某多金属钼矿石的综合利用（选矿试验）.PDF

1 某多金属共生钼矿石的综合利用 摘要研究了某钼、铋、金、银、铜、锌等多金属共生矿石的工艺 矿物学特征。 根据矿石性质，试验采用常规浮选化学选矿的工艺流程， 成功地实现了矿石中有用组份的合理回收利用。 关键词多金属矿；优先浮选；化学选矿；综合利用 1 矿石性质 矿石采自广西某钼铋多金属矿。该矿是近年新发现的中型矿床，有 用元素多、矿物成分复杂是其最突出的特点。矿石中主要金属矿物为闪 锌矿、辉钼矿、黄铜矿，次要的有辉铋矿、自然铋、方铅矿、自然金、 银矿物等；主要脉石矿物为碳酸盐、符山石、硅灰石、石榴石等。矿石 的构造以浸染状为主要类型，部分形成块状、细脉状和条带状构造，原 矿中主要有用矿物的结构特征如下 辉钼矿多呈自形鳞片状、片状。粒度一般为 0.10.7mm 之间， 最大长度方向可达 1.5mm 以上。常与闪锌矿、辉铋矿、黄铜矿等金属矿 物共生，集合体主要分布于碳酸盐等脉石矿物的裂隙晶粒间。 辉铋矿和自然铋主要呈他形粒状。粒度一般为 0.0050.2mm 之 间，属微细粒嵌布，主要为不规则毗连或包裹镶嵌。与辉钼矿、黄铜矿 等矿物连生，自然铋常被辉铋矿、铅铋硫盐等矿物所包裹，也沿碳酸盐 矿物的解理、裂隙分布。 闪锌矿以他形晶为主，粒度一般为 0 . 1 0 . 5 m m 之间，多分布于石 榴石、碳酸盐等脉石矿物的粒间。常与方铅矿、黄铜矿等矿物共生，在 闪锌矿中见有微细乳滴状的黄铜矿固溶体分离物。 金矿物以自然金为主，有少量的银金矿，呈不规则粒状、条状等 产出。嵌布粒度很微细，一般为 0 . 0 0 1 0 . 0 0 5 m m 之间，嵌布形式以包裹 金为主，其次为粒间金，少量为裂隙金。金主要包裹于以针硫铋铅矿为 主的硫盐矿物及黄铜矿中或二者的粒间。 银矿物有硫铋锑铜银矿、硫铋铜银矿、硫锑铜银矿等银硫盐矿物。 其中硫铋锑铜银矿、硫铋铜银矿与黄铜矿、针硫铋铅矿共生，分布于这 2 两种矿物之边部；硫锑铜银矿则分布于黄铜矿与针硫铋铅矿之间。银矿 物主要呈不规则粒状， 粒度分布不均， 相差悬殊， 一般为 0 . 0 1 0 . 0 0 2 m m 之间，部分小于 0 . 0 0 0 5 m m 。 原矿矿物成分见表 1 ，原矿化学多项分析结果见表 2 。从表 1 及表 2 中可见，原矿中矿物组分多，化学成分复杂，钼、铋、金、银、铜、锌 等含量较高，均有回收价值，需综合回收利用。 表 1 原矿矿物成分 闪锌矿方铅矿 黄铜矿 辉钼矿 铋矿物 碳酸盐 石榴石 透辉石 石英 符山石 硅灰石 其他 4.30.20.61.50.572.04.03.50.18.14.60.6 表 2原矿化学多项分析结果 MoBiCuPbZnSAsFeMgO CaO Au*Ag* 0.93 0.42 0.21 0.21 2.88 2.74 0.22 1.70 0.58 44.12 1.0 62 * Au、Ag 单位为 g/t。 2 综合利用试验研究 2 . 1 技术方案的确定 原矿中钼含量较高，价值较大，钼主要以辉钼矿存在。辉钼矿是所 有金属硫化矿物中天然疏水性最好的物质，可浮性好，易于与其他金属 硫化矿物分离。优先浮钼有利于获得高质量高回收率的钼精矿。 矿石性质研究表明，铋、铜、金、银矿物嵌布粒度微细，相互镶嵌 关系密切，在常规选矿粒度范围内不能有效解离，即难以有效地分离出 铋精矿和铜金银精矿，大量的探索试验也证明了这一点，因此，铋、铜、 金、银只能作为中间产品混合精矿产出，再采用化学选矿方法从中分离 出铋等。