管侦皓，杨 虎，陆宽伟，张 英,2

(1.昆明理工大学 国土资源工程学院，云南 昆明 650093；2.省部共建复杂有色金属资源清洁利用国家重点实验室，云南 昆明 650093)

0 引言

铜是一种重要的有色金属，是现代农业、工业、国防等领域重要的金属原料，具有重大战略意义[1-2]。随着采铜工业的发展，易选铜矿石日益减少，主要体现在：铜类矿产资源的开采逐渐趋向于深部、偏远地区，矿石性质日趋贫、细、杂，选别难度逐渐增大[3-4]。浮选法是一种使用较广的铜矿选别方法，混合铜矿的选别主要有混合浮选和优先浮选两种原则流程[5]：混合浮选工艺可以简化选矿流程,但药剂用量大且精矿品位较低[6]；而先浮硫化铜、后浮氧化铜的优先浮选工艺则可获得较高品位的铜精矿，同时可降低硫化钠的用量，但工艺流程比较复杂[7-9]；也可将前两种流程结合，采用铜半优先-铜硫混浮-铜硫分离的快速浮选流程[10-11]。铜矿物的可浮性还受矿物结晶粒度、嵌布粒度和原生、次生等因素的影响：矿物结晶及嵌布过细时难浮；次生铜矿易被氧化，比原生铜矿难浮[12]。同时随着铜矿开采深度的增加，原矿性质变化较大，硫品位不断升高，铜矿物与其他矿物的共生关系越来越复杂，嵌布粒度越来越小，选别的难度也越来越大[13]。细粒矿物难以浮选回收，主要表现在浮选速率慢和回收率低，其原因主要有: ①细粒矿物质量小、表面能较高，不同矿物颗粒之间容易形成非选择性絮凝，且细粒易于附着在粗粒矿物表面形成矿泥罩盖，因而影响目的矿物与非目的矿物的分离；②细粒矿物比表面积和表面能较大，因此，具有较强的吸附药剂的能力，导致药耗增加，且吸附选择性较差；③矿物粒度越细，溶解在矿浆中的“难免离子”越多，因质量小而易被水流机械夹带和泡沫机械夹带；④由于细粒矿物与气泡的接触效率及附着效率低，因此气泡对细粒矿物的捕收效率不高，同时细粒矿泥对气泡产生的“装甲”现象也影响气泡的运载量[14]。

本研究对象是氧化铜质量分数为14.58%、-0.038 mm粒级质量分数为38.44%的微细粒嵌布混合铜矿石，含铜矿物整体粒度较细。本研究在工艺矿物学研究的基础上，进行了磨矿细度试验、粗选及扫选条件试验，最终在闭路试验中获得了较好的选别指标。本试验研究结果可为该铜矿选矿厂的初步设计提供技术参数。

1 矿石性质

1.1 矿石的化学成分

试样的化学多元素分析结果见表1。

表1 试样的化学多元素分析结果 单位：%

由表1可知：矿石中可供利用的元素为Cu，品位为1.05%；贵金属Au、Ag品位均较低，不考虑单独回收；Pb、Zn在原矿中的品位也非常低，不考虑回收。

1.2 矿石的矿物组成

矿石中的主要硫化矿物包括斑铜矿、黄铜矿、铜镍矿物、辉铜矿等；金属氧化矿物主要包括孔雀石、硅孔雀石、黑铜矿等；其他金属矿物主要有黄铁矿、磁铁矿、褐铁矿等；脉石矿物主要有石英和长石，其次为方解石、绿泥石、白云母，还有少量的辉石、磷灰石、重晶石。矿石的矿物组成及质量分数见表2。

