铜硫浮选分离工艺及药剂研究进展

摘要：黄铜矿作为关键的硫化铜矿物，在自然界中常与黄铁矿紧密共生。鉴于这2种矿物的浮选特性极为相似，在浮选过程中实现二者的有效分离具有一定难度。综述了黄铜矿与黄铁矿表面浮选特性的差异，总结了多种硫化铜矿浮选技术，包括优先浮选法、混合浮选法、快速浮选法、异步浮选法及分支浮选法等，并阐述了各自具有的独特技术特点，探讨了铜硫浮选分离过程中捕收剂与抑制剂的研究现状，使相关作用机理逐渐清晰。同时，对铜硫浮选分离技术与药剂研发的发展方向进行了展望，以期为铜硫浮选分离研究提供理论基础和实践指导。

关键词：黄铜矿；黄铁矿；铜硫浮选分离；浮选工艺；浮选药剂；可浮性差异

中图分类号：TD952文章编号：1001-1277（2025）01-0047-09

文献标志码：A doi：10.11792/hj20250108

引言

铜作为一种关键的战略性资源，凭借其卓越的延展性、导电性及导热性等特性，在电力传输、建筑施工、轻工业生产及机械制造等多个领域中得到了普遍应用[1-3]。根据全球铜资源储量统计数据，总量约为8.9亿t。中国铜资源储量在全球排名第7，铜矿床以中小型为主，且矿石品位普遍偏低。近年来，随着开采力度的持续增强，矿石的“贫、细、杂”程度日益提高[4-6]，这无疑加剧了中国铜资源开发的难度。目前，中国铜资源的供应高度依赖进口，国际市场波动对中国铜资源的稳定供应构成了潜在威胁。因此，加大铜资源的开采强度并提高铜资源的开发利用率，对于确保国民经济稳定运行具有至关重要的意义[7-9]。

鉴于铜硫矿在形成过程中通常与硫铁矿共生，二者相似的浮选特性导致在浮选过程中容易发生相互夹带，这不仅影响了产品的质量指标和生产效率，而且随着易选矿石资源的日益枯竭，当前硫化铜矿的性质逐渐恶化，使得铜矿物与硫铁矿的分离难度日益增加[10-12]。因此，实现黄铜矿与黄铁矿的有效分离对于铜资源的综合开发至关重要。本文综述了黄铜矿与黄铁矿表面浮选特性的差异，并探讨了铜硫分离的浮选工艺及药剂应用，旨在为后续研究提供理论基础和实践指导。

1铜硫矿石可浮性及分离难点

1.1黄铜矿可浮性

黄铜矿（CuFeS₂）是较为常见的硫化铜矿物，其晶体结构于1917年由BURDICK和ELLIS首次明确。常温常压下为I-42d空间群，其中，Cu原子、Fe原子与S原子呈四配位，属于四方晶系结构[10-12]。黄铜矿单位晶胞中含有4个Fe原子、4个Cu原子和8个S原子，其完整结构为Cu₄Fe₄S₈，其晶体几何结构如图1所示。穆斯堡尔谱和X射线光电子能谱（XPS）中Cu和Fe分别呈+1价和+3价，因此，黄铜矿表面氧化后可能生成亲水性Cu（Ⅱ）氧化物或氢氧化物，降低黄铜矿表面疏水性[13-16]。

前期研究表明，黄铜矿表面的Cu原子和S原子之间主要以共价键形式相互作用，导致其表面天然具备显著的疏水性[17-18]。然而，黄铜矿表面在矿浆环境中易受氧化作用影响，其可浮性会因矿浆含氧量及pH差异而表现出显著的波动性[19-20]。在无捕收剂条件下，黄铜矿在矿浆pH值为2～12时，仍能保持良好的可浮性[2];而当黄药作为捕收剂时，黄铜矿在矿浆pH值为8～13时，捕收效果相对稳定[22]。在中碱性条件下，黄铜矿表面可生成CuS和单质硫等物质，适当提高黄铜矿表面疏水性；当pH过高时，矿浆中大量的OH-会在黄铜矿表面生成Fe（OH）₃和Cu（OH）₂薄膜，从而降低其可浮性[23-25]。因此，通常选择在中碱性条件下进行黄铜矿的浮选回收。

