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铜矿石一般都要经过选矿，浮选是选别铜矿石的主要方法。随着铜矿石的不断开采，其入选矿石品位降低，难选的复合矿、氧化矿比例增加；加上设备和能源的涨价以及环保的严格要求等；致使选矿成本提高、选矿难度增大。因此，如何降低选矿成本、开发利用难选的低品位铜矿石是目前铜选矿的重要研究课题。
一、选厂规模扩大、设备大型化以及自动化水平高
（一）矿石品位低，选厂规模扩大
近几十年来，世界铜矿石的开采品位逐年下降。20世纪50年代为1.88%，1960年为1.33%，1970年为1.1%，1980年则降至0.55%。美国从70年代兴建设的大型铜选厂入选品位多数较低，如西雅里选厂入选铜矿石品位仅为0.32%，日处理量为9万吨。
我国已探明的铜资源中，平均品位仅为0.71%，品位大于1%的仅占1/5。有色总公司生产矿山品位为0.69%，尚待建设的铜矿山品位只有0.62%。
大型低品位斑岩铜矿的开采。据初步统计，世界已探明的铜资源中，斑岩铜矿就占60%以上；美国和智利的斑岩铜矿占该国总储量的80%～90%。虽然斑岩铜矿品位低，但斑岩铜矿的可选性好且可以大规模露天开采，采矿和选矿成本都比较低等，所有这些是实现大规模开采和扩大选厂规模的先决条件。
如世界大型露天铜矿丘基矿，就是一座特大型斑岩铜矿，日处理量达16万吨。据初步统计，目前世界上日采矿量在3万t以上的铜矿山大约有40多个，其中绝大多数都是斑岩铜矿，而且同时还伴生有金、银、钼等多种有价成分。我国江西德兴铜矿，也是一座大型斑岩铜矿，选矿日处理量达9万吨以上；除回收铜以外，还综合回收钼和金银，这就大大提高了选厂的综合效益。
（二）设备大型化
选厂规模的扩大，导致设备大型化，特别是破碎、磨矿设备的大型化较为明显，国内外大型铜矿山广泛采用自磨与半自磨，因自磨与半自磨能节省基建投资和生产费用，对矿石物理性质具有较好的适应性。
如美国科珀顿铜选厂1988年安装3台Φ10.4m×4.6m半自磨机，1992年扩建第四磨矿系统中，安装1台目前世界上最大的Φ10.97m×5.18m半自磨机，澳大利亚芒特艾萨等铜选厂在改建中采用2台Φ8.13m×3.68m的自磨机取代了细碎车间、粉矿仓、棒磨机和第一段球磨机，结果使选厂操作费用减少30%，1989年进行的可行性研究证明每年可节约980万澳元，这种自磨－球磨联合流程较原来流程降低了磨矿细度。我国江西德兴铜矿选厂安装了Φ5.4m×6.0m球磨机，每台球磨机与8台Φ660mm的旋流器构成闭路。用旋流器代替分级机是近年磨矿、分级的发展趋势。
浮选设备的大型化也在不断发展，大型浮选机在铜选厂中获得了广泛的应用。如阿根迁阿拉布雷拉选厂1997年9月投产使用的芬兰奥托昆普浮选机，其槽容积达100m3。加拿大奥皮斯卡选厂用的马克斯韦尔（Maxwell）MX－14型其槽容积为57m3。这种浮机为圆桶形，其特点是功率为一般浮选机的35%～40%，维修费为其20%～25%，占地面积和安装费均为其30%～35%。我国云南易门木奔选厂投资100多万元将粗扫选改为CHF－x14m3的充气搅拌式浮选机；同6A型浮选机相比，耗电较6A省30%，水轮盖板寿命比6A长一倍半，工作效率明显提高。
从20世纪80年代以来，浮选柱在国内外铜选厂的应用取得了很大进展，尤其是浮选柱成功应用在浮选回路的精选区。由于浮选柱能产出高品位的最终精矿，减少精选数从而简化精选回路，简化和改善精选回路的过程控制，操作及维修费用低等，所以能在精选作业成功取代机械搅拌式浮选机。
（三）选厂自动化水平提高
