第五章硫化矿浮选.docx

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1、第五章 硫 化 矿 浮 选第一节 硫化铜矿浮选一、硫化铜铁矿物的可浮性主要的硫化铜、铁矿物及其可浮性如下：黄铜矿CuFeS2，含Cu34.57%,是主要铜矿物。黄铜矿在右性及弱碱性介质中，能较长时间保持其天然可浮性，但在强碱性（pH10）介质中，由于表面结构受OH-侵蚀，形成氢氧化铁薄膜，其天然可浮性下降。在矿床表层的黄铜矿，因长期受氧化，硬度变小，易过粉碎，所以其可浮性变差。浮选黄铜矿最常用捕收剂是黄药和黑药。近年来也用硫氮类及硫胺酯。在国外，有人用异硫脲盐、丁黄烯酯等取代黄药浮黄铜矿。黄铜矿在碱性介质中，易受氰化物及氧化物及氧化剂的作用而受到抑制。例如，在铜铅分离时，常用氰化物及抑制黄铜矿

2、；铜钼分离时，使用氧化剂使黄铜矿受抑制的方法，已得到广泛应用。黄铜矿在水中细磨时，会吸收溶液中的氧，使表面氧化，硫离子一部分氧化成。以30克黄铜矿在密闭球磨机中磨不同的时间，测得耗氧量如下：磨矿时间，分 5 10 20 40耗氧量，毫克 2.5 3.3 3.8 4.6随着磨矿时间增长，耗所量增多。延长对矿浆的充气时间，也出现相似的情况。因此，黄铜矿在磨矿、搅拌过程中，表面会有一定程度的氧化，在表面同时存在有阴离子格阳离子Cu2+、Fe2+。考虑药剂作用时，必须顾及氧化作用及形成的上述离子。当采用易溶的黄药作捕收剂时，黄原酸离子易与矿物表面的Cu2+形成牢固原吸附；采用胺酯、双黄药等作捕收剂时，

3、就要加入磨机，使这些药剂和解离的新鲜表面接触。有时用铜盐（如硫酸铜）活化被抑制的黄铜矿。辉铜矿Cu2S，含Cu79.8%，是最常见的次生硫化铜矿物，性在脆容易过粉碎泥化。国外许多大型斑岩铜矿的铜矿物为辉铜矿，在我国以辉铜矿为主的铜矿，目前还不多。辉铜矿的捕收剂主要是黄药。它在酸性和碱性介质中，都有较好的可浮性。由于辉铜矿中铜硫结晶的晶格能较小，铜离子半径小，硫离子半径大，易于暴露受到氧化，所以辉铜矿比黄铜矿易氧化。氧化以后，有较多的离子进入矿浆。这引起铜离子的存在，会活化其他矿物，或者消耗药剂，造成选的困难。辉铜矿的抑制剂是Na2SO3、Na2S2O3、K3Fe（CN）6和K4Fe（CN）6。

4、大量的Na2S对辉铜矿也有抑制作用。氰化物对辉铜矿的抑制作用较弱，这是因为辉铜矿表面铜离子不断溶解且与氰化物作用，因而使氰化物失。只有不断加入氰化物，才能达到抑制的目的。斑铜矿CuFeS4，化学成分不固定，按分子式计算含Cu63.3%，有原生、次生两种。斑铜矿的表面性质及可浮性，介于辉铜矿和黄铜矿之间。用黄药作捕收剂时，在酸性及弱碱性介质中均可浮，当pH10以后，其可浮性下降。在强酸性介质中，其可浮性也显著变坏。容易受氰化物抑制。铜蓝CuS,分子式合理的写法是Cu2SCuS2。在铜蓝中铜和硫均有两种不同的离子，它们分别为Cu2+、Cu+和S2-、。铜蓝的可浮性与辉铜矿相似。砷黝铜矿3Cu2SA

5、s2S3，属原生铜矿。它是等轴晶系结晶，实际上不解离。有很多同分异构体。硬度小，脆性高，容易过磨泥化。砷黝铜矿中，含有与SO32-络阴离子相似的AsS33-，容易氧化。用丁黄药浮选砷黝铜矿时，最适宜的pH是1112。介质调整剂用碳酸钠比用石灰好，因为当游离CaO高于400克/米3时，对砷黝铜矿有抑制作用。在硫化钠用量较低（30毫克/升）时，由于硫化了氧化的表面，则可以改善其可浮性，但提高用量，可以完全抑制砷黝铜矿的浮选。对硫化铜矿物的可浮性，可以归纳出如下几条规律：（1）凡是不含铁的矿物，如辉铜矿、铜蓝，可浮性相似，氰化物、石灰对它们的抑物作用较强。（2）凡是含铁的铜矿物，如黄铜矿、斑铅矿等，

6、在碱性介质中，易受氰化物和石灰的抑制。（3）黄药类捕收剂阴离子，主要与阳离子Cu2+起化学吸附，所以表面含Cu2+多的矿物，与黄药作用强。作用强弱的次序为：辉铜矿铜蓝斑铜矿黄铜矿。（4）硫化铜矿物的可浮性，还受到结晶粒度、嵌布粒度和原生、次生等因素的影响。结晶及嵌布过细的，比较难浮。次生硫化铜矿容易氧化，比原生铜矿难浮。黄铁矿FeS2,含S53.4%,在硫化矿中分布很广，因而经常遇到黄铁矿与其硫化矿的分离问题。黄铁矿结晶中，两个硫离子成对地组成阴离子团S22-。黄铁矿破碎时，常呈现完整的结晶，其新鲜解离面亲油疏水。在含氧的水中，氧化成存在。黄铁矿表面的轻微氧化，其可浮性提高，而过度氧化，则可浮