1.2黄铁矿可浮性

黄铁矿（FeS₂）作为自然界中最普遍的硫化物之一，通常与黄铜矿共生，因其在多个领域的广泛应用而成为研究焦点[26-27]。黄铁矿的典型形态为立方晶体结构，属等轴晶系，黄铁矿中的Fe原子与S原子以六配位形式存在，形成八面体构造，其空间对称结构为Pa（T₁6）[28-29]。黄铁矿晶体几何结构如图2所示。

大量研究表明，黄铁矿的可浮性与其晶格缺陷、物理性质、化学组成、矿床形成类型和浮选矿浆环境等均有关系[28，30-32]。黄铁矿晶体结构的缺陷会对其半导体特性、晶体电子结构、晶胞参数及晶格常数等产生影响[33]。例如：黄铁矿晶体中存在铁空位、硫空位缺陷，以及铜、钴等杂质的晶格取代，这些因素会降低铜离子在黄铁矿表面的吸附能，从而促进黄铁矿的活化[34]。此外，铁空位、硫空位及杂质的晶格取代亦会对矿物的化学组成产生影响。研究发现，黄铁矿的硫铁比值越接近2，其可浮性越好[35]。

在实际生产过程中，黄铁矿的浮选特性显著受其氧化程度的影响。研究发现，在酸性介质中，黄铁矿的氧化作用导致其晶格内的Fe—S键断裂，并通过一系列化学反应最终转化为Fe（Ⅱ）和硫酸根离子[36]。在碱性条件下，黄铁矿的氧化需要矿浆中氧气的参与。氧化动力学研究结果表明，其氧化产物主要包括FeOOH和硫代硫酸根离子[371。此外，在黄铁矿的氧化过程中，晶格内的Fe（Ⅱ）会向黄铁矿表面迁移，并形成Fe（OH）₂，该物质随后被氧化为Fe（OH）₃和FeOOH，使得黄铁矿可浮性降低。

1.3铜硫浮选分离难点

1）黄铜矿与黄铁矿同属窄带隙半导体硫化物矿物，二者在矿浆中的电化学反应过程较为复杂[38]。研究指出，在与黄铁矿共存的条件下，黄铜矿的溶解速率会显著增加[39]。黄铜矿溶解产生的铜离子倾向于吸附在黄铁矿表面，这不仅增强了黄铁矿的浮选性能，同时对捕收剂在黄铜矿表面的吸附能力产生了一定程度的抑制作用。

2）在实际浮选过程中，针对不同矿物组成的铜硫矿石，其可溶性盐类的溶解度存在差异，这将导致在浮选阶段矿浆中不可避免地引入大量离子，从而对矿物表面特性及药剂吸附产生影响[40]。

3）黄铁矿晶体结构受晶格缺陷影响较大，其表面性质及化学组成较为复杂，不同产地及矿床类型的黄铁矿可浮性存在较大差异，因此，对于不同黄铁矿的抑制较为困难[41-42]。

4）在铜硫矿石浮选过程中，金、银等贵金属通常伴生在黄铜矿和黄铁矿中，因此，不仅需要关注黄铜矿与黄铁矿的有效分离，还应重视黄铁矿的活化及回收率。当前，生产现场采用的“强压强拉”浮选技术会导致药剂成本和设备维护问题，同时还会对贵金属的回收率产生不利影响[43-45]。

2铜硫浮选分离工艺研究现状

由于黄铜矿和黄铁矿具有相近的天然可浮性，浮选过程中产生的精矿产品容易出现相互夹带现象，这将对后续加工及冶炼过程产生不利影响。随着中国矿产资源的不断开发，易选矿石资源日益减少，矿石“贫、细、杂”程度越来越高，入选矿石的品质逐渐恶化，加大了铜硫浮选分离难度[46]。目前，常用的铜硫浮选分离工艺主要包括优先浮选和混合浮选。此外，许多学者基于不同矿石特性，对传统工艺流程进行了改进，从而形成了异步浮选、分支浮选、快速浮选等多种新型铜硫浮选分离工艺。