由于选厂规模和设备的大型化，对自动化要求也越来越高。自动化一般可使选厂设备能力提高10%～15%，劳动生产率增加20%～50%，生产成本降低3%～5%。所以在新建的选厂或旧厂改造中，大都采用机组或生产工段的自动控制乃至全厂集中控制。从20世纪80年代以来，计算机控制在美国、英国、加拿大、澳大利亚等发达国家得到了广泛应用。如澳大利亚Mount Isa4号铜选厂用HP2116G计算机控制磨矿回路，在粒度不变的情况下，使处理量达到最大值；而且用闭路电视来监视磨矿作业。
我国的选厂自动化水平也在逐步提高。如何北铜选厂采用恒定给矿和球磨机浓度自动控仪，白银选冶厂研制并采用BYF型矿浆载流X－荧光分析仪，进行在线检测。
铜陵有色公司凤凰山选矿厂是我国目前机械化和自动化水平较高的选厂之一。选厂设有一个总控制室，破碎、磨矿、浮选及脱水等全部设备均由总控制室来进行开停车操作；通过功率仪表，还可以了解全厂生产情况。磨矿作业利用r射线浓度计控制棒磨、球磨的排矿浓度。不但可以进行测量，而且可以高速矿浆浓度，提高浮选指标。浮选pH值的自动控制是由pHG－2IA型工业酸度计和pHGF－B型沉入式清洗酸度发送器组成，配套应用；浮选过程稳定化控制采用库里厄－300型矿浆载流X－荧光分析仪。
二、浮选新工艺的研究与进展
（一）分支串流浮选工艺应用
分支串流浮选新工艺的创立和推广在国内外引起极大的注意，德兴铜矿通过此工艺的工业试验，铜精矿品位提高2.74%，回收率提高0.7%；同时还减少了一个精选作业，浮选药剂耗量明显下降。宝山铜矿采用分支浮选后，铜钼混合精矿不需集中精选，就可进入铜钼分离系统；而最终产品铜精矿14级以上的品级率由33.18%提高到73.37%，钼精矿一级品率由48.48%上升到85.14%。
东川矿务局落雪选厂1993年6月采用分支串流浮选减少3号系统精选浮选机24台，精选搅拌槽2台，年节约电费约15.57%万元；节约药剂硫化钠，丁黄药和2号油费用共计32.32万元；增加银回收经济效益为64.58万元。
（二）电化学方法调浆研究与应用
近年来电化学方法调浆工艺在国内外进行了许多研究工作，取得很大进展，被认为是强化浮选工艺有前途的方法。
俄罗斯采用通电处理（阴极电流70～90A/m2，通电时间7～10min）可以强化硫化钠对硅孔雀石的活化作用，使其可浮性由56.1%提高到81.2%。对黄药或黑药在248～320A/m2电流强度下进行电化学处理，可使铜和镍的回收率分别提高6.54%和1.65%，精矿中铁含量降低4.95%。美国进行了在外控电位下辉钼与黄铜矿分离的研究，外控电位－1.2V，辉钼矿可浮，黄铜矿不浮；当电位升到＋0.3V，辉钼矿难浮，黄铜矿可浮，湖北铜录山铜矿工业试验用石灰调节pH值为10～11，矿浆电位调为142～189mV，硫化铜矿的无捕收剂，少捕收剂（45g/t）浮选可以得到与常规浮选（捕收剂113.8g/t）相近的浮选指标。
此外，浮选用水和回水的电化学处理不仅可以得到所需组成的浮选用水，实现浮选用水闭路循环，而且可以降低浮选药剂用量和提高浮选指标。
（三）充气调浆工艺应用
矿石中含有大量黄铁矿和磁黄欠矿的铜镍矿和铜锌矿，采用充气加速硫化铁矿的氧化，强化了分选过程，俄罗斯为改善含大量（50%～60%）磁黄铁矿的高铜镍矿石的铜优先浮选指标，采用充气搅拌20min，结果铜回收率提高4.1%～4.7%，铜品位提高1%～1.4%，且降低了药剂用量，丁基黑药从19～25g/t降至12～17g/t，起泡剂从20g/t降至5～8g/t。加拿大诺兰达公司选矿厂处理铜、锌、黄铁矿和磁黄铁矿矿石，除了在磨矿作业中的矿浆充气外，还在铜锌浮选前进行充气调浆，有效地抑制黄铁矿和磁黄铁矿，使铜的回收率提高4%。
