摘要：隨著易選金礦資源的逐漸匱乏，開發(fā)處理低品位、含硫含砷復(fù)雜金礦的高效工藝尤為關(guān)鍵。針對(duì)秘魯某復(fù)雜金礦進(jìn)行工藝礦物學(xué)分析，并對(duì)全浸和浸出—浮選聯(lián)合工藝的處理效果進(jìn)行了比較。研究結(jié)果顯示：該礦石金品位為6.64 g/t，其中51.9%的金被礦物包裹，主要載金礦物為黃鐵礦和石英。在優(yōu)化工藝條件下，全浸法的Au浸出率可達(dá)74.1%，浸出渣中殘留Au品位為1.72 g/t，說(shuō)明回收效果有待提升。通過(guò)對(duì)浸出渣進(jìn)行浮選處理，閉路試驗(yàn)獲得的金精礦Au品位達(dá)到21.60 g/t，Au回收率為14.47%。采用浸出—浮選聯(lián)合工藝，Au總回收率提高至88.57%，顯示出該工藝在處理復(fù)雜金礦方面的顯著優(yōu)勢(shì)。研究結(jié)果為復(fù)雜金礦的開發(fā)提供了有效的技術(shù)參考。

關(guān)鍵詞：金礦；浸出；浮選；聯(lián)合工藝；黃鐵礦；工藝礦物學(xué)

中圖分類號(hào)：TD9 53文章編號(hào)：1001-1277（2025）01-0095-05

文獻(xiàn)標(biāo)志碼：A doi：10.11792/hj20250115

引言

金作為一種貴金屬，其歷史用途最早可追溯至貨幣領(lǐng)域。隨著對(duì)其物理和化學(xué)屬性的深入認(rèn)識(shí)，金的應(yīng)用范圍已拓展至醫(yī)療、電子設(shè)備及精密儀器等多個(gè)領(lǐng)域[1-3]。在全球范圍內(nèi)，金礦資源的開發(fā)與利用始終是礦業(yè)領(lǐng)域的重要組成部分，對(duì)經(jīng)濟(jì)增長(zhǎng)和工業(yè)發(fā)展具有顯著的推動(dòng)作用。然而，隨著易采、易選及高品位金礦資源的逐漸枯竭，深部難處理金礦的開發(fā)變得日益迫切[4-8]。這些難處理金礦通常伴隨著復(fù)雜的礦物組成、極細(xì)的嵌布粒度和較高含量的有害元素，如砷和碳，給選冶工藝帶來(lái)了前所未有的挑戰(zhàn)[9-11]。為有效應(yīng)對(duì)這些挑戰(zhàn)，工藝礦物學(xué)研究成為了關(guān)鍵環(huán)節(jié)。工藝礦物學(xué)能夠揭示礦石性質(zhì)，指導(dǎo)選礦工藝的優(yōu)化，進(jìn)而提高金的回收率[12-13]。

工藝礦物學(xué)研究旨在深入分析礦石的礦物組成、金及其載體礦物的嵌布粒度和賦存狀態(tài)，以及金與金屬硫化物的關(guān)系，為選礦工藝的確定提供科學(xué)依據(jù)[14-17]。傳統(tǒng)的氰化浸出工藝能夠選擇性地溶解金，但在處理含硫金礦、含砷金礦時(shí)，砷等物質(zhì)會(huì)消耗保護(hù)堿，導(dǎo)致金礦表面形成鈍化膜，并降低溶液pH。此外，脈石礦物中的銅、鉛等金屬也會(huì)增加氰化物的消耗，被脈石礦物包裹的金難以與浸出劑接觸并溶解，通常會(huì)留在浸出渣中[18]。為提高復(fù)雜金礦的回收率，常采用氧化焙燒、高壓氧化、生物氧化和化學(xué)氧化等預(yù)處理方法。盡管這些方法能夠提升金的浸出回收率，但整體成本較高，限制了其在小型黃金礦山的應(yīng)用[19-20]。

