永平铜矿铜硫浮选工艺技术进展.pdf

有色金属0 0 0 2 0 2 有色金属 2 0 0 0 No . 2 P. 5-10 , 19 永平铜矿铜硫浮选工艺技术进展 李崇德 项则传 摘 要回顾和评述永平铜矿投产15年来，铜硫浮选工艺从混合浮选、分步优先浮选 工艺到等可浮工艺的技术改造实践。原设计的混合浮选流程不能充分适应矿石性质， 药剂消耗大，浮选指标低，分步优先浮选工艺经与原混合浮选工艺在连续4个月同时处 理同类型矿石的生产对比表明，混合精矿均不再磨时，铜、硫回收率分别提高2 . 37 和 2 . 59，硫回收率持平但具有较大的潜力；分步优先浮选工艺具有再磨量少的优点，但 工业试验只证明技术上可行，而经济合理与否尚待研究；分步优先浮选工艺投入生产 约两年的实践证明，生产中该工艺铜粗选p H 值难以控制，硫回收率不稳定；吸取分步 优先浮选工艺的优点进行等可浮工艺的改造，从而在确保铜回收率稳定的基础上，较 大幅度地提高了硫回收率。 关键词混合浮选 分步优先浮选 等可浮 铜矿 回收率▲ 永平铜矿是以铜硫为主，伴生有银、金、钨等多金属的大型综合矿床，成因属矽 卡岩型。生产前期约2 4年为露天开采，选矿厂设计规模为10 0 0 0 t / d 。198 4年7 月开始试 生产，198 5年正式投产。投产初期，针对生产过程中出现的工艺及设备方面的问题， 进行了一系列的完善和改造，到198 8 年实现达产。为提高铜硫银回收率，北京矿冶研 究总院和永平铜矿联合，根据现场的浮选生产实际，进行了大规模流程考察和试验研 究工作，并在对铜硫混合浮选、铜硫分步优先浮选反复对比的基础上，利用1990 年扩 建浮选厂之机，在两个浮选系统各增加6 台SF16 m 3浮选机，使铜硫分步优先浮选工艺流 程得以实现，后来在生产中，由于SF16 m 3浮选机翻花严重，矿化效果差，1997 年改为 CH F14m 3浮选机。分步优先浮选工艺的工业应用主要是在1990 ～1993年，1994年以后 就改为等可浮工艺，原因是生产中分步优先浮选工艺的铜粗选p H 值很难控制，硫回收 率难以稳定和提高。为了在确保铜回收率稳定的基础上，进一步提高硫回收率，吸取 分步优先浮选工艺的优点，将浮选工艺改为等可浮工艺，从1994年到1999年的生产指 标分析，基本达到预期效果。 1 原矿性质 永平铜矿的矿石类型很多，其中以细脉浸染状黄铜矿、黄铁矿为主，其次为致密 浸染状黄铜矿、黄铁矿及少量含铜粘土矿和闪锌矿等。矿石的矿物组成比较复杂，铜 矿物主要为黄铜矿，其次为蓝辉铜矿、斑铜矿、铜蓝、孔雀石、硫铋铜矿等；其它金 属硫化矿有黄铁矿、白铁矿、闪锌矿、方铅矿、磁黄铁矿、辉钼矿等；银主要以独立 矿物存在，有碲银矿、针硫铋银矿、块辉铅铋银矿、块硫铋银矿等，含银矿物有褐硫 铋铜矿、锑黝铜矿等。银矿物主要与铋、铜、碲相关的特性有利于在选铜过程中综合 回收银。脉石矿物主要为石英，其次为粘土矿物及云母、石榴子石、白云石、绿泥石 f i l e / / / E| / q k / y s j s -x k / y s j s 2 0 0 0 / 0 0 0 2 / 0 0 0 2 0 2 . h t m （第 1／9 页）2 0 10 -3-2 3 13 11 59 有色金属0 0 0 2 0 2 等。 根据对原矿代表性矿样的研究分析，原矿中含铜0 . 6 8 6 ，硫14. 10 ，银8 . 8 g / t 。其 中铜主要是原生硫化铜，占52 . 33，次生硫化铜占37 . 7 6 ，结合氧化铜和自由氧化铜 各占6 . 7 0 和3. 2 1，氧化率为9. 91。代表性矿样的多元素分析和物相分析结果见表 1、表2 。 表1 原矿多元素分析结果 元素CuSPbZnT FeSbA s 含量 0 . 6 8 6 14. 10 0 . 0 11 0 . 0 46 18 . 6 0 0 . 0 0 10 . 0 0 2 元素 W O 3 Si O 2 A l 2O3Ca OM g OA g g / t 含量0 . 0 5 45. 40 6 . 