陕西某钼铅多金属矿选矿试验

2014-08-08 02:13武俊杰缑明亮
金属矿山 2014年11期
关键词:辉钼矿磨矿细度

武俊杰 孙 阳 缑明亮 苏 超

(1.陕西省地质矿产实验研究所,陕西 西安 710054;2.陕西省矿产资源勘查与综合利用重点实验室,陕西 西安 710054)

陕西某钼铅多金属矿选矿试验

武俊杰1,2孙 阳1,2缑明亮1,2苏 超1,2

(1.陕西省地质矿产实验研究所,陕西 西安 710054;2.陕西省矿产资源勘查与综合利用重点实验室,陕西 西安 710054)

陕西某钼矿石矿物成分复杂,主要有用矿物有辉钼矿、方铅矿、黄铁矿,并有少量钼铅矿等,钼、铅、硫、金等有回收价值,其中钼、铅主要以硫化物形式存在。为高效开发利用该矿石,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占68%的情况下1次粗浮选选钼、钼粗精矿再磨至-0.038 mm占93.75%的情况下4次精选选钼,1粗1扫钼尾矿1粗1扫2精选铅,铅扫选尾矿1粗2扫2精选硫,所有中矿顺序返回闭路流程处理,最终获得了钼品位为49.24%、钼回收率为89.19%的钼精矿,铅品位为61.69%、铅回收率为83.47%的铅精矿,硫品位为46.32%、硫回收率为68.21%的硫精矿,较好地实现了钼铅硫的综合回收。

辉钼矿 方铅矿 黄铁矿 钼铅矿 浮选 粗精矿再磨

多金属硫化矿的选矿工艺流程和药剂制度往往较为复杂,制定简单、有效的工艺流程和药剂制度成为多金属硫化矿选矿努力的方向[1-3]。陕西某多金属硫化矿以辉钼矿、方铅矿和黄铁矿为主,矿石中含有少量粒径在0.013 mm左右的交代辉钼矿的钼铅矿,这些钼铅矿可浮性与辉钼矿相近,严重影响钼精矿质量。因此,该矿石属典型的易浮难分离钼铅矿。试验将采用优先浮选流程开展钼铅回收工艺研究,为该矿建厂提供设计依据。

1 矿石性质

矿石矿物成分复杂,主要有用矿物有辉钼矿、方铅矿、黄铁矿,钼铅矿、磁铁矿、铌铁矿、辉铋矿等少量;脉石矿物主要有石英、方解石、钾长石、黑云母、天青石、绿泥石等。矿石结构较复杂,以半自形-他形晶结构及星散浸染状构造为主。

主要有用矿物辉钼矿占矿物总量的不到1%,呈团块状不均匀分布,存在于矿物粒间和裂隙中,粒径为0.50~0.037 mm的约占88%;方铅矿也占矿物总量的不到1%,呈星散状分布,主要分布在天青石、方解石及石英脉中,粗粒方铅矿多与粗粒黄铁矿共生,细粒则较分散,少量与辉钼矿交生,粒径大于0.074 mm的占90.5%左右;黄铁矿在金属矿物中含量最高,约占矿物总量的1%,多呈团块状和星散状分布,以粗粒为主,粒径大于0.074 mm的占94.5%左右,极少量呈微脉状充填在褐帘石矿物间,较难解离;矿石中有少量钼铅矿,呈薄板状产于铅和钼的氧化带中,多分布在辉钼矿附近或交代辉钼矿,对钼精矿质量影响较大。

矿石主要化学成分分析结果见表1,钼物相分析结果见表2,铅物相分析结果见表3。

表1 矿石主要化学成分分析结果

Table 1 Main chemical composition analysis of run-of-mine ore %

成 分MoPbSCuZnMn含 量0.1190.5052.090.0010.0120.515成 分BaK2ONa2OCaOMgOTiO2含 量0.2752.760.37814.900.540.110成 分Al2O3SiO2PAsAuAg含 量4.5554.740.0320.0080.241.28

注:Au、Ag的含量单位为g/t。

表2 矿石钼物相分析结果

Table 2 Molybdenum phase analysis of run-of-mine ore %

钼相态含 量占有率辉钼矿中的钼0.10084.03钼酸铅中钼0.0075.88钼酸钙中钼0.0065.04钼华中钼0.0065.04总 钼0.119100.00

表3 矿石铅物相分析结果

Table 3 Lead phase analysis of run-of-mine ore %

铅相态含 量占有率方铅矿中的铅0.42884.58氧化铅中铅0.07815.42总 铅0.506100.00

从表1可以看出,矿石中有回收价值的元素为钼、铅,金、硫有综合回收价值。

从表2可以看出,矿石中的钼主要以辉钼矿形式存在,占总钼的84.03%。

从表3可以看出,矿石中的铅主要以方铅矿形式存在,占总铅的84.58%。

2 试验结果与讨论

2.1 钼粗选试验

钼粗选试验采用1次粗选流程。

2.1.1 磨矿细度试验

磨矿细度试验的TZ-10用量为500 g/t、硅酸钠为500 g/t、巯基乙酸钠为100 g/t(溶液浓度为8%,下同)、TM-8为250 g/t,试验结果见表4。