本文針對(duì)秘魯某復(fù)雜金礦進(jìn)行全面的工藝礦物學(xué)分析，通過(guò)詳細(xì)研究礦石的化學(xué)成分、礦物組成及嵌布特征，探討不同選別工藝對(duì)金的綜合回收影響，旨在為高效開發(fā)利用此類復(fù)雜金礦提供科學(xué)依據(jù)，并為未來(lái)制定合理的選礦工藝流程提供理論支持。

1原礦工藝礦物學(xué)研究

1.1化學(xué)成分分析

對(duì)經(jīng)過(guò)充分混合的原礦進(jìn)行X射線熒光光譜（XRF）分析，化學(xué)成分分析結(jié)果見(jiàn)表1。由表1可知：該礦石中金品位為6.64 g/t，銀品位為22.4 g/t，含氧化鋁9.21%，含硫1.34%，含有機(jī)碳0.1%。該礦石屬于含硫含碳金礦石，除金、銀外，其他元素的回收價(jià)值較低。

1.2礦物組成

通過(guò)X射線衍射、人工重砂及電子探針?lè)治隽说V石礦物組成及嵌布粒度，結(jié)果見(jiàn)表2。由表2可知：該礦石中存在5類共18種礦物，涵蓋自然元素礦物、硫化物礦物、氧化物-氫氧化物礦物、硅酸鹽礦物和砷酸鹽礦物。其中，氧化物-氫氧化物礦物是礦石的主要成分，相對(duì)含量為72.66%;其次是硅酸鹽礦物，相對(duì)含量為23.78%;硫化物礦物相對(duì)含量為3.56%;金主要以單質(zhì)形式存在，相對(duì)含量為6.64×10-?，其嵌布粒度在0.01～0.2 mm。

1.3金物相分析

對(duì)礦石中的金進(jìn)行物相分析，查明金的賦存狀態(tài)。結(jié)果顯示，金主要以獨(dú)立礦物形式存在，其中，可見(jiàn)金及顯微金占礦石中金的48.1%;包裹或吸附于黃鐵礦、石英、絹云母、高嶺石等礦物中的超次顯微金的分布率為51.9%。

1.4金嵌布特征

在原礦中，金主要載體礦物為黃鐵礦、石英和絹云母，其嵌布粒度極為細(xì)小，主要呈微小顆粒分布，金被包裹在礦物內(nèi)部。黃鐵礦、石英和絹云母的嵌布特征見(jiàn)圖1。由圖1、表2可知：黃鐵礦嵌布粒度為0.004～1.5mm，形態(tài)包括自形、半自形和他形粒狀，以及破碎粒狀；石英嵌布粒度較小，通常在0.004～0.01 mm，呈他形粒狀或齒狀，部分為單體解離的破碎顆粒；而絹云母嵌布粒度一般為0.004～0.02 mm，呈顯微鱗片狀。

2試驗(yàn)結(jié)果與討論

對(duì)原礦進(jìn)行全浸、浸出—浮選聯(lián)合工藝，比較不同工藝條件下金的回收率。

2.1全浸回收金

將磨礦細(xì)度為-0.074 mm占比9 0%的原礦置于燒杯中，通過(guò)調(diào)節(jié)石灰用量，將浸出液pH值穩(wěn)定在10，并設(shè)定礦漿濃度為25%。在此試驗(yàn)條件下，探究浸出時(shí)間、氰化鈉用量，以及助浸劑種類和用量等因素對(duì)金浸出率的影響。試驗(yàn)流程見(jiàn)圖2，試驗(yàn)結(jié)果見(jiàn)圖3。

由圖3-a可知：在浸出劑用量為4 kg/t時(shí)，隨著浸出時(shí)間的延長(zhǎng)，Au浸出率先上升后趨于平穩(wěn)。當(dāng)浸出時(shí)間超過(guò)24 h后，Au浸出率提升幅度較小，因此確定24h為最佳浸出時(shí)間，此時(shí)Au浸出率為74.1%。

