自然界中铜矿物主要以硫化铜、氧化铜以及少量自然铜的形式存在（印万忠等，2013）。硫化铜矿物往往易浮选，相比硫化铜矿，氧化铜矿表面或解理面的表面张力更大，因而能够与水分子产生更为强烈的作用，表现出较强的水化性，可浮性比硫化铜矿差（戴柯进等，2016；李有辉等，2017；孙忠梅等，2019；宁发添等，2018）。一般而言，氧化铜矿物孔雀石、赤铜矿和蓝铜矿可浮性略好，经硫化后使用黄药或脂肪酸类捕收剂就可实现有效分选（孙志健等，2013）。硅孔雀石是一大类产状和组成极不固定的胶体矿物，亲水性极强，捕收剂只能在矿物表面的孔隙形成薄膜，形成不稳定的吸附层，属于极难选氧化铜矿物（崔毅琦等，2016；张凤华等，2014）。

研发新型药剂是硅孔雀石矿物浮选研究的重点（王凯，2014）。但新型药剂的选择性及价格因素制约了其工业应用（吕超等，2019）。若要在使用常规药剂的前提下，提高选别指标，则对难选氧化铜矿进行工艺矿物学研究至关重要。基于工艺矿物学研究，分析金铜氧化矿难选的主要原因，可以为选矿工艺流程的合理选择，提高浮选指标提供参考（彭英健等，2019）。

甘肃某难选金铜氧化矿石，铜氧化率高达95.87%，铜矿物以难选的硅孔雀石为主，且与脉石矿物关系密切，金与铜矿物呈伴生关系。为了实现对该金铜氧化矿资源的综合利用，本文对该矿石开展了系统的原矿工艺矿物学研究，制定了符合该矿石性质的浮选工艺流程，为该类矿石的开发利用提供借鉴。

原矿采自甘肃某矿山，为了查明该矿石性质，进行了原矿多元素、物相和矿物组成分析。表1为原矿多元素分析结果，表2和表3为原矿中铜、金物相分析结果，表4为矿石中矿物组成及相对含量。

（1）原矿多元素分析。由表1可知，原矿中可回收元素为Au和Cu，达到综合回收的元素为Ag。根据国家标准（GB/T 25283-2010）其他元素未达到综合回收标准，故不考虑其回收。

（2）原矿铜、金物相分析。由表2可知，原矿铜物相以氧化相中铜为主，含量为1.16%，铜矿物氧化率高达95.87%。由表3可知，原矿金物相以裸露、半裸露金为主，分布率为73.67%，其次为碳酸盐包裹金和硫化物包裹金。

（3）矿物组成及相对含量。由表4可知，非金属矿主要为斜长石、钾长石和石英。易泥化矿物为绿泥石和黑云母。

经统计，所见自然金中粒间金占21.74%，裂隙金占52.78%；包裹金虽占25.48%，但以细粒包裹为主，易解离回收。金的粒度分布统计结果为中粒金占16.22%，细粒金占57.80%，微细粒金占25.98%。矿石中的铜氧化率较高，主要铜矿物为硅孔雀石，其次为孔雀石，二者的大部分粒度大于74 μm，铜矿物与自然金之间的关系较密切，易于浮选铜矿物的同时回收金。浮选难点在于有部分硅孔雀石与非金属矿物连生，二者容易形成连生体。存在硅孔雀石呈乳滴状、浑圆粒状和不规则状交代包裹于非金属矿物中以及非金属矿物包裹于硅孔雀石的情况。

（1）考虑到矿石中粒间金和裂隙金占比较高（占所见自然金的74.52%），探讨采用尼尔森重选工艺能否得到高品位金精矿。试验结果表明：尼尔森重选试验可获得铜品位为6.37%、铜回收率为10.17%，金品位为77.92 g/t、金回收率为28.57%的金铜精矿。金精矿富集比高，但金回收率较低，这也印证了矿石中自然金以细粒金和少量微细粒金为主的结论，不宜采用重选工艺回收金。

（2）工艺矿物学研究表明，大部分金易回收，因此对原矿进行了全泥氰化浸出试验，从而验证氰化浸出工艺直接作为该原矿处理工艺流程的可行性。试验结果表明，原矿直接浸出，金浸出率最高为35.20%。矿石中含有的大量铜矿物除了消耗氰化物之外，还会在金表面形成一层薄膜，减缓金的溶解速度（乔吉波等，2018；李国尧，2017）。鉴于上述分析，尽管从金的赋存状态来看，可以采用氰化提金，但由于铜矿物的影响使得直接浸出工艺效果较差。

