引言

铜是保障国民经济安全的重要有色金属，由于具有导热、导电、耐磨、抗张、耐高温等优良金属性能，广泛用于建筑、机械、轻工业、国防、航空等众多领域^[1-2]。铜金属大部分来源于硫化铜矿，硫化铜矿石除了含有铜、硫元素外，还常伴生有金、银等贵金属资源，但由于贵金属在原矿中的品位较低，往往被忽略，造成这部分资源浪费^[3]。因此，加强对硫化铜矿资源综合利用研究，实现对其中伴生的有价金属的高效回收，意义重大。

关于硫化铜矿物的选别常采用浮选工艺，而根据矿石中黄铁矿可浮性变化和含量差异、铜矿物构造及其与黄铁矿共生关系，又可分为优先浮选工艺、混合浮选工艺等^[4]。国外某低品位含金铜矿，是典型的斑岩型硫化铜矿床，其矿石储量高达18亿t。虽然原矿中金品位较低(含量0.08 g/t)，但经过对其嵌布特征的分析，认为该矿石中的金资源易富集于铜精矿中，具备回收利用价值，并通过试验研究确定了合理的工艺流程和试验指标，实现了金、铜资源的有效回收。

1 原矿性质

对国外某低品位含金铜矿石原矿采用化学多元素分析、MLA分析、显微镜检测和数据统计等方法，进行了详细的矿石性质研究。矿石的多元素分析如表 1所示，金、铜物相分析结果分别见表 2、表 3。结果表明矿石中含Cu 0.35%，是主要可回收元素，含Au 0.08 g/t，可附带回收。矿物中主要金属硫化物为黄铁矿，铜矿物主要为黄铜矿、斑铜矿、铜蓝和蓝辉铜矿。脉石矿物成分复杂，主要为石英和硅酸盐矿物。

由表 2可知，金大部分为解离和连生金，其次为硫化物包裹金，还有相当部分非金属硫化物包裹金，这可能在一定程度上影响金的回收率。连生金和硫化物包裹金主要与黄铁矿有关，少量与硫化铜矿有关。通过对金矿物粒度分析，金的嵌布粒度较细，解离金及连生金中大部分粒度在-20+10 μm粒级，还有相当部分在-10 μm粒级，属于微细粒级金。

从表 3可知，铜矿物主要为原生硫化铜矿，少量次生硫化铜矿，微量的铜以其他形式存在，通过对铜矿物粒度分析，铜矿物大部分呈细粒-微细粒分布，在-20+38 μm粒级含量达50%，-10+20 μm粒级含量达23.43%，-10 μm粒级含量占10.31%，且大部分与黄铁矿致密共生，少部分呈浸染状分布于脉石矿物中。这在一定程度上对选别造成影响。

综上可知，该矿石中金、铜矿物嵌布粒度较细，呈细粒-微细粒分布，且主要与黄铁矿关系密切。说明该矿石适合采用“粗粒级抛尾、细粒级分选”的选别工艺，影响矿物分选指标的主要因素为目的矿物的嵌布粒度较细。

2 工艺流程的选择

针对该矿石性质特点，原矿中含有相当部分解离和连生金，通常情况应优先考虑采用尼尔森离心机优先选金^[5]，但由于该矿石中的解离和连生金大部分呈细粒-微细粒级分布，而尼尔森离心机对微细粒级矿物分选效果不明显，而且该矿石中原矿金品位较低。因此不考虑采用尼尔森重选回收金，而是以伴生金的形式尽可能富集在铜精矿中。

对于硫化铜矿的浮选工艺主要有优先浮选工艺和混合浮选工艺^[6-8]，优先浮选工艺适用于块状及浸染状硫化铜矿，其优点是指标良好，但缺点是药剂用量大且药剂种类多，而过多的抑制剂对后续硫的选别也有一定的影响；混合浮选工艺适合粗磨后的混合浮选丢弃大量的脉石矿石，减轻后续作业负担，增大处理量，从而减少能耗及药剂消耗，适合嵌布粒度细及与黄铁矿致密共生的硫化铜矿石。而由工艺矿物学性质可知，该低品位含金硫化铜矿，金、铜矿物嵌布粒度较细，与黄铁矿共生关系密切，适合采用“粗粒级抛尾、细粒级分选”的选别工艺。因此针对该矿石采用铜硫混合浮选—混合粗精矿再磨—铜硫分离工艺流程。

