贵州某高碳微细粒金矿选矿试验研究

朱文超

（南方石墨研究院（湖南）有限公司，湖南 郴州 423000）

难处理、难选冶的金矿主要分为高碳金矿［1］、微细粒浸染金矿［2］、复杂多金属硫化矿型金矿［3］三大类，如何高效、环保、低成本地开发利用这三种类型的金矿是世界黄金生产企业共同面对的难题［4］。贵州某金矿矿区产出的金矿矿石兼具了高碳、微细粒浸染两类共性难题，对其选冶工艺流程的确定提出了更高的要求，由于该矿区矿石中的含金组分嵌布粒度微细，主要呈次显微及晶格金形态被黄铁矿、含砷黄铁矿等硫化物包裹［5］，采用常规磨矿工艺将其解离释放出来难度大，磨矿工段次数多，磨矿能耗高，且由于大量炭质物及黏土矿物的存在，使得使用氰化物或氰化物替代浸金药剂进行直接浸出时，氰金络合物被劫金物吸附，降低了含金组分进入溶液的能力［6］，所以直接采用氰化堆浸法处理该高碳微细粒金矿存在着处理成本高、浸出率低等问题。为了解决以上问题，试验拟结合该高碳微细粒金矿中金的赋存状态及共生矿物的特征，提出了阶段磨矿—阶段浮选—浮选尾矿单独浸出处理的工艺流程，合理地解决了上述问题，降低了该难处理金矿的处理成本，为后续现场开展技术改造提供了技术支撑。

1 矿石性质

1.1 化学成分及主要矿物组成

对贵州某矿区产出代表性的高碳微细粒金矿矿石样品进行了多元素分析，分析结果见表1。

表1 化学多元素分析结果 %

由表1可看出，矿区产出的含金矿石中达到工业回收标准的元素为Au、Ag、S，含量分别为5.43 g／t、3.7 g／t、8.54%。矿石中的主要矿物为石英、长石等硅酸盐、硅铝酸盐矿物，金属矿物主要为黄铁矿和含砷黄铁矿，同时可见部分石墨等炭质物矿物，脉石矿物中还含有少量的白云石、绿泥石、高岭土等。矿石中主要矿物组成种类及相对含量结果见2。

表2 矿石中主要矿物组成及相对含量%

1.2 金物相分析及载金矿物赋存状态

对原矿矿石样品进行金物相分析，可得金在矿石中的赋存状态，物相分析结果见表3。

表3 矿样金物相分析结果

由表3结果可知，矿石中金主要赋存在硫化物（黄铁矿和毒砂）中，约占总分布率的73.30%，铁氧化物中金约为23.02%，自然金和硅酸盐中各占1.84%。其中物相中毒砂中金大部分为含As的黄铁矿中金。在运用扫描电镜和MLA系统扫描砂光片中，未发现有独立的金矿物或含金矿物，对金属矿物进行面扫和MLA分析时，发现Au元素主要赋存在黄铁矿、砷黄铁矿（含砷黄铁矿）和氧化的黄铁矿中，还有极少数的Au则赋存在赤铁矿中，具体的定量关系见表4。

表4 Au元素在含金矿物中的赋存定量关系

由表4可看出，矿石中金赋存在黄铁矿和砷黄铁矿中的比例为73.66%，与物相结果吻合。所以该矿区中的金组分主要以微细粒次显微态及晶格态包裹于部分黄铁矿及砷黄铁矿之中。

2 试验研究及结果讨论

由矿石性质分析结果可知，矿石中的金主要以次显微态及晶格态赋存于部分黄铁矿及含砷黄铁矿之中，而黄铁矿和含砷黄铁矿均属细粒嵌布，大多数黄铁矿呈他形不规则状，集合体呈浸染状产出，少部分黄铁矿呈自形-半自形晶产出，同时含有一定含量的微细粒石墨，石墨多呈独立颗粒存在，在脉石中产出的颗粒约占75%，与黄铁矿紧密伴生或包裹有细粒黄铁矿的石墨约占25%，这些石墨矿物中不含金，但作为“劫金”矿物，会极大地干扰氰化浸金的进程，所以在考虑金回收工艺时尽可能考虑将该部分石墨脱除，避免干扰下一步的氰化浸出，而对于部分含金黄铁矿和含砷黄铁矿可采用浮选法将金硫富集，得到一个或多个金硫精矿产品进行外售，通过尽可能提高金硫精矿的金、硫品位达到提高该矿产出价值的目的［7］。

2.1 脱碳对比试验

由表1可知，原矿有机碳为1.36%，该部分有机碳如进入浸出工艺中，不利于氰金络合物进入浸出液中，所以拟采用浮选脱碳的方式将其预先脱除，而浮选脱除方式包括只浮选炭质物得到一个炭质物杂质及硫浮选过程将炭质物同步富集于金硫精矿之中两种方式，脱碳对比试验流程如图1所示，所得结果见表5。由表5结果可看出，使用MIBC作为石墨等炭质物的捕收剂进行预先脱碳浮选，脱除的K1含Au品位为10.60 g／t，如直接将K1抛除，K1中Au金属损失率较大，这是由于含金黄铁矿具有无捕收剂疏水性，即使不加入硫化矿捕收剂亦可疏水上浮，所以K1中Au亦有一定的富集，如采用硫浮选过程中炭质物同步浮选方法（图1b），K1中Au品位较高，所以采用硫浮选过程中同步脱碳的工艺。

