黑龙江某低品位难选斑岩型铜钼矿选矿试验研究

廖银英

(1.紫金矿冶设计研究院，福建 上杭364200)(2.低品位难处理黄金资源综合利用国家重点实验室, 福建 上杭 364200)



黑龙江某低品位难选斑岩型铜钼矿选矿试验研究

廖银英1,2

(1.紫金矿冶设计研究院，福建 上杭364200)(2.低品位难处理黄金资源综合利用国家重点实验室, 福建 上杭 364200)

在对黑龙江某低品位难选斑岩型铜钼矿进行矿石性质研究的基础上，采用铜钼混合浮选-铜钼分离的工艺流程，闭路试验可获得含钼41.49%、钼回收率74.83%的钼精矿和含铜21.04%、铜回收率84.14%的铜精矿。较生产现场，铜精矿铜品位提高了1.58%，铜回收率降低了1.28%，钼精矿钼品位降低了4.36%，钼回收率提高了21.94%。该试验研究结果可以作为现场简化铜钼选别流程，实现铜钼高效分离的技术依据。

斑岩型铜钼矿；混合浮选；铜钼分离

0 引 言

在国民经济的发展中，铜和钼作为具有战略意义的有色金属资源得到广泛的应用。我国铜矿多为低品位难处理矿石，资源总体较为丰富；而钼资源分布广泛且相对集中，但贫矿多富矿少[1-2]。斑岩型铜钼矿床中，大多是铜钼矿物共生，主要矿物有黄铜矿、辉钼矿，常采用的工艺流程是粗磨下铜钼混浮—混合精矿再磨—铜钼分离，最终得到铜精矿和钼精矿[3-7]。

黑龙江某低品位铜钼矿矿床属大型斑岩型铜矿床。现场铜钼矿选别工艺为：磨矿细度-0.074 mm占67.8%，采用铜钼等可浮—等可浮铜钼混合粗精矿再磨铜钼分离—等可浮尾矿再强化选铜流程。该生产流程存在流程复杂，不利于现场管理，铜钼分离效果不理想，铜精矿和钼精矿中铜钼互含较严重，特别是钼精矿中钼回收率偏低等问题。本次试验的主要目的就是简化铜钼选别流程，并实现铜钼高效分离，提高选矿回收率。

1 矿石性质

试验原矿样含Cu 0.38%，含Mo 0.012%，属低品位铜钼矿；矿石中主要金属矿物为黄铜矿、黄铁矿、斑铜矿，其次为磁/赤铁矿、褐铁矿、辉钼矿、少量的蓝辉铜矿等；主要脉石矿物为石英，其次为斜长石、白云母、绿帘石、绿泥石、方解石等。原矿化学多元素分析结果见表1，铜、钼的物相分析结果分别见表2和表3。

表1 原矿化学多元素分析结果 %

注：*的单位为g/t。

表2 原矿铜物相分析结果 %

表3 原矿钼物相分析结果 %

2 选矿试验研究

本文采用铜钼混合浮选—混合精矿再磨铜钼分离工艺流程，将现场原有的等可浮尾矿再强化选铜作业改为一般的扫选作业，简化了原有流程。根据该流程，进行了铜钼混合浮选以及铜钼分离的条件试验研究。前期试验表明，当把石灰加入磨机中，用量为1 500 g/t、磨矿细度-0.074 mm占68%时，能获得优良的铜钼指标。因此在石灰1 500 g/t，磨矿细度-0.074 mm占68%的条件下进行后续的浮选试验。

2.1 铜钼混合浮选试验

2.1.1 捕收剂种类筛选试验

煤油在浮选中可作为极性捕收剂的辅助性捕收剂，将适量的煤油与极性捕收剂混合使用，可以增强极性捕收剂在矿物表面的吸附强度，增强矿物表面的疏水性，从而提高极性捕收剂的捕收能力[8]。本试验就采用煤油与Z-200等极性捕收剂混合使用，试验流程及结果见图1、图2。

图1 捕收剂种类试验流程

图2 捕收剂种类试验结果

由图2可知，选择煤油与Z-200组合用药试验指标最佳，当煤油用量在15 g/t，Z-200用量在30 g/t时，可有效回收铜和钼，故选择煤油和Z-200组合用药作为该铜钼矿混合浮选的捕收剂。后续进一步进行二者配比试验，最终确定煤油和Z-200的最佳用量分别为28 g/t和45 g/t，此时获得的铜钼混合精矿中含铜品位10.8%、含钼品位0.319%，铜回收率为78.12%、钼回收率为81.22%。

