前言

2019年全球铜矿基础资源储量接近8.7亿t，其中智利是全球铜资源最丰富的国家，约占全球的23%，澳大利亚和秘鲁位分列第2和第3位，分别占10%，我国铜资源较为短缺，仅占全球的3%，但我国铜精矿年产量占全球8.2%，排名第三，铜矿静态储采比仅为15.4年^[1]。随着我国资源短缺和保障程度下降的趋势日益明显，对国外矿产资源的依赖日趋严重，矿业“走出去”成为必然。近年来，特别是在“一带一路”倡议的推动下，我国企业“走出去”参与境外矿业投资不断增加。因此针对澳大利亚低品位资源开展选冶技术研究，降低中资企业境外投资风险，进而提高资源的开发利用程度，对推动中资企业境外矿业开发和提高我国战略性矿产资源保障具有现实意义。

1 矿石性质

试验样品取自澳大利亚铜山铜矿，原矿化学多元素分析结果见表 1。矿石中主要矿物成分见表 2。

表 1结果表明，原矿中铜、金和硫为主要有价元素，其他元素综合利用价值较低。

矿石中主要金属矿物为黄铁矿和黄铜矿，主要的脉石矿物为石英、长石、云母和方解石等。

原矿中铜主要为原生铜，其次为次生铜，氧化铜含量较低，原矿铜物相分析结果见表 3。

矿石中铜主要以黄铜矿形式存在，其粒度较细，主要分布在0.07 mm粒级以下，平均粒度0.027 mm。黄铜矿主要呈他形粒状或不规则状与脉石矿物共生，两者接触面较平直，有利于黄铜矿单体解离。金大部分以单体自然金形式存在，赋存于硫化物及脉石粒间，粒度中细(0.02~0.08 mm)，26.25%的金以不可见金的形式被黄铁矿包裹。黄铁矿粒度为0.002~0.259 mm，平均粒度0.032 mm，主要呈半自形粒状，与其他矿物接触面较平直，有利于黄铁矿与其他矿物单体解离^[2-3]。矿石中黄铜矿、自然金和黄铁矿的嵌布关系如图 1所示。

2 试验结果与讨论 2.1 原则工艺流程选择

为初步探明原矿中铜和金的可选性，在工艺矿物学研究基础上，采用混合浮选、优先浮选和原矿浸出金探索试验^[4]，试验结果见表 4。

从表 4中可以看出，采用混合浮选工艺铜和金铁回收率较高；采用优先浮选工艺铜的回收率略低，并且部分金进入硫精矿中，由于原矿中铜和金品位均较低，采用优先浮选工艺流程长、成本高；采用原矿直接浸出工艺金的浸出率不高，这与原矿中部分不可见金被黄铁矿包裹有关，可考虑含金精矿细磨浸出工艺，避免原矿直接细磨浸出引起的成本升高问题。综合考虑，拟采用混合浮选—铜硫分离—硫精矿浸金的原则工艺流程。

2.2 铜硫混合浮选条件试验

对影响选别指标的主要因素磨矿细度、矿浆pH值、分散剂用量和捕收剂种类及用量等进行了条件试验，原则工艺见图 2。

2.2.1 捕收剂种类的影响

在磨矿细度-0.074 mm含量占65%、碳酸钠1 000 g/t，水玻璃500 g/t的条件下，进行捕收剂种类试验^[5]，其结果见图 2。

图 2结果表明，采用单一捕收剂TB和丁基黄药时，粗精矿金和铜品位高，但回收率低；采用组合捕收剂黄药+黑药时，粗精矿金和铜品位略低，但回收率高，其中辅助TB1021(硫氨酯类)对提高铜回收率有所帮助。从粗选尽量提高有价元素回收率角度考虑，选择丁基黄药+丁基铵黑药+TB组合。

2.2.2 粗选磨矿细度的影响

固定碳酸钠1 000 g/t，水玻璃500 g/t，异丁基黄药+丁基铵黑药+TB (40+20+10)g/t，进行粗选磨矿细度试验，其结果见图 3。

试验结果表明，较粗磨矿细度时，铜和金回收率较低，随着磨矿细度增加，粗精矿铜和金品位及回收率呈现先增加后小幅降低的趋势，当达到-0.074 mm占65%时，回收率达到较大值。进一步增加细度产生泥化，影响浮选分选效率，使得回收率有所降低。故选择磨矿细度-0.074 mm含量占65%。

