浮選—浸出工藝回收澳大利亞某低品位銅金礦中的銅、金、硫

呂良,程宏偉,岳鐵兵,王威,郭珍旭

1.中國地質科學院鄭州礦產綜合利用研究所， 河南 鄭州 450006;2.自然資源部多金屬礦綜合利用評價重點實驗室， 河南 鄭州 450006;3.東北大學 資源與土木工程學院， 遼寧 沈陽 110819

前言

2019 年全球銅礦基礎資源儲量接近8.7 億t，其中智利是全球銅資源最豐富的國家，約占全球的23%，澳大利亞和秘魯位分列第2和第3位，分別占10%，我國銅資源較為短缺，僅占全球的3%，但我國銅精礦年產量占全球8.2%，排名第三，銅礦靜態儲采比僅為15.4年[1]。隨著我國資源短缺和保障程度下降的趨勢日益明顯，對國外礦產資源的依賴日趨嚴重，礦業“走出去”成為必然。近年來，特別是在“一帶一路”倡議的推動下，我國企業“走出去”參與境外礦業投資不斷增加。因此針對澳大利亞低品位資源開展選冶技術研究，降低中資企業境外投資風險，進而提高資源的開發利用程度，對推動中資企業境外礦業開發和提高我國戰略性礦產資源保障具有現實意義。

1 礦石性質

試驗樣品取自澳大利亞銅山銅礦，原礦化學多元素分析結果見表 1。礦石中主要礦物成分見表2。

表1 原礦化學多項分析結果 /%

表2 礦石中主要礦物組成 /%

表1結果表明，原礦中銅、金和硫為主要有價元素，其他元素綜合利用價值較低。

礦石中主要金屬礦物為黃鐵礦和黃銅礦，主要的脈石礦物為石英、長石、云母和方解石等。

原礦中銅主要為原生銅，其次為次生銅，氧化銅含量較低，原礦銅物相分析結果見表3。

表3 原礦銅物相分析結果 /%

礦石中銅主要以黃銅礦形式存在，其粒度較細，主要分布在0.07 mm粒級以下，平均粒度0.027 mm。黃銅礦主要呈他形粒狀或不規則狀與脈石礦物共生，兩者接觸面較平直，有利于黃銅礦單體解離。金大部分以單體自然金形式存在，賦存于硫化物及脈石粒間，粒度中細(0.02～0.08 mm)，26.25%的金以不可見金的形式被黃鐵礦包裹。黃鐵礦粒度為0.002～0.259 mm，平均粒度0.032 mm，主要呈半自形粒狀，與其他礦物接觸面較平直，有利于黃鐵礦與其他礦物單體解離[2-3]。礦石中黃銅礦、自然金和黃鐵礦的嵌布關系如圖1所示。

圖1 礦石中黃銅礦、自然金和黃鐵礦的嵌布關系

2 試驗結果與討論

2.1 原則工藝流程選擇

為初步探明原礦中銅和金的可選性，在工藝礦物學研究基礎上，采用混合浮選、優先浮選和原礦浸出金探索試驗[4]，試驗結果見表4。

表4 原礦可選性探索試驗結果

從表4中可以看出，采用混合浮選工藝銅和金鐵回收率較高；采用優先浮選工藝銅的回收率略低，并且部分金進入硫精礦中，由于原礦中銅和金品位均較低，采用優先浮選工藝流程長、成本高；采用原礦直接浸出工藝金的浸出率不高，這與原礦中部分不可見金被黃鐵礦包裹有關，可考慮含金精礦細磨浸出工藝，避免原礦直接細磨浸出引起的成本升高問題。綜合考慮，擬采用混合浮選—銅硫分離—硫精礦浸金的原則工藝流程。

*混合浮選：1次粗選2次精選2次掃選；磨礦細度為-0.074 mm 65%；丁基黃藥+丁基銨黑藥80+20 g/t。優先浮選：銅浮選和硫浮選均為1次粗選2次精選2次掃選；磨礦細度為-0.074 mm 65%；浮選銅采用乙基黃藥+丁基銨黑藥30+15 g/t；浮選硫采用硫酸200 g/t，丁基黃藥50 g/t。原礦直接浸出：浸金劑為2 000 g/t。

2.2 銅硫混合浮選條件試驗

對影響選別指標的主要因素磨礦細度、礦漿pH值、分散劑用量和捕收劑種類及用量等進行了條件試驗，原則工藝見圖2。

圖2 混合浮選粗選條件試驗原則工藝流程

2.2.1 捕收劑種類的影響

在磨礦細度-0.074 mm含量占65%、碳酸鈉1 000 g/t，水玻璃500 g/t的條件下，進行捕收劑種類試驗[5]，其結果見圖2。

圖2 捕收劑種類對粗選指標的影響(TB 40 g/t；異丁基黃藥+2號油 40+20 g/t；異丁基黃藥+丁銨黑藥 40+20 g/t；異戊基黃藥+丁銨黑藥 40+20 g/t；異丁基黃藥+丁銨黑藥+TB 40+20+10 g/t；Au品位為g/t)

圖2結果表明，采用單一捕收劑TB和丁基黃藥時，粗精礦金和銅品位高，但回收率低；采用組合捕收劑黃藥+黑藥時，粗精礦金和銅品位略低，但回收率高，其中輔助TB1021(硫氨酯類)對提高銅回收率有所幫助。從粗選盡量提高有價元素回收率角度考慮，選擇丁基黃藥+丁基銨黑藥+TB組合。

2.2.2 粗選磨礦細度的影響

固定碳酸鈉1 000 g/t，水玻璃500 g/t，異丁基黃藥+丁基銨黑藥+TB (40+20+10)g/t，進行粗選磨礦細度試驗，其結果見圖3。

圖3 磨礦細度對浮選指標的影響(Au品位為g/t)

