某氧化铜矿石硫化浮选试验

孙忠梅

(1.紫金矿业集团股份有限公司；2.低品位难处理黄金资源综合利用国家重点实验室)



某氧化铜矿石硫化浮选试验

孙忠梅1,2

(1.紫金矿业集团股份有限公司；2.低品位难处理黄金资源综合利用国家重点实验室)

摘要某氧化铜矿石铜品位为3.99%，氧化率73.5%，铜主要以自由氧化铜的形式存在。采用优先浮硫化铜再浮氧化铜的原则流程回收铜，对硫化铜浮选尾矿开展氧化铜硫化浮选试验。以硫化钠为硫化剂，戊基黄药为捕收剂，2#油为起泡剂，进行1粗1精氧化铜矿硫化钠用量、强化硫化药剂、分段加药浮选试验和氧化铜浮选尾矿强磁选试验。结果表明，硫化钠用量为 1 500 g/t，不采用强化硫化药剂，分两次加药、加药量比为3∶1时，磁场强度为1 240 kA/m时，浮选效果最佳。在该条件下进行全流程闭路试验，最终可获得铜位40.79%、回收率36.37%的氧化铜精矿1，铜品位17.62%、回收率16.40%的氧化铜精矿2和铜品位4.11%、回收率3.88%的磁选精矿。试验结果可为该氧化铜矿石铜回收工艺的确定提供技术参考。

关键词氧化铜矿分段加药强化硫化强磁选

世界范围内铜矿资源丰富，铜在各种工业领域有着广泛的应用。随着工业的发展，易选铜矿石日益减少，难选氧化铜矿的利用尽管占总铜的比例较低，但其开发利用越来越得到重视[1]。氧化铜矿的浮选方法主要有4种：①先硫化后黄药浮选；②脂肪酸浮选，先加脉石抑制剂和矿浆调整剂，采用C10～C20的混合饱和或不饱和羧酸进行浮选；③特殊捕收剂法，如孔雀绿、苯骈三唑等；④浸出—沉淀—尾渣浮选[2-5]。很多学者对氧化铜浮选研究结果表明，采用先硫化后黄药浮选工艺较为合适，并在实际生产中得到验证，回收指标较好[6-7]。

某氧化铜矿石氧化率高，选别难度大，浮选选矿成本高。已确定其中硫化铜的高效选别方案，现对氧化铜进行硫化浮选回收试验，以确定适宜的选矿工艺流程。

1矿石性质

该氧化铜矿石氧化率为73.5%，独立铜矿物有辉铜矿、斑铜矿、硫砷铜矿、蓝辉铜矿、孔雀石、假孔雀石、硅孔雀石、自然铜、赤铜矿、硫铜钴矿，其他含铜矿物有硬锰矿、褐铁矿、水钴矿等。脉石矿物以石英为主，其次是碳酸盐矿物及硅酸盐矿物。对该氧化铜矿石试样进行主要化学成分分析和铜物相分析，结果分别见表1、表2，主要矿物组成见表3。

表1主要化学成分分析结果

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表2铜物相分析结果

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表3主要矿物组成

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由表1、表2、表3可知，矿石铜品位为3.99%，是主要有价元素。铜主要以自由氧化铜的形式存在，其次为硫化铜，自然铜和结合氧化铜少量。滑石含量较高，是影响硫化铜精矿品位的主要因素之一。

孔雀石是主要的铜矿物，一般呈绿色，变化较大，从暗绿、鲜绿到白绿色均有。在-2 mm原矿混合砂样中，孔雀石即可达到较高的单体解离度。常见的粗大解离单体一般仅连生少量脉石矿物，未解离的孔雀石大部分嵌布关系较为简单，较少因粒度细小或接触边界线而复杂嵌布。孔雀石具有两种结构，一种是结晶程度较高的柱状晶体形态，另一种是结晶程度较低的隐晶质、胶状、变胶状、土状集合体形态。前者常聚集成粗大的集合体，与石英、绢云母、白云石等紧密共生。结晶体孔雀石在一般氧化铜矿石中含量较少，而该矿石中结晶体孔雀石含量则相对较高。

2试验结果与讨论

2.1浮选条件试验

为充分回收该氧化铜矿石中的铜，本着“能收早收”的原则，采取先浮硫化铜再浮氧化铜的原则流程开展试验。控制原矿磨矿细度-0.074 mm 59.40%，采用活化剂硫化钠将硫化铜浮选尾矿中的氧化铜转化为硫化铜，以戊基黄药为捕收剂，2#油为起泡剂，进行浮选试验，试验流程见图1。

2.1.1氧化铜粗选硫化钠用量试验

硫化钠一次性加入浮选机，试验结果见图2。

图1　氧化铜浮选试验流程

图2　氧化铜粗选硫化钠用量试验结果

图2表明，随着硫化钠用量从1 000 g/t增加至1 500 g/t，一次粗选的氧化铜粗精矿铜品位明显下降，回收率明显升高；当硫化钠用量为1 500 g/t时，氧化铜回收率达到较高水平，再增加硫化钠用量，铜粗精矿回收率和铜品位变化不大。因此选择硫化钠用量1 500 g/t为宜，此时可获得铜品位为21.56%、回收率为43.67%的氧化铜粗精矿。