3 选矿试验研究 3.1 磨矿细度试验

固定捕收剂丁基黄药用量为80 g/t，2^#油用量15 g/t，磨矿细度试验流程见图 1，试验结果见图 2。

从图 2结果可知，随着磨矿细度的增加，铜品位基本呈先升后降趋势，铜回收率先升后降，金回收率则不断上升，当细度达到-0.074 mm占65%以后，随着-0.074 mm含量增加，回收率增长变缓。综合考虑，确定磨矿细度最佳点为-0.074 mm占65%。

3.2 粗选石灰用量试验

本研究分别考察了石灰和碳酸钠作为调整剂对浮选指标的影响，结果显示石灰要明显优于碳酸钠，石灰除了能调节矿浆pH、抑制黄铁矿外，还能起到增加泡沫黏度、改善矿浆环境的作用^[9-10]，因此考虑加入少量石灰，在低碱下进行全硫混浮粗选试验。试验流程同图 1，其中-0.074 mm粒级含量占65%，石灰用量为变量，试验结果见图 3。

从图 3试验结果来看，添加适量的石灰对金的回收率影响较小，且能有效提高铜回收率。因此试验选用石灰作调整剂，最佳用量为400 g/t，此时矿浆pH在8左右。

3.3 粗选捕收剂用量试验

由于丁基黄药良好的捕收性能，全硫混合浮选常使用丁基黄药作为捕收剂，固定磨矿细度为-0.074 mm含量占65%，石灰用量400 g/t，2^#油用量15 g/t，考察丁基黄药用量对粗精矿产品指标的影响，试验流程同图 1，试验结果见图 4。

图 4结果表明，随着捕收剂用量的增加，铜精矿铜品位呈下降趋势，变化幅度不大，金、铜回收率上升明显，综合考虑，确定丁基黄药最佳用量为80 g/t。

3.4 铜硫分离再磨细度试验

粗精矿再磨可进一步提高金、铜矿物单体解离度，同时再磨可以对黄铁矿起脱药作用，有利于实现铜硫有效分离。考虑铜硫分离捕收剂对选择性的较高要求，采用Z-200作为捕收剂，用量为7 g/t，石灰作为pH调整剂，用量为600 g/t。试验流程图见图 5，试验结果见图 6。

由图 6可知，随着再磨细度的(-0.038 mm占51%~93%)增加，精矿铜品位不断上升，回收率波动较大，在-0.038 mm占88%时效果最好，金回收率基本保持平稳，综合比较选择再磨细度为-0.038 mm含量占88%。

3.5 浮选闭路试验

确定全硫混浮—再磨铜硫分离的各个试验条件后进行了全流程浮选闭路试验，闭路试验流程如图 7所示，试验结果见表 4。

由表 4可知，原矿经过一粗两精两扫获得铜硫混合精矿，经再磨至-0.038 mm占88%细度时进行铜硫分离，获得铜精矿产率为1.37%、铜品位为24.65%、铜回收率为90.19%、金品位为4.21 g/t、金回收率为68.24%，硫精矿产率为10.16%、含硫45.97%的良好指标。

4 结论

(1) 国外某低品位含金铜矿石含铜0.35%，为主要可回收的有价元素，含金0.08 g/t，为伴生回收元素。铜、金矿物嵌布粒度较细，且与黄铁矿共生关系密切，这在一定程度上给浮选增加难度。

(2) 本研究通过采用铜硫混浮—铜硫混合粗精矿再磨—铜硫分离工艺，最终获得铜品位为24.65%、金品位4.21 g/t，铜回收率为90.19%，金回收率为68.24%的铜精矿，以及硫品位45.97%、硫回收率68.96%的硫精矿，试验指标良好，实现了铜硫的有效分离以及金、铜资源的高效回收。