骆 任(湖南有色金属研究院,湖南长沙 410100)
内蒙古某钼精矿降铅的选矿试验研究
骆 任
(湖南有色金属研究院,湖南长沙 410100)
内蒙古某大型钼选矿厂生产的钼精矿中含pb超标(平均含Pb为2%左右),试验研究的目的就是寻找一种切实可行的方法将钼精矿中的Pb含量降低至0.2%以内。试验从工艺矿物学研究入手,结合现场的生产流程,对Pb的来源、赋存状态进行了分析,在此基础上通过对流程和药剂制度进行优化,分别采用现有流程和优化后的流程进行了闭路对比试验,试验的结果表明:通过优化后的流程和药剂制度对降低钼精矿中的Pb含量有显著效果,可以给同类矿山提供借鉴。
钼精矿;超标;工艺矿物学;抑铅
钼是自然界分布很少的一种元素,已知的钼矿物约有20多种,其中辉钼矿分布最广,是工业上最重要的钼矿物。经浮选法获得的一级钼精矿产品要求含Mo不小于47%,含Pb不大于0.4%。我国的几个大型钼矿山,比如:金堆城、栾川钼矿、黑龙江鹿鸣矿业、大苏计钼矿等,由于其钼矿资源中伴生的Pb含量较低,不具备综合回收的价值,故在实际生产中为确保主元素Mo的回收率,往往未对含Pb矿物进行抑制,导致其在精选过程中不断得到富集,导致最终的钼精矿含Pb超标。内蒙古某大型钼矿选矿厂生产的浮选钼精矿产品中除含Pb超标外,其余各项指标均达到一级钼精矿产品的要求,这导致企业的经济利益受到了损失,故针对该钼矿进行了钼精矿降铅选矿试验研究。
本试验研究从工艺矿物学出发,先查明钼精矿中Pb的赋存状态(包含Pb的物相分析、粒度组成、与辉钼矿之间的嵌布关系等)和Pb在钼精矿中的富集原因后,提出了解决这一问题的原则途径,在此基础上拟定了技术优化路线,制定了试验方案。最终试验指标表明:优化后的工艺流程较优化之前,获得的钼精矿中含Pb从2%左右降低至0.4%以下。
原矿中主要目的回收元素为Mo,综合回收的元素为S,Mo主要以辉钼矿的形式存在,S主要以黄铁矿的形式存在;矿石中的Pb含量为0.01%,主要以方铅矿的形式存在。
目前生产上的工艺流程为:原矿经磨矿后采用钼硫等可浮工艺(一次粗选两次精选三次扫选)进行钼硫等可浮,中矿产品按顺序返回;粗选精矿经两次精选后进入钼硫分离系统进行钼硫分离,钼硫分离系统给矿进行再磨后采用抑硫浮钼的原则流程进行钼硫分离(一次粗选三次扫选五次精选)获得钼精矿和硫精矿。粗选精矿中含Pb为0.3%左右,硫精矿中含Pb为0.07%左右,钼精矿中含Pb为1.8%左右,Pb在钼精矿中得到了富集,使得钼精矿中含Pb超标。
试验的研究对象为取自生产现场的钼硫等可浮粗精矿。钼硫等可浮粗精矿多元素化学分析结果见表1。
表1 钼硫等可浮粗精矿多元素化学分析结果%
从表1的分析结果可知,试样中主要目的回收元素Mo含量为5.50%,可综合回收元素S含量为43.91%,有害元素Pb的含量为0.25%。
1.1 铅的赋存状态
为了查明钼硫等可浮粗精矿中Pb的赋存状态,对试样进行了Pb的物相分析,铅的物相分析结果见表2。
表2 钼硫等可浮粗精矿铅物相分析结果%
从表2的物相分析结果可知,试样中的铅主要赋存于硫化铅方铅矿中,约占总铅的92%,其它形式的铅含量甚少。
为了查明铅的分布情况,分别对试样和目前生产上的钼精矿进行了筛分,筛分试验的结果见表3和表4。
表3 试样粒度组成及Pb分布情况
表4 钼精矿粒度组成及Pb分布情况
从表3和表4的筛分结果可知,钼精矿中的Pb主要分布在-0.025 mm粒级,约占83.36%,而在试样中该粒级中的Pb占有率仅为25.99%,由于钼硫分离作业的硫精矿中Pb含量甚微,故可以推断含铅矿物在再磨作业中在-0.025 mm粒级中得到了富集。
将试样和钼精矿磨片后分别进行镜下检测,检测结果表明:试样中细颗粒(粒径小于0.05 mm)的方铅矿主要以单体解离的形式存在,而颗粒较大的方铅矿则主要分别与辉钼矿和黄铁矿呈集合体状态呈现,这部分方铅矿约占30%,这与粒度组成及Pb分布情况分析获得的结果相符合;钼精矿中的方铅矿以-0.005 mm粒级为主,约占80%,这部分方铅矿均是呈单体解离状态;这说明试样中的方铅矿在再磨作业中存在严重的过磨现象,这可能是导致钼精矿中含Pb超标的主要因素。
1.2 铅的富集原因的分析
