某高砷微細粒難處理金礦石選冶試驗研究

汪 勇，姜亞雄*，鄭仁軍，劉志斌，高起方，莊世明，王德毛

(1.云南黃金礦業集團股份有限公司； 2.鶴慶北衙礦業有限公司)

隨著國內金礦資源的不斷開發，出現易采礦石減少、多金屬礦石選礦工藝復雜、品位由高走低等難題，造成礦產資源開發利用難度不斷加大。某礦區位于揚子準地臺西南緣與華南褶皺帶結合部位的北東向蓮花山背斜南東翼，金礦體賦存于茅口組碳酸鹽巖與峨眉山玄武巖不整合接觸面的構造蝕變巖和峨眉山玄武巖組第一段與第二段間的層間構造蝕變巖中，探獲332類+333類工業金礦石量2 400萬t，金金屬量61 t，金平均品位2.54 g/t。為了開發利用該礦區資源，本文采用“原礦浮選—浮選尾礦氰化浸出—金精礦[1]焙燒—焙砂氰化浸出[2]”工藝技術路線，有效解決了碳、砷[3]對金回收的影響，并盡可能地提高了包裹金的回收率，對下一步開發利用該金礦資源具有重要的指導意義。

1 礦石性質

1.1 化學成分

對某金礦石進行了主要化學成分分析，結果見表1。由表1可知：礦石中有價元素Au的品位為2.50 g/t。

表1 礦石主要化學成分分析結果

1.2 礦物組成

礦石中金礦物為自然金；金屬礦物主要為黃鐵礦，其次為金紅石，另有少量褐鐵礦、毒砂和菱鐵礦，微量閃鋅礦、方鉛礦、黃銅礦、磁鐵礦、黝銅礦、銅藍、雄黃、輝銀礦等；脈石礦物主要為石英，其次為絹云母、方解石和白云石，另有少量鉀長石、高嶺石、磷灰石和透輝石，微量石榴子石、鈉長石、碳質、黑云母、角閃石、重晶石、螢石、鋯石等。礦石礦物組成分析結果見表2。

表2 礦石礦物組成分析結果

1.3 物相分析

礦石中金、砷、碳、鐵的物相分析結果見表3～6。由表3～6可知：金主要以裸露金形式存在，分布率為65.20 %；砷主要為硫化砷，分布率為99.69 %；碳主要為碳酸鹽，分布率為95.88 %。根據鐵元素在典型氧化物和硫化物中的含量比值，該礦石氧化率為11.80 %，可見該礦石為硫化礦。

表3 金物相分析結果

表4 砷物相分析結果

表5 碳物相分析結果

表6 鐵物相分析結果

1.4 重要礦物嵌布特征

利用礦物自動分析儀(AMICIS)對0～0.3 mm樣品進行研究，通過對總數約120萬顆亮礦物顆粒進行檢測分析，找到了近百顆微粒自然金，粒度均小于5 μm，最小顆粒為0.1 μm。自然金與褐鐵礦、黃鐵礦、石英、白云母等嵌布關系比較密切(見圖1-a))，主要呈微粒分布在褐鐵礦、黃鐵礦和脈石礦物裂隙中(見圖1-b)、c))；另有部分自然金嵌布于黃鐵礦與脈石礦物粒間、毒砂與脈石礦物粒間、脈石礦物粒間；此外，還有部分微粒自然金被包裹在黃鐵礦、褐鐵礦中(見圖1-d))，僅少量被包裹在脈石礦物中。

圖1 自然金嵌布特征

毒砂是礦石中主要的含砷礦物，多呈半自形—自形晶粒狀嵌布在脈石礦物裂隙中(見圖2-a))，這部分毒砂易于與脈石礦物單體解離；部分呈微細粒被包裹在脈石礦物中(見圖2-b))，這部分毒砂較難與脈石礦物單體解離；有時可見毒砂與黃鐵礦共同嵌布(見圖2-c)、d))，部分沿黃鐵礦邊緣交代，少量呈微細粒被包裹在黃鐵礦中。

