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新疆某低品位难选氧化铜矿选矿试验研究 ① 徐晓衣1，2，3， 俞献林4， 杨招君1，2，3， 许丽敏1，2，3， 王丽娟1，2，3 （1.稀有金属分离与综合利用国家重点实验室，广东 广州 510651； 2.广东省资源综合利用研究所，广东 广州 510651； 3.广州粤有研矿物资源科技有 限公司，广东 广州 510651； 4.安徽友进冠华新材料科技股份有限公司，安徽 池州 247100） 摘 要 新疆某氧化铜矿含铜 0.84％，氧化率高达 78.81％，属含泥量高的低品位难选氧化铜矿。 为回收利用该矿石资源，对其进行 了选矿工艺条件与工艺流程试验研究。 结果表明，采用硫化浮选法可有效回收该氧化铜矿，在磨矿细度－0.074 mm 粒级占 75％ 的 条件下，以水玻璃作为矿泥分散剂、Na2S 作为氧化铜活化剂、戊基黄药＋B130＋25＃黑药作为组合捕收剂、2＃油作为起泡剂，经过二粗 三精二扫闭路浮选流程，最终得到铜品位 19.47％、回收率 78.19％的铜精矿。 关键词 氧化铜矿； 组合捕收剂； 硫化浮选； 分段硫化； 铜精矿 中图分类号 TD923文献标识码 Adoi10.3969／ j.issn.0253－6099.2019.06.009 文章编号 0253－6099（2019）06－0039－04 Beneficiation of Refractory Low⁃grade Copper Oxide Ore in Xinjiang XU Xiao⁃yi1，2，3， YU Xian⁃lin4， YANG Zhao⁃jun1，2，3， XU Li⁃min1，2，3， WANG Li⁃juan1，2，3 （1.State Key Laboratory of Separation and Comprehensive Utilization of Rare Metals， Guangzhou 510651， Guangdong， China； 2.Guangdong Institute of Resources Comprehensive Utilization， Guangzhou 510651， Guangdong， China； 3.Guangzhou Yueyouyan Mineral Resources Technology Co Ltd， Guangzhou 510651， Guangdong， China； 4.Anhui Youjin Guanhua New Materials Technology Co Ltd， Chizhou 247100， Anhui， China） Abstract A copper oxide ore from Xinjiang Uygur Autonomous Region with a Cu grade of 0.84％ and the oxidation rate as high as 78.81％， is a kind of low⁃grade refractory copper oxide ore with high content of mud. Experimental studies on processing parameters and flowsheet were carried out， for recycling and utilization of such resources. It is found that this copper oxide ore can be effectively beneficiated by sulfurizing flotation. After grinded to a fineness of －0.074 mm 75％， the ore is processed adopting a closed⁃circuit flotation flowsheet consisting of two stages of roughing， three stages of cleaning and two stages of scavenging， with water glass， Na2S， isoamyl xanthate＋B130＋25＃dithiophosphate and 2＃oil respectively as slime dispersant， copper oxide activator， a combined collector and frother. A copper concentrate with Cu grade and recovery of 19.47 ％ and 78.19％， respectively， can be prepared. Key words copper oxide ore； combined collector； sulfurizing flotation； staged sulfurizing； copper concentrate 铜是工业和国防的基础材料之一，导电性仅次于 银，导热速度居所有金属之首，此外还具有化学性质稳 定、耐腐蚀、耐磨和易铸造等特点，用途涉及电气、轻 工、建筑、国防、机械制造等领域［1－2］。 