摘要：青海某金矿含金3.58 g/t，含砷0.47%，含碳0.80%，属含砷含碳难处理复杂金矿，直接氰化金浸出率仅为37.15%。工艺矿物学研究表明，矿石中主要金属矿物为黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂，主要脉石矿物为石英和白云母，主要金矿物为自然金，其次为方锑金矿和银金矿。金主要呈微细粒包裹体的形式嵌布于毒砂、斜方砷铁矿等载体矿物及两者颗粒间隙中。经选冶工艺探索比较，最终选定浮选一尾矿氰化浸出工艺，为工业应用设计提供了依据。关键词：含砷金矿;工艺矿物学;选矿工艺中图分类号：TD913;TD953 文献标识码：A 文章编号：2095-1744(201 1)04-0028-03 随着我国经济的发展，科技的进步，加之高品位、易选冶矿产资源的逐渐枯竭，难处理金矿资源越来越受到关注[1-41。在我国滇、新、陕、青、黔、甘、桂、川等省区分布着众多的含砷含碳难处理金矿。试验用矿石来自青海某金矿，是典型的难处理金矿。研究原矿的工艺矿物学性质，分析影响金氰化浸出的因素，为流程选择提供理论依据，并结合企业实际，进行选冶工艺探索试验，比较“磨矿一氰化浸出一尾渣浮选”、“浮选一磨矿一尾渣浸出”、“磨矿一浮选一尾矿浸出” 等方案，为工业应用设计提供依据。 1原矿工艺矿物学性质 1.1原矿化学成分该金矿多元素化学分析结果如表1所示。 1.2主要矿物及其嵌布特征矿样中金属矿物的含量相对较少，主要有黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂、斜方砷铁矿。脉石矿物主要为石英和白云母，其次为绿泥石、长石、方解石。矿样中矿物组成及相对含量如表2所示。表1金矿多元素化学分析 M 成分Au+ Ag’ S C Pb A1203 CaO 含量 3.58 3.20 1.86 0.80 O.085 15.65 2.90 成分 MgO K20 Fe Cu Zn As Si02 含量 1.89 3.73 3.80 0.019 0.065 O.47 58.16 ’Au和Ag单位为∥t· 为了更好地了解矿样中金属矿物的嵌布粒度，对黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂和斜方砷铁矿的嵌布粒度进行系统的测定，结果见表3。表2矿样中矿物组成及相对含量/% 28工程技术Engineering Technology 万方数据表3矿样中主要金属矿物的嵌布牲度 ，%表3表明，矿样中黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂和斜方砷铁矿的粒度均以中细粒嵌布为主，其中黄铁矿 +o.074lm粒级占69.34%，磁黄铁矿+o.074mm粒级占47.15%，毒砂和斜方砷铁矿+0.074mm粒级占 63.97%。在.0 010 rflm粒级中黄铁矿占3.81%，磁黄铁矿占4.32%，毒砂和斜方砷铁矿占5 32%。 1.3金的嵌布粒度矿样中金矿物的嵌布形态主要为粒状，这部分金矿物占总金矿物的76.53%，有23.47%的金矿物以脉状形式嵌布，细脉长径最长接近30|Inl，细脉最窄为0.41 mI。
显微镜下可见的金矿物粒度系统统计结果为粒度范围在1—5，5-10，10～15，15'-'20，20--30/.an的占有率分别为34.48%，29.72%，14.39%，13 69%，7.74%。矿样中显微镜可见金全部以微细粒嵌布，其中嵌布粒径10-30 IIm金矿物占35.90%，嵌布粒度10 IIm以下占 64.10%。扫描电镜分析显示，矿样中还有部分微细粒金矿物以包裹体的形式嵌布于毒砂和斜方砷铁矿中，这部分金矿物嵌布粒度更细，—般小于1 I|m，最细可见0.01 fJm。 1.4金矿物与其载体矿物的关系金矿物与矿样中毒砂、斜方砷铁矿的嵌布关系紧密，见图1和图2。脉状嵌布于斜方砷铁矿颗粒间隙中，还可见方锑金矿以包裹体形式嵌布于斜方砷铁矿中。金矿物在毒砂中包裹体、毒砂和斜方砷铁矿颗粒间隙、斜方砷铁矿中包裹体中的分布率分别为66.21%，20.61%，13.17%。可见矿样中显微镜可见金矿物与毒砂的嵌布关系最为紧密，有66.21%的金矿物以包裹体的形式嵌布于毒砂中，金矿物其次是嵌布于毒砂与斜方砷铁矿的颗粒间隙中，这部分金矿物占矿样中总金矿物的20.61%，以包裹体形式嵌布于斜方砷铁矿中的金矿物占总金矿物的13.17%。为了查清金、砷、硫的分配关系，对磨矿细度.0.074 mm 72 88%下的产品进行了筛分和分析，结果见表4。从表4可以看出，该矿样中金和硫、砷有很好的同步性，各粒级中金的分布率和硫、砷的分布率很接近。