从表4可以看出,随着磨矿细度的提高,钼粗精矿钼回收率上升,钼品位先上升后下降,铅指标变化不大。综合考虑,确定矿石的磨矿细度为-0.074 mm占68%。

表4 磨矿细度试验钼粗精矿指标

Table 4 Molybdenum rough concentrate index in grinding fineness tests %

磨矿细度(-0.074mm含量)品 位MoPb回收率MoPb5213.512.8283.514.166313.872.4687.614.016814.472.4289.503.947513.252.3190.133.72

2.1.2 硅酸钠用量试验

硅酸钠用量试验的磨矿细度为-0.074 mm占68%,TZ-10为500 g/t、巯基乙酸钠为100 g/t、TM-8为250 g/t,试验结果见表5。

表5 硅酸钠用量试验钼粗精矿指标

从表5可以看出,随着硅酸钠用量的增加,钼粗精矿钼品位和钼回收率均先升后降,铅品位和铅回收率均先显著下降后小幅上升。综合考虑,确定钼粗选硅酸钠用量为500 g/t。

2.1.3 TZ-10用量试验

TZ-10用量试验的磨矿细度为-0.074 mm占68%,钼粗选硅酸钠用量为500 g/t、巯基乙酸钠为100 g/t、TM-8为250 g/t,试验结果见表6。

表6 TZ-10用量试验钼粗精矿指标

从表6可以看出,随着TZ-10用量的增加,钼粗精矿钼品位和钼回收率均先升后降,铅品位和回收率均下降。综合考虑,确定钼粗选TZ-10用量为500 g/t。

2.1.4 巯基乙酸钠用量试验

由于矿石中含有钼铅矿(PbMoO4),因此,钼精矿降铅难度极大。巯基乙酸钠是一种难得的铅矿物抑制剂,且具有用量少,用法简单方便、无污染、成本低等优点[4-5]。生产实践表明,巯基乙酸钠在选钼过程中不仅可以抑制铅、锌、铁、铜等金属矿物,而且对硅、硫等非金属矿物也有一定的抑制作用,但用量不宜过大,否则对钼矿物的上浮也有抑制作用[6-8]。巯基乙酸钠用量试验的磨矿细度为-0.074 mm占68%,钼粗选硅酸钠用量为500 g/t、TZ-10为500 g/t、TM-8为250 g/t,试验结果见表7。

表7 巯基乙酸钠用量试验钼粗精矿指标

从表7可以看出,随着巯基乙酸钠用量的增加,钼粗精矿钼品位和回收率先升后降,铅品位和铅回收率均下降。综合考虑,确定钼粗选巯基乙酸钠用量为200 g/t。

2.1.5 TM-8用量试验

在钼矿石浮选实践中,通常使用非极性烃油为捕收剂,典型的浮钼捕收剂有煤油和柴油,与其他捕收剂相比,在相同用量情况下可以获得较高的钼回收率。但煤油和柴油对黄铁矿也有强捕收能力,要抑制黄铁矿的上浮,必须添加石灰,而石灰的添加会影响浮选泡沫的质量,恶化浮选过程和浮选效果[9-10]。因此试验选用自主研发的对黄铁矿没有捕收能力的TM-8为选钼捕收剂,虽不能取得最高的钼回收率,但有利于钼精矿品位的提高。

TM-8用量试验的磨矿细度为-0.074 mm占68%,钼粗选硅酸钠用量为500 g/t、TZ-10为500 g/t、巯基乙酸钠为200 g/t,试验结果见表8。

表8 TM-8与煤油用量比较试验钼粗精矿指标

从表8可以看出,随着TM-8用量的增加,钼粗精矿钼品位先升后降、钼回收率上升,铅品位和回收率均上升。综合考虑,确定钼粗选TM-8用量为250 g/t。

2.2 钼粗精矿再磨细度试验

钼粗精矿再磨细度试验采用1次精选流程,试验固定硅酸钠用量为250 g/t、巯基乙酸钠为100 g/t、明矾为300 g/t、TM-8为50 g/t,试验结果见表9。

表9 钼粗精矿再磨细度试验的钼精矿1指标

Table 9 Molybdenum cleaning 1 index in regrinding fineness test of molybdenum rough concentrate %

磨矿细度(-0.038mm含量)品 位MoPb作业回收率MoPb不再磨33.201.6276.031.1288.4335.821.5982.291.0093.7538.721.4186.220.9896.5637.911.5187.981.24

