中亚某难选含铜金矿选冶试验研究.pdf

2024年第2 期doi:10.3969/j.issn.1671-9492.2024.02.003有色金属（选矿部分）中亚某难选含铜金矿选冶试验研究15杨松涛1,2，林海彬1.2，王乾坤1.2，谢洪珍1.2，张耀铭3，王中溪”，徐其红1.2（1.低品位难处理黄金资源综合利用国家重点实验室，福建厦门36 110 1；2.厦门紫金矿冶技术有限公司，福建厦门36 110 1；3.紫金矿业集团股份有限公司，福建上杭36 42 0 0)摘要：采用“浮选一浮选精矿销售一浮选尾矿直接炭浆法氰化浸出”工艺综合回收中亚某矿山过渡带难选含铜金矿中的金和铜。矿石含金3.52 g/t、银11.2 0 g/t、铜0.54%、砷0.40%、硫1.54%，其中氧化铜含量为0.2 2%，占总铜含量的40.74%，金、铜嵌布粒度微细，嵌布关系复杂，属于复杂难选含氧化铜金矿。针对矿石特点，通过引进氧化铜矿石的捕收药剂体系，增加精选级数，按照便于现场技改的硫化铜、氧化铜混合浮选工艺进行金铜浮选回收，对铜浮选尾矿进行直接炭浆法氰化浸出回收金，最终可获得产率3.92%，含金48.50 g/t、含铜8.45%的浮选精矿，可直接销售；浮选尾矿含铜0.2 1%，可氰化铜含量为0.12%，将其直接炭浸消耗氰化钠3.1kg/t，金浸出率达到7 4.7 1%；浮选+浸出金综合回收率为8 8.2 6%，铜回收率为6 2.16%。与现场“浮选一浮选精矿销售一浮选尾矿氨氰法抑铜浸金一氨氰尾浆炭浸”工艺相比，浮选精矿产率接近，精矿金铜品位更优，金综合回收率提高了6.0 2 个百分点，铜回收率提高了9.2 4个百分点。研究结果可作为现场技改依据。关键词：含氧化铜金矿；铜混合浮选；氧化铜捕收剂；可氰化铜中图分类号：TD952；T D 92 5+.7Experimental Study on Beneficiation and Metallurgy of a Refractory Copper-bearingYANG Songtaol-2,LIN Haibin-2,WANG Qiankun*2,XIE Hongzhen*2,ZHANG Yaoming,(1.State Key Laboratory of Comprehensive Utilization of Low-grade Refractory Gold Ores,2.Xiamen Zijin Technology of Mining and Metallurgy Co.,Ltd.,Xiamen 361101,Fujian,China;3.Zijin Mining Group Co.,Ltd.,Shanghang 364200,Fujian,China)Abstract:Gold and copper from a refractory copper-bearing gold ore in the transitional zone of a minein Central Asia were comprehensively recovered by the process of flotation-flotation concentrate sale-directCIL cyanide leaching of flotation tailings.The ore contained 3.52 g/t gold,11.20 g/t silver,0.54%copper,0.40%arsenic and 1.54%sulfur,in which the content of copper oxide was 0.22%,accountingfor 40.74%of the total copper content.The dissemination of gold and copper in the ore was fine and thedissemination relationship was complex,which belonged to the complex refractory gold ore containingcopper oxide.According to the characteristics of copper oxide ore,the collector system of copper oxide orewas introduced,the cleaning