关于伊山金矿含砷含泥金银矿石的选矿工艺研究

关于伊山金矿含砷含泥金银矿石的选矿工艺研究

【摘要】该矿石为含砷含泥高的难选金银矿石。金主要赋存于铁氧化物和铁砷矾中，金颗粒较细小，仅个别在10微米以上，大多金颗粒粒度在5微米以下。ag含量相对较高，主要以硫化银的矿物形式存在，经过多种试验方案的比较，最终推荐浮选—尾矿氰化浸出的联合工艺流程是最适宜的。

关键词：微粒金；银含量高；含砷含泥金银矿石

中图分类号：o741+.2 文献标识码：a 文章编号：

矿石性质

该矿石中金属矿物含量较高，约占矿物总量的33%，其中硫化物仅有约2%，金属氧化物占31%左右，其中又以铁氧化物为主（约30%）。含砷高，大多砷是以砷氧盐的矿物形式存在，包括铁砷矾（7.35%），偶可见钾、硫的参与，黄钾铁矾（6.1%）中砷元素含量不等，部分则形成砷钾铁帆，砷含量14.74%。

矿石中约67%的金为独立的自然金，34%的金较分散，且多以微细金存在，如包裹于硅酸盐、碳酸盐、氧化铁、硫化物和砷化物中的金。从检测到的金矿物的粒度看，样品中金颗粒较细小，仅个别在10微米以上，大多金颗粒粒度在5微米以下。

ag含量相对较高，主要以硫化银的矿物形式存在，少量以含银黝铜矿的矿物形式存在，微量为氯银矿和银金矿的矿物形式存在。ag 粒度分布范围较广，在0.05微米~13微米之间，多呈微粒状分布于其它矿物的裂隙、微裂隙和微孔中。主要矿物成分的相对含量列入

表1，原矿多元素分析结果列入表2。

从矿物组成看，该样品含砷较高，但其作为阴离子单独成砷矿物的较少，样品中仅有毒砂、铅砷矾、及微量铅的硫砷化物，约占1%；大多砷是以砷氧盐的矿物形式存在，包括铁砷矾（7.35%），其元素组成中含有不等量的钙离子，偶可见钾、硫的参与，黄钾铁矾（6.1%）中砷元素含量不等，部分作为杂质元素存在，含量不超过10%，部分则形成砷钾铁帆，砷含量在20%左右。以土状集合体存在的铁氧化物和锰铁氧化物中也可检测到砷元素的存在，一般不超过10%。

综合而言，该矿属于氧化程度较深的表外氧化矿，且金属氧化物含量较高，按选矿技术角度分析，应适宜进行氰化浸出工艺提取有价金银。但部分金呈微细粒存在且包裹于硅酸盐、碳酸盐、氧化铁、硫化物和砷化物中，此种矿物含金类型采用氰化浸出作业效果不佳。而且有价元素银基本以硫化银的形式存在，故需进行多种工艺试验研究，探寻获得优良指标的最佳方案。

2、各种选矿工艺流程试验及其指标

为了寻求该矿石的最适宜选矿工艺流程和最佳技术经济指标，进行下列四种选矿工艺流程试验，其试验结果如下：

1、原矿尼尔森重选，au回收率7.5%，

2、原矿全泥氰化，au回收率69.98%，20%,

3、原矿浮选，au回收率45.54%，ag回收率43.15%,

4、原矿浮选+浮选尾矿氰化，au回收率83.30%，ag回收率75.47%。由以上数据可知，根据工艺矿物学研究结果可知，该矿石氧化程度较高，主要以金属氧化物及铁氧化物为主，而且含砷高达14.47%，属难选氧化矿石。

