叶洪艳

摘要：针对某斑岩型钼矿石浮选钼精矿含杂不理想问题，进行了浮选试验研究，考察了药剂制度、磨矿细度等影响因素。结果表明：采用铜钼混合浮选—铜钼分离浮选工艺流程，在最佳药剂制度、再磨细度条件下，获得的钼精矿品位57.13%，含铜、铅指标大幅度降低，含铜从0.2%～0.5%降至0.037%，含铅从0.2%～0.83%降至0.014%，钼回收率从87%左右提高至91.02%，为选矿工艺优化提供技术依据。

关键词：钼矿石;斑岩型;浮选;药剂制度;铜钼分离

中图分类号：TD952文章编号：1001-1277（2023）04-0052-05

文献标志码：Adoi：10.11792/hj20230412

中国是世界上钼资源最为丰富的国家，储量和产量均居全球第一位^［1］。其钼资源储量为430万t，占全球钼资源储量的近40%^［2］。钼是一种难熔金属，广泛应用在各个领域，是冶金、电气、化工、航空航天等领域不可缺少的原料^［3］。随着钼资源的不断开采，富矿资源不断减少，矿石日趋贫、细、杂，因此在有限的矿产资源下，合理高效利用钼资源具有重要的意义^［4］。黑龙江省某斑岩型特大型钼矿选矿厂采用“铜钼快速浮选—铜钼粗选—预精选—铜钼分离浮选—钼精选”工艺流程，目前现场钼精矿品位51%，钼回收率为87%左右，含铜0.2%～0.5%、含铅0.2%～0.83%，钼精矿含杂偏高，达不到品级要求。为降低钼精矿含杂及提高资源利用率，本文对该钼矿石进行了浮选条件探索，为工业生产提供技术依据^［5］。

1 矿石性质

1.1 矿物组成

显微镜鉴定和MLA检测结果表明：原矿中钼矿物为辉钼矿，铜矿物主要有黄铜矿和自然铜，极少量辉铜矿，其他硫化矿物有黄铁矿和少量毒砂、磁黄铁矿、闪锌矿、方铅矿^［6］。脉石矿物主要为石英、长石、绢云母、金云母、蒙脱石、高岭土、方解石等。易泥化的绢云母、蒙脱石、高岭土相对含量达到13%以上，表明该矿石易泥化。辉钼矿的嵌布粒度较粗，粒度分布范围一般为0.020～0.208 mm。矿石主要化学成分分析结果见表1，钼物相分析结果见表2。

1.2 钼矿物嵌布特征

将矿石磨制成光片，显微镜下测定辉钼矿、黄铜矿（含自然铜）的嵌布粒度，该矿石中辉钼矿嵌布粒度范围较广，裂缝中充填的辉钼矿嵌布粒度较粗，石英脉中辉钼矿较微细^［7］。从测定结果来看，辉钼矿以中粗粒为主，小于0.01 mm的辉钼矿分布率较少，仅占2.46%，表明辉钼矿具有良好的解离性。

2 试验结果与讨论

针对该钼矿石，选矿厂采用“铜钼快速浮选—铜钼粗选—预精选—铜钼分离浮选—钼精选”工艺流程。本次试验主要考察了铜钼混合浮选、铜钼分离浮选等条件。

2.1 铜钼混合浮选条件試验

铜钼混合浮选条件试验流程见图1。

2.1.1 BK5102 用量

固定煤油用量90 g/t、2号油用量45 g/t、EP用量13 g/t（对浮选给矿），试验结果见图2。

由图2可知：随着抑制剂BK5102用量的增加，钼回收率逐渐升高，钼品位呈下降趋势;当BK5102用量高于150 g/t时，钼回收率呈下降趋势。综合考虑，确定BK5102用量为150 g/t。

2.1.2 捕收剂

固定煤油用量90 g/t、2号油用量45 g/t、BK5102用量150 g/t，试验结果见图3。

由图3可知：随着EP用量逐渐提高，钼回收率逐渐增大;当EP用量达到13.5 g/t时，钼回收率最高，为92.79%，能最大程度将钼、铜矿物回收，指标较好，其他型号EP钼回收率均不理想。综合考虑，确定EP作为捕收剂，用量为13.5 g/t。

2.1.3 起泡剂

固定煤油用量90 g/t、EP用量13.5 g/t、BK5102用量150 g/t，试验结果见图4。

由图4可知：当不同种类起泡剂用量（40 g/t）相同时，使用2号油的钼回收率达到92.86%，指标较好;其他种类起泡剂钼回收率均不理想。综合考虑，确定2号油作为起泡剂，用量为40 g/t。

