Ｓｅｒｉａｌ Ｎｏ．５５１ 现代矿业 总第５５１期 Ｍａｒｃｈ．２０１５ Ｍ０ＤＥＲＮ ＭＩＮＩＮＧ ２０１５年３月第３期 河北某铜钼矿选铜工艺试验 秦 军 （中钢石家庄工程设计研究院有限公司） 摘 要 河北某矿业公司铜钼矿矿石中铜品位为０．６３％、钼品位为０．０ｌ１％，为有效回收利用 有价元素铜，进行了２种流程的浮选试验研究。试验流程１采用磨矿分级一１粗２扫抛尾一精矿 再磨一１粗４精３扫工艺流程，试验最终可获得产率为１．６０％、铜品位为２０．０１％、铜回收率为 ５２．４９％的铜精矿。试验流程２采用分阶段磨矿一脱泥浮选工艺，获得的总铜精矿品位为 １８．１３％，铜回收率为８０．１８％。经试验效果对比表明：试验流程２工艺更为合理，浮选药剂效果明 显，试验技术指标更理想。 关键词铜钼矿磨矿浮选选矿工艺铜精矿 针对河北某矿业公司复杂难选铜钼矿石，为合 铜的形式存在，其铜分布率为７７．８７％；其次以次生 理回收利用铜矿资源，探索该矿矿石选矿指标的有 硫化铜和氧化铜形式存在，其分布率分别为 效方法，制定合理科学的选矿工艺，提高铜回收率， ｌ７．４６％和４．７６％。 为该矿区铜矿石资源开发利用提供技术依据，对该 表３原矿中铜、钼的金属分布结果 铜钼矿进行了不同工艺流程的对比试验，最终确定 采用分阶段磨矿一脱泥浮选工艺回收铜，并获得了 满意的试验指标，经济效益及社会效益显著。 １矿石性质分析 对原矿进行化学多元素、铜物相及铜、钼的金属 分布情况分析，其结果分别见表１一表３。 表１ 原矿化学多元素分析结果 ％ 由表３可知，该铜矿石的粒度分布不均匀，且易 室 ！ ！！ 曼 泥化的矿物较多（如蛇纹石、绿泥石），部分铜金属 垒量 ； ； ； ； ； ； ； 分布于一０．０３７ ｍｍ粒级，这是导致该矿石难选的主 ！ 生 鱼量 ： ！ ：丝 ！： 丝：！！丝： ： 竺 竺： 要原因。 注：Ａｕ、Ａｇ含量为ｇ／ｔ。 另外，经矿物分析，该铜矿的脉石矿物主要有蛇 由表１可知，矿石中铜品位为０．６３％、钼品位 纹石、方解石、透闪石、石英等，属于含钙镁等硅酸盐 为０．０１１％，属典型硫化铜钼矿石；矿石中主要有价 类脉石矿物，脉石元素主要为ｓｉ、Ｃａ、Ｍｇ，且脉石含 元素为铜，除铜矿物外，其他可利用的元素含量均很 量占９０％以上。矿石中主要回收的铜元素主要以 低。 矿物存在，铜的矿物主要为黄铜矿，钼的独 表２ 原矿铜物相分析结果 ％ 立矿物为辉钼矿，铁的矿物为黄铁矿。 ２选矿工艺流程试验 根据原矿铜物相分析结果可知，矿石中铜矿物 以原生硫化铜为主，含有一定量的次生硫化铜和氧 化铜，这将对浮选回收率产生一定的影响。为合理 利用该铜矿石资源，为此进行了２个不同试验流程 由表２可知，矿石中的铜矿物主要以原生硫化 的探索试验，对磨矿细度、浮选药剂及浮选指标等参 数进行了对比。试验流程１为磨矿分级一１粗２扫 秦军（１９８３一），男，工程师，０５００２１河北省石家庄市槐安东路 抛尾一精矿再磨一１粗４精３扫工艺流程试验，试 １０８号。 验流程２采用分阶段磨矿一脱泥浮选工艺。 ６０ 秦军：河北某铜钼矿选铜工艺试验 ２．