剛果(金)KAMA氧化銅鈷礦選礦試驗研究

董水森，巴紅飛，肖春橋

(浙江華友鈷業股份有限公司，浙江 桐鄉314500)

剛果(金)KAMA氧化銅鈷礦選礦試驗研究

董水森，巴紅飛，肖春橋

(浙江華友鈷業股份有限公司，浙江 桐鄉314500)

剛果(金)KAMA氧化銅鈷礦具有氧化率高、泥化嚴重、云母及滑石含量大等特點，采用單一浮選工藝難以獲得較好的選礦指標。依據原礦性質，試驗制定了先浮云母、滑石等可浮性好的脈石礦物，后浮易選氧化礦，最后采用磁選回收難浮的含銅鈷礦物的原則流程，對含銅2.56%，鈷0.31%的原礦，小型選礦試驗獲得品位銅32.20%、鈷1.45%，回收率銅53.98%、鈷20.75%的浮選精礦和品位銅8.89%、鈷1.39%，回收率銅29.44%、鈷38.07%的磁選精礦，銅總回收率83.42%，鈷總回收率58.81%。

氧化銅鈷礦；硫化浮選；磁選；連選試驗；剛果(金)

剛果民主共和國簡稱剛果(金)，位于非洲中部。剛果(金)礦產資源種類繁多，極為豐富，其境內的中非銅礦帶內加丹加系賦存有全球著名的銅鈷礦床。剛果(金)KAMA氧化銅鈷堆存礦石氧化率高，磨礦過程易泥化，滑石、云母等對浮選影響較大的脈石含量較高，導致浮選成本高、浮選指標差，選廠經濟效益不佳，開展對該礦的選礦試驗研究具有重要的意義。目前，處理氧化銅鈷礦的主要方法為浮選法，浮選法包括直接浮選和硫化浮選兩種工藝。直接浮選是在礦物未經預先硫化的情況下，采用脂肪酸類捕收劑直接進行回收，該方法適用于含碳酸鹽礦物和鐵氧化物較低的礦石；硫化浮選是用硫化鈉、硫氫化鈉等硫化劑將氧化礦物預先硫化處理，之后用黃藥類捕收劑進行回收，該方法適用于含白云石類礦石[1]。另外，CN105032605A公布了一種通過高梯度強磁選從氧化銅礦中富集銅鈷的工藝方法[2]。

本選礦試驗對礦樣進行了礦石性質研究，確定了適合于該類型礦石最佳的選礦工藝流程和藥劑制度，取得了良好的分選指標。

1 礦石性質

礦石中金屬礦物主要為孔雀石、褐鐵礦，其次有水鈷礦、輝銅礦、銅藍、斑銅礦，少量及微量硅孔雀石、藍輝銅礦、磁鐵礦、黃鐵礦、氧化錳礦、閃鋅礦、磁黃鐵礦、黃鉀鐵礬等；脈石礦物以石英為主，其次有滑石、綠泥石、方解石、絹云母、黏土礦物、磷灰石、金紅石等。部分銅鈷存在于硅鈷氧化結合物中，還有少量銅鈷以類質同像的形式或呈機械混入物分布于褐鐵礦等弱性礦物中。

孔雀石是試樣中銅的主要載體礦物，成分中含少量Co、Si、P、Fe等(圖1)；水鈷礦是試樣中鈷的主要載體礦物，經顯微鏡觀察鑒定與電子探針定量分析，除部分水鈷礦呈集合體產生外(圖2)，部分與孔雀石緊密共生，兩者界線模糊，還有約1/3的水鈷礦與褐鐵礦緊密共生，其中常夾雜一些石英、方解石等，交替呈層，構成韻律狀同心環狀的膠狀構造或混雜在一起(圖3和圖4)，這種混雜物結構復雜、無定形，基本無法單體解離。

