项目背景
该矿床属于典型的多金属硫化物型金矿，金主要以微细粒包裹体形式存在于黄铁矿（占硫矿物85%）和毒砂（As₂S₂，占15%）中，部分金呈游离态赋存于脉石裂隙中。客户面临以下核心问题：
- 金回收率低：传统氰化浸出工艺因砷矿物干扰，浸出率仅65%；
- 砷抑制困难：毒砂与黄铁矿可浮性相近，精矿含砷超标（As＞0.5%），影响后续冶炼；
- 细粒金损失大：-38μm粒级金占总量的40%，传统浮选回收率不足50%。
矿石特性分析
| 成分 | Au（g/t） | As（%） | S（%） | Fe（%） | SiO₂（%） |
| 含量 | 2.1 | 0.8 | 12.5 | 18.3 | 45.2 |
| 金赋存状态 | 黄铁矿包裹体（60%） | 毒砂主要成分 | 黄铁矿主要成分 | 脉石胶结物 | 脉石主要成分 |
工艺流程设计
针对矿石特性，采用“阶段磨矿—砷黄铁矿分离—金优先浮选—细粒金载体回收”联合工艺，核心流程如下：
两段闭路磨矿与分级
- 一段采用颚式破碎机+圆锥破碎机，破碎至-15mm；
- 二段球磨机与水力旋流器构成闭路，控制磨矿细度-0.074mm占75%，确保金矿物充分解离；
- 通过高频细筛分离出-38μm细泥（产率20%），单独处理以减少对主流程的干扰。
砷黄铁矿分离预处理
- 氧化焙烧：对磨矿产品进行低温焙烧（450℃，30分钟），使毒砂表面生成亲水性的FeAsO₄，降低其可浮性；
- 磁选除铁：采用弱磁选（0.1T）预先回收部分磁性铁矿物（Fe品位52%），减少后续浮选药剂消耗。
金优先浮选
- 调浆：添加石灰（pH=10.5）和硝酸铅（150g/t）活化黄铁矿中的金；
- 抑制剂：采用组合抑制剂（石灰:亚硫酸钠=2:1，总用量1000g/t）抑制毒砂；
- 捕收剂：使用丁基黄药（80g/t）+ 乙硫氮（40g/t）混合捕收剂，提高金的选择性回收；
- 起泡剂：添加2号油（25g/t），经一粗两精两扫流程获得金粗精矿（Au品位8.5g/t，回收率78.2%）。
细粒金载体回收
- 对-38μm细泥采用“载体浮选”技术：
- 添加5%粗粒黄铁矿（粒度0.1~0.5mm）作为载体；
- 使用柴油（200g/t）作为疏水剂，使细粒金附着于载体表面；
- 通过浮选回收载体-金复合体，最终细粒金回收率提升至65%。
精矿合并与冶炼
- 合并金粗精矿与细粒金载体精矿，经浓缩过滤后得到最终金精矿（Au品位12.3g/t，回收率85.6%）；
- 精矿含砷量降至0.3%，符合冶炼厂入炉标准（As＜0.5%）。
技术创新点
低温焙烧-磁选预处理
- 通过450℃低温焙烧选择性氧化毒砂，配合弱磁选提前分离铁矿物，减少后续浮选药剂用量30%。
载体浮选技术
- 利用粗粒黄铁矿作为载体回收微细粒金，解决传统浮选对-38μm金回收率低的问题。
组合抑制剂开发
- 石灰与亚硫酸钠协同作用，在pH=10.5条件下实现毒砂高效抑制，同时减少对黄铁矿的抑制。
资源综合利用
- 尾矿经氰化浸出回收残留金（浸出率12%），最终总回收率达92.3%；
- 磁选尾矿用于生产建筑砂，实现无废排放。
实施效果
经济效益： • 年增收黄金约120kg（按当前金价计算超5000万元）； • 药剂成本降低25%，电耗降低18%。
指标显著提升： • 金总回收率从传统工艺的65%提升至85.6%； • 精矿含砷量从1.2%降至0.3%，满足冶炼要求；
