潘继芬,赵继春，刘世旭

(1.玉溪晨兴矿冶科技开发有限公司,云南 玉溪 653100;2.玉溪矿业有限公司大红山铜矿,云南 新平 653105)

云南某氧硫混合矿，经分析含铜0.328%，含钼0.275%，其中钼的氧化率达到48%。铜矿物主要为黄铜矿、斑铜矿，钼矿物主要为辉钼矿、钼钙矿。

单一使用铜、钼混合浮选后铜钼分离的方法[1]，铜矿物可得到大量回收，但钼的回收不理想。对混合浮选后的尾矿进行氧化钼矿浮选[2]，钼的回收率可达到42.09%，但此时得到的氧化钼精矿品位较低，只有0.526%，不能形成产品。

对浮选氧化钼精矿开展浸出试验研究，使用70kg/t的碳酸钠，在85℃下浸出3小时，钼的浸出率可达到88.22%。

经过综合研究，推荐使用优先混合浮选硫化铜钼，铜钼分离后形成铜精矿、钼精矿；混选尾矿三次粗选回收氧化钼，得到的氧化钼精矿再浸出回收钼的选-冶联合流程。

使用推荐的联合流程，可得到含铜21.10%的铜精矿，其回收率可达到70.13%；钼精矿品位为47.50%,回收率为39.73%；氧化钼浮选粗精矿含钼0.526%，回收率为42.09%；用碳酸钠加温浸出对浮选氧化钼粗精矿进行浸出，钼的浸出率可达到88.22%；使用整个选-冶联合工艺，钼的总回收率可达到76.86%。

浸出段的经济分析结果表明，整个选-冶联合工艺有较好的利润前景。

1 原矿性质

试验矿样取样开展化学分析，结果如表1～3所示。

表1 原矿多元素分析结果

表2 原矿铜、钼物相分析结果

表3 原矿钼赋存状态

矿样中主要金属矿物为黄铜矿、辉钼矿、钼钙矿、白钨矿、黄铁矿，脉石矿物主要为钙铝榴石、钙铁榴石、辉石、方解石、赤褐铁矿，少量石英。铜主要以黄铜矿的形式赋存，少量辉铜矿及斑铜矿，偶见孔雀石。钼主要赋存在辉钼矿、钼钙矿中，少量赋存在白钨矿中。钼钙矿系辉钼矿氧化后形成的次生矿物，分布在硫化钼矿床的氧化带内，与辉钼矿共生，与含钙脉石可浮性相当，且微细粒较多，部份呈泥状。

2 试验设备及材料

2.1 浮选试验设备

1)原矿和铜钼混合粗精矿再磨设备为：棒磨机型号XMB-67型200×240。

2)铜钼混选小型浮选试验设备为：粗、扫选浮选机型号XFD-3L；精选Ⅰ浮选机型号XFD-1.0L；精选Ⅱ浮选机型号XFD-0.75L、精选Ⅲ浮选机型号XFD-0.5L。

3)铜钼分离小型浮选试验设备为：粗、扫选浮选机型号XFD-1.0L；精选Ⅰ浮选机型号XFD-0.5L；精选Ⅱ、精选Ⅲ浮选机型号分别为XFGⅡ-140mL、100mL。

4)试验所用药剂中，石灰、硫化钠、煤油、松油等均为选矿生产所用药剂，选钼活化剂RT为郑州地矿研究所提供，硫酸烷酯为CP级药剂。

2.2 湿法试验设备及材料

恒温水浴锅(国产)、托盘天秤、250mL锥形瓶、酒精温度计等。试验所用碳酸钠为AR级。

3 浮选试验研究结果

通过试验研究，确定使用优先混合浮选硫化铜钼矿，铜钼混合精矿分离得铜精矿和钼精矿；铜钼混选尾矿再浮选得到氧化钼粗精矿，再进行浸出处理，浸出液进一步加工生产工业用钼酸钙的选治联合流程，以达到综合回收该矿样中铜钼矿物的目的。

3.1 优先混合浮选硫化铜钼矿试验结果

通过药剂及流程优化试验，使用一粗一扫三精工艺，优先浮选回收硫化铜钼矿的闭路流程图如图1所示，所得试验结果如表4所示。

表4 铜钼优先混选闭路试验结果

图1 铜钼分离闭路试验指示

3.2 铜钼混合精矿分离试验结果

试验对所得铜钼混合精矿开展了铜、钼分离试验研究，使用一粗两扫三精的工艺流程。闭路试验工艺流程如图2所示，所得试验结果如表5所示。

表5 铜钼分离闭路试验指标/%

图2 铜钼分离闭路试验流程图

3.3 混合浮选尾矿中钼的浮选试验结果

优先铜钼混选过程主要回收矿样中的铜及硫化钼，大部分氧化钼矿并没有得到浮选富集，仍存留于混选尾矿中。试验对这部分钼的回收开展了浮选试验研究，使用三次粗选的流程，碳酸钠调浆及活化，可以将氧化钼矿大量回收。但由于含钙脉石的可浮性与钼钙矿的可浮性接近，浮选中不能将含钙脉石有效分离，导致精矿中钼的品位较低。

通过开路试验，适宜的药剂用量为碳酸钠1000g/t，改性水玻璃600g/t，RT210g/t，2#油10g/t，氧化钼浮选段钼的回收率为42.09%(相对于原矿)，粗精矿含钼0.526%。

4 氧化钼粗精矿湿法浸出试验结果

浮选所得的氧化钼粗精矿中含有大量的含钙脉石，如方解石等，钼多以钼钙矿的形式存在。通过试验研究，使用碳酸钠在加温的条件下可以将矿样中的钼钙矿浸出。浸出相关的化学方程式如下所示。