2.2 铜钼分离浮选条件试验

铜钼分离浮选条件试验主要考察了BK510、磷诺克斯和再磨细度。试验流程见图5。

2.2.1 BK510用量

固定水玻璃用量50 g/t，试验结果见表3。

由表3可知：随着BK510用量的增加，钼精矿品位有上升趋势;当BK510用量为37.5 g/t时，钼精矿品位最高，同时含铜、铅指标最佳;继续增加其用量，钼精矿品位没有明显提升。综合考虑，确定BK510用量为37.5 g/t。

2.2.2 磷诺克斯用量

固定水玻璃用量50 g/t、BK510用量37.5 g/t，试验结果见表4。

由表4可知：随着磷诺克斯用量的增加，钼精矿含杂逐渐改善^［8］;当磷诺克斯用量在70 g/t时，钼精矿含铅最低;继续增加其用量，钼精矿含铅有上升趋势。综合考虑，确定磷诺克斯用量为70 g/t。

2.2.3 再磨细度

固定水玻璃用量50 g/t、BK510用量37.5 g/t、磷诺克斯用量70 g/t，试验结果见表5。

由表5可知：隨着再磨细度的增加，钼精矿品位逐渐升高;当再磨细度-0.038 mm 达到75%时，钼精矿含铜、铅指标最佳。综合考虑，确定再磨细度-0.038 mm占75%。

2.3 铜钼混合浮选—铜钼分离闭路试验

在条件试验的基础上，进行了全流程闭路试验，试验流程见图6，试验结果见表6。由表6可知，采用BK5102和磷诺克斯药剂，闭路试验获得了钼品位57.13%、含铜0.037%、含铅0.014%的钼精矿，钼回收率为91.02%。

3 结 论

1）黑龙江省某斑岩型钼矿中钼矿物为辉钼矿，铜矿物主要有黄铜矿和自然铜，极少量辉铜矿，其他硫化矿物有黄铁矿和少量毒砂、磁黄铁矿、闪锌矿、方铅矿。矿石中辉钼矿嵌布粒度范围较广，裂缝中充填的辉钼矿嵌布粒度较粗，石英脉中辉钼矿较微细。矿石中的钼主要以硫化钼形式存在，占95.77%，以氧化钼形式存在的占3.08%，以硅硫钼形式存在的占1.15%。

2）在铜钼混合浮选段的BK5102、EP、起泡剂用量分别为150 g/t、13.5 g/t和40 g/t；铜钼分离段的再磨细度为-0.038 mm占75%，水玻璃、BK510 和磷诺克斯的总用量分别为240 g/t、175 g/t 和345 g/t;全流程闭路试验获得了钼品位为57.13%、含铜0.037%、含铅0.014%的钼精矿，钼回收率为91.02%。相比现场生产指标，钼精矿含铜从0.2%～0.5%降至0.037%，含铅从0.2%～0.83%降至0.014%，钼精矿含杂大幅度降低，钼回收率从87%左右提高至91.02%。

3）磷诺克斯已成功应用于众多铜钼选矿厂，但务必注意和预防该药剂及其原料在运输、储存、配制和使用过程中可能发生的危害，并掌握在发生危害时的处理措施。试验确定的工艺流程及获得的试验结果可为该矿山选矿工艺优化改造提供科学依据，同时为其他矿山提供参考。

［参 考 文 献］

［1］ 张文钲，徐秋生.我国钼资源开发现状与发展趋势［J］.矿业快报，2006（9）：1-4.

［2］ 张美鸽.磷诺克斯配制探讨［J］.中国钼业，2002，26（3）：25-28.

［3］ 黄鹏亮，杨丙桥，胡杨甲，等.铜钼分离技术研究进展［J］.有色金属（选矿部分），2019（5）：50-55，62.

［4］ 王鹏.某低品位铜钼矿石浮选试验研究［J］.黄金，2021，42（11）：81-84.

［5］ 宋鑫，刘润清，陈臣，等.某低品位钼矿浮选回收试验研究［J］.矿冶工程，2022，42（2）：59-62.

［6］ 向平，刘建国，邓伟英，等.铜钼分选新药剂研究［J］.有色金属（选矿部分），2000（6）：44-46.

［7］ 王锦柯，胡显智，字富庭，等.矽卡岩型钼矿石浮选试验研究［J］.黄金，2017，38（9）：58-61.

［8］ 吴康平，余乐.新型组合抑制剂在铜钼分离浮选中的应用［J］.现代矿业，2018，34（1）：164-166.

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