１试验流程１ 试验流程１先将原矿进行磨矿分级，再经过１ 次粗选、２次扫选，可抛掉５７％以上的尾矿，泡沫产 品经再磨，在再磨细度为一０．０７４ ｍｍ ９０％的条件 下，经过１次粗选、４次精选、３次扫选最终获得铜精 矿产品。 ２．１．１再磨磨矿细度试验 通过磨矿细度试验得出，随着磨矿细度变细，铜 品位在细粒级的损失增大。因此，如果继续提高磨 矿细度，铜回收率也会出现明显的下降趋势。因此， 为了确认精选作业前是否必须进行再磨作业及合理 的磨矿细度进行了再磨试验。试验结果见表４。 表４ 粗精再磨与否试验结果 ％ 由表４可知，尽管粗精泡沫不再磨试验工艺粗 磨细度为一０．０７４ ｍｍ 位％一＂ ／一Ｏ Ｏ ０一 一Ｏ ０ Ｏ一０ Ｏ Ｏ一７９．０５％，比粗精泡沫再磨试 ∞ 一甜 一０ Ｏ ０ 验工艺粗磨细度一０．０７４ ｍｍ ６９．５０％提高约１０个 百分点，但由于没有进行粗精矿再磨，精选作业指标 不理想。因此，粗精矿再磨是非常必要的。经后续 试验确定粗磨最佳磨矿细度为一０．０７４ ｍｍ ６７％，再 磨最佳磨矿细度为一０．０７４ ｍｍ ９０％。 ２．１．２捕收剂种类试验 为考察使用不同药剂下的最终尾矿品位，每组 试验均进行了１次粗选、２次扫选。共进行了４组 不同捕收剂对比试验，试验结果见表５。 由表５可知，由于该矿石含有较多的滑石等泥 化脉石矿物，各种捕收剂浮选精矿产率均较大；相对 其他捕收剂，Ｚ２００对于分选该矿石效果较高，因此 选择Ｚ２００作为分选该矿的捕收剂。 ２．１．３浮选药剂用量 Ｚ２００捕收剂有起泡性，因此取消添加其他起泡 ２０１５年３月第３期 表５浮选捕收剂种类试验结果 捕收剂 煎 型 量 ！ 产品 产率 回收率 种类 粗选扫选１扫选２ 名称 ／％ ／％ 精矿 ５４．８４ ６７．７６ 丁基黄药１００ ３０ １０ 尾矿 ４５．１６ ３２．２４ 原矿 １ｏｏ．ｏｏ １００．Ｏ０ 精矿 ５８．５８ ６６．６７ 乙基黄药１００ ３０ １０ 尾矿 ４１．４２ ３３．３３ 原矿 １００．Ｏ０ １０ｏ．ｏｏ 精矿 ６４．４５ ８５．５２ Ｚ２００ １００ ３Ｏ １０ 尾矿 ３５．５５ １４．４８ 原矿 １００．００ １ｏｏ．００ 精矿 ６６．４４ ８５．２６ 丁铵黑药１００ ３０ １０ 尾矿 ３３．５６ １４．７４ 原矿 １０ｏ．Ｏ０ ｌｏｏ．００ 剂。进行１００，２０，１０ ｇ／ｔ ３组不同捕收剂用量的对 比试验。从试验结果看，Ｚ２００用量粗选为２０ ｇ／ｔ左 右时，浮选指标较好。 为了提高选别精矿品位，进行了添加分散剂水 玻璃和六偏磷酸钠用量试验研究。共进行了１ ５００， ３ ０００，４ ５００ ｇ／ｔ ３组不同用量的对比试验。试验结 果表明：水玻璃和六偏磷酸钠用量均为１ ５００ ｇ／ｔ时 浮选指标较好。 ２．１．４试验流程１全流程闭路试验 在上述确定的最佳试验条件下，进行试验流程 １闭路试验，其工艺流程见图１，试验结果见表６。 