非洲某硫化铜矿浮选试验研究.pdf

第 38 卷 第 2 期2024 年 4 月有色设备NONFERROUS METALLURGICAL EQUIPMENTVol.38 No.2Apr.2024引用格式:徐家林,徐冰,朱东方.非洲某硫化铜矿浮选试验研究J.有色设备,2024,38(2):38-45.XU Jialin,XU Bing,ZHU Dongfang.Experimental study on flotation of a copper sulfide ore in AfricaJ.Nonferrous Metal鄄lurgical Equipment,2024,38(2):38-45.非洲某硫化铜矿浮选试验研究徐家林,徐摇 冰,朱东方(沈阳隆基电磁科技股份有限公司,辽宁 沈阳 110000)摘摇 要 非洲某硫化铜矿中全铜品位 2郾 085%,氧化铜品位 0郾 151%。为确定适合该矿石中铜矿物有效回收的工艺流程及工艺技术条件,保证铜精矿的品位和回收率,进行浮选试验研究。结果表明,当磨矿细度-0郾 074 mm 占67%时,进行一段粗浮选,二段扫浮选和二段精浮选流程。采用硫化钠为浮选调整剂(活化及调浆作用);混合黄药+丁铵黑药为捕捉剂,2#油为起泡剂,最终获得铜品位 31郾 24%的铜精矿,铜回收率 91郾 40%。关键词 硫化铜矿;浮选;药剂用量;回收率;选矿;氧化铜;混合黄药;丁铵黑药中图分类号 TD95摇 摇 摇 文献标志码 A摇 摇 摇 文章编号 1003-8884(2024)02-0038-08DOI:10.19611/11鄄2919/tg.2024.02.0070摇 引言铜具有良好的导热性、导电性、延展性、耐磨性和耐腐蚀性及抗磁性,被广泛地应用于电气电子行业、机械和冶金行业、轻工业行业、国防等诸多领域1-3。但是随着铜矿资源日益减少,铜矿石逐渐向“贫、细、杂冶转变,难选矿多,易选矿少,所以对于铜矿分选技术的要求也在不断提高4-6。硫化铜矿是铜矿主要存在形式之一,其选别是铜矿选矿行业的重要研究方向7-8。为能够全面开发非洲某硫化铜矿,确定适合该矿石中铜矿物有效回收的工艺流程及工艺技术条件,保证铜精矿的品位和回收率,进行了硫化铜矿浮选试验研究。1摇 矿石性质经分析,该铜矿的原生矿石主要包含黄铜矿、斑铜矿及少量辉铜矿;氧化矿矿石有孔雀石、硅孔雀石、假孔雀石、含铜蛭石、含铜软锰矿(含铜黑土)、含铜褐铁矿及少量黄铜矿、辉铜矿;脉石矿物包括石英、黑云母、微斜长石、白云石和透闪石。对原矿矿样进行了光谱分析,结果见表 1。表 1摇 原矿矿样光谱分析结果Table 1摇 Results of spectral analysis of raw ore化学成分CuCoSFeNiZnSbPbBiAl2O3CaOMgOSiO2含量/%2郾 100郾 0474郾 0553郾 9280郾 0180郾 0040郾 0360郾 084郾 9298郾 7319郾 65244郾 261收稿日期 2023-12-20第一作者 徐家林(1973),男,湖北钟祥人,高级工程师,大学本科,主要研究方向为选矿工艺,现任沈阳隆基电磁科技股份有限公司副总经理。摇摇由表 1 可知,原矿主要有用组分为铜,含量2郾 10%;原矿含钴 0郾 047%、含铁 3郾 928%,品位均较低,本次选矿试验不考虑回收。主要脉石矿物为SiO2,含量 44郾 261%。摇 摇 对原矿进行化学多元素分析可知,原矿全铜2郾 085%,酸 可 溶 性 铜 品 位 0郾 16%,铜 氧 化 率8郾 12%。2摇 试验设备及试验方案2郾 1摇 试验设备试验所用主要设备见表 2。2郾 2摇 试验方案本试验分别进行磨矿时间和细度试验、捕收剂摇 摇 摇 摇表 2摇 主要试验设备Table 2摇 Instruments used in the experiments设备名称型号生产厂家XRF 荧光光谱分析仪S8TLGER德国布鲁克公司球磨机XMQ240 伊90江西龙中机械有限公司单槽浮选机3L、1L、0郾 5L湖南省长沙顺泽矿冶机械制造有限公司电子天平YP1102上海光正医疗仪器有限公司电子天平TB-214北京赛多利多仪器有限公司集热式磁力加热搅拌箱DF-1江苏省金坛市荣华仪器制造有限公司电热恒温干燥箱DHG-9247A上海精宏试验设备有限公司多用真空过滤机XTLZ辽宁省地质矿产勘查开发局种类及用量试验、调整剂种类及用量试验、药剂用量试验、粗浮选时间试验、浮选次数确定试验等条件试验及综合开路试验和闭路试验确定最终浮选流程和最终产品指标。