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迪庆铜钼矿选矿工艺研究 ① 乔吉波1，2， 王少东1， 张 晶1， 简 胜1 （1.昆明冶金研究院，云南 昆明 650031； 2.昆明理工大学，云南 昆明 650093） 摘 要 对香格里拉铜钼矿石进行了浮选试验研究。 采用铜钼混选-分离的原则工艺流程，在小型闭路试验中可以得到钼品位 42.67％、钼回收率 78.85％、铜品位 0.63％的钼精矿及铜品位 35.05％、铜回收率 81.17％、钼品位 0.52％的铜精矿，铜钼互含较低，分离 效果较好，有价元素得到了较好回收。 关键词 浮选； 铜钼矿； 混合浮选； 铜钼分离； 再磨 中图分类号 TD923文献标识码 Adoi10.3969／ j.issn.0253－6099.2017.05.014 文章编号 0253－6099（2017）05－0060－04 Beneficiation Technique for Copper-Molybdenum Ore from Diqing QIAO Ji-bo1，2， WANG Shao-dong1， ZHANG Jing1， JIAN Sheng1 （1.Kunming Metallurgy Research Institute， Kunming 650031， Yunnan， China； 2.Kunming University of Science and Technology， Kunming 650093， Yunnan， China） Abstract Flotation tests were conducted for processing a copper-molybdenum ore from Shangri-La， Diqing. A small-scale closed-circuit test adopting a principle flowsheet consisting of a Cu-Mo bulk flotation and a Cu-Mo separation resulted in 78.85％ Mo recovery to molybdenum concentrate grading 42.67％ Mo and 0.63％ Cu， and 81.17％ Cu recovery to copper concentrate grading 35.05％ Cu and 0.52％ Mo. The copper content in molybdenum concentrate and molybdenum content in copper concentrate were all reduced significantly， exhibiting an excellent separation effect and efficient recovery of the valuable resources. Key words flotation； copper-molybdenum ore； bulk flotation； Cu-Mo separation； regrinding 铜和钼均为重要的矿产资源，在国民经济发展中 具有重要意义，铜钼矿石是金属铜、钼的重要来源之 一，而斑岩型铜矿又是钼金属的最主要来源，接近一半 的钼产量来源于铜钼矿石中伴生回收[1]。 我国大多 斑岩型铜钼矿石品位低、嵌布粒度细、组分复杂等，使 得铜钼矿石的选矿普遍存在易选难分的问题。 迪庆铜钼矿石属于矽卡岩型、灰岩型矿石，铜和钼 含量分别为 0.64％和 0.22％，铜钼品位均较低，需要综合 回收矿石中的铜钼才能实现矿石的经济价值。 本文针 对该矿石进行了大量试验，找到了一种综合回收矿石中 铜钼的选矿工艺，可为开发利用该资源提供可靠依据。 1 原矿性质 原矿化学多元素分析结果见表 1，铜钼物相分析 结果分别见表 2 及表 3。 试样含铜 0.64％、钼 0.22％、 硫 0.42％。 矿样中有价元素为铜和钼，主要金属矿物 为黄铜矿、辉铜矿、辉钼矿等，还有微量孔雀石，偶见黄 铁矿，脉石矿物主要有方解石、石英、绿泥石、石榴子 石、长石等。 