硫化铜矿石研究进展

硫化铜矿石主要采用浮选工艺处理，浮选技术历来受到各铜矿山、科研机构的重视。为了应对原矿品位降低、铜氧化率升高、矿石性质复杂化等问题，新工艺、新技术及联合工艺不断被提出并应用。

伴随铜矿资源的不断开采，入选矿石品位逐渐降低，嵌布关系更加复杂，仅采用常规的浮选方法难以适应矿石性质的变化。为此，许多选矿工作者开展科技攻关，提高选矿厂生产技术指标和降低生产成本，并取得了显著效果。城门山铜矿近年来所处理的矿石品位逐渐降低，选矿厂技术人员开展了多项科技攻关，将原有的“一段磨矿、优先选铜、铜尾选硫”工艺流程改造为“优先一混合分步浮选、集中精选”的差异性浮选工艺，形成了低碱优先快速浮铜直接精选关键技术;同时开发了“粗磨、选择与强化再磨”的三元组合式磨矿工艺，较大幅度提高了生产指标，铜精矿中铜品味提高3.24%，铜回收率提高2.88%，硫精矿中硫品位提高2.95%，硫回收率提高28.83% 。

某难选铜矿经过多年的开采，原露天矿闭坑，转人地下开采，现开采的矿石位于矿体下部，铜矿石氧化率升高，有用矿物嵌布粒度变细，矿石易氧化，使得该矿石选别难度增大。由于矿源的改变致使矿石性质也发生了很大变化，矿山原来铜硫混浮—铜硫分离工艺流程已经不能适应矿石性质的变化，浮选分离效果不好。为此，艾光华等人用铜部分优先—混选精矿再磨分选工艺流程，较大幅度提高了分选指标，获得铜精矿铜品位21.15%，铜回收率83.62%，工业试验获得选矿技术指标与原有生产指标对比，提高铜品位1.07%，铜回收率提高18.33%。

江西某大型铜矿山入选矿石嵌布粒度变细、嵌布关系变复杂、铜氧化率升高，选矿生产指标不断下　　滑。在一段粗磨(-0.074mm占68%)的情况下，采用一次粗选、一次精选快速优先浮铜，一次粗选、一次扫选铜硫混浮，优先浮铜中矿与混浮粗精矿合并再磨至-0.074mm占98%后，再一次粗选、一次精选、一次扫选铜硫分离，铜硫分离中矿集中返回再磨流程，获得了铜品位为22.79%、铜回收率为86.04%的铜精矿。

云南大红山铜矿原矿性质与开采初期相比发生了较大变化，致使铜精矿品位降低。袁明华等人通过试验研究，认为影响铜精矿品位的主要原因是铜矿物与黄铁矿、石英等杂质的连生体增加。采用粗精矿再磨的方法，扩大试验铜精矿品位由20.71%提高到28.30%。樊建云等人对提高狮凤山铜矿精矿品位的工艺途径进行了探讨，指出矿石中铜矿物嵌布粒度较细，生产中解离不充分是导致狮凤山铜矿精矿品位低的主要原因，实施粗精矿再磨工艺是解决该问题的有效方法。

某低品位铜矿为含砷、硫铜矿床，矿石类型为次生富集硫化铜矿，原矿含铜0.58%，次生硫化铜占总铜的70.69%，铜氧化率25.81%，采用一段磨矿(-0.074mm占51%)丢尾、闪速浮铜一铜硫混浮精矿再磨分选工艺，使铜精矿铜品位达31.17%，铜回收率为93.53%、伴生金回收率为52.17%;硫精矿含硫43.2%、回收率为44.31% 。云南某复杂难处理高次生硫化铜矿，采用分步优先浮选—中矿再磨精选工艺，闭路试验获得铜精矿品位27.82%，铜回收率93.10% 。