图l 自然金呈包体形式嵌布于毒砂中(反光) ，’. 1 /。围2斜方砷铁矿和毒砂的嵌布关系衰4盒、砷、硫在4).074ram72.88%磨矿细度产品中的分布率 R级/ram鬻翁瓣蕺辫熟翰 +0150 4 89 l 55 2.40 058 1.39 016 1 53 -0150+0074 22 23 1 8 12 68 1 23 13.38 0 23 9 97 -0074+0048 26 23 3 03 2519 2 87 36 84 0.61 31 20 -0 048 46 65 4 04 5973 212 48 39 0 63 57 30 合计 100.0 1000 1000 100 0 矿样中金矿物均以微、细粒包裹体的形式嵌布于毒砂、斜方砷铁矿等载体矿物及两者颗粒间隙中，所以浮选金精矿中金的回收主要取决于对原矿中毒砂和斜方砷铁矿的浮选回收。矿样中硫化物以及硫砷化物、砷化物的含量较{氐，且嵌布粒度都不粗，尤其是与金嵌布关系紧密的毒砂及斜方砷铁矿，以_0010mm粒级嵌布的毒砂和斜方砷铁矿含量都很高，这部分毒砂和斜方砷铁矿在磨矿过程中难以充分单体解离，容易以与脉石矿物组成连生体的形式损失于尾矿中，是影响浮选回收率的主要因素之一阿。有色金属工程2011年第4期 29 万方数据 2选矿工艺试验结果 2.1原矿直接氰化浸出将磨矿细度-0.074 inlTl 80%时的原矿进行氰化浸出，浸出结果见表7，氰化浸出条件为.液固比为l：l，用 CaO调整矿浆DH值到lo~ll，搅拌浸出4 h后，添加氰化钠，用量为3.0 kg/t，氰化浸出48 h，碳浆浓度20 g/L。当原矿含金3.58卧时，浸出渣含金2.25 g/t，金浸出率37.15%。
2.2选矿流程对比结合矿样性质，在各因素的条件试验的基础上，各 图3一次粗选、两次扫选、三次精选闭路试验流程流程对比结果如表5所示。 3结论表5选矿流程对比试验结果 指标蕊 一粗二扫三精一尾氰化一氰渣一粗二矿氰化 扫三精总回收率最高的流程为原矿一次粗选、两次扫选、三次精选一浮选尾矿氰化流程，金的总回收率为94.68%，但此流程中需要三段磨矿。在同样两段磨矿的前提下，原矿(-o.074 nlm占80%1一次粗选、一次扫选、三次精选一浮选尾矿氰化流程金的回收率最高，金回收率为 92.22%，但此流程中金精矿品位较低，为30.83卧。原矿(.0.074 m/n占80%)一次粗选、两次扫选、三次精选一浮选尾矿氰化流程，在两段磨矿的前提下，金的总回收率为91.97%，比其他流程中最高的金回收率只相差0.25%，但浮选金精矿品位较高，为37.49趴。结合企业目前运行的氰化浸出生产线，推荐工艺为原矿细磨至.0.074 tnln占80%，一次粗选、两次扫选、三次精选一尾矿氰化流程。浮选流程见图3。 1)该金矿含金3.58趴，含砷O.47%，含碳0.80%，属典型的含砷含碳难处理复杂金矿，直接氰化金浸出率仅为37.15%。 2)通过显微镜观察可见矿样中金全部以微细粒嵌布。扫描电镜分析显示，矿样中还有部分微细粒金矿物以包体的形式嵌布于毒砂和斜方砷铁矿中，嵌布粒度更细，一般小于1肛m，最细可见0.01眦l。 31矿样中金矿物与毒砂、斜方砷铁矿的嵌布关系紧密，而在较细粒级卜0.010 mm)中毒砂和斜方砷铁矿占 5.32%。这部分毒砂和斜方砷铁矿在磨矿过程中难以充分单体解离，是影响浮选回收率的主要因素之一。 41经选矿流程对比，推荐流程为：原矿细磨为.0.074 tnlTl占80%，一次粗选、两次扫选、三次精选，尾矿氰化浸出的总回收率为91.97%。
参考文献【1】王云.难选金矿自洁焙烧预氧化实践[J】.有色金属(冶炼部分)，2001(6)：32.36.【2】Schmitz P A，Duyvesteyn S，Johnson WP，et a1.Adsorption of aurocyanide complexes onto carbonaceous matter from pregrobbing Goldstrike ore【J】.Hydrometallmgy,2001，61：121- 135.【3】Amankwah R KYen WT’Ramsay J A.A two—stage bacterial pretreatment process for double refractory gold ores【J】. Minerals Engineering，2005，18：103—108.【4】刘大学，郭持皓，王云，等.青海滩涧山焙烧氰化尾渣回收金银田.有色金属(冶炼部分)，201 1(8)：32.35. [5】高振敏，杨竹森，李红阳，等.黄铁矿载
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