柬埔寨某高硫金铜矿石选矿试验研究

胡俊 陈晓波 孙文祥 刘建文

摘要：柬埔寨某矿石属于高硫金铜矿石，根据矿石性质，确定采用铜浮选—金氰化浸出工艺流程回收矿石中的有价元素铜、金，在最佳试验条件下，获得了较好试验指标：铜精矿铜品位22.22 %、铜回收率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，对原矿金浸出率41.00 %，金总回收率91.30 %。

关键词：金铜矿石;高硫;浮选;氰化;调整剂

中图分类号：TD952文献标志码：A开放科学（资源服务）标识码（OSID）：

文章编号：1001-1277（2021）11-0077-04doi：10.11792/hj20211115

柬埔寨某矿石属于高硫金铜矿石，矿石性质复杂，含铜、硫较高，矿石中自然金以微细粒为主，嵌布于石英晶隙、黄铜矿与石英晶隙、黄铜矿与闪锌矿晶隙等。对该矿石采用全泥氰化工艺回收金，金浸出率较低;采用摇床重选，摇床精矿、尾矿再分别进行氰化浸出，选别指标仍较低。矿石中铜主要以黄铜矿形式存在，尽管黄铜矿在氰化物溶液中的溶解率很小，常温下仅5 %左右，但在氰化浸出过程中仍会增加氰化物与氧的消耗[1-3]，不利于金的氰化浸出。由于该矿石中铜含量较高，是可供回收的有价元素，因此本文采用优先浮选工艺选铜，再对浮选尾矿进行氰化浸出，不仅回收了铜资源，也降低了铜对金氰化浸出的影响，有利于金回收指标的提高。

1矿石性质

柬埔寨某矿石为高硫金铜矿石，金属矿物以黄铁矿为主，其次为黄铜矿，少量方铅矿、闪锌矿等;非金属矿物主要为石英、方解石等;金矿物为自然金。矿石中金属矿物占23 %，其中黄铁矿占金属矿物相对含量的72 %。黄铁矿呈自形—半自形粒状分布，晶形为立方体或聚形，粒度多为0.5～2.0 mm，由于受力作用，裂隙发育，裂隙中充填方铅矿、闪锌矿、黄铜矿。铜主要以黄铜矿形式存在，呈2种形态分布：一种呈他形粒状分布于石英晶隙或黄铁矿裂隙，或与闪锌矿及方铅矿嵌布在一起;另一种呈乳滴状分布于闪锌矿中，为固溶体分离形成。矿石中的金矿物以角粒状为主，粒度多为微细粒，嵌布于石英晶隙、黄铜矿与石英晶隙、黄铜矿与闪锌矿晶隙等。矿石主要化学成分分析结果见表1。

2试验结果与讨论

2.1铜浮选

首先采用浮选工艺回收铜和部分金，分别进行了磨矿细度、调整剂用量、捕收剂试验。铜粗选试验流程见图1。

2.1.1磨矿细度

矿石能够有效分选的先决条件是矿物充分单体解离[4]，因此首先进行了磨矿细度试验。固定氧化钙用量7 000 g/t、乙硫氨酯用量40 g/t，考察了磨矿细度对浮选指标的影响，试验结果见表2。

由表2可知：提高磨矿细度，矿物逐渐单体解离，粗精矿产率逐渐提高，尾矿铜、金品位均不断下降;当磨矿细度-0.074 mm占85 %时，粗精矿铜、金品位分别为9.47 %、46.58 g/t，回收率分别为86.36 %、67.08 %;继续提高磨矿细度，粗精矿铜、金回收率变化不大。综合考虑，确定磨矿细度-0.074 mm占85 %。

2.1.2调整剂用量

2021年第11期/第42卷选矿与冶炼选矿与冶炼黄金氧化钙既可调节矿浆pH，又能有效抑制黄铁矿，因此采用氧化钙作为调整剂。固定试验条件为磨矿细度-0.074 mm占85 %、乙硫氨酯用量40 g/t，进行氧化钙用量试验。试验结果见表3。

由表3可知：当氧化钙用量为8 000 g/t时，粗精矿铜、金品位分别为10.41 %、51.43 g/t，且回收率均较高，分别为88.95 %、70.61 %，因此确定氧化钙用量为8 000 g/t。

2.1.3捕收剂

固定磨矿细度-0.074 mm占85 %、氧化钙用量8 000 g/t，分别采用丁基黄药（40 g/t）+丁铵黑药（20 g/t）、乙硫氮（40 g/t）、乙硫氨酯（40 g/t）作为捕收剂，进行捕收剂种类试验，结果见表4。

硫氨酯、硫氮类捕收剂均具有对黄铜矿捕收能力强、对黄铁矿捕收能力较弱的特点，因此用于抑硫浮铜能获得良好指标[4]。由表4可知：采用乙硫氨酯、乙硫氮浮选铜、金，浮选效果均优于丁基黄药+丁铵黑药组合，而乙硫氨酯的浮选指标更优，因此捕收剂确定采用乙硫氨酯。在此基础上进行了乙硫氨酯用量试验，确定捕收劑乙硫氨酯用量40 g/t较为适宜。