8 16 . 42 1. 0 98 . 8 表2 原矿铜物相分析结果 物相自由氧化铜 结合氧化铜 次生硫化铜 原生硫化铜 合计 含量0 . 0 2 20 . 0 460 . 2 590 . 3590 . 6 8 6 占有率3. 2 16 . 7 037 . 7 652 . 3310 0 . 0 2 混合浮选流程存在的问题 永平铜矿投产后采用混合浮选流程 图1 ，其明显优点是结构简单，易于操作，但 选别指标不理想 投产初期指标见表3 ，尤其是伴生银的回收率很低，约为38 ～ 42 ，说明设计的混合浮选流程不能充分适应矿石性质。结合工艺矿物学研究结果分 析，主要原因是第一，实际生产处理的矿石类型和矿物组成比较复杂，黄铁矿含量 随不同出矿点变化很大，原矿硫品位 可由6 变到2 6 ，较设计原矿硫品位12 大不一 样，从而造成全混合浮选后铜硫分离非常困难，铜硫分离后所得硫精矿的含铜高，影 响铜的回收率；第二，伴生银的载体矿物主要是黄铜矿与黄铁矿，而铜矿物、银矿物 和黄铁矿等矿物组成及其相互关系也较复杂，尽管铜硫混选能保证混合粗选作业的铜 硫回收率，但在混粗精矿不再磨的情况下，在铜硫分离中会因连生体的大量存在而损 失铜银回收率，同时，在分选中为了抑制大量的黄铁矿要加入大量石灰，也影响着银 矿物在铜精矿中的富集；第三，混合浮选工艺不能有效地利用铜矿物可浮性差异较大 的特点，只采用单一的没有什么选择性的捕收剂乙丁基黄药，实际浮选中表现为铜硫 混选能在较少的浮选机槽数里即用较短的浮选时间就可达到较高的混选回收率，但分 选的难度加大，若粗精矿再磨，则会造成中矿量大的问题；第四，混选流程在实际操 作过程中，会人为地造成混合粗选石灰、捕收剂黄药的用量过大的情况，“强拉强 压”，使得在198 4～198 9年间使用混合浮选流程的黄药单耗达到2 40 ～36 0 g / t 。 f i l e / / / E| / q k / y s j s -x k / y s j s 2 0 0 0 / 0 0 0 2 / 0 0 0 2 0 2 . h t m （第 2 ／9 页）2 0 10 -3-2 3 13 11 59 有色金属0 0 0 2 0 2 图1 混合浮选工艺流程 表3 投产初期铜硫回收率 年度198 5 198 6 198 7 198 8 198 9 铜回收率 6 9. 40 7 4. 7 6 8 0 . 8 4 7 9. 6 1 7 9. 11 硫回收率 7 4. 17 7 1. 2 87 5. 43 7 8 . 35 8 0 . 92 3 分步优先浮选方案的提出 永平铜矿自198 5年正式投产至1990 年，一直采用全混合浮选及铜硫混合精矿不再 磨直接分离的浮选工艺。经过几年的生产实践及研究表明，该流程的铜硫混合浮选时 间不足，对原矿性质波动的适应性较差，尤其是在处理高铜高硫矿石时，混合浮选时 间不足更加突出，同时，铜硫分选也难尽人意。根据对全混合浮选工艺流程的考察分 析表明，原矿中各种铜矿物的上浮速度有较大差异。对粗选产品的解离度分析表明， 铜硫混合粗选精矿中铜矿物的单体解离度为91，以黄铜矿为主，其次为蓝辉铜矿、 铜蓝、黝铜矿等与黄铜矿交代组成的集合体；混合扫选作业上浮的矿物主要是黄铁 矿、白铁矿及少量的黄铜矿、铜蓝、黝铜矿的集合体，其中，在混扫一的泡沫中，铜 矿物单体约占44，铜矿物与黄铁矿连生体约占12 ；在混扫二泡沫中未见铜矿物的单 体，铜矿物全部和黄铁矿或脉石连生。可见混合粗精矿是一些解离充分、可浮性好的 铜矿物，而混合扫选上浮的是一些连生体或可浮性差的铜矿物。根据上述结论，永平 铜矿和北京矿冶研究总院共同开展了浮选工艺小型探索试验、连选试验及工业对比试 验，提出了分步优先浮选工艺。改造后的工艺流程见图2 。 f i l e / / / E| / q k / y s j s -x k / y s j s 2 0 0 0 / 0 0 0 2 / 0 0 0 2 0 2 . h t m （第 3／9 页）2 0 10 -3-2 3 13 11 59 有色金属0 0 0 2 0 2 图2 分步优先浮选工艺流程 4 分步优先浮选工艺的生产应用 4. 