CN105903552B - 一种高效回收微细粒钼矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种高效回收微细粒钼矿的选矿方法,采用硫诱导与油团聚浮选相结合的分选新工艺,通过油团聚增大微细矿粒表观浮选粒度、硫诱导提高伴生金属矿的富集,确保了粗磨阶段获得高回收率的钼粗精矿;再磨及精选阶段,辉钼矿团聚体经机械作用解聚后与烃油重新富集,并通过药剂制度的优化,实现辉钼矿与伴生金属矿的有效分离,可获得钼精矿品位大于30%且回收率87%以上的选矿指标。本发明有效地解决了晶体粒度0.020mm以下辉钼矿回收利用难的问题。
Description
技术领域
本发明涉及有色金属选矿技术领域,特别是涉及一种从微细粒钼矿中高效回收钼的选矿方法。
背景技术
随着工业不断发展,钼金属需求量逐渐增加,钼矿资源被大量开采,特别那些易选钼矿逐渐枯竭,因而为了满足工业需求,一些难选钼矿资源如微细粒辉钼矿的回收利用正引起人们的广泛关注。由于辉钼矿具有良好的天然可浮性,一般采用泡沫浮选法回收辉钼矿。辉钼矿属六方晶系,呈层片状结晶构造,在破碎磨矿后,极易沿层间裂解呈片状或板状产出,形成非极性的疏水“表面”及极性亲水“棱面”。尺寸较大的辉钼矿颗粒一般认为是天然疏水矿物,但随着颗粒尺寸逐渐减小,面/棱比降低,导致辉钼矿颗粒表面疏水性降低及其浮选性能下降。此外,微细粒矿物浮选主要有三大不利于浮选的性质导致精矿品位低、回收率低且药剂消耗大,即单颗粒质量小、比表面积大和表面键力不饱和。因此,采用常规浮选方法难以成功回收微细粒浸染状辉钼矿。
近年来,针对常规浮选难以选别粒级为-0.038mm矿物这一难题,研究者们提出一些改进技术,如载体浮选、絮凝浮选、柱浮选和油团聚浮选等。目前,油团聚分选技术在矿物加工中并不陌生,已经用于细煤的脱灰脱硫、细粒金的回收、细粒氧化矿的浮选、废纸脱墨及废水处理等研究领域,然而对于晶体粒度为-0.020mm的微细粒辉钼矿的浮选回收,目前几乎没有成功的研究报道和工业实践。
发明内容
本发明的目的是提供一种从微细粒钼矿中高效回收钼的选矿方法,解决现有选矿方法无法回收微细粒钼矿物的问题,提高钼的综合回收率。
本发明一种高效回收微细粒钼矿的选矿方法;包括下述步骤:
步骤一
微细粒钼矿首先经一段磨矿后,加水调浆得到浮选矿浆;一段磨矿时加入调整剂和非极性捕收剂,所述调整剂中含有硫元素;
步骤二
往步骤一所得浮选矿浆中加入起泡剂和非极性捕收剂并进行粗选;得到一段钼粗精矿;
步骤三
将步骤二所得一段钼粗精矿进行再磨,得到矿浆,往所得矿浆中加入调整剂混合均匀,得到二次预选浆料,对二次预选浆料进行粗选,得到二段钼粗精矿;再磨时,加入非极性捕收剂;所述调整剂中含有硫元素;
步骤四
对步骤三所得二段钼粗精矿进行精选,得到最终钼精矿;精选时补入调整剂;所述所述调整剂中含有硫元素。
作为优选方案,步骤一中所述微细粒钼矿优选为辉钼矿。所述辉钼矿的粒度为0.001~0.060mm、优选为0.001~0.030mm、进一步优选为0.001~0.020mm。作为进一步的优选方案,所述辉钼矿中,粒级为-0.020mm的辉钼矿的占所述辉钼矿总质量的10%~60%。
作为优选方案;步骤一中所述微细粒钼矿是以微细粒-细粒嵌布为主的辉钼矿。
作为优选方案;步骤一中,一段磨矿时,控制磨矿浓度为55%~65%,磨矿细度为-0.074mm占90%以上。
作为优选方案;步骤一中,一段磨矿时,调整剂相对微细粒钼矿的加入量为1.0-6.0kg/t,非极性捕收剂相对微细粒钼矿的加入量为0.8-1.6kg/t。
