某低品位铜钼硫化矿浮选试验研究

龙秋容

(紫金矿业矿冶设计研究院,福建龙岩 364200)

某低品位铜钼硫化矿浮选试验研究

龙秋容

(紫金矿业矿冶设计研究院,福建龙岩 364200)

以某地低品位铜钼硫化矿为研究对象,在矿石工艺矿物学研究的基础上,通过系统的浮选试验,对含铜0.31%,含钼0.029%的原矿,确定在磨矿细度为-0.074 mm占70%时,采用单一的水玻璃作为脉石矿物抑制剂,丁基黄药和丁胺黑药为铜钼硫化矿物混合捕收剂,2#油为起泡剂的药剂制度,可获得铜钼品位分别为8.26%和0.80%的铜钼硫混合粗精矿。混合粗精矿再磨后,在粒度为0.045mm%占92%的条件下,分别采用石灰和硫化钠作黄铁矿和黄铜矿的抑制剂进行分离浮选。实验室小型闭路试验获得钼精矿含钼51.19%,含铜0.30%,钼回收率达87.0%;铜精矿含铜19.19%,含钼0.12%,铜回收率为88.98%;硫精矿含硫39.30%,分选指标较为理想。

铜钼硫化矿;浮选;调整剂;粗精矿再磨

以铜为主伴生有钼的铜钼矿床常以斑岩铜矿型存在,因其储量大,是当前提取铜的重要资源,同时也是钼的重要来源。此类矿床具有原矿品位低、嵌布粒度细的特点,并且钼矿物常与黄铜矿、黄铁矿密切共生,由于硫化铜矿物和硫化钼矿物均易浮,且两者的可浮性较近,因此,能否有效分离铜矿物与钼矿物直接影响到选矿指标。本文从工艺矿物学和浮选等方面对某地大型斑岩型铜钼矿进行了较系统的试验研究,并在试验室获得良好的分选指标。

1 工艺矿物学研究

1.1 多元素分析

对原矿矿石的化学成分进行了分析,结果见表1。

表1 原矿化学成分分析%

1.2 矿物组成

以原矿混砂(-2 mm)制成的砂光片与砂薄片作为工作对象,采用光学显微镜下测定矿物种类及百分含量,测试结果表明该矿石含金属矿物种类较少,含量较低。非金属矿物以石英、长石为主,其它含量较少;金属矿物以黄铁矿、黄铜矿与辉钼矿为主,其它含量较少,利用价值较低。检测结果见表2。

表2 原矿混砂矿物定量测定表%

1.3 主要金属矿物嵌布关系和特性

矿石中主要金属矿物的特征如下:

1.黄铜矿:主要分布在其它脉石矿物粒间,其次分布在黄铁矿粒间及微裂隙,因脉石矿物及黄铁矿粒间形态及裂隙形态生长,主要呈多角粒状形态。砂光片中黄铜矿的切面形态主要呈多边形。

显微镜下分别测定黄铜矿各粒级单体解离情况及总解离情况。除+0.16～-0.32 mm粒级基本未解离外,其它各粒级解离度均大于55%,黄铜矿总体解离度64.0%,未解离的黄铜矿主要分布在+0.04～0.08 mm与+0.08～0.16 mm粒级;未解离的黄铜矿中有21.9%与脉石矿物等矿物以颗粒边缘连晶形式存在,有14.0%的黄铜矿包裹在脉石矿物粒内或分布在几粒脉石矿物粒间而未解离出来,与黄铁矿有连晶关系的黄铜矿颗粒较少。

2.辉钼矿:主要分布在其它脉石矿物粒间,偶见与黄铜矿连生颗粒。砂光片中辉钼矿切面形态主要呈扭曲鳞片状形态。

显微镜下分别测定辉钼矿各粒级单体解离情况及总解离情况。辉钼矿总体解离度75.5%,未解离的辉钼矿主要分布在脉石矿物粒间,粒级范围在+0.01×0.04～0.02×0.06 mm2之间。

