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第3 2卷 第 1 期 2 0 0 8年 2月 中 国钼业 CHI NA M0LYBDENUM I NDUs T RY V 0 1 . 3 2 No . 1 F e b r u a r y 2 0 0 8 钼 矿选矿技术 进展 张 文钲 西北有色金属研究院, 陕西西安7 1 0 0 1 6 摘要 叙述了钼矿选矿工艺和选矿设备, 油类和黄原酸盐类混合捕收剂, 絮凝浮选, 用硫酸锌与亚铁氰化钾分离 滑石与辉钼矿, 碱浸 一浮选高氧化率钼矿石 , 离子浮选 , 采用浮选氧压氧化浸出浮选工艺从低品位钼精矿生产纯三 氧化钼 。 关键词 辉钼矿; 氧化钼; 浮选 中图分类号 T D 9 5 4 文献标识码 A 文章编号 1 0 0 6 2 6 0 2 2 0 0 8 0 1 0 0 0 1 0 7 PRoI RES S o ’ MoLYBDENUM DRES S I NG TECH I QUE ZHANG W e n - z h e n g N o r t h w e s t I n s t i t u t e o f N o n f e r r o u s Me t al R e s e a r c h , X i h n 7 1 0 0 1 6 , S h a a x i , C h i n a Ab s t r a c t I 1 1 e mo l y b d e n u m d r e s s i n g t e c h n o l o g y a n d e q u i p me n t , c o l l e c t o r o f o i l a n d x a n t h a t e mi x t u r e, flo c c u l a t i n g flo a t a t i o n, s e p a r a t i n g t a l c a n d mo l y bd e n i t e b y z i n e s u l f a t e a n d p o t a s s i u m f e r r o c y a ni de, s o da l e a c h i n gflo t a t i o n f o r hi g h o x i d i z i n g mo l y b d e nu m o r e, i o n fl o a t a t i o n, p r o d uc i n g hi g hp u r i t y mo l y b d e n u m o x i d e b y flo t a t i o np r e s s u r e o x i da t i o n flo t a t i o n we r e r e v i e we d. Ke y wor d s mo l y b de ni t e; mo l y b d e n u m o x i de; flo t a t i o n 1 选矿 工艺进 步 加拿大赫 克莱 贝里 H u c k l e b e r r y 铜 钼选矿 厂 的选矿工艺是选矿工艺技术进步的代表之一。该厂 1 9 9 8年 4月开始试生产 , 设计能力 1 8 0 0 0 t / d , 经过 近 2年的调试 , 目前生产能力 已达到 2 0 0 0 0 t / d 、 属 大型选铜选钼厂 , 人选矿石含 C u 0 . 8 O % 一 0 . 8 6 % 、 Mo 0 . 0 0 6 % 一 0 . 0 1 7 % , 人选 品位较低 但均 属硫化 矿 、 选矿工艺流程示于 图 1 ⋯。 采场运来 的铜钼矿石首先经粗碎后倒人储矿堆 ②, 而后进入半自 磨球磨机③ , 半自 磨球磨机排矿给 人振动筛④ 、 筛上产物送往破碎机⑤、 破碎产品再进 入半 自 磨球磨机。筛下产物泵入水力旋流器⑥ 、 水 力旋流器底流人球磨机⑦、 球磨机排矿再给入水力 旋流器, 水力旋流器溢流进入浮选机⑧进行铜钼粗 选, 用丁黄药、 起泡剂等浮选。铜钼粗扫选尾矿送往 尾矿库。铜钼浮选的泡沫产品给入水力旋流器、 水 力旋流器底流用再磨球磨机⑩进行再磨, 再磨排矿 与水力旋流器⑩闭路作业。