CN101927213A - 一种辉钼矿与方铅矿的浮选分离方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种辉钼矿与方铅矿的浮选分离方法，包括以下步骤：一、粗磨；二、粗选和扫选，获得含铅钼粗精矿；三、再磨，再磨之前向含铅钼粗精矿中加入一定量活性炭；四、多次精选：按照常规精选工艺，分多次对经再磨后的含铅钼粗精矿进行精选，每次精选过程中均先向所述含铅钼粗精矿中加入方铅矿抑制剂，之后再根据需要向所述含铅钼粗精矿中加入辉钼矿的捕收剂和起泡剂。本发明分离工艺简单、设计合理且分离效果好、能使铅的含量在钼的选矿过程中力争降至最低且能有效提高钼回收率，在降低钼精矿冶炼生产成本、简化生产工艺的同时，也能彻底减少铅对环境的污染。
Description
技术领域
本发明属于钼铅矿浮选分离技术领域，尤其是涉及一种辉钼矿与方铅矿的浮选分离方法。
背景技术
我国钼资源储量约330万吨钼金属，属世界第一。世界四大钼矿中，中国占有三个。许多钼矿床含铅较高，例如：储量居全国第一的河南栾川地区钼矿、陕西金堆城钼矿含铅均高，在钼选矿过程中均采用了抑制铅的技术。陕西洛南黄龙铺钼矿区地区赋存大量的碳酸盐型钼铅矿床，钼平均品位在0.06％～0.078％之间，钼金属量约28.7万吨，铅品位0.14％～0.20％，矿床中钼含量低于铅含量，如含钼0.04～0.08％，含铅0.12～0.3％，个别地段含铅更高。
铅在钼的选矿浮选中，极易富集在钼精矿中。铅是钼精矿中的有害元素，高铅钼精矿在冶炼中先氧化焙烧，铅呈氧化物挥发。铅氧化物为剧毒，进入大气严重污染环境。在钼精矿氧化焙烧时，钼精矿中的铅与钼易结合转化为钼酸铅，钼酸铅不溶于氨水，从而导致钼进入氨浸渣中，钼回收率大幅下降。钼精矿中的铅高会不同程度地影响三氧化钼压块、钼铁和钼酸铵的质量，而钼酸铵中的这些杂质又影响钼粉、钼条和钼片的质量和应用。
目前，钼精矿降铅主要是采用化学法湿法浸出技术。一种是氯盐直接浸出法，另一种是热处理后氯化物浸出。
氯盐直接浸出法是用碱金属或碱土金属氯化物作氧化剂升温浸出。如某地浮选钼精矿，小于0.03mm粒级占58％，矿浆浓度为30％，在110℃下，以5％氯化铜、5.3％盐酸和30％氯化钙，浸出2h钼精矿中的铅从0.55％降至0.01％；用1％氯化铜、10％三氯化铁和30％氯化钙浸出3h，钼精矿中的铅从0.55％降至0.01％。加拿大布伦达铜钼选厂，其产出钼精矿含铅0.3％～1％，用1％氯化铜、10％三氯化铁、3％盐酸和30％氯化钙作浸出剂，矿浆浓度为35％、在100℃条件下浸出2h后，铅低于0.04％。有人还试验了用氯化铜、三氯化铁和氯化钾溶液，或氯化铜、三氯化铁和氯化镁溶液，或氯化铜、三氯化铁和氯化钠溶液浸出钼精矿，均获得较好效果。金堆城钼矿进行了钼精矿浸出工业试验，用6％三氯化铁、2％盐酸，在85-90℃浸出1h，其铅从0.174％降至0.032％，钼浸出率低于0.5％。
热处理后氯化物浸出法是将浮选钼精矿与氯化物(如三氯化铁、氯化钙、氯化钠、氯化镁或氯化铵等)充分混合，氯化物的用量是根据钼精矿中铅、铜、钙等含量而定的。在200～350℃条件下预先热处理1～2h，此时铅等杂质硫化矿颗粒表面被“活化”，再采用三氯化铁、氯化钙、氯化铵和盐酸的混合物，pH值不大于4、70～90℃下浸出1～2h，可将铅从0.4％降至0.05％。专利CA1029559中，Dentro.Dan.M将钼精矿与氯化铵在300～325℃下，焙烧1～2h，使铅转化为可溶性二氯化铅，再经热水浸出除铅。尽管该工艺有效，但需要高温焙烧，污染环境，且消耗大量氯化铵。