闪锌矿嵌布粒度较粗，可选出锌精矿。 处理该矿石适宜的技术方案为优先浮钼，浮钼尾矿铋、铜、金、银、 锌混浮再分离，分选出钼精矿、铋铜金银混合精矿和锌精矿三种浮选产 品，然后采用氯化浸出法处理混合精矿浸出铋等。 2 . 2 常规选矿试验 2.2.1钼浮选 3 根据硫化钠对辉钼矿的可浮性没有影响，但可抑制除辉钼矿以外所 有金属硫化矿物这一特性，采用硫化钠作为钼优先浮选的抑制剂，硫化 钠用量试验结果表明，硫化钠对其他金属硫化矿具有很好的抑制效果， 随着硫化钠用量的增加，钼的回收率几乎不变，而钼精矿中钼的含量随 之增加，铋、铜、锌等的含量随之降低。硫化钠用量在 2000g/t 以上时， 浮选指标趋于稳定，硫化钠适宜用量为 2000g/t。 辉钼矿的天然可浮性好，一般采用非极性烃油类捕收剂即可获得较 好的效果。采用煤油作为辉钼矿浮选捕收剂，试验结果表明，煤油是选 钼的有效药剂，但煤油的用量对钼的回收率影响不大，在 3050g/t 均 可。 起泡剂 2 号油的用量对钼浮选有较大的影响，试验结果表明，2 号 油用量少时，泡沫层不好，泡沫性脆，易破裂；用量过大时，泡沫过多， 易夹带大量脉石等，造成精矿品位低。2 号油用量在 50g/t 左右较合适。 在上述条件下浮选钼，所得粗精矿再经两次精选，试验结果见表 3。从 表 3 可见， 钼采用优先浮选只需经两次精选即可获得一级品一类钼精矿。 表 3钼浮选试验结果 表 3钼浮选试验结果 品位回收率产品 名称 产率 MoBiAu*MoBiAu 钼精矿1.3649.01 1.47 5.9976.614.587.89 中矿 20.3531.58 1.35 6.5712.681.082.22 中矿 10.555.83 0.73 2.303.680.921.23 尾矿97.74 0.064 0.42 0.917.1793.4388.66 原矿100.00 0.87 0.44 1.00100.00100.00 100.00 * Au 单位为 g/t。 2.2.2共生铋、金、银、铜、锌等的回收 对浮钼后的尾矿，无论是直接添加黄药还是用硫酸铜活化后再浮选， 选矿效果都很差，因此，必须要消除硫化钠的影响。由于硫化钠对矿物的 抑制往往是可逆的， 矿浆中 S2-离子浓度达到一定的量时， 对硫化矿物起抑 制作用，而 S2-离子浓度减少到某一定量时，抑制作用则消失。在脱除硫化 4 钠时，试验了1机械过滤再加清水稀释；2活性炭脱药；3澄清、浓缩 至浓度为 40左右，再加清水稀释等三种方法，结果表明，这三种方法均 能消除硫化钠的影响，效果都不错，选矿指标也相近，但以方法3较为简 便。 一般而言，对于伴生有金银的硫化矿石，黄药类和黑药类捕收剂混合 使用，能够明显提高金银的回收率。对铋、金、银、铜、锌的混合浮选， 进行丁黄药、丁黄药与丁铵黑药混合使用的对比试验，试验结果表明，二 者的选矿指标相差不大，使用单一丁黄药作捕收剂亦能取得良好的指标。 试验确定丁黄药最佳用量为 400g/t。 混浮粗精矿经过两次精选作业，以除去夹杂的脉石矿物，然后进行锌 分离。锌的抑制采用无氰法，用石灰调节矿浆 pH 值，用硫酸锌和亚硫酸 钠抑制锌，进行了硫酸锌和亚硫酸钠的用量试验，试验结果表明，硫酸锌 和亚硫酸钠共用，能有效地抑制锌矿物，用量分别为 500g/t。矿浆 pH 值 对选矿指标有较大的影响，pH 值大于 10 时， 闪锌矿易浮，抑制效果变坏， pH 值宜控制在 8 左右。