王 怀，郑 晔，郝福来，宋 超
（长春黄金研究院，吉林长春130012）
摘要：为分析某斑岩型铜钼矿尾矿回水对混合浮选的影响，以回水组分为研究对象进行了矿石中铜钼硫矿物可浮性的研究。结果表明：回水导致浮选精矿产率增大，铜、钼可浮性降低，硫被强烈抑制；回水中高浓度钙离子和APAM的联合作用，能有效地抑制矿石中的黄铁矿；浮选药剂以及APAM的累积，使浮选矿浆粘度增加，微细粒金属矿物夹杂在絮团之中而未能上浮。
关键词：铜钼矿；回水；可浮性；抑制
中图分类号：TD353 文章编号：1004-4051(2016)04-0129-04
内蒙古某低品位斑岩型铜钼矿为我国第4大铜钼伴生矿床，铜金属储量300万t，钼金属储量60万t，目前选厂生产规模约为8万t/d，每天浮选用水量20多万吨。该矿所处地区水资源匮乏，清水每天只能供应3000 m3，无法满足工业生产。采用尾矿膏体工艺，在生产过程中直接将浮选废水回收并循环用于生产，极大程度节约了选矿用水量，也避免了废水排放污染周围生态系统。但浮选尾矿废水长时间循环使用，废水中浮选药剂大量积存，对浮选系统将产生一些影响。本文旨在研究浮选尾矿回水对混合浮选过程中不同矿物浮选特性的影响，为浮选系统的操作控制以及尾矿回水的正确利用提供参考和指导。
1 试验样品与试验设备
1.1试验样品
1)试样。试验所用矿石取自内蒙古某低品位斑岩型铜钼矿露天采场。矿石中矿物组成较复杂，铜矿物主要有黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿、铜蓝；钼矿物主要为辉钼矿、钼铅矿；硫矿物以黄铁矿为主；脉石矿物主要为石英、长石、白云母、高岭土、金红石等。
矿石化学多元素分析结果见表1，铜物相分析结果见表2，钼物相分析结果见表3。
2)水样。试验所用水有两种，一种为清水（生活用水），来自实验室；另一种为浮选尾矿经深锥浓密后的返回水，取自于现场半自磨排矿端的补加水管路。
1.2试验试剂和设备
1)试剂。试验所用的试剂均来自于选厂和质检部门，主要有石灰、PJ053（复合药剂，浮选铜矿物）、钼友（烃油类，浮选钼矿物）、变压器油（烃油类，浮选钼矿物）、2 #油、水玻璃、阴离子型聚丙烯酰胺（APAM分子量800万～1200万）、无水氯化钙、分析用标准试剂。
2)设备。锥形球磨机（Q240×90）、单槽浮选机（XFD-3）、pH计、NDJ-79B数字旋转粘度计、真空过滤机、电热鼓风式烘干箱、COD快速测定仪、紫外一可见光分光光度计(UV3000)、原子吸收光谱仪、天平、秒表。
2试验方法
2.1水质分析
试验采用的水质分析方法主要有：pH值用pH计测定；重金属阳离子浓度用原子吸收光谱法测定，化学需氧量COD值用C()D快速测定仪测定；固体悬浮物含量按环境监测手册上标准方法测定；部分药剂浓度测定利用紫外分光光度法测定。
2.2浮选试验
浮选试验采用细度为-0. 074mm占60%的矿石在3升单槽式浮选机上进行，浮选浓度33%，浮选药剂制度（已优化）如下：矿浆pH=9.0（磨矿过程中添加石灰调节）、钼友15g/t、变压器油15g/t、铜捕收剂PJ053 15g/t、起泡剂2#油15g/t。磨矿浮选所用的水质分别为清水、浮选回水、添加金属离子或者絮凝剂的清水，每组试验在相同药剂制度、不同浮选水质条件下进行浮选时间试验，浮选试验流程如图1所示。浮选产品分别烘干称重，经化验品位后计算回收率。
3试验结果与讨论
3.1清水与回水对比试验
相同浮选流程以及药剂制度条件下，清水与回水对矿石混合浮选指标的影响见表4。清水浮选和回水浮选时矿浆粘度分别为916. 9Pa．s和1195. 7Pa．s。
分析表4可知：相同浮选时间，回水浮选的产率明显大于清水浮选的产率。由表4可得不同水质浮选条件下铜、钼、硫的可浮性如图2所示。由图2可知：相同浮选时间，回水浮选条件下铜、钼的回收率均低于清水浮选，回水浮选15min与清水浮选12min的铜回收率相当，回水浮选15 min与清水浮选9min的钼回收率相当；然而，回水浮选时硫的可浮性比清水浮选低了很多。分析表明回水浮选时铜、钼浮选速率降低了，硫受到了较强的抑制。