stage was increased,the gold and copper flotation recovery was carried outaccording to the bulk flotation process of copper sulfides and copper oxides,and the gold was recovered bydirect CIL cyanide leaching of copper flotation tailings.Finally,a flotation concentrate with a yield of3.92%,a gold content of 48.50 g/t and a copper content of 8.45%was obtained,which can be solddirectly.The flotation tailings contained 0.21%of copper and 0.12%of cyanide-leachable copper.The directCIL of the tailings consumed 3.1 kg/t of sodium cyanide and the leaching rate of gold reached 74.71%.The收稿日期：2 0 2 2-0 9-30基金项目：福建省科学技术厅对外合作项目（闵科资2 0 2 12 5号，2 0 2 1110 12)作者简介：杨松涛（198 3一），男，加拿大籍华人，江苏东台籍，博士，高级工程师，主要从事选矿新药剂、选冶联合关键技术研究。文献标志码：AGold Ore in Central AsiaWANG Zhongxi,XU Qihongl-2Xiamen 361101,Fujian,China;文章编号：16 7 1-9492(2 0 2 4)0 2-0 0 15-0 716comprehensive recovery of gold was 88.26%and the recovery of copper was 62.16%.Compared with theprocess of flotation-floatation concentrate sale-floatation tailings copper inhibition leaching gold-ammonia-cyanide tailings pulp CIL,the flotation concentrate yield was close,the concentrate grade of gold andcopper was better,the comprehensive recovery of gold was increased by 6.02 percentage points,and therecovery of copper was increased by 9.24 percentage points.The research results can be used as the basis forfield technical renovation.Key words:copper oxide-bearing gold ore;Cu bulk flotation;Cu oxide flotation reagents;cyanideleachable Cu中亚某过渡带难选含氧化铜矿金矿因铜矿物氧化率较高，并且金铜矿物嵌布粒度细微，金铜浮选回收率较低，浮选尾矿铜含量常年高于0.2 5%，原工艺采用“浮选一浮选精矿销售一浮选尾矿氨氰法抑铜浸金一氨氰尾浆炭浸工艺流程回收金铜，氨氰工艺1-2 有利于抑铜浸金，降低氰化钠用量，但存在流程较长、炭浸尾矿金品位偏高、限制产能提升等缺点。在原工艺浮选指标的基础上，浮选尾矿如采用直接炭浆法提金所需氰化钠耗量高达5kg/t之上3-5。因此，针对该类型矿石，通过优化和改善铜的浮选回收，降低浮选尾矿铜含量，尤其是可氰化铜含量，在可接受的氰化钠用量下实现浮选尾矿直接Table 1 Results of chemical multi-elements analysis of the ore组分Aul)含量3.52注：1)单位为g/t,下同。