塔吉克氧化铜锡矿的选矿实验冉金城，刘全军，张治国，李涤非（昆明理工大学国土资源工程学院，复杂有色金属资源清洁利用国家重点实验室，云南昆明650093）表明，该矿中铜品位为0.89°%，锡品位为0.87°%，铜氧化率接近100°%，锡主要以锡石形式存在。经多个实验对比分析，最终采用硫化-黄药法回收铜、法尔肯加摇床分级重选法回收锡的选矿流程。通过闭路实验，得到铜品位15.26%、回收率85.90%的铜精矿及锡品位52.57%、回收率71.30%的锡精矿。

　　表1原矿组成分析结果表2铜物相分析结果1前言氧化铜的主要矿物类型有孔雀石、硅孔雀石、蓝铜矿等。处理难选氧化铜常采用浮选法，主要包括硫化浮选法、脂肪酸浮选法及胺类浮选法等。硫化浮选法是目前氧化铜矿最主要的选矿方法，其作用原理是添加硫化剂使氧化铜矿表面硫化，再用浮选硫化矿的方法进行回收，因此，氧化铜的硫化效果决定了硫化浮选的技术指标。

　　我国锡矿资源丰富，伴生组分多，具有较高的综合回收价值。锡矿物与其伴生矿物致密嵌布，常需细磨才能使其有效分离。但由于锡矿石性脆，磨矿过程中易产生矿泥，从而恶化选别环境，导致部分锡矿石流失。锡石的密度比脉石矿物大，重选法成为锡石选矿中最主要的方法。郑文军等采用摇床重选法对广西某铜锡硫化矿中的锡石进行了选矿实验，最终获得了锡品位45.06%、回收率35.76%的锡精矿，为锡石选矿研究提供了技术。

　　目前，浮选仍是氧化铜矿最有效的选矿方法，但氧化铜矿有用矿物常呈细粒嵌布，矿石性脆易产生大量矿泥，脉石矿物中常含绿泥石、滑石等可浮性强的矿物，对选别作业影响很大，药剂消耗量高、选别指标差。本实验采用起泡剂预先脱泥，脱泥尾矿进行浮选回收铜，与直接硫化-黄药浮选法相比，脱泥法将可浮性较好的绿泥石、滑石等脉石矿物预先脱除，减少了矿泥对选矿的影响，降低了浮选药剂消耗，提高了浮选指标。重选是目前锡石回收的最主要方式，一般采用摇床重选法回收锡石，但摇床存在占地面积大、单位面积处理能力低等问题。目前我国对氧化铜锡共生矿的研究较少，铜锡分选尚得不到较好的指标。本实验针对原矿有用矿物嵌布粒度细、共生关系复杂等问题，对博泰塔吉克氧化铜锡矿进行了选矿实验研究，采用硫化-黄药法回收铜、Falcon离心选矿机-摇床分级重选法回收锡的选别流程，通过闭路实验得到铜品位15.26%、回收率85.90%的铜精矿及锡品位52.57%、回收率71.30%的锡精矿，为氧化铜锡矿的选别提供了一种新的选矿思路与方法，对氧化铜锡矿的选矿过程提供了理论指导。

　　2实验2.1材料与试剂博泰塔吉克氧化铜锡矿由博泰塔吉克矿业投资有限公司提供，主要有用矿物为孔雀石和锡石及少量酸溶锡，矿石中含伴生金属银，其中有用矿物嵌布粒度较细、矿石性脆易泥化。原矿多元素分析、物相分析和X射线衍射分析结果见表1~3和。

　　由表1可看出，矿石中主要有用元素为Cu和Sn，主要伴生贵金属为Ag，Ag可随铜精矿和锡精矿综合回收。主要有害元素S和As含量较低，对选矿的影响较小。脉石矿物主要为石英，且CaO和MgO含量较高，选矿过程中需考虑Ca，Mg对产品指标的影响。

