时间:2024-07-28
米文杰 吴 凯 黄 杰 朱庚昊 郑蒙恩
(1.烟台黄金职业学院环境与材料工程系,山东 烟台 265401;2.长沙有色冶金设计研究院有限公司,湖南 长沙 410011)
钼是重要的稀有金属矿产资源,在地球上的蕴藏量较少,其含量仅占地壳质量的0.001%,在地壳中,硫化钼矿是钼的主要存在形式[1],金属钼具有熔点高、强度高、耐腐蚀性强、耐研磨性强等优良特性,钼及其合金在金属冶炼工业、航空航天、化学工业、陶瓷工业、电子电工、农业等领域都有着广泛的应用。钼矿是国家经济发展中十分重要的原材料和战略资源[2-6]。随着钼金属在高科技、国防等重要领域的应用越来越广泛,钼及其合金的需求量也在逐年增加。我国现有的钼矿石钼品位普遍较低,且钼多与其他有价元素密切共生,如何更合理地利用这部分贫、细、杂难处理的钼矿资源,已经成为了矿物加工技术领域的研究方向与热点[7]。在这种态势下,对低品位钼铜伴生金属回收技术研究具有重要的意义。
青海省某铜钼硫化矿石金属矿物主要有辉钼矿、黄铜矿、黄铁矿、辉铜矿、铜蓝、黝铜矿,脉石矿物主要有石英、云母、高岭石、长石等。矿石有价金属元素为铜和钼,其品位分别为0.30%和0.041%,仅仅达到了各自矿床的边界品位,由于矿石中辉钼矿的粒度微细,-0.01mm粒级含量21.31%,-0.02 mm粒级含量34.97%,部分辉钼矿被石英等硅酸盐脉石矿物所包裹,因此,将微细粒级钼矿以及被脉石包裹的细粒级钼矿有效回收是研究的主要方向,原矿化学多元素分析结果见表1。钼和铜物相分析结果分别见表2、表3。
表2 矿石钼物相分析结果Table 2 Molybdenum phase analysis results of raw ore %
表3 矿石铜物相分析结果Table 3 Copper phase analysis results of raw ore %
矿石中微细粒级钼矿以及脉石包裹的细粒级钼矿为钼的主要赋存状态,钼主要的赋存矿物为辉钼矿,辉钼矿主要呈鳞片粒状的结构、稀疏浸染状以及微细脉状构造存在。矿石中黄铁矿的嵌布粒度较粗,一般为0.01~0.46 mm。结合目前钼选矿工艺流程的研究,以及考虑到综合利用价值,试验中对铜、钼均作为回收对象进行了试验,确定采用混合浮选—铜钼分离浮选—钼粗精矿再磨再分选的回收工艺流程。
选矿厂分选作业中磨矿能耗成本一般占总能耗成本的50%[8],确定适宜的入选粒度十分重要。在磨矿细度分别为-0.074 mm 占60%、70%、80%、90%条件下,按图1流程进行试验,结果见图2。
图1 磨矿细度试验流程Fig.1 Flow chart of grinding fineness test
图2 磨矿细度试验结果Fig.2 Test results of grinding fineness
从图2可以看出:随着磨矿细度的增加,铜钼混合精矿钼品位先提高后降低,在磨矿细度为-0.074 mm占70%时,铜钼混合精矿钼品位最高;铜钼混合精矿钼回收率随磨矿细度的增加而升高,但提升的幅度较缓。综合考虑,确定磨矿细度为-0.074 mm占70%。
钼矿具有较好的天然可浮性,属于疏水易浮性矿物,捕收剂通常采用非极性油类,如轻型柴油[9]。采用柴油为捕收剂,按图3所示流程进行试验,结果见图4。
图3 柴油用量试验流程Fig.3 Flowsheet of diesel oil dosage test
从图4可以看出,随着柴油用量的增加,铜钼混合精矿钼品位先增加而后小幅降低,钼的回收率缓慢增加。综合考虑,选择柴油用量为50 g/t。
图4 柴油用量试验结果Fig.4 Test results of on dosage of diesel oil
