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某石英岩型高硫铜钼矿石选矿试验研究

2017-11-01王宇斌靳建平

中国矿业 2017年10期
关键词:辉钼矿黄铜矿钼矿

李 慧,王宇斌,靳建平

(1.西安建筑科技大学,陕西 西安 710043;2.西安西北有色地质研究院有限公司,陕西 西安 710054)

某石英岩型高硫铜钼矿石选矿试验研究

李 慧1,王宇斌1,靳建平2

(1.西安建筑科技大学,陕西 西安710043;2.西安西北有色地质研究院有限公司,陕西 西安710054)

对云南某高硫铜钼矿石的化学成分、矿物组成、嵌布粒度等工艺矿物学性质进行了研究,结果表明:该钼矿原矿钼含量为0.43%,钼矿物主要以辉钼矿形式赋存,矿石钼氧化率较低,嵌布粒度较粗;铜矿物主要以黄铜矿形式赋存,嵌布粒度较细。在工艺矿物学研究的基础上,对比3种常规选别流程,最终确定采用铜钼硫混选再分离流程,获得钼品位58.03%,回收率92.17%的钼精矿和铜品位15.59%,回收率64.84%的铜精矿,以及硫品位37.78%,回收率57.93%的硫精矿。

铜钼矿石;工艺矿物学;浮选;综合回收

钼在地壳中的平均含量为0.00011%,全球钼资源储量约为1 100万t,探明储量约为1 940万t。由于钼具有高强度、高熔点、耐腐蚀、耐研磨等优点,被广泛应用于钢铁、石油、化工、电气和电子技术等领域[1-2]。随着钼矿资源的开发,高品位的钼矿资源愈加匮乏,对低品位钼矿石及含钼多金属矿石的高效开发利用逐渐受到重视[3-4]。

目前,铜、钼硫化矿的选矿,根据其可浮性通常采用三种流程进行试验,分别是铜钼混合抑硫试验流程、铜钼硫混合试验流程、优先选钼-铜硫混选试验流程[5-7]。多数铜钼矿采取混合浮选-铜钼分离工艺,原因在于辉钼矿与黄铜矿可浮性相近、伴生严重,此工艺成本较低、流程较简单;而对于铜钼硫混合试验流程,一般较易获得高品位的钼精矿,但铜、硫不易得到有效的回收;对于低品位的钼铜矿石,在保证钼精矿的品位和回收率的同时,还要考虑铜、硫的综合回收,有时采用优先浮选更为适宜[8]。本文针对云南某高硫铜钼矿石,在深入研究其矿石性质的基础上,尝试用三种试验流程进行探索和对比,最终确定铜钼硫混选再分离流程作为该钼矿石选矿工艺推荐流程,该流程不仅钼精矿品位和回收率高于优先选钼流程,而且浮选总药剂用量相对少,精矿产品总附加值高,流程的选择为该矿石的开发利用提供依据。

1 原矿性质

1.1 矿石成分及矿物组成

该矿石类型为石英岩型钼矿石,原矿多元素分析见表1,原矿钼物相分析结果见表2。

从表1中可以看出:Mo是主要的回收金属元素,Cu的含量较高,为0.126%,达到综合评价要求,可以考虑综合回收。其他金属元素的含量均很低。SiO2、Al2O3是主要脉石矿物。

原矿中矿石矿物为辉钼矿,其他主要金属矿物为黄铁矿、白铁矿、黄铜矿等,其次还有褐铁矿、磁黄铁矿、黑钨矿、方铅矿、闪锌矿等。脉石矿物主要有石英,其次为长石、方解石、黑云母、绢云母、磷灰石等。

表1 原矿多元素分析结果

注:带*单位为10-6。

表2 钼物相分析结果

表3 铜物相分析结果

1.2 辉钼矿粒度分析

在显微镜下利用面测法(以辉钼矿短径计算)对矿石中辉钼矿的粒度进行了系统测定,并详细地做了统计分析,其结果见图1。

图1 辉钼矿粒级变化趋势图

但在镜下观察铜矿粒度较细,一般为0.002~0.03 mm,浸染状分布于脉石矿物中,与辉钼矿、黄铁矿、白铁矿关系密切,因此,欲获得合格的铜精矿,必须要细磨。

2 选矿工艺的确定

矿石中辉钼矿粒度较粗,一般为0.03×0.01~0.6×0.25 mm,比较容易解离。而黄铜矿粒度(0.002~0.03 mm)微细,呈浸染状分布于脉石矿物中,因此,在粗磨条件下,优先选出辉钼矿,再细磨选铜是比较合理的。

根据矿石性质可知,该矿石含硫较高,黄铁矿、白铁矿、磁黄铁矿广泛存在,部分硫铁矿可浮性好,会影响到钼精矿和铜精矿的质量,因此,选矿过程中确定适宜的磨矿细度和着重寻找有效的硫化铁抑制剂[9],来改善浮选过程,方能取得较佳的选别指标。对铜钼混合抑硫试验流程(流程1)、铜钼硫混合试验流程(流程2)、优先选钼-铜硫混选试验流程(流程3)三个试验流程进行探索试验对比,试验结果见表4。