以上两种湿法降铅技术，对低铅(铅品位小于1％)钼精矿是有效的，但对高铅钼精矿生产成本很高，氯盐直接浸出法要消耗大量盐酸，操作环境差；热处理后氯化物浸出法需要高温焙烧，污染环境，消耗大量氯化铵。
综上所述，含铅高的钼矿在浮选过程中，方铅矿也随辉钼矿富集在钼粗精矿中，由于方铅矿易磨易碎，再磨后大部分富集在-500目的粒级中(-500目占85～90％)，粒度极细，比表面积很大，吸附着相当数量的残余浮选药剂：如捕收剂-煤油、柴油或蒸气油等，表面活性剂-松醇油等。直接造成矿浆粘稠，方铅矿难以抑制，辉钼矿与方铅矿分离困难，钼回收率低下。
发明内容
本发明所要解决的技术问题在于针对上述现有技术中的不足，提供一种辉钼矿与方铅矿的浮选分离方法，其分离工艺简单、设计合理且分离效果好、能使铅的含量在钼的选矿过程中力争降至最低，在降低钼精矿冶炼生产成本、简化生产工艺、有效提高钼回收率的同时，也能彻底减少铅对环境的污染。
为解决上述技术问题，本发明采用的技术方案是：一种辉钼矿与方铅矿的浮选分离方法，其特征在于该方法包括以下步骤：
步骤一、粗磨：按照常规浮选分离粗磨工艺，采用球磨机对钼矿石即原矿进行粗磨，且磨矿细度为-200目占65～70％；
步骤二、粗选和扫选：采用常规钼浮选药剂对经粗磨后的钼矿石进行粗选和扫选，获得含铅钼粗精矿；
步骤三、再磨：按照常规浮选分离再磨工艺，采用球磨机对所述含铅钼粗精矿进行再磨，且磨矿细度为-400目占80～90％；
步骤四、多次精选：按照常规精选工艺，分多次对经再磨后的含铅钼粗精矿进行精选，每次精选过程中均先向所述含铅钼粗精矿中加入方铅矿抑制剂，之后再根据需要向所述含铅钼粗精矿中加入辉钼矿的捕收剂和起泡剂；多次精选过程中所加入方铅矿抑制剂的总用量为300～1200克/吨原矿且所加入方铅矿抑制剂的用量逐次减少；并且多次精选过程中，向所述含铅钼粗精矿中所加入辉钼矿的捕收剂和起泡剂的总用量分别为10～30克/吨原矿和5～10克/吨原矿。
上述步骤三中所述的再磨之前，向所述含铅钼粗精矿中，加入粒度为200±50目的活性炭且所加入活性炭的用量为100～200克/吨原矿。
上述步骤四中所述的方铅矿抑制剂为磷诺克斯。
上述步骤四中所述的向所述含铅钼粗精矿中加入辉钼矿的捕收剂和起泡剂时，所加入的辉钼矿的捕收剂和起泡剂的用量逐次减少，且在最后1～4次中不添加辉钼矿的捕收剂和起泡剂。
上述步骤四中所述的对经再磨后的含铅钼粗精矿进行多次精选时，精选次数至少为7次。
上述步骤一中所述的原矿为含铅＞0.1wt％的钼矿石。
本发明与现有技术相比具有以下优点：
1、分离工艺简单且分离成本低。
2、设计合理且分离效果好，在浮选分离钼铅矿时，具体是在在球磨机中进行再磨时，加入一定量的活性炭，其目的之一是使辉钼矿和方铅矿获得充分单体解离，另一目的是在研磨过程中活性炭可吸附方铅矿颗粒表面吸附的浮选药剂，如捕收剂煤油、起泡剂松醇油。上述过程处理后，矿浆粘度大幅下降，矿物表面残余药剂大幅减少，方铅矿矿物产生新鲜表面，简而言之，首先用活性炭使方铅矿表面脱除残余浮选药剂，产生新鲜表面。之后，再采用磷诺克斯使新鲜的方铅矿表面充分抑制，然后加入适量辉钼矿的捕收剂和起泡剂，使新鲜的辉钼矿表面吸附，从而增大了辉钼矿与方铅矿的可浮性差距，实现了辉钼矿与方铅矿有效分离，并且提高了辉钼矿的回收率。
3、实用价值高，易产业化。
综上所述，本发明分离工艺简单、设计合理且分离效果好，其采用活性炭脱药与磷诺克斯抑制铅的联合方法，使辉钼矿和方铅矿有效分离，同时又有利于提高钼的回收率，能使铅的含量在钼的选矿过程中力争降至最低，在降低钼精矿冶炼生产成本、简化生产工艺、有效提高钼回收率的同时，也能彻底减少铅对环境的污染。
下面通过附图和实施例，对本发明的技术方案做进一步的详细描述。
