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随着我国工业的迅速发展，易选铜矿石不断减少，因此，必须对难选氧化铜矿石中的铜进行有效的回收利用，实践证明，对难选氧化铜矿石采用先硫化后黄药浮选工艺可以获得较好的回收指标，于是本文对某难选氧化铜矿石进行硫化浮选回收的试验研究，从而确定合适的选矿工艺流程。

一、矿石性质

该氧化铜矿石氧化率为73.5%，独立铜矿物有辉铜矿、斑铜矿、蓝辉铜矿、孔雀石、硅孔雀石、自然铜、硫铜钴矿，其他含铜矿物有硬锰矿、褐铁矿、水钴矿等。脉石矿物以石英为主，其次是碳酸盐矿物及硅酸盐矿物。该氧化铜矿石中铜主要以自由氧化铜的形式存在，其次为硫化铜，自然铜和结合氧化铜少量。滑石含量较高，是影响硫化铜精矿品位的主要因素之一。孔雀石是主要的铜矿物，一般呈绿色，变化较大，从暗绿、鲜绿到白绿色均有。在－2mm原矿混合砂样中，孔雀石即可达到较高的单体解离度。常见的粗大解离单体一般仅连生少量脉石矿物，未解离的孔雀石大部分嵌布关系较为简单，较少因粒度细小或接触边界线而复杂嵌布。结晶体孔雀石在一般氧化铜矿石中含量较少，而该矿石中结晶体孔雀石含量则相对较高。

二、试验结果与讨论

1、浮选条件试验

为充分回收该氧化铜矿石中的铜，本着“能收早收”的原则，采取先浮硫化铜再浮氧化铜的原则流程开展试验。控制原矿磨矿细度－0.074mm59.40%，采用活化剂硫化钠将硫化铜浮选尾矿中的氧化铜转化为硫化铜，以戊基黄药为捕收剂，2#油为起泡剂，进行浮选试验。

（1）氧化铜粗选硫化钠用量试验

硫化钠一次性加入浮选机，随着硫化钠用量从1000g/t增加1500g/t，一次粗选的氧化铜粗精矿铜品位明显下降，回收率明显升高；当硫化钠用量为1500g/t时，氧化铜回收率达到较高水平，再增加硫化钠用量，铜粗精矿回收率和铜品位变化不大。因此选择硫化钠用量1500g/t为宜，此时可获得铜品位为21.56%、回收率为43.67%的氧化铜粗精矿。

（2）氧化铜粗选强化硫化药剂试验

为加强硫化效果，进行氧化铜粗选强化硫化药剂试验。加入硫化强化药剂后，氧化铜粗精矿铜品位有不同程度的提高，但提高幅度不大，而铜回收率均有所降低。为确保回收率，不使用硫化强化药剂。

（3）氧化铜粗选硫化钠分段加药对比试验

由于硫化钠容易氧化，为提高其使用效率，对氧化铜粗选硫化钠进行分段加药对比试验。试验结果表明，分段加药可提高氧化铜粗精矿的回收率。直接1次加入硫化钠和戊基黄药时，可获得铜品位21.74%、回收率43.83%的氧化铜粗精矿；硫化钠和戊基黄药分两次加入、加药量比为1∶1，3∶1时，氧化铜粗精矿铜回收率分别达到45.65%，46.19%；三次加药的回收率较两次略低。综合考虑，选择氧化铜粗选分2次加药量，加药量比为3∶1，即硫化钠和戊基黄药2次加药量分别为1125+375，150+50g/t时，浮选效果更好。

2、浮选尾矿强磁选试验

由于该氧化铜矿石中存在含硅孔雀石等难浮弱磁性氧化铜矿，因此固定硫化钠用量为1500g/t，粗选两段加药量比为3∶1，选用高梯度磁选机对氧化铜浮选尾矿进行1次强磁选磁场强度试验。随着磁场强度逐渐升高，磁选精矿铜品位在3.40%～3.74%波动，变化不大，铜回收率呈上升趋势，从12.40%增加14.56%，增加幅度不明显。由于磁场强度越高耗电量越大，且限于该磁选机高磁场强度，后确定磁场强度为1240kA/m。

三、结论

1、对重砂重选精矿采用强磁选预先抛除含量很少的钛铁矿和赤铁矿，避免因水玻璃对其抑制不够而影响重晶石精矿和锆英石精矿的质量。强磁尾矿经优先浮重晶石后浮锆英石原则流程处理，可获得产率22.51%，BaO品位63.18%、回收率95.44%，含2.13%ZrO2的重晶石精矿和产率22.54%，ZrO2品位63.87%、回收率86.19%，含1.23%BaO的锆英石精矿。

2、重晶石浮选采用烷2#与脂肪酸类捕收剂油8#进行配比的组合捕收剂，效果较好。烷2#对油8#存在乳化作用，能促进油8#在矿浆中的分散，提高其在重晶石表面的吸附，进而增加重晶石的回收率。但烷2#比例的增大会提高组合捕收剂的选择性，虽能提高重晶石精矿品位，但会降低回收率。

3、在胺类阳离子捕收剂F-102与脂肪酸类捕收剂油8#组成的组合捕收剂浮选锆英石中，两种捕收剂的相互作用能促进其在锆英石表面的静电吸附，提高吸附密度、强化表面疏水性，显著改善浮选效果。

通过对氧化铜进行先硫化后浮选的试验，有效提高了铜矿的品位，提高了氧化铜精矿的回收率，为企业创造了巨大的销售效益，同时为选矿厂氧化铜矿石铜回收工艺的确定提供了技术参考。如果您有浮选机、磁选机等设备方面的需求，欢迎咨询热线电话：，工作人员会为您解答疑问。