1 工艺调试 1990 年9月，1号浮选系统按图2 改造建成后，为考核其技术性能和生产指标，暴露 不足，并使工人熟悉和掌握操作要领，测定和统计技术数据，在都不采用再磨的前提 下，将1号浮选系统与仍采用图1流程的2 号浮选系统进行生产调试对比，为期3个月的 工业调试平均结果见表4。结果说明，新流程除硫回收率较低外，铜、银回收率分别比 混合浮选高3. 0 6 和6 . 44。 表4 1号、2 号浮选系统生产调试指标对比 系统 产品 名称 矿量 万t 产率 品位回收率 f i l e / / / E| / q k / y s j s -x k / y s j s 2 0 0 0 / 0 0 0 2 / 0 0 0 2 0 2 . h t m （第 4／9 页）2 0 10 -3-2 3 13 11 59 有色金属0 0 0 2 0 2 CuSA g g / t Cu SA g 1号原 矿 39. 7 3 10 0 . 0 0 . 7 46 13. 337 . 8 410 0 . 0 10 0 . 0 10 0 . 0 铜精矿1. 18 2 . 97 2 1. 0 7 32 . 7 3 148 . 96 8 3. 93 7 . 2 9 56 . 48 硫精矿9. 37 2 3. 6 0 0 . 199 41. 94 6 . 32 7 4. 2 3 尾 矿 2 9. 187 3. 43 0 . 0 99 3. 35 9. 7 5 18 . 48 2 号原 矿 37 . 57 10 0 . 0 0 . 7 34 13. 456 . 8 410 0 . 0 10 0 . 0 10 0 . 0 铜精矿1. 0 52 . 8 0 2 1. 2 1 34. 90 12 2 . 38 8 0 . 8 7 7 . 2 6 50 . 0 4 硫精矿9. 49 2 5. 2 5 0 . 2 2 0 44. 47 7 . 56 8 3. 50 尾 矿 2 7 . 0 3 7 1. 95 0 . 118 1. 7 3 11. 57 9. 2 4 1号-2 号 精矿-0 . 14 -2 . 532 6 . 58 3. 0 6 -9. 2 7 6 . 44 4. 2 流程结构调整 3个月的调试结果初步显示了新工艺在铜硫回收上的优势，但也反映出硫回收不佳 的弱点，分析硫回收率低的原因，概括起来有三点 1 铜精选一的作业尾矿 p H ＞11 返回粗选，影响粗选矿浆p H 值控制的准确性，而且硫在精选作业受到强烈的抑制，在 粗选作业没有任何活化措施的情况下，硫极易损失在尾矿中，这是造成硫回收率低的 主要原因。 2 新流程刚投入运行，各项控制条件尚未完善，p H 值控制范围窄，要求较 严，工人难以在短时间内完全掌握，使硫回收受到影响。 3 选硫新增的6 槽SF16 m3浮 选机的充气量小，矿浆翻花，形成矿化泡沫的效果很差，是造成硫损失大的另一重要 原因。 根据上述情况，将分步优先浮选流程结构进行了调整，包括 1 将铜精选系统中的 铜精选一尾矿由原来输送到粗选搅拌桶，改为输送到中矿铜硫分选的粗选作业； 2 铜 粗选作业p H 值控制在7 . 5～8 . 5的范围内； 3 提高铜扫选作业产率，应不少于15，采取 上述措施，可使铜精选尾矿中因受高碱性而被抑制的硫在铜硫分选作业中以槽内产 品进入硫精矿，适宜的铜粗选p H 值以及提高铜扫选中矿产率，有利于铜硫的回收。 4. 3 新旧工艺生产对比 1号系统新工艺经调试改进后与2 号系统再次进行了4个月的生产对比 均不再磨 ， 结果见表5。 表5 1号、2 号浮选系统同期生产指标对比 系统 产品 名称 矿量 万t 产率 品位回收率 CuSA g g / t CuSA g 1号原 矿 49. 7 3 10 0 . 0 0 . 596 12 . 6 07 . 6 610 0 . 0 10 0 . 0 10 0 . 0 铜精矿1. 2 8 2 . 57 18 . 6 7 3 33. 0 2 154. 