第２６卷第３期　２０１０年６月　有色矿冶　Ｎ０Ｎ—ＦＥＲＲ０ＵＳ　ＭＩＮＤｆＧ　ＡＮＤ　ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＹ　Ｖ０１．２６．№３　Ｊｕｎｅ　２０１０　

文章编号：ｌＯＯ７—９６７ｘ（２ＯｌＯ）０３—００２５—０４　

内蒙古某铜钼矿石选矿试验研究　

李玉敏，岳辉　

（长春黄金研究院，吉林长春１３００１２）　

摘要：内蒙古某铜钼矿石工艺类型为少硫化物多金属、含铜、含钼矿石类型。矿石中的主要有价　元素为铜、钼。针对该矿石的工艺矿物学特征，采用铜钼混合浮选——铜钼分离的选别工　艺流程及试验确定工艺条件，取得了较好的铜、回收指标。　

关键词：浮选；铜；钼；回收率　中图分类号：ＴＤ９５２　文献标识码：Ｂ　

０前言　

以铜为主伴生有钼的铜钼矿床常以斑岩铜矿型　

存在，是目前世界提取铜的重要资源，同时也是钼的　重要来源。其特点是储量大，原矿品位低。对该类　

矿石通常采用的浮选工艺是铜钼混合浮选，混合精　矿进行铜钼分离浮选。铜、钼分离浮选常采用硫化　

钠、氰化物、氧化剂、加热矿浆等方法，抑制铜和铁硫　

化矿物，浮选出辉钼矿。分离浮选报道的方法还有：　为防止硫化钠氧化，消耗大，浮选时充人氮气代替空　

气　；用木质素磺酸盐抑制辉钼矿，浮出黄铜　矿　；铜钼粗精矿分离时，加入臭氧，氧化吸附在　

矿物表捕收剂，脱药　。　该铜钼矿石产自某大型斑岩铜矿床。为了合理　

有效地开发利用该矿产资源，对该铜钼矿石进行选　矿试验研究，通过试验确定适宜的工艺流程、药剂制　

度、工艺参数及各项技术指标，为开发利用该资源提　供科学的依据。对该矿石已进行了一次选矿试验，　

在前次试验基础上，这次次试验确定采用铜钼混合　

浮选一精矿铜钼分离浮选工艺流程。闭路试验获得　

了铜精矿品位２０．６２％，铜回收率８６．５９７％，钼精矿　品位４５．８７％，钼回收率７８．４７％的理想技术指标。　

１　矿石性质　矿石类型。矿石中的主要有价元素为铜、钼。矿石　

中主要金属矿物组成为黄铁矿占１．７４％，其次为铜　矿物含量占０．４９％，方铅矿、闪锌矿合计含量占　

０．０６％，辉钼矿含量占０．０４％，其它矿物含量较少。　主要金属硫化物为黄铁矿、黄铜矿、辉铜矿、铜兰、辉　

钼矿，少量砷黝铜矿、斑铜矿、方铅矿、闪锌矿等。金　属氧化物主要为磁铁矿等。脉石矿物主要为石英　

（７０．７１％），次为白云母（１４．１７％），少量长石、伊利　

石、高岭土、锆石、金红石等。　黄铁矿在矿石中分布比较均匀，其粒度比较粗　

大，大于０．０７４　ｍｍ占８４．４ｌ％。矿石中铜矿物主要　以铜矿物的集合体形式嵌布，其粒度分布范围主要　

以中、粗粒为主占８０．２７％，细粒占１９．５３％，微细粒　

含量很少。辉钼矿的粒度较细，主要以细粒为主占　

５２．９２％，中、粗粒占４１．０５％，微细粒含量较少。　铜、钼物相分析结果表明：硫化物中铜占９１．６％，辉　

钼矿中的钼为８９．５８％。　矿石中铜矿物嵌布在脉石裂隙、脉石粒间及其　

它金属矿物粒间的含量占９４．７９％，包裹铜含量很　

