为了考查矿区矿石的选冶性能，武警黄金第十二支队2001年3月委托中国地质科学院成都矿产综合利用研究所对安坝矿段305＃脉矿石选冶性能进行了研究，并提交了《阳山金矿带安坝矿段金矿石选冶试验研究》报告。同年4月，中国黄金总公司、长春黄金设计院、兰州有色冶金设计研究院、甘肃省黄金管理局、武警黄金指挥部和武警黄金第十二支队共同规划、编制了《甘肃文县阳山矿区勘查开发技术方案》，对阳山矿区矿石进行了加工选冶性能的初步研究。2005年7月对311＃脉群进行了选冶试验研究，2006年11月对360＃脉群和305＃脉群金矿石进行了选冶试验对比研究。
5.2.1 采样及加工流程
5.2.1.1 采样
根据《金属非金属矿产地质普查勘探采样规定及办法》中所要求的矿石加工试验样品采集方法，并结合矿区的矿石类型和矿石品级的分布规律，成都矿产综合利用研究所及武警黄金第十二支队的专业技术人员一起进行现场调查，确定了采样位置与采样方法。
2001年采集了安坝矿段305＃脉矿石样品，采样点布置在1 921m标高YM001坑道的3个穿脉坑道内（CM01,CM03,CM04），共布置7个采样点，采样方法为剥层法。所采样品按矿石类型和品级分别装袋后，及时送到成都矿产综合利用研究所进行配样加工。
2005年采集了安坝矿段311＃脉矿石样品，采样点布置在安坝矿段PD112坑道的沿脉YM112和穿脉CM15,CM17中。其中CM15分2个采样点，CM17分3个采样点，YM112分4个采样点采集，合并成一个样，共采6个单样合计500kg。
2006年采集了安坝矿段360＃脉矿石样品，并和305＃脉矿石进行了对比研究。样品从钻孔矿心中采集，共取11件样品，其中ZK1740取样3件、ZK0632取样2件、ZK1432取样2件、ZK0124采样2件、ZK0932和ZK1332各1件，每件样品重100～200 g。
5.2.1.2 样品加工
样品经过粉碎加工、均匀混合、缩分后分别进行了化学分析和选矿实验等，样品具体的加工流程详见图5.1。
表5.1 阳山矿带资源量总表
续表
图5.1 样品加工流程图
5.2.1.3 样品组合
305＃脉矿石试验样品的组合按采样长度比例和样品金品位分析结果进行了配矿。样品组合情况见表5.2，组合的试验样品重100kg，金品位为5.94×10-6，与305＃脉金矿体平均品位接近，代表性较好，可以满足试验的需要。
表5.2 阳山金矿305＃脉矿石试验样品组合表
5.2.2 305＃脉群选矿试验
5.2.2.1 常规氰化浸出试验
由于矿石中金矿物嵌布粒度细微，所以将试验样品进行了反复研磨，使粒度在－200目以下者达99%。对组合样和1-1采样点、2采样点、3-1采样点的样品同时进行了直接氰化浸出试验，由于矿石中的砷、锑对金的氰化浸出影响较大，浸出率极低（表5.3）。
表5.3 直接全泥氰化浸出试验结果表
5.2.2.2 常规浮选试验
试验条件：磨矿细度 －200目占75.4% 一次粗选
药剂浓度 Na2CO3 2.5kg/t
丁基黄药 130 g/t
丁铵黑药 100 g/t
2＃油 30 g/t
第一次浮选试验，原矿→磨矿→粗选→扫选，最后粗精产率为21.35%，品位达到22.30×10-6，尾矿品位为0.83×10-6，扫精品位4.03×10-6。
第二次浮选试验是在第一次的基础上，对药剂制度做了适当调整，去掉了扫选作业，强化了捕金效果。粗精产率为18.81%，品位为26.74×10-6，尾矿品位为0.62×10-6，金回收率达90.96%。试验结果见表5.4
表5.4 浮选试验结果表
由于原矿含砷为0.79%，精矿含砷为2%左右，这种产品冶炼厂无法接受，因此单一浮选工艺不适于处理本矿区矿石。
5.2.2.3 焙烧－氰化浸出试验
