浮选法综合回收精选尾矿中微细粒级钼矿半工业试验研究.pdf

1、世界有色金属2023年6月下16冶金冶炼Metallurgical smelting浮选法综合回收精选尾矿中微细粒级钼矿半工业试验研究刘卫峰，高雪婷，李建涛，何川（金堆城钼业股份有限公司，陕西 渭南 7 1 4 1 0 2）摘 要：本文针对精选尾矿中微细粒级钼矿，采用一粗三精一扫浮选柱工艺流程，选用旋流-静态微泡浮选柱设备，进行半工业试验，在选别过程中添加分散剂、絮凝剂、捕收剂、起泡剂、抑制剂等选矿药剂，可得到含钼3 4.4 0%、含铜2.8 8%的钼精矿及含铜1 6.8 3%、含钼0.5 6 6%的铜精矿，钼精矿和铜精矿回收率分别为7 3.9 7%和6 4.4 8%。关键词：精选尾矿；微细粒

2、级；辉钼矿；旋流-静态微泡浮选柱 1 中图分类号：T D 9 2 6.4 文献标识码：A 文章编号：1 0 0 2-5 0 6 5（2 0 2 3）1 2-0 1 3 7-4Pilot Study On Comprehensive Recovery Of Fine Molybdenum Ore From Tailings By FlotationLIUWei-feng,GAOXue-ting,LIJian-tao,HEChuan(J i n d u i c h e n g Mo l y b d e n u m G r o u p C o.,L t d.,We i n a n 7 1 4 1 0

3、 2,C h i n a)Abstract:T h i s a r t i c l e f o c u s e s o n t h e f i n e mo l y b d e n u m o r e i n t h e c l e a n e d t a i l i n g s,u s i n g a c o a r s e S a n j i n g a s w e e p o f t h e f l o t a t i o n c o l u mn p r o c e s s f l o w,s e l e c t i o n o f C y c l o n i c S t a t i

4、c mi c r o b u b b l e c o l u mn f l o t a t i o n e q u i p me n t,s e mi i n d u s t r i a l t e s t a n d c h o o s e d o n t i n t h e p r o c e s s o f a d d i n g a d i s p e r s i n g a g e n t a n d f l o c c u l a n t,t r a p p i n g a g e n t,f o a mi n g a g e n t,i n h i b i t o r o f f

5、 l o t a t i o n r e a g e n t s a n d e v e n t u a l l y o b t a i n e d w i t h mo l y b d e n u m 3 4.4 0%,c o n t a i n i n g c o p p e r 2.8 8%mo l y b d e n u m c o n c e n t r a t e a n d c o p p e r c o n t a i n i n g 1 6.8 3%,c o n t a i n i n g c o p p e r c o n c e n t r a t e o f mo l

6、y b d e n u m 0.5 6 6%,mo l y b d e n u m a n d c o p p e r c o n c e n t r a t e r e c o v e r y r a t e 7 3.9 7%a n d 6 4.4 8%r e s p e c t i v e l y i n.Keywords:C l e a n e r t a i l i n g s;F i n e p a r t i c l e;Mo l y b d e n i t e;C y c l o n i c S t a t i c mi c r o b u b b l e f l o t a t

7、 i o n c o l u mn收稿日期：2 0 2 3-0 4作者简介：刘卫峰，男，生于1 9 7 8 年，本科，化工工程师，研究方向：选矿新新药、剂工艺。辉钼矿选别工艺的特点是流程长、富积比大、磨矿段数多，常常造成辉钼矿精选尾矿品位高于原矿品位，甚至是原矿品位的数倍。回收钼矿精选尾矿中钼金属，提高选钼回收率，不仅是企业提高经济效益的需要，更是矿山实现可持续发展，提高矿山综合利用效果的需要。技术人员根据钼矿精选尾矿的特点及现场工艺流程，设计试验流程及药剂添加制度进行试验，再根据室内试验结果进行了半工业试验。半工业试验结果为：在钼精尾品位0.610%的情况下，使用旋流-静态微泡浮选柱经过一粗

