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江苏省有色金属华东地质勘查局 江苏省南京市 210000
摘要：我国铜资源较为贫乏，随着现代工业产业的快速发展，国内铜资源呈现出贫、细、杂等特点。本文将以云南某地的氧化铜矿为例，就氧化铜矿选矿试验问题进行分析，并在此基础上谈一下自己的观点和认识，以供参考。
关键词：氧化铜矿；选矿试验；研究
云南某地大型铁矿床伴生了低品位的氧化铜矿，根据地质资料研究分析，该氧化铜矿的金属储量超过10万吨，品位在0.3% 至0.6%之间，而且氧化程度非常的高、硫含量比较低，是典型的难选低品位氧化铜矿。实践中，为能够综合利用这些铜资源，对氧化铜矿回收铜进行了选矿试验研究。
1、氧化铜矿特点分析
本文所研究的氧化铜矿矿石肉眼观察下呈灰黑色，而且具有浸染状、条带状和块状构造；磨光面上有金属矿物浸染出现，不同矿块中的矿物质组成存在着较大的差别，金属矿物呈不均匀分布状态。通过经镜下鉴定以及X射线衍射分析，该氧化铜矿中的矿石金属硫化物含量非常的少，硫化铜矿物种类比较多，其中黄铁矿含量甚微。细致分析后发现，该氧化铜矿中的矿物种类较为复杂，比如孔雀石、斑铜矿以及硅孔雀石分布比较多；黄铜矿、铜蓝以及辉铜矿次之，还有一些铁矿物，即磁铁矿、褐铁矿以及假象赤铁矿等。对于脉石矿物而言，主要包括长石、有角闪石、石英以及辉石、方解石和白云石、云母等；还有少量的金红石、磷灰石和榍石等矿物质。
黄铜矿 斑铜矿铜蓝 孔雀石碳铜矾 磁铁矿 假象石铁矿 赤、褐铁矿 黄铁矿
0.1% 0.2% 0.3% 1.8% 2.3% 2.2% <0.1%
长石 角闪石
辉石 石英 方解石
白云石 云母 绿泥石 其他
51.5% 15.5% 7.3% 7.0% 4.2% 6.5% 1.0%
（表1：矿石中的主要矿物质量百分数）
从表1中可以看出，矿石中的铜矿物含量只有0.6%左右，其中主要的铜矿物有孔雀石和斑铜矿，黄铜矿在铜矿物总量中的比例只有六分之一左右。由此可见，通过对矿物的选别，只能得到产率相对较低的铜精矿。实践中，为制定有效的选矿工艺流程，准确确定磨矿粒度，在显微镜下对选矿中回收的铜矿物、铁矿物粒度进行统计，结构显示铜矿物粒度基本上属细粒分布。从矿物嵌布粒度视角研究，如果想要使90%以上的矿物呈现单体状态，则需对铜矿物、铁矿物进行研磨，磨矿粒度需达到-325目。就铜矿来说，通常情况下精矿只需达到Cu 20%即可，原矿中的铜矿物以含铜较高的次生铜矿物为主，无需达到高解离度。就铜矿物粒度分布情况来看，当磨至-200目75%以上即可使半数左右的铜矿物有效地解离。
2、选矿工艺实验研究
2.1选矿实验方法
氧化铜矿选矿过程中，处理方式多种多样，就方法而言，主要有浮选法以及酸浸法和氨浸法等。就所研究的氧化铜矿矿石性质而言，脉石矿物为Al、Ca以及Mg等，因此本文研究时所选择的其处理方法为浮选法。本次试验过程中所用到的矿样，除氧化铜外，还有26%的硫化铜和过量的硫化钠，会对这铜矿物产生抑制作用。因此，实际实验操作过程中，先选硫化铜，然后再选氧化铜、一次混选两种方案，对比进行试验。磨矿细度以及药剂条件一致的情况下，分步浮选比混合浮选效果要好一些，尾矿回收率大约高0.92个百分点。在此过程中，还要充分考虑硫化钠对伴生金银产生的影响，因此试验流程以分步浮选方案为宜，如下图所示。
图1 分步浮选流程图
2.2 磨矿细度试验分析
磨矿细度选择合适与否，关系着矿物能否有效达到单体解离状态，同时也是获得合理技术指标的一个重要条件。因此，首先应当寻找合适的磨矿条件，随着磨矿细度的逐渐提高，铜精矿的品位会逐渐降低，此时铜的回收率也会提高。在实验操作过程中，为有效避免已经以单体形式解离的铜矿物泥化，还需考虑现场的生产配置，其中粗选磨矿细度以一200目为宜。