铜矿物和钼矿物的天然可浮性相近,在成矿过程中这2种矿物常密切共生,加大了铜矿物与钼矿物的分离难度。目前,抑铜浮钼和抑钼浮铜是常见的两种铜钼混合浮选分离的方法[10]。辉钼矿属于典型的层片结构,破碎磨矿过程多数沿层片间断裂,具有良好的天然可浮性,但是,如果对辉钼矿添加了相应抑制剂进行了抑制,后期若想再活化回收被抑制的辉钼矿非常困难,因此,在铜钼分离的时候多采用抑制铜矿物而浮选钼矿物即所谓的抑铜浮钼的方法来分离铜钼混合精矿。抑铜浮钼的抑制剂通常分为2大类,一类为无机抑制剂,另一类为有机抑制剂,常见的无机抑制剂有氰化钠、硫化钠、硫氢化钠以及诺克斯等,巯基乙酸钠是抑铜浮钼比较常用的有机抑制剂[11]。赵镜等[12]研究发现有机抑制剂巯基乙酸钠在黄铜矿表面的吸附具有一定的厚度,并且属于化学吸附,但是,在以分子键为主的辉钼矿表面,巯基乙酸钠并不会进行吸附,因此,巯基乙酸钠是一种优良的抑铜浮钼的抑制剂,不但具有很强的抑制作用,还具有良好的选择性[13]。本研究采用有机抑制剂巯基乙酸钠和无机抑制剂硫化钠组合药剂抑铜浮钼。铜钼分离粗选固定柴油用量为9 g/t,2#油用量为1.5 g/t,巯基乙酸钠用量为100 g/t,硫化钠用量分别为600 g/t、800 g/t、1 000 g/t、1 200 g/t,对原矿经1粗2精2扫铜钼混合浮选获得的精矿进行铜钼分离粗选条件试验,结果如图5所示。
图5 铜钼分离浮选硫化钠用量试验结果Fig.5 Test results on dosage of sodium sulfide for copper and molybdenum separation flotation
从图5可以看出,钼精矿钼品位随着硫化钠用量的增加,呈先增加后减小的趋势,钼的回收率随着硫化钠用量的增加而表现出增加的趋势,但回收率增加幅度较小。综合考虑,选择硫化钠用量为1 000 g/t。
矿石中辉钼矿嵌布粒度微细,部分辉钼矿被石英等硅酸盐脉石矿物包裹,磨矿过程辉钼矿与石英等矿物单体解离度不高[14-15],因此,在硫化钠+巯基乙酸钠用量为300+20 g/t条件下对铜钼分离粗选钼精矿进行再磨再选工艺试验,结果见图6。
图6 再磨细度试验结果Fig.6 Test results of regrinding fineness
图6表明,精矿钼品位随着再磨细度的增加,呈现先增加后减小的趋势,钼的回收率随着再磨细度的增加而逐渐增加,但回收率增加幅度较小。综合考虑,确定再磨细度为-0.037 mm占60%。
再磨后采用5段精选和1段扫选工艺流程,扫选药剂用量遵循粗选药剂用量减半的原则,即扫选捕收剂柴油和起泡剂2#油的用量分别为6 g/t和1.5 g/t,抑制剂硫化钠与硫基乙酸钠的用量分别为500 g/t和50 g/t,对再磨后精选抑制剂巯基乙酸钠用量为20 g/t时进行硫化钠用量条件试验,结果如图7所示。
图7表明,再磨后随着精选抑制剂硫化钠用量的增加,钼品位呈现先增加后减小的趋势,而钼的回收率则一直为上升的趋势,但回收率增加幅度较小。综合考虑回收率、品位及药剂成本等因素,再磨后精选抑制剂硫化钠的用量选取为300 g/t。
图7 钼精选硫化钠用量试验结果Fig.7 Test results on dosage of sodium sulfide for molybdenum cleaning flotation
试验最终采用图8所示铜钼混合浮选—铜钼分离浮选—钼粗精矿再磨再选的工艺流程,获得的试验结果见表4。
表4 闭路试验结果Table 4 Results of the closed-circuit test %
图8 闭路试验流程Fig.8 Flowsheet of the closed-circuit test
对精矿进行化学多元素分析,结果见表5、表6。
从表5、表6可以看出,铜精矿与钼精矿的铜钼互含相对较低,杂质元素含量不高,基本实现了铜钼的分离,获得了较为理想的精矿产品。
表5 钼精矿化学多元素分析结果Table 5 Chemical elements analysis results of molybdenum concentrate products %
表6 铜精矿化学多元素分析结果Table 6 Chemical elements analysis results of copper concentrate products %
青海某硫化铜钼矿石铜和钼品位分别为0.30%、0.041%。采用铜钼混合浮选—铜钼分离浮选—钼粗精矿再磨再选工艺,获得了钼品位40.75%、钼回收率 44.24%的钼精矿以及铜品位16.38%,铜回收率79.96%的铜精矿。采用此工艺对于处理该超低品位的铜钼矿石获得了相对较理想的选别指标。对于同类低品位铜钼矿床综合开发利用提供了一定的参考价值。
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