附图说明
图1为本发明的流程图。
具体实施方式
实施例1
如图1所示，本发明所述的辉钼矿与方铅矿的浮选分离方法，包括以下步骤：
步骤一、粗磨：按照常规浮选分离粗磨工艺，采用球磨机对钼矿石即原矿进行粗磨，且磨矿细度为-200目占65～70％。粗磨之前，根据需要向所述原矿中加入常规钼浮选药剂和酸碱度调节剂。所述原矿为含铅＞0.1wt％的钼矿石。
本实施例中，所述原矿为含钼0.082wt％、含铅0.2wt％的钼矿石且质量25公斤。所加入的常规钼浮选药剂为捕收剂，具体为煤油；所述酸碱度调节剂为石灰。粗磨之前，分别向原矿中加入煤油和石灰且二者的用量分别为200克/吨原矿(即每吨原矿中加入200g煤油)和500克/吨原矿(即每吨原矿中加入500g石灰)；并且磨矿细度为-200目占65～70％，即粗磨后粒径小于200目的颗粒占65～70％。
步骤二、粗选和扫选：采用常规钼浮选药剂对经粗磨后的钼矿石进行粗选和扫选，获得含铅钼粗精矿。
本实施例中，粗选和扫选过程中，所加入的常规钼浮选药剂为捕收剂和起泡剂，捕收剂具体为煤油且起泡剂为松醇油，粗选和扫选时间分别为5min和4min。粗选过程中，所加入煤油和松醇油的用量分别为54克/吨原矿和40克/吨原矿。扫选过程中，所加入煤油和松醇油的用量分别为45克/吨原矿和20克/吨原矿。粗选和扫选后，获得含钼1.5～2.5wt％、含铅4wt％左右的粗精矿。
步骤三、再磨：按照常规浮选分离再磨工艺，采用球磨机对所述含铅钼粗精矿进行再磨，且粗磨细度为-400目占80～90％。本实施例中，再磨时间为25min。
步骤四、多次精选：按照常规精选工艺，分多次对经再磨后的含铅钼粗精矿进行精选，每次精选过程中均先向所述含铅钼粗精矿中加入方铅矿抑制剂，之后再根据需要向所述含铅钼粗精矿中加入辉钼矿的捕收剂和起泡剂；多次精选过程中所加入方铅矿抑制剂的总用量为300～1200克/吨原矿且所加入方铅矿抑制剂的用量逐次减少；并且多次精选过程中，向所述含铅钼粗精矿中所加入辉钼矿的捕收剂和起泡剂的总用量分别为10～30克/吨原矿和5～10克/吨原矿。所述方铅矿抑制剂为磷诺克斯。
本步骤中，分多次对经再磨后的含铅钼粗精矿进行精选时，精选次数至少为7次。至少分7次进行，一般情况下，精选次数为7～12次。同时，向所述含铅钼粗精矿中加入辉钼矿的捕收剂和起泡剂时，所加入的辉钼矿的捕收剂和起泡剂的用量逐次减少，且在最后1～4次中不添加辉钼矿的捕收剂和起泡剂；另外，各次浮选时间为1～10min且浮选时间逐次减少。同时，精选过程中，根据需要向所述含铅钼粗精矿中加入脉石矿物抑制剂，具体为水玻璃。
本实施例中，精选次数为8次。在第一、三、五及七次精选中，分别加入水玻璃且用量为200克/吨原矿、60克/吨原矿、60克/吨原矿和60克/吨原矿。多次精选过程中所加入磷诺克斯的总用量为300克/吨原矿。所述捕收剂和起泡剂具体为煤油和松醇油，且多次精选过程中所加入辉钼矿的捕收剂和起泡剂的总用量分别为25.4克/吨原矿和8.7克/吨原矿。另外，第六、七及八次精选中，未加入不添加煤油和松醇油。
本实施例中，粗磨、粗选和扫选、再磨以及8次精选等各工段中，各工段的处理时间以及所加入煤油、松醇油、水玻璃与石灰的用量如表1所示：
表1钼铅浮选分离工艺参数及药剂制度
综上所述，经8次精选后，获得钼精矿。
实施例2
本实施例中，与实施例1不同的是：步骤三中所述的再磨之前，向所述含铅钼粗精矿中，加入粒度为200±50目的活性炭且所加入活性炭的用量为100～200克/吨原矿，具体所加入活性炭的用量为150克/吨原矿且多次精选过程中所加入磷诺克斯的总用量为800克/吨原矿。本实施例中，其余分离步骤均与实施例1相同。
