低品位硫化铜矿石中铜钼金综合回收选矿试验研究.pdf

2016年新 疆 有 色 金 属 低品位硫化铜矿石中铜钼金综合回收选矿试验研究 杨 磊 新疆有色金属研究所乌鲁木齐830000） 摘要通过详细的工艺矿物学研究获知试验矿物特性， 采用 “铜钼混浮-铜钼混精再磨后浮选分离” 的工艺流程， 以高选择性的铜 捕收剂为主在弱碱性矿浆中进行铜钼混合浮选， 实现大部分已单体解离的铜及富连生体铜、 单体解离的钼及富连生体钼的早收； 对含有贫连 生体铜及微细粒嵌布的铜钼粗精矿再磨后进行回收； 采用混选中矿再处理的工艺流程， 避免了大量黄铁矿进入铜钼混合精矿从而影响铜精矿 品位， 并使金的回收得到了有效的改善。综合回收铜钼金的试验研究成果为该矿石的工业化生产提供了稳定可靠的工艺流程和优良的技术 指标。 关键词硫化铜矿石铜钼混合浮选铜钼粗精矿再磨再选伴生金综合回收混选中矿再处理 1 前 言 据文献报道， 我国铜资源居世界第七位， 据不完 全统计， 探明铜矿资源近7 200万t， 保有储量1 900万 t， 基础储量3 000万t。虽然我国铜资源储量巨大， 但 资源储量利用率和综合利用率均较低，“贫、 杂、 氧， 难” 可作为当今我国铜矿资源情况的概括。我国具 有开采价值的铜矿床类型包括岩浆型铜镍硫化物矿 床、 斑岩型铜矿床和沉积型层状矿床等， 铜品位都比 较低。目前国内许多开采品位为0.40.5。由于 我国铜矿石性质复杂， 因而造成选冶工艺复杂， 生产 指标低， 生产成本高。经济高效地利用现有铜资源， 提高资源综合利用率势在必行。因此， 开展低品位 铜矿选矿技术的研究迫在眉睫。 近年来， 这方面的研究工作比较活跃， 也获得了 较大进展， 部分新工艺得到了推广应用。以我国规 模最大的斑岩型低品位铜矿山德兴铜矿为例， 其选 矿工艺流程随着开采年限不断的调整、 优化、 革新， 流程的变化主要表现在铜硫分离阶段， 先后经历过 低碱度铜硫浮选工艺、 异步混合浮选工艺和分步优 先浮选新工艺。分步优先浮选新工艺的应用使铜精 矿品位由原来24 提高到25 以上， 同时钼的富集 比由原来的30倍左右提高到45倍以上， 钼回收率由 50左右提高到6065。 本次试验针对新疆某低品位硫化铜矿石开展选 矿实验室研究， 该样品中主要的有价金属是Cu， 品位 0.74， 达到了硫化铜矿石的工业品位， 铜主要以硫 化铜的矿物形成存在， 其中又以黄铜矿为主， 含少量 及微量的辉铜矿、 铜蓝、 斑铜矿， 属于低品位硫化铜 矿石类型。 矿石中伴生有钼、 硫、 金等有价元素， 其中钼品 位较低为0.02， 绝大部分以辉钼矿形式存在， 但辉 钼矿嵌布粒度很细， 且与黄铁矿共生关系比较密切， 需要细磨矿才能保证辉钼矿单体解离， 所以辉钼矿 的回收有一定难度。Au品位0.24 g/t达到了铜矿石 有益伴生元素综合回收品位要求。结合金的化学物 相分析结果， 认为该矿石中的金矿物大多为单体金， 且多为裂隙金， 其载体以黄铁矿为主。 根据矿石性质， 进行了大量的铜钼混合分离浮 选工艺流程试验研究， 试验采用 “铜钼混浮-铜钼混 精再磨后浮选分离” 的工艺流程， 在铜钼混合精矿闭 路试验中获得铜品位22.33， 回收率88.84， 钼品位 0.45， 回收率65.26的良好的技术指标。 针对矿石中伴生有价元素硫金银走向进行了研 究， 考查了硫对铜钼混选和分离的影响。采用混合 精矿再处理分别返回的工艺流程， 避免了大量硫精 矿进入混合精矿从而影响铜精矿品位。铜钼混合精 矿中金品位3.34 g/t、 回收率33.0、 银品位49.5 g/t、 回收率50.21。 