某氧化銅礦選礦試驗研究

朱雅卓，馮其明，胡 波

（1.中南大學資源加工與生物工程學院，湖南長沙 410083；2.湖南有色金屬研究院，湖南長沙 410100；3.武漢科技大學資源與環(huán)境工程學院，湖北武漢 430081）

某氧化銅礦選礦試驗研究

朱雅卓1，2，馮其明1，胡 波3

（1.中南大學資源加工與生物工程學院，湖南長沙 410083；2.湖南有色金屬研究院，湖南長沙 410100；3.武漢科技大學資源與環(huán)境工程學院，湖北武漢 430081）

某氧化銅礦氧化率高、銅礦物種類多、可浮性差異大、粘土礦物含量高，回收難度大。根據(jù)礦石性質特點采用先硫后氧浮選工藝，優(yōu)先浮選硫化銅，尾礦采用異步浮選先回收易浮氧化銅，后浮難浮氧化銅，最大限度地提高氧化銅的回收率。原礦在65%－74μm的細度條件下，硫化銅浮選采用碳酸鈉作為調整劑，200＃作為捕收劑，通過一粗三精一掃獲得硫化銅精礦含銅25.34%，銅的回收率31.16%；氧化銅浮選采用硫化鈉作為硫化劑，硫酸銨作為催化劑，丁黃藥和水楊羥肟酸的組合捕收劑，通過兩粗三精一掃獲得氧化銅精礦含銅35.06%，銅的回收率54.25%；銅總回收率達到85.41%。

高氧化率；異步浮選；催化活化

銅是國民經(jīng)濟建設中十分重要的金屬原料之一，它以導電、導熱、耐磨、易鑄造、機械性能好、易制成合金等性能優(yōu)良而被廣泛應用，被應用于電氣工業(yè)、機械制造、運輸、建筑、電子信息、能源、軍事、汽車工業(yè)、航空航天等領域。全世界銅礦資源中，氧化銅礦床和混合銅礦床占全部銅礦床的10%～15%，其銅儲量約占銅總儲量的30%，且每年由氧化銅礦產(chǎn)出的銅金屬約占銅金屬總產(chǎn)量的30%；我國的銅礦資源中，氧化銅礦約占25%。隨著經(jīng)濟的快速發(fā)展，銅消耗的增長速度遠高于生產(chǎn)量的增長速度。近年來，中國銅儲量和產(chǎn)量一直滿足不了國民經(jīng)濟建設需求，需求缺口占總耗銅量的75%，2013年中國銅消費占世界的43.4%，主要依賴于進口［1～4］。因此，加強氧化銅礦的高效利用，對緩解我國銅礦資源的供需矛盾具有重要的現(xiàn)實意義。

1 礦石性質

1.1 礦石成分分析

某氧化銅礦原礦化學多元素分析結果見表1，物相分析結果見表2。由表1表2可知，礦石中可供選礦回收的主要元素是銅，品位為1.44%。礦石中銅主要以自由氧化銅的形式存在，其分布率為52.78%，其次為原生硫化銅和次生硫化銅，分布率達34.72%，選礦需要排除或降低的脈石組分主要是SiO2、CaO、Al2O3及MgO，四項合計含量為73.96%。

表1 礦石的主要化學成分%

表2 礦石中銅的化學物相分析結果%

1.2 礦石礦物組成

礦石中銅礦物種類較多，氧化銅礦物主要以孔雀石為主，有少量的硅孔雀石和赤銅礦；硫化銅主要以黃銅礦為主，其次是斑銅礦、銅藍、藍輝銅礦、輝銅礦等；礦石中鐵的氧化物多以褐鐵礦為主，含少量的赤鐵礦；脈石礦物主要以石英、方解石、白云石、長石、綠泥石為主，其次為云母等。礦石的結構構造復雜，相互包裹交代結構明顯。礦石構造以浸染狀為主，絕大部分金屬礦物呈粒度不均勻的集合體沿脈石礦物粒間分布，礦石結構主要以交代結構為主，少量固溶體分離結構和氧化蝕變結構。礦石中的銅礦物多以不均勻中細粒嵌布為主。