作为优选方案;步骤二中起泡剂相对微细粒钼矿的加入量为80-200g/t、非极性捕收剂相对微细粒钼矿的加入量为0.4-0.8kg/t。
作为优选方案;步骤二中,所述粗选的次数为2-3次、优选为2次。
作为优选方案;步骤二中,粗选得到一段钼粗精矿和粗选剩余物1;粗选剩余物1在补入非极性捕收剂后经扫选,得到扫选中矿和最终尾矿1,扫选中矿返回步骤二中进行粗选。扫选粗选剩余物1时,非极性捕收剂相对微细粒钼矿的加入量为80-200g/t。
作为优选方案;步骤三中,再磨的磨矿细度为-0.038mm达99%以上。
作为优选方案;步骤三中,非极性捕收剂相对微细粒钼矿的加入量为0.8-1.6kg/t;调整剂相对微细粒钼矿的加入量为50~400g/t。
作为优选方案;步骤三中,对二次预选浆料进行粗选得到粗选剩余物2和二段钼粗精矿;粗选剩余物2经扫选,得到再磨钼中矿和尾矿2,再磨钼中矿返回步骤三中进行粗选。作为优选方案,粗选剩余物2经2次扫选作业,得到再磨钼中矿和尾矿2。粗选剩余物2经2次扫选作业时,非极性捕收剂相对微细粒钼矿的加入量分别为0.4~0.8kg/t、0.2~0.4kg/t。
作为优选方案;步骤四中,对步骤三所得二段钼粗精矿进行五次精选,得到最终钼精矿。
作为优选方案;步骤四中精选时,调整剂相对微细粒钼矿的总加入量范围为50~800g/t。
作为优选方案;所述非极性捕收剂为煤油、柴油或变压器油中至少一种。
作为优选方案;所述起泡剂为二号油或甲基异丁基甲醇(MIBC)。
作为优选方案;步骤一中所述调整剂为硫化钠;
步骤三中,将步骤二所得一段钼粗精矿进行再磨,得到矿浆,往所得矿浆中加入调整剂混合均匀,得到二次预选浆料;所述调整剂选自硫化钠、硫代硫酸钠、巯基乙酸钠中的至少一种;
步骤四中,所述调整剂选自硫化钠、硫代硫酸钠、巯基乙酸钠中的至少一种。
原理和优势
本发明针对晶体粒度0.020mm以下辉钼矿回收利用难的问题,提出了硫诱导与油团聚浮选相结合的分选新工艺,通过油团聚增大微细矿粒表观浮选粒度通过硫诱导提高伴生金属矿的富集,保证在粗磨阶段获得高回收率的钼粗精矿,再磨及精选阶段,辉钼矿团聚体经机械作用解聚后与烃油重新富集,通过药剂制度的优化,解决了常规浮选难以回收微细粒辉钼矿的技术难题。与采用常规浮选工艺处理晶体粒度0.020mm以下的辉钼矿比较,本发明方法获得的钼精矿品位从12%提高到30%,钼回收率从65%提高到87%以上。
附图说明
图1为本发明实施例所用选矿工艺流程得示意图。
具体实施方式
本发明由下列实施例进一步说明,但不受这些实施例的限制。实施例中所有百分数除另有规定外均指质量。
本发明实施例均为工业化应用实施例。
实施例1
内蒙古某斑岩型钼矿,矿石中金属矿物主要有黄铁矿、辉钼矿、磁铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿等;脉石矿物主要为石英、钾长石、钠长石、白云母、绢云母、黑云母等。原矿含钼0.225%,钼的氧化率为5.85%。辉钼矿以微细粒-细粒嵌布为主(简称微细粒钼矿),矿石中辉钼矿的粒度一般为0.005~0.030mm,在-0.020mm粒级中辉钼矿的占有率达到51.60%。如图1所示工艺流程,具体工艺参数为:
(1)磨矿过程:将微细粒钼矿与3000克/吨硫化钠调整剂、1600克/吨柴油一起入球磨机中,加水进行湿式磨矿,得到矿浆,控制磨矿浓度为55%,磨矿细度为-0.074mm占90%。
(2)两次粗选:在步骤(1)所得矿浆中,加入200克/吨二号油,在浮选机中进行第一次粗选,然后再加入800克/吨柴油进行第二次粗选,两次粗选获得的泡沫产品合并为粗选精矿,槽内产品为粗选中矿。