水力旋流器溢流给人浮 选柱⑩、 浮选柱尾矿再经浮选机⑩再选, 浮选机尾矿 收稿 日期 2 0 0 7 0 92 1 作者简介 张文钲 1 9 3 4一 , 男, 西北有色金属研究院教授, 中国钼 业 编委。 再返至水力旋流器⑩, 浮选柱的泡沫产品经浓密机 ⑩脱药脱水, 而后人浮选机⑩进行铜钼分离, 采用硫 氢化钠作铜硫化矿的抑制剂, 浮选机⑩为密封式浮 选机。无疑密封式浮选机可保持铜钼分离车间无硫 化氢气味, 使车间环境大为改善, 这一点为世界首 创 , 也十分人性化。众所周知 , 硫氢化钠广泛用于选 钼厂, 但配药与浮选车间气味令人不快 。铜钼分离 尾矿为铜精矿, 经浓缩机⑨、 压滤机②处理后得铜精 矿②送炼铜厂冶炼。铜钼分离泡沫再经浮选柱⑥精 选 , 浮选柱尾矿返至浓密机⑩脱水脱药 , 浮选柱泡沫 人浓密机⑩浓缩后人压滤机压滤, 得钼精矿①, 经烘 干 、 包装后出厂。 该厂的破碎车间, 半 自磨球磨机与筛分机 、 破碎 机闭路作业 , 一方 面节能 , 一方 面车 间无粉尘 、 破碎 效率高。铜钼混合精矿分离前进行 了脱药 , 钼精选 采用 了浮选柱 , 这对提高钼精矿品位十分有利 。使 用卡拉姆式密闭浮选机 十分考究 , 确保车间无异味。 从生产伊始, 选矿厂的技术工作者便根据矿石 可选性试验报告 , 对各个作业进行工艺最佳化调试 , 首先发现 , 无论是铜钼混合 浮选还是铜钼分离浮选 钼的回收率均不高 , 铜钼分离时铜精矿中含钼较高 , 并确认钼回收率不高的原因是浮选时间不足, 据此 维普资讯 - 2 中国钼业 2 0 0 8年 2月 ①粗碎机②矿堆③半自磨球磨机④振动筛⑤破碎机 ⑥水力旋流器⑦球磨机⑧铜钼混合浮选浮选机⑨尾矿库 ④水力旋流器⑩再磨球磨机⑧泵⑩浮选柱⑩脱药浓密机 ⑩浮选机⑩铜钼分离浮选机⑤钼精选浮选柱⑩浓密机 ⑩压滤机④钼精矿⑤浓密机②压滤机铜精矿 圈 1 赫克莱贝里铜钼选矿工艺流程 圈 将铜钼混合浮选的浮选机全部改成 3 3 m 浮选机, 这样 较原设计的 2 1 m 浮选 机浮选时 间延长 了很 多, 同时将铜钼分离作业增加 8台 1 . 5 m 浮选机。 其次是确定粗精矿再磨的最佳磨矿细度, 试验显示, 铜钼分离的再磨细度 , 原设计 为 4 6 . 4 m 占8 0 % , 延长再 磨 时 间, 增 大再 磨 机长 度 , 再 磨细 度 改 为 8 7 . 6 m 占8 0 %, 从而可使铜钼矿物充分单体解 离 , 为铜钼分离创造了良好的条件 , 这两项调试结果 使钼回收率与钼精矿品位明显提高。 第 3项最佳化研究是浮选 的矿浆浓度 , 对含 固 量分别为 2 5 %、 3 0 %、 4 0 % 、 4 5 %的矿浆浮选试验显 示 , 铜钼浮选的最佳浮选浓度为 3 0 % ~ 3 5 %。 第4 项最佳化研究是确定浮选温度对钼回收率 的影响 , 结果显示 , 4 0 c I 下浮选较 1 6 . 1 c I 下浮选 , 钼回收率提高约 1 0 %, 幅度较大。 第 5 项研究是铜钼分离的给矿品位对钼回收率 的影响。最后测定 , 当铜钼分离 给矿 品位含 C u为 2 0 %左右时钼精矿品位和回收率最佳。 经过 2年多的调试 , 最后选定最优化操作条件 , 到 2 O 0 o年 7月生产能力提高到 2 0 0 0 0 t / d 、 钼精 矿 品位稳定在含 No 5 0 % , 钼 回收率从 4 0 % ~5 0 %提 高到6 0 % ~ 6 8 %, 最终尾矿含 N o 0 . 0 1 %左右。还 研讨了铜钼矿石品位的变化与操作条件变化的关 系、 钼价格变化与操作条件变化的关系等。操作条 件控制最佳化, 明显地提高了钼的回收率和企业的 经济效益。 2选矿设备 多年来 , 在选钼厂广泛采用 K Y F型 、 X C F型等 型号的吸浆式充 气机 械搅拌 浮选 机和 B F 、 S F自吸 气机械搅拌式浮选机。 但近年来 , 在选钼厂的精选车间 、 由于人选粗精 矿经再磨后细度一般为 4 8 m 占8 0 %左右 , 有的选 钼厂再磨后细度为 3 0 m占 8 0 %左右 , 人选粒度较 细 、 加之钼精矿的富集 比较高 , 至少为 5 0 0 、 有的为 6 0 0以上 , 因此希望用浮选柱进行精选 。 