某金精矿焙烧氧化- 氰化尾矿工艺矿物学研究

邓元良，明平田 ，王广伟，叶江,

（1. 青海省第六地质勘查院，青海 格尔木 816000；2. 都兰金辉矿业有限公司，青海省金矿资源开发工程技术研究中心，青海 都兰 816100）

我国金矿资源丰富，随着金矿资源的不断开发利用，高品位，易选冶金矿资源越来越少，而低品位、难选冶金矿资源不断增加，成为金矿资源开发的主要加工对象[1]。难选冶金矿石约占探明金资源量的30% ～40%[2-4]。由于难选冶金矿石金的嵌布粒度微细，大多包裹在黄铁矿、毒砂、斜方砷铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、方铅矿和闪锌矿等硫化矿物中。采用浸出工艺金的回收率较低，采用浮选工艺回收金的优势明显，通过浮选可将金及其载体矿物富集到金精矿中，然后对金精矿进行氧化处理，脱除硫、砷、有机碳等有害元素，破坏硫化矿物包裹金的晶格，使其单体裸露，为后续氰化浸出创造条件，金精矿预氧化- 氰化提金工艺能够有效提高难选冶金矿金的回收率[5-7]。金精矿氧化预处理比较成熟的工艺有焙烧法、生物氧化法和热压氧化法。一些金精矿焙烧氧化—氰化浸出尾矿中含有一定量可回收利用的金、银、铁等有价元素，但由于微细粒金呈包裹体的形式赋存在硅酸盐、赤铁矿等矿物中，导致选矿药剂难以与金作用，回收利用的难度很大，尤其是哪些微细粒- 超微细粒金包裹在硅酸盐矿物中，该类尾矿中的金回收利用难度更大。近年来，很多科技工作们开展了焙烧氰化尾矿有价元素的综合利用研究，如磁化焙烧法回收铁[8]、磁化焙烧法氰化回收金[9]、高温氯化焙烧法回收金[10]、尾矿细磨回收金[11]、强酸预浸回收铁- 氰化（硫脲）回收金[12-13]、强碱脱硅氰化回收金[14]等，取得大量的研究成果。但这些方法大多处于实验室或半工业试验阶段，由于受到成本等各方面因素限制，工程化应用的不多[15]。

某大型金矿床矿石性质属高砷、高硫、高碳和金嵌布粒度微细的难处理金矿石。原矿中贵金属矿物以含银自然金为主，自然金次之，少量及微量的金银矿、硫锑铜银矿和含银辉砷镍矿。金属矿物含量为8.78%，主要为黄铁矿，其次为毒砂，微量的闪锌矿、黄铜矿、斜方砷铁矿、方铅矿、磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿、锡石、铜蓝、斑铜矿、钴毒砂、含镍钴毒砂、含砷黄铁矿、辉砷镍矿、磁黄铁矿、自然铋等。脉石矿物主要石英和绢云母，其次为长石、白云石、石墨、非均质碳、磷灰石、绿泥石等。金的嵌布形式为裂隙金和包裹金，以前者为主。裂隙金分布于黄铁矿与脉石矿物粒间。包裹金呈不规则粒状包裹于黄铁矿或石英等矿物中，粒度以小于10 μm 为主。选冶工艺采用浮选和金精矿焙烧氧化-CIL 氰化浸出工艺，浸出尾矿金品位为3 ～ 4 g/t。为了查明该金精矿焙烧预氧化- 氰化浸出工艺中金流失的形式及原因，对该尾矿进行工艺矿物学研究，旨在为该金矿选冶工艺的优化提供依据。

1 浸出尾矿矿石成分

1.1 化学分析

浸出尾矿ICP 多元素分析结果见表1。

由表1 可见，该浸出尾矿中金、银、铁品位较高，具有回收价值。

1.2 矿物成分分析

采用X 衍射分析仪分析矿物的含量，并结合电子显微镜和化学分析结果，该浸出尾矿中矿物相对含量见表2，X 衍射分析结果见图1。

由表2 可见，矿石中主要的金属矿物为赤铁矿，其次是黄铁矿和毒砂，含有少量的黄铜矿。脉石矿物主要为石英，其次为伊利石和石膏，含有少量的白云石和镁硬绿泥石。

2 浸出尾矿主要硫化矿物嵌布特征

表2 浸出尾矿矿物相对含量分析结果 /%Table 2 Analysis results of relative mineral content of leaching tailings

该浸出尾矿外观呈红褐色，绝大多数硫化矿物被焙烧氧化，呈不规则粒状分布。镜下可见少量单体解离的黄铁矿、毒砂和黄铜矿，见图2。

图1 浸出尾矿X 射线衍射仪图谱Fig .1 X-ray diffraction pattern of leaching tailings

图2 浸出尾矿中单体解离的黄铁矿、毒砂、黄铜矿Fig .2 Pyrite and arsenopyrite and chalcopyrite grains separated in leaching tailings