　　表2表明，该矿石铜氧化率接近100%，几乎不存在硫化矿，铜主要以独立矿物形式赋存于孔雀石和少量蓝铜矿中。表3表明，矿石中锡品位为0.91°%，锡主要以独立矿物形式赋存于锡石中，酸溶锡含量较少。由原矿工艺矿物学可知，锡石含量约为1.2%，锡石与透闪石、石英、方解石等呈细粒嵌布共生。

　　司），101-4型电热鼓风干燥箱（上海第二五金厂），YP50002电子精密天平（常州宏衡电子器厂），FalconC系列离心选矿机（河南豫晖矿山机械有限公司），LY-1.95摇床（江西省恒诚选矿设备有限公司），Shimadzu D/MAX-rA型X射线衍射（日本Shimadzu公司）。浮选机、Falcon离心选矿机及摇床结构见~4. V从可见，矿石中主要矿物成分为白云石、石英、方解石、滑石及少量云母、绿泥石、长石等，主要有用矿物为孔雀石和锡石。

　　浮选机结构示意图Falcon离心选矿机结构示意油（松醇油，株洲市宏源实业有限公司），水玻璃（宜兴市建东化工有限公司），D2（主要成分DMTDA，昆明冶金研究院），硫酸铵（上海埃彼化学试剂有限公司），硫化钠（上海埃彼化学试剂有限公司），丁基黄药（C4H6OCSSNa，吴江市中天精细化工有限公司），异戊基黄药（C5HOCSSNa，昆明冶金研究院），丁胺黑药。

　　2.2实验装置及分析仪器XMQ-240x90磨矿机（上海索域试验设备有限公司），XFG型挂槽浮选机（武汉洛克公司），XTLZ必60/必00型真空过滤机（江西兴业机械制造有限公摇床结构示意。3实验方法将原矿破碎筛分至2mm以下，经堆锥混匀后缩分、方格取样，分别作为实验样、化验样及存样。原矿X射线衍射谱由博泰塔吉克公司提供。实验中每次称取500g实验样，量取375mL水，进行浮选条件实验，确定最佳磨矿细度及各药剂的最佳用量。所得精矿与尾矿过滤、烘干、称重，经制样后送至昆明理工大学分析测试中心化验，计算得所需数据。

　　铜浮选尾矿进入Falcon离心选矿机，调节水压4~5kPa，频率62~76Hz，确定最佳重力场。将离心重选粗精矿分级后，进行摇床精选，将3个粒级的精选精矿合并作为最终锡精矿，将3个粒级的精选中矿合并作为最终锡中矿。

　　3结果与讨论3.1实验条件优化3.1.1原矿粒度分析对经过破碎对辊后的原矿进行粒度分析，考察主要矿物铜、锡的赋存状态及粒度分布，结果见表4.由表可知，该矿石有部分泥化现象，铜锡在各粒级的分布存在一定的粒度偏析现象，粒度越细，铜和锡品位越高。由原矿中各粒级分配率可知，原矿以-1~+0.15mm粒级为主，75pm以下的产率为12.5%，其中铜的分配率为15.44%，而锡的分配率则高达18.4%，说明原矿无法直接洗矿，洗矿对铜、锡回收率的影响均较大。

　　表4原矿粒度分布3.1.2磨矿细度通过改变磨矿时间控制磨矿细度，磨矿产品经两次粗选后得到混合粗精矿，对比各磨矿细度下粗精矿中铜回收率和品位，得到最佳磨矿细度。第一次粗选药剂为活化剂水玻璃1kg/t，D21kg/t，硫酸铵800g/t，Na2S3kg/t，捕收剂丁基黄药100g/t，异戊基黄药100g/t，起泡剂30g/t；第二次粗选药剂除不用水玻璃外，其余与第一次粗选相同，用量减半。