浮选柱 是上世 纪 6 0年 代初 由加拿 大人 P i r r e B o u t i n 和 T r e m b l a y 发明并获得专利的。他们发明的 浮选柱在使用初期充气器易堵塞, 后来该问题得到 了解决 , 从而使得浮选柱的应用 日趋广泛。 与传统浮选机相 比, 浮选柱具有某些优点 , 如泡 沫层厚度、 气泡大小、 气泡数量等调控方便, 浮选流 程简单 , 一般钼精选阶段用浮选机需要 8~1 2次 , 用 浮选柱只需 3次左右 , 浮选柱 中气泡与矿粒动态碰 撞和气泡颗粒结合体静态分离 的环境较好 , 有利于 细粒或微细粒钼矿的选别 , 另外 , 浮选柱易于实现 自 动控制 , 因此 比较适合于钼矿的精选 。 目前, 在全球的许多选钼厂和铜钼选矿厂采用 浮选柱进行钼粗精矿精选。例如在浮选柱发明者的 故乡加拿大的布伦达选钼厂、 海蒙特选钼厂、 诺尔尼 柯斯选钼厂 、 卡斯皮铜钼选矿厂和赫克莱 贝里铜钼 选矿厂 , 美国的谢丽达选钼厂 、 蔡诺选钼厂和桑马奴 尔铜钼选矿厂 , 秘鲁的吉柯尼铜 钼选矿厂和俄罗斯 的艾里 、 特尼铜钼选矿厂均采用浮选柱进行精选。 俄罗斯采用 浮选 柱的规格型号 与特性示 于表 1。 表 1 俄罗斯选钼厂使用的浮选柱性 能 维普资讯 第 3 2卷 第 1 期 张文钲 钼矿选矿技术进展 3 加拿大 、 美 国、 秘鲁和俄罗斯选钼厂的多年实践 说明, 在精选系统用浮选 柱代替传统 浮选机选别辉 钼矿 , 钼精矿品位和钼精选 回收率均有不 同程度 的 提高, 一些选钼厂钼精矿品位提高约 2~ 3个百分 点, 钼回收率提高0 . 5 ~ 1 . 5 个百分点。 在我 国选钼界 , 最先应用浮选柱的是洛钼集团 所属选钼厂, 洛钼集 团所属选钼厂成功地运用了浮 选柱后 , 栾川地区许多选钼厂 的精选系统也采用了 浮选柱 , 大多数选钼厂采用 4个浮选柱 , 3次精选 1 次扫选各 1 个 。洛钼集团选矿 厂使用 浮选柱后 , 钼 精矿品位提高 3~ 4个百分点 , 精选 回收率提高 1 个 百分点。 另一项技术进步是采用电热式闪蒸干燥机代替 古老的电热干燥炕干燥钼精矿 , 用 闪蒸干燥机烘干 钼精矿时, 热效率高, 钼精矿粉尘损失明显减少, 钼 精矿水分保持在 4 % ~ 6 % 左右。最大 的优点是干 燥在密闭状态进行 , 明显地改善了干燥环境。 , 3 浮选 药剂 , 辉钼矿具有天然疏水性 , 能强烈地 吸附碳氢油 类 , 吸附有碳氢油类的辉钼矿 其可浮性增大 。长期 以来 , 作为辉钼矿捕 收剂 的是碳氢油 , 如蒸 汽油、 煤 油和柴油等。由于辉钼矿可浮性好 , 因此科学家试 图将辉钼矿与脉石矿物粒 度约 0 . 4~ 0 . 5 m m 的粗 粒连生体先浮上来 , 而后再磨使辉钼矿 与共 生脉石 解离 , 再经浮选得到单体辉钼矿 , 这种选矿工艺被称 为粗磨粗选再磨再选。要使粗粒辉钼矿连生体或含 辉钼矿仅占1 / 8 ~ 1 / 4的连生体上浮, 必须使煤油或 蒸汽油在辉钼矿表 面更好 的弥散 , 这就要将蒸汽油 或煤油乳化 , 从而出现了蒸汽油的乳化剂 , 如硫单甘 酯 , 俗称“ 辛太克斯” 。 上世纪 8 0 年代, 肖等人用烷基硫醇作辉钼矿的 捕收剂 , 烷基硫醇的分子式为 C H S H n1 2~ 1 6 。最常见 的烷 基硫醇为叔 十二烷基硫 醇 , 其用 量为 1 0~1 5 g / t , 而煤油浮选钼矿石的用量为 1 5 0~ 2 0 0 g / t , 可见 , 烷基硫醇 的捕 收能力强 于煤 油或柴 油类捕收剂。烷基硫醇也需要乳化 , 其乳化剂为表 面活性剂 , 如分子量为 1 0 0~ 2 0 0 0的聚乙二醇等。 在美国 C l i ma x钼矿 , 曾试验将矿石磨至 一 0 . 0 7 4 mm 占4 3 % ~ 4 5 % , 先进行无捕收剂浮选 , 选 出易选的 较粗粒辉钼矿 , 而后用乳化 的烷基硫醇浮选无捕收 剂浮选尾矿 , 获得 良好结果 J 。 铜钼矿的捕 收剂 主要 有 Z一2 0 0 、 戍基 黄原 酸 钾 、 丁胺黑药等。也有 的采用异丙基乙基硫代 氨基 甲酸盐。越来越多的铜钼选矿厂在铜钼硫化矿浮选 时采用新型捕收剂如硫代氨基 甲酸盐和巯基苯并噻 唑混合捕收剂。硫代氨基 甲酸盐的化学式为 S R 一 N一 一 。