Simulation And Experiment Of Separating Chalcopyrite And Molybdenite By High Gradient Magnetic
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摘要:
黄铜矿常与辉钼矿共生,且两者可浮性相似,目前采用浮选分离难度较大。由于这两种矿物存在磁性差异,因此两者可采用磁选技术分离。构建高梯度磁选铜钼分离模拟仿真模型,考察磁感应强度与脉动冲次及颗粒粒度对铜钼混合矿分离效果的影响,并开展黄铜矿−辉钼矿混合矿脉动高梯度磁选分离实验。模拟结果表明,黄铜矿和辉钼矿在磁场中的运动轨迹存在明显差异,黄铜矿在强磁力的作用下被磁介质捕获,辉钼矿则在流体阻力作用下从磁介质两边排出。增强磁感应强度能够提升细粒黄铜矿的捕获效率,但无可避免地增加了辉钼矿的夹杂。而通过提高脉动冲次,虽然能有效减少辉钼矿的夹杂, 会导致细粒黄铜矿更容易从磁介质表面脱落。实验结果表明,针对铜品位23.84%、钼品位10.31%的人工混合矿,在磁感应强度为1.2T、脉动冲次为200 r/min的条件下,采用脉动高梯度磁选分离效果最好,获得的铜精矿铜品位为32.74%、铜回收率为81.56%,钼品位为4.56%,Mo回收率仅为13.48%,其中粗粒(0.045~0.074 mm)黄铜矿回收率为44.56%,微细粒(−0.025 mm)为12.98%,说明磁介质对粗粒黄铜矿的捕获效果较好。另外,矿浆中石灰药剂的残留会导致磁选铜精矿中铜品位与回收率急剧下降。该研究结果可为高梯度磁选铜钼分离提供理论指导和技术支撑。
Abstract:Chalcopyrite often coexisted with molybdenite, and their flotation properties were similar, which made flotation separation difficult. Because of the magnetic differences between the two minerals, they could be separated by magnetic separation technology. The simulation model of high gradient magnetic separation of chalcopyrite and molybdenite was constructed, and the effects of magnetic field strength, pulsation frequency, and particle size on the separation of chalcopyrite−molybdenite were investigated. The experiment of pulsation high gradient magnetic separation of chalcopyrite and molybdenite was carried out. The simulation results indicated that there were significant differences in the motion trajectories of chalcopyrite and molybdenite in the magnetic field; chalcopyrite was captured by the magnetic medium under the influence of strong magnetic forces, while molybdenite was expelled from both sides of the magnetic medium by fluid resistance. Increasing magnetic induction intensity could improve the capture efficiency of fine chalcopyrite, but it inevitably increased the entrainment of molybdenite. Although the entrainment of molybdenite could be effectively reduced by increasing the pulsation frequency, the fine chalcopyrite would fall off from the surface of the magnetic medium more easily. The experimental results indicated that for an artificial mixed ore with a copper grade of 23.84% and a molybdenum grade of 10.31%, the pulsating high−gradient magnetic separation had achieved the best results under a magnetic induction intensity of 1.2T and a pulsation frequency of 200 r/min. The resulting copper concentrate had a copper grade of 32.74% and a copper recovery rate of 81.56%, while the molybdenum grade was 4.56% and the Mo recovery rate was only 13.48%. Among them, the recovery rate of coarse chalcopyrite (0.045~0.074 mm) was 44.56%, and that of very fine particles (−0.025 mm) was 12.98%, indicating that the magnetic medium had a better capture effect on coarse chalcopyrite. Addition, the residue of lime in the pulp will lead to a sharp decline in copper grade and recovery in the magnetic seprationsepration copper concentrate. The research findings will provide theoretical guidance and technical support for the high−gradient magnetic separation of chalcopyrite and molybdenite.
