鄧元良，明平田 ，王廣偉，葉江,

（1. 青海省第六地質勘查院，青海 格爾木 816000；2. 都蘭金輝礦業(yè)有限公司，青海省金礦資源開發(fā)工程技術研究中心，青海 都蘭 816100）

我國金礦資源豐富，隨著金礦資源的不斷開發(fā)利用，高品位，易選冶金礦資源越來越少，而低品位、難選冶金礦資源不斷增加，成為金礦資源開發(fā)的主要加工對象[1]。難選冶金礦石約占探明金資源量的30% ～40%[2-4]。由于難選冶金礦石金的嵌布粒度微細，大多包裹在黃鐵礦、毒砂、斜方砷鐵礦、磁黃鐵礦、黃銅礦、方鉛礦和閃鋅礦等硫化礦物中。采用浸出工藝金的回收率較低，采用浮選工藝回收金的優(yōu)勢明顯，通過浮選可將金及其載體礦物富集到金精礦中，然后對金精礦進行氧化處理，脫除硫、砷、有機碳等有害元素，破壞硫化礦物包裹金的晶格，使其單體裸露，為后續(xù)氰化浸出創(chuàng)造條件，金精礦預氧化- 氰化提金工藝能夠有效提高難選冶金礦金的回收率[5-7]。金精礦氧化預處理比較成熟的工藝有焙燒法、生物氧化法和熱壓氧化法。一些金精礦焙燒氧化—氰化浸出尾礦中含有一定量可回收利用的金、銀、鐵等有價元素，但由于微細粒金呈包裹體的形式賦存在硅酸鹽、赤鐵礦等礦物中，導致選礦藥劑難以與金作用，回收利用的難度很大，尤其是哪些微細粒- 超微細粒金包裹在硅酸鹽礦物中，該類尾礦中的金回收利用難度更大。近年來，很多科技工作們開展了焙燒氰化尾礦有價元素的綜合利用研究，如磁化焙燒法回收鐵[8]、磁化焙燒法氰化回收金[9]、高溫氯化焙燒法回收金[10]、尾礦細磨回收金[11]、強酸預浸回收鐵- 氰化（硫脲）回收金[12-13]、強堿脫硅氰化回收金[14]等，取得大量的研究成果。但這些方法大多處于實驗室或半工業(yè)試驗階段，由于受到成本等各方面因素限制，工程化應用的不多[15]。

某大型金礦床礦石性質屬高砷、高硫、高碳和金嵌布粒度微細的難處理金礦石。原礦中貴金屬礦物以含銀自然金為主，自然金次之，少量及微量的金銀礦、硫銻銅銀礦和含銀輝砷鎳礦。金屬礦物含量為8.78%，主要為黃鐵礦，其次為毒砂，微量的閃鋅礦、黃銅礦、斜方砷鐵礦、方鉛礦、磁鐵礦、赤鐵礦、褐鐵礦、錫石、銅藍、斑銅礦、鈷毒砂、含鎳鈷毒砂、含砷黃鐵礦、輝砷鎳礦、磁黃鐵礦、自然鉍等。脈石礦物主要石英和絹云母，其次為長石、白云石、石墨、非均質碳、磷灰石、綠泥石等。金的嵌布形式為裂隙金和包裹金，以前者為主。裂隙金分布于黃鐵礦與脈石礦物粒間。包裹金呈不規(guī)則粒狀包裹于黃鐵礦或石英等礦物中，粒度以小于10 μm 為主。選冶工藝采用浮選和金精礦焙燒氧化-CIL 氰化浸出工藝，浸出尾礦金品位為3 ～ 4 g/t。為了查明該金精礦焙燒預氧化- 氰化浸出工藝中金流失的形式及原因，對該尾礦進行工藝礦物學研究，旨在為該金礦選冶工藝的優(yōu)化提供依據。

1 浸出尾礦礦石成分

1.1 化學分析

浸出尾礦ICP 多元素分析結果見表1。

由表1 可見，該浸出尾礦中金、銀、鐵品位較高，具有回收價值。

1.2 礦物成分分析

采用X 衍射分析儀分析礦物的含量，并結合電子顯微鏡和化學分析結果，該浸出尾礦中礦物相對含量見表2，X 衍射分析結果見圖1。

由表2 可見，礦石中主要的金屬礦物為赤鐵礦，其次是黃鐵礦和毒砂，含有少量的黃銅礦。脈石礦物主要為石英，其次為伊利石和石膏，含有少量的白云石和鎂硬綠泥石。

2 浸出尾礦主要硫化礦物嵌布特征

表2 浸出尾礦礦物相對含量分析結果 /%Table 2 Analysis results of relative mineral content of leaching tailings

該浸出尾礦外觀呈紅褐色，絕大多數硫化礦物被焙燒氧化，呈不規(guī)則粒狀分布。鏡下可見少量單體解離的黃鐵礦、毒砂和黃銅礦，見圖2。

圖1 浸出尾礦X 射線衍射儀圖譜Fig .1 X-ray diffraction pattern of leaching tailings

圖2 浸出尾礦中單體解離的黃鐵礦、毒砂、黃銅礦Fig .2 Pyrite and arsenopyrite and chalcopyrite grains separated in leaching tailings

其次是與石英、白云石的連生體。黃鐵礦粒度為20 ～ 50 μm，毒砂粒度為30 μm，黃銅礦粒度為20 μm。

3 浸出尾礦金的特征

3.1 金的嵌布粒度及賦存狀態(tài)