2 試驗研究及結果

2.1 選礦試驗方案確定

礦石性質分析結果表明，該礦石銅礦物嵌布粒度不均勻，易過粉碎；部分易浮脈石，如滑石、云母、綠泥石等與硫化礦和氧化銅礦難以分離，精礦品位難以提高；氧化銅礦物種類多且可浮性差異大。因此，試驗采用先硫后氧異步浮選的原則流程對礦石中銅礦物進行回收。

2.2 磨礦細度試驗

磨礦細度是選礦的一個重要因素，磨礦細度太粗，夾帶多，無法充分單體解離，不能保證銅精礦品位。磨礦細度太細，易造成過磨，產(chǎn)生大量次生礦泥，不能保證銅精礦回收率［5］。試驗對比了－74μm占55%、60%、65%、70%和75%五種不同磨礦細度對銅選礦指標的影響。試驗流程如圖1所示，試驗結果如圖2所示。由圖2可知，隨著－74μm含量的增加，銅粗精礦品位先增加后下降，銅回收率在－74 μm占65%時達到最大值，試驗選取磨礦細度為65%－74μm。

圖1 磨礦細度試驗流程

圖2 磨礦細度試驗結果

2.3 硫化鈉用量試驗

硫化過程對氧化礦的浮選非常重要，添加適量的硫化鈉，可使氧化礦物表面適度硫化，有利于浮選，硫化鈉用量過低則不足以在氧化礦表面形成硫化薄膜，不利于氧化銅的浮選；硫化鈉用量過大則硫化鈉將與捕收劑產(chǎn)生競爭吸附，減低捕收劑的捕收作用，造成回收率的下降［6，7］。氧化銅浮選試驗給礦為硫化銅浮選尾礦。硫化鈉用量試驗流程如圖3所示，試驗結果如圖4所示。由圖4可知，隨著硫化鈉用量的增加，銅回收率增加，當硫化鈉用量大于800 g／t時出現(xiàn)拐點，銅礦物開始受到抑制，銅精礦品位和回收率均開始下降。試驗選取硫化鈉適宜用量為800 g／t。

圖3 藥劑用量試驗流程

圖4 硫化鈉用量試驗結果

2.4 硫酸銨用量試驗

硫化過程對氧化礦的浮選非常重要，僅采用硫化鈉，硫化時間長，硫化效果較差。添加催化活化劑硫酸銨，通過破壞礦漿中細顆粒礦泥膠體的穩(wěn)定性的功能，降低礦漿的粘性，增加物質的擴散能力，促進硫化鈉快速與氧化礦物發(fā)生反應而在氧化礦物表面生成硫化物薄膜，提高硫化鈉的硫化效果，降低硫化時間，增加氧化銅的浮選速率。硫酸銨用量試驗流程如圖3所示，試驗結果如圖5所示。由圖5結果可知，隨著硫酸銨用量的增加，銅品位和銅回收率都呈現(xiàn)出先增加后降低的趨勢。試驗選取硫酸銨用量為800 g／t，此時可以獲得含銅12.32%，銅回收率48.55%的氧化銅精礦。

圖5 硫酸銨用量試驗結果

2.5 丁黃藥用量試驗

由于氧化銅礦物表面的不均勻性，在硫化浮選過程中礦石表面存在完全硫化區(qū)域、不完全硫化區(qū)域、完全不硫化區(qū)域［8，9］。針對氧化銅礦物這一性質特點，試驗選用丁黃藥＋水楊羥肟酸的組合捕收劑，對礦石中的氧化銅礦物進行浮選回收。丁黃藥用量試驗流程如圖3所示，試驗結果如圖6所示。由圖6可知，隨著丁黃藥用量的增加，銅回收率增加，銅品位下降，當丁黃藥用量超過130 g／t時，銅回收率不再增加，選取丁黃藥適宜用量為130 g／t。