表 1 原矿化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ CuMoSSiO2CaOAg1）FeAl2O3AsMgO 0.640.220.4231.630.19＜5.012.676.980.003 31.81 1） 单位为 g／ t。 表 2 铜物相分析结果 相别含量／ ％分布率／ ％ 游离氧化铜中铜0.068.70 结合氧化铜中铜0.034.35 次生硫化铜中铜0.3656.52 原生硫化铜中铜0.1930.43 总铜0.64100.00 ①收稿日期 2017－04－17 作者简介 乔吉波（1979－），男，河南新野人，博士研究生，高级工程师，主要从事金属矿选矿工艺研究。 第 37 卷第 5 期 2017 年 10 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.37 №5 October 2017 万方数据 表 3 钼物相分析结果 相别含量／ ％分布率／ ％ 钼华中钼0.028.55 钼钨钙矿中钼0.012.56 钼酸铅中钼0.013.42 辉钼矿中钼0.1985.47 总钼0.22100.00 矿石呈条带状构造、浸染状构造、斑点-细脉浸染 状构造；主要结构为粒状变晶结构、假像结构、交代残 余结构。 矿石中的铜主要以独立矿物形式赋存于黄铜 矿、辉铜矿中，其中黄铜矿嵌布粒度在 0.03～0.14 mm 之间，辉铜矿嵌布粒度在 0.02～0.10 mm 之间，铜矿物 粒度分布范围较宽且很不均匀。 矿石中的钼主要以独 立矿物形式赋存于辉钼矿中，嵌布粒度一般在 0.02～ 0.05 mm 之间，钼矿物粒度分布范围较宽且其嵌布粒 度更细，大部分辉钼矿与铜矿物致密共生在一起。 矿样属于硫化矿样，有价元素是铜、钼，主要目的 矿物是黄铜矿、辉铜矿及辉钼矿等，由于铜钼矿物嵌布 粒度不均匀，且大部分辉钼矿与铜矿物致密共生在一 起，先钼后铜的优先浮选难以获得较好的选矿指标，大 量的文献表明该类矿石宜采用铜钼混选-分离[2–5]的 原则工艺流程进行试验，原则流程见图 1。 原矿 磨矿 铜钼 混浮1 铜钼 混浮2 尾矿 铜钼 分离 钼精矿铜精矿 图 1 试验原则流程 2 选矿试验 2.1 铜钼混浮试验 为了便于铜钼矿物分离，分别采用非极性的烃油 类捕收剂和极性的丁基黄药两类不同捕收剂进行分段 铜钼混选，分别得到混选粗精矿 1 及混选粗精矿 2，将 两段混选所得粗精矿合并后进行精选，在确定捕收剂 种类及用量的条件下，进行磨矿细度试验。 2.1.1 非极性捕收剂种类及用量试验 磨矿细度为－0.074 mm 粒级占 80％时，采用非极 性捕收剂柴油、煤油和变压器油进行一次粗选对比试 验，捕收剂用量均为 60 g／ t，起泡剂 24K 用量 50 g／ t， 试验结果见图 2。 结果表明，采用柴油作捕收剂时，混 合精矿 1 在铜钼品位略微降低的情况下，具有较高的 回收率，因此确定柴油作为该矿的非极性捕收剂。 非极性捕收剂种类 12 10 8 6 4 2 70 60 50 40 变压器油煤油柴油 品位／ ％ 回收率／ ％ 铜品位 钼品位 铜回收率 钼回收率 ■ ▲ ◆ ■ ▲ ◆ ■ ▲ ◆ ■ ▲ ◆ 图 2 非极性类捕收剂种类试验结果 在确定了非极性捕收剂种类的条件下，进行了柴 油用量试验，试验流程仍为一次粗选，结果见图 3。 结 果表明，随着柴油用量增加，铜钼粗精矿 1 产率明显增 加，铜钼品位逐渐降低，铜钼回收率先增加后基本不 变，综合考虑柴油用量以 60 g／ t 为宜。 柴油用量／g t-1 12 10 8 6 4 2 0 70 60 50 40 30 20 406080 品位／％ 回收率／％ 铜品位 钼品位 铜回收率 钼回收率 ■ ▲ ◆ ■ ▲ ◆ ■ ▲ ◆ ■ ▲ ◆ 图 3 柴油用量试验结果 2.1.2 丁基黄药用量试验 对磨矿细度－0.074 mm 粒级占 80％、柴油用量 60 g／ t、起泡剂 24K 用量 50 g／ t 条件下一段混选后的 尾矿进行了二段混选丁基黄药用量试验，试验流程为 一次粗选一次扫选，结果见图 4。 