钼矿选矿工艺研究进展

1、车目矿选矿工艺研究进展-作者:日期：铝矿选矿工艺研究进展2011- 8-4 9:54:5 6导读叙述了几种铝选矿新工艺，其中包括：矿石经磨碎后，先无捕收剂浮选，得出无捕收剂 污染的含碳很低的润滑剂二硫化铝；采用正浮选-反浮选-正浮选工艺分离铜铝精矿，得出高品位、高回收率的电目精矿；用Bi n ghamC anyon选冶联合工艺处理难选的铜铝低品位精矿和 采用氧压氧化高铜铝精矿生产低铜铝精矿和电解铜。一、前言现代选矿工程正朝着提高资源利用率，扩大可利用资源量和循环再利用资源的方向发 展。例如选矿-拜尔法选冶新技术使我国第一大有色金属铝资源的可利用年限从不足10年延长到4 0年，铜的硫化矿生物冶金

2、新技术可降低可利用铜矿石的品位约20%40%,可使我国铜矿的可利用资源量增长2倍多。浮选一铝蓝法可有效地利用储量巨大的氧化铝矿，低品位铝精矿一氧压氧化法可使某些难选高氧化率铝矿的可利用率提高15个百分点？。近年来，传统的选矿工艺面临着挑战，许多研究单位和高等学校通过多年的研究推出许多资源利用高的新奇的选铝工艺和选冶联合工艺。这些工艺的破茧而出十分引人瞩目。这些新工艺与传统的粗磨粗选，再磨精选，铜铝矿石混合浮选以及简单的铜铝分离比较 显得研究者的匠心独特、细腻，富有创新精神，下面介绍几种，不到之处在所难免。二、无捕U剂浮选-浮选工艺流程Amax公司的Deepak. Malh o tra等1研制一

3、种先无捕收剂浮选辉电目矿、粗选尾矿再 用强力捕收剂浮选辉铝矿新工艺。将含 Mo0.18% Fe S22. 2 % Cu0. 0 07%、P b0. 003% Zn0. 0 1 2%勺铝矿石，在球磨机中磨至P80 = 100科成不加任何辉铝矿的捕收剂，如蒸汽油、柴油和煤油等 ，只加起泡剂便卜 CH .MIBC甲基异丁基甲醇对 0H，经粗选后，得到含M o约1 1 %的粗精矿，粗选粗精矿铝回收率7 6 .8%,粗精矿经3段砾磨再磨和5次精选，5次精选时，共加水玻璃 140g/t,精选尾矿含M O0. 4% 废弃。5次精选精矿含 Mo S 2 9 7. 5% 9 8 %,和少量含铁 硫化物杂质，该最

4、终精矿为润滑剂级二硫化铝，经气流磨磨至 0. 51 为产品。这种无捕收剂浮选产出的润滑剂级二硫化铝较用柴油或蒸汽油选出的铝精矿经盐酸一氟氢酸浸出后，再用碱洗后产出的润滑剂级二硫化铝（米特森公司产）含C量要低得多 ，通常不大于0 .7%,其他杂质如Fe、MoQ、油等也比较低。众所周知，目前国内外用煤油浮选出的 铝精矿作生产润滑剂级二硫化铝前驱体时，铝精矿含油一般在2% 4%这种碳氢油在制备润滑剂二硫化铝过程中可转为碳。未转化为碳的碳氢油也存在于润滑剂中 ，这部分油一般含量为 0.05%0. 3%,碳和油严重地 降低润滑剂级二硫化铝的摩擦学性能 ，含碳和油高的润滑剂不是优异的润滑剂添加剂。 此外,

5、 用无捕收剂浮选生产的铝精矿为生产润滑剂级二硫化铝的成本也较低。无捕收剂浮选的尾矿，即将易选的颗粒较大、面积比也较大，辉铝矿结晶较完整的均选出后的铝矿石，一般来说，这部分尾矿中的辉铝矿为细粒级的可浮性较差的难选辉铝矿，如一38 dm以下的辉铝矿。A max公司的研究人员用捕收能力较蒸汽油更强的捕收剂，也是价格较贵的十二烷基硫醇和十四烷基硫醇的混合物， 即C12H23SHT C14H27 SH昆合物浮选这部分尾矿,先进行粗选 将粗精矿经12次再磨再选，粗选尾矿废弃，再磨后精选的尾矿也废弃， 精选后得到的含铜 铝精矿，抑制铜（用硫氢化钠），浮选辉铝矿，再精选12次得出最终铝精矿，该铝精矿含M 。5