2 矿石性质 2.1 原矿多元素分析 表1 原矿多元素分析结果表 化学成分 含量 化学成分 含量 Cu 0.74 Fe 6.13 Mo 0.02 Pb 0.01 S 2.92 Zn 0.01 SiO2 48.11 As 0.09 Al2O3 15.13 TiO2 0.31 CaO 4.12 Mn 0.04 MgO 2.13 Sb 0.01 P 0.31 Agg/t 3.20 Aug/t 0.24 DOI10.16206/ki.65-1136/tg.2016.增刊.017 49 2.2 矿石的化学成分 综合原矿的光谱全分析结果见表2、 氧化物全分 析结果表3。 表2 综合样品的光谱分析结果 元素名称 含量 元素名称 含量 元素名称 含 量 Cu 0.72 Pb 11.5 Sr 287 Ti 0.25 Zn 58.0 V 83.3 P 0.11 Cr 68.5 Y 18.0 Fe 5.75 Mn 543 Zr 106 Mo 0.021 Ni 38.2 Ba 598 S 2.92 Aug/t 0.25 Co 29.1 Agg/t 2.8 表3综合样品的氧化物全分析结果 氧化物 含量 氧化物 含量 SiO2 54.52 V2O5 0.015 Al2O3 14.78 Cr2O3 0.010 Fe2O3 8.32 TiO2 0.42 MgO 2.59 P2O5 0.255 CaO 3.84 BaO 0.067 Na2O 2.08 烧失量 9.19 K2O 4.19 MnO 0.07 合计 100.34 该样品中主要的有价金属是Cu， 品位0.74， 达 到了硫化铜矿石的工业品位， Mo 0.02、 Au 0.24 g/t、 Ag 3.20 g/t达到了铜矿石有益伴生元素综合回收品 位要求。对铜矿石而言， 会对后继处理工序产生影 响的不益元素主要是As、 Fe、 Zn、 MgO， 在矿石中含量 很低， 对精矿质量影响较小。从氧化物分析结果看， 该样品中SiO2较高， 其次为Al2O3， 应分布有较多的硅 酸盐或铝硅酸盐矿物。氧化铁较高， 达到了8.32， 其它金属氧化物， 如氧化锰、 氧化钛等总共仅有 0.582。 2.3 铜、 钼、 金的化学物相分析 综合原矿中Cu、 Mo、 Au的化学物相分析结果见 表4、 表5、 表6。 硫酸铜中的铜主要是指水溶性的， 包括胆矾和 水胆矾， 结合氧化铜是指用机械方法不能使之分离 出来的铜矿物， 这两部分铜都是选矿方法无法回 收的。 该矿样氧化相铜有0.069， 占了全铜的9.19， 其中水溶铜和结合氧化铜占1.07， 自由氧化铜占 8.12； 硫化相铜有0.682， 占了全铜的90.81， 其 中次生硫化铜占15.98、 原生硫化铜有占74.83。 从氧化率比例来说， 该矿样属于低品位硫化铜矿石 类型。 裸露和半裸露自然金是指以金属状态存在的自 然金、 或银金矿， 也称单体金； 硫化物、 碳酸盐、 铁氧 化物包裹金都是指以胶体颗粒状态存在于分散介质 （硫化物、 碳酸盐、 铁氧化物） 中的金； 硅酸盐包裹金 是指以胶体颗粒或离子状态分散或吸附于硅酸盐矿 物中的金。 该矿样单体金有0.198 g/t， 占了全金的79.84； 硫化相包裹金有0.02 g/t， 占了全金的8.06， 铁氧化 物包裹金有0.01g/t， 占了全金的4.03， 碳酸盐包裹 金有 0.01 g/t， 占了 4.03， 石英和硅酸盐包裹金有 0.01 g/t， 占了4.03。 