由圖3-b可知：在浸出時(shí)間為24 h的條件下，改變氰化鈉的用量，隨著用量的增加，Au浸出率顯著提升，但當(dāng)用量超過(guò)3 kg/t后，Au浸出率提升幅度不再明顯。因此，選擇氰化鈉用量為3 kg/t，此條件下Au浸出率為74.02%。

由圖3-c可知：在相同條件下，當(dāng)過(guò)氧化氫和硝酸鉛2種助浸劑用量均為1.5 kg/t時(shí)，硝酸鉛的助浸效果優(yōu)于過(guò)氧化氫。

由圖3-d可知：當(dāng)以硝酸鉛為助浸劑時(shí)，隨著其用量的增加，Au浸出率變化不大，說(shuō)明硝酸鉛對(duì)提升Au浸出率沒(méi)有明顯效果，因此不建議在浸出過(guò)程中添加助浸劑。

綜上所述，在磨礦細(xì)度為-0.074 mm占比9 0%、浸出液pH=10、礦漿濃度25%、浸出時(shí)間24 h、氰化鈉用量3 kg/t的最佳條件下，該金礦的Au浸出率僅保持在74%左右，這可能是由于黃鐵礦包裹了金，使其無(wú)法與浸出劑反應(yīng)而溶出。因此，后續(xù)考慮采用浸出—浮選工藝回收金。

2.2浸出—浮選聯(lián)合工藝回收金

為回收被硫化礦物包裹的金，采用浮選法從浸出渣中提取剩余的金。通過(guò)一粗一掃工藝流程篩選出最優(yōu)的浮選工藝參數(shù)，并驗(yàn)證不同捕收劑的類型、用量及活化劑硫酸銅用量對(duì)浮選金精礦的影響。

2.2.1捕收劑種類試驗(yàn)

在活化劑硫酸銅用量為300 g/t，起泡劑2號(hào)油用量為30 g/t的條件下，比較丁基黃藥、丁銨黑藥和異戊基黃藥對(duì)金粗精礦Au品位和Au回收率的影響，其中每種藥劑的用量均為（100+50）g/t。試驗(yàn)流程見(jiàn)圖4，試驗(yàn)結(jié)果見(jiàn)表3。

由表3可知：使用丁基黃藥時(shí)，金粗精礦的產(chǎn)率和Au回收率相對(duì)較低，Au品位尚可，但回收效率未能達(dá)到較高水平，說(shuō)明其捕收效果有限。異戊基黃藥的捕收效果最佳，產(chǎn)率和Au回收率均為最高，盡管Au品位略低于丁基黃藥，但其綜合表現(xiàn)更為優(yōu)越，表明該藥劑在黃金提取方面的能力較強(qiáng)。丁銨黑藥作用下的金粗精礦產(chǎn)率和Au回收率屬中等水平，Au品位相對(duì)較高，雖然其回收率略低于異戊基黃藥，但在金粗精礦中的表現(xiàn)依然穩(wěn)定。綜合考慮，選用異戊基黃藥作為捕收劑。

2.2.2捕收劑用量試驗(yàn)

在活化劑硫酸銅用量為300 g/t，起泡劑2號(hào)油用量為30g/t的條件下，研究了捕收劑異戊基黃藥用量對(duì)浮選效果的影響。試驗(yàn)流程見(jiàn)圖4，試驗(yàn)結(jié)果見(jiàn)圖5。

由圖5可知：隨著捕收劑異戊基黃藥用量的增加，金粗精礦中Au回收率逐漸提升，而Au品位則逐漸下降。當(dāng)捕收劑用量超過(guò)100 g/t后，Au回收率提升幅度并不顯著。綜合考慮，粗選時(shí)捕收劑用量以100 g/t為宜，掃選時(shí)用量減半。

2.2.3活化劑用量試驗(yàn)

在捕收劑異戊基黃藥用量為100 g/t、起泡劑2號(hào)油用量為30 g/t的條件下，研究了活化劑硫酸銅用量對(duì)Au品位與Au回收率的影響。試驗(yàn)流程見(jiàn)圖4，試驗(yàn)結(jié)果見(jiàn)圖6。