Table 2Results of copper chemical phase analysis of the ore铜相别氧化铜含量0.22分布率40.00从表2 可以看出，矿石中以氧化铜、铜蓝、辉铜矿、黄铜矿及其他铜形式存在的铜矿物的分布率分别为40.0 0%、14.56%、1.8 2%、43.6 4%，除黄铜矿及其他铜矿物较难与氰化钠反应外，其余三种铜矿物均极易与氰化钠反应，为可氰化铜，占比合计高达56.36%，直接氰化将消耗大量的氰化钠。工艺矿物学分析结果表明，矿石中铜矿物与脉石、黄铁矿、毒砂等之间形成复杂的嵌布关Table 3RResults of gold diagnostic leach phase analysis of the ore金相别暴露金含量1）1.99分布率56.53有色金属（选矿部分）炭浆法提金，是目前呕需解决的技术攻关难题。1矿石性质原矿中的金属矿物主要为黄铁矿、黄铜矿、赤铜矿/孔雀石、铜蓝、辉铜矿/蓝辉铜矿、毒砂、褐铁矿，还有少量黔铜矿、斜方砷铁矿、赤铁矿等；脉石矿物主要为石英、白云石、方解石，其次为绿泥石、长石、斜长石、白云母、金云母等。矿石化学多元素分析结果见表1，铜物相分析结果见表2。从表1、2 可以看出，矿石中金铜为主要回收对象，银可以伴随回收。铜矿物主要以黄铜矿、赤铜矿/孔雀石（氧化物铜矿）、铜蓝、辉铜矿为主。表1矿石化学多元素分析结果CuTS0.541.54表2 矿石铜化学物相分析结果铜蓝辉铜矿0.080.0114.561.82系，且呈微细粒包裹而不易解离，必须细磨才能使矿物解离。金主要以自然金、银金矿为主，嵌布粒度微细，金诊断浸出物相分析结果见表3。金分布较分散，其中暴露金占比56.53%，其余包裹金主要被硫化物包裹，占比32.6 7%，少部分被硅酸盐、碳酸盐及其他矿物包裹，占比10.8 0%。这些包裹金粒度极其微细，采用常规方法难以获得理想效果。表3矿石金诊断浸出物相分析结果硫化物包裹金硅酸盐包裹金1.170.2132.675.972024年第2 期/%Agl)As10.930.40黄铜矿及其他铜0.2443.64碳酸盐包裹金及其他0.174.83Fe9.97合计0.55100.0合计3.52100.0/%/%2024年第2 期2选矿试验针对矿石性质特点，结合目前矿山现场运行的“一粗三扫一精”浮选工艺流程，对该矿石展开浮选研究的主要思路有两点：1）在粗扫选阶段通过浮选动力学试验，引进氧化铜浮选药剂体系，优化“硫氧混浮”浮铜工艺中的各药剂及用量，提高铜浮选回收率，降低浮选尾矿中铜及其中可氰化铜含量；2)在闭路试验精选阶段，通过增加精选级数，在尽可能提高铜回收率的前提下，保证精矿中金含量足够高，产出利于销售的精矿。2.1粗扫选条件试验粗扫选条件试验采用“一次粗选三次扫选”流程，捕收剂采用戊基黄药，用量保持与矿山生产一致，为150 g/t，起泡剂采用松醇油，用量为2 5g/t。试验主要考察磨矿细度、氧化铜矿捕收剂种类6-7、预硫化剂硫化钠用量、调整剂纯碱用量以及协同捕收剂丁铵黑药用量等对铜、金选别指标的影响，试验流程见图1，试验结果见表2 6。对粗选精矿、三级扫选精矿依次累加，绘制铜、金的“品位-回收率”浮选原矿Na,CO,pH=8.08.5磨矿O细度3*Na,S2*戊基黄药8 02*丁铵黑药2*铜捕收剂1*松醇油15粗选5粗扫选合并精矿图1粗扫选条件试验流程Fig.1Flowsheet of rougher-scavenger condition tests杨松涛等：中亚某难选含铜金矿选冶试验研究2.1.1磨矿细度试验固定粗选药剂NazCO：用量为1.0 kg/t、Na z S用量10 0 g/t、丁铵黑药用量40 g/t、铜矿捕收剂MX371540g/t（扫选药剂用量依次减半），进行粗选磨矿细度试验，试验流程同图1，试验结果见图2。由图2 可知，随着磨矿细度增加，金铜回收率先增加后降低，金铜品位逐渐降低，当磨矿细度为一0.0 7 4mm占90%时铜回收率最高，铜品位与磨矿细度为一0.0 7 4mm占8 0%时接近；当磨矿细度为一0.0 7 4mm占9 5%时，金回收率最高，但金品位却比磨矿细度为一0.0 7 4mm占9 0%时下降明显。综合考虑，确定磨矿细度为一0.0 7 4mm占90%。2.580(a)752.0701.5651.060+Cu品位+Cu回收率0.51药剂用量单位：g/t60浮选、搅拌时间：min下同3*Na,s2*戊基黄药402*丁铵黑药2*铜捕收剂1*松醇油5扫选13*Na,s32*戊基黄药2 02*丁铵黑药2*铜捕收剂1*松醇油5扫选3kNa,s2*戊基黄药102*丁铵黑药1*铜捕收剂扫选3粗扫选尾矿17动力学曲线，经过综合比较，确定优化工艺参数。