2.3活化剂试验
氧化铜矿浮选实验过程中，活化剂的应用特别重要，对硫酸铵、硫化钠、乙二胺磷酸盐以及D2和JH等常用的活化剂，进行单独、或者组合式的试验操作。比如，硫化钠应用过程中，如果用量过大，则回收率会下降，究其原因，主要是因为过剩硫化钠会抑制硫化铜、氧化铜产生。在具体的试验过程中，硫化钠、JH之间相互配合应用，效果比较好，不仅可以有效提高铜的回收率、加快浮选速率，同时还可有效减少硫化钠的实验用量，避免了因硫化钠用量过多而抑制铜矿物产生。
第一，硫化钠用量试验。磨矿细度-74目为73.5%左右时，粗选水玻璃用量大约在每吨500克，JH用量为每吨200克，戊基黄药用量为每吨100克，松醇油用量为每吨40克。硫化钠用量对该氧化铜矿铜精矿品位、回收率的影响，如下图所示。
图2 硫化钠用量对该氧化铜矿铜精矿回收率、品位的影响曲线图
从图2可知，硫化钠的用量从每吨0.5千克增加到每吨1千克，铜精矿回收率、品位均呈上升之势，一旦超过每吨1千克，铜精矿回收率和品位就会降低，因此本次粗选硫化钠用量以每吨1千克为宜。
第二，JH用量试验。在氧化铜矿实验过程中，选用的活化剂JH是有机整合劑，同时浮选硫化铜、氧化铜矿，特别对结合氧化铜有非常好的活化效果。通过试验发现，JH用量的不断增加，铜精矿回收率、品位先上升、后下降。在具体的试验操作过程中，JH用量过大时，泡沫逐渐发黏，而且引起了矿泥上浮，导致浮选过程恶化，对铜精矿指标影响非常的，因此粗选JH用量以每吨200克为宜。
2.4浮选温度试验
本文所研究的氧化铜矿浮选温度试验过程中，实验结果如下表所示。
温度（℃） 名称 产率（%） 铜品位（%） 回收率（%）
20 精矿
尾矿
给矿 3.7
96.2
100 5.6
0.13
0.33 63.7
36.3
100
30
精矿
尾矿
给矿 4.8
95.2
100 4.9
0.11
0.34 69.3
30.7
100
40
精矿
尾矿
给矿 4.5
95.5
100 5.23
0.11
0.34 69.1
30.1
100
（表2：氧化铜矿浮选温度试验结果）
从上表可以看出，随着浮选温度的不断升高，氧化铜矿精矿品位小幅度下降，然回收率增加较为明显，通过综合考虑，选矿过程中浮选温度以30℃为宜。
3、总结与思考
本次选矿试验过程中所用的矿样含铜量1.1%左右，其中硫化铜的含量0.3%，氧化铜的含量0.8%，结合氧化铜0.09%左右。其中，含铜矿物主要是孔雀石、辉铜矿以及少量的黄铜矿。选矿试验过程中，采用的是先选硫化铜、后选氧化铜的顺序，粗选、精选分别两次，粗选尾矿再磨后两次扫选工艺，并且结合强力氧化铜捕收剂，获铜率超过25%；含银500克以上的铜精矿，铜回收率超过了80%。通过选矿试验可知，矿样中还含有大量的氧化钙以及氧化镁等碱性脉石，从矿石的性质来看，其非常的软、而且易磨。在破碎磨矿时，容易伴生次生矿泥，会对浮选尾矿沉降速度产生影响，过滤会非常困难，同时会消耗大量浮选药剂，使浮选药剂用量提高。
参考文献：
[1]宋涛，雷霆，张汉平.云南某低品位氧化铜矿的选矿试验研究[J].有色金属（选矿部分），2008（06）.
[2]杜淑华，潘邦龙.云南某难选氧化铜矿选矿试验研究[J].矿产综合利用，2008（06）.
[3]武薇，童雄.氧化铜矿的浮选及研究进展[J].矿冶，2011（02）.
[4]溫胜来.低品位氧化铜矿选矿技术综述[J].现代矿业，2010（02）.
[5]刘殿文，张文彬，文书明.氧化铜矿浮选技术[M].北京：冶金工业出版社，2009.
