铜具育良好的物理、化学性能，用途很广，消费量逐年增加，但世界铜矿资源逐渐减少，入选矿石性质日趋复杂，选矿成本升高。世界主要产铜国家，为了降低生产成本，提高市场竞争能力，在生产和科研实践中开展了一系列革新和研究。经选矿科技人员的努力，无论在工艺流程、浮选药剂、浮选设备、分离方法或选矿新技术方面，都取得了较大的进展。本文就近年来国内外铜选矿技术的进展作一综述。

1 工艺流程

调浆工艺  近年来电化学调浆工艺取得良好结果，此法被认为是强化浮选工艺有前途的方法之一。V·A·Chanturiya认为，用电化学方法处理浮选矿浆可以改变矿物表面性质，因而使硫化矿物分选最佳化。贝扎维和基钦发现，矿浆搅拌时，对氧化-还原电位进行最优调节，可大大改善富含黄铁矿的多金属硫化矿的铜矿物的选择性。在有捕收剂存在的条件下，矿浆经电化学处理，能改变矿物表面对捕收剂的吸附性能。B·A·科涅夫等发现，在研究斑铜矿的电化学处理对丁基钾黄药吸附的影响时，矿物经电化学处理后改变了对捕收剂的吸附性能(生成稳定的化合物，不易被解吸)，从而对矿物的可浮性产生影响。美国矿业局进行了在硫醇基捕收剂存在的情况下电化学电位对辉铜矿、斑铜矿、黄铜矿的回收率的影响的研究。结果表明，如果矿浆的电位保持在0.3V，辉铜矿的回收率为90%，其他矿物不浮游。苏联学者将铜镍富矿石置于隔板式装罝中，在电氧化制度下进行预调浆，改善了分选指标。在其他条件相同的情况下，选别指标随电压的变化而变化。当阳极电压为1~1.5V时，同名精矿中的铜回收率提高0.5%~0.75%，同时铜精矿中的镍回收率降低5%;当阳极电压为5~7V时，铜精矿中的铜回收率提高2%~3%，铜品位从22.86%提高到23.12%~24.54%，镍在铜精矿中的回收率降低5%。苏联发明证书介绍在处理西巴依斯克矿的铜-磁黄铁矿矿石时用电化学处理磨矿用水，磨矿水置于压力为0.25Mpa、电压为30V和通过电解液的电流为20A的装置中处理4min，提高了选别指标。与不经电化学处理相比，在铜精矿铜品位相同(16.28%、16.27%)的情况下，铜回收率提高了2.81%。芬兰奥托昆普公司，采用直接安装在铜镍矿石浮选槽中的特殊电极，成功地对工业浮选过程进行电化学控制，既提高了精矿的回收率及质量, 也减少了捕收剂和介质调整剂的用量。中南工业大学根据“硫化矿物电化学与无捕收剂浮选理论”，应用电化学调浆工艺，在铜绿山进行了无捕收剂浮选工业试验，取得了突破性的进展。试验用石灰作调整剂，松醇油为起泡剂，通过调整矿浆氧化还-原电位，确定最佳浮选的矿浆条件，获得了铜精矿品位29.66%和铜回收率95.06%的浮选指标。与常规浮选相比，虽然铜回收率降低0.99%，但铜精矿品位提高4.40%。

西伯利亚有色冶金研究设计院研制了一种称为“混同调浆”的调浆方法，该方法是基于使矿浆流和气流的动能部分地转化成低频声学振动能、热能、电能及摩擦电能等。具体做法是，把空气给入矿浆管道和水力旋流器，并在矿浆管道中和水力旋流器内安装专门的机械装置(振荡器)，通过振荡器的作用达到调浆目的。他们利用这套装置，在铜镍矿石的混合浮选和铜钼混合精矿的铜-钼分离浮选中进行了试验室试验。试验结果表明，铜镍混合精矿在质量相同的情况下，镍、钴的回收率分别提高5.5%~6.8%和12.2%~13.7%，铜指标不变。铜钼混合精矿经过预先调浆，钼粗精矿的钼回收率稍有降低(降低0.29%)，但钼品位提高1.72%;铜精矿在保持原有质量的前提下，铜回收率提高2.11%。