少。辉钼矿主要嵌布在脉石粒间和脉石裂隙中占　

８７．２３％，脉石包裹辉钼矿仅占７．８７％。矿石中辉　钼矿和黄铜矿关系密切，且高岭土、白云母在矿石中　

占有一定含量，给铜钼分离和提高精矿质量带来一　定难度。矿石的多元素分析结果见表１。　该矿石工艺类型为少硫化物多金属、含铜、含钼　

表１　矿石化学多元素分析结果　

堕坌　！　兰　！！　！　！　！　ｒｏＢ／％０．０７　１．０９　０．２４　０．００６　０．００８　１．１５　０．０２５　０．０１２　０．６９　０．７２　７８．４５　１３．３７　１．２１　０．２５　

收稿日期：２０１０—０２—０９　作者简介：李玉敏（１９５７一），女，高级工程师，主要从事选矿工艺研究。

　２６　有色矿冶　第２６卷　

２选矿试验　

试验在对前次试验提出的钼铜等可浮～铜硫混　

选一铜钼分离、铜硫分离和铜钼优先浮选两种流程　

进行比较基础上，最终确定了铜钼混合浮选一混合　

精矿铜钼分离浮选为这次试验的选别工艺流程。　

２．１铜钼混合浮选　强化混合浮选作业是保证铜钼最终回收率的基　

础，因此，铜钼混合浮选条件试验根据该矿石的特　

点，做了磨矿细度、捕收剂种类、捕收剂用量、ｐＨ值、　

浮选时间等主要条件试验。混合浮选开路试验流程　

如图１。‘　

。’ｆ　：　变量．ｐＨ变量　（）磨矿细度：变量　米捕收剂（变量）：变量　２号油：变量　铜钼Ｉ翱选　２号油：变量　广　。。’’。　捕收剂（变量）：变量　

铜　精矿　ｃ　ｏｌ变量ｌｐＨ变量　【　‘瑟　量　

中矿　尾矿　图１　混合浮选开路试验流程　２．１．１磨矿细度试验　

通过对该矿石目的矿物的粒度、嵌布特征测量　

结果和磨矿细度试验结果（见图２）综合分析，矿石　

磨至一０．０７４　ｍｍ含量占６５％时，目的矿物已基本　

单体解离，可达到较为理想的选别效果。因辉钼矿　

较软，易过磨，铜钼混合浮选一般应在较粗磨矿细度　下进行，选择磨矿细度一０．０７４　ｍｍ含量占６５％。　

羼矿细厦（一Ｏ．０７４ｒａｍ％）　磨矿细度（一０．０７４ｈａｍ％）　图２磨矿细度试验结果曲线　２．１．２捕收剂种类试验　

捕收剂种类试验结果见图３。采用自行研制合　

成的ＹＳ一３２４捕收剂对铜、钼的联合捕收效果均要　

优于采用丁基黄药和Ｚ一２００，可获得铜回收率　

８１．７４％、钼回收率７０．３１％的混合粗精矿，较为理　

想。ＹＳ一３２４新型硫化矿捕收剂具有合成原料来源　广、生产方便和价格低廉等特点。因此将ＹＳ一３２４　

作为本次试验用捕收剂。　一　一　褂　回　

药剂种类　图３捕收剂种类试验结果　２．１．３矿浆ｐＨ值试验　矿浆ｐＨ值试验结果如图４。当矿浆ｐＨ值为　

７．５时，混合精矿中铜、钼品位分别为６．９１８％、　０．６３７％，回收率分别为７９．９１％、７６．２２％，回收指　

标较为理想。在此ｐＨ值条件下，粗选氧化钙的用　量为７００　ｇ／ｔ。　

一　一　静　擎　国　通瓣　咯擎　圄　

ｐＨ值　

图４矿浆ｐＨ值试验结果曲线　２．１．４　ＹＳ一３２４捕收剂用量试验　当捕收剂ＹＳ一３２４用量为４０　ｇ／ｔ时，混合精矿　中铜、钼回收率分别为８８．２１％和８１．７９％，此时，　