電子顯微鏡下可見金的嵌布粒度極其微細，一般小于10 μm。微細粒金以包裹金為主，主要包裹在石英、赤鐵礦中，其次是赤鐵礦、黃鐵礦和黃銅礦的連生體，見圖3。

圖3 浸出尾礦中的包裹金和連生體金Fig .3 Enclosed gold and interlocked gold in leaching tailings

對鏡下可見金進行統(tǒng)計分析， 包裹金占73.40%，連生體金占26.60%。石英包裹金的粒度為4 ～ 8.9 μm，含量為57.34%，赤鐵礦包裹金的粒度為2 ～ 3 μm，含量為16.06%。連生體金的粒度為3 ～ 7.6 μm。結合工藝礦物學研究結果，采用常規(guī)的浸出工藝，預計該尾礦中金的最高浸出率約為26%。

3.2 粒級篩析

為了考察金在尾礦中各粒級的分布情況，對浸出尾礦進行粒級篩析，結果見表3。

表3 浸出尾礦粒級篩析結果Table 3 Results of granularity analysis of leaching tailings

由表3 可見，金在各粒級均有不同程度的分布，隨著粒度的減小，金品位逐步降低。在38 μm以上粒級金品位相對較高，分布率為27.68%，尤其是+106 μm 粒級金的品位高達13.7 g/t，由于產率較低，金分布率僅為5.11%。該尾礦-74 μm 95.98%，金分布率達90.50%，-38 μm 84.50%，金分布率為72.32%，金主要分布在-74 μm。

4 結果與討論

4.1 金精礦焙燒氧化工藝存在問題分析

難處理金精礦焙燒氧化的目的是氧化硫化礦物，脫除對氰化有害的硫、砷和有機碳，使硫化礦物包裹金單體裸露，從而提高金的浸出率。從焙砂浸出尾礦中可見單體解離的黃鐵礦、毒砂、黃銅礦以及黃鐵礦、黃銅礦的連生體金，說明金精礦焙燒氧化工藝中存在硫化礦物氧化不充分的問題，在一定程度上會影響到金的浸出率，應加強金精礦硫化礦物氧化率的控制，盡可能地提高硫化礦物的氧化率，有利于降低后續(xù)氰化鈉的用量和提高金的浸出率。

4.2 氰化浸出工藝存在問題分析

尾礦中流失的金主要以石英和赤鐵礦包裹金為主，占73.4%，其嵌布粒度為2 ～ 9 μm，從選礦角度上分析，無論是浮選還是浸出工藝，這部分金在現有細度的條件下都難以有效回收。浸出尾礦粒級篩析結果表明，-74 μm 95.98%，金分布率為90.50%，+38 μm 粒級金品位較高，金分布率為27.68%，提高磨礦細度，有利于提高金的單體解離度和浸出率，但提高磨礦細度后，能耗和金屬材料消耗增加，浸出尾礦固液分離可能會存在一定的困難。先后嘗試對該浸出尾礦進行直接浸出和細磨浸出（-38 μm 100%），采用金蟬（pH 值11，用量3 kg/t）和硫脲（pH ＜1.69，用量4 kg/t）CIL 提金，浸出固體濃度為35%，浸出時間為24 h，金的浸出率分別為16.40%、16.17%。礦石細磨，采用硫脲提金，金的浸出率達到23.60%，相比較直接浸出，金的浸出率提高了7.43%。由此可見，該焙砂氰化浸出工藝中存在磨礦細度不夠的問題，適當提高磨礦細度，有利于提高金的浸出率。

4.3 浸出尾礦有價元素的綜合利用討論

浸出尾礦中鐵的含量為26.5%，而焙燒工藝中的含硫煙氣制硫酸，可進行硫酸酸浸氰化解毒后的尾礦，生產硫酸亞鐵或硫酸鐵副產品[16]。酸浸尾礦可以去除鐵、銅、鉛、鋅和等賤金屬，使赤鐵礦包裹金單體解離，并且可降低尾礦產量，提高金的品位，再對浸鐵尾礦進行細磨，使石英包裹金單體解離，提高浸出尾礦中有價元素的綜合利用水平。推薦考慮采用焙砂細磨- 硫酸浸鐵- 氰化提金工藝，利用金精礦焙燒產生的硫酸浸取焙砂中的鐵，生產鐵的化工產品，并可降低焙砂的產率，消除焙砂中鐵等賤金屬對氰化提金工藝的干擾，以達到降低氰化鈉的消耗和提高金浸出率的目的。

5 結 論

（1）該尾礦有價元素為金、銀、鐵，其中金品位為3.98 g/t，銀品位為35.3 g/t，鐵含量為26.5%，有害元素砷、硫含量較高。貴金屬礦物微量，金屬礦物主要為赤鐵礦，其次為黃鐵礦和毒砂，含有少量的黃銅礦。脈石礦物主要為石英，其次為伊利石和石膏，含有少量的白云石和鎂硬綠泥石。金精礦中少量的硫化礦物焙燒氧化不充分，會影響后續(xù)浸出工藝氰化鈉的用量和金的浸出率。

（2）尾礦中金的嵌布粒度微細，為-10 μm。金主要賦存在石英和赤鐵礦中， 占總金量的73.40%，其次是連生體金，主要賦存在黃鐵礦、赤鐵礦邊緣以及黃銅礦中，占總金量的26.60%。焙砂磨礦細度不夠，包裹金和連生體金未得到充分單體解離，提高磨礦細度并延長浸出時間，金的浸出率達到23.60%。