青海某含砷含碳微细浸染型难处理金矿石选矿试验研究

常征 熊馨

随着中国金矿资源不断开发和利用，矿石中金的嵌布粒度越来越细，伴生元素越来越复杂，选矿难度越来越大[1]。难处理金矿可分为微细浸染型金矿、碳质金矿和复杂多金属硫化物金矿等[2]。青海省金矿资源丰富，集中分布于柴达木北缘成矿带、东昆仑成矿带、北巴颜喀拉成矿带，这些金矿矿石具有金嵌布粒度微细，含有机碳、锑和砷等有害成分，且金多以包裹体形式存在等特点。东昆仑成矿带中某含砷含碳微细浸染型金矿石氧化率达40 %，金平均品位4.21 g/t。 目前选矿厂采用浮选工艺，金回收率较低，为52 %，尾矿中金品位2.10 g/t，由于环保要求，尾矿暂时堆存。本次试验通过工艺流程探索，选择浮选、浸出联合工艺，金回收率提高了36.05百分点，综合回收效益得到显著提高。

1 矿石性质

1.1 化学成分及物相分析

矿石中金嵌布状态复杂，以微细粒形式嵌布于褐铁矿裂隙、脉石矿物中或包裹于黄铁矿、毒砂等硫化矿物中。矿石中有害组分砷、碳含量较高，砷主要以毒砂形式存在，碳主要以石墨形式存在。原矿化学成分分析结果见表1，金化学物相分析结果见表2。

1.2 主要矿物嵌布特征

对难处理金矿石的开发利用，关键在于对这类金矿石进行系统的工艺矿物学研究，揭示造成金难处理的关键因素，从而有针对性地制定适合矿石性质的最佳选冶提金流程[3]。

工艺矿物学研究显示，该矿床经多期变质作用形成，主体含矿岩石为强蚀变碎裂花岗岩和绢英岩。矿石氧化率达40 %，矿石中易泥化绢云母相对含量达26 %，属难处理金矿石。矿石中金矿物主要为自然金;矿石矿物主要为黄铁矿、褐铁矿、毒砂、碳质（石墨）、闪锌矿;脉石矿物以石英、绢云母为主。

黄铁矿：相对含量4.3 %，粒度以粗粒为主，呈自形—半自形晶粒状或他形不规则粒状，稀疏浸染状、细脉状或条带状分布。黄铁矿为岩浆期后热液沿岩石破碎裂隙矿化形成。

褐铁矿：相对含量3.6 %，呈微细粒分布，均在0.02 mm以下，以胶体状态聚集，部分褐铁矿完全交代黄铁矿，呈黄铁矿晶形的假象且可见交代残留的黄铁矿颗粒。高成色的自然金主要嵌布在褐铁矿中，褐铁矿的存在证明了成矿后存在强烈氧化过程。

毒砂：相对含量1.6 %，呈细粒分布，小于0.074 mm占62.5 %，可见特征菱形、长柱形、矛头状等自形晶。毒砂为岩浆期后热液矿化形成，性脆，受多期动力作用影响，大部分毒砂被压碎呈压碎结构。

自然金：在矿石光片中未见自然金等金的独立矿物;通过富集人工重砂，磨制砂光片进行镜下观察，发现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态嵌布于褐铁矿裂隙或脉石矿物中。

2 试验结果与讨论

2.1 选矿工艺探索试验

金的嵌布状态分析结果表明，该矿石中17.00 %的金以次显微金或微细包裹体嵌布于黄铁矿、毒砂等硫化矿物中，16.74 %的金呈微细包裹体嵌布于褐铁矿、碳酸盐、石英等矿物中。原矿细磨后直接浸出，砷、碳、硫会大大增加浸出剂的消耗，从而增加选矿成本;通过浮选方法回收金，嵌布于褐铁矿及脉石矿物中的金易于损失，且矿石中绢云母及黏土矿物对金的浮选或浸出均有不利影响。

2.1.1 原矿全泥浸出

在磨矿细度-0.074 mm占 88 %，浸出剂用量2 800 g/t的条件下，采用氰化钠金浸出率70.09 %;采用环保浸金剂金浸出率73.01 %，增加磨矿细度至-0.038 mm占96 %时，金浸出率74.70 %，提高幅度不大，说明原矿中金嵌布粒度极微细，不易解离。此外，原矿中含有毒砂、黄铁矿等硫化矿物，导致浸出剂用量较高。因此，不适宜采用原矿全泥浸出工艺。

2.1.2 重 选

原矿中裸露及半裸露金分布率为66.26 %，因此探索试验采用摇床进行重选回收。在磨矿细度-0.074 mm占76 %时，重选金精矿金品位16.49 g/t，金回收率8.20 %;金主要分布在尾矿中，说明原矿中金的嵌布粒度微细，矿物间密度差别不明显。因此，该矿石不适宜采用重选工艺进行选别。