2.1.2 六偏磷酸钠用量试验

试样含绿帘石、云母等易于泥化的矿物，加入适量六偏磷酸钠有望分散抑制矿泥。试验过程先加六偏磷酸钠后加捕收剂，煤油和Z-200用量分别为28 g/t和45 g/t。试验流程按图1进行，试验结果见图3。

由图3可知，当六偏磷酸钠用量从0 g/t增加到100 g/t时，混合精矿中铜的品位提高了0.16%，回收率降低了0.46%；钼的品位提高了0.06%，回收率提高了0.47%，铜钼指标变化不明显。当继续增加六偏磷酸钠的用量，铜钼的回收率均呈下降趋势。综合考虑选矿指标和药剂成本，本试验不添加六偏磷酸钠。

图3 六偏磷酸钠用量试验结果

2.1.3 ZnSO4用量试验

试样中含硫铁矿物，适量添加ZnSO4抑制硫铁有利于改善铜钼浮选环境，ZnSO4用量试验流程见图1，试验结果见图4。

图4 ZnSO4用量试验结果

由图4可知，随着ZnSO4用量的增加，混合精矿中铜钼品位呈缓慢变化趋势，而当ZnSO4用量在300 g/t时，混合精矿中铜钼回收率分别是81.21%和82.25%，铜、钼的回收效果最佳。

2.1.4 混合浮选闭路试验

在最佳条件试验的基础上(即磨矿细度-0.074 mm%占68%、CaO 1 500 g/t(加磨机中)、ZnSO4300 g/t、煤油28 g/t、Z-200 45 g/t、2#油10 g/t)，采用1次粗选、3次精选、3次扫选的流程进行铜钼混合浮选闭路试验，试验结果见表4。

由表4可以看出，混合浮选闭路试验可获得含铜17.76%，含钼0.54%，铜回收率85.61%，钼回收率82.63%的混合精矿。

2.2 铜钼分离试验

对现场提供含铜18.76%、含钼0.65%的铜钼混合精矿采用抑铜浮钼流程进行铜钼分离试验。混合精矿铜钼分离试验主要考察了再磨细度、硫化钠用量、活性炭用量及分散抑制剂用量等对分选指标的影响。

表4 混合浮选闭路流程试验结果

2.2.1 再磨细度试验

由于有用矿物嵌布粒度较细，因此必须对混合精矿进行再磨使其与脉石矿物进一步有效分离，同时还可以达到脱药的目的。精选分离再磨细度试验流程见图5，试验结果见图6。

图5 再磨细度试验流程

从图6可以看出，铜钼混合精矿不再磨时细度为-0.043 mm占53.4 %，经再磨至-0.043 mm占64.8 %时，经过1段粗选1段精选，钼精矿中钼品位达16.85%，含铜为15.37%，钼回收率达63.71%，此时分离效果最佳。若磨矿细度更细，将产生过磨现象，影响浮选效果。综合考虑，铜钼分离再磨细度选择为-0.043 mm占64.8 %。

图6 再磨细度试验结果

2.2.2 硫化钠用量试验

理论上大用量条件下硫化钠能抑制除辉钼矿以外所有硫化物，故在铜钼分离时直接采用硫化钠作为铜矿物的抑制剂，采用分批添加方法，搅拌时间为2 min。硫化钠用量试验流程见图5，其中再磨细度-0.043 mm占64.8%，分离粗选六偏磷酸钠用量7.5 g/t。试验结果见图7。

图7 硫化钠用量试验结果

由图7可知，当硫化钠用量由600 g/t增加到750 g/t时，铜钼分离经过1次粗选后，钼精矿钼品位增加了4.51%，钼回收率增加了4.98%，铜精矿铜品位增加了0.79%，铜回收率降低了0.71%；继续增加硫化钠的用量，钼精矿钼的回收率急剧降低，影响铜钼分离效果。综合考虑，选择硫化钠用量为750 g/t。

2.2.3 分散剂种类及用量试验

试验进行了六偏磷酸钠及水玻璃的用量试验，试验流程见图5，其中再磨细度-0.043 mm占64.8%，分散剂作为变量，硫化钠用量为750 g/t。试验结果见图8。

从图8可以看出，添加适量六偏磷酸钠和水玻璃可以改善浮选效果，降低铜钼精矿互含，且前者的分散效果较好。当六偏磷酸钠的用量为7.5 g/t时，能获得钼精矿钼品位14.53%、钼回收率57.96%，铜精矿铜品位19.42%、铜回收率88.05% 的优良指标。

图8 分散剂种类和用量试验结果

2.2.4 活性炭用量试验

活性炭由于其多孔性和强吸附性，可用来脱药。浮选时先加活性炭搅拌5 min后，再依次加六偏磷酸钠(7.5 g/t)、硫化钠等。活性炭用量试验流程见图5，试验结果见图9。

