劉 杰，周寬達，王洪杰，陳興海，蒙文飛，蘭福蔭，陸智國

（華剛礦業(yè)股份有限公司，北京 100039）

0 引 言

目前，剛果（金）加丹加地區(qū)現(xiàn)行開發(fā)的礦山大部分為氧化礦，極少數(shù)為硫化礦。因此，該地區(qū)選冶加工廠處理的原料大多以氧化礦為主，少數(shù)選冶廠加工處理硫化礦[1-2]。剛果（金）某銅鈷礦位于加丹加銅礦帶北西部，礦床受熱液改造的程度低，氧化程度較高，氧化面深度較大，礦物組成復雜，選冶回收難度較大[3-5]。相關研究表明，該區(qū)域銅鈷礦多為銅鈷多金屬共生礦，銅礦物主要為孔雀石、輝銅礦和硅孔雀石等；鈷礦物主要賦存狀態(tài)為水鈷礦，銅礦物和鈷土礦均具有不均勻中細粒嵌布的特點[6]。目前，低品位高氧化率銅鈷礦的處理工藝大多以浮選[7-9]、浮選-磁選[10-11]和浮選-浸出[12-13]的聯(lián)合處理工藝為主。

本文氧化銅鈷礦試樣取自剛果（金）南部的盧阿拉巴省境內SCM礦區(qū)內某低品位高氧化率銅鈷礦，結合實際生產需求，本文采用浮選-磁選-浸出的聯(lián)合工藝流程，系統(tǒng)考察各因素對銅鈷回收指標的影響，并確定了最佳回收條件，實現(xiàn)了對該低品位高氧化率銅鈷礦中銅鈷金屬的高效回收。

1 礦石性質與試驗方案

1.1 礦石性質

針對該地區(qū)的礦石，前期相關地質學研究表明，其礦石類型主要為淺白色白云質頁巖，粉砂質、微晶質結構，層理構造發(fā)育；巖石主要由粉砂粒級的石英晶屑和黏土礦物-水云母、多水高嶺石、綠泥石以及微晶質白云石、金屬礦物等組成。其中，金屬礦物礦化分兩期形成，但以早期礦化為主。早期以膠結物的形式分布在頁巖中，晚期金屬礦化伴有硅化、白云石化，即石英、白云石、金屬礦物共處一個細脈中，并且細脈切穿層理，脈中的金屬礦物粒徑較粗，一般為0.5～2.5 mm。

針對這一礦石類型，試驗中先對所取礦石樣品進行破碎，樣品全部破碎至-2 mm以下后對樣品進行混勻縮分備用。取備用樣品進行化學多元素分析和銅鈷物相分析，試樣化學分析結果見表1，銅、鈷物相分析結果見表2。

表1 試樣化學多元素分析結果Table 1 Analysis results of chemical multi-element in sample 單位：%

表2 試樣銅、鈷物相分析結果Table 2 Analysis results of copper and cobalt phase in sample 單位：%

由表1可知，試樣中可回收的主要金屬元素為Cu和Co，含量分別為1.682%、0.165%，其中，化學分析測得酸溶銅含量為1.580%，計算得礦石的銅氧化率為94.050%。分析結果顯示，該礦石的主要脈石組分為SiO2、Al2O3、CaO和MgO等，其含量分別為57.170%、11.520%、1.320%和5.270%，共計75.280%。

由表2可知，礦樣中銅以自由氧化銅、結合氧化銅為主，并含少量次生硫化銅，原生硫化銅甚微。自由氧化銅主要以孔雀石、假孔雀石、磷銅礦等形式存在，分布率為84.54%；次生硫化銅主要包括輝銅礦、銅藍、斑銅礦等，分布率為3.92%；較難回收的結合氧化銅主要與氧化鐵緊密結合或分散于脈石礦物中，分布率為10.41%。鈷主要以水鈷礦、菱鈷礦、鈷白云石等氧化鈷的形式存在，約占總鈷的55.15%；其次為以硅酸鹽等結合態(tài)存在于脈石中的鈷約占40.00%；硫銅鈷礦、硫鈷礦等硫化態(tài)礦物中的鈷約占4.85%。