試驗結果表明，較粗磨礦細度時，銅和金回收率較低，隨著磨礦細度增加，粗精礦銅和金品位及回收率呈現先增加后小幅降低的趨勢，當達到-0.074 mm占65%時，回收率達到較大值。進一步增加細度產生泥化，影響浮選分選效率，使得回收率有所降低。故選擇磨礦細度-0.074 mm 含量占65%。

2.2.3 礦漿pH值的影響

在磨礦細度-0.074 mm含量65%時，水玻璃500 g/t，異丁基黃藥+丁基銨黑藥+TB用量40+20+10 g/t，分別采用硫酸和碳酸鈉調節礦漿pH值，試驗結果見圖4。

圖4 pH對精礦指標的影響(Au品位為g/t)

圖4結果表明，pH值較低時，粗精礦中金和銅回收率較低，品位較高，隨著pH值增加，粗精礦銅金回收率逐漸增加，當達到pH值為9時，回收率達到較大值，其后趨于平緩，選擇碳酸鈉用量2 000 g/t較為適宜。

2.2.4 水玻璃用量的影響

在磨礦細度-0.074 mm 含量65%、碳酸鈉2 000 g/t、異丁基黃藥+丁銨黑藥+TB(40+20+10) g/t的條件下，開展水玻璃用量試驗，試驗結果見圖5。

圖5 水玻璃用量對粗選指標的影響(Au品位為g/t)

圖5結果表明，隨著水玻璃用量增加，粗精礦銅和金回收率逐漸降低，而品位逐漸升高，選取1 000 g/t較為適宜。

2.2.5 捕收劑用量的影響

在磨礦細度-0.074 mm含量 65%、碳酸鈉2 000 g/t、水玻璃1 000 g/t條件下，開展捕收劑用量試驗，其中m(異丁基黃藥)m(丁銨黑藥)m(TB)為421，試驗結果見圖5。

圖6結果表明，隨著捕收劑用量增加，粗精礦銅和金回收率逐漸升高，品位逐漸降低，達到70 g/t后回收率趨于平緩，品位較高，故捕收劑定為70 g/t。

圖6 捕收劑用量對浮選指標的影響(Au品位為g/t)

2.3 混合浮選閉路試驗

在條件試驗基礎上，開展不同中間產品再磨、精掃選段數等流程結構試驗，最終確定圖7所示流程進行混合浮選段閉路試驗，結果見表5。

圖7 混合浮選閉路試驗工藝流程

表5 混合浮選閉路試驗結果

2.4 銅硫分離條件影響

為獲得合格品級的銅精礦，開展再磨細度及脫藥劑用量條件試驗，采用氧化鈣作為黃鐵礦抑制劑，添加少量TB作為銅捕收劑[6-7]，原則工藝流程見圖8。

圖8 混合精礦銅硫分離條件試驗原則工藝流程

2.4.1 再磨細度影響

在硫化鈉用量2 000 g/t條件下，進行混合精礦再磨細度條件試驗，試驗結果見圖9。

圖9 再磨細度對浮選指標的影響(Au品位為g/t)

試驗結果表明，隨著再磨細度增加，銅硫礦物解離度增加，分離粗精礦銅和金品位逐漸升高，當細度達到-0.43 mm含量90%，分離粗精礦銅金品位較高，此時回收率也保持在較高水平，進一步增加銅金指標趨緩。

2.4.2 硫化鈉用量影響

再磨細度-0.043 mm含量90%條件下，進行抑制劑硫化鈉用量條件試驗，銅精礦指標見圖10。

圖10 硫化鈉用量對浮選指標的影響(Au品位為g/t)

試驗結果表明，隨著硫化鈉用量增加，銅精礦銅品位和回收率呈上升趨勢，當用量達到2 000 g/t，此時銅和金品位及回收率均較大，進一步增加用量，銅有所抑制，因此硫化鈉用量2 000 g/t較為適宜。

2.5 銅硫分離閉路試驗

在條件試驗基礎上，進行了銅硫分離閉路試驗。全流程試驗，如圖10所示，其結果見表6。

圖10 全流程閉路試驗工藝流程

表6 全流程浮選閉路試驗結果

2.6 硫精礦浸金影響

銅硫分離硫精礦金品位為1.24 g/t，金相對原礦損失率20.78%。巖礦鑒定表明，硫精礦中的主要礦物為黃鐵礦，金被黃鐵礦緊密包裹[3]。本研究采用新型環保浸出劑—綠金浸出劑進行浸金[8-9]，由條件試驗確定了再磨細度、浸出劑用量、堿用量、浸出時間和礦漿濃度等工藝條件，圖11所示為最佳工藝條件下的浸出試驗流程。

圖11 硫精礦浸金工藝流程

經化學分析浸渣化驗金品位0.35 g/t，作業浸出率71.77%，對原礦金浸出率14.92%，金總收率64.21%。浸渣硫品位30.23%，達到硫精礦銷售品級。

3 結論

(1)澳大利亞某低品位銅金礦，銅和金品位分別為0.28%和0.30 g/t，其中銅主要以黃銅礦形式存在，嵌布粒度較細；金主要以自然金形式存在于硫化物及脈石中，部分以微細粒形式包裹于黃鐵礦中。

(2)根據礦石特性，采用混合浮選—銅硫分離工藝，綜合回收了礦石中有價礦物：獲得銅和金品位分別為19.02%和13.99 g/t，銅和金回收率分別為73.00%和49.29%的銅精礦；硫精礦通過再磨氧化浸金工藝，金浸出率14.92%，金總收率64.21%，浸渣硫品位30.23%，可作為硫精礦銷售。該工藝具有成本低和藥劑制度簡單等優勢。