某含銅金礦石選冶聯合工藝優化試驗研究

徐其紅 叢穎 紀婉穎 林海彬

摘要：某含銅金礦石中金品位3.80 g/t、銅品位0.84 %、S2-品位4.06 %，金嵌布粒度微細，礦石性質復雜。針對該礦石性質，對設計的全硫浮選+尾礦氰化工藝進行了藥劑制度和流程優化。結果表明：通過采用捕收劑丁基黃藥+丁銨黑藥替代丁基黃藥+丁銨黑藥+Z-200，中礦單獨精、掃選拋尾優化流程等，簡化了藥劑制度，降低了藥劑成本，提高了金、銅回收率;工藝優化后金總回收率提高1.03百分點，銅總回收率提高2.56百分點，處理每噸原礦藥劑成本降低4.0元，且顯著減小了銅對浮選尾礦氰化工藝的不利影響，技術經濟效果顯著。

關鍵詞：含銅金礦石;全硫浮選;氰化;選冶聯合;工藝優化

中圖分類號：TD952文獻標志碼：A開放科學（資源服務）標識碼（OSID）：

文章編號：1001-1277（2021）12-0059-05doi：10.11792/hj20211213

引 言

近年來，隨著金礦資源的不斷開發，易處理金礦資源逐漸枯竭，難處理金礦已成為黃金生產的主要來源[1-2]。難處理金礦中含銅金礦是一種非常重要的金礦資源。由于此類礦石中的銅在氰化浸出過程中幾乎全部溶解，易生成一系列非常穩定的絡合物，消耗大量的氰化物和氧，且易在金顆粒表面形成一層鈍化膜，不僅影響金的浸出效果，還增加了工藝生產成本[3-5]。因此，單一的氰化工藝已難以經濟有效地回收此類礦石中的金。為降低礦石中銅的影響，根據銅的回收價值，通常采用選冶聯合工藝實現金、銅的有效回收[6]。

某含銅金礦石設計采用全硫浮選+尾礦氰化工藝回收金、銅，但金、銅回收率低，全硫浮選尾礦中銅含量較高，導致氰化工藝中氰化鈉消耗量大，影響金的浸出，且浸出的銅影響活性炭對金的吸附。因此，本文對設計工藝進行了優化，提高了金、銅回收率，降低了藥劑消耗量，減少了生產成本，對提高企業經濟效益及類似難處理含銅金礦石開發利用價值具有重要的指導意義。

1 礦石性質

某含銅金礦石中金品位3.80 g/t、銅品位0.84 %、S2-品位4.06 %（見表1）。金礦物種類主要為含銀自然金，其次為銀金礦。當磨礦細度-75 μm占90 %時，裸露金占70.10 %，硫化物及砷鐵礦包裹金占21.20 %，碳酸鹽及氧化物包裹金占6.60 %，硅酸鹽及其他礦物包裹金占2.10 %（見表2）。其中，包裹金主要為輝鉍礦、輝碲鉍礦、黃鐵礦、毒砂、砷鐵礦包裹金。裸露金中解離金有59.9 %的粒度小于40 μm，剩余40.1 %的粒度分布在40～100 μm;裸露金中連生金主要與輝鉍礦、自然鉍、輝碲鉍礦等鉍礦物連生。

礦石中銅礦物主要是黃銅礦，少量黝銅礦，當磨礦細度-75 μm占90 %時，銅礦物的單體解離度為61.3 %，富連生體占22.7 %，貧連生體占16.0 %。其中，銅礦物與硫化物（以黃鐵礦為主）連生部分占14.5 %。銅礦物粒度主要分布在0～38 μm，粒度較細。

2 試驗結果與討論

根據礦石性質，裸露金占70.10 %，硫化物及砷鐵礦包裹金占21.20 %。若直接采用氰化工藝，硫化物及砷鐵礦包裹金將難以浸出，影響金的回收，且該礦石含銅高，會對氰化工藝產生一系列不利影響;若采用單一浮選工藝，裸露金中與脈石礦物連生金將難以回收。因此，該礦石中的金、銅適合采用全硫浮選+尾礦氰化工藝進行回收。浮選主要回收解離金、硫化物連生金、硫化物包裹金，且可回收銅，從而消除銅對浮選尾礦氰化的影響。浮選尾礦進一步氰化主要回收裸露金中的連生金。為提高全硫浮選+尾礦氰化工藝金、銅回收率，本文進行了工藝優化研究。