　　磨矿细度实验结果见。由图可看出，当小于0.075mm的颗粒由67.8%上升至92.6%时，粗精矿中铜品位和回收率都逐渐上升，而粗精矿中锡含量则逐渐下降。说明原矿中铜和锡矿物嵌布共生，随磨矿细度增加，矿物单体解离度增大，铜和锡矿物逐步分离。如再继续增加磨矿细度，铜品位和回收率都呈下降趋势。原因可能是当磨矿细度小于75pm的颗粒占92.6%时，矿石过粉碎，微细颗粒比表面积及表面能较大，具有较强的吸附药剂能力，吸附选择性差，且微细粒与气泡间的黏着效率低，使气泡对颗粒的捕获率下降，从而降低了铜精矿的品位和回收率。因此初步确定铜粗选磨矿细度为小于75pm的颗粒含量为92.6%. 3.1.3脱除杂质表5脱除杂质头验结果由粗选的粗精矿品位可看出，粗选的富集比较低，只有2~3，低富集比会给精选带来困难，直接影响精矿质量。原矿中含较多脉石矿物如绿泥石、滑石等，它们在浮选时很容易上浮，成为泡沫产品，影响精矿品位。为此，进行了脱除杂质实验，将矿石磨至小于75pm的颗粒占92.6%，脱除部分易浮脉石矿物，再经一次粗选后得到粗精矿，粗选药剂制度与磨矿细度实验相同。实验流程见，实验结果见表5.由表5可知，只添加起泡剂脱除杂质，铜损失为12.51°%，再添加一定捕收剂，铜损失增加到16.31%.经过脱除杂质后，铜粗精矿品位上升到6.95%，粗精矿产率大幅下降。脱除的杂质中铜品位比原矿品位略高，说明原矿中可能尚有部分硫化铜存在。矿石性质变化时，该流程易于调整，实现矿石的氧、硫分选，提高选别指标。因此，采用2油除杂的实验流程。

　　3.2活化剂用量3.2.1硫化钠用量氧化铜矿表面为离子键，通过静电吸引使矿物表面水分子极化形成定向排列的水化膜而呈亲水状态，捕收剂难以透过水化膜与矿物表面作用。加入硫化钠后，氧化铜矿物表面吸附HS-和S2-，使水偶极子向外层扩散或消失，导致水化膜遭到压缩或破坏。而通过硫化作用形成的MeS晶胞构成了捕收剂吸附在氧化铜矿物表面的媒介和桥梁。孔雀石的硫化反应可表示为硫化钠用量对铜品位和回收率的影响见。可见随硫化钠用量增加，铜回收率逐渐增大，硫化钠用量为2kg/t时铜回收率最大，硫化钠用量继续增加，铜回收率逐渐降低，这可能是过量的硫化钠在矿物表面氧化成亚硫酸钠、硫代硫酸钠等，与溶液中过量的S2-―起抑制氧化铜矿回收，且硫化钠过量会导致捕收剂在矿物表面的吸附量减少，生成的硫化铜薄膜疏松不稳定，极易脱落，导致氧化铜回收率降低。铜精矿品位随硫化钠用量变化不大，因此，确定硫化钠用量为2kg/t.硫化速度，且（NH4）2SO4可使矿物表面形成稳定的硫化膜，因此，（NH4）2SO4可避免过量硫化钠导致的硫化铜薄膜疏松不稳定易脱落造成的抑制作用，即（NH4）2SO4作为一种硫化促进剂。（NH4）2SO4的主要作用为：（1）催化作用。加速氧化铜矿物表面硫化，保证了硫化反应的彻底性；（2）稳定作用。使氧化铜矿物表面形成一层密实和稳定的硫化膜，增大了氧化铜矿物表面对黄药的吸附速率，降低了硫化膜脱落形成分散状胶体硫化铜的概率；（3）疏水作用。加快了捕收剂在氧化铜矿物表面的吸附速率、吸附量及吸附稳定性，增强了氧化铜矿物的疏水性。

