化學屬性的深入認識，金的應用范圍已拓展至醫療、電子設備及精密儀器等多個領域[1-3]。在全球范圍內，金礦資源的開發與利用始終是礦業領域的重要組成部分，對經濟增長和工業發展具有顯著的推動作用。然而，隨著易采、易選及高品位金礦資源的逐漸枯竭，深部難處理金礦的開發變得日益迫切[4-8]。這些難處理金礦通常伴隨著復雜的礦物組成、極細的嵌布粒度和較高含量的有害元素，如砷和碳，給選冶工藝帶來了前所未有的挑戰[9-11]。為有效應對這些挑戰，工藝礦物學研究成為了關鍵環節。工藝礦物學能夠揭示礦石性質，指導選礦工藝的優化，進而提高金的回收率[12-13]。

工藝礦物學研究旨在深入分析礦石的礦物組成、金及其載體礦物的嵌布粒度和賦存狀態，以及金與金屬硫化物的關系，為選礦工藝的確定提供科學依據[14-17]。傳統的氰化浸出工藝能夠選擇性地溶解金，但在處理含硫金礦、含砷金礦時，砷等物質會消耗保護堿，導致金礦表面形成鈍化膜，并降低溶液pH。此外，脈石礦物中的銅、鉛等金屬也會增加氰化物的消耗，被脈石礦物包裹的金難以與浸出劑接觸并溶解，通常會留在浸出渣中[18]。為提高復雜金礦的回收率，常采用氧化焙燒、高壓氧化、生物氧化和化學氧化等預處理方法。盡管這些方法能夠提升金的浸出回收率，但整體成本較高，限制了其在小型黃金礦山的應用[19-20]。

本文針對秘魯某復雜金礦進行全面的工藝礦物學分析，通過詳細研究礦石的化學成分、礦物組成及嵌布特征，探討不同選別工藝對金的綜合回收影響，旨在為高效開發利用此類復雜金礦提供科學依據，并為未來制定合理的選礦工藝流程提供理論支持。

1原礦工藝礦物學研究

1.1化學成分分析

對經過充分混合的原礦進行X射線熒光光譜（XRF）分析，化學成分分析結果見表1。由表1可知：該礦石中金品位為6.64 g/t，銀品位為22.4 g/t，含氧化鋁9.21%，含硫1.34%，含有機碳0.1%。該礦石屬于含硫含碳金礦石，除金、銀外，其他元素的回收價值較低。

1.2礦物組成

通過X射線衍射、人工重砂及電子探針分析了礦石礦物組成及嵌布粒度，結果見表2。由表2可知：該礦石中存在5類共18種礦物，涵蓋自然元素礦物、硫化物礦物、氧化物-氫氧化物礦物、硅酸鹽礦物和砷酸鹽礦物。其中，氧化物-氫氧化物礦物是礦石的主要成分，相對含量為72.66%;其次是硅酸鹽礦物，相對含量為23.78%;硫化物礦物相對含量為3.56%;金主要以單質形式存在，相對含量為6.64×10-?，其嵌布粒度在0.01～0.2 mm。

1.3金物相分析

對礦石中的金進行物相分析，查明金的賦存狀態。結果顯示，金主要以獨立礦物形式存在，其中，可見金及顯微金占礦石中金的48.1%;包裹或吸附于黃鐵礦、石英、絹云母、高嶺石等礦物中的超次顯微金的分布率為51.9%。

1.4金嵌布特征

在原礦中，金主要載體礦物為黃鐵礦、石英和絹云母，其嵌布粒度極為細小，主要呈微小顆粒分布，金被包裹在礦物內部。黃鐵礦、石英和絹云母的嵌布特征見圖1。由圖1、表2可知：黃鐵礦嵌布粒度為0.004～1.5mm，形態包括自形、半自形和他形粒狀，以及破碎粒狀；石英嵌布粒度較小，通常在0.004～0.01 mm，呈他形粒狀或齒狀，部分為單體解離的破碎顆粒；而絹云母嵌布粒度一般為0.004～0.02 mm，呈顯微鱗片狀。

2試驗結果與討論

對原礦進行全浸、浸出—浮選聯合工藝，比較不同工藝條件下金的回收率。

2.1全浸回收金

將磨礦細度為-0.074 mm占比9 0%的原礦置于燒杯中，通過調節石灰用量，將浸出液pH值穩定在10，并設定礦漿濃度為25%。在此試驗條件下，探究浸出時間、氰化鈉用量，以及助浸劑種類和用量等因素對金浸出率的影響。試驗流程見圖2，試驗結果見圖3。

由圖3-a可知：在浸出劑用量為4 kg/t時，隨著浸出時間的延長，Au浸出率先上升后趨于平穩。當浸出時間超過24 h后，Au浸出率提升幅度較小，因此確定24h為最佳浸出時間，此時Au浸出率為74.1%。

