从硫精矿中回收铜的浮选工艺试验研究与生产实践
・２Ｏ・ 四川有色金属 Ｓｉｃｈｕａｎ Ｎｏｎｆｅｒｒｏｕｓ Ｍｅｔａｌｓ ２０１１年９月
文章编号：１００６—４０７９（２０１１）０３—００２０—０６
从硫精矿中回收铜的浮选工艺
试验研究与生产实践
王 慧，周忠堂
（云锡大屯选矿厂，云南个旧６６１０１８）
摘要：针对硫精矿中含铜高，对硫精矿中铜的回收开展分离浮选试验研究，试验研究结 果表明：选用硫化钠脱药，石灰抑制黄铁矿、磁黄铁矿，捕收剂为黄药与丁铵黑药组合， 基本实现了铜硫分离，小型闭路试验获得了铜精矿品位１０．１５％，回收率５３．２８％的指标。 关键词：硫精矿；铜硫分离；铜精矿 中图分类号：ＴＤ９ 文献标识码：Ａ
Ｔｈｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｐｒｏｃｅｓｓ ｔｅｓｔｓ ｓｔｕｄｉｅｓ ａｎｄ ｐｒｏｄｕｃｔｉｏｎ ｐｒａｃｔｉｃｅ Ｏｉｌ
ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ ｃｏｐｐｅｒ ｆｒｏｍ ｓｕｌｐｈｕｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ
ＷＡＮＧ Ｈｕｉ，ＺＨＯＵ Ｚｈｏｎｇｔａｎｇ （Ｄａｔｕｎ Ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｏｒ ｏｆ Ｙｕｎｎａｎ Ｔｉｎ Ｃｏｍｐａｎｙ，Ｇｅｊｉｕ ６６１０１８，Ｃｈｉｎａ）
Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｓｏｍｅ ｓｕｌｐｈｕｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ ｃｏｐｐｅｒ，ｃａｒｒｙ ｏｕｔ ｆｌｏａｔｉｏｎ ｔｅｓｔｓ ｓｔｕｄｙ ｔｏ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ｃｏｐｐｅｒ ｆｒｏｍ ｓｕｌｐｈｕｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ，ｔｅｓｔｓ，ｓｔｕｄｉｅｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ｃｈｏｏｓｅ ｓｏｄｉｕｍ ｓｕｌｆｉｄｅ ｎｏｎａｈｙｄｒａｔｅ ｔｏ ｔａｋｅ ｏｆｆ ｒｅａｇｅｎｔ，
ｌｉｍｅ ｉｎｈｉｂｉｔ ｐｙｒｉｔｅ ａｎｄ ｐｙｒｒｈｏｔｉｔｅ，ｏｆ ｃｏｌｌｅｃｔｏｒ ｆｏｒ ｘａｎｔｈａｔｅ ａｎｄ ａｍｍｏｎｉｕｍ ｄｉｂｕｔｙｌ ｄｉｔｈｉｏｐｈｏｓｐｈａｔｅ，ｂａｓｉ—
ｃａｌｌｙ ａｃｈｉｅｖｅｄ Ｃｕ—Ｓ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ，Ｓｍａｌｌ ｃｌｏｓｅｄ—ｃｉｒｃｕｉｔ ｔｅｓｔ ｃｏｕｌｄ ａｃｈｉｅｖｅ ｔｈｅ ｃｏｐｐｅｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗｉｔｈ ｇｒａｄｅｌＯ．１５％ａｎｄ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ５３．２８％．
Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｓｕｌｐｈｕｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ；Ｃｕ—Ｓ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ；ｃｏｐｐｅｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ
云锡大屯选矿厂硫化矿车间Ｉ～Ⅳ系统日处
理量规模３７００吨左右，其流程主要处理锡石多
金属硫化矿。主要产品为铜精矿、锡精矿，副产 品为钨中矿、富锡中矿、硫精矿。硫化矿车间每
年产出硫精矿２０多万吨，硫精矿为多点产出， 由于矿种复杂，原矿性质多变以及操作因素的不
确定性等影响，造成硫精矿中含铜品位在０．４％
一０．７％，个别时段高达０．９％，铜金属损失多， 严重影响企业经济效益。本次试验的目的是对硫 精矿中铜硫浮选分离进行初步探索性试验研究， 寻找从硫精矿中回收铜的经济合理的工艺流程，
从而实现对资源的充分利用及增加企业经济效
益。
１ 试样性质概况
１．１试样来源
取自云锡大屯选矿厂硫化矿车间产出的硫精矿。
作者简介：王慧（１９７２一），女，选矿工程师，现从事选矿技术工作。
