路曉龍 李天恩

摘要：新疆某輝鉬礦含鉬0.12 %、銅0.009 %，針對礦石中有微量的黃銅礦與輝鉬礦連生的性質(zhì)，為降低鉬精礦含銅量，提高鉬精礦品位與回收率，采用銅鉬混選-粗精礦再磨-抑銅浮鉬工藝流程進(jìn)行了試驗研究。結(jié)果表明：在試驗獲得的工藝參數(shù)下，得到的鉬精礦鉬品位49.55 %、鉬回收率82.41 %；銅粗精礦含銅0.25 %、金2.45 g/t，銅、金回收率分別為89.85 %和63.12 %；原礦中0.14 g/t的金主要富集在銅粗精礦中。試驗有效回收鉬的同時，實現(xiàn)了對銅、金的綜合回收。

關(guān)鍵詞：輝鉬礦；抑銅浮鉬；銅鉬混選；粗精礦再磨；金；綜合回收

中圖分類號：TD952文章編號：1001-1277（2023）03-0053-05

文獻(xiàn)標(biāo)志碼：Adoi：10.11792/hj20230312

引 言

鉬在地球上的蘊藏量較少，已探明的鉬礦總儲量約為1 500萬t，主要用于冶金工業(yè)及電子電氣領(lǐng)域，在農(nóng)業(yè)化肥、石油開采、汽車噴涂、高溫元件行業(yè)也有應(yīng)用^［1］。金屬鉬主要來源于輝鉬礦中，輝鉬礦天然可浮性好，煤油、柴油等烴油類為其常用捕收劑。工業(yè)生產(chǎn)中常將輝鉬礦的粗粒連生體浮出，然后再磨使輝鉬礦與連生脈石礦物解離，從而獲得合格的鉬精礦。中國鉬礦整體品位較低，但伴生有益元素較多，常見與銅、鎢、錫、鐵等共、伴生，在選鉬的同時可進(jìn)行資源的綜合回收，工業(yè)價值相對較高^［2］。

新疆某輝鉬礦鉬品位0.12 %，嵌布粒度細(xì)，部分黃銅礦與輝鉬礦連生。由于輝鉬礦入選品位低、富集比高，原礦0.009 %的銅經(jīng)過浮選富集進(jìn)入鉬精礦，不僅降低了精礦品位，還造成精礦含銅超標(biāo)。本次試驗對該礦石中銅鉬進(jìn)行混選^［3-4］，混選后再磨分離銅鉬，不僅獲得了合格的鉬精礦，還對銅進(jìn)行了綜合回收，原礦中的金（品位0.14 g/t）也富集在選銅產(chǎn)品中，避免了資源的浪費。

1 礦石性質(zhì)

礦石自然類型為云英巖蝕變巖型輝鉬礦。以云英巖化碎粒閃長巖為賦礦巖石，金屬礦物有黃鐵礦、磁鐵礦、輝鉬礦和黃銅礦，黃鐵礦和磁鐵礦相對含量分別為1.60 %和0.40 %，含量太低不具有回收價值。黃銅礦、輝鉬礦的賦礦巖石類型主要為蝕變閃長巖，經(jīng)歷了破碎和云英巖化，使得含礦巖石結(jié)構(gòu)比較復(fù)雜。輝鉬礦主要出現(xiàn)于云英巖化巖石中，黃銅礦主要出現(xiàn)于綠簾石化閃長巖中。輝鉬礦嵌布粒度較細(xì)，粒徑在0.02～0.048 mm，大部分以團(tuán)塊狀集合體出現(xiàn)。黃銅礦粒徑全部小于0.1 mm，在樣品中呈星散狀分布，全部以不規(guī)則形態(tài)出現(xiàn)，含量少，結(jié)構(gòu)分散，不易回收。原礦主要化學(xué)成分分析結(jié)果見表1，鉬物相分析結(jié)果見表2。

