河南某钼矿选矿试验*

常学勇 邵伟华 张艳娇 郭珍旭

(1.中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所；2.国土资源部多金属矿评价与综合利用重点实验室)

河南某钼矿选矿试验*

常学勇1，2邵伟华1，2张艳娇1，2郭珍旭1，2

(1.中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所；2.国土资源部多金属矿评价与综合利用重点实验室)

为高效开发利用河南某易泥化矽卡岩型钼矿资源，通过矿石性质研究，确定采用粗细分级分别粗选—粗精矿合并精选的工艺流程。试验结果表明：在给矿钼品位为0.127%的条件下，采用粗细分级分选的工艺流程，得到了钼品位达46.88%、钼回收率为69.70%的硫化钼粗精矿；同时为选矿处理易泥化或含泥量较大的钼矿选择处理工艺提供了参考借鉴。

钼矿 矿泥 粗细分选 浮选

河南某钼矿属矽卡岩性钼矿床，钼含量高，储量大，但因矿石组成复杂，泥化严重，选矿难度极大，制约了该矿的大规模开采利用，采用常规流程无法获得合格的硫化钼精矿，同时回收率较低。为此，采用粗细分级分选的工艺流程对该矿进行了硫化钼选矿试验，最终获得了满意的选别指标。

1 矿石性质

矿石化学多元素分析结果见表1，主要矿物相对含量见表2。

表1 矿石化学多元素分析结果 %

元素MoWO3SiO2STFemFeCuPbZn含量0.1270.1031.390.873.862.200.0160.0110.085元素CaOAl2O3MgOK2ONa2OPMnO2CO2-3CaF2含量20.561.2318.390.880.760.00450.9011.146.73

由表1可知，矿石中的有价元素为钼、钨，选钼后可再进行钨的综合回收。

表2 矿石中主要矿物的相对含量 %

矿物辉钼矿钼华磁铁矿黄铁矿磁黄铁矿黄铜矿方铅矿闪锌矿含量0.20.0740.60.3少量少量少量矿物褐铁矿石英方解石白云石高岭石蒙脱石滑石透闪石含量少量10～1510～1510～15201052～3矿物萤石辉石白云母长石磷灰石金红石含量8.83～452～3少量少量

由表2可知，矿石中高岭石、蒙脱石、方解石、白云石、滑石等易泥化矿物含量很大，破磨后可产生大量矿泥影响硫化钼的浮选回收。

2 选矿试验研究

粗细分级分选或泥砂分级分选是易泥化矿石选矿回收的经典流程之一，采用旋流器、分级机等分级设备将影响选矿的矿泥提前分离，从而改善砂矿选矿指标，同时由于矿泥中金属损失量较大不能直接抛尾，需对泥矿进一步处理回收。该矿的探索试验结果表明，通过粗细分选工艺流程钼粗精矿总回收率较直接浮选提高了17.74个百分点，粗选粗精矿品位显著提高，且减轻了后续硫化钼精选的压力。

2.1 磨矿细度试验

粗细分级分选流程中磨矿细度除了使矿物充分解离之外，同时直接影响着粗细分级作业的分级效率，进而影响硫化钼的浮选指标。为此，进行了磨矿细度试验，试验采用旋流器进行粗细分级，粗粒、细粒浮选流程均采用1次粗选，试验结果见表3。

表3 磨矿细度试验结果 %

磨矿细度(-0.074mm)产品名称产率钼品位钼回收率65.6粗粒粗精矿3.251.95150.08细粒粗精矿1.260.9939.88粗粒尾矿72.630.05531.55细粒尾矿22.860.0478.49原矿100.000.127100.0070.7粗粒粗精矿4.951.45156.48细粒粗精矿1.350.8879.42粗粒尾矿66.530.04825.12细粒尾矿27.170.0428.98原矿100.000.127100.0074.5粗粒粗精矿5.061.44557.72细粒粗精矿1.450.99811.42粗粒尾矿59.680.0418.85细粒尾矿33.810.04512.01原矿100.000.127100.00

由表3可知，随着磨矿细度的增加，钼回收率升高，综合考虑泥砂分配比例及钼金属量的分布，选择磨矿细为-0.074mm70.7%。

2.2 粗粒硫化钼粗选条件试验

2.2.1 碳酸钠用量试验

碳酸钠在调整矿浆酸碱度的同时，能消除钙、镁离子对浮选的影响[1]，因该矿中钙离子含量较高，严重影响水玻璃的抑制效果。为此，固定煤油用量为150g/t、丁铵黑药用量为20g/t、水玻璃用量为 2 500g/t进行碳酸钠用量试验，试验流程(见图1)为1次粗选(药剂用量均是对全流程而言)，试验结果见图2。

图1 碳酸钠用量条件试验工艺流程

图2 碳酸钠用量试验结果

由图2可见，随着碳酸钠用量的增加，钼回收率显著增加，当碳酸钠用量增加至1 500g/t后，钼回收率增加较小，故碳酸钠用量选择1 500g/t为宜。

2.2.2 水玻璃用量试验

试验采用水玻璃作为脉石抑制剂，固定碳酸钠用量为1 500g/t、煤油用量为150g/t、丁铵黑药用量为20g/t进行水玻璃用量试验，试验流程见图1，试验结果见图3。