表2 矿石的矿物组成及质量分数 单位：%

1.3 矿石中铜物相分析

铜矿物的化学物相分析结果见表3。

表3 铜矿物的化学物相分析结果 单位：%

由表3可知，氧化铜占总铜的14.58%，硫化铜占总铜的85.42%。该矿物选铜具有一定难度，主要原因是次生硫化铜中的铜品位较高，以及矿物中含有一部分氧化铜。

1.4 矿石中铜矿物粒度分布

矿石中铜矿物的粒度分布见表4。

表4 铜矿物的粒度分布 单位：%

由表4可知，含铜矿物颗粒均较细，主要含铜矿物的粒度分布集中在-38 μm粒级，质量分数为38.44%，这给含铜矿物的单体解离带来很大困难。

1.5 主要铜矿物的单体解离度

各粒级主要铜矿物的单体解离度见表5。

表5 各粒级主要铜矿物的单体解离度 单位：%

由表5可知：在+38 μm粒级，主要铜矿物的单体解离度较小，大部分都小于30%；在-38 μm粒级，单体解离度稍高，但是大部分都小于60%。因此，即使将磨矿细度提高至-0.074 mm质量分数占90%，仍然无法大幅度提高含铜矿物的单体解离度。由于斑铜矿、辉铜矿和黄铜矿的嵌布粒度细、解离度差、在微细粒级中金属含量高且与脉石矿物紧密共生，因此该矿样铜的回收难度较大。

由于矿物嵌布粒度过细，尤其是6种主要含铜矿物(黄铜矿、斑铜矿、黑铜矿、硅孔雀石、孔雀石和辉铜矿)平均粒径均小于20 μm，这给含铜矿物的单体解离带来很大难度；其次，由于次生硫化铜中的铜占总铜的45.83%，增加了矿物的分选难度。

2 条件试验

为了探讨该铜矿浮选的最佳药剂制度，结合工艺矿物学分析试验结果进行了磨矿细度、粗选及扫选的硫化钠用量、组合捕收剂用量比例及用量的条件试验。

2.1 磨矿细度试验

磨矿细度在浮选中极为重要，适宜的磨矿细度可以保证目的矿物单体充分解离而不至于过磨泥化[15]。磨矿细度试验流程见图1，试验结果见表6。

图1 磨矿细度试验流程

表6 磨矿细度试验结果 单位：%

由表6可知：磨矿细度由-0.074 mm质量分数占60%增至70%时，粗精矿Cu品位增加了0.45个百分点，Cu回收率增加了5.97个百分点；尾矿Cu品位降低了0.05个百分点，Cu回收率降低了5.97个百分点。磨矿细度为-0.074 mm质量分数占90%时，与-0.074 mm质量分数占70%相比，粗精矿Cu品位降低了1.00个百分点，Cu回收率增加了1.36个百分点；尾矿Cu品位降低了0.01个百分点，Cu回收率降低了1.36个百分点，影响不大。综合考虑磨矿成本和浮选指标，确定磨矿细度为-0.074 mm质量分数占70%。

2.2 粗选硫化钠用量试验

硫化钠是氧化矿浮选过程中最常用的活化剂，能与氧化矿物表面作用生成硫化物薄膜，稳定矿物表面，增加矿物表面的疏水性，提高捕收剂的吸附率，提升选矿效率[16]。

在磨矿细度为-0.074 mm质量分数占70%、丁黄药用量为250 g/t、2#油用量为40 g/t的条件下,考查了粗选硫化钠用量对浮选指标的影响，试验结果见表7。

表7 粗选硫化钠用量试验结果

由表7可知：当粗选硫化钠用量为500 g/t时，粗精矿Cu品位最高，为6.04%，其Cu回收率为68.81%；当粗选硫化钠用量增至1 000 g/t时，精矿Cu回收率最高，为78.00%，其Cu品位为5.20%。硫化钠用量过少，不足以使氧化矿充分硫化，会导致铜矿损失增大；而硫化钠用量过大则会抑制黄铜矿的浮选。综合考虑精矿和尾矿的Cu品位和Cu回收率，选择1 000 g/t作为粗选硫化钠的用量。

2.3 组合捕收剂种类、用量比例及用量试验

组合捕收剂的应用比单独选用一种捕收剂常常呈现较好的选别效果，其主要作用机理是共吸附、螯合和协同作用。使用具有协同作用的组合捕收剂是选别氧化铜矿研究的主要方向[17-18]。考虑碳链长度对黄药捕收性能的影响，以及Z200可提高捕收剂的选择性，且Z200具有一定的起泡性能，可减少起泡剂的用量，因此本次试验采用丁黄药、戊黄药和选择性强的Z200作为组合捕收剂，进行了组合捕收剂种类试验。