由表1可知：原礦鉬品位0.12 %，達(dá)到了工業(yè)回收要求;脈石礦物組成元素以硅、鋁為主。對于原礦中的銅、金，可考慮綜合回收。

由表2可知，原礦中鉬以硫化鉬為主，分布率為93.22 %，屬于硫化礦石，易于浮選。

2 選礦工藝試驗結(jié)果與討論

2.1 試驗方案

輝鉬礦天然可浮性好，常用煤油、柴油等烴油類捕收劑浮選。在合適的磨礦細(xì)度條件下，經(jīng)多次精選即可獲得合格的鉬精礦。

在相同磨礦細(xì)度（-0.074 mm占70 %）條件下，對比了多個浮選方案^［3］。單一浮選輝鉬礦試驗，部分銅進(jìn)入精礦，鉬精礦含銅1.22 %，且品位未達(dá)到合格品級。原礦抑銅浮鉬試驗抑銅效果良好，鉬精礦含銅0.039 %，但尾礦中鉬品位升高，導(dǎo)致鉬精礦鉬回收率較低。單一選鉬-粗精礦再磨浮選試驗鉬精礦鉬品位可達(dá)45.16 %，但仍存在鉬精礦銅超標(biāo)的情況，銅品位0.34 %。銅鉬混選-粗精礦再磨浮選試驗對鉬、銅綜合回收后，再磨進(jìn)行銅鉬分離，獲得的鉬精礦鉬品位52.87 %，含銅0.03 %；銅粗精礦銅品位由0.009 %富集到0.25 %，后續(xù)可對該部分銅進(jìn)行單獨回收。

通過對比幾組試驗方案可知，礦石中有部分銅與鉬的連生關(guān)系密切，直接選鉬則鉬精礦中銅含量超標(biāo)。若要降低鉬精礦中銅含量，直接抑銅則易造成鉬損失在尾礦中，影響鉬回收率。因此，需采用銅鉬混選以確保粗選作業(yè)鉬回收率，且由于輝鉬礦粒徑在0.02～0.048 mm，需細(xì)磨才能提高鉬精礦鉬品位，精選作業(yè)抑銅確保鉬精礦含銅不超標(biāo)，還可獲得銅粗精礦以便后續(xù)回收。本次試驗采用銅鉬混選—粗精礦再磨—抑銅浮鉬工藝，既可除雜保證鉬精礦質(zhì)量，又可實現(xiàn)對有價元素的綜合回收。

2.2 粗選條件試驗

2.2.1 磨礦細(xì)度

粗選的目的是為了獲得較高的鉬回收率，同時兼顧粗精礦品位。磨礦細(xì)度越細(xì)，在生產(chǎn)中單位時間內(nèi)處理礦量越少，功耗越高。因此，粗選作業(yè)在保證粗精礦選別指標(biāo)的同時，應(yīng)盡可能選擇較粗的磨礦細(xì)度。磨礦細(xì)度試驗流程見圖1，試驗結(jié)果見表3。

由表3可知：隨著磨礦細(xì)度的增大，粗精礦鉬、銅的回收率逐漸增大，尾礦鉬品位逐漸降低。當(dāng)磨礦細(xì)度增加到-0.074 mm占70 %以后，粗精礦鉬回收率趨于穩(wěn)定。因此，選擇磨礦細(xì)度為-0.074 mm占70 %。

2.2.2 碳酸鈉用量

弱堿性礦漿環(huán)境有利于黃銅礦的浮選，考慮到黃銅礦與輝鉬礦的連生關(guān)系，提高黃銅礦的回收率有利于鉬的回收。為使鉬盡可能多地進(jìn)入粗精礦中，進(jìn)行了碳酸鈉用量試驗。試驗流程見圖1，試驗結(jié)果見表4。

由表4可知：碳酸鈉用量增大，礦漿pH升高，粗精礦鉬品位略有下降，鉬回收率基本無變化。銅回收率逐漸升高，但由于原礦銅品位只有0.009 %，作為伴生元素，在指標(biāo)無較大變化的情況下不作為條件選擇的主要考慮因素，因此選擇不添加碳酸鈉。

2.2.3 水玻璃用量

原礦脈石礦物組成中，硅、鋁礦物占比約78 %，水玻璃為石英、鋁硅酸鹽的抑制劑^［5］，兼有分散效果。因此，為獲得較高品位的粗精礦，進(jìn)行了水玻璃用量試驗。試驗流程見圖1，試驗結(jié)果見表5。

由表5可知：隨著水玻璃用量的增大，粗精礦鉬品位有所提升，鉬回收率逐漸降低，由81.51 %降至75.51 %。分析推斷，礦漿中有少量輝鉬礦與硅酸鹽類礦物尚未解離，抑制硅酸鹽礦物的同時降低了鉬回收率，有必要對粗精礦進(jìn)行再磨以提高精礦品位，因此選擇不添加水玻璃。

2.2.4 捕收劑種類

煤油、柴油為輝鉬礦常用的高效捕收劑，對黃銅礦的捕收能力弱。在相同的捕收劑用量條件下，進(jìn)行捕收劑種類對比試驗。試驗流程見圖1，試驗結(jié)果見表6。

由表6可知：在捕收劑用量相同的條件下，對比各捕收劑選別指標(biāo)，柴油+Z-200選別效果最好。單用柴油選別指標(biāo)優(yōu)于單用煤油，但都低于加Z-200的選別指標(biāo)。添加銅捕收劑Z-200，在提高銅回收率的同時鉬回收率也有所提升。因此，選擇捕收劑為柴油+Z-200。