2 浮选试验

2.1 原则流程

在铜钼矿浮选分离工艺中,最大的难题是铜矿物与钼矿物的分离。原则流程一般有优先浮选和混合浮选两种方法。因钼矿物可浮性极好难以被抑制,优先浮选多采用“先钼后铜”的流程结构,此法最大的缺点是铜矿物被硫化钠或其它抑制剂抑制后,难以活化,这对回收铜极为不利。混合浮选,可避免浮选过程中的“重压重拉”,较多采用,广泛应用于低品位铜钼矿的选矿。结合本文所研究的矿石具有品位低、嵌布粒度不均等性质,该矿石宜采用铜钼硫混合浮选,混合精矿再分离的工艺流程。即铜钼硫混合浮选,将硫化矿从大量的脉石矿物中分离出来,得到铜钼硫混合精矿,然后抑硫浮铜钼,再进行铜钼分离,得到钼、铜、硫三种精矿产品。

2.2 铜钼硫混合浮选

根据确定的原则流程,考察了磨矿细度、抑制剂与捕收剂种类及用量对铜钼硫混合浮选粗选的影响。

试验室试验表明随着磨矿细度的增加,铜钼精矿的回收率有上升的趋势,但上升幅度在细度达到-0.074 mm占70%后趋于平缓,结合工业应用上的磨矿成本因素,选择磨矿细度在-0.074 mm占70%进行后续试验。

根据前期的矿物工艺学研究,矿石的主要脉石成分为硅酸盐类杂质,SiO2含量达66.60%,选择硅酸钠作为脉石的抑制剂,同时硅酸钠也起到分散矿泥作用,可强化浮选效果。硅酸钠的用量条件试验表明,添加适量的硅酸钠能有效提高铜钼精矿的回收率,并且铜钼精矿的品位略有升高,当硅酸钠用量超过1 000 g/t时,精矿中金属的回收率难以进一步提高,甚至出现下降趋势,硅酸钠用量以1 000 g/t为宜。

捕收剂条件试验考察了丁黄药和丁胺黑药两种药剂单独使用及混合使用对浮选行为的影响。试验表明丁基黄药能有效回收矿浆中的金属硫化矿,丁胺黑药在捕收能力方面弱于丁黄药。单一丁黄药作为捕收剂时,在药耗较低的情况(50 g/t)下即可保证矿浆中有用矿物具有较高上浮率。浮选过程中也观察到在单一丁黄药作捕收剂时,低药耗情况下浮选的泡沫稳定性不足,适当添加丁胺黑药,可以改善浮选泡沫的稳定性,同时强化捕收效果。确定混合使用丁基黄药50 g/t和丁胺黑药25 g/t为该矿石铜钼硫混合浮选粗选作业最佳药剂用量。

根据条件试验确定的磨矿细度、抑制剂与捕收剂种类及用量进行了浮选流程结构试验,混合精选实验表明铜钼混合粗精矿随精选次数的增加,精矿品位逐步提高,精选过程需添加硅酸钠,以进一步去除精矿中的硅酸盐杂质,铜钼混合精矿精选次数以三次为宜。扫选试验表明,扫选Ⅰ泡沫产品提高铜钼回收率较明显,扫选Ⅱ泡沫产品的铜钼回收率迅速降低,扫选Ⅲ的泡沫产品铜钼品位略高于尾矿,说明扫选两次后延长浮选时间也难以大幅度提高难浮铜钼的回收率,因此,试验确定两次扫选为宜。

根据确定的流程结构及工艺参数进行了铜钼硫混合浮选的小型闭路试验,试验流程及工艺参数如图1所示,试验结果见表3。

表3 铜钼硫混合浮选的小型闭路试验结果%

表3试验结果表明,对该矿石采用较为常规的浮选流程及药剂制度即可获得较高的铜钼回收率,说明该矿可选性良好。

2.3 铜钼硫精矿分离浮选

从铜钼硫混合浮选试验结果并结合工艺矿物学研究,混合精矿中存在大量的硫铁矿,制约铜钼品位的提高,众多研究表明,石灰可以有效抑制硫铁矿的浮选,采用石灰抑硫工艺技术成熟,成本低廉,故试验采用石灰作本试验硫铁矿抑制剂。对于分离出来的铜钼混合精矿虽然铜钼的品位均有大幅提高,但为适应后续冶炼加工,有必要将铜矿物与钼矿物浮选分离。本试验采用硫化钠作为铜矿物的抑制剂,将铜钼两者浮选分离。