根据氧化程度 铜矿石可分为硫化铜矿（氧化率小于 30％）、氧化铜矿 （氧化率大于 60％）与混合铜矿（氧化率介于 30％ ～ 60％之间） ［3］。 铜资源主要来源于硫化铜，但易选硫化 铜矿资源急剧减少，难选氧化铜的开发与回收问题引 发关注［4］。 氧化铜矿的回收方法有浮选法、选冶联合 法、酸浸沉淀法、生物浸出法和离析浮选法等，其中浮 选法分为直接浮选法和硫化浮选法，后者是工业生产 中常用的处理方法［5－7］。 本文以新疆某低品位难选氧 化铜矿为研究对象，进行硫化浮选试验研究，以期为同 类型矿石的回收利用提供参考。 1 矿石性质 对试样开展化学多元素分析和粒度分析研究，结 果表明，矿石结构构造复杂，有用矿物嵌布粒度细；氧 化铜矿物以孔雀石为主，含有少量的硅孔雀石和蓝铜 矿；硫化矿物主要是黄铜矿和辉铜矿，并含有少量黄铁 矿；脉石矿物以石英、绢云母、绿泥石为主。 试样化学 多元素分析结果见表 1，铜物相分析结果见表 2。 ①收稿日期 2019－06－14 基金项目 广东省自然科学基金（2017B030314046，2017A070701020） 作者简介 徐晓衣（1990－），女，河北邯郸人，助理工程师，硕士，主要从事矿物加工工程及资源综合利用方面的研究。 第 39 卷第 6 期 2019 年 12 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.39 №6 December 2019 万方数据 表 1 试样化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ CuFePbZnSAsNi 0.847.990.240.151.720.0010.16 Ag1）Au1）CoMgO SiO2CaOAl2O3 2.790.030.024.9348.181.1411.88 1） 单位为 g／ t。 表 2 试样铜物相分析结果 铜物相铜含量／ ％铜分布率／ ％ 原生硫化铜0.0465.48 次生硫化铜0.13215.71 自由氧化铜0.51361.07 结合氧化铜0.14917.74 总铜0.84100.00 表 3 试样粒度筛分分析结果 粒级 ／ mm 产率 ／ ％ 品位 ／ ％ 金属分布率 ／ ％ 累计分布率 ／ ％ ＋0.14722.15 0.5318.0418.04 －0.147＋0.10424.650.58 21.9740.01 －0.104＋0.07419.600.74 22.2962.29 －0.074＋0.04413.250.82 16.7078.99 －0.044＋0.03711.150.69 11.8290.81 －0.0379.20 0.659.19100.00 合计100.000.84100.00 由表 1 和表 2 可知，试样中可供回收的主要元素 是铜，其含量为 0.84％，氧化程度较高，氧化率达到 78.81％，以自由氧化铜为主。 由表 3 可见，该矿石泥 化较为严重，有用矿物嵌布粒度较细，属含泥量高的低 品位难选氧化铜矿。 2 试验方案确定 由试样原矿性质分析可知原矿铜品位低、氧化率 高、含泥量大，矿石结构构造复杂，适合采用硫化浮选 法，以 Na2S 作为活化剂，分段添加强化硫化效果，探索 试验表明在磨矿时加入矿泥分散剂水玻璃比不添加时 选别效果好。 条件试验原则流程见图 1。 原矿 调整剂 硫化剂 捕收剂 起泡剂 硫化 浮选 精矿尾矿 磨矿 图 1 条件试验原则流程 3 试验结果与讨论 3.1 条件试验 3.1.1 磨矿细度试验 适宜的入选粒度是影响浮选指标的关键因素之 一，磨矿细度是获得良好浮选效果的基础［8］。 本试验 矿样嵌布粒度较细，选别过程中需细磨使目的矿物充 分解离，增加氧化铜矿被硫化捕收的几率，提高铜精矿 质量。 固定硫化剂 Na2S 用量 800 g／ t、捕收剂戊基黄 药＋25＃黑药用量 300＋120 g／ t、起泡剂 2＃油用量 20 g／ t 条件下，考察了磨矿细度对铜回收指标的影响，结果见 图 2。 -0.074 mm粒级含量／ 4.5 4.0 3.5 3.0 2.5 60 55 50 45 40 35 65707580 铜品位／ 铜回收率／ ■ ■ ■ ■ ▲ ▲ ▲ ▲ 图 2 磨矿细度试验结果 由图 2 可知，磨矿细度增加，铜粗精矿品位逐渐降 低，铜回收率提高，在－0.074 mm 粒级含量小于 75％时 铜回收率大幅度增加，之后趋于平缓。 