另外，为方便比较，采用一套浮选分离工艺对原矿进行浮选分离，即在步骤三中不加入活性炭且步骤四中不加入方铅矿抑制剂-磷诺克斯，其余步骤均与实施例1相同。
以下，对实施例1、实施例2与上述常规浮选分离工艺所分离的钼精矿即钼铅浮选分离结果进行比较，其比较结果如表2所示：
表2钼铅浮选分离结果
以上所述，仅是本发明的较佳实施例，并非对本发明作任何限制，凡是根据本发明技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、变更以及等效结构变化，均仍属于本发明技术方案的保护范围内。
Claims (6)
1.一种辉钼矿与方铅矿的浮选分离方法，其特征在于该方法包括以下步骤：
步骤一、粗磨：按照常规浮选分离粗磨工艺，采用球磨机对钼矿石即原矿进行粗磨，且磨矿细度为-200目占65～70％；
步骤二、粗选和扫选：采用常规钼浮选药剂对经粗磨后的钼矿石进行粗选和扫选，获得含铅钼粗精矿；
步骤三、再磨：按照常规浮选分离再磨工艺，采用球磨机对所述含铅钼粗精矿进行再磨，且磨矿细度为-400目占80～90％；
步骤四、多次精选：按照常规精选工艺，分多次对经再磨后的含铅钼粗精矿进行精选，每次精选过程中均先向所述含铅钼粗精矿中加入方铅矿抑制剂，之后再根据需要向所述含铅钼粗精矿中加入辉钼矿的捕收剂和起泡剂；多次精选过程中所加入方铅矿抑制剂的总用量为300～1200克/吨原矿，且所加入方铅矿抑制剂的用量逐次减少；并且多次精选过程中，向所述含铅钼粗精矿中所加入辉钼矿的捕收剂和起泡剂的总用量分别为10～30克/吨原矿和5～10克/吨原矿。
2.按照权利要求1所述的一种辉钼矿与方铅矿的浮选分离方法，其特征在于：步骤三中所述的再磨之前，向所述含铅钼粗精矿中，加入粒度为200±50目的活性炭，且所加入活性炭的用量为100～200克/吨原矿。
3.按照权利要求1或2所述的一种辉钼矿与方铅矿的浮选分离方法，其特征在于：步骤四中所述的方铅矿抑制剂为磷诺克斯。
4.按照权利要求1或2所述的一种辉钼矿与方铅矿的浮选分离方法，其特征在于：步骤四中所述的向所述含铅钼粗精矿中加入辉钼矿的捕收剂和起泡剂时，所加入的辉钼矿的捕收剂和起泡剂的用量逐次减少，且在最后1～4次中不添加辉钼矿的捕收剂和起泡剂。
5.按照权利要求1或2所述的一种辉钼矿与方铅矿的浮选分离方法，其特征在于：步骤四中所述的对经再磨后的含铅钼粗精矿进行多次精选时，精选次数至少为7次。
6.按照权利要求1或2所述的一种辉钼矿与方铅矿的浮选分离方法，其特征在于：步骤一中所述的原矿为含铅＞0.1wt％的钼矿石。
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Cited By (11)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN102266822A (zh) * | 2011-07-13 | 2011-12-07 | 金堆城钼业股份有限公司 | 一种辉钼矿浮选捕收剂 |
| CN102277481A (zh) * | 2011-07-27 | 2011-12-14 | 西部鑫兴金属材料有限公司 | 一种高铅含铼钼精矿的降铅保铼方法 |
| CN102732713A (zh) * | 2012-06-26 | 2012-10-17 | 西部鑫兴金属材料有限公司 | 一种高铅含铼钼精矿处理后沉淀物的分离回收方法 |
| CN102773152A (zh) * | 2012-07-13 | 2012-11-14 | 四川领航石墨制品有限公司 | 一种细鳞片-隐晶质混合型石墨选矿工艺 |