試樣主要化學成分分析結果見表1；銅、鈷物相分析結果分別見表2和表3；礦物含量計算以顯微鏡下鑒定為基礎，參照多元素及物相分析結果見表4；主要礦物粒度特征見表5。

圖1 孔雀石中Co面分布圖

圖2 水鈷礦中Co面分布圖

圖3 褐鐵礦與水鈷礦、孔雀石的混雜照片物背散射圖像

圖4 混雜物中Fe面分布圖

表1 試樣主要化學成分分析結果

表2 試樣銅物相分析結果

表3 試樣鈷物相分析結果

表4 試樣礦物組成及含量

表5 試樣主要礦物粒度統計

從表1可看出，試樣中可回收的主要金屬元素為銅和鈷，含量分別為2.51%、0.30%。由表2～4可以看出，該礦的銅鈷氧化率高，屬氧化銅鈷礦，含鈷礦物的氧化率達到98.67%，采用浮選工藝時該部分鈷礦物較難回收[3]。由電子探針背散射圖1～4及表5可以看出，孔雀石嵌布特征較簡單，粒度較粗，部分散在脈石微裂隙或與褐鐵礦混雜在一起；水鈷礦除了呈集合體產出外，部分與孔雀石共生，還有約占1/3的水鈷礦與褐鐵礦混雜在一起，結構復雜，粒度微細，極難單體解離。

2 試驗方案

礦石性質研究表明，礦石中銅鈷賦存狀態復雜，孔雀石、水鈷礦等易浮礦物可采用浮選工藝進行富集，部分難以浮選的銅鈷礦(以類質同像或細粒級嵌布于弱磁性礦物中)采用常規的單一浮選工藝難以實現對目的礦物的有效回收。試驗確定該礦石的原則流程為：預先脫除滑石，之后硫化浮選銅鈷礦，最后將混合后的滑石與浮選尾礦進行磁選的浮磁聯合工藝。

3 試驗設備及藥劑

3.1試驗設備

小試設備：球磨機XMQΦ240×90，單槽浮選機XFD-63 1.5L、1.0L、0.75L、0.5L。

連選試驗設備：XMQLΦ420×450格子式連續球磨機，Φ200×1 000螺旋分級機，FX-24浮選機，JD1-X-P-N自動加藥機，XBSL型(3/4)立式砂泵，Slon-500立環脈動高梯度磁選機，DLS-500立環脈動高梯度磁選機。

3.2試驗藥劑

脫滑石采用甲基異丁基甲醇(MIBC)；調整劑包括硫化鈉、硫氫化鈉、硫酸銨；捕收劑包括戊基黃藥、乙硫氨酯(Z-200)。

4 小型試驗研究

4.1磨礦細度試驗

采用MIBC脫除滑石，硫氫化鈉為硫化劑，硫酸銨為調整劑，Z-200+戊基黃藥為混合捕收劑，兩次浮選脫除滑石，四次選別產出銅鈷粗精礦。磨礦細度試驗流程見圖5，試驗結果見圖6。

圖5 磨礦細度試驗流程

從圖6可以看出，磨礦細度對粗精礦品位和回收率均有影響，-0.074 mm含量在73%～78%之間時為宜，作為回收對象的鈷與銅具有相似之處。綜合考慮粗精礦品位和回收率確定-0.074 mm占73%為最佳磨礦細度。

4.2硫化劑種類條件試驗

剛果(金)加丹加省的氧化銅鈷礦的浮選工藝主要采用硫化浮選，常用的硫化劑為硫氫化鈉、硫化鈉以及兩者之間的組合等，為選擇適宜于該礦石的硫化劑，進行硫化劑種類條件試驗。氧化銅鈷礦粗選固定條件為硫化劑用量(1 500+600+300+200)g/t，硫酸銨用量(400+200+0+0)g/t，Z-200用量(40+20+10+10)g/t，戊黃藥用量(300+200+100+50)g/t，試驗流程見圖5，試驗結果見表6。

圖6 磨礦細度對品位及回收率的影響

表6 硫化劑選擇條件試驗結果

試驗結果表明，硫氫化鈉與硫化鈉作為氧化銅礦的硫化劑時硫化效果相近，而利用硫氫化鈉鈷的回收率高出硫化鈉5.44個百分點，明顯有利于鈷礦的活化回收，因此采用硫氫化鈉作為該礦的硫化劑。