7、性下降。黄铁矿的表面状态，与矿浆pH有关，在强酸性（如pH=2）介质中，它的表面可能产生反应，元素硫可提高其表面疏水性。在石灰造成的强碱性介质中，黄铁矿表面罩盖有FeO（OH），可浮性受到抑制。黄铁矿的捕收剂主要是黄药，在pH小于6的介质中最易浮。用黑药作捕收剂时，对于清洗过的黄铁矿，在pH小于3.5时，才能在其表面形成疏水的罩盖。对没有清洗过的黄铁矿（矿浆中有铜、铁离子），在广泛的pH范围内，都可吸附黑药。对黄铁矿的捕收力，黑药比黄药弱。黄铁矿的矿床成因、化学组成和结晶构造，对其可浮性有很大影响。例如，S/Fe接近2，结晶完整的，往往在酸性介质中易浮，在强碱介质中受石灰抑制；当S/Fe偏离2

8、时，则可浮性降低；有些结构不完整的，在酸性介质中，可浮性变坏，在碱性介质中不受石灰抑制。被抑制的黄铁矿，可用硫降低pH进行活化，也可用碳酸钠或二氧化碳活化。活化时常加硫酸铜。磁黄铁矿Fe1-xS(x=0.10.2),容易氧化和泥化，是比较难浮的硫化铁矿物。在碱性和弱酸性矿浆中浮磁黄铁矿，要先用Cu2+离子活化，或用少量硫化钠活化，再用高级黄药捕收。磁黄铁矿的抑制剂有石灰、氰化物和碳酸钠等。在特殊情况下，可用高锰酸钾，如毒砂或镍黄铁矿与磁黄铁矿分离时，可用高锰酸钾抑制磁黄铁矿，而用硫酸铜或硫化钠活化毒砂、镍黄铁矿。磁黄铁矿在矿浆中氧化时，会消耗矿浆中氧。而矿浆中的氧对硫化矿的浮选，是很重要的。矿

9、石中有磁黄铁矿时，用黄药浮其他硫化矿，在氧与磁黄铁矿反应之前，其他硫化矿不浮，而且只有矿浆中剩余有氧，使其它硫化矿表面部分氧化，才能使它们浮游。因此，矿石中有磁黄铁矿的硫化矿浮选时，矿浆搅拌充气调节显得十分重要。磁黄铁矿的活化剂，还有硫酸铜加硫化钠、氟硅酸钠和草酸等。我国的矽卡岩型铜矿中，含硫矿物有很大一部分是磁黄铁矿。由于磁黄铁矿不易浮又兼有磁性，夹杂于磁选铁精矿中，所以它是造成铁精矿中含硫高的主要原因。白铁矿FeS2,化学成分与黄铁矿相同，但结晶不同。黄铁太为等轴晶系，白铁矿相似，但比黄铁矿好。几种硫化铁矿用黄药捕收的可浮性与黄铁太相似，但比黄铁矿好。几种硫化铁矿用黄药捕收的可浮性顺序是：

10、白铁矿黄铁矿磁黄铁矿。二、铜硫矿浮选1.铜硫矿浮选的特点 铜硫矿有两大类：一类是致密块状含铜黄铁矿（又称块矿）；另一类是浸染状含铜黄铁矿（又称浸染矿）。致密块状含铜矿的特点是，矿石中主要是黄铁矿，其含量可达5095%，脉石灰矿物很少。对于这灰矿石，往往是选出硫化物以后，尾矿便是黄铁矿精矿。如果脉石含量较低，而且以浸染状分布在脉石中。影响含铜黄铁矿浮选的主分因素有：（1）铜、铁硫化物的嵌布粒度和共生关系。一般黄铁矿的嵌布料度较组，而铜矿物特别是次有利于硫化铜矿，与黄铁矿共生密切，要磨到比较细时，才能使铜矿物与黄铁矿解离。可以利用这一特性，选出铜硫混合精矿，废弃尾矿，然后将混合精矿再磨再分离。（2

11、）次生硫化铜矿物的影响。次生硫化铜化铜物含量高时，矿浆中铜离子增多，会使黄铁矿受到活化，增加铜硫分离的困难。（3）磁黄铁矿的影响。磁黄铁矿含量高，会影响硫化铜矿物的浮选。磁黄铁矿氧化，消耗矿浆中的氧，严重时，浮选开始阶段铜矿不浮。可以加强充气来改善这种情况。含铜黄铁矿的选别方案有两种：（1）优先浮选。一般是先浮铜，然后再浮硫。对于致密块状含铜黄铁矿，浮铜时为了抑制大量的黄铁矿，要在强碱性介质中（pH=1112）进行。一般矿浆中游离CaO达到7001000克/米3。捕收剂用黄药，或黄药与黑药混用。（2）混合浮选。一般在中性介质（pH=7左右）中进行浮选，矿浆中的游离CaO控制在100150克/米