2 試驗結果與討論

為了開發利用該礦區資源，在礦石工藝礦物學研究的基礎上，結合國內同類型礦山研究、生產經驗，對該礦石采用“原礦浮選—浮選尾礦氰化浸出—金精礦焙燒—焙砂氰化浸出”的工藝技術路線進行試驗研究。

2.1 浮選試驗

2.1.1 磨礦細度

為保證浮選獲得較好的工藝指標，研究磨礦細度[4]對浮選的影響至關重要。磨礦細度-0.074 mm分別占60 %、70 %、80 %、90 %，試驗采用兩次粗選工藝流程。磨礦細度試驗流程見圖3，試驗結果見表7。

圖3 磨礦細度試驗流程

由表7可知：磨礦細度-0.074 mm占比從60 %提高至80 %時，尾礦金品位從1.46 g/t降至1.26 g/t；繼續提高磨礦細度至-0.074 mm占90 %，尾礦金品位降低幅度較小，因此磨礦細度以-0.074 mm占80 %為宜。

表7 磨礦細度試驗結果

2.1.2 pH調整劑

分別選擇碳酸鈉、石灰和硫酸作為pH調整劑，其中碳酸鈉用量分別為500 g/t、1 000 g/t和1 500 g/t，石灰用量分別為200 g/t、500 g/t，硫酸用量分別為1 000 g/t、2 000 g/t和3 000 g/t。pH調整劑試驗流程見圖4，試驗結果見表8。

圖4 pH調整劑試驗流程

由表8可知：添加碳酸鈉、石灰和硫酸調整礦漿pH，都可以提高粗精礦金回收率；添加硫酸時粗精礦金回收率提高幅度最大，隨著硫酸用量的提高，粗精礦金回收率呈增加趨勢。因此，pH調整劑以硫酸為宜，其用量為2 000 g/t，此條件下礦漿pH值為6.3。

表8 pH調整劑試驗結果

2.1.3 硫酸銅用量

硫酸用量2 000 g/t，硫酸銅用量分別為0 g/t、50 g/t、100 g/t和150 g/t，其他試驗條件及流程見圖4，試驗結果見表9。

由表9可知：隨著硫酸銅用量的增加，粗精礦中金、硫和砷的回收率均呈增加趨勢。綜合考慮，硫酸銅用量以100 g/t為宜。

表9 硫酸銅用量試驗結果

2.1.4 捕收劑

硫酸用量2 000 g/t、硫酸銅用量100 g/t，選擇丁基黃藥、丁銨黑藥、異戊基黃藥、Y-89和BK608進行捕收劑種類試驗，其他試驗條件及流程見圖4，試驗結果見表10。

由表10可知：采用丁基黃藥+丁銨黑藥和異戊基黃藥+丁銨黑藥均可獲得相對較高的金回收率，但丁基黃藥價格相對較低，因此粗選捕收劑選擇丁基黃藥+丁銨黑藥。

表10 捕收劑種類試驗結果

2.1.5 起泡劑

硫酸用量2 000 g/t、硫酸銅用量100 g/t、丁基黃藥200 g/t、丁銨黑藥50 g/t，起泡劑選擇2號油和BK204進行對比試驗，其他試驗條件及流程見圖4，試驗結果見表11。

表11 起泡劑種類及用量試驗結果

由表11可知：隨著起泡劑用量的增加，粗精礦產率逐漸增大，金回收率呈增加趨勢。在相同用量條件下，采用起泡劑BK204和2號油獲得的浮選指標相當，但2號油價格相對較低，因此起泡劑選擇2號油，用量32 g/t。

2.1.6 閉路試驗

根據詳細的條件試驗，開展了兩次粗選、兩次精選、兩次掃選的閉路試驗，試驗流程見圖5，試驗結果見表12。

圖5 浮選閉路試驗流程

表12 浮選閉路試驗結果

2.1.7 浮選產品考查

對浮選工藝[5]閉路試驗獲得的金精礦和尾礦進行了主要化學成分分析，結果見表13、表14。

表13 金精礦主要化學成分分析結果

表14 尾礦主要化學成分分析結果

金精礦中金屬礦物主要為黃鐵礦，其次為毒砂，另有少量褐鐵礦、黃銅礦等，粒度分布較不均勻，集中分布在0.05～0.15 mm。脈石礦物主要以與黃鐵礦、毒砂連生的形式存在，部分為單體，粒度一般為0.02～0.10 mm。金精礦中主要礦物嵌布特征見圖6。

