某低品位钼矿高效选别工艺研究

景冸军， 张彦文， 曹 亮，杨 健

(1.赤峰敖仑花矿业有限公司，内蒙古 赤峰 024000) (2.西北有色金属研究院,陕西 西安 710016)

某低品位钼矿高效选别工艺研究

景冸军1， 张彦文1， 曹 亮2，杨 健2

(1.赤峰敖仑花矿业有限公司，内蒙古 赤峰 024000) (2.西北有色金属研究院,陕西 西安 710016)

国内某低品位钼矿，矿石中钼品位仅为0.055%，铜品位0.0120 %。研究采用粗磨-粗选-粗精矿再磨-精选工艺流程，粗选添加少量石灰作为黄铁矿、磁黄铁矿抑制剂，粗精矿再磨后添加硫化钠作为钼铜浮选分离铜抑制剂，最终实现钼精矿品位55%以上，钼金属回收率达到90%以上的选别指标。

钼矿; 低品位 ;高效选别

0 引 言

由于国内外钼精矿供应量严重饱和，使得钼金属价格持续走低，国内钼矿企业举步维艰。国内大部分原矿钼品位低、处理量小、采选成本高的钼矿企业已经处于停产状态[1]。

国内某低品位大型钼矿，矿石处理量为1.5万t/d，原矿钼品位仅为0.055%。通过合理控制粗磨产品粒度、浮选药剂制度，使得最终钼精矿品位可达55%以上，钼金属浮选回收率可达90%以上。钼精选尾矿即铜中矿可继续精选获得铜精矿。

由于该矿山所处地离水源地较远，生产用新水成本高，为实现尾矿回水的再利用，不使用水玻璃等钼矿浮选常用的脉石矿物抑制剂、分散剂，加快尾矿沉降速度。尾矿回水的高速、高效使用，可进一步降低该钼矿的选矿成本。使得该钼矿在钼金属价格低迷的情况下，仍可获得一定的利润。

1 矿石基本性质

对该矿石进行工艺矿物学、化学多元素分析、光谱半定量分析等分析研究工作。化学分析结果见表1，钼物相分析结果见表2，铜物相分析结果见表3。由分析结果可知，该矿石中主要回收矿物为辉钼矿，可综合回收矿物为黄铜矿和自然银。钼矿物氧化率达到8.54%，铜矿物氧化率到达12.50%。

矿石中辉钼矿以粗粒嵌布为主，并粗细不均匀分布，+0.074 mm以上粒级分布率为68.35%，-0.074 mm以下粒级分布率为31.65%，-0.038 mm粒级分布率10.42%。黄铜矿浸染粒度以粗细粒较均匀嵌布，-0.074 mm以下粒级分布率为44.16%，-0.038 mm粒级分布率为17.92%。辉钼矿和黄铜矿浸染粒度对比，黄铜矿浸染粒度比辉钼矿要细得多。自然银以小于10 μm的细粒状分布在脉石中，多被脉石包裹。从辉钼矿和黄铜矿产出特征来看，矿物产出较为单一，仅与脉石矿物关系密切，与其他金属矿物嵌布关系不密切。

表1 原矿化学多元素分析结果 %

表2 钼物相分析结果 %

表3 铜物相分析结果 %

2 选别工艺试验研究

2.1 粗选磨矿细度试验

试验流程见图1，试验结果见表4。由于矿石中黄铁矿、磁黄铁矿含量较低，因此在粗选段添加少量石灰对其进行抑制。同时，适当提高矿浆pH值，有利于提高钼、铜的浮选回收率。

由表4试验数据可知，随磨矿细度-0.074 mm含量增加，钼粗精矿钼品位逐步提高，铜品位先提高后降低。尾矿中钼、铜品位逐步降低；当磨矿细度达到-0.074 mm65%以后，尾矿中钼、铜品位不再变化，即钼、铜浮选回收率不再增加。综合钼粗精矿钼、铜品位及回收率，确定该矿石粗选磨矿细度为-0.074 mm65%。

图1 粗选磨矿细度试验工艺流程

磨矿细度-0074mm含量/%产 物产 率/%品 位/%回收率/%MoCuMoCu50粗精矿2501568033171156838中矿11001570033313299尾矿9640001470003525722863合计100000055100121100001000055粗精矿1352999060473866522中矿07503310065453391尾矿9790001210003921613087合计100000054800125100001000060粗精矿1353454060484786624中矿07002180061278346尾矿977500070003812443030合计100000055000123100001000065粗精矿1553247056190517125中矿07003030060382343尾矿9615000300035672532合计1000000556001221000010000

续表4

磨矿细度-0074mm含量/%产 物产 率/%品 位/%回收率/%MoCuMoCu70粗精矿2901727030090597241中矿09502230033383259尾矿9615000300035582500合计100000055300120100001000075粗精矿1653013054590067257中矿10501700035324296尾矿9730000400036702447合计1000000552001241000010000

2.2 铜抑制剂种类选择

含铜钼矿石在进行钼铜分离时通常采用抑铜浮钼的工艺流程。抑制剂通常采用巯基乙酸钠、硫化钠、氰化钠等单一铜抑制剂或组合使用抑制剂[2]。试验在确定粗扫选调整剂用量、捕收剂用量、浮选时间等最佳浮选条件后，重点进行钼铜分离抑制剂种类及用量试验研究工作。试验工艺流程图见图2，抑制剂种类试验结果见表5，抑制剂用量条件试验结果见表6。为保证抑制剂能充分与铜矿物接触并发挥作用，抑制剂加药点选择在再磨球磨机中。