2.1优先浮选

优先浮选是一种基于不同矿物存在的可浮性差异，先浮选易分离矿物，随后对剩余矿物进行浮选的工艺。在铜硫矿石的处理中，通常首先实现铜精矿的浮选分离，随后对铜浮选尾矿进行硫精矿浮选。此外，针对矿石粒度特性，可采用粗精矿再磨再选或中矿再磨再选的多段浮选工艺，以提升铜矿物的浮选效率和指标。

谢浪等47]以乙黄药+JQ-1为组合捕收剂，利用二者对黄铜矿良好的选择性，采用优先浮选铜—粗铜精矿再磨再选—尾矿选硫工艺处理江西某铜品位为1.15%、硫品位为4.72%的铜硫矿石，最终将铜精矿铜品位提高至22.45%、铜回收率提升至86.09%，硫精矿硫品位提高至30.35%、硫回收率提升至66.29%。丘世澄等[48]对某含银硫化铜矿石进行了优先浮选与混合浮选2种浮选工艺的对比研究，分析了铜、银、硫的分离效果及回收率。结果表明，使用Z-200为捕收剂、石灰为抑制剂，采用优先浮选流程得到的精矿铜、银、硫品位分别为20.17%、277.9 g/t、37.11%，铜、银、硫回收率分别达到98.41%、92.38%、43.76%，各项数据均优于混合浮选。郑思勇等[49]为解决某铜锌硫多金属矿中金属产品互含的问题，使用铜锌高效捕收剂DF-201、DF-301和高效硫抑制剂S601，采用优先浮铜—铜尾浮锌—锌尾浮硫的原则流程，获得了铜品位为23.17%、含锌1.25%、铜回收率为96.08%的铜精矿，锌品位为42.20%、含铜0.32%、锌回收率为75.25%的锌精矿，以及硫品位为35.25%、含锌0.43%、硫回收率为65.00%的硫精矿，有效解决了铜、锌、硫分离困难，产品指标波动大的问题。

2.2混合浮选

混合浮选在处理浸染状构造的铜硫矿石中得到了广泛应用。该工艺首先从矿浆中提取混合精矿，随后依据矿物特性和相应的药剂制度，决定促进或抑制其浮选，以实现矿物分离。该方法的优势在于，经过粗磨后即可废弃尾矿，有效降低了后续处理过程中的电能和药剂消耗。

高起方[50]采用Mos-2+MA-1组合捕收剂回收某多金属铜硫矿石，利用Mos-2和MA-1的协同效应，采用混合浮选—铜硫分离浮选工艺，最终获得铜品位20.14%、铜回收率88.53%，硫品位41.56%、硫回收率77.70%的铜硫混合精矿。常永强等[S]针对越南某铜矿石中部分铜矿物嵌布粒度细、与黄铁矿致密共伴生的特点，采用铜硫混合浮选—混合精矿再磨—再磨精矿分离的选别流程，混合浮选使用丁基黄药为捕收剂，精矿分离以石灰为抑制剂，获得了铜品位23.85%、铜回收率93.27%的铜精矿，不仅获得了理想的产品指标，同时，粗精矿再磨可降低粗选阶段磨矿产生的能耗，实现了铜硫有效分离。冯泽平等[52]对某含金、铜、硫矿石进行浮选分离试验，确定了铜金硫混合浮选—铜硫分离—硫精矿再磨—金硫分离的选别流程，混合浮选阶段采用YZ-05为捕收剂，金硫分离以石灰为抑制剂，最终可获得铜、金、银品位分别为19.57%、36.93 g/t、61.00 g/t，铜、金、银回收率分别为88.7%、65.5%、46.70%的铜精矿，以及硫品位48.24%、硫回收率69.70%的硫精矿，实现了该矿石的资源综合回收。

