葉洪艷
摘要:針對(duì)某斑巖型鉬礦石浮選鉬精礦含雜不理想問(wèn)題,進(jìn)行了浮選試驗(yàn)研究,考察了藥劑制度、磨礦細(xì)度等影響因素。結(jié)果表明:采用銅鉬混合浮選—銅鉬分離浮選工藝流程,在最佳藥劑制度、再磨細(xì)度條件下,獲得的鉬精礦品位57.13%,含銅、鉛指標(biāo)大幅度降低,含銅從0.2%~0.5%降至0.037%,含鉛從0.2%~0.83%降至0.014%,鉬回收率從87%左右提高至91.02%,為選礦工藝優(yōu)化提供技術(shù)依據(jù)。
關(guān)鍵詞:鉬礦石;斑巖型;浮選;藥劑制度;銅鉬分離
中圖分類號(hào):TD952文章編號(hào):1001-1277(2023)04-0052-05
文獻(xiàn)標(biāo)志碼:Adoi:10.11792/hj20230412
中國(guó)是世界上鉬資源最為豐富的國(guó)家,儲(chǔ)量和產(chǎn)量均居全球第一位[1]。其鉬資源儲(chǔ)量為430萬(wàn)t,占全球鉬資源儲(chǔ)量的近40%[2]。鉬是一種難熔金屬,廣泛應(yīng)用在各個(gè)領(lǐng)域,是冶金、電氣、化工、航空航天等領(lǐng)域不可缺少的原料[3]。隨著鉬資源的不斷開采,富礦資源不斷減少,礦石日趨貧、細(xì)、雜,因此在有限的礦產(chǎn)資源下,合理高效利用鉬資源具有重要的意義[4]。黑龍江省某斑巖型特大型鉬礦選礦廠采用“銅鉬快速浮選—銅鉬粗選—預(yù)精選—銅鉬分離浮選—鉬精選”工藝流程,目前現(xiàn)場(chǎng)鉬精礦品位51%,鉬回收率為87%左右,含銅0.2%~0.5%、含鉛0.2%~0.83%,鉬精礦含雜偏高,達(dá)不到品級(jí)要求。為降低鉬精礦含雜及提高資源利用率,本文對(duì)該鉬礦石進(jìn)行了浮選條件探索,為工業(yè)生產(chǎn)提供技術(shù)依據(jù)[5]。
1 礦石性質(zhì)
1.1 礦物組成
顯微鏡鑒定和MLA檢測(cè)結(jié)果表明:原礦中鉬礦物為輝鉬礦,銅礦物主要有黃銅礦和自然銅,極少量輝銅礦,其他硫化礦物有黃鐵礦和少量毒砂、磁黃鐵礦、閃鋅礦、方鉛礦[6]。脈石礦物主要為石英、長(zhǎng)石、絹云母、金云母、蒙脫石、高嶺土、方解石等。易泥化的絹云母、蒙脫石、高嶺土相對(duì)含量達(dá)到13%以上,表明該礦石易泥化。輝鉬礦的嵌布粒度較粗,粒度分布范圍一般為0.020~0.208 mm。礦石主要化學(xué)成分分析結(jié)果見表1,鉬物相分析結(jié)果見表2。
1.2 鉬礦物嵌布特征
將礦石磨制成光片,顯微鏡下測(cè)定輝鉬礦、黃銅礦(含自然銅)的嵌布粒度,該礦石中輝鉬礦嵌布粒度范圍較廣,裂縫中充填的輝鉬礦嵌布粒度較粗,石英脈中輝鉬礦較微細(xì)[7]。從測(cè)定結(jié)果來(lái)看,輝鉬礦以中粗粒為主,小于0.01 mm的輝鉬礦分布率較少,僅占2.46%,表明輝鉬礦具有良好的解離性。
2 試驗(yàn)結(jié)果與討論
針對(duì)該鉬礦石,選礦廠采用“銅鉬快速浮選—銅鉬粗選—預(yù)精選—銅鉬分離浮選—鉬精選”工藝流程。本次試驗(yàn)主要考察了銅鉬混合浮選、銅鉬分離浮選等條件。
2.1 銅鉬混合浮選條件試驗(yàn)
銅鉬混合浮選條件試驗(yàn)流程見圖1。
2.1.1 BK5102 用量
固定煤油用量90 g/t、2號(hào)油用量45 g/t、EP用量13 g/t(對(duì)浮選給礦),試驗(yàn)結(jié)果見圖2。
由圖2可知:隨著抑制劑BK5102用量的增加,鉬回收率逐漸升高,鉬品位呈下降趨勢(shì);當(dāng)BK5102用量高于150 g/t時(shí),鉬回收率呈下降趨勢(shì)。綜合考慮,確定BK5102用量為150 g/t。
2.1.2 捕收劑
固定煤油用量90 g/t、2號(hào)油用量45 g/t、BK5102用量150 g/t,試驗(yàn)結(jié)果見圖3。
由圖3可知:隨著EP用量逐漸提高,鉬回收率逐漸增大;當(dāng)EP用量達(dá)到13.5 g/t時(shí),鉬回收率最高,為92.79%,能最大程度將鉬、銅礦物回收,指標(biāo)較好,其他型號(hào)EP鉬回收率均不理想。綜合考慮,確定EP作為捕收劑,用量為13.5 g/t。
2.1.3 起泡劑
固定煤油用量90 g/t、EP用量13.5 g/t、BK5102用量150 g/t,試驗(yàn)結(jié)果見圖4。
由圖4可知:當(dāng)不同種類起泡劑用量(40 g/t)相同時(shí),使用2號(hào)油的鉬回收率達(dá)到92.86%,指標(biāo)較好;其他種類起泡劑鉬回收率均不理想。綜合考慮,確定2號(hào)油作為起泡劑,用量為40 g/t。
2.2 銅鉬分離浮選條件試驗(yàn)
銅鉬分離浮選條件試驗(yàn)主要考察了BK510、磷諾克斯和再磨細(xì)度。試驗(yàn)流程見圖5。
2.2.1 BK510用量
固定水玻璃用量50 g/t,試驗(yàn)結(jié)果見表3。
由表3可知:隨著BK510用量的增加,鉬精礦品位有上升趨勢(shì);當(dāng)BK510用量為37.5 g/t時(shí),鉬精礦品位最高,同時(shí)含銅、鉛指標(biāo)最佳;繼續(xù)增加其用量,鉬精礦品位沒有明顯提升。綜合考慮,確定BK510用量為37.5 g/t。
2.2.2 磷諾克斯用量
