摘要：剛果金某含碳硫氧混合銅礦銅品位1.27 %，礦石氧化率25.98 %，選別過程中存在藥劑消耗量高、易泥化、選別指標(biāo)低等問題。為實現(xiàn)該混合銅礦資源的高效利用，對其開展浮選試驗研究。研究結(jié)果表明：在硫氫化鈉用量為460 g/t、丁基黃藥用量為190 g/t、Z200用量為120 g/t、2號油用量為180 g/t的條件下，采用兩粗兩掃三精的混合浮選工藝流程，可獲得銅品位17.10 %、銅回收率80.76 %的銅精礦。

關(guān)鍵詞：硫氧混合銅礦；含碳；氧化銅礦；含硫；混合浮選

中圖分類號：TD952 文章編號：1001-1277（2024）03-0046-04

文獻標(biāo)志碼：Adoi：10.11792/hj20240311

引 言

世界銅礦資源主要包括硫化銅礦、氧化銅礦及硫氧混合銅礦。硫氧混合銅礦通常采用黃藥類捕收劑優(yōu)先回收硫化銅礦，再以硫化鈉或硫氫化鈉為硫化劑通過混合浮選或先硫后氧工藝流程實現(xiàn)氧化銅礦的回收［1-2］。隨著優(yōu)質(zhì)硫化銅礦資源的減少及社會對銅資源需求的增加，氧化銅礦資源的開發(fā)利用變得更加重要。

盡管氧化銅礦具有開發(fā)潛力，但其礦石性質(zhì)復(fù)雜，不同類型銅礦的表面性質(zhì)差異大、與脈石礦物共生關(guān)系復(fù)雜，同時存在含泥量較高等缺點。特別是對于親水性高且硫化困難的氧化銅礦，如硅孔雀石和藍銅礦等，通常需要添加大量硫化鈉。然而，過高的硫化鈉用量可能抑制硫化銅礦的回收，導(dǎo)致硫化銅礦金屬后移和金屬流失。此外，含碳物質(zhì)存在微細(xì)粒嵌布特征，這也嚴(yán)重影響目的礦物的可浮性和選別指標(biāo)，從而導(dǎo)致藥劑消耗量增加、成本上升及選別指標(biāo)下降［3-4］。

針對氧化率較低的含碳硫氧混合銅礦，常見的選礦工藝為混合浮選或先硫后氧工藝流程［5］。為了探索剛果金某含碳硫氧混合銅礦（下稱“混合銅礦”）的可選性，為該類礦石資源的開發(fā)利用提供指導(dǎo)，本文創(chuàng)新性地采用了“混合浮選+先硫后氧”的浮選工藝流程，考察了磨礦細(xì)度、捕收劑用量、調(diào)整劑用量及起泡劑用量對該混合銅礦浮選效果的影響。

1 礦石性質(zhì)

對該混合銅礦進行化學(xué)成分分析，結(jié)果見表1。

由表1可知：礦石中主要有價回收元素為銅，含銅1.27 %，含硫1.12 %，含碳12 %，礦石氧化率25.98 %。

2 浮選實驗室試驗

針對氧化銅礦及其混合銅礦，通常采用混合浮選或先硫后氧工藝流程進行選別?？紤]礦石氧化率為25.98 %，結(jié)合實際生產(chǎn)情況，采用混合浮選工藝流程，并結(jié)合先硫后氧浮選理念，考察磨礦細(xì)度、捕收劑用量及硫氫化鈉用量等因素對選別指標(biāo)的影響。

2.1 磨礦細(xì)度

礦物充分單體解離是實現(xiàn)目的礦物與脈石礦物有效分離的先決條件。連生體的存在不僅影響精礦選別指標(biāo)，同時也會導(dǎo)致金屬流失。另外，磨礦細(xì)度過細(xì)會加劇礦石泥化，增加能耗并影響產(chǎn)能，惡化選別指標(biāo)［6］。因此，適宜磨礦細(xì)度是保證后續(xù)選別指標(biāo)的關(guān)鍵。本次試驗考察不同磨礦細(xì)度對選別指標(biāo)的影響。試驗流程見圖1，試驗結(jié)果見圖2。

