秘鲁某复杂金矿工艺矿物学及选别工艺研究

摘要：随着易选金矿资源的逐渐匮乏，开发处理低品位、含硫含砷复杂金矿的高效工艺尤为关键。针对秘鲁某复杂金矿进行工艺矿物学分析，并对全浸和浸出—浮选联合工艺的处理效果进行了比较。研究结果显示：该矿石金品位为6.64 g/t，其中51.9%的金被矿物包裹，主要载金矿物为黄铁矿和石英。在优化工艺条件下，全浸法的Au浸出率可达74.1%，浸出渣中残留Au品位为1.72 g/t，说明回收效果有待提升。通过对浸出渣进行浮选处理，闭路试验获得的金精矿Au品位达到21.60 g/t，Au回收率为14.47%。采用浸出—浮选联合工艺，Au总回收率提高至88.57%，显示出该工艺在处理复杂金矿方面的显著优势。研究结果为复杂金矿的开发提供了有效的技术参考。

关键词：金矿；浸出；浮选；联合工艺；黄铁矿；工艺矿物学

中图分类号：TD9 53文章编号：1001-1277（2025）01-0095-05

文献标志码：A doi：10.11792/hj20250115

引言

金作为一种贵金属，其历史用途最早可追溯至货币领域。随着对其物理和化学属性的深入认识，金的应用范围已拓展至医疗、电子设备及精密仪器等多个领域[1-3]。在全球范围内，金矿资源的开发与利用始终是矿业领域的重要组成部分，对经济增长和工业发展具有显著的推动作用。然而，随着易采、易选及高品位金矿资源的逐渐枯竭，深部难处理金矿的开发变得日益迫切[4-8]。这些难处理金矿通常伴随着复杂的矿物组成、极细的嵌布粒度和较高含量的有害元素，如砷和碳，给选冶工艺带来了前所未有的挑战[9-11]。为有效应对这些挑战，工艺矿物学研究成为了关键环节。工艺矿物学能够揭示矿石性质，指导选矿工艺的优化，进而提高金的回收率[12-13]。

工艺矿物学研究旨在深入分析矿石的矿物组成、金及其载体矿物的嵌布粒度和赋存状态，以及金与金属硫化物的关系，为选矿工艺的确定提供科学依据[14-17]。传统的氰化浸出工艺能够选择性地溶解金，但在处理含硫金矿、含砷金矿时，砷等物质会消耗保护碱，导致金矿表面形成钝化膜，并降低溶液pH。此外，脉石矿物中的铜、铅等金属也会增加氰化物的消耗，被脉石矿物包裹的金难以与浸出剂接触并溶解，通常会留在浸出渣中[18]。为提高复杂金矿的回收率，常采用氧化焙烧、高压氧化、生物氧化和化学氧化等预处理方法。尽管这些方法能够提升金的浸出回收率，但整体成本较高，限制了其在小型黄金矿山的应用[19-20]。

本文针对秘鲁某复杂金矿进行全面的工艺矿物学分析，通过详细研究矿石的化学成分、矿物组成及嵌布特征，探讨不同选别工艺对金的综合回收影响，旨在为高效开发利用此类复杂金矿提供科学依据，并为未来制定合理的选矿工艺流程提供理论支持。

1原矿工艺矿物学研究

1.1化学成分分析

对经过充分混合的原矿进行X射线荧光光谱（XRF）分析，化学成分分析结果见表1。由表1可知：该矿石中金品位为6.64 g/t，银品位为22.4 g/t，含氧化铝9.21%，含硫1.34%，含有机碳0.1%。该矿石属于含硫含碳金矿石，除金、银外，其他元素的回收价值较低。

1.2矿物组成

通过X射线衍射、人工重砂及电子探针分析了矿石矿物组成及嵌布粒度，结果见表2。由表2可知：该矿石中存在5类共18种矿物，涵盖自然元素矿物、硫化物矿物、氧化物-氢氧化物矿物、硅酸盐矿物和砷酸盐矿物。其中，氧化物-氢氧化物矿物是矿石的主要成分，相对含量为72.66%;其次是硅酸盐矿物，相对含量为23.78%;硫化物矿物相对含量为3.56%;金主要以单质形式存在，相对含量为6.64×10-⁶，其嵌布粒度在0.01～0.2 mm。

