氧化铜钴矿的选冶工艺主要有浮选、洗矿、重选、火法熔炼和湿法冶金等。目前，氧化铜钴矿的主流选矿工艺还是浮选，浮选工艺又分为直接浮选和硫化浮选。直接浮选就是在矿物未经预先硫化的情况下，用脂肪酸类捕收剂直接进行回收，该法适合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，然后用黄药类捕收剂进行浮选，该法适用于含白云石类矿石0.此外，种方法联合使用，往往也可以收到更好的分选效果，如刚果（金）Kolwezi选矿厂和Kamoto选矿厂1.泥化严重是氧化铜钴矿的显著特点。由于矿泥具有污染矿物表面、降低矿物可浮性、无谓消耗药剂、使浮选过程难以操控等突出问题，因此，浮选前通常需脱泥M.欧乐明等采用预先脱泥、异步浮硫化铜钴矿和氧化铜钴矿的工艺处理含大量碳质泥的76硫化-氧化混合型铜钴矿，取得了良好的浮选效果6.廖乾等采用预先浮选脱泥、同步浮选工艺处理泥化严重的硫化-氧化混合型铜钴矿，取得了良好的选别指标。李崇德采用分级脱原生矿泥、磨矿、再强磁脱次生泥、浮选工艺处理含大量矿泥的某氧化铜钴矿，也取得了理想指标08.刚果（金）某大型沉积型氧化铜钴矿矿石具有品位高、泥化严重、钙镁等有害杂质含量也高的特点，本试验对该矿的分选工艺进行了深入研究。

　　1矿石性质矿石中的主要氧化铜矿物为孔雀石、硅孔雀石、斜硅孔雀石，及少量的磷铜矿、黑铜矿、赤铜矿等；主要硫化铜矿物为辉铜矿，及少量的铜蓝、斑铜矿等。

　　矿石中的主要钴矿物为水钴矿，其次是钴白云石、硫钴铜矿和水钴铜矿等。脉石矿物主要为石英、方解石、白云石、绿泥石、云母等。

　　试样化学成分分析结果见表1，铜、钴物相分析结果见表2.表1试样化学成分分析结果成分含量成分含量注：Ag的含量单位为g/t.表2试样铜、钴物相分析结果铜相别原生硫化铜次生硫化铜自由氧化铜结合氧化铜合计含量占有率钴相别硫化钴氧化钴铁锰矿中钴硅酸盐中钴合计含量占有率由表1可以看出，原矿中有回收价值的元素为铜、钴。由表2可以看出，铜、钴氧化率均在70%以上，而且难选的结合氧化铜分布率达17. 2试验方案矿石中的铜矿物种类繁多，可浮性差异较大，因而回收工艺与药剂也各异。硫化铜矿物可以用黄药类捕收剂直接浮选；氧化铜矿物中的孔雀石可以用硫化浮选回收，黑铜矿和赤铜矿可以用硫化浮选方法部分回收，硅孔雀石、斜硅孔雀石、磷铜矿则很难用硫化浮选方法回收。

　　矿石中的钴矿物可浮性差，其中的硫铜钴矿可用黄药类捕收剂回收；水钴矿和水钴铜矿与褐铁矿、脉石矿物的关系密切，嵌布复杂，用浮选方法难以回收；钴白云石和白云石的晶体结构及可浮性均相似，难以分离、回收。因此，钴的品位虽然较高，但大部分钴矿物都不能用浮选方法回收，这必将严重影响钴的回收率。

　　基于以上原因，试验将以铜的回收为主，综合考虑钴的回收。

　　根据工艺矿物学研究结果，该矿石部分铜钴矿物嵌布粒度微细，与脉石紧密共生，需要细磨才能达到单体解离。探索试验表明，该矿的细磨必然带来严重的泥化现象，这种铜钴品位较高的矿泥既不适合沉降脱泥，也不适合浮选脱泥，因此，本试验研究采用不脱泥浮选工艺。

　　基于以上分析，决定通过试验来比较先浮选硫化矿后浮选氧化矿（异步浮选），与硫化矿、氧化矿同时混浮（同步浮选）工艺的优劣。在确定原则流程后再进行条件试验，制定合理的选别工艺。

