對低品位氧化銅礦選礦技術的研究

章紅亮

（江西銅業集團德興銅礦大山選礦廠，江西 德興 334200）

本文研究圍繞某地低品位氧化銅礦展開，該銅礦中氧化銅礦物、硫化銅礦物的銅占比分別為34.98%、65.02%，總銅的26.32%存在于游離氧化銅中，屬于典型的低氧化率氧化銅礦石。為實現礦石的高效開發利用，本文圍繞礦石性質考察、分析篩選影響礦石浮選的因素開展了深入研究，最終確定了科學的工藝流程及藥劑制度，并取得了喜人的選礦成果。

1 礦石性質

開展原礦化學多元素分析，可確定原礦中的P、MgO、CaO、Al2O3、Fe、SiO2、As、S、Cu占比分別為0.052%、3.69%、6.83%、6.13%、1.71%、71.115%、＜0.1%、0.14%、0.65%。總銅的65.02%為硫化銅礦物中的銅，結合率、氧化率分別為7.74%、34.98%，屬于典型的低品位低氧化率的氧化銅礦石[1]。

2 選礦試驗

2.1 試驗思路

化學選礦法和浮選法屬于現階段常用的兩大類處理氧化銅礦的選礦方法，由于化學選礦法的成本較高且往往無法滿足環保要求，具備較高回收率且能夠低成本獲取高質量精礦的浮選法近年來廣受業界青睞，最為最常用的氧化銅礦選礦方法，浮選法可細分為硫化-黃藥浮選法、直接浮選法，前者的工藝更為成熟也能夠實現更為廣泛的應用。如銅礦石的氧化鋁不同，浮選工藝的應用也存在一定差別，硫氧混合浮選（或先選硫化物后選氧化物）原則工藝流程多用于低氧化率的氧化銅礦石，硫氧混合浮選原則工藝流程多用于高氧化率的氧化銅礦石，因此本文研究采用硫化-黃藥浮選法。

2.2 流程選擇

分別開展硫氧混合浮選、先浮選硫化物后浮選氧化物的試驗，試驗在磨礦細度為80%的-0.074mm粒級含量條件下進行，捕收劑、硫化劑、起泡劑分別選擇丁基黃藥、硫化鈉、730A，以此開展試驗。在硫氧混合浮選工藝試驗中，采用200g/t、500g/t的硫化鈉用量，70g/t、150g/t的丁基黃藥用量，10g/t、50g/t的730A用量。對于采用一粗一掃工藝的氧化銅和硫化銅浮選，先選硫化物后選氧化物試驗分別采用100g/t、200g/t、50g/t、100g/t的丁基黃 藥用量，10g/t、30g/t、20g/t、50g/t的730A用量，200g/t、500g/t的硫化鈉用量，最終得出的試驗結果如表1所示[2]。

表1 探索性試驗結果（%）

基于表1進行分析可以發現，在硫氧混合浮選試驗中，粗選精礦銅品位、回收率分別為10.79%、84.48%，合并粗掃選產品則擁有9.39%的銅品位、85.68%的回收率。在先選硫化物后選氧化物試驗中，硫化銅浮選存在較高的銅品位和回收率，合并硫化銅浮選產品存在12.06%的銅品位、78.40%的回收率。氧化銅粗選及掃選作業存在較低的銅品位和回收率，合并氧化銅浮選產品存在2.64%的銅品位、7.00%的回收率。綜合比較兩種試驗可以確定，二者存在幾乎相同的選礦綜合指標，但在投資成本、選礦成本、流程簡短方面，硫氧混合浮選工藝的優勢明顯，因此本文研究選擇該工藝作為低品位氧化銅礦選礦技術。

2.3 硫化劑硫化鈉及D2用量試驗

為驗證不同用量條件下D2活化劑和活化劑硫化鈉的浮選指標，研究開展了針對性試驗，以此考察氧化銅礦物浮選受到的不同活化劑影響。試驗在磨礦細度為80%的-0.074mm粒級含量條件下進行，采用一粗一掃流程，粗選掃選中分別采用70g/t、150g/t的丁基黃藥用量，以及10g/t、50g/t的730A用量，同時采用粗選的1/2確定掃選硫化劑用量，圖1為試驗結果。

深入分析可以確定，銅精礦中銅的品位可基于硫化鈉用量增加而提升，粗選過程中如采用800g/t以上的硫化鈉，則會明顯抑制氧化銅礦物的浮選，導致銅的回收率下降，粗選環節應采用500g/t～800g/t的硫化鈉用量。圍繞圖1進行分析可以發現，D2活化劑應用與硫化鈉活化劑應用取得的結果較為類似，對于從300g/t提升到900g/t的D2活化劑用量，銅精礦中Cu的含量同樣不斷提升，從最初的7.95%持續上升至12.84%，同時Cu的回收率變化表現為先增加后降低，粗選環節應采用500g/t～700g/t的D2用量。硫化鈉活化劑相較于D2活化劑在銅精礦品位及回收率方面均存在一定欠缺，且D2活化劑的用量較低，但考慮到D2活化劑的成本較高，本文建議采用硫化鈉作為硫化劑，粗選環節的用量應處于500g/t～800g/t區間。