31 8 0 . 36 6 . 7 2 51. 6 9 硫精矿 11. 39 2 2 . 8 8 0 . 195 42 . 0 2 7 . 50 7 6 . 32 尾 矿 37 . 10 7 4. 55 0 . 0 97 2 . 8 7 12 . 14 16 . 96 2 号原 矿 52 . 2 6 10 0 . 0 0 . 598 12 . 6 77 . 3210 0 . 0 10 0 . 0 10 0 . 0 f i l e / / / E| / q k / y s j s -x k / y s j s 2 0 0 0 / 0 0 0 2 / 0 0 0 2 0 2 . h t m （第 5／9 页）2 0 10 -3-2 3 13 11 59 有色金属0 0 0 2 0 2 铜精矿1. 30 2 . 49 18 . 6 96 35. 8 4 144. 11 7 7 . 99 7 . 0 5 49. 10 硫精矿 11. 8 2 2 2 . 6 1 0 . 197 44. 0 4 7 . 48 7 8 . 59 尾 矿 39. 14 7 4. 90 0 . 116 2 . 43 14. 53 14. 36 1号-2 号 精矿-0 . 0 2 1 -2 . 0 0 10 . 2 02 . 37 -2 . 2 7 2 . 59 由表5可见，分步优先流程，除硫回收率低2 . 2 7 外，铜、银回收率分别提高2 . 37 和2 . 59；新旧工艺的铜精矿品位相近，新工艺的银品位提高10 . 2 g / t 。需要说明一点的 是，生产对比期间，在未改造的2 号系统也增设了6 槽SF16 m 3浮选，使选硫时间延长， 硫回收率比原流程提高2 ～3，因此，分步优先流程和旧混合浮选流程的硫回收率基 本相当。 4. 4 分步优先流程强化选硫的措施及效果 分步优先浮选工艺经过局部结构调整，4个月的生产平均指标表明，硫回收率虽明 显提高，但仍不够理想。原因在于硫在铜的粗扫选作业中受到一定程度的抑制，活性 较差，上浮速度慢，而且选硫作业新增SF16 m 3浮选机充气量不足，影响硫的回收。为 此，现场曾采用添加矿山酸性废水活化选硫及对SF16 m 3浮选机实行充气的方法，取得 较好效果。试验表明，添加矿山酸性废水能降低铜粗选作业尾矿p H 值约0 . 5；充气使 SF16 m 3浮选机充气量达到1. 0 ～1. 5m3/ m2*m i n 。两项措施使选硫段的作业回收率提高8 ～15，相对于原矿而言，提高硫回收率0 . 8 ～1. 2 。目前，由于硫精矿价格低，销路 不好，故停止使用酸性废水活化选硫。 5 分步优先浮选工艺的应用效果评价 5. 1 分步优先浮选工艺的特点 首先，分步优先浮选工艺较好地结合了现场原有工艺设备的实际情况，充分利用 了选矿厂现有的浮选机和配置，只在混选系统后增加6 槽SF16 m 3浮选机强化选硫，并产 出泡沫硫精矿产品，其硫品位为2 6 ～38 ，并入到铜硫分选槽内产出的硫精矿中，一 同形成合格产品；第二，在分步优先浮选工艺中，采用了对铜矿物选择性和捕收力较 强的捕收剂丁基铵黑药，在短时间 约8 m i n 内先将大部分可浮性好、解离较充分的铜 银矿物浮出，直接送铜精选系统，因而充分利用了矿物可浮性差异，使铜矿物得到早 收、快收，增加了工艺流程对矿石性质变化的适应性；第三，分步优先浮选工艺对较 难选和解离不充分的铜银矿物，采用混合用药、强化浮选的措施，将铜扫选精 矿再磨 后铜硫分离，选完铜后再选硫，这一流程结构使再磨矿量比混合浮选再磨中矿量减少 50 以上，有利于铜银指标的提高，降低再磨生产成本。此外，硫精矿分别由铜硫分 离、硫粗选和硫扫选3点产出，有约15m i n 的独立选硫作业时间，为提高硫回收率创造 了条件，还可使在选硫作业加入矿山酸性废水活化选硫的措施得以实现。 5. 2 分步优先浮选工艺的应用效果评价 分步优先浮选工艺充分利用矿石的矿物组成特征和铜矿物的可浮性差异，达到早 收、快收铜矿物的目的，避免了因硫铁矿量过大造成在混合浮选过程中阻碍铜矿物上 浮的不利影响，因而，对矿石性质变化有较强的适应性。 