（四）粗精矿或中矿再磨
将粗精矿或中矿再磨也是提高选别指标的方法之一。中条山铜矿胡家峪选厂采用粗精矿再磨后精选的流程，铜精矿品位提高4%以上。金堆城一选厂为获得优级品铜精矿和银精矿，在精选段设置两段再磨，第二段磨矿细度达－500目82%。
三、伴生有价金属的综合回收
为提高经济效益，充分利用矿产资源，国内外铜矿山都非常重视伴生元素的综合回收，尤其是金、银等贵金属的回收。
德兴铜矿采用广州有色金属研究院研制的Y－89黄药代替丁黄药，在泗州选厂进行了工业试验，其结果表明：在铜指标不降低的前提下，铜精矿中金的回收率提高了5.17%，三期工程投产后日处理9万t矿石，增产黄金283.6kg/a，增收2000多万元/a。湖北大冶铁矿采用一种新型捕收剂SLS－1，可有效提高混合浮选作业铜、金回收率。与用乙黄药相比，铜、金回收率分别提高3.75%和8.16%。
闪速浮选是提高铜矿伴生金银回收的有效途径之一，因为闪速浮选是处理磨矿后旋流器分级的底流，其底流中金银品位较原矿高且粒度较粗，回收这部分金银可减少过磨的损失。印度尼西亚利德维尔铜选厂安装2台SK－240闪速浮选机，使金银回收率分别提高19%和1.5%。对含大量黄铁矿和磁黄铁矿的铜金的矿石采用充气调浆可强化铜金的浮选；萨兰达选厂采用充气调浆工艺，使金的回收率提高15%。
此外，调整流程结构，提高磨矿细度，降低pH值和采用组合药剂也可提高铜矿中金银回收率。
四、硫化铜矿浮选分离技术取得进展
（一）硫化铜硫矿
硫化铜矿中常有黄铁矿共生，两者均有好导电性及可浮性。戈保梁等人从矿石结构，半导体性质及电化学方面论述黄铜矿和黄铁矿的可浮性及其浮选分离方法，用硫氮九号作捕收剂，在pH=11时，两矿物的浮选热力学电位差异较大，可望实现浮选分离，自诱导浮选和硫诱导浮选可克服捕收剂浮选的无选择性吸附，是铜硫分离较有前途的方法，广西容县铜矿，采用腐殖酸和石灰组合抑制黄铁矿，当铜回收率和单独使用石灰相近时，铜精矿品位从14%提高到18%。
石道民等针对大冶铜山口铜矿难选铜矿，采用一粗二扫混合浮选，碱性矿浆中混合用药（丁黄药:乙硫氮=4:1）得粗精矿，再细磨达96%的－200目，使铜、硫充分解离，得含硫35.95%的硫精矿，综合回收了低品位黄铁矿。阿尔瓦列茨等以甲醇调节矿物表面张力，对某黄铜矿与黄铁矿的浮选分离进行了研究，结果发现矿浆中加入体积分数为1%的甲醇和少量S－701捕收剂，取得满意的结果，这个工艺可替代以石灰抑制黄铁矿的常规方法。同时，使用甲醇对细粒浮选有利，为泥化与过粉碎黄铜矿石提供了又一种浮选工艺。
（二）硫化铜钼矿
氮气取代空气介质分离铜钼精在世界铜钼选厂中广泛应用，氮气能阻止药剂氧化尤其是Na2S的氧化，因而降低了Na2S的用量，加拿大直布罗陀铜钼选厂采用氮气介质，取消了蒸吹，使Na2S用量由8kg/t降低到2kg/t。俄罗斯采用非极性捕收剂HNOTPNH－3取代锭子油处理铜钼矿石，结果铜钼回收率分别提高1%和0.5%。
美国专利介绍一种较为复杂的一硫代次磷酸盐与双乙黄药混合使用，可提高铜钼分选效果。还介绍一种铜钼矿石优先选铜浮选工艺，加亚硫酸盐离子和苛性淀粉调浆pH值为5.2～6.2，调浆后加烷基二硫代亚磷酸盐浮铜，铜尾矿加煤油选钼。
有机抑制剂的研究与应用，也取得了很大的时展。常见的低分子有机抑制剂由烷烃（短链）、亲固基和亲水基组成，如巯基乙酸（钠）、巯基乙醇、四甲基硫代脲嘧啶以及pilips石油公司推出的以奥方（orfom）为商业品牌的D系列产品。由于这类药剂价格偏高，大规模工业应用尚困难。
（三）硫化铜镍矿