6、5.8%、Cu0. 1% SiO23%这里要指出的是，尽管十二烷基硫醇与十四烷基硫醇混合物对辉铝矿的捕收能力强于蒸汽油或柴油，但它们在矿浆中的分散性较差， 使用时要将硫醇捕收剂乳化 ，一般使用的乳化 剂为聚丙烯乙二醇或聚乙烯乙二醇类表面活性剂。部分无捕收剂浮选，浮选尾矿用强力捕收剂浮选的工艺流程如图1所示。时点网就二粒化机图1部分无捕收剂浮选工艺流程仅用18g/t起泡剂，用石灰调整矿浆p H值为8以下，无捕收剂浮选辉铝矿粗选结果见 表1。表1无捕收剂浮选铝矿石的粗选结果止MO%叫收率以入选钳矿石相楮矿ion ooi. ”a isIh 06“042ion oo夜so23 20表1数据表明，将铝矿

7、石磨至P80=1 OOm,在弱碱性（石灰）介质中,仅用起泡剂实 行无捕收剂浮选是可行的,该作业铝富集了 60倍，约3/4的辉铝矿被浮选至泡沫产品中，结 果比较理想。此外还证实，这部分粗精矿经再磨再选可得到无蒸汽油或柴油等燃油污染的润 滑剂级二硫化铝,同时节省了一部分燃油。无捕收剂浮选辉铝矿的尾矿用各种捕收剂再浮选，浮选结果见表2。表2无捕收剂浮选尾矿用各种捕收剂再浮选试验结果恻审擀费即Bl%，/姗丁附尾牙吊便H卜女油磁能混合物黄药产*品位回收小卿”52 5 Q 83 11 3Q022-90-5 5 。郎 L6 55 1也由0 014 4表2结果表明，无捕收剂浮选尾矿用强力捕收剂十二烷基硫醇和十

8、二烷基硫醇混合物铝回收率最高。该粗精矿经再磨精选后，铝精矿品位含Mo5 2 .8%,铝回收率为98.9%。三、含滑石铜铝矿浮选工艺流程Mar t 1 nc. kuh n等”推出一种含滑石铜铝矿浮选新工艺，该工艺与传统工艺完全不同，十分新奇，浮选指标明显改善。铜铝矿石中含 Cu0. 6 4%、Mo 0.0 13%、Fe 6.35%、Mg1. 7%。矿石中铜矿物主要 有辉铜矿、铜蓝、斑铜矿和黄铜矿，铁矿物主要为黄铁矿、磁黄铁矿和馍黄铁矿，脉石矿物 主要有石英、长石，还含有较大量易浮的层状矿物滑石和绢云母、矿石中铝呈辉铝矿存在， 浸染粒度中等。矿石磨至P8 0=150科m,矿浆浓度为35%40%用下

9、列浮选药剂先浮选铜铝矿物辉铜矿等铜矿物捕收剂：戍基黄原酸钾10g/t 促进齐I：AE ROFLD AT 2 3 8 1 2 g /t辉铝矿捕收剂9g/tpH调整剂pH 值 1010.515精矿经再磨粗选尾矿和精选尾矿均废弃送尾矿库。-?： iHVi：1,httrt ft Kiim他汽小化即Mrm：，,Tfiif注辉铝矿捕收剂9g/tpH调整剂pH 值 1010.515精矿经再磨粗选尾矿和精选尾矿均废弃送尾矿库。-?： iHVi：1,httrt 3 0 %送往铜冶炼厂回收铜。铜铝分离得到铝粗精矿，用水力旋流器脱泥，旋流器的溢流与铜精矿合并，旋流器底流进行数次铝精选，精选尾矿返至铜铝分离浮选，精选

10、精矿经过滤、烘干、轻烧后调浆，用起泡剂反浮选滑石，滑石（含部分铜）与铜精矿合并为铜精矿， 反浮选尾矿为最终铝 精矿，其工艺流程图见图 3。矿石。铜朝眦分揖M打铀【川也4 矿石。铜朝眦分揖M打铀【川也4 5% 诵用旷*：力旗海祥脱 泥I峨谊 i说潦日浮日浮11曲外1二占滑打个前1矿2钿回收胡舒/个前1矿2钿回收M化端烧4金整5）-M化端烧4金整5）物。If 用阖犷.（iWia 50.55 兆I：韭贪化第1以 相国向一祕的图3 BinghamCa ny o n铜电目选矿厂浮选工艺流程图由于Bing h amCany on铜铝矿石中含有大量的易浮滑石和绢云母，浸染颗粒较细，十分难选,采用单一的浮选和

