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在线咨询西藏某铜矿原矿含铜仅0.44%，还伴生金0.12g/t，铜氧化率8.30%。铜矿物以黄铜矿为主，嵌布粒度极细，与石英、绢云母、绿泥石等脉石共生紧密。选矿难度较大。要把铜矿物单体解离出来，需要把矿石磨到很细;但是磨细后的绢云母、绿泥石等脉石矿物，就变成了矿泥。浮选过程中，矿泥会抢占药剂，使铜难浮。
最初采用的工艺是"优先浮选"，直接选铜。为了保住回收率，矿浆pH调到了10，黄铁矿反而抑不住，铜精矿里混进高达40.22%的黄铁矿杂质;铜精矿品位只有17.88%、铜回收率84.60%，更可惜的是伴生金回收率仅68.00%，三成多的金跟着尾矿跑了。尾矿中-20μm的微细粒铜单体占81.1%，说明大量铜被磨到过细，又没被收上来。
解决方案：铜硫混浮—再磨—铜硫分离
这种低品位含金铜矿之所以难选，主要问题有两处：微细粒铜难收、伴生金随泥化损失。改工艺的思路是把"铜和硫先一起收上来，再分开"。
先铜硫混浮。用碳酸钠取代原调整剂，把 pH 控制在 8.5。碳酸钠同时是分散剂，能抑制矿泥团聚和罩盖，让金矿物更容易随铜硫一起上浮——伴生金回收率因此改善。捕收剂用异丁基黄药 100 g/t，配 MIBC 起泡剂 20 g/t;试验表明丁铵黑药或 Z-200 都不如异丁基黄药，而加硫化钠反而会抑制金的上浮。磨矿细度控制在 -74μm 占 70%，兼顾解离与泥化。
再做混合精矿再磨。混浮所得混合精矿里铜硫仍连生，需再磨才能分离。这里用超细磨机(砂磨分散机)做选择性再磨，磨至 -38μm 占 90.7%，既把连生体打开，又避免像球磨那样整体过磨、产生新矿泥。
最后做铜硫分离。再磨后的矿浆在局部高碱环境下抑黄铁矿、浮铜，同时把一部分矿泥排入硫尾矿，减少泥对浮选的干扰。
项目结果
闭路试验下来，新工艺得铜精矿铜品位19.82%、含金4.46 g/t、铜回收率87.00%、金回收率73.80%。对比原工艺：铜品位提高，铜回收率升2.40个百分点，金回收率升5.80个百分点。金回收率的提升，主要来自混浮分散降泥、把金从矿泥里"救"了出来。
但工艺不适合所有的金铜矿。它只适用于微细粒嵌布、易泥化、又含伴生贵金属的低品位复杂硫化铜矿。对氧化率偏高的铜矿，氧化铜部分回收有限;金也没能完全回收，还有优化的空间。总之，此工艺是针对"细、泥、伴生金"这一特定组合的应对方案。
结语
低品位含金铜矿难选，根子在"细"和"泥"：矿物细，就得磨细;磨细则泥化，泥一多就罩盖、就随尾矿跑。破局关键，是先混收、再细磨、后分离——用分散剂把泥压住，用选择性再磨把连生体打开，用局部高碱把硫撇开。把每一克金属、尤其是随泥流失的伴生金尽可能收回来，正是这类难选矿的选矿工艺经济命门。
文章来源：《西藏某低品位含金复杂难选铜矿选矿工艺研究》
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