刚果(金)KAMA氧化铜钴矿选矿试验研究

董水森，巴红飞，肖春桥

(浙江华友钴业股份有限公司，浙江 桐乡314500)

刚果(金)KAMA氧化铜钴矿选矿试验研究

董水森，巴红飞，肖春桥

(浙江华友钴业股份有限公司，浙江 桐乡314500)

刚果(金)KAMA氧化铜钴矿具有氧化率高、泥化严重、云母及滑石含量大等特点，采用单一浮选工艺难以获得较好的选矿指标。依据原矿性质，试验制定了先浮云母、滑石等可浮性好的脉石矿物，后浮易选氧化矿，最后采用磁选回收难浮的含铜钴矿物的原则流程，对含铜2.56%，钴0.31%的原矿，小型选矿试验获得品位铜32.20%、钴1.45%，回收率铜53.98%、钴20.75%的浮选精矿和品位铜8.89%、钴1.39%，回收率铜29.44%、钴38.07%的磁选精矿，铜总回收率83.42%，钴总回收率58.81%。

氧化铜钴矿；硫化浮选；磁选；连选试验；刚果(金)

刚果民主共和国简称刚果(金)，位于非洲中部。刚果(金)矿产资源种类繁多，极为丰富，其境内的中非铜矿带内加丹加系赋存有全球著名的铜钴矿床。刚果(金)KAMA氧化铜钴堆存矿石氧化率高，磨矿过程易泥化，滑石、云母等对浮选影响较大的脉石含量较高，导致浮选成本高、浮选指标差，选厂经济效益不佳，开展对该矿的选矿试验研究具有重要的意义。目前，处理氧化铜钴矿的主要方法为浮选法，浮选法包括直接浮选和硫化浮选两种工艺。直接浮选是在矿物未经预先硫化的情况下，采用脂肪酸类捕收剂直接进行回收，该方法适用于含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，之后用黄药类捕收剂进行回收，该方法适用于含白云石类矿石[1]。另外，CN105032605A公布了一种通过高梯度强磁选从氧化铜矿中富集铜钴的工艺方法[2]。

本选矿试验对矿样进行了矿石性质研究，确定了适合于该类型矿石最佳的选矿工艺流程和药剂制度，取得了良好的分选指标。

1 矿石性质

矿石中金属矿物主要为孔雀石、褐铁矿，其次有水钴矿、辉铜矿、铜蓝、斑铜矿，少量及微量硅孔雀石、蓝辉铜矿、磁铁矿、黄铁矿、氧化锰矿、闪锌矿、磁黄铁矿、黄钾铁矾等；脉石矿物以石英为主，其次有滑石、绿泥石、方解石、绢云母、黏土矿物、磷灰石、金红石等。部分铜钴存在于硅钴氧化结合物中，还有少量铜钴以类质同像的形式或呈机械混入物分布于褐铁矿等弱性矿物中。

孔雀石是试样中铜的主要载体矿物，成分中含少量Co、Si、P、Fe等(图1)；水钴矿是试样中钴的主要载体矿物，经显微镜观察鉴定与电子探针定量分析，除部分水钴矿呈集合体产生外(图2)，部分与孔雀石紧密共生，两者界线模糊，还有约1/3的水钴矿与褐铁矿紧密共生，其中常夹杂一些石英、方解石等，交替呈层，构成韵律状同心环状的胶状构造或混杂在一起(图3和图4)，这种混杂物结构复杂、无定形，基本无法单体解离。

试样主要化学成分分析结果见表1；铜、钴物相分析结果分别见表2和表3；矿物含量计算以显微镜下鉴定为基础，参照多元素及物相分析结果见表4；主要矿物粒度特征见表5。

图1 孔雀石中Co面分布图

图2 水钴矿中Co面分布图

图3 褐铁矿与水钴矿、孔雀石的混杂照片物背散射图像

图4 混杂物中Fe面分布图

表1 试样主要化学成分分析结果

表2 试样铜物相分析结果

表3 试样钴物相分析结果

表4 试样矿物组成及含量

表5 试样主要矿物粒度统计

从表1可看出，试样中可回收的主要金属元素为铜和钴，含量分别为2.51%、0.30%。由表2～4可以看出，该矿的铜钴氧化率高，属氧化铜钴矿，含钴矿物的氧化率达到98.67%，采用浮选工艺时该部分钴矿物较难回收[3]。由电子探针背散射图1～4及表5可以看出，孔雀石嵌布特征较简单，粒度较粗，部分散在脉石微裂隙或与褐铁矿混杂在一起；水钴矿除了呈集合体产出外，部分与孔雀石共生，还有约占1/3的水钴矿与褐铁矿混杂在一起，结构复杂，粒度微细，极难单体解离。