一 R I H 巯基苯并噻唑的化学式为 N \\ C SH s / 式 中 R 和 R 为 C ~ C 的烷基 , R 和 R 为 H 或 C ~ C 的烷基。 其中常见的硫代氨基 甲酸为 0一异丙基 N一乙 基硫代氨基甲酸盐和巯基苯并噻唑钠 N a m e r c a p . to b e n z o th i a z o l e , 其用量为2 0 g / t 左右。铜和钼回收 率较用单一捕收剂 高。 V e r s i t e c h I n c的 T o mL . Y o u n g等研讨 了用各种 植物油 , 如椰子油 、 棕榈油 、 玉米油 、 棉籽油和亚麻油 等作辉钼矿捕收剂 的可能性 。还试验了黄原酸盐与 棉籽油混合捕收剂浮选铜钼矿石, 其中以黄原酸盐 与倾析油 D e c a n t o i l 浮选铜钼矿石时铜钼回收率 最高。试验了棉籽油与硫醇类混合型捕收剂捕收铜 钼矿, 其结果是这类混合捕收剂比单一油类捕收剂 捕收活性好 J 。 智利一铜钼选矿 厂 处理能力 为 7 0 0 0 0 t / d , 矿石含 C u 1 . 1 % 、 Mo 0 . 0 2 % , 铜以黄铜矿等赋存 、 钼以辉钼矿赋存。该铜钼矿还含少量闪锌矿和黄铁 矿。长期 以来 , 该铜钼矿浮选的捕收剂采用 黄药类 捕收剂 和柴油捕收剂 , 当用这两种捕收剂时, 要添加 大量石灰调整矿浆 p H值 , p H要达 1 0~1 1 , 石灰用 量极大 , 一般高达 1 3 k g / t , 黄药类捕收剂用量达 2 3 0 g / t , 尽管如此, 铜钼回收率也不高。为此该厂的选 矿专家研制 出一种“ 新奇 ” 药方 , 不但降低 了石灰和 黄药用量 , 还使铜钼 回收率均有不 同程度提 高。该 新型药方为与黄药 、 柴油捕收剂一起添加 了辅助捕 收剂胺 , 该胺类 可以是伯胺 、 仲胺和叔胺 , 最好为吖 庚因 a z e p i n e 5 0 % 质量分数 和丙 二醇 5 0 %的混 合物 , 其用量为 1 2 0 t , 此时原石 灰用量 降至 3 . 9 k g / t , 柴油 6 0 g / t 、 黄药 1 0 0 g / t , 采用 这种药方不但 降低 了药 剂 费 用 , 还 使 铜 回 收率 从 8 5 % 提 高 到 8 7 . 5 % 、 铜精矿品位 2 9 . 4 % 、 钼 回收提高到 7 0 % , 钼 精矿品位 铜钼 分离前 0 . 4 %, 矿浆 p H为 8, 起 泡 剂用量为 2 0 0 g / t 。 维普资讯 4 中国钼业 2 0 0 8年2月 著名的陶氏化学公司的 K li m p e 1 . R . R等用含 c。 一 单烷基酚磺酸及其钠盐作一铜钼矿石的捕收 剂 , 该铜钼矿石含 C u0 . 0 1 3 % 、 含 Mo 0 . 0 0 0 1 6 %、 铜 矿物是各种铜氧化物和硫化物的混合物, 钼也如此, 且品位十分低。粒度 为 一1 0目, 捕收剂用量为 1 0 0 g / t 、 起泡剂为 D o w f r o t h一2 5 0用量 3 0 g / t 、 p H 6 . 5 , 搅 拌 1 m i n 、 浮选4 m i n , 铜回收率为 8 8 %、 铜精矿品位 0 . 1 7 4 %、 钼回收率9 1 . 4 %、 钼精矿品位为 0 . 0 5 5 %, 其富集比约3 4 0 , 效果较好, 但对工业铜钼矿石的浮 选效果未见报导。 起泡剂也影响着辉钼矿 的可浮性 。特别是矿石 中含有大量粘土矿物时, 起泡剂的选择尤其显得重 要 。 如含一定数量的高岭土、 蒙脱土、 伊利石、 滑石、 绿泥石和淤绿泥石 的钼矿石或铜钼矿石 , 这些 粘土 矿物颗粒十分细小、 比表面大、 其中高岭土的等电点 在 p H 3 . 3处、 蒙脱土的等电点 p H 3 , 这类矿物表 面部位带负电荷, 而棱面部位多为中性, 容易团聚或 絮凝, 药剂消耗大, 泡沫矿化不佳 、 泡沫干瘪、 往往导 致辉钼矿浮选的选择性下降, 钼回收率低下。 国内选钼厂和铜钼选厂多采用松醇油。也有的 选厂采用无捕收性能 、 起泡性能较好 的白樟脑油 和 其他起泡剂。 国外选钼厂和铜 钼选厂多采用 MI B C 甲基异 丁基 甲醇 , D O W 一2 5 0起 泡剂 和 MI B C松 醇 油 等。