随着高品位铜矿的高强度开发，富铜资源濒临枯竭，难选高硫低品位铜矿资源的选矿利用日益重要。在高硫铜矿的选矿作业中，常常需要添加大量石灰创造高碱度条件，以抑制黄铁矿等脉石矿物，导致后续的黄铁矿再活化浮选困难，影响高硫铜矿的综合利用^[1-4]。当前难选高硫低品位铜矿的选矿药剂成本较高，种类较少，选择性也不是很理想，亟需开发出经济高效的新型浮选药剂^[5-7]。本试验原矿样采集自马来西亚某高硫铜矿山，矿石中的铜矿物主要为黄铜矿和辉铜矿等，但含量低、嵌布粒度细、赋存状态复杂，黄铁矿含量较高。该矿采用常用浮选药剂，选矿指标差，无法有效选别。本试验采用自制高效螯合捕收剂DKY，协同自制抑制剂JSSK，经“两段磨矿，阶磨阶选”的低碱浮选工艺，获得了较好的选矿指标。

原矿化学多元素分析结果见表 1，化学物相分析结果见表 2。由表 1可知，试样中硫含量近30%，主要为(磁)黄铁矿形式存在，铜含量为0.95%，其他元素含量较低，工业应用价值不高。表 2结果表明，铜主要以硫化铜相存在。

表 1(Table 1)

表 1 原矿化学多元素分析结果 Table 1 Results of multi-elements analysis of the raw ore

表 1 原矿化学多元素分析结果 Table 1 Results of multi-elements analysis of the raw ore 分析项 Cu Pb Zn As Au* Ag* Fe S Al2O3 CaO Na2O K2O MgO SiO2 含量/% 0.95 0.15 0.15 0.069 0.19 < 3 28.68 29.78 2.19 2.06 0.63 0.97 1.58 8.15 注：Au、Ag单位为g/t。

表 2(Table 2)

表 2 矿石中Cu的化学物相分析结果 Table 2 Results of chemical phase analysis of copper

表 2 矿石中Cu的化学物相分析结果 Table 2 Results of chemical phase analysis of copper 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/% 0.87 0.051 0.029 0.013 0.97 分布率/% 90.34 5.30 3.01 1.35 100.00

工艺矿物学研究表明，矿石中主要硫化矿为(磁)黄铁矿，其含量占到近60%，此外为黄铜矿、辉铜矿、方铅矿和铜蓝等。非金属矿物主要为石英、长石和云母等。如图 1和图 2所示，铜矿物主要以不规则粒状或脉状、网脉状充填于黄铁矿、石英粒间裂隙或周围，也可见黄铜矿细小颗粒被大颗粒黄铁矿包裹。局部可见边部蚀变铜蓝矿，略带浅绿。黄铜矿等铜矿物嵌布粒度细，主要在0.001~0.1 mm之间，微细粒辉铜矿、铜蓝很易氧化，表面暴露形成的氧化层增加了回收难度，影响铜的浮选回收率。另外，(磁)黄铁矿含量很高，而辉铜矿等次生硫化铜溶出的铜离子活化黄铁矿，增加铜硫分离难度。

图 1(Fig.1)

图 1 黄铜矿、辉铜矿充填黄铁矿粒间 Fig.1 Chalcopyrite and chalcocite filling between pyrite particles

图 2(Fig.2)

图 2 黄铜矿、铜蓝充填黄铁矿粒间裂隙 Fig.2 Chalcopyrite and covellite filling in intergranular fissure of pyrite

仪器：XFDⅣ型单槽浮选机；XMQ—240X90(mm)锥形球磨机；电热恒温鼓风干燥箱(DHLT-9076A)；振动制样机(3MZ—100)；真空过滤机(DL—5C)；万分之一天平(FA2204B)；电感耦合等离子体发射光谱仪(Agilent ICP—OES 725)；透反射偏光显微镜(Leitz ORTHOLUX—II POL BK)；连续变倍体视显微镜(MZS0745)。