2.3快速浮选

快速浮选是一种用于回收可浮性较好矿物的浮选工艺，根据矿石嵌布粒度差异，在磨矿回路中优先将部分可浮性好的矿物浮出，实现“早收多收”。此外，由于快速浮选机安装在磨矿回路，可及时将大颗粒精矿从矿浆中分离出来，减轻了磨矿负荷，同时避免了过磨和泥化现象的发生[53-55]。

沈继财[56]针对某硫化铜矿长期采用的传统浮选工艺导致金属铜及其伴生金属金、银回收率低的问题，结合矿石性质，在原有工艺基础上以Z-200为捕收剂，采用部分快速浮选新工艺对磨矿作业中的解离矿物进行快速浮选，铜、金、硫回收率分别提高了0.90百分点、1.94百分点、3.01百分点，分选效率显著提升，经济效益显著。王立刚等[57]针对某矿物种类复杂、次生铜比例高的铜硫矿石，采用快速浮选工艺，结合选择性再磨技术进行回收，快速浮选阶段采用选择性较好的铜捕收剂BK903和BK202，获得了铜品位24.53%、铜回收率85.41%的铜精矿及硫品位46.15%、硫回收率72.78%的硫精矿，铜硫矿石中的金、银均得到较好回收。针对矿物种类繁多、嵌布关系错综复杂的难选含金银铜硫矿石，田树国等[58]采用“铜快速浮选—快速浮选尾矿铜硫混浮—混浮粗精矿铜硫分离”闭路工艺流程，分别以丁铵黑药和丁基黄药+丁铵黑药为快速浮选和铜硫混浮捕收剂，最终获得了铜累积回收率92.03%、金累积回收率64.51%、银累积回收率72.91%的铜精矿，该工艺所用药剂种类较少，有效解决了目的矿物嵌布不均和回收困难的问题。

2.4异步浮选

异步浮选根据矿浆中混合精矿浮选速率差异，将一步浮选流程分为多步进行，不同的浮选过程可采用相同或不同的药剂制度，适用于分离同一矿石中性质差异较大的矿物。

王金庆[59]针对某可浮性及嵌布粒度均存在一定差异的含银铜硫矿石，提出异步-快速-强化的新型铜硫分选工艺，即在粗选过程采用异步浮选，对易浮矿物采用快速浮选，对难浮矿物进行再磨后强化浮选。结果表明，相较于传统工艺，该新型工艺显著提升了铜硫矿石的分选效率，铜和银的品位分别提升了3.56百分点和8.74百分点。李冬等[60]对米朵拉铜矿进行了浮选工艺研究，采用异步浮选—中矿再磨的浮选流程，得到了含铜26.34%、含金3.01 g/t、含银48.88 g/t的铜精矿，铜、金、银的回收率分别为91.15%、47.62%和66.89%，研究结果有效解决了黄铜矿嵌布粒度不均的问题，确保不同粒径的黄铜矿均得到了充分回收。

2.5分支浮选

传统浮选流程主要涉及将粗选产生的泡沫进行一次或多次精选，以分离和富集目标矿物。分支浮选将原矿浆分流，粗选泡沫与后续矿浆混合后再次浮选。这减少了药剂消耗，提高了入选品位，强化了二次富集，减轻了离子影响。分支浮选工艺包括分支分速浮选、分支串流浮选、分支载体浮选等，对复杂矿石和微细粒矿石浮选效果良好。

解子花等[61]针对大平掌铜矿矿石性质日益恶化、产品指标下降等情况，采用分支串流浮选工艺进行试验研究，结果表明，相比于常规浮选工艺，铜精矿铜品位和铜回收率分别提高了0.84百分点和0.05百分点，且捕收剂用量和精选次数均明显降低，节能降耗效果明显。此外，国内多个选矿厂采用分支串流浮选工艺，提高了铜硫精矿的品位和回收率。该工艺结构合理，能降低药剂消耗和加工成本，为选矿厂带来更大的经济效益[62]。