綜合化學成分特點，可認為該礦樣是氧化銅鈷礦石，通過選礦有望獲得銅精礦、鈷精礦或銅鈷混合精礦產品，但利用傳統(tǒng)浮選工藝回收鈷礦物將很難獲得較理想的分選效果。

1.2 試驗方案

針對此類高氧化率銅鈷礦，常用的選礦原則工藝有“先浮硫化礦后硫化浮選氧化礦”的分步浮選工藝和“硫化礦與氧化礦一起浮選”的同步浮選工藝，結合礦山資源開發(fā)和后續(xù)銅鈷冶煉工藝的要求和實際生產的需求，本文以回收銅、鈷為主。確定該礦石的選礦原則流程為“先浮硫化礦-硫化浮選氧化礦-磁選”的分步浮選和磁選聯(lián)合工藝，重點研究選硫尾礦的硫化浮選回收效果，氧化礦硫化浮選尾礦的磁選回收效果，以及浮選和磁選總綜合產品的浸出效果。試驗原則流程如圖1所示。

圖1 試驗原則流程圖Fig.1 Flow chart of experimental principle

為保證試驗樣品的均一性，試驗采取兩段硫化礦浮選進行預先浮選硫化礦，選硫產品不計入流程計算。選硫尾礦自然晾干后混合均勻作為氧化礦的浮選原料，氧化礦浮選采用四段氧化銅礦浮選，三段氧化鈷礦浮選，浮選尾礦兩段磁選的選礦工藝，最終將得到的四段氧化銅浮選產品、三段氧化鈷浮選產品和磁選產品合并為氧化銅鈷粗精礦，氧化銅鈷粗精礦作為浸出原料開展浸出試驗。

1.3 試驗設備及藥劑

試驗設備：試驗采用XMQ-Ф240*90A錐形球磨機進行磨礦；浮選采用XFD-3.0 L單槽浮選機；磁選采用Slon-100立環(huán)脈動高梯度磁選機；選礦產品過濾采用XTLZ-Ф260*200型多用盤式真空過濾機；樣品烘干采用DGG-9926A型電熱鼓風干燥箱干燥；樣品稱量采用METTLR TOLEDO型天平，精度為0.01；擬分析樣品用XPM-Φ120*3三頭研磨機進行研磨處理。采用硫代硫酸鈉滴定法測量試樣中的銅；采用ICP-FMS26型電感耦合等離子光譜發(fā)生儀分析測定試樣中的化學多元素成分含量。

試驗藥劑：硫化劑為Na2S和NaHS，二者均為工業(yè)品，使用時用試驗室自來水配制成2%的溶液。捕收劑為工業(yè)品丁基黃藥，用試驗室自來水配制成1%的溶液使用。起泡劑為工業(yè)品2#油，使用時用注射器原液添加。

2 試驗結果與討論

2.1 浮選試驗研究

2.1.1 磨礦細度試驗

磨礦是選礦過程中的一個關鍵環(huán)節(jié)，其目的是使目的礦物與脈石礦物解離，而目的礦物的解離是浮選分選的前提。本次試驗磨礦時，球磨機磨礦濃度為62.16%，球磨機裝球量及配比情況見表3。

表3 球磨機裝球量及配比Table 3 Ball loading capacity and ratio of ball mill

分別在不同磨礦時間下對樣品進行磨礦試驗，對磨礦產品用-0.074 mm標準篩和-0.038 mm標準篩進行濕法粒度篩析，篩析試驗結果如圖2所示。由圖2可知，在6～10 min內，隨著磨礦時間的增加，-0.074 mm粒級產率從65.20%增加至78.98%；Cu分布率從65.91%增加至79.99%；Co分布率則先增加后降低。-0.038 mm粒級產率從46.02%增加至53.78%；Cu分布率從49.31%增加至58.93%；Co分布率從52.46%增加至58.41%。分析數(shù)據(jù)曲線規(guī)律可知，磨礦時間達到9 min后，-0.038 mm粒級產率及Cu分布率、Co分布率急劇增加。綜合考慮實際生產情況，選取磨礦時間為8 min，細度-0.038 mm粒級含量占73.47%作為試驗細度。