2.1 全硫浮選工藝驗證

根據設計的全硫浮選工藝，進行了閉路試驗，浮選礦漿pH值為8。試驗流程見圖1，試驗結果見表3。

由表3可知：設計的全硫浮選工藝閉路試驗獲得的精礦產率17.63 %，精礦金、銅品位分別為15.91 g/t、4.13 %，金、銅回收率分別為73.78 %、84.67 %。全硫浮選工藝捕收劑種類較為復雜，金、銅回收率較低，且礦泥較多，閉路中礦存在一定量的累積，流程不穩定。鑒于此，進行了工藝優化。

2.2 浮選條件優化

為簡化藥劑制度，提高金、銅回收率，穩定試驗流程，降低生產成本，對藥劑制度及工藝進行了優化。

2.2.1 藥劑制度

2.2.1.1 活化劑

首先進行了活化劑硫酸、硫酸銅、硫酸銨種類對比試驗。試驗流程見圖2，試驗結果見表4。

由表4可知：活化劑硫酸、硫酸銅對提高金回收率無明顯效果，而硫酸銨對金回收有利，精礦金回收率提高2.39百分點。硫酸銨的活化機理是通過改善金上浮載體礦物的可浮性來發揮活化作用的，其在礦漿中可以解離出大量的NH+4，NH+4首先靠靜電作用吸附于黃鐵礦與毒砂的表面，進而與Fe2+絡合加固吸附作用，同時NH+4又能與黃原酸根離子結合，以橋連作用強化捕收劑在黃鐵礦及毒砂表面的吸附，從而提高載體礦物的上浮率[7]。

2.2.1.2 捕收劑

全硫浮選工藝捕收劑種類較多，藥劑制度較為復雜，為簡化藥劑制度，進行了捕收劑丁基黃藥+丁銨黑藥、戊基黃藥+丁銨黑藥與丁基黃藥+丁銨黑藥+Z-200粗選對比試驗。試驗流程見圖3，其中掃選一捕收劑用量為粗選的1/2，掃選二捕收劑用量為粗選的1/4，試驗結果見表5。

由表5可知：捕收劑丁基黃藥+丁銨黑藥、戊基黃藥+丁銨黑藥獲得的粗精礦金回收率比設計工藝采用丁基黃藥+丁銨黑藥+Z-200獲得的精礦金回收率提高2～4百分點，但戊基黃藥+丁銨黑藥獲得的精礦產率較大，金品位較低，而捕收劑丁基黃藥+丁銨黑藥獲得的粗精礦金品位與設計工藝所用捕收劑相當。因此，推薦采用捕收劑丁基黃藥+丁銨黑藥替代設計工藝所用捕收劑丁基黃藥+丁銨黑藥+Z-200，可簡化藥劑制度，降低藥劑成本。

2.2.2 工藝流程優化

由于該礦石中含有較多礦泥，按照現場工藝流程，閉路試驗中礦泥影響較大，中礦累積嚴重，影響浮選指標。礦泥的一系列特殊性質導致浮選速度變慢，選擇性變差，藥劑消耗量大，金回收率降低，浮選指標下降。因此，必須采取一些措施消除和防止礦泥對浮選的影響[8]。在藥劑制度優化試驗的基礎上，對礦泥含量高的中礦采用低礦漿濃度（10 %）進行精、掃選單獨處理，拋出含泥量高的尾礦2，同時增加一段掃選。優化后閉路試驗流程見圖4，試驗結果見表6。

由表6可知：優化后閉路試驗獲得的混合精礦產率為20.69 %，金、銅、砷、硫品位分別為14.31 g/t、3.98 %、5.54 %、19.60 %，回收率分別為76.68 %、87.23 %、93.70 %、95.18 %，尾礦金、銅品位分別為1.14 g/t、0.15 %。優化后工藝相比設計工藝閉路流程更穩定，獲得的混合精礦金、銅品位基本不變，回收率分別提高2.90百分點、2.56百分點，尾礦金、銅品位分別從1.21 g/t、0.16 %降低至1.14 g/t、0.15 %。

2.3 浮選尾礦氰化

對全硫浮選設計流程（優化前）閉路浮選尾礦（樣品1）和全硫浮選優化流程（優化后）閉路浮選尾礦（樣品2）進行了氰化對比試驗。試驗條件：分別稱取2種浮選尾礦100 g，控制礦漿濃度30 %，加入石灰控制pH值10.5～11.0，氰化鈉初始質量濃度為0.5 g/L，浸出4 h、8 h分別監測氰化鈉質量濃度并補加氰化鈉至初始質量濃度，氰化浸出24 h;氰化完成后，將礦漿過濾、洗滌，化驗氰渣金品位。試驗結果見表7。