2.1.4综合条件试验

在条件试验基础上，进行了一次粗选、一次精选综合条件开路试验，试验流程见图2，试验结果见表5。

由表5可知：在磨矿细度-0.074 mm占85 %的条件下，综合条件试验获得的精矿铜品位22.45 %、金品位98.76 g/t，铜、金回收率分别为71.93 %、50.50 %。

2.2浮选尾矿氰化浸出

将尾矿与精尾合并作为浸原，进行氰化浸出，浸原金品位5.12 g/t、铜品位0.46 %。氰化浸出试验流程见图3。

2.2.1氧化钙用量

采用氧化钙进行碱处理，固定试验条件为氰化钠用量3 000 g/t、浸出时间24 h，试验结果见图4。由图4可知：随着氧化钙用量的增加，浸渣金品位逐渐降低，金作业浸出率随之提高;当氧化钙用量为8 000 g/t（pH值11.8）时，浸渣金品位1.16 g/t，金作业浸出率77.34 %;继续提高氧化钙用量，金作业浸出率提高幅度较小。因此，确定氧化钙用量为8 000 g/t。

2.2.2氰化钠用量

固定试验条件为氧化钙用量8 000 g/t、浸出时间24 h，氰化钠用量试验结果见图5。由图5可知：当氰化钠用量为4 000 g/t时，浸渣金品位下降较为明显，金作业浸出率提高较大;继续增加氰化钠用量，浸出指标提高不显著。综合考虑，确定氰化钠用量为4 000 g/t。

2.2.3浸出时间

浸出时间是影响金浸出效果的因素之一，浸出时间短，金矿物不能充分溶解浸出，反之，则造成时间和成本的浪费[5]。固定试验条件为氧化钙用量8 000 g/t、氰化钠用量4 000 g/t，试验结果见图6。

由图6可知：增加浸出时间，金作业浸出率逐渐提高;当浸出时间达到36 h时，浸出过程基本完成，浸渣金品位0.89 g/t，金作业浸出率82.62 %;继续延长浸出时间，金浸出指标变化较小。因此，确定浸出时间为36 h。

2.2.4综合条件试验

试验条件为氧化钙用量8 000 g/t（pH值11.8）、氰化钠用量4 000 g/t、浸出时间36 h，试验结果见表6。 由表6可知：在最佳条件下，金作业浸出率为82.42 %。

2.3全流程试验

根据条件试验确定的最佳条件进行全流程试验，试验流程见图7，试验结果见表7、表8。由表7、表8可知：铜浮选获得的铜精矿铜品位22.22 %、铜回收率72.23 %，金品位97.72 g/t、金回收率50.30 %;氰化浸出对原矿金浸出率41.00 %，金总回收率91.30 %。

3结论

1）柬埔寨某矿石工艺类型为高硫金铜矿石，黄铁矿含量较高，矿石中可供回收的有价元素为金、铜、硫。矿石中铜主要以黄铜矿形式存在;金矿物以角粒状为主，粒度多为微细粒，嵌布于石英晶隙、黄铜矿与石英晶隙、黄铜矿与闪锌矿晶隙等。

2）采用铜浮选—金氰化浸出联合工艺流程回收铜、金，获得了铜品位22.22 %、铜回收率72.23 %，金品位97.72 g/t、金回收率50.30 %的铜精矿;浸渣金品位0.91 g/t;对原矿金浸出率41.00 %，金总回收率91.30 %，试验指标较好。

3）采用优先浮选铜工艺，既实现了铜与部分金的回收，也降低了铜对后续氰化浸出的影响，金、铜均获得了较理想的试验指标。

4）本次试验仅对矿石中的铜、金进行了选别，而矿石中硫含量也较高，可根据实际情况，对氰化尾矿采用浮选、重选等工艺进行回收，提高该矿产资源的综合回收利用率。

[参 考 文 献]

[1]李远荣.铜、砷矿物类型对金氰化浸出的影响及如何提高其浸出率的探讨[J].黄金，1994，15（11）：37-42.

[2]张锦瑞，贾清梅，张浩.现代选矿技术丛书：提金技术[M].北京：冶金工业出版社，2013：83-84.

[3]王宝胜，张振平，刘万志，等.改善含高铜、铅金精矿氰化浸出指标的实验研究[J].黄金科学技术，2008，16（5）：44-45.

[4]张晓洲.安徽某铜矿浮选新药剂应用研究[D].武汉：武汉理工大学，2013.

[5]李勇，王振杰，刘洪波，等.贵州某氧化型金矿石浸出试验研究[J].黄金，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，黑龙江穆棱人，工程师，从事有色金属选矿试验研究工作;山东省烟台市开发区福州路11号，烟台金鹏冶金设计研究工程有限公司，264006;Email：hujun_1208@163.com