青海某矽卡岩型铁铜矿属于难选矿石，矿物嵌布关系复杂，脉石矿物多为易泥化的镁质硅酸盐矿物。铁铜多金属矿的综合利用一般采用浮选法和磁选法联合的选矿方法^[1-2]，通过浮选的方法回收铜、硫等，通过磁选的方法回收铁。该矿石由于含有大量的泥质矿物，磨矿过程易泥化从而引起泡沫夹带恶化浮选环境^[3-4]，影响铜、硫等资源的综合回收。本文重点对铜、硫资源的综合回收开展试验研究，确定合理的铜、硫分选工艺，为该矿的综合利用提供技术支撑。

1 矿石性质 1.1 原矿的元素组成与矿物组成

为了研究矿石中主要化学元素组成和矿物组成，对原矿进行多元素分析和MLA分析，原矿的化学多元素分析见表 1，主要矿物组成见表 2。

从表 1可以看出，矿石具有回收价值的元素有铁、铜和硫。矿石含铁37.35%，其中磁性铁(MFe)含量为31.76%，磁性铁占有率为MFe/TFe=85.03%，属磁铁矿石。矿石含铜0.49%，含硫5.12%。该矿较高的砷、硫及氧化镁对铜精矿产品质量造成一定的不利影响。

从表 2可以看出，矿石主要金属矿物有磁铁矿、黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿等，脉石矿物主要有蛇纹石、橄榄石、绿泥石等，多为易泥化的镁质硅酸盐矿物，磨矿过程易泥化，十分不利于铜矿物的浮选。

1.2 黄铜矿的嵌布特性

黄铜矿为铜的主要载体矿物，黄铜矿在矿石中的含量为1.09%，多具有不规则状晶形，与磁黄铁矿和闪锌矿紧密共生，部分黄铜矿与磁铁矿紧密共生(图 1)。黄铜矿与脉石矿物及其他金属矿物均呈港湾状接触(图 2)，对黄铜矿选矿有一定的影响。

原矿中黄铜矿矿物的嵌布粒度分布直方图见图 3，黄铜矿粒度主要分布在20 μm以下和74 μm以上，其中20 μm以下达到28.27%。

总体而言，黄铜矿嵌布复杂、与其他矿物紧密接触、微细粒含量高的特点决定了该矿石中铜的回收难度较大。

2 选矿试验研究

铜硫分选的原则工艺有优先浮选和混合浮选两种原则工艺^[5]，优先浮选工艺复杂、流程较长，在选铜过程中需添加石灰最为黄铁矿的抑制剂，由于本矿石泥质矿物含量较高，石灰的添加会导致矿浆黏度大，分选指标差^[6]，鉴于此，针对该矿石特点，确定采用原矿“铜硫混合浮选—混合精矿铜硫分离”的选铜工艺流程。本文重点研究铜、硫的综合回收，主元素铁的回收研究不在本次讨论之列。

2.1 铜硫混浮试验

铜硫混浮试验中，选择常规水玻璃和羧甲基纤维素钠(CMC)作为脉石含镁硅酸盐矿物的抑制剂^[7]，粗选水玻璃用量为1 000 g/t，CMC用量为300 g/t。起泡剂选择脆性较好的MIBC^[7]，粗选用量为52 g/t。本次条件试验重点考察了磨矿细度、捕收剂种类与用量对分选指标的影响。

2.1.1 磨矿细度试验

在捕收剂丁黄药用量为100 g/t、C-7810的用量为50 g/t的条件下，不同磨矿细度下的粗选分选结果见图 4，随着磨矿细度的增加，粗精矿中铜品位和回收率均先升高后降低，在-0.074 mm含量占85%的磨矿细度下达到最大值。由于黄铜矿嵌布特性复杂，需要细磨才能达到矿物解离，但过细的磨矿细度会导致使得含镁脉石矿物泥化严重，难以抑制，进入浮选精矿后降低分选指标^[8]。鉴于此，最佳磨矿细度为-0.074 mm占85%。

2.1.2 捕收剂种类试验及用量试验

在磨矿细度为-0.074 mm占85%、捕收剂总用量120 g·t^-1条件下，进行了丁黄、丁黄+丁铵、丁黄+AP、丁黄+C-7810、丁黄+Z-200的捕收剂种类试验，试验结果见图 5。综合品位与回收率，采用C-7810+丁黄作组合捕收剂，混合粗精矿中铜的分选指标最好。C-7810为富乐宁公司研制的一种选择性捕收铜矿物的黄药类捕收剂。