表4 探索流程对比试验结果

由表4可知,三种试验流程方案对比结果表明,钼铜混合抑硫试验流程采用的石灰对辉钼矿和黄铜矿均有抑制作用,尤其是对辉钼矿抑制性更强,故该矿石不宜采用钼铜混选抑硫试验流程;铜钼硫混选再分离流程较易获得高品位钼精矿,但钼精矿含铜偏高,会影响后续铜精矿的综合回收。优先选钼-铜硫混合再分离钼粗精矿含铜低,且已得到铜精矿,但硫化钠和石灰对辉钼矿也有抑制作用,造成钼回收率不高。因此,后续对优先选钼-铜硫混选流程和铜钼硫混选再分离两个流程分别进行试验。

2.1 优先选钼-铜硫混选再磨分离流程试验

2.1.1 磨矿细度试验

磨矿主要目的是使辉钼矿等矿物从矿石中充分解离,以保证其有效地回收。 因此,首先对试验矿石进行了磨矿细度试验,试验流程见图2。

图2 磨矿细度试验流程

表5 磨矿细度试验结果

-0.074mm含量/%产品名称产率/%品位/%回收率/%MoCuMoCu50钼粗精矿5.337.260.53491.2123.88铜粗精矿5.270.251.453.1164.1260钼粗精矿4.608.490.74591.1128.04铜粗精矿5.800.241.273.2560.6970钼粗精矿4.278.560.6092.4823.33铜粗精矿5.670.191.292.7366.8080钼粗精矿4.378.570.93891.9334.51铜粗精矿6.510.191.033.0456.4890钼粗精矿5.337.220.90993.6341.16铜粗精矿6.100.110.9641.6349.06

随着磨矿细度的增加,尾矿中铜、钼品位逐渐降低,但钼精矿含铜呈上升趋势,当-0.074 mm含量为70%时,钼粗精矿钼回收率和铜粗精矿铜回收率都最高,因此确定磨矿细度为-0.074 mm含量70%。

在色彩上,我选择了一些跳出固有思维的色彩,例如我在花园内花草色彩上的选择,就选择了一些日常生活中并不常见的色彩,例如紫色、宝蓝色、柠檬黄色等。我希望这一些跳脱的色彩能够给观众带来新颖的感受。此外,为了保持画面色彩的呼应,我将蓝天和海洋用同一组色彩来表现,正好两者在画面的一头一尾,形成首尾呼应。画面中部的一些人物的服装色彩也是提取与花园里花草一致的色彩来表达,做到整个画面都同一在一个色调内。

2.1.2 粗选药剂种类及用量试验

粗选阶段确定适宜的硫化矿抑制剂是关键;硫化钠是大多数硫化矿的抑制剂,因此进行硫化钠用量试验。试验流程采用一次粗选试验流程,试验条件:磨矿细度-0.074 mm含量70%,煤油60 g/t,松醇油25 g/t,硫化钠用量试验结果见表6。

表6 硫化钠用量试验结果

随着硫化钠用量增加,精矿中含铜逐渐降低。确定硫化钠用量为3 000 g/t,另外添加少量TGA(TGA为黄铜矿的辅助抑制剂)对黄铜矿抑制作用不明显,还造成钼回收率有所下降,故确定粗选不加TGA。

煤油是辉钼矿的有效捕收剂,通过用量试验确定煤油用量30 g/t为宜。

2.1.3 钼精选抑制剂

钼粗精矿产品从镜下观察看,主要金属矿物为辉钼矿和黄铁矿,单用硫化钠或TGA,均难以使钼粗精矿品位提高,因此进行了精选段硫化钠与TGA混合抑铜硫试验(TGA为黄铜矿的辅助抑制剂),试验流程为一粗两精浮选流程。添加1 000 g/t硫化钠,50 g/t TGA时钼精矿品位较高,确定该组合用量。

2.1.4 铜粗精矿再磨试验

铜矿粒度较细,一般为0.002~0.03 mm,浸染状分布于脉石矿物中,与辉钼矿、黄铁矿、白铁矿关系密切,因此,欲获得合格的铜精矿,须进行细磨。

表7 铜粗精矿再磨试验结果

再磨可提高铜精矿品位,这与黄铜矿嵌布粒度微细,且呈浸染状分布于脉石矿物中的结论相符,因此,确定再磨细度为-0.037 mm含量为90%。

2.1.5 闭路试验

在磨矿细度、粗精选药剂种类及用量等条件试验和开路试验的基础上进行了优先选钼-铜硫混选再磨闭路试验,试验流程见图4,试验结果见表8。

图3 铜粗精矿再磨试验流程

产品名称产率/%品位/%回收率/%MoCuSMoCuS钼精矿0.7349.170.175.7886.321.020.91铜精矿0.390.44820.043.450.4164.120.29硫精矿9.450.1860.31834.994.2324.6171.11尾矿89.430.0420.0141.449.0410.2527.69原矿100.000.4160.1224.65100.00100.00100.00