单槽浮选  配置在磨矿与分级回路中处理旋流器沉砂的单槽浮选机，能有效地回收单体解离的矿物和贵金属，提高浮选指标。芬兰用此法处理含金的黄铜矿，铜回收率提高3%，铜精矿的金品位从3.8g/t提高到4.8g/t, 而铜品位不变，在瓦玛拉铜镍选矿厂单槽浮选机也取得了良好的经济效益。加拿大魁北克省的谢尔比铜锌选矿厂采用CK-80单槽浮选机，获得铜品位27%~29%、含锌2.5%的铜精矿。瑞典波立登矿业公司对上述单槽浮选机的配置进行了研究，认为这种配置方式是合理的，因为处理的物料是富集了有用矿物的物料，是脱泥产品; 浮选尾矿返回再磨，有利于单槽浮选品位的提高; 浮选矿浆浓度高，有利于粗粒矿物上浮。该公司用单槽浮选机处理阿伊蒂克铜矿石，效果很好，在两个月的工业试验中，铜和金的回收率分别平均提高2.1%及12.1%。现已在该矿所有磨矿段安装了单槽浮选机。但该工艺不适合于处理黄铁矿含量高的矿石，因为细粒黄铁矿会夹杂进入浮选精矿中。为了适应发展的需要，芬兰已将其研制的“斯基姆艾尔”单槽浮选机系列化，形成系列产品，容积为0.3、2.2和8.5m³，处理能力相应为15、80和240t/h。

分支串流浮选  分支串流浮选流程具有两个(或两个以上)给矿点，即第一支的粗精矿和第二支的新给矿合并后作为第二支浮选的给矿，目的是提高后一支浮选的给矿品位，进而提高浮选指标。虽然对该种流程中的矿物浮选性能尚缺乏详细的研究，但在生产突践中却已证明，采用此种流程既能提高浮选指标，又能节药、节能。这种流程除我国外，在国外尚未见用于工业生产。自铜矿峪选矿厂、德兴铜矿选矿厂及宝山铜矿选矿厂相继采用后，在我国已日渐增多。东川矿务局试验研究结果表明，在相同的铜回收率下, 精矿品位提高1%~3%, 药剂节省15%。落雪选矿厂现已正式采用这种流程。水口山矿务局柏坊铜矿选矿厂，在2号系统硫化矿浮选段，采用分支串流浮选流程，使全系统精矿品位和回收率分别提高2.49%和0.23%以上，药剂费用降低1.04元/t。国外在辉钼矿选矿中采用这种流程作了试验研究，取得了满意的结果，并指出，该种流程对大型矿山处理各种组成复杂的矿石具有很大的潜力。

2 氧化矿处理

随着铜需求量的日益增加，世界铜矿资源的逐渐减少，各国都很重视对氧化铜矿处理工艺的试验研究，并取得了一定的进展。东川矿务局科研所采用水热硫化浮选，将矿浆与硫粉混合，加温到180℃，硫化4h, 然后用常规浮选法进行浮选，在原矿品位0.602%的情况下，获得铜精矿品位18.97%、回收率86.89%的指标。若将矿浆与硫粉混合，通入氨及二氧化碳，把矿浆加温至140℃，浸出硫化4h，然后采用矿浆蒸氨、常规浮选-氨浸硫化沉淀浮选法等过程进行处理，获得的结果更好。在原矿铜品位0.625%的情况下，精矿铜品位达25.45%、回收率达90.36%。这两种方法，与常规硫化浮选法相比，要消耗更多的能源、氨及硫粉，要解决其经济效益等问题仍需继续做工作，以期收到良好的效果。

印度马德拉斯冶金试验中心对Malanjkhand铜矿的氧化矿进行试验室试验研究。矿石中的孔雀石约占91%，蓝铜矿约占6%，其余为赤铜矿和墨铜矿。脉石矿物大部分为二氧化硅。研究结果表明，用N-亚硝基苯胲氨作捕收剂，铜的回收率为88%, 但药耗为6kg/t; 二乙基二硫代氨基甲酸钠能使铜回收率达90%，铜品位为45%, 药剂用量为1.5kg/t。用辛基羟肟酸钾作捕收剂，六偏磷酸钠作抑制剂，对孔雀石、假孔雀石、褐铁矿及方解石的人工混合矿样进行直接浮选，在pH 8.8的条件下，获得了铜精矿铜品位46.69%、铁品位8.48%、铜回收率96.98%的指标。日本学者用反浮选的方法研究了氧化铜矿物与方解石的分离。研究结果表明，在pH < 4或pH > 11时，水胆矾和孔雀石均受抑制，而方解石在pH 2~12范围内能很好地浮游。所以，只耍控制好pH值，就能将上述两者分离。

