刚果( 金) 某难选氧化铜钴矿选矿工艺研究*欧乐明胡本福段景文( 中南大学资源加工与生物工程学院)摘 要 针对刚果( 金) 某难选氧化铜钴矿高氧化率、 高结合率、 泥化严重、 有害杂质钙镁含量高的特点， 制定了不经脱泥， 先浮选硫化铜钴矿、 后硫化浮选氧化铜钴矿的原则流程， 对易给氧化铜钴矿闭路选别带来中矿累积的 微细粒中矿制定了选冶联合处理工艺对含铜 3. 10% 的原矿， 采用最终闭路试验流程处理， 获 得 了 铜 品 位31. 52% 、 回收率 33. 25% 的硫化矿精矿和铜品位 23. 76% 、 回收率 47. 14% 的氧化矿精矿， 稀硫酸浸出中矿， 可以回 收 6. 64% 的铜， 总铜回收率达到 87. 03% ， 同时回收 53. 96% 的伴生金属钴关键词 氧化铜钴矿 硫化浮选 泥化 异步浮选 选冶联合工艺Study on Separating Technology of a Congo( Kinshasa) Refractory Copper-cobalt Oxide OreOu LemingHu BenfuDuan Jingwen( School of Minerals Processing and Bioengineering，Central South University)Abstract Aiming at such characteristics of the Congo( Kinshasa) refractory copper-cobalt oxide ore as high oxygena- tion，high binding rate，serious sliming and high content of deleterious impurity( Ca， Mg) ， a flowsheet in principle was formu- lated，i. e. preferential flotation of copper-cobalt sulfide and subsequent flotation of copper-cobalt oxide without desliming， and a dressing-metallurgy combination process was drawn up to deal with the micro-fine middlings accumulating easily in the closed beneficiation of copper-cobalt oxide. Raw ore( Cu 3. 10% ) was finally treated by closed test process. Then sul- fide concentrator with Cu grade 31. 52% and recovery 33. 25% and oxide concentrator with Cu grade 23. 76% and recovery47. 14% were achieved. By leaching metallurgy middlings in dilute sulfuric acid，6. 64% Cu could by recovered and total recovery reached 87. 03% . Meanwhile，53. 96% associated metal Co was recovered.Keywords Copper-cobalt oxide ore，Sulfidizing flotation，Sliming，Asynchronous flotation，Dressing-metallurgy combi- nation process氧化铜钴矿的选冶工艺主要有浮选、 洗矿、 重选、 火法熔炼和湿法冶金等［1］。
目前， 氧化铜钴矿 的主流选矿工艺还是浮选， 浮选工艺又分为直接浮选和硫化浮选直接浮选就是在矿物未经预先硫化 的情况下， 用脂肪酸类捕收剂直接进行回收， 该法适 合碳酸盐矿物和铁氧化物较低的矿石; 硫化浮选是 用硫化钠、 硫氢化钠等硫化剂将氧化矿物预先硫化 处理， 然后用黄药类捕收剂进行浮选， 该法适用于含 白云石类矿石［2］此外，2 种方法联合使用， 往往也可以收到更好的分选效果， 如刚果( 金) Kolwezi 选矿厂和 Kamoto 选矿厂［1］泥化严重是氧化铜钴矿的显著特点由于矿泥 具有污染矿物表面、 降低矿物可浮性、 无谓消耗药 剂、 使浮选过程难以操控等突出问题， 因此， 浮选前 通常需脱泥［3-5］欧乐明等采用预先脱泥、 异步浮硫 化铜钴矿和氧化铜钴矿的工艺处理含大量碳质泥的硫化 － 氧化混合型铜钴矿， 取得了良好的浮选效 果［6］廖乾等采用预先浮选脱泥、 同步浮选工艺处理泥化严重的硫化 － 氧化混合型铜钴矿， 取得了良 好的选别指标［7］李崇德采用分级脱原生矿泥、 磨 矿、 再强磁脱次生泥、 浮选工艺处理含大量矿泥的某 氧化铜钴矿， 也取得了理想指标［8］刚果( 金) 某大 型沉积型氧化铜钴矿矿石具有品位高、 泥化严重、 钙 镁等有害杂质含量也高的特点， 本试验对该矿的分 选工艺进行了深入研究。