表6 Mo元素的化学物相分析结果 相别 含量 占有率 氧化相 0.001 4.35 铁结合相 0.002 8.70 硫化钼相 0.020 86.96 合计 0.023 100.00 全钼 0.021 氧化相钼多指钼华等氧化带的钼矿物， 硫化相 表4 Cu元素的化学物相分析结果 相别 含量 占有率 硫酸铜相铜 0.005 0.67 自由氧化铜 0.061 8.12 结合氧化铜 0.003 0.40 次生硫化物铜 0.120 15.98 原生硫化物铜 0.562 74.83 合计 0.751 100.00 全铜 0.72 / 表5 Au元素的化学物相分析结果g/t 相别 含量 占有率 裸露和半裸露 自然金 0.198 79.84 碳酸盐 包裹金 0.010 4.03 铅锌铜硫化矿 物包裹金 0.010 4.03 褐铁矿 包裹金 0.010 4.03 黄铁矿 包裹金 0.010 4.03 石英和硅酸盐 包裹金 0.010 4.03 合量 0.248 100.00 全金 0.25 / 杨磊 低品位硫化铜矿石中铜钼金综合回收选矿试验研究增刊50 2016年新 疆 有 色 金 属 钼多为辉钼矿。该矿样中硫化钼占了86.96， 氧化 相和铁结合相占了13.04。 2.4 矿物相对含量 通过对综合样品的统计分析， 查明样品中各主 要矿物 （组） 的相对含量， 见表7。 表7 样品中各主要矿物 （组） 的相对含量Wt 矿物组分 金属硫化矿物 金属氧化矿物 硅酸盐矿物 铝硅酸盐矿物 碳酸盐矿物 副矿物 矿物名称 黄铜矿 辉铜矿 铜蓝、 斑铜矿 辉钼矿 黄铁矿 方铅矿 闪锌矿 孔雀石 含铜赤铁矿 磁铁矿 赤褐铁矿 石英 钾长石 钠长石 钠钙长石 白云母 黑云母 方解石 白云石 角闪石 斜帘石 绿泥石 方解石绿泥石 金红石 （白钛矿） 磷灰石 榍石 锆石 重晶石 独居石 合计 相对含量 2.07 0.03 微量 0.03 2.93 微量 微量 0.01 0.34 0.64 微量 16.06 21.48 24.75 2.02 10.12 6.17 3.05 0.15 2.18 1.24 3.51 2.51 0.15 0.35 0.20 0.01 微量 微量 100.00 小计 硫化铜2.10 硫化钼0.03 硫化铁2.93 共5.06 氧化铜0.35 氧化铁0.64 共0.99 93.24 0.71 100.00 该矿石中的金属硫化物有5.06， 其中又以黄铜 矿 （2.10） 和黄铁矿 （2.93） 稍多； 金属氧化物有 0.99， 以磁、 赤铁矿为主； 脉石矿物以长石 （钠长石、 钾长石、 钠钙长石） 、 石英、 云母 （白云母、 黑云母） 为 主， 有80.60， 其次为方解石和绿泥石9.22， 其它矿 物， 包括角闪石、 斜帘石及副矿物有4.13。 矿石中的铜主要以硫化铜2.10的矿物形成存 在， 其中又以黄铜矿2.10为主， 少量及微量的辉铜 矿0.03、 铜蓝、 斑铜矿等， 氧化铜矿物仅有0.35， 其 中又以含铜铁氧化矿物0.34为主， 微量孔雀石等； 钼主要以辉钼矿的矿物形式存在； 氧化硅、 氧化铝主 要来自石英、 长石、 云母等硅酸盐和铝硅酸盐矿物， 氧化钙主要来自方解石、 角闪石等碳酸盐和钙镁硅 酸盐矿物， 氧化镁主要来自黑云母、 绿泥石、 角闪石 等铝硅酸盐和钙镁硅酸盐矿物。 2.5 主要金属矿物的粒度分布 矿石中主要金属矿物， 黄铁矿、 黄铜矿、 硫化铜 矿物 （黄铜矿、 辉铜矿、 斑铜矿、 铜蓝等） 、 含铜赤铁 矿、 辉钼矿的粒度分布统计结果见表8。 