金堆城钼矿是世界上储量较大的细脉浸染状钼矿床之一。矿体赋存于花岗斑岩及与接触的安山玢岩中,矿石中主要金属矿物有辉钼矿,黄铁矿,并有少量黄铜矿,磁铁矿,方铅矿、闪锌矿等。脉石矿物主要有石英、长石、等。平均含Mo0.1%,此外尚含S 2.8%,Cu0.028%。矿山露天开采,目前已有两座选矿厂投入生产,一选厂500吨/日,66年10月投产;二选厂5000吨/日(现已扩建到6600吨/日),71年投产:正在建设的三选厂15000吨/日,近期就将投产。
金堆城钼矿自投产以来,钼精矿品位长期维持在45~46%的水平,与国外同类矿山生产 精矿相比,含钼低,杂质高。随着国际市场对钼精矿要求的提高。目前的精矿质量已不能适应出销的要求,特别是三选厂投产后,年产钼金属量为900万磅,如不提高质量,势必会影响钼精矿的售价和销路。
1.金城钼精矿质量偏低的剖析
关于改善金堆城钼矿石的选矿指标问题,多年来始终是钼业公司和有关科技单位极为关注的重要课题,曾经做过大量的工作,虽然在实践和认识上不断取得进展,改革过一些设备 和工艺,但钼品位一直没有很大的突破。那么影响钼精矿质量的关键是什么呢?通过对矿石性质和精矿的分析及与国外类似厂矿的比较,认为,单位解离度不够是影响质量的关键。
80年7月二选厂对钼精矿的筛分分析和精矿含SiO2分析见表1和表2。
表1 最终钼精矿筛析结果 | |||||||||||
级别 | 粒级(mm) | 合计 | |||||||||
0.272 | 0.196 | 0.152 | 0.101 | 0.066 | 0.049 | 0.027 | 0.015 | 0.01 | -0.01 | ||
产率部分% | 0.9 | 3.65 | 1.65 | 7.1 | 4 | 10.76 | 28.57 | 12.44 | 13.28 | 17.65 |
|
累计 | 4.55 | 6.2 | 13.3 | 17.3 | 28.06 | 56.63 | 69.07 | 82.35 | 100 | ||
品位% | 38.54 | 117.64 | 22.93 | 22.39 | 26.31 | 38.22 | 50.69 | 55.45 | 55.14 | 54.64 | 46.48 |
表2 最终精矿各粒级含SiO2分析结果 | |||||||
粒级(mm) | 0.272 | -0.272 | -0.196 | -0.152 | -0.101 | -0.066 | 合计 |
0.196 | 0.152 | 0.101 | 0.066 | ||||
SiO2品位(%) | 48.66 | 47.34 | 39.27 | 36.78 | 32.59 | 5.05 | 11.73 |
以上两表可以看出,-49至+27微米粒级钼品位为50.69%,而-27微米粒级钼品位可高达55%以上,这就说明高品位的钼精矿主要产生在细粒级,而较粗的颗粒还包裹有大量的连生体。对SiO2含量的分析则表明,随着精矿粒度变细,SiO2明显减少,在21微米以下时,辉钼矿就大体解离了。
对辉钼矿的镜下观察表明:辉钼矿与杂质间的中间产物主要不纯矿物是石英、云母、黄铁矿和黄铜矿,同时含有微量的磁铁矿、方铅矿和闪锌矿。辉钼矿杂质中间产物的粒度介于200微米至20微米。有70~80%的杂质与辉钼矿呈连生体存在。黄铁矿一般都呈游离颗粒状,黄铜矿粒度一般较黄铁矿为小,单体颗粒为40微米或更小,占全部黄铜矿的40%,其次为黄铜矿-辉钼矿连生体。方铅游离颗粒状态,粒度小于30微米的很少与辉钼矿呈连生体。
80年一选厂粗矿的筛折也表明了筛析在矿细度与品位,回收率之间的关系,见表3和表4。从表中可以看出钼精矿-0.034毫米粒级含量增加是钼精矿品位和回收率提高的主要原因。[next]
表3 金堆城一选厂精矿筛析结果 | |||||||
| 粒 级() | 合计 | |||||
0.152 | 0.1 | 0.066 | 0.052 | 0.034 | -0.034 | ||
重量% | 1.08 | 9.1 | 5.65 | 11.65 | 15.63 | 56.89 | 100 |
Mo% | 27.86 | 31.44 | 31.47 | 35.59 | 43.12 | 51.79 | 45.35 |