条件试验对矿样进行一段磨矿,磨矿后产品经过一次粗浮选选别,将选别得到的产品进行过滤、烘干、取样、化验,具体流程如图 1 所示。图 1摇 条件试验流程Fig.1摇 Experiments fiowsheet of condition test摇3摇 试验结果与讨论3郾 1摇 磨矿时间和磨矿细度试验为确定最佳的磨矿时间和细度,进行了磨矿时间和细度条件试验。本试验在浮选槽容量为 1 L 的浮选机中进行,取矿样重量 380 g,确定矿浆浓度30郾 5%,在捕收剂为混合黄药 40 g/t,起泡剂为 2#油20 g/t 时,改变磨矿时间和磨矿细度,进行一次浮选选别,从而确定最佳的磨矿时间和磨矿细度。具体磨矿时间及细度条件试验的工艺流程如图 2 所示,结果见表 3。图 2摇 磨矿细度试验工艺流程及条件Fig.2摇 Experiments fiowsheet of grindingfineness test and condition摇表 3摇 磨矿时间及细度试验结果Table 3摇 Experiments results of grinding time andgrinding fineness磨矿时间磨矿细度(-0郾 074 mm占比)/%产品名称产率/%铜品位/%铜回收率/%粗精矿7郾 3719郾 2664郾 823忆10义57尾矿92郾 630郾 8335郾 18原矿100郾 002郾 19100郾 00粗精矿8郾 1018郾 7670郾 353忆30义62尾矿91郾 90郾 6929郾 65原矿100郾 002郾 16100郾 00粗精矿8郾 2518郾 8271郾 553忆50义67尾矿91郾 750郾 6728郾 45原矿100郾 002郾 17100郾 00粗精矿8郾 3219郾 0371郾 214忆10义72尾矿91郾 680郾 6928郾 79原矿100郾 002郾 20100郾 0093徐家林等:非洲某硫化铜矿浮选试验研究摇 摇 由表3 可知,随着磨矿细度-0郾 074 mm 占57%由增加到 67%,精矿产率由 7郾 37%增加至 8郾 25%,精矿铜回收率由 64郾 82%增加至 71郾 55%。通过数据分析可以判断出,随着磨矿细度的增加,铜矿物逐渐达到单体解离,脉石和贫连生体能够与铜精矿实现良好分离,产生了粗精矿产率和铜回收率逐渐增加的效果;但是当磨矿细度-0郾 074 mm 占比超过67%时,磨矿细度过细,发生过磨现象,将大颗粒精矿磨细,导致部分微细粒精矿随脉石矿物一同排出,铜回收率有所下降,由 71郾 55%下降至 71郾 21%,下降了 0郾 34%。因此,为保证精矿铜回收率,选择磨矿细度为-0郾 074 mm 占 67%。3郾 2摇 捕收剂种类及用量试验鉴于该非洲硫化铜矿现有浮选工艺使用的捕收剂为丁基黄药,本文将采用丁基黄药与混合黄药、混合黄药与丁铵黑药的联合添加进行药剂种类及用量的对比试验。由于该硫化矿石在浮选过程中所得精矿品位很容易达到要求,故在药剂选择时主要考虑能获得较高回收率的捕收剂。在浮选槽容量为 1 L 的浮选机中进行试验,取矿样重量 380 g,在确定矿浆浓度 30郾 5%,磨矿细度-0郾 074 mm 含量占 67%的条件下,改变捕收剂种类及用量、起泡剂 2#油用量,进行一次粗浮选。具体流程如图 3 所示,结果见表 4、5。图 3摇 捕收剂种类试验工艺流程及条件Fig.3摇 Experiments fiowsheet of collectortype and condition摇摇 摇 由表 4 可知,当捕收剂为丁基黄药时,粗精矿产率为 7郾 23%,精矿铜品位为 21郾 31%,精矿铜回收率为 73郾 03%;当捕收剂为混合黄药时,粗精矿产率为8郾 67%,精矿铜品位为 17郾 97%,精矿铜回收率为74郾 55%。