(3)一次扫选:在步骤(2)得到的粗选中矿中,加入200克/吨柴油进行扫选作业,并收集泡沫产品为扫选中矿、槽内产品为最终尾矿1,扫选中矿返回上一级粗选作业再选。
(4)再磨后二段粗扫选:将步骤(2)获得的粗选精矿与1600克/吨柴油一起入球磨机中,再磨至细度-0.038mm达99%,然后加入200克/吨巯基乙酸钠,进行粗选作业,获得的泡沫产品为二段粗选精矿,槽内产品在柴油的添加量分别为800克/吨和400克/吨的条件下继续两次扫选作业,每次扫选的泡沫产品分别返回上一级作业再选,第二次扫选后的槽内产品为二段尾矿2。
(5)精选:对步骤(4)获得的二段粗选精矿进行五次精选,每次作业的槽内产品分别返回上一级作业再选,泡沫产品进入下一步选别,每次精选作业都添加巯基乙酸钠,其添加量分别为300、200、100、50、50克/吨,经第五次精选后获得的泡沫产品为钼精矿。钼精矿中钼品位为31.78%,钼回收率为88.95%。
浮选闭路试验的具体结果见表1。
表1 浮选闭路试验结果
实施例2
内蒙古日处理100t/d某斑岩型钼矿,矿石中金属矿物主要有黄铁矿、辉钼矿、磁铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿等;脉石矿物主要为石英、钾长石、钠长石、白云母、绢云母、黑云母等。原矿含钼0.154%,钼的氧化率为4.65%。辉钼矿以微细粒-细粒嵌布为主(简称微细粒钼矿),矿石中辉钼矿的粒度一般为0.001~0.020mm,在-0.020mm粒级中辉钼矿的占有率达到60.57%。如图1所示工艺流程,具体工艺参数为:
(1)磨矿过程:将微细粒钼矿与4000克/吨硫化钠调整剂、1000克/吨煤油一起入球磨机中,加水进行湿式磨矿,控制磨矿浓度为55%,磨矿细度为-0.074mm占91%。
(2)两次粗选:在步骤(1)后的矿浆中,加入150克/吨二号油,在浮选机中进行第一次粗选,然后再加入500克/吨煤油进行第二次粗选,两次粗选获得的泡沫产品合并为粗选精矿,槽内产品为粗选中矿。
(3)一次扫选:在步骤(2)得到的粗选中矿中,加入150克/吨煤油进行扫选作业,并收集泡沫产品为扫选中矿、槽内产品为最终尾矿1,扫选中矿返回上一级粗选作业再选。
(4)再磨后二段粗扫选:将步骤(2)获得的粗选精矿与1200克/吨煤油一起入球磨机中,再磨至细度-0.038mm达99%,然后加入400克/吨硫代硫酸钠,进行粗选作业,获得的泡沫产品为二段粗选精矿,槽内产品在煤油的添加量分别为600克/吨和300克/吨的条件下继续两次扫选作业,每次扫选的泡沫产品分别返回上一级作业再选,第二次扫选后的槽内产品为二段尾矿2。
(5)精选:对步骤(4)获得的二段粗选精矿进行五次精选,每次作业的槽内产品分别返回上一级作业再选,泡沫产品进入下一步选别,每次精选作业都添加硫代硫酸钠,其添加量分别为300、200、150、100、50克/吨,经第五次精选后获得的泡沫产品为钼精矿。钼精矿中钼品位、回收率分别为30.18%和87.98%。
浮选闭路试验的具体结果见表2。
表2 浮选闭路试验结果
产品名称 | 产率(%) | Mo品位(%) | Mo回收率(%) |
钼精矿 | 0.45 | 30.18 | 87.98 |
尾矿2 | 10.68 | 0.024 | 1.66 |
尾矿1 | 88.87 | 0.018 | 10.36 |
原矿 | 100.00 | 0.154 | 100.00 |
实施例3