2.2 铜钼硫混合再分离流程

2.2.1 捕收剂试验

从可浮性试验结果可以看出,辉钼矿的可浮性优于黄铜矿,在只添加煤油时,铜的回收率只有57.13%,钼的回收率93.85%。因此,要最大限度的回收黄铜矿(和部分黄铁矿),须添加适量铜矿物的捕收剂,使钼、铜、部分硫同时充分上浮。因此进行两种药剂组合捕收辉钼矿、黄铜矿和黄铁矿,药剂组合及用量见表9,捕收剂种类试验流程见图5。

煤油与乙黄药混合应用粗精矿铜、钼回收率最高。高于其他两种药剂组合的指标。故确定在铜钼硫混选粗选段添加煤油与乙黄药捕收辉钼矿、黄铜

图4 优先选钼-铜硫混选再磨闭路试验流程

矿和部分黄铁矿。通过煤油和乙黄药的用量试验,确定煤油用量为50 g/t,乙黄药用量为20 g/t。

表9 捕收剂组合及用量

图5 捕收剂种类试验流程

药剂组合产品名称产率/%品位/%回收率/%MoCuMoCu①钼精矿0.9740.100.46788.463.56②钼精矿0.6751.440.31781.711.66

2.2.2 其他浮选条件的确定

铜矿粒度较细,因此铜钼硫混合再分离流程也须进行细磨,磨矿细度同优先选钼-铜硫混选再磨试验流程,为-0.037 mm含量占90%。

2.2.3 闭路试验

在捕收剂种类及用量、再磨试验等其他浮选条件试验和开路试验的基础上进行铜钼硫混选再分离闭路试验。试验流程见图6,试验结果见表11。

表11 铜钼硫混选再分离闭路试验结果

图6 铜钼硫混选再分离闭路试验流程

3 结 论

1) 该矿石为石英型钼矿石,含硫较高,为4.65%,辉钼矿是主要的回收矿物,黄铜矿也达到了综合回收标准。钼矿嵌布粒度较粗,以大于74 μm的为主,占总量的90.49%,比较容易单体解离;铜矿粒度较细,一般为0.002~0.03 mm,浸染状分布于脉石矿物中,必须要细磨,再磨细度为-0.037 mm含量占90%。

2) 优先选钼-铜硫混选再磨分离流程可获得钼品位49.17%,回收率86.32%的钼精矿和铜品位20.04%,回收率64.12%的铜精矿;铜钼硫混选再分离流程可获得品位钼58.03%,回收率92.17%的钼精矿和铜品位15.59%,回收率64.84%的铜精矿。优先选钼流程和铜钼硫混选流程分别获得了硫品位34.99%,回收率为71.11%和硫品位37.78%,回收率57.93%的硫精矿,均综合回收了该矿石中的黄铁矿。

3) 综合比较,确定铜钼硫混选再分离流程作为该钼矿石选矿工艺推荐流程,该流程不仅钼精矿品位和回收率高于优先选钼流程,而且浮选总药剂用量相对少,精矿产品总附加值高。

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Studyonthemineralprocessingofaquartz-typecopper-molybdenumorewithhighsulfur

LI Hui1,WANG Yubin1,JIN Jianping2

(1.Xi’an University of Architecture and Technology,Xi’an 710043,China;2.Xi’an Northwest Geological Institute of Nonferrous Metals Co.,Ltd.,Xi’an 710054,China)

The chemical composition,mineral constituent,and dissemination size of a high sulfur copper molybdenum ore in Yunnan were studied.The results show that the grade of molybdenum ore is 0.43%.The molybdenum minerals are mainly in the form of molybdenite and the oxidation rate of molybdenum is low,with granularity coarser.Copper minerals are mainly hosted in chalcopyrite form with finer size.On basis of the research of process mineralogy,comparing three kind of conventional flowsheet,ultimately the flowsheet of copper-molybdenum-sulfur mixed pick separation process was determined,and obtain the molybdenum concentrate with molybdenum grade 58.03% and recovery 92.17%, copper concentrate with copper grade 15.59% and recovery 64.84%,sulphur concentrate with sulphur grade 37.78% and recovery 57.93%.

copper-molybdenum ore;process mineralogy;flotation;comprehensive recovery

TD923

A

1004-4051(2017)10-0136-06

2017-07-14责任编辑宋菲

陕西省科技厅项目资助(编号:2014SJ-04)

李慧(1984-),女,汉族,山东日照人,硕士,讲师,主要从事矿物资源综合利用的教学与研究工作,E-mail:276728309@qq.com。

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