从表9可以看出,随着再磨细度的提高,钼精矿钼品位先升后降、钼回收率升高,铅品位和铅回收率变化不大。因此,确定钼粗精矿再磨细度为-0.038 mm占93.75%。

2.3 铅粗选捕收剂乙硫氮用量试验

铅粗选捕收剂乙硫氮用量试验采用1次粗选流程,试验的给矿为1粗1扫浮钼尾矿。试验固定2#油为5 g/t,试验结果见表10。

表10 乙硫氮用量试验铅粗精矿指标

从表10可以看出,随着乙硫氮用量的增加,铅粗精矿铅品位下降、铅作业回收率上升。综合考虑,确定铅粗选乙硫氮用量为20 g/t。

2.4 硫粗选捕收剂丁基黄药用量试验

硫粗选捕收剂丁基黄药用量试验采用1次粗选流程,试验的给矿为1粗1扫浮铅尾矿。试验固定2#油用量为5 g/t,试验结果见表11。

表11 丁基黄药用量试验硫粗精矿指标

从表11可以看出,随着丁基黄药用量的增加,硫粗精矿硫品位下降、硫回收率上升。综合考虑,确定硫粗选丁基黄药用量为50 g/t。

2.5 全流程闭路试验

在条件试验和开路试验基础上进行了全流程闭路试验,试验流程见图1,试验结果见表12。

图1 闭路试验流程

产 品品 位MoPbS回收率MoPbS钼精矿49.241.1232.8689.190.533.28铅精矿0.4761.6918.362.4383.475.23硫精矿0.051.0846.321.347.5568.21尾 矿0.00850.0390.517.048.4523.28原 矿0.1190.5052.09100.00100.00100.00

从表12可以看出,采用图1所示的流程处理该矿石,可以取得钼品位为49.24%、钼回收率为89.19%的钼精矿,铅品位为61.69%、铅回收率为83.47%的铅精矿,硫品位为46.32%、硫回收率为68.21%的硫精矿。

3 结 论

(1)陕西某钼矿石矿物成分复杂,主要有用矿物有辉钼矿、方铅矿、黄铁矿,钼铅矿、磁铁矿、铌铁矿、辉铋矿等少量;脉石矿物主要有石英、方解石、钾长石、黑云母、天青石、绿泥石等;主要有用元素为钼、铅、硫,金有综合回收价值;钼、铅主要以硫化物形式存在。矿石结构复杂,以半自形-他形晶结构及星散浸染状构造为主。辉钼矿呈团块状不均匀分布于矿物粒间和裂隙中,主要粒径为0.50~0.037 mm;方铅矿呈星散状分布在天青石、方解石及石英脉中,粗粒方铅矿多与粗粒黄铁矿共生,细粒则较分散,少量与辉钼矿交生,粒径大于0.074 mm的占90%以上;黄铁矿多呈团块状和星散状分布,以粗粒为主,粒径大于0.074 mm的占94.5%左右,极少量呈微脉状充填在褐帘石矿物间,较难解离;矿石中有少量钼铅矿,呈薄板状产于铅和钼的氧化带中,多分布在辉钼矿附近或交代辉钼矿,对钼精矿质量影响较大。

(2)矿石在磨矿细度为-0.074 占68%的情况下1次粗浮选选钼、钼粗精矿再磨至-0.038 mm占93.75%的情况下4次精选选钼,选钼尾矿1粗1扫2精选铅,铅扫选尾矿1粗2扫2精选硫,最终获得了钼品位为49.24%、钼回收率为89.19%的钼精矿,铅品位为61.69%、铅回收率为83.47%的铅精矿,硫品位为46.32%、硫回收率为68.21%的硫精矿,较好地实现了钼铅硫的综合回收。

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(责任编辑 罗主平)

Beneficiation Test of Mo-Pb Polymetallic Ore in Shaanxi

Wu Junjie1,2Sun Yang1,2Gou Mingliang1,2Su Chao1,2

(1.Shaanxi Laboratories Institute of Geology and Mineral Resources,Xi'an 710054,China;2.Shaanxi Province Key Laboratory of Exploration and Comprehensive Utilization of Mineral Resources,Xi'an 710054,China)

Mineral composition of a molybdenum ore in Shaanxi province is complex,main minerals are molybdenite,galena,pyrite,and little wulfenite,among which molybdenum,lead,sulfur,gold has recovery value,molybdenum and lead mainly exists in form of sulfide.Beneficiation experiment is carried out in order to high efficiently develop and utilize the ore.The results showed that:at the grinding fineness of 68% passing 0.074 mm,through one molybdenum rough concentration,four cleaning molybdenum flotation of molybdenum rough concentrate at the grinding fineness of 93.75% passing 0.038 mm,molybdenum concentrate with molybdenum grade of 49.24% and recovery of 89.19%,lead concentrate with lead grade of 61.69% and recovery of 83.47%,and sulfur concentrate with sulfur grade of 46.32% and recovery of 68.21% were obtained separately through the process of lead concentration of one roughing-two cleaning-one scavenging,sulfur flotation of one roughing-two cleaning-two scavenging for lead tailings,all middles returns to the flow-sheet in turn.By this method,comprehensive recovery of molybdenum,lead and sulfur is well gained.

Molybdenite,Galena,Pyrite,Wulfenite,Floatation,Regrinding of rough concentrate

2014-08-03

武俊杰(1984—),男,工程师,硕士。

TD923+.7

A

1001-1250(2014)-11-075-05

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