最近的研究显示, 当钼矿石中含 1 0 % 质量分 数 以上粘土矿物时, 采用一种新型起泡剂 H P一 7 0 0 。H P一 7 0 0起泡剂含改性胺三烷氧基丙基三 烷。这种起泡剂可在广泛的p H范围内使用。 4 辉钼矿絮凝浮选 众所周知, 絮凝浮选广泛用于赤铁矿生产实践 中, 如美国蒂尔登铁矿, 经予先脱泥、 选择性絮凝浮 选石英等脉石矿物 , 而后浮选赤铁 矿得铁精矿。在 我国铁矿浮选实践中 , 特别是对处理赤铁矿矿石, 先 经浓密机脱泥, 絮凝后反浮选石英, 再用氧化石蜡皂 浮选赤铁矿得铁精矿。该法十分成功地解决了难选 赤铁矿的浮选问题。 但细粒级辉钼矿经絮凝后再浮选尚无报导。近 年来 , 哥伦 比亚大学选矿系教授 J . S . L a s k o w s k i 等详 尽地研究了细粒级辉钼矿絮凝成粗粒级的“ 团聚 状” 辉钼矿再进行浮选, 其可浮性明显提高, 用这种 方法能不能提高辉钼矿的回收率人们拭 目以待。 J . S . L a s k o w s k i 的试验方法如下 , 从选钼厂采 取品位很高的钼精矿, 用实验室水力分级机将样品 分为 6 个粒级, 用 Q u a n r a c h o m e 粒度仪 微米型 测 定这 6个粒级的平均直径 。已分级的 6个粒级的辉 钼矿 , 先用乙醚清洗清 除去辉钼矿表面附着 的有机 化合物, 再用稀硫酸除去颗粒表面的氧化钼和其他 氧化物、 再用氰化钠除去辉钼矿表面的金属杂质, 洗 涤烘干, 用 B E T法测定 1 2 m粒级的比表面为 1 . 5 4 i n / g , 8 m粒级的比表面为 3 . 2 9 i n / g 。 取手选纯石英 为辉 钼矿共 生脉石 , 粒度 一1 5 0 m 3 8 、 用盐酸处理纯化, 用蒸馏水洗涤、 干燥 后备用。试验用的絮凝剂 团聚剂 有聚丙烯酰胺 P A M 分子量 6 0 0 0 0 0 0 , 聚环氧乙烷 P E O 分子量 4 0 0 0 0 0 0 , U B C一1和 F R一7 A均为疏水性或半疏水 性絮凝剂, 将这些化合物的水蒸发掉后所形成的薄 膜疏水性很强 , 该膜的接触角为 6 o 。 。 油团聚剂 絮凝剂 试验采用煤油, 并将煤油用 1 % 质量分数 十二烷胺 c 。 H N H 2 或十二烷基 硫酸钠 , 用 2 %U B C作絮凝剂。 絮凝浮选试验用 1 5 g辉钼矿和 4 8 5 g 石英在 1 . 5 L浮选机中进行 , 浮选机转数为 9 0 0 r / m i n 、 每 1 0 S 刮一次泡沫, 共浮选 6 m i n 。还用普通的絮凝剂 如 Ma g n a fl o c 1 3 9和 N a l c o 9 8 0 9, 试验时添加 2 8 s / t 异丙基黄药和 3 6 s / t M I B C起泡剂 。 辉钼矿絮凝试验在 2 5 0 m L圆筒中进行, 用 2 g 纯辉钼矿、 p H 5 . 7 , 与起泡剂 M I B C和絮凝剂 U B C一 1 搅拌 5 m i n , 取出固体悬浮物, 烘干称重计算絮凝 率。絮凝剂添加量与辉钼矿絮凝率关系示于图2 。 褂 0 絮 凝剂 用 量/ g t 图 2 絮凝剂用量与辉钼矿絮凝率关系图 如图2所示, U B C一1 絮凝剂和 M a g n a fl o c E 2 4 型絮凝剂添加量不到 1 0 g / t 就可使辉钼矿 良好絮 凝, 此时约9 0 %以上辉钼矿被絮凝, 但U B C一 1 絮凝 剂加少量起泡剂 M I B C , 其絮凝效果不佳, 不过当添 加量为 2 0 0 s / t 时, 辉钼矿絮凝率也可达 8 0 %。 U B C一 1 乳状絮凝剂对 1 2 m和 8 m辉钼矿 维普资讯 第 3 2卷 第 1 期 张文钲 钼矿选矿技术进展 5 浮选 回收率的影响示于图 3 。 图 3 絮凝剂用量与辉钼矿回收率的关系图 从图 3中可知 , 乳 状絮凝 剂 U B C一1明显提高 了 1 2 m辉钼矿浮选的 回收率 。对 8 m辉钼矿浮 选 回收率提高不明显 。 由此看出, 采用选择性絮凝剂提高辉钼矿浮选 回收率研究工作尚属起步, 有效絮凝剂是进一步研 究的方向。 