12、3左右。铜硫混合精故再分离时，为了抑制黄铁矿，再加石灰提高pH值。2.铜硫分离 实现铜硫分离，主要的方法有三种：（1）石灰法。其实质是在石灰造成的强碱性介质中抑制黄铁矿。此法多用于黄铁矿比较容易抑制的矿石。此法的缺点是，泡沫易发粘，铜精矿质量不高，设备及管道易结钙，特别对浮选柱的充气器影响最严重。图5-1是某铜硫矿选矿厂处理块矿和浸染故的原则流程。该矿同时处理两种矿石：块矿中黄铁矿占8991%，只有少量的石英、阳起石和绿泥石等脉石；浸染矿中黄铁矿占2229%，脉石是火山砾和凝灰岩。铜矿物主要是黄铜矿，有少量辉铜矿、斑铜矿和铜蓝。图5-1 某铜硫矿浮选原则流程现厂的具体方案是，浸染矿铜硫混浮时，

13、少加石灰、矿浆中游离CaO的含量，控制在100克/米3左右，用丁黄药作捕收剂，松醇油作起泡剂，得到的铜硫混合精矿，进入块矿二段磨矿前的预先分级。块矿浮铜时，加大量石灰，用量1015公斤/吨，矿浆中的游离CaO在800克/米3左右。生产实践证明，采用这种方案处理浸染矿和块矿，显示出如下优点：浸染矿由优先浮铜改为铜硫混选，节省了石灰，回收了黄铁矿；浸染矿的铜硫混合精矿，进入块矿浮选系统，节省了块矿浮选的药剂；铜的总回收率略有提高。该厂处理块矿的药方是：丁黄药100200克/吨，松醇油6070克/吨，石灰1015公斤/吨。所得指标如下：原矿品位，% 精矿品位，% 回收率，%Cu 1.3521821

14、90S 4041.5 42 9091（2）石灰+氧化物法。它用于黄铁矿活性较大，不易被石灰抑制的矿石。氰化物污染境，是此法的缺点。铜和硫优先浮选时，常用的方案百，用石灰法或石灰+氰化物法硫浮铜。铜浮选的尾矿中，游离CaO常常达到3001000克/米3。为了降低矿浆pH，创造适合黄铁矿浮选的条件，可采用的措施有：1）黄铁矿浮选前，将矿浓缩，然后加水稀再浮选。这需要较多的浓缩设备，花费较多的新鲜水，增加浮选药剂的用量。而且浓缩机溢流，或水力旋流器溢流中硫的损失较大，有的达到40%。2）用酸降低pH，一般用硫酸，但成本较高，设备易腐蚀。也可用氟硅酸活化黄铁矿。3）用CO2烟气活化抑制的黄铁矿，或用亚

15、硫酸铁加碳酸钠。一般用量为3公斤/吨的亚硫酸铁和1公人斤/吨碳酸钠。矿浆中CaO含量高时，亚硫酸铁的用量高达在18公斤/吨。可用石灰窑排出的CO2，或用锅炉废气。CO2降低矿浆pH，按下列反应进行：试验证明，含CO21213%的烟气，加到含游离CaO500700克/米3的矿浆中，经搅拌35分钟后，可使矿浆对酚呈无色反应。烟气的消耗量为6.78.8米3/米3矿浆。采用石灰+氰化物法抑硫浮铜以后，黄铁矿的活化，除使用降低矿浆pH的手段外，还需要添加硫酸铜来活化黄铁矿。 （3）加温法。比较难分离的铜硫混合精矿可用此法来分选。加石灰的蒸气加温法，或不加石灰的蒸气加温法，都会加速黄铁矿表面的氧化，使黄铁

16、矿受到抑制。某公司对铜硫混合精矿加温浮选的研究证明，单用蒸气加温矿浆，在温度3442范围内，可以进行铜硫分离。但对黄铁矿的抑制，比用石灰时弱一些，铜精矿品位较低。加石灰调整pH=11，再用蒸气加温度到6070，效果最好。 三、铜硫铁矿浮选 这种矽卡岩型铜矿，在我国辽宁、河北、安徽和湖北等省均有。这类矿石的特点是：一般储量较小，品位不高，铜矿物主要以黄铜矿为主，含有磁铁矿、黄铁矿和磁黄铁矿。铜硫的选出，可采用优先浮选，或铜硫混合浮选后分离的方案。目前生产中，多用优先浮选。磁铁矿用弱磁选机选出，有选磁后浮，或先浮后磁两种方案。生产实践表明，前者问题较多，故采用先浮后磁，即先浮完硫化铁矿以后，再进行

17、磁铁矿磁选。矿石中磁铁矿的存在，会影响铁精矿的质量。强化磁黄铁矿的浮选，是提高硫回收率，降低铁精矿含硫量的关键。磁黄铁矿的活化，可用要硫酸、二氧化碳等。研究表明：采用硫化钠加硫酸铜；氟硅酸钠加硫酸铜；草酸加硫酸铜三组药方，均能得到较满意的结果，铁精矿的含硫量可降到0.320.54%左右。此外，国外还有专利报导，铵离子、铜铵络合物的硫酸盐、单基取代的磷酸钠等，可以用来活化磁黄铁矿。某铜硫铁矿处理的矿石中，铜矿物以黄铜矿为主，硫化铁矿物有磁黄铁矿和黄铁矿，且以前者为主，还有磁顺铁矿。图5-2是其生产的原则流程。图5-2某铜硫铁矿浮选原则流程图药方如下： 药名 用量，克/吨 Cu浮选 S浮选 脱S浮

