金属矿山甘肃某低品位难选铜硫矿选矿试验袁艳李国栋郭海宁（西北矿冶研究院）的工艺技术条件可有效解决次生硫化铜含量高所造成的铜硫难以分离问题。在铜硫混合浮选磨矿细度为-0.074mm占70%、铜硫混合精矿再磨细度为-0.043mm占90%的情况下，采用1粗2精1扫混浮铜硫、铜硫混合精矿再磨后1粗1扫2精铜硫分离、中矿顺序返回流程处理该矿石，最终可获得铜品位为16.25%、回收率为63.92%的铜精矿，以及硫品位为37.45%、回收率为80.10%的硫精矿。

　　甘肃某铜硫矿山随着开采深度的增加，次生硫化铜含量明显增高，导致铜硫分离越来越困难。次生硫化铜矿物含量增加，不利于铜硫分离的实质在于次生硫化铜矿物易氧化分解（4Cu2S+92=4CuSO4+2Cu2O），因而矿浆中会产生的大量铜离子，铜离子会活化黄铁矿，破坏选矿过程的选择性，使选矿过程更加复杂化，Cu、S分离更加困难。因此，有必要根据该铜硫矿的特点，开展有针对性的选矿工艺技术研究，从而改善现场分选指标，为生产技术改造提供技术依据。

　　1矿石性质矿石中金属矿物主要为黄铁矿、蓝辉铜矿、铜蓝，有少量黄铜矿等。脉石矿物以石英为主，其次有云母、长石，少量方解石等。铜的主要载体矿物为蓝辉铜矿，少量铜蓝，其他铜矿物较少；硫的主要载体矿物为黄铁矿。蓝辉铜矿呈稀疏浸染状分散在矿石中，集合体形态不规则，粒度微细，粒径一般在。15~0.005mm之间，以充填在矿石微裂隙中为主，与脉石间嵌布关系简单，以毗邻连生为主，交代现象较少。部分蓝辉铜矿呈微细粒状被脉石包奄，部分蓝辉铜矿与云母等脉石互相穿插在一起，这种被包奄的蓝辉铜矿很难与脉石解离。黄铁矿与蓝辉铜矿、铜蓝间以简单连生为主，铜矿物多充填在黄铁矿的裂隙间，两者之间大部分接触界线平滑易于解离。少量蓝辉铜矿、铜蓝呈皮膜状包奄黄铁矿，还有少量滚圆状，粒径微细的黄铜矿、斑铜矿被黄铁矿包奄，这些铜矿物与黄铁矿间由于嵌镶关系较为复杂不易单体解离。

　　袁艳（1985―），女，助理工程师，730900甘肃省白银市白银区人民路19号。

　　矿石主要化学成分分析结果见表1，铜物相分析结果见表2.表1矿石主要化学成分分析结果成分含量成分含量微量表2矿石铜物相分析结果相别含量占有率原生硫化铜次生硫化铜氧化铜总铜表1、表2可以看出，该矿石中可回收的有价金属元素主要为铜，铜主要以次生硫化铜形式存在；硫含量较高，具有较高的综合回收价值。

　　2试验流程的确定浮选铜硫矿石常见的流程有优先浮选流程、混合浮选一分离流程等。在对该矿石进行详细工艺矿物学研究和探索试验的基础上，最终确定采用铜：硫混浮一铜硫分离流程对该矿石进行选矿试验研究。

　　3试验结果与讨论3.1铜硫混浮粗选试验铜硫混浮粗选试验采用所示的工艺流程。

　　原矿：：丁基黄药锕硫混浮粗选制硫混合祖精矿尾矿铜硫混浮粗选试验流程3.1.1磨矿细度试验铜硫混浮粗选磨矿细度试验的石灰用量为丁基黄药为60g/t，酯-205为25g/t，试验结果见。

　　从可以看出，随着磨矿细度的提高，铜硫混合粗精矿铜、硫品位小幅下降，铜、硫回收率呈上升趋势。综合考虑，确定铜硫混浮粗选适宜的磨矿产品细度为-0. 3.1.2石灰用量试验铜硫混浮粗选石灰用量试验的磨矿产品细度为-0.074mm占70%，丁基黄药用量为60g/t，酯- 205为25g/t，试验结果见。

