河南某泥质高氧化型金矿选冶联合回收工艺

杨宁

（洛阳坤宇矿业有限公司，河南 洛阳 471700）

我国金矿资源虽然储量丰富，但贫矿多，富矿少，中小型矿多，大型、超大型矿少，随着开发利用的进一步深入，易选好选金矿资源将逐渐面临枯竭，复杂难选金矿将成为今后开发利用的重要黄金资源[1-2]。据不完全统计，在我国探明黄金储量统计中，约1/3的金矿资源为复杂难选金矿[3-4]，主要包括氧化型金矿、泥质金矿、微细粒级嵌布金矿、碳质金矿、高硫金矿等[5-6]。目前，金矿的选矿方法主要有重选法、浮选法、氰化法或联合法[7-9]。

河南某金矿资源储量丰富，矿石类型主要有氧化矿石和原生矿石两类，原生矿石主要为含金硫化物石英脉型矿石，选矿回收率较高，对于氧化型金矿石，其性质复杂多变，嵌布关系复杂，泥化严重，氧化率一般为50%～90%，目前选矿厂选矿工艺为单一浮选工艺，不仅药剂消耗量大，而且选矿回收率较低，一般在50%～70%，这不仅造成了黄金资源的严重浪费，而且严重影响矿山企业的经济效益，因此，如何提高此类矿石的选矿回收率的问题亟待解决。

为提高此类复杂泥质高氧化型金矿的回收指标，开展了单一浸出、预氧化浸出、焙烧+浸出、浮选-浸出等多方案对比实验研究，为生产实践提供了重要借鉴。

1 性质分析

1.1 矿物组成

试样中金属矿物主要有菱铁矿、褐铁矿和黄铁矿，含有少量赤铁矿、方铅矿、黝铜矿、黄铜矿、闪锌矿、斑铜矿和自然金；非金属矿物主要有石英、伊利石、白云石、斜长石和绿泥石，其中泥质矿物伊利石和绿泥石合计矿物含量达37.66%。矿物成分及含量分析见表1。

表1 试样矿物成分及含量分析结果/%Table 1 Mineral composition analysis results of the sample

1.2 化学多元素分析

试样化学多元素分析结果见表2，由表2可知，试样中Au品位为1.42 g/t，As含量较低，为0.0039%，有机碳含量较高，为0.35%，这部分有机碳会对Au的浸出率有一定影响。

表2 试样多元素分析结果/%Table 2 Multi-element analysis results of the sample

1.3 物相分析

试样金的物相分析结果见表3，由表3可知，金主要以包裹金的形式存在，占54.99%，其中硫化矿的包裹金占32.28%，其他包裹金占16.52%，裸露半裸露金占45.01%，因此单一浮选工艺很难获得较高的选矿指标（与生产指标一致），另外，裸露半裸露金含量相对不高，对浸出指标也有一定的影响。

表3 试样金物相分析结果Table 3 Gold element chemical phase analysis of the sample

2 实验设备及研究方法

2.1 实验设备

实验过程所用实验仪器及设备分别为浸出槽（XJT-80）、浮选机（XFD）、真空过滤机（XTLZ-260）、恒温烘箱（GZX-9070MBE）、电子天平（LT3002E）。

2.2 实验方法

磨矿至所需细度，将矿浆导入浸出槽，调浆至所需矿浆浓度，固定浸出槽转速为1400 r/min，然后添加石灰调整pH值，再添加一定量的浸金剂，浸出一定时间后，对浸出渣进行过滤、清洗、烘干、制样、分析，计算浸出率。原则工艺流程见图1。

图1 选矿原则工艺流程Fig.1 Principle flowsheet of beneficiation test process

3 结果与讨论

3.1 磨矿细度实验

固定矿浆浓度为35%，石灰用量3 kg/t（pH值为12），加入NaCN 3 kg/t，改变磨矿细度进行浸出对比实验，实验结果见图2。

图2 磨矿细度实验结果Fig.2 Test result of grinding fineness

随着磨矿细度的增加，相同浸出时间的浸出率增加，当磨矿细度为-0.075 mm 70%时，在浸出时间为24 h时，Au浸出率为73.24%，浸出时间为36 h时，Au浸出率为75.35%，浸出时间为48 h时，浸出率为76.06%，再进一步增加磨矿细度，浸出率增加幅度较小，因此综合考虑经济因素并结合现场生产的磨矿细度情况，暂定-0.075 mm 70%为磨矿细度，48 h为较佳浸出时间。

3.2 浸金剂种类实验

固定磨矿细度为-0.075 mm 70%，矿浆浓度为35%，石灰用量3 kg/t（pH值为12），浸出时间为48 h，浸金剂用量为3 kg/t，改变浸金剂种类进行对比实验，考查浸金剂种类对浸出指标的影响，实验结果见图3。