表8 主要铜矿物和黄铁矿、 辉钼矿的粒度分布Wt 粒度范围 （μm） 600 600425 425212 212106 10675 7519 199.6 9.6 合计 Pass， P20 P50 P80 黄铁矿 / 13.89 32.42 35.12 10.61 7.82 0.11 0.03 100.00 μm 109.25 200.57 383.91 黄铜矿 8.91 1.56 19.52 29.70 15.83 22.71 1.50 0.27 100.00 μm 64.33 128.32 301.71 硫化铜矿物 8.76 1.54 19.21 29.84 16.01 22.77 1.58 0.29 100.00 μm 63.87 126.85 298.35 含铜赤铁矿 / 19.78 35.34 16.45 7.62 18.17 1.90 0.74 100.00 μm 73.24 365.14 424.56 辉钼矿 / / / / 28.26 65.90 5.25 0.59 100.00 μm 34.86 59.34 86.89 由以上统计结果可见， 矿石中黄铁矿粒度相对 较粗， 其次为黄铜矿、 含铜赤铁矿， 辉钼矿粒度相对 较小。分布在0.1 mm以上的黄铁矿约有81、 黄铜 矿约有60、 含铜赤铁矿约有72、 辉钼矿没有； 分布 在0.10.01 mm之间的分别有19、 40、 27、 99； 分布在0.01 mm以下的， 分别有0、 0、 1、 1。 整体而言， 此矿石中的黄铁矿、 铜的硫化矿物及 含铜赤铁矿粒度相对较粗， 辉钼矿的粒度相对较小， 不管是硫化物， 还是氧化物， 粒度分布都不均匀。 从综合样品、 人工重砂样品和矿石样品的检测 来看， 该矿样中的金主要以银金矿的矿物形式存在， 粒度较细小， 最大的颗粒仅13 μm， 大多在17 μm之 间， 属于显微金0.2100 μm粒度范围， 除此外， 应还 分布有少量次显微金0.2 μm以下。该矿样中金矿物 的载体以黄铁矿为主， 部分为裂隙金 （分布于黄铁矿 裂隙中） ， 部分为包裹金。 2.6 影响选矿的工艺矿物因素分析 2.6.1 影响铜回收的矿物学因素 矿石含铜 0.72， 黄铜矿多为它形粒状， 常形成 不规则集合体分布从矿石样品及综合样检测看， 该 51 矿石中的黄铜矿多沿矿石的裂隙和孔隙充填分布， 少量集合体中还可见边界溶蚀的半自形黄铁矿和磁 铁矿颗粒被裹挟包裹。 黄铜矿与矿石中的其它金属硫化物 （黄铁矿） 、 金属氧化物 （磁铁矿） 关系不是很密切， 仅有少量是 沿黄铁矿或磁铁矿碎裂裂隙充填分布， 其中也仅有 少部分能够与碎裂硫化物或氧化物构成较致密的 整体。 矿石中铜矿物粒度相对较粗。破碎综合样品 中， 黄铜矿集合体的平均粒度128 μm， 80分布在 64 μm以上； 含铜赤铁矿平均粒度365 μm， 80分布 在73 μm以上。铜的赋存状态决定通过浮选可有效 富集大部分铜， 但在浮选过程中以非硫化铜矿物形 式存在的铜势必将损失于尾矿中。 2.6.2 影响钼回收的矿物学因素 矿石中钼品位较低， 为0.02， 绝大部分以辉钼 矿形式存在， 大多辉钼矿结晶体沿矿石的裂隙或孔 隙充填分布， 或嵌生于硅酸盐矿物间， 或嵌生于黄铁 矿中， 少量不规则集合体充填分布于矿石或黄铁矿 裂隙中。 矿石中辉钼矿的粒度相对较细小。破碎综合样 中， 辉钼矿平均粒度59.34 μm， 80都分布在87 μm 以下。 辉钼矿嵌布粒度很细， 且与黄铜矿共生关系比 较密切， 需要细磨矿才能保证辉钼矿单体解离， 所以 辉钼矿的综合回收有一定难度。 