由圖6可知：隨著硫酸銅用量的增加，金粗精礦的Au回收率逐漸上升，Au品位變化較小。當(dāng)硫酸銅用量達(dá)到400 g/t時(shí)，獲得了最佳的Au回收率和Au品位。因此，粗選時(shí)硫酸銅用量為400 g/t，掃選時(shí)用量減半。

2.3浸出—浮選聯(lián)合工藝閉路試驗(yàn)

根據(jù)上述最佳工藝條件，進(jìn)行了浸出—浮選聯(lián)合工藝閉路試驗(yàn)。試驗(yàn)流程見(jiàn)圖7，試驗(yàn)結(jié)果見(jiàn)表4。由表4可知：閉路試驗(yàn)獲得的金精礦Au品位和Au回收率分別為21.60 g/t和14.47%，而尾礦Au品位為0.79 g/t，說(shuō)明金的提取回收得到了進(jìn)一步的提升。經(jīng)計(jì)算，Au浸出率為74.1%，浮選得到的金精礦Au回收率為14.47%，因此理論上該礦石的Au總回收率可達(dá)88.57%。

3結(jié)論

1）本研究針對(duì)秘魯某復(fù)雜金礦進(jìn)行了系統(tǒng)的工藝礦物學(xué)分析，結(jié)果表明：原礦金品位為6.64 g/t，其中51.9%的金被礦物包裹，主要賦存于黃鐵礦和石英等礦物中。

2）在全浸出工藝條件下，當(dāng)磨礦細(xì)度-0.074 mm占比90%、浸出時(shí)間24 h、氰化鈉用量3 kg/t時(shí)，金浸出率達(dá)74.1%，但浸出渣中殘留Au品位1.72 g/t，表明回收效果尚需進(jìn)一步提升。

3）采用浸出—浮選聯(lián)合工藝，異戊基黃藥用量100 g/t、活化劑硫酸銅用量4 0 0 g/t，浮選效果最佳。在閉路試驗(yàn)中，金精礦的Au品位達(dá)到21.60 g/t，Au回收率為14.47%，聯(lián)合工藝的Au總回收率可高達(dá)88.57%，顯示出該方法在處理復(fù)雜金礦中的有效性。

4）綜合來(lái)看，浸出—浮選聯(lián)合工藝在處理低品位、含硫含砷復(fù)雜金礦方面具有顯著的優(yōu)勢(shì)，值得進(jìn)一步推廣與應(yīng)用。

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Process mineralogy and beneficiation process study of a complex gold ore in Peru

Liu Chaoxing'，Hu Zewei2，He Dong3，Song Qiang2，Xie Xian2

（1.Yunnan Diqing Nonferrous Metals Co.，Ltd.;

2.Faculty of Land Resources Engineering，Kunming University of Science and Technology;

3.Yunnan Hualian Zincamp;Indium Co.，Ltd.）

Abstract：As easily processed gold ore resources become increasingly scarce，developing efficient processes for low-grade，sulfur-and arsenic-bearing complex gold ores is critical.This study focuses on the process mineralogy of a complex gold ore in Peru and compares the treatment effects of total leaching and a combined leaching-flotation process.Results show that the gold grade of the ore is 6.64g/t，with 51.9%of the gold encapsulated in minerals，primarily hosted by pyrite and quartz.Under optimized conditions，the gold leaching rate via full eyanidation reached 74.1%，with a residual gold grade of 1.72 g/t in the leach residue，indicating room for recovery improvement.By subjecting the leach residue to flotation，closed-circuit tests achieved a gold concentrate grade of 21.60g/t and a gold recovery of 14.47%.The combined leaching-flotation process increased the total gold recovery to 88.57%，demonstrating significant advantages for processing complex gold ores.These findings provide an effective technical reference for future complex gold ore development.

Keywords：gold ore;leaching;flotation;combined process;pyrite;process mineralogy