闪锌矿被抑制在槽中，成为锌精矿，泡沫产品为 铋金铜混合精矿。 2.2.3闭路试验及结果 通过系统的条件及工艺流程试验，确定常规分选该矿石的闭路工艺流 程见图 1，工艺条件为浮钼一粗一扫二精，药剂用量为硫化钠 2000g/t， 煤油 50g/t，2 号油 50g/t；混合浮选为一粗一扫二精，药剂用量丁黄药 400g/t， 2 号油 30g/t； 锌分离 pH 值为 8， 硫酸锌为 500g/t， 亚硫酸钠 500g/t。 闭路试验结果见表 4， 所得钼精矿品位为 48.85， 超过了一级品一类指标， 钼回收率达 95.48，锌精矿也符合产品质量标准，铋、铜、金、银在混 合精矿中得到了较好的回收富集。 2 . 2 . 2 共生铋、金、银、铜、锌等的回收 对浮钼后的尾矿，无论是直接添加黄药还是用硫酸铜活化后再浮选， 选矿效果都很差，因此，必须要消除硫化钠的影响。由于硫化钠对矿物的 抑制往往是可逆的，矿浆中 S 2 - 离子浓度达到一定的量时，对硫化矿物起抑 制作用，而 S 2 - 离子浓度减少到某一定量时，抑制作用则消失。在脱除硫化 5 钠时，试验了 1 机械过滤再加清水稀释； 2 活性炭脱药； 3 澄清、浓缩 至浓度为 4 0 左右，再加清水稀释等三种方法，结果表明，这三种方法均 能消除硫化钠的影响，效果都不错，选矿指标也相近，但以方法 3 较为简 便。 一般而言，对于伴生有金银的硫化矿石，黄药类和黑药类捕收剂混合 使用，能够明显提高金银的回收率。对铋、金、银、铜、锌的混合浮选， 进行丁黄药、丁黄药与丁铵黑药混合使用的对比试验，试验结果表明，二 者的选矿指标相差不大，使用单一丁黄药作捕收剂亦能取得良好的指标。 试验确定丁黄药最佳用量为 4 0 0 g / t 。 混浮粗精矿经过两次精选作业，以除去夹杂的脉石矿物，然后进行锌 分离。锌的抑制采用无氰法，用石灰调节矿浆 p H 值，用硫酸锌和亚硫酸钠 抑制锌，进行了硫酸锌和亚硫酸钠的用量试验，试验结果表明，硫酸锌和 亚硫酸钠共用，能有效地抑制锌矿物，用量分别为 5 0 0 g / t 。矿浆 p H 值对 选矿指标有较大的影响，p H 值大于 1 0 时，闪锌矿易浮，抑制效果变坏， p H 值宜控制在 8 左右。闪锌矿被抑制在槽中，成为锌精矿，泡沫产品为铋 金铜混合精矿。 2 . 2 . 3 闭路试验及结果 通过系统的条件及工艺流程试验，确定常规分选该矿石的闭路工艺流 程 见图 1 ，工艺条件为浮钼一粗一扫二精，药剂用量为硫化钠 2 0 0 0 g / t ， 煤油 5 0 g / t ，2 号油 5 0 g / t ；混合浮选为一粗一扫二精，药剂用量丁黄药 4 0 0 g / t ， 2 号油3 0 g / t ； 锌分离p H 值为8 ， 硫酸锌为5 0 0 g / t ， 亚硫酸钠5 0 0 g / t 。 闭路试验结果见表 4 ， 所得钼精矿品位为 4 8 . 8 5 ， 超过了一级品一类指标， 钼回收率达 9 5 . 4 8 ，锌精矿也符合产品质量标准，铋、铜、金、银在混合 精矿中得到了较好的回收富集。 