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引言
斑岩型铜钼矿是全球铜钼资源重要的矿床类型,其铜、钼储量分别占全球铜、钼总储量的69%和80%[1-2]。我国斑岩型铜钼矿分别占铜、钼资源储量的41%和61%,是生产铜、钼精矿的最主要矿产[3-4]。可见,高效开发利用斑岩型铜钼矿资源,具有重大意义。斑岩型铜钼矿铜、钼主要以黄铜矿(CuFeS2)与辉钼矿(MoS2)这两种硫化物细粒浸染共生[5]。这两种矿物易混合共浮,分离难度大,需添加大量硫化钠、硫氢化钠等有毒有害药剂,导致生产成本高,对环境不友好。以国内特大型斑岩型铜钼共生矿——云南迪庆有色普朗铜矿为例,2022年,该矿铜钼分离作业的综合生产成本高达222元/t,其中硫化钠用量10 kg/t,其他三种抑制剂用量5.5 kg/t,药剂成本142元/t。
黄铜矿和辉钼矿存在较为显著的磁性差异,黄铜矿比磁化率为0.840×10−6 m3/kg,辉钼矿为−0.001×10−6 m3/kg,其中黄铜矿为弱磁性的顺磁性矿物,辉钼矿为非磁性的逆磁性矿物[6]。也有学者认为黄铜矿为反磁性矿物[7],其比磁化率仅为10−10~10−9 m3/kg数量级,且磁性特征在临界温度尼尔点Tn前后迥异。实际上,自20世纪80年代就陆续有脉动高梯度磁选分离黄铜矿和辉钼矿的实验报道[8]。例如:1994年杨鹏等人报道了脉动高梯度磁选分离德兴铜钼混合精矿的实验研究[9],2020年湖南有色金属研究院薛伟等人报道了强磁—浮选联合工艺分离某含钼铜精矿的实验研究[10],2021年江西铜业卢涛等人报道了采用强磁—浮选联合工艺分离铜钼混合精矿的实验研究[11]。江西理工大学于2021年开展超导磁选分离铜钼的实验研究,对大山选厂含Cu 28.09%、Mo 0.63%的铜钼混合矿进行分离,获得铜精矿含Mo仅0.09%;对泗州选厂含Cu 18.60%、Mo 0.40%的铜钼混合矿分离,获得铜精矿含Mo仅0.051%[12]。昆明理工大学陈禄政等通过棒介质优化设计,开展了系统的脉动高梯度磁选分离铜钼混合精矿的实验研究,分选铜、钼品位分别为26.12%和0.36%的微细粒铜钼混合精矿,在最佳条件下获得产率为42.53%的高品位铜精矿,钼含量仅为0.07%、铜回收率为50.42%,钼去除率达到80.56%[13]。但是,研究工作基本上局限于实验室实验研究,并且尚未有达到工业化应用的报道。
本文针对当前高梯度磁选回收微细粒黄铜矿指标不佳、磁选铜精矿回收率低和钼夹带严重的问题,开展黄铜矿−辉钼矿混合矿高梯度磁选分离模拟仿真和实验研究。对高梯度磁选分离黄铜矿与辉钼矿特征进行了系统分析和模拟仿真,探究高梯度磁选分离基本规律。最后,针对全粒级黄铜矿−辉钼矿混合矿开展磁介质分选实验,以验证上述理论分析和模拟仿真结果的可靠性。
1. 试样与实验设备
1.1 试样性质
实验所用的单矿物(黄铜矿、辉钼矿)均产自云南,通过破碎、除杂后得到实验试样,纯度超过95%。研究中,将上述单矿物分别筛分成0.045~0.074 mm、0.025~0.045 mm和−0.025 mm粒级,并对三种粒级的黄铜矿单矿物进行Vibrating Sample Magnetometer(VSM)磁性分析,而辉钼矿为非磁性的逆磁性矿物不需要进行VSM磁性分析,结果见图1。
在图1 VSM磁性分析中,磁场强度的正负号表明外部磁场的方向。黄铜矿样品从反向磁化到正向磁化的过程中,可观察到其磁化强度从负值(与外部磁场反向)转变为正值(与外部磁场正向)的动态变化。其中−0.025 mm粒级黄铜矿的磁化强度,明显低于0.045 ~0.074 mm粒级黄铜矿的磁化强度。这表明微细粒级黄铜矿较难被磁化,即高梯度磁选较难回收微细粒级黄铜矿。