矿石性质 矿石中的主要氧化铜矿物为孔雀石、 硅孔雀石、 斜硅孔雀石， 及少量的磷铜矿、 黑铜矿、 赤铜矿等; 主1国 家 重 点 基 础 研 究 发 展 计 划 ( 973 计 划 ) 项 目 ( 编 号:2007CB613602) 欧乐明( 1964—) ， 男， 教授， 博士， 410083 湖南省长沙市岳麓区麓山南路 932 号·76·欧乐明等: 刚果( 金) 某难选氧化铜钴矿选矿工艺研究2011 年第 9 期要硫化铜矿物为辉铜矿， 及少量的铜蓝、 斑铜矿等 矿石中的主要钴矿物为水钴矿， 其次是钴白云石、 硫 钴铜矿和水钴铜矿等脉石矿物主要为石英、 方解 石、 白云石、 绿泥石、 云母等试样化学成分分析结果见表 1， 铜、 钴物相分析 结果见表 2严重的泥化现象， 这种铜钴品位较高的矿泥既不适 合沉降脱泥， 也不适合浮选脱泥， 因此， 本试验研究 采用不脱泥浮选工艺 基于以上分析， 决定通过试验来比较先浮选硫 化矿后浮选氧化矿( 异步浮选) ， 与硫化矿、 氧化矿 同时混浮( 同步浮选) 工艺的优劣在确定原则流 程后再进行条件试验， 制定合理的选别工艺 表 1试样化学成分分析结果%3 3. 1试验结果与讨论 磨矿细度试验磨矿细度试验流程及条件见图 1， 试验结果见成分CuCoSFeMgO含量3. 060. 170. 151. 5911. 77SiO2Al2 O3成分CaOAg表 3。
含量44. 479. 415. 532. 61注: Ag 的含量单位为 g / t表 2试样铜、 钴物相分析结果%原 生 硫化铜次 生 硫化铜自 由 氧化铜结 合 氧化铜铜相别合 计含 量占有率0. 010. 801. 560. 512. 880. 3527. 7854. 1617. 71100. 00图 1 表3磨矿细度试验流程 磨矿细度试验结果铁锰矿 中 钴硅酸盐 中 钴钴相别硫化钴氧化钴合 计%含 量0. 0169. 410. 11064. 710. 03922. 940. 0052. 940. 17100. 00品位回收率磨矿细度 ( － 0. 075 mm 含量)产 品产 率占有率 CuCoCuCo 由表 1 可以看出， 原矿中有回收价值的元素为铜、 钴由表 2 可以看出， 铜、 钴氧化率均在 70% 以上， 而且难选的结合氧化铜分布率达 17. 71% 混合精矿尾 矿 原 矿8. 999. 880. 13228. 657. 326791. 012. 430. 16571. 3592. 68100. 003. 100. 162100. 00 100. 00试验方案 矿石中的铜矿物种类繁多， 可浮性差异较大， 因 而回收工艺与药剂也各异。
硫化铜矿物可以用黄药 类捕收剂直接浮选; 氧化铜矿物中的孔雀石可以用 硫化浮选回收， 黑铜矿和赤铜矿可以用硫化浮选方 法部分回收， 硅孔雀石、 斜硅孔雀石、 磷铜矿则很难 用硫化浮选方法回收矿石中的钴矿物可浮性差， 其中的硫铜钴矿可 用黄药类捕收剂回收; 水钴矿和水钴铜矿与褐铁矿、 脉石矿物的关系密切， 嵌布复杂， 用浮选方法难以回 收; 钴白云石和白云石的晶体结构及可浮性均相似， 难以分离、 回收因此， 钴的品位虽然较高， 但大部 分钴矿物都不能用浮选方法回收， 这必将严重影响 钴的回收率基于以上原因， 试验将以铜的回收为主， 综合考 虑钴的回收根据工艺矿物学研究结果， 该矿石部分铜钴矿 物嵌布粒度微细， 与脉石紧密共生， 需要细磨才能达 到单体解离探索试验表明， 该矿的细磨必然带来2 混合精矿尾 矿 原 矿13. 358. 540. 14636. 90 12. 467686. 65100. 002. 253. 090. 1580. 15663. 10 87. 54100. 00 100. 00混合精矿16. 398. 022. 103. 070. 1510. 1600. 15942. 81 15. 6157. 19 84. 39100. 00 100. 0081尾 矿 83. 61原 矿 100. 00混合精矿 18. 83尾 矿 81. 17原 矿 100. 007. 232. 083. 050. 1660. 1550. 15744. 64 19. 9055. 36 80. 10100. 00 100. 0087混合精矿 20. 70尾 矿 79. 306. 940. 16046. 79 21. 23902. 060. 15553. 21 78. 77原 矿100. 003. 070. 156100. 00 100. 00从表 3 可以看出， 随磨矿细度的提高， 混合精矿中铜和钴的回收率显著提高， 但铜品位有所下降。
当 － 0. 075 mm 含量超过 81% 以后， 混合精矿中铜 的回收率增幅下降， 尾矿品位基本不变， 表明铜回收 率提高主要依赖于尾矿量的减少， 分选作用不明显 因此， 磨矿细度以 － 0. 075 mm 占 81% 为宜 ·77·总第 423 期金属矿山2011 年第 9 期3. 2同步浮选和异步浮选对比试验为比较同步浮选和异步浮选的优劣， 按图 2 所 示的流程和条件进行了试验， 试验结果见表 4图 3 硫化矿浮选试验流程 表5硫化矿浮选捕收剂选择试验结果%品位回收率 捕收剂产 品产 率 CuCoCuCo硫化矿精矿尾 矿 原 矿15. 9384. 07100. 008. 432. 093. 100. 1520. 1640. 16243. 3256. 68100. 0014. 9485. 06100. 00丁黄药硫化矿精矿 17. 837. 822. 103. 120. 1530. 1650. 16344. 6955. 31100. 0016. 7583. 25100. 00戊黄药尾 矿原 矿82. 17100. 00硫化矿精矿 Y － 89尾 矿 原 矿18. 5081. 50100. 007. 422. 073. 060. 1550. 1610. 16044. 8655. 14100. 0017. 9382. 07100. 00图 2 表4同步浮选和异步浮选试验流程 同步浮选和异步浮选试验结果%品位回收率工艺 流程硫化矿精矿18. 5481. 46100. 008. 101. 953. 090. 1620. 1640. 16448. 6051。