在磨矿细度为-0.074 mm质量分数占70%、粗选硫化钠用量为1 000 g/t、组合捕收剂用量为180 g/t、2#油用量为20 g/t的条件下，考查了组合捕收剂种类对浮选指标的影响，试验结果见表8。

表8 组合捕收剂种类试验结果 单位：%

由表8可知：丁黄药与Z200组合使用时，粗精矿的Cu品位比单一使用丁黄药时降低了0.34个百分点，Cu回收率增加了0.57个百分点；戊黄药与Z200组合使用时，粗精矿的Cu品位比单一使用戊黄药时增加了0.77个百分点，Cu回收率降低了0.54个百分点；戊黄药与Z200组合使用比丁黄药与Z200组合使用时，粗精矿Cu品位降低了0.07个百分点，Cu回收率提升了2.98个百分点。综合考虑浮选指标及操作的方便性，后续采用戊黄药与Z200组合捕收剂。

为了考查组合捕收剂用量对浮选指标的影响，在磨矿细度为-0.074 mm质量分数占70%、粗选硫化钠用量为1 000 g/t、戊黄药与Z200的用量比例为5∶7、2#油用量为20 g/t的条件下，进行了组合捕收剂用量试验，结果见表9。

表9 组合捕收剂用量试验结果

由表9可知，随着组合捕收剂用量的增加，粗精矿Cu品位呈降低趋势，Cu回收率则先增加后降低。捕收剂用量过少会使矿浆中的部分铜矿物表面未被改性，导致其未被完全选出；而过量的捕收剂会给矿物的后续选别带来困难，也会导致矿物的可浮性降低。当捕收剂用量超过一定的临界值时，浮选精矿Cu品位会有下降趋势，即使Cu回收率略高，也不能弥补Cu品位下降造成的损失。当组合捕收剂用量为120 g/t时，浮选指标最好，其粗精矿Cu品位为8.34%，Cu回收率为77.59%。综合考虑选择戊黄药用量∶Z200用量=5∶7、总用量为120 g/t的组合捕收剂进行后续试验。

为了考查戊黄药与Z200用量比例对铜回收效果的影响，在磨矿细度为-0.074 mm质量分数占70%、粗选硫化钠用量为1 000 g/t、戊黄药与Z200组合捕收剂的用量为120 g/t、2#油用量为20 g/t的条件下，进行了组合捕收剂用量比例试验，结果见表10。

表10 戊黄药与Z200的用量比例试验结果

由表10可知：随着戊黄药与Z200用量比例的逐渐减小，即戊黄药用量减少，Z200用量增加，粗精矿Cu品位先降低后增加再降低，Cu回收率先增加后降低；当其用量比例为5∶7时，浮选指标最好，粗精矿Cu品位为8.47%，Cu回收率为77.54%。因此选择5∶7作为戊黄药与Z200的组合捕收剂的用量比例。

由于次生硫化铜中的铜占总铜的45.83%，分选较为困难，所以需要增大硫化钠的用量才能使目的矿物被更多地分离出来。

2.4 扫选硫化钠用量试验

为了考查扫选硫化钠用量对浮选指标的影响，在粗选磨矿细度为-0.074 mm质量分数占70%，粗选硫化钠用量为1 000 g/t，(戊黄药+Z200)的用量为(50+70) g/t的条件下，进行了扫选硫化钠用量的条件试验。试验流程见图2，试验结果见表11。

图2 扫选硫化钠用量试验流程

表11 扫选硫化钠用量试验结果

由表11可知：随着扫选硫化钠用量的增加，粗精矿的Cu品位先降低了0.02个百分点，随后增加了0.18个百分点，Cu回收率先降低了1.70个百分点，然后增加了2.22个百分点；同时，尾矿Cu品位和Cu回收率均降低了；当(扫一+扫二)的硫化钠用量由(500+500) g/t增至(1 000+500) g/t时，尾矿Cu品位降低了0.02个百分点，回收率降低了3.28个百分点。因此(扫一+扫二)的硫化钠用量选为(1 000+500) g/t。