2 试验方案

矿石性质研究表明，矿石中铜钴赋存状态复杂，孔雀石、水钴矿等易浮矿物可采用浮选工艺进行富集，部分难以浮选的铜钴矿(以类质同像或细粒级嵌布于弱磁性矿物中)采用常规的单一浮选工艺难以实现对目的矿物的有效回收。试验确定该矿石的原则流程为：预先脱除滑石，之后硫化浮选铜钴矿，最后将混合后的滑石与浮选尾矿进行磁选的浮磁联合工艺。

3 试验设备及药剂

3.1试验设备

小试设备：球磨机XMQΦ240×90，单槽浮选机XFD-63 1.5L、1.0L、0.75L、0.5L。

连选试验设备：XMQLΦ420×450格子式连续球磨机，Φ200×1 000螺旋分级机，FX-24浮选机，JD1-X-P-N自动加药机，XBSL型(3/4)立式砂泵，Slon-500立环脉动高梯度磁选机，DLS-500立环脉动高梯度磁选机。

3.2试验药剂

脱滑石采用甲基异丁基甲醇(MIBC)；调整剂包括硫化钠、硫氢化钠、硫酸铵；捕收剂包括戊基黄药、乙硫氨酯(Z-200)。

4 小型试验研究

4.1磨矿细度试验

采用MIBC脱除滑石，硫氢化钠为硫化剂，硫酸铵为调整剂，Z-200+戊基黄药为混合捕收剂，两次浮选脱除滑石，四次选别产出铜钴粗精矿。磨矿细度试验流程见图5，试验结果见图6。

图5 磨矿细度试验流程

从图6可以看出，磨矿细度对粗精矿品位和回收率均有影响，-0.074 mm含量在73%～78%之间时为宜，作为回收对象的钴与铜具有相似之处。综合考虑粗精矿品位和回收率确定-0.074 mm占73%为最佳磨矿细度。

4.2硫化剂种类条件试验

刚果(金)加丹加省的氧化铜钴矿的浮选工艺主要采用硫化浮选，常用的硫化剂为硫氢化钠、硫化钠以及两者之间的组合等，为选择适宜于该矿石的硫化剂，进行硫化剂种类条件试验。氧化铜钴矿粗选固定条件为硫化剂用量(1 500+600+300+200)g/t，硫酸铵用量(400+200+0+0)g/t，Z-200用量(40+20+10+10)g/t，戊黄药用量(300+200+100+50)g/t，试验流程见图5，试验结果见表6。

图6 磨矿细度对品位及回收率的影响

表6 硫化剂选择条件试验结果

试验结果表明，硫氢化钠与硫化钠作为氧化铜矿的硫化剂时硫化效果相近，而利用硫氢化钠钴的回收率高出硫化钠5.44个百分点，明显有利于钴矿的活化回收，因此采用硫氢化钠作为该矿的硫化剂。

4.3硫氢化钠用量试验

固定MIBC、硫酸铵、Z-200、戊黄药的量，改变硫氢化钠的用量，考察硫氢化钠用量变化对氧化铜钴矿的硫化效果，试验流程见图5，试验结果见图7。结果表明，硫氢化钠用量在2 500 g/t为宜。

图7 硫氢化钠用量条件试验结果

4.4开路试验

在确定了磨矿细度、硫化剂种类及用量、捕收剂种类及用量的基础上，根据原则流程进行开路试验。试验流程见图8，试验结果见表7。

采用五次选别后，铜回收率为62.87%，钴回收率为53.46%，浮选指标较差，这是由于部分铜钴分散在脉石间隙或与褐铁矿混杂在一起，粒度微细，极难单体解离，难以硫化。高梯度磁选可有效地实现对这部分难浮铜钴矿的回收及富集。浮选尾矿经过磁选回收，铜回收率增加了25个百分点，钴回收率增加了20个百分点，铜钴回收率大幅度地提高。

图8 开路试验流程

表7 开路试验结果

4.5闭路试验

根据开路试验结果，结合刚果(金)工业现状及冶炼对浮选精矿的要求，进行了两种不同工艺的浮磁联合闭路试验。

闭路试验流程一：预先浮选易浮脉石后，进行三次粗选、两次扫选、两次精选的闭路浮选流程，最后将浮选尾矿与易浮脉石合并后给入磁选流程。

闭路试验流程二：预先浮选易浮脉石后，进行两次粗选、两次精选的闭路浮选流程，最后将浮选尾矿与易浮脉石合并后给入磁选流程。

闭路试验一、二流程分别见图9和图10，试验结果见表8。

从试验结果来看，闭路试验一、闭路试验二的综合指标相近，闭路试验一浮选作业多、浮选时间长，试验发现中矿累计量比较大，中矿越多对返回点影响越大。中矿单独分析发现中矿-0.074 mm占98.00%，粒级细、泥量大，这一中矿返回前一作业，恶化了前一作业的浮选环境，从而导致综合指标不理想，试验一的精矿品位不高充分说明这一点。试验二在试验一的基础上进行了改进，缩短浮选流程，去除扫选作业，减少了中矿量的返回，加强磁选作业，确保整体回收率。