558090磨矿细度(-0.0 7 4 mm)/%14(b)1312111098Fig,2 Results of grinding fineness tests2.1.2铜捕收剂筛选试验固定粗选磨矿细度为一0.0 7 4mm占9 0%，NazCO用量为1.0 kg/t、Na z S用量10 0 g/t、戊基黄药用量150 g/t、丁铵黑药用量40 g/t（扫选药剂用量依次减半），进行粗扫选铜捕收剂种类试验，考察了使用Z-200、M X 37 15、A P2 0 8、苯甲羟酸BHA、水杨羟酸SHA五种捕收剂对铜、金选别指标的影响，试验流程同图1，试验结果见图3。由图3可知，在使用硫化钠为氧化铜预硫化剂的前提下，两种羟酸类捕收剂以及AP208对铜的捕收效果较低，95A u 品位Au回收率6080磨矿细度(-0.0 7 4mm)/%图2 磨矿细度试验结果9890957570%/率回6560559818MX3715对铜的捕收剂效果优于Z-200，同时对铜金的浮选回收效果最佳，经过对比，确定采用铜捕收剂 MX3715。6(a)543214530(b)L25.3)22015105L30Fig.3Results of copper collector type tests2.1.3硫化钠用量试验常见氧化铜矿的浮选预硫化剂为硫氢化钠8 1和硫化钠E9。固定粗选磨矿细度为一0.0 7 4mm占90%,NazCO：用量为1.0 kg/t、戊基黄药150 g/t、丁铵黑药用量40 g/t、铜矿捕收剂MX371540g/t（扫选药剂用量依次减半），进行粗扫选硫化钠用量试验，试验流程同图1，试验结果见图4。由图4可知，当硫化钠用量增至30 0 g/t时，铜的浮选指标最优，但与用量为10 0 g/t及150 g/t指标相差不大，但金的浮选指标在硫化钠用量为10 0 g/t时达到最优，原因可能是硫化钠用量的继续增加抑制了含金黄铁矿的浮选。综合考虑，确定硫化钠用量为10 0 g/t。2.1.4碳酸钠用量试验碳酸钠的添加一方面可以调节矿浆pH,另一方面随着碳酸钠用量的增加，提高矿浆离子强度，从而有利于提高矿浆中细粒的分散效果。固定粗选磨矿细度为一0.0 7 4mm占90%,NazS用量为1.0 kg/t、戊基黄药用量150 g/t、丁铵黑药用量40 g/t、铜矿捕收剂MX3715用量40 g/t（扫选药剂用量依次减半），进行粗扫选Na2CO：用量试验，试验流程同图1,试验结果见图5。由图5可知，当Na2CO：用量增有色金属（选矿部分）6(a)%54+40g/t MX3715+40g/tZ-20040g/t AP208￥10 0 g/t SH A100 g/t BHA-么不添加铜捕收剂5550粗扫选精矿Cu回收率/%+40 g/t MX3715+40g/t Z-200+40g/t AP208￥10 0 g/t SH A-100 g/t BHA-公不添加铜捕收剂13540粗扫选精矿Au回收率/%图3铜捕收剂筛选试验结果2024年第2 期-0g/硫化钠+50g/硫化钠+100g/硫化钠A-150g/硫化钠+300g/硫化钠32F14530(b)2256065455015055粗扫选精矿Cu回收率/%7075556060.8）12015105L40图4粗扫选硫化钠用量试验结果Fig.4Results of rougher-scavenger sodium6570654550粗扫选精矿Au回收率/%sulfide dosage tests6(a)5%/E432154535(b)302520F1510445图5粗扫选碳酸钠用量试验结果Fig.5Results of rougher-scavenger sodiumcarbonate dosage tests至10 0 0 g/t时，铜金浮选指标最优，当用量继续增至2 0 0 0 g/t时，铜金浮选指标提高幅度不明显。综70-公0 g/硫化钠+50g/硫化钠100g/硫化钠+150g/硫化钠+300g/硫化钠5560-么0 g/碳酸钠-250g/碳酸钠+500g/碳酸钠-1 000g/碳酸钠-2000g/碳酸钠A5055粗扫选精矿Cu回收率/%5055粗扫选精矿Au回收率/%75656065-公0 g/碳酸钠250g/碳酸钠+500g/碳酸钠+1000g/碳酸钠+2000g/碳酸钠60658070707570857580752024年第2 期合考虑，确定NazCO，用量为1 0 0 0 g/t。