5 离子 浮选 离子浮选是从含钼水溶液中回收钼的有效方法 之一, 与溶剂萃取、 离子交换等方法不同的是, 它可 从含钼为百万分之几的溶液 中回收钼 , 如可从碳酸 钠浸 出钼矿的残余 液 中回收钼, 或从钼酸盐生产厂 废液 中回收钼 , 这类 残液 中钼 的含量 可低至 2 0~ 1 0 0 m g / L , 另一特点是其处理能力大 , 上千立方米的 含钼溶液只需数台 1 0 m 浮选机, 回收率一般 9 0 % ~ 9 9% 。 俄罗斯一座碳酸钠热压浸 出钨钼厂 , 含钨钼水 溶液来 自其生产厂 的尾矿库 , 废水 中含 WO 2 5 0~ 1 4 1 0 mg / L 、 Mo 2 0~ 5 0 m g / L、 S 全1 . 3~ 3 . 1 s / L , 用 少量盐酸调整 p H为 3 . 5左右 , 在搅拌槽 中加 4 0 g / L 胺化合物 商品名为A N P 胺 , 搅拌5 m i n , 给人浮 选机中, 经浮选得泡沫产 品, 经脱水后在 5膛多膛 炉 焙烧 , 焙烧渣含 WO 9 0 % 、 Mo 3 % , 再送往碳酸钠浸 出工艺 回收钨和钼 。 目前 , 国内外从含钼废液 中回收钼多用 离子交 换法 , 部分企业 已注意到用离子 浮选法 回收钼也是 一 种选择。 6 滑石 与辉钼 矿分 离 滑石是一种 常见 的硅酸盐 矿物, 分 子式 为 3 M g O 4 S i O 2 H 2 0 , 其质地柔软、 易被磨碎、 表面光 滑、 显示层状结构 , 具有天然可浮性 。这些特点与辉 钼矿十分相近 , 因此 , 选 矿学家 称滑石 与辉 钼矿为 “ 等可泽I生 矿物” , 欲将两者很好地分离, 作为现代 选矿技术很难实现 。从 含滑石为 5 % ~1 0 % 质量 分数 、 含钼 0 . 0 2 % ~0 . 1 5 % 的钼矿石 中选 出含钼 为4 5 % ~ 5 4 %的钼精矿, 回收率将非常低。 含滑石钼矿石十分常见, 如我国河南的上房沟 钼矿 、 夜长坪钼矿和勾蓉 钼矿等 。美国的皮 马铜钼 矿 、 宾厄姆 、 卡尤铜钼矿 等均含有不 同数量 的滑石。 在含钼 0 . 0 2 % ~ 0 . 0 4 %、 含滑石与绢云母 5 % 以上 的卡尤铜钼矿 , 曾用反浮选滑石抑制 辉钼矿或用浮 选辉钼矿抑制滑石 , 或将矿石粗选后 热处理改变滑 石 的表面特性 , 但得到 的钼精矿 品位 只有 1 5 . 7 % ~ 2 1 . 0 % 。对这部分低 品位钼精矿采用氧压氧化制取 高纯氧化钼的技术路线, 可使钼回收率保持在 6 0 % 以上 。 皮马矿业公司的研究人员研制一种滑石与辉钼 矿分离的方法, 用抑制剂抑制滑石, 用传统捕收剂和 起泡剂浮选辉钼矿 。滑石抑制剂为可溶性弱碱性金 属盐与强酸性金属盐混合物 , 如硅酸钠 、 碳酸钠等与 硫酸锌 、 硫酸铝等混合物 , 抑制剂的添加方法是先加 硅酸钠、 硫酸锌混合物 , 与矿浆搅拌 1 0~3 0 m i n后 , 再加一定量 的碳酸钠搅拌 , 之后再浮选辉钼矿。 以皮 马 铜 钼 矿 的 矿 样 为 例 , 矿 石 中 含 Mo 1 0 . 9 9 % 、 C u 2 % 左右 、 F e 2 % 左右 、 酸 不溶 物 6 9 % 用硝 酸加 氯 酸 钾 和浓 盐 酸 不溶 解 的矿 物 , 即滑 石 。不加抑制剂时 , 滑石与辉钼矿 同时上浮 , 几乎 不能分离。采用 7 . 3 k s / t 硫酸锌与 3 . 4 k s / t 碳酸钠 作滑石抑制剂 , 抑制剂与矿浆搅拌 3 0 mi n , 然后浮选 5 m i n , 钼精矿品位 3 2 . 5 6 % , 含酸不溶物 3 5 . 2 % , 钼 回收率 9 4 . 8 %, 酸不溶物 回收率 为 1 7 . 7 %, 即 8 2 . 3 %的滑石被抑制 。水玻璃 硅酸 钠 与硫 酸铝 合用抑制 滑石 结果 与 上述 结果 相 近。众所 周 知 , Zn .A 1 等金属离子与水玻璃合用所生成 的硅酸、 Z n O H 2 、 A l O H , 胶体可强化抑制作用 。 另一种含 Mo 4 . 1 3 % 、 含 大量滑石 的钼矿 中间 产品 , 再磨至 一0 . 2 m m全 部通过 , 用水调成 5 % 固 体的矿浆 , 加 4 . 