最后将上述单粒级物料按质量比1∶1∶1的比例混合,获得实验用黄铜矿单矿物和辉钼矿单矿物。黄铜矿与辉钼矿按质量比8∶2混合制备黄铜矿−辉钼矿混合矿,获得铜品位23.84%、钼品位10.31%的人工混合矿
1.2 实验设备
实验主体设备为SLon−100周期式脉动高梯度磁选机(图2),其主要结构包括脉动机构、振动系统、励磁线圈、磁介质等。该设备工作原理:首先将水灌入分选罐中直到磁介质浸没其中,再启动设备,并调节各项条件参数,最后给入矿浆。分选过程中,矿浆中的磁性矿物在磁力的作用下被磁介质捕获,而非磁性矿物在流体阻力、重力、脉动力的作用下排出设备成为非磁产物。分选结束后,关闭设备,并用清水冲洗出磁性矿物,这便完成了脉动高梯度磁选机的一个分选流程。
2. 捕获机理分析
2.1 捕获模型
高梯度磁选铜钼分离中,黄铜矿被磁介质捕获,而辉钼矿随矿流排出磁介质;黄铜矿主要在磁力Fm、流体阻力Fd和重力Fg的共同作用下被磁介质捕获,捕获模型如图3所示[14]。
2.2 受力分析
颗粒所受到的磁力、流体阻力及重力可由式(1)、式(2)及式(3)[14-15]表示:
$$ \left\{\begin{aligned} &{F}_{mr}=\frac{\text{π}}{12{\mu }_{0}}K{b}^{3}{B}_{0}{}^{2}\frac{{a}^{2}}{{r}^{3}}\left(\frac{{a}^{2}}{4{r}^{3}}+\mathrm{cos}2\theta \right)\\ & {F}_{m\theta }=\frac{\text{π}}{12{\mu }_{0}}K{b}^{3}{B}_{0}{}^{2}\frac{{a}^{2}}{{r}^{3}}\mathrm{sin}2\theta \end{aligned}\right. $$ (1) 式中,
$ {\mu _0} $ 为真空磁导率,$ M $ 为磁化强度,a为棒介质直径,B0为背景磁感应强度, b和K分别为黄铜颗粒的直径和体积磁化率。$$ \left\{\begin{aligned} &{F}_{\text{d}r}=3\text{π}\eta b\left[{\nu }_{0}\left(1-\frac{{a}^{2}}{4{r}^{2}}\right)\mathrm{cos}\theta -\frac{{\text{d}}_{r}}{{\text{d}}_{t}}\right]\\ &{F}_{\text{d}\theta }=3\text{π}\eta b\left[-{\nu }_{0}\left(1+\frac{{a}^{2}}{4{r}^{2}}\right)\mathrm{sin}\theta -r\frac{{\text{d}}_{r}}{\text{d}}\right]\end{aligned}\right. $$ (2) 式中,η为流体黏度,Pa·S;ρp为颗粒密度,kg/m3;b为颗粒直径,m;u为流体速度,m/s;mp为颗粒质量,kg;
${\nu _0}$ 为矿浆初始流速;$ \dfrac{{\mathrm{d}}_{r}}{{\mathrm{d}}_{t}} $ 和$ r\dfrac{{\mathrm{d}}_{r}}{{\mathrm{d}}_{\theta }} $ 分别为颗粒运动速度在径向和切向的分量。$$ \left\{\begin{aligned} &{F}_{gr}=\left({\rho }_{p}-{\rho }_{f}\right)gV\mathrm{cos}\theta \\ &{F}_{g\theta }=\left({\rho }_{p}-{\rho }_{f}\right)gV\mathrm{sin}\theta \end{aligned}\right.$$ (3) 式中,
