某銅鉬礦選礦試驗研究

康亞周， 張 月,何 川

(金堆城鉬業股份有限公司，陜西 華縣 714102)

某銅鉬礦選礦試驗研究

康亞周， 張 月,何 川

(金堆城鉬業股份有限公司，陜西 華縣 714102)

某鉬礦石中最主要的有價元素為Mo和Cu，其品位分別為0.032%和0.165%，Fe、S的品位分別為3.05%和1.05%，其他金屬元素如Pb、Zn等的品位則相對較低。根據礦石的性質，通過條件試驗，確定采用銅鉬部分優先浮選—銅鉬硫混合浮選—銅鉬分離流程，小型閉路試驗獲得的指標為：銅精礦品位21.66%、回收率84.69%，鉬精礦品位46.78%、回收率80.89%，硫精礦品位41.27%，回收率63.67%。

銅鉬礦;銅鉬混合浮選;銅鉬分離

1 礦石性質

礦石中最主要的有價元素為Mo和Cu，其品位分別為0.032%和0.165%；其他金屬元素如Pb、Zn等的品位則相對較低。礦石多元素分析見表1。

表1 礦石多元素分析 %

注：Au、Ag單位為g/t

礦石中的鉬礦物為輝鉬礦；銅礦物主要為黃銅礦，另有少量銅藍以及藍輝銅礦等其他銅礦物；其他硫化物主要為黃鐵礦，另有少量閃鋅礦和方鉛礦。非金屬礦物主要為鉀長石和斜長石，其次為石英以及黑云母、綠泥石和方解石。

礦石中的銅和鉬均主要以硫化物的形式產出，銅、鉬物相分析結果見表2、表3。

表2 礦石中銅的化學物相分析結果 %

表3 礦石中鉬的化學物相分析結果 %

輝鉬礦主要以片狀或片狀集合體的形式嵌布于脈石礦物中，其次以細片狀浸染嵌布于脈石礦物中。整體而言，礦石中的輝鉬礦嵌布粒度相對較細，與黃銅礦、黃鐵礦等其他硫化礦物的嵌布關系較為簡單。黃銅礦主要呈不規則狀產出，少量以微細粒嵌布于脈石礦物之中。礦石中的黃銅礦與黃鐵礦的嵌布關系比較密切。黃銅礦和輝鉬礦粒度組成及其分布特征見圖1。黃銅礦主要以中、細粒嵌布，分布率分別為39.44%和38.69%，其次以粗粒嵌布，分布率為18.91%。輝鉬礦主要以細粒嵌布，分布率達62.63%；其次以微粒和中粒嵌布，分布率分別為27.24%和10.13%。

圖1 銅鉬礦物粒度分布曲線

2 選礦試驗

根據輝鉬礦、黃銅礦的嵌布特性和嵌布粒度，設計了銅鉬硫混合浮選—銅鉬硫分離流程和銅鉬部分優先浮選—鉬銅硫混合浮選—銅鉬分離流程兩種流程進行對比試驗[1]。捕收劑使用丁、乙黃藥和Z200，起泡劑使用2#油，調整劑使用石灰。試驗表明，混合浮選流程硫精礦中銅鉬損失偏高，另外，混浮尾礦中銅鉬硫損失也較高。因此采用銅鉬部分優先浮選—鉬銅硫混合浮選—銅鉬分離流程進行系統的試驗研究。

2.1 銅鉬部分優先浮選粗選條件試驗

2.1.1 捕收劑種類試驗

試驗流程見圖2，試驗結果見圖3。試驗結果表明，試驗所用的幾種捕收劑對該銅鉬礦都有較好的效果，綜合考慮，選用AP0作為銅鉬部分優先浮選的捕收劑。

圖2 銅鉬部分優先浮選粗選試驗流程

圖3 捕收劑種類試驗混合粗精礦指標

2.1.2 捕收劑用量試驗

試驗流程見圖2，試驗結果見表4。

表4 銅鉬部分優先浮選捕收劑用量試驗結果

試驗結果表明，在16～32 g/t的用量范圍內，隨著AP0用量的增加，銅鉬硫的回收率也增加，但是混合精礦中銅鉬品位下降，根據試驗結果，選用24 g/t的AP0用量。

