某斑巖型鉬礦石浮選試驗研究

葉洪艷

摘要：針對某斑巖型鉬礦石浮選鉬精礦含雜不理想問題，進行了浮選試驗研究，考察了藥劑制度、磨礦細度等影響因素。結果表明：采用銅鉬混合浮選—銅鉬分離浮選工藝流程，在最佳藥劑制度、再磨細度條件下，獲得的鉬精礦品位57.13%，含銅、鉛指標大幅度降低，含銅從0.2%～0.5%降至0.037%，含鉛從0.2%～0.83%降至0.014%，鉬回收率從87%左右提高至91.02%，為選礦工藝優化提供技術依據。

關鍵詞：鉬礦石;斑巖型;浮選;藥劑制度;銅鉬分離

中圖分類號：TD952文章編號：1001-1277（2023）04-0052-05

文獻標志碼：Adoi：10.11792/hj20230412

中國是世界上鉬資源最為豐富的國家，儲量和產量均居全球第一位^［1］。其鉬資源儲量為430萬t，占全球鉬資源儲量的近40%^［2］。鉬是一種難熔金屬，廣泛應用在各個領域，是冶金、電氣、化工、航空航天等領域不可缺少的原料^［3］。隨著鉬資源的不斷開采，富礦資源不斷減少，礦石日趨貧、細、雜，因此在有限的礦產資源下，合理高效利用鉬資源具有重要的意義^［4］。黑龍江省某斑巖型特大型鉬礦選礦廠采用“銅鉬快速浮選—銅鉬粗選—預精選—銅鉬分離浮選—鉬精選”工藝流程，目前現場鉬精礦品位51%，鉬回收率為87%左右，含銅0.2%～0.5%、含鉛0.2%～0.83%，鉬精礦含雜偏高，達不到品級要求。為降低鉬精礦含雜及提高資源利用率，本文對該鉬礦石進行了浮選條件探索，為工業生產提供技術依據^［5］。

1 礦石性質

1.1 礦物組成

顯微鏡鑒定和MLA檢測結果表明：原礦中鉬礦物為輝鉬礦，銅礦物主要有黃銅礦和自然銅，極少量輝銅礦，其他硫化礦物有黃鐵礦和少量毒砂、磁黃鐵礦、閃鋅礦、方鉛礦^［6］。脈石礦物主要為石英、長石、絹云母、金云母、蒙脫石、高嶺土、方解石等。易泥化的絹云母、蒙脫石、高嶺土相對含量達到13%以上，表明該礦石易泥化。輝鉬礦的嵌布粒度較粗，粒度分布范圍一般為0.020～0.208 mm。礦石主要化學成分分析結果見表1，鉬物相分析結果見表2。

1.2 鉬礦物嵌布特征

將礦石磨制成光片，顯微鏡下測定輝鉬礦、黃銅礦（含自然銅）的嵌布粒度，該礦石中輝鉬礦嵌布粒度范圍較廣，裂縫中充填的輝鉬礦嵌布粒度較粗，石英脈中輝鉬礦較微細^［7］。從測定結果來看，輝鉬礦以中粗粒為主，小于0.01 mm的輝鉬礦分布率較少，僅占2.46%，表明輝鉬礦具有良好的解離性。

2 試驗結果與討論

針對該鉬礦石，選礦廠采用“銅鉬快速浮選—銅鉬粗選—預精選—銅鉬分離浮選—鉬精選”工藝流程。本次試驗主要考察了銅鉬混合浮選、銅鉬分離浮選等條件。

2.1 銅鉬混合浮選條件試驗

銅鉬混合浮選條件試驗流程見圖1。

2.1.1 BK5102 用量

固定煤油用量90 g/t、2號油用量45 g/t、EP用量13 g/t（對浮選給礦），試驗結果見圖2。

由圖2可知：隨著抑制劑BK5102用量的增加，鉬回收率逐漸升高，鉬品位呈下降趨勢;當BK5102用量高于150 g/t時，鉬回收率呈下降趨勢。綜合考慮，確定BK5102用量為150 g/t。

2.1.2 捕收劑

固定煤油用量90 g/t、2號油用量45 g/t、BK5102用量150 g/t，試驗結果見圖3。

由圖3可知：隨著EP用量逐漸提高，鉬回收率逐漸增大;當EP用量達到13.5 g/t時，鉬回收率最高，為92.79%，能最大程度將鉬、銅礦物回收，指標較好，其他型號EP鉬回收率均不理想。綜合考慮，確定EP作為捕收劑，用量為13.5 g/t。

2.1.3 起泡劑

固定煤油用量90 g/t、EP用量13.5 g/t、BK5102用量150 g/t，試驗結果見圖4。

由圖4可知：當不同種類起泡劑用量（40 g/t）相同時，使用2號油的鉬回收率達到92.86%，指標較好;其他種類起泡劑鉬回收率均不理想。綜合考慮，確定2號油作為起泡劑，用量為40 g/t。

2.2 銅鉬分離浮選條件試驗

銅鉬分離浮選條件試驗主要考察了BK510、磷諾克斯和再磨細度。試驗流程見圖5。

2.2.1 BK510用量

固定水玻璃用量50 g/t，試驗結果見表3。

由表3可知：隨著BK510用量的增加，鉬精礦品位有上升趨勢;當BK510用量為37.5 g/t時，鉬精礦品位最高，同時含銅、鉛指標最佳;繼續增加其用量，鉬精礦品位沒有明顯提升。綜合考慮，確定BK510用量為37.5 g/t。