18、选丁黄药 800100 100 100松醇油 1060 70 100氰化物 40 石灰 （pH=1112） 硫酸铜 100 100柴油 300 500CO2烟气 200米3/分的风机送含10%的石灰窑烟气指标： 原矿品位，% 精矿品位，% 回收率，%Cu 0.84 16 86S 7.48 27 60Fe 31.9 63 37为了活化硫铁矿，采用了CO2加硫酸铜的方法。磁选精矿的脱硫浮选，目的是降低铁精矿的含硫量。虽然磁选前浮硫，磁选后又脱硫，铁精矿的含硫量仍在1%左右。四、铜钼矿的浮选1硫化钼矿物的可浮性 实际上钼的硫化物只有辉钼矿，其可浮性如下：辉钼矿MoS2，含Mo60%，具有较好的天然可

19、浮性，一般加非极性油，甚至只加起泡剂就能浮。但也有难浮的辉钼矿，研究证明，晶格间距离较大的辉钼矿较难浮。对难浮辉钼矿，曾测知在晶体边缘可吸附铜离子，故可补加黄药类捕收剂强化其浮选。辉钼矿在低温氧气时，形成可溶于水的表面氧化物，大致成分是MoO2。63。高温氧化时，形成不溶于水的表面氧化物MoO3，它降低了辉钼矿的可浮性。用氢氧化钾溶液洗涤，可以去掉这类氧化物对可浮性的影响。单纯辉钼矿的捕收剂，采用非极性油，如煤油、变压器油和中性油等。为了提高油类捕收剂的作用，可将其乳化。国外有专利报导，辉钼矿的有效捕收剂，还有戊黄烯酯等。起泡剂以乙烯-丙烯二乙醇为好。调整剂广泛使用水玻璃，碳酸钠或氢氧化钠。辉

20、钼矿较难抑制，常用的抑制剂是糊精。2铜钼矿浮选的一般特点 斑岩铜矿因其储量大，是目前全世界提取铜的重要资源。从斑岩铜矿提取铜，如智利占94%，美国占90%，全世界约占43%左右。近年来，各国都在积极寻找大型斑岩铜矿。斑岩铜矿也是钼的重要来源。对国外50个斑岩铜矿的统计表明，有28个回收钼。此外，斑岩铜矿也是铼、金、银的重要资源。斑岩铜矿的特点是：原矿品位较低，大多数斑岩铜矿含Cu0.51%,平均0.8%左右；含Mo0.010.03%；储量大，可以建立大规模的厂，日处理量几万吨的厂，已经很多，近年投产的规模的越来越大，规模大设备可以大型化，节省投资，降低生产成本。斑岩铜矿中的铜矿物，多半为黄铜矿

21、，也有以辉铜矿为主的，或者两者兼有的，其他铜矿较少。钼矿物一般为辉钼矿。斑岩铜矿的浮选，通常是铜钼混选，原则是浮净铜，尽量多回收钼。为了抑制黄铁矿，一般在碱性介质中进行，pH=8.512，视黄铁矿的多少及其可浮性而定。对于辉钼矿的浮选，pH太高其可浮性受影响,最好的pH是8.5。一般用石灰作调整剂，大约有95%的厂用石灰.矿泥较多的矿石，因为石灰对矿泥有团絮作用，对辉钼矿的浮选有影响,用氢氧化钠或碳酸钠代替石灰较好,但成本增高。有个别厂在酸性介质中进行粗选,如智利埃尔登尼恩特,与碱性的介质中浮选相比，可以提高铜的回收率，但钼的回收率下降23%。铜钼混合浮选的捕收剂，最常用的是黄药。其中50%的

22、厂用丁黄药，还有异丙黄药和戊黄药应用也较广，乙黄药只是与其他捕收剂配合时才用，黑药和硫胺酯用得较少。戊黄烯酯大中性介质中使用，可减少石灰用量，对黄铁矿的捕收力比黄药差，有利于下一步铜钼分离。为了捕收辉钼矿，可用烃油,以中沸点分馏的煤油性能最好。使用烃油时，应注意与起泡剂的比例。以确保最佳的泡沫状态。起泡剂，国外使用MIBC（甲基异丁基甲醇）较多。原因是它用量少，平均30克/吨左右。另外，烃油对MIBC等醇类起泡剂的起泡性能影响不大。用松油作起泡剂的厂，也还不少。铜钼混和浮选粗选，往往是在比较粗磨（5065%-200目）的条件下进行。因此，铜钼混合精矿的时止步精选，一般要再磨。再磨应仔细控制，以