2.2.5 捕收劑用量

對選定的捕收劑進(jìn)行用量試驗。試驗流程見圖1，試驗結(jié)果見表7。

由表7可知：隨著捕收劑用量的增大，粗精礦鉬、銅回收率逐漸提高；當(dāng)柴油+Z-200用量增加到（30+20）g/t后，粗精礦回收率趨于穩(wěn)定。因此，確定柴油+Z-200用量為（30+20）g/t。

2.2.6 2號油用量

輝鉬礦的入選品位低，浮選出的精礦產(chǎn)率低，因此起泡劑的用量大小對其影響較大。起泡劑選用2號油，用量太小，上浮礦量少，回收率較低；用量太大，上浮礦量大，脈石礦物夾雜多，粗精礦品位低。2號油用量試驗流程見圖1，試驗結(jié)果見表8。

由表8可知：隨著2號油用量的增大，粗精礦鉬、銅回收率逐漸升高；當(dāng)2號油用量達(dá)到22.5 g/t以后，粗精礦回收率基本穩(wěn)定，不再上升；繼續(xù)增大2號油用量，粗精礦品位有所下降。綜合考慮，確定2號油用量為22.5 g/t。

2.3 粗精礦再磨作業(yè)點確定

為盡可能降低再磨粗精礦的入磨礦量，在上述粗選條件試驗的基礎(chǔ)上進(jìn)行開路浮選試驗，精選過程不磨礦，根據(jù)精選指標(biāo)選擇合適的再磨作業(yè)點。原礦經(jīng)一粗六精得到鉬精礦，精選一、精選二作業(yè)不添加藥劑進(jìn)行空白精選，在精選三開始添加硫化鈉抑制銅礦物。試驗流程見圖2，試驗結(jié)果見表9。

由表9可知：粗精礦不再磨，六次精選所得鉬精礦鉬品位39.72 %、鉬回收率62.41 %，鉬精礦含銅0.03 %；說明精選不磨礦難以得到合格品級的鉬精礦，精選作業(yè)抑銅效果良好，銅主要被抑制在精三尾礦、精四尾礦中，可將其作為銅粗精礦進(jìn)行進(jìn)一步選別處理。精一尾礦產(chǎn)率較大，且鉬、銅品位相對較低，與原礦鉬品位接近，因此選擇精選一作業(yè)后進(jìn)行粗精礦再磨。

2.4 精選條件試驗

2.4.1 再磨細(xì)度

在圖2試驗流程的基礎(chǔ)上，原礦粗選所得粗精礦經(jīng)過一次精選后再磨，再磨后添加硫化鈉2 000 g/t抑制銅，補加柴油15 g/t、2號油7.5 g/t選鉬，精二尾礦即為銅粗精礦。再磨細(xì)度試驗結(jié)果見表10。

由表10可知：粗精礦再磨有利于提升精礦品位，在再磨細(xì)度-0.043 mm占85 %的條件下，可獲得鉬精礦鉬品位52.64 %、鉬回收率47.07 %的選別指標(biāo)；繼續(xù)增大磨礦細(xì)度，礦漿細(xì)泥量增大，鉬精礦鉬品位與鉬回收率均有所降低。因此，選擇再磨細(xì)度為-0.043 mm占85 %為宜。

2.4.2 硫化鈉用量

銅鉬分離采用抑銅浮鉬，硫化鈉為常見的硫化礦抑制劑，用量大時可解吸吸附于礦物表面的黃藥類捕收劑。輝鉬礦天然可浮性好，不受硫化鈉的抑制。為獲得良好的抑銅效果，在再磨細(xì)度試驗的基礎(chǔ)上，精選二、精選三作業(yè)均加入硫化鈉抑銅，精選三作業(yè)硫化鈉用量為精選二作業(yè)的一半，2次精選的尾礦合并作為銅粗精礦。精選二硫化鈉用量試驗結(jié)果見表11。

由表11可知，精選二硫化鈉用量達(dá)到2 000 g/t以后，對銅抑制效果趨于穩(wěn)定，且獲得的鉬精礦鉬品位較高，有利于提升后續(xù)精礦品位。因此，選擇精選二硫化鈉用量為2 000 g/t為宜。

2.5 閉路試驗

在上述條件試驗基礎(chǔ)上進(jìn)行綜合條件閉路試驗，由于中礦返回、礦漿藥劑濃度增大，閉路過程中對捕收劑用量進(jìn)行了適當(dāng)調(diào)整。閉路試驗流程見圖3，試驗結(jié)果見表12。

