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。



                                            
                                            
                                            
                                            


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