此次采用了不同温度下的多段焙烧试验，焙烧能使部分载金矿物氧化分解，金浸出率也有大幅度的提高。但由于载金矿物种类多，对焙烧氧化分解的温度要求不相同，因此，金浸出率始终在60%～64%之间波动。
5.2.2.4 水化学氧化－氰化浸出试验
此次选择氢氧化钠做砷、锑矿物的氧化剂，用常温和加热碱性水化学氧化方法进行了预处理，然后氰化浸出。虽适当加热有利于加快氧化反应，但金浸出率最高仅为74.24%。
5.2.2.5 加热水化学氧化－非氰化催化浸出试验
由于矿区处于甘肃省南部，属长江上游地区，因此此次选用硫代硫酸盐体系作为试验的非氰浸金试剂，加入催化剂强化浸金能力，通过不同温度和预处理时间进行试验，结果表明，预处理70℃，时间24 h，是比较适宜的条件，金浸出率可达91.41%。铜置换试验表明铜粉能从非氰浸金液中有效地回收金，置换率达97.66%。
5.2.2.6 加压浸出试验
试验在酸性条件下进行，采用硫酸、盐酸和硝酸3种酸分别调节矿浆的pH值，加入不同的组合试剂，在100～120℃、氧压0.3～0.4MPa条件下浸出6 h，金浸出率达93.14%。
5.2.3 311＃脉群矿石选冶试验
通过对311＃脉群矿石的原矿光谱分析、多项分析、矿物成分、矿石结构构造、矿石类型、主要矿石矿物特征和金的赋存状态分析，浮选试验研究，金精矿提金试验研究，得出了以下结论：
1）安坝矿段311＃脉群的矿石金含量为4.84×10-6，其他金属含量很低，均无回收利用价值。矿石中含有0.51%的砷和0.84%的碳（其中含C有机0.54%），较高的砷、碳含量对常规氰化浸出会产生严重影响，因此该矿石属于含砷、碳的难处理金矿石。
2）矿石中金矿物以自然金为主，其中部分为超显微金。自然金粒度较细，一般为0.1～0.6mm，最小达0.05mm，主要赋存在褐铁矿和粘土矿物中，自然金成色为952.4～967.9。超显微金以晶隙状态赋存于黄铁矿和毒砂的晶格中。黄铁矿和毒砂粒度均较细，尤其是第一期黄铁矿粒径多小于0.01mm，第一期毒砂粒径为0.02～0.05mm，经电子探针分析这些微细的黄铁矿和毒砂均含金。
3）由于原矿石中含较高的砷和碳，矿石不能直接采用常规的氰化浸出回收金，必须采用特殊的预处理工艺。因此，本次试验研究对矿石采用了浮选富集—酸性氧化预处理—氰化浸出的工艺技术路线，较好地解决了矿石中金的回收技术问题。
4）通过浮选方法可获得产率为10.21%的金精矿，金精矿含金46.52×10-6，选矿回收率为96.53%，金精矿仍含砷和碳，分别为5.25%和1.70%（C有机0.75%）。
5）通过试验研究，这种金精矿在70℃常压下，采用酸性氧化预处理－氰化浸出工艺，金浸出率可达到95%以上。
5.2.4 360＃脉群与305＃脉群矿石对比研究
由于360＃脉群埋藏深，属盲矿体，目前只有钻探工程控制，不具备采集选冶试验样品的条件。为了解其矿石的化学成分、矿物组成以及金矿物的赋存状态，大致查明其矿石的选冶性能，在控制360＃脉群的6个钻孔中采集矿石样品，进行了物质组分查定，并与305＃脉群矿石进行了对比研究。
5.2.4.1 矿石主要化学成分对比
305＃和360＃脉群矿石主要化学成分对比见表5.5。从表5.5中可见，360＃脉主要氧化物SiO2,CaO及TFe含量略高于305＃脉，而MgO,Al2O3,Ti O2含量相差不大。360＃脉微量元素Sb含量较低，与矿石中辉锑矿分布不均匀有关。两脉群矿石氧化物及微量元素含量总体较为相似。
表5.5 305＃和360＃脉群矿石主要化学成分对比表
5.2.4.2 矿石主要矿物组成对比
305＃和360＃脉群矿石主要矿物成分对比见表5.6。从表5.6中可见，除305＃脉含有一定量辉锑矿，360＃脉中辉锑矿较少外，其余主要矿物组成基本一致。
表5.6 305＃和360＃脉群矿石主要矿物成分对比表
5.2.4.3 金赋存状态对比