23、保持辉钼矿的可浮性。因为辉钼矿较软，容易泥化。过磨会使辉钼矿棱边表面增加，由于“棱边效应”会影响薄片表面的疏水性，使其亲水，变得不易浮。斑岩铜矿浮选的典型流程如图5-3所示。粗精矿经再磨精选后，得到的最终精矿，或为铜精矿或为铜钼混合精矿。精矿中含Cu2530%左右，这与铜矿物的种类有关；含Mo0.52%。铜钼混合精矿要进一步进行铜钼分离。除斑岩铜矿以外，选别其他一些铜矿时，也有得到铜钼混合精矿的，如我国有些矽卡岩型铜矿。3、铜钼分离 铜钼矿石中的铜钼分选，可采用下述四种方法：（1）先浮钼后浮铜。矿石中钼品位很高时，可采用此法。但钼很高的矿石不多，实用意义不大。（2）先浮铜后浮钼。此法早年（19

24、33）在墨西哥卡纳尼阿用过。由于抑制过的辉钼矿难于活化，已不再使用。（3）从铜钼粗精矿中分出钼。此法需要把铜钼粗精矿的再磨作业带到铜钼分离工段来，因此比较麻烦。（4）从铜钼精选精矿中分出钼，此法应用最广。铜钼混合精矿的分离方法，择要列于表5-1。从表5-1列举的方法可以看出，抑铜浮钼的方法是主要的，这与铜钼矿物的可浮性有关。从矿物组成来看，所列方法的适应性是：铜矿物以黄铜矿、斑铜矿为主时，采用Na2S法、石灰蒸气加温法和NaClO法比较合适；铜矿物以辉铜矿、铜蓝为主时，用K4Fe（CN）6+KCN法、KCN+H2SO4+NaOH法较为合适。还有其他因素的影响，要通过技术经济对比试验，才能选择合

25、理的方法。图5-3 斑岩铜矿浮选流程从目前的使用情况来看，南美洲如智利等国，用P2S5（As2O3）+NaOH法的较多；苏联对Na2S+蒸气加温法，做了大量的研究工作，用于工业生产已见成效。美国原以石灰+蒸气加温法为主，现有改用其他方法的趋势；我国目前主要是采用NA2S法。下面简述几种方法的使用情况。（1）硫化钠法。它是以Na2S抑制硫化铜矿物，而不抑制辉钼矿为依据的方法，如我国某铜硫铁矿，是矽卡岩型矿床，该矿的主要金属矿物有黄铜矿、辉钼矿、磁铁矿、磁黄铁矿和黄铁矿等。选厂回收铜、钼、铁、硫四种产品。原矿磨到7274%-200目，开始进行铜钼浮选，尾矿再浮友谊比赛，浮硫尾矿磁选磁铁矿。铜 钼混

26、合浮选时，且丁铵黑药和煤油作捕收剂，石灰高速pH，因要抑制硫化铁矿物，要求pH大于10。铜钼混合精矿经精选后，再进行铜钼分离。表5-1 铜钼分离的主要方法方 法典 型 选 厂 抑 铜 浮 钼（1）Na2S法临江、闲林埠、保加利亚罗新NaHS+（NH4）2S法Na2S+蒸气加温法美国皮马苏联巴尔哈什、阿尔马雷克（2）石灰+蒸气加温法苏联阿尔勉宁（3）K4Fe（CN）6+KCN法美国西尔弗尔贝尔 K4Fe（CN）6+H2SO4法美国莫伦西（4）KCN加温法加拿大斯佩（5）NaCIO法美国曼努尔（6）As2O3+NaOH法智利丘奇卡马塔AsO3+NaOH加温法保加利亚美齐特（7）P2S5+NaOH法

27、智利依尔沙尔伐特P2S5+NaOH加温法美国迈亚密抑 钼 浮 铜（8）糊精法美国友他马格那（9）焙烧法美国银铃（10）木质素磺酸盐+石灰法美国比尤特 铜钼分离，采用Na2S法。分离流程见图5-4。Na2S溶液添加在搅拌槽，还有一部分Na2S以固体形式放在粗选和精选的泡沫槽中，一方面作为补加Na2S；另一方面Na2S溶解时发出热量，使矿浆温度升高，有利于分选。 铜钼分离的药方及指标： 药方： 药 名用量，克/吨煤 油适量补加松醇油适量补加硫化钠25003000 指标：原矿品位，%精矿品位，%回收率，%Cu0.1631280.4Mo0.19247.591 图5-4某矿铜钼分离流程（2）Na2S+蒸

28、气加温法43，44。使用硫化钠的同时，沿浮选作业线用蒸气直接加温矿浆，不但大大降低了硫化钠的用量，而且改善了分离指标。苏联巴尔哈什铜矿原用硫化钠28公斤/吨，采用蒸气加温以后，其用量下降到1.7公斤/吨。研究表明，加温的主要作用如下：1）降低了硫化钠的氧气速度，保证了矿浆中必需的HS-离子的深度。有硫化刚健存在时加温矿浆，从混合精矿的矿物表面解吸下来大量黄药，在液相中其浓度可达85毫克/升，而加温会促进黄药的分解：ROCSSNa+H2ONaOH+ROH+CS2CS2+OH-COS+HS-COS+OH-CO2+HS-由捕收剂分解出来的HS-，保证了必需的HS-浓度。用不同浓度的丁黄药对硫化钠分解