SiO2% | 32.44 | 27.96 | 28.01 | 23.74 | 15.7 | 5.9 | 13.05 |
表4 磨矿细度与精选回收率的关系 | |||||
-0.034mm% | 67.5 | 5.25 | 77.95 | 81 | 82.15 |
精选回收率% | 96.12 | 97.92 | 97.61 | 7.7 | 98.2 |
在钼精矿焙烧过程中,S,Re等少量元素挥发外,Pb、Cu、Fe、Bi、Si、W、Zn等多数元素仍然残留在氧化钼中作为杂质存在。因此为保证氧化钼的质量,必须首先提高钼精矿的质量,使精矿中的各项杂质含量降低到允许值以下西德金属公司81年与金堆城签订的销售协议中要求钼大于53%,Cu<0.18%,pb<0.06%,CaO 0.2%,对其他杂质也有要求。
从以上的分析可以得出结论: 辉钼矿虽是一种易浮矿物,但多数钼矿床辉钼矿的嵌布粒度一般较细,当再磨粒度粗时,精矿中含大量粗粒连生体。因此要去掉杂质必须细磨,最终磨矿粒度往往要达到80%-43微米甚至-20微米,才能使辉钼硫充分单体解离,以选出品位达54%的优质钼精矿。同时由于矿石性质不同,某些矿石用浮选方法即使将品位达到54%,也仍有一些杂质达不到要求,通常是Cu、Pb、CaO等含量过高。为此,还要采用化学选矿,即浸出的方法降低这些杂质的含量。
2.提高钼精矿质量的实践
(1)再磨细度的确定
为了获得满意的辉钼矿单体解离度,而且在经济与工艺上合理,需要确定最佳的再磨细度。试验室以5次精选泡沫为再磨物料,得出了各磨矿细度与品位,回收率的关系(图一)可以看出,随着粒度变细,精矿品位与回收率逐渐提高,再磨40分钟—0.036毫米占96.8%时,钼品位达54.5%,回收率最高,继续磨细回收率趋于下降,当-0.036毫米占100%时,由于部分矿过磨,钼回收率则会下降。这是与辉钼矿结晶构造有关,当过粉碎时,部分辉钼矿沿构造层的纵切面碎离,使之露出新鲜活泼表面与水等离子作用,增加了亲水性,影响了辉钼矿的上浮。
图一
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工业试验中,增加了二段再磨,提高了磨矿细度,达到了辉钼矿与连生体的解离,取得了较好的指标。见表5
表5 增加第二段再磨后的精矿指标 |
一段再磨粒度 -36微米75% |
二段再磨粒度 -36微米90%以上 |
最终精矿品位 53.5% |
精选作业回收率 97.5% |
图二
图三
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(2)再磨段数与再磨工艺
试验室曾试验了三段再磨,三段再磨较再段再磨精矿品位又略有提高,精选次数可以减少,钼回收率与两段再磨相同(图二)。再磨段数与辉钼矿在钼矿中的嵌布粒度,特性及再磨介质的种类等参数有关。工业试验用了两段再磨(图三)。矿石经粗磨粗选得到含钼4~6%的粗精矿,经ф6M浓密机为ф1.5×3.0米,与ф250毫米两段串联水力旋流顺闭路工作。旋流顺溢流经第四、第五次精选后,泡沫经第二段再磨的水力旋流吕夿同先分级,水力旋流器排矿进入第二段再磨机,第二段再磨机为ф900%3000毫米长简型球磨机。再磨与两段串联的ф125毫米水流力旋流器闭路。第二段再磨机添加ф28毫米的轴承钢球。再磨产品经过8次精选,得最终精矿。精选过程中添加水玻璃为脉石抑制剂,耗量为1100克/吨,添加氰化物为铜硫化物和黄铁矿的抑制剂,耗量为60~80克/吨。再磨产物的粒度组成见表6。
表6 第一、二段再磨产物粒度组成 | ||||||||
产物筛级(mm) | 0.1 | 0.0063 | 0.036 | 0.025 | -0.025 | 浓度% | 分级效率% | |
第一段再磨 | 浓密机底流 | 25.9 | 10.6 | 5.1 | 5.5 | 52.9 | 30.41 | 39~45 |
1段旋流器底流 | 25.5 | 22.5 | 13.5 | 7.5 | 31 | 36.01 | ||
2段旋流器底流 | 18.1 | 30.7 | 24.9 | 14.7 | 11.6 | 43.42 | ||
再磨排矿 | 17.9 | 23 | 16.8 | 9.4 | 32.9 | 45.65 | ||
