CN104511373A

CN104511373A - 一种高氧化率钼矿的选矿方法

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Publication number: CN104511373A
Application number: CN201310443531.3A
Authority: CN
Inventors: 于雪; 尹文新; 陈宏�; 张向军; 陈新林
Original assignee: SHENYANG RESEARCH INSTITUTE OF NONFERROUS METALS
Current assignee: SHENYANG RESEARCH INSTITUTE OF NONFERROUS METALS
Priority date: 2013-09-26
Filing date: 2013-09-26
Publication date: 2015-04-15

Abstract

一种高氧化率钼矿的选矿方法，其步骤为：将破碎后的原矿及氢氧化钠、碳酸钠和煤油进行一段磨矿, 加入水玻璃、硫酸铝、捕收剂QY和2^#油进行第一次粗选,加入氢氧化钠、碳酸钠、水玻璃、硫酸铝、捕收剂QY和2^#油进行第二次粗选,加入氢氧化钠、碳酸钠，水玻璃、捕收剂QY和2^#油进行第三次粗选和二次扫选,在三次粗选的粗精矿中加入碳酸钠、水玻璃、硫酸铝进行再磨矿，再磨后加入捕收剂QY和2^#油进行再磨后粗选和进行二次精扫选,粗选的粗精矿中加入水玻璃、硫酸铝、捕收剂QY进行三次精选,原矿粗选、扫选后获得粗精矿和尾矿1,粗精矿再磨矿后精选和精扫选后获得钼精矿和尾矿2。

Description

一种高氧化率钼矿的选矿方法

技术领域

本发明涉及一种高氧化率钼矿的选矿方法,特别是涉及一种浮选钨钼钙矿、彩钼铅矿等钼矿物含量较高的氧化钼矿方法，属于选矿技术领域。

背景技术

中国钼矿资源丰富，已探明的钼储量约为855万吨，位居世界第二位。随着国民经济的发展，对钼金属的需求量逐渐增加，易选钼资源逐渐减少，复杂难选钼氧化矿资源（或硫氧混合钼资源）将开发和利用对象，并且有效提高现有开发利用的钼矿资源综合水平成为当务之急。目前，在权威资料上并未见钼氧化矿地质储量报道。根据现有有限的发表资料和地质调查，我国钼氧化矿钼金属储量50万吨以上。

由于钼氧化矿石在国内外研究比较少，在一般含钼矿石浮选回收钼矿物时，钼氧化矿物多被认为没有回收价值或较难回收而弃之于尾矿损失掉，生产中有的矿山也多以硫化矿计算回收指标。对于钼氧化矿物的浮选回收，至目前回收钼氧化矿的资料报道较少,特别是高氧化率钼矿浮选资料少之又少。

氧化钼矿因可浮性差，与脉石矿物浮选性质差异小，必须通过合理工艺及添加选矿药剂改变其可浮性，因此氧化钼矿浮选合理的工艺流程和捕收剂及调整剂的选择是非常重要的。用常规的油酸、731的氧化矿捕收剂，因其选择性较差，药剂用量较大，生产成本较高，加之氧化钼矿物的可浮性与其中的含钙脉石矿物的可浮性差异小，得到的精矿品位非常低。

前苏联И·A·思特里金特等人首先研究并首次用于巴尔哈什选矿厂，以东科恩拉德硫化钼浮选尾矿中回收钼钙矿。钼钙矿捕收剂通常用油酸（约100g/t），为同时回收辉钼矿，还须加入煤油（200g/t），起泡剂采用二甲酚。浮选工艺包括粗选、扫选，粗精矿加水玻璃（1300g/t），经蒸吹（温度85℃下处理30～40min），再过滤、脱药，并用新鲜水调浆后进行四次精选。煤油、油酸捕收力较弱，选择性较差，所以泡沫产品中钼钙矿的品位和回收率都较低，无法产出合格的钼精矿，只能获取含钼7.5%～15%、铜2%～3%、钙30%～35%、铁3%～8%、硫4%～6%的钼产品。

前苏联稀有金属科学研究所索尔库茨克分所提出选别索尔斯克氧化钼的工艺：采用6000g/t苏打、1500g/t油酸、1500g/t煤油、100g/t松油，经一次粗选、一次扫选，结果见表1。