4.6闭路试验结果讨论

1)闭路试验一采用三次粗选、两次扫选、两次精选，滑石与浮选尾矿合并后再磁选的浮磁联合流程，可获得含铜17.15%、钴1.42%的浮选精矿和含铜9.22%、钴0.85%的磁选精矿，铜总回收率为82.91%，钴总回收率58.40%。

表8 闭路试验试验结果

图9 闭路试验一流程

2)闭路试验二采用两次粗选、两次精选，滑石与浮选尾矿合并后再磁选的浮磁联合流程，可获得含铜31.20%的浮选精矿、钴1.45%和含铜8.89%、钴1.39%的磁选精矿，铜总回收率为83.42%，钴总回收率58.82%。

3)闭路试验一与试验二铜钴总指标相近，但连选试验二浮选流程短、药剂成本低，同时浮选精矿与磁选精矿品位也较高。因此推荐闭路试验二流程为最佳工艺流程。

5 扩大连选试验结果与讨论

在小型试验的基础上，开展处理量2 t/d的扩大连选试验，该矿的连选试验矿样与小试矿样在铜含量上略有差别，钴含量基本不变，连选试验矿样含铜1.98%，含钴0.30%。

根据闭路试验的两种浮选流程，按照日处理2t计算各浮选作业的浮选机数量并做流程适当调整，进行扩大连选试验。浮选药剂采用多点式加药方式，有利于综合指标的提升和降低药剂用量。

5.1连选试验

连选试验一流程为预先脱滑石、两次粗选一次扫选两次精选浮磁联合流程。

连选试验二流程为预先脱滑石、两次粗选两次精选浮磁联合流程。

连选试验一流程、二流程见图11(流程二无扫选作业)，连选试验结果见表9。

表9 连选试验结果

图11 连选试验一流程

5.2连选试验结果讨论

1)连选试验一采用两次粗选、一次扫选、两次精选，滑石与浮选尾矿合并后再磁选的浮磁联合流程，可获得含铜13.50%、钴1.00%的浮选精矿和含铜4.85%、钴0.75%的磁选精矿，铜总回收率为80.59%，钴总回收率54.83%。

2)选试验二采用两次粗选、两次精选，滑石与浮选尾矿合并后再磁选的浮磁联合流程，可获得含铜22.00%、钴1.21%的浮选精矿和含铜8.00%、钴1.33%的磁选精矿，铜总回收率为80.89%，钴总回收率55.29%。

3)连选试验一与连选试验二铜钴总回收率相近，但连选试验二浮选流程短、药剂成本低，同时浮选精矿与磁选精矿品位也较高。连选试验结果与小型试验闭路试验结果一致，验证了小型试验数据的可靠性。

6 结 论

1)该氧化铜钴矿氧化率高(铜氧化率97.22%，钴氧化率98.67%)、云母及滑石等磨矿易泥化成分含量高，且不利于有用矿物浮选，属难选氧化矿。

2)采用浮磁联合流程，小型选矿试验获得品位铜31.20%、钴1.45%，回收率铜53.98%、钴20.75%的浮选精矿和品位铜8.89%、钴1.39%，回收率铜29.44%、钴38.07%的磁选精矿，铜总回收率83.42%，钴总回收率58.82%；对含铜1.98%，钴0.30%的原矿，连选试验可获得品位铜22.00%、钴1.21%，回收率铜45.71%、钴16.61%的浮选精矿和品位铜8.00%、钴1.33%，回收率铜35.18%、钴38.68%的磁选精矿，铜回收率为80.89%、钴回收率为55.29%。

3)连选试验验证了小型试验数据的准确性，经过连选试验结果的验证分析，确定预先脱滑石、两次粗选两次精选、滑石与浮选尾矿合并后磁选的浮磁联合流程为最佳工艺流程。

[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.从氧化铜钴矿中富集铜钴的磁选方法：中国，105032605A[P].2015-11-11.

[3] 王立刚，张慧，叶岳华.刚果(金)某难选氧化铜钴矿选矿工艺技术研究[J].有色金属，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责任编辑：赵奎涛

董水森(1964-)，男，高级工程师，从事选矿工艺研究和技术管理工作。

TD923

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：1004-4051(2017)09-0134-08