4.3硫氫化鈉用量試驗

固定MIBC、硫酸銨、Z-200、戊黃藥的量，改變硫氫化鈉的用量，考察硫氫化鈉用量變化對氧化銅鈷礦的硫化效果，試驗流程見圖5，試驗結果見圖7。結果表明，硫氫化鈉用量在2 500 g/t為宜。

圖7 硫氫化鈉用量條件試驗結果

4.4開路試驗

在確定了磨礦細度、硫化劑種類及用量、捕收劑種類及用量的基礎上，根據原則流程進行開路試驗。試驗流程見圖8，試驗結果見表7。

采用五次選別后，銅回收率為62.87%，鈷回收率為53.46%，浮選指標較差，這是由于部分銅鈷分散在脈石間隙或與褐鐵礦混雜在一起，粒度微細，極難單體解離，難以硫化。高梯度磁選可有效地實現對這部分難浮銅鈷礦的回收及富集。浮選尾礦經過磁選回收，銅回收率增加了25個百分點，鈷回收率增加了20個百分點，銅鈷回收率大幅度地提高。

圖8 開路試驗流程

表7 開路試驗結果

4.5閉路試驗

根據開路試驗結果，結合剛果(金)工業現狀及冶煉對浮選精礦的要求，進行了兩種不同工藝的浮磁聯合閉路試驗。

閉路試驗流程一：預先浮選易浮脈石后，進行三次粗選、兩次掃選、兩次精選的閉路浮選流程，最后將浮選尾礦與易浮脈石合并后給入磁選流程。

閉路試驗流程二：預先浮選易浮脈石后，進行兩次粗選、兩次精選的閉路浮選流程，最后將浮選尾礦與易浮脈石合并后給入磁選流程。

閉路試驗一、二流程分別見圖9和圖10，試驗結果見表8。

從試驗結果來看，閉路試驗一、閉路試驗二的綜合指標相近，閉路試驗一浮選作業多、浮選時間長，試驗發現中礦累計量比較大，中礦越多對返回點影響越大。中礦單獨分析發現中礦-0.074 mm占98.00%，粒級細、泥量大，這一中礦返回前一作業，惡化了前一作業的浮選環境，從而導致綜合指標不理想，試驗一的精礦品位不高充分說明這一點。試驗二在試驗一的基礎上進行了改進，縮短浮選流程，去除掃選作業，減少了中礦量的返回，加強磁選作業，確保整體回收率。

4.6閉路試驗結果討論

1)閉路試驗一采用三次粗選、兩次掃選、兩次精選，滑石與浮選尾礦合并后再磁選的浮磁聯合流程，可獲得含銅17.15%、鈷1.42%的浮選精礦和含銅9.22%、鈷0.85%的磁選精礦，銅總回收率為82.91%，鈷總回收率58.40%。

表8 閉路試驗試驗結果

圖9 閉路試驗一流程

2)閉路試驗二采用兩次粗選、兩次精選，滑石與浮選尾礦合并后再磁選的浮磁聯合流程，可獲得含銅31.20%的浮選精礦、鈷1.45%和含銅8.89%、鈷1.39%的磁選精礦，銅總回收率為83.42%，鈷總回收率58.82%。

3)閉路試驗一與試驗二銅鈷總指標相近，但連選試驗二浮選流程短、藥劑成本低，同時浮選精礦與磁選精礦品位也較高。因此推薦閉路試驗二流程為最佳工藝流程。

5 擴大連選試驗結果與討論

在小型試驗的基礎上，開展處理量2 t/d的擴大連選試驗，該礦的連選試驗礦樣與小試礦樣在銅含量上略有差別，鈷含量基本不變，連選試驗礦樣含銅1.98%，含鈷0.30%。

根據閉路試驗的兩種浮選流程，按照日處理2t計算各浮選作業的浮選機數量并做流程適當調整，進行擴大連選試驗。浮選藥劑采用多點式加藥方式，有利于綜合指標的提升和降低藥劑用量。