表1 索尔斯克浮选氧化钼结果。

赵平等人研究的某钼矿为硫化钼和氧化钼混合矿石, 矿石氧化率高达68.50%。选择磨矿细度为-0.075占70%, 硫化钼浮选采用煤油为捕收剂、2^#油为起泡剂，经一次粗选二次扫选，粗精矿直接精选五次、中矿顺序返回等常规选钼药剂和工艺流程；氧化矿采用RT捕收剂用量500g/t、抑制剂改性水玻璃用量超过2000g/t、粗精矿浓缩脱药、加温精选的工艺流程。精选采用粗精矿浓缩脱药, 浓缩后矿浆加温至85℃ , 保温4h, 加入水玻璃5～8 kg/t，然后浓度稀释至35%, 经一次粗选四次精选二次扫选流程选别, 精选中矿顺序返回, 得到氧化钼精矿钼品位27.65%,回收率为47.98%。

有资料报导，某矿石中钼品位为0.124%～0.142%，氧化钼品位很高(有时占总量的25%) 。试验药剂油酸钠为100克/ 吨, 磺烷油为10克/吨, 煤油为335克/吨, 苏打为300克/吨时。粗精矿进行再磨, 然后进行浮选。精选包括采用硫酸钠和蒸吹精矿以抑制黄铁矿和石英的四次精选工序。选矿厂氧化钼回收率统计结果见表2。

表2 选矿厂氧化钼回收率统计结果(%)。

班数	27	37	62	91	10	32	74	53	114
										钼回收率平均指标	58.40	57.04	56.87	66.29	56.23	60.51	63.79	58.61	59.99

发明内容

本发明的目的就在于克服已有技术中的氧化钼选矿的弊端：（1）精选采用粗精矿浓缩脱药, 浓缩后矿浆加温至85℃ , 保温4h, 加入大量水玻璃，（2）精选包括采用硫酸钠和蒸吹精矿以抑制黄铁矿和石英的四次精选工序。通过本发明给出一种高氧化率钼矿的选矿方法，使精矿钼品位和回收率有较大幅度提高。

本发明的目的是通过以下技术方案实现的。

一种高氧化率钼矿的选矿方法。其特征是。

（1）将破碎后的原矿装入球磨机，在球磨中分别加入氢氧化钠和碳酸钠各500～1000克/吨、使磨矿后矿浆pH值为8～9，同时加入煤油20～40克/吨，一段磨矿到-0.075毫米占80～90％。

（2）磨矿后把矿浆倒入浮选槽，调浆至矿浆浓度为35％，依次加入水玻璃2000～4000克/吨，硫酸铝200～400克/吨，捕收剂QY 500～900克/吨和2^#油8克/吨，进行第一次粗选，粗选时间3～4分钟。

（3）第一次粗选后，加入氢氧化钠和碳酸钠各200～400克/吨，调节矿浆pH值为8～9，依次加入水玻璃200～500克/吨，硫酸铝100克/吨，捕收剂QY 300～600克/吨和2^#油5克/吨，进行第二次粗选，粗选时间2～3分钟。

（4）第二次粗选后，加入氢氧化钠和碳酸钠各100～200克/吨，调节矿浆pH值为8～9，依次加入水玻璃150～300克/吨，捕收剂QY 200～400克/吨和2^#油5克/吨，进行第三次粗选，粗选时间2分钟。

（5）第三次粗选后，分别加入适量的氢氧化钠和碳酸钠，调节矿浆pH值为8～9，再依次加入适量的水玻璃、硫酸铝、捕收剂、2^#油进行第一次和第二次扫选。

（6）将三次粗选的粗精矿装入球磨机中，在球磨中分别加入碳酸钠100～200克/吨，水玻璃200～500克/吨，硫酸铝100克/吨，磨矿到-0.075毫米占95～99.5％,倒入浮选槽中调浆至矿浆浓度为30％,依次加入捕收剂QY 200～400克/吨和2^#油6克/吨，进行再磨后粗选。