5 k s / t 硫酸锌搅拌 3 0 m i n 、 矿浆 p H 为 6 . 8 , 加4 5 4 s / t 氢氧化钠 , 搅拌后 p H为7 . 1 , 最后 加 3 . 6 k s / t亚铁 氰 化钾 , p H 上升 至 8 . 2 , 浮选 5 m i n , 钼精矿产率 1 9 . 9 %、 含 M o 1 9 . 8 8 %, 钼回收率 9 5 . 5 % , 大部分滑石被抑制 。 7 高氧化率钼矿的水冶及浮选 高氧化率钼矿石是指辉钼矿在漫长的地质年代 ∞帅舳 加印 如∞ 如加 0 \ 料 回b 职齄 维普资讯 6 中国钼业 2 0 0 8年 2月 里经历了风蚀、 雨淋、 E t 照后辉钼矿矿床的上部局部 氧化 , 硫化钼部分或大部分被氧化为氧化钼或钼酸 盐的钼矿石。 局部氧化的钼矿石十分常见 , 例如美 国著名的 克罗拉多州的克莱迈科斯大型钼矿床, 其表层含有 大量的钼蓝、 少量的彩钼铅矿。我国河南一石英脉 花岗岩 型氧化 钼矿床, 钼矿石 含 M o 0 . 1 0 % ~ 0 . 1 6 % , 其中 8 0 %左 右钼为氧化钼 , 这类 氧化钼矿 有钼华、 钼钙矿和彩钼铅矿, 其余 2 0 %左右为辉钼 矿。另一氧化钼矿床的钼矿石氧化率约2 0 %、 辉钼 矿 占8 0 %左右 , 氧化钼为钼华 、 钼钙矿和钼铁矿 , 无 论是硫化钼 、 还是氧化钼矿其浸染粒度均很细 , 一般 为 O . o 2~ O . 0 4 m i ll , 在高分辨率电子显微镜下看到 的氧化钼矿物呈烟灰状, 六方层状晶体二硫化钼很 难看到。陕西一矽卡岩型钼矿床, 矿石含 M o 0 . 1 % 左右 , 钼矿物浸染粒度很细, 氧化率约 2 0 % , 当磨矿 细度 一 0 . 0 7 4 m m 占 9 o % , 用煤油和丁胺黑药作捕 收剂, 水玻璃、 六偏磷酸钠作抑制剂, 松醇油作起泡 剂时 , 钼粗选 回收率约 8 1 % , 对粗选尾矿 的岩矿鉴 定发现 , 大部分损失于尾矿中的钼为钼华 。云南一 氧化钼矿含 Mo高达 1 %左右 , 矿石为黄褐 色、 矿石 中钼氧化率 9 o % 以上 , 十分难选 , 部分矿石 为黄土 状 , 用氧化石蜡皂 、 羟肟酸作捕 收剂 、 低模数水玻璃 作脉石矿物抑制剂浮选效果较差。 在陕西洛南地区尚有几个山头, 几乎为9 0 %以 上 的氧化钼矿 , 储量 巨大 , 有待研究开发 , 但含 Mo 多在 0 . 0 3 % ~ 0 . 0 4 %之间 , 是未来 的钼宝库。 氧化钼矿属难选钼矿物 , 这是 因为它们属 天然 亲水性矿物, 另一原因是氧化钼矿物种类较多, 不像 辉钼矿那样单一, 各种氧化钼矿物表面物理与化学 性质差别也大 , 例如 钼钙矿和钼铁矿可被水玻璃等 脉石抑制剂抑制 , 在 浮选时抑制石英 等脉石时钼钙 矿被明显抑制 , 而氧化钼如钼华则相对易浮。此外 , 多数氧化钼矿物浸染粒度微细, 可浮性较低。 俄罗斯 一铜 钼选 厂 的细泥 , 曾被认 为 是一 种 “ 难处理的废料”, 该细泥中含 Mo 2 % ~ 3 % 、 C u 1 % ~ 2 % 、 细泥 中 3 0 % ~5 0 % 为硫 化 钼 , 即辉 钼矿 , 5 0 % ~7 0 %为氧化钼矿 , 氧化钼矿物有二氧化钼 、 三 氧化钼 、 钼钙矿和钼酸铁等 , 铜矿物有硫化铜 、 即辉 铜矿 、 大部分为辉铜矿的氧化物, 还有少量水溶性铜 矿物 , 大部分分布在 一 0 . 0 7 40 . 0 3 8 m m粒级 , 浸染 粒度微细 。 在实验室进行 多次探索的基础上 , 研究人员采 用 了碳酸钠浸出 一浮选法处理这种物料并获得 良好 结果 , 开创 了氧化率高的钼矿石处理方法的先河 , 实 验结果示于表 2 J 。 表 2 碳酸钠浸出实验结果 结果表明, 细泥中 8 0 % 以上氧化钼被碳酸钠浸 出, 并转为水溶性钼酸钠 , 浸 出液 中含 Mo约 8~1 O g / L , 可用离子交换树脂 回收, 铜也可回收。 碳酸钠浸出后 的浆料过滤 , 滤渣 中的钼大部分 为细粒辉钼矿 , 部分为氧化钼矿 , 这部分氧化钼矿物 在碳酸钠碱性溶液中可溶性较差 , 因此未被溶解 , 碳 酸钠浸 渣含 Mo 0 . 9 8 % ~2 . O 0 % 、 含 C u 1 . 