3铜硫浮选分离药剂研究现状

3.1捕收剂

硫化矿捕收剂主要有黄药类、黑药类和硫氨酯类。黄药类因捕收性能和经济性好而广泛应用，黑药类选择性较好，而硫氨酯类在提高硫化铜矿伴生金属回收率方面效果显著。高效捕收剂虽不断开发，但同时具备捕收性能和选择性的产品仍少，因此，铜硫浮选分离捕收剂的理论研究受到学术界广泛关注。

MKHONTO等[63]采用密度泛函理论（DFT）和微浮选试验研究，结合X射线光电子能谱数据，分别比较了0-异丙基-N-乙基硫代氨基甲酸酯（IPETC）、0-异丙基-N-二乙基硫代氨基甲酸酯（IPDETC）和S-烯丙基-N-二乙基硫代氨基甲酸酯（ADEDTC）在黄铜矿和黄铁矿上的吸附强度，结果表明，3种药剂在黄铜矿上的Cu位点吸附强度为ADEDTCgt;IPDETCgt;IPETC，在黄铁矿上的Fe位点吸附强度为ADEDTCgt;IPETCgt;IPDETC，为黄铜矿和黄铁矿的浮选分离提供了较好思路。JIANG等[64]研究了磷酸二丁酯（HDBP）在黄铜矿、黄铁矿和方铅矿浮选分离中的作用机制，结果表明，在低碱条件下，HDBP分子的单双键氧原子可选择性地与黄铜矿表面的Cu原子吸附，对黄铁矿和方铅矿的作用极小。这一结果通过密度泛函理论、电化学检测技术及X射线光电子能谱分析得到验证。XIAO等65]合成了一种新型表面活性剂0-异丙基-S-[2-

（羟基亚胺）丙基]二硫代碳酯（IPXPO），并将其作为黄铜矿的选择性捕收剂，以实现与黄铁矿的浮选分离。结果表明，pH值为4～9时，IPXPO在黄铜矿表面的吸附能力显著提升。热力学和动力学分析显示，IPXPO在黄铜矿表面的吸附过程是自发的，傅里叶变换红外光谱（FTIR）分析进一步阐明了IPXPO的选择性吸附机制，这与IPXPO分子中的C=S和C=N—OH官能团与黄铜矿表面铜原子形成的Cu—S、Cu—0和Cu—N有关。WU等[66]深入研究了在无石灰条件下，使用乙酰丙酮（AA）作捕收剂对黄铜矿和黄铁矿进行分离的机理。研究发现，在pH值为9时，乙酰丙酮吸附于黄铜矿表面，而在黄铁矿表面的吸附较少。通过密度泛函理论分析，黄铜矿表面的Fe（Ⅲ）比黄铁矿表面的Fe（Ⅱ）反应活性更高，使得乙酰丙酮在黄铜矿表面的吸附能更高。这表明乙酰丙酮在无石灰铜硫分离工艺中具有潜在应用价值。

3.2抑制剂

3.2.1无机抑制剂

在铜硫浮选分离中，无机抑制剂因选择性高和成本低而被广泛使用。常见的黄铁矿无机抑制剂有石灰、氰化钠、过氧化氢、亚硫酸盐、硫代硫酸盐和次氯酸盐等[67]。

石灰作为黄铁矿无机抑制剂，在工业中因选择性好和成本低而被广泛应用。其作用机理是通过在黄铁矿表面形成亲水性薄膜，阻碍捕收剂吸附，从而抑制黄铁矿。但是，大量使用石灰会提高矿浆pH，恶化浮选环境，导致泡沫黏稠，增加矿物夹带，影响产品指标。同时，高碱环境还会引起设备损耗、尾水碱度高和贵金属回收困难等问题[68-70]。因此，研究如何在低碱条件下实现铜硫分离成为当前的主要课题。