（7）在再磨--粗选后，向矿浆中依次加入适量的碳酸钠、水玻璃、硫酸铝、捕收剂、2^#油等进行再磨—粗选后第一次和第二精扫选。

（8）在再磨--粗选的粗精矿中依次依次加入适量的水玻璃、硫酸铝、捕收剂QY等进行第一次和第二精选。

（9）第二次精选后的精矿中不加入任何药剂进行第三次精选。原矿粗选、扫选后获得粗精矿和尾矿1；粗精矿再磨矿后精选和精扫选后获得钼精矿和尾矿2。

本发明所使用的捕收剂QY是申请人沈阳有色金属研究院生产并公开销售的,商标为金峰。

与现有技术相比,本发明的有益效果是。

本发明的处理对象为高氧化率钼矿石，采用粗精矿再磨矿，煤油和捕收剂QY，加碳酸钠、氢氧化钠浮选法，氧化钼矿钼回收率较现有技术回收率提高18个百分点以上，钼品位提高7个百分点以上，对有效处理和开发利用高氧化率钼矿资源具有重要意义。

附图说明

图1为本发明给出的实施例1试验工艺及条件的流程图。

图2为本发明给出的实施例2试验工艺及条件的流程图。

具体实施方式

下面结合实施例对本发明的技术方案作进一步说明，但本发明并非局限于此。

实施例1。

某矿石中含钼矿物主要有钨钼钙矿、彩钼铅矿、其次为钼华（铁钼华），钼金属分布率分别为56.45%、37.87%和4.99%，矿石中钼氧化率达99.50%；其它金属矿物主要有褐铁矿、赤铁矿及一些铁氢氧化物，矿石中含极少量金属硫化物。非金属矿物主要有石英、长石和易泥化的高岭土、绢云母、碳酸盐矿物等。钼矿物多以不规则胶粒状分布在脉石矿物颗粒间，粗磨矿难以达到有效解离。矿石样品钼品位为2.88%，该矿床氧化矿石储量较大，钼品位较高，经济价值亦很高。

原矿多元素化学分析结果见表3。

表3 原矿多元素化学分析结果（%）。

元　素	Zn	Re	Mo	Cu	P₂O₅
						含　量	0.004	0.021	2.88	0.007	0.155
元　素	S	Fe₂O₃	As	Pb	SiO₂
						含　量	0.069	8.86	2.5	0.046	68.13
元　素	Al₂O₃	CaO	MgO	K₂O	Na₂O
						含　量	8.07	2.04	0.093	0.206	0.075

在该项试验中，先后试验了常规捕收剂的硫酸铜活化法，硫化钠硫化法。通过不同工艺流程和组合药剂试验，最终发现了该氧化钼矿石适合二段磨矿，捕收剂QY+碳酸钠、氢氧化钠浮选法。

本发明给出的这种钼氧化矿物的选矿方法,依次由以下步骤组成。

（1）将破碎后的原矿装入球磨机，在球磨机中分别加入氢氧化钠和碳酸钠各1000克/吨、使磨矿后矿浆pH值为8～9，同时加入煤油40克/吨，一段磨矿到-0.075毫米占90％。

（2）磨矿后把矿浆倒入浮选槽，调浆至矿浆浓度为35％，依次加入水玻璃4000克/吨，硫酸铝400克/吨，捕收剂QY 900克/吨和2^#油8克/吨，进行第一次粗选，粗选时间4分钟。

（3）第一次粗选后，加入氢氧化钠和碳酸钠各400克/吨，调节矿浆pH值为8～9，依次加入水玻璃500克/吨，硫酸铝100克/吨，捕收剂QY 600克/吨和2^#油5克/吨，进行第二次粗选，粗选时间3分钟。

（4）第二次粗选后，加入氢氧化钠和碳酸钠各200克/吨，调节矿浆pH值为8～9，依次加入水玻璃300克/吨，捕收剂QY 400克/吨和2^#油5克/吨，进行第三次粗选，粗选时间2分钟。

（5）第三次粗选后，加入氢氧化钠200克/吨，碳酸钠200克/吨，调节矿浆pH值为8～9，依次加入水玻璃400克/吨，硫酸铝100克/吨，捕收剂QY 400克/吨和2^#油5克/吨，进行第一次扫选，粗选时间4分钟。