第３期 从硫精矿中回收铜的浮选工艺试验研究与生产实践 ・２１・
１．２试样矿物组成
主要金属矿物为黄铜矿、孔雀石、磁黄铁
矿、黄铁矿、铁闪锌矿、毒砂，非金属矿物有石
英、透辉石、电气石、透闪石、萤石、方解石、
云母等。
１．３试样多元素分析及铜物相分析
试样多元素分析及铜物相分析见表ｌ和表２。
表１试样多元素化学分析／％
Ｔａｂｌｅ １ Ｍｕｌｔｉ—ｅｌｅｍｅｎｔ ａｎａｌｙｓｉｓ ｒｅｓｕｌｔｓ ｏｆ ｒｕｎ一０ｆ—ｍｉｎｅ ｏｒｅ／％
元素 铜 锡 硫 铁 砷 锌
含量 ０．４１８ ０．１５２ ３４．９３ ５Ｏ．２８ １．３８６ ０．８７８
表２试样铜物相分析／％
Ｔａｂｌｅ ２ Ｔｈｅ ａｎａｌｙｓｉｓ ｒｅｓｕｌｔｓ ｏｆ ｃｏｐｐｅｒ ｐｈａｓｅ ｏｆ Ｆｕｎ—ｏｆ—ｍｉｎｅ ｏｒｅ／％
名称 氧化铜 次生硫化铜 原生硫化铜 总铜 含量 ０．ＯＯ６ ０．Ｏ７８ ０．３３４ ０．４１８ 分布率 １．４４ ｌ８．６６ ７９．９０ １０ｏ．０ｏ
１．４试样铜矿物解离情况
脉铜结合体多于硫铜结合体，有微量的单体
黄铜矿和孔雀石。＋０．２ｍｍ级铜以结合体为主，
脉铜结合体多于硫铜结合体，有少量黄铜矿单
体；一０．２ｍｍ＋０．０７４ｍｍ级铜结合体情况大致同
＋０．２ｍｍ级，但结合体量少于＋０．２ｍｍ级。 １．６试样性质小结
从试样多元素分析看，该矿可供回收的有用
元素较多，本次试验以回收铜为主要目的。从铜
物相分析来看，原生硫化铜占７９．９０％，如果采
用合理的选别工艺是有可能实现铜的回收。试样
中铜矿物多为结合体，到一０．２＋０．０７４ｍｒｎ级黄
铜矿多数未单体解离，黄铜矿结晶粒度细，与硫
化铁矿物密切共生，铜金属在各个粒级中都有分
布，给铜硫浮选分离带来一定的难度。
２试验方案的拟定
２．１试验方案的拟定
铜硫分离一般采用抑硫浮铜方案 ¨。根据试
样性质及试样铜硫解离情况，拟定试验方案：抑
硫浮铜，原则流程见图１。
硫精矿
１．５试样粒度分析 铜精矿
试样粒度分析见表３。
表３试样粒度分析／％ Ｔａｂｌｅ ３ Ｔｈｅ ｓｉｚｅ ａｎａｌｙｓｉｓ ｒｅｓｕｌｔｓ ｏｆ ｒｕｎ一０ｆ—ｍｉｎｅ ｏｒｅ／％
品位 回收率 粒级／ｎｕｎ 产率 铜 硫 铜 硫
＋０．２ ３．９６ １．４０２ ３１．９６ １３．２７ ３．６ｏ
—Ｏ．２＋０．０７４ ｌ５．Ｏ３ ０．７０５ ３６．３６ ３５．３２ ｌ５．５６
—０．０７４＋０．０３７ ４１．４６ ０．３６９ ３６．７３ ３６．５６ ４３．３５
—０．０３７ ３９．５５ ０．２６３ ３３．３０ ２４．８５ ３７．４９
合计 ｌ００．ｏｏ ０．４１８ ３５．１３ ｌ００．０ｏ ｌ０ｏ．ｏｏ 剂
中矿 尾矿
图１试验流程图 Ｆｉｇ．１ Ｔｅｓｔ ｐｒｉｎｃｉｐｌｅ ｆｌｏｗ ｃｈａｒｔ 试验为一粗一扫流程，粗选、扫选泡沫合并
为铜粗精矿进入精选作业。
硫精矿是浮选产品，含有较多浮选药剂。因
此，在铜硫分离前加入硫化钠是为了脱药，捕收 剂为黄药与丁铵黑药组合，黄铁矿抑制剂为石
灰。
２．２试验设备
球磨矿：规格为‘ｐ
２ｏｏ×２５０ｍｍ，介质充填率 ・２２‘ 从硫精矿中回收铜的浮选工艺试验研究与生产实践 第３期
为４５％一５０％，最大钢球直径为‘ｐ４Ｏｍｍ。
浮选机：采用ＸＦＤ一６３型系列单槽浮选机
（其中１．５Ｌ用于粗与扫选，１．０Ｌ、０．７５Ｌ和０．５Ｌ
用于精选）。
３ 工艺条件试验
３．１磨矿细度试验
磨矿细度是浮选分离重要的工艺条件，合理
的细度既要保证目的矿物充分解离，又要避免过
粉碎 ］。根据试样铜硫的嵌布特征，进行了
一０．０７４ｍｍ占８５％、９０％、９５％、９８％四种不同 铜粗精矿品位和回收率都较佳。综合考虑，本次
试验取３５％的浮选浓度。
铜 品 位 ／％
２５ ３Ｏ ３５ ４０ 浮选浓度／％ 图３浮选浓度试验结果 磨矿细度试验。试验流程见图１，试验结果如图 ｎ昏 Ｔｈｅ ｔｅｓｔ ｒｅｓｕｌｔｓ ｎ毗 ６。ｎ ｃ。 “眈ｄ。“
２＾ ３．３药剂用量试验
磨矿细度（一０．０７４ｒａｍ）／％ １一品位，２一回收率（以下同） 图２磨矿细度试验结果 Ｆｉｇ．２ Ｔｈｅ ｔｅｓｔ ｒｅｓｕｌｔｓ ｏｆ ｇｒｉｎｄｉｎｇ ｆｉｎｅｎｅｓｓ
‘试验结果表明，铜粗选回收率随磨矿细度的
提高有上升的趋势，精矿品位基本相近。因铜矿
物嵌布粒度不均，结合生产实际，综合考虑磨矿
细度一０．０７４ｍｍ占９５％为宜。
３．２浮选浓度试验
矿浆浓度是指矿浆中固体矿粒的含量，常用
固体的质量百分数表示。矿浆浓度是浮选过程中
重要的工艺因素，它对于药剂、水、电的消耗，
精矿品位、回收率、浮选时间以及浮选机生产率
都有影响，为寻找合理的浮选浓度，进行了浮选