陕西某斑岩型钼矿,矿石中金属矿物主要有辉钼矿、磁铁矿、黄铁矿、磁黄铁矿,偶见黄铜矿;脉石矿物主要为石英、透辉石、方解石、绢云母、萤石、长石、绿泥石、蛇纹石、滑石和黑云母等。原矿含钼0.11%,钼的氧化率为6.52%。辉钼矿以微细粒-细粒嵌布为主(简称微细粒钼矿),矿石中辉钼矿的粒度一般为0.010~0.10mm,在-0.020mm粒级中辉钼矿的占有率达到10.68%。
如图1所示工艺流程,具体工艺参数为:
(1)磨矿过程:将微细粒钼矿与1000克/吨硫化钠调整剂、800克/吨变压器油一起入球磨机中,加水进行湿式磨矿,控制磨矿浓度为65%,磨矿细度为-0.074mm占93%。
(2)两次粗选:在步骤(1)后的矿浆中,加入80克/吨甲基异丁基甲醇(MIBC),在浮选机中进行第一次粗选,然后再加入400克/吨变压器油进行第二次粗选,两次粗选获得的泡沫产品合并为粗选精矿,槽内产品为粗选中矿。
(3)一次扫选:在步骤(2)得到的粗选中矿中,加入80克/吨变压器油进行扫选作业,并收集泡沫产品为扫选中矿、槽内产品为最终尾矿1,扫选中矿返回上一级粗选作业再选。
(4)再磨后二段粗扫选:将步骤(2)获得的粗选精矿与800克/吨变压器油一起入球磨机中,再磨至细度-0.038mm达99%,然后加入50克/吨巯基乙酸钠,进行粗选作业,获得的泡沫产品为二段粗选精矿,槽内产品在变压器油的添加量分别为400克/吨和200克/吨的条件下继续两次扫选作业,每次扫选的泡沫产品分别返回上一级作业再选,第二次扫选后的槽内产品为二段尾矿2。
(5)精选:对步骤(4)获得的二段粗选精矿进行五次精选,每次作业的槽内产品分别返回上一级作业再选,泡沫产品进入下一步选别,每次精选作业都添加硫化钠,其添加量分别为20、10、10、5、5克/吨,经第五次精选后获得的泡沫产品为钼精矿。钼精矿中钼品位、回收率分别为30.18%和87.80%。
浮选闭路试验的具体结果见表3。
表3 浮选闭路试验结果
产品名称 | 产率(%) | Mo品位(%) | Mo回收率(%) |
钼精矿 | 0.32 | 30.18 | 87.80 |
尾矿2 | 8.21 | 0.019 | 1.39 |
尾矿1 | 91.47 | 0.013 | 10.81 |
原矿 | 100.00 | 0.11 | 100.00 |
实施例4
陕西某斑岩型钼矿,矿石中金属矿物主要有辉钼矿、磁铁矿、黄铁矿、磁黄铁矿,偶见黄铜矿;脉石矿物主要为石英、透辉石、方解石、绢云母、萤石、长石、绿泥石、蛇纹石、滑石和黑云母等。原矿含钼0.21%,钼的氧化率为10.24%。辉钼矿以微细粒-细粒嵌布为主(简称微细粒钼矿),矿石中辉钼矿的粒度一般为0.010~0.060mm,在-0.020mm粒级中辉钼矿的占有率达到19.20%。
如图1所示工艺流程,具体工艺参数为:
(1)磨矿过程:将微细粒钼矿与6000克/吨硫化钠调整剂、1000克/吨变压器油一起入球磨机中,加水进行湿式磨矿,控制磨矿浓度为65%,磨矿细度为-0.074mm占93%。
(2)两次粗选:在步骤(1)后的矿浆中,加入100克/吨甲基异丁基甲醇(MIBC),在浮选机中进行第一次粗选,然后再加入500克/吨变压器油进行第二次粗选,两次粗选获得的泡沫产品合并为粗选精矿,槽内产品为粗选中矿。
(3)一次扫选:在步骤(2)得到的粗选中矿中,加入200克/吨变压器油进行扫选作业,并收集泡沫产品为扫选中矿、槽内产品为最终尾矿1,扫选中矿返回上一级粗选作业再选。