6 % ~ 1 . 8 % 。 将碳酸钠浸渣配成含固体3 0 %的矿浆, 添加 8 O g / t 油酸、2 1 0 g / t 煤油、 2 0 k g / t 碳酸钠, 浮选3 5 m in , 钼回收率为 9 6 . 5 % 、 铜 回收率为 9 5 . 4 %、 尾矿 中含 Mo 0 . 0 5 %、 C u 0 . 1 2 %。增加油酸至 1 2 0 g / t 、 煤 油 3 0 0 g / t 、 碳 酸钠仍 为 2 O k g / t , 浮选 时 间延长 至 7 O m i n 、 钼回收率 9 8 . 3 7 % 、 尾 矿含 Mo 0 . O 1 %、 铜 回收 率 9 7 . 1 0 % 、 尾矿含 C u 0 . 0 8 %。试验的碳酸钠浸渣 含 M o 0 . 9 8 % 、 含 C u 1 . 6 3 % , 所选得 的铜钼混合精 矿适于用水冶法回收 , 钼可用于生产钼酸铵。 国内也有人用氧化石蜡皂与羟肟酸浮选高氧化 率钼矿石, 用水玻璃作抑制剂, 浮选出低品位钼粗精 矿, 再用碳酸钠、 苛性钠浸出, 钼回收率也较高。 8 浮选 的局 限 现代浮选理论与实践对于越来越多的难选钼矿 石 , 诸如微细浸染 的辉钼矿矿石 、 烟灰状钼矿石 、 同 维普资讯 第 3 2卷 第 1 期 张文钲 钼矿选矿技术进展 7 质异相的非晶质辉钼矿矿石 、 滑石型钼矿石 、 含碳质 钼矿石 、 泥化严重 的钼矿石 、 高氧化率钼矿石 、 氧化 钼矿和复杂 的多金 属钼矿石等 钼矿石 显得无能 为 力 , 浮选的结果不是钼精矿品位不高 , 就是钼回收率 很低 , 或有二者均低 。 为了充分利用钼资源, 实现节能减排 。很多研 究人员对这类难选钼矿石提 出先浮选出低品位钼精 矿 , 如含钼 1 5 % ~2 0 % 的钼精矿 , 而后 将低品位钼 精矿氧压氧化浸 出, 生产纯三氧化钼。著名 的阿麦 克斯钼公司的研究人员提 出, 对难选钼矿石先浮选 出低品位钼精矿 , 而后氧压氧化浸出, 再浮选未氧化 的辉钼矿得 出纯三氧化钼和少量辉钼矿精矿 , 钼精 矿返回高压反应釜氧化 , 这 即是浮选 一浸 出 一浮选 工艺。浮选尾矿为最终尾矿 。 浮选 一浸 出 一浮 选 工 艺 具 有 一 定 的 优 越 性 ’ “ , 例如低 品位钼精矿 , 含 M o 1 5 %的钼精矿在 高压反应釜 中调浆 , 浆料 中含 固体 1 0 % ~2 0 % , 在 1 6 0~2 0 0 o C、 1 . 4~1 . 8 M P a下 充氧氧化 。研究 发 现 , 充氧氧化 1 h后大部分低品位钼精矿 中的辉 钼 矿被氧化为可溶性三 氧化钼和不溶性三氧化钼 , 一 小部分 辉 钼矿 未被 氧 化 , 可 称 之为 “ 顽 氧 化 辉 钼 矿” , 将氧压氧化的浆料从反应釜放 出, 过滤得 含可 溶性三氧化钼滤液 , 经溶剂萃取 回收 , 液相返回反应 釜 , 不溶性氧化钼和未氧化的辉钼矿部分为滤渣 , 用 碳酸钠和苛性钠浸出得钼酸钠溶液, 碱浸渣用浮选 法回收辉钼矿 , 得到的辉 钼矿也返 回反应釜氧压氧 化。研究显示 , 一部分浆料返 回反应釜 , 有利于辉钼 矿的氧化 , 所以从反应釜放 出的少部分浆料也返 回 反应釜。从碳酸钠、 苛性钠浸出液先萃取铼 铼有 回收价值时 , 反萃得高铼酸铵。而后用 1 0 %D T A D 有机胺 、 5 %癸醇和 8 5 % E s c a id 溶剂 混合物溶 剂萃取钼, 反萃得钼酸铵, 经净化、 浓缩结晶得二钼 酸铵 , 再热解得纯三氧化钼产品。浸 出 一萃取 一反 萃阶段钼的总回收率一般为 9 8 %左右 , 如果难选钼 矿浮选 产 出 含 Mo 1 5 % 阶段 钼 的浮 选 回收 率 为 7 5 % , 总回收率可达 7 3 %左右。 与低品位钼精矿氧化焙烧 、 氨浸 法 回收钼酸铵 再热解为纯三氧化钼传统工艺 比较 , 氧压氧化 一浮 选法钼回收率较高 , 无低浓度二 氧化硫废气处理问 题 , 由于氧压氧化时问仅为 1 h左右 , 温度为 1 6 0~ 2 0 0 o C, 较氧化 焙烧
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