浓度的试验。试验流程见图１，试验结果见图３。
试验结果表明，矿浆浓度在３０％一３５％时， ３．３．１捕收剂用量试验
在磨矿细度一０．０７４ｒａｍ占９５％、浮选浓度
３５％的前提下，进行了粗选捕收剂（黄药与丁铵
黑药组合）用量试验。试验流程见图１，试验结
果见图４。
捕收剂用ｔｔ／￣，ｔ 图４粗选捕收剂用量试验结果 Ｆｉｇ．４ Ｔｈｅ ｔｅｓｔ ｒｅｓｕｌｔｓ ｏｆ ｒｏｕｇｈｅｌ＂ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｃｏｌｌｅｃｔｏｒ ｄｏｓａｇｅ
从上图试验结果看，粗选捕收剂用量为６０ｇ／ｔ
时，选别指标较佳。扫选捕收剂用量为粗选用量
的一半。 ３．３．２石灰用量试验
石灰抑制黄铁矿是铜硫分离应用最广泛的方
法，石灰价廉，来源广泛。采用石灰法进行铜硫
分离时，矿浆的ｐＨ值或矿浆中的游离ＣａＯ含量
能明显地影响分离效果。固定以上条件试验的较 铜回收率 ∞鸲 驼∞ ∞∞盼“窨｝∞孢 佗 Ｏ Ｏ Ｏ Ｏ Ｏ Ｏ ０ Ｏ
Ｏ Ｏ 第３期 从硫精矿中回收铜的浮选工艺试验研究与生产实践 。圣３．
佳条件不变，改变石灰的用量进行试验，试验流
程见图１，试验结果如图５。
由图５可看出，当石灰用量为３．０ｋｇ／ｔ，铜
回收率和铜品位都较高。
铜 回 收 裹 ，％
石灰用量／ｋｇ．ｔ 图５石灰用量试验结果 Ｆｉｇ．５ Ｔｈｅ ｔｅｓｔ ｒｅｓｕｌｔｓ ｏｆ ｌｉｍｅ ｄｏｓａｇｅ
３．３．３硫化钠用量试验 本次试验采用硫化钠作脱药剂，是考虑到试
样中次生硫化铜含量较高。加入硫化钠不仅能脱
药，Ｓ 一还可以沉淀Ｃｕ¨，减少Ｃｕ 对黄铁矿的
活化作用。试验流程见图ｌ，试验结果见图６。
硫化钠过多或过少都对浮选指标不利。硫化
钠用量少时，矿浆中的活化离子没得到消除，用 量大时铜矿物被抑制 Ｊ。由图６可知，硫化钠用
量为１．Ｏｋｇ／ｔ时，铜回收率和铜品位都较高。
铜 回 收 益 ，％
硫化钠用量／ｋｇ．ｔ 图６硫化钠用量与铜粗精矿品位和回收率关系 Ｆｉｇ．６ Ｔｈｅ ｔｅｓｔ ｒｅｓｕｌｔｓ ｏｆ ８ｏｄｉｕｍ ｓｕｌｆｉｄｅ ｎｏｎａｈｙｄｒａｔｅ ｄｏｓａｇｅ
４全流程开路试验
在条件试验的基础上，以磨矿细度为
一０．０７４ｍｍ占９５％、浮选浓度为３５％、粗选黄药 与丁铵黑药组合捕收剂用量为６０ｇ／ｔ、石灰用量
为３．Ｏｋｇ／ｔ、硫化钠用量为１．Ｏｋｇ／ｔ的条件，按图
７试验工艺流程图进行了三次全流程开路试验，
试验结果见表４。
硫精矿
图７全流程开路试验流程图 Ｆｉｇ．７ Ｔｈｅ ｔｅｓｔ ｒｅｓｕｌｔｓ ｏｆ ｏｐｅｎ ｃｉｒｃｕｉｔ 表４试验结果／％ ｌｅ ４ Ｔｈｅ ｔｅｓｔ ｒｅｓｕｌｔｓ／％
产品 品位 回收率 名称 产率 铜 词￡ 砷 铜 硫 砷
铜精矿 ２．１６ ｌＯ．９３ ３６．ｏ２ Ｏ．２４８ ５２．６ｏ ２．２５ Ｏ．３７
中矿 ５１．３０ Ｏ．３２４ ３８．５２ ０．９２８ ３７．０５ ５７．１５ ３２．８４
尾矿 ４６．５４ Ｏ．１００ ３Ｏ．１８ ２．Ｏ８Ｏ ｌＯ．３５ ４０．６０ ６６．７９
给矿 １００．０ｏ ０．４４９ ３４．５８ １．４４９ ｌ０ｏ．０ｏ １００．０ｏ １０ｏ．０ｃ
某低品位铜钼硫化矿浮选试验研究
第２７卷第３期 ２０１１年６月 湖南有色金属 ＨＵＮＡＮ ＮＯＮＦＥＲＲＯＵＳ ＭＥＴＡＬＳ ７
某低品位铜钼硫化矿浮选试验研究
龙秋容
（紫金矿业矿冶设计研究院，福建龙岩３６４２００）
摘要：以某地低品位锏钼硫化矿为研究对象，在矿石工艺 ‘物学研究的基础上，通过系统的浮选 试验，对含铜０．３１％，含钼０．０２９％的原矿，确定在磨矿细度为一０．０７４ ｍＩｉ１占７０％时，采川单一的 水玻璃作为脉石矿物抑制剂，丁基黄药和丁胺黑药为铜铝硫化矿物混合捕收齐Ｉｊ，２ 油为起泡剂的 药别制度，町获得铜钼品位分别为８．２６％和０．８０％的铜钳硫混合粗精矿。混合粗精矿洱磨后，住 卡讧度为０．０４５ｍｉｎ％ ９２％的条件下，分别采用石灰和硫化钠作黄铁矿和黄铜矿的抑制剂进行分离 浮选。实验窜小型闭路试验获得铝精矿含睾ｎ ５１．１９％，含铡０．３０％，铒ｊ问收率达８７．０％；铜粘矿禽 铜１９．１９％，含钒０．１２％，铜刚收率为８８．９８％；硫精矿翕硫３９．３０％，分选指标较为删想。 关键词：铜钼硫化矿；浮选；调整剂；粗精矿再磨 中图分类号：ＴＤ９２３ ．９ 文献标识码：Ａ 文章编号：１００３—５５４０（２０１１）０３—０００７—０４
以铜为主伴生有钼的铜钼矿床常以斑岩铜矿型 存在，因其储 大，是当前提取铜的重要资源，同时 也是钼的重要米源。此类矿床具有原矿品位低、嵌
布粒度细的特点，并且钼矿物常与黄铜矿、黄铁矿密 切共生，由于硫化铜矿物和硫化钼矿物均易浮，且两