2.6.3 影响金银回收的矿物学因素 从金 （银） 矿物的嵌生状态看， 该矿石中的金 （银） 矿物大多为单体金银， 且多为裂隙金 （银） ， 包裹 体在硫化物、 碳酸盐矿物、 硅酸盐矿物和铁氧化物中 的分布较均匀， 其载体矿物应以铁、 铜矿物为主， 包 括黄铜矿、 黄铁矿、 含铜赤铁矿、 孔雀石。与铜和黄 铁矿铁关系密切金银可以随着的它们的回收达到较 好的回收。但与硅酸盐和铁氧化物伴生的金银则损 失在尾矿中。 2.6.4 影响硫 （黄铁矿） 回收的矿物学因素 该矿石中的黄铁矿相对较多， 沿裂隙多有黄铜 矿充填。黄铁矿粒度较粗， 平均粒度达到了 200 μm。少量与铜硫化物共生， 具有包裹或连生关系。 黄铁矿属于易浮矿物， 大量的黄铁矿上浮势必影响 铜精矿品位。 3 选矿试验 3.1 原则流程的选择 物质组成研究结果表明， -1 mm破碎产品中分布 在0.074 mm以上的， 黄铁矿约有92.18、 铜矿物77 左右、 含铜赤铁矿约有81.83、 辉钼矿28.26。原矿 一段磨矿细度为-0.074 mm占7080时， 黄铜矿 和黄铁矿基本单体解离， 但辉钼矿的单体解离不充 分， 可见要综合回收钼， 矿石还需要进一步细磨。采 用一段磨矿将很难使铜、 钼矿物得到有效的解离和 获得良好的铜、 钼选别指标， 采用阶段磨矿工艺处理 该矿石较为适宜。 根据矿石性质， 结合目前国内外处理铜钼矿主 要原则工艺流程为混合浮选铜钼 （硫） 矿物， 通过粗 选获得铜钼混合精矿。铜钼混合精矿再分离得到铜 精矿和钼精矿， 在铜钼混合浮选时考查硫金银的走 向， 在保证铜钼回收率指标的前提下最大限度地回 收金银。铜钼分离有抑钼浮铜和抑铜浮钼两种方 法。由于铜钼混合精矿中钼矿物量少， 钼的可浮性 好， 抑钼浮铜工艺复杂， 难以控制， 故本次试验采用 抑铜浮钼工艺流程。 3.2 铜钼混合精选试验 通过大量的条件试验， 获得铜钼混合浮选的最 佳条件开路流程见图1 ， 试验结果见表9。 图1 铜钼混合精选试验流程 表9 铜钼混合精选试验结果 产物名称 铜钼混合精矿 中 矿2 中 矿1 尾矿 原矿 铜钼混合精矿 中 矿2 中 矿1 尾矿 原矿 产率 （％） 6.20 0.72 1.62 91.46 100.00 5.04 0.90 2.30 91.76 100.00 品 位 Cu 9.79 4.11 2.05 0.057 0.722 11.93 4.33 1.89 0.053 0.732 Mo 0.21 0.11 0.04 0.005 0.019 0.24 0.11 0.064 0.005 0.0191 回收率 Cu 84.08 4.10 4.60 7.22 100.00 82.10 5.32 5.94 6.64 100.00 Mo 68.41 4.16 3.40 24.03 100.00 63.18 5.17 7.69 23.96 100.00 精选条件 二段空白 精选 精一加 石灰500 精二空白 杨磊 低品位硫化铜矿石中铜钼金综合回收选矿试验研究 增刊52 2016年新 疆 有 色 金 属 试验结果表明， 铜钼混合精矿空白精选， 经过二 段精选， 铜精矿品位才达到9.79， 添加石灰， 精矿品 位略有提高， 但铜精矿品位仍然不合格。增加粗选 磨矿细度到90， 经过三段精选混合精矿中铜的品 位才达到14.79， 这说明要获得高品位的铜钼混合 精矿， 再磨是必要的。 3.3 硫、 金的走向分析及回收 硫和金的走向分析试验结果见表10， 试验流程 见图2。 图2 硫金的走向试验流程 根据试验结果中硫的分布情况可以看出， 硫 19.76进入到铜钼混合精矿中。