某铜钼尾矿中金红石的浮选回收试验

王允火

(福建马坑矿业股份公司，福建 龙岩 364021)

某铜钼尾矿中金红石的浮选回收试验

王允火

(福建马坑矿业股份公司，福建 龙岩 364021)

某铜钼尾矿粒度较细，-0.074 mm粒级占68.63%，金红石含量为0.31%，在0.037～0.010 mm粒级有明显的富集现象，单体解离度达72.80%；脉石矿物以石英为主，还有少量易泥化的绿泥石和粘土矿物。为了提高资源的综合利用率，低成本、高效地回收该尾矿中的金红石，在不磨矿的情况下，采用2粗1扫4精、扫选精矿与精选1尾矿合并精选后返回、其他中矿顺序返回的流程对金红石进行了选矿试验，最终获得了TiO2品位为64.59%，回收率为77.25%的金红石精矿，较好地实现了金红石的回收。

铜钼尾矿 金红石 单体解离 浮选

金红石的化学成分为TiO2，是生产高档钛白粉、电焊条和金属钛及钛合金的重要原料[1-3]。我国的金红石资源虽然丰富，但受品位低、嵌布粒度细、选矿工艺复杂、生产成本高等因素的影响，金红石的回收实践并不普遍[4-6]。因此，大力发展低成本、高效率的金红石提取技术是开发我国金红石资源的关键[7-9]。

某铜钼尾矿中TiO2含量0.51%，金红石含量为0.31%，粒度微细；脉石矿物以石英为主，还有少量易泥化的绿泥石和粘土矿物，试验将采用单一浮选工艺对金红石的提取技术进行研究。

1 矿石性质

该铜钼尾矿金属硫化矿物含量很低，主要有用矿物为金红石，易泥化的绿泥石和粘土等矿物是影响金红石浮选的主要矿物。

1.1 试样主要化学成分分析

试样主要化学成分分析结果见表1。

表1 试样主要化学成分分析结果

Table 1 Main chemical composition analysis of the sample %

成 分TiO2CuMoSiO2Al2O3K2O含 量0.510.030.00169.6213.465.80成 分CaOMgONa2OFeSAs含 量2.781.660.702.161.460.001

由表1可见，试样中Cu、Mo、Fe等均没有回收价值，TiO2含量为0.51%。

1.2 试样中钛物相分析结果

试样钛物相分析结果见表2。

由表2可见，试样中金红石型钛占总钛的60.78%，是试验回收对象。

表2 试样钛物相分析结果

Table 2 Titanium phase analysis of the sample %

钛相别含 量占有率金红石型钛0.3160.78其他钛0.2039.22总 钛0.51100.00

1.3 试样的粒度分析及金红石的嵌布特征

1.3.1 试样的粒度分析

试样的粒度分析见表3。

表3 试样的粒度分析

由表3可见，试样粒度较细，-0.147 mm占94.67%，其中-0.074 mm粒级占68.63%，金红石在0.037～0.010 mm粒级有明显的富集现象。

1.3.2 金红石的嵌布特征

肉眼下金红石呈暗红、褐红、黄或橘黄色，显微镜下为灰白色。试样中的金红石呈微细粒嵌布，一般为0.037～0.010 mm，已单体解离的金红石占总金红石的72.80%，连生体占21.40%，包裹体占5.80%，与金红石连生或包裹金红石的主要为黑云母及白云母化的黑云母。