1.3金物相分析

对矿石中的金进行物相分析，查明金的赋存状态。结果显示，金主要以独立矿物形式存在，其中，可见金及显微金占矿石中金的48.1%;包裹或吸附于黄铁矿、石英、绢云母、高岭石等矿物中的超次显微金的分布率为51.9%。

1.4金嵌布特征

在原矿中，金主要载体矿物为黄铁矿、石英和绢云母，其嵌布粒度极为细小，主要呈微小颗粒分布，金被包裹在矿物内部。黄铁矿、石英和绢云母的嵌布特征见图1。由图1、表2可知：黄铁矿嵌布粒度为0.004～1.5mm，形态包括自形、半自形和他形粒状，以及破碎粒状；石英嵌布粒度较小，通常在0.004～0.01 mm，呈他形粒状或齿状，部分为单体解离的破碎颗粒；而绢云母嵌布粒度一般为0.004～0.02 mm，呈显微鳞片状。

2试验结果与讨论

对原矿进行全浸、浸出—浮选联合工艺，比较不同工艺条件下金的回收率。

2.1全浸回收金

将磨矿细度为-0.074 mm占比9 0%的原矿置于烧杯中，通过调节石灰用量，将浸出液pH值稳定在10，并设定矿浆浓度为25%。在此试验条件下，探究浸出时间、氰化钠用量，以及助浸剂种类和用量等因素对金浸出率的影响。试验流程见图2，试验结果见图3。

由图3-a可知：在浸出剂用量为4 kg/t时，随着浸出时间的延长，Au浸出率先上升后趋于平稳。当浸出时间超过24 h后，Au浸出率提升幅度较小，因此确定24h为最佳浸出时间，此时Au浸出率为74.1%。

由图3-b可知：在浸出时间为24 h的条件下，改变氰化钠的用量，随着用量的增加，Au浸出率显著提升，但当用量超过3 kg/t后，Au浸出率提升幅度不再明显。因此，选择氰化钠用量为3 kg/t，此条件下Au浸出率为74.02%。

由图3-c可知：在相同条件下，当过氧化氢和硝酸铅2种助浸剂用量均为1.5 kg/t时，硝酸铅的助浸效果优于过氧化氢。

由图3-d可知：当以硝酸铅为助浸剂时，随着其用量的增加，Au浸出率变化不大，说明硝酸铅对提升Au浸出率没有明显效果，因此不建议在浸出过程中添加助浸剂。

综上所述，在磨矿细度为-0.074 mm占比9 0%、浸出液pH=10、矿浆浓度25%、浸出时间24 h、氰化钠用量3 kg/t的最佳条件下，该金矿的Au浸出率仅保持在74%左右，这可能是由于黄铁矿包裹了金，使其无法与浸出剂反应而溶出。因此，后续考虑采用浸出—浮选工艺回收金。

2.2浸出—浮选联合工艺回收金

为回收被硫化矿物包裹的金，采用浮选法从浸出渣中提取剩余的金。通过一粗一扫工艺流程筛选出最优的浮选工艺参数，并验证不同捕收剂的类型、用量及活化剂硫酸铜用量对浮选金精矿的影响。

2.2.1捕收剂种类试验

在活化剂硫酸铜用量为300 g/t，起泡剂2号油用量为30 g/t的条件下，比较丁基黄药、丁铵黑药和异戊基黄药对金粗精矿Au品位和Au回收率的影响，其中每种药剂的用量均为（100+50）g/t。试验流程见图4，试验结果见表3。

由表3可知：使用丁基黄药时，金粗精矿的产率和Au回收率相对较低，Au品位尚可，但回收效率未能达到较高水平，说明其捕收效果有限。异戊基黄药的捕收效果最佳，产率和Au回收率均为最高，尽管Au品位略低于丁基黄药，但其综合表现更为优越，表明该药剂在黄金提取方面的能力较强。丁铵黑药作用下的金粗精矿产率和Au回收率属中等水平，Au品位相对较高，虽然其回收率略低于异戊基黄药，但在金粗精矿中的表现依然稳定。综合考虑，选用异戊基黄药作为捕收剂。