2.2.3 矿浆pH值的影响

在磨矿细度-0.074 mm含量65%时，水玻璃500 g/t，异丁基黄药+丁基铵黑药+TB用量40+20+10 g/t，分别采用硫酸和碳酸钠调节矿浆pH值，试验结果见图 4。

图 4结果表明，pH值较低时，粗精矿中金和铜回收率较低，品位较高，随着pH值增加，粗精矿铜金回收率逐渐增加，当达到pH值为9时，回收率达到较大值，其后趋于平缓，选择碳酸钠用量2 000 g/t较为适宜。

2.2.4 水玻璃用量的影响

在磨矿细度-0.074 mm含量65%、碳酸钠2 000 g/t、异丁基黄药+丁铵黑药+TB(40+20+10) g/t的条件下，开展水玻璃用量试验，试验结果见图 5。

图 5结果表明，随着水玻璃用量增加，粗精矿铜和金回收率逐渐降低，而品位逐渐升高，选取1 000 g/t较为适宜。

2.2.5 捕收剂用量的影响

在磨矿细度-0.074 mm含量65%、碳酸钠2 000 g/t、水玻璃1 000 g/t条件下，开展捕收剂用量试验，其中m(异丁基黄药)：m(丁铵黑药)：m(TB)为4：2：1，试验结果见图 5。

图 6结果表明，随着捕收剂用量增加，粗精矿铜和金回收率逐渐升高，品位逐渐降低，达到70 g/t后回收率趋于平缓，品位较高，故捕收剂定为70 g/t。

2.3 混合浮选闭路试验

在条件试验基础上，开展不同中间产品再磨、精扫选段数等流程结构试验，最终确定图 7所示流程进行混合浮选段闭路试验，结果见表 5。

2.4 铜硫分离条件影响

为获得合格品级的铜精矿，开展再磨细度及脱药剂用量条件试验，采用氧化钙作为黄铁矿抑制剂，添加少量TB作为铜捕收剂^[6-7]，原则工艺流程见图 8。

2.4.1 再磨细度影响

在硫化钠用量2 000 g/t条件下，进行混合精矿再磨细度条件试验，试验结果见图 9。

试验结果表明，随着再磨细度增加，铜硫矿物解离度增加，分离粗精矿铜和金品位逐渐升高，当细度达到-0.43 mm含量90%，分离粗精矿铜金品位较高，此时回收率也保持在较高水平，进一步增加铜金指标趋缓。

2.4.2 硫化钠用量影响

再磨细度-0.043 mm含量90%条件下，进行抑制剂硫化钠用量条件试验，铜精矿指标见图 10。

试验结果表明，随着硫化钠用量增加，铜精矿铜品位和回收率呈上升趋势，当用量达到2 000 g/t，此时铜和金品位及回收率均较大，进一步增加用量，铜有所抑制，因此硫化钠用量2 000 g/t较为适宜。

2.5 铜硫分离闭路试验

在条件试验基础上，进行了铜硫分离闭路试验。全流程试验，如图 10所示，其结果见表 6。

2.6 硫精矿浸金影响

铜硫分离硫精矿金品位为1.24 g/t，金相对原矿损失率20.78%。岩矿鉴定表明，硫精矿中的主要矿物为黄铁矿，金被黄铁矿紧密包裹^[3]。本研究采用新型环保浸出剂—绿金浸出剂进行浸金^[8-9]，由条件试验确定了再磨细度、浸出剂用量、碱用量、浸出时间和矿浆浓度等工艺条件，图 11所示为最佳工艺条件下的浸出试验流程。

经化学分析浸渣化验金品位0.35 g/t，作业浸出率71.77%，对原矿金浸出率14.92%，金总收率64.21%。浸渣硫品位30.23%，达到硫精矿销售品级。

3 结论

(1) 澳大利亚某低品位铜金矿，铜和金品位分别为0.28%和0.30 g/t，其中铜主要以黄铜矿形式存在，嵌布粒度较细；金主要以自然金形式存在于硫化物及脉石中，部分以微细粒形式包裹于黄铁矿中。

(2) 根据矿石特性，采用混合浮选—铜硫分离工艺，综合回收了矿石中有价矿物：获得铜和金品位分别为19.02%和13.99 g/t，铜和金回收率分别为73.00%和49.29%的铜精矿；硫精矿通过再磨氧化浸金工艺，金浸出率14.92%，金总收率64.21%，浸渣硫品位30.23%，可作为硫精矿销售。该工艺具有成本低和药剂制度简单等优势。