铜、钼回收率均达到较优，对降低尾矿中有价元素的　流失，保证回收指标起到关键作用。ＹＳ一３２４捕收　

剂用量试验结果见图５。　

３Ｏ　３５　４０　４５　５Ｏ　ＹＳ一３２４捕收剂用量（　）　一　Ｖ　褥　回　

图５　Ｙｓ一３２４捕收剂用量试验结果　２．２铜钼混合精矿分离试验　

铜钼混合精矿分离试验开路流程见图６。　铜钼混合精矿　。　水玻璃：４０￣；／ｔ　（）再磨细度：变量　）ｌ（硫化钠（　）：变量　）ｌ（ＹＳ一５１１：变量　禺ｌ蕾盗　。　Ｊ　硫化钠（ｇ＾）：变量　Ｉ　Ｙｓ一５１１：变量　钽女　矿．　蛰ｌ鎏｛．　钼粗精矿　—　‘譬　１　

Ｉ　硫化钠（ｒｏｔ）：变量　Ｉ　Ｙｓ一５１１：变量　

中矿　锕精矿　

图６铜钼混合精矿分离试验开路流程　２．２．１

铜钼分离再磨细度试验　第３期　李玉敏等：内蒙古某铜钼矿石选矿试验研究　２７　

由图７铜钼分离再磨试验结果可看出，当细度　

为一０．０４３　ｍｍ含量占６２％（未磨时细度）时，虽可　

获得较高的钼回收率，但较低的钼品位和较高的铜　含量不利于之后的精选作业。当再磨细度达到一　

０．０４３　ｍｍ含量占９０％时，钼粗精矿中钼的品位和　

回收率指标均较为理想，综合考虑，选择再磨细度一　

０．０４３　ｍｍ含量占９０％。　

１　一　一　瓣　回　

冉厝细度一０．０４３　ｒａｍ％　

图７铜钼分离再磨细度试验结果　２．２．２铜钼分离硫化钠用量试验　铜钼混合精矿分离浮选用硫化钠做抑制剂。在　

碱性介质中，硫化钠水解分离出ＨＳ一。ＨＳ一比黄酸　

盐离子有更大的表面活性，吸附在黄铜矿与黄铁矿　

表面，抑制了铜、铁硫化矿物。　

当硫化钠用量为１５０　ｇ／ｔ时，钼精矿中铜品位为　

０．０５％，较低。铜钼分离硫化钠用量试验结果如图　

８所示。　

一　冰　一　豁　回　器　

硫化钠用量【ｓ／ｔ）　

图８铜钼分离硫化钠用量试验结果　２．２．３铜钼分离捕收剂用量试验　

铜钼分离捕收剂用量试验中，采用自行研制合　

成的ＹＳ一５１１捕收剂，此捕收剂对辉钼矿的捕收效　果较好，铜的回收率也有了显著的提高，且单位药剂　

用量小。如图９铜钼分离捕收剂ＹＳ一５１１用量试　

验结果，当ＹＳ一５１１用量为２　ｇ／ｔ时，铜、钼精矿互　

相含杂品位较低，这既保证了铜、钼精矿的质量，又　

保证了铜、钼的回收率。　

钼捕收剂Ｙｓ一５ｌ１用量（　）　钼捕收剂Ｙｓ一５ｌ１用量（　）　

图９铜钼分离捕收剂ＹＳ一５１１用量试验结果　２．３闭路试验　在原则工艺流程和各种条件试验的基础上，进　

行了铜钼混合浮选后铜钼分离全流程闭路试验。采　用的流程：铜钼混合浮选采用一次粗选、三次精选、　

