山东某低品位铜钼矿石选矿试验

2013-10-31 02:35王淑红孙永峰
金属矿山 2013年7期
关键词:黄药硫化钠磨矿

王淑红 孙永峰

(山东理工大学资源与环境工程学院)

我国铜矿资源虽然分布广泛,但矿种单一的铜矿资源却相当少,大部分都是含铜多金属共生矿床,伴生铅锌、金银、钼、铁等最为普遍。随着铜矿资源的逐步减少和对铜需求量的逐步增大,开发利用低品位多金属共生铜矿藏成了市场的必然选择。因此,对伴生资源进行综合回收是提高资源附加值、适应开采品位逐步下降的重要途径。

本试验以山东某斑岩型铜钼矿石为对象进行了铜、钼综合回收研究。

1 矿石性质

1.1 矿石成分

山东某斑岩型铜钼矿石矿物组成较复杂,有用金属矿物有黄铜矿、斑铜矿、辉铜矿、辉钼矿等,其他金属矿物黄铁矿、方铅矿、闪锌矿、辉铋矿等少量,并伴生有极少量的金银等贵金属;脉石矿物主要有石英、长石、方解石、绿泥石等。矿石主要化学成分分析结果见表1。

表1 矿石主要化学成分分析结果 %

从表1可以看出,矿石中有用元素为铜、钼,其他元素没有回收价值。

1.2 矿石铜钼物相分析

矿石铜钼物相分析结果见表2、表3。

表2 矿石铜物相分析结果 %

表3 矿石钼物相分析结果 %

从表2、表3可以看出,该矿石中铜钼均以硫化物为主,分别占总铜、钼的94.87%和91.30%,氧化率较低,因此应具有较好的可浮性。

1.3 主要有用矿物的赋存状态和嵌布特征

铜主要以黄铜矿的形式存在,偶见斑铜矿和辉铜矿。黄铜矿主要呈不规则粒状集合体嵌布于脉石中,部分沿黄铁矿、辉钼矿粒间嵌布,黄铜矿粒径一般为0.2~0.05 mm。

辉钼矿呈他形晶的叶片状、条带状及小柱状晶体产于脉石中,也可见呈脉状贯穿于脉石矿物中,与脉石矿物共生关系密切,极少量辉钼矿与黄铁矿伴生,辉钼矿粒径一般为0.1~0.05 mm。

2 试验结果与讨论

试验拟在较粗磨矿细度下进行铜钼混浮,铜钼混合粗精矿再磨后抑铜浮钼,实现铜、钼分离,最终获得铜精矿和钼精矿。

2.1 铜钼混浮粗选试验

按图1所示的流程进行铜钼混浮粗选试验。

图1 铜钼混浮粗选流程

2.1.1 磨矿细度试验

磨矿细度试验捕收剂丁基黄药+煤油用量为100+20 g/t,试验结果见表4。

表4 磨矿细度试验铜钼混合粗精矿指标 %

由表4可以看出,随着磨矿细度的提高,铜钼混合粗精矿铜、钼品位均上升,铜、钼回收率均先上升后下降,回收率的高点在磨矿细度为-0.074 mm占65%时。因此,确定铜钼混合粗选的磨矿细度为-0.074 mm占65%。

2.1.2 丁基黄药+煤油用量试验

前期的探索试验表明,丁基黄药+煤油是该矿石铜钼混合浮选的有效捕收剂,二者理想的用量比为5∶1。丁基黄药+煤油总用量试验结果见表5。

表5 丁基黄药+煤油用量试验铜钼混合粗精矿指标

由表5可以看出,随着丁基黄药+煤油总用量的增加,铜钼混合粗精矿铜钼品位先升后降,铜钼回收率变化幅度较小。因此,确定捕收剂丁基黄药+煤油总用量为120 g/t,即丁基黄药为100 g/t、煤油为20 g/t。

2.2 铜钼混合精矿再磨再选试验

铜钼混合精矿再磨再选试验给矿为1粗2精(空白精选)铜钼混合精矿,试验流程见图2。

图2 铜钼混合精矿再磨再选开路试验流程

2.2.1 再磨细度试验

再磨细度试验选用硫化钠为分离浮选作业铜矿物的抑制剂,其对原矿的用量为4.5 kg/t,钼矿物捕收剂煤油对原矿的用量为10 g/t,松醇油对原矿的用量为10 g/t。合适的再磨细度依据钼精矿指标确定,钼精矿指标见表6。

从表6可以看出,随着再磨细度的提高,精矿钼品位先上升后下降,钼回收率变化不大。因此,确定再磨细度为-0.043 mm 80%。

表6 铜钼混合精矿再磨细度试验钼精矿指标 %

2.2.2 铜钼分离粗选硫化钠用量试验

铜钼分离粗选硫化钠用量(对原矿)试验的再磨细度为-0.043 mm 80%,煤油对原矿的用量为10 g/t,松醇油对原矿的用量为10 g/t,精选2、精选3硫化钠用量为粗选硫化钠用量的10%,试验结果见表7。

表7 铜钼分离粗选硫化钠用量试验钼精矿指标

从表7可以看出,随着硫化钠用量的增加,精矿钼品位微幅上升,钼回收率微幅下降,而钼精矿中铜品位和回收率均下降。因此,确定铜钼分离试验硫化钠用量为4.5 kg/t。

2.3 全流程闭路试验

在条件试验和开路试验基础上进行了全流程闭路试验,试验流程见图3,试验结果见表8。

从表8可以看出,采用图3所示的流程处理该矿石,可以获得铜品位为 20.34%、回收率为90.23%的铜精矿,钼品位为50.33%、回收率为87.53%的钼精矿。

3 结论

山东某低品位斑岩型铜钼硫化矿石在较粗的磨矿细度情况下(-0.074 mm占65%),采用1粗2精2扫,中矿顺序返回流程进行铜钼混合浮选预抛尾,在铜钼混合精矿再磨至铜钼矿物单体解离(-0.043 mm占80%)后,以硫化钠为铜矿物的抑制剂,采用1粗3精2扫,中矿顺序返回流程进行铜钼分离浮选,最终得到铜品位为20.34%、回收率为90.23%的铜精矿,钼品位为50.33%、回收率为87.53%的钼精矿,达到了较好的铜钼回收效果。

图3 闭路试验流程

表8 闭路试验结果%

[1] 赵应征.某低品位铜钼矿可选性研究[J].企业技术开发,2012(8):27-28.

[2] 胡熙庚.有色金属硫化矿选矿[M].北京:冶金工业出版社,1987.

[3] 李凤久,贾清梅,牛福生,等.内蒙古某低贫难选钼矿选矿试验研究[J].中国矿业,2009(8):72-75.

[4] 曾锦明,刘三军,杨聪仁,等.云南某铜钼矿选矿工艺研究[J].有色金属:选矿部分,2012(3):14-19.

[5] 许 时.矿石可选性研究[M].2版.北京:冶金工业出版社,1981.

猜你喜欢
黄药硫化钠磨矿
TiO2@芽孢杆菌光催化性能研究
磨矿介质对磨矿细度的影响
氮掺杂碳纳米管活化过硫酸盐降解丁基黄药
硫氢化钠处理含铜砷废酸的探讨
挥发性硫化物测定法中标准硫化钠溶液的标定
青海某铅锌矿磨矿动力学试验研究
昭通褐煤磨矿细度的试验研究
新型HP-1黄药在硫浮选中的试验研究
南京某铁矿实验室磨矿条件优化研究及工业应用
煤粉还原芒硝法制无水硫化钠工业化实践