由圖2可知：隨著磨礦細(xì)度增加，粗精礦1+粗精礦2（下稱“混合粗精礦”）中銅回收率呈上升趨勢，銅品位呈先上升后下降趨勢。由于該混合銅礦含碳較高，且碳物質(zhì)嵌布粒度微細(xì)，隨著磨礦細(xì)度增加，礦漿中碳物質(zhì)含量增加，嚴(yán)重影響精礦品位。故最佳磨礦細(xì)度為-0.074 mm占70 %。

2.2 捕收劑用量

混合銅礦通常以黃藥或黑藥類藥劑為捕收劑，采用混合浮選工藝流程進行選別。因此，本次試驗以丁基黃藥為捕收劑，考察捕收劑用量對粗精礦1和混合粗精礦選別指標(biāo)的影響。試驗流程見圖1，試驗結(jié)果分別見圖3、圖4。

由圖3、圖4可知：隨著捕收劑用量增加，粗精礦1銅品位逐漸降低，而銅回收率逐漸增加。另外，混合粗精礦銅品位逐漸降低，銅回收率小幅增加后降低。隨著捕收劑用量增加到100 g/t，粗精礦1銅回收率上升，混合粗精礦銅回收率上升，混合粗精礦銅品位下降嚴(yán)重。繼續(xù)增加捕收劑用量到120 g/t，混合粗精礦銅回收率與

銅品位均下降，綜合考慮混合粗精礦銅品位與銅回收率指標(biāo)，確定粗選一捕收劑丁基黃藥用量為80 g/t。

2.3 粗選一硫化劑用量

氧化銅礦常用硫化劑為硫氫化鈉。硫氫化鈉用量不足會降低氧化銅礦硫化效率，用量過高會抑制硫化銅礦的回收［7］。因此，本次試驗以硫氫化鈉為硫化劑，考察硫化劑用量對粗精礦1和混合粗精礦選別指標(biāo)的影響。試驗流程見圖1，試驗結(jié)果分別見圖5、圖6。

由圖5、圖6可知：隨著硫氫化鈉用量增加，粗精礦1銅品位逐漸增加，銅回收率呈先降低后升高趨勢;混合粗精礦銅品位逐漸增加，銅回收率略微增加后下降。隨著硫氫化鈉用量增加到140 g/t，粗精礦1銅回收率降低，可能是由于硫氫化鈉對硫化銅礦產(chǎn)生抑制作用。隨著硫氫化鈉用量進一步增加，粗精礦1銅回收率升高，這可能是細(xì)粒級易浮高品位氧化銅礦被回收，綜合考慮混合粗精礦品位與回收率，確定粗選一硫氫化鈉用量為100 g/t。

2.4 粗選二硫化劑用量

本次試驗以硫氫化鈉為硫化劑，考察硫化劑用量對混合粗精礦選別指標(biāo)的影響，試驗結(jié)果見表2。

由表2可知：隨著硫氫化鈉用量不斷增加，混合粗精礦銅回收率大幅降低，這表明硫氫化鈉過量對硫化銅礦存在抑制作用，導(dǎo)致部分硫化銅礦金屬流失。由試驗結(jié)果確定粗選二硫氫化鈉用量為60 g/t。

3 浮選綜合試驗

通過對捕收劑用量、硫化劑用量與混合粗精礦銅品位和回收率關(guān)系的探索研究，明確了該礦石可浮性。后續(xù)進一步對粗選和掃選的起泡劑用量、硫化劑用量、捕收劑用量等進行條件試驗，最終確定硫氫化鈉用量為460 g/t、丁基黃藥用量為190 g/t、Z200用量為120 g/t、2號油用量為180 g/t，在此藥劑制度下進行兩粗兩掃三精開路試驗。

3.1 開路試驗

鑒于混合銅礦的礦石氧化率為25.98 %，設(shè)計2種開路浮選工藝流程。第1種采用混合粗精礦同步精選工藝流程，混合粗精礦經(jīng)過三次精選可獲得銅品位20.19 %、銅回收率為47.90 %的銅精礦，工藝流程見圖7。第2種采用異步精選工藝流程，粗精礦1和粗精礦2分別進行三次精選，粗精礦1經(jīng)過三次精選可獲得銅品位23.01 %、銅回收率15.36 %的銅精礦1，粗精礦2經(jīng)過三次精選可獲得銅品位12.65 %、銅回收率27.28 %的銅精礦2，工藝流程見圖8。上述試驗結(jié)果表明，混合粗精礦同步精選浮選指標(biāo)要優(yōu)于異步精選。