由圖3-b可知：在浸出時間為24 h的條件下，改變氰化鈉的用量，隨著用量的增加，Au浸出率顯著提升，但當用量超過3 kg/t后，Au浸出率提升幅度不再明顯。因此，選擇氰化鈉用量為3 kg/t，此條件下Au浸出率為74.02%。

由圖3-c可知：在相同條件下，當過氧化氫和硝酸鉛2種助浸劑用量均為1.5 kg/t時，硝酸鉛的助浸效果優于過氧化氫。

由圖3-d可知：當以硝酸鉛為助浸劑時，隨著其用量的增加，Au浸出率變化不大，說明硝酸鉛對提升Au浸出率沒有明顯效果，因此不建議在浸出過程中添加助浸劑。

綜上所述，在磨礦細度為-0.074 mm占比9 0%、浸出液pH=10、礦漿濃度25%、浸出時間24 h、氰化鈉用量3 kg/t的最佳條件下，該金礦的Au浸出率僅保持在74%左右，這可能是由于黃鐵礦包裹了金，使其無法與浸出劑反應而溶出。因此，后續考慮采用浸出—浮選工藝回收金。

2.2浸出—浮選聯合工藝回收金

為回收被硫化礦物包裹的金，采用浮選法從浸出渣中提取剩余的金。通過一粗一掃工藝流程篩選出最優的浮選工藝參數，并驗證不同捕收劑的類型、用量及活化劑硫酸銅用量對浮選金精礦的影響。

2.2.1捕收劑種類試驗

在活化劑硫酸銅用量為300 g/t，起泡劑2號油用量為30 g/t的條件下，比較丁基黃藥、丁銨黑藥和異戊基黃藥對金粗精礦Au品位和Au回收率的影響，其中每種藥劑的用量均為（100+50）g/t。試驗流程見圖4，試驗結果見表3。

由表3可知：使用丁基黃藥時，金粗精礦的產率和Au回收率相對較低，Au品位尚可，但回收效率未能達到較高水平，說明其捕收效果有限。異戊基黃藥的捕收效果最佳，產率和Au回收率均為最高，盡管Au品位略低于丁基黃藥，但其綜合表現更為優越，表明該藥劑在黃金提取方面的能力較強。丁銨黑藥作用下的金粗精礦產率和Au回收率屬中等水平，Au品位相對較高，雖然其回收率略低于異戊基黃藥，但在金粗精礦中的表現依然穩定。綜合考慮，選用異戊基黃藥作為捕收劑。

2.2.2捕收劑用量試驗

在活化劑硫酸銅用量為300 g/t，起泡劑2號油用量為30g/t的條件下，研究了捕收劑異戊基黃藥用量對浮選效果的影響。試驗流程見圖4，試驗結果見圖5。

由圖5可知：隨著捕收劑異戊基黃藥用量的增加，金粗精礦中Au回收率逐漸提升，而Au品位則逐漸下降。當捕收劑用量超過100 g/t后，Au回收率提升幅度并不顯著。綜合考慮，粗選時捕收劑用量以100 g/t為宜，掃選時用量減半。

2.2.3活化劑用量試驗

在捕收劑異戊基黃藥用量為100 g/t、起泡劑2號油用量為30 g/t的條件下，研究了活化劑硫酸銅用量對Au品位與Au回收率的影響。試驗流程見圖4，試驗結果見圖6。

由圖6可知：隨著硫酸銅用量的增加，金粗精礦的Au回收率逐漸上升，Au品位變化較小。當硫酸銅用量達到400 g/t時，獲得了最佳的Au回收率和Au品位。因此，粗選時硫酸銅用量為400 g/t，掃選時用量減半。

2.3浸出—浮選聯合工藝閉路試驗

根據上述最佳工藝條件，進行了浸出—浮選聯合工藝閉路試驗。試驗流程見圖7，試驗結果見表4。由表4可知：閉路試驗獲得的金精礦Au品位和Au回收率分別為21.60 g/t和14.47%，而尾礦Au品位為0.79 g/t，說明金的提取回收得到了進一步的提升。經計算，Au浸出率為74.1%，浮選得到的金精礦Au回收率為14.47%，因此理論上該礦石的Au總回收率可達88.57%。

3結論

1）本研究針對秘魯某復雜金礦進行了系統的工藝礦物學分析，結果表明：原礦金品位為6.64 g/t，其中51.9%的金被礦物包裹，主要賦存于黃鐵礦和石英等礦物中。

2）在全浸出工藝條件下，當磨礦細度-0.074 mm占比90%、浸出時間24 h、氰化鈉用量3 kg/t時，金浸出率達74.1%，但浸出渣中殘留Au品位1.72 g/t，表明回收效果尚需進一步提升。

3）采用浸出—浮選聯合工藝，異戊基黃藥用量100 g/t、活化劑硫酸銅用量4 0 0 g/t，浮選效果最佳。在閉路試驗中，金精礦的Au品位達到21.60 g/t，Au回收率為14.47%，聯合工藝的Au總回收率可高達88.57%，顯示出該方法在處理復雜金礦中的有效性。

4）綜合來看，浸出—浮選聯合工藝在處理低品位、含硫含砷復雜金礦方面具有顯著的優勢，值得進一步推廣與應用。

[參考文獻]

[1]貴琪皓.超聲強化難處理金礦預氧化及浸出機理研究[D].昆明：昆明理工大學，2023.