由于混合黄药含碳链,捕收能力增强,在药剂用量相同的情况下,虽然采用混合黄药获得的精矿铜品位低于丁基黄药,但是使用混合黄药的精矿产率比丁基黄药提升了1郾 44%,回收率提高1郾 52%。表 4摇 黄药捕收剂对比试验结果Table 4摇 Comparative results of xanthate collector捕收剂种类及用量/(g t-1)产品名称产率/%铜品位/%铜回收率/%丁基黄药 402#油 20混合黄药 402#油 20粗精矿7郾 2321郾 3173郾 03尾矿92郾 770郾 6126郾 97原矿100郾 002郾 11100郾 00粗精矿8郾 6717郾 9774郾 55尾矿91郾 330郾 5825郾 45原矿100郾 002郾 09100郾 00因此,选择混合黄药作为本试验的捕收剂。摇 摇 由表 5 可知,在降低混合黄药用量情况下,增加少量丁铵黑药,可发挥两者的协同效应,在保证捕收能力的同时,使浮选泡沫更为稳定。在药剂总用量相同的情况下,加入少量丁铵黑药,虽然粗选精矿的产率由 8郾 67%降低至 8郾 08%,但是精矿铜 品 位 由 17郾 97%提 升 至 20郾 75%,提 高 了2郾 78%,精 矿 铜 回 收 率 由 74郾 55%提 升 至78郾 74%,提高了 4郾 19%。在混合黄药和丁铵黑药联合使用的情况下,粗选精矿的铜品位和回收率提高效果较明显,所以确定混合黄药和丁铵黑药联合使用作为试验流程捕收剂。表 5摇 捕收剂种类及用量试验结果Table 5摇 Experiments results of collector type and dosage捕收剂种类及用量/(g t-1)产品名称产率/%铜品位/%铜回收率/%混合黄药 402#油 20混合黄药 302#油 10丁铵黑药 20粗精矿8郾 6717郾 9774郾 55尾矿91郾 330郾 5825郾 45原矿100郾 002郾 09100郾 00粗精矿8郾 0820郾 7578郾 74尾矿91郾 920郾 4921郾 26原矿100郾 002郾 13100郾 003郾 3摇 调整剂种类试验为确定最佳的调整剂种类,进行调整剂种类条件试验。在浮选槽容量为 1 L 的浮选机中进行试验,取矿样重量380 g,在确定矿浆浓度30郾 5%,磨矿细度为-0郾 074 mm 含量占 67%,捕收剂为混合黄04有色设备摇 2024 年第 2 期药 30 g/t、丁铵黑药 15 g/t,起泡剂 2#油10 g/t 的条件下,改变调整剂种类,进行一次粗浮选。具体流程如图 4 所示,结果见表 6。图 4摇 调整剂选择试验工艺流程及条件Fig.4摇 Experiments fiowsheet of regulatortype and condition摇表 6摇 调整剂选择的试验结果Table 6摇 Experiments results of regulator type调整剂种类用量/(g t-1)产品名称产率/%铜品位/%铜回收率/%石灰500硫化钠260粗精矿8郾 2121郾 3878郾 36尾矿91郾 790郾 5321郾 64原矿100郾 002郾 24100郾 00粗精矿8郾 0522郾 0080郾 13尾矿91郾 950郾 4819郾 87原矿100郾 002郾 21100郾 00摇 摇 由表 6 可知,采用石灰作为试验调整剂时,获得精矿产率为 8郾 21%,精矿铜品位为 21郾 38%,精矿铜回收率为 78郾 36%;采用硫化钠作为试验调整剂时,获得的精矿产率为 8郾 05%,精矿铜品位 22郾 00%,精矿铜回收率为 80郾 13%。硫化钠能够将氧化矿硫化为类硫化矿,进而易与黄药类捕收剂发生作用,得到更好的选别指标9-10。硫化钠作为调整剂与石灰作为 调 整 剂 相 比,虽 然 精 矿 产 率 略 微 下 降 了0郾 16%,但是精矿铜品位提高了 0郾 62%,精矿铜回收率提高了 1郾 77%。硫化钠的调整作用效果比石灰明显,在精矿品位相当的情况下,铜回收率有明显提高。因此,选择硫化钠作为调整剂。3郾 4摇 硫化钠用量试验从初步试验结果可知,硫化钠对选铜有一定的促进作用,具体用量的差异对指标也有较大的影响,故而进行了药剂用量的条件试验。