者的可浮性较近，因此，能否有效分离铜矿物与钼矿 物直接影响到选矿指标。本文从工艺矿物学和浮选 等方面对某地大型斑岩型铜钼矿进行了较系统的试 验研究，并在试验室获得良好的分选指标。
ｌ工艺矿物学研究
１．１多元素分析
对原矿矿石的化学成分进行了分析，结果见表ｌ。 表１ 原矿化学成分分析 ％
注：ＡＩＪ、Ａｇ 位为ｇ／ｆ １．２矿物组成
以原矿混砂（一２ １ＴｌＩＴＩ）制成的砂光片与砂薄片 作为工作对象，采用光学显微镜下测定矿物种类及
从铁尾矿中综合回收铜硫精矿的试验研究
第２８卷第１期 ２００８年０２月 矿 冶 工 程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧⅡ幔 Ｒ Ｇ Ｆ
从铁尾矿中综合回收铜硫精矿的试验研究①
刘俊，王代军，龚文琪
（武汉理工大学资源与环境工程学院，湖北武汉４３００７０）
摘要：以自行研制的ＬＣ１作捕收剂，水玻璃作脉石矿物抑制剂，采用铜硫混浮．铜硫混合精矿再磨．铜硫分离原则流程
选尾矿进行了实验室研究，获得了铜精矿品位２２．１３％，铜回收率８１．８８％，硫精矿品位３１．６９％，硫回收率７６．３４％的指
关键词：选矿；尾矿；铜；硫；综合回收
中图分类号：ＴＩＤ２６ 文献标识码：Ａ 文章编号：０２５３—６０９９（２００８）０１—００４０—０３
Ｓｔｕｄｙ ｏｎ Ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ Ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ Ｃｏｐｐｅｒ ａｎｄ
Ｓｕｌｆｕｒ Ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｓ ｆｒｏｍ Ｔａｉｌｉｎｇｓ
ＬＩＵ Ｊｕｎ，ＷＡＮＧ Ｄａｉ－ｊｕｎ，ＧＯＮＧ Ｗｅｎ－ｑｉ
（Ｗｕｈａｎ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，Ｗｕｈａｎ ４３００７０，Ｈｕｂｅｉ，Ｃｈｉｎａ）
Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ａ ｌａｂｏｒａｔｏｒｙ ｓｔｕｄｙ ｗａｓ ｍａｄｅ ｏｎ ｔｈｅ ｏｆ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｔａｉｌｉｎｇｓ ｏｆ ｓｏｍｅ ｉｒｏｎ ｏｒｅ ｂｙ ａｄｏｐｔｉｎｇ ｉｎ・
ｌｙ—ｓｙｎｔｈｅｓｉｚｅｄ ＬＣ１ ａｎｄ ｗａｔｅｒ ｇｌａｓｓ ａｓ ｃｏｌｌｅｃｔｏｒ ａｎｄ ｄｅｐｒｅｓｓａｎｔ ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ ａｎｄ ａ ｂａｓｉｃ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｃｏｎｓｉｓｔｉｎｇ
ｓｕｌｆｕｒ ｍｉｘｅｄ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ，ｃｏｐｐｅｒ—ｓｕｌｆｕｒ ｍｉｘｅｄ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｒｅｇｒｉｎｄｉｎｇ—ｃｏｐｐｅｒ－ｓｕｌｆｕｒ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ．Ｇｏｏｄ ｉｎｄｅｘｅｓ ａｓ
ｉｎｇ ｗｅｒｅ ｏｂｔａｉｎｅｄ：ｃｏｐｐｅｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｅ ｏｆ ２２。１３％，ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ８１．８８％，ｓｕｌｆｕｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｅ ｏｆ ３１
云南某低品位斑岩型硫化铜矿选矿试验研究
２０１４年第２期 有色金属（选矿部分） ・５・
ｄｏｉ：１０．３９６９／ｊ．１ｓｓｎ．１６７１－９４９２．２０１４．０２．００２
云南某低品位斑岩型硫化铜矿选矿试验研究
廖德华，鲁军，石仑雷，陈晓芳
（紫金矿冶设计研究院，福建上杭３６４２００）