混合精选的中矿部 分硫占38.54， 如采用顺序返回， 该部分以黄铁矿为 主的硫化矿物势必会参与反复选别， 将影响最终铜 精矿质量。如直接并入尾矿则对铜钼金造成一定的 损失。 综合考虑， 在保证铜精矿品级以及铜钼金尽可 能提高综合回收率的情况下， 需要采用中矿再处理 工艺， 来实现中矿中有价元素的有效回收。将硫粗 精矿1与硫粗精矿2通过合并再选， 使其泡沫产品返 回进入混合精矿再磨系统， 强化与黄铁矿关系紧密 的有价元素的回收效果且不至于影响到铜精矿的品 质。尾矿产品返回至铜钼扫选段从表中硫粗精矿品 位计算可知， 这部分硫粗精矿品位为20.09， 回收率 46.32。以目前市场经济分析， 硫不建议作为单独 产品产出。或待市场价值提升可做单独处理产出硫 精矿。 金的有效回收率不高， 铜钼混合精矿中为 32.34， 硫粗精矿中占13.1， 有49.59的金损失到 尾矿中。金回收率不高的原因之一是因为金的原矿 品位较低， 仅为0.25 g/t且部分与黄铁矿伴生较为紧 密； 二是与硅酸盐和铁氧化物伴生的微细粒金采用 硫化物浮选工艺未得到回收损失在尾矿中。 3.4 铜钼混合闭路试验 闭路试验进行了五组试验， 个3别药剂用量适当 增减， 从第三组开始达到平衡， 试验结果见表11， 闭 路流程见图3。 产物名称 铜钼混合精矿 中 矿2 中 矿1 尾矿 原矿 铜钼混合精矿 中 矿3 中 矿2 中 矿1 尾 矿 原 矿 产率 （％） 6.04 0.80 2.22 90.94 100.00 3.96 0.90 0.62 3.64 90.88 100.00 品 位 Cu 10.82 3.34 1.34 0.049 0.755 14.79 5.54 3.62 1.47 0.045 0.752 Mo 0.20 0.10 0.061 0.0042 0.0181 0.30 0.19 0.10 0.043 0.0036 0.019 回收率 Cu 86.61 3.54 3.94 5.91 100.00 77.84 6.63 2.98 7.11 5.44 100.00 Mo 66.91 4.43 7.50 21.16 100.00 62.37 8.98 3.26 8.22 17.18 100.00 精选条件 精一石灰 300 精二空白 精一 石灰300 精二精三 空白 粗选细度 -0.074 mm90 续表9 产品名称 混合精矿 中矿1 中矿2 中矿3 硫粗精矿1 硫粗精矿2 尾 矿 原 矿 产率 ％ 2.43 0.35 0.52 0.50 4.93 1.36 89.91 100.0 品位％ Cu 25.36 6.11 2.88 1.01 0.26 0.83 0.049 0.726 Mo 0.43 0.27 0.18 0.061 0.018 0.032 0.0045 0.0180 S 23.25 18.95 19.00 6.23 22.35 16.35 0.86 2.86 Au g/t 3.86 2.21 0.74 0.51 0.68 0.35 0.16 0.29 回收率％ Cu 84.90 2.95 2.06 0.70 1.77 1.56 6.07 100.00 Mo 58.04 5.25 5.20 1.69 4.93 2.42 22.47 100.00 S 19.76 2.32 3.46 1.09 38.54 7.78 27.05 100.00 Au 32.34 2.67 1.33 0.88 11.56 1.64 49.59 100.0 表10 硫金的走向试验结果 53 闭 路 试 验 获 得 铜 钼 混 合 精 矿 中 的 铜 品 位 22.33， 铜回收率88.84； 钼品位0.45， 钼回收率 65.26； 金品位3.37 g/t， 回收率33.0； 银品位49.5 g/ t， 回收率50.21。 