药剂用量单位：ｇ／ｔ 三一 铜精矿 图１磨矿分级一１粗２扫抛尾一精矿再磨 一ｌ粗４精３扫工艺流程（流程１） ６１ 总第５５１期 现代矿业 ２０１５年３月第３期 表６试验流程１选矿试验结果 ％ 由表６可知，原矿经磨矿分级一１粗２扫抛 尾一精矿再磨一１粗４精３扫工艺流程，可获得产 率为１．６０％、铜品位为２０．０１％、铜回收率为 ５２．４９％的铜精矿。 ２．２试验流程２ 试验流程２采用分阶段磨矿一脱泥浮选工艺， 先将部分易泥化、易浮选的矿物先用起泡剂浮选脱 除，然后再磨矿浮选有用的铜矿物，磨矿细度为 一０．０７４ ｍｍ ９０％，脱泥部分单独处理浮选铜矿物， 最终可脱泥浮铜部分精矿１品位为１７．９８％，铜回 收率为１３．５５％；再磨浮铜部分精矿２品位为 １８．１６％，回收率达６６．６３％。总的精矿铜品位为 １８．１３％，铜回收率为８０．１８％。 ２．２．１磨矿细度试验 通过矿石可磨度试验表明，该矿石随磨矿时间 的增加，一０．０７４ ｍｍ粒级含量开始阶段增加较慢， 随后增加并趋于稳定。从磨矿时间与磨矿细度的关 系上看，一０．０３８ ｍｍ粒级含量比例增加的速度较 快，且一０．０７４ ｍｍ以下粒级中，一０．０３８ ｍｍ粒级产 品占了大多数。铜基本在细粒级含量中分布较多， 当磨矿细度达到一０．０７４ ｍｍ ５０％左右时，铜金属在 一０．０７４ ｍｍ粒级中的分布达到了５４％左右，说明 矿石较为难磨，该矿石粗细分布不均匀，且部分易泥 化。为此分别进行了１段磨矿、再磨细度对浮选影 响的试验。试验结果见表７一表８。 表７ １段磨矿细度对浮选的影响试验结果 ％ 精矿 １３．０９ １．０９ ２３．６５ 尾矿 ８６．９１ ０．５３ ７６．３５ 原矿 １００．００ ０．６２ １００．００ 由表７可知，随着磨矿细度变细，脱泥的精矿产 率越大，精矿中铜回收率越高；一０．０７４ ｍｍ ４０％的 ６２ 磨矿细度太粗，不利于浮选，故综合考虑，１段磨矿 细度选择一０．０７４ ｍｍ ５２％左右为宜。 表８ 再磨细度对浮选影响试验结果 ％ 由表８可知，随着再磨细度的提高，浮选精矿铜 品位略有降低，而铜回收率增加；但当再磨细度达到 一０．０７４ ｍｍ ８５％时，铜回收率略有下降，这可能是 由于再磨细度太细，导致矿石泥化严重，从而影响铜 的浮选；综合考虑，选取再磨细度为一０．０７４ ｍｍ ７５％为宜。 ２．２．２脱泥浮铜药剂 试验选取ＣＭＣ与水玻璃作为脉石抑制剂，从用 量试验结果中发现，随着ＣＭＣ的加入，精矿铜品位 增加比较明显，但随着ＣＭＣ用量的增加，精矿铜品 位虽然有所提高，但铜回收率降低，最终确定ＣＭＣ 用量为２００ ｇ／ｔ。选用抑制剂酸化水玻璃，不仅有利 于脱泥浮铜精矿铜品位的提高，而且对精矿中铜回 收率的提高也有较好的效果，当酸化水玻璃用量达 到２ ０００ ｇ／ｔ时，精矿指标最佳。综合考虑指标效果 和药剂成本，选用丁黄药作为捕收剂，并最终确定用 量为１０ ｇ／ｔ。 ２．２．３再磨浮铜药剂 由于该铜矿石的脉石成分较多且脉石矿物易泥 化，分散剂不但可以调节矿浆ｐＨ值，还可有效分散 矿浆。故选用六偏磷酸钠做分散剂，加入再磨磨矿 作业中。试验还采用了酸化水玻璃作为非金属矿物 脉石抑制剂，酸化水玻璃用量为２ ０００ ｇ／ｔ；石灰作为 金属矿物抑制剂，石灰用量为５００ ｇ／ｔ。