　　3试验结果与讨论3.1磨矿细度试验磨矿细度试验流程及条件见，试验结果见表3磨矿细度mm含量）产品产率品位回收率混合精矿尾矿原矿混合精矿尾矿原矿混合精矿尾矿原矿混合精矿尾矿原矿混合精矿尾矿原矿从表3可以看出，随磨矿细度的提高，混合精矿中铜和钴的回收率显著提高，但铜品位有所下降。当-0.075mm含量超过81%以后，混合精矿中铜的回收率增幅下降，尾矿品位基本不变，表明铜回收率提高主要依赖于尾矿量的减少，分选作用不明显。

　　因此，磨矿细度以-0.075mm占81%为宜。

　　3.2同步浮选和异步浮选对比试验为比较同步浮选和异步浮选的优劣，按所示的流程和条件进行了试验，试验结果见表4.表5同步浮选和异步浮选试验流程表4同步浮选和异步浮选试验结果工艺产品产率品位回收率流程精矿1精矿2异步精矿3浮选总精矿尾矿原矿精矿1精矿2同步精矿3浮选总精矿尾矿原矿从表4可以看出，异步浮选总精矿铜钴的回收率分别为84.25%和56.23%，比同步浮选分别高2.27和2.17个百分点，且异步浮选精矿铜品位也要比同步浮选高0.89个百分点。可见，异步浮选效果优于同步浮选，因此，后续对异步浮选工艺技术条件进行研究。

　　3.3硫化矿浮选条件试验3.3.1捕收剂选择试验本试验拟定的异步浮选工艺为先浮硫化矿、后浮氧化矿。硫化矿浮选备选捕收剂有丁黄药、戊黄药、Y-89以及它们的组合，试验流程见，粗选捕收剂用量为150g/t、111为18g/t，试验结果见表5硫化矿矿M矿硫化矿浮选试验流程硫化矿浮选捕收剂选择试验结果捕收剂产品位回收率产率硫化矿精矿丁黄药尾矿原矿硫化矿精矿戊黄药尾矿原矿硫化矿精矿尾矿原矿丁黄药硫化矿精矿+戊黄药尾矿原矿丁黄药硫化矿精矿尾矿原矿从表5可以看出，丁黄药和戊黄药按质量比1：1的组合浮选硫化矿时，其硫化矿精矿的铜品位和铜回收率均较高，充分体现了二者组合既有选择性强的一面又有捕收能力强的一面。因此，将组合捕收剂（丁黄药和戊黄药质量比为1：1，下同）作为后续硫化矿浮选的捕收剂。3. 3.2粗选组合捕收剂用量试验硫化矿粗选组合捕收剂用量试验流程见，111用量为18g/t，试验结果见表6.从表6可以看出，捕收剂用量从60g/t增加至100g/t，硫化矿精矿中铜的品位从8. 98%小幅下降至8.54%，而回收率却从32.48%显著增加至47. 31%；进一步提高捕收剂用量至200g/t，硫化矿精矿中铜的品位从8.54%显著下降至7. 56%，而回收率仅提高了1.78个百分点。综合考虑，确定组合捕收剂用量为100g/t. 3.4氧化矿浮选条件试验为了改善氧化铜钴矿的浮选效果，浮选前先进行有效的硫化，影响其硫化的因素较多，主要有硫化剂种类、硫化剂用量、硫化时间、硫化温度等。

　　组合黄药用量/cg/t）产品产率品位回收率/%/%CuCoCuCo硫化矿精矿11.148.980.15232.硫化剂产品产率品位回收率CuCoCuCo硫化矿精矿6.3616.830.化钠氧化矿精矿15.表6硫化矿粗选捕收剂用量试验结果bookmark5表7氧化矿硫化剂选择试验结果bookmark6 3.4.1硫化剂选择试验硫化钠和硫氢化钠是工业上常用的2种硫化剂，试验考查了这2种硫化剂对该矿石的硫化效果，试验流程及条件见，浮选温度为20 C，试验结果见表7.氧化矿硫化剂选择试验流程从表7可以看出，硫化钠作氧化铜钴矿的硫化剂时，氧化矿精矿铜品位和回收率均明显高于用硫氢化钠作硫化剂时，因此，硫化钠更适合于该氧化铜钴矿的硫化。

　　3.4.2硫化钠粗选用量试验硫化钠用量适当时对氧化铜钴矿的浮选有活化作用，使用过量又会强烈抑制氧化铜钴矿。为了避免硫化钠添加过量，通常采用分段添加的方式。氧化矿粗选硫化钠用量试验流程及条件见，硫化时间为3min，浮选温度为20 C，试验结果见。