氰化钠作为黄铁矿的有效抑制剂，其抑制机理为水解产生的CN-在黄铁矿表面形成亲水性极强的Fe[Fe（CN）₆]，进而增强黄铁矿表面的亲水性。然而，鉴于氰化钠的高毒性，其应用已被禁止[7]。与氰化钠相比，亚硫酸盐同样对黄铁矿具有显著的抑制效果，其作用机理主要在于阻碍黄药在黄铁矿表面形成双黄药，进而增加黄铜矿与黄铁矿的可浮性差异，实现有效分离[72]。进一步的研究表明，在低碱性条件下，次氯酸钙亦能有效抑制黄铁矿，其作用机理是通过在黄铁矿表面形成亲水性的Fe（OH）₃和CaCO₃薄膜，从而提升黄铁矿表面的亲水性，使其被抑制[73-74]。余新阳等[75]对Na₂S、KMnO₄、H₂O₂、CaCl₂和Ca（ClO）₂等无机抑制剂在铜硫浮选分离中的影响进行了研究，结果表明，这些抑制剂对黄铁矿的抑制性能排序为Ca（ClO）₂gt;KMnO₄gt;H₂O₂gt;CaCl₂gt;Na₂S，其中，Ca（ClO）₂展现了更佳的选择性。

3.2.2有机抑制剂

无机抑制剂在应用过程中通常伴随显著的环境问题，而有机抑制剂则展现出环保、稳定性强、成本低廉等优势，有效弥补了无机抑制剂的缺陷，近年来逐渐成为研究者关注的焦点。目前，黄铁矿有机抑制剂的研究主要集中在纤维素类（如羧甲基纤维素）、多糖类（包括淀粉、糊精、魔芋葡甘露多聚糖等）、有机酸类（如单宁酸、乳酸、水杨酸等）、木质素磺酸盐聚合物及刺豆槐胶等[76-78]。

HAN等[79]研究了淀粉在黄铜矿和黄铁矿表面的吸附特性。在pH值为8时，淀粉对黄铁矿有较强的选择性抑制作用，而对黄铜矿的抑制作用较弱。这可能是因为淀粉的大分子链结构阻碍了捕收剂在黄铁矿表面的吸附，而对黄铜矿表面金属原子位点的相互作用较弱，形成的吸附产物稳定性差，对黄铜矿浮选性能的影响有限。

多糖类抑制剂之一的糊精，其性能表现优异。A·L·瓦尔帝维叶索等[80]的研究揭示了在pH值为4～6.4的条件下，糊精能够通过静电作用吸附于黄铁矿表面。在黄药作捕收剂的条件下，糊精覆盖于黄铁矿表面，形成双黄药，进而降低黄铁矿的浮选性能。SUN等[81]研究发现，糊精对铜离子活化后的黄铁矿同样具有显著的抑制效果，并提出糊精与黄铁矿表面金属羟基化合物之间的吸附作用是导致黄铁矿受到抑制的关键因素。LUO等[82]对天然中性多糖魔芋葡甘露多聚糖（如图3所示）选择性抑制黄铁矿机理进行了研究，研究结果表明，魔芋葡甘露多聚糖能够吸附于黄铜矿和黄铁矿表面，但其在黄铁矿上的吸附密度高于黄铜矿。分析指出，黄铜矿的高晶格能和硫化物离子的内层位置使其在中性或碱性环境下不易发生氧化还原反应，导致金属羟基化位点少，进而使得魔芋葡甘露多聚糖在黄铜矿表面吸附力弱。这可能是魔芋葡甘露多聚糖选择性抑制黄铁矿的原因。

有机酸类抑制剂作为一类普遍存在的黄铁矿抑制剂，其作用机理主要涉及分子结构中的羧基、羟基等亲水性基团在黄铁矿表面的吸附覆盖，从而实现对黄铁矿的抑制。HAN等[83]对乳酸（LA）在黄铁矿表面的吸附机理进行了研究，发现乳酸通过物理吸附和化学吸附2种方式作用于黄铁矿表面。LA的吸附作用导致黄铁矿表面形成大量亲水性基团，并且LA与黄铁矿表面Fe位点存在显著的相互作用，进而促使黄铁矿表面形成更为亲水的Fe（OH）₃薄膜，从而增强了黄铁矿表面的亲水性。SUN等[84]利用红外光谱和X射线光电子能谱等技术手段，探究了单宁酸（TA）在黄铁矿表面的作用机制，研究结果表明，FeOOH和Fe₂（SO₄）₃的氧化态是单宁酸发生化学吸附的主要作用位点。由于黄铁矿表面的FeOOH和Fe₂（SO₄）₃含量较黄铜矿更为丰富，因此单宁酸在黄铁矿表面的吸附现象更为显著。HAN等[85]同时对水杨酸（SA）在黄铁矿表面的作用机理进行了研究，结果表明，水杨酸与黄铁矿表面的Fe位点具有较强的相互作用，在黄铁矿表面形成丰富的亲水性基团，从而增强了黄铁矿表面的亲水性。