近年来，选矿科技工作者通过优化磨矿分级、巧妙应用硫化钠、控制矿浆电位等手段，有效解决了高次生硫化铜矿和硫氧混合铜矿浮选的技术难题。西北矿冶研究院针对西藏甲玛铜多金属矿矿石性质复杂、铜矿物种类多、次生硫化铜含量高、易泥化脉石多的特点，通过优化球磨机钢球配比，提高球磨机充填率，在球磨机中添加少量硫化钠，并控制矿浆电位0～+100mV等手段，采用次生铜自活化、硫化诱导快速浮选工艺，配合使用新型铜浮选捕收剂酯-305，大幅度降低了捕收剂丁基黄药用量。工业试验结果表明，铜及伴生金、银回收率分别提高2.27%、2.56%、3.79%，整体技术达到国内领先水平。北京有色金属研究总院针对玉龙氧硫混合铜矿黄铁矿含量高、氧化率较高、次生铜含量大、易泥化脉石含量高、矿石性质复杂等特点，详细对比了铜硫依次优先浮选工艺、铜硫混浮一铜硫分离工艺、部分混浮一铜硫分离工艺三种方案，最终采用部分铜硫混合浮选一铜硫分离浮选工艺，闭路浮选试验获得铜精矿铜品位19.54%，铜回收82.07%。

为充分回收硫化铜矿石中伴生金、银、硫等有价组分，解决过去高碱高钙条件下金、银、硫损失过多的问题，重选一浮选联合工艺和低碱度浮选工艺的研究及应用越来越多。江西某铜矿在低碱度条件下，用组合抑制剂进行铜优先浮选、粗精矿再磨分选的工艺流程，小型闭路试验结果获得铜精矿含铜21.37%，铜回收率91.78%，硫精矿含硫28.62%，硫回收率62.15%，实现了伴生硫资源的综合回收。某铜金难选矿石，铜金矿物以微细粒度存在，采用浮选优先获得合格铜金精矿，然后采用尼尔森重选回收剩余伴生金银，伴生金的总回收率达90.67% 。内蒙古某铜金矿采用尼尔森重选回收租粒金—铜金浮选—浮选精矿再磨—浸金工艺流程，铜回收率达90.27%，金综合回收率达91.11%。

磁处理浮选是指水系经磁场作用后改变了矿物表面的电位，从而促进药剂与目的矿物的相互作用。磁处理浮选作为一项应用型新技术，因其简单、环保、不消耗能源等突出优点，近年来应用于复杂难处理硫化铜选矿的研究引起重视。方夕辉等人研究了磁化处理对斑岩型原生硫化铜矿和高硫次生硫化铜矿浮选的影响，结果表明，经磁化处理后铜的回收率分别提高了5%～6%和2%～3%。

泥质、碳质铜矿浮选回收难度较大，铜精矿品位和铜回收率偏低，生产中多采用“预先脱泥(脱碳)—浮选”工艺进行处理，但预先处理过程易造成铜金属损失，而直接浮选又会造成浮选环境恶化。近年来，一些新工艺新技术应用于该类矿石选矿，取得了显著效果。江西某铜矿采用浮选一重选联合工艺，矿泥经预先分级脱出后，沉砂进人铜浮选，溢流给入铜扫选一作业中，浮铜尾矿重选回收硫，重选系统采用“螺旋溜梢一摇床”联合工艺，闭路试验获得铜精矿铜品位20.12%、铜回收率61.74%、硫精矿硫品位36.15%、硫回收率42.95%的选别指标。

汤丹公司选矿厂铜精矿受2038片区4号矿体的矿石性质影响，铜精矿品位逐渐下降，方建军等人对该矿体的铜矿石进行研究，并采用腐殖酸钠抑制碳质进行单独处理。结果表明，腐殖酸钠对提高4号矿体铜浮选精矿品位效果明显;在工业试验中，单独处理与混选相比，前者精矿品位提高4.1%，选矿回收率提高2.05%。

高砷硫化铜矿石浮选中，多采用高碱、强氧化介质或添加砷矿物的有机与无机抑制剂来达到降砷的目的。甘南某高砷铜金矿石，原矿含砷5.43%，景世妍通过详细的药剂探索试验研究，确定在高pH值条件下，使用石灰与栲胶组合作为砷矿物的抑制剂，S-6作为铜矿物的选择性捕收剂，获得铜精矿含铜27.75%、含砷2.7%，铜回收率84.85%的选矿指标。某高砷硫化铜矿原矿含砷5.05%，铜氧化率10.29%，邓禾淼等人以石灰与漂白粉为砷矿物的抑制剂对该矿进行了分选试验研究，获得了铜品位为31.22%、铜回收率为88.00%、含砷0.17%、含银1333g/t、银回收率为41.28%的铜精矿。