8、一精一扫工艺选别后，可得到钼品位7%、回收率75%的铜钼混合精矿；铜钼混合精矿经过两次精选（铜钼分离），可得到含钼34.40%、含铜2.88%的钼精矿及含铜16.83%、含钼0.566%的铜精矿，钼精矿和铜精矿总回收率分别为73.97%和64.48%。1 钼矿精选尾矿的特点钼精选尾矿的特点是微细粒级多，泥化程度高。-19微米占50%以上，而这一粒级已接近浮选下限。细粒浮选困难是由于细粒特有的物理化学性质所决定的2。由于微细粒矿粒质量小，动能低，与气泡碰撞粘附几率小，浮选速率低，回收率低。质量小，比表面能大，降低了辉钼矿与其它亲水脉石和矿物之间的亲水疏水差异，造成非选择性团聚，引起细粒混杂，降低

9、了钼精矿的品位。同时，细粒级矿粒表面能大，氧化速率高，造成细粒级辉钼矿可浮性降低；微细粒级比表面积大，矿粒对药剂进行非选择性吸附，不但药耗大，而且影响钼精矿品位。2 室内试验室内试验是根据生产现场选钼工艺流程拟定，钼精尾再选室内试验分铜钼混浮粗选试验和铜钼分离精选试验。铜钼混浮粗选试验采用一粗两扫一精工艺流程，原矿品位为0.58%，添加分散剂100g/t、絮凝剂10g/t、捕收剂100g/t、起泡剂80g/t，所得混精矿钼品位3.53%，钼回收率为80.01%。铜钼分离精选室内试验仅对各条件进行开路探索试验。铜钼分离精选工艺采用一粗两精两扫，在添加分散剂100g/t、絮凝剂20g/t、抑制剂2

10、00kg/t、捕收剂500g/t、起泡剂400g/t的条件下，开路所得钼精品位为9.26%，回收率为83.18%。在同样药剂条件下，铜钼分离精选工艺采用一粗四精工艺，开路所得钼精矿品位可达11.06%、回收率68.43%。3 半工业试验设备选型论证3.1 常规浮选柱分选微细粒的优势与缺陷钼精选尾矿属于微细粒级，泥化严重，-19微米达到50%以上，采用常规浮选机工艺选别难回收。由于独特的工作方式与运行效果，浮选柱广泛应用于微细粒级矿物浮选。但是，常规浮选柱采用静态化分选方式来完成矿物的层流矿2023年6月下 世界有色金属17冶金冶炼Metallurgical smelting化及分离，缺乏强化分

11、选环节与手段，在体现了浮选柱选择性好的优势的同时，也暴露出原理与性能缺陷，分选效率低，回收率难以保证。鉴于此，项目组对适合微细粒级分选的Jameson浮选柱、射流式浮选柱、CPT浮选柱、FCSMC旋流静态浮选柱及FXZ静态浮选柱等浮选设备的使用情况进行了调研。通过对常规浮选柱与旋流-静态微泡浮选柱性能比较，认为旋流-静态微泡浮选柱具有旋流分级、射流矿化（强紊流）、产生微泡、静态分离以及强紊流具有擦洗作用，同时管流矿化打破了细粒仅适于低紊流的逆流矿化的限制等特点，其应用突破传统思想，适合于辉钼矿微细粒物料的浮选，最后决定选用中国矿大研制的旋流-静态微泡浮选柱试验系统作为半工业试验的设备。3.2

12、旋流静态微泡浮选柱半工业试验系统半工业试验系统采用中国矿业大学研制的旋流静态微泡浮选柱系统，系统包括调浆系统、柱分选系统和液位自动控制系统。调浆系统：由2台12001000mm和2台1000800mm搅拌桶组成。柱分选系统：由2台4004000mm、1台3004000mm、1台2004000mm和1台1504000m旋流-静态微泡浮选柱以及5台中矿循环泵、5台渣浆泵和配套管道、阀门等组成。液位自动控制系统：共有5套，每台浮选柱对应1套液位自动控制系统以及1台中矿循环泵。4 半工业试验4.1 方案研究确定项目组制定了详细的试验方案。试验主要分为粗选段和精选段两部分。两部分都包含条件试验和连续试验

