柬埔寨某高硫金銅礦石選礦試驗研究

胡俊 陳曉波 孫文祥 劉建文

摘要：柬埔寨某礦石屬于高硫金銅礦石，根據礦石性質，確定采用銅浮選—金氰化浸出工藝流程回收礦石中的有價元素銅、金，在最佳試驗條件下，獲得了較好試驗指標：銅精礦銅品位22.22 %、銅回收率72.23 %，金品位97.72 g/t、金回收率50.30 %;氰化浸渣金品位0.91 g/t，對原礦金浸出率41.00 %，金總回收率91.30 %。

關鍵詞：金銅礦石;高硫;浮選;氰化;調整劑

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）11-0077-04doi：10.11792/hj20211115

柬埔寨某礦石屬于高硫金銅礦石，礦石性質復雜，含銅、硫較高，礦石中自然金以微細粒為主，嵌布于石英晶隙、黃銅礦與石英晶隙、黃銅礦與閃鋅礦晶隙等。對該礦石采用全泥氰化工藝回收金，金浸出率較低;采用搖床重選，搖床精礦、尾礦再分別進行氰化浸出，選別指標仍較低。礦石中銅主要以黃銅礦形式存在，盡管黃銅礦在氰化物溶液中的溶解率很小，常溫下僅5 %左右，但在氰化浸出過程中仍會增加氰化物與氧的消耗[1-3]，不利于金的氰化浸出。由于該礦石中銅含量較高，是可供回收的有價元素，因此本文采用優先浮選工藝選銅，再對浮選尾礦進行氰化浸出，不僅回收了銅資源，也降低了銅對金氰化浸出的影響，有利于金回收指標的提高。

1礦石性質

柬埔寨某礦石為高硫金銅礦石，金屬礦物以黃鐵礦為主，其次為黃銅礦，少量方鉛礦、閃鋅礦等;非金屬礦物主要為石英、方解石等;金礦物為自然金。礦石中金屬礦物占23 %，其中黃鐵礦占金屬礦物相對含量的72 %。黃鐵礦呈自形—半自形粒狀分布，晶形為立方體或聚形，粒度多為0.5～2.0 mm，由于受力作用，裂隙發育，裂隙中充填方鉛礦、閃鋅礦、黃銅礦。銅主要以黃銅礦形式存在，呈2種形態分布：一種呈他形粒狀分布于石英晶隙或黃鐵礦裂隙，或與閃鋅礦及方鉛礦嵌布在一起;另一種呈乳滴狀分布于閃鋅礦中，為固溶體分離形成。礦石中的金礦物以角粒狀為主，粒度多為微細粒，嵌布于石英晶隙、黃銅礦與石英晶隙、黃銅礦與閃鋅礦晶隙等。礦石主要化學成分分析結果見表1。

2試驗結果與討論

2.1銅浮選

首先采用浮選工藝回收銅和部分金，分別進行了磨礦細度、調整劑用量、捕收劑試驗。銅粗選試驗流程見圖1。

2.1.1磨礦細度

礦石能夠有效分選的先決條件是礦物充分單體解離[4]，因此首先進行了磨礦細度試驗。固定氧化鈣用量7 000 g/t、乙硫氨酯用量40 g/t，考察了磨礦細度對浮選指標的影響，試驗結果見表2。

由表2可知：提高磨礦細度，礦物逐漸單體解離，粗精礦產率逐漸提高，尾礦銅、金品位均不斷下降;當磨礦細度-0.074 mm占85 %時，粗精礦銅、金品位分別為9.47 %、46.58 g/t，回收率分別為86.36 %、67.08 %;繼續提高磨礦細度，粗精礦銅、金回收率變化不大。綜合考慮，確定磨礦細度-0.074 mm占85 %。

2.1.2調整劑用量

2021年第11期/第42卷選礦與冶煉選礦與冶煉黃金氧化鈣既可調節礦漿pH，又能有效抑制黃鐵礦，因此采用氧化鈣作為調整劑。固定試驗條件為磨礦細度-0.074 mm占85 %、乙硫氨酯用量40 g/t，進行氧化鈣用量試驗。試驗結果見表3。

由表3可知：當氧化鈣用量為8 000 g/t時，粗精礦銅、金品位分別為10.41 %、51.43 g/t，且回收率均較高，分別為88.95 %、70.61 %，因此確定氧化鈣用量為8 000 g/t。

2.1.3捕收劑

固定磨礦細度-0.074 mm占85 %、氧化鈣用量8 000 g/t，分別采用丁基黃藥（40 g/t）+丁銨黑藥（20 g/t）、乙硫氮（40 g/t）、乙硫氨酯（40 g/t）作為捕收劑，進行捕收劑種類試驗，結果見表4。

硫氨酯、硫氮類捕收劑均具有對黃銅礦捕收能力強、對黃鐵礦捕收能力較弱的特點，因此用于抑硫浮銅能獲得良好指標[4]。由表4可知：采用乙硫氨酯、乙硫氮浮選銅、金，浮選效果均優于丁基黃藥+丁銨黑藥組合，而乙硫氨酯的浮選指標更優，因此捕收劑確定采用乙硫氨酯。在此基礎上進行了乙硫氨酯用量試驗，確定捕收劑乙硫氨酯用量40 g/t較為適宜。

2.1.4綜合條件試驗

在條件試驗基礎上，進行了一次粗選、一次精選綜合條件開路試驗，試驗流程見圖2，試驗結果見表5。

由表5可知：在磨礦細度-0.074 mm占85 %的條件下，綜合條件試驗獲得的精礦銅品位22.45 %、金品位98.76 g/t，銅、金回收率分別為71.93 %、50.50 %。