摘要：我国铜资源较为贫乏，随着现代工业产业的快速发展，国内铜资源呈现出贫、细、杂等特点。本文将以云南某地的氧化铜矿为例，就氧化铜矿选矿试验问题进行分析，并在此基础上谈一下自己的观点和认识，以供参考。
关键词：氧化铜矿；选矿试验；研究
云南某地大型铁矿床伴生了低品位的氧化铜矿，根据地质资料研究分析，该氧化铜矿的金属储量超过10万吨，品位在0.3% 至0.6%之间，而且氧化程度非常的高、硫含量比较低，是典型的难选低品位氧化铜矿。实践中，为能够综合利用这些铜资源，对氧化铜矿回收铜进行了选矿试验研究。
1、氧化铜矿特点分析
本文所研究的氧化铜矿矿石肉眼观察下呈灰黑色，而且具有浸染状、条带状和块状构造；磨光面上有金属矿物浸染出现，不同矿块中的矿物质组成存在着较大的差别，金属矿物呈不均匀分布状态。通过经镜下鉴定以及X射线衍射分析，该氧化铜矿中的矿石金属硫化物含量非常的少，硫化铜矿物种类比较多，其中黄铁矿含量甚微。细致分析后发现，该氧化铜矿中的矿物种类较为复杂，比如孔雀石、斑铜矿以及硅孔雀石分布比较多；黄铜矿、铜蓝以及辉铜矿次之，还有一些铁矿物，即磁铁矿、褐铁矿以及假象赤铁矿等。对于脉石矿物而言，主要包括长石、有角闪石、石英以及辉石、方解石和白云石、云母等；还有少量的金红石、磷灰石和榍石等矿物质。
黄铜矿 斑铜矿铜蓝 孔雀石碳铜矾 磁铁矿 假象石铁矿 赤、褐铁矿 黄铁矿
0.1% 0.2% 0.3% 1.8% 2.3% 2.2% <0.1%
长石 角闪石
辉石 石英 方解石
白云石 云母 绿泥石 其他
51.5% 15.5% 7.3% 7.0% 4.2% 6.5% 1.0%
（表1：矿石中的主要矿物质量百分数）
从表1中可以看出，矿石中的铜矿物含量只有0.6%左右，其中主要的铜矿物有孔雀石和斑铜矿，黄铜矿在铜矿物总量中的比例只有六分之一左右。由此可见，通过对矿物的选别，只能得到产率相对较低的铜精矿。实践中，为制定有效的选矿工艺流程，准确确定磨矿粒度，在显微镜下对选矿中回收的铜矿物、铁矿物粒度进行统计，结构显示铜矿物粒度基本上属细粒分布。从矿物嵌布粒度视角研究，如果想要使90%以上的矿物呈现单体状态，则需对铜矿物、铁矿物进行研磨，磨矿粒度需达到-325目。就铜矿来说，通常情况下精矿只需达到Cu 20%即可，原矿中的铜矿物以含铜较高的次生铜矿物为主，无需达到高解离度。就铜矿物粒度分布情况来看，当磨至-200目75%以上即可使半数左右的铜矿物有效地解离。
2、选矿工艺实验研究
2.1选矿实验方法
氧化铜矿选矿过程中，处理方式多种多样，就方法而言，主要有浮选法以及酸浸法和氨浸法等。就所研究的氧化铜矿矿石性质而言，脉石矿物为Al、Ca以及Mg等，因此本文研究时所选择的其处理方法为浮选法。本次试验过程中所用到的矿样，除氧化铜外，还有26%的硫化铜和过量的硫化钠，会对这铜矿物产生抑制作用。因此，实际实验操作过程中，先选硫化铜，然后再选氧化铜、一次混选两种方案，对比进行试验。磨矿细度以及药剂条件一致的情况下，分步浮选比混合浮选效果要好一些，尾矿回收率大约高0.92个百分点。在此过程中，还要充分考虑硫化钠对伴生金银产生的影响，因此试验流程以分步浮选方案为宜，如下图所示。
图1 分步浮选流程图
2.2 磨矿细度试验分析
磨矿细度选择合适与否，关系着矿物能否有效达到单体解离状态，同时也是获得合理技术指标的一个重要条件。因此，首先应当寻找合适的磨矿条件，随着磨矿细度的逐渐提高，铜精矿的品位会逐渐降低，此时铜的回收率也会提高。在实验操作过程中，为有效避免已经以单体形式解离的铜矿物泥化，还需考虑现场的生产配置，其中粗选磨矿细度以一200目为宜。