由表5试验数据可知，采用硫化钠作为该矿石钼铜分离抑制剂分离效果较好。硫化钠为无毒碱性抑制剂，对钼铜混合精矿具有一定的脱药效果，对后续钼铜分离有益[3]。因此，试验采用硫化钠作为钼铜分离铜抑制剂。

由表6试验数据分析可知，当硫化钠用量达到1 500 g/t后，继续增大硫化钠用量，精矿中铜含量不再降低。因此，确定硫化钠最佳用量为1 500 g/t。

图2 钼铜分离抑制剂种类及用量条件试验工艺流程

抑制剂种类及用量/(g·t-1)产 物产 率/%品 位/%回收率/%MoCuMoCu硫化钠1000精矿01331060577302601中矿103023824312905880中矿21370230070568772尾矿982000047000358402747合计1000000553001241000010000氰化钠50精矿016250319172692500中矿102431220613594051中矿21250250067556690尾矿983500046000348162759合计1000000551001221000010000巯基乙酸钠300精矿016259212975001681中矿102722122210784871中矿21360250062604689尾矿982100046000348182759合计1000000553001231000010000

表6 铜钼分离抑制剂硫化钠用量条件试验结果

2.3 开路试验研究

为考察该矿石获得最终钼精矿所需的精选次数，进行了浮选全流程开路试验研究。试验流程见图3，试验结果见表7。

图3 全流程开路试验工艺流程

%

由全流程开路试验结果分析可知，该钼矿石采用一粗一扫-预精选，预精选精矿再磨后经过3次精选，钼精矿中钼品位可达57.64%，铜品位0.18%。该钼矿石采用较简单的工艺流程即可获得质量极好的钼精矿。

2.4 闭路试验研究

采用全流程开路试验流程进行浮选闭路试验研究工作，流程中的中矿顺序返回。试验结果见表8。

表8 闭路试验结果 %

由闭路试验结果可知，该钼矿采用试验所确定的工艺流程及药剂制度，可获得较高品位的钼精矿。铜中矿后续可继续通过精选后提高铜品位，并最终获得铜精矿。

3 结 论

(1)国内某低品位大型钼矿，原矿中钼品位仅为0.055%，铜品位仅为0.012%。采用粗磨-粗选-再磨-再选的工艺流程，使用煤油作为辉钼矿浮选捕收剂，在粗选段添加少量石灰作为黄铁矿、磁黄铁矿抑制剂，粗精矿再磨后添加硫化钠作为黄铜矿抑制剂，最终获得钼品位55%的高品位钼精矿，钼浮选回收率达90%以上。铜中矿后续可继续通过精选获得铜精矿。

(2)该矿石中辉钼矿与黄铜矿嵌布粒度较粗、嵌布关系不密切，钼铜分离作业难度相对较小。钼铜矿石浮选综合回收铜通常以钼精选尾矿为原料，为获得较高的铜浮选回收率及更好的经济效益，在选择粗选磨矿细度时，需综合考虑钼、铜浮选回收率，使得尽可能多的铜进入钼粗精矿。

(3)钼铜浮选分离时，采用常规的抑铜浮钼工艺。使用硫化钠作为铜抑制剂，且添加至再磨球磨机中。充分发挥了球磨机再磨的擦洗及硫化钠的擦洗脱药功效，同时可使硫化钠与铜矿物表面充分接触反应，使得钼铜浮选分离获得较好的结果。

[1] 蒋丽娟，李来平，姚云芳，等.2016年钼业年评.中国钼业[J].2017，41(2) :1-7 .

[2] 林春元，程秀俭.钼矿选矿与深加工[M].北京：冶金工业出版社，1996：125.

[3] 朱一民.辉钼矿浮选药剂[J].国外金属矿选矿,1998(11):7-11.

[4] 马 晶，张文钲，李枢本.钼矿选矿[M].北京：冶金工业出版社，2008：63.

RESEARCHONEFFICIENTBENEFICIATIONPROCESSOFLOWGRADEMOLYBDENUMORE

JING Pan-jun1, ZHANG Yan-wen1, CAO Liang2,YANG Jian2

(1.Chifeng Aolunhua Mining Limited Company,Chifeng 024000,Neimenggu,China)(2.Northwest Institute for Nonferrous Metal Research,Xi,an 710016,Shaanxi,China)

The molybdenum ore with 0.055% Mo grade and 0.012 0% Cu grade exists in a mlybdenum mine.The grade of molybdenum could reach 55% and the recovery rate of molybdenite could be 90% by using the process flow grinding-roughing-the rough concentrate secondary grinding-selecting.Calcium oxide was used as the inhibitors of pyrite and pyrrhotite in the roughing and sodium sulfide was used as the inhibitors of chalcopyrite in the selecting.

molybdenite ; low grade ; efficient processing

2017-07-24；

2017-09-11

景冸军(1966—)，男，机械工程师，从事选矿厂生产技术管理。E-mail：744380242@qq.com

10.13384/j.cnki.cmi.1006-2602.2017.06.005

TD954

A

1006-2602(2017)06-0026-05