3 分离方法

铜钼  前苏联采用MΦTK药剂进行铜、钼分离浮选，经多年的试验研究取得了进展，目前已从试验室试验过渡到中间试验。在巴尔哈什选矿厂应用上述药剂抑制铜矿物及黄铁矿，浮选辉钼矿，进行了半工业试验，获得了成功。采用这一工艺，可以提高铜、钼分离的技术经济指标，减少硫化钠和蒸汽的用量，同时还可以改善生态环境。昆明冶金研究所用尿嘧啶类代号PV抑制剂，对含钼0.02%、铜0.68%的矿样所作的铜、钼分离浮选试验，铜的回收率从76.72%提高到92.93%。月山铜矿选矿厂把铜钼混合-优先浮选流程改为铜钼等可浮浮选-铜、钼分离，等可浮浮选后再选铜的浮选流程，改善了分离指标。工业试验结果表明，由于等可浮浮选流程未加铜捕收剂，杜绝了残余捕收剂对铜、钼分离浮选的有害影响，因而减少了2/3硫化钠用量，提高了铜、钼精矿质量及铜、钼的回收率。

铜铅  长沙矿冶研究院等单位采用聚丙烯酸钠(PAS)作方铅矿的抑制剂，成功地分离铜铅混合精矿，获得了较好的指标。

我国应用振动高梯度磁选方法分离铜铅混合精矿取得的进展受到国外同行的关注。JI·A·达菲多娃等用含铜6.32%、铅60.86%的铜铅混合精矿在振动高梯度磁选机上进行分选，试样分成+ 38和-38μm两个级别，添加硫化钠2kg/t、水玻璃1kg/t调整矿浆。试验获得的结果为：+ 38μm级别试样，铜精矿铜品位27.08%，铜回收率90.67%，铅精矿铅品位80.12%, 铅回收率96.89%, -38um物料，铜精矿品位29.71%，铜回收率91.90%，铅精矿铅品位81.99%，铅回收率97.83%。试验还表明，对分选过程影响较大的因素是介质振动强度，其次是矿浆流速和矿浆浓度。

铜砷  铜、砷分离主要是铜矿物与毒砂的分离，所以近年寻求解决这一难题的试验研究工作，集中在对毒砂的研究上，研究取得了一定的进展。广东工学院和昆明工学院共同研究了腐植酸钠对受铜离子活化的毒砂的抑制作用。试验用纯矿物以丁基黄药作捕收剂。结果表明，受铜离子作用的毒砂及黄铜矿，采用腐植酸钠作抑制剂，能在pH 9~12的范围内，实现铜、砷分离。金爱华等人对单体矿物试验研究表明，木质素磺酸盐、聚丙烯酰胺和黄腐酸在碱性介质中均对铜离子作用后的毒砂显示良好的抑制作用，而黄铜矿仍能保持其自身的可浮性。他们还对人工混合试样作了试验研究，试验以硫酸铜为活化剂，木质素磺酸盐为抑制剂，丁基黄药为捕收剂，人工混合样由黄铜矿和毒砂组成，其铜品位24.05%、砷品位10.74%。在pH9、硫酸铜4mg/L、木质素磺酸盐1.22mg/L、丁基黄药5.65mg/L的条件下进行浮选，获铜精矿含铜31.64%、砷0.77%，铜回收率94.71%的指标。以黄腐酸为抑制剂(配以少量石灰)，并添加丁基黄药及松醇油，对天然铜砷矿石也进行了浮选分离试验。矿石含毒砂60%以上，其余为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿及银黝铜矿等。矿样铜品位2.83%、砷品位26.06%。试样磨至92%-74μm，经过一次粗选、一次扫选、三次精选，获得含铜22.60%、砷0.73%的铜精矿，铜回收率92.60%。

4 伴生元素的回收

为了充分利用矿产资源，国内外对伴生元素的回收都非常重视。美国、加拿大、澳大利亚等囯家可以从铜矿石中回收10多种有价元素，其总产值达铜产值的40%左右。近年来，我国在回收伴生有价元素方面，做了大量的工作，并收到很好的效果。尤其是在伴生金、银的综合回收方面，成效更为显著。自1983年中国有色金属工业总公司成立以来的6年中，矿产金含量每年平均递增9%，银递增7.30%。目前，有色金属系统综合回收的金、银分别占我国金、银总产量的17%和98%。提高金、银回收率的主要措施，是提高磨矿细度，选择适宜的浮选流程和矿浆pH值，以及采用新型的浮选药剂或组合药剂等。狮子山铜矿选矿厂通过提高磨矿细度及改善药剂制度，并适当降低(约2%)铜精矿品位，金回收率提高5%~7%。丰山铜矿选矿厂选用丁基铵黑药作捕收剂，控制矿浆的适当pH值、浓度和磨矿细度，铜、金、银的回收率分别提高3%、7.5%和5%。琅琊山铜矿选矿厂采用丁基铵黑药和丁基黄药混合捕收剂，并适当降低矿浆pH值，金回收率提高10%，银回收率提高7%。凤凰山铜矿选矿厂在工业试验中，采用P-60和丁基铵黑药作捕收剂，在不影响选铜指标的前提下，金回收率提高4%左右，银回收率也有所提高。铜绿山选矿厂在氧化矿浮选中采用优先选金、硫化浮铜流程也取得很好的效果，金回收率提高3%左右。另外，该厂铜浮选尾矿选铁由弱磁选改为强磁选，使铁回收率从40%提高到73%，铁精矿铁品位为56%。