图1 铜钼硫混合浮选闭路试验流程图

根据矿物工艺学的分析,铜钼矿物嵌布粒度不均,且与硫铁矿共生,要获得高质量的精矿产品,需在分离浮选前进行再磨,以保证有用矿物充分单体解离。在保证混合精矿再磨细度达到-0.045 mm占92%的条件下,采用煤油作为钼矿物的捕收剂,考察了石灰用量对脱硫效果的影响以及硫化钠用量对铜钼浮选分离效果的影响。实验表明石灰能有效抑制硫铁矿的上浮,随着石灰用量提高,精矿铜钼品位有所提高,精矿铜钼回收率略有降低,但石灰用量超过400 g/t(相对原矿量)时,浮选泡沫发粘,精矿质量出现下降,综合取石灰用量为200 g/t(相对原矿量)为宜。硫化钠用量试验表明,硫化钠在高用量条件下才能有效抑制铜矿物,硫化钠分段添加效果优于一次性添加,在硫化钠用量为1 400 g/t时,经过四次精选可获得较好的选别指标。

根据确定的流程结构及工艺参数进行了铜钼硫混合精矿分离浮选的小型闭路试验,试验流程及工艺参数如图2所示,试验结果见表4。

图2 铜钼硫混合精矿分离浮选闭路试验流程图

表4 铜钼硫混合精矿分离浮选的小型闭路试验结果%

综合表3与表4的试验结果可知,该铜钼矿矿石可选性较好,经过常规的铜钼浮选流程及常规的铜钼浮选药剂能有效回收矿石中的铜钼金属。钼精矿的质量标准能达到特级品,钼精矿中钼的回收率达87%,铜精矿的质量标准能达到十二级品以上,铜的回收率也超过88.9%。

3 结 论

1.浮选试验结果与工艺矿物学的研究结果相符,原矿中铜钼基本以原生硫化矿形式存在,有用矿物可浮性良好。

2.铜钼矿物的嵌布粒度不均,且与硫铁矿共生,一段粗磨难以保证有用矿物充分单体解离,粗精矿再磨既可保证有用矿物充分单体解离,又能大大减少再磨矿量,节约成本。

3.该铜钼矿矿石可选性好,经过常规的铜钼浮选流程及常规的铜钼浮选药剂能有效回收矿石中的铜钼金属。钼精矿的质量标准能达到特级品,钼精矿中钼的回收率达87%,铜精矿的质量标准能达到十二级品以上,铜的回收率也超过88.9%。

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Abstract:Researches on the low-grade copper-molybdenum sulfide ores were carried out in this study.The systematical flotation experiments were also performed which based on the mineralogy.When the grinding fineness is 70%-0.074 mm,sodium silicate was used as gangue’s depressants,the mixture of sodium butyl xanthate and butylamine were used as collector and pine camphor oil was used as frother,a mixture coarse concentrate of copper and molybdenum could be gained which contains 8.26%Cu and 0.80%Mo from a raw ore which contains 0.31%Cu and 0.029%Mo.The mixture coarse concentrate could also be separated as copper,nickel and pyrite concentrate in the condition of fine regrinding.While lime and sodium sulfide were respectively used as the depressant of pyrite and chalcopyrite.A molybdenum concentrate contains 51.19%Mo and 0.30%Cu with the molybdenum recoveries of 87.0%could be obtained in testing laboratory.At the same time,a copper concentrate contains 19.19%Cu and 0.12%Mo with the copper recovery of 88.98%could also be gained.Pyrite concentrate with 39.30%could be recovered as by-product.

Key words:copper-molybdenum sulfide ores;flotation;regulator;coarse concentrate regrinding

Research on the Flotation of the Low-Grade Copper-Molybdenum Sulfide Ores

LONG Qiu-rong

(Zijin Design and Research Institute of Mining and Metallurgy,Longyan364200,China)

TD923+.9

A

1003-5540(2011)03-0007-04

2011-03-26

龙秋容(1983-),女,硕士研究生,主要从事矿物加工应用技术研究。