2.1.3 起泡劑用量試驗

試驗流程見圖2，試驗結果見圖4。試驗結果表明，在4～12 g/t的用量范圍內，隨著2#油用量的增加，銅鉬硫的回收率也增加，當增加到16 g/t的用量時，銅鉬的回收率增加不明顯，而銅鉬品位大幅度下降，故選用2#油用量12 g/t。

圖5 磨礦細度試驗混合粗精礦指標

2.1.4 磨礦細度試驗

試驗流程見圖2，試驗結果見圖5。試驗結果表明，隨著磨礦細度的增加，銅鉬硫的粗選回收率也隨著增加，這與輝鉬礦、黃銅礦、黃鐵礦的嵌布特性和嵌布粒度相符。對試驗結果進行綜合分析，適宜的磨礦細度為65%-0.074 mm。

2.2 銅鉬部分優先浮選精選條件試驗

與銅鉬部分優先浮選粗選條件試驗相同，分別進行了水玻璃用量、石灰用量、捕收劑用量試驗研究[2]，試驗流程見圖3?；旌暇V作業回收率隨條件變化情況見圖7～圖9。

圖6 部分優先浮選精選試驗流程

由圖7可知，隨著水玻璃用量增加，銅鉬作業回收率也隨著降低。由圖8可知，隨著石灰用量增加，混合精礦銅品位增加，作業回收率變化不明顯；鉬作業回收率降低。因此，部分優先精選不添加水玻璃或石灰。由圖9可知，部分優先精選Ⅰ捕收劑AP0最佳用量為2 g/t。

圖7 銅鉬部分優先精選水玻璃用量試驗結果

圖8 銅鉬部分優先精選石灰用量結果

圖9 銅鉬部分優先精選捕收劑AP0用量結果

2.3 銅鉬硫混合浮選條件試驗

與銅鉬部分優先浮選條件試驗相同，分別進行了銅鉬硫混合浮選捕收劑種類試驗、捕收劑用量試驗研究，試驗流程見圖10，藥劑種類結果見表5。試驗結果表明，BK350作為銅鉬硫混合浮選的捕收劑效果理想，最佳用量為24 g/t。BK350用量試驗結果見表6。

圖10 銅鉬硫混合浮選條件試驗流程圖

捕收劑用量/(g·t-1)產率/%品位/%回收率/%CuMoSCuMoSZ200，246 40 350 059 7713 668 960 97BK350，245 20 460 0712 2214 6811 360 33丁基黃藥20，乙基黃藥206 30 350 049 9213 438 0562 01丁銨黑藥406 60 370 0410 2314 748 5763 27

表6 銅鉬硫混合浮選BK350用量試驗混合粗精礦2指標

2.4 混合粗精礦2 銅鉬-硫分離試驗

對銅鉬硫混合浮選所得混合粗精礦2進行了空白精選—再磨—銅鉬與硫分離、混合粗精礦2—再磨—銅鉬與硫分離—銅鉬精選對比試驗。試驗表明，后者所得銅鉬混合精礦2中銅鉬品位及作業回收率都較高，因此采用該流程進行了混合粗精礦 2再磨細度、水玻璃用量、石灰用量等條件試驗。試驗流程見圖11。

圖11 混合粗精礦2 銅鉬-硫分離再磨細度試驗流程

試驗結果表明：(1)要更好地實現銅鉬-硫分離，再磨是必要的[3]。合適的再磨細度為90.44%-0.043 mm。(2)添加水玻璃對銅鉬混合精礦品位影響不大，但是銅鉬作業回收率明顯降低，因此，混合粗精銅鉬-硫分離不加水玻璃。(3)隨石灰用量增大，銅鉬混合精礦中銅精礦品位、鉬精礦品位提高，用量大于300 g/t 時銅、鉬作業回收率降低，因此，混合粗精礦2銅鉬-硫分離石灰用量為300 g/t。