305＃脉金矿物以自然金为主，主要赋存在毒砂、黄铁矿和粘土矿物中，以包裹体金为主，占镜下统计数的85.46%。在重砂和薄片镜下观察均未见到金矿物，在浮选精矿磨制的光片中见到的金矿物粒度细微，最大颗粒仅5～6μm，大部分为2～3μm或更小。
360＃脉钻孔块样磨制的光片在镜下未见到金矿物，采用电子探针和电镜扫描均未见到金矿物。为此，初步判断360＃脉矿石中的金主要以极微细的包裹体或以类质同象形式赋存在黄铁矿和毒砂中。
5.2.4.4 对比研究结果
从以上3个主要性质的对比可以说明，360＃脉与305＃脉的金矿石主要矿物组成和主要化学成分基本一致。唯一不同的是305＃脉金矿石中含有一定量的辉锑矿，而360＃脉金矿石辉锑矿的含量很少，化学成分分析结果也印证了这一点，但360＃脉的辉锑矿含量低对金的浸出反而有利。
尽管360＃脉矿石中的金赋存状态判断主要为晶格级金，而305＃脉矿石的金以包裹体金为主，但从选冶工艺角度看，均属于难处理金矿石，其实质基本一致。因此，对于360＃脉金矿可采用与305＃脉金矿石相同的流程，即采用浮选富集—湿法浸出能有效地回收金。以305＃脉矿石选矿试验工艺流程为依据，预估360＃脉金矿石：浮选回收率可达到90%以上，金湿法浸出率可达到90%以上，总回收率在80%左右。
5.2.5 矿石选矿工艺选择
通过对比分析，初步判断360＃脉群矿石矿物组成、结构构造、金的赋存状态与305＃和311＃脉群基本相似，因此可考虑采用相同的工艺处理360＃,305＃,311＃脉群矿石。
根据矿区已有的资料和现场调查研究，并参考类似矿山生产实践，对氧化矿石可采用碎磨自（半）磨＋球磨工艺—全泥炭浸选别工艺—解吸电解回收工艺。
对原生矿石，破碎流程选用三段一闭路碎矿工艺，碎矿产品粒度为0～12mm。
磨矿流程借鉴陕西煎茶岭金矿，采用一段闭路磨矿加水力旋流器分级构成闭路，磨矿细度为－200目占75%。关键要进行球磨机和水力旋流器选型试验。
选别流程采用浮选（一粗二扫一精）—精矿再处理工艺。
因2005年对安坝矿段311＃脉和阳山矿段13＃脉矿石采用浮选—酸性氧化预处理（常压、70℃下）—氰化浸出回收金的工艺技术路线进行选矿试验研究时，精矿金浸出率可达95%，较好地解决了矿石中金的回收技术问题，所以对安坝矿段305＃和360＃矿脉精矿的再处理也可采用该工艺。另外，也可参考甘肃省舟曲县坪定金矿的选矿试验研究结果。该矿自然金主要呈显微细粒状独立金矿物分布于黄铁矿裂隙和晶隙中，精矿中砷的平均含量为6.62%，有机碳的含量达到1%，也属难选冶矿石。吉林冶金研究所对该矿做了浮选精矿加压加热氧化氰化试验，金浸出率达到86.18%。
此次研究推荐选冶工艺流程如图5.2所示。
图5.2 阳山金矿选冶工艺流程图
5.2.6 矿石工业利用性能评价
阳山金矿矿石金矿物粒度极细，大部分金矿物在3μm以下，以微细包裹体金为主，原矿含有害元素砷较高，305＃脉群为0.79%,360＃脉群为0.46%，属难选冶矿石。通过以上几种工艺的试验对比，加热水化学氧化－非氰浸出和加压浸出取得较好的指标，金浸出率都达到90%以上，但是这种新工艺目前还没有工业生产实践，生产条件要求苛刻，成本也比较高，因此在进行大规模工业生产时尚需进行大量的试验研究和进一步技术经济论证。
而浮选试验中精矿产率为18.81%，浮选回收率较高，达90.96%，虽然精矿金品位低、含砷高，但通过对311＃脉和13＃脉矿石的选矿试验研究，采用了浮选—酸性氧化预处理（常压、70℃下）—氰化浸出回收金的工艺，精矿金浸出率可达95%以上，因此矿石的选冶综合回收率可以达到86.41%（311＃脉群选冶综合回收率也达到91.70%）。另外对精矿的再处理可继续作为下一步扩大试验、半工业试验研究的重点。因此采用浮选—酸性氧化预处理—氰化浸出回收金的工艺，可以达到较好的经济指标。