13、两个内容。按照“先粗选后精选”、“先条件试验后连续试验”的思路开展研究。药剂配制浓度：捕收剂YC/P39、起泡剂JM-208及抑制剂TGA按原液浓度添加，抑制剂硫化钠、分散剂LP6及絮凝剂PAM在现场配制，配制浓度分别为6%、5%及0.05%。所有药剂每半小时测量一次用量。4.2 粗选段试验4.2.1 试验流程根据中国矿业大学提供的半工业试验设备，铜钼混浮粗选段试验采用“一粗一精一扫”工艺流程，流程如图1所示。试验系统由2台12001000mm及1台1000800mm的搅拌桶、2台4004000mm及1台3004000mm旋流-静态微泡浮选柱、3套液位自动控制系统以及配套管道、阀门等组成。钼精

14、尾截流矿样（简称原矿）自流进入2台12001000mm粗选搅拌桶，经加药调浆后给入LSB型立式渣浆泵，由LSB型立式渣浆泵输送至4004000mm粗选浮选柱，粗选泡沫自流进入3004000mm粗精选浮选柱，粗选尾矿自流进入1000800mm扫选搅拌桶，经加药调浆后由LSB型立式砂泵输送至4004000mm扫选浮选柱，扫选尾矿作为最终尾矿，扫选精矿和粗精选尾矿作为中矿返回粗选搅拌桶，粗精选泡沫为铜钼混合精矿（简称混精）。图1铜钼混浮粗选工艺流程4.2.2 条件试验（1）起泡剂用量试验。起泡剂用量设定为30g/t、40g/t、50g/t、60g/t。稳定其他条件，进行起泡剂用量试验，通过4组试验，

15、试验结果选定起泡剂最佳用量为40g/t。（2）捕收剂用量试验。按照粗选段铜钼混浮，精选段抑铜浮钼的原则，在进行捕收剂用量探索性实验时，加入选铜捕收剂P39 30g/t，与选钼捕收剂YC药剂共同添加。试验结果显示加入P39钼回收率明显降低，为了不影响选钼回收率，后续试验不再添加P39，仅对YC药剂进行用量试验。试验设定YC用量为100g/t、120g/t、140g/t和150g/t。考虑到混精矿品位、机械夹杂等因素的影响，选定捕收剂最佳用量为120g/t。（3）分散剂用量试验。按照试验方案，应进行分散剂和絮凝剂的用量试验，考虑到絮凝剂用量小、黏稠度较高、可调范围较小等因素，试验只对分散剂的用量进

16、行试验，试验设定分散剂用量为80g/t、100g/t和120g/t。试验结果表明当分散剂用量为100g/t时浮选指标最佳，混精矿中钼品位和回收率都比较高，其中钼品位达到3.78%，回收率达到67.95%。选择最佳的分散剂用量为100g/t。（4）处理量试验。矿量决定浮选时间，而精矿品位、产率、回收率与浮选时间又有直接的关系。鉴于该浮选柱试验系统在浮选回收细粒级矿石时，当处理量在0.7t/h左右时，混精矿的品位和回收率都达到了较高水平。综合考虑混精品位和回收率指标，试验系统处理能力取0.7t/h较为合适。世界有色金属2023年6月下18冶金冶炼Metallurgical smelting4.2.

17、3 连续试验粗选段条件试验确定的最佳工艺条件为：（1）粗选和扫选药剂添加比例为粗选：扫选为7：3；（2）药剂用量为分散剂100g/t、絮凝剂20g/t、捕收剂120g/t、起泡剂40g/t；（3）浮选柱系统处理矿量为0.7t/h。按照既定试验方案进行铜钼混浮粗选试验，试验结果见表1。表1钼精尾再选铜钼混浮连续试验结果序号矿浆浓度（%）产品名称产率（%）品位（%）回收率（%）MoCuMoCu139混精6.134.9114.3866.5665.35尾矿93.870.1610.49833.4434.65原矿1000.4521.349100100242混精5.394.4714.367.0661.85尾

18、矿94.610.1250.50232.9438.15原矿1000.3591.245100100343混精7.73.7413.1273.0668.98尾矿92.30.1150.49226.9431.02原矿1000.3941.464100100441混精9.73.2814.6478.9481.03尾矿90.30.0940.36821.0618.97原矿1000.4031.752100100539混精9.173.4912.6476.0576.52尾矿90.830.1110.39223.9523.48原矿1000.4211.516100100640混精13.134.3913.182.4882.5尾矿

