甘肃某含砷锑难处理金矿选矿试验研究

赵福财 栾东武 丁雨波 李玉玺 桑胜华 马鹏程

收稿日期：2024-02-03; 修回日期：2024-04-08

基金项目：国家重点研发计划项目（2018YFC1902003）

作者简介：赵福财（1986—），男，工程师，从事矿物加工资源综合利用工作；E-mail：57089133@qq.com

通信作者：马鹏程（1983—），男，高级工程师，从事冶金资源综合利用工作；E-mail：124692329@qq.com

摘要：针对甘肃某含砷锑难处理金矿现场浮选过程中选别指标低的问题，开展了矿石工艺矿物学研究。在此基础上，进行了重选、浮选、中矿再磨再选、尾矿氰化浸出等试验研究，最终形成了尼尔森重选—中矿再磨再选—尾矿氰化浸出的联合工艺流程。采用该流程，精矿金品位可达50.05 g/t，金综合回收率可达93.89 %。较单一浮选工艺流程，该联合工艺流程的金回收率提高30 百分点以上，为现场工艺流程改造提供了可行的技术方案。

关键词：含砷；含锑；难处理金矿；氰化浸出；尼尔森重选

中图分类号：TD953          文章编号：1001-1277（2024）06-0045-05

文献标志码：Adoi：10.11792/hj20240610

引  言

随着金矿资源不断开发，易选金矿逐渐枯竭，复杂难处理金矿成为选矿研究的重点［1-3］。其中，高硫、高砷、粒度过细、嵌布关系复杂等因素成为制约黄金资源有效回收的技术难题［4-5］。针对此类矿石，若采用常规浮选工艺回收其中金矿物，选别指标较低且砷含量高；若采用氰化浸出工艺提金，由于粒度过细、毒砂包裹金含量较高等，金浸出率较低［6-10］。甘肃某含砷锑难处理金矿属于卡林型金矿，含砷0.87 %、含锑0.45 %，金矿物大多呈微细粒包裹金形式存在，选别难度较大，现场采用浮选工艺进行回收，回收率仅60 %左右，采取多种措施均难以提高选别指标。为解决这一技术难题，充分利用该矿石资源，进行了选矿试验研究，为选矿厂生产工艺流程改造提供可行的技术方案。

1  矿石性质

1.1  化学分析

矿石化学成分分析结果见表1。由表1可知：矿石中具有回收价值的金属元素主要为金，金品位为5.92 g/t；伴生有价金属元素为银、锑，银品位为4.24 g/t、锑品位为0.45 %；有害元素为砷，占0.87 %；碳主要以碳酸盐形式存在。

1.2  物相分析

矿石中金物相分析结果见表2。

由表2可知：矿石中67.57 %的金矿物以裸露及半裸露金形式存在，23.98 %的金矿物呈微细粒包裹体或次显微金形式赋存于硫化矿物中，8.45 %的金矿物呈微细粒包裹体形式赋存于褐铁矿、石英及其他脉石矿物中。

2  主要矿物嵌布特征

2.1  黄铁矿

黄铁矿是矿石中主要金属矿物之一，也是金的主要载体矿物之一。矿石中黄铁矿主要呈半自形或他形晶粒状结构嵌布于脉石矿物中，以中细粒为主，通常集中分布在0.020～0.147 mm，少部分黄铁矿呈粗粒自形晶粒状结构产出，偶见呈微细粒集合体形式嵌布于脉石矿物中。与毒砂、白铁矿密切共生，常以连晶集合体形式产出，部分黄铁矿边缘被褐铁矿交代产出。黄铁矿嵌布特征见图1。

2.2  毒  砂

毒砂是矿石中主要金属矿物之一，也是金的主要载体矿物之一。矿石中毒砂主要呈自形或半自形晶粒状结构嵌布于脉石矿物中，以细粒为主，通常集中分布在0.010～0.074 mm。大部分毒砂呈粗粒自形晶粒状结构产出，部分呈微细粒浸染于脉石矿物中，少量与黄铁矿共生关系较为密切，常以集合体形式产出，与辉锑矿共生关系不甚密切，微量呈细粒包裹于辉锑矿中，偶见毒砂被褐铁矿交代产出。毒砂嵌布特征见图2。