　　（NH4）2SO4用量对铜品位和回收率的影响见。

　　由图可知，随（NH4）2SO4用量增加，铜精矿品位和回收率增大，当（NH4）2SO4用量为800g/t时，铜品位和回收率均达最大值，说明（NH4）2SO4可大大促进硫化钠与矿物表面作用，使硫化反应进行得更彻底。而增大（NH4）2SO4用量，铜回收率基本不变，说明（NH4）2SO4对氧化铜矿并不起活化作用，而只是对矿物表面的硫化薄膜起催化稳定作用。确定（NH4）2SO4用量为800g/t. D2的主要有用成分为二硫酚硫代二唑（DMTDA），它可与铜离子形成螯合物，使氧化铜矿物表面的硫化膜更稳定，改善了氧化铜矿物的可浮性。D2作为活化剂浮选氧化铜矿具有以下优点：（1）无需皂化或乳化，可直接加入，操作简便，易控制；（2）用量很小，得到相同指标用量仅为硫化钠的1/5~1/3；（3）改善浮选环境，加快浮选速度；（4）明显加快精矿和尾矿脱水；（5）可灵活控制矿浆pH值，有利于综合回收伴生贵金属金、银。

　　为D2用量对铜品位和回收率的影响，表明随D2用量增加，铜品位和回收率增大，D2用量达400g/t时，铜回收率最大，说明D2对氧化铜浮选有催化作用，它可改善氧化铜矿物表面硫化物薄膜的稳定性，促进捕收剂与矿物表面接触，优化氧化铜浮选环境。随D2用量增加，铜品位和回收率呈下降趋势。确定D2用量为400 D2用量对铜品位和回收率的影响3.3捕收剂用量矿物经破碎磨矿后表面性质发生变化，且氧化矿硫化过程中矿物表面各区域硫化不均，使捕收剂在矿物表面作用程度不同，因此选用组合捕收剂，利用不同电负性的捕收剂可捕捉各自不同的活性点，从而发挥各自不同的作用。碳链较长的黄原酸类捕收剂的捕收能力强但选择性差，而黑药则选择性好且对银有较好的捕收效果，因此，本实验采用丁基黄药、异戊基黄药及丁胺黑药作为组合捕收剂。

　　3.3.1丁基黄药和异戊基黄药用量丁基黄药和异戊基黄药属高碳链黄原酸类捕收剂，捕收能力较强。不同丁基黄药和异戊基黄药用量下的实验结果见表6.从表可知，当丁基黄药100 g/t、异戊基黄药用量为100g/t时浮选指标最好。再增加药剂用量，虽然回收率上升，但粗精矿品位却下降较多，这可能是因为捕收剂捕收能力强，泡沫中浮起了大量脉石矿物，导致精矿品位下降，回收率增加是因为产率上升。综合考虑粗精矿品位和回收率，确定粗选药剂用量为丁基黄药100g/t，异戊基黄药100g/t.表6不同丁基黄药和异戊基黄药用量下的实验结果3.3.2丁胺黑药用量丁胺黑药是有色金属矿石的优良捕收剂，具有良好的选择性，不但可强化贵金属矿物铂、金、银的回收，且具有一定的起泡性能，可大大降低起泡剂对浮选过程中脉石矿物浮选的影响。

　　银的回收为载体浮选、伴生回收，不是独立浮选，因此，实验中考察主金属铜的指标。从0可知，丁铵黑药用量在50~80g/t时效果较好。确定用量为60g/t.3.4Falcon离心重选Falcon离心选矿机的工作原理为：矿浆经导流管进入转筒底部后，转筒内的叶轮通过离心力将矿浆均匀地抛向筒壁，冲洗水则从内外转筒间流入进水孔，使物料呈松散状。在离心力和反冲洗水的共同作用下，粒度小且密度大的物料克服冲洗水的阻力而离心沉降或通过物料层的缝隙进入锥壁，在停机和中断给料给水时被反冲水冲入精矿槽；密度较小的物料则因所受离心力小，难以克服反冲水的作用，被反冲水的冲力和离心力带出筒体，成为尾矿。