2.5 扫选硫化钠作用时间试验

为增强硫化钠作用效果，增加扫选一硫化钠的作用时间，对此进行了硫化钠作用时间试验,结果见表12。

表12 硫化钠作用时间试验结果

由表12可知：当扫选一硫化钠的作用时间为15 min时，获得的指标较好，尾矿Cu品位较3 min时降低了0.01个百分点，Cu回收率较3 min时降低了0.54个百分点；扫选中矿产率都降低了，同时，中矿2的Cu品位增加了0.08个百分点，Cu回收率降低了0.60个百分点。综合考虑，选择扫选一硫化时间为15 min。

2.6 扫选捕收剂用量试验

为了继续减少尾矿铜的损失，基于本矿样含次生硫化铜高、难浮且嵌布粒度细的特点，在磨矿细度为-0.074 mm质量分数占70%、扫选一硫化钠的作用时间为15 min的条件下，采用强压强拉的方法进行处理，增大戊黄药在组合捕收剂中的比例，同时由于硫化钠过量会抑制黄铜矿的选别，因此在此基础上加大捕收剂的用量。试验流程图见图3，试验结果见表13。

图3 扫选捕收剂用量试验流程

表13 扫选捕收剂用量试验结果

由表13可知：增加硫化时间后，戊黄药用量由50 g/t增至180 g/t时，粗精矿Cu品位和Cu回收率均升高；尾矿Cu品位和Cu回收率均降低。戊黄药用量继续增至250 g/t，Cu回收率虽略有增加，但Cu品位下降了；对于尾矿指标影响不大，尾矿Cu品位保持在0.15%。综合浮选指标和能耗等因素，选择(戊黄药+Z200)组合捕收剂在粗选、扫一、扫二的用量分别为(180+20)、(180+20)、(90+10) g/t，所得精矿Cu品位为9.25%、Cu回收率为75.58%，尾矿Cu品位为0.15%、Cu回收率为11.93%。

2.7 开路试验

试验采用的“1粗2扫2精”开路浮选流程见图4,试验结果见表14。

图4 开路试验流程

表14 开路试验结果 单位：%

由表14可知：开路试验精矿的Cu品位为22.45%、Cu回收率为58.01%；尾矿的Cu品位为0.15%、Cu回收率为11.93%。

2.8 闭路试验

根据扫选条件试验和开路试验结果，采用1粗2精2扫浮选流程，同时由于中矿产率过高，并且Cu品位较高，逐一返回会对矿浆产生影响，因此采用中矿部分集中处理的方案，进行了全流程闭路试验，试验流程及条件见图5，试验结果见表15。

图5 闭路试验流程

表15 闭路试验结果 单位：%

由表15可知：闭路试验的精矿Cu品位为19.12%、Cu回收率为79.16%；尾矿Cu品位为0.22%、Cu回收率为20.84%。 尾矿铜损失偏高的原因主要有：①主要含铜矿物的粒度分布集体在-38 μm，质量分数占38.44%；②在-38 μm粒级中，主要铜矿物的单体解离度大部分都小于60%；③次生硫化铜中的Cu占总铜的45.83%，给该铜矿物的分选带来一定难度。

3 结论

a.该试样可回收的金属元素为Cu，其中，硫化铜占总铜的85.42%，氧化铜占总铜的14.58%。

b.黄铜矿和斑铜矿是该试样的主要含铜硫化矿物，其粒径在38 μm以上时，单体解离度较小，大部分均小于30%；而其粒径在38 μm以下时，单体解离度稍高，大部分均小于60%。因此，在磨矿细度为-0.074 mm质量分数占70%时，含铜矿物单体解离度较差，即使将磨矿细度提高至-0.074 mm质量分数占90%，浮选尾矿损失降低幅度不大。由于斑铜矿、辉铜矿和黄铜矿的嵌布粒度细、解离度差、在微细粒级中金属含量高且与脉石矿物紧密共生，因此尾矿铜损失率较难降低。

c.在磨矿细度为-0.074 mm质量分数占70%，硫化钠在粗选、扫选一、扫选二的用量分别为1 000、1 000、500 g/t，(戊黄药+Z200)组合捕收剂在粗选、扫选一、扫选二用量分别为(180+20)、(180+20)、(90+10) g/t的条件下，采用“1粗2扫2精、部分中矿集中处理”的浮选工艺，最终在闭路试验中获得了较好的选矿技术指标：精矿Cu品位为19.12%，Cu回收率为79.16%；尾矿Cu品位为 0.22%，Cu回收率为20.84%。