在浮选槽容量为1 L 的浮选机中进行试验,取矿样重量380 g,在确定矿浆浓度 30郾 5%,磨矿细度为-0郾 074 mm 含量占67%,捕收剂为混合黄药 30 g/t、丁铵黑药 15 g/t,2#油 10 g/t,活化剂为硫化钠的条件下,改变硫化钠的用量,进行一次粗浮选。具体流程如图 5 所示,结果见表 7。图 5摇 硫化钠用量试验流程Fig.5摇 Experiments fiowsheet of sodium sulfidedosage摇表 7摇 硫化钠用量试验结果Table 7摇 Experiments results of sodium sulfide dosage硫化钠用量/(g t-1)产品名称产率/%铜品位/%铜回收率/%粗精矿10郾 0019郾 2484郾 240尾矿90郾 000郾 4015郾 76原矿100郾 002郾 28100郾 00粗精矿9郾 3320郾 1885郾 58180尾矿90郾 670郾 3514郾 42原矿100郾 002郾 20100郾 00粗精矿9郾 5220郾 0786郾 85260尾矿90郾 480郾 3213郾 15原矿100郾 002郾 20100郾 00粗精矿9郾 0520郾 7286郾 03400尾矿90郾 950郾 3313郾 97原矿100郾 002郾 18100郾 00摇 摇 由表 7 可知,随着硫化钠用量的增加,精矿铜品位也逐渐提升。随着硫化钠用量增加,在氧化铜表面形成一层硫化膜,可以使氧化铜能够被捕收剂捕收,提高精矿铜品位和回收率,但是过量使用硫化14徐家林等:非洲某硫化铜矿浮选试验研究钠,会对硫化铜矿的浮选效果造成影响11-13,所以当硫化钠用量由 260 g/t 增加到400 g/t 时,精矿铜回收率由 86郾 85%降低至 86郾 03%。综合考虑,选择硫化钠用量 260 g/t 较为适宜。3郾 5摇 丁铵黑药用量试验针对含有氧化铜矿物的铜浮选工艺,丁铵黑药可以优化矿化后的泡沫状态,减少捕收剂及起泡剂用量的同时,一定程度上可提高铜回收率。为确定丁铵黑药最佳用量,在总药剂用量相同情况下,进行了不同药剂组合用量的条件试验。在浮选槽容量为 1 L 的浮选机中进行试验,取矿样重量 380 g,在确定矿浆浓度 30郾 5%,磨矿细度为-0郾 074 mm 含量占 67%,活化剂硫化钠用量 260g/t,捕收剂为混合黄药、丁铵黑药,起泡剂 2#油 10g/t 的条件下,改变捕收剂的用量,进行一次粗浮选。具体流程如图 6 所示,结果见表 8。图 6摇 丁铵黑药用量试验流程Fig.6摇 Experiments fiowsheet of ammoniumdibutyl dithiophosphate摇表 8摇 丁铵黑药用量试验结果Table 8摇 Experiments results of ammonium dibutyldithiophosphate药剂种类及用量/(g t-1)产品名称产率/%铜品位/%铜回收率/%混合黄药 302#油 10丁铵黑药 20混合黄药 202#油 10丁铵黑药 30粗精矿9郾 1819郾 7782郾 14尾矿90郾 820郾 4317郾 86原矿100郾 002郾 21100郾 00粗精矿10郾 3817郾 2581郾 76尾矿89郾 620郾 4518郾 24原矿100郾 002郾 19100郾 00摇 摇 丁铵黑药对铜矿的选择性和捕收能力较高,具有一定的起泡性,在减少捕收剂及起泡剂用量的同时,一定程度上可提高铜回收率14-16。由表 8 并结合试验时泡沫状态可知,加入丁铵黑药后浮选泡沫厚度增加,矿化效果明显改善,但随着丁铵黑药用量由 20 g/t 增加至 30 g/t、混合黄药用量由 30 g/t 减少至 20 g/t 后,其粗选泡沫厚而不实,精矿铜回收率并未进一步提高,反而由 82郾 14%降至 81郾 76%,下 降 了 0郾 38%;精 矿 铜 品 位 由19郾 77%降低至 17郾 25%,降低了 2郾 52%。综合考虑,粗选丁铵黑药用量 20 g/t,在少量增加混合黄药用量条件下,保证粗选铜回收率指标。3郾 6摇 粗浮选时间试验为确定粗选最佳浮选时间,进行了粗选浮选时间试验。