摘 要：介绍了云南某低品位斑岩型硫化铜矿的矿石性质，针对有用矿物的嵌布特征制定了选矿工艺。通过工艺 对比和优化，确定的优先浮选工艺为：在磨矿细度一７５ ｔｔｍ占９２％时闭路流程试验可获得产率１．９９％、铜品位２０．９７％、 金品位１２．１８ 、铜回收率９２．３５％、金回收率７３．８７％的铜精矿和产率２．５８％、硫品位４６．１６％、硫回收率６０．７７％的硫 精矿，该工艺综合回收了矿石中的有价元素。 关键词：硫化铜矿；斑岩型铜矿床；浮选；捕收剂；综合回收 中图分类号：ＴＤ９２３＊．７；ＴＤ９５２ 文献标志码：Ａ。 文章编号：１６７１—９４９２（２０１４）０２－０００５－０４
Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ Ｓｔｕｄｙ ｏｎ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ｏｆ ａ Ｌｏｗ－－Ｇｒａｄｅ Ｐｏｒｐｈｙｒｙ Ｃｏｐｐｅｒ Ｏｒｅ ｏｆ Ｙｕｎｎａｎ
Ｌ ０ Ｄｅｈｕａ，ＬＵ Ｊｕｎ，ＳＨＩ Ｌｕｎｌｅｉ，ＣＨＥＮ Ｘｉａｏｆａｎｇ （ＺＵｉｎ Ｄｅｓｉｇｎ ａｎｄ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ａｎｄ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ，Ｓｈａｎｇｈａｎｇ Ｆｕｊｉａｎ ３６４２００，Ｃｈｉｎａ）
Ａｂｓｔｒａｃｔ：，Ｉ１ｌｅ ｏｒｅ ｐｒｏｐｅｒｔｙ ｏｆ ａ ｌｏｗ－ｇｒａｄｅ ｐｏｒｐｈｙｒｙ ｃｏｐｐｅｒ ｓｕｌｐｈｉｄｅ ｏｒｅ ｉｎ Ｙｕｎｎａｎ ｉｓ ｉｎｔｒｏｄｕｃｅｄ ｉｎ ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ，ａｎｄ ｔｈｅ ｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ ｐｒｏｃｅｓｓ ｗａｓ ｄｅｃｉｄｅｄ ａｃｃｏｒｄｉｎｇ ｔｏ ｔｈｅ ｅｍｂｅｄｄｅｄ ｆｅａｔｕｒｅｓ ｏｆ ｔｈｅ ｖａｌｕａｂｌｅ ｍｉｎｅｒａｌｓ．Ｔｈｒｏｕｇｈ ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔ ｃｏｎｔｒａｓｔ ａｎｄ ｏｐｔｉｍｉｚａｔｉｏｎ，ｔｈｅ ｆｉｎａｌｌｙ ｐｒｅｆｅｒｅｎｔｉａｌ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｐｒｏｃｅｓｓ ｗａｓ ｄｅｔｅｒｍｉｎｅｄ．ａｎｄ ｔｈｅ ｃｏｐｐｅｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ ２０．９７％Ｃｕ ａｎｄ １２．１８ ｇｅｔ Ａｕ ｗｉｔｌｌ ａ ｙｉｅｌｄ ｏｆ １．９９％ｗａｓ ｏｂｔａｉｎｅｄ ｂｙ ｃｌｏｓｅｄ—ｃｉｒｃｕｉｔ。ａｔ ｒｅｃｏｖｅｒｉｅｓ ｏｆ ９２．３５％Ｃｕ ａｎｄ ７３．８７％Ａｕ ｕｎｄｅｒ ｔｈｅ ｇｒｉｎｄｉｎｇ ｆｉｎｅｎｅｓｓ ９２％ ｂｅｌｏｗ ７５ ｍ，ｗｈｉｌｅ ｔｈｅ ｓｕｌｐｈｕｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｅ ｏｆ Ｓ ｗａｓ ４６．１ ６％ ｔｈ ａ ｙｉｅｌｄ ｏｆ ２．５８％ａｎｄ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ６０．７７％．ＳＯ ｔｈｅ ｖａｌｕａｂｌｅ ｅｌｅｍｅｎｔｓ ｉｎ ｔｈｅ ｏｒｅ ｗｅｒｅ ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅｌｙ ａｎｄ ｅｆｆｉｃｉｅｎｔｌｙ ｒｅｃｏｖｅｒｉｅｄ ｂｙ ｔｈｉｓ ｐｒｏｃｅｓｓ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｃｏｐｐｅｒ ｓｕｌｐｈｉｄｅ ｏｒｅ；ｐｏｒｐｈｙｒｙ ｃｏｐｐｅｒ ｄｅｐｏｓｉｔ；ｆｌｏｔａｔｉｏｎ；ｃｏｌｌｅｃｔｏｒ；ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ ｒｅｃｏｖｅｒｙ
堆存尾矿综合回收有价金属的试验研究
２８ 矿 业 工 程 Ｍｉｎｉｎｇ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ 第１ｏ卷第４期 ２０１２年８月
堆存尾矿综合回收有价金属的试验研究
田树国
（紫金矿冶设计研究院，福建上杭３６４２００）
摘要：采用浮选工艺回收堆存尾矿中的金、银、铜、硫等有价金属元素。金、银富集在铜精矿与硫精 矿中，最终得到含金８２．１７ ｇ／ｔ，含银１ ９２１．６８ ｇ／ｔ，含铜１５．４６ 的铜精矿；含金４．１３ ｇ／ｔ，含银 １５６．２０ ｇ／ｔ，含硫４１．３６ 的硫精矿。实现了有用元素的综合回收。 关键词：黄铜矿；浮选；黄铁矿；单体解离 中图分类号：ＴＤ ９５３ 文献标识码：Ａ 文章编号ｉ １６７１—８５５０（２０１２）０４一ＯＯ２８一Ｏ３