磨矿细度要求 在保证铜粗精品位的前提下尽可能提高回收率，因此 确定－0.074 mm 粒级占 75％为最适宜磨矿细度。 3.1.2 水玻璃用量试验 原矿含泥量高，有用矿物嵌布粒度细，试验采用水 玻璃作为矿泥分散剂，减少矿泥对后续精选流程的影 响，提高铜精矿产品指标［9］。 磨矿细度－0.074 mm 粒 级占 75％，其他条件不变，考察了水玻璃用量对铜回 收指标的影响，结果见图 3。 水玻璃用量／g t-1 4.5 4.0 3.5 3.0 60 57 54 51 48 45 40060080010001200 铜品位／ 铜回收率／ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ 图 3 水玻璃用量试验结果 04矿 冶 工 程第 39 卷 万方数据 由图3 可知，水玻璃用量从400 g／ t 增加到1000 g／ t， 铜品位和回收率均逐渐上升至最大值，之后开始下降， 故水玻璃最佳用量为 1 000 g／ t，此时铜粗精矿品位和 回收率分别为 4.21％和 55.43％。 3.1.3 Na2S 用量试验 Na2S 是氧化铜矿硫化浮选最常见的活化剂，它在 矿浆溶液中分解出 HS－，使矿粒界面疏水，并与捕收剂 形成较为稳定的化学吸附，加强捕收效果［10］。 氧化铜 不能直接被硫化矿捕收剂捕收，加入活化剂作用后氧 化铜矿物表面产生了一层硫化矿层，此时硫化矿捕收 剂在矿物表面产生捕收作用，因此，活化过程的好坏直 接影响选矿指标。 磨矿细度－0.074 mm 粒级占 75％， 水玻璃用量 1 000 g／ t，其他条件不变，进行了 Na2S 用 量试验，结果见图 4。 Na2S用量／g t-1 4.5 4.0 3.5 3.0 2.5 2.0 65 60 55 50 0500100015002000 铜品位／ 铜回收率／ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ 图 4 Na2S 用量试验结果 由图 4 可知，不添加 Na2S 时，氧化铜矿回收不理 想，粗精矿铜品位和回收率低，随着 Na2S 用量增加，铜 品位和回收率呈先上升后下降趋势，在 Na2S 用量 1 000 g／ t 时均达到最高点，因此确定 Na2S 最佳用量为 1 000 g／ t。 3.1.4 粗选分段加药对比试验 Na2S 既能高效活化氧化铜矿物，同时也能强烈抑 制氧化铜矿硫化后生产的硫化矿，因此，适量的 Na2S 才能促进氧化铜矿浮选，过量反而会形成阻碍［11］。 此 外，Na2S 易氧化分解产生有毒气体 H2S，在工业生产 中，为了减轻或避免 Na2S 过量造成的不利影响，除了 严格控制 Na2S 添加量之外，还需要采取分批、分段添 加药剂的操作方式。 对比了不同药剂添加方式的浮选 效果，结果见表 4。 从表 4 可见，一次加入大量 Na2S 和戊基黄药对氧化铜浮选产生负面影响，分三次添加 药剂的选别指标较好，相比于一次加药铜品位提高了 1.27 个百分点，回收率提高了 22.05 个百分点。 3.1.5 捕收剂种类与用量试验 氧化铜矿物表面不均匀，导致浮选过程中各个区 域硫化效果相差较大，可能会同时存在完全硫化、部分 表 4 药剂添加方式对比试验结果 加药次数药剂用量／ （gt －1 ）铜品位／ ％铜回收率／ ％ 一次 Na2S 戊基黄药 1 000 300 4.5840.44 二次 Na2S 戊基黄药 500＋500 150＋150 5.1348.62 三次 Na2S 戊基黄药 500＋250＋250 150＋100＋50 5.8562.49 硫化和未被硫化的区域，单独使用硫化矿捕收剂只能 对硫化程度高的区域产生捕收作用，单独使用氧化矿 捕收剂也存在用量大、选择性差等缺点，多种捕收剂组 合使用在浮选作业中会产生协同效应，可有效解决上 述问题，在氧化铜浮选中有着广泛应用［12］。 螯合捕收剂 B130 用于浮选含泥量高的氧化铜矿 捕收剂性强、选择性好，常与黄药类捕收剂组合使用产 生协同作用，利于黄药类捕收剂快速、稳固地吸附在氧 化铜硫化膜表面，提高浮选速率与效果，降低药剂用量。 磨矿细度－0.074 mm 粒级占 75％，水玻璃用量 1 000 g／ t，Na2S 用量 1 000 g／ t，2＃油用量 20 g／ t 条件下， 分别以戊基黄药、丁基黄药、丁铵黑药、25＃黑药、B130、 S6、J622 相互组合使用，固定捕收剂总用量 420 g／ t，研 究不同组合捕收剂对氧化铜浮选的效果，结果如表 5 所 示。 由表 5 可见，采用戊基黄药＋B130＋25＃黑药作为组 合捕收剂，铜品位和回收率指标均优于其他捕收剂。 因此，确定戊基黄药＋B130＋25＃黑药为本试验捕收剂。 