19、86.870.1410.4217.5217.5原矿1000.6992.085100100743混精8.855.313.7478.7480.47尾矿1.150.1390.32421.2619.53原矿1000.5961.512100100平均41混精8.584.2313.774.773.81尾矿91.420.1270.42825.326.19原矿1000.4751.56100100从表1试验结果可以看出：在平均精尾钼品位0.475%、铜品位1.560%时，粗选段铜钼混浮采用“一粗一精一扫”工艺流程，可获得平均钼品位为4.23%、回收率为74.70%的混精矿，混精矿平均铜品位为13.70%，铜回收

20、率为73.81%。试验结果表明，混精矿品位和尾矿品位达到了预期的要求，但尾矿品位和回收率还有改善空间。与前期实验室指标相比，该型浮选柱在提高精矿品位和回收率方面具有优势。4.3 精选段试验4.3.1 试验流程精选试验采用“一粗一精”，即两次精选工艺流程（见图2）。图2铜钼分离精选工艺流程进行精选段条件试验时，固定精选一药剂用量为：分散剂100g/t、捕收剂100g/t、起泡剂15g/t（药剂用量按粗精矿计算）。另外，根据铜钼混浮粗选试验结果，固定粗选工艺及药剂条件，即粗选采用“一粗一精一扫”工艺流程，粗选段浮选时间（矿量）、药剂制度，粗扫选药剂添加比例保持稳定。铜钼分离精选系统主要由1台100

21、0800mm的搅拌桶、1台2004000mm、1台1504000mm的旋流-静态微泡浮选柱、2套液位自动控制系统以及配套管道、阀门等组成。铜钼混浮粗选段所得混精矿自流进入1000800mm搅拌桶，经加药调浆后给入25D-A15渣浆泵，由25D-A15渣浆泵输送至2004000mm精选一浮选柱，精选一泡沫自流进入1504000mm精选二浮选柱，精选一尾矿作为最终铜精矿，精选二尾矿作为中矿返回1000800mm搅拌桶，精选二泡沫为最终钼精矿。4.3.2 条件试验粗选试验所得混精矿中平均钼品位4.23%、铜品位13.70%，属于“高钼高铜”类型混合精矿。硫化钠（代号SN）常用于辉钼矿浮选，用于抑制方

22、铅矿、闪锌矿、黄铜矿等其他硫化矿。硫化钠用量大时，绝大多数非钼硫化矿都会受到抑制。在“高钼高铜”类型混精矿的铜钼分离作业中，硫化钠用量大多在30kg/t以上。（1）SN用量试验。固定其它条件，设定硫化钠用量30kg/t、40kg/t、50kg/t、70kg/t进行对比试验。试验结果表明：随着硫化钠用量的增加，铜与钼分离效果明显改善，经过两次精选后钼精矿品位可达到30%以上，钼精矿含铜在2-3%。同时钼精矿回收率也逐渐增加，当硫化钠用量为50kg/t时，钼精矿品位和回收率都达到了较高水平，其中品位最高达到30.11%，回收率最高达到78.85%；另外铜钼分离所得铜精矿品位也2023年6月下 世界

23、有色金属19冶金冶炼Metallurgical smelting1刘炯天.旋流-静态微泡柱分选方法及应用（之一），柱分选技术与旋流-静态微泡柱分选方法J.选煤技术，2000（1）.2胡为柏.浮选M.北京：冶金工业出版社，1988.3黄传兵，陈兴华，兰叶等.选择性絮凝技术及其在矿物分选中的应用J.矿业工程，2005（3）.表2全流程试验结果序号矿浆浓度（%）原矿尾矿（%）粗精矿（%）铜精矿（%）钼精矿（%）产率（%）回收率（%）MoCuMoCuMoCuMoCuMoCu钼精矿铜精矿钼精矿铜精矿1420.431.600.120.634.2313.540.6615.0031.122.090.856.6

24、563.6462.392400.411.520.100.474.3214.630.6516.1232.993.000.846.5967.5869.733430.731.740.110.265.8413.960.8315.8835.842.451.559.2675.7084.634390.651.730.100.245.2414.220.6616.0531.703.681.579.0776.8084.375290.631.500.100.486.7213.270.4017.1123.583.042.175.7981.4265.986420.641.390.150.487.7314.360.731

25、6.8838.863.181.205.3572.6464.977410.741.510.140.477.9713.900.7616.5536.873.271.546.1676.2267.668460.541.170.140.508.4114.150.6817.0240.182.360.963.9571.0857.659380.751.330.160.499.8014.230.4018.2835.133.321.664.4777.5161.2910450.701.420.160.488.2014.540.4217.7136.393.041.455.2475.1465.3811400.571.33