表5 脱碳对比试验结果

图1 脱碳对比试验流程

2.2 金硫浮选

2.2.1 一段磨矿—浮选磨矿细度条件试验

一段磨矿细度条件试验流程如图2所示，试验结果如图3所示，从试验结果可知，随着磨矿细度的增加，金的回收率逐渐增加，但随着磨矿细度增加到一定程度，尾矿品位反而增加，粗K中Au回收率开始降低，即在过磨条件下，矿石中的次生泥质和炭质物会干扰含Au硫化物的浮选，因此，磨矿细度选取-0.074 mm占86.90%为宜。2.2.2 捕收剂条件试验

图2 一段磨矿细度条件试验流程

图3 一段磨矿细度条件试验结果

在一段磨矿细度为-0.074 mm占86.90%的条件下进行了捕收剂种类条件试验，原矿经磨矿后加入用量为1 000 g／t的碳酸钠为矿浆调整剂，500 g／t的硫酸铜为黄铁矿及含砷黄铁矿的活化剂，以捕收剂种类为变量，通过一次粗选得到金粗精矿，在相同的药剂制度和浮选时间下对比不同种类的捕收剂对贵州某高碳微细粒金矿中含金矿物的捕收效果，试验结果见表6。

表6 捕收剂种类条件试验结果

由表6结果可看出，对于含金黄铁矿和含砷黄铁矿，单独使用长链黄药如丁黄药、戊黄药、Y-89选择性较好［8］，但捕收性能较差，而使用戊黄药＋Y-89在用量120 g／t＋80 g／t条件下，可大幅度提高捕收剂对该高碳微细粒金矿矿石中含金组分的捕收能力，所以使用戊黄药＋Y-89为载金矿物的捕收剂。

2.2.3 一段磨矿—浮选闭路试验及尾矿产品检测

在一段磨矿细度为-0.074 mm占86.90%的条件下进行了金硫浮选闭路试验，试验流程如图4所示，结果见表7。

由表7结果可看出，在一段磨矿—浮选条件下采用一粗三精两扫的选矿工艺处理金矿矿石，产出浮选精矿产品含Au 33.16 g／t，Au回收率73.78%，浮选尾矿含Au 1.62 g／t。

表7 一段磨矿—浮选闭路试验结果

2.2.4 二段磨矿—浮选再磨细度条件试验

通过对图4流程中产出的尾矿进行镜下检测可知，尾矿中的金主要赋存于少量未解离的黄铁矿和含砷黄铁矿之中，且这些硫化物单体解离度较低，主要以与石英等脉石矿物毗连连生或包裹态连生形态存在，为了进一步回收图4尾矿中的金，需对尾矿进行细磨再磨处理。尾矿再磨试验流程如图5，试验结果如图6所示。由图6结果可看出，尾矿再磨拟确定为-0.036 mm占91.09%。

图5 二段再磨细度条件试验流程

图6 二段再磨细度条件试验结果

2.3 全流程闭路试验及指标

根据已有的条件试验结果进行了阶段磨矿—阶段浮选的全流程闭路试验，试验流程如图7所示，所得指标见表8。

图7 全流程闭路试验流程图

由表8结果可看出，采用推荐的磨矿—浮选工艺处理该高碳微细粒金矿，可产出精矿1、精矿2两个含Au金矿产品，总精矿含Au 28.49 g／t，总精矿中Au回收率为80.52%，浮选精矿可直接外售，总浮选尾矿含Au1.25 g／t，可采用常规的氰化堆浸工艺对尾矿中的Au加以回收，同时对浮选尾矿进行分析，尾矿含有机碳0.12%，原矿矿石中大部分的有机碳富集于浮选精矿中，为后续的氰化浸金准备了条件。

表8 全流程闭路试验指标

3 结 论

1.贵州省某矿区产出的高碳微细粒金矿原矿矿石含Au 5.43 g／t，矿石中金主要赋存在硫化物（黄铁矿和毒砂）中，约占总分布率的73.30%，其中物相中毒砂中金大部分为含As的黄铁矿中，硫化物中的金基本为次显微金及包裹态的晶格金，含金组分嵌布粒度极为微细，同时原矿含有一定含量的有机碳，不利于直接氰化浸出。

2.采用两段磨矿—两端浮选工艺处理该原矿含金矿石，矿石中的石墨、炭质物等不利于氰化浸出的“劫金”物质富集于浮选金硫精矿中，推荐浮选工艺产出的总精矿含Au 28.49 g／t，总精矿中Au回收率为80.52%，与金物相中硫化物中金分布率接近。

3.推荐处理工艺得到的浮选尾矿含Au 1.25 g／t，浮选尾矿中的Au主要赋存于铁氧化物之中，可采用常规的氰化堆浸工艺进行处理。