药剂：DKY和JSSK分别为自行配制的捕收剂和抑制剂，其中DKY为三种化工有机物按一定质量比配制，JSSK为石灰与某碱金属有机盐(分析纯)按一定质量比配制。捕收剂AP、BK404和BK901为北京矿冶研究总院提供，捕收剂MA和MB为湖北荆江选矿药剂厂提供，捕收剂KHL320、KHH—302、KHB500和KHL—4为沈阳有研矿物科技有限公司提供，乙硫氮、Z—200、松醇油为株洲选矿药剂厂提供，石灰(分析纯)、次氯酸钙(分析纯)、栲胶(分析纯)、糊精(分析纯)、卡拉胶(分析纯)和无水亚硫酸钠(分析纯)为正规试剂店购置。

矿石样品破碎至-3 mm，缩分混匀后装袋，作为试验原料。小型实验室浮选试验在XFDⅣ型单槽浮选机中进行，浮选槽体积分别为1.5、1.0、0.5 L，袋装矿石样品使用XMQ—240X90(mm)锥形球磨机磨至一定细度后进行浮选，浮选产品过滤和干燥后称重制样分析。

抑制剂JSSK用量3 300 g/t，捕收剂DKY用量87 g/t，松醇油用量20 g/t的条件下，刮泡时间5 min，考察不同磨矿细度的选别效果。不同磨矿细度浮选试验结果见图 3。

图 3(Fig.3)

图 3 不同细度浮选试验结果 Fig.3 Effect of grinding fineness on flotation test

图 3表明，粗精矿的铜品位和回收率并没有随磨矿细度呈正相关增加，当磨矿细度为-75 μm含量占70.30%时，粗精矿Cu品位达7.01%，Cu回收率80.74%，效果最好，此时尾矿Cu品位0.19%。综合考虑，粗选采用70.30%的磨矿细度。

固定磨矿细度为-75 μm含量占70.30%，抑制剂JSSK用量3 300 g/t，捕收剂用量87 g/t，松醇油用量20 g/t的条件下，刮泡时间5 min，进行一次粗选试验，考察几种捕收剂的选别效果。

探索试验发现采用乙硫氮、Z-200作捕收剂时，选矿效果很差，故采用几种针对硫化铜矿的特色捕收剂进行比较试验，试验结果见图 4。

图 4(Fig.4)

图 4 捕收剂选择试验结果 Fig.4 Effect of collectors kinds on flotation test

试验表明，若使用DKY和AP捕收剂则选矿效果明显改善，浮选精矿泡沫均呈深色，致密结实，说明DKY和AP捕收剂对该矿均具有较好的选择性，而其他浮选药剂则选择性较差，(磁)黄铁矿明显大量上浮，恶化浮选效果。但采用DKY浮选效果相对最好，粗精矿Cu品位达到7.01%，回收率达到80.74%。综合考虑，确定采用DKY进行后续试验。DKY是三种有机物的配合物，廉价易得，其中的两种有机物分子中均含有C、H、O、N、S等元素，并有不饱和双键结构，为主捕收剂，另外一种有机物具有一定起泡性，为辅助捕收剂。DKY的选矿机理可能是，捕收剂中含有的供电子基团C=O、NH、C=S及间位不饱和双键，形成了蟹钳的空间结构，易与矿物表面的铜阳金属离子生成稳定的螯合物而起捕收作用。

在磨矿细度为70.30%、抑制剂JSSK用量3 300 g/t、松醇油用量20 g/t的条件下，进行一次粗选流程试验，刮泡时间5 min，考察DKY用量对浮选效果的影响，试验结果见图 5。

图 5(Fig.5)

图 5 DKY用量试验结果 Fig.5 Effect of DKY dosage on flotation test

图 5表明，随着DKY药剂用量逐渐增大，铜粗精矿的品位和回收率总体呈下降趋势，在用量87 g/t条件下，粗精矿Cu品位7.01%，回收率80.74%，相对较好。在DKY用量超过87 g/t以后，粗精矿铜品位和回收率明显下降，可能是因为捕收剂过量，过多捕收剂分子物理吸附到(磁)黄铁矿表面上浮，恶化浮选结果。综合考虑，确定粗选DKY捕收剂剂用量为87 g/t为宜。

采用一次粗选流程，在磨矿细度70.30%、DKY用量为87 g/t、2#油用量20 g/t条件下，刮泡时间5 min，考察抑制剂种类对浮选效果的影响，试验结果见图 6。

图 6(Fig.6)

