某高硫高砷含碳金矿选矿试验

胡瑞彪 梁 晓 王 星

(长沙有色冶金设计研究院有限公司)

我国金矿资源储量巨大，主要以低品位难处理金矿为主，约占总储量的40%。难处理金矿主要包括微细粒嵌布金矿、含碳金矿、含硫金矿、高砷金矿等[1-3]，合理开发利用该类金矿石具有重要的经济和社会价值。含砷金矿常见的伴生组分中C、As等杂质含量过高，传统技术难以获得较为理想的金回收效果。目前常用的处理方法主要有预处理浸出法和强化氰化浸出法，实际工业应用较多的是氰化浸出和浮选法[4-5]。

某含砷金矿石碳、硫含量均较高，嵌布粒度细，并伴生有价元素银。合理开发利用该矿石，进行选矿试验。

1 矿石性质

1.1 矿石组成

某含砷金矿石化学多元素分析结果见表1，金物相分析结果见表2。

表1 矿石化学多元素分析结果 %

注：Au、Ag 含量单位为g/t。

表2 矿石金物相分析结果

由表1、表2可知，矿石中金是主要可回收的有价元素，品位4.21 g/t，伴生有价元素银可综合回收，有害元素主要为砷和碳，含量分别为0.82%、0.85%；金主要以硫化物包裹和裸露金的形式存在，矿石属高硫高砷含碳微细粒难处理金矿石。

1.2 嵌布特征

该金矿石金属矿物主要为自然金、银金矿、硫锑铅银矿、黄铁矿，其次为毒砂、雄黄、雌黄、褐铁矿等，脉石矿物主要为石英、绢云母、方解石、高岭石、无定形碳等。

自然金、银金矿主要呈细粒、微细粒单体产出，金矿物嵌布在黄铁矿与石英、绢云母等脉石矿物连生体中。矿石中约50%的金以次显微金或不可见金形式存在，载金矿物主要为黄铁矿，约55%的黄铁矿嵌布粒度小于0.074 mm，约30%小于0.020 mm，约20%小于0.010 mm，会对金的回收产生不利影响。

2 试验结果与讨论

由该金矿石性质可知，加强对细粒及微粒黄铁矿的回收是提高金回收率的关键。分别采用氰化浸出、浮选等工艺对该金矿石进行选矿试验。

2.1 氰化浸出试验

2.1.1 直接氰化浸出试验

合理的磨矿细度和浸出条件是获得良好试验指标的关键，因此在pH=11.5、矿浆浓度33%、底炭密度20 g/L、浸出时间48 h的条件下，分别进行磨矿细度、浸出剂氰化钠用量条件试验。直接氰化浸出试验流程见图1。

图1 直接浸出试验原则流程

2.1.1.1 磨矿细度试验

在氰化钠用量8 kg/t的条件下进行磨矿细度条件试验，结果见表图2。

图2 磨矿细度条件试验结果

从图2可以看出，磨矿细度对金浸出率影响较大。随着磨矿细度的增大，金浸出率先快速上升后趋于平缓，因此确定磨矿细度为-0.038 mm90%。

2.1.1.2 氰化钠用量试验

在磨矿细度-0.038 mm 90%的条件下进行氰化钠用量试验，结果见图3。

图3 氰化钠用量试验结果

从图3可知，随着氰化钠用量的增加，Au浸出率逐渐增大，氰化钠用量为6 kg/t时，浸出效果最佳，浸出率达到46.56%，继续增加氰化钠用量，Au浸出率趋于稳定。总体来看，直接氰化浸出效果不佳。

2.1.2 预处理—氰化浸出试验

为进一步提高金浸出率，在直接浸出的基础上增加预处理环节，进行预处理—氰化浸出试验。在预处理温度80 ℃、矿浆浓度40%、预处理时间6 h的条件下，进行预处理剂A用量试验。试验流程见图4，结果见表3。

图4 预处理氰化浸出试验流程

A用量/(kg/t)原矿金品位/(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

从表3可知，随着预处理剂A用量的增加，预处理—氰化浸出流程中金浸出率逐渐增加。用量为100 kg/t时，对应的金浸出率达71.25%；继续增加用量，浸出效果趋于稳定。但预处理—氰化浸出流程金总浸出率较低，因此采用浮选—尾矿氰化浸出工艺对该矿石进行金回收试验。

2.2 浮选—氰化浸出试验

2.2.1 浮选试验

2.2.1.1 磨矿细度试验

由于矿石黄铁矿嵌布粒度较细，磨矿不充分时单体解离度较差，浮选时金易损失于尾矿中。为考查磨矿细度对选别指标的影响，进行磨矿细度试验。一段磨矿细度试验流程见图5，一段磨矿不同细度下黄铁矿解离情况见表4，一段磨矿细度试验结果见表5。

