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对某铜钼矿选矿工艺流程的试验和研究

 铜是国民经济发展中重要的有色金属资源，我国是铜消费量大国，其中大部分铜是从硫化铜矿精炼出来的。但是我国铜矿资源不仅缺乏，而且富矿少、贫矿多、矿区分散、点多、量少。钼也是一种重要的工业材料，我国钼矿探明储量虽多，但其品位与世界主要钼资源国美国相比，显著偏低，多为低品位矿床。硫化铜钼矿是获得铜金属和钼金，属的主要来源之一，主要存在于斑岩铜矿与矽卡岩铜矿床中，斑岩铜矿床几乎都或多或少地伴生有辉钼矿，因此需同时考虑铜和钼的回收。

 对于铜钼矿石的浮选一般有三种方案：优先浮选、部分混合浮选和混合浮选—铜钼分离。云南某铜矿为一超大型斑岩型硫化铜矿床，铜、金、银、钼的品位均比较低。研究针对矿石的性质特点，采用三种不同的浮选工艺，探索浮选工艺对铜钼浮选指标的影响，为选矿厂设计提供借鉴。

1  矿石性质及特征

 矿样采自云南某铜钼矿。矿样中主要金属矿物有黄铜矿、孔雀石、黄铁矿、辉钼矿等，脉石矿物主要是石英(41.12%)、白云母(21.34％)，另有少量斜长石、钠长石等。

 矿样多元素分析结果见表 1，铜的物相分析结果见表 2。

 从表 1、2可知矿石中铜品位0.52%、钼品位0.012%，为低品位铜钼矿，主要有价元素有铜、钼。铜主要以硫化铜的形式存在，占有率为92.37%，镜下观察发现：多数为它形粒状晶体，常沿矿石裂隙间分布，或沿裂隙两侧浸染状分布；少量呈稀疏浸染状、尘点状不规则分布于矿石中；极少数可包裹于黄铁矿、黑云母中。黄铜矿多数与石英、长石等矿物连生；少数包裹少量黄铁矿、闪锌矿、石英、长石等矿物，或与黄铁矿、辉钼矿等矿物连生。

 镜下观察钼矿物主要为辉钼矿，部分分布于矿石裂隙中，粒度0.1-0.15 mm，有利于综合回收利用；部分分布于脉石矿物中，粒度0.025-0.1 mm，其中有少量粒度仅为0.025-0.03 mm，对钼的回收有一定影响。

2  选矿试验

 铜、钼是该矿石主要目的矿物。对于低品位斑岩铜矿石的处理通常采用铜钼混合浮选，得到的铜钼混合精矿进行分离浮选以获得合格的铜精矿与钼精矿，该方案在国内如江西德兴铜矿等矿山获得了广泛应用。铜钼矿物浮选分离的另一种方案是等  台可浮，该方案是将铜浮选作业分为两个阶段，第一阶段是在充分回收钼矿物的同时浮选一部分铜矿物，第二阶段选用捕收能力强的捕收剂强化铜的回收。

 本试验将重点研究三种选矿工艺流程“原矿细磨一优先浮选”、“原矿细磨一铜钼等可浮—选铜”和“原矿粗磨—铜钼混合浮选—粗精矿再磨后铜钼分离”。

2.1  原矿细磨—优先浮选工艺流程试验

 辉钼矿由于其层状结构，具有良好的天然可浮性，采用烃类油捕收剂或单独添加起泡剂 即可实现钼的有效回收。730A起泡剂为自制起泡剂，其主要成分为醇类。HCCL为醇类起泡剂，与松醇油相比，使用时泡沫黏度低，有利于混合精矿分离。KYY-1为非极性烃油类捕收剂，已有文献报道过相关应用。原矿细磨—优先浮选方案流程是先浮选钼矿物后再浮选铜矿物。在原矿磨矿细度为-74μm占90%的条件下，由于添加煤油类捕收剂含铜矿物也会上浮，优先浮选效果不好，因此钼粗选只添加起泡剂。钼浮选为一次粗选、一次精选、一次扫选，起泡剂用量见表 3，其它阶段起泡剂用量均为粗选用量一半。铜浮选为一次粗选、一次精选、一次扫选，粗选捕收剂为丁基黄药(80 g/t)，扫选捕收剂为丁基黄药(40 g/t)。部分试验结果见表 3。

 试验结果表明原矿中有一部分铜可浮性极好，在钼浮选过程中仅加入起泡剂HCCL或是730A，这部分铜就能上浮。同时，钼精矿钼回收率都偏低，说明此流程难以优先回收钼，优先选钼方案不可行。

2.2  铜钼等可浮一选铜工艺流程试验

 该工艺特点是在钼铜等可浮阶段，采用捕收能力相对较弱的捕收剂，在粗磨情况下实现钼的充分回收，并回收一部分可浮性与铝相近的铜，以便后续铜钼分离作业顺利进行。在铜浮选阶段使用捕收能力较强的药剂提高铜的回收率。等可浮工艺流程进行了磨矿细度、起泡剂种类、捕收剂种类及配比试验，铜强化浮选阶段调整剂试验。

 根据条件试验结果，进行实验室小型闭路试验。试验流程如图1所示，试验结果见表 4。试验结果表明，在铜钼等可浮选已回收了大部分铜矿物，而使铜强化浮选选出的铜精矿品位和回收率较低，与铜钼混合精矿合并铜品位小于25%。不推荐采用此工艺流程。

