对低品位氧化铜矿选矿技术的研究

对低品位氧化铜矿选矿技术的研究

张兵

新疆鄯善县银兴矿业有限责任公司 838200

摘要：氧化铜矿石一般具有矿物组成复杂、品位低、氧化率高、含泥量高等特点，因此开展氧化铜矿石综合回收利用研究，对中国工业经济和社会发展具有重要的现实意义。本文即详细阐述了低品位氧化铜矿选矿技术的要点。

关键词：低品位；氧化铜；矿选；浮选

1. 矿石性质

某氧化铜矿石铜品位为1.24％、银品位为37.2ｇ/ｔ，二氧化硅品位较高，为83.19％。矿石中矿物组成较复杂，目标矿物主要为孔雀石和蓝铜矿，伴生的金属矿物有黄铁矿、黄铜矿、褐铁矿和赤铜矿，脉石矿物主要为碳酸盐、泥质岩、硅质岩、石英等。矿石化学成分分析结果见表1，铜物相分析结果见表2。

表1 矿石化学成分分析结果

表2 铜物相分析结果

2. 试验结果与讨论

该矿石属典型的氧化铜矿石，自由氧化铜为主，次为结合氧化铜，含少量硫化铜。矿石中铜氧化率近90%，其中结合氧化铜含量较高，达20%以上。单一处理方法如湿法冶金或浮选法都有其不适应的铜矿物对象，因此，选-冶（冶-选）联合工艺为首选推荐工艺 ；考虑到矿石酸性脉石为主（硅、铝质占67.5%，钙镁质占约5%），湿法冶金首选酸浸（硫酸）。

1. 硫化作用机理

氧化矿亲水性强，用黄药类捕收剂不易浮选，通过添加硫化剂（如Na2S）对氧化矿进行表面改性，使氧化矿活化而被捕收。硫化钠在溶液中发生水解，水解反应见式（1）～（3） ，水解产物又进一步解离为OH－，HS－，S2 －等，S2 －进一步与孔雀石表面的Cu2 ＋发生化学反应，使孔雀石表面层转换为硫化物层，改变硫化矿的表面性质，再通过黄药类捕收剂浮选富集。表面硫化反应见式（4） 。

2. 选-冶联合工艺试验

1. 浮选

浮选试验流程图见图1。根据不同铜矿物可浮性差异采用分步浮选的工艺流程，先浮硫化矿后浮氧化矿。不同铜矿物浮选匹配使用合适捕收剂 ：铜硫化物浮选采用Z-200 ；一般氧化铜采用活化-硫化-强化捕收（螯合剂XTT-中性油与混黄药）；难选氧化铜采用螯合剂（XTT:YTT 2:1）-中性油与混黄药（戊黄 ：丁胺黑药2 ：1）三元组合捕收剂强化回收。试验结果见表3。

图1 选-冶联合浮选试验流程图

试验结果表明：按硫化物—氧化物顺序浮选，不同铜矿物浮选匹配使用合适捕收剂，获得精矿产率10.2%，精矿品位23.72%,铜回收率59.76% ；另产出中矿产率4.84%，含铜品位6.47%，回收率7.91%，这部分中矿可单独酸浸处理。

表3 实验结果

2. 湿法冶金

浮选产生的氧化中矿品位为6.47%，远达不到浮选精矿的品位要求，但直接丢尾会造成资源浪费。为了提高资源利用率，充分回收有价金属元素，该中矿采用湿法冶金工艺进行回收。硫酸用量150 Kg/t，pH1 ～ 1.5，控制L/S=(3 ～ 4)/1，温度：常温，反应时间 ：2h，试验结果见表4。试验结果表明 ：铜浸出率为72.1%，含铜贵液（9.44g/l），用铁粉置换，置换率95%，获产率0.268%，含铜80%，对原矿回收率5.26%。

表4 湿法冶金试验结果

3. 冶-选联合工艺试验

冶-选联合工艺试验流程见图2。先冶（酸浸）后浸出渣浮选工艺，常规搅拌浸出，控制L/S=(3 ～ 4)/1，温度 ：常温，反应时间 ：2h，pH1 ～ 1.5，硫酸用量110 Kg/t.矿，试验结果见表5。铜浸出率达80%，含铜贵液（9.7g/l）。用铁粉置换，置换率95%，获海绵铜产率3.87%，含铜80%，对原矿回收率76%。浸出渣含铜0.7%偏高，矿石中含硫化铜0.45%，还有伴生金和银矿物，可作浮选原料进一步回收。浸出渣浮选获得铜精矿产率2.68%，铜精矿品位14.32%,铜精矿含金37.35g/t,含银438.8g/t，对原矿铜回收率10.98%；金回收率65%，银回收率60%。相比较，先冶（酸浸）后浸出渣浮选工艺效率更高。

图 2 冶-选联合工艺试验流程图

表5 选 -（酸浸）冶（冶 - 选）联合工艺试验结果

结论

1. 本研究矿石原矿含铜（Cu）3.70%，铁（TFe）12.07%，硫（S）0.08%，伴生金（Au）1.54g/t，银（Ag）19.6g/t等，属典型的氧化铜矿石，铜为主要有价金属元素，金和银可供综合回收。

2. 矿石中的铜矿物以自由氧化铜为主，次为结合氧化铜，含少量硫化铜。矿石中铜氧化率近90%，其中结合氧化铜含量较高，达20%以上，会对浮选回收铜矿物不利 ；硫化铜含量约11%，对湿法冶金浸出不利。单一浮选或酸浸对回收矿石中铜及有加金、银矿物不利；选-冶（冶-选）联合工艺为首选推荐工艺。

3. 选-冶联合工艺浮选获得铜精矿产率10.2%，铜精矿品位23.72%,铜精矿含金10.1g/t,含银118.6g/t，铜回收率60.76%，金回收率66.4%，银回收率61.2% ；另浮选中矿单独酸浸处理，铜浸出率为72.1%，含铜贵液（9.44g/l），用铁粉置换，置换率95%，获海绵铜产品产率0.268%，含铜80%，对原矿回收率5.26%。

4. 冶-选联合工艺，常规搅拌浸出铜浸出率达80%，含铜贵液（9.7g/l）。用铁粉置换，置换率95%，获得海绵铜产品产率3.87%，含铜80%，对原矿回收率76%。浸出渣浮选获得铜精矿产率2.68%，铜精矿品位14.32%,铜精矿含金37.35g/t,含银438.8g/t，对原矿铜回收率10.98% ；金回收率65%，银回收率60%。

（5）从技术上来说，选-冶联合工艺（先选后冶或先冶后选）两种工艺都可行 ；相对来讲，先酸浸，后浸出渣浮选效率更高。实际选择工艺主要取决于当地工业基础和业主矿业（投资）战略思路。

参考文献

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［2］吴熙群，胡志强，王立刚，等.我国硫化铜矿选矿技术现状及进展［J］ .有色金属（选矿部分），2019（5）

［3］冯安生，李文军，吕振福，等.我国铜矿资源开发利用“三率”调查与评价［J］.矿产保护与利用，2016（5）