圖6 丁黃藥用量試驗結果

2.6 水楊羥肟酸用量試驗

對于礦石中難以硫化或不能硫化回收的氧化銅礦物，水楊羥肟酸易與不完全硫化區(qū)域和完全不硫化區(qū)域的硬酸銅離子發(fā)生螯合作用，從而吸附在銅礦物表面，使其疏水易浮［10］。水楊羥肟酸用量試驗流程如圖3所示，試驗結果如圖7所示。試驗結果表明：隨著水楊羥肟酸用量的增加，銅回收率增加，銅品位下降，當水楊羥肟酸用量大于30 g／t時，銅粗精礦產(chǎn)率急劇增加，銅品位下降。選取水楊羥肟酸適宜用量為30 g／t。

圖7 水楊羥肟酸用量試驗結果

2.7 閉路試驗

采用以上各項試驗確定的最佳條件，進行先硫后氧異步浮選小型閉路試驗。試驗流程如圖8所示，試驗結果見表3。

表3 閉路試驗結果%

3 結 論

1.該礦石屬于高氧化率硫氧混合氧化銅礦，礦石中銅礦物主要有孔雀石、黃銅礦、斑銅礦、輝銅礦、藍輝銅礦、銅藍、硅孔雀石等。脈石礦物主要以石英、方解石、白云石、長石、綠泥石為主。礦石中銅主要以自由氧化銅的形式存在，其分布率為65.28%，其次為硫化銅，原生硫化銅和次生硫化銅合計分布率達34.72%。

圖8 閉路試驗流程

2.采用先硫后氧異步浮選工藝流程，原礦在65%－74μm的細度條件下，硫化銅浮選采用碳酸鈉作為調整劑，200＃作為捕收劑，通過一粗三精一掃獲得硫化銅精礦含銅25.34%，銅的回收率31.16%；氧化銅浮選采用硫化鈉作為硫化劑，硫酸銨作為催化劑，丁黃藥和水楊羥肟酸的組合捕收劑，通過兩粗三精一掃獲得氧化銅精礦含銅35.06%，銅的回收率54.25%；銅總回收率達到85.41%。

［1］ 鹿愛莉，孫志偉，張華.我國銅礦資源可供性分析資源與產(chǎn)業(yè)分析［J］.資源與產(chǎn)業(yè)，2010，（1）：12－16.

［2］ 羅曉玲.國內外銅礦資源分析［J］.世界有色金屬，2000，（4）：1－7.

［3］ 何發(fā)玨，羅家珂.氧化銅礦的處理［J］.國外金屬礦選礦，1996，（7）：1－7.

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［5］ 張文彬.氧化銅礦浮選研究與實踐［M］.長沙：中南大學出版社，1992.

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［7］ 胡熙庚.浮選理論與實踐［M］.長沙：中南工業(yè)大學出版社，1991.

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Experiment Study on a Copper Oxide Ore

ZHU Ya-zhuo1，2，F(xiàn)ENG Qi-ming1，HU Bo3
（1.Central South University，Resources Processing and Biological Engineering College，Changsha 410083，China；2.Hunan Research Institute of Nonferrous Metals，Changsha，410100，China；3.Wuhan University of Science and Technology，School of Resource and Environmental Engineering，Wuhan 430081，China）

A copper oxide ore with high oxidation rate，various of copper species，large difference in floating property and high content claymineral，was hard to recover.According to the characteristics of ore，the experiment adopted the preferential flotation sulfur and then oxygen flotation process tomaximize the recovery rate of copper.The grinding fineness was 65%－74μm，sulfide flotation using sodium carbonate as adjusting agent，200＃as collector，by one roughing-three cleaning-one scavenging，the copper concentrate assayed Cu 25.34%and Cu recovery was 31.16%. Copper oxide flotation using sodium sulfide as vulcanizater，ammonium sulfate as catalyst，butyl xanthate and salicylhydroxamic acid as combined collector，by two roughing-three cleaning-one scavenging，the copper concentrate assayed Cu35.06%，Cu recovery was 54.25%.Total copper recovery was 85.41%.

high oxidation rate；asynchronous flotation；catalytic activation

TD923＋.1

A

1003－5540（2016）04－0025－04

2016－03－20

朱雅卓（1986－），女，助理工程師，主要從事有色金屬選礦工作。