29、速度影响的对比试验表明，不加温时影响不大，加温则使硫化钠的损失减少；用蒸气加温矿奖学金，显著减少了O2、CO2等气体天矿浆中的溶解，这也会减缓硫化钠的氧化。2）矿浆加温加速了黄药从矿物表面解吸。温度从20增加到4.34.7毫克/升，增加了约五倍。当有硫化钠存在时，还可增加1520倍。矿浆加温时，矿浆中硫化钠的剩余浓度达到310毫克/升时，便能完全抑制硫化矿物。使用硫化钠+蒸气 加温时，添加Na2CO3或NaHCO3有助于分离过程。如在温度60时，加200克/吨的NaHCO3完全分解时，可以产生97升的CO2气体。它们会以微泡的形式吸附在辉钼矿表面。Na2CO3对辉钼矿有活化作用：MoO3+Na

30、2CO3 Na2MoO4+CO2辉钼矿表面的氧化膜，在Na2CO3的作用下，转变成Na2MoO4，并从表面溶解转入溶液，因而清除了氧化膜，净化了的表面同时又析出CO2气体的微泡。此外，Na2CO3J 是Na2S分解产物H2S分解产物H2S氧化的阻滞剂。当用硫化钠再加蒸气加温时，浮选机的充气量可减小，硫化钠的用量亦可以节省。苏联阿尔马雷克矿减少浮选机充气量的结果，节省了硫化钠30%。使用硫化钠+蒸气加温法时，温度一般是6075。加温方式经过对比，最好是将蒸气直接加到浮选槽中，并沿整个浮选作业线逐槽加入蒸气。苏联阿尔马雷克铜矿百斑岩铜矿。铜矿物有黄铜矿、辉铜矿。钼矿物是辉钼矿。此外，还有黄铁矿。矿

31、物嵌布粒度不均匀。选厂同时处理原生矿和混合矿。矿石中铜的氧化率17.6%，硫化铜矿物中,次生铜矿占39.16%。脉石右含有绢云母，高岭土和绿泥石等易泥化的矿物。矿石比较难选。生产流程如图5-5所示。图5-5 苏联阿尔马雷克铜矿浮选流程铜钼混合粗选时，用石灰调整pH=8.59，石灰加到球磨。粗精矿经再磨粗选后，再进行铜钼分离。铜钼分离采用硫化钠+蒸气加温法，分离之前混合精矿经浓缩，加温到805，在石灰介质中吹洗，然后再浓缩，脱除过剩的石灰。分离作业添加硫化钠，并通入蒸气，以保持矿浆温度为605。经分离得到的铜精矿含Cu1820%，回收率8385%。经分离得到的铜精矿含Mo3540%，回收率556

32、0%。浮选药方如下：药名 用量，克/吨 添加地点铜钼混浮 粗选前球球磨，pH=8.59石 灰 3815 精矿再磨，pH=10.511 锭子油 6 粗选硫化钠 320 粗选水玻璃 400 粗选，精选 （3）氰气物加温法。加拿大加斯佩铜矿应用此法。矿物方要为黄铜矿，含少量辉铜 矿。原矿含Cu0.71.28%，含Mo0.02%。选出的铜 钼混合精矿，先浓缩到3554%固体，再加热到99，以破坏原有药剂，然后再加NaCN（0.3公斤/吨精矿）抑铜 浮钼。捕收剂用柴油，粗选浓度2230%，回收率94%。钼粗精矿经6次精选后再磨，然后再精选1次，最终钼精矿含Mo50%，含Cu0.8%。关于铜钼分离，在致可

33、归纳为以下几个步骤：1）混合精矿分离之前，进行浓缩脱药，一般浓缩到4560%固体。2）加药或加药的同时加温处理混合精矿，使混合精矿表面氧化。必要时还要再一次脱除过剩的药剂。3）浮钼。一般补加烃油类作捕收剂，有时也加其他调整剂如水玻璃，或补加起泡剂。4）钼精矿如不合要求，要再磨再精选。5）有时还要从钼精矿中含Mo4547%以上，虽然辉钼矿可浮性好，但原矿品位很低，一般在0.010.06%，富矿比常达几千倍，因此，要多次精选，一般是614次。五、铜镍矿浮选1硫木镍矿物的可浮性 硫化铜镍矿石中，含镍矿物主要有 镍黄铁矿（Fe,Ni）9S8，含Ni2130%；针硫镍矿NiS，含Ni64.7%；红镍矿N

34、i43%；含镍磁黄铁矿，含Ni0.7%。镍矿物的浮选，要求在酸性、中性或弱碱性介质中进行。捕收剂用高级黄药，如丁黄药或戊黄药。含镍磁黄铁矿不其他镍矿物难浮，最好的浮选介质是弱酸性或酸性，而且浮选速度很慢。在石灰造成的碱性介质中，以上镍矿物都能受到仰制，但被仰制的程度不同，最容易仰制的是含镍磁黄铁矿，如pH=8.28.5时，针硫镍矿仍能浮，而含镍磁黄铁矿则受到仰制。铜镍矿石中的铜矿石，一般为黄铜矿。铜镍矿中常含有贵金属莫如铂、钯等应注意回收。2铜镍矿的浮选特点 铜镍矿浮选方案的选择，主要应考虑的因素有矿物的可浮性；矿物的共生关系；镍矿物的氧化和泥化；脉石矿物的种类等。择要分述如下：（1）铜、镍矿

