铜是我国紧缺的有色金属，75 %以上的铜原料依赖进口，因此，充分利用好铜资源意义重大.随着硫化铜矿资源的不断开采，贫、细、杂问题越来越严重，常规的浮选药剂难以得到理想的效果^[1-2].印尼进口某难选铁、铜、硫多金属矿，含有黄铜矿、磁铁矿、铜蓝、黄铁矿，因氧化严重，铜铁分离困难，生产上一直无法有效地回收铜，铜精矿铜品位仅11 %，铁精矿含硫严重超标.通过对矿石性质研究，分选试验研究，开发了浮选-磁选联合工艺流程，浮选中使用新型抑制剂HT进行铜铁分离，最终实现铁、铜、硫和金、银综合回收，获得了满意的试验指标，为选厂创造了技术经济效益.

1 难选多金属矿分选原理

针对难选铁、铜、硫多金属矿组分复杂，原生、次生、氧化铜等相互干扰，铜硫矿物难于分离的问题.研究表明：与黄铜矿相比，次生铜矿和氧化铜矿，在矿浆中存在大量可溶性Cu²⁺，这些Cu²⁺将“吸附”到黄铁矿表面上，对黄铁矿产生“活化”作用，导致黄铁矿易浮，铜、硫矿物分离困难^[3-4].据此，可通过消除矿浆中Cu²⁺，来造成铜、硫矿物的可浮性差异，从而实现铜硫矿物分离.通过“配位络合”作用可将矿浆中的Cu²⁺消除，进而消除Cu²⁺对黄铁矿的“活化”作用，使黄铁矿表面保持亲水性，而铜矿物不受影响.HT药剂具有与Cu²⁺发生作用的官能团，如图 1，HT~Cu²⁺在2 700 cm^-1有弱吸收峰，说明存在巯基基团，在1 700 cm^-1、1 600 cm^-1及1 300 cm^-1也有明显吸收峰，说明存在羧基基团.即HT与Cu²⁺的相互作用是通过Cu²⁺与HT中的羧基和巯基基团发生络合反应.图 2表明HT药剂能有效分离黄铜矿与黄铁矿.不加HT时，Cu²⁺超过200 mg/L时，黄铁矿和黄铜矿的浮选回收率十分接近，说明黄铁矿被Cu²⁺活化，其浮选活性大大提高；而添加了HT后，消除了Cu²⁺对黄铁矿表面活化作用，致使黄铁矿的回收率大大降低.

2 印尼某进口矿的矿石性质

原矿多元素分析结果见表 1.铜矿物物相分析结果见表 2.物质组成研究表明，该矿石中的主要矿物为黄铜矿、赤铁矿和黄铁矿.其次为铜蓝，其它为辉铜矿，斑铜矿微量；少量赤铁矿、褐铁矿；脉石矿物种类较多，有石英、石榴子石、透辉石、方解石、绢云母等.

铜矿物氧化严重，氧化铜达42.5 %.黄铜矿与磁铁矿紧密共生，嵌布粒度较细.有些黄铜矿被黄铁矿、磁铁矿、石英包裹.铜蓝除交代黄铜矿外，还呈网脉状交代黄铁矿.磁铁矿有的分布于黄铁矿边缘呈镶边；磁铁矿呈块状，团块状，在其颗粒边缘常有含铁黏土、与黄铁矿呈规则或不规则连生；黄铁矿呈脉状、块状、浸染状分布，多见被铜蓝包裹镶边或脉状沿黄铁矿裂纹充填.黄铁矿脉中的黄铁矿常与石英呈不规则连生，沿石英粒间充填.非金属矿物较复杂，有石英、石榴子石、透辉石、绢云母、方解石等.

可见，虽然原矿中Cu、Fe、S具有回收价值，金和银可富集于铜精矿中.但因铜蓝等氧化铜矿物的存在，导致矿浆中Cu²⁺高，活化黄铁矿，使铜硫矿分离困难.长期的生产实践表明，磨矿细度小于0.074 mm占75 %时，仅能获得铜品位11 %、回收率43.93 %、含S达45.74 %的铜硫混合精矿.

3 回收铜、硫、铁条件试验研究 3.1 磨矿细度试验

磨矿浓度为66.67 %，改变磨矿时间进行磨矿试验，试验结果见表 3.确定磨矿细度小于0.074 mm占70 %以上.选定磨矿时间6 min，此时，磨矿细度为小于0.074 mm占77.41 %.

3.2 浮选铜试验工艺流程

铜硫分离效果将直接影响铜精矿的质量，针对复杂的矿石性质，选用新药剂HT类调整剂进行选铜^[5-6].浮选工艺流程见图 3.

3.3 浮选铜条件试验

1） 磨矿石灰用量试验.将部分石灰加入至磨机中可以更好地抑制铁，对于提高铜品位、硫精矿品位和铁矿中降低硫都是有利的^[7-8].改变添加在磨机中的石灰用量，固定磨矿时间6 min，粗选石灰用量4 kg/t，Na₂S用量500 g/t，HT1、HT2各1 kg/t，丁铵+丁黄100 g/t，2^#油60 g/t.试验结果见图 4.