26、0.140.497.0214.040.3116.7834.912.641.194.9573.5362.6412360.531.260.120.467.6115.120.3018.6034.262.451.174.2676.3463.08平均40.10.611.460.130.456.9214.160.5716.8334.402.881.355.9873.9767.48比较高，铜品位达到20.86%。但当硫化钠用量从50kg/t增加到70kg/t时，虽然钼精矿品位达到36%以上，但钼精矿含铜并未降低，含铜仍高达2%3%，并且钼回收率呈下降的趋势。其原因主要是硫化钠用量过高时，矿浆PH值较高（约1

27、2左右），起泡剂起泡性能增加，浮选泡沫发粘，辉钼矿可选性降低，机械夹带和金属流失严重。据此确定硫化钠用量在40kg/t50kg/t为宜。（2）TGA与SN组合用量试验。巯基乙酸钠多用于“高钼低铜”类型混合精矿的铜钼分离。考虑到选厂钼精选段铜钼分离所用抑制剂为巯基乙酸钠（TGA），为了进一步降低钼精矿中的铜含量，研究进行了TGA与SN的组合用量试验3。试验结果，单独使用TGA时，铜钼分离效果不明显，钼精矿品位仅达到8.21%，远低于预期目标，表明TGA对“高铜高钼”类微细粒级铜钼矿分离效果较差。在TGA和SN组合使用时，钼精矿品位明显升高，钼精矿含铜略有降低。当SN用量一定时，随着TGA用量的增

28、加，铜钼分离效果有所改善。固定SN用量40kg/t，TGA用量由10kg/t增加至20kg/t时，钼精矿品位由21.35%提高到23.94%，钼精矿含铜由3.43%降至2.82%，钼精矿回收率由59.82%提高到65.51%。当TGA用量一定时，随着SN药剂用量的增加，钼精矿品位大幅提高。固定TGA用量20kg/t，SN用量由40kg/t增加至50kg/t时，钼精矿品位由23.94%提高到31.07%，提高了7.13个百分点。试验结果表明，这两种药剂组合使用时，起主导作用的是SN药剂，但使用效果均不如同等用量条件下SN药剂单独使用的效果，说明了TGA不适合于钼精尾矿再选时的铜钼分离，不管是单独

29、添加还是与SN组合应用。综合分析试验确定SN最佳用量为50kg/t。4.4 全流程试验按照试验流程方案，参照粗选段及精选段试验确定的最佳工艺条件，粗选段：分散剂100g/t、絮凝剂20g/t、捕收剂120g/t、起泡剂40g/t；精选段：分散剂100g/t、抑制剂50g/t、捕收剂100g/t、起泡剂15g/t。进行了3天的全流程稳定运行试验，试验结果见表2。表2试验结果表明：在原矿平均品位为0.610%的情况下，钼精尾经过铜钼混浮粗选及铜钼分离精选后，可得到含钼34.40%、含铜2.88%的钼精矿及含铜16.83%、含钼0.566%的铜精矿，钼精矿和铜精矿回收率分别为73.97%和64.48

30、%。5 结论（1）采用“分散+选择性絮凝+SN抑铜浮钼”工艺技术及浮选柱分选，可以实现微细粒级辉钼矿综合回收利用。（2）回收钼矿精选尾矿中的钼金属采用一粗三精一扫浮选柱工艺流程，可得到含钼34.40%、含铜2.88%的钼精矿及含铜16.83%、含钼0.566%的铜精矿，钼精矿和铜精矿回收率分别为73.97%和64.48%。（3）旋流-静态微泡浮选柱对微细粒级辉钼矿具有良好的分选效果和回收能力，并且具有工艺简单、指标稳定及分选效率高的特点。（4）半工业试验确定了回收钼矿精选尾矿中钼金属的工艺技术及最佳工艺条件，为回收精选尾矿中微细粒级辉钼矿提供了技术支撑。6 存在问题及建议由于中国矿业大学提供的试验系统浮选柱台数有限，对各作业选别次数未做深入研究，所得产品质量和回收率指标较低。尤其是钼精矿含铜较高，平均2.88%，后续有待增加精选次数提高钼品位以降低铜含量。