2.2.2捕收剂用量试验

在活化剂硫酸铜用量为300 g/t，起泡剂2号油用量为30g/t的条件下，研究了捕收剂异戊基黄药用量对浮选效果的影响。试验流程见图4，试验结果见图5。

由图5可知：随着捕收剂异戊基黄药用量的增加，金粗精矿中Au回收率逐渐提升，而Au品位则逐渐下降。当捕收剂用量超过100 g/t后，Au回收率提升幅度并不显著。综合考虑，粗选时捕收剂用量以100 g/t为宜，扫选时用量减半。

2.2.3活化剂用量试验

在捕收剂异戊基黄药用量为100 g/t、起泡剂2号油用量为30 g/t的条件下，研究了活化剂硫酸铜用量对Au品位与Au回收率的影响。试验流程见图4，试验结果见图6。

由图6可知：随着硫酸铜用量的增加，金粗精矿的Au回收率逐渐上升，Au品位变化较小。当硫酸铜用量达到400 g/t时，获得了最佳的Au回收率和Au品位。因此，粗选时硫酸铜用量为400 g/t，扫选时用量减半。

2.3浸出—浮选联合工艺闭路试验

根据上述最佳工艺条件，进行了浸出—浮选联合工艺闭路试验。试验流程见图7，试验结果见表4。由表4可知：闭路试验获得的金精矿Au品位和Au回收率分别为21.60 g/t和14.47%，而尾矿Au品位为0.79 g/t，说明金的提取回收得到了进一步的提升。经计算，Au浸出率为74.1%，浮选得到的金精矿Au回收率为14.47%，因此理论上该矿石的Au总回收率可达88.57%。

3结论

1）本研究针对秘鲁某复杂金矿进行了系统的工艺矿物学分析，结果表明：原矿金品位为6.64 g/t，其中51.9%的金被矿物包裹，主要赋存于黄铁矿和石英等矿物中。

2）在全浸出工艺条件下，当磨矿细度-0.074 mm占比90%、浸出时间24 h、氰化钠用量3 kg/t时，金浸出率达74.1%，但浸出渣中残留Au品位1.72 g/t，表明回收效果尚需进一步提升。

3）采用浸出—浮选联合工艺，异戊基黄药用量100 g/t、活化剂硫酸铜用量4 0 0 g/t，浮选效果最佳。在闭路试验中，金精矿的Au品位达到21.60 g/t，Au回收率为14.47%，联合工艺的Au总回收率可高达88.57%，显示出该方法在处理复杂金矿中的有效性。

4）综合来看，浸出—浮选联合工艺在处理低品位、含硫含砷复杂金矿方面具有显著的优势，值得进一步推广与应用。

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Process mineralogy and beneficiation process study of a complex gold ore in Peru

Liu Chaoxing'，Hu Zewei²，He Dong³，Song Qiang²，Xie Xian²

（1.Yunnan Diqing Nonferrous Metals Co.，Ltd.;

2.Faculty of Land Resources Engineering，Kunming University of Science and Technology;

3.Yunnan Hualian Zincamp;Indium Co.，Ltd.）

Abstract：As easily processed gold ore resources become increasingly scarce，developing efficient processes for low-grade，sulfur-and arsenic-bearing complex gold ores is critical.This study focuses on the process mineralogy of a complex gold ore in Peru and compares the treatment effects of total leaching and a combined leaching-flotation process.Results show that the gold grade of the ore is 6.64g/t，with 51.9%of the gold encapsulated in minerals，primarily hosted by pyrite and quartz.Under optimized conditions，the gold leaching rate via full eyanidation reached 74.1%，with a residual gold grade of 1.72 g/t in the leach residue，indicating room for recovery improvement.By subjecting the leach residue to flotation，closed-circuit tests achieved a gold concentrate grade of 21.60g/t and a gold recovery of 14.47%.The combined leaching-flotation process increased the total gold recovery to 88.57%，demonstrating significant advantages for processing complex gold ores.These findings provide an effective technical reference for future complex gold ore development.

Keywords：gold ore;leaching;flotation;combined process;pyrite;process mineralogy