5.1連選試驗

連選試驗一流程為預先脫滑石、兩次粗選一次掃選兩次精選浮磁聯合流程。

連選試驗二流程為預先脫滑石、兩次粗選兩次精選浮磁聯合流程。

連選試驗一流程、二流程見圖11(流程二無掃選作業)，連選試驗結果見表9。

表9 連選試驗結果

圖11 連選試驗一流程

5.2連選試驗結果討論

1)連選試驗一采用兩次粗選、一次掃選、兩次精選，滑石與浮選尾礦合并后再磁選的浮磁聯合流程，可獲得含銅13.50%、鈷1.00%的浮選精礦和含銅4.85%、鈷0.75%的磁選精礦，銅總回收率為80.59%，鈷總回收率54.83%。

2)選試驗二采用兩次粗選、兩次精選，滑石與浮選尾礦合并后再磁選的浮磁聯合流程，可獲得含銅22.00%、鈷1.21%的浮選精礦和含銅8.00%、鈷1.33%的磁選精礦，銅總回收率為80.89%，鈷總回收率55.29%。

3)連選試驗一與連選試驗二銅鈷總回收率相近，但連選試驗二浮選流程短、藥劑成本低，同時浮選精礦與磁選精礦品位也較高。連選試驗結果與小型試驗閉路試驗結果一致，驗證了小型試驗數據的可靠性。

6 結 論

1)該氧化銅鈷礦氧化率高(銅氧化率97.22%，鈷氧化率98.67%)、云母及滑石等磨礦易泥化成分含量高，且不利于有用礦物浮選，屬難選氧化礦。

2)采用浮磁聯合流程，小型選礦試驗獲得品位銅31.20%、鈷1.45%，回收率銅53.98%、鈷20.75%的浮選精礦和品位銅8.89%、鈷1.39%，回收率銅29.44%、鈷38.07%的磁選精礦，銅總回收率83.42%，鈷總回收率58.82%；對含銅1.98%，鈷0.30%的原礦，連選試驗可獲得品位銅22.00%、鈷1.21%，回收率銅45.71%、鈷16.61%的浮選精礦和品位銅8.00%、鈷1.33%，回收率銅35.18%、鈷38.68%的磁選精礦，銅回收率為80.89%、鈷回收率為55.29%。

3)連選試驗驗證了小型試驗數據的準確性，經過連選試驗結果的驗證分析，確定預先脫滑石、兩次粗選兩次精選、滑石與浮選尾礦合并后磁選的浮磁聯合流程為最佳工藝流程。

[1] Srdjan M B.Handbook of Flotation Reagents：Chemistry，Theory and Practice：Volume 2：Flotation of Gold，PGM and Oxide Minerals[M].Amsterdam science，2010.

[2] 曾方明，周少川，等.從氧化銅鈷礦中富集銅鈷的磁選方法：中國，105032605A[P].2015-11-11.

[3] 王立剛，張慧，葉岳華.剛果(金)某難選氧化銅鈷礦選礦工藝技術研究[J].有色金屬，2012(3)：10-14.

SeparationtestresearchonKAMAoxidecopper-cobaltoreinDemocraticRepublicoftheCongo

DONG Shuisen，BA Hongfei，XIAO Chunqiao

(Huayou Cobalt Co.，Ltd.，Tongxiang314500，China)

The Congo(Kinshasa) KAMA refractory copper-cobalt oxide ore is characterized by high oxidation rate，grave sliming and large content of mica and talc，which means it will be difficult to obtain a good processing index by single flotation process.According to properties of the raw ore，the test is designed by a principle flow in which gangue with good floatability such as mica and talc will be floated first，then the oxidized ore follows and the copper and cobalt manganese ore which is hard to float will be lastly handled by magnetic separation.By dealing with raw ore of2.56% Cu and0.31% Co，the small beneficiation test obtains a magnetic concentrator with a grade of32.20% Cu and1.45% Co，and a recovery rate of53.98% Cu and20.75% Co，along with a magnetic concentrator with a grade of8.89% Cu and1.39% Co，and a recovery rate of29.44% Cu and38.07% Co.And the total recovery rate of Cu is83.42%，the Co being58.81%.

copper-cobalt oxide ore；sulfidizing flotation；magnetic separation；continuous separation；Democratic Republic of the Congo

2017-01-04責任編輯：趙奎濤

董水森(1964-)，男，高級工程師，從事選礦工藝研究和技術管理工作。

TD923

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：1004-4051(2017)09-0134-08