2.1.5丁铵黑药用量试验固定粗选磨矿细度为一0.0 7 4mm占9 0%，NazCOs用量10 0 0 g/t、Na z S用量为1.0 kg/t、戊基黄药用量150 g/t、铜矿捕收剂MX3715用量40 g/t（扫选药剂用量依次减半），进行粗扫选协同捕收剂丁铵黑药的用量试验，试验流程同图1，试验结果见图6。由图6 可知，随着丁铵黑药用量增加，粗扫选精矿产率增加，铜金回收率增加，主要是因为丁铵黑药有增强起泡的效果。当丁铵黑药用量为40 g/t时，在相同回收率条件下，粗扫选精矿中铜金品位最优，当丁铵黑药用量继续增至8 0 g/t时，铜金回收率有所提高，但是铜金品位却下降明显。综合考虑，确定丁铵黑药用量为40 g/t。2.1.6闭路试验在粗扫选条件优化试验基础上进行了浮选闭路试验，分别采用“一粗三扫三精”“一粗三扫两精”流程，产出两组不同产率的浮选精矿，试验流程见图7。现场原浮选工艺流程未使用硫化钠和MX3715，铜捕收剂为Z-200，采用“一粗三扫一精”流程，三种工艺流程闭路试验结果见表4。原矿Na,CO,1000 pH=8.08.53*Na,S502*戊基黄药8 02*丁铵黑药2 02*MX3715201*松醇油15粗选53*Na,S 252*戊基黄药402*丁铵黑药102*MX3715101*松醇油5精选1扫选I431*松醇油5精选31*松醇油5精选3销售精矿Fig,7Flowsheet of the locked-cycle tests杨松涛等：中亚某难选含铜金矿选冶试验研究-0 g/丁铵黑药+20g/丁铵黑药+40g/t丁铵黑药280g/t丁铵黑药505535(b)30252015-0 g/丁铵黑药一20g/丁铵黑药1040g/t丁铵黑药-80g/t丁铵黑药535404550556065粗扫选精矿Au回收率/%图6粗扫选丁铵黑药用量试验结果Fig.6JResults of rougher-scavenger ammoniumdibutyldithiophosphate(ADTP)dosage tests3*Na,S 152*戊基黄药2 02*丁铵黑药52*MX371551*松醇油5扫选33*Na,S 102*戊基黄药102*丁铵黑药52 M X 37 15.5扫选3尾矿进人炭浸图7 闭路试验流程196(a)5工6065粗扫选精矿Cu回收率/%公7075707580808520工艺流程原“一粗三扫一精”“一粗三扫三精”“一粗三扫两精”由表4可知，在优化药剂制度下，增加精选一、精选二，采用三级精选，精矿产率与原浮选工艺接近，为3.9%左右，精矿铜品位比原工艺高于1.14个百分点，铜回收率从52.92%提高至6 2.16%，尾矿铜品位从0.2 6%降至0.2 1%，精矿金品位比原工艺高2.17 g/t，金回收率从50.99%提高至53.8 0%；采用两级精选，精矿产率从三级精选的3.92%提高至6.47%，铜回收率进一步提高至7 0.0 1%，金回收率提高至59.6 2%，但是精矿中金铜品位均降低，铜品位5.7 4%，金品位32.91g/t。若销售精矿金计价系数变化不大，可以采用二级精选流程，同时铜回收率提高明显，尾矿中铜含量可进一步降低至0.17%，更表5闭路浮选尾矿与原矿中铜化学物相分析比较（精矿回收率按品位计）Table 5 Analysis and comparison of chemical phases of copper in the tailings of locked-cycle tests工艺流程合计含量0.15原“一粗三扫一精”分布率精矿回收率含量“一粗三扫三精”分布率精矿回收率含量分布率“一粗三扫两精”精矿回收率原矿铜含量2.2浮选尾矿金浸出试验对闭路试验三组浮选尾矿进行金浸出试验，试验结果见表6。金综合回收率为金浮选回收率与浮选尾矿金浸出回收率之和，铜浮选回收率即为铜综合回收率。现场原工艺为“浮选一浮选尾矿氨氰法抑铜浸金一氨氰尾浆炭浸”流程，对原工艺浮选尾矿品位为1.7 8 g/t的金进行氨氰选择性浸出，氨氰尾浆继续炭浸，最终尾渣金为0.6 5g/t，其中硫酸铵和氰化钠耗量分别为4.5kg/t和1.5kg/t。