2.5 銅鉬硫分離尾礦選硫條件試驗

進行了銅鉬硫分離尾礦選硫硫酸用量試驗、BG-1用量試驗、丁基黃藥用量試驗研究，試驗流程見圖12。銅鉬-硫分離尾礦選硫硫酸用量為300 g/t；為消除硫酸活化工藝存在的安全隱患，采用BG-1活化工藝，最佳用量為400 g/t；銅鉬-硫分離尾礦選硫丁基黃藥用量為15 g/t。

圖12 銅鉬硫分離尾礦選硫條件試驗

2.6 銅鉬分離條件試驗

進行了銅鉬混合精礦銅鉬分離再磨細度試驗、銅鉬分離抑制劑種類及用量試驗。試驗結果表明：(1)要更好地實現銅鉬分離，再磨是必要的。合適的再磨細度為69.6%-0.043 mm。(2)銅鉬分離抑制劑采用硫化鈉，其適宜用量為300 g/t。

2.7 全流程閉路試驗

根據條件試驗設計閉路試驗工藝流程，閉路試驗流程見圖13，閉路試驗結果見表7。

圖13 全流程閉路試驗流程圖

產物產率/%品位/%回收率/%CuMoSCuMoS銅精礦0 64521 660 1728 4184 693 4817 45鉬精礦0 0550 1946 7833 450 06480 891 76硫精礦1 6200 180 06041 271 773 0563 67混浮尾礦93 4100 0210 00360 1211 9210 5610 71尾礦Ⅱ4 2700 0600 0151 571 562 026 41原礦100 0000 1650 0321 05100 00100 00100 00

3 結 論

(1)該礦為原生硫化礦，根據礦石的特性以及嵌布特性與嵌布粒度，選礦過程中采用銅鉬部分優先浮選—銅鉬硫混合浮選—銅鉬分離流程，鉬粗精礦再磨、多次精選的原則流程是合理的。

(2)該礦石選礦技術難點在于銅鉬硫混合粗精礦2銅鉬與硫分離，試驗研究推薦采用“混合粗精礦2—再磨—銅鉬與硫分離-銅鉬精選”方案。

(3)閉路試驗獲得了銅品位21.66%、銅回收率84.69%的銅精礦，鉬品位46.78%、鉬回收率80.89%的鉬精礦，硫精礦品位41.27%、回收率63.67%的硫精礦。

(4)礦石含有黑云母和綠泥石，對精礦的品位會造成一定的影響，在生產過程中要加強抑制。

[1] 胡熙庚.有色金屬硫化礦選礦[M].北京:冶金工業出版社,1987.

[2] 雷貴春.某銅鉬礦銅鉬分離工藝試驗研究[J].中國鉬業,2004,28(5):18-21.

[3] 王國棟,曹 亮,張國霞.陜西省某鉬礦可選性試驗研究[J].中國鉬業,2015,39(2):23-26.

AN EXPERIMENTAL STUDY ON THE MINERAL PROCESSING OF COPPER-MOLYBDENUM ORE

KANG Ya-zhou，ZHANG Yue，HE Chuan

(Jinduicheng Molybdenum Co.,Ltd., Huaxian 714102,Shaanxi, China)

According to the study of ore dressing for a molybdenum ore with molybdenum grade of 0.032%, copper grade of 0.165%, ferrum grade of 3.05%, sulfur grade of 1.05%, and the grade of other metal elements such as lead and zinc are relatively low.A flowsheet with partial preferential flotation, mixed flotation, and separation of copper and molybdenum obtains a following indicators, the copper recovery of 84.69%, the copper grade of 21.66%; the molybdenum recovery of 80.89%，the molybdenum grade 46.78%, the sulfur grade of 41.27%, the sulfur recovery rate of 63.67%.

copper - molybdenum ore； mixed flotation； copper -molybdenum separation

2017-04-19；

2017-06-26

康亞周(1982—)，男，選礦工程師。E-mail：Kangyazhou4568@163.com

10.13384/j.cnki.cmi.1006-2602.2017.04.005

TD954

A

1006-2602(2017)04-0023-05