另一种常见的大分子抑制剂木质素磺酸盐对黄铁矿也有较好的抑制作用，且其抑制能力强弱与改性的类型和程度有关，改性后木质素磺酸盐结构如图4所示。MU等[39，861通过电化学试验比较了木质素磺酸盐聚合物对黄铁矿的抑制效果，发现分子量和官能团含量是关键因素。研究还表明，黄铜矿的存在提高了木质素磺酸盐聚合物对黄铁矿的抑制效果，因为木质素磺酸盐聚合物对铜离子的活化作用增强了对黄铁矿的氧化作用。LIU等[87]发现木质素磺酸钙（LSC）对黄铁矿具有选择性抑制作用，通过红外光谱分析证明，木质素磺酸钙可与丁基黄药在黄铁矿表面发生竞争吸附，而对黄铜矿几乎无吸附作用。

此外，其他大分子有机物，如刺槐豆胶（LBG）、聚丙烯酸钠也可用于黄铜矿与黄铁矿的浮选分离。SHEN等[88]利用XPS和FTIR分析发现，刺槐豆胶在黄铁矿表面的吸附是物理吸附。研究显示，酸碱作用、氢键和疏水基相互吸引是其吸附的主要原因。CAI等[89]研究了聚丙烯酸钠（PAAS）在黄铁矿表面的吸附机理，发现pH值在2～4时，PAAS对黄铁矿的吸附量是黄铜矿的6.6倍，主要通过（R-CO0-），（n=1，2，3）与Fe（OH）（3-m）+（n=1，2，3）的相互作用进行吸附。氧化预处理可增加Fe（OH）（3m）+的形成，为PAAS提供更多吸附位点，增强其吸附能力。

3.2.3新型抑制剂

近年来，研究者们专注于提高铜硫矿石分离效率，以高效利用资源，开发了多种新型抑制剂。这些抑制剂具有独特结构和实用性，在文献和工业应用中多以特定代号出现。

阙绍娟等[90]使用自主研发的环保无毒抑制剂FY12处理广西某硫化铜矿的铜铅尾矿，锌品位和锌回收率分别达到45.44%和84.75%，显示FY12对硫化铁矿有显著抑制效果。

新型抑制剂RC对黄铁矿具有很好的抑制作用，徐竞等[91]通过对黄铜矿和黄铁矿进行单矿物浮选试验，得出在整个pH范围内RC对黄铁矿都有很好的抑制效果，pHgt;4.5时对黄铜矿抑制作用较弱。人工混合矿试验表明，RC能有效促进铜硫分离，且用量少，对环境无污染。

新型有机抑制剂CTP被证明在低碱条件下对黄铁矿有较好的抑制效果，陈建华等[92]采用CTP对德兴铜矿石中铜硫矿物的分选进行了研究，结果显示，矿浆pH值为9～11，CTP用量为60 g/t时，铜硫可有效分离，铜精矿品位为24%，铜回收率为97%。

尚衍波等[93]使用新型抑制剂BK506替代石灰，对铜硫混合精矿进行分离试验。通过一粗三精两扫浮选流程，获得铜品位22.83%、铜回收率89.53%的铜精矿，以及硫品位40.82%、硫回收率91.23%的硫精矿。研究在低碱条件下实现了铜硫的良好分离效果。