2.1.2氧化铜粗选强化硫化药剂试验

为加强硫化效果，进行氧化铜粗选强化硫化药剂试验。分别选用硝酸铅、硫酸铵、LA与不加强化药剂进行对比，试验结果见图3。

图3　氧化铜粗选强化硫化药剂试验结果

图3表明，加入硫化强化药剂后，氧化铜粗精矿铜品位有不同程度的提高，但提高幅度不大，而铜回收率均有所降低。为确保回收率，不使用硫化强化药剂。

2.1.3氧化铜粗选硫化钠分段加药对比试验

由于硫化钠容易氧化，为提高其使用效率，对氧化铜粗选硫化钠进行分段加药对比试验。考虑到实际生产通常有3个粗选浮选槽，通过分段添加不同用量的硫化钠和戊基黄药，模拟实际生产的分段加药。控制硫化钠和戊基黄药总用量分别为1 500，200 g/t，不同加药次数和用量比对氧化铜粗精矿浮选指标的影响见表4。

表4　加药次数和用量比试验结果

表4可知，分段加药可提高氧化铜粗精矿的回收率。直接1次加入硫化钠和戊基黄药时，可获得铜品位21.74%、回收率43.83%的氧化铜粗精矿；硫化钠和戊基黄药分两次加入、加药量比为1∶1， 3∶1时，氧化铜粗精矿铜回收率分别达到45.65%,46.19%；三次加药的回收率较两次略低。综合考虑，选择氧化铜粗选分2次加药量，加药量比为 3∶1，即硫化钠和戊基黄药2次加药量分别为1 125+375，150+50 g/t时，浮选效果最佳。

2.2浮选尾矿强磁选试验

由于该氧化铜矿石中存在含硅孔雀石等难浮弱磁性氧化铜矿，因此固定硫化钠用量为1 500 g/t，粗选两段加药量比为3∶1，选用高梯度磁选机对氧化铜浮选尾矿进行1次强磁选磁场强度试验，试验结果见图4。

图4　氧化铜尾矿强磁选试验结果

由图4可知，随着磁场强度逐渐升高，磁选精矿铜品位在3.40%～3.74%波动，变化不大，铜回收率呈上升趋势，从12.40%增加至14.56%，增加幅度不明显。由于磁场强度越高耗电量越大，且限于该磁选机最高磁场强度，最终确定磁场强度为 1 240 kA/m。

3全流程闭路试验

全流程闭路试验流程见图5，结果见表5。

图5　全流程试验

表5全流程试验指标

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4结论

(1)该氧化铜矿石氧化率高，硫化铜占总铜的26.02%，氧化铜占66.52%。以戊基黄药为捕收剂，采用硫化浮选法对硫化铜浮选尾矿进行氧化铜的回收。硫化剂硫化钠用量不宜过大，否则会对其产生抑制作用；强化硫化药剂的使用可小幅度提高浮选精矿铜品位，但会降低回收率；分段加药可提高氧化铜的浮选回收率，且以分两段加药为宜。

(2)全流程试验可获得铜品位40.79%、回收率36.37%高品位氧化铜精矿和铜品位17.62%、回收率16.40%的低品位氧化铜精矿，增加强磁选回收浮选矿，可获得铜品4.11%的铜精矿，氧化铜得到较好地回收。

参考文献

[1]王双才，李元坤，史光大，等.氧化铜矿的处理工艺及其研究进展[J].矿产综合利用，2006(2)：37-39．

[2]张凤华，宋宝旭.复杂难选氧化铜矿的高效利用工艺研究[J].矿冶工程，2014，34(6)：27-32．

[3]陈建华，王进明，龙贤灏，等.硫化铜矿物电子结构的第一性原理研究[J].中南大学学报：自然科学版，2011，42(12)：45-49．

[4]赵涌泉．氧化铜矿的处理[M].北京：冶金工业出版社，1982．

[5]张旭东．云南某铜矿浮选工艺研究[J].云南冶金，2014，43(5)：15-19．

[6]张泾生，阙煊兰．矿用药剂[M].北京：冶金工业出版社，2008．

[7]朱建光，朱一民．2010年浮选药剂的进展[J].有色金属：选矿部分，2011(3)：54-63．

Sulfide Flotation Experiment on a Copper oxide Ore

Sun Zhongmei

( 1.Zijin Mining Group Co., Ltd.；2.State Key Laboratory of Comprehensive Utilization of Low Grade Refractory Gold Resources)

AbstractThere is 3.99% copper in a copper oxide ore, with oxidation rate of 73.5%, copper mainly exists in form of free copper oxide. Via the principle process of copper sulfide preferential flotation and then copper oxide flotation to recover the copper, sulfide flotation tests of copper oxide were conducted on tailings of copper sulfide flotation. With sodium sulfide as vulcanizing agent, amyl xanthate as collector, 2# oil as frother, via one roughing-one cleaning flotation at conditions of sodium sulfide dosage, intense sulfide, piecewise dosing tests, and high intensity magnetic separation on flotation tailings of copper oxide. Results indicated that, with sodium sulphide dosage of 1 500 g/t, without intense sulfide reagents, dosing on two times at the dosage ratio of 3∶1, magnetic field intensity of 1 240 kA/m, optimum flotation index will obtained. Closed circuit test was conducted on the above condition, copper oxide concentrate 1 with copper grade of 40.79% and recovery of 36.37%, copper oxide concentrate 2 with copper grade of 17.62% and recovery of 16.40%, and magnetic separation concentrate with copper grade of 4.11% and recovery of 3.88% were obtained. The test results can provide technical reference for the determination of copper oxide copper ore recovery processes.

KeywordsCopper oxide ore， Piecewise dosing， Intense sulfide， High intensity magnetic separation

(收稿日期2015-12-30)

孙忠梅(1976—)，女，高级工程师，364200 福建省上杭县北二环路。