圖6 金精礦中主要礦物嵌布特征

對浮選尾礦(-0.074 mm占80 %)中的金進行物相分析，結果見表15。由表15可知：損失在尾礦中的金以裸露金(包括單體金、粒間金和裂隙金)為主，分布率為64.83 %；其次是其他礦物包裹金，分布率為23.45 %；硫化礦物包裹金分布率為11.72 %。

表15 浮選尾礦中金物相分析結果

2.2 氰化浸出試驗

2.2.1 浮選尾礦氰化浸出

對浮選工藝閉路試驗獲得的尾礦進行了氰化浸出探索試驗。試驗條件為：添加石灰(6.5 kg/t)調節礦漿pH值至12.0，氰化鈉用量5.0 kg/t，礦漿濃度33 %，機械攪拌浸出，浸出時間48 h。試驗結果見表16。

由表16可知：浮選尾礦經過氰化浸出，浸渣金品位可降至0.56 g/t，金浸出率為61.38 %，對原礦金回收率為32.38 %。

表16 浮選尾礦氰化浸出探索試驗結果

2.2.2 金精礦焙燒—焙砂氰化浸出

對浮選獲得的金精礦進行了焙燒—焙砂氰化浸出[6]探索試驗。焙燒條件為：兩段焙燒工藝，第一段焙燒溫度450 ℃，焙燒時間60 min；第二段焙燒溫度750 ℃，焙燒時間60 min。氰化浸出試驗條件為：焙砂磨礦細度-0.074 mm占90 %，礦漿濃度33 %，石灰用量2.5 kg/t(pH=12.3)，氰化鈉用量4.0 kg/t，機械攪拌浸出，攪拌轉速600 r/min，浸出時間24 h。試驗結果見表17。

表17 金精礦焙燒—焙砂氰化浸出探索試驗結果

由表17可知：浸渣金品位為2.06 g/t，金浸出率為86.03 %，對原礦金回收率為40.65 %。

2.3 全工藝流程

采用原礦浮選—浮選尾礦氰化浸出—金精礦焙燒—焙砂氰化浸出工藝，金總回收率為73.03 %。原則工藝流程見圖7。

圖7 原則工藝流程

3 結 論

1)某金礦石中有價元素Au品位為2.50 g/t，其中一部分金以0.1～5 μm的可見自然金形式存在，主要分布在褐鐵礦、脈石礦物和黃鐵礦裂隙及粒間；褐鐵礦和脈石礦物中的自然金在浮選硫化礦物過程中易損失在尾礦中，影響金的浮選回收率。此外，礦石中有26.00 %的金以次顯微金的形式嵌布于黃鐵礦和毒砂中，這部分金通過常規氰化法較難浸出，該礦石屬于低品位難處理金礦石。

2)礦石中裸露金分布率為65.20 %，硫化礦物包裹金分布率為26.00 %。金屬礦物主要為黃鐵礦，其次為金紅石，另有少量褐鐵礦、毒砂和菱鐵礦等。脈石礦物主要為石英，其次為絹云母、方解石和白云石，另有少量鉀長石、高嶺石、磷灰石和透輝石等。

3)原礦浮選試驗結果表明：兩次粗選、兩次精選、兩次掃選閉路試驗可以獲得金品位11.91 g/t、金回收率47.25 %的金精礦，尾礦金品位1.45 g/t、金回收率52.75 %。

4)金精礦焙燒—焙砂氰化浸出金浸出率86.03 %，對原礦金回收率為40.65 %；浮選尾礦氰化浸出金浸出率61.38 %，對原礦金回收率為32.38 %。原礦浮選—浮選尾礦氰化浸出—金精礦焙燒—焙砂氰化浸出全工藝流程金總回收率為73.03 %。研究結果為下一步開發利用該金礦資源和同類型資源提供了技術路線。