　　石灰爪W铜硫混浮粗选石灰用量试验结果一铜品位；一硫品位；T一铜回收率；▲一硫回收率从可以看出，随着石灰用量的增加，铜硫混合粗精矿铜、硫品位均小幅下降，铜、硫回收率均呈先上升后下降的趋势。综合考虑，确定铜硫混浮粗选石灰的用量为3 3.1.3丁基黄药用量试验铜硫混浮粗选丁基黄药用量试验的磨矿产品细度为-0.074mm占70%，石灰用量为3000g/t，酯-205为25g/t，试验结果见。

　　铜硫混泮粗选磨矿细度（-0.074mro>铜硫混浮粗选磨矿细度试验结果一铜品位；一硫品位；T一铜回收率；▲一硫回收率%/仨唣坛迮啪轾基一铜品位；一硫品位；T一铜回收率；▲一硫回收率从可以看出，随着丁基黄药用量的增加，铜硫混合粗精矿铜、硫品位均小幅下降，铜、硫回收率均小幅上升。综合考虑，确定铜硫混浮粗选丁基黄药的用量为40g/t. 3.1.4酯-205用量试验酯-205是一种强化铜捕收的新型捕收剂。铜硫混浮粗选酯-205用量试验的磨矿产品细度为-0.074mm占70%，石灰用量为3 3.2.2铜硫分离粗选石灰用量试验药为40g/t，试验结果见从可以看出，随着酯-205用量的增加，铜硫混合粗精矿铜、硫品位均下降，铜、硫回收率均小幅上升后走平。综合考虑，确定铜硫混浮粗选酯-205的用量为25g/t. 3.2铜硫分离粗选试验铜硫分离试验的给矿为1粗2精铜硫混合精矿，试验流程见。

　　W硫混介精矿铜粗销矿硫粗锖矿2.1铜硫混精再磨细度试验铜硫混合精矿再磨细度试验的石灰用量为15000g/t，活性炭为300gA，酯-205为5gA，试验结果见。

　　一铜品位；一硫品位；T一铜回收率；▲一硫回收率从可以看出，随着磨矿细度的提高，铜粗精矿铜品位上升，铜回收率、硫品位、硫回收率均呈下降趋势。综合考虑，确定铜硫混精合适的再磨细度为-0.043mm铜硫分离粗选石灰用量试验的磨矿产品细度为占90%，活性炭为300g/t，酯-205为5g/t，试验结果见。

　　一铜品位；一硫品位；T一铜回收率；▲一硫回收率从可以看出，随着石灰用量的增加，铜粗精矿中铜品位先上升后走平，铜铜回收率先上升后下降，硫品位和回收率均呈下降趋势。综合考虑，确定铜硫分离粗选石灰用量为15000g/t. 3.2.3铜硫分离粗选活性炭用量试验铜硫分离时加入活性炭可以消除铜硫混浮药剂对铜硫分离的影响。铜硫分离粗选活性炭用量试验的磨矿产品细度为-0.043mm占90%，石灰用量为15000g/t，酯-205为5g/t，试验结果见。

　　从可以看出，随着活性炭用量的增加，铜粗精矿铜品位略有上升，铜回收率先小幅上升后微幅下降，硫品位和硫回收率均呈下降趋势。综合考虑，确定铜硫分离粗选活性炭用量为300g/t. 3.3闭路试验在条件试验和开路试验基础上进行了闭路试验，试验流程见0，试验结果见表3.从表3可以看出，试验矿样采用0的闭路流程处理，可以获得铜品位为16.25%、回收率为63.92%的铜精矿，以及硫品位为37. 45%、回收率0闭路试验流程表3闭路试验结果根据该矿石的特点，确定了以丁基黄药+酯-205的组合捕收剂混合浮选铜硫，铜硫混合精矿再磨以活性炭脱药，以石灰为硫铁矿抑制剂实现铜硫分离。

　　该低品位难选铜硫矿石采用粗磨后1粗2精1扫混浮铜硫、铜硫混合精矿再磨后1粗1扫2精铜硫分离、中矿顺序返回流程处理，最终获得了铜品位为16.25%、回收率为63.92%的铜精矿，以及硫品位为37. 45%、回收率为80. 10%的硫精矿。