11、反浮选工艺流程从矿石至铝精矿阶段要浮选出含Mo52.3%的铝精矿，铝总回收率只有50.5 5 %,加上焙烧产出工业氧化铝氧化焙烧阶段，产出含Mo为57.3%的工业氧化铝时，铝总回收率只达到4 9.9% （氧化焙烧作业铝回收率为98. 71%）。应该说铝回收率较低，为此研究人员提出一种浮选湿法冶金联合工艺。该工艺是将铜铝混合精矿经 1次粗选得到含 Mo15.7%、Cu3.8%、S14.4 %低品位铝精矿进行氧压氧化法处理，最终铝产 品为纯三氧化铝。浮选-氧压氧化联合工艺流程见图4。VdtS 一Ml3II kk 了史,i tU S .11丁状如萧ratiimiw9用 X、港皓NHJJHUtt口修产

12、品B inghamCa nyo n选冶联合工艺流程图五、7?选-氧压氧化工艺世界上赋存许许多多的铜铝矿石，如美国铜储量为数千万吨的特大型宾厄姆铜铝矿利的特大型丘基卡马达铜铝矿，中国的特大型斑岩铜铝矿德兴铜矿 众多的中小型铜铝矿，如保加利亚的厄拉杰特铜铝矿等。，乌奴格吐铜电目矿，还有选别这类铜铝矿石时，通常用黄药和柴油混合浮选出铜铝混合精矿,然后用硫氢化物，如NaHS抑制铜矿物，用柴油浮选辉铝矿，由于要抑制的铜矿物占铜铝混合精矿的质量比极 大，在抑制铜矿物时发生如下反应：2 C uX+ H S- + OH-CuW + H2O +2X式中X代表RO CS S 一类黄原酸根。多年的研究与实践表明，黄

13、铜矿等硫化铜矿物上浮时吸附大量的黄原酸根,形成溶度积极小的黄原酸铜表面膜，用硫氢化物解离的 HS基解吸它要消耗大量的HS-, 一般用量要高达10k g/t以上，像保加利亚铜铝选厂， 在抑铜选铝时，NaHS用量高达1 7.2kg/t,占药剂总 费用的62%,不但使选矿费用增大，同时选矿厂空气恶臭、环境污染严重。此外，加硫氢化钠时，铜铝分离后的铝精矿含铝仍然较高，一般为0.5 % 2%个别选铝厂铝精矿含铜3%,浪费了铜资源。基于上述现状，JONES. D. L 6提出一种新工艺来处理含Cu0.5%10%勺铝精矿。该工 TOC o 1-5 h z 艺即浮选一氧压氧化铝精矿，铜铝分离出的铜精矿也用氧压

14、氧化法处理。工艺流程见图5。位选)1 一 I希选.j &一混合胤一rN- NullS|陶槁矿壮丁匚LME 伴睛 M1一.Cutl.3%10% I耳化 II轼用及化再落.因*-541图5铜铝矿石浮选-氧压氧化工艺流程图浮选一氧压氧化工艺包括：将铜铝矿石经破碎、磨碎后 ，以石灰为调整剂，黄药类捕收 剂和柴油合用，用甲基异丁基甲醇和异辛醇为起泡剂浮选出铜铝混合精矿。采用硫氢化钠为铜的硫化矿物抑制剂，为强化硫氢化钠对铜硫化矿的抑制剂作用，同时减少硫氢化钠的用量,防止铜电目浮选矿浆电位迅速下降 （一般从600mV降至-200mV）向浮选 作业中（浮选槽）充入工业氮气，经铜铝分离后得到 2种产品，即含Mo

15、4 0 0% 50%、Cu0.5% 10%勺铝精矿和含少量铝、含 Cu2 8就右（视铜矿石的入选品位和硫化铜矿物的种类）的铜精矿。将铝精选得出的含 Mo 45.2%、Cu3.6%、Fe3. 6%全S34.2 %的铝精矿用水调成含固体为50 0 g/L的浆料，向浆料中加入15g/LCu、12g/ L Cl的氯化铜和2 0 g /L的酸，在15 0 C、1480kPa下氧压氧化1h,氧压氧化后，从高压釜中放出浆料 ，过滤，将滤饼洗涤，滤液 pH为 0 .9 1 ,滤液中含 Cu31.34g/L、Mo3. 6 4 g/L、Fe 5.87 g /L ,铜浸出率为 96.2%,铝浸出率 1 .6%。滤液与铜精矿氧压氧化产品合并 ，用溶剂萃取富集铜，再反萃得硫酸铜溶液 ，经纯化 后电解得电铜，铜萃取剂采用羟基的，溶剂为煤油 ，萃铜后水相中的少量铝再进行回收。该浮选一氧压氧化工艺，可将含Cu0.5%10%勺铝精矿富集到含 Cu 0.