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含铜金矿石选冶联合工艺
日期:2026-05-22     来源:admin    点击:

据统计,含铜金矿石在全球黄金资源中占有相当比例,我国云南、江西、安徽、新疆等地的金铜多金属矿山普遍面临此类矿石的处理难题。当矿石中铜含量超过0.3%时,直接氰化提金会导致氰化物消耗急剧增加,金浸出率显著下降,同时铜资源无法有效回收。含铜金矿石选冶联合工艺正是为解决这一矛盾而发展起来的技术路线,它通过选矿与冶金方法的有机组合,实现金与铜的高效分离和综合回收。

一、含铜金矿石处理面临的核心矛盾

含铜金矿石中的铜通常以黄铜矿、辉铜矿、蓝辉铜矿、孔雀石等形态存在。在氰化浸出过程中,铜矿物会与氰化物发生强烈反应,生成铜氰络离子。这一反应带来的负面影响是多方面的。每溶解一克铜,消耗的氰化物相当于溶解十克金所需的量。当矿石中铜含量达到0.5%时,氰化钠单耗可飙升至每吨矿五公斤以上,是常规金矿的五到十倍。同时,铜氰络离子在活性炭吸附过程中与金氰络离子产生竞争,降低炭对金的吸附容量。部分铜矿物还会在金粒表面形成包裹层,阻碍金与氰化液的接触,进一步压低金浸出率。

另一方面,如果采用浮选工艺单独回收金,大量铜矿物会同步进入金精矿,导致铜杂质超标,冶炼厂对金精矿中的铜含量有严格限制,通常要求低于百分之一。如果采用铜优先浮选流程,部分金又会随铜精矿流失,降低金的总回收率。因此,含铜金矿石的处理不能简单套用常规金矿的选冶流程,必须设计专门的技术路线。

含铜金矿石选冶联合工艺的核心逻辑是“先选后冶、分步回收”,即先通过浮选实现铜金分离或部分分离,再对各自产品采用针对性的冶金方法提取金和铜。根据矿石性质和铜矿物类型的不同,工业上形成了三种主流技术路线。

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二、优先浮选铜再氰化提金

当矿石中的铜以硫化铜矿物为主,且金主要与硫化物共生或呈单体状态时,优先浮选铜再氰化提金是最常用的方案。其原理是采用铜的专用捕收剂优先浮选铜矿物,抑制金和黄铁矿,使铜进入铜精矿,金留在浮选尾矿中,尾矿再经氰化浸出回收金。

典型的工艺流程为:原矿经破碎磨矿至-200目占70%-80%,进入铜浮选系统。采用石灰调节矿浆pH至9-10,抑制黄铁矿。加入捕收剂如Z-200或酯-105,起泡剂如2号油,经一粗两扫两精浮选,产出铜精矿。铜浮选尾矿进入金氰化浸出系统,经浓缩调浆后加入氰化钠浸出24-36小时,活性炭吸附产出金泥。

该工艺的核心优势在于实现了铜和金的分别回收,铜精矿中铜品位可达15%-20%,铜回收率85%-90%。金回收率也可达到80%-88%。氰化钠消耗量比直接氰化降低60%-70%。江西某含铜金矿采用该工艺,原矿金品位3.2克/吨、铜品位0.45%,获得铜精矿铜品位18.5%、铜回收率87.2%,浮选尾矿氰化金浸出率91.5%,金总回收率85.6%,氰化钠单耗降至每吨矿1.2公斤。

优先浮选铜方案的技术难点在于铜金分离的选择性。当金与铜矿物嵌布关系密切,部分金以微细粒包裹于黄铜矿中时,浮选铜的过程中金会随之上浮进入铜精矿。这部分金在铜冶炼过程中虽然可以回收,但冶炼厂的结算系数通常较低,金的经济价值损失较大。针对这种情况,需要对铜精矿中的金进行单独计价评估,或在浮选阶段采用更温和的抑制剂控制金的上浮率。

三、金铜混合浮选再分离

当矿石中的金与铜矿物嵌布紧密,难以通过优先浮选实现有效分离时,金铜混合浮选再分离是一条可行的技术路线。其原理是将金和铜一起浮选为混合精矿,再对混合精矿进行再磨和分步浮选,实现金与铜的分离。

工艺流程分为混合浮选和分离浮选两个阶段。混合浮选阶段采用黄药类捕收剂,将金和硫化铜矿物一起上浮,产出的混合精矿铜品位5%-10%,金品位15-30克/吨。混合精矿再磨至-200目占90%以上,使铜矿物与金进一步解离,然后进入分离浮选。分离浮选采用石灰调pH至11-12,加入氰化物或亚硫酸钠抑制黄铁矿和部分金,优先浮选铜矿物,槽内产品为金精矿。