丁基黄药用量／g t-1 50 40 30 20 10 0 40 30 20 10 0 30509070 品位／％ 回收率／％ 铜品位 钼品位 铜回收率 钼回收率 ■ ▲ ◆ ■ ▲ ◆ ■ ▲ ◆ ■ ▲ ◆ ■ ▲ ◆ 图 4 丁基黄药用量试验结果 16第 5 期乔吉波等 迪庆铜钼矿选矿工艺研究 万方数据 结果表明，随着丁基黄药用量增加，混合精矿 2 中 铜、钼品位略有下降，铜、钼回收率逐渐增加，铜回收率 在 23.09％～34.91％之间，钼回收率在 9.93％ ～15.77％ 之间，铜回收率增加更明显。 当粗选丁基黄药用量超 过 70 g／ t 时铜、钼回收率基本不再增加，此时将两段混 选铜钼粗精矿合并，铜综合回收率 81.18％，钼综合回 收率 82.76％，若加上扫选中矿，铜、钼回收率会更高。 同时对比铜、钼物相分析结果可以发现，矿石中的硫化 物绝大部分（约 93％）已被选起。 2.1.3 磨矿细度试验 在确定了两段铜钼混选药剂种类及用量的条件下 进行了磨矿细度试验，一段混选柴油用量 60 g／ t、起泡 剂24K 用量50 g／ t，二段混选粗选丁基黄药用量70 g／ t、 起泡剂 24K 用量 30 g／ t，扫选丁基黄药用量 30 g／ t、起 泡剂 24K 用量 20 g／ t。 当磨矿细度－0.074 mm 粒级含 量从 60％增加到 95％时，所得铜钼混合精矿中铜、钼 品位及回收率均逐渐增加，考虑到一次磨矿细度 －0.074 mm 粒级含量超过 80％时，磨矿成本会急剧增 加，因此粗选磨矿细度选择－0.074 mm 粒级占 80％。 2.2 铜钼分离试验 铜钼分离一般采用抑铜浮钼的工艺，其关键就是 实现对铜矿物的抑制，常用的铜抑制剂有硫化钠、氰化 物、巯基乙酸钠、乙基硫醇等[6]。 本文也采用抑铜浮 钼的工艺，考虑到硫化钠除了对铜矿物具有良好抑制 性外，还有脱药的作用，且硫化钠廉价易得；水玻璃能 够分散矿泥和抑制脉石矿物，铜钼分离中采用水玻璃 和硫化钠联合用药[7]，以发挥药剂的协同作用。 在确 定两段铜钼混选条件的基础上，将混合粗精矿合并后 进行两次空白精选后得到混合精矿，然后进行铜钼分 离条件试验。 2.2.1 抑制剂用量试验 考虑到辉钼矿嵌布粒度较细，一般在 0.02～0.05 mm 之间，钼矿物粒度分布范围较宽且其嵌布粒度很细，大 部分辉钼矿与铜矿物致密共生在一起，因此先将混合 精矿再磨使铜钼矿物单体解离后再进行分离试验，在 再磨细度－0.043 mm 粒级占 90％、一粗一精一扫工艺 流程条件下，进行了铜钼分离硫化钠＋水玻璃用量试 验（水玻璃与硫化钠按 1 ∶5的比例添加），钼精选中硫 化钠＋水玻璃用量为粗选用量的 1／2，扫选不添加硫化 钠＋水玻璃，柴油用量 10 g／ t，24K 用量 10 g／ t，结果见 表 4。 结果表明，随着硫化钠用量增加，钼精矿中钼品 位逐渐升高，钼回收率逐渐降低；钼精矿中铜品位逐渐 降低，铜在钼精矿中的损失逐渐减少。 硫化钠用量不 够时，中矿中铜含量均较高，铜钼分离效果较差；硫化 钠用量超过 1 000 g／ t 后，铜钼选别指标均保持稳定， 品位及回收率不再明显提高，铜钼分离效果较好。 综 合考虑，铜钼分离以硫化钠用量 1 000＋500 g／ t（铜钼 分离粗选＋精选 1），水玻璃用量 200＋100 g／ t（铜钼分 离粗选＋精选 1）为宜。 表 4 硫化钠用量试验结果 硫化钠用量 ／ （gt －1 ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ 铜钼铜钼 钼精矿33.631.2334.671.5883.58 中矿 110.6231.548.0612.776.14 250中矿 241.5943.842.7169.528.08 铜精矿14.1629.882.1716.132.20 混合精矿100.0026.2313.95100.00100.00 钼精矿26.320.4238.410.4279.57 中矿 112.2818.8510.458.7710.10 500中矿 29.6530.808.6011.266.53 铜精矿51.7540.590.9379.563.79 混合精矿100.0026.4012.70100.00100.00 钼精矿22.020.2345.550.1870.87 