6 此主题相关图片如下2-1.gif 图 1常规浮选闭路试验流程 表 4闭路流程试验结果 品位回收率产品 名称 产率 MoBiCuZnAu*Ag*MoBiCuZnAuAg 钼精矿1.8048.85 1.150.371.466.4135.095.845.063.170.9210.894.33 铋金铜 精矿 2.081.02 15.14 7.658.07 33.5 2070.02.3176.5575.775.8568.8776.88 锌精矿5.020.140.590.445.77 2.988.90.767.239.5680.0513.767.96 尾矿91.10 0.015 0.05 0.026 0.42 0.116.71.4511.1611.5013.189.4810.88 原矿100.00 0.920.410.212.87 1.0656.0100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 * Au、Ag 单位 g/t。 2 . 3 化学选矿研究 常规浮选产出的铋金铜混合精矿，含 Bi 15.14、Cu 7.65、Zn 8.07、Au33.5g/t、Ag2072g/t,虽然 Bi、Au 的含量都分别达到各自品级 的要求，但无论是作为铋精矿还是金银精矿销售都没有太大的价值，因 此需要进行适当的化学处理，盐酸浸出法是较有效的方法。其基本原理 是基于铋、铜、铅、锌的硫化矿物能溶解在热的盐酸溶液中，而各种硫 化矿物的溶解速度不同，可以选择性地使某些矿物溶解或全部溶解，金 7 银则不溶，留在残渣中作为金银精矿。溶液冷却静置，铅的氯化物首先 沉淀析出，过滤回收铅；清液加水稀释，氯化铋发生水解反应，生成氯 氧铋沉淀，过滤、干燥即可作为铋产品销售；滤液加锌或铁，置换铜， 生成海绵铜，分离后残液回收锌，得锌产品，过程中发生的主要化学反 应如下 Bi2S36Cl-2BiCl33S CuFeS24Cl-CuCl2FeCl22S PbS2Cl-PbCl2S ZnS2Cl-ZnCl2S BiCl3H2OBiOCl2HCl CuCl2ZnCu ZnCl2 2BiCl33Zn2Bi 3ZnCl2 流程见图 2，采用此工艺流程，可产出如下产品1金银精矿，金 银几乎不损失；2氯氧铋，含铋 68左右，回收率 9095；3氯 化铅，含铅 67左右；4海绵铜，含铜 80；5锌产品。矿物溶解时， 受加热溶液的温度、盐酸用量、是否加入硫酸等多种因素的影响，而浸 出时加入硫酸，则抑制铅矿物的溶解，控制温度、盐酸的用量，则可控 制铜、锌、铅的溶解。首先溶解的是铋矿物，所以铋的回收率高，铜、 铅、锌通过溶液回收所得产品的回收率则有所变化，但留在金银精矿中 的铜、铅，在产品销售时计价，不影响其价值。 此主题相关图片如下2-1.gif 图 2铋金铜混合精矿化学选矿流程 8 3 结论 1 . 本研究针对的矿石矿物组成复杂，有综合回收价值的元素有钼、铋、 铜、金、银、锌等，分选难度较大。 2.采取优先浮选钼工艺，简化了浮钼流程，粗精矿经两次精选即获得含 钼 48.85，回收率 9 5 . 4 8 的钼精矿，指标较好。 3 . 铋、铜、金、银矿物的嵌布粒度微细，共生关系密切，常规选矿方法 无法有效地分离铋，铋铜金银只能作为混合精矿产出。铋、铜、金、银在混合精 矿中得到了较好的富集，含量分别为 B i 1 5 . 1 4 、C u 7 . 6 5 、A u 3 3 . 5 g / t 、A g 2 0 7 2 g / t ，回收率分别为 7 6 . 5 5 、7 5 . 7 7 、6 5 . 8 7 、7 6 . 8 8 。 4 . 采用化学选矿盐酸浸出法处理混合精矿，可有效地浸出铋，产出氯 氧铋和金银精矿。 5 . 常规浮选结合化学选矿工艺是处理该矿石的有效方法，矿石中多种有用 组分均得到了较好的回收利用。