胡俊

摘要：刚果（金）某氧化铜矿石铜品位为3.61 %，主要以自由氧化铜形式存在，矿石易泥化。根据矿石性质及探索试验结果，确定采用先直接浮选再硫化浮选工艺流程选别铜，并考察了分散剂、捕收剂、活化剂等条件对铜浮选指标的影响。结果表明：在确定的最优试验条件下，闭路试验获得了铜品位27.12 %、铜回收率83.25 %的铜精矿，浮选指标较好。

关键词：氧化铜;浮选;硫化浮选;活化剂;分散剂

氧化铜矿石性质复杂、种类多，氧化率、结合率高，具有矿物粒度细、嵌布不均匀，亲水性强、易泥化、难分选等特点[1-2]，其分选方法主要有浮选法、浸出法、离析法及这些方法的组合[3]。目前，较为常用的方法是浮选法[4]。氧化铜浮选方法有直接浮选法、硫化浮选法、离析—浮选法等[5]。刚果（金）某氧化铜矿石氧化程度高、易泥化，本文通过浮选试验研究，确定采用先直接浮选再硫化浮选工艺流程回收铜，并获得了较好试验指标，为氧化铜矿石资源的开发利用提供参考。

1 矿石性质

刚果（金）某氧化铜矿石矿物组成较为简单，金属矿物以孔雀石为主，其次为褐铁矿，以及微量辉铜矿、方铅矿等;脉石矿物主要为石英，其次为高岭土、白云母，微量绿帘石、电气石等。对该矿石进行化学成分、铜物相分析，结果分别见表1、表2，矿石主要矿物组成分析结果见表3。

由表1、表2可知：矿石铜品位为3.61 %，是可回收有价元素。该矿石氧化率较高，铜主要以自由氧化铜形式存在，其次为结合氧化铜和次生硫化铜，以及少量原生硫化铜。

矿石中铜矿物主要为孔雀石，具淡灰色反射色、翠绿色内反射。其多以粒状集合体或呈细脉状—网脉状分布于石英粒间;另有部分与褐铁矿、高岭土等一起嵌布，粒度多为0.1～0.8 mm，分布不均匀。

2 试验结果与讨论

孔雀石可浮性好，可用羟肟酸或脂肪酸直接浮选，也可用硫化钠硫化后再用黄药浮选[6]。探索试验结果表明：采用直接浮选法回收铜，尾矿铜流失率较高;采用硫化浮选法，粗选铜产率、品位均较低;而将直接浮选法与硫化浮选法相结合，即采用先直接浮选再硫化浮选回收铜，可获得较好的试验指标。因此，确定粗选一采用直接浮选，粗选二及扫选采用硫化浮选对铜进行选别。试验流程见图1。

2.1 磨矿细度

由于该氧化矿石中铜矿物嵌布粒度不均匀，为使矿物充分单体解离，需确定适宜的磨矿细度。磨矿细度试验结果见图2。

由图2可知：随着磨矿细度的增加，粗精矿铜品位逐渐降低，铜回收率先升高后略有下降。为使铜矿物充分解离且能得到最大限度的回收，确定磨矿细度-0.074 mm占85 %为宜。

2.2 分散剂用量

在氧化铜浮选过程中，硅酸钠具有分散矿泥的作用，可改善中矿分选效果，稳定浮选操作过程，提高最终精矿回收率[7]，因此进行了硅酸钠用量试验。试验结果见图3。

由图3可知：随着硅酸钠用量的增加，粗精矿铜品位、铜回收率均不断提高;当硅酸钠用量为1 000 g/t时，粗精矿铜品位为11.51 %、铜回收率为80.30 %;继续增加硅酸钠用量，粗精矿铜回收率提高幅度不大。因此，确定硅酸钠用量1 000 g/t为宜。

2.3 活化剂用量

硫化钠是硫化浮选氧化铜的常用硫化剂，用量适当有利于氧化铜矿物的浮选，用量过大则会对矿物起到抑制作用[8]。硫酸铵作为硫化促进剂，可加快硫化钠与氧化铜矿物作用的反应速度，避免过剩硫化钠对矿物的抑制，同时使矿物表面CuS薄膜增多，增强薄膜的稳定性[5]。硫化钠和硫酸铵以质量比1∶1添加。试验结果见表4。

由表4可知：活化剂硫化钠和硫酸铵用量为（2 000+2 000）g/t时，粗精矿铜品位为11.42 %、铜回收率为80.18 %，浮选效果优于其他用量。因此，确定活化剂硫化钠和硫酸铵用量为（2 000+2 000）g/t。

2.4 捕收剂用量

1） 直接浮选捕收剂用量。粗选一采用Y-4作为捕收剂，捕收剂用量试验结果见图4。

由图4可知：随着Y-4用量的增加，粗精矿1铜品位逐渐降低，铜回收率不断提高;当Y-4用量为150 g/t时，粗精矿1铜品位为9.33 %、铜回收率为24.35 %;继续增加Y-4用量，粗精矿1铜回收率略有降低。综合考虑，确定直接浮选捕收剂Y-4用量为150 g/t。

2）硫化浮选捕收剂用量。粗选二及扫选采用硫化浮选法进行选别，并考察了丁基黄药+丁铵黑药、丁基黄药+Z-200、异戊基黄药+Z-200组合捕收剂的浮选效果，结果表明，异戊基黄药+Z-200对氧化铜的捕收效果优于其他药剂。在此基础上，进行了异戊基黄药+Z-200用量试验，结果见表5。由表5可知，当异戊基黄药+Z-200用量为（120+60）g/t时，浮选指标较好。

2.5 闭路试验

在条件试验及开路试验基础上，进行了浮选闭路试验。试验流程见图5，试验结果见表6。

3 结 论

1）刚果（金）某氧化銅矿石氧化程度高，自由氧化铜分布率为96.40 %，金属氧化物以孔雀石为主，铜品位为3.61 %，是可回收有价元素。

2）采用直接浮选法回收铜，尾矿铜流失率较高;采用硫化浮选法，粗选铜产率、品位均较低;而将直接浮选法与硫化浮选法相结合，即采用先直接浮选再硫化浮选回收铜，可获得较好的试验指标。

3）采用先直接浮选再硫化浮选工艺流程回收铜，在最佳条件下，闭路试验获得了较好指标：铜精矿铜品位27.12 %、铜回收率83.25 %。

[参 考 文 献]

[1] 王鹏程，陈志勇，曹志明，等.氧化铜矿石的选矿技术现状与展望[J].金属矿山，2016（5）：106-112.

[2] 徐其红.某氧化铜矿联合选矿工艺研究[J].有色金属（选矿部分），2018（3）：11-16.

[3] 路亮，张行荣，朱阳戈，等.一种新型氧化铜矿捕收剂及其浮选性能研究[J].有色金属（选矿部分），2019（5）：119-124.

[4] 李明宇.阜新某氧化铜矿选矿试验研究[D].阜新：辽宁工程技术大学，2011.

[5] 王显强.四川美姑混合铜矿选矿试验研究[D].昆明：昆明理工大学，2017.

[6] 毛素荣，杨晓军，何剑，等.难选氧化铜矿的处理工艺与前景[J].国外金属矿选矿，2008（8）：5-8，20.

[7] 王成行，童雄，孙吉鹏.水玻璃在选矿中的应用与前景分析[J].国外金属矿选矿，2008（10）：6-10.

[8] 张建文.低品位氧化铜矿的浮选及浸出研究[D].长沙：中南大学，2010.