[2]ZHANG D C，XIAOQK，LIUWF.Acid leaching decarbonization and following pressure oxidation of carbonic refractory gold ore[J].Journal of Central South University，2016，3（7）：1584-1590.

[3]WANG J，XIE F，WANGW，et al.Eco-friendly leaching of gold from a carbonaceous gold concentrate in copper-citrate-thiosulfate solu-tions[J].Hydrometallurgy，2020，191：105204.

[4]楊德明，李飛，邢晴晴，等.青海省五龍溝金礦原礦工藝礦物學研究[J].礦冶，2021，30（4）：140-146.

[5]汪勇，姜亞雄，鄭仁軍，等.某高砷微細粒難處理金礦石選冶試驗研究[J].黃金，2022，43（7）：60-66.

[6]苑林松，代淑娟，蘇馨，等.廣西某低品位金礦氰化浸出助浸劑實驗研究[J].礦產綜合利用，2023（2）：63-69.

[7]柯圣釗，丘世澄.某微細粒金礦石浮選試驗研究[J].銅業工程，2020（1）：6-10.

[8]田慶華，王浩，辛云濤，等.難處理金礦預處理方法研究現狀[J].有色金屬科學與工程，2017，8（2）：83-89.

[9]張映群.廣南老寨灣金礦難處理礦石金回收工藝的研究及應用[D].昆明：昆明理工大學，2020.

[10]賓萬達.貴金屬冶金學[M].長沙：中南大學出版社，2011.

[11]LIXH，ZHANG Q，XIE J，et al.[Au（CN）?]-adsorption on a graphite（0001）surface：A first principles study[J].Minerals，2018，8：425.

[12]張辰敏.工藝礦物學在難處理金礦礦物加工中的應用[J].中國金屬通報，2021（5）：158-159.

[13]王玲，趙戰鋒.工藝礦物學在地質冶金學中的應用及問題[J].礦產綜合利用，2020（2）：37-43.

[14]朱幸福，張文平.山東某含金礦石的工藝礦物學研究[J].山東化工，2020，49（22）：128-129.

[15]于淙權，李光勝，朱幸福，等.某重選尾礦的工藝礦物學研究[J].世界有色金屬，2021（21）：217-218.

[16]蔣正威，楊洪英，劉子龍，等.甘肅某難選含碲金礦中金的賦存狀態研究[J].有色金屬（選礦部分），2021（6）：52-60，81.

[17]張興旺，孫志勇.某金礦尾礦浮選回收金工藝研究[J].現代礦業，2020，36（11）：117-120，134.

[18]WANG YL，LIU X，YAN JM，et al.Selective extraction of arsenic and antimony from gold bearing sludge using two-stage alkaline leaching[J].Resources，Conservation and Recycling，2021，167：105388.

[19]GUO P，WANGSX，ZHANG LB.Selective removal of antimony from refractory gold ores by ultrasound[J].Hydrometallurgy，2019，190：105161.

[20]周光浪，段勝紅.某高砷高硫復雜難處理金礦選冶工藝研究[J].有色金屬（選礦部分），2024（3）：83-90.

Process mineralogy and beneficiation process study of a complex gold ore in Peru

Liu Chaoxing'，Hu Zewei2，He Dong3，Song Qiang2，Xie Xian2

（1.Yunnan Diqing Nonferrous Metals Co.，Ltd.;

2.Faculty of Land Resources Engineering，Kunming University of Science and Technology;

3.Yunnan Hualian Zincamp;Indium Co.，Ltd.）

Abstract：As easily processed gold ore resources become increasingly scarce，developing efficient processes for low-grade，sulfur-and arsenic-bearing complex gold ores is critical.This study focuses on the process mineralogy of a complex gold ore in Peru and compares the treatment effects of total leaching and a combined leaching-flotation process.Results show that the gold grade of the ore is 6.64g/t，with 51.9%of the gold encapsulated in minerals，primarily hosted by pyrite and quartz.Under optimized conditions，the gold leaching rate via full eyanidation reached 74.1%，with a residual gold grade of 1.72 g/t in the leach residue，indicating room for recovery improvement.By subjecting the leach residue to flotation，closed-circuit tests achieved a gold concentrate grade of 21.60g/t and a gold recovery of 14.47%.The combined leaching-flotation process increased the total gold recovery to 88.57%，demonstrating significant advantages for processing complex gold ores.These findings provide an effective technical reference for future complex gold ore development.

Keywords：gold ore;leaching;flotation;combined process;pyrite;process mineralogy