此外，针对不同矿带及成矿类型的铜硫矿石，CK、DT-4、T-506、HXM-2等代号抑制剂均对黄铁矿展现出特定的抑制效果[94-97]。

3.2.4组合抑制剂

为实现对铜硫矿石中黄铁矿的选择性抑制，提升精矿品质，同时减少抑制剂所引发的环境及成本问题，组合抑制剂的研究受到了广泛关注，并已在工业现场得到应用。

贾清梅等[98]针对印尼某难选铜硫矿石，使用石灰和硫化钠作为抑制剂进行浮选试验，成功获得含铜16.21%、铜回收率84.21%的铜精矿，以及含硫45.14%、硫回收率82.11%的副产品。研究解决了铜硫分离难题，为高效分选铜硫矿石提供了新技术。

邱廷省等[99]针对黄铜矿与黄铁矿进行了单矿物浮选试验，系统比较了硫代硫酸钠、氯化钙、硫酸锌及其组合药剂对黄铁矿的抑制作用。结果显示，相较于单独使用，硫代硫酸钠与其他药剂的联合应用抑制效果更为显著。具体而言，硫代硫酸钠与氯化钙的组合对黄铁矿的抑制作用最为强烈，其次是硫代硫酸钠与硫酸锌的组合，而硫代硫酸钠单独使用时的抑制效果相对较弱。

李世男等[100针对Mirador铜矿尾矿废水pH过高问题，以ML-1和石灰作为组合抑制剂，在pH值为11的条件下，闭路试验可获得铜品位26.52%、铜回收率89.01%的铜精矿，有效降低了浮选矿浆pH。

此外，周源等[101通过试验研究发现，在低碱条件下，NaCIO+焦性没食子酸、CaCl₂+单宁酸、NaClO+腐殖酸钠等组合抑制剂均对黄铁矿有较好的抑制作用，且基本不影响黄铜矿的可浮性。

4结语

1）针对铜硫矿石的矿物组成及其嵌布特性，选取适宜的工艺流程，能够显著降低黄铜矿与黄铁矿的分离难度，进而实现铜硫资源的高效综合开发。

2）当前，国内矿山普遍采用石灰高碱工艺进行铜硫分离，然而，该工艺伴随着一系列生产和环境问题。随着国家环保标准的日益严格，低碱度条件下实现铜硫高效分离成为未来发展的必然趋势。

3）尽管黄铁矿新型抑制剂种类繁多，但普遍成本较高，导致其在矿山现场的应用受限。因此，研发绿色、高效且成本低廉的黄铁矿抑制剂成为铜硫浮选分离领域的研究焦点。此外，对于矿物组成复杂的铜硫矿石，采用不同抑制剂的组合策略，对于提升铜硫浮选分离效率具有一定的促进作用。

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Research progress on copper-sulfur flotation separation process and reagents

Zhang Yang¹，2，3，Xi Xinyue⁴

（1.Institute of Resources Utilization and Rare Earth Development，Guangdong Academy of Sciences;

2.State Key Laboratory of Rare Metals Separation and Comprehensive Utilization;

3.Guangdong Provincial Key Laboratory of Developmentamp;Comprehensive Utilization of Mineral Resources;

4.Guangdong Metallurgical Architectural Design and Research Institute Co.，Ltd.）

Abstract：Chalcopyrite，a critical copper sulfide mineral，often coexists closely with pyrite in nature.Given their highly similar flotation characteristics，achieving effective separation during flotation poses significant challenges.This study reviews the surface flotation characteristic differences between chalcopyrite and pyrite and summarizes various flotation techniques for copper sulfide ores，including preferential flotation，bulk flotation，fast flotation，asynchronous flotation，and branched flotation，highlighting their unique technical features.The current research progress on collectors and depressants in copper-sulfur separation is discussed，revealing an increasingly clear understanding of their mechanisms of action.Additionally，flotation the development directions for copper-sulfur flotation separation technology and reagents are explored to provide theoretical foundations and practical guidance for the study of copper-sulfur flotation separation.

Keywords：chalcopyrite;pyrite;copper-sulfur flotation separation;flotation process;flotation reagents;floatability"differences