2.3  辉锑矿

辉锑矿是矿石中锑矿物的主要存在形式，也是载金矿物之一。辉锑矿主要呈他形晶粒状结构、不规则状嵌布于脉石矿物中，以中粗粒为主，粒度通常分布在0.043～0.833 mm。部分辉锑矿嵌布粒度很粗，颗粒边缘不规整，与脉石矿物呈犬牙交错形式产出，有时可见粗粒辉锑矿中存在石英等脉石矿物包裹体，这些包裹体在一定程度上细化了辉锑矿的工艺粒度，少量辉锑矿呈微细粒浸染于脉石矿物中，磨矿时不易单体解离。由于大部分辉锑矿与黄铁矿、毒砂等硫化矿物共生关系不密切，故锑与砷、硫之间易于分离，少部分辉锑矿中可见毒砂包裹体，有时可见辉锑矿呈细脉状沿闪锌矿裂隙或边缘产出。辉锑矿嵌布特征见图3。

通过上述矿石性质分析可知，若采用细磨后直接氰化浸出的方法回收金，金浸出率会不理想；若采用浮选—氰化浸出方法回收金，首先浮选过程中会损失其他矿物包裹金及部分裸露及半裸露金，其次氰化浸出前要进行预处理，否则即使细磨，呈微细粒包裹体或次显微金形式赋存于硫化矿物中的金仍很难浸出。综上所述，对该矿石采用单一选矿方法难以取得理想的选矿指标。

3  选矿试验研究

3.1  尼尔森重选试验

为了评估重选回收部分粗粒金的可行性，进行了不同磨矿细度下尼尔森重选试验。试验流程见图4，试验结果见表3。由表3可知：采用尼尔森重选试验所得粗精矿金品位均在1 000 g/t以上，回收率也可达20 %以上，充分说明采用尼尔森重选试验可以回收部分粗粒金。

3.2  磨矿细度试验

按照现场生产流程的药剂制度及浮选时间开展磨矿细度试验。试验流程见图5，试验结果见表4。

由表4可知：在试验磨矿细度范围内，随着磨矿细度增加，粗精矿1的回收率及产率呈现先上升后下降趋势，而尾矿金品位及回收率呈先下降后上升趋势。磨矿细度增加，使得目的矿物单体解离度增加，故尾矿金品位降低，粗精矿1产率和回收率均有所提升，但磨矿细度过细，泥化现象严重，选矿指标有所下降。综上所述，适宜的磨矿细度为-0.074 mm占85 %。

3.3  中矿再磨细度试验

鉴于矿石中黄铁矿、毒砂、辉锑矿等载金矿物呈微细粒包裹体形式存在，金嵌布粒度较细等矿石工艺矿物学特征，为进一步提高选矿工艺指标，开展中矿再磨细度试验研究。试验流程见图6，试验结果见表5。

由表5可知：随着再磨细度的提高，粗精矿1、粗精矿2产率均增加，而尾矿1金品位呈先下降后上升趋势。综合考虑，适宜中矿再磨细度为-0.038 mm占90 %。值得注意的是，中矿再磨之前浓密过程中，因矿浆沉降速度较慢，经过30 min沉降后，溢流液中仍含有占给矿量3 %左右的矿泥，这部分矿泥金品位4.00 g/t左右，继续延长浓密时间效果不明显，故单独处理。

3.4  浮选闭路试验

在磨矿细度-0.074 mm占85 %、中矿再磨细度-0.038 mm占90 %条件下，开展尼尔森重选—浮选

中矿再磨再选联合流程闭路试验研究，药剂制度及浮选时间按照现场生产工艺中实际参数。试验流程中，将尼尔森重选精矿、精矿1、精矿2、矿泥作为精矿，将尾矿1、尾矿2作为尾矿，试验流程见图7，试验结果见表6。

由表6可知：尼尔森重选—浮选中矿再磨再选试验可以获得精矿金品位50.05 g/t、回收率86.03 %的选矿指标。该工艺与现场实际生产中两粗两扫两精的单一浮选工艺相比，虽然流程结构相对复杂，但回收率提高20多百分点，解决了实际生产中精矿金品位低、回收率低的技术难题。故最终推荐使用尼

尔森重选—浮选中矿再磨再选联合流程。但是，尾矿金品位0.96 g/t，相对较高，此部分金可浮性较差，主要为包裹金、脉石矿物连生金等，通过浮选工艺较难回收，继续优化浮选工艺也不能明显提升这部分矿石选矿指标，故开展尾矿氰化浸出试验，以求进一步降低尾矿金品位，提高回收率。

3.5  尾矿氰化浸出试验

3.5.1  浸出细度试验

通过单因素条件试验，确定最佳工艺参数为矿浆浓度33 %，矿浆pH值11，氰化钠用量1 kg/t，浸出时间24 h，故在此条件下考察浸出细度对选矿指标的影响。试验结果见表7。由表7可知：继续增加尾矿浸出细度，金浸出率不再明显提高。因此，浮选尾矿可以直接开展氰化浸出试验，不必再进行磨矿。