０ 引言 失，实现了尾矿资源的综合利用。
某金矿堆存尾矿有价金属以金、银、铜为主，
堆存尾矿最大粒度为１２５ ｍｍ。原矿采用简单的堆
浸工艺回收矿石中的金、银、金银浸出率低，金浸
出率４３．６４％，银浸出率３６．５８ ，堆浸尾矿直接
堆在堆场废弃，含金１．４１ ｇ／ｔ，含银３４．７２ ｇ／ｔ，含
铜０．２３ 。根据矿物工艺学研究结果，采用磨矿 浮选工艺，回收堆存尾矿中的金、银、铜等有价金
属元素，得到合格产品金一铜精矿与金一硫精矿。
金综合回收率８９．９９ ，银综合回收率可达 ９３．７１ ，铜的回收率为８８．３Ｏ 。该选冶工艺有
效地回收了金、银、铜等有价金属，减少了金属流 １ 矿石性质
该矿石金属矿物以自然金、自然银、黄铜矿、
黄铁矿为主，还含有少量方铅矿、闪锌矿、黝铜 矿、铜蓝、毒砂等；脉石矿物主要有石英、高岭
石、绢云母和方解石等。矿石中金、银矿物与铜、
硫矿物共生关系密切，极少呈单矿物金、银存在，
主要以细粒包裹体形态存在于黄铜矿与黄铁矿中，
不利于与硫化物解离。黄铜矿、方铅矿、闪锌矿和
黄铁矿嵌布粒度较细，且互相交代，结构复杂，也
不利于彼此单体解离。
矿石主要元素分析结果见表１。
铜铅锌硫浮选分离工艺
铜铅锌硫分离工艺
一、磨矿细度：根据矿物嵌布粒度不同而不同，一般要求-200目70%-80%；
二、矿浆浓度：主要是指分级机溢流浓度。一般取30%-40%；
三、选别工艺：采用先抑锌硫浮铜铅，再铜铅分离和锌硫分离；
1、抑锌硫浮铜铅：球磨中加入石灰1-3公斤/吨，PH值调至10-11，采用七水硫酸锌+碳酸钠+硫代硫酸钠组合药剂抑锌，分别加入，一般情况下七水硫酸锌加量在500-1000克吨，碳酸钠500克吨，硫代硫酸钠200克吨，可根据抑制情况适当增减。选铜铅段捕收剂采用选择性较好的捕收剂，如乙硫氮，乙基黄药，丁铵黑药等，药量不宜太大，应少量多次选别，起泡剂用2号油或MIBC均可。如果磨矿后泥化较重，可加适量水玻璃，一般加量500-1000克吨。
2、铜铅分离：铜铅混合精矿经多次精选富集后，在混合精矿再补加石灰，使PH值达到11-12，甚至12以上，再加入重铬酸钾抑铅浮铜，选铜时可加少量捕收剂和起泡剂，很多情况下不加药也能浮出；还有一种情况就是加大量的硫化钠抑铜浮铅，只见过类似资料，没有实践过。
3、抑硫浮锌：补加石灰，使PH值至11以上，加硫酸铜活化锌，硫酸铜不能加太多，加量过大硫也会被活化，一般加量为100-400克吨，选锌后尾矿用硫酸调PH值至中性，加黄药浮硫，浮硫尾矿排尾矿库。如果没有加硫酸的条件，也可加硫酸铜活化硫。锌精矿和硫精矿可根据精矿质量要求选择不同的精选段数。
从选矿尾矿中回收有价元素的试验研究
２０１０年第３期 有色金属（选矿部分） ・３３・
从选矿尾矿中回收有价元素的试验研究
王
（北京科技大学， 兢
北京１０００８３）
摘要：针对某选矿厂尾矿进行了铜、硫和钨综合回收的试验研究。该尾矿储量大，尾矿中铜、钨含量较低，含硫 较高，针对该尾矿性质，采用浮选—重选联合工艺流程回收其中的铜、硫和钨。全流程试验获得的试验指标为：铜精矿 铜品位２２．０２％、回收率７４．３９％，硫精矿硫品位３５．２４％、回收率８７．２６％，钨精矿钨品位６５．７３％、回收率５０．８６％。 关键词：尾矿；铜；硫；钨；浮选；综合回收 中图分类号￣ＴＤ９５２．１；ＴＤ９５４ 文献标识码：Ａ 文章编号：１６７１—９４９２（２０１０）０３—００３３—０５
选矿过程会产出大量尾矿，尾矿不仅占用大量
土地，而且也给人类生产、生活带来了严重污染和 危害，现已受到全社会的广泛关注。同时，选矿尾
矿又被人们称为二次资源，随着各种一次资源的日
益减少，开展尾矿的综合利用越来越受到人们的重 视，尾矿的开发利用，是矿产综合利用范围最广、
潜力最大、经济和社会效益最好的领域之一［１－４］。 某铜矿尾矿储量达３００万ｔ，存在可供回收的
铜、硫和钨等矿物。该矿已具有几十年的开采历
史，建矿初期由于钨的含量和当时的价格较低，未 考虑回收，再加上当时因选矿技术落后，铜回收率
不足８０％，致使部分铜钨等金属流失至尾矿中。因
表１ Ｔａｂｌｅ １ 此，针对该尾矿进行综合回收铜和钨具有较好的现 实意义。
１ 试样性质
１．１试样主要组成及化学成分分析
试样是以铜和钨为主，含有少量的铅、锌及微 量金、银。矿石的主要金属矿物是黄铁矿、黑钨矿 和黄铜矿，矿石中的其它金属矿物相对较少，矿石
中的脉石以石英、方解石、白云石为主，其次是钙 铁榴石、绿泥石、白云母和金云母，少量绿帘石、
长石、榍石和锆石。 试样的化学成分分析结果见表１。
