氧化铜硫化浮选及闭路流程

某选矿厂对氧化铜进行选矿，选矿前对原矿石首先进行了硫化铜浮选条件优化试验，并分别进行了磨矿细度、捕收剂种类及用量、pH值以及起泡剂用量验证，确定较优的工艺条件如下：磨矿细度为-0.074mm占75%，pH=7~8的中碱性介质，捕收剂丁基黄药用量为200g/t，起泡剂2号油用量为20g/t，并获得了铜品位为24.82%，回收率为18.56%，银品位为1102.62g/t，银回收率为67.56%的硫化铜精矿。

1、氧化铜的硫化浮选

（1）硫化钠的用量

硫化钠（Na2S）是氧化铜矿硫化浮选中应用为广泛的活化剂。该药剂易溶于水，在水中发生水解反应，离解生成HS-和S2-离子。在加入适量的Na2S至浮选溶液中，离解的S2-离子与氧化铜矿物表面晶格阴离子发生置换反应，使氧化铜矿物表面生成硫化铜薄膜，从而有利于硫化矿类捕收剂的吸附。硫化钠不仅是氧化矿的活化剂，而且可作硫化矿的抑制剂，其抑制作用可归因为Na2S水解产生的HS-和S2-离子，排除硫化矿物表面吸附的药剂后吸附在矿物表面，从而增加了矿物表面的亲水性。由此可见，在硫化浮选氧化铜时，硫化钠的用量应当适中。

经过试验，随着硫化钠用量的逐步增加，铜精矿的回收率呈现上升的趋势，而铜品位则有小幅度的降低。当硫化钠用量为2kg/t和3kg/t时，铜精矿中铜作业回收率分别为71.29%和83.14%；继续提高用量至4kg/t时，铜精矿中铜的作业回收率为84.22%，指标提高了1.08%。根据铜的物相分析结果判断，若使自由氧化铜中的铜全部实现回收，硫化浮选中铜作业回收率应达到91.55%左右。由此表明，氧化铜矿的硫化浮选铜的回收率仍有一定的提升空间。

（2）分段硫化浮选

活化剂用量试验现象表明，当硫化钠用量由3kg/t增加至4kg/t时，矿浆泡沫黏度增强，铜精矿的品位有小幅度的下降。这主要是由于在氧化铜的浮选过程中，当一次大量添加硫化钠进行硫化浮选时，造成了局部流程中药剂的浓度过高，使其浮选泡沫发黏，恶化了浮选过程。为了避免这一现象，有效降低浮选泡沫的黏度，同时避免硫化钠长时间在矿浆中搅拌，通过氧化作用生成根离子和亚根离子，而降其作用效果，可采用硫化钠分段添加的方式强化浮选，改善氧化铜矿物的浮选性能。

相关研究结果表明，孔雀石、硅孔雀石和赤铜矿等氧化铜矿物的浮选速率存在着一定的差异，孔雀石的上浮速率优于赤铜矿。本矿样在硫化浮选过程中也暴露出同样的矿物特性，即赤铜矿硫化浮选的作用时间较长。

综上所述，为了进一步的提高铜的回收率，既要考虑硫化钠药剂过量对浮选环境的不利影响，又要兼顾难选赤铜矿的长时间硫化浮选，因此，可采用分段硫化浮选方法。采用硫化钠分段添加后，尾矿铜品位可下降到0.60%，铜粗选精矿和扫选中矿的累积作业回收率为87.30%。在3kg/t的同等药剂用量下，分段硫化浮选可获得铜作业回收率85.82%的指标；与一次添加硫化浮选获得的铜作业回收率83.14%的相比，指标提高了2.68%。由此可见，分段硫化浮选是提高本次矿样中氧化铜矿回收率的有效方法。

2、浮选闭路流程

在确定原则工艺流程和各个浮选影响参数条件优化的基础上，进行了全流程的闭路选矿工艺。

采用优选浮选硫化铜—硫化浮选氧化铜矿的工艺流程，获得了铜精矿中铜平均品位为24.30%，银平均品位为268.58g/t，铜和银的回收率分别为87.39%、79.26%的指标，实现了主金属元素铜和伴生元素银的综合回收，铜浮选尾矿中的铜品位仍为0.68%，这主要与结合铜矿有关，仍需进一步的研究，以降低铜尾矿的品位。

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