圖2 磨礦時間-細度曲線Fig.2 Curves of grinding time-fineness

2.1.2 硫化劑種類及用量試驗

剛果（金）SCM礦區(qū)氧化銅鈷礦的浮選主要采用硫化浮選工藝，常用硫化劑為NaHS和Na2S。為確定適宜該礦石的硫化劑及藥劑用量，進行硫化劑種類及用量試驗。氧化礦浮選Na2S或NaHS用量為變量+800 g/t+800 g/t+1 000 g/t+1 000 g/t+500 g/t+300 g/t，丁基黃藥用量150 g/t+100 g/t+80 g/t+100 g/t+60 g/t+50 g/t+50 g/t，2#油 用 量0 g/t+10 g/t+0 g/t+10 g/t+0 g/t+10 g/t+10 g/t。試驗原則流程如圖1所示，試驗結果如圖3所示。

圖3 硫化劑種類及用量試驗結果Fig.3 Test results of vulcanizing agent type and dosage

由圖3可知，隨著一段粗選Na2S和NaHS用量的逐漸增加，在相同的藥劑用量條件下，Cu回收率、Co回收率均呈現(xiàn)出先升高后降低的趨勢。一段粗選硫化劑用量為1 500 g/t、采用Na2S做硫化劑時，Cu回收率、Co回收率分別為71.36%和25.58%；采用NaHS作硫化劑時，Cu回收率、Co回收率分別為71.49%和22.18%。至一段粗選硫化劑用量3 000 g/t時，采用Na2S做硫化劑，Cu回收率、Co回收率分別降至68.05%和24.07%；采用NaHS做硫化劑，Cu回收率、Co回收率分別降至67.55%和20.27%。在試驗所用的硫化劑用量范圍內，相同硫化劑用量條件下，Cu回收率差別不大，但采用Na2S作硫化劑時，Co回收效果較好。因此，綜合考慮Cu、Co回收效果，試驗采用Na2S作為該礦石的硫化劑，且一段氧化銅粗選Na2S用量為1 500 g/t。

2.1.3 鈷浮選Na2S用量試驗

在確定使用Na2S作硫化劑，且一段粗選氧化銅Na2S用量為1 500 g/t基礎上，開展浮選鈷Na2S用量試驗。四段氧化銅浮選固定Na2S用量條件為1 500 g/t+800 g/t+800 g/t+400 g/t，三段氧化鈷浮選Na2S用量條件為變量+400 g/t +300 g/t，捕收劑丁基黃藥用量為100 g/t+50 g/t+20 g/t+10 g/t+50 g/t+20 g/t+10 g/t，2#油用量同2.1.2部分，試驗流程如圖1所示，試驗結果如圖4所示。

圖4 鈷浮選Na2S用量試驗結果Fig.4 Test results of flotation of cobalt Na2S

由圖4可知，鈷浮選粗選Na2S用量500 g/t時（總量1 200 g/t），三段浮選鈷產品中Cu品位為5.83%、Cu回收率為11.50%、Co品位為0.285%、Co回收率為6.10%；隨著Na2S用量增加，Cu回收率、Co回收率逐漸增加，但品位逐漸降低。當粗選Na2S用量1 000 g/t（總量1 700 g/t）時，三段浮選鈷產品中Cu品位為4.22%、Cu回收率為16.30%、Co品位為0.263%、Co回收率為10.95%，此時選礦指標最佳。綜合考慮浮選產品中Cu、Co的品位和回收率，確定鈷浮選粗選Na2S用量為1 000 g/t（總量1 700 g/t），確定四段氧化銅浮選和三段鈷浮選的Na2S總用量為5 200 g/t。

2.1.4 丁基黃藥總用量試驗

在確定一段氧化銅粗選和鈷粗選Na2S用量的基礎上，開展丁基黃藥總用量條件試驗，Na2S用量固定為1 500 g/t+800 g/t+800 g/t+400 g/t+1 000 g/t+400 g/t+300 g/t，2#油用量同2.1.2部分，各浮選工段丁基黃藥用量見表4，試驗流程如圖1所示，試驗結果如圖5所示。