固定水玻璃用量50 g/t、BK510用量37.5 g/t,試驗(yàn)結(jié)果見表4。
由表4可知:隨著磷諾克斯用量的增加,鉬精礦含雜逐漸改善[8];當(dāng)磷諾克斯用量在70 g/t時(shí),鉬精礦含鉛最低;繼續(xù)增加其用量,鉬精礦含鉛有上升趨勢(shì)。綜合考慮,確定磷諾克斯用量為70 g/t。
2.2.3 再磨細(xì)度
固定水玻璃用量50 g/t、BK510用量37.5 g/t、磷諾克斯用量70 g/t,試驗(yàn)結(jié)果見表5。
由表5可知:隨著再磨細(xì)度的增加,鉬精礦品位逐漸升高;當(dāng)再磨細(xì)度-0.038 mm 達(dá)到75%時(shí),鉬精礦含銅、鉛指標(biāo)最佳。綜合考慮,確定再磨細(xì)度-0.038 mm占75%。
2.3 銅鉬混合浮選—銅鉬分離閉路試驗(yàn)
在條件試驗(yàn)的基礎(chǔ)上,進(jìn)行了全流程閉路試驗(yàn),試驗(yàn)流程見圖6,試驗(yàn)結(jié)果見表6。由表6可知,采用BK5102和磷諾克斯藥劑,閉路試驗(yàn)獲得了鉬品位57.13%、含銅0.037%、含鉛0.014%的鉬精礦,鉬回收率為91.02%。
3 結(jié) 論
1)黑龍江省某斑巖型鉬礦中鉬礦物為輝鉬礦,銅礦物主要有黃銅礦和自然銅,極少量輝銅礦,其他硫化礦物有黃鐵礦和少量毒砂、磁黃鐵礦、閃鋅礦、方鉛礦。礦石中輝鉬礦嵌布粒度范圍較廣,裂縫中充填的輝鉬礦嵌布粒度較粗,石英脈中輝鉬礦較微細(xì)。礦石中的鉬主要以硫化鉬形式存在,占95.77%,以氧化鉬形式存在的占3.08%,以硅硫鉬形式存在的占1.15%。
2)在銅鉬混合浮選段的BK5102、EP、起泡劑用量分別為150 g/t、13.5 g/t和40 g/t;銅鉬分離段的再磨細(xì)度為-0.038 mm占75%,水玻璃、BK510 和磷諾克斯的總用量分別為240 g/t、175 g/t 和345 g/t;全流程閉路試驗(yàn)獲得了鉬品位為57.13%、含銅0.037%、含鉛0.014%的鉬精礦,鉬回收率為91.02%。相比現(xiàn)場(chǎng)生產(chǎn)指標(biāo),鉬精礦含銅從0.2%~0.5%降至0.037%,含鉛從0.2%~0.83%降至0.014%,鉬精礦含雜大幅度降低,鉬回收率從87%左右提高至91.02%。
3)磷諾克斯已成功應(yīng)用于眾多銅鉬選礦廠,但務(wù)必注意和預(yù)防該藥劑及其原料在運(yùn)輸、儲(chǔ)存、配制和使用過(guò)程中可能發(fā)生的危害,并掌握在發(fā)生危害時(shí)的處理措施。試驗(yàn)確定的工藝流程及獲得的試驗(yàn)結(jié)果可為該礦山選礦工藝優(yōu)化改造提供科學(xué)依據(jù),同時(shí)為其他礦山提供參考。
[參 考 文 獻(xiàn)]
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Experimental research on the flotation of a porphyry molybdenum ore
Ye Hongyan
(Yichun Luming Mining Co.,Ltd.)
Abstract:The impurity content in the molybdenum concentrate produced from the flotation process of a porphyry molybdenum ore is high.To solve the problem,experimental research on the flotation process is carried out and investigates the influencing factors such as reagent regime and grinding fineness.The results show that when the process of the bulk flotation of copper and molybdenum-flotation to separate copper and molybdenum is adopted,and the optimal reagent regime and regrinding fineness are applied,the molybdenum concentrate obtained has a grade of 57.13%,the copper and lead indexes are greatly reduced,the copper content decreases from 0.2%-0.5% to 0.037%,the lead content decreases from 0.2%-0.83% to 0.014%,the molybdenum recovery rate increases from about 87% to 91.02%.The research provides a technical basis to optimize the ore-dressing process.
Keywords:molybdenum ore;porphyry type;flotation;reagent regime;copper and molybdenum separation