中矿 19.1716.8322.345.5314.48 1 000中矿 212.8412.8814.525.9313.18 铜精矿55.9644.050.3788.361.46 混合精矿100.0027.9014.15100.00100.00 钼精矿19.400.2044.50.1366.71 中矿 18.8316.8325.344.9917.28 1 300中矿 211.6412.8815.525.0413.96 铜精矿60.1444.460.4489.842.04 混合精矿100.0029.7612.94100.00100.00 2.2.2 再磨磨矿细度试验 铜钼分离前的再磨，除了可以提高铜钼矿物单体解 离度外，还可以部分脱去铜钼矿物表面的药剂，提高铜 钼分离的效果。 铜钼分离再磨磨矿细度试验采用一次 粗选流程，硫化钠＋水玻璃用量为 1 000＋200 g／ t，结果 见图 5。 结果表明，随着再磨细度增加，钼精矿中钼品 位逐渐增加，钼回收率逐渐下降；钼精矿中铜含量逐渐 降低，铜在钼精矿中的损失逐渐降低。 综合考虑，铜钼 混合精矿再磨细度选择－0.043 mm 粒级占 95％。 -0.043 mm粒级含量／％ 50 40 30 20 10 0 75 60 45 30 15 0 728595 品位／％ 回收率／％ 铜品位 钼品位 铜回收率 钼回收率 ■ ▲ ◆ ■ ▲ ◆■ ▲ ◆ ■ ▲ ◆ 图 5 再磨细度试验结果 2.3 小型闭路试验 在条件试验的基础上，对某些试验条件进行了优化 后进行了小型闭路试验，试验流程见图 6，结果见表 5。 26矿 冶 工 程第 37 卷 万方数据 铜钼分离 粗选 精选 1扫 选 精选 2 铜精矿 5 min 4 min 3 min 2 min 精选 3 钼精矿 3 min 原矿 药剂单位g/t 柴油 24K 铜钼 混选1 精选 1 混选 2 精选 2 扫 选 尾矿 60 40 丁基黄药 24K 60 20 水玻璃 硫化钠 120 600 水玻璃 硫化钠 60 300 水玻璃 硫化钠 60 300 水玻璃 硫化钠 240 1200 柴油3 4 min 4 min 4 min 4 min 2 min 磨矿-0.074 mm占80％ 再磨-0.043 mm占95％ 丁基黄药 24K 20 10 图 6 小型闭路试验流程 表 5 小型闭路试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ 铜钼铜钼 钼精矿0.410.6342.670.4078.85 铜精矿1.4835.050.5281.173.47 尾矿98.110.120.0418.4217.69 原矿100.000.640.22100.00100.00 结果表明，在小型闭路试验中可以得到钼精矿产 率 0.41％、钼品位42.67％、钼回收率78.85％，铜精矿 产率 1.48％、铜品位 35.05％、铜回收率 81.17％，其中 钼精矿中含铜 0.63％，铜精矿中含钼 0.52％，铜钼互含 较低，分离效果较好。 3 结 语 1） 试样含铜 0.64％、钼 0.22％、硫 0.42％，其中主 要金属矿物为黄铜矿、辉铜矿、辉钼矿等，还有微量孔 雀石，偶见黄铁矿，脉石矿物主要为方解石、石英、绿泥 石、石榴子石、长石等。 2） 根据原矿性质，进行了铜钼混选及铜钼分离条 件试验，在条件试验的基础上，对某些试验条件进行优 化后确定了小型闭路试验流程，小型闭路试验流程为 粗磨磨矿细度－0.074 mm 粒级占 80％，铜钼混选采用 两段粗选一次扫选两次精选；铜钼混合精矿再磨细度 为－0.043 mm 粒级占 95％，铜钼分离采用一粗一扫三 精。 在小型闭路试验中可获得钼精矿产率 0.41％、钼 品位 42.67％、钼回收率 78.85％，铜精矿产率 1.48％、 铜品位 35.05％、铜回收率 81.17％，其中钼精矿中含铜 0.63％，铜精矿中含钼 0.52％，铜钼互含较低，分离效 果较好。 参考文献 [1] 王顺昌. 世界钼经济近况[J]. 中国矿业， 1997，21（2－3）22－26. 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