江 锋

(湖南有色金属研究院)

·矿物加工工程·

甘肃某高硫铜金矿石选矿试验

江 锋

(湖南有色金属研究院)

为高效开发利用甘肃某黄铁矿型铜金矿石资源，采用铜硫等可浮—铜硫混合精矿再磨分离流程对铜、金、银等有价金属及硫进行了回收试验。结果表明，在磨矿细度为-74 μm占60%的情况下采用1粗1精2扫流程等可浮铜硫，铜硫混合精矿再磨至-37 μm占70%的情况下采用1粗1精1扫流程分离铜硫，最终可获得铜品位为28.58%、金品位为293.79 g/t、银品位为627.05 g/t，铜、金、银回收率分别为93.80%、90.18%、89.18%的铜金精矿，以及硫品位为44.78%、硫回收率为88.01%的硫精矿。

铜金矿 黄铜矿 高硫 等可浮选

铜是国民生产所必需的金属原料，被广泛应用于电子电气、建筑材料、机械制造及国防等工业领域。中国是世界第一铜消耗国，但铜资源量仅居全球第7位，且国内铜矿石普遍具有贫杂细和高氧化率等特点[1-2]，高硫铜矿石伴生金、银等稀贵金属也十分普遍[3]。

高硫铜矿石在浮铜过程中常会添加大量的石灰以抑制黄铁矿，这对矿石中伴生金银的回收会造成很大的影响。为了解决含金铜矿石的高效分选问题，国内选矿工作者围绕新药剂、新工艺等进行了大量的研究，取得了良好的效果[4-8]。湖南有色金属研究院对甘肃某高硫铜金矿石进行了选矿试验研究。

1 试验材料及试验方法

1.1 矿石性质

甘肃某高硫铜金矿石为黄铁矿型铜金矿石，主要金属矿物为黄铁矿、黄铜矿，辉铋矿、辉碲铋矿、自然铋及银金矿等少量；脉石矿物主要为石英、云母、长石，绿泥石、蒙脱石等少量。矿石中主要有用矿物黄铜矿和银金矿呈细粒及微细粒嵌布于黄铁矿及脉石矿物中。矿石多元素分析结果见表1，金、铜物相分析结果分别见表2、表3。

表1 矿石多元素分析结果 %

成分CuPbZnFeSK2O含量0.390.070.016.875.214.16成分SiO2Al2O3CaOMgOAuAg含量67.368.851.090.904.179.00

注：Au、Ag的含量单位为g/t。

表2 铜物相分析结果 %

铜物相含量分布率原生硫化铜0.37094.87次生硫化铜0.0133.33自由氧化铜0.0061.54结合氧化铜0.0010.26总铜0.390100.00

表3 金的化学物相分析结果

由表1～表3可以看出，该矿石中的主要有价元素为金、铜，银可作为综合回收对象。铜主要以原生硫化铜形式存在；金主要以自然金和硫化物中的金形式存在。

1.2 研究方法

该矿石的主要回收对象为金、银、铜，针对铜、金、银矿物与黄铁矿呈细粒及微细粒嵌布的特点，决定采用铜硫等可浮再分离的工艺流程进行选矿试验。

2 试验结果与讨论

2.1 条件试验

2.1.1 磨矿细度试验

磨矿细度是重要的选矿工艺参数，试验采用1次粗选流程，Z-200用量为20g/t，松醇油用量为20g/t，试验结果见表4。

表4 磨矿细度试验铜硫粗精矿指标 %

磨矿细度(-74μm)品位CuAu回收率CuAu553.765.0289.3788.39604.295.3692.0692.51654.405.2991.8791.67704.064.9891.0391.59753.884.5691.2192.03

注：Au的品位单位为g/t。

由表4可以看出，随着磨矿细度的提高，混合粗精矿铜、金品位和回收率都呈先升高后下降的趋势，这是由于适当提高磨矿细度有利于有用矿物的解离，从而提高精矿品位及回收率；当磨矿细度过高时，反而会导致有用矿物过粉碎、脉石矿物泥化，恶化浮选效果。因此，确定铜硫等可浮粗选的磨矿细度为-74μm占60%。

2.1.2 等可浮粗选捕收剂种类及用量试验

2.1.2.1 捕收剂种类试验

由于矿石中的主要硫化矿物为黄铁矿和黄铜矿，因此研究选用常见捕收剂丁铵黑药和Z-200为铜硫等可浮捕收剂。试验固定磨矿细度为-74μm占60%，松醇油用量为20g/t，试验结果见表5。

表5 捕收剂种类试验结果

注：Au的品位单位为g/t。

由表5可以看出，在回收率相当的情况下，选用Z-200为铜硫等可浮的捕收剂，混合粗精矿品位更高。因此，确定铜硫等可浮捕收剂为Z-200。

2.1.2.2 捕收剂Z-200用量试验

Z-200用量试验固定磨矿细度为-74μm占60%，松醇油用量为20g/t，试验结果见表6。

表6 Z-200用量试验铜硫粗精矿指标

注：Au的品位单位为g/t。

从表6可以看出，随着Z-200用量的增大，混合粗精矿铜、金品位下降，铜、金回收率上升。综合考虑，确定等可浮粗选Z-200的用量为30 g/t。

2.1.3 铜硫分离再磨细度试验

铜硫等可浮粗精矿铜金品位较低，含硫较高，根据铜、金等有价金属矿物嵌布粒度较细的特点，确定对粗精矿再磨后进行铜硫分离。铜硫分离再磨细度试验流程见图1，试验结果见表7。

