玄武巖型難選氧化銅礦浮選-浸出聯合工藝

李如超，莊故章，2，周 平，2，楊升旺，2

（1.昆明理工大學 國土資源工程學院, 云南 昆明 650093；2.復雜有色金屬資源清潔利用國家重點實驗室,云南 昆明 650093）

隨著我國對銅金屬需求量的不斷增加以及硫化銅礦資源的日益枯竭, 氧化銅礦資源的開發利用越來越受到關注，目前氧化銅礦的選別技術已取得了長足的發展[1-5]。浮選具有成本較低、技術成熟及設備簡單等優點，其中硫化浮選法是目前最廣泛應用的氧化銅礦選別方法，多年來學者們在氧化銅礦物的硫化浮選領域做了大量工作[6-8]。然而，我國的氧化銅資源存在品位低、嵌布粒度細、含泥多、處理難等問題，單純的硫化浮選法往往無法有效回收此類難選氧化銅資源，浮選-浸出聯合工藝對難選氧化銅有很好的適用性[9]。

本次研究以老撾某玄武巖型浸染-細脈狀銅礦石為對象，銅品位低，氧化率高，且嵌布粒度細，屬于難選氧化銅。針對此礦石，先采用硫化浮選法回收部分氧化銅礦物及硫化銅礦物，考慮到銅礦物有效回收，采用酸浸法處理主要脈石為硅酸鹽礦物的浮選尾礦。通過浮選和浸出優化實驗，取得了良好的技術指標，為該銅礦的生產提供技術支持。

1 礦石性質及實驗方法

1.1 礦石性質

本實驗礦樣采于銀水山銅礦露天采場，屬碎裂玄武巖型浸染-細脈狀銅礦石。表1 為原礦多元素分析結果，結果表明主要有價金屬為銅；表2為銅物相分析結果，結果表明該礦物銅品位0.94%，銅氧化率為72.4%，為典型氧化銅礦，含少量硫化銅；鏡下鑒定結果表明，主要脈石為斜長石、綠泥石、綠簾石及少量石英，與多元素分析結果一致，且大部分銅礦物分布在脈石礦物裂隙中和脈石礦物內，難以解離。

表1 多元素分析結果/%Table 1 Multi-element analysis results

表2 銅物相分析結果Table 2 Results of copper phase analysis

1.2 浮選實驗方法

該礦含少量硫化銅礦物，通過銅礦物分別浮選和銅礦物混合浮選流程對比，硫化礦物和氧化礦物混合浮選的粗選、掃選和精選指標并不低于銅礦物分別浮選方案對應指標，且浮選流程更為簡單，首先采用混合浮選工藝處理該氧化銅礦物。稱取礦樣500 g，加入XMQ-(250×100)mm 型錐形球磨機中磨礦，礦樣濃度控制在50 %。在1.5 L 的實驗室單槽浮選機中加藥攪拌2 min，充氣10 ～ 15 s，刮泡，產品經過濾、烘干、稱重、制樣，進行化學分析，計算各產品的選礦指標。

1.3 浸出實驗方法

鏡下鑒定和浮選尾礦水析均表明礦物嵌布粒度細、難解離，單一的浮選工藝無法獲得較高的回收率，浮選尾礦進行浸出。

浮選尾礦XRD 譜表明主要脈石為硅酸鹽礦物，與原礦鏡下鑒定和多元分析結果一致，為不耗酸礦物，宜選用酸浸法浸出。在常溫常壓條件下進行攪拌浸出實驗，浸出劑選用硫酸。稱取礦樣100 g，加入到1000 mL燒杯中，按“水-硫酸-水”的順序加入一定量水和硫酸，燒杯移至JJ-1 增力電動攪拌器下，攪拌一定時間，礦漿經抽濾后取浸出渣和浸出液化驗，計算浸出率。

2 浮選實驗

2.1 浮選條件實驗

浮選工藝采用常規硫化-黃藥浮選，浮選藥劑選用硫酸銨、硫化鈉、丁基黃藥及松醇油，其中松醇油用量50 g/t。因該礦物嵌布粒度細、難解離，硫酸銨、硫化鈉及丁基黃藥用量實驗均在礦物較為充分解離條件下進行，根據磨礦細度曲線，磨礦25 min 時，-0.037 mm 90%。條件實驗流程見圖1。

圖1 浮選條件實驗流程Fig.1 Flotation condition test process

（1）粗選硫酸銨用量實驗

在自然pH 值條件下，固定磨礦時間25 min，硫化鈉用量1000 g/t，丁基黃藥用量200 g/t，松醇油用量50 g/t 時，考察硫酸銨用量對礦物浮選效果的影響，實驗結果見圖2。

圖2 硫酸銨用量對礦物浮選的影響Fig.2 Effect of ammonium sulfate dosage on mineral flotation

圖2 表明，隨著硫酸銨用量的增加，銅粗精礦回收率逐步升高，當硫酸銨用量為800 g/t 時，銅粗精礦回收率較高，繼續增加硫酸銨用量，銅回收率反而下降，因此確定硫酸銨用量為800 g/t。