在浮选槽容量为 1 L 的浮选机中进行试验,取矿样重量380 g,在确定矿浆浓度30郾 5%,磨矿细度为-0郾 074 mm 含量占 67%,活化剂硫化钠用量 260 g/t,捕收剂为混合黄药 30 g/t、丁铵黑药20 g/t,起泡剂 2#油 10 g/t 的条件下,进行粗浮选时间分别为2 min、3 min、4 min 的浮选试验。具体流程如图 7 所示,结果见表 9。图 7摇 粗选浮选时间试验流程Fig.7摇 Experiments fiowsheet of roughingflotation time摇摇 摇 由表 9 可知,此类矿石中铜矿物易于富集,集中上浮较快17-19,粗精矿 1 的铜作业回收率高达79郾 45%,粗精矿 2 的铜作业回收率降至 4郾 27%,粗精矿 3 中铜作业回收率仅为 1郾 15%。为保证铜精矿的回收率和作业效率,综合考虑,粗选浮选时间选择 3 min。3郾 7摇 精浮选、扫浮选次数试验为考察精、扫选次数对浮选指标的影响,进行了24有色设备摇 2024 年第 2 期摇 摇 摇表 9摇 粗选浮选时间试验结果Table 9摇 Experiments results of roughing flotation time产品名称浮选时间/min产率/%铜品位/%铜回收率/%作业累计作业累计作业累计粗精矿 127郾 2523郾 5679郾 45粗精矿 212郾 119郾 364郾 3519郾 234郾 2783郾 72粗精矿 311郾 0310郾 392郾 417郾 561郾 1584郾 87尾矿89郾 61100郾 000郾 3615郾 13原矿100郾 002郾 15100郾 00精选、扫选次数试验。在浮选槽容量为 1 L 的浮选机中进行试验,取矿样重量 380 g,在确定矿浆浓度30郾 5%,磨矿细度为-0郾 074 mm 含量占 67%,活化剂硫化钠用量 260 g/t,捕收剂为混合黄药 30 g/t、丁铵黑药 20 g/t,起泡剂 2#油 10 g/t 的条件下,粗浮选时间 3 min,进行 1 次粗浮选+3 次精选+3 次扫浮选浮选试验。具体流程如图 8 所示,结果见表 10。图 8摇 精浮选、扫浮选次数试验流程Fig.8摇 Experiments fiowsheet of the number of fineflotation and sweep flotation摇摇 摇 由表 10 可知,精选 3 次时,铜精矿品位达到36郾 85%,从整体回收率的影响及精矿合格指标方面综合考虑,2 次精选即可达到工艺要求的精矿品位,而 第 3 次 扫 选 作 业 仅 使 铜 回 收 率 提 高 了0郾 49%,从成本及效益的综合平衡方面考虑,2 次扫选基本上属于最经济适用的流程,综上,推荐该矿石的浮选工艺流程为 1 次粗选+2 次精选+2次扫选。表 10摇 精浮选、扫浮选次数试验结果Table 10摇 Experiments results of the number of fineflotation and sweep flotation产品名称产率/%铜品位/%铜回收率/%作业累计作业累计作业累计精矿2郾 6836郾 8545郾 28精尾矿 31郾 133郾 8127郾 9534郾 2114郾 4859郾 76精尾矿 21郾 094郾 9024郾 0431郾 9512郾 0171郾 78精尾矿 16郾 3911郾 295郾 0316郾 7214郾 7586郾 53扫精矿 14郾 8188郾 711郾 940郾 334郾 2813郾 47扫精矿 23郾 3783郾 900郾 750郾 241郾 169郾 19扫精矿 32郾 1880郾 530郾 490郾 220郾 498郾 03尾矿78郾 350郾 217郾 54原矿100郾 002郾 18100郾 003郾 8摇 综合开路试验根据各种浮选工艺条件的优化结果,结合浮选实践,最终确定综合开路试验的药剂制度及浮选流程方案。取矿样重量 380 g,粗选矿浆浓度 33%;粗选及扫选在浮选槽为 3 L 的浮选机中进行;精选玉在浮选槽为 1 L 的浮选机中进行;精选域在浮选槽为 0郾 5 L 的浮选机中进行。