3.2 回水组分对浮选的影响试验
对试验所用清水与回水进行水质分析，其分析结果见表5。化学需氧量COD( Chemical OxygenDemand)是以化学方法测量水样中需要被氧化的还原性物质的量，它与水质中有机物的含量密切相关。铜来源于次生铜矿物的溶解，钙以及PJ053等来自于浮选系统，APAM来源于膏体尾矿的沉降过程，尾矿回水中各组分在回水长期循环使用过程中逐渐累积。
浮选系统中，铜离子作为常用硫化矿物的有效活化剂，是提高铜、钼、硫可浮性的组分。捕收剂和起泡剂的大量增加，会导致矿浆发粘、泡沫夹杂脉石矿物，从而使作业产率增加，精矿品位降低、回收率升高。因此，着重研究回水中含量异常高的组分对混合浮选的影响。清水中添加与回水中等量的钙以及APAM，用此类水质磨矿并进行混合浮选，浮选指标见表6。清水加氯化钙浮选、清水加氯化钙加APAM浮选时矿浆粘度分别为948. 5Pa．s和1089. 7Pa．s。
对比表5和表6可知，清水加氯化钙、清水加氯化钙加APAM条件下的浮选产率介于清水和回水的浮选产率之间，且后者产率的增加幅度较为明显。由表5和表6可得不同水质下矿石中铜、钼、硫可浮性的规律。不同水质对矿石中铜、钼、硫可浮性的影响分别见图3、图4和图5。
对比清水与清水加氯化钙水质下矿石中铜、钼、硫的可浮性：铜的可浮性几乎没变，钼的可浮性有少量降低，而硫的可浮性大大降低。
工艺矿物学研究表明：铜矿物嵌布粒度较粗，37 μm以上占75%、10μm以下占5%;钼矿物嵌布粒度较细，37μm以上仅占50%、10μm以下占12%。-0. 074mm占60%的细度下，- 20ym的粒级产率占38%，铜和钼的金属分布率分别为33%和45%。辉钼矿具有典型的层状结构，层内以共价键的形式结合，而层之间则以分子键连接。辉钼矿解离后非极性面称为“面”，而将极性面称为“棱”。因此，面棱比决定着辉钼矿的可浮性好与坏。钼矿物微细粒级过多，面棱比大大降低，溶液中大量的游离钙离子，会在辉钼矿的棱面上产生吸附，导致辉钼矿的可浮性降低。
高浓度的钙离子对黄铁矿有一定的抑制作用，当溶液为碱性且钙离子浓度超过150mg/L
时，抑制作用更为明显。Gaudin等人关于钙离子对黄铁矿的作用研究表明，钙离子在黄铁矿表面上的吸附密度随溶液含氧量的增加而增大，同时钙离子的吸附密度随钙离子浓度和pH值增大而增高。在碱性pH范围内，由于吸附的钙离子产生竞争，吸附在黄铁矿表面的捕收剂可能被解吸，导致黄铁矿受抑制。
对比清水加氯化钙与清水加氯化钙加APAM水质下矿石中铜、钼、硫的可浮性：铜和钼的可浮性受到了一定程度的影响，且钼受到的影响较铜更为明显，而硫的可浮性进一步大大降低。
磨矿过程中，大量的钙离子吸附在黄铁矿、石英、硅质脉石以及微细粒钼矿物的“棱”上，加入APAM后，APAM的官能团与矿物表面的钙离子发生键合作用，APAM以自身碳链为桥架将官能团所吸附的矿物聚合成絮团，而这种絮团会无选择地将其它矿物颗粒包裹在其中，尤其是微细粒的矿物，这种絮团的表观现象即为矿浆粘度增加。夹杂在絮团中的微细粒金属矿物，未能与捕收剂和起泡剂充分接触，导致不能上浮。由于钙离子在黄铁矿上的吸附量较大，APAM联合钙离子可抑制黄铁矿，同时在捕收剂之前添加APAM可使大量的粗颗粒矿物被抑制。
4结 论
1)回水浮选时，浮选精矿产率大，铜、钼可浮性低，硫被强烈抑制。实际生产中，浮选产率的增加会导致精选容积不足，浮选速率的降低会导致扫选时间的欠缺。
2)回水与清水水质相比，回水中积累了大量的浮选药剂，钙离子与APAM含量非常之高，PJ053、钼友、钙离子和APAM浓度分别为4.78mg／L、0. 56mg/L、179mg／L和8.47mg/L。
3)高浓度钙离子可使黄铁矿的可浮性下降，钙离子和APAM的联合作用，能有效地抑制矿石中的黄铁矿。
4)清水浮选时矿浆粘度为916. 9Pa．s，回水浮选时矿浆粘度为1195. 7Pa．s。浮选药剂以及APAM的累积，使浮选矿浆粘度增加，夹杂在絮团中的微细粒金属矿物，由于未能与捕收剂和起泡剂充分接触，从而导致其未能上浮。