图3 闭路试验流程图 3.5 铜钼混合精矿分离试验 由于钼原矿品位较低， 在试验室规模下采用9L 浮选机获得足量的铜钼混合精矿， 采用系列挂槽浮 选机在条件试验的基础上进行了铜钼分离开路 试验。 试验工艺流程见图4， 试验结果见表12。 图4 铜钼分离开路试验 表12 铜钼分离开路试验结果 因受制于精矿产率原因， 未进行铜钼分离的闭 路试验， 但从获得的分离开路指标来看， 可以获得符 合行业品级的铜、 钼精矿产品。 3.6 产品检查 精矿多元素分析见表13,尾矿筛析见表14。 表13 精矿多元素分析结果 精矿多元素分析表明， 铜精矿品位22.34， 达到 了铜精矿质量标准要求； 钼精矿品位45.23， 达到了 钼精矿质量标准要求； 铜精矿中金、 银也达到了计价 水平。其它杂质含量符合国家行业质量产品标准。 尾矿筛析结果表明， 铜钼矿物除主要在小于 0.038 mm粒级以下损失之外， 在-0.15至0.074 mm 间损失量较多， 分析原因在于黄铁矿伴生铜钼部分 随着黄铁矿物而流失于尾矿中。 4 结束语 ⑴ 低品位铜矿石综合回收其中的有价元素是企 业从事矿产加工所必须采取的选矿行为， 这对企业 表11 闭路试验结果 试验 平均指标 产品名称 铜精矿 尾矿 原矿 产率 （） 2.84 97.16 100.00 品位 （） Cu 22.33 0.082 0.714 Mo 0.45 0.007 0.0196 Au g/t 3.37 0.20 0.29 S 38.26 1.60 2.64 回收率 （） Cu 88.84 11.16 100.00 Mo 65.26 34.74 100.00 Au 33.00 67.00 100.0 S 41.01 58.99 100.00 含量 元素 名称 铜精矿 钼精矿 元素名称 铜精矿 钼精矿 Cu 22.34 0.85 Al2O3 3.23 1.98 Mo 0.10 45.23 MgO 0.65 0.34 S 33.12 31.33 SiO2 10.80 3.56 As 0.16 0.09 Aug/t 3.34 0.67 Pb 0.0034 0.031 Agg/t 49.5 1.32 Ni 0.044 - Bi 0.001 - Zn 0.02 0.01 P 0.044 0.009 产品名称 钼精矿 中矿1 中矿2 中矿3 中矿4 中矿5 中矿6 中矿7 中矿8 铜精矿 铜钼混合精矿 产率 ％ 0.61 0.21 0.18 0.42 2.03 10.82 7.53 5.82 2.23 70.15 100.00 品位％ Cu 0.71 1.56 3.25 7.65 13.20 19.05 21.54 20.35 20.23 24.56 22.77 Mo 47.3 25.25 12.58 2.98 0.68 0.12 0.20 0.067 0.02 0.10 0.489 作业回收率％ Cu 0.02 0.01 0.03 0.14 1.17 9.02 7.09 5.18 1.97 75.36 100.00 Mo 58.52 10.75 4.59 2.54 2.80 2.63 3.05 0.79 0.09 14.23 100.00 备注 铜钼分离 作业中硫 化钠用量 8 450 g/t （相对原矿） 杨磊 低品位硫化铜矿石中铜钼金综合回收选矿试验研究增刊54 2016年新 疆 有 色 金 属 提升经济效益至关重要， 所以对选矿技术提出更高 的要求。