磨矿细度为-0郾 074 mm 含量占 67%,活化剂硫化钠用量 260 g/t,捕收剂为混合黄药 30 g/t、丁铵黑药 20 g/t,起泡剂 2#油 10 g/t 的条件下,粗浮选时间 3 min,进行 1 次粗选+2 次精选+2 次扫选试验。具体流程如图 9 所示,结果见表 11。摇 摇 由表 11 可知,综合开路试验结果为:精矿铜品位32郾 24%、铜回收率57郾 12%;尾矿铜品位0郾 21%、铜损失率 7郾 93%。34徐家林等:非洲某硫化铜矿浮选试验研究图 9摇 综合开路试验流程Fig.9摇 Fiowsheet of opened鄄circuit test摇表 11摇 综合开路试验结果Table 11摇 Results of opened鄄circuit test产品名称产率/%铜品位/%铜回收率/%精矿3郾 8832郾 2457郾 12精尾矿 21郾 0422郾 2210郾 55精尾矿 14郾 199郾 3917郾 96扫精矿 16郾 871郾 524郾 76扫精矿 23郾 381郾 091郾 68尾矿81郾 640郾 217郾 93原矿100郾 002郾 19100郾 003郾 9摇 闭路试验鉴于闭路循环有残余药剂存在,综合考虑闭路试验药剂用量与综合开路试验药剂用量略有变动。在综合开路试验的基础上,进行药剂用量的调整,适当降低药剂用量,得到新的药剂制度后,开始闭路试验。闭路试验所用试验设备与综合开路试验一致,每次取矿样重量 380 g,具体流程如图 10 所示,结果见表 12,数质量流程如图 11 所示。摇 摇 由图10、图11 和表12 可知,原矿经过1 次粗浮选、2 次扫浮选和 2 次精浮选,中矿依次返回至上一段浮选流程的闭路试验,得到最终精矿铜品位31郾 24%,精矿产率 6郾 10%,精矿铜 采 用 回 收 率91郾 40%;最 终 尾 矿 铜 品 位 0郾 191%,尾 矿 产 率93郾 90%,尾矿回收率 8郾 60%;另外,原矿中氧化铜品位为 0郾 151%,通过选别后,精矿中氧化铜品位提升至 1郾 06%,氧化铜回收率为 42郾 80%。图 10摇 闭路试验工艺流程Fig.10摇 Fiowsheet of closed鄄circuit test摇图 11摇 闭路试验数质量流程Fig.11摇 Closed鄄circuit fiowsheet of quantity鄄quality摇表 12摇 闭路试验结果Table 12摇 Results of closed鄄circuit test产品名称产率/%品位/%铜回收率/%TCuAsCuTCuAsCu精矿6郾 1031郾 241郾 0691郾 4042郾 80尾矿93郾 900郾 1910郾 0928郾 6057郾 20原矿100郾 002郾 0850郾 151100郾 00100郾 004摇 结论1)该非洲某硫化铜矿矿石,在试样全铜品位2郾085%,氧化铜品位0郾151%,取得较好的选矿指标。44有色设备摇 2024 年第 2 期2)该矿石在磨矿细度为-0郾 074 mm 占 67%条件下,粗选矿浆浓度 30郾 5%,采用“1 次粗选+2 次扫选+2 次精选冶硫氧混合浮选工艺流程,可达到精矿铜品位 31郾 24%、铜回收率 91郾 40%的较好指标,氧化铜回收率达 42郾 80%。3)浮选药剂推荐采用:硫化钠为浮选调整剂,混合黄药+丁铵黑药为捕捉剂,2#油为起泡剂。参考文献1 张亮,杨卉秡,赵军伟,等.世界铜矿资源系列研究之一资源概况及供需分析J.矿产保护与利用,2010(5):63-67.2 曹玉川.某硫化铜矿浮选试验研究J.矿冶工程,2023,43(4):82-84,88.3 杨玮,覃文庆,张建文.云南某硫化铜矿浮选试验研究J.金属矿山,2009(9):94-97.4 蔺月萌,韩百岁,姜丽帅,等.氧化铜矿浮选方法及药剂的研究现状及展望 J/OL.矿产综合利用:1-102024-04-08.http:椅 周海欢.青海某难选铜矿浮选试验研究D.武汉:武汉理工大学,2012.6 邓禾淼.复杂嵌布高硫铜矿分选系统优化研究J.中国矿山工程,2023,52(2):26-32.7 苟浩然,曾海鹏,黄红军,等.湖北某复杂低品位铜矿浮选试验研究J.矿冶工程,2023,43(4):85-88.8 陶坤.