2.1.3 浮 选

浮选工艺主要有常规浮选、闪速浮选、阶段磨浮、泥砂分选、分支串流和异步混合浮选等流程[4]，本文进行了常规浮选探索试验。在磨矿细度-0.074 mm占76 %的条件下，采用戊基黄药作为捕收剂，并添加对硫化矿物有活化作用的硫酸进行探索试验，金回收率为64.78 %。将金精矿磨制砂光片进行镜下观察，未见到单体金矿物，金属矿物主要为黄铁矿、毒砂、褐铁矿，另含有少量的碳质（石墨），说明金精矿中的金主要以微细粒包裹形式分布于黄铁矿、毒砂、褐铁矿等矿物中。

浮选工艺金回收率较低的原因是矿石中氧化矿（褐铁矿）含量较高，导致浮选效果不理想，所以需联合应用多种选矿方法提高金回收率。鉴于此，本文進行了硫化矿浮选、浮选尾矿浸出工艺研究。

2.2 浮选条件试验

2.2.1 粗选正交试验

浮选过程中影响金选别的主要因素有磨矿细度、金矿物捕收剂、易泥化矿物抑制剂及硫化矿物活化剂等。为了反映这几个因素之间的交互影响作用，进行了粗选正交试验。试验流程见图1，试验结果见表3、图2～5。

正交试验结果表明：对金回收影响的大小顺序为磨矿细度>水玻璃>戊基黄药+羟肟酸钠>硫酸。

由于硫酸对浮选指标的影响不明显，所以试验选择不添加硫酸。综合考虑，选定粗选条件为：磨矿细度-0.074 mm 占88 %，水玻璃250 g/t，戊基黄药+羟肟酸钠（85+35）g/t。

2.2.2 硫化钠扫选

由于原矿中既有硫化矿也有氧化矿，粗选阶段主要回收硫化矿，扫选阶段采用硫化钠加强对氧化矿的捕收。试验流程见图6，试验结果见表4。

由表4可知：扫选阶段采用硫化钠，金回收率17.67 %，尾矿金品位1.58 g/t，硫化钠对矿石中的氧化矿起到了一定的硫化作用，金回收率有所提高。

2.2.3 闭路试验

从试验现象及结果看出，中矿量大，矿泥含量高，采用中矿顺序返回流程，中矿堆积，泥化加剧，造成浮选环境恶化，严重影响工艺指标。通过探索多种中矿分选流程，最终采用精扫选、中矿分流流程，脱出部分泥化、氧化的中矿，并将其合并到浮选尾矿中进行浸出提金，从而减少泥化矿物对选别的影响，保证浮选金精矿的质量。试验流程见图7，试验结果见表5。

由表5可知：采用精扫选、中矿分流流程选别，可获得金品位31.95 g/t、金回收率59.73 %的金精矿。总尾矿（浮选尾矿1+浮选尾矿2）金品位1.82 g/t、金回收率40.27 %，这部分尾矿基本为氧化矿及极少部分微细粒的黄铁矿和毒砂，采用浮选法较难回收。因此，对这部分浮选尾矿采用浸出法回收金。

2.3 浮选尾矿浸出

浮选尾矿金品位1.82 g/t，大部分金是连生金或包裹于硅酸盐矿物及褐铁矿中的金，可采用浸出法提金。通过再磨细度、环保浸金剂用量、浸出时间等条件试验，确定浸出条件为：再磨细度-0.038 mm占92 %，环保浸金剂用量1 100 g/t，石灰用量5 000 g/t，浸出时间24 h。试验结果见表6。

由表6可知，浮选尾矿再磨后浸出，金作业回收率在70 %以上，对原矿金回收率增加28 百分点以上，效果较为明显。浮选、浸出工艺金总回收率为88.05 %。

3 结 论

1）青海某含砷含碳微细浸染型难处理金矿石氧化率达40 %，矿石中金矿物嵌布状态较为复杂，加之矿石中多种易泥化矿物的影响，采用原矿全泥浸出、重选等单一选矿方法或者传统的浮选流程结构，金回收率较难提高。

2）采用精扫选、中矿分流浮选—尾矿再磨、环保浸金剂浸出联合工艺，避免了矿泥返回导致的浮选环境恶化。该流程选别获得的金精矿金品位31.95 g/t， 金总回收率88.05 %，综合回收效益明显提高。目前，选矿厂正在按此流程进行设备安装和调试。

[参 考 文 献]

[1] 赵艳宾，刘璇遥，于鸿宾，等.某微细粒含砷含碳难处理金矿浮选试验研究[J].矿冶，2019（5）：32-37.

[2] 康秋玉，徐祥斌，張太雄，等.某微细浸染型难处理金矿石选矿工艺试验研究[J].黄金，2020，41（3）：56-60.

[3] 邱显扬，梁冬云，洪秋阳，等.难处理金矿石的工艺矿物学及可选冶特性分析[J].贵金属，2020，41（2）：36-44.

[4] 李飞，明平田.某难选金矿高效浮选工艺可行性研究[J].有色金属（选矿部分），2019（6）：50-57.