硫酸銨的加入可以不斷清洗礦物表面，提高了礦物表面的活性，能顯著提高孔雀石對丁基黃藥的吸附能力；且加快了硫離子的氧化，從而消除了過量硫化鈉對氧化銅礦浮選的抑制作用[10-11]。而加大硫酸銨用量浮選回收率有所下降，可能是因為過量硫酸銨溶解氧化銅形成了銅氨絡合物。

（2）粗選硫化鈉用量實驗

在自然pH 值條件下，固定磨礦時間25 min，硫酸銨用量800 g/t，丁基黃藥用量200 g/t，松醇油用量50 g/t 時，考察硫化鈉用量對礦物浮選效果的影響，實驗結果見圖3。

圖3 硫化鈉用量對礦物浮選的影響Fig.3 Effect of sodium sulfide dosage on mineral flotation

由圖3 可知，隨著硫化鈉用量的增加，銅粗精礦回收率先升高后下降，當硫化鈉用量為2500 g/t時回收率最高，繼續增加硫化鈉用量會明顯抑制銅礦物的上浮，因此確定硫化鈉用量為2500 g/t。

（2）粗選丁基黃藥用量實驗

在自然pH 值條件下，固定磨礦時間25 min，硫酸銨用量800 g/t，硫化鈉用量2500 g/t，松醇油用量50 g/t 時，考察丁基黃藥用量對礦物浮選效果的影響，實驗結果見圖4。

圖4 丁基黃藥用量對礦物浮選的影響Fig.4 Effect of butyl xanthate dosage on mineral flotation

由圖4 可知，隨著丁基黃藥用量的增加，銅粗精礦回收率逐步上升，但在丁基黃藥用量為300 g/t 時繼續增加丁基黃藥用量，銅回收率無明顯變化，因此確定丁基黃藥用量為300 g/t。

2.2 閉路流程實驗

綜合以上條件實驗的結果，確定粗選藥劑制度為硫酸銨800 g/t，硫化鈉2500 g/t，丁基黃藥300 g/t。采用圖5“一粗二掃三精”的流程進行了閉路實驗，實驗結果見表3。

表3 閉路實驗結果Table 3 Closed-circuit test results

由表3 可知，隨著磨礦細度的增加，尾礦品位明顯降低，銅精礦回收率逐步升高，精礦品位明顯的先提高后略有降低。可以看出，該礦磨礦細度越高，回收效果越好，考慮到磨礦水平及耗能問題，確定磨礦細度為-0.045 mm 95%。通過此浮選工藝，可以獲得銅精礦品位16.2%，回收率50.7%的選礦指標。

圖5 浮選閉路流程Fig.5 Flotation closed-circuit process

3 尾礦浸出實驗

在常溫常壓條件下，進行硫酸濃度、液固比、浸出時間條件優化實驗，實驗結果見圖6。

圖6 不同浸出條件與浸出率關系Fig.6 Relationship between different leaching conditions andleaching rate

由圖6(a)中，隨著硫酸濃度的增大，銅浸出率顯著提高，超過200 g/L 后，浸出率幾乎不再提高，浸出率維持在87%左右，確定較佳硫酸濃度為200 g/L。由圖6(b)看出，礦漿液固比在2 : 1 ～3 : 1 之間時，隨液固比增大，礦漿黏稠度降低，礦粒擴散速度加快，銅浸出率明顯提高；當液固比超過3 : 1 后，會引起單位體積內礦粒數減少，不利于反應的進行，銅浸出率有所降低。因此，實驗確定礦漿液固為3 : 1。由圖6(c)中，隨攪拌時間的延長，銅浸出率明顯提高；當延長到30 min后，銅浸出率變化不大，說明此時反應已達到平衡狀態，延長浸出時間對浸出率意義不大。因此，實驗確定攪拌時間為30 min。

根據以上單因素條件實驗結果，在常溫常壓下攪拌浸出氧化銅礦石。工藝參數為：硫酸濃度為200 g/L，礦漿液固比為3：1，攪拌時間為1 h，銅浸出率在87%以上，浸出效果較好。

4 結 論

（1）該礦氧化率高，屬于難選氧化銅，且由于嵌布粒度較細，單純浮選無法有效回收氧化銅。浮選-浸出聯合工藝可得到理想的浮選回收率和浸出率，高效的回收了氧化銅資源。

（2）原礦在磨礦細度-0.045 mm 95%條件下，采用“一粗二掃三精”的選別流程進行浮選，硫酸銨、硫化鈉為調整剤，丁基黃藥為捕收劑，松醇油為起泡劑，可得到品位16.2%，回收率50.7%的銅精礦，尾礦品位為0.48%

（3）對品位為0.48%的浮選尾礦進行常溫常壓攪拌浸出，在硫酸濃度200 g/L、液固體比3 : 1、浸出時間30 min 的條件下，銅浸出率為87%。