35、物浮选性质。铜矿物和镍矿物的浮选速度相差较大，如图5-6所示，铜矿物的浮选速度较快，而镍矿物较慢。生产实践证明，铜镍矿浮选时，头5分钟可浮出90%左右的黄铜矿。镍矿物的上浮速度较慢，特别是含镍磁黄铁矿，往往要2030分钟才能浮完。铜镍矿物浮选速度的差别，曾用于铜镍优先浮选的实践，优先浮铜 时，进行铜的“快速”浮选。工艺特点是，提高矿浆通过浮选机的速度，捕收剂用低级黄药，并采用“饥饿”方式给药。铜浮选的尾矿加硫酸铜活化镍矿物，然后再用高级黄药，如丁黄药和戊黄药浮镍矿物。回收率，%图5-6 铜镍矿浮选时黄铜矿和镍矿物（镍黄铁矿、含镍磁黄铁矿）的浮选速度（2）镍矿物在矿石中的存在形态。镍矿物很少形成

36、单独的集合体，多半是分散在其他硫化矿，主要是磁黄铁故和黄铜矿中。镍也常常以类质同象杂质的形式，存在于其他硫化矿中，特别是磁黄铁矿。镍矿物与硫化铜、铁矿物共生密切，因此带来两个问题：一个是镍精矿镍的含量较低，一般含Ni35%，最低界限为22.5%。因此，若原矿中含Ni2%。就可直接冶炼；第二个问题是，影响铜镍分离。铜镍矿物共生密切，甚至磨到很细都不能单体解离，只得到铜镍混合精矿，经冶炼以后，再进行铜镍分离。如果含镍矿物只与磁黄铁故共生密切，与黄铜矿的关系比较简单，则有可能得到铜 精矿，并得到含镍较低的所谓铁镍精矿。（3）含镍矿物的氧化及泥化。镍黄铁矿和含镍磁黄铁矿等含镍矿物，不但容易氧化，而且容

37、易泥化。因此，当矿石中硫化矿物嵌布不均匀时，阶段磨浮流程就显得特别重要。一般是在粗磨的条件下，进行铜镍混合浮选，行出废弃尾矿。混合精矿再分级磨矿，然后进行精选或铜镍分离。再磨作业前后强化人级很重要。为了消除含 镍磁黄铁矿的干扰，加拿大林湖选矿厂，利用含 镍磁黄铁矿的磁性，粗磨（65%-200目）后，用磁选机选出15%的磁性产品，经精选后，作为镍精矿。非磁性部分再磨后，进行铜镍混合浮选。该厂为了提高难浮硫化镍矿的可浮性，在非磁性部分铜镍混合浮选时，使用了SO2气体处理后，改善了硫化镍矿物的可浮性。（4）脉石矿物的影响。铜镍矿中常含有一些易浮的脉石，如绿泥石、绢云母、蛇纹石和滑石等。它们易泥化，矿

38、泥易浮。含镁矿泥进入精矿，不但降低品位，而且影响冶炼。一般要求镍精矿含氧化镁不超过59%。消除易浮脉石矿泥的方法有二：一是添加少量起泡剂预先浮除。此法并非经常有效，物别是利用回水的情况下，因回水含有捕收剂，会增加铜镍在矿泥中的损失；第二种方法是使用抑制剂，如水玻璃、糊精和羧甲基纤维素等。3铜镍分离 铜镍矿的浮选方案有两大类；一是优先浮选；二是混合浮选。在矿石中铜含量比镍高，矿物共生产关系比较简单的情况下，可以考虑采用优先浮选。其优点是，可以直接得到铜精矿和镍精矿；缺点是，浮铜时被抑制过的镍矿物，不易活化，镍的回收率较低，故此法少用。铜镍混合浮选是目前较通用的方案。其优点是，镍的咽收率；较优先浮

39、选高，同时浮选设备也较优先浮选省。铜镍混合浮选，与铜硫混合浮选相似。对矿石中含镍磁黄铁矿较多的矿石，有两种处理方案；一咱是如前所述，采用磁选分出一部分含镍磁黄铁矿，然后再浮选；另一种方案是，先浮黄铜矿和镍黄铁矿，然后再浮含镍磁黄铁矿。浮含镍磁黄铁矿时，可用硫酸铜活化。对一些蚀变较强的难选硫化镍矿，用SO2气体处理矿浆，将pH降到56左右，实践证明是有效的。铜镍混合精矿分离，都是抑镍浮铜，主要方法列于表5-2。表5-2 铜镍分离的主要方法 方 法 名 称典 型 选 矿 厂（1）石灰+糊法芬兰可托兰蒂（2）石灰氰化物法加拿大林湖（3）石灰+蒸气加温法 苏联诺里尔斯克芬兰可托兰蒂选矿厂处理的铜镍矿中