图5 一段磨矿细度试验流程

表4 不同一段磨矿细度下黄铁矿解离情况 %

表5 一段磨矿细度试验粗精矿指标

由表4、表5可以看出，在一段磨矿不同磨矿细度下，黄铁矿单体解离度均较低。随着一段磨矿细度的增大，金回收率呈增加趋势。当磨矿细度-0.074 mm含量超过90%时，金回收率增加幅度不大，因此确定一段磨矿细度-0.074 mm 90%；此时黄铁矿单体解离度仅53.68%，金回收率仅56.14%，不利于金的浮选回收，因此需对粗选尾矿进行再磨。

二段磨矿细度试验流程见图6，结果见表6。

图6 二段磨矿细度试验流程

磨矿细度(-0.038mm)/%产品产率/%金品位/(g/t)回收率/%74粗精矿120.6411.9257.19粗精矿29.145.1710.9886粗精矿120.5311.9657.21粗精矿214.095.1516.9093粗精矿120.1412.2057.35粗精矿215.665.0718.5397粗精矿120.3112.0057.25粗精矿216.124.9418.71

试验结果表明，随着二段磨矿细度的增大，金回收率呈增加趋势。当磨矿细度-0.038 mm含量超过93%时，金回收率增加幅度不大，因此确定二段磨矿细度为-0.038 mm 93%。

2.2.1.2 浮选全流程试验

在最佳磨矿细度下，优化浮选药剂制度和流程，进行浮选全流程试验。流程见图7，结果见表7。

表7 浮选全流程试验结果

表7表明，一段磨矿—1粗3精2扫—二段磨矿—1粗3精2扫流程的闭路浮选试验，可获得金品位23.62 g/t、回收率67.22%的浮选金精矿(精矿1和精矿2合并)，同时金精矿中银品位为96 g/t、回收率81.60%，尾矿含金1.60 g/t、回收率32.78%。

2.2.2 浮选—预处理—氰化浸出全流程试验

损失于浮选尾矿中的金属矿物主要为黄铁矿，其次为毒砂等。其中黄铁矿主要呈微粒与脉石呈贫连生体产出，有时呈微粒单体产出，产出粒度一般为-0.010 mm。尾矿中金的损失状态主要为两种：一是呈微粒与石英等脉石矿物连生或包裹于脉石矿物中；二是呈次显微金或不可见金分散于黄铁矿中，而黄铁矿又多与石英等脉石矿物呈极贫连生体或包裹于其中产出，这部分金很难浮选回收。为提高金回收率，对尾矿中的金进行氰化浸出。浮选—预处理—氰化浸出全流程试验结果如表8所示。

图7 浮选工艺流程

表8 浮选—尾矿氰化预处理浸出流程闭路试验结果

原矿浮选—浮选尾矿预处理—氰化浸出全流程试验最终获得了回收率67.22%、品位23.36 g/t的金精矿，回收率85.51%、含银96 g/t，金浸出率23.36%，金总回收率达90.58%，效果理想。

3 结 论

(1)某含砷金矿石金品位4.21 g/t，含砷0.82%、含碳0.85%，金属矿物主要为黄铁矿、毒砂等，脉石矿物主要为石英、绢云母、方解石等。金主要以硫化物包裹金和裸露金的形式存在，多为细粒、微细粒嵌布，黄铁矿是主要的载金矿物。

(2)原矿采用直接氰化浸出工艺，浸出率仅46.56%；采用预处理—氰化浸出工艺，金浸出率可提高到71.25%，回收效果均不理想。

(3)原矿经一段磨矿(-0.074 mm 90%)—1粗3精2扫—二段磨矿(-0.038 mm 93%)—1粗3精2扫闭路流程浮选，获得金品位23.62 g/t、回收率67.22%的金精矿；浮选尾矿经预处理—氰化浸出处理，金、银浸出率分别为23.36%、3.91%，大大减少了金在浮选尾矿中的流失，金总回收率 90.58%，并伴随回收品位96.00 g/t的银精矿，银总回收率85.51%。

(4)浮选—预处理—氰化浸出工艺选矿指标达到预期水平，且浮选成本较低，并有效回收了矿石中的银，综合效益较好。

[1] 王力军，刘春谦.难处理金矿石预处理技术综述[J].黄金，2000，21(1):38-45.

[2] 段东平，周 娥，陈思明，等.高砷硫金精矿提金研究[J].有色金属：冶炼部分，2012(1):39-41.

[3] 刘俊壮，黄万抚.含高砷金矿浸金工艺研究现状[J].现代矿业，2010(10)：26-30.

[4] 黄闰芝.高碳含砷难选金矿的选矿工艺研究[D].南宁：广西大学，2015.

[5] 温胜来，周 源.浙江某金矿全泥氰化浸出试验研究[J].湿法冶金，2012(2):103-105.