该矿现有1100t/d处理量的选矿厂,分为2个系列。一系列为500t/d的处理量,采用1次粗选、3次扫选、10次精选的流程;二系列规模为600t/d,采用1次粗选、4次扫选、10次精选的流程。
上述流程存在的主要问题是:①钼金属回收率低,仅有40.00%~50.00%;②钼精矿品位低,钼精矿品位仅为15.00%~20.00%,达不到钼精矿最低国家质量标准。
2006年3月该矿与中国矿业大学合作,采用柱式分选工艺分别进行了-20μm粒级细泥浮选柱半工业分流试验,随后进行了粒级半工业分流试验和精选分流试验,取得了满意的试验效果;2007年8月该厂安装了3台工业浮选柱,经过调试试验,系统稳定运行。
细泥部分是入浮原矿分流了一部分进行水力旋流器分级,-20μm粒级部分进入柱分选系统,经1次粗选、2次精选获得精矿产品和尾矿;全粒级分选是直接从入浮原矿分流进入柱分选系统进行分选;精选部分是直接引入浮选机粗选精矿经3次精选获得最终钼精矿产品。
细泥和全粒级分选流程见图1,精选流程见图2。图1 细泥/全粒级分流试验流程图2 浮选柱精选分流试验流程
细泥部分半工业分流试验结果见表1,全粒级半工业分流试验结果见表2,精选分流试验结果见表3。
表1 细粒级矿石半工业分流试验结果 %
班次 | 浮选柱 | 浮选机 | ||||||
原矿 | 精矿 | 尾矿 | 回收率 | 原矿 | 精矿 | 尾矿 | 回收率 | |
1234平均 | 0.1690.1980.1800.2100.189 | 27.4029.6027.4528.3829.21 | 0.0700.0820.0780.0830.078 | 58.7358.7556.8360.6558.74 | 0.1860.1950.2170.2040.201 | 22.1718.5818.8317.9619.39 | 0.090.1210.1170.1020.108 | 51.8237.9546.3750.2946.61 |
从表1看出,对于细粒级钼矿的分选,柱式分选比浮选机流程有明显的优势,精矿品位提高了8.82个百分点,回收率提高了12.13个百分点。由于该矿石的高氧化部分大部分赋存于细粒级中,所以将细粒级分级出来采用柱式分选是有良好效果的。
表2 全粒级矿石稳定性试验结果 %
班次 | 浮选柱 | 浮选机 | ||||||
原矿 | 精矿 | 尾矿 | 回收率 | 原矿 | 精矿 | 尾矿 | 回收率 | |
12345平均 | 0.1950.1840.1970.1950.1910.192 | 29.4926.4731.8930.7130.5429.82 | 0.1020.0630.0930.0970.1000.091 | 47.8665.9252.9550.4147.8052.77 | 0.1860.2120.1940.1900.1880.194 | 19.6717.8518.1116.3818.2018.04 | 0.1080.1110.09840.1080.1040.106 | 42.1747.9449.5543.1644.9445.63 |
从表2看出,全粒级钼矿分选,与细闰级比较,柱式分选精矿变化不大,但是尾矿稍微偏高。主要原因是矿石粒度变粗,未完全解离的部分增加;但是比同条件下浮选机流程的分选结果要好,在入料性相当的情况下,柱式分选的精矿品位提高了11.78个百分点,回收率提高7.14个百分点。 表3 浮选柱精选分流试验结果
班次 | 粗精 | 浮选柱 | 浮选机 | ||||
精矿 | 精尾 | 回收率 | 精矿 | 精尾 | 回收率 | ||
123平均 | 1.732.031.861.87 | 38.7437.5239.2938.52 | 0.2350.2840.3190.279 | 86.9486.6783.5385.70 | 19.8917.3519.2618.50 | 0.7980.6720.6530.708 | 56.2569.5967.1764.61 |
从表3看出,与浮选机10次精选结果相比,同等入料条件下,柱式分选两段精选的效果更好。精矿品位可以提高到38.52%,比浮选机提高了20.02个百分点,精选回收率提高 21.09个百分点。
氧化矿钼矿的半工业分流试验结果表明,柱式分选对于高氧化率钼矿石有着比普通浮选机流程更为高效的分选效率。由于矿石氧化程度较高,在现有药剂制度条件下,精矿品位很难提高到40.00%以上,回收率也很难提高到65.00%以上。