2.3活化剂试验
氧化铜矿浮选实验过程中，活化剂的应用特别重要，对硫酸铵、硫化钠、乙二胺磷酸盐以及D2和JH等常用的活化剂，进行单独、或者组合式的试验操作。比如，硫化钠应用过程中，如果用量过大，则回收率会下降，究其原因，主要是因为过剩硫化钠会抑制硫化铜、氧化铜产生。在具体的试验过程中，硫化钠、JH之间相互配合应用，效果比较好，不仅可以有效提高铜的回收率、加快浮选速率，同时还可有效减少硫化钠的实验用量，避免了因硫化钠用量过多而抑制铜矿物产生。
第一，硫化钠用量试验。磨矿细度-74目为73.5%左右时，粗选水玻璃用量大约在每吨500克，JH用量为每吨200克，戊基黄药用量为每吨100克，松醇油用量为每吨40克。硫化钠用量对该氧化铜矿铜精矿品位、回收率的影响，如下图所示。
图2 硫化钠用量对该氧化铜矿铜精矿回收率、品位的影响曲线图
从图2可知，硫化钠的用量从每吨0.5千克增加到每吨1千克，铜精矿回收率、品位均呈上升之势，一旦超过每吨1千克，铜精矿回收率和品位就会降低，因此本次粗选硫化钠用量以每吨1千克为宜。
第二，JH用量试验。在氧化铜矿实验过程中，选用的活化剂JH是有机整合劑，同时浮选硫化铜、氧化铜矿，特别对结合氧化铜有非常好的活化效果。通过试验发现，JH用量的不断增加，铜精矿回收率、品位先上升、后下降。在具体的试验操作过程中，JH用量过大时，泡沫逐渐发黏，而且引起了矿泥上浮，导致浮选过程恶化，对铜精矿指标影响非常的，因此粗选JH用量以每吨200克为宜。
2.4浮选温度试验
本文所研究的氧化铜矿浮选温度试验过程中，实验结果如下表所示。
温度（℃） 名称 产率（%） 铜品位（%） 回收率（%）
20 精矿
尾矿
给矿 3.7
96.2
100 5.6
0.13
0.33 63.7
36.3
100
30
精矿
尾矿
给矿 4.8
95.2
100 4.9
0.11
0.34 69.3
30.7
100
40
精矿
尾矿
给矿 4.5
95.5
100 5.23
0.11
0.34 69.1
30.1
100
（表2：氧化铜矿浮选温度试验结果）
从上表可以看出，随着浮选温度的不断升高，氧化铜矿精矿品位小幅度下降，然回收率增加较为明显，通过综合考虑，选矿过程中浮选温度以30℃为宜。
3、总结与思考
本次选矿试验过程中所用的矿样含铜量1.1%左右，其中硫化铜的含量0.3%，氧化铜的含量0.8%，结合氧化铜0.09%左右。其中，含铜矿物主要是孔雀石、辉铜矿以及少量的黄铜矿。选矿试验过程中，采用的是先选硫化铜、后选氧化铜的顺序，粗选、精选分别两次，粗选尾矿再磨后两次扫选工艺，并且结合强力氧化铜捕收剂，获铜率超过25%；含银500克以上的铜精矿，铜回收率超过了80%。通过选矿试验可知，矿样中还含有大量的氧化钙以及氧化镁等碱性脉石，从矿石的性质来看，其非常的软、而且易磨。在破碎磨矿时，容易伴生次生矿泥，会对浮选尾矿沉降速度产生影响，过滤会非常困难，同时会消耗大量浮选药剂，使浮选药剂用量提高。
参考文献：
[1]宋涛，雷霆，张汉平.云南某低品位氧化铜矿的选矿试验研究[J].有色金属（选矿部分），2008（06）.
[2]杜淑华，潘邦龙.云南某难选氧化铜矿选矿试验研究[J].矿产综合利用，2008（06）.
[3]武薇，童雄.氧化铜矿的浮选及研究进展[J].矿冶，2011（02）.
[4]溫胜来.低品位氧化铜矿选矿技术综述[J].现代矿业，2010（02）.
[5]刘殿文，张文彬，文书明.氧化铜矿浮选技术[M].北京：冶金工业出版社，2009.