不同捕收剂用量的粗选分选结果见图 6。随着捕收剂用量的增加，混合精矿的铜品位逐渐下降，回收率逐渐上升。综合考虑精矿指标和药剂成本的因素，最终确定捕收剂丁黄+C-7810适宜用量为50+100 g/t。

2.1.3 铜硫混浮闭路试验研究

在条件试验的基础上，进行了“一次粗选、两次精选、三次扫选”中矿顺序返回常规闭路试验和一段中矿“扫精选”闭路试验对比研究，试验流程分别见图 7和图 8，试验结果见表 3。

常规闭路试验过程中，由于泥质矿物的积累循环，导致中矿量大，矿浆黏稠，闭路难以平衡。对常规流程加以改造，加入“扫精选”流程(常规依次顺序返回闭路流程精选1的尾矿与扫选1的精矿合并进行一次扫精选，得到的精矿进入精选2，尾矿进入扫选3)，尽快脱除影响浮选指标的细泥。与常规浮选闭路试验相比，“扫精选”浮选闭路中n₁+k_扫1的产率为14.68%，降低了10.60个百分点，中矿循环量大幅度降低，脱泥效果明显。“扫精选”浮选闭路混合精矿铜品位为3.35%，回收率为81.01%，铜回收率提高2.06个百分点。“扫精选”浮选工艺具有易操控、产品指标高、脱泥效果好的优点。

2.2 混合粗精矿铜硫分离试验

铜硫分离采用混合精矿硫化钠脱药—抑硫浮铜的工艺。通过前期的试验研究，确定选用Z－200作为铜捕收剂，氧化钙作为硫抑制剂，为了达到理想的分离效果，铜硫混合精矿必须在分离浮选之前进行预先脱药，除去矿物表面的捕收剂膜以及矿浆中的过剩的药剂。铜硫分离闭路试验采用“一次粗选、两次精选、三次扫选”。试验流程见图 9，铜硫分离试验结果见表 4，全流程的试验结果见表 5。最终铜精矿的铜品位为16.39%，回收率为73.04%；硫精矿的硫品位为31.70%，回收率为58.32%。

3 混合浮选尾矿产品分析

从浮选闭路试验结果可以看出，最终得到铜品位16.39%、回收率72.69%的铜精矿，为查明铜回收率较低的原因，对浮选闭路的混合尾矿进行了MLA分析，尾矿中主要矿物的粒度组成见表 6，主要矿物的连体情况表 7。

混合尾矿中黄铜矿均在38 μm以下，其中＜5 μm的分布率为42.02%，单体解离的黄铜矿只占到20.41%。对尾矿进行扫描电镜观察发现，混合浮选尾矿中的黄铜矿的嵌布粒度细，且多被脉石矿物、磁铁矿等包裹(图 10和图 11)，该部分黄铜矿难以解离，可浮性大大降低，从而导致尾矿中铜的损失。

4 结论

(1) 该矿石属矽卡岩型磁铁矿石，含Cu 0.49%、TFe 37.35%、S 5.12%。黄铜矿在矿石中的含量为1.09%，多具有不规则状晶形，与磁黄铁矿和闪锌矿紧密共生，部分黄铜矿与磁铁矿紧密共生。黄铜矿与脉石矿物及其他金属矿物均呈港湾状接触，脉石矿物多为蛇纹石、绿泥石、透闪石等易泥化的含镁硅酸盐矿物。

(2)根据矿石的性质，试验采用“混合浮选—铜硫分离”的选铜工艺，最终获得铜品位16.39%、回收率73.04%的铜精矿和硫品位31.70%、回收率58.32%的硫精矿。混合浮选尾矿中的黄铜矿的嵌布粒度细，且多被脉石矿物、磁铁矿等包裹，该部分黄铜矿难以解离，可浮性降低，从而导致尾矿中铜的损失。

(3)针对该矿石泥质矿物多的问题，在混合浮选常规顺返流程的基础上加入“扫精选”流程。与常规浮选闭路试验相比，“扫精选”浮选闭路中第一段中矿的产率为14.68%，降低了10.6个百分点，中矿循环量大幅度降低，脱泥效果明显。“扫精选”浮选闭路混合精矿铜品位为3.35%，回收率为81.01%，铜回收率提高2.06个百分点。“扫精选”浮选工艺具有易操控、产品指标高、脱泥效果好的优点。