(4)再磨后二段粗扫选:将步骤(2)获得的粗选精矿与1200克/吨变压器油一起入球磨机中,再磨至细度-0.038mm达99%,然后加入50克/吨巯基乙酸钠,进行粗选作业,获得的泡沫产品为二段粗选精矿,槽内产品在变压器油的添加量分别为600克/吨和200克/吨的条件下继续两次扫选作业,每次扫选的泡沫产品分别返回上一级作业再选,第二次扫选后的槽内产品为二段尾矿2。
(5)精选:对步骤(4)获得的二段粗选精矿进行五次精选,每次作业的槽内产品分别返回上一级作业再选,泡沫产品进入下一步选别,每次精选作业都添加巯基乙酸钠,其添加量分别为30、15、10、5、5克/吨,经第五次精选后获得的泡沫产品为钼精矿。钼精矿中钼品位、回收率分别为30.12%和87.49%。
浮选闭路试验的具体结果见表4。
表4 浮选闭路试验结果
产品名称 | 产率(%) | Mo品位(%) | Mo回收率(%) |
钼精矿 | 0.61 | 30.12 | 87.49 |
尾矿2 | 11.50 | 0.037 | 2.05 |
尾矿1 | 87.89 | 0.025 | 10.46 |
原矿 | 100.00 | 0.21 | 100.00 |
Claims (2)
1.一种高效回收微细粒钼矿的选矿方法;其特征在于包括下述步骤:
步骤一
微细粒钼矿首先经一段磨矿后,加水调浆得到浮选矿浆;一段磨矿时加入调整剂和非极性捕收剂,所述调整剂为硫化钠;
所述微细粒钼矿为辉钼矿;所述辉钼矿的粒度为0.001~0.030mm;所述辉钼矿中,粒级为-0.020mm的辉钼矿占所述辉钼矿总质量的10%~60%;
一段磨矿时,控制磨矿浓度为55%~65%,磨矿细度为-0.074mm占90%以上;调整剂相对微细粒钼矿的加入量为1.0-6.0kg/t,非极性捕收剂相对微细粒钼矿的加入量为0.8-1.6kg/t;
步骤二
往步骤一所得浮选矿浆中加入起泡剂和非极性捕收剂并进行粗选;得到一段钼粗精矿;步骤二中,起泡剂相对微细粒钼矿的加入量为80-200g/t、非极性捕收剂相对微细粒钼矿的加入量为0.4-0.8kg/t;所述粗选的次数为2-3次;
步骤二中,粗选得到一段钼粗精矿和粗选剩余物1;粗选剩余物1在补入非极性捕收剂后经扫选,得到扫选中矿和最终尾矿1,扫选中矿返回步骤二中进行粗选;扫选粗选剩余物1时,非极性捕收剂相对微细粒钼矿的加入量为80-200g/t;
步骤三
将步骤二所得一段钼粗精矿进行再磨,得到矿浆,往所得矿浆中加入调整剂混合均匀,得到二次预选浆料;对二次预选浆料进行粗选,得到二段钼粗精矿;再磨时,加入非极性捕收剂;所述调整剂选自硫化钠、硫代硫酸钠、巯基乙酸钠中的至少一种;
步骤三中,
再磨的磨矿细度为-0.038mm达99%以上;
非极性捕收剂相对微细粒钼矿的加入量为0.8-1.6kg/t;调整剂相对微细粒钼矿的加入量为50~400g/t;
对二次预选浆料进行粗选得到粗选剩余物2和二段钼粗精矿;粗选剩余物2经扫选,得到再磨钼中矿和尾矿2,再磨钼中矿返回步骤三中进行粗选;
步骤四
对步骤三所得二段钼粗精矿进行五次精选,得到最终钼精矿;精选时补入调整剂;所述调整剂选自硫化钠、硫代硫酸钠、巯基乙酸钠中的至少一种;
精选时,调整剂相对微细粒钼矿的总加入量范围为50~800g/t;
所述非极性捕收剂为煤油、柴油或变压器油中至少一种;
所述起泡剂为二号油或甲基异丁基甲醇。
2.根据权利要求1所述的一种高效回收微细粒钼矿的选矿方法;其特征在于:粗选剩余物2经2次扫选作业,得到再磨钼中矿和尾矿2;粗选剩余物2经2次扫选作业时,非极性捕收剂相对微细粒钼矿的加入量分别为0.4~0.8kg/t、0.2~0.4kg/t。
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