3.2 閉路試驗

閉路試驗流程及結(jié)果分別見圖9、表3。由表3可知：閉路試驗可獲得銅品位17.10 %、銅回收率80.76 %的銅精礦。后續(xù)對該銅精礦進行焙燒—浸出試驗，可獲得銅浸出率95.02 %，鉬浸出率85.14 %的良好選別指標(biāo)。

3.3 生產(chǎn)實踐及損失分析

生產(chǎn)實踐及損失分析結(jié)果分別見表4、表5。

由表4、表5可知：浮選尾礦銅品位0.18 %。其中，-0.038 mm粒級銅金屬分布率最高，占72.47 %，銅氧化率為63.16 %。這表明細(xì)粒級氧化銅礦金屬

流失是造成跑尾的主要原因，應(yīng)嘗試探索添加胺類活化劑或離子型活化劑以提高細(xì)粒級氧化銅礦可浮性。

4 結(jié) 論

1）該混合銅礦為碳質(zhì)板巖型礦床結(jié)構(gòu)。磨礦細(xì)度對其選別指標(biāo)影響顯著，磨礦細(xì)度不足會導(dǎo)致連生體進入精礦降低品位，磨礦過細(xì)則使含碳物質(zhì)進入產(chǎn)品，消耗捕收劑和起泡劑，影響選別指標(biāo)。

2）該混合銅礦銅品位1.27 %，礦石氧化率為25.98 %，在硫氫化鈉用量為460 g/t、丁基黃藥用量為190 g/t、Z200用量為120 g/t、2號油用量為180 g/t的條件下，采用兩粗兩掃三精的混合浮選閉路試驗流程，可獲得銅品位17.10 %、銅回收率80.76 %的銅精礦。

［參 考 文 獻］

［1］FENG Q C，YANG W H，WEN S M，et al.Flotation of copper oxide minerals：A review［J］.Journal of China University of Mining amp; Technology，2022，32（6）：1 351-1 364.

［2］SHENG Q Y，YIN W，YANG B，et al.Promotion of oxidation pretreatment on sulfidation of cuprite surface and its contribution to flotation［J］.Minerals Engineering，2021，174：107256.

［3］胡俊.剛果（金）某氧化銅礦石浮選試驗研究［J］.黃金，2021，42（1）：71-74.

［4］歐樂明，尹冰一，馮其明，等.某硫化-氧化混合型銅鈷礦浮選工藝研究［J］.金屬礦山，2009（2）：75-78.

［5］SHENG Q Y，YIN W，YANG B，et al.Improving surface sulfidization of azurite with ammonium bisulfate and its contribution to sulfidization flotation［J］.Minerals Engineering，2021，171：107072.

［6］黃剛，杜延雷，齊越超.剛果（金）某難選含碳硫化銅礦浮選探索試驗研究［J］.礦冶工程，2021，41（6）：109-111.

［7］胡俊，姚堯，賴勝，等.四川甘洛某氧化銅礦石浮選試驗［J］.現(xiàn)代礦業(yè)，2019，35（4）：100-104.

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Flotation test on a carbonaceous sulfur-oxygen mixed copper ore in the Democratic Republic of the Congo

Zhang Shuchao，Dai Ding

（Zhejiang Huayou Cobalt Co.，Ltd.）

Abstract：The copper grade of a carbonaceous sulfur-oxygen mixed copper ore in the Democratic Republic of the Congo is 1.27 %，and the ore oxidation rate is 25.98 %.During the beneficiation process，issues such as high" reagent" consumption，easy sludging，and low separation indicators exist.In order to achieve efficient utilization of this mixed" copper ore resource，flotation test studies were conducted.The research results indicated that using a mixed flotation process with twice roughing-twice scavenging-three times cleaning stages under the conditions of 460 g/t sodium hydrosulfide，190 g/t butyl xanthate，120 g/t Z200，and 180 g/t No.2 oil，could obtain a copper concentrate with a copper grade of 17.10 % and a copper recovery of 80.76 %.

Keywords：sulfur-oxygen mixed copper ore;carbonaceous;copper oxide ore;sulfur-containing;mixed flotation

收稿日期：2023-11-12; 修回日期：2023-12-08

作者簡介：張書超（1990—），男，工程師，碩士，從事復(fù)雜低品位銅礦浮選與鋰礦浮選工作；E-mail：1799567686@qq.com