圖1 粗選D2用量

2.4 捕收劑種類及用量試驗

采用異戊基黃藥與丁基黃藥兩種選銅捕收劑進行對比試驗，以此優選捕收劑并確定最佳用量。采用500g/t、250g/t的粗掃選中硫化鈉用量，其他條件與上一節試驗相同，捕收劑種類及用量試驗基于改變捕收劑用量展開，采用粗選的1/2作為掃選捕收劑用量。

通過分析可以發現，如捕收劑選擇丁基黃藥，銅精礦中銅的品位會隨丁基黃藥用量增加而下降，銅的回收率會同時增加，采用180g/t丁基黃藥用量時未達到試驗終點，銅的回收率增加趨勢仍較為明顯。在捕收劑采用異戊基黃藥時，銅精礦中銅的品位會隨異戊基黃藥用量增加而下降，銅的回收率會同時出現增加明顯、趨勢放緩、趨于平穩變化，且在160g/t的異戊基黃藥用量時達到試驗終點。綜合分析可以確定，丁基黃藥的捕收能力遜色于異戊基黃藥。因此研究最終選擇的捕收劑為異戊基黃藥，粗掃、掃選用量分別為160g/t、80g/t。

2.5 精選硫化鈉用量試驗

在一粗兩精工藝流程、磨礦細度為80%的-0.074mm粒級含量條件下進行精選硫化鈉用量試驗，精選Ⅰ中硫化鈉用量的1/2用于精選Ⅱ，得到精選Ⅰ硫化鈉用量試驗結果。

隨著硫化鈉用量在精選Ⅰ中的提升，存在逐漸增加的銅精礦中銅品位及回收率，但在達到100g/t以上硫化鈉用量后，精礦品位提高明顯放緩且銅的回收率下降極為迅速。因此，必須嚴格控制精選硫化鈉用量，在精選Ⅰ、精選Ⅱ中，100g/t、50g/t為最佳硫化鈉用量。

2.6 銨鹽的強化硫化試驗

為更好得到分選指標，需針對性強化硫化效果，銨鹽活化劑的添加便顯得極為關鍵，選礦指標改善也能夠獲得支持，氯化銨、硫酸銨等無機銨鹽以及丙二胺磷酸鹽等、乙二胺磷酸鹽等有機銨鹽均有著較為廣泛應用，本文研究的對比試驗圍繞乙二胺磷酸鹽、硫酸銨、氯化銨三種銨鹽活化劑展開，以此考察三者的強化硫化作用。結合試驗可以確定，銅精礦中銅品位及回收率在三者銨鹽應用后未出現明顯變化，這是由于氧化銅占比高的礦石較為適合采用銨鹽，本文研究的銅礦石僅有7.74的結合氧化銅中的銅占比，因此無需添加銨鹽。

2.7 磨礦細度試驗

基于上文總結的試驗條件基礎，為進一步提高銅的回收率，采用一粗兩掃的工藝流程，以此增加一次掃選開展試驗。對于從60%增加至70%的-0.074mm粒級含量，存在未明顯變化的銅精礦中銅品位，但同時銅回收率實現了顯著增加，而在80%的-0.074mm粒級含量磨礦細度下，銅的品位及回收率增加顯著，90%后則能夠得到略有增加的銅回收率且銅的品位大幅度下降，這種情況的出現與過細的磨礦細度產生的次生礦泥量增加聯系緊密，機械夾帶增加、浮選過程惡化帶來的影響必須得到重視。最終，研究選擇磨礦細度為80%的-0.074mm粒級含量。

2.8 閉路試驗

基于上述試驗結果，基于圖2針對性開展小型閉路試驗，可得到表2所示的閉路試驗結果，由此可確定研究采用的工藝流程及藥劑制度可取得22.45%的銅精礦銅品位、81.99%的銅回收率。

圖2 閉路試驗流程

表2 閉路試驗結果（%）

3 結論

綜上所述，低品位氧化銅礦選礦技術的優選需關注多方面因素影響。在此基礎上，本文涉及的精選硫化鈉用量試驗、銨鹽的強化硫化試驗等內容，則提供了可行性較高的技術優選路徑。為更好滿足低品位氧化銅礦選礦需要，銅礦石特點必須得到重點關注。