2 试验结果与讨论

2.1 粗选条件试验

粗选条件试验流程见图1。

图1 粗选条件试验流程

2.1.1 硫酸用量试验

硫酸用量试验的氟硅酸钠用量为500 g/t，硝酸铅为100 g/t，水杨羟肟酸为400 g/t，试验结果见图2。

图2 硫酸用量试验结果

由图2可见，随着硫酸用量的增加，金红石粗精矿TiO2品位上升、回收率先升后降。综合考虑，确定粗选硫酸的用量为1 600 g/t，对应的矿浆pH=4.90。

2.1.2 氟硅酸钠用量试验

氟硅酸钠用量试验硫酸用量为1 600 g/t，硝酸铅为100 g/t，水杨羟肟酸为400 g/t，试验结果见图3。

图3 氟硅酸钠用量试验结果

由图3可见，随着氟硅酸钠用量的增加，金红石粗精矿TiO2品位先上升后趋于稳定，回收率先升后降。综合考虑，确定氟硅酸钠用量为500 g/t。

2.1.3 硝酸铅用量试验

硝酸铅用量试验的硫酸用量为1 600 g/t，氟硅酸钠为500 g/t，水杨羟肟酸为400 g/t，试验结果见图4。

图4 硝酸铅用量试验结果

由图4可见，随着硝酸铅用量的增加，金红石粗精矿TiO2品位先小幅上升后小幅下降、回收率先上升后趋于稳定。综合考虑，确定硝酸铅的粗选用量为100 g/t。

2.1.4 水杨羟肟酸用量试验

水杨羟肟酸用量试验的硫酸用量为1 600 g/t，氟硅酸钠为500 g/t，硝酸铅为100 g/t，试验结果见图5。

图5 水杨羟肟酸用量试验结果

由图5可见，随着水杨羟肟酸用量的增加，金红石粗精矿TiO2品位和回收率均先上升后下降。综合考虑，确定水杨羟肟酸粗选用量为400 g/t。

2.2 精选条件试验

从2.1节可看出，1次粗选金红石精矿TiO2品位较低，主要是由于石英、白云母、绿泥等脉石矿物含量太高，因此，精选作业抑制这些成分的上浮至关重要。为了保证金红石的充分回收，试验以两次粗选的混合粗精矿为给矿，试验流程见图6。

图6 精选试验流程

2.2.1 羧甲基纤维素(CMC)用量试验

CMC用量试验的水玻璃对试样的用量为300 g/t，试验结果见图7。

图7 CMC用量试验结果

由图7可见，随着CMC用量的增加，金红石精矿中TiO2品位先上升后维持在高位，回收率先升后降。综合考虑，确定精选1作业 CMC对试样的用量为25 g/t。

2.2.2 水玻璃用量试验

水玻璃既是石英等脉石矿物的抑制剂，又对矿泥有一定的分散作用。常用的水玻璃pH较高，不宜直接用于金红石的精选，本研究选用经特殊处理的水玻璃，其pH=6.5左右。水玻璃用量试验的CMC对试样的用量为25 g/t，试验结果见图8。

图8 水玻璃用量试验结果

由图8可见，随着水玻璃用量的增加，金红石精矿TiO2品位呈先快后慢的上升趋势，回收率先升后降。综合考虑，确定精选1作业水玻璃对试样的用量为600 g/t。对应的精矿TiO2品位为9.05%，作业回收率为84.30%。

2.3 闭路试验

在条件试验和开路试验基础上进行了闭路试验，试验流程见图9，试验结果见表4。

由表4可见，采用图9所示的闭路流程处理该试样，最终获得了TiO2品位为 64.59%，回收率77.25%的金红石精矿。

图9 闭路试验流程

产 品产 率TiO2品位TiO2回收率金红石精矿0.6164.5977.25尾 矿99.390.1222.75试 样100.000.51100.00

3 结 论

(1)某铜钼尾矿中TiO2含量0.51%，金红石含量为0.31%，脉石矿物以石英为主，还有少量易泥化的绿泥石和粘土矿物。试样粒度较细，金红石在0.037～0.010 mm粒级有明显的富集现象，已单体解离的金红石占总金红石的72.80%，可在不磨矿的情况下直接回收其中的金红石。

(2)试验采用2粗1扫4精、扫选精矿与精选1尾矿合并精选后返回、其他中矿顺序返回流程处理该矿石，最终获得了TiO2品位为 64.59%，回收率77.25%的金红石精矿。

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(责任编辑 罗主平)

Experiment of Rutile Flotation Recovery from a Cu-Mo Tailing

Wang Yonghuo

(Fujian Makeng Mining Co.,Ltd.,Longyan 364021,China)

A copper-molybdenum tailing with size distribution of -0.074 mm 68.63% is fine.Rutile is content of 0.31%,and obviously enriched in 0.037 ～ 0.010 mm size fractions,with single liberation degree of 72.80%.Gangue minerals are mainly quartz,and amount of easily sliming chlorite and clay minerals.In order to improve the comprehensive utilization of resources,realize rutile recovery from the tailings at low cost and high efficient,beneficiation experiments on rutile are carried out with no grinding operation,through two roughing-four cleaning-one scavenging,mixing concentrate of scavenging with tailing of first stage cleaning,other middles return to the flow-sheet in turn.Finally,rutile concentrate with TiO2grade of 64.59% and recovery of 77.25% is

,realizing better rutile recovery index.

Cu-Mo tailings,Rutile,Single liberation,Flotation

2014-09-07

王允火(1968—)，男，工程师。

TD923+.7,TD926.4

A

1001-1250(2014)-11-167-04