分步优先浮选工艺经过长达一年的生产实践以及4个月的同类型矿石生产对比测 定，证明分步优先浮选流程使铜回收率提高2 . 37 ，银回收率提高2 . 59，两工艺中硫 回收率基本一致。因此，分步优先浮选工艺的指标是可靠的，指标改变是明显的。 f i l e / / / E| / q k / y s j s -x k / y s j s 2 0 0 0 / 0 0 0 2 / 0 0 0 2 0 2 . h t m （第 6 ／9 页）2 0 10 -3-2 3 13 11 59 有色金属0 0 0 2 0 2 中矿再磨能有效提高指标，特别是提高银铜回收率。其再磨中矿量仅为混合浮选 再磨量的一半，显示了很大的优越性，但技术经济可行性尚待进一步研究，生产上不 能急于采用。 采用矿山酸性废水选硫，增加浮选机和强化充气改善硫的回收，是进一步提高硫 回收率的有效手段。 5. 3 分步优先浮选工艺存在的问题 5. 3. 1 分步优先浮选工艺较难操作 分步优先浮选工艺的铜粗选作业矿浆p H 值要求高于混合浮选粗选矿浆p H 值约 0 . 5，控制在8 ～8 . 5之间比较好，p H 值低于8 时，铜粗精矿品位不够，导致最终铜精矿品 位低。另一方面，p H 值大于8 . 5，铜粗选作业的硫会受到抑制，使后续铜硫扫选及选硫 作业的硫不能充分上浮，致使硫回收率下降，可见，该流程的铜粗选p H 值要求范围 窄，碱性难控制，现场操作不易把握。另外，分步优先浮选工艺对药剂用量以及丁基 铵黑药、黄药和起泡剂等的搭配都有较高的技术要求，限于现场操作人员的技术状 况，这些技术难以全面掌握，一般偏向于提高p H 值，加大药量的操作方法来稳定铜粗 选和铜精矿品位，从而经常造成硫回收率波动大，且一般处于硫回收率较低的情况。 虽然采用了强化选硫的措施，但从1990 ～1993年间应用分步优先浮选工艺的生产指标 看，硫的回收率都较低，只有7 6 ～7 8 ，选硫仍有很大潜力。 5. 3. 2 分步优先浮选工艺的再磨问题 再磨工业试验是利用原混合浮选流程设计、但一直闲置的再磨系统进行的，显 然，再磨系统能力与1号浮选系统再磨矿量不配套。再磨期间，对再磨工艺参数的测定 和计算说明，在调试及整个工业试验的2 个月时间里，磨矿和分级效果不理想，从工业 试验所得生产指标看，铜、银、硫的回收率都有提高。表5说明，有再磨的浮选作业， 铜及伴生银回收率提高，主要是源于减少了铜、银在硫精矿中的损失。其中，伴生银 回收率的提高比较明显。但是，在分步优先浮选工艺中采用中矿再磨的技术经济可行 性尚有待进一步研究。因此，作为分步优先浮选工艺的重要技术手段的再磨技术，还 无法投入实际应用，使该工艺的优点未能充分体现。 表6 铜、银在硫精矿中的损失对比 系统 产品 名称 产率 品位回收率 Cu A g g / t CuA g 1号系统 有再磨硫精矿 2 4. 55 0 . 1599. 135. 2 7 2 3. 7 2 2 号系统 不再磨硫精矿 2 3. 7 5 0 . 19911. 0 56 . 59 2 7 . 49 1号-2 号 差值 硫精矿0 . 8 0 -0 . 0 4-1. 92 -1. 32 -3. 7 7 f i l e / / / E| / q k / y s j s -x k / y s j s 2 0 0 0 / 0 0 0 2 / 0 0 0 2 0 2 . h t m （第 7 ／9 页）2 0 10 -3-2 3 13 11 59 有色金属0 0 0 2 0 2 6 等可浮工艺的提出和应用 由于分步优先浮选工艺难操作，硫回收率低，且其再磨在经济上是否合理尚待研 究，为了提高硫回收率，在流程都不具备再磨的条件下，充分吸取分步优先浮选工艺 的优点，对流程进行了等可浮工艺的改造，侧重使用具有选择性的捕收剂丁基铵黑 药，并且和分步优先浮选工艺一样产出一个较低品位的硫精矿，使其与较高品位的分 离硫精矿合并，得到最终硫精矿，此外，经多次对比试验论证，SF16 m 3浮选机翻花严 重，矿化效果差，影响硫的回收，于1997 年将两系统的选硫作业的12 台SF16 m 3浮选机 改造为2 0 台CH F14m 3浮选机 每系统10 台 ，流程见图3。