在浮选优化药剂制度及工艺条件下，“一粗三扫三有色金属（选矿部分）表4闭路试验结果Table 4IResults of locked-cycle tests产品名称产率精矿3.84尾矿96.16原矿100.0精矿3.92尾矿96.08原矿100.0精矿6.47尾矿93.53原矿100.0尾矿铜相别氧化铜57.6931.820.1152.3850.000.08047.0663.640.222024年第2 期/%品位回收率Aul)Cu46.337.311.780.263.490.5348.508.451.700.213.540.5332.915.741.540.173.570.53有利于浮选尾矿直接炭浆法浸金降低氰化钠耗量。对原矿和闭路浮选尾矿中的铜物相分析结果进行了比较，主要考察铜各物相的理论回收率（按尾矿品位计），计算结果见表5。由表5可知，原浮选工艺中氧化铜的回收率仅为31.8 2%，在优化药剂制度下，“一粗三扫三精”“一粗三扫两精”闭路试验中氧化铜中铜的回收率分别提高至50.0 0%和6 3.6 4%，另外，铜蓝和辉铜矿中铜的回收率也有所提高，黄铜矿及其他铜中铜的回收率基本保持不变。浮选尾矿中可氰化铜含量（氧化铜、铜蓝、辉铜矿中的铜含量）从原工艺的0.18%分别降低至0.12%和 0.0 90%。and the raw ore铜蓝0.0207.6975.000.014.7687.500.0105.8887.500.080精”“一粗三扫两精”闭路流程中的尾矿因铜含量减少，从原工艺的0.2 6%分别降至0.2 1%和0.17%，可氰化铜含量从0.18%分别降至0.12%和0.0 90%，采用直接炭浆法浸出，“一粗三扫三精”流程中尾矿金品位从1.7 0 g/t降至最终尾渣中0.43g/t，氰化钠耗量为3.1kg/t；“一粗三扫两精”流程中尾矿金品位从1.54g/t降至最终尾渣中0.32g/t,氰化钠耗量为2.8 kg/t。由此可见，在铜含量降低的情况下，浮选尾矿采用直接炭浆法浸出是有效可行的。当浮选精矿产率为3.9 2%和Au50.9949.01100.053.8046.20100.059.6240.38100.0辉铜矿黄铜矿及其他0.0100.0803.8530.770.0066.670.000.0900.0042.86100.062.500.000.0800.0047.06100.066.670.0100.24Cu52.9247.08100.062.1637.84100.070.0129.99100.00.26100.051.850.21100.061.110.17100.068.520.54/%2024年第2 期6.47%时，金综合回收率分别为8 8.2 6%和91.50%，相比原工艺，金回收率分别提高了6.0 2、Table 6 Results of leaching tests for the locked-cycle test tailings浮选流程浮选尾矿浸出工艺氨氰法抑铜浸金(NH4)2SO4 4.5+原“一粗三扫一精”一氨氰尾浆炭浸“一粗三扫三精”直接炭浆法“一粗三扫两精”3结论1)矿石中金铜矿物嵌布微细，难选氧化铜含量占比较高，达40.7 4%，通过“浮选一浮选尾矿氨氰法抑铜浸金一氨氰尾浆炭浸”法回收，金铜综合回收率较低，金综合回收率仅为8 2.2 4%，铜回收率仅为52.92%。2)在浮选优化试验中，通过对“品位-回收率”浮选动力学曲线进行综合比较，最后确定采用硫化钠为预硫化剂，MX3715为氧化铜矿捕收剂以提高氧化铜矿物的浮选回收率，这是提高金铜回收指标的关键。从对“一粗三扫三精”“一粗三扫两精”闭路尾矿分析可知，氧化物铜回收率从原工艺的31.8 2%分别提高至50.0 0%和6 3.6 4%，铜浮选回收率从原工艺的52.92%分别提高至6 2.16%和7 0.0 4%，浮选尾矿中铜含量从原工艺的0.2 6%分别降至0.21%和0.17%，其中可氰化铜含量从0.18%分别降至0.12%和0.0 90%。3)通过浮选工艺优化提高了精矿铜回收率，同时使浮选尾矿中铜含量降至可接收氰化钠用量范围，从而显著提高了金的综合回收率。对“一粗三扫三精”“一粗三扫两精闭路尾矿进行直接炭浆法浸出，氰化钠耗量分别为3.1kg/t和2.8 kg/t相比原工艺，金综合回收率分别提高了6.0 2、9.2 6 个百分点，从原工艺的8 2.2 4%提高至8 8.2 6%和91.50%。1王中溪，黄怀国，熊明，等.某含铜金矿石氨氰柱浸提金试验J.