试验发现， 苯丙三氮唑对后续再磨浮铜的活化效果较为明显， 能够较为有效的提高铜回收率，在苯丙三氮唑用量 为１００ ｇ／ｔ左右时，铜回收率达到８０％的回收指标。 试验流程２工艺流程见图２，试验结果见表９。 秦军：河北某铜钼矿选铜工艺试验 ２０１５年３月第３期 药剂用量单位：ｇ／ｔ 滑石粗选 ＣＭＣ：２００ 酸化水玻璃：２ ０００ 分级 丁黄药：１０ — ２ 油：５ 矿．． ％ 六偏磷酸钠：５０ 石灰：５００ ＋酸化水玻璃ＣＭＣ：１００苯丙三氮唑：１００ ：１ ０００ 酸化水玻璃：，￣ｃＭｃ：１００ ５００ ＴＮＮ：５ 亍簧南： 一 酸化水玻璃：２ ０００ ２ 油：２ ２ 油．２ 丁黄药＋Ｚ２ＯＯ＋ＳＷ．９：３０＋３０＋２０ ２轴：２５ 塑焦造 铜 扫选１ 粗选 ．酸化水玻璃：８００ 磨矿 一 铜精选２ 酸化水玻璃…．。趸灰：２５０｝ 花水玻璃：三了 ０５：０１ｏ＋１０ ０ ＣＭＣ：５０ 丁黄药＋ｚ２００：：１ ５＋５ ０００＋ ２ 亍簧翥＋油：１０ …Ｚ２０ 酸化水玻璃：５００ ２ 油：１０ Ｉ 铜精选３ 选１ 铜扫选１ 铜扫选３ 石灰：２５０ ｌ 酸化水玻璃：５００ 丁黄药＋Ｚ２００：５＋５ 铜精矿１ 铜精选２ ｝２ 油：５ －尾矿１ Ｉ 铜扫选２ 石灰：２５０ 酸化水玻璃：５００ 铜精选３ 尾矿２ 铜精矿２ 图２分阶段磨矿一脱泥浮选工艺流程（流程２） 表９试验流程２选矿试验结果 ％ 用分阶段磨矿一脱泥浮选工艺，先将部分易泥化、易 浮选的矿物先用起泡剂浮选脱除，然后再磨矿浮选 有用的铜矿物，粗磨磨矿细度为一０．０７４ ｍｍ ９０％， 脱泥部分单独处理浮选铜矿物，选用合理的选矿药 ２．３ ２种试验流程分析对比 剂，最终可脱泥浮铜获得铜精矿１，铜品位为 对比试验流程１和试验流程２可知，在铜精矿 １７．９８％，铜回收率为１３．５５％；再磨浮铜得铜精矿 品位相差不多的情况下，试验流程２的铜精矿产率 ２，铜品位为１８．１６％，铜回收率为６６．６３％；总铜精 和锕回收率均明显高于试验流程１；试验流程２工 矿铜品位为１８．１３％，铜回收率为８０．１８％。最终综 艺流程作业相对复杂，浮选药剂应用较多；试验流程 合铜资源回收率达到了理想的指标水平，为其他同 ２为了更好的提高铜精矿回收率，磨矿作业选择３ 类矿山提供了经验借鉴。 段磨矿，磨矿细度达一０．０７４ ｍｍ ９０％，比试验流程 （２）由于脱泥浮选部分颗粒粒度较细，用于工 １在工业生产中将增加１台球磨设备，但３段磨矿 业生产的常规浮选机浮选细颗粒的能力不如浮选 的处理量经前２次磨矿分选作业已大大减少，工业 柱，并且随着浮选柱设备能力大型化、先进化，在未 生产可选择立式搅拌磨，在运行成本中不占主要消 来实际大规模工业生产中可考虑用单台浮选柱代替 耗；试验流程２综合指标高于试验流程１，更适合用 常规多台浮选机作业，这样既节约设备投资成本，也 于选矿厂工业生产，综合经济效益较高。 提高了选矿技术指标。 ３ 结语 （收稿日期２０１５－０１．２２） （１）河北某铜钼矿矿石通过浮选试验研究，采 ６３