图 6 粗选抑制剂对比试验结果 Fig.6 Effect of inhibitor kinds on flotation test

JSSK是某碱金属有机盐与石灰按一定比例配置，该碱金属有机盐阴离子由C、H、O三种元素组成，有两种空间异构体，含4个羟基和2个羰基，常作有机络合剂使用。其抑制机理可能是，JSSK的碱金属有机盐阴离子与(磁)黄铁矿表面铁离子直接形成络合结构，其多羟基结构增强(磁)黄铁矿表面的亲水性，并促进Ca(OH)₂胶粒在(磁)黄铁矿表面的吸附，从而达到对(磁)黄铁矿的抑制。

采用一次粗选流程，在磨矿细度70.30%、DKY用量为87 g/t、松醇油用量20 g/t条件下，考察JSSK用量对浮选效果的影响，试验结果见图 7。

图 7(Fig.7)

图 7 粗选JSSK用量试验结果 Fig.7 Effect of JSSK dosage on flotation test

图 7表明，随着JSSK用量从1.5 kg/t增加到4.5 kg/t，粗精矿铜品位和回收率都是先增加后减少，当JSSK用量为3.3 kg/t时，浮选效果较好，粗精矿铜品位和回收率相对最高。测得此时矿浆pH值仅为9，说明JSSK抑制剂和DKY捕收剂能协同作用，在中低碱度条件下即可取得较好浮选效果。综合考虑，确定粗选JSSK用量为3.3 kg/t。

由原工艺矿物学研究可知，黄铜矿等矿物嵌布粒度不均匀，在0.001~0.1 mm之间，为获得理想的预期选矿效果，拟采用一段粗磨后浮选获得铜粗精矿，粗选尾矿二段再磨，以提高微细粒级铜矿物的单体解离度，再浮选以提高铜回收率。由于含有的次生硫化铜辉铜矿的活化作用，导致粗精矿品位随刮泡时间增加而急剧下降，故粗选时间控制在4 min，扫选时间4 min，以保证精矿铜品位。试验流程如图 8所示，试验结果见表 3。

图 8(Fig.8)

图 8 “二段细磨，一粗一扫” 试验流程 Fig.8 “ The second stage fine grinding, one roughing and one scavenging ”process

表 3(Table 3)

表 3 选矿流程试验结果 Table 3 Results of mineral processing flowsheet

表 3 选矿流程试验结果 Table 3 Results of mineral processing flowsheet 产品 产率/% 铜品位/% 硫品位/% 铜回收率/% 硫回收率/% 铜粗精矿 5.79 13.66 22.15 73.95 4.31 扫精矿 6.15 1.71 25.67 11.43 5.30 混合精矿 11.94 7.50 23.96 85.38 9.61 尾矿 88.06 0.15 30.57 14.62 90.39 原矿 100.00 0.92 29.78 100.00 100.00

表 3表明，粗选时间控制4 min，粗精矿品位明显提高。由于粗选尾矿再磨提高了铜矿物的解离度，扫选效果增强，尾矿中铜损失率明显降低。试验结果表明，再磨细度为-38 μm占92%时，浮选效果较好。该流程得到了Cu品位13.66%、回收率73.95%的粗精矿和Cu品位1.71%、回收率11.43%的扫选精矿，二者总回收率85.38%，铜品位7.50%。尾矿铜品位降到0.15%，硫品位30.57%，硫回收率90.39%，硫在尾矿中有一定富集，可作为硫精矿综合回收。

(1) 该难选高硫低品位铜矿，硫含量高达29.78%，含铜矿物主要为黄铜矿、辉铜矿等，硫化铜矿物与(磁)黄铁矿等互相填充，嵌布复杂；(磁)黄铁矿易被次生硫化铜矿物溶出的铜离子活化，增加了铜硫浮选分离的难度。

(2) 试验结果表明，采用自行配制的捕收剂DKY和协同抑制剂JSSK，经一段粗磨浮选，粗选尾矿再磨再浮选，最终获得了Cu品位13.66%、回收率73.95%的精矿和Cu品位1.71%、回收率11.43%的扫选精矿，二者Cu总收率85.38%，Cu品位7.50%。

(3) DKY捕收剂有很好的选择性，低毒环保，可大幅降低石灰用量，与抑制剂JSSK协同使用，在低碱度条件下即能得到较好的选铜效果，避免高碱度作业带来的后续处理困难，经济环保，提高了资源利用率。