3.5.2  验证试验

分别对现场实际生产所得尾矿和尼尔森重选—中矿再磨再选闭路试验尾矿进行氰化浸出验证试验。浸出条件：矿浆浓度33 %，矿浆pH值为11，氰化钠用量1 kg/t，浸出时间24 h。试验结果见表8。

由表8可知：氰化浸出能够有效降低尾矿金品位，但是现场实际生产尾矿金浸出率明显低于闭路试验尾矿金浸出率。这说明前段工艺磨矿细度影响后续氰化浸出指标。此外，氰化浸出工艺能够对尾矿中易泥化金、脉石矿物连生金进一步回收。若要提高矿石综合回收率，要在浮选阶段实现能收早收。

3.6  推荐工艺流程

通过尼尔森重选、中矿再磨再选、尾矿氰化浸出等试验研究，推荐尼尔森重选—中矿再磨再选—尾矿氰化浸出的联合工艺流程，金综合回收率可达93.89 %。尼尔森重选可回收矿石中粗粒金，解决现场实际生产尾矿含颗粒金的技术难题；中矿再磨可提高载金矿物解离度，提高精矿金品位和回收率，明显提高选矿指标；联合工艺可以获得金品位50.05 g/t、回收率86.03 %的工艺指标；尾矿氰化浸出工艺可对尾矿中易泥化金、脉石矿物连生金、解离度相对较低的金进行再次回收，可获得7.86 %的回收率。

4  结  论

1）矿石金品位5.92 g/t，含砷0.87 %，含锑0.45 %，金嵌布状态复杂，粒度较细，需细磨才能提高其解离度，单一选矿工艺难以获得理想选矿指标。

2）尼尔森重选可回收矿石中粗粒金，解决现场实际生产尾矿含颗粒金的技术难题；中矿再磨可提高载金矿物解离度，提高精矿金品位和回收率，明显提高选矿指标。

3）通过试验确定了该矿石采用尼尔森重选—中矿再磨再选—尾矿氰化浸出的联合工艺流程，综合回收率可达93.89 %，较现场单一浮选回收率提高30多百分点，获得了较好工艺指标，为现场工艺流程改造提供了可行的技术方案。

［参 考 文 献］

［1］  罗增鑫.某微细粒浸染难选金矿石新工艺试验研究［J］.有色金属科学与工程，2011，2（6）：86-88.

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［3］  陈薇，童雄.某难选金矿石的选矿试验研究［J］.矿产综合利用，2008（3）：16-17，34.

［4］  刘淑杰，代淑娟，张作金，等.国内氰化法浸出金矿中金的研究进展［J］.贵金属，2019，40（2）：88-94.

［5］  唐立靖，唐云，王燕南，等.微细浸染型金矿碱预处理—非氰化浸出研究［J］.黄金科学技术，2015，23（5）：94-98.

［6］  石磊，李玺，王艳，等.甘肃某难选金矿石选矿工艺研究［J］.黄金，2023，44（2）：34-37.

［7］  杨俊龙，郭艳华，郭海宁，等.碳酸盐型难选金矿石选矿工艺流程试验研究［J］.有色金属（选矿部分），2020（1）：42-47.

［8］  王广伟，谢卓宏，蒲江东.某极难选金矿石工艺矿物学研究［J］.矿产综合利用，2019（6）：69-73.

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Experiment study on dressing of a refractory ore containing arsenic and antimony in Gansu

Zhao Fucai1，Luan Dongwu1，Ding Yubo2，Li Yuxi1，Sang Shenghua2，Ma Pengcheng1

（1.Shandong Guohuan Solid Waste Innovation Technology Center Co.，Ltd.;

2.Gansu Zhaojin Precious Metal Smelting Co.，Ltd.）

Abstract：In response to the low separation index during the on-site flotation process of a refractory ore containing arsenic and antimony in Gansu，a study on ore process mineralogy was conducted.Based on this，experiments were carried out on gravity separation，flotation，regrinding and re-separation of middlings，and cyanide leaching of flotation tailings，ultimately forming a combined process of Nelson gravity separation，middlings regrinding and re-separation，and tailings cyanide leaching.Using this process，the gold grade of the concentrate can reach 50.05 g/t，with a gold comprehensive recovery rate of 93.89 %.Compared to the single flotation process，the gold recovery rate of this combined process has increased by more than 30 %，providing a feasible technical solution for on-site process optimization.

Keywords：arsenic-containing;antimony-containing;refractory gold ore;cyanide leaching;Nelson gravity separation