　　锡石的嵌布粒度主要分布在0.01~0.4mm粒级。筛分后铜浮选尾矿粒度为小于75 pm的占91.8°%，锡石已基本单体解离，无需再磨。铜浮选尾矿直接进入Falcon离心选矿机，通过调节Falcon重力场确定最佳选矿重力场。

　　由1可知，随重力场加大，锡回收率逐渐增加，当重力场为300G时锡回收率高达83.57%，说明Falcon能有效分离脉石矿物和锡石。再继续增加重力场，回收率变化不大，但精矿品位下降明显，原因可能是随重力场增加，部分脉石矿物受到的离心力增大，克服了反冲水的作用力而进入精矿中，造成精矿品位降低。故确定Falcon重力场为300G. Falcon离心重选实验结果经Falcon离心重选后，粗精矿品位仅有6.25%，因此用摇床精选。将离心后的粗精矿合并，经分级后得到床精选，摇床精选后精矿合并作为最终锡精矿，中矿合并作为最终锡中矿，尾矿合并后返回Falcon.摇床精选实验结果见表7.由表可见，最终摇床精矿锡品位达51.32%，回收率为85.57%；摇床中矿锡品位为1.25%，回收率为5.47%，可进一步处理；尾矿中锡损失了10.95%.表7摇床精选实验结果3.6最终闭路实验依据上述探索实验，最终决定采用一段磨矿至粒度小于75pm的占92.6%的矿粉，脱除杂质后浮选，浮选采用一粗三精三扫得最终铜精矿，浮选尾矿进入Falcon离心选矿机，调节Falcon重力场为300G，经3次离心重选后精矿合并分级进入摇床，将3个粒级的精矿合并作为最终锡精矿，中矿合并作为最终锡中矿，尾矿返回Falcon.闭路流程见2，实验结果见表8，重选闭路实验结果见表9.由表8可知，最终铜精矿品位为15.26%，回收率达85.90%.铜精矿品位较低，原因可能是矿石存在部分粒级偏析现象，原矿性脆易磨、易泥化，而铜与石英嵌布共生，为使其单体解离，细磨使矿石泥化严重，微细脉石矿粒表面能增加，比表面积增大，使捕收剂选择性下降，因此铜品位不高。锡精矿品位为52.57%，回收率为75.53%，锡中矿品位为1.31%，回收率为4.79%.表8闭路浮选实验结果表9闭路重选实验结果3.7产品质量由表10可见，经硫化-黄药浮选后，氧化铜精矿铜品位仅为15.26%.锡精矿中锡品位高达52.57%，有害元素S和As含量低，表明Falcon-摇床重选流程可有效回收锡。Falcon离心重选机有效地将脉石矿物和有用矿物分离，在保证较高回收率的情况下降低了精矿产率，提高了分选效率。

　　由于Ag无独立矿物存在，而是分散在各矿物中，实验过程并未对Ag的走向单独分析，而是将其作为铜精矿和锡精矿的副产品进行回收。

　　表10铜精矿和锡精矿的化学分析结果（，）4结论博泰塔吉克氧化铜锡矿石中铜含量为0.89%，锡含量为0.87%，含银76.9g/t，其他元素含量都较低，无回收价值。

　　原矿中铜氧化率高达100%，是一种深度氧化矿石，同时存在粒级偏析现象，矿石易泥化，较难选。

　　对铜矿物采用硫化-黄药浮选方法进行回收，采用预先除杂、一粗三精三扫的选矿流程，铜回收率高达85.90%，但铜精矿品位仅为15.26%，含银397.59g/t.这可能是由于原矿泥化严重，矿浆中微细粒较多，且钙镁含量高，使矿浆中存在较多Ca2+和Mg2+，消耗了大量捕收剂，降低了捕收剂的选择性，导致精矿品位不高。

　　对浮选铜后尾矿采用重力选矿方法回收锡，Falcon离心选矿机进行粗选抛尾后进入摇床分级精选，最终锡精矿品位高达52.57%，回收率为75.53%，锡中矿品位为1.31%，回收率为4.79%.