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(tài)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(yè)“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(yè)“走出去”參與境外礦業(yè)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(yè)境外投資風險，進而提高資源的開發(fā)利用程度，對推動中資企業(yè)境外礦業(yè)開發(fā)和提高我國戰(zhàn)略性礦產資源保障具有現(xiàn)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(guī)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(yōu)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(yōu)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(yōu)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(yōu)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(xiàn)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(jié)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(huán)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(yè)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(yōu)勢。