$ {\rho _p} $ 为颗粒密度,$ {\rho _f} $ 为矿浆的密度,V为颗粒体积,$ g $ 则为重力加速度基于颗粒受力分析,对不同黄铜矿所受到的磁力、流体阻力和重力进行计算,结果见图4。
由图4可知,当黄铜矿颗粒小于10 μm时,颗粒受到的磁力、重力和流体阻力大小相近,此时颗粒所受到的捕获竞争力(流体阻力)大于磁捕获力,因此磁介质对10 μm以下黄铜矿颗粒的捕获困难。当黄铜矿颗粒大于40 μm时,黄铜矿所受到的磁捕获力明显大于捕获竞争力,此时磁介质对黄铜矿的捕获效果较好。由此可知,颗粒粒度是影响磁介质捕获黄铜矿颗粒的重要因素,并且磁介质对微细粒黄铜矿的捕获效果较差。同时可知,如需捕获微细粒黄铜矿,则需要增大背景磁场强度。
3. 模拟仿真分析
3.1 仿真模型构建
本研究中的仿真模型参数与论证实验一致,边界条件参数见表1。模拟仿真中,首先在COSMOL Multiphysics前处理器组件中完成分选筒模型构建、网格划分以及边界条件的确定,如图5所示,并采用分离求解法的迭代法对模型进行离散化处理;然后,采用磁场、流体层流和粒子追踪模块,对分选区域内磁场特性、流场特性和粒子运动情况进行计算;最后使用COSMOL Multiphysics自带的结果处理模块将数据可视化,并进行分析。
表 1 模拟仿真边界条件Table 1. Simulated simulation boundary conditions边界条件 设置值 流体相对磁导率 1 磁介质丝相对磁导率 7000 背景磁场强度 (${B_0}$)/T 0.8、1.0、1.2、1.4、1.6 矿浆粘度 ($\eta $)/(Pa·s) 1.2×10−3 磁性矿粒体积比磁化系数 ($K$) 2.57×10−3 矿粒密度 (${\rho _p}$)/(kg·m−3) 4.5×103(黄铜矿)、
2.9×103 (辉钼矿)矿粒直径 ($b$)/mm 0.1 、0.05、0.025、0.01 磁介质丝直径 ($a$)/mm 2.0 给矿流速 (${\nu _f}$)/(m·s−1) 0.04 脉动冲次/(r·min−1) 150、200、250、300 3.2 模拟仿真模拟结果分析
3.2.1 磁感应强度的影响
分别在磁感应强度0.8、1.0、1.2、1.4和1.6 T条件下,开展磁介质捕获黄铜矿和辉钼矿的模拟仿真研究,其磁场分布特性如图6所示,颗粒运动轨迹和磁介质表面积聚形态分别见图7和图8。
由图7和图8结果可知,当颗粒离磁介质表面较远时,黄铜矿和辉钼矿的运动轨迹基本相同。但是,当颗粒靠近磁介质表面时,大部分黄铜矿颗粒在磁捕获力作用下被吸引至磁介质表面,辉钼矿则因矿浆绕流作用而从磁介质两边排出。
在高磁感应强度(1.6 T)下,黄铜矿颗粒主要积聚在第1层和第2层磁介质表面,而后层磁介质表面积聚的颗粒则较少;此时,容易在第1层和第2层磁介质表面造成过量捕获,形成致密矿层,从而夹杂辉钼矿颗粒。在低磁感应强度(0.8 T)条件下,有较多黄铜矿颗粒无法被第1层和第2层磁介质捕获,而需要后层磁介质来捕获;这说明低背景磁感应强
不利于黄铜矿的回收,但可增加磁介质层数来提高黄铜矿回收率。
3.2.2 脉动冲次的影响
不同脉动冲次条件下,磁介质捕获模拟仿真结果分别见图9和图10。由结果可知,在高脉动冲次(300 r/min)条件下,颗粒在分选腔内往复运动剧烈,能增大颗粒与磁介质的碰撞概率;但是,高脉动冲次下,有较多黄铜矿颗粒无法被第一层和第二层磁介质捕获,需要后层磁介质来捕获。同时可知,在低脉动冲次条件(150 r/min)下,黄铜矿颗粒则主要积聚在第1层和第2层磁介质表面,此时,容易在第1层和第2层磁介质表面造成过量捕获。这说明,在实际高梯度磁选铜钼分离中,需要通过提高脉动冲次来提升捕获选择性,但过高脉动冲次又不利于黄铜矿的回收。