　　氧化矿精矿尾矿硫化条件试验流程-铜品位；一铜回收率从可以看出，氧化矿精矿的铜回收率随硫化钠用量的增加，先大幅提高后又显著下降，在硫化钠用量为3000g/t时，氧化矿精矿的铜回收率达到最高，此时氧化矿精矿的品位也达到最高点。因此，氧化矿粗选合适的硫化钠用量为3000g/t. 3.4.3硫化时间试验氧化矿硫化时间试验流程及条件见，硫化钠用量为3000g/t，浮选温度为20°C，试验结果见。

　　硫化时M/min硫化时间对氧化矿精矿指标的影响▲一铜品位；一铜回收率从可以看出，硫化时间从3min增加到5min，氧化矿精矿的铜回收率从44. 67%提高至46.50%，再延长硫化时间，铜的回收率开始缓慢下降；硫化时间对氧化矿精矿的铜品位影响不大。因此，确定该氧化铜钴矿的硫化时间为5min. 3.4.4硫化温度试验氧化矿硫化温度试验流程及条件见，硫化钠用量为3000g/t，硫化时间为5min，试验结果见。

　　从可以看出，氧化矿精矿的铜品位和回收率都随硫化温度的升高而明显下降，特别是当温度大于60 C时，氧化矿精矿的铜回收率和品位都急剧下降。因此，该矿的硫化浮选温度以20°C（即常温）为宜。

　　3.5全流程的研究及全闭路试验在完成硫化矿捕收剂选择与用量条件试验后，80进行了硫化矿粗、精选次数试验，根据对精矿品质的要求，确定了2粗3精的硫化矿选矿流程，精选作业皆为空白精选。

　　在氧化矿选矿条件试验后的精、扫选流程研究与确定试验中，发现在1次精选作业中添加500g/t的碳酸钠和50g/t的六偏磷酸钠有利于提高氧化矿精矿的铜品位，降低钙、镁矿物在精矿中的含量。根据对精矿品质和回收率的要求，确定了1粗3精3扫的氧化矿选矿流程，2、次精选为空白精选。

　　在全流程开路试验中，发现氧化铜钴矿的浮选中矿中，铜、钴的回收率都很高，因此，合理地处理中矿就成了提高铜钴总回收率的关键。中矿顺序返回的全流程闭路试验中，中矿有明显的累积效应，既影响浮选过程的顺利进行，又影响氧化矿精矿铜品位的提高和氧化矿尾矿铜品位降低。中矿筛析结果表明，粒度微细是造成中矿累积、恶化浮选过程的主要原因。

　　为了消除微细粒中矿返回对浮选的不利影响，补充进行了中矿单独再选试验（精选1中矿和扫选综合中矿合并再选，精选2中矿和精选3中矿顺序返回）。结果表明，这部分中矿单独再选，能有效消除中矿的积累，使浮选过程得以顺利进行；但中矿再选既没有得到合格的精矿产品，也不能抛出合格的尾矿，因此，为了有效地回收中矿中的铜钴矿物，又不使微细粒的中矿返回产生中矿累积，确定了选冶联合方案：把中矿再选精矿返回精选1，中矿再选尾矿作为低品位的冶金中矿，即所示的选矿流程，闭路浮选试验结果见表8.从表8可以看出，直接浮选得到的硫化矿精矿的铜品位为31.52%、钴品位0.121%，铜回收率33.25%、钴回收率2. 47%；硫化浮选得到的氧化矿精矿的铜品位为23.76%、钴品位0. 891%，铜回收率47.14%、钴回收率34.25%.总精矿的铜、钴回收率分别为80.39%、36.72%，铜、钴品位分别为26.46%、0.进一步的试验结果表明，冶金中矿经5%的稀硫酸常温常压下搅拌浸出2h，铜的作业浸出率高达95.60%、钴的作业浸出率为66.50%，折算成全流程的回收率为6.64%和17.24%. 4结论该铜钴矿为品位较高、成分复杂、嵌布粒度细微、易泥化、钙镁等有害杂质含量较高的难选氧化铜钴矿，采用不脱泥、先浮硫化矿、再硫化浮选氧化矿、闭路试验流程表8闭路试验结果产品产率品位回收率硫化矿精矿氧化矿精矿冶金中矿尾矿合计湿法冶金处理中矿的流程回收铜、钴，可回收