40、，主要含镍矿物是镍黄铁矿、含镍磁黄铁矿。铜矿物是黄铜矿。脉石矿物有角闪石、斜长石、云母和石英等。该厂的流程如图5-7所示。图5-7 芬兰可托兰蒂铜镍矿浮选流程铜镍混合浮选时，用硫酸（6.4公斤/吨）调整pH和抑制硅酸盐脉石，乙黄药（60克/吨）作捕收剂，粗松油（290克/吨）作起泡剂。铜镍分离时，用石灰（1公斤/吨）加糊精（25克/吨）抑镍矿物。流程的方要特点是，镍矿物的抑制，根据可浮性的差别，按矿物组分进行，即先抑含镍磁黄铁矿，再抑镍黄铁矿。所得指标如下：品 位，%回 收 率，%CuNiCuNi镍精矿0.75.4829.893.6铜精矿29.261.1962.31.0尾矿0.040.0427

41、.95.4原矿0.260.69100100由于矿物组成比较复杂，所以铜镍混合精矿用一般方法分离比较困难。近年的研究和实践证明，用石灰+蒸气加温法分离比较有效。苏联诺里尔斯克选矿厂，同时处理浸染矿和脉矿两种矿石，由于矿物组成复杂，矿物形式多样，同一种矿物有若干种结晶变形，所以铜镍混合精矿分离进用石灰、亚硫酸盐和硫代硫酸盐，均未得到满意结果。该厂采用石灰+蒸气加温法，在加石灰的同时通入蒸气。矿浆加温，可加速捕收剂从镍矿物和磁黄铁矿表面解吸，并在这些矿物表面形成比较稳定氧化膜，以加强对它们的抑制作用。石灰用量，对于浸染矿，要求矿浆中的游离CaO含量600800克/米3；脉矿是200300克/米3。蒸

42、气加温时矿浆温度为702，加温时间1215分钟，矿浆浓度40%固体。矿浆加温以后，稀释到322%固体，进行铜的“快速”浮选，尾矿为镍精矿，泡沫产品分级再磨后浮铜 ，得到铜精矿，尾矿为镍精矿。4、铜镍铳浮选 富的铜镍矿，或用浮选法难于分离的铜镍混合精矿，可选熔炼成铜镍铳，然后再进行铜镍分离。铜镍铳的熔炼过程是，将铜镍混合精矿先进行电炉溶炼，得到含Ni14%左右的低镍铳，再经转炉吹炼，可得到含Ni4546%、Cu20%左右的高镍铳。其主要物相成是硫化镍Ni3S2、硫化铜Cu2S和铜镍合金。高镍铳的物相组成、铜和镍硫化物的结晶粒度，都与精矿中含铁量有关。铁是铜镍锍浮选的有害杂杂质。含铁高（如超过1%

43、）时，会使铜镍锍的组成复杂化，铜、铁、镍的固溶体增加，甚至形成类似斑铜矿、镍黄铁矿之类的化合物；含铁高还会使铜、镍硫化物的结晶变细。这些都对浮选不利。将铜镍锍从800到200进行缓慢冷却，可以消除铁的有害影响。实验证明，冷却速度与含铁量的关系如下：铜镍锍中的铁含量，%1411铜镍锍的冷却速度，度/小时502010含铁越高，要求冷却的时间就越长。在缓慢冷却的过程中，铜、镍硫化物的结晶变粗，而且硫化镍发生晶变，由-Ni3S2变为a- Ni3S2，并析出其中固溶体的硫化铜。铜镍锍中的铜、镍硫化物，只要治炼过程控制得好，组成、性质都比较稳定，所以比较好选。铜镍锍浮选时，照例是抑镍浮铜，其特点如下：（1

44、）磨矿分级回路中分出合金。铜镍锍中的铜镍合金，具有延展性，会使磨矿的循环负荷增高，如增加到3000%，由于铜镍合金有磁性，又富含贵金属，所以一般在分级机返砂处，先用磁选机选出，然后再用冶炼方法单独处理。（2）要保证粗、扫选的矿浆浓度。铜粗选的浓度，与铜镍锍中的含铁量有关，如含Fe23%，粗选浓度要求达到49%固体；含Fe33.5%，要求4355%固体。浓度低会降低镍精矿质量。基原因是与铁结合的硫化铜的可浮性下降。粗选以后的尾矿，浓度较稀，铜细泥不易上浮，因而污染镍精矿。为了提高浓度，扫选前加浓缩作业，如将矿浆浓度从1520%固体，提高到3035%固体。（3）矿浆pH要求在12以上。一般且氢氧化

45、钠调节，也有用石灰的。对于低铁的铜镍锍，pH在12.312.5之间；高铁铜镍锍Ph=1212.2。（4）药剂用量较高。如捕收剂丁黄药的用量，一般为1公斤/吨左右。若铜镍锍中含铁高，用量还要高，有时达2公斤/吨以上。用量高的主要原因，是因为铜镍锍中铜的含量高。调整剂氢氧化钠的用量，常达13公斤/吨。某铜镍矿铜镍锍浮选流程如图5-8所示。图5-8 某铜镍矿铜镍锍浮选流程 铜镍混合精矿溶炼得到的铜镍锍，在530左右的温度条件下，保温48小时，让其缓慢冷却。冷却捕捞铜镍锍破碎、磨矿、浮选。流程从二段磨矿的分级机返砂处，接出一部分产品作为合金。所用的药方及得到的指标如下：药方：药 名用量，克/吨添加地点氢氧化钠1000（Ph=13）逐点丁 黄