（6）第一次扫选后，加入捕收剂QY 300克/吨和2^#油5克/吨，进行第二次扫选，粗选时间3分钟。

（7）将三次粗选的粗精矿装入球磨机中，在球磨机中分别加入碳酸钠200克/吨，水玻璃1000克/吨，硫酸铝200克/吨，磨矿到-0.075毫米占99.5％,倒入浮选槽中调浆至矿浆浓度为30％,依次加入捕收剂QY 400克/吨和2^#油6克/吨，进行再磨后粗选，粗选时间4分钟。

（8）在再磨--粗选后，向矿浆中依次加入碳酸钠300克/吨，水玻璃400克/吨，捕收剂QY 400克/吨，2^#油5克/吨，进行再磨—粗选后第一次精扫选，第一次精扫选时间3分钟。

（9）第一次精扫选后，加入捕收剂QY 300克/吨和2^#油8克/吨，进行第二次精扫选，第二次精扫选时间3分钟。

（10）在再磨--粗选的粗精矿中加入水玻璃400克/吨，硫酸铝100克/吨、捕收剂QY 200克/吨，进行第一次精选，精选时间3分钟。

（11）粗精矿第一次精选后的精矿中加入水玻璃200克/吨，加入捕收剂QY 100克/吨，进行第二次精选，精选时间3分钟。

（12）第二次精选后的精矿中不加入任何药剂进行第三次精选，第三次精选时间2分钟。

试验工艺流程见图1，对比现有技术，其试验结果见表4。本发明的浮选方法获得的钼精矿钼品位为25.27%,钼回收率76.53%。

表4 现有技术与本发明技术指标对比。

实施例2。

某矿石中含钼矿物主要有钨钼钙矿、彩钼铅矿、其次为钼华（铁钼华），钼金属分布率分别为52.68%、39.54%和3.45%，矿石中钼氧化率达95.67%；其它金属矿物主要有褐铁矿、赤铁矿，矿石中含极少量金属硫化物。非金属矿物主要有易泥化的高岭土、绢云母、碳酸盐矿物等。

原矿多元素化学分析结果见表5。

表5 原矿多元素化学分析结果（%）。

元　素	Zn	Re	Mo	Cu	P₂O₅
						含　量	0.003	0.0001	0.352	0.002	0.127
元　素	S	Fe₂O₃	As	Pb	SiO₂
						含　量	0.589	12.34	0.004	0.068	66.54
元　素	Al₂O₃	CaO	MgO	K₂O	Na₂O
						含　量	9.13	1.22	0.085	0.225	0.088

该实例是依次通过以下步骤组成。

（1）将破碎后的原矿装入球磨机，在球磨机中分别加入氢氧化钠和碳酸钠各500克/吨、使磨矿后矿浆pH值为8～9，同时加入煤油20克/吨，一段磨矿到-0.075毫米占80％。

（2）磨矿后把矿浆倒入浮选槽，调浆至矿浆浓度为35％,依次加入水玻璃2000克/吨，硫酸铝200克/吨，捕收剂QY 500克/吨和2^#油8克/吨，进行第一次粗选，粗选时间3分钟。

（3）第一次粗选后，加入氢氧化钠和碳酸钠各200克/吨，调节矿浆pH值为8～9，依次加入水玻璃200克/吨，硫酸铝100克/吨，捕收剂QY 300克/吨和2^#油5克/吨，进行第二次粗选，粗选时间2分钟。

（4）第二次粗选后，加入氢氧化钠和碳酸钠各100克/吨，调节矿浆pH值为8～9，依次加入水玻璃150克/吨，捕收剂QY 200克/吨和2^#油5克/吨，进行第三次粗选，粗选时间2分钟。

（5）第三次粗选后，加入氢氧化钠100克/吨，碳酸钠100克/吨，调节矿浆pH值为8～9，依次加入水玻璃200克/吨，硫酸铝100克/吨，捕收剂QY 200克/吨和2^#油5克/吨，进行第一次扫选，粗选时间3分钟。

（6）第一次扫选后，加入捕收剂QY 150克/吨和2^#油5克/吨，进行第二次扫选，粗选时间3分钟。

（7）将三次粗选的粗精矿装入球磨机中，在球磨机中分别加入碳酸钠100克/吨，水玻璃200克/吨，硫酸铝100克/吨，磨矿到-0.075毫米占95％,倒入浮选槽中调浆至矿浆浓度为30％,依次加入捕收剂QY 200克/吨和2^#油6克/吨，进行再磨后粗选，粗选时间3分钟。

