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。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
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%
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