试样的主要成分化学分析结果 Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｏｆ ｃｈｅｍｉｃａｌ ａｎａｌｙｓｉｓ ｏｆ ｓａｍｐｌｅ ％ 元 素 Ｃｕ ＷＯ３ Ｓ Ｆｅ Ｐｂ Ｚｎ Ｍｏ Ｐ Ａｓ ＣａＯ ＭｇＯ Ａ１２０３ ＳｉＯ２ Ｋ２０ Ｏ．０６８ Ｏ．０７ｇｔ １４．３３ｓ／ｔ
托克逊县彩花沟含铜铁矿低品位多金属综合回收工艺研究
２０１２正 新疆有色金属 ６７
托克逊县彩花沟含铜铁矿低品位多金属综合回收工艺研究
宋雪娟 （新疆有色冶金设计研究院有限公司 乌鲁木齐８３００００）
摘 要 对低品位铜、锌、硫多金属矿采用了先将各目的矿物混合浮选出来，再对混合精矿进行分选，以分别获得铜精矿（１６％）、锌精 矿（４５％）、硫精矿（５Ｏ％）的工艺流程，实现了低品位多金属的综合回收。 关键词 低品位多金属浮选综合回收
１ 概述
吐鲁番雪银金属矿业股份有限公司（以下简称雪
银公司）成立于２００７年６月，公司现有一座５００ ｄｄ
工业试验选矿厂，处理含铜硫铁矿。同时还建有一座
８００ ｆｆｄ选矿厂，已生产近５ ａ时间。为保证公司的持
续发展，公司还申请了彩东３０．１ ｋｍ 的含铜黄铁矿的
探矿权。 吐鲁番雪银金属矿业股份有限公司托克逊县彩
花沟含铜铁矿经过十多年的开采，高品位、易选别的
矿石已开采殆尽，目前矿山的采出矿石中铜品位均低
于０．８５％，锌品位低于０．８％，’硫品位低于１０％，且此
类低品位矿石储量巨大。由于将此部分矿石从矿山运
至现有位于托克逊县城边的选矿厂的运输成本较高，
造成此部分低品位矿石无法得到开发利用。同时矿山
还有多年来堆存的大量的已采出低品位矿石及近年
来原有选矿厂堆存的尾矿（由于技术原因，原有选矿 厂投产初期只能选出硫精矿，尾矿中铜、锌等金属品
位较高），这两部分资源也希望能够综合回收利用。 ２矿石性质
２．１矿石类型 （１）氧化矿石 见于地表氧化带中，矿石中的主要铜矿物为孔雀
石、胆矾，偶见蓝铜矿。伴生矿物为黄钾铁矾、褐铁矿、
水绿矾、明矾及针铁矾等。铜矿物集合体多呈细脉一
条带状构造，继承了原生矿石的某些特征，另也有在
氧化过程中形成的皮壳状或薄膜状构造。氧化带中铜
矿体向下延深一般较浅，铜品位变化也较大，最高
９．３４％，最低０．３０％，一般０．３３％～５．５６％。 （２）原生矿石
原生矿石的自然类型主要依据对钻孔岩芯及井
铜矿浮选工艺流程
铜矿浮选工艺流程
一、矿石磨矿工艺
在铜矿浮选流程中，首先要对矿石进行磨矿处理，将矿石磨成一定粒度的细粉。磨矿主要通过颚式破碎机、圆锥破碎机、球磨机等设备实现。磨矿有两个目的：一方面是将矿石细分成一定粒度的颗粒，方便随后的浮选操作；另一方面是破碎矿石中的结合矿物，使有价金属矿物暴露出来，提高其铜品位。
二、浮选试验与悬浮剂选择
在铜矿浮选前，需要进行浮选试验以确定最佳的悬浮剂和药剂用量。浮选试验通常以铜精矿的收率和铜品位作为评价指标，通过试验可以确定最佳的浮选条件，如使用的悬浮剂种类和用量、药剂种类和用量等。
三、粗选阶段
在铜矿浮选工艺中，粗选是最重要的环节之一、其主要目的是从矿石中将铜矿物与非有价矿物进行分离。粗选阶段通常采用机械振荡槽、浮选机等设备进行，选择合适的悬浮剂和药剂来实现粗选操作。粗选时，矿石中的铜矿物会与悬浮剂吸附在气泡上，形成浮泡，然后浮泡脱附，与悬浮液分离。
四、精选阶段
精选阶段是将粗选脱除的非有价矿物进一步去除，提高铜矿物的品位和回收率。精选通常使用浮选机、卧式槽等设备进行，通过改变浮选机的工作状态、调整药剂用量等方式，提高铜矿物与非有价矿物的分离效果。
五、回收处理 在铜矿浮选工艺中，回收处理可以分为粗精选和精粗选两个阶段。粗精选是将精选过程中未被回收的有价矿物进行再次回收。精粗选是将从精选过程中回收的有价矿物进行二次磨矿，以提高回收率和金属品位。
六、尾矿处理
铜矿浮选过程中产生的尾矿含有未被回收的有价矿物和大量的废料，需要进行尾矿处理。尾矿处理分为尾矿堆置和尾矿再选两个阶段。尾矿堆置是将尾矿进行填埋或堆放，经过一定时间的沉降、脱水后形成固态废弃物。尾矿再选是对尾矿进行再处理，以提高尾矿中有价矿物的回收率。
以上是一种常见的铜矿浮选工艺流程，具体情况还需根据矿石性质、浮选试验结果以及实际生产条件进行调整。铜矿浮选工艺是一个复杂的过程，需要多种设备和药剂的配合，以实现较高的铜矿物回收率和品位。
银家沟硫铁矿铜硫分离浮选试验及生产实践