该工艺的适用条件是矿石中铜矿物以黄铜矿为主,且金与黄铁矿关系密切。某含铜金矿原矿金品位4.5克/吨、铜品位0.8%,金主要与黄铁矿共生,铜以黄铜矿存在。采用混合浮选得到铜金混合精矿,再磨后分离浮选,获得铜精矿铜品位22%、铜回收率85%,金精矿金品位35克/吨、金回收率88%。全流程金总回收率86.5%,铜回收率84%。

混合浮选再分离工艺的优点是适应性强,对嵌布细的矿石也能获得较高回收率。缺点是流程较长,分离浮选阶段需要使用氰化物作为抑制剂,对环保管控要求较高。分离浮选产生的含氰废水须进行破氰处理后方可排放或回用。

四、铜精矿热压酸浸提金

当铜以次生硫化铜矿物如辉铜矿、蓝辉铜矿为主,且金与铜矿物嵌布极为紧密,常规浮选无法有效分离时,含铜金矿石选冶联合工艺的第三条路线是将铜精矿直接进行热压酸浸,在浸出铜的同时使金暴露,浸渣再氰化提金。

热压酸浸的原理是在高温150-200摄氏度和高压1.5-2.5兆帕条件下,向矿浆中通入氧气,铜矿物被氧化为可溶性硫酸铜进入溶液,金则留在浸渣中。浸渣经中和洗涤后进入氰化系统浸出金。铜浸出液送萃取电积生产阴极铜。

这一技术的核心优势是彻底解决了铜金分离难题,铜浸出率可达95%以上,金氰化浸出率可达92%-96%。与传统火法冶炼相比,热压酸浸对砷等有害杂质的适应性更强,环保压力较小。云南某含铜金矿采用该工艺处理高砷铜金精矿,铜浸出率96.5%,金氰化浸出率94.2%,银浸出率85.6%,实现了铜、金、银的综合回收。

热压酸浸工艺的局限性在于设备投资高,高压釜及配套系统投资较大,运营维护技术门槛较高。该工艺适合处理大型矿山产出的难选铜金混合精矿,对中小规模项目经济性欠佳。

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五、含铜金矿石选冶联合工艺方案对比

下表从技术原理、适用条件、金回收率、铜回收率、氰化钠消耗、投资规模六个维度对比上述三种技术路线。

方案技术原理适用条件金回收率铜回收率氰化钠消耗(公斤/吨原矿)投资规模
优先浮铜再氰化优先浮选铜矿物,尾矿氰化铜矿物以黄铜矿为主,金与铜嵌布不紧密80%-88%85%-90%0.5-1.5中等
混合浮选再分离混浮金铜后分离浮选金铜嵌布紧密,需要再磨解离85%-90%80%-88%2-4(分离浮选用)中高
铜精矿热压酸浸热压酸浸铜,浸渣氰化铜以次生硫化矿为主,金铜极难分离90%-95%92%-97%0.3-0.8

从表中可以看出,优先浮铜再氰化方案投资适中、氰化钠消耗最低,适合处理铜金嵌布关系不紧密的矿石。混合浮选再分离方案适应性更强,但分离浮选需使用氰化物,环保压力较大。热压酸浸方案回收率最高、氰化钠消耗最低,但投资门槛最高。

六、核心技术参数与设备配置

以日处理500吨含铜金矿石的选厂为例,优先浮铜再氰化方案的主要工艺参数和设备配置如下。

磨矿细度控制在-200目占75%-80%,铜浮选矿浆浓度30%-35%,pH值9.5-10.5,捕收剂Z-200用量20-40克/吨,起泡剂2号油用量10-15克/吨,石灰用量1.5-2.5公斤/吨。铜浮选采用一粗两扫两精流程,粗选槽选用XCF-8或KYF-8型浮选机。铜精矿经浓密和压滤脱水后外售,精矿含水率10%-12%。

铜浮选尾矿进入金氰化系统。氰化前需将尾矿浓缩至浓度42%-48%,浸出槽采用6-8台双叶轮机械搅拌槽,单槽有效容积40-60立方米。氰化钠用量每吨原矿0.8-1.5公斤,浸出时间24-36小时,活性炭吸附采用4-6级逆流吸附槽。载金炭解吸采用高温高压解吸系统,温度140-160摄氏度,压力0.5-0.6兆帕。金泥经熔炼产出金锭。

主要设备配置表如下

设备名称型号规格数量单机功率(kW)
颚式破碎机PE600×9001台75
圆锥破碎机PYB12001台110
球磨机MQG2.7×3.61台320
水力旋流器组FX350×21组-
浮选机XCF/KYF-88槽22×8
高效浓缩机NZG-91台5.5
搅拌浸出槽BJ-506台22×6
炭吸附槽XK-504台18.5×4
解吸电解系统成套1套45
板框压滤机XMZ200/12502台11×2