从多金属矿中回收低品位铜及其他有价元素在我国也取得了进展。桓仁铜锌矿选矿厂回收了铜和铁，而且铜精矿质量和铜回收率都比较高，在原矿铜品位0.354%的情况下，获得了铜精矿铜品位28.9%, 铜回收率88%的指标。云南锡业公司大屯选矿厂从锡矿石中综合回收了铜、锌、硫、钨和铋等伴生元素。其主要措施是，把一段磨矿粒度从0.3mm降为0.2mm, 兼顾了各元素的回收。近年的试验研究结果表明，部分优先浮选流程更有利于伴生元素的回收，同时技术经济合理。该厂在生产上将把混合浮选流程改为部分优先浮选流程，以期进一步提高伴生元素的回收。

5 浮选药剂

近年，美国生产了4种新型浮选有色金属和贵金属的药剂：改性二烷基硫代氨基甲酸盐、秋兰姆、二烷基单硫代磷酸盐和二烷基单硫代亚磷酸盐。前两种在pH 3~10范围内使用，是强捕收剂，能在中性或弱碱性介质中优先浮选铜。改性二烷基硫代氨基甲酸盐很适于浮选辉铜矿和铜蓝，浮选效果比浮选黄铜矿好，现已广泛用于铜和铜钼浮选生产实践中。二烷基单硫代磷酸盐，易溶于水，适于在pH 6~10范围内浮选硫化矿物。浮选置换沉积铜，则在pH 5~6之间。前苏联研制的硫代酰基苯胺(TAA)捕收剂、A-1表面活化剂、和分散剂，用于铜钼混合浮选取得了明显的效果，提高了浮选指标。

我国研制的SS-2捕收剂，不仅能代替丁基黄药，而且用于浮选黄铁矿型的铜矿石，能改善分选指标。白银铜矿石小型试验结果表明，铜精矿品位提高3.62%，铜回收率提高1.98%。在选别铜官山铜矿中SS-2捕收剂与黄药混合使用，使铜精矿铜品位提高1.42%，铜回收率提高2.45%。国内对黄腐酸的作用机理研究表明，在酸性介质中，黄腐酸无选择地强烈抑制方铅矿、闪锌矿和黄铜矿；在中性介质中，选择性地抑制方铅矿、闪锌矿，而不抑制黄铜矿。根据这一特性，可用于铜-铅、铜-锌分离。德兴铜矿用甲基硫氨酯及201号起泡剂进行了工业试验，获得令人满意的结果。前者的选别指标优于Z-200, 且用量少，如全部采用，一年可节省药剂费用275万元, 201号起泡剂，完全可以代替醚醇起泡剂，选别指标基本相同。由于它用量少，价格又仅为醚醇的1/2，改用201号起泡剂，全厂每年可减少药剂费用100万元。铜绿山选矿厂用11号油代替松醇油，东川矿务局用P-8201代替松醇油，均取得良好的效果。波兰W·Janusz使用长链(辛基和葵基)黄药浮选细粒辉铜矿，试验结果表明，不仅提高了浮选速度，而且改善了浮选指标。巴西卡拉依巴选矿厂，以玉米淀扮衍生物抑制紫苏辉石，使铜精矿中的MgO含量从7.5%降到3.5%，SiO₂从20%降到10.5%从而使精矿铜品位提高到34%。

近年，浮选药剂的混合使用受到普遍的重视，获得广泛的使用。药剂的混合使用是利用物理化学性质不均匀的矿物表面对不同性能的药剂产生共吸附等作用来提高浮选效果。月山铜矿选矿厂由单一使用丁黄腈酯改为混合使用丁黄腈酯、黄药和松醇油，铜回收率从85%提高到95%。J·De·Cuyper等在试验研究中用乙基黄药、Z-200、氰胺公司黑药208按等量比例混合，组成混合捕收剂，用于含金黄铜矿的浮选，获得很好的指标。在原矿铜和金的品位分别为0.9%及0.8g/t的情况下，铜的回收率达94%, 金的回收率达87%。双黄药与黄药配合用于浮选含自然铜的矿石，其选别指标高于单独使黄药或双黄药。工业试验结果表明，精矿品位提高1.82%, 回收率提高1.06%，而且药剂费用低，经济效益明显。波兰专利介绍，铜矿浮选时，在磨矿、分级或分级后的矿浆输送管道中，加入硫酸铜，能提高铜、金和银的回收率。