（3）金的赋存状态分析以及探索试验结果均反映出金的回收只能采用浮选工艺完成。铜的物相分析结果表明，铜氧化率高达95.87%，铜矿物种类较多，但主要是硅孔雀石和孔雀石，二者与脉石矿物关系密切，部分硅孔雀石与脉石矿物形成的共生关系不易使其充分解离，会造成铜品位低、回收率难以提高的问题，对磨矿细度要求更高。从金的赋存状态来看，金与铜之间的关系较为密切，故采用硫化浮选工艺处理该金铜氧化矿。

（1）磨矿细度试验。在调整剂CuSO₄用量为500 g/t、Na₂S用量为1 500 g/t、捕收剂丁基黄药用量为200 g/t，羟肟酸用量为100 g/t和25号黑药用量为32 g/t的条件下，考察了不同磨矿细度对浮选指标的影响。试验流程见图1，试验结果如图2所示。

由图2可知，当磨矿细度（-74 μm含量占比）从60%增加至80%时，铜回收率从49.09%增加至61.02%，金回收率从74.35%增加至80.92%，尾矿铜、金品位均有所下降。再增加磨矿细度（-74 μm含量占比）至90%，尾矿中铜、金品位变化较小。磨矿细度的增加有利于金和铜的单体解离，从而使金、铜回收率增加，但细磨后泥化程度增加，反而不利于浮选（孙广周等，2017；王龙等，2016）。因此，选定磨矿细度为-74 μm含量占80%。

（2）调整剂种类试验。在磨矿细度为-74 μm含量占80%、丁基黄药用量为200 g/t，羟肟酸用量为100 g/t和25号黑药用量为32 g/t的条件下，考察了不同调整剂对浮选指标的影响，试验结果如图3所示。

由图3可知，当Na₂S+CuSO₄作为组合调整剂时，可获得金品位为25.88 g/t、金回收率为80.92%，铜品位为4.81%、铜回收率为61.02%的金铜粗精矿。相比于其他调整剂，该调整剂组合可获得较高的铜、金回收率，故选用作为组合调整剂。

（3）Na₂S用量试验。通常情况下，氧化铜矿物的亲水性较强，常用的硫氢基类捕收剂很难吸附到矿物表面（王伊杰等，2013）。但经硫化后，氧化铜矿物表面的接触角增大，可浮性增强，可以很好地浮选氧化铜（孙忠梅，2016）。因此，考察Na₂S用量对浮选指标的影响，试验结果见图4。

由图4可知，随着Na₂S用量的增加，金铜粗精矿金、铜品位有所下降，当Na₂S用量为1 500 g/t时，可获得金品位为25.88 g/t、金回收率为80.92%，铜品位为4.81%、铜回收率为61.02%的金铜粗精矿。当Na₂S用量适当时，经硫化后，氧化铜矿物表面的接触角增大，可浮性增强（李新星等，2015）。继续增加Na₂S用量，浮选指标有所下降，其原因是当Na₂S过量时，矿浆中过剩的HS^-被氧化消耗了溶液中游离的氧，由于浮选矿浆中没有游离氧存在，造成捕收剂不在硫化矿物上吸附，因而形成抑制（雷力等，2014）。因此，选定Na₂S用量为1 500 g/t。

（4）CuSO₄用量试验。经Na₂S硫化后，氧化铜表面生成一层硫化矿的薄膜，CuSO₄起到了“二次”活化的作用（龙伟，2017）。因此，考察CuSO₄用量对浮选指标的影响，试验结果见图5。

由图5可知，随着CuSO₄用量的增加，金铜粗精矿金、铜回收率有所上升，当CuSO₄用量为900 g/t时，可获得金品位为33.46 g/t、金回收率为83.10%，铜品位为4.70%、铜回收率为65.22%的金铜粗精矿。继续增加CuSO₄用量，浮选指标有所下降，过多的CuSO₄导致形成的泡沫脆且黏度较大，影响了浮选过程（龙伟，2017；孙志健等，2013）。因此，选定CuSO₄用量为900 g/t。

（5）捕收剂种类试验。氧化铜矿物在硫化过程中存在着完全硫化、不完全硫化和完全不硫化的不同区域，组合捕收剂对各自的区域进行吸附而使整个矿物粒子的各个方面都疏水，从而提高矿物的可浮性（崔毅琦等，2016；张凤华等，2014）。文献报道ML和ZH捕收剂对氧化铜矿有很好的捕收能力，试验对比了常规浮选氧化铜时组合捕收剂和新型药剂对浮选指标的影响（对比试验在各组合药剂最佳用量条件下进行），捕收剂种类试验结果见图6。

由图6可知，相比于其他捕收剂种类，选用丁基黄药+25号黑药+羟肟酸（200 g/t +32 g/t +60 g/t）作组合捕收剂可获得较高的浮选指标，因此选用丁基黄药+25号黑药+羟肟酸作为本次试验的捕收剂。