图3 水玻璃用量试验结果

由图3可见，随水玻璃用量的增加，精矿钼品位与钼回收率呈先快后慢的上升趋势，当水玻璃用量大于2 000g/t时，钼回收率下降，故确定水玻璃用量为 2 000g/t为宜。

2.2.3 煤油及丁铵黑药用量试验

粗选段添加极性捕收剂与煤油配合使用，可获得较高的钼粗选回收率[2]，为此分别进行了煤油用量和丁铵黑药用量试验，固定碳酸钠用量为1 500g/t，水玻璃用量为2 000g/t，煤油用量试验时丁铵黑药用量为20g/t，丁铵黑药用量试验时煤油用量为120g/t，试验流程见图1，试验结果见图4、图5。

图4 煤油用量试验结果

由图4、图5可见，当煤油用量为120g/t时，钼回收率最高，同时随丁铵黑药用量的增加，钼回收率增幅不大，但粗精矿钼品位降低，故确定煤油用量为120g/t，丁铵黑药为20g/t。

图5 丁铵黑药用量试验结果

2.3 细粒硫化钼粗选条件试验

细粒硫化钼粗选药剂种类参考粗粒浮选药剂制度，条件优化试验确定采用碳酸钠用量为800g/t、水玻璃用量1 500g/t、煤油用量60g/t、丁铵黑药用量40g/t，细粒浮选中浓度影响较大故进行浮选浓度试验，试验结果见图6。

图6 细粒浮选浓度试验结果

由图6可见，当浮选浓度大于20%后，分选效果较差，随着浮选浓度的增加，粗精矿钼回收率变化不大，但钼品位急剧降低，因此浮选浓度选择10%～15%为宜。

2.4 粗选闭路试验

根据条件试验的结果，进行粗选闭路试验，试验采用粗细粒分选，粗粒矿采用1粗2扫1预精，细粒矿采用1粗1扫1预精，在闭路试验过程中煤油及丁铵黑药用量略有调整，粗细分选试验流程见图7，试验结果见表4。

图7 粗细分选硫化钼粗选工艺流程

表4 粗细分选硫化钼粗选试验结果 %

由表4可知，采用粗细分级分选工艺，硫化钼粗选最终可获得钼品位为1.744%，钼回收率为75.66%的硫化钼粗精矿。

2.5 粗精矿合并精选试验

样品通过粗细分级分选分别获得了粗粒粗精矿和细粒粗精矿，因该流程中大部分影响硫化钼精选的泥质矿物未进入粗精矿，故粗粒粗精矿与细粒粗精矿可合并精选。

硫化钼粗精矿精选一般采用多段再磨多次精选的选矿工艺[3]，试验以水玻璃为脉石抑制剂，用巯基乙酸钠抑制非钼硫化矿物的上浮，通过2次再磨6次精选5次精扫选的流程进行粗精矿精选。条件试验最终确定粗精矿1段再磨细度为-0.038mm94%，2段再磨细度为-0.038mm95%，具体药剂制度及流程见图8，试验结果见表5。

图8 粗精矿精选工艺流程

由表5可知，粗精矿精选经2段再磨6次精选后，可获得钼品位为46.88%、钼作业回收率为92.24%的硫化钼精矿，对原矿钼回收率为69.70%。

表5 粗精矿精选试验结果 %

产品名称钼作业产率钼品位钼作业回收率精矿3.4346.8892.24精选尾矿96.570.1407.76粗粒精矿+细粒精矿100.001.744100.00

3 结 语

河南某钼矿矿石中泥质矿物含量大，严重恶化了硫化钼的浮选指标，浮选难度较大。试验采用粗细分级分选的选矿工艺流程回收硫化钼，避免了泥质矿物对钼粗选和精选的影响。试验粗粒粗选采用1粗2扫1预精的浮选流程，细粒粗选采用1粗1扫1预精的工艺流程，粗粒粗精矿与细粒粗精矿合并后进行了2次再磨、6次精选，最终获得了钼品位为46.88%，钼回收率为69.70%的硫化钼粗精矿。

[1] 张泾生，阙煊兰.矿用药剂[M].北京：冶金工业出版社，2008.

[2] 张艳娇.极性捕收剂在难选辉钼矿浮选中的应用[J].矿产保护与利用，2014(6)：25-27.

[3] 王 资.辉钼矿的浮选[J].昆明冶金高等专科学校学报，2006(6):46-52.

Beneficiation Experiments on a Molybdenum Ore from Henan

Chang Xueyong1,2Shao Weihua1,2Zhang Yanjiao1,2Guo Zhenxu1,2

(1.Zhengzhou Institute of Multipurpose Utilization of Mineral Resources, Chinese Academy of Geological Sciences;2.Key Laboratory of Polymetallic Ores Evalution and Comprehensive Utilization, Ministry of Land and Resources)

For the effective development and utilization of a sliming skarn molybdenum resources, classification, coarse and fine particles separation respectively, rough concentrate mixed and then enduring cleaning flotation process was conducted by the ore property research. Experimental results show that under the condition of raw ore with molybdenum grade of 0.127%, molybdenum sulfide rough concentrate with molybdenum grade of 46.88% and recovery of 69.70% was obtained through separation by sizes. And the results can provide references for molybdenum separation process selection on sliming or more silt content molybdenum ores.

Molybdenum， Slime， Separation by sizes， Flotation

*国土资源部地质调查项目(编号：121201130888600)。

2015-03-10)

常学勇(1982—)，男，工程师，450006 河南省郑州市陇海西路328号。