3.2.3 颗粒粒度的影响
磁介质捕获不同粒度黄铜矿和辉钼矿的模拟仿真结果见图11和图12。由结果可知,在颗粒粒度分别为0.1 mm、0.05 mm条件下,磁介质捕获的黄铜矿主要集中于一二层上表面。随着颗粒粒度的减小,磁介质对细粒颗粒的捕获能力下降,尤其是颗粒粒度为0.025 mm、0.01 mm,这表明高梯度磁选回收细粒黄铜矿的难度较大。但从模拟结果看,0.025 mm、0.01 mm的颗粒无法被第一层和第二层磁介质捕获的黄铜矿,后续可被后层磁介质捕获,这说明实际分选可通过增加磁介质层数等手段来提升微细粒黄铜矿的捕获效果。
4. 实验论证
4.1 黄铜矿与辉钼矿捕获实验
4.1.1 磁感应强度的影响
磁感应强度是影响选别能力重要因素,并决定颗粒受到的磁力大小。因此,在磁感应强度0.8、1.0、1.2、1.4和1.6 T条件下,考察磁介质对全粒级黄铜矿与辉钼矿单矿物的捕获效能,其黄铜矿捕获结果及粒度分布如图13所示,辉钼矿捕获结果见表2。
表 2 不同磁感应强度对粒级辉钼矿捕获实验结果Table 2. 2Results of particle−size molybdenite capture experiment with different magnetic induction intensity产品 磁感应强度 0.8 T 1.0 T 1.2 T 1.4 T 1.6 T 精矿产率/% 7.15 7.77 7.84 6.89 7.43 尾矿产率/% 90.85 92.23 92.16 93.11 92.57 由图13可知,磁感应强度由0.8 T增加至1.6 T过程中,磁介质对黄铜矿的捕获量逐渐提高;磁介质对细粒黄铜矿的捕获能力明显较低,尤其是在低磁场强度下。例如,在磁场强度0.8 T条件下,捕获产品中0.045~0.074 mm粒级分布率为53.39%,而−0.025 mm粒级分布率仅为22.83%。随着磁感应强度的增加,磁介质对微细粒黄铜矿的捕获能力明显提升。例如,当背景磁感应强度增加至1.6 T后,在捕获产品产率明显增加的情况下,捕获产品中−0.025 mm粒级分布率仍能增加至29.12%,这与模拟仿真结果相符。由表2可知,在磁感应由0.8 T增加至1.6 T过程中,辉钼矿的产率均在7%左右,这表明辉钼矿没有磁性,磁介质无法有效捕获,因此不同磁感应强度下辉钼矿的产率相同。
4.1.2 脉动冲次的影响
在不同的脉动冲次条件下,考察磁介质对全粒级黄铜矿及全粒级辉钼矿单矿物的捕获效能,其黄铜矿捕获结果及粒度分布如图14所示,辉钼矿捕获结果见表3。
表 3 不同脉动冲次对粒级辉钼矿捕获实验结果Table 3. 3Results of granular molybdenite capture experiments with different pulsation strokes产品 脉动冲次 150 r/min 200 r/min 250 r/min 300 r/min 精矿产率/% 7.84 5.43 2.56 2.33 尾矿产率/% 92.16 94.57 97.44 97.67 由图14可知,脉动冲次由150 r/min增加至300 r/min过程中,磁介质对全粒级黄铜矿的捕获量急剧下降,磁介质捕获产品中0.045~0.074 mm粗粒级的分布率逐渐增大,而微细粒粒级的分布率逐渐降低。这说明,在高脉动冲次下,磁介质难以捕获微细粒黄铜矿。由表3可知,在脉动冲次由150 r/min增加至300 r/min过程中,辉钼矿的产率从7.84%下降至2.33%,这表明提高脉动冲次有利于辉钼矿的排出,因此提高脉动冲次可松散矿层,降低辉钼矿的夹杂。