由表7可知：氰化浸出24 h時，全硫浮選設計流程閉路浮選尾礦金浸出率為71.13 %，優化流程閉路浮選尾礦金浸出率為71.96 %。全硫浮選優化流程與設計流程相比，氰渣金品位從0.35 g/t降低至0.32 g/t，氰化鈉消耗量從1.67 kg/t降低至1.47 kg/t，且優化流程閉路浮選尾礦銅品位較低，可減少銅對浮選尾礦氰化工藝的不利影響。

2.4 技術經濟指標對比

全硫浮選+尾礦氰化工藝優化前后金、銅回收率對比見表8，藥劑成本對比見表9。

由表8、表9可知：全硫浮選+尾礦氰化工藝優化前金總回收率為92.43 %、銅總回收率為84.67 %;優化后金總回收率為93.46 %、銅總回收率為87.23 %。優化后金總回收率提高1.03百分點，銅總回收率提高2.56百分點（因氰化浸出時銅較難回收，所以銅回收率僅考慮浮選回收率），處理每噸原礦藥劑成本降低4.0元。

3 結 論

1）某含銅金礦石中金品位3.80 g/t、銅品位0.84 %、S2-品位4.06 %。礦石中裸露金占70.10 %，硫化物及砷鐵礦包裹金占21.20 %，碳酸鹽及氧化物包裹金占6.60 %，硅酸鹽及其他礦物包裹金占2.10 %。礦石中銅礦物主要是黃銅礦，少量黝銅礦，銅礦物的單體+富連生體占84.0 %，貧連生體占16.0 %。

2）原設計工藝采用全硫浮選+尾礦氰化，通過藥劑制度及流程優化，采用捕收劑丁基黃藥+丁銨黑藥替代丁基黃藥+丁銨黑藥+Z-200，簡化了藥劑制度，降低了藥劑成本;添加硫酸銨及增加一次掃選，可提高浮選金、銅回收率;采用中礦單獨精、掃選拋尾優化浮選流程，可避免礦泥累積問題，流程更穩定，有利于金、銅的回收。優化后閉路試驗獲得的混合精礦產率為20.69 %，金、銅、砷、硫品位分別為14.31 g/t、3.98 %、5.54 %、19.60 %，回收率分別為76.68 %、87.23 %、93.70 %、95.18 %，尾礦金、銅品位分別為1.14 g/t、0.15 %。優化前后浮選精礦金、銅品位基本不變，優化后金、銅回收率分別提高2.90百分點、2.56百分點，浮選尾礦金、銅品位分別從1.21 g/t、0.16 %降低至1.14 g/t、0.15 %。

3）工藝優化后，金總回收率為93.46 %、銅總回收率為87.23 %，相比優化前，金總回收率提高1.03百分點，銅總回收率提高2.56百分點，處理每噸原礦藥劑成本降低4.0元，且顯著減小了銅對浮選尾礦氰化工藝的不利影響，技術經濟效果顯著。

[參 考 文 獻]

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[8] 胡為柏.浮選[M].北京：冶金工業出版社，1989：241-243.

Experimental research on optimization of the metallurgical

process for a copper-containing gold ore

Xu Qihong1，2，Cong Ying1，2，Ji Wanying1，2，Lin Haibin1，2

（1.State Key Laboratory of Comprehensive Utilization of Low-grade Refractory Gold Ores;

2.Xiamen Zijin Mining and Metallurgy Technology Co.，Ltd.）

Abstract：The gold grade of a copper-containing gold ore is 3.80 g/t，the copper grade is 0.84 %，and the S2-grade is 4.06 %.The gold dissemination is microfine.The ore property is complex.Based on the ore property，the designed all-sulfide flotation+tailings cyanidation process has been optimized on its reagent regime and flow.The results show that when butyl xanthate+ammonium dibutyl dithiophosphate is used as collector instead of xanthate+ammonium dibutyl dithiophosphate+Z-200 and the optimized flowsheet of cleaning scavenging tailings removal is carried out for middling alone，the reagent regime is simplified，the reagent cost is reduced and the recovery rates of gold and copper are improved;after the process is optimized，the overall gold recovery rate is increased by 1.03 percentage points，the overall copper recovery rate is increased by 2.56 percentage points，and reagent cost is reduced by 4.0 yuan/t When run-of-mill ores are treated.Besides，there is a significant reduction in the adverse effects of copper on the cyanidation process of flotation tailings.The technical and economic effects of the optimized process are significantly improved.

Keywords：copper-containing gold ore;all-sulfide flotation;cyanidation;combination of beneficiation and metallurgy;process optimization