2.2.2 磷諾克斯用量

固定水玻璃用量50 g/t、BK510用量37.5 g/t，試驗結果見表4。

由表4可知：隨著磷諾克斯用量的增加，鉬精礦含雜逐漸改善^［8］;當磷諾克斯用量在70 g/t時，鉬精礦含鉛最低;繼續增加其用量，鉬精礦含鉛有上升趨勢。綜合考慮，確定磷諾克斯用量為70 g/t。

2.2.3 再磨細度

固定水玻璃用量50 g/t、BK510用量37.5 g/t、磷諾克斯用量70 g/t，試驗結果見表5。

由表5可知：隨著再磨細度的增加，鉬精礦品位逐漸升高;當再磨細度-0.038 mm 達到75%時，鉬精礦含銅、鉛指標最佳。綜合考慮，確定再磨細度-0.038 mm占75%。

2.3 銅鉬混合浮選—銅鉬分離閉路試驗

在條件試驗的基礎上，進行了全流程閉路試驗，試驗流程見圖6，試驗結果見表6。由表6可知，采用BK5102和磷諾克斯藥劑，閉路試驗獲得了鉬品位57.13%、含銅0.037%、含鉛0.014%的鉬精礦，鉬回收率為91.02%。

3 結 論

1）黑龍江省某斑巖型鉬礦中鉬礦物為輝鉬礦，銅礦物主要有黃銅礦和自然銅，極少量輝銅礦，其他硫化礦物有黃鐵礦和少量毒砂、磁黃鐵礦、閃鋅礦、方鉛礦。礦石中輝鉬礦嵌布粒度范圍較廣，裂縫中充填的輝鉬礦嵌布粒度較粗，石英脈中輝鉬礦較微細。礦石中的鉬主要以硫化鉬形式存在，占95.77%，以氧化鉬形式存在的占3.08%，以硅硫鉬形式存在的占1.15%。

2）在銅鉬混合浮選段的BK5102、EP、起泡劑用量分別為150 g/t、13.5 g/t和40 g/t；銅鉬分離段的再磨細度為-0.038 mm占75%，水玻璃、BK510 和磷諾克斯的總用量分別為240 g/t、175 g/t 和345 g/t;全流程閉路試驗獲得了鉬品位為57.13%、含銅0.037%、含鉛0.014%的鉬精礦，鉬回收率為91.02%。相比現場生產指標，鉬精礦含銅從0.2%～0.5%降至0.037%，含鉛從0.2%～0.83%降至0.014%，鉬精礦含雜大幅度降低，鉬回收率從87%左右提高至91.02%。

3）磷諾克斯已成功應用于眾多銅鉬選礦廠，但務必注意和預防該藥劑及其原料在運輸、儲存、配制和使用過程中可能發生的危害，并掌握在發生危害時的處理措施。試驗確定的工藝流程及獲得的試驗結果可為該礦山選礦工藝優化改造提供科學依據，同時為其他礦山提供參考。

［參 考 文 獻］

［1］ 張文鉦，徐秋生.我國鉬資源開發現狀與發展趨勢［J］.礦業快報，2006（9）：1-4.

［2］ 張美鴿.磷諾克斯配制探討［J］.中國鉬業，2002，26（3）：25-28.

［3］ 黃鵬亮，楊丙橋，胡楊甲，等.銅鉬分離技術研究進展［J］.有色金屬（選礦部分），2019（5）：50-55，62.

［4］ 王鵬.某低品位銅鉬礦石浮選試驗研究［J］.黃金，2021，42（11）：81-84.

［5］ 宋鑫，劉潤清，陳臣，等.某低品位鉬礦浮選回收試驗研究［J］.礦冶工程，2022，42（2）：59-62.

［6］ 向平，劉建國，鄧偉英，等.銅鉬分選新藥劑研究［J］.有色金屬（選礦部分），2000（6）：44-46.

［7］ 王錦柯，胡顯智，字富庭，等.矽卡巖型鉬礦石浮選試驗研究［J］.黃金，2017，38（9）：58-61.

［8］ 吳康平，余樂.新型組合抑制劑在銅鉬分離浮選中的應用［J］.現代礦業，2018，34（1）：164-166.

Experimental research on the flotation of a porphyry molybdenum ore

Ye Hongyan

（Yichun Luming Mining Co.，Ltd.）

Abstract：The impurity content in the molybdenum concentrate produced from the flotation process of a porphyry molybdenum ore is high.To solve the problem，experimental research on the flotation process is carried out and investigates the influencing factors such as reagent regime and grinding fineness.The results show that when the process of the bulk flotation of copper and molybdenum-flotation to separate copper and molybdenum is adopted，and the optimal reagent regime and regrinding fineness are applied，the molybdenum concentrate obtained has a grade of 57.13%，the copper and lead indexes are greatly reduced，the copper content decreases from 0.2%-0.5% to 0.037%，the lead content decreases from 0.2%-0.83% to 0.014%，the molybdenum recovery rate increases from about 87% to 91.02%.The research provides a technical basis to optimize the ore-dressing process.

Keywords：molybdenum ore;porphyry type;flotation;reagent regime;copper and molybdenum separation