4.2 黄铜矿−辉钼矿混合矿分选实验
上述实验是针对黄铜矿单矿物进行,但在实际铜钼分离中,还需考虑辉钼矿的夹杂情况。因此进行黄铜矿−辉钼矿人工混合矿磁选实验。
4.2.1 磁感应强度的影响
磁感应强度是影响精矿回收率和品位的重要因素,因此首先在0.8、1.0、1.2、1.4和1.6 T条件下,开展黄铜矿−辉钼矿混合矿高梯度磁选分离的实验,结果见图15,不同磁感应强度条件下的精矿产品粒级分析结果见图16。
由结果可知,在磁感应强度由0.8 T提高至1.6 T过程中,铜精矿中铜品位变化不大,基本保持在30%左右。这说明,背景磁感应强度的变化对单粒级铜钼混合矿高梯度磁选分离的选择性影响不大。但是,随着磁感应强度增加,铜精矿铜回收率急剧增加。同时可知,当磁感应强度由0.8 T增加至1.2 T,精矿中钼品位和钼回收率基本保持不变;但是,当磁感应强度由1.2 T继续增加后,精矿中钼的夹杂则显著增加。
另外,由精矿产品粒级分析结果可知,磁介质对细粒级黄铜矿的回收效果较差;尤其是,当磁感应强度较低时(0.8 T),磁介质对−0.025 mm粒级黄铜矿的回收效果极差。随着磁感应强度的增加,微细粒级黄铜矿的回收效果可得到显著提升,但此时辉钼矿的机械夹杂情况会愈发严重。例如,在磁场强度1.2T条件下,获得的铜精矿铜品位为32.74%、铜回收率为81.56%,钼品位仅为4.56%,Mo回收率为13.48%。其中粗粒(0.045~0.074 mm)黄铜矿回收率为44.56%,微细粒(−0.025 mm)为12.98%。
4.2.2 脉动冲次的影响
在不同脉动冲次下,开展黄铜矿−辉钼矿混合矿高梯度磁选分离的实验,结果见图17,不同脉动冲次条件下的精矿产品粒级分析结果见图18。
由结果可知,在脉动冲次从150 r/min升高到200 r/min过程中,精矿中铜品位基本不变。铜精矿铜的回收率下降了将近10%,钼回收率则下降了9%;脉动冲次从200 r/min升高到250 r/min过程中,铜精矿铜的回收率下降了将近20%,钼回收率则下降了5%,表明脉动冲次的增强能有效减小钼的夹带,但过强的脉动冲次导致黄铜矿的回收率急剧下降。例如,在脉动冲次250 r/min条件下,获得的铜精矿铜品位为33.40%、铜回收率仅为52.46%,钼品位仅为4.35%,Mo回收率仅为6.54%。另外,由精矿产品粒级分析结果可知,在脉动冲次由200 r/min继续上升过程中,微细粒黄铜矿在精矿中的占比变化基本可以忽略,但黄铜矿回收率急剧下降,表明高强度脉动冲次不利于黄铜矿的回收。
4.2.3 浮选药剂的影响
针对斑岩型铜钼矿,普遍采用混合浮选方法获得铜钼混合精矿,后续再进行磁选铜钼分离。实际磁选分离过程中,铜钼混合精矿还残留有大量的浮选药剂,尤其是石灰。在铜钼混合浮选中,石灰作为重要的调整剂,并且石灰的存在会增加矿浆粘度、调节矿浆pH值等矿浆性质,这对后续铜钼的高梯度磁选分离有重要影响。因此,在不同石灰添加量下,开展黄铜矿−辉钼矿混合矿高梯度磁选分离的实验,实验结果见图19。
由结果可知,随着石灰用量从7kg/t增加到13kg/t,精矿中的铜品位从32.15%下降到30.786%,铜回收率从75.34%下降到63.65%。同时,铜精矿钼品位和回收率分别从1.97%提高到3.21%和从12.87%提高到18.54%。这主要是由于石灰添加量的上升,CaOH+和黄铜矿之间的相互作用增强,铜原子的磁性降低,导致黄铜矿−辉钼矿混合矿高梯度磁选分离难度增加。这表明石灰的存在会降低黄铜矿和辉钼矿高梯度磁选分离的精度,全粒级黄铜矿难以通过脉动高梯度分离。
5. 结论