原矿的工艺矿物学研究结果表明,矿石中的方铅矿与辉钼矿和黄铁矿存在共生关系,由于目前生产上钼硫等可浮的磨矿细度为-0.074 mm占65%左右,该条件下方铅矿与辉钼矿以及黄铁矿之间难以实现较好的单体解离,而在现有产能条件下进一步提高磨矿细度的可能性不大,同时生产实践表明,现有工艺条件下在钼硫等可浮阶段加入方铅矿的抑制剂对Mo的浮选回收不利,因此,要降低钼精矿中的Pb含量只能从钼硫分离作业着手,力争将方铅矿富集在硫精矿中去以获得高品质的钼精矿。
由于在钼硫等可浮阶段为了确保Mo的回收率而没有对方铅矿进行抑制,而部分方铅矿与辉钼矿存在共生关系,导致其上浮并在钼硫精矿中得到了初步富集,同时已经单体解离的方铅矿由于与系统中的油药的不断接触,使得其表面被疏水药剂吸附,亦使之上浮到了钼硫精矿中。钼硫精矿进行再磨有利于方铅矿与辉钼矿实现单体解离,但是由于辉钼矿具有挠性且其表面光滑,而方铅矿表面性脆且易磨,在与辉钼矿进行共磨时,很容易出现“过磨”现象,一旦其出现过磨,方铅矿将因为泥化而难以抑制,出现铅钼共浮导致钼精矿中的铅再次富集。同时对于已经单体解离的辉钼矿如果再进行长时间磨矿将导致其自身的极性键发生断裂而使之呈现极性力,为了达到平衡它将不断与周围的同性质矿物或者泥化矿物发生相互吸附、聚团,形成难以抑制的团聚物上浮进入钼精矿,影响其精矿品质。
要解决这个问题,需要从两个方面入手:(1)要确保在钼硫精矿进行再磨之前进行有效分级,尽可能地使已经单体解离的矿物不进入再磨作业;(2)在确保第一条措施有效实施的情况下,在分离作业中使用方铅矿的有效抑制剂,使之得到有效抑制进入硫精矿中,以获得高品质的钼精矿。
试验首先对现场取得的钼硫精矿进行了直接再磨与分级再磨的对比试验,在此基础上探索了添加方铅矿抑制剂对试验指标的改善作用。通过对试验指标的分析,确定了解决钼精矿中铅超标这一问题可行的技术路线。
2.1 钼硫精矿分级再磨与不分级再磨对比试验
钼硫精矿分级再磨与不分级再磨对比试验原则工艺流程分别如图1和图2所示,试验结果见表5。
图1 钼硫分离预先分级后再磨试验原则工艺流程
图2 钼硫分离直接再磨试验原则工艺流程
表5 钼硫精矿分级再磨与不分级再磨对比试验结果%
从表5的试验结果可知,同等条件下,采用分级再磨获得的试验指标要优于直接再磨,主要表现在,钼精矿中Mo的品位和回收率均相对较高,而Pb含量则分别从1.79%降至1.29%和0.92%;采用0.037 mm的粒级作为分级标准获得的试验指标相对较好。
试验结果表明再磨之前对钼硫精矿进行分级有利于降低钼精矿中的Pb含量,提高钼精矿的品质。这也验证了钼硫精矿不分级再磨会导致方铅矿的泥化而产生钼铅共浮的推论,说明预先分级可以在一定程度上使之得到改善。
2.2 钼硫分离抑铅试验
钼硫分离抑铅试验是在预先分级再磨(分级粒度为0.037 mm)的条件下进行的。在探索试验中分别采用:重铬酸钾+水玻璃组合、重铬酸钾+CMC组合、CMC+水玻璃组合、重铬酸钾+磷酸盐组合、CMC+硫酸锌组合、CMC+磷酸盐组合以及P2S5+ NaOH组合进行了抑铅效果的对比,试验结果表明:采用P2S5+NaOH组合获得的效果最佳。
P2S5+NaOH组合配置过程中二者发生的主要化学反应有:
其中Na3PO2S2和Na3PO3S是抑制方铅矿的主要成分,这两种物质均能与方铅矿的表面发生化学性吸附,生成表面亲水的难溶性磷代磷酸铅的覆盖膜,而使方铅矿受到强烈的抑制。由于其抑制效果与二者的配比有一定的关系,试验中分别采用1∶1.4和1∶1.8的配比进行抑铅对比试验,在此基础上进行了用量条件试验。试验原则工艺流程同图2,试验结果见表6和表7。
表6 钼硫铅抑制剂配比试验结果%
从表6的试验结果可知,采用P2S5+NaOH组合作为钼硫分离作业中铅的抑制剂,当二者配比为1∶1.4时获得的钼精矿中含Pb为0.51%,当二者配比为1∶1.8时获得的钼精矿中含Pb仅为0.32%,因此确定后续的试验采用1∶1.8对抑制剂组合进行配置。
从表7的试验结果可知,随着组合抑制剂用量的加大,钼精矿中Pb的含量呈下降趋势,Mo的品位呈上升趋势,回收率总体呈缓慢下降趋势,说明采用该药剂组合可以有效降低钼精矿的铅含量提高钼精矿品质。
表7 钼硫铅抑制剂组合用量试验结果