随后进行了捕收剂用量试验，结果见表 6。 由表 6 可 知，组合捕收剂戊基黄药＋B130＋25＃黑药用量为 280＋ 140＋70 g／ t 时，铜回收率达到最高点 73.74％，此时品 位为 8.05％，也较为理想。 因此，组合捕收剂戊基黄药＋ B130＋25＃黑药的最佳用量为 280＋140＋70 g／ t。 表 5 捕收剂种类试验结果 捕收剂种类精矿铜品位／ ％回收率／ ％ 戊基黄药 ＋ 丁铵黑药8.3838.69 戊基黄药 ＋ B130 ＋ 25＃黑药7.6172.59 戊基黄药 ＋ 25＃黑药4.2663.08 戊基黄药 ＋ B1305.4469.65 丁基黄药 ＋ S65.7851.16 丁基黄药 ＋ J6224.9850.88 表 6 捕收剂用量试验结果 捕收剂用量／ （gt －1 ） 戊基黄药B13025＃黑药 精矿铜品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ 200100507.5664.55 240120608.3367.33 280140708.0573.74 320160807.6872.27 360180906.9470.81 14第 6 期徐晓衣等 新疆某低品位难选氧化铜矿选矿试验研究 万方数据 3.2 闭路试验 在确定了最佳条件试验的基础上开展了氧化铜浮 选小型闭路试验，闭路试验流程见图 5。 在磨矿细度 －0.074 mm 粒级占 75％条件下，经过二粗三精二扫闭 路浮选流程，最终得到铜品位 19.47％、回收率 78.19％ 的铜精矿，选别指标良好。 闭路试验结果见表 7。 粗选 2 尾矿 粗选 1 原矿 磨矿 药剂单位g/t -0.074 mm占75 扫选 1精选 1 精选 2 扫选 2 水玻璃 Na2S 戊基黄药 B130 25黑药 2油 1000 500 280 140 70 20 Na2S 戊基黄药 B130 25黑药 2油 500 140 70 30 20 Na2S 戊基黄药 B130 25黑药 2油 250 140 70 30 20 戊基黄药 B130 25黑药 70 20 10 Na2S 戊基黄药 B130 25黑药 2油 250 140 70 30 20 精矿 精选 3 图 5 闭路试验流程 表 7 闭路试验结果 产品名称产率／ ％铜品位／ ％回收率／ ％ 精矿3.3819.4778.19 尾矿96.620.1921.81 原矿100.000.842100.00 4 结 论 1） 新疆某氧化铜矿含铜0.84％，氧化率高达78.81％， 矿石结构构造复杂，有用矿物嵌布粒度较细，泥化严 重，属含泥量高的低品位难选氧化铜矿。 2） 硫化钠作为氧化铜活化剂，分段添加可以强化 硫化效果，一次加入大量 Na2S 对氧化铜浮选产生负面 影响，分三段添加相较于一次加药铜精矿品位提高了 1.27 个百分点，回收率提高了 22.05 个百分点。 3） 原矿在磨矿细度－0.074 mm 粒级占 75％、矿泥 分散剂水玻璃用量1000 g／ t、活化剂Na2S 用量1000 g／ t、 组合捕收剂戊基黄药＋B130＋25＃黑药用量 280＋140＋ 70 g／ t、2＃油用量 20 g／ t 条件下，经过二粗三精二扫闭 路浮 选 流 程， 最 终 得 到 铜 品 位 19. 47％、 回 收 率 78.19％的铜精矿，选别指标良好。 参考文献 ［1］ 余 力，刘全军，宋建文，等. 云南某铜矿石浮选试验［J］. 金属矿 山， 2015（12）75－78. ［2］ 朱雅卓，冯其明，胡 波. 某氧化铜矿选矿试验研究［J］. 湖南有 色金属， 2016，32（4）25－28. ［3］ 叶富兴，李沛伦，王成行，等. 某复杂氧化铜矿浮选工艺研究［J］. 矿山机械， 2014，42（5）109－113. ［4］ 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. ［5］ 李有辉，李成必，张行荣，等. 云南某氧化铜矿石浮选试验［J］. 金 属矿山， 2017（4）68－71. ［6］ 杨 威，刘有才，符剑刚，等. 某高结合率氧化铜渣的浮选试验研 究［J］. 矿冶工程， 2011，31（3）51－54. ［7］ 龙 伟. 某难选低品位氧化铜矿选矿工艺研究［D］. 武汉武汉科 技大学资源与环境工程学院， 2017. ［8］ 黄万抚，王群迎. 某难选铜硫矿石选矿试验研究［J］. 矿冶工程， 2015，35（6）54－56. ［9］ 聂庆民，李立园，邬海滨，等. 从某铜尾矿中回收铜的试验研究［J］. 矿 冶工程， 2017，37（1）42－45. ［10］ Corin K C， KalichiniM， 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