三次扫选；混合精矿经过浓密脱药后进行再磨；铜钼　分离浮选采用一次粗选、七次精选、两次扫作业。闭　

路试验获得了铜精矿品位２０．６２％、铜回收率　８６．５９７％；钼精矿品位４５．８７％、钼回收率７８．４７％　

的理想技术指标。铜回收率较前期试验提高了　２．９０７个百分点。闭路试验结果见表２。　

表２全闭路试验对比结果　

３结语　

（１）该铜钼矿石类型为少硫化物铜、钼矿石，矿　石中主要金属矿物为黄铁矿、黄铜矿、辉铜矿、辉钼　

矿等。矿石中辉钼矿和黄铜矿关系密切，且高岭土、　白云母在矿石中占有一定含量，给铜钼分离和提高　

精矿质量带来一定难度。　（２）试验采用自行研制合成的新型药剂ＹＳ一　

３２４和ＹＳ一５１１分别作为铜钼混选和铜钼分离的捕　收剂、硫化钠为分离浮选抑制剂适宜的，获得了较好　

粗选和分选效果。　（３）针对该矿石性质特点，确定铜钼混合浮选　

一混合精矿铜钼分离为本次试验的工艺流程，铜钼　分离获得了铜回收率８６．５９７％，铜品位为２０．６５％　

的铜精矿，钼回收率为７８．４７％，钼品位为４５．８７％　的钼精矿。　

（４）采用铜钼混合浮选一铜钼分离流程，不仅　流程结构简单，而且尾矿水可以返回使用，从而大大　

地缓解了当地水资源紧张对生产的不利影响。　参考文献：　［１］　Ｍ．Ｐｏｏｒｋａｎｉ，Ｓ．Ｂａｎｉｓｉ．Ｉｎｄｕｓｔｒｉａｌ　ｕｓｅ　ｏｆ　ｎｉｔｒｏｇｅｎ　ｉｎ　ｆｌｏｔａｔｉｏｎ　ｏｆ　ｍｏｌｙｂｄｅｎｉｔｅ　ａｔ　ｔｈｅ　Ｓａｒｃｈｅｓｈｍｅｈ　ｃｏｐｐｅｒ　ｃｏｍｐｌｅｘ［Ｊ］．Ｍｉｎｅｒａｌｓ　Ｅｎ—　ｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，２００５，１８（７）：７３５—７３８．　［２］　Ａｎｉｔａ　Ａｎｓａｒｉ，Ｍａｒｅｋ　Ｐａｗｌｉｋ．Ｆｌｏａｔａｂｉｌｉｔｙ　ｏｆ　ｅｈａｌｃｏｐｙｒｉｔｅ　ａｎｄ　ｍｏ—　ｌｙｂｄｅｎｉｔｅ　ｉｎ　ｔｈｅ　ｐｒｅｓｅｎｃｅ　ｏｆ　ｌｉｇｎｏｓｕｌｆｏｎａｔｅｓ．Ｐａｒｔ　Ｉ．Ａｄｓｏｒｐｔｉｏｎ　ｓｔｕｄｉｅｓ［Ｊ］．Ｍｉｎｅｒａｌｓ　Ｅｎ￣ｎｅｅｒｉｎｇ，２００７，２０（５）：６００—６０８．　［３］Ａｎｉｔａ　Ａｎｓａｒｉ，Ｍａｒｅｋ　Ｐａｗｌｉｋ．Ｆｌｏａｔａｂｉｌｉｔｙ　ｏｆ　ｅｈａｌｅｏｐｙｒｉｔｅ　ａｎｄ　ｍｏｌｙｂ—　ｄｅｎｉｔｅ　ｉｎ　ｔｈｅ　ｐｒｅｓｅｎｃｅ　ｏｆ　ｌｉｇｎｏｓｕｌｆｏｎａｔｅｓ．Ｐａｒｔ　ＩＩ［Ｊ］．Ｈａｌｌｉｍｏｎｄ　ｔｕｂｅ　ｆｌｏｔｍｉｏｎ．Ｍｉｎｅｒａｌｓ　Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，２００７，２０（６）：６０９—６１６．　（下转第５２页）