某
金矿属于金属硫化物矿床，矿石组成不甚复杂。金属矿物主要有自然金、黄
铁矿、毒砂以及少量
铜、
铅、
锌等金属硫化物，可供回收的金属只有金。金的主要载体矿物为黄
铁矿、毒砂和
石英。金矿物的嵌布粒度较细，且多以裂隙金和晶隙金的形式存在，金与载体矿物以及毒砂与黄铁矿的共生关系极为密切。因此，浮选实现金
砷分离难度较大。通过多种
抑制剂的选择和组合试验，利用阶段选别、阶段抑制的
选矿工艺流程，使金精矿含砷下降为0.27%，砷的脱除率达到92.68%，达到了金精矿含砷小于0.4%的质量要求。金精矿品位82.30g/t，金回收率87.01%。
一、矿石性质 （一）矿石的物质组成及嵌布特征 原矿石中的物质组成并不复杂，金属矿物主要有黄铁矿、毒砂、黄铜矿和自然金以及少量铅锌等金属的硫化物；脉石矿物主要为
石英，其次为绢
云母、碳酸盐类矿物以及绿泥石、斜
长石、
透闪石等。原矿多元素化学分析及主要矿物嵌布粒度测定结果分别见表1和表2。 表1 原矿石多元素化学分析结果 %
| 元素 | Au | Ag | As | Cu | Pb | Zn |
| 含量 | 7.50 | 8.00 | 0.27 | 0.071 | 0.054 | 0.059 |
| 元素 | Fe | S | SiO2 | Al2O3 | CaO | MgO | LOS |
| 含量 | 0.67 | 2.33 | 69.36 | 11.54 | 3.93 | 1.12 | 7.73 |
| | | | | | | | | | | | |
注：Au 、Ag含量单位为g/t。 表2 主要矿物的嵌布粒度分布
| 粒级/mm | 含量/% |
| 黄铁矿 | 毒砂 | 石英 |
| ＋0.5－0.5＋0.1－0.1＋0.074－0.074＋0.056－0.056＋0.037－0.037合计 | 23.6439.9715.829.626.424.53100.00 | 21.4531.4221.1913.346.685.83100.00 | 12.9428.8517.3725.569.046.24100.00 |
金属矿物多以浸染状和团块状赋存于矿石中，金属矿物间的共生关系密切。黄铁矿常交代毒砂并呈连晶产出，黄铁矿被自然金、黄铜矿、闪锌矿、方铅矿等沿裂隙充填和交代溶蚀的现象也很明显。毒砂除与黄铁矿共生关系密切外，其与自 然金、闪锌矿、黄铜矿等金属硫化物亦紧密伴生产出。因此，提高磨矿细度使毒砂与其连生的矿物充分解离，是降低金精矿中砷品位的前提。 （二）金矿物的赋存状态 矿石中的金矿物主要有两种，即自然金和
银金矿，其中自然金占94%以上。金矿物大部分产于其它矿物的晶隙或裂隙中，被包裹的金矿物含量较少，其颗粒多呈现粒状，板片状或细脉状。金矿物与金属矿物共生关系密切，约40%的金矿物赋存于黄铁矿中，毒砂和石英中的金矿物分别占冲量的10%和25%，黄铁矿、毒砂和石英为金矿物的主要载体。其它金矿物则赋存于闪锌矿、黄铜矿、方铅矿等矿物中或金属矿物与脉石矿物的间隙中。金矿物的嵌布粒度较细，其在各粒级中的分布见表3。 表3 金矿物的嵌布粒度
| 粒级/mm | ＋0.037 | －0.037 | －0.01 | －0.005 | －0.001 |
| ＋0.01 | ＋0.005 | ＋0.001 |
| 分布率/% | 21.75 | 42.45 | 24.08 | 9.62 | 2.10 |
二、选矿试验 通过对矿石性质的研究可知，金矿物和金属硫化物，尤其是和黄铁矿、毒砂、共生关系密切，毒砂既是金矿物的主要载体矿物，也是造成金精矿含砷高的重要因素。因此，提高磨矿细度，使毒矿、黄铁放与金矿物单体解离，是实现金砷分离的前提。研究表明，金矿物的可浮性优于黄铁矿和毒砂，选择适宜的
捕收剂和抑制剂，强化对含砷矿物的抑制，增加金矿物的单独浮游几率，是浮金降砷的研究重点。 （一）矿物可浮性试验 首先利用图1的选别流程对矿石的可浮性进行了试验，试验结果见表4。
图1 矿物可选性试验流程 表4 矿物可浮性试验结果
| 产品名称 | 产率 | As品位 | S品位 | As回收率 | S回收率 |
| 部分 | 累积 | 部分 | 累积 | 部分 | 累积 | 部分 | 累积 | 部分 | 累积 |
