西藏地区某高泥质氧化铜矿选矿试验研究

张二林，朱雅卓，胡 波，陈代雄

(1.西藏玉龙铜业股份有限公司，西藏昌都 854000;2.中南大学资源加工与生物工程学院，湖南长沙 410083;3.湖南有色金属研究院，湖南长沙 410100;4.复杂铜铅锌共伴生金属资源综合利用湖南省重点实验室，湖南长沙 410100;5.武汉科技大学资源与环境工程学院，湖北武汉 430081)

我国铜矿资源居世界第7位，其中氧化铜约占1/4。由于氧化铜矿多具有品位低、嵌布细、含泥多、处理难等特点，使这些难选氧化铜矿成为选矿的一个难题。随着高品位硫化铜矿资源的不断减少，提高我国铜矿资源利用率，加强对难选氧化铜矿资源的开发利用越来越引起重视。

1 矿石性质

某矿石中铜矿物种类多，以孔雀石、蓝铜矿、辉铜矿为主，少量赤铜铁矿、蓝辉铜矿及水胆矾、块铜矾等铜矾类矿物，微量黄铜矿、铜蓝、自然铜、硅孔雀石、赤铜矿、斑铜矿等;其它金属矿物主要是褐铁矿，少量黄铁矿、赤铁矿、磁铁矿、黄钾铁矾等;脉石矿物主要是粘土矿物，其次为石英，少量绢云母、蛋白石、玉髓、石膏、长石、石榴石、方解石、磷灰石等。原矿化学多元素分析结果见表1，物像分析结果见表2。

表1 矿石的主要化学成分 %

表2 矿石中铜的化学物相分析结果 %

表1，表2结果可知，矿石中可供选矿回收的主要元素是铜，其品位为4.24%，其它有价金属综合利用的价值不大。矿石中需要排除或降低的脉石组分主要是SiO2和Al2O3，两者合计含量为56.13%;矿石中铜的赋存状态复杂，主要赋存在自由氧化铜和结合氧化铜中，分布率分别为35.85%、49.05%;其次以次生硫化铜的形式存在，分布率为13.21%;赋存于原生硫化铜中的铜较少，分布率仅为1.89%。

2 试验研究及结果

2.1 选矿试验方案确定

矿石中铜矿物赋存状态和分布形式十分复杂。首先，原矿中铜氧化率达到84.90%，其中结合氧化铜高达49.05%;其次，原生硫化铜和次生硫化铜含量仅占15.10%;最后，脉石矿物主要是粘土矿物，在磨矿过程中易过粉碎造成药剂消耗增加。因此，试验采用硫氧混合浮选原则流程对矿石中铜矿物进行浮选。

2.2 磨矿细度试验

磨矿细度试验流程如图1所示，试验结果如图2所示。试验结果表明:随着磨矿细度的增加，铜粗精矿品位下降，铜回收率先增加后降低。原矿中含有大量粘土成分，且在磨矿过程极易过粉碎产生大量的次生泥，试验应该尽可能减少原生泥及次生泥的含量。综合考虑，试验选取合适的铜粗选磨矿细度为－74μm占61.3%。

图1 磨矿细度试验流程

图2 磨矿细度试验结果

2.3 矿浆浓度试验

在磨矿细度为74μm占61.3%的条件下，试验进行了矿浆浓度试验。试验流程如图1所示，试验结果如图3所示。对于含泥量高的难选氧化铜矿，在不影响选矿指标的前提下应该尽量降低浮选矿浆浓度。试验结果表明:随着矿浆浓度的增加铜回收率和铜精矿品位都下降，为保证铜品位和和回收率，试验选取适宜的矿浆浓度在17.77%～22.74%之间。

图3 矿浆浓度试验结果

2.4 硫化钠用量试验

硫化过程对氧化矿的浮选非常重要，添加适量的硫化钠，可使氧化矿物表面适度的硫化，有利于浮选，硫化钠用量过低则不足以在氧化矿表面形成硫化薄膜，不利于氧化铜的浮选;硫化钠用量过大则硫化钠将与捕收剂产生竞争吸附，减低捕收剂的捕收作用，造成回收率的下降。