2段旋流器溢流 | 5.5 | 7 | 6.5 | 6.8 | 74.2 | 19.16 | ||
第二段再磨 | 旋流器给矿 | 11.9 | 10.3 | 8.9 | 9.1 | 59.8 | 22.69 | 25~30 |
1段旋流器底流 | 7.6 | 14 | 16 | 14.8 | 47.6 | 43.79 | ||
2段旋流器底流 | 6 | 15.4 | 17 | 15.5 | 46.1 | 49.39 | ||
再磨排矿 | 2.6 | 13.6 | 14.7 | 15.2 | 53.9 | 55.59 | ||
2段旋流器溢流 | - | 1 | 4.3 | 7.5 | 87.2 | 16.85 |
再磨介质对磨物细度和磨矿质量也有着直接的影响。有些厂矿对添加钢球量和所加球径部不够重视,往往只加大球,没有小球,有时还长时间不补加钢球,这样都会造成磨矿产品不均匀,使极大粒和极小粒多,磨矿介质不好。金堆城试验室磨矿机在用ф24米钢球时,磨矿粒度粗细不匀。质量差,改用ф7~14毫米球后,粒度组成明显好转,避免了过粉碎现象。这是因为在装球量不变时,减小球径,球的个数增多,球的表面积增大,接触点增加,研磨作用加强。一选厂再磨一段用ф50毫米钢球,二段用ф28毫米钢球。取得了较好的磨矿效果。但若一段采用ф50和ф28的球配比加入可能效果会更好。
(3)串联使用的水力旋流器分级
为了确保实践看,采用旋流器串联控制分级更有利于细磨。实践证明,对于钼精矿的分级,水力旋流器的磨损是有限的。
再磨机与旋流器构成闭路流程,一般可采用预先分级;检查分级和控制分级。从生产实践看,采用旋流器串联控制分级更有利于细磨。表7列出了两种分级形式对细度的影响。采用两台旋流器串联控制分级比一台预先检查分级,溢流细度由68.2%-25毫米增至72.6%,+36微米含量相应减少,由19.82%减为15.40%。
表7 两种分级细度比较 | ||||
分级形式 | 粒级(微米) | |||
36 | 36-25 | -25 | 合计 | |
一台预先检查分级 | 19.82 | 11.98 | 68.2 | 100 |
二台串联控制分级 | 15.4 | 11.91 | 2.69 | 100 |
(4)浸出工艺
两段再磨再选后,钼精矿品位明显提高,各项杂质含量均不同程度地降低,但Pb、Cu、CaO等仍偏高。为此研究了酸浸钼精矿降低有害杂质的可能性。进行了盐酸和盐酸加三氯化铁的工业性浸出试验。对比了不同酸浸温度,酸浓度,酸浸期间,液固比等参数浸出的效结。用盐酸浸出,在50~80℃,pH=1,浸出1小时,液固比为3:1时,可使各项杂质降到允许值以下。当钼精矿中含pb高时,用采三氯化铁与盐酸共同浸出,效果更好。
表8为改革前,1979年钼精矿中各元素含量与改革后的指标对比 。
表8 流程改革前后精矿杂质含量对比 | ||||||
元素 | Mo | Pb | CaO | Cu | Fe | |
改革前1979年钼精矿分析 | 46.19 | 0.098 | 1.76 | 0.154 | 2.66 | |
改革后 | 浮选结果 | 53.88 | 0.174 | 0.54 | 0.168 | 1.139 |
钼精矿分析 | 浸出结果 | 54.68 | 0.032 | 0.048 | 0.114 | 1.072 |
| 浸出率 |
| 81.05 | 91 | 28.3 | 5.9 |
注:浸出为氧化浸出结果6%FeCl3和2%HCl
(5)经济效益
由于采取两段再磨和浸出的选冶联合流程,明显改善了钼精矿质量和杂质含量。钼精矿的品位稳定在54% Mo以上,精选作业回收率97%以上。1981年10月份工业试验的平均生产指标为:
原矿品位0.119% Mo 氧化率5.63%
粗精矿品位5.27% Mo 精矿品位54.09%
精选回收率97.43% 总回收率82.59%
由于钼矿质量的提高,也为工业氧化钼的生产创造了有利条件。有助于把以出口精矿为主改为以出口氧化钼或其它钼制品为主,进一步提高出口产品的经济收益。
精矿质量的提高带来的经济效益是显著的,以即将投产的三选厂为例 ,如将钼精矿的二分之一由原设计的45% Mo 提高到51% Mo,按1983年新颁布的钼精矿价格计算,每年可增加利润600万元。