通过对上述试验结果进行分析可知,钼硫精矿再磨之前先进行预先分级可在一定程度上缓解方铅矿的过磨现象有利于改善钼精矿的品质,将预先分级与P2S5+NaOH组合抑制剂进行结合则可将钼精矿中的Pb含量降低至0.4%以内,获得合格的一级钼精矿产品。因此,推荐在原有工艺流程的基础上增加钼硫粗精矿分级作业,同时增加组合抑制剂的加药点,该技术方案易于工业实施。
1.工艺矿物学研究和选矿试验研究结果表明:目前生产上钼精矿中含铅超标,主要是因为方铅矿在再磨作业中过磨泥化与辉钼矿产生共浮现象,最终上浮至钼精矿中所致。
2.在查明含铅超标的原因后,结合现场的生产实际,推荐采用钼硫精矿先预先分级后(分级粒度为0.037 mm)再进行再磨,同时采用P2S5+NaOH组合抑制剂对方铅矿进行抑制,可以获得含Pb<0.4%,含Mo>47%的一级钼精矿产品;试验结果表明采用该工艺流程和药剂制度对Mo的回收率影响甚微。
3.本试验研究推荐的工艺流程与生产流程相比,仅需要在钼硫精矿再磨作业之前增加分级工艺和组合抑制剂的给药点,其工业实施的投资小、风险小,有较大的推广意义。
[1] 胡熙庚.有色金属硫化矿选矿[M].北京:冶金工业出版社,1984.
[2] 见百熙.浮选药剂[M].北京:冶金工业出版社,1979.
[3] 王漪靖.钼精矿含铅高原因分析及对策措施[J].有色金属(选矿部分),2003,(1):10-13.
[4] 陈新林.内蒙古某低品位钼矿选矿工艺试验研究[J].矿冶工程,2010,30(2):40-43.
[5] 马晶,张文征,杨枢本.钼矿选矿[M].北京:冶金工业出版社,2008.
[6] 杨静,彭国敏,俎小凤.河南某钼矿的选矿工艺试验研究[J].有色金属(选矿部分),2014,(2):45-49.
[7] 范子恒,周晓彤,汤玉和.钼矿选矿工艺和药剂浅析[J].材料研究与应用,2013,7(1):30-34.
Experimental Study on Mineral Processing of Reducing Lead of a Inner Mongolia Molybdenum Concentrate
LUO Ren
(Hunan Research Institute of Nonferrous Metals,Changsha 410100,China)
Pb containing molybdenum concentrate in Inner Mongolia a large molybdenum concentrator in the production is over standard(average Pb containing2%or so).The aim of this pilot study is to find a feasiblemethod to reduce the Pb content in molybdenum concentrate to less than 0.2%.Starting from the process mineralogy,combined with on-site production process,the sources,occurrence state of Pb were analyzed.On the basis,the process and reagent system were optimized,respectively using the existing process and optimization process after closed contrast tests.The results show that:the Pb content in molybdenum concentrate can be reduced by optimizing the process and reagent system,which can provide reference for similarmines.
molybdenum concentrate;over standard;processmineralogy;inhibition of lead
TD952
A
1003-5540(2016)01-0008-04
2015-08-10
骆 任(1984-),男,工程师,主要从事有色金属选矿工艺研究工作。