(1)模拟仿真结果表明,磁感应强度和脉动冲次对铜钼磁选分离至关重要。磁感应强度从0.8 T提升至1.2 T有利于磁介质分离铜钼,但继续提升磁感应强度会导致其捕获选择性降低,增加辉钼矿的混入;而增强脉动冲次可减少辉钼矿混入,但脉动冲次从200 r/min提升至300 r/min会使细粒黄铜矿脱落,降低铜精矿的产率。
(2)全粒级黄铜矿与辉钼矿单矿物捕获实验结果表明,提高磁感应强度能显著提升黄铜矿捕获率,但难以捕获细粒黄铜矿。而辉钼矿的捕获率则保持相对稳定;增强脉动冲次会降低两者的捕获率。例如,在磁感应强度为1.2 T条件下,捕获产品中0.045~0.074 mm粒级分布率为43.81%,而−0.025 mm粒级分布率仅为26.73%。而脉动冲次从150 r/min提升至300 r/min的过程中,黄铜矿产率下降了30%,黄铜矿流失严重。
(3)全粒级黄铜矿−辉钼矿混合矿捕获实验结果表明,在高磁感应强度下,细粒黄铜矿的回收率显著提高,但辉钼矿夹杂也愈发严重;提高脉动冲次可减少辉钼矿夹杂,但也会使黄铜矿从磁介质表明脱落,降低Cu的回收率。针对铜品位23.84%、钼品位10.31%的人工混合矿,在磁感应强度为1.2T、脉动冲次为200 r/min的最佳条件下,实验获得的铜精矿铜品位为32.74%、铜回收率为81.56%,其中粗粒(0.045~0.074 mm)黄铜矿的回收率为44.56%,微细粒(−0.025 mm)黄铜矿的产率为12.98%;铜精矿中钼品位为4.56%,Mo回收率仅为13.48%;另外,浮选药剂石灰的残留会降低黄铜矿和辉钼矿高梯度磁选分离的精度,从而降低磁选铜精矿中铜的回收率及品位。
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表 1 模拟仿真边界条件
Table 1 Simulated simulation boundary conditions
边界条件 设置值 流体相对磁导率 1 磁介质丝相对磁导率 7000 背景磁场强度 (${B_0}$)/T 0.8、1.0、1.2、1.4、1.6 矿浆粘度 ($\eta $)/(Pa·s) 1.2×10−3 磁性矿粒体积比磁化系数 ($K$) 2.57×10−3 矿粒密度 (${\rho _p}$)/(kg·m−3) 4.5×103(黄铜矿)、
2.9×103 (辉钼矿)矿粒直径 ($b$)/mm 0.1 、0.05、0.025、0.01 磁介质丝直径 ($a$)/mm 2.0 给矿流速 (${\nu _f}$)/(m·s−1) 0.04 脉动冲次/(r·min−1) 150、200、250、300 表 2 不同磁感应强度对粒级辉钼矿捕获实验结果
Table 2 2Results of particle−size molybdenite capture experiment with different magnetic induction intensity
产品 磁感应强度 0.8 T 1.0 T 1.2 T 1.4 T 1.6 T 精矿产率/% 7.15 7.77 7.84 6.89 7.43 尾矿产率/% 90.85 92.23 92.16 93.11 92.57 表 3 不同脉动冲次对粒级辉钼矿捕获实验结果
Table 3 3Results of granular molybdenite capture experiments with different pulsation strokes
产品 脉动冲次 150 r/min 200 r/min 250 r/min 300 r/min 精矿产率/% 7.84 5.43 2.56 2.33 尾矿产率/% 92.16 94.57 97.44 97.67 -
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