图3 浸金剂种类实验结果Fig.3 Test result of the type of leaching agent

由图3可知：绿金、金蝉、王牌三种环保浸金剂效果与氰化钠相当，差别并不十分明显，绿金剂的效果略好，浸渣Au品位较低，Au浸出率较高，此时浸渣Au品位为0.32 g/t，Au浸出率为77.46%，并且该环保浸金剂可以替代氰化钠，该环保浸金剂具有低毒环保、抗干扰能力强等特点，因此，暂选择绿金剂进行后续实验。

3.3 浸金剂用量实验

固定磨矿细度为-0.075 mm 70%，矿浆浓度为35%，石灰用量3 kg/t（pH值为12），浸出时间为48 h，改变绿金环保浸金剂用量进行对比实验，实验结果见图4。

图4 浸金剂用量实验结果Fig.4 Test result of leaching reagent dosage

由图4可知，随着浸金剂用量不断增长，浸渣Au品位逐渐降低，Au的浸出率逐渐增加，但是当增加到3000 g/t时，浸渣Au品位不再降低，因此选定浸金剂的用量为3000 g/t。

3.4 浸出时间实验

固定磨矿细度为-0.075 mm 70%，矿浆浓度为35%，石灰用量3 kg/t（pH值为12），绿金环保浸金剂用量为3000 g/t，考查浸出时间对浸出指标的影响，实验结果见图5。

图5 浸出时间实验结果Fig.5 Test result of leaching time

由图5可知，随着浸出时间增加，Au浸出率逐渐增加，当浸出时间达到36 h后，再增加浸出时间，Au浸出速率变缓，但为了保证后续实验充足的浸出时间，暂定浸出时间为48 h进行后续实验。

3.5 预氧化浸出实验

由前述条件实验可知，通过浸出条件的优化，浸出率依旧不太理想，因此对矿浆进行预氧化处理，以达到提高浸出效果的目的。次氯酸钙可以作为矿浆的预氧化剂，其中的有效氯可以破坏有机碳对Au(CN)-2络离子的吸附；浸出时再加入煤油400 g/t，可以将残余的碳的活性产生钝化，从而消除碳的劫金作用，再依次加入石灰和绿金浸金剂，浸出时间为48 h，实验流程见图6，实验结果见图7。

由图7的结果可知，最终48 h，浸渣Au品位为0.28 g/t，Au浸出率为80.28%，相比于不加次氯酸钙和煤油，增加幅度有限，基本推断Au浸出率不理想并非碳质影响，并且预氧化作用有限，不适宜采用此工艺。

3.6 焙烧+浸出实验

金的浸出率受嵌布粒度、碳质、泥质、硫砷等诸多因素的影响，当常规工艺很难解决Au浸出率偏低的问题时，通常“焙烧+浸出”工艺是提高Au浸出率的有效办法，但受成本影响，该技术的推广受到限制，本实验旨在探索“焙烧+浸出”工艺的可行性，实验流程见图8，实验结果见图9。

由图9可知，经过焙烧后Au浸出速率较快，在浸出时间为6 h时，Au浸出率即可达到92.25%，浸出时间为48 h时，Au浸出率为93.66%。经过焙烧后，不仅可以消除矿石里面碳质的影响，而且也可以消除嵌布粒度细的影响，使金裸露得以浸出，但此工艺技术经济性较差，成本高，操作相对复杂，暂不采用此工艺。

3.7 浮选+浸出实验

对于微细粒级硫化矿包裹金，可通过浮选进行回收；对于浮选难以回收的半裸露金，可以通过浸出工艺进行回收。结合目前现有浮选工艺流程，开展“浮选+浸出”的流程实验，实验结果见表4。

由表4可知，浮选可获得Au品位为58.45 g/t、回收率为61.15%的浮选精矿，浮选尾矿品位为0.54 g/t；浮选尾矿进行浸出，浸出时间为5 h时，浸渣Au品位即可将至0.08 g/t，Au总回收率为94.25%，综合指标良好。

表4 浮选+浸出实验结果Table 4 Test result of flotation-leaching

4 结 论

（1）矿石自然类型是含金蚀变岩型为主，少量多金属硫化物石英脉型。褐铁矿和黄铁矿等金属矿物含量较少，非金属矿物主要为石英、伊利石和绿泥石为主。

（2）金的嵌布关系复杂是影响浸出率的关键因素，不仅含有易于浸出的中粗粒级颗粒金，而且含有高度弥散分布在硫化物和脉石矿物中的超细微粒级金。

（3）常规单一浸出工艺和预氧化+浸出工艺均很难获得理想的浸出指标，Au浸出率仅为77.46% 、80.28%；采用焙烧+浸出工艺可显著提高浸出指标，Au浸出率为93.66%，但技术经济性较差；采用浮选+浸出工艺可获得较为理想的指标，Au的总回收率为94.25%，且工艺流程可操作性强。因此，浮选+浸出工艺对本此类矿石具有较好的适应性。