加拿大国际镍公司的铜硫采用二苯胍作辉铜矿的捕收剂，糊精作镍黄铁矿的抑制剂进行优先浮选，大大提高了选择性，镍的脱除率比在同样条件无糊精的空白试验高50%。
俄罗斯北方镍公司成功地应用电化学方法处理高冰镍矿浆，从而改善了铜镍浮选分离选择性。工业试验结果表明，电化学处理方法可提高生产效率15%～20%，同时也降低了铜精矿的含镍量和镍精矿中的含铜量。
五、选冶联合流程或化学选矿法的研究与进展
为提高铜矿石的综合利用水平，应用选冶联合流程或化学选矿法是一个重要发展趋势。
国外广泛采用的湿法处理氧化的工艺，基本上是浸出―萃取―电积法（即Sx－Ew法）。由于Sx－Ew法投资省、工艺流程简单，电铜成本低，并且能充分利用二次资源（常规选矿方法不能利用的采空区残矿、氧化带、剥离的外表矿、选矿尾矿等）。因而该法生产的铜产量逐年增加，尤其是美国和智利发展很快；目前此法生产的铜占西方国家铜产量的10%左右。
随着我国技术的增长及对铜的需求量增加，近几年来湿法提铜技术也取得了较快的进展。如在云南省兴起的堆浸－沉淀置换得海绵铜矿工艺和浸出―萃取―电积的工艺方法，对许多小规模的氧化铜矿山已经取得了较好的效果，据不完全统计，云南省利用此方法所产电铜约6000t/a左右。江西武山铜矿南矿带高品位铜氧化矿，原矿铜品位1.29%，氧化率72%，采用堆浸―萃取―电积工艺回收铜。堆浸场有效面积约2700m2，堆矿坡度一般为35°～40°，堆浸场的底垫采用中细尾矿砂加塑膜隔层，粗尾矿砂三层结构。堆浸场四周建有堤堰和挖掘排水防洪沟渠。根据几年的生产实践经验，每层堆高一般控制在1～1.5m，下一层矿的铜浸出达到一定含量后，再推新一层矿石。浸出液汇入集液池经泵加压并经两个池沉淀后进入萃取系统，经“二萃一反”流程处理，富铜液经砂滤器除去有机物及部分杂质后直接进入电积生产获得电铜。但是，由于我国湿法炼铜技术的工业起步较晚，该工艺尚存在某些问题（萃取剂价贵、消耗大、铜提取率低及环境污染等），还有待今后进一步研究解决。
东川矿务局科研所开发了水热硫化―浮选法和氨浸―硫化沉淀―浮选法两种选冶联合流程新工艺。对东川汤丹氧化铜矿石的工业试验结果，常规硫化浮选的精矿品位和回收率分别为10.09%和73.09%，水热硫化浮选法的精矿品位和回收率可达18.97%和86.89%，而氨浸―硫化沉淀―浮选法的精矿品位和回收率高达25.45%和90.36%。
水热硫化－浮选法实质上是常规硫化浮选的一个发展。其原理是热压条件下，使硫与氧化铜矿物发生化学反应，生成稳定易选的人造硫化铜矿物，并在温水中用浮选硫化铜的方法来回收。氨浸―硫化沉淀―浮选法是在加压浸出过程中，加元素硫（硫粉），在氧化铜矿物被NH3～CO2溶解后，立即又被沉淀为硫化铜。矿浆不经过固液分离而直接蒸馏，在回收了NH3和CO2之后，沉淀的“人造硫化铜”和矿石中原有的自然硫化铜一并浮选回收，虽两种工艺的选别效果很好，但由于在加温加压条件下进行，这影响其在实际生产中的推广和应用。
离析－浮选法是处理难氧化铜矿的有效工艺之一，到目前为止还没发现不能用此法处理的氧化铜矿物，但此法的能耗大，成本太高，因此在实际生产中广泛应用还有困难。
综上所述，虽然铜矿石的开采品位逐年下降，但铜精矿品位和回收率则随着选矿工艺的发展和技术进步而逐年提高。
选厂规模扩大，势必导致设备大型化和自动化水平提高。浮选新药剂的开发与研究，是提高难选氧化铜矿选别指标的一条重要措施。选冶联合流程或化学选矿法的应用，尤其是浸出－萃取－电积法在生产中的广泛应用是处理用常规浮选无法解决的铜矿物的发展趋势。
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