（6）捕收剂用量试验。对所选组合捕收剂进行用量试验，试验结果见图7。

由图7（a）可知，随着丁基黄药用量的增加，金铜粗精矿金、铜回收率有所上升，当丁基黄药用量为100 g/t时，可获得金品位为29.95 g/t、金回收率为82.99%，铜品位为5.89%、铜回收率为63.12%的金铜粗精矿；继续增加丁基黄药用量，金、铜品位均有所下降。因此，选用丁基黄药用量为100 g/t。

由图7（b）可知，随着25号黑药用量的增加，金铜粗精矿金、铜回收率有所上升，当25号黑药用量为48 g/t时，可获得金品位为27.2 g/t、金回收率为83.62%，铜品位为5.30%、铜回收率为64.05%的金铜粗精矿；继续增加25号黑药用量，浮选指标变化较小。因此，选用25号黑药用量为48 g/t。

由图7（c）可知，随着羟肟酸用量的增加，金铜粗精矿金、铜回收率有所上升，当羟肟酸用量为200 g/t时，可获得金品位为22.50 g/t、金回收率为84.16%，铜品位为4.64%、铜回收率为67.46%的金铜粗精矿；继续增加羟肟酸用量，金、铜品位均有所下降。因此，选用羟肟酸用量为200 g/t。

在粗选各药剂最佳用量以及粗精矿最佳再磨细度条件下进行闭路试验，采用磨矿细度为-74 μm含量占80%，一粗三精四扫粗精矿再磨（磨矿细度为-74 μm含量占97.38%）工艺流程。试验流程如图8所示，试验结果见表5。

由表5可知，闭路试验可获得金品位86.65 g/t、金回收率为89.11%，铜品位为16.93%、铜回收率为71.92%的金铜精矿，其中银品位为216.24 g/t，银回收率为87.26%。获得的金铜精矿中金、铜含量分别达到精矿产品要求。

（1）尾矿粒度筛析试验。为了分析尾矿铜品位较高的原因，开展了尾矿粒度筛析试验。闭路试验尾矿铜品位为0.35%，粒度筛析试验结果见表6。由表6可知，-0.0308 mm级别铜品位最高（0.54%），损失率也最高（37.50%），说明损失的微细粒铜或未解离的微细粒铜占比最高，这部分铜很难得以回收。结合原矿中铜的赋存状态以及较高的氧化率可知，在磨矿中很容易形成连生体，贫连体可浮性差，很容易损失在尾矿中，故这部分铜在尾矿中损失为合理损失。

（2）尾矿金物相分析。为了分析尾矿金品位较高的原因，进行了尾矿金物相分析。闭路试验尾矿金品位为0.55%，尾矿金物相分析结果见表7。由表7可知，尾矿中金以硅酸盐包裹金为主，占比为42.84%；其次是碳酸盐包裹金，分布率为33.54%，说明损失在尾矿中的金主要包裹于脉石矿物中，故该部分金在尾矿中损失为合理损失。

（3）金铜精矿产品质量分析。对闭路试验获得的金铜精矿产品进行产品质量化学分析，结果见表8。由表8可知，按行业标准（YS/T3004-2011）金铜精矿中金质量达到Ⅲ级品（≥80 g/t）要求，按行业标准（YS/T318-2007）铜精矿达到了Ⅳ级品（≥16%）要求。无论按金精矿还是按铜精矿标准，杂质含量均不超标。

（1）对甘肃某难选金铜氧化矿进行工艺矿物学研究，结果表明：该矿金品位为4.83 g/t，铜品位为1.18%，伴生银品位为12.45 g/t，达到综合回收要求。矿石中粒间金和裂隙金占所见自然金的74.52%，包裹金占25.48%，银主要赋存于自然金中；矿石中主要的铜矿物为硅孔雀石和孔雀石，二者粒度大于74 μm的分别占69.85%和75.64%，铜矿物呈网状和细脉状分布，粒径差别大，少量细粒铜矿物包裹于非金属矿物中。

（2）闭路试验结果表明：在磨矿细度为-74 μm含量占80%，Na₂S作硫化剂，CuSO₄作活化剂，丁基黄药、羟肟酸及25黑药作捕收剂的条件下，经一次粗选，粗精矿再磨后三次精选，四次扫选，可获得金品位为86.65 g/t、金回收率为89.11%，铜品位为16.93%、铜回收率为71.92%的金铜精矿，其中银品位为216.24 g/t，银回收率为87.26%。

（3）尾矿筛析结果表明，尾矿中损失的铜为细级别铜，结合原矿中铜的赋存状态以及较高的氧化率，在磨矿中很容易形成连生体，贫连体可浮性差，很容易损失在尾矿中，故该部分铜在尾矿中损失为合理损失。尾矿金物相分析结果表明，硅酸盐包裹金和碳酸盐包裹金分布率为76.38%，损失在尾矿中的金主要为包裹于脉石矿物中的金。