2.2浮選尾礦氰化浸出

將尾礦與精尾合并作為浸原，進行氰化浸出，浸原金品位5.12 g/t、銅品位0.46 %。氰化浸出試驗流程見圖3。

2.2.1氧化鈣用量

采用氧化鈣進行堿處理，固定試驗條件為氰化鈉用量3 000 g/t、浸出時間24 h，試驗結果見圖4。由圖4可知：隨著氧化鈣用量的增加，浸渣金品位逐漸降低，金作業浸出率隨之提高;當氧化鈣用量為8 000 g/t（pH值11.8）時，浸渣金品位1.16 g/t，金作業浸出率77.34 %;繼續提高氧化鈣用量，金作業浸出率提高幅度較小。因此，確定氧化鈣用量為8 000 g/t。

2.2.2氰化鈉用量

固定試驗條件為氧化鈣用量8 000 g/t、浸出時間24 h，氰化鈉用量試驗結果見圖5。由圖5可知：當氰化鈉用量為4 000 g/t時，浸渣金品位下降較為明顯，金作業浸出率提高較大;繼續增加氰化鈉用量，浸出指標提高不顯著。綜合考慮，確定氰化鈉用量為4 000 g/t。

2.2.3浸出時間

浸出時間是影響金浸出效果的因素之一，浸出時間短，金礦物不能充分溶解浸出，反之，則造成時間和成本的浪費[5]。固定試驗條件為氧化鈣用量8 000 g/t、氰化鈉用量4 000 g/t，試驗結果見圖6。

由圖6可知：增加浸出時間，金作業浸出率逐漸提高;當浸出時間達到36 h時，浸出過程基本完成，浸渣金品位0.89 g/t，金作業浸出率82.62 %;繼續延長浸出時間，金浸出指標變化較小。因此，確定浸出時間為36 h。

2.2.4綜合條件試驗

試驗條件為氧化鈣用量8 000 g/t（pH值11.8）、氰化鈉用量4 000 g/t、浸出時間36 h，試驗結果見表6。 由表6可知：在最佳條件下，金作業浸出率為82.42 %。

2.3全流程試驗

根據條件試驗確定的最佳條件進行全流程試驗，試驗流程見圖7，試驗結果見表7、表8。由表7、表8可知：銅浮選獲得的銅精礦銅品位22.22 %、銅回收率72.23 %，金品位97.72 g/t、金回收率50.30 %;氰化浸出對原礦金浸出率41.00 %，金總回收率91.30 %。

3結論

1）柬埔寨某礦石工藝類型為高硫金銅礦石，黃鐵礦含量較高，礦石中可供回收的有價元素為金、銅、硫。礦石中銅主要以黃銅礦形式存在;金礦物以角粒狀為主，粒度多為微細粒，嵌布于石英晶隙、黃銅礦與石英晶隙、黃銅礦與閃鋅礦晶隙等。

2）采用銅浮選—金氰化浸出聯合工藝流程回收銅、金，獲得了銅品位22.22 %、銅回收率72.23 %，金品位97.72 g/t、金回收率50.30 %的銅精礦;浸渣金品位0.91 g/t;對原礦金浸出率41.00 %，金總回收率91.30 %，試驗指標較好。

3）采用優先浮選銅工藝，既實現了銅與部分金的回收，也降低了銅對后續氰化浸出的影響，金、銅均獲得了較理想的試驗指標。

4）本次試驗僅對礦石中的銅、金進行了選別，而礦石中硫含量也較高，可根據實際情況，對氰化尾礦采用浮選、重選等工藝進行回收，提高該礦產資源的綜合回收利用率。

[參 考 文 獻]

[1]李遠榮.銅、砷礦物類型對金氰化浸出的影響及如何提高其浸出率的探討[J].黃金，1994，15（11）：37-42.

[2]張錦瑞，賈清梅，張浩.現代選礦技術叢書：提金技術[M].北京：冶金工業出版社，2013：83-84.

[3]王寶勝，張振平，劉萬志，等.改善含高銅、鉛金精礦氰化浸出指標的實驗研究[J].黃金科學技術，2008，16（5）：44-45.

[4]張曉洲.安徽某銅礦浮選新藥劑應用研究[D].武漢：武漢理工大學，2013.

[5]李勇，王振杰，劉洪波，等.貴州某氧化型金礦石浸出試驗研究[J].黃金，2019，40（4）：58-61.

Experimental study on the beneficiation of a gold-copper

ore with high sulfide content in CambodiaHu Jun1，Chen Xiaobo2，Sun Wenxiang3，Liu Jianwen2

（1.Yantai Jinpeng Metallurgical Design & Research Engineering Co.，Ltd.;

2.Yantai Oriental Metallurgical Design & Research Engineering Co.，Ltd.;

3.Yantai Jinpeng Mining Machinery Co.，Ltd.）

Abstract：A ore in Cambodia belongs to gold-copper ore with high sulfide content.According to the ore property，the process flow of copper flotation-cyanidation gold leaching was adopted to recover the valuable elements of gold and copper from the ore.Under optimal test conditions，the indexes was satisfactory：the copper concentrate was obtained with copper grade 22.22 %，copper recovery rate 72.23 %，gold grade 97.72 g/t and gold recovery rate 50.30 %，the gold grade of cyanide residue was 0.91 g/t，the gold leaching rate of runofmill ore was 41.00 %，and the total gold recovery rate was 91.30 %.

Keywords：gold-copper ore;high sulfide content;flotation;cyanidation;modifier

收稿日期：2021-06-04; 修回日期：2021-09-28

作者簡介：胡俊（1986—），女，黑龍江穆棱人，工程師，從事有色金屬選礦試驗研究工作;山東省煙臺市開發區福州路11號，煙臺金鵬冶金設計研究工程有限公司，264006;Email：hujun_1208@163.com