可见，随着石灰用量的增加，铜精矿品位上升，回收率也呈上升的趋势，但超过7 kg/t时，石灰用量对品位的影响较小.为了使铜尽可能的回收，综合品位、回收率和石灰用量考虑，磨矿石灰用量定为7 kg/t.

2） 粗选石灰用量试验.改变粗选石灰用量进行试验.磨矿石灰用量7 kg/t，其它条件不变.试验结果见图 5.可见，随着浮选石灰用量的增加，铜精矿品位和回收率都呈先上升后减小趋势.石灰用量不宜过大，过大将导致泡沫发黏，同时也会抑制铜矿物，操作不稳定^[9-10].因此，确定粗选石灰用量为5 kg/t.

3） Na₂S用量试验.采用Na₂S可以很好地抑制硫矿物，其离解出的S^2-能与Cu²⁺生成难溶硫化铜沉淀，可消除Cu²⁺对黄铁矿的活化作用^[11-12].改变Na₂S用量进行试验，试验结果见图 6.可见，随着Na₂S用量的增加，铜精矿品位先降低后上升，回收率先上升后下降.当Na₂S用量超过700 g/t时，铜精矿品位虽然有所增加，但回收率却下降.原因是Na₂S用量过大时，会抑制硫化铜矿物，影响浮选效果^[13].为最大限度回收铜，确定Na₂S用量700 g/t.

4） HT用量试验.改变HT用量进行试验，试验结果见图 7.可见，刚开始，随着HT用量的增加，铜精矿的品位和回收率先上升后降低，并且在用量为1.5 kg/t达到最佳品位和回收率.确定药剂的最佳用量为HT1、HT2各1.5 kg/t.

5） 捕收剂用量试验.丁铵和丁黄作为铜捕收剂，由于协同效应比单一使用丁黄效果好，且对铜、金、银回收率均有提高^[14].固定其它条件不变，进行试验，试验结果见图 8.可见，随着捕收剂用量的增加，铜精矿品位不断减小，但回收率却增大，并且药剂用量超过160 g/t时，回收率变化趋势也不明显.原因是当捕收剂用量过低时，将使铜矿物的疏水性差，所以回收率低；当捕收剂用量过多时，将会使被抑制的硫矿物上浮，影响铜精矿品位^[15].综合考虑，确定丁铵+丁黄的用量为100 g/t.

6） 精选一石灰用量试验.在以上试验基础上进行铜精选试验，精选一试验结果见图 9.可见，随着石灰用量的增加，铜精矿品位呈上升趋势，但超过3 kg/t时品位不再变化；铜回收率随着石灰用量的加大呈现出先上升后降低的变化.综合考虑，确定石灰用量为2.5 kg/t.

7） 精选一HT用量试验.改变HT用量进行试验，试验结果见图 10.可见，随着HT用量的增加，铜精矿品位上升.当HT用量超过1 kg/t时，继续增加药剂用量，铜精矿回收率先升高后降低，并且在1.5 kg/t时达到最大值.综合考虑品位和回收率，HT1和HT2的药剂用量为各1.5 kg/t.

8） 精选二石灰用量试验.改变精选二石灰用量，试验结果见图 11.可见，随着石灰用量的增加，铜品位虽呈下降趋势，回收率先升后降.因此，选择石灰用量为900 g/t，此时精矿中铜品位19.21 %，回收率63.27 %.

3.4 综合回收铜、硫、铁试验

综合试验工艺流程见图 12，先回收铜，选铜后用硫酸调pH，再浮硫获得硫精矿，选硫尾矿用弱磁选（磁场强度0.1 T）回收铁，实现铁、铜、硫的综合回收，金和银被富集至铜精矿中回收，试验结果见表 4和表 5.可见，最后获得铜精矿产率9.75 %，品位22.05 %，回收率75.17 %，含金0.97 g/t，含银14 g/t.硫精矿产率30.76 %，品位49.94 %，回收率64.23 %.铁精矿产率26.84 %，品位60.24 %，回收率76.26 %.

4 结论

1） 原矿中Cu 2.86 %，Fe 21.2 %，S 23.92 %，Ag 5.60 g/t，Au少于0.5 g/t.金属矿物主要有黄铜矿、磁铁矿、铜蓝、黄铁矿；非金属矿物复杂，以石英、石榴子石为主，还有绢云母等.

2） 采用浮选-磁选联合工艺，实现综合回收Cu、Fe、S，Au和Ag富集于铜精矿中.选铜采用石灰、Na₂S、HT、丁铵加丁黄和2^#油.选硫采用H₂SO₄，丁黄和2^#油浮选.弱磁选回收铁.

3） 工艺指标：铜精矿产率9.75 %，Cu品位22.05 %，回收率75.17 %，含金0.97 g/t，含银14 g/t.硫精矿产率30.76 %，S品位49.94 %，回收率64.23 %.铁精矿产率26.84 %，Fe品位60.24 %，回收率76.26 %.