由表7可以看出，随着再磨细度的提高，铜金精矿铜、金品位上升，铜、金回收率先升后降。综合考虑，确定铜硫分离再磨细度为-37 μm占70%。

2.2 开路试验

在条件试验基础上进行了开路试验，试验流程见图2，试验结果见表8。

图1 铜硫分离试验流程

表7 再磨细度试验铜金粗精矿指标 %

注：Au的品位单位为g/t。

图2 开路试验流程

表8 开路试验结果 %

注：Au的品位单位为g/t。

由表8可知，铜硫等可浮—铜硫分离全流程开路试验可获得含铜30.98%、金374.71g/t，铜、金回收率为86.02%和83.84%的铜金精矿。

2.3 闭路试验

在开路试验基础上进行了闭路试验，试验流程见图3，试验结果见表9。

图3 闭路试验流程

表9 闭路试验结果 %

注：Au、Ag的品位单位为g/t。

由表9可以看出，采用图3所示的闭路试验流程处理该矿石，可获得铜品位为28.58%、金品位为293.79g/t、银品位为627.05g/t，铜、金、银回收率分别为93.80%、90.18%、89.18%的铜金精矿，以及硫品位为44.78%、硫回收率为88.01%的硫精矿。

3 结 论

(1)甘肃某高硫铜金矿石含铜0.39%、含金4.17 g/t、含银9.00 g/t、含硫5.21%，为黄铁矿型铜金矿石。矿石中主要金属矿物为黄铁矿、黄铜矿，辉铋矿、辉碲铋矿等少量，主要脉石矿物为石英、云母及长石等。矿石中主要有用矿物黄铜矿和银金矿呈细粒及微细粒嵌布于黄铁矿及脉石矿物中。

(2)根据该矿石的特点，采用铜硫等可浮—铜硫混合精矿再磨分离流程对铜、金、银等有价金属及硫进行回收试验。在磨矿细度为-74 μm占60%的情况下采用1粗1精2扫流程等可浮铜硫，铜硫混合精矿再磨至-37 μm占70%的情况下采用1粗1精1扫流程分离铜硫，最终可获得铜品位为28.58%、金品位为293.79 g/t、银品位为 627.05 g/t，铜、金、银回收率分别为93.80%、90.18%、89.18%的铜金精矿，以及硫品位为44.78%、硫回收率为88.01%的硫精矿。

(3)硫精矿含金3.10 g/t，后续可进一步对硫精矿开展金回收试验研究。

[1] 赵福刚．铜矿的选矿技术进展[J]．铜业工程，2006(4)：13-18．

[2] 彭芬兰，杨家文，周小四，等．某难选低品位铜矿的选矿工艺研究[J]．昆明冶金高等专科学校学报，2011 (3)：4-7．

[3] 陈建平，张 莹，王江霞，等．中国铜矿现状及潜力分析[J]．地质学刊，2013 (3)：358-365．

[4] 冯其明，沈 刚，欧乐明，等．提高德兴铜矿精矿品位的途径[J]．矿产保护与利用，2001(1)：34-37.

[5] 李 锐，鲁珊红．提高邹平铜矿伴生金银总回收率的探讨[J]．矿业快报，2002，(16)：11-13．

[6] 张 麟．提高丰山铜矿金银回收率的工艺研究[J]．湖南有色金属，2001 (4)：13-15．

[7] 康廖杰．提高红透山铜矿金银回收率的研究[J]．有色矿山，2000 (3)：38-40．

[8] 罗晓华．提高武山铜矿金银回收率选矿试验研究[J]．矿业快报，2006(5)：17-20．

Beneficiation Experiment on a High-sulfur Copper-Gold Ore from Gansu Province

Jiang Feng

(Hunan Nonferrous Metallic Research Institute)

To effectively develop and utilize the high-sulful pyrite type copper-gold ore in Gansu praince, valuable elements recovery experiments were conducted via copper-sulfur bulk flotation, regrinding and separation of copper-sulfur rough concentrate. Results indicated that: copper-gold concentrate with copper, gold, silver grade of 28.58%, 293.79 g/t, 627.05 g/t, and recovery rate 93.80%, 90.18%, 89.18%, respectively, sulfur concentrate with sulfur grade and recovery rate of 44.78% and 88.01% were obtained at the grinding fineness of 60% passing 0.074 μm, through one roughing-one cleaning-two scavenging bulk flotation for copper and sulfur, reground the rough concentrate to 70% passing 37 μm and then endure one roughing-one cleaning-one scavenging flotation for separation of copper from sulfur.

Copper-gold ore, Chalcopyrite, High sulfur, Bulk flotation

2015-07-18)

江 锋(1989—)，男，工程师，硕士，410100 湖南省长沙市芙蓉区亚大路99号。