其次是与石英、白云石的连生体。黄铁矿粒度为20 ～ 50 μm，毒砂粒度为30 μm，黄铜矿粒度为20 μm。

3 浸出尾矿金的特征

3.1 金的嵌布粒度及赋存状态

电子显微镜下可见金的嵌布粒度极其微细，一般小于10 μm。微细粒金以包裹金为主，主要包裹在石英、赤铁矿中，其次是赤铁矿、黄铁矿和黄铜矿的连生体，见图3。

图3 浸出尾矿中的包裹金和连生体金Fig .3 Enclosed gold and interlocked gold in leaching tailings

对镜下可见金进行统计分析， 包裹金占73.40%，连生体金占26.60%。石英包裹金的粒度为4 ～ 8.9 μm，含量为57.34%，赤铁矿包裹金的粒度为2 ～ 3 μm，含量为16.06%。连生体金的粒度为3 ～ 7.6 μm。结合工艺矿物学研究结果，采用常规的浸出工艺，预计该尾矿中金的最高浸出率约为26%。

3.2 粒级筛析

为了考察金在尾矿中各粒级的分布情况，对浸出尾矿进行粒级筛析，结果见表3。

表3 浸出尾矿粒级筛析结果Table 3 Results of granularity analysis of leaching tailings

由表3 可见，金在各粒级均有不同程度的分布，随着粒度的减小，金品位逐步降低。在38 μm以上粒级金品位相对较高，分布率为27.68%，尤其是+106 μm 粒级金的品位高达13.7 g/t，由于产率较低，金分布率仅为5.11%。该尾矿-74 μm 95.98%，金分布率达90.50%，-38 μm 84.50%，金分布率为72.32%，金主要分布在-74 μm。

4 结果与讨论

4.1 金精矿焙烧氧化工艺存在问题分析

难处理金精矿焙烧氧化的目的是氧化硫化矿物，脱除对氰化有害的硫、砷和有机碳，使硫化矿物包裹金单体裸露，从而提高金的浸出率。从焙砂浸出尾矿中可见单体解离的黄铁矿、毒砂、黄铜矿以及黄铁矿、黄铜矿的连生体金，说明金精矿焙烧氧化工艺中存在硫化矿物氧化不充分的问题，在一定程度上会影响到金的浸出率，应加强金精矿硫化矿物氧化率的控制，尽可能地提高硫化矿物的氧化率，有利于降低后续氰化钠的用量和提高金的浸出率。

4.2 氰化浸出工艺存在问题分析

尾矿中流失的金主要以石英和赤铁矿包裹金为主，占73.4%，其嵌布粒度为2 ～ 9 μm，从选矿角度上分析，无论是浮选还是浸出工艺，这部分金在现有细度的条件下都难以有效回收。浸出尾矿粒级筛析结果表明，-74 μm 95.98%，金分布率为90.50%，+38 μm 粒级金品位较高，金分布率为27.68%，提高磨矿细度，有利于提高金的单体解离度和浸出率，但提高磨矿细度后，能耗和金属材料消耗增加，浸出尾矿固液分离可能会存在一定的困难。先后尝试对该浸出尾矿进行直接浸出和细磨浸出（-38 μm 100%），采用金蝉（pH 值11，用量3 kg/t）和硫脲（pH ＜1.69，用量4 kg/t）CIL 提金，浸出固体浓度为35%，浸出时间为24 h，金的浸出率分别为16.40%、16.17%。矿石细磨，采用硫脲提金，金的浸出率达到23.60%，相比较直接浸出，金的浸出率提高了7.43%。由此可见，该焙砂氰化浸出工艺中存在磨矿细度不够的问题，适当提高磨矿细度，有利于提高金的浸出率。

4.3 浸出尾矿有价元素的综合利用讨论

浸出尾矿中铁的含量为26.5%，而焙烧工艺中的含硫烟气制硫酸，可进行硫酸酸浸氰化解毒后的尾矿，生产硫酸亚铁或硫酸铁副产品[16]。酸浸尾矿可以去除铁、铜、铅、锌和等贱金属，使赤铁矿包裹金单体解离，并且可降低尾矿产量，提高金的品位，再对浸铁尾矿进行细磨，使石英包裹金单体解离，提高浸出尾矿中有价元素的综合利用水平。推荐考虑采用焙砂细磨- 硫酸浸铁- 氰化提金工艺，利用金精矿焙烧产生的硫酸浸取焙砂中的铁，生产铁的化工产品，并可降低焙砂的产率，消除焙砂中铁等贱金属对氰化提金工艺的干扰，以达到降低氰化钠的消耗和提高金浸出率的目的。

5 结 论

（1）该尾矿有价元素为金、银、铁，其中金品位为3.98 g/t，银品位为35.3 g/t，铁含量为26.5%，有害元素砷、硫含量较高。贵金属矿物微量，金属矿物主要为赤铁矿，其次为黄铁矿和毒砂，含有少量的黄铜矿。脉石矿物主要为石英，其次为伊利石和石膏，含有少量的白云石和镁硬绿泥石。金精矿中少量的硫化矿物焙烧氧化不充分，会影响后续浸出工艺氰化钠的用量和金的浸出率。

（2）尾矿中金的嵌布粒度微细，为-10 μm。金主要赋存在石英和赤铁矿中， 占总金量的73.40%，其次是连生体金，主要赋存在黄铁矿、赤铁矿边缘以及黄铜矿中，占总金量的26.60%。焙砂磨矿细度不够，包裹金和连生体金未得到充分单体解离，提高磨矿细度并延长浸出时间，金的浸出率达到23.60%。