由图9可知，不添加活性炭时，钼精矿中含铜达17.31%，铜钼分离效果较差。随着活性炭用量的增加，钼精矿含铜降低，当活性炭用量为10 g/t时，钼精矿中含铜为9.17%，此时铜回收率为89.99%，钼回收率为73.06%，分离效果最佳，故活性炭用量选择10 g/t为宜。

图9 活性炭用量试验结果

2.2.5 混合精矿铜钼分离闭路试验

在铜钼分离最佳条件下，采用1次粗选、5次精选、2次扫选的铜钼分离闭路试验流程进行混合精矿铜钼分离闭路试验，试验结果见表5。

表5 混合精矿铜钼分离闭路试验结果 %

从表5可以看出，铜钼混合精矿经铜钼分离闭路试验可获得含铜20.18%、铜回收率为99.9%的铜精矿，以及含钼41.16%、钼回收率为83.95%的钼精矿。

2.3 铜钼混合浮选—铜钼分离全流程闭路试验

原矿经过1次粗选、3次精选、3次扫选后得到的铜钼混合精矿再磨后采用1次粗选、5次精选、2次扫选流程最终获得铜精矿、钼精矿和尾矿。全流程闭路试验流程见图10，试验结果见表6。

图10 铜钼混合浮选-铜钼分离全流程闭路试验流程

%

从表6可以看出：铜钼混合浮选-铜钼分离闭路试验所得的铜精矿含铜21.04%，铜回收率84.14%；钼精矿含钼41.49%，钼回收率74.83%。相比生产现场，铜精矿铜品位提高了1.58%，铜回收率降低了1.28%，钼精矿钼品位降低了4.36%，钼回收率提高了21.94%。

2.4 钼精矿、铜精矿及尾矿化学多元素分析

铜钼混浮-铜钼分离全流程闭路试验产出的钼精矿、铜精矿多元素分析结果见表7。

表7 钼精矿、铜精矿、硫精矿及尾矿多元素分析结果 %

注：*的单位为g/t。

3 结 论

(1)铜钼混合浮选闭路试验可获得含铜17.76%、含钼0.54%的铜钼混合精矿，铜钼回收率分别为85.61%和82.63%。

(2)铜钼分离浮选闭路试验可获得含钼41.16%、含铜1.66%的钼精矿和含铜20.18%、含钼0.10%的铜精矿，铜、钼的作业回收率分别为99.90%和83.95%。

(3)铜钼混合浮选-铜钼分离全流程闭路试验可获得含钼41.49%、含铜1.44%的钼精矿和含铜21.04%、含钼0.03%的铜精矿，铜、钼回收率分别为84.14%和74.83%。较生产现场，铜精矿铜品位提高了1.58%，铜回收率降低了1.28%，钼精矿钼品位降低了4.36%，钼回收率提高了21.94%。

(4)对比铜钼混浮-铜钼分离流程和现场流程，在铜钼粗选过程中添加煤油和加大Z-200的用量，并改强化选铜作业为扫选作业，大大增加了钼的浮选时间，是铜钼混浮-铜钼分离流程提高钼回收率的主要原因，同时减少了强化选铜后的再磨和精选作业，有利于现场管理和降低选矿成本。

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RESEARCH ON FLOTATION OF LOW GRADE PORPHYRY COPPER-MOLYBDENUM ORE IN HEILONGJIANG

LIAO Yin-ying1,2

(1.Zijin Mining & Metallurgy Research Institute, Shanghang 364200,Fujian,China)(2.State Key Laboratory on Low-Grade Refractory Gold Resources Comprehensive Utilization,Shanghang 364200,Fujian,China)

Based on the characteristics of a low grade porphyry copper and molybdenum ore in Heilongjiang, the flowsheet of bulk flotation of copper and molybdenum-separation of copper and molybdenum was adopted. The closed circuit test results show that the molybdenum concentrate contains 41.49% Mo at a recovery of 74.83%, copper concentrate contains 21.04% Cu at a recovery of 84.14% were obtained. It is evident that the copper grade of copper concentrate increased by 1.58% and copper recovery decreased by 1.28%. Meanwhile, the molybdenum grade of molybdenum concentrate decreased by 4.36%, but the recovery increased by 21.94% in comparison to the indexes of plant. The technical basis is provided for simplifying the process and achieving the efficient separation of copper and molybdenum.

porphyry copper-molybdenum ore; bulk flotation; separation of copper and molybdenum

2016-07-01；

2016-08-10

廖银英(1986—)，女，选矿工程师，主要从事有色金属选矿工作。E-mail：510061000@qq.com

10.13384/j.cnki.cmi.1006-2602.2017.01.004

TD954

A

1006-2602(2017)01-0012-06