某低品位铜钼矿石浮选试验研究

摘要：某低品位铜钼矿石中主要有价元素为铜和钼，铜、钼矿物嵌布粒度细，与脉石矿物复杂共生，但辉钼矿与黄铜矿主要嵌布在脉石矿物裂隙，有利于矿物的单体解离。在矿石工艺矿物学研究的基础上，探索了铜钼选别工艺，在最佳试验条件下，采用铜钼混合浮选工艺获得的混合精矿钼品位0.470 0 %、铜品位3.100 %，钼回收率可达76.22 %、铜回收率高达89.29 %;混合精矿铜钼分离，钼精矿钼品位49.390 0 %、钼作业回收率66.18 %，铜精矿铜作业回收率99.98 %。

关键词：铜钼矿;混合浮选;铜钼分离;调整剂;捕收剂

中图分类号：TD952文献标志码：A开放科学（资源服务）标识码（OSID）：

文章编号：1001-1277（2021）11-0081-04doi：10.11792/hj20211116

以铜为主伴生钼的铜钼矿常以斑岩型铜矿床存在于自然界，是主要的产铜矿床类型。斑岩型铜矿中的铜约占世界铜储量的2/3，例如：美国的斑岩型铜矿铜储量约占本国铜总储量的83 %，智利、秘鲁为90 %。斑岩型铜矿的特点是原矿品位低，常伴生有钼[1]。此类矿石中铜矿物多为黄铜矿，也有以辉铜矿为主的，或者二者兼有的，其他铜矿物极少，钼矿物一般为辉钼矿。斑岩型铜矿不仅是铜的重要来源，也是钼的重要来源。铜钼矿常含铜、钼、硫3种主要元素，可采用混合浮选工艺进行处理，获得铜钼混合精矿，然后进行铜钼分离[2-3]。铜钼分离可采用脱水、再磨，加入不同抑制剂如硫化钠、硫氢化钠、巯基乙酸钠等得以实现[4-6]。某低品位铜钼矿石中铜、钼矿物嵌布粒度细，与脉石矿物复杂共生，为探究该资源的开发利用价值，本文对其进行了浮选试验研究。

1矿石性质

某低品位铜钼矿石中主要有价元素为铜和钼，品位分别为0.160 %、0.027 0 %，矿石工艺类型为少硫化物铜钼矿石。矿石中金属矿物占4.23 %，其中金属硫化物占3.85 %，主要金属硫化物为黄铁矿、黄铜矿，合计占3.57 %，其他金属硫化物含量较少。金属氧化物主要为磁铁矿、赤铁矿，合计占0.38 %。脉石矿物占95.77 %，以长石（钾长石、钠长石）、石英为主，次为碳酸盐矿物（方解石、铁白云石）、黑云母、石榴石等。矿石中的黏土矿物为高岭石、石膏，合计占1.14 %。原矿化学成分分析结果见表1，铜物相分析结果见表2，钼物相分析结果见表3。

该矿石中辉钼矿嵌布粒度主要为中、细粒，分别占36.53 %、30.12 %，粗粒占19.36 %，微粒占13.99 %。钼矿物与脉石矿物关系密切，其嵌布状态主要是裂隙钼，其中脉石矿物裂隙占38.46 %，硫化物裂隙占6.50 %;其次是粒间钼，其中脉石矿物粒间占32.59 %，硫化物粒间占3.88 %，脉石矿物与硫化物粒间占3.89 %;其他为包裹钼，占14.68 %，其中脉石矿物包裹占12.36 %，硫化物包裹占2.32 %。

该矿石中黄铜矿嵌布粒度主要是中粒，占43.37 %，细粒占26.48 %，粗粒占22.31 %，微粒占7.84 %。铜矿物与脉石矿物关系密切，其嵌布状态主要是粒间铜，其中脉石矿物粒间占20.16 %，硫化物粒间占17.26 %，脉石矿物与硫化物粒间占13.07 %;其次是裂隙铜，其中脉石矿物裂隙占22.13 %，硫化物裂隙占14.91 %;其他为包裹铜，其中脉石矿物包裹占9.01 %，硫化物包裹占3.46 %。

矿石中目的矿物钼和铜都与脉石矿物关系密切，辉钼矿与黄铜矿主要嵌布在脉石矿物裂隙和粒间，有利于矿物在磨矿过程中解离。

2试验结果与讨论

根据矿石工艺矿物学研究结果，探索采用铜钼混合浮选、铜钼分离工艺处理该矿石。

2.1磨矿细度

磨矿细度试验流程见图1，试验结果见表4。

从表4可以看出：随着磨矿细度的增加，粗精矿产率逐渐增大，尾矿铜、钼品位变化不大，粗精矿铜、钼品位逐渐降低，铜、钼回收率整体变化不大。综合考虑，选择磨矿细度-0.074 mm占60 %进行后续试验。

2.2调整剂

固定磨矿细度-0.074 mm占60 %，进行了调整剂单一使用和不同配比组合使用的条件试验。试验流程见图1，试验结果见表5。

从表5可以看出：加入调整剂CaO，尾矿铜品位降低、钼品位升高，粗精矿铜回收率提高、钼回收率降低，且随着CaO用量的增加，铜回收率提高、钼回收率降低的趋势更加明显。加入调整剂Na2SO3，尾矿铜、钼品位和回收率变化均不大。加入调整剂Na2SO3+CaO，尾矿铜、钼品位和回收率变化较小。加入Na2SiO3·9H2O，尾矿铜、钼品位变化不大，铜回收率降低，钼回收率提高，但提高幅度不大。综合考虑，选择不添加调整剂。