等可浮工艺于1994年投入使用 至今，从表7 可见该工艺稳定了铜的回收率，而硫回收率也得到较大幅度的提高，且较 容易操作，受到现场的普遍欢迎。生产实践证明，该工艺具有以下特点。 图3 铜硫等可浮工艺流程 表7 1994～1998 年铜硫银回收率统计 年度19941995 1996 1997 1998 铜回收率 8 0 . 50 8 0 . 57 8 0 . 7 4 8 0 . 6 7 8 0 . 8 0 硫回收率 8 1. 8 6 8 1. 31 8 1. 44 8 1. 488 1. 7 1 银回收率 53. 2 0 55. 6 0 55. 8 0 56 . 10 54. 7 9 f i l e / / / E| / q k / y s j s -x k / y s j s 2 0 0 0 / 0 0 0 2 / 0 0 0 2 0 2 . h t m （第 8 ／9 页）2 0 10 -3-2 3 13 11 59 有色金属0 0 0 2 0 2 第一，等可浮工艺较分步优先浮选流程结构更简单，对粗选p H 值控制范围较宽， 可针对不同矿石类型采用调高或调低铜硫粗选p H 值的方法操作，加大了流程对矿石性 质变化的适应性，因而在操作和现场管理方面，显示出突出的优势； 第二，虽然等可浮流程和混合浮选流程的结构基本一致，但等可浮流程较混合浮 选流程更有利于铜硫分离，原因有二，其一是等可浮流程采用较强选择性的捕收剂， 且大幅度地减少黄药用量，因而有利于铜硫分离；其二，进入铜硫分离的粗精矿产 率，等可浮流程较混合流程减少了3～8 ，同样有利于铜硫分选； 第三，等可浮流程能大幅度减少药剂用量，由于等可浮流程贯彻的是以铜为主的 等可浮的主导思想，这样在用药上就要求有选择性，有用量上的限制，客观上不能用 很高的捕收剂药量，否则就变成混浮了。基于这些特点，将其称为“等可浮工艺”流 程； 第四，等可浮流程的选硫作业可根据矿石硫品位的高低来决定开停，此外，还可 根据回收硫是否有经济效益来取舍，从而提高了该工艺的灵活性。例如，从1998 年下半 年开始，由于硫精矿滞销，价格大幅度下降，就取消了流程后续的选硫作业。 6 结语 永平铜矿198 5年正式投产后，铜硫浮选经历混合浮选到分步优先浮选，再到等可浮 工艺的几度改造，历时十多年，是一个较长的试验研究探索和现场实际情况相结合的 过程，最后形成了选矿指标稳定、综合回收率较高和选矿药剂单耗低的等可浮工艺。 然而，科技是要不断创新的，今后的选矿技术工作重点，从多年来的试验和生产实践 中可归结为四点其一，要利用铜矿物的可浮性差异，结合考虑现场实际的工艺设备 配置采用调整流程结构和使用选择性强的捕收剂，使得铜矿物早收、快收又不影响铜 硫分离；其二，由于有用矿物共生较密切，要做到铜硫矿物充分解离，降低硫精矿含 铜，大量试验结果证明，中矿再磨是一条有效途径，尤其是分步优先流程的中矿再 磨，因其再磨矿量少而体现出技术经济方面的先进性，但由于目前中矿再磨的效益问 题未能得到充分论证，还不能投入使用，因此，降低碎矿最终产品粒度，提高磨矿细 度，是目前面临的一项重要技术工作；其三，浮选矿浆浓度偏低，要进一步强化磨矿 分级作业的技术工作，使浮选矿浆浓度能在保证细度的条件下，达到30 ；第四，要充 分注意伴生金银的回收，探索使用低碱 即低石灰用量 条件下铜硫浮选的工艺方法，达 到提高铜硫浮选分离效果，又有利于伴生金银的回收的目的。■ 作者简介李崇德，北京矿冶研究总院硕士，工程师 10 0 0 44 项则传，北京矿冶研究总院硕士，工程师 10 0 0 44 f i l e / / / E| / q k / y s j s -x k / y s j s 2 0 0 0 / 0 0 0 2 / 0 0 0 2 0 2 . h t m （第 9／9 页）2 0 10 -3-2 3 13 11 59