2.3  原矿粗磨一铜钼混合浮选一粗精矿再磨精选试验

2.3.1  磨矿细度试验

 单体解离是浮选前提，合适的磨矿细度有利于提高铜钼回收率，因此进行了铜、钼混合浮选磨矿细度试验。粗选捕收剂采用丁基黄药和起泡剂730A，用量分别为100和50g/t，一段精选不添加任何药剂，扫选一丁基黄药和730A用量分别为100和20g/t，扫选二丁基黄药和730A用量分别为50和20g/t。图2是不同磨矿细度下混合精矿中铜、钼品位及回收率的变化。

 试验结果表明，随着磨矿细度的增加，混合精矿中钼品位及回收率基本不变，铜品位先降低后增加后趋于稳定。磨矿细度从-74μm占55%增加至65%，铜精矿品位随着磨矿细度的增加有所提高，-74μm占65%以后，铜精矿品位基本稳定。对不同磨矿细度下的尾矿产品进行了分析，磨矿细度从-74μm占55%增至95%，尾矿钼品位都一直稳定不变。同时，粗磨条件下，铜回收率高，钼基本不变，说明可以在粗磨的条件丢弃尾矿，但要提高精矿品位需要细磨。

2.3.2  起泡剂种类试验

 在确定了磨矿细度的条件下，比较了起泡剂730A、HCCL及松醇油对铜钼混选的影响。试验结果表明，采用HCCL作起泡剂时，精矿中铜及钼品位较高，一段精选后精矿中铜品位即可大于12%，钼达到0.30%。但是不管采用哪种起泡剂，精矿中铜品位会随着起泡剂用量的增加而降低。为了保证混合精矿中铜品位，后续试验将采用HCCL作为起泡剂。

2.3.3  石灰用量试验

 采用丁基黄药作捕收剂，HCCL作为起泡剂，考察了石灰用量对铜钼混合浮选的影响。粗选磨矿细度为-74 μm占55%，石灰加至磨机。石灰用量对混合精矿质量的影响如图3所示。试验结果表明，在采用丁基黄药作捕收剂时加入适量石灰人磨，对提高铜和钼的回收率有一定的好处，选择石灰用量200功即可。

2.3.4  捕收剂种类试验

 黄药是硫化矿浮选的主要捕收剂，黄药碳链增长而捕收性能增强，其选择性则相反，其中丁基黄药、Y89、异戊基黄药及540属于不同碳链结构黄药类捕收剂。AP是一种高效选择性铜捕收剂。比较了不同捕收剂对铜钼混合浮选的影响，试验结果见图4。

 试验结果表明，采用捕收剂AP及540，混合精矿中铜回收率偏低；采用捕收剂Y89与KYY-1混合精矿中铜回收率与钼回收率都比较高。采用KYY-1作为捕收剂时，混合精矿中铜品位及钼品位比较高，其中铜品位为9.00%，钼品位为0.24%，这对后续进行铜—钼分离以提高铜精矿、钼精矿的品位比较有利，因此建议采用KYY-1作为铜钼混合浮选捕收剂进行选矿试验研究。

2.3.5  再磨细度试验

 采用KYY-1作捕收剂，进行了小型闭路试验，试验流程为一次粗选、两次扫选、两次精选，粗精矿再磨精选。粗选磨矿细度为-74μm占55%。药剂制度：石灰添加至磨机，用量分别为200g／t，粗选、扫选I、扫选Ⅱ、精选工捕收剂KYY-1用量114.2、57.1、38.1、7.6g/t，起泡剂HCCL用量  百分别为23.1、6.4、3.8、1.4g/t，试验结果见表5。

 由表 5可知，铜钼混合精矿的铜品位在25%以上，但是在粗精矿再磨细度较粗时，铜钼混合精矿中铜品位相对较低，为了得到更高铜品位的铜钼混合精矿，铜钼混合粗精矿仍然需要细磨。混选流程与等可浮流程相比，铜钼精矿中铜、钼回收率都有较大幅度提升，特别是钼回收率提高到90%。因此比较三种不同的铜、钼选矿工艺，原矿粗磨—铜钼混合浮选一粗精矿再磨精选是最佳处理工艺。建议选择粗精矿再磨细度为-48 μm占85%时，生产铜钼混合精矿，以便后续铜钼分离。

2.3.6  小型闭路试验结果

 根据条件试验结果进行了混合浮选—铜钼精矿分离小型闭路试验，试验流程见图5，试验结果见表6。

 最终可以获得产率0.022%、钼品位 44.90%、钼回收率88.78%的钼精矿和产率1.848%、铜品位25.83%、铜回收率89.66%的铜精矿，分离效果好。

结论

 1)原矿含铜0.52%、钼0.012%、硫 0.93%，主要金属矿物有黄铜矿、孔雀石、黄铁矿、磁铁矿、褐铁矿、辉钼矿、闪锌矿，脉石矿物主要是石英(41.12%)，白云母(21.34%)，另有少量斜长石、钠长石。

 2)比较了原矿细磨—优先浮选、原矿铜钼等可浮一选铜、原矿粗磨—铜钼混合浮选一粗精矿再磨后铜钼分离共三种工艺 流程，试验结果表明，采用混选一粗精矿再磨精选工艺不仅铜钼精矿中铜、钼含量高，且回收率明显优于等可浮工艺。

 3)铜钼混选工艺的顺利进行不仅保证了试验初期铜、钼金属的回收，更为后续铜钼分离奠定了良好的基础，最终可以获得产率0.022%、钼品位44.90%、钼回收率88.78%的钼精矿和产率1.848%、铜品位25.83%、铜回收率89.66%的铜精矿。

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