高效铜捕收剂在国外某含碳硫化铜矿浮选的应用研究J.中国矿业,2023,32(S1):413-418.9 余祖芳,梁治安,陈晓芳,等.某难选氧化铜矿浮选工艺试验J.现代矿业,2015,31(5):76-78.10 彭光菊.氧化铜矿浮选工艺J.武汉工程大学学报,2011,33(5):46-49.11 杜淑华.猫飞山难选氧化铜矿选矿试验研究D.昆明:昆明理工大学,2007.12 崔毅琦,王飞旺,孟奇,等.云南某低品位高结合率氧化铜矿选冶联合试验研究J.昆明理工大学学报(自然科学版),2015,40(2):32-37.13 郑永兴,文书明,刘健,等.难处理氧化铜矿强化浸出的研究概况J.矿产综合利用,2011(2):33-36,40.14 左小华,谭元敏,苏振宏,等.硫化铜矿石浮选捕收剂的最新研究进展J.应用化工,2015,44(9):1733-1736.15 刘之能,覃文庆,张建文.丁基铵黑药体系下单斜磁黄铁矿浮选行为及其表面吸附机理J.有色金属(选矿部分),2009(2):41-44.16 傅开彬,汤鹏成,秦天邦,等.四川某微细粒次生硫化铜矿浮选工艺研究J.矿冶工程,2018,38(6):48-50,54.17 朱立,姜观辉,李娜,等.铜渣选矿生产工艺流程优化J.绿色矿冶,2023,39(6):62-67.18 刘志国,张宇,康金星,等.青海某复杂铜铅锌矿选矿试验研究J.中国矿山工程,2022,51(5):75-81.19 田宝刚,李伟华,徐富华,等.某低品位多金属硫化镍矿选矿试验研究J.有色矿冶,2022,38(5):26-28+31.Experimental study on flotation of a copper sulfide ore in AfricaXU Jialin,XU Bing,ZHU Dongfang(LONGi Magnet Co.,Ltd.,Shenyang 110000,China)Abstract:The total copper grade of a copper sulfide in Africa is 2郾 085%,and the copper oxide grade is0郾 151%.In order to determine the process flow and technical conditions suitable for the effectiverecovery of copper minerals in the ore and ensure the grade and recovery rate of copper concentrate,theflotation test was carried out.The results show that under the condition of grinding fineness of-0郾 074 mm accounting for 67%,the process flow of one roughing,two sweeping and two cleaning isadopted.The flotation agent uses sodium sulfide as flotation regulator(activation and pulping).Mixedxanthate+butyl ammonium black powder was used as trapping agent,and 2#oil was used as foamingagent.Finally,the copper concentrate with a copper grade of 31郾 24%and a copper recovery of 91郾 40%was obtained.Key words:copper sulfide ore;flotation;dosage of reagent;recovery;ore beneficiation;copper oxide;mixed xanthate;butyl ammonium black蒉54徐家林等:非洲某硫化铜矿浮选试验研究