硫化钠用量试验流程如图1所示，试验结果如图4所示。试验结果表明:随着硫化钠用量的增加，铜回收率先增加后降低，过量的硫化钠会抑制铜矿物上浮。试验选取选取硫化钠适宜用量为3 000 g/t。

图4 硫化钠用量试验结果

2.5 戊黄药用量试验

试验采用戊黄药+苯甲羟肟酸的组合捕收剂对矿石中的铜矿物进行浮选回收。黄药类捕收剂可以对矿石中的原生硫化铜矿物及次生硫化铜矿物进行浮选回收。戊黄药用量试验流程如图1所示，试验结果如图5所示。试验结果表明:随着戊黄药用量的增加，铜回收率增加，铜品位下降，当戊黄药用量大于150 g/t时，铜粗精矿产率急剧增加，铜品位急剧下降，综合考虑试验选取戊黄药适宜用量为150 g/t。

图5 戊黄药用量试验结果

2.6 苯甲羟肟酸用量试验

对于矿石难以硫化或不能硫化回收的氧化矿物，苯甲羟肟酸易与不完全硫化区域和完全不硫化区域的硬酸铜离子发生螯合作用，从而吸附在铜矿物表面，使其疏水易浮。苯甲羟肟酸用量试验流程如图1所示，试验结果如图6所示。试验结果表明:随着苯甲羟肟酸用量的增加，铜回收率增加，铜品位下降，当苯甲羟肟酸用量大于80 g/t时，铜粗精矿产率急剧增加，铜品位下降，综合考虑试验选取戊黄药适宜用量为80 g/t。

2.7 开路试验

在以上条件试验的基础上进行全流程开路试验，试验流程如图7所示，试验结果见表3。

图6 苯甲羟肟酸用量试验结果

图7 开路试验流程

表3 开路试验结果 %

2.8 闭路试验

在以上试验的基础上，将中矿和扫选精矿顺序返回进行闭路试验，试验结果见表4。试验结果表明，闭路试验可以获得铜精矿含铜29.89%，铜回收率64.20%的选矿指标。

表4 闭路试验结果 %

3 结论

1.采用硫氧混和浮选的工艺流程，硫化钠作为活化剂，戊黄药+苯甲羟肟酸作为捕收剂，2#油作为起泡剂，闭路试验可以获得铜精矿含铜29.89%，铜回收率64.20%的选矿指标。

2.试验工艺流程及药剂制度适应性强，便于操作，对于同类型高泥质复杂难选氧化铜矿的浮选可提供借鉴。

［1］ 张文彬.氧化铜矿浮选研究与实践［M］.长沙:中南工业大学出版社，1992.

［2］ 温胜来.低品位氧化铜矿选矿技术综述［J］.现代矿业，2010，(2):57－59.

［3］ 胡熙庚.浮选理论与实践［M］.长沙:中南工业大学出版社，1991.

［4］ 何发珏，罗家珂.氧化铜矿的处理［J］.国外金属矿选矿，1996，(7):1 －7.

［5］ 高起鹏，宿静，秦贵杰.氧化铜矿硫化浮选几个问题［J］.有色矿冶，2003，(3):22 －23，62.

［6］ 毛素荣，杨晓军.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 －9.

［7］ 程琼，库建刚.氧化铜浮选方法研究［J］.矿产综合利用，2005，(5):32 －35.

［8］ 罗新民，田松鹤，刘忠荣.难选氧化铜矿浮选工艺研究［J］.湖南有色金属，2003，19(4):12 －14.

［9］ 王双才.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.

［10］程瑛.复合药剂在氧化铜矿浮选中的研究［J］.有色金属设计，2003，(S1):101 －103.

［11］赵祖乔，唐士科.氧化铜矿的浮选研究与应用［J］.云南冶金，2000，(2):26 －29，43.