（1）采用全泥氰化浸出工艺，当氰化钠浓度为3/万时，浸出率为69.98%，说明该矿样采用氰化浸出工艺有一定的适用性，但技术指标总体而言并不理想。

（2）通过各种条件试验可知，采用-0.074mm占90.98%的磨矿细度条件，添加碳酸钠为调整剂、硅酸钠为抑制剂，硫酸铜为活化剂，丁基黄药与丁胺黑药以2:1组合添加方式捕收，经过两粗两精的浮选作业，可获得精矿品位39.5g/t，回收率45.54%的试验指标。（3）总体来说，单一浮选工艺指标较低，这与该矿石性质氧化程度高且细粒嵌布包裹的特点有关。

根据前三种方案的结果可知，其中采用全泥氰化指标最佳，但是仍有近30%的金，40%的银未得到回收。浮选工艺亦可获得品质合格的浮选精矿。

根据黄金选矿的生产实际与试验结果，确定采用优先浮选，浮选尾矿氰化浸出的联合工艺方案进行试验研究，认为该矿石用原矿浮选+浮选尾矿氰化工艺流程是最适宜的，该流程不仅在技术上可行，而且在经济上也是合理的。

3、原矿浮选+浮选尾矿氰化工艺流程试验

由于原矿中含砷高达14.74%，造成浮选精矿砷含量严重超标，这

势必会影响浮选金精矿的销售，而且浮选药剂也会对后续的氰化浸出造成影响，为了尽量减少不必要的损失，在联合流程中对浮选药剂的用量做了调整，减少捕收剂用量，适当降低浮选精矿产率，使金银的回收率侧重于氰化浸出作业段。为了便于氰化浸出，浮选尾矿加入3倍清水洗涤，氰化浸出作业液固比为2:1。

原矿浮选+浮选尾矿氰化联合工艺试验流程、条件（见图1）及试验指标如下。

1、原矿浮选闭路试验结果：

1、第一组：

（1）精矿产率3.25%，au品位41.54 g/t、au回收率36.29%，（2）尾矿产率96.75%，au品位2.45 g/t、au回收率63.71%，（3）原矿产率100.00%，au品位3.72 g/t、au回收率100.00%，2、第二组：

（1）精矿产率3.18%，au品位41.98 g/t、au回收率34.02%，（2）尾矿产率96.82%，au品位2.66 g/t、au回收率65.92%，（3）原矿产率100.00%，au品位3.91 g/t、au回收率100.00%。

3、第三组：

（1）精矿产率3.22%，au品位42.12 g/t、au回收率34.43%，（2）尾矿产率96.78%，au品位2.68 g/t、au回收率65.57%，（3）原矿产率100.00%，au品位3.9 g/t 5、au回收率100.00%。

4、加权平均：

（1）精矿产率3.22%，au品位41.93 g/t、au回收率34.97%，

（2）尾矿产率96.78%，au品位2.59 g/t、au回收率65.03%，（3）原矿产率100.00%，au品位3.86 g/t、au回收率100.00%。

2、闭路后浮选尾矿浸出结果如下：

1、浮选精矿：产率3.22%,品位au41.93 g/t、ag1128 g/t，回收率au34.97%、ag43.15%。

2、贵液：品位au0.93 g/t、ag1360 g/t，回收率au48.33%、ag32.32%。

3、尾渣：产率96.78%,品位au0.67 g/t、ag21.33 g/t，回收率au16.70%、ag24.53%。

4、原矿：产率100%,品位au3.86 g/t、ag84.17 g/t，回收率

au100.00%、ag100.00%。

联合工艺流程图1

由以上图表中可知，联合工艺流程在-0.074mm占90.98%磨矿细度条件下，优先采用浮选作业，经过两粗两精流程获得浮选精矿，浮选尾矿采用氰化浸出作业回收，最终推荐浮选—尾矿氰化浸出的联合余金银。

获得的试验指标如下：

浮选—浮选精矿金品位41.93g/t,回收率34.97%。银品位

1128g/t，回收率43.15%，精矿含砷38.91%。

氰化浸出—浮选尾矿浸出24h后，尾渣含金0.67g/t，含银

21.33g/t,金作业浸出率78.46%，银作业浸出率62.26%。

金（浮选+浸出）总回收率83.30%，银总回收率75.47%。