CaMoO4+Na2CO3→Na2MoO4+CaCO3↓

FeMoO4+Na2CO3→Na2MoO4+Fe(OH)2↓+CO2↑

MoO3+Na2CO3→Na2MoO4+CO2↑

4.1 碳酸钠用量试验

试验在水浴加热条件下进行。在250mL锥形瓶中按试验要求加入30g矿样、浸出剂为Na2CO3、水，将锥形瓶固定在水浴中加热开始浸出，用酒精温度计控制温度，在试验过程中适度补水。当达到浸出时间后，过滤，并用清水清洗浸出尾矿三次，取下尾矿烘干，送化验分析。

试验结果见表6。Na2CO3合适的用量为30g矿样消耗2g，即70kg/t。经分析，浸出液含钼可达到1.5g/L。

表6 Na2CO3用量试验结果

4.2 浸出时间试验

Na2CO3用量为70kg/t，浸出温度85℃。试验结果如表7所示。

表7 浸出时间试验结果

当浸出时间达到3小时以上，浸出率的上升幅度明显减弱，合适的浸出时间是3小时。

4.3 浸出温度试验

Na2CO3用量为70kg/t，浸出时间3小时，试验结果如表8所示。

浸出温度对钼的浸出率影响很大，钼浸出率随浸出温度的升高而升高，当达到85℃后，基本趋于稳定，合适的浸出温度选85℃。

表8 浸出温度试验结果

4.4 氧化钼矿处理回收效益分析

4.4.1 浸出成本估算

1)碳酸钠成本。浸出1t浮选所得的氧化钼粗精矿(含钼0.526%)需碳酸钠70 kg，碳酸钠出厂价1200元/t，则所需碳酸钠成本为8.40元。

2)矿浆加热及保温成本。以单层圆筒壁的热传导方式计算，且加热到固定温度后，保温系数设为0.90，以全部为水来计算(矿样的热容一般比水低)。按每处理1t矿需要1m3水计算，即近似为将1m3水从室温(20℃)加热到85℃(此过程设加热时间需30分钟)后保持3小时。

1L水(未沸腾)每加热1℃需要的热量为4.2J。则有：Q=1000L×(85-20)℃×4.2J=273kJ，由于t=0.5小时，则：W=Qt=273×0.5=136.5kW.h

保温3小时需要的能耗为：136.5×3×(1-0.9)=40.95 kW.h

设电的单价为0.55元/ kW.h，则处理1吨矿的热量消耗为：(136.5+40.95)×0.55=177.45元

3)搅拌能耗。设计搅拌电机功率为2kW，每处理1t矿需要搅拌3+0.5=3.5小时，则需要的搅拌能耗为：2×3.5×0.55=3.85元

4)浸出处理1t矿需要的成本：8.40+177.45+3.85=189.70元

计算的只是一级浸出消耗，如采用多级浸出的处理方法，由于一级浸出液进入二级浸出操作中时，浸液的初始温度一般达到70℃以上，即热能可得到反复利用。因此，总体浸出消耗要比单级浸出的消耗低。

4.4.2 浸出效益分析

浸出回收钼的产品为高品位钼钙矿，这里以所含钼金属的量来计算产出。价格按30万/t金属计算，每处理1t氧化钼浮选精矿的收益为：(0.526%×1000kg×88.22%)×300-189.70=1202.41元

浸出浮选氧化钼精矿所得的收益较高，即使加上后处理的消耗及人工成本等，仍然有较为可观的利润，所以使用选-冶联合工艺处理该氧硫混合铜钼，有较好的利润前景。

5 推荐工艺流程

通过试验研究，对该氧硫混合铜钼矿，推荐使用的铜钼回收流程为：优先混选硫化铜钼矿，铜钼分离后形成铜精矿，钼精矿；混选硫化铜钼矿的尾矿，使用碳酸钠调浆及活化，浮选得到氧化钼粗精矿，再使用碳酸钠在85℃下浸出钼，浸液沉淀、分离后得高品位炼钢用钼酸钙产品。

使用推荐的处理工艺，铜的回收率可达70.13%，铜精矿含铜21.10%；钼在钼精矿中的回收率为39.73%，精矿含钼47.50%；氧化钼的浮选回收率可达到42.09%，氧化钼精矿含钼0.526%；氧化钼精矿浸出率可达到88.22%。使用该选-冶联合流程，钼的综合回收率可以达到76.86%。

6 结论

1)矿样含铜0.328%，含钼0.275%，铜矿物主要为黄铜矿、斑铜矿，钼矿物主要为辉钼矿及钼钙矿。钼的氧化率为48%，属氧硫混合铜钼矿。

2)对矿样开展浮选试验研究，采用优先混合浮选硫化铜钼矿，进行铜钼分离后得到铜精矿、钼精矿产品。该阶段铜的回收率达到70.13%，铜精矿品位21.10%；钼的回收率为39.73%，钼精矿品位47.50%。

3)对优先混合浮选硫化铜钼矿的尾矿进行三次粗选回收氧化钼矿，形成的钼粗精矿含钼0.526%，钼的回收率为42.09%(相对于原矿)。

4)使用氧化钼浮选粗精矿开展浸出试验，用70kg/t原矿的碳酸钠在85℃条件下浸出3h，钼的浸出率可达到88.22%，对浸出液进行下一步处理可得到工业用钼酸钙产品。

5)使用推荐的选-冶联合工艺处理该矿样，钼的总回收率可达到76.86%。对氧化钼矿浸出段开展了经济效益分析，该选-冶联合工艺有较好的利润前景。

[1] 胡熙庚.有色金属硫化矿选矿[M].北京：冶金工业出版社，1987.

[2] 赵平.从钼尾矿中回收氧化钼的选矿试验研究[J].矿产综合利用，2009(12)：19-22.