由表12可知：閉路試驗可獲得鉬品位49.55 %、鉬回收率82.41 %的鉬精礦。銅粗精礦含銅0.25 %、銅回收率89.85 %。鉬精礦中銅含量達(dá)標(biāo)。原礦中金品位0.14 g/t，浮選后主要富集在銅粗精礦中，銅粗精礦含金2.45 g/t、金回收率63.12 %。

2.6 鉬精礦產(chǎn)品質(zhì)量考查

鉬精礦有益有害元素分析結(jié)果見表13。

根據(jù)YS/T 235—2007 《鉬精礦》標(biāo)準(zhǔn)，鉬精礦達(dá)到KMo-49要求，精礦含錸286 g/t，可計價銷售。

3 結(jié) 論

1）試驗樣品為云英巖蝕變巖型輝鉬礦，硫化鉬占93.22 %。輝鉬礦粒徑在0.02～0.048 mm，嵌布粒度細(xì)，因此需要細(xì)磨增大輝鉬礦的單體解離度以獲得較高品位的鉬精礦。

2）雖然礦石中含銅僅0.009 %，但原礦中銅、鉬嵌布關(guān)系密切，若不抑銅，則鉬精礦中銅含量易超標(biāo)，若從原礦粗選抑制，則造成部分鉬與銅因未解離而損失在尾礦中，降低鉬回收率。對粗精礦再磨后進(jìn)行銅鉬分離，既能保證鉬精礦中銅含量達(dá)標(biāo)，還可獲得銅粗精礦，實現(xiàn)礦產(chǎn)資源的綜合回收。銅粗精礦可在后期單獨浮選處理，由于試驗樣品較少，未能對其進(jìn)行進(jìn)一步的選礦試驗。

3）采用銅鉬混選—粗精礦再磨—抑銅浮鉬工藝流程。原礦在磨礦細(xì)度-0.074 mm占 70 %的條件下經(jīng)粗選得到銅鉬混合精礦，銅鉬混合精礦再磨后（-0.043 mm 占85 %）用硫化鈉抑銅浮鉬，經(jīng)一粗二掃六精浮選，可獲得鉬精礦鉬品位49.55 %、鉬回收率82.41 %，銅粗精礦含銅0.25 %、銅回收率89.85 %的選別指標(biāo)。原礦中的金富集在銅粗精礦中，銅粗精礦含金2.45 g/t、金回收率63.12 %。

［參 考 文 獻(xiàn)］

［1］ 鄒艷.鉬礦選礦技術(shù)進(jìn)展［J］.冶金與材料，2021，41（2）：129-130.

［2］ 朱永安，王漪靖，王永超.金堆城鉬礦選礦工藝與技術(shù)［J］.中國鉬業(yè)，2018，42（3）：1-5.

［3］ 郭艷華，楊俊龍，張國豪，等.新疆某低銅高鉬礦選礦試驗研究［J］.甘肅冶金，2022，44（3）：13-18.

［4］ 胡志凱，楊林峰，孫志健，等.伊朗某低品位銅鉬礦選礦試驗研究［J］.有色金屬（選礦部分），2020（6）：77-81.

［5］ 陳磊，馬亮.陜西某低品位銅鉬礦選礦試驗研究［J］.銅業(yè)工程，2021（4）：47-51.

Experimental study on the flotation of a low-copper molybdenite in Xinjiang

Lu Xiaolong，Li Tianen

（Xi'an Tianzhou Mining Technology Group Co.，Ltd.）

Abstract：A molybdenite in Xinjiang contains 0.12 % molybdenum and 0.009 % copper.In the case that a trace amount of chalcopyrite and molybdenite intergrow in the ore，to reduce the copper content in the molybdenum concentrate and improve the grade and recovery of molybdenum concentrate，the process of copper-molybdenum bulk flotation-rough concentrate regrinding-copper inhibition and molybdenum flotation was studied by experiment.The results show that with the process parameters obtained in the test，the grade of the molybdenum concentrate obtained is 49.55 %，the molybdenum recovery rate is 82.41 %;the rough copper concentrate contains 0.25 % copper and 2.45 g/t gold，and the copper and gold recovery rates are 89.85 % and 63.12 % respectively;the 0.14 g/t gold in raw ore is mainly enriched in the rough copper concentrate.While the experiment effectively recovers the molybdenum，copper，and gold are comprehensively recovered.

Keywords：molybdenite;copper inhibition and molybdenum flotation;copper molybdenum bulk flotation;rough concentrate regrinding;gold;comprehensive recovery