6 浮选设备

浮选机  近年，浮选机大型化有很大的发展，目前国外在用的浮选机单槽容积已达85m³。生产实践证明，采用大型浮选机是提高生产能力、降低生产成本的有效途径之一，所以受到生产厂家的欢迎，不仅在新建的选矿厂中被广泛采用，而且在老厂改造中被采用。科彼尔顿选矿厂，在1988年的现代化改造中，采用了槽容85m³的威姆柯浮选机，提高了处理能力。使用这种浮选机，还可改善选矿指标，在给矿铜品位0.60%~0.90%的情况下，铜回收率达91%~94%。玛格玛铜业公司的圣曼奴尔选矿厂用10台57m³的马克斯威尔和100台8.5m³的威姆柯浮选机，代替了780台1.1m³的格里尔浮选机。赞比亚的恩昌加铜选矿厂，在改造中，也将采用38.2、43.9m³的大型浮选机，代替原用于硫化矿粗选的300余台1.27m³槽容的浮选机。德兴铜矿在选矿厂的改造中采用槽容16m³的JJF型浮选机替换原有的浮选设备，并将12个系列合并为4个系列，从而节省浮选药剂30%~ 40%，提高回收率1%~1.5%。另据报导，该厂使用的浮选机的槽容仍在扩大，38m³的浮选机已在生产中使用。

浮选柱  浮选柱自60年代问世后，不断得到改进和完善，在工业应用中收到良好的效果，与浮选机相比，显示出诸多的优越性，因而受到国内外的重视，广泛地应用于工业生产。在1987年的多次国际选矿学术会议上，浮选柱的应用成为热门议题，1988年初在美国的菲尼克斯召开了笫一届国际浮选柱专题讨论会。加拿大科明科工程公司已向市场推出浮选柱系统的工程和技术决窍，开展浮选柱咨询服务。目前在加拿大、美国、秘鲁和智利等国家的矿厂都广泛采用浮选柱。在加拿大的格布拉尔塔尔、海格芒特、高斯普、洛尔涅克斯、爱连德等铜钼选矿厂都安装了浮选柱，在美国的亚利桑那州和新墨西哥州的铜选矿厂安装了9台直径2.4 m、高12.2m的浮选柱，用于铜精选和再精选。智利的Los Bronces选矿厂采用截面积6~8m²的浮选柱后，将使铜矿石处理量从现在的12 000t/d提高到30 000t/d, 而且铜精矿品位可提高1.5%，回收率不降低。玛格玛公司的圣曼奴尔选矿厂在现代化的改造中，用两台直径1.5m和1.8m、高均为12m的浮选柱替代了原用于一次精选的28台和二次精选的8台容积1.1m³的浮选机。恩昌加选矿厂在技术改造中，精选作业也拟用浮选柱替换浮选机。浮选柱能有效地分选细粒矿物, 可使精矿品位提高2%~3%。在弗林弗朗选矿厂的精选作业采用浮选柱，使铜精矿的铜回收率提高到80%, 而用浮选机只达70%。智利的丘基卡马塔铜矿采用浮选柱也取得良好的效果。前苏联采用浮选柱选别-74μm的矿物，电耗降低40%~50%，其生产成本为用浮选机的50%。美国研制了填充式浮选柱，在柱的内腔装上由槽纹板叠装而成的充填物，空气沿凹槽上升时撞碎成细小的气泡，因而不需专门加入细散的空气。这种浮选柱用于铜精选作业，可使作业铜回收率从74%提高到95%，而精矿铜品位(26%)不降低。直径4 m、容积80m³的大型浮选柱将被采用。澳大利亚研制了一种高度为一般浮选柱高度1/4的浮选柱，称为Jameson浮选槽。其特点是不用空气压缩机，而是矿浆和空气从柱的上部，通过一根管子一并给入。管子安装在柱的轴线部位，并高出浮选柱约一倍。此种给矿方式，能产生非常细小的气泡，微泡量达50% (通常的浮选柱只有15%)。这种浮选柱已用于Peko铜选矿厂的精选作业中，使铜精矿的铜品位从23%提高到30%，而回收率不降低。