工业技术 银家沟硫铁矿铜硫分离浮选试验及生产实践 李满旺 （河南灵宝金源晨光硫铁分矿 河南三灵 １ ０００５５） 摘要：为综合利用硫铁矿中伴生铜，锌，金．银等有价金属资源，根据银家沟硫铁矿的原矿矿物特性，在试验研究的基础上，我单位提 出了铜硫分离一铜锌金银混合精矿酸化焙烧一多金属分步浸出的新思路，对选厂进行了技术工艺改追，改造后铜、金 银回收率分别提 高了１．８５％．６．１ ２％，１３．７２％。分别得到了优质硫精矿和含一定金银的铜粗精矿产品，获得了较好的生产技术指标和良好的经济效益。 关键词：铜硫分离 浮选试验 优先选铜 生产实践 中图分类号：ＴＤ９ ５１ 文献标识码：Ａ 文章编号：１ ６７２￣３７９１（２０１１）０４（ａ）－Ｏ０９０－－０２ 银家沟硫铁矿是中原地区一大型多金属 硫铁矿床，多家科研院所采用单一选矿方法 进行多金属分离，因工业生产指标与试验指 标相差较大，未获应用。该项目改变了各科研 院所用的单一选矿方法进行铜锌分离的工艺 流程，提出了铜硫分离、混合精矿焙烧浸出的 新思路，并进行了试验和生产实践。 １矿石特点 （１）含硫高、含铜锌低。铜矿物种类较 表１ 多，但主要为黄铜矿，其次为次生硫化铜。 次生硫化铜对铜锌浮选分离造成困难。（２） 铜锌矿物与主要金属矿物黄铁矿嵌布关系 相对简单，但大郭分铜锌矿物相互紧密共 生或锌矿强烈交代铜矿物或相互交代，磨 矿过程中相互解离困难。（３）铜锌矿物的集 合体粒度相对稍粗，而大部分铜锌矿物自 身粒度细。其中分布干－２０ ｍ粒级的铜锌 矿物比例分别为：３０．７４％，３１．７５％。（４）金与 黄铁矿的嵌布关系密切且属微粒嵌布，这 时间 ｌ０秒 ｌ５秒 ４０秒 ５５秒 ９Ｏ秒 ２００目 ５２％ ６ｏ％ ７２％ ． ８１％ ９０％ 表３开路试验结果 品位（％） 回收率（ｏ／０） 产品名称 产率％ Ｃｕ Ｓ Ｃｕ Ｓ 铜精矿 ５．５８ ５．３０ ３６．５７ ４８．７６ ６．４６ 中矿ｌ ｌ２ １．３２ ２４．５０ ２６．１２ ９．３ｌ 中矿２ ８ ０．５５ ３６．１８ ７．２５ ９．１６ 硫精矿 ４６．６７ ０．１１ ４７．８３ ８．４７ ７０．６５ 中矿３ ３．３４ ０．３９ ３１．０３ ２．１５ ３．２８ 尾矿 ２４．４ｌ Ｏ．１８ １．４８ ７．２５ １．１４ 原矿 １０ｏ ０．６ｌ ３１．５９ １Ｏ０ ｌ００ 表４闭路试验结果 产品 产率 品位（％） 回收率（％） 名称 ％ Ｃｕ Ｓ Ａｕ（ｇ／ｔ） Ａｇ（ｇ／ｔ） Ｃｕ Ｓ Ａｕ（ｇ／ｔ） Ａｇ（ｇ／ｔ） 铜精矿 ８．４２ ５．８６ ２７．９２ １．２１ ２４５．６ ７６．６３ ７．６３ ４９．０４ ４２．５４ 硫精矿 ５８．５８ Ｏ．１６ ４６．８８ Ｏ．１３ ３１．７３ １４．５７ ８９．１３ ３６．６６ ３８．２３ 尾矿 ３３ ０．１７ ３．Ｏ２ Ｏ．０９ ２８．３２ ８．８ ３．２４ ｌ４．３ ｌ９．２３ 原矿 １ｏｏ ０．６４ ３０．８１ ０．２１ ４８．６１ １ＯＯ １０ｏ １００ １０ｏ 原矿
某铜硫矿选矿工艺研究
２００７年第４期 有色金属（选矿部分） ・ １ ・
某铜硫矿选矿工艺研究
刘万峰，陈金中，李成必，王立刚
（北京矿冶研究总院，北京１０００４４）
摘 要：对某铜硫矿进行了详细的浮选工艺研究，对浮选尾矿中的磁铁矿进行了磁选回收，确定了最佳的工艺流 程。闭路试验获得了铜品位２４．１６％、铜回收率９２．０４％的铜精矿和硫品位４０．２４％、硫回收率８９．７２％的硫精矿，以及铁品位 ６５．１５％、对原矿全铁回收率３５．６６％（对原矿磁铁矿回收率约９３％）的铁精矿。 关键词：铜硫矿；磁铁矿；选矿工艺 中图分类号：ＴＤ９５２．１ 文献标识码：Ａ 文章编号：１６７１—９４９２（２００７）０４—０００１—０５
某铜矿矿区分为东西两矿带，首采地带为西矿
带，经多年的开采，西矿带已接近尾声，东矿带的开 拓是迫在眉睫的矿山接替工程。现对东矿带的矿样
进行了详细的选矿试验研究。最终确定了铜优先浮
选、选硫尾矿弱磁选铁、铁粗精矿再磨再选得铁精矿 的工艺流程。小型闭路试验获得了铜品位２４．１６％、
铜回收率９２．０４％的铜精矿和硫品位４０．２４％、硫回 收率８９．７２％的硫精矿，以及铁品位６５．１５％、对原矿
全铁回收率３５．６６％（对原矿磁铁矿回收率约９３％）
的铁精矿。
１ 矿石性质
１．１主要化学成分分析及物相分析
原矿的主要化学成分分析结果见表１，铜物相
分析结果见表２，铁物相分析结果见表３。
表１ 原矿主要化学成分分析结果／％
Ｔａｂ １ Ｔｈｅ ｃｈｅｍｉｃａｌ ａｎａｌｙｓｉｓ ｒｅｓｕｌｔ ｏｆ ｒｕｎ—ｏｆ－ｍｉｎｅ
ｏｒｅ／％
鱼量 ： ： 丝 ：丝 ： ！！ ： 化学成分 Ａｓ Ａｕ，ｇ，ｔ Ａｇ，ｇ，ｔ ＳｉＯ２ ＡｌｚＯ３ ＣａＯ ＭｇＯ 含量０．０６４ ０．２１ ３７．４０ ２１．５５ ２．７８ ７．２７ ８．０６
表２ 原矿铜物相分析结果／％ Ｔａｂ ２ Ｔｈｅ ａｎａｌｙｓｉｓ ｒｅｓｕｌｔ ｏｆ ｃｏｐｐｅｒ ｐｈａｓｅ ｏｆ ｒｕｎ