| 精矿中矿1中矿2中矿3中矿4尾矿原矿 | 0.460.901.323.221.8892.22100.00 | 0.461.362.685.907.78100.00 | 0.811.702.243.481.910.0850.27 | 0.811.401.812.722.530.27 | 19.8736.6033.8429.3112.570.212.24 | 19.8730.9432.3730.7026.322.24 | 1.365.5710.7540.7613.0528.51100.00 | 1.366.9317.6858.4371.49100.00 | 4.0814.7019.9342.1110.548.64100.00 | 4.0818.7838.7180.8291.36100.00 |
从表4可知，毒砂具有良好的可浮性，其在精矿中的含量随捕收剂用量的增加迅速提高，这也说明用丁基黄药做捕收剂实现金精矿降砷比较困难。应选择对毒砂捕收力弱而对金矿物具有较强选择性捕收作用的药剂，如丁铵黑药等。 （二）毒砂抑制剂的选择 除了通过提高磨矿细度来提高金砷矿物的单体解离度外，确定合理的抑制剂种类和用量，是降低金精矿中砷品位的重要环节。（1）石灰是毒砂的常用抑制剂。试验发现，粗选作业石灰用量增加，粗选精矿中砷品位明显下降，当石灰用量为3000g/t时，粗精矿中砷品位降低至0.35%，砷回收率仅为13.29%。（2）氰化物也是砷矿物的有效抑制剂。适当的氰化物用量可以提高降砷效果。少量添加氰化物可以使金精矿含砷降到0.30%以下，但因为氰化物对金及硫化矿具有很强的抑制作用，其对金精矿产率有很大的影响。因此，氰化物用量不宜超过10g/t。（3）亚硫酸氢钠对改善金砷分选效果也有一定的作用，在粗选作业中加入1000g/t的亚硫酸氢钠，金粗精矿中的砷品位比不加下降0.01个百分点，减少砷回收率2.53个百分点，金回收率未受影响，而金品位提高了8.75g/t。试验证明，石灰、亚硫酸氢钠和少量氰化物的组合对抑制毒砂具有较明显的效果。 （三）
选矿工艺流程的确定 石灰、亚硫酸氢钠和氰化物虽然可以有效抑制毒砂，但这3种药剂同样对金矿物有强烈的抑制作用。若在粗选中就对含砷矿物采用较强烈的抑制，则会对金精矿的产率和回收率产生较大影响。因此，在制定选别工艺流程时，既要利用自然金可浮性好的优势，又要利用合理的药剂制度扩大金砷矿物的可浮性差异，使金矿物得以充分回收。通过试验最终确定了如图2的
选矿试验工艺流程，试验结果见表5。利用该流程可以有效实现金砷矿物的分离，获得了金精矿金品位82.30g/t、金回收率87.01%、砷品位0.27%、砷的抑制率达到92.68%的较好指标。 表5 选矿试验结果
| 产品名称 | 产率/% | 品位/% | 回收率/% |
| Au | As | S | Au | As | S |
| 精 矿尾 矿原 矿 | 8.0191.99100.00 | 82.301.077.58 | 0.270.300.30 | 2.811.962.03 | 87.0112.99100.00 | 7.3292.68100.00 | 11.1088.90100.00 |
图2 选矿试验工艺流程
三、结论 （一）试验用矿石属于石英脉型贫硫化物金矿石，有用矿物为自然金，主要有害矿物为毒砂。矿石中金矿物与黄铁矿、毒砂、石英共生关系密切，毒砂与黄铁矿等金属硫化物亦密切共生。毒砂既是金的主要载体矿物，又是造成金精矿含砷高的重要因素。 （二）选择合理的抑制剂和选别工艺流程，充分利用金与毒砂等矿物的可浮性差异，是实现金砷分离的关键。试验中采用石灰、亚硫酸氢钠和少量氰化物作为毒砂的抑制剂，并采用阶段抑制、阶段选别的工艺流程，使金精矿含砷达到0.27%，砷的抑制率达到92.68%。但抑制剂的用量范围应严格控制，否则难以保证既能获得含砷低于0.4%的金精矿，又能获得较高的金回收率。 （三）矿石中含有一定量的云母类矿物，在浮选中虽然其具有易泥化、危害浮选过程的特点，但是由于云母的存在，可以稳定浮选矿化泡沫层，并可成为金的浮选载体。在金矿物的主要载体黄铁矿和毒砂被充分抑制的条件下，自然金单独浮游和依靠新的载体浮游是可能的，试验获得的金精矿中含有较多的云母类矿物也说明了这一点。
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