圖5 丁基黃藥總用量試驗結果Fig.5 Test results of total dosage of butyl xanthate

表4 丁基黃藥用量表Table 4 Scale of butyl xanthone單位：g/t

由圖5可知，在Na2S總用量5 200 g/t條件下，氧化段丁基黃藥總用量從260 g/t增加至440 g/t時，浮選銅鈷粗精礦產品中Cu品位在8.89%～9.51%，總回收率在70.66%～73.30%；Co品位在0.280%～0.320%，總回收率在24.78%～25.81%。當丁基黃藥總用量為360 g/t，各氧化段用量為120 g/t+80 g/t+40 g/t+20 g/t+50 g/t+30 g/t+20 g/t時，浮選氧化銅鈷粗精礦中Cu品位為9.51%、Cu回收率為73.30%、Co品位為0.320%、Co回收率為25.369%，此時浮選效果最佳。綜合考慮浮選產品中的Cu、Co的品位及回收率，確定氧化段丁基黃藥總用量為360 g/t。

硫化時間是氧化礦硫化浮選的重要影響因素，在確定最佳Na2S和丁基黃藥用量的條件下，開展硫化時間試驗。Na2S用量固定為1 500 g/t+800 g/t+800 g/t+400 g/t+1 000 g/t+400 g/t+300 g/t，丁基黃藥用量固定為120 g/t+80 g/t+40 g/t+20 g/t+50 g/t+30 g/t+20 g/t，2#油用量同2.1.2部分。試驗流程如圖1所示，試驗結果如圖6所示。

圖6 硫化時間試驗結果Fig.6 Test results of vulcanization time

由圖6可知，在硫化時間2～5 min內，浮選銅鈷粗精礦中Cu品位在10.92%～9.26%，總回收率在68.95%～72.68%；Co品位在0.285%～0.317%，總回收率在22.44%～28.98%。分析Cu、Co的品位和回收率曲線可知，隨著硫化時間的增加，Cu品位逐漸降低，Co品位、Cu回收率和Co回收率均呈現(xiàn)出先升高后降低的趨勢。綜合考慮Cu、Co的品位及回收率，確定氧化銅鈷礦每個浮選工段的硫化時間為4 min，此時浮選效果最佳。

2.2 磁選試驗研究

以上述條件試驗確定的最佳條件進行浮選試驗，浮選尾礦合并后為磁選原料進行磁選試驗。

2.2.1 磁場強度試驗

初步確定磁場流速為1.2 cm/s，脈動頻率為16 Hz，變化磁場強度為0.8 T、0.9 T、1.0 T、1.1 T、1.2 T和1.3 T開展磁場強度試驗，試驗流程如圖1所示，試驗結果如圖7所示。

圖7 磁場強度試驗結果Fig.7 Test results of magnetic field strength

由圖7可知，在磁場強度為0.8～1.3 T時，磁選銅鈷粗精礦產品中Cu品位在1.11%～1.15%、總回收率在28.47%～35.70%，Co品位在0.330%～0.368%、總回收率在35.51%～42.83%。分析Cu、Co的品位和回收率曲線可知，隨著磁選磁場強度的增加，磁選產品中的Cu品位、Co品位在逐漸降低，回收率均呈現(xiàn)出先升高后降低的趨勢。綜合考慮Cu、Co的品位及回收率，確定磁場強度為1.1 T。

2.2.2 礦漿流速試驗

確定磁場強度為1.1 T，以脈動頻率為16 Hz，開展礦漿流速試驗，試驗流程如圖1所示，試驗結果如圖8所示。

圖8 礦漿流速試驗結果Fig.8 Test results of slurry flow rate

由圖8可知，在礦漿流速為0.8～1.6 cm/s時，磁選銅鈷粗精礦產品中Cu品位在1.04%～1.46%、總回收率在36.51%～25.14%，Co品位在0.311%～0.445%、總回收率在44.85%～32.25%。分析Cu、Co的品位和回收率曲線可知，隨著礦漿流速的增加，磁選產品中的Cu品位、Co品位逐漸增加，而回收率逐漸降低。綜合考慮Cu、Co的品位及回收率，確定礦漿流速為1.0 cm/s，此時磁選效果最佳。磁選產品中Cu品位為1.08%，Cu回收率為34.24%；Co品位為0.342%，Co回收率為44.74%。