设备总投资约700-900万元,不含土建和安装费用。

七、案例参考

江西某含铜金矿原矿金品位2.8克/吨,铜品位0.52%,硫品位3.5%。铜矿物以黄铜矿为主,金以自然金形态赋存于黄铁矿和石英中,与铜嵌布关系不紧密。原采用直接氰化工艺,氰化钠单耗高达每吨矿5.2公斤,金浸出率仅76.5%,且铜无法回收。

该矿改造为含铜金矿石选冶联合工艺,采用优先浮铜再氰化技术路线。浮选段采用一粗两扫两精流程,石灰调pH至10,Z-200捕收剂每吨原矿30克,获得铜精矿铜品位18.2%、铜回收率88.5%,铜精矿含金12.5克/吨、金回收率22.5%。浮选尾矿氰化段氰化钠单耗降至每吨原矿1.1公斤,金浸出率92.8%。全流程金总回收率85.6%。年处理矿石15万吨,年产铜精矿约4000吨,年增产值约2800万元,改造投资约350万元,投资回收期不到6个月。

新疆某含铜金矿矿石性质更为复杂,铜以黄铜矿和辉铜矿共存,金与铜嵌布紧密,优先浮选无法有效分离。该矿采用混合浮选再分离工艺,原矿磨至-200目占85%,混合浮选获得金铜混合精矿,再磨至-200目占95%后分离浮选,产出铜精矿和金精矿。金总回收率87.2%,铜回收率84.5%。该矿同时建设了含氰废水处理系统,实现了氰化物的闭路循环和零排放。

八、常见技术问题

问题一:含铜金矿石选冶联合工艺中,如何判断采用优先浮铜还是混合浮选

判断依据是金与铜矿物的嵌布关系。取代表性矿样做工艺矿物学分析,在显微镜下观察金粒与铜矿物的接触关系。如果金粒以单体或半单体形态存在,与铜矿物界限清晰,优先浮铜可实现有效分离。如果金粒被铜矿物包裹或与铜矿物呈细粒浸染状共生,优先浮铜会导致大量金随铜上浮,此时应选择混合浮选再分离或热压酸浸。

问题二:铜浮选尾矿氰化时,残余的铜离子对氰化有什么影响

浮选尾矿中通常含有微量铜离子,浓度在每升十到几十毫克。低浓度的铜离子对氰化浸出影响有限,但铜离子会与氰根形成络合物,轻微增加氰化物消耗。可在氰化前用沉淀剂如硫化钠处理尾矿,或适当增加氰化钠用量。当浮选尾矿中铜品位超过0.05%时,建议在氰化前增加一段洗矿或浓密作业,降低液相中的铜离子浓度。

问题三:分离浮选时使用的氰化物抑制剂的环保如何处理

分离浮选阶段使用的氰化物量远小于氰化浸出,但仍需严格管理。建议将分离浮选的含氰废水单独收集,采用碱性氯化法或二氧化硫-空气法破氰处理后,再并入全厂回水系统。也可将含氰废水直接送入氰化浸出系统作为补充水,实现氰化物的综合利用,但需计算好水量平衡。

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九、结论与建议

含铜金矿石选冶联合工艺的核心思路是通过浮选实现铜与金的分离或预富集,再对各自产品采用针对性方法提取有价金属。优先浮铜再氰化适用于铜金嵌布不紧密的矿石,投资适中、氰化钠消耗低。混合浮选再分离适应性更强,适用于嵌布细的矿石,但分离浮选需使用氰化物。铜精矿热压酸浸回收率最高、环保性好,但投资门槛高。

几点建议供参考。第一,在工艺设计前必须完成工艺矿物学研究和铜金分离试验,这是选择技术路线的科学依据。第二,经济性评估时不能只看金回收率,要将铜的价值纳入计算,含铜金矿石的铜收益往往可以覆盖大部分选冶成本。第三,优先浮铜方案应尽量降低铜精矿中的金含量,避免金以较低的冶炼系数结算造成价值损失,必要时可在浮选阶段添加少量氰化物或亚硫酸钠抑制金的上浮。第四,对于已投产的含铜金矿选厂,如果氰化钠消耗异常偏高,应首先检测原矿和浮选尾矿中的铜含量,排查铜干扰的源头。如需详细的技术方案和针对您矿山的含铜金矿石选冶联合工艺设计,请将矿石样品、铜和金品位、铜矿物种类数据发送给我们,选矿工程师团队可提供从小型试验到全流程设计的专业技术服务。