本次试验研究针对于此， 开展了大量的研 究工作， 最终提供的技术路线稳定可靠， 技术指标优 良， 产品方案符合行业质量标准， 可为同类矿山企业 开展此项工作提供技术参考依据。 ⑵ 其中金的有效回收率尚有提升的空间， 根据 行业应用经验， 采用尼尔森重选设备在未来工业化 磨矿流程中， 来强化金的回收是国外大型选矿企业 多采用的工艺方法。受制于试验规模以及重选实际 切入磨矿作业生产环节与实验室试验大相径庭的原 因， 需要在今后的实际生产过程中进行工业化研究。 ⑶ 铜钼分离亦是一项选矿行业常年关注并攻关 的课题， 原则流程基本上行业保持统一为多段选别 抑铜浮钼， 但在药剂制度和选矿设备上有所针对性， 所以需要在日后加强此方面的研究。 收稿 2016-06-15 表14 尾矿筛析结果 筛孔尺寸 mm 0.15 -0.15 ～ 0.074 -0.074 ～ 0.05 -0.05 ～ 0.038 -0.038 合 计 产率 （） 部分 4.84 27.80 16.52 8.20 42.64 100.00 累积 32.64 49.16 67.36 100.00 品位 Cu 0.079 0.069 0.053 0.046 0.061 0.062 Mo 0.0084 0.0039 0.0028 0.0021 0.0029 0.0034 Cu分布率 （） 部分 6.21 31.17 14.23 6.13 42.26 100.00 累积 37.38 51.61 57.74 100.0 Mo分布率 （） 部分 12.09 32.25 13.76 5.12 36.78 100.00 累积 44.34 58.10 63.22 100.00 （上接48页） 度加大， 至-1 900 m处电阻率等值线出现闭合趋势， 揭示了该断层的纵向延伸深度有限， 与2号剖面揭示 成果有良好的对应关系。深部-2 100 m整体电阻率 值超过2 000 Ωm， 推断这是侏罗系髫髻山组中安山 岩的基底反映。由于此剖面布设较短， Fa断层并没 有显示。在测线中点部位的地温异常推断为断裂通 道引起。 综合三条剖面， 可以推断Fa断层确实存在， 倾角 为70， 倾向为西北。是寻找断裂裂隙水的有利构 造。隐伏断裂Fb为Fa的次级断裂， 高程大概位于 100 m左右。 4 结 论 调查区物探工作， 在充分收集利用以往电性资 料 的 基 础 上 ， 对 取 得 的 可 控 源 音 频 大 地 电 磁 （CSAMT） 测深资料进行了深入研究， 分别对3条剖面 进行了推断解释， 绘制了物探综合成果图， 取得了良 好的地质效果， 为下部地热资源的开发提供可靠的 基础资料。 ⑴ 通过CSAMT测深综合剖面的分析， 本次勘查 对调查区的断层分布进行了划定， 圈定了Fa断层和 一条次级断裂 Fb。并对断层的倾角倾向进行了 描述。 ⑵ 断层Fa是地幔热源上涌的有利通道， 形成裂 隙型热储的条件较好， 具有良好的地热成井前景， 建 议下一步的工作便是对Fa进行钻孔验证， 开孔位置 建议在断裂梯度带位置， 如1号测线的1250号测点 位置或3号测线的450号测点位置。 参考文献 [1] 河北省承德市山湾子地区地热调查CSAMT勘探成果 报告[R].天津 天津市地球物理勘探中心， 2012. [2] 李金铭， 罗延钟.电法勘探新进展[M].北京 地质出版 社， 1996. 收稿 2016-06-24 􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋􀤋 55