（8）在再磨--粗选后，向矿浆中依次加入碳酸钠150克/吨，水玻璃200克/吨，捕收剂QY 200克/吨，2^#油5克/吨，进行再磨—粗选后第一次精扫选，第一次精扫选时间3分钟。

（9）第一次精扫选后，加入捕收剂QY 100克/吨和2^#油4克/吨，进行第二次精扫选，第二次精扫选时间2分钟。

（10）在再磨--粗选的粗精矿中加入水玻璃200克/吨，硫酸铝100克/吨、捕收剂QY 100克/吨，进行第一次精选，精选时间2.5分钟。

（11）粗精矿第一次精选后的精矿中加入水玻璃100克/吨，加入捕收剂QY 50克/吨，进行第二次精选，精选时间2分钟。

（12）第二次精选后的精矿中不加入任何药剂进行第三次精选，第三次精选时间1.5分钟。

试验工艺流程见图2，对比现有技术，其试验结果见表6。本发明的浮选方法获得的钼精矿钼品位为30.76%,钼回收率75.67%。

表6 现有技术与本发明技术指标对比。

上述2个实施例说明，在本发明中，这种浮选方法的重要优点在于这种浮选方法可以获得比现有技术较高的钼精矿品位和钼回收率。

上述2个实施例清楚地展示了本发明所述方法的优越性，由于在此方法中，高氧化率的氧化钼矿物被大大富集，所以为获得商业用途的氧化钼再利用价值大大增加，并可以产生其显著的经济上的优越性，并且在浮选技术方面是一个新的突破。

Claims

1.一种高氧化率钼矿的选矿方法,包括将破碎后的原矿在磨矿前和磨矿后加入添加剂进行三次粗选和二次扫选，其特征是：

（1）将破碎后的原矿装入球磨机，在球磨中分别加入氢氧化钠和碳酸钠各500～1000克/吨、使磨矿后矿浆pH值为8～9，同时加入煤油20～40克/吨，一段磨矿到-0.075毫米占80～90％；

（2）磨矿后把矿浆倒入浮选槽，调浆至矿浆浓度为35％，依次加入水玻璃2000～4000克/吨，硫酸铝200～400克/吨，捕收剂QY 500～900克/吨和2^#油8克/吨，进行第一次粗选，粗选时间3～4分钟；

（3）第一次粗选后，加入氢氧化钠和碳酸钠各200～400克/吨，调节矿浆pH值为8～9，依次加入水玻璃200～500克/吨，硫酸铝100克/吨，捕收剂QY 300～600克/吨和2^#油5克/吨，进行第二次粗选，粗选时间2～3分钟；

（4）第二次粗选后，加入氢氧化钠和碳酸钠各100～200克/吨，调节矿浆pH值为8～9，依次加入水玻璃150～300克/吨，捕收剂QY 200～400克/吨和2^#油5克/吨，进行第三次粗选，粗选时间2分钟；

（5）第三次粗选后，分别加入适量的氢氧化钠和碳酸钠，调节矿浆pH值为8～9，再依次加入适量的水玻璃、硫酸铝、捕收剂、2^#油进行第一次和第二次扫选；

（6）将三次粗选的粗精矿装入球磨机中，在球磨中分别加入碳酸钠100～200克/吨，水玻璃200～500克/吨，硫酸铝100克/吨，磨矿到-0.075毫米占95～99.5％,倒入浮选槽中调浆至矿浆浓度为30％,依次加入捕收剂QY 200～400克/吨和2^#油6克/吨，进行再磨后粗选；

（7）在再磨--粗选后，向矿浆中依次加入适量的碳酸钠、水玻璃、硫酸铝、捕收剂、2^#油等进行再磨—粗选后第一次和第二精扫选；

（8）在再磨--粗选的粗精矿中依次依次加入适量的水玻璃、硫酸铝、捕收剂QY等进行第一次和第二精选；

（9）第二次精选后的精矿中不加入任何药剂进行第三次精选,原矿粗选、扫选后获得粗精矿和尾矿1,粗精矿再磨矿后精选和精扫选后获得钼精矿和尾矿2。