2.3捕收剂

捕收剂选择Z-200、煤油、丁铵黑药、丁基黄药进行试验。试验流程见图1，试验结果见表6。

从表6可以看出：使用丁基黄药+Z-200、丁基黄药+Z-200+煤油、丁基黄药作为捕收剂时，钼回收率相当，但单一丁基黄药作为捕收剂时，铜回收率比组合用药偏低;丁基黄药+Z-200+煤油与丁基黄药+Z-200相比，铜、钼回收率相当;而其他捕收剂混合浮选效果不理想。综合考虑，选择丁基黄药+Z-200作为混合浮选捕收剂。

在捕收剂种类基础上，进行了丁基黄药+Z-200用量试验，结果表明：丁基黄药+Z-200总用量超过60 g/t时，铜、钼回收指标较好;丁基黄药+Z-200总用量降低至50 g/t时，浮选速率变慢。因此，選择丁基黄药+Z-200总用量为60 g/t，二者质量比1∶1。

2.4闭路试验

在条件试验和开路试验的基础上，进行了闭路试验。试验流程见图2，试验结果见表7。从表7可以看出：闭路试验获得的混合精矿铜品位3.100 %、钼品位0.470 0 %，铜回收率89.29 %、钼回收率76.22 %。

2.5铜钼分离试验

在铜钼分离条件试验基础上进行了闭路试验。试验流程见图3，试验结果见表8。

从表8可以看出：对混合精矿进行铜钼分离，得到了合格的钼精矿，钼精矿钼品位49.390 0 %、钼作业回收率66.18 %，铜精矿铜作业回收率99.98 %。

3结论

1）某低品位铜钼矿石含铜0.160 %、钼0.027 0 %，主要目的矿物为黄铜矿、辉钼矿，其可浮性较好。矿石中脉石矿物主要为长石（钾长石、钠长石）和石英，同时伴有少量方解石、铁白云石、黑云母、石榴石等。矿石中辉钼矿嵌布粒度主要为中、细粒，黄铜矿主要为中粒，钼矿物和铜矿物都与脉石矿物关系密切。

2）采用铜钼混合浮选、铜钼分离工艺处理该矿石，在混合浮选磨矿细度-0.074 mm占60 %，不添加调整剂，选用丁基黄药+Z-200作为混合浮选捕收剂时，可以获得铜品位3.100 %、铜回收率89.29 %，钼品位0.470 0 %、钼回收率76.22 %的混合精矿;采用混合精矿再磨，一次粗选、五次精选、二次扫选铜钼分离工艺，可以获得钼品位49.390 0 %、钼作业回收率66.18 %的钼精矿，铜精矿铜作业回收率99.98 %。

[参 考 文 献]

[1]王怀，郝福来，陆兆锋，等.内蒙古某斑岩型铜钼矿石混合浮选试验研究[J].黄金，2020，41（5）：55-59.

[2]周峰，孙春宝，刘洪均，等.某低品位铜钼矿低碱度浮选工艺研究[J].金属矿山，2011（3）：80-82.

[3]王海亮.某難选铜矿的选矿试验研究[D].昆明：昆明理工大学，2008.

[4]彭会清，周海欢，胡明振，等.某铜钼矿石中铜钼综合回收试验研究[J].矿冶工程，2011，21（6）：33-35.

[5]赖桂华.铜钼混合精矿高效分离试验研究与应用[J].黄金，2021，42（3）：60-62，67.

[6]张磊，于鸿宾，宋超，等.某高次生铜易泥化铜钼混合精矿铜钼分离新工艺研究[J].黄金，2019，40（12）：43-47.

Experimental study on the flotation of a lowgrade copper-molybdenum oreWang Peng

（Changchun Gold Research Institute Co.，Ltd.）

Abstract：The main valuable elements in a lowgrade copper-molybdenum ore are copper and molybdenum.The copper and molybdenum minerals are finely embedded，associated in a complex way with gangue minerals，while molybdenite and chalcopyrite are mainly embedded in the fissures of gangue minerals，which is beneficial to the monomer disintegration of minerals.Based on the process mineralogy study，the separation process for molybdenum and copper is explored.Under optimal test conditions，the bulk flotation process of copper and molybdenum can obtain the mixed concentrate with molybdenum grade 0.470 0 %，copper grade 3.100 %，molybdenum recovery rate as high as 76.22 %，copper recovery rate as high as 89.29 %;the copper and molybdenum separation of the mixed concentrate can obtain the molybdenum concentrate with molybdenum grade 49.390 0 % and molybdenum operation recovery rate 66.18 %，and the copper concentrate with copper operation recovery rate 99.98 %.

Keywords：copper-molybdenum ore;bulk flotation;separation of molybdenum and copper;modifier;collector

收稿日期：2021-05-15; 修回日期：2021-09-15

作者简介：王鹏（1989—），男，吉林松原人，工程师，从事黄金及有色金属选矿研究工作;长春市南湖大路 6760 号，长春黄金研究院有限公司选冶研究所，130012;Email：woc521456@qq.com