黄金科学技术，2 0 13，2 1（2）：90-93.WANG Zhongxi,HUANG Huaiguo,XIONG Ming,et al.Ammonia-cyanide column leaching of a copper bearinggold oreJ.Gold Science and Technology,2013,21(2):90-93.2BAS A D,KOC E,YAZICI E Y,et al.Treatment ofcopper-rich gold ore by cyanide leaching,ammoniapretreatment and ammoniacal cyanide leaching JJ.杨松涛等：中亚某难选含铜金矿选冶试验研究表6 闭路尾矿浸出试验结果浸出药剂/Au品位l)(kg:t-1)浮选尾矿1.78NaCN1.5NaCN.3.1NaCN 2.8参考文献:219.26个百分点，铜回收率分别提高了9.2 4、17.12个百分点。/%Au浸出率综合回收率尾渣作业0.6563.481.700.431.540.32Transactions of Nonferrous Metals Society of China,2015,25(2):597-607.3陈庆根，郑锡联，刘春龙.国外某含铜金矿选冶试验研究J.有色金属（选矿部分），2 0 19（1）：31-34.CHEN Qinggen,ZHENG Xilian,LIU Chunlong.Studyon mineral processing of a copper-bearing gold oreabroad J.Nonferrous Metals（M i n e r a l Pr o c e s s i n gSection),2019(1):31-34.4丁辉，涂宾，张馨交，等.国外某金矿矿石选矿试验研究J.有色金属（选矿部分），2 0 2 3（1）：46-50.DING Hui，T U Bi n，ZH A NG X i n y a o,e t a l.Experimental research on ore beneficiation of a foreigngold mineJ.Nonferrous Metals(Mineral ProcessingSection),2023(1):46-50.5DAI X,SIMONS A,BREUER P.A review of coppercyanide recovery technologies for the cyanidation ofcopper containing gold oresJJ.Minerals Engineering,2012,25(1):1-13.6CORIN K C,KALICHINI M,CONNOR C T,et al.Therecovery of oxide copper minerals from a complexcopper ore by sulphidisationJJ.Minerals Engineering,2017,102:15-17.7LEE K,ARCHIBALD D,MCLEAN J,et al.Flotationof mixed copper oxide and sulphide minerals withxanthate and hydroxamate collectors LJJ.MineralsEngineering,2009,22:395-401.8孙忠梅，龙翼，张兴勋，等.提高难选氧化铜矿选矿回收率试验研究J.有色金属（选矿部分），2 0 19（5）：45-49.SUN Zhongmei,LONG Yi,ZHANG Xingxun,et al.Study on improving recovery rate of refractory copperoxide ores J.Nonferrous Metals(Mineral ProcessingSection),2019(5):45-49.9HAN JW,XIAO J,QINWQ,et al.Copper recoveryfrom Yulong complex copper oxide ore by flotation andmagnetic separationJJ.JOM:Journal of the Minerals,Metals&Materials Society,2017,69:1563-1569.(本文编辑刘水红）对原矿30.8774.7134.6779.2232.42Au82.2488.2691.50Cu52.9262.1670.01