會推斷元素或者物質,也會用“對應”等方法分析和解決一些疑難問題了,還得學會用化學語言(如化學方程式等)進行規(guī)范表達,而這個前提是能夠理解基本的化學方程式。

2.2.3 磁脈動頻率試驗

確定磁場強度為1.1 T，礦漿流速為1.0 cm/s，開展磁脈動頻率試驗，試驗流程如圖1所示，試驗結果如圖9所示。

圖9 磁脈動頻率試驗結果Fig.9 Test results of magnetic pulsation frequency

由圖9可知，在磁脈動頻率為12～20 Hz時，磁選銅鈷粗精礦產品中Cu品位在0.96%～1.48%、總回收率在44.72%～23.45%，Co品位在0.286%～0.438%、總回收率在51.15%～27.94%。分析Cu、Co品位和回收率曲線可知，隨著磁脈動頻率的增加，Cu品位、Co品位先增加后降低，而回收率逐漸降低。綜合考慮Cu、Co的品位及回收率，確定16 Hz為最佳磁選脈動頻率，此時磁選產品中Cu品位為1.21%，Cu回收率為32.88%；Co品位為0.363%，Co回收率為41.03%。

2.3 全流程驗證試驗

根據(jù)浮選試驗和磁選試驗的最佳條件，開展全流程驗證開路試驗，試驗流程如圖10所示。試驗平行開展三次，取三次試驗結果的加權平均數(shù)作為最終試驗結果，試驗結果見表5。

圖10 全流程試驗流程圖Fig.10 Flowchart of the whole process test

表5 全流程試驗結果Table 5 The results of the whole process test 單位：%

由表5可知，該礦石經過四段氧化銅浮選、三段氧化鈷浮選、浮選尾礦磁選的浮磁聯(lián)合工藝可獲得平均產率20.99%；Cu品位6.76%，Cu回收率79.91%；Co品位0.396%，Co回收率51.70%的氧化銅鈷粗精礦。

2.4 硫酸浸出試驗

對全流程驗證試驗所得的氧化銅鈷礦粗精礦進行混勻縮分，取100 g混勻縮分后的氧化銅鈷粗精礦開展硫酸浸出試驗。根據(jù)實際生產工藝，確定浸出試驗的最佳條件為：室溫，浸出液固比5∶1，浸出時間為4 h，攪拌速度為200 r/min，控制浸出終點pH值約1.5，試驗用98%硫酸調節(jié)浸出礦漿酸度。試驗結果見表6。

表6 氧化銅鈷礦粗精礦硫酸浸出結果Table 6 Sulfuric acid leaching results of coarse concentrate of copper oxide cobalt ore

由表6可知，該礦石樣品經過浮磁聯(lián)合工藝獲得的氧化銅鈷粗精礦，在常規(guī)條件下可獲得較好的浸出效果，浸出渣含銅0.16%，含鈷0.041%，銅的浸出率97.96%，鈷的浸出率91.08%。浮選氧化礦浸出凈酸耗為0.96 t酸/t銅。通過浮磁聯(lián)合工藝富集后，礦石實現(xiàn)了低輔料浸出，同時保證了較好的銅鈷回收效果，具有較好的綜合經濟效益。

3 結 論

1）剛果（金）SCM礦區(qū)某氧化銅鈷礦含銅1.682%、含鈷0.165%，以酸溶銅測得氧化率為94.05%。物相分析結果顯示礦石中銅以自由氧化銅、結合氧化銅為主，并含少量次生硫化銅。鈷主要以水鈷礦等氧化鈷的形式存在，約占總鈷的55.15%，脈石含鈷約占40.00%。

2）礦石預先浮選硫化礦，選硫尾礦采用四段氧化銅礦浮選，三段氧化鈷礦浮選，浮選尾礦兩段磁選的選礦工藝，最終可獲得平均產率20.99%；Cu品位6.76%，Cu回收率79.91%；Co品位0.396%，Co回收率51.70%的氧化銅鈷粗精礦。

3）氧化銅鈷粗精礦在常規(guī)條件下浸出可獲得較好的浸出效果。銅浸出率97.96%，鈷浸出率91.08%，噸銅凈酸耗約0.96 t酸/t銅，具有較好的經濟效益，可為該類型低品位高氧化率銅鈷礦的開發(fā)利用提供技術參考。