| CN103878069A (zh) * | 2012-12-19 | 2014-06-25 | 沈阳有色金属研究院 | 一种辉钼矿的选矿方法 |
| CN104941789A (zh) * | 2015-06-26 | 2015-09-30 | 湖南有色金属研究院 | 一种钼硫混合精矿的选矿方法 |
| CN105149103A (zh) * | 2015-08-21 | 2015-12-16 | 西北矿冶研究院 | 一种辉钼矿与方铅矿分离选矿方法 |
| CN105597945A (zh) * | 2015-12-31 | 2016-05-25 | 金堆城钼业股份有限公司 | 一种高铅钼矿石钼铅分离工艺 |
| CN107042162A (zh) * | 2017-04-06 | 2017-08-15 | 新疆紫金锌业有限公司 | 一种低品位硫化铅矿的选矿方法 |
| CN111841898A (zh) * | 2020-07-17 | 2020-10-30 | 矿冶科技集团有限公司 | 一种针对难选细粒钼铅混合精矿的组合抑制剂及其用途 |
| CN113333174A (zh) * | 2021-05-13 | 2021-09-03 | 西北矿冶研究院 | 一种钽铌矿浮选钽铌的选矿药剂及其制备方法 |
Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| EP0229835B1 (en) * | 1985-07-09 | 1993-06-16 | Phlotec Services Inc. | Process for the selective separation of a copper molybdenum ore |
| CN101451187A (zh) * | 2007-12-04 | 2009-06-10 | 灵宝市金源矿业有限责任公司 | 含钼多金属金矿资源综合回收方法 |
-
2009
- 2009-06-26 CN CN2009100230943A patent/CN101927213A/zh active Pending
Patent Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| EP0229835B1 (en) * | 1985-07-09 | 1993-06-16 | Phlotec Services Inc. | Process for the selective separation of a copper molybdenum ore |
| CN101451187A (zh) * | 2007-12-04 | 2009-06-10 | 灵宝市金源矿业有限责任公司 | 含钼多金属金矿资源综合回收方法 |
Non-Patent Citations (2)
| Title |
|---|
| 任骊东等: "金堆城百花岭选矿厂钼浮选金属走向查定及分析", 《中国钼业》 * |
| 王漪靖等: "金堆城不同类型矿石生产低铅钼精矿试验研究", 《中国钼业》 * |
Cited By (13)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN102266822A (zh) * | 2011-07-13 | 2011-12-07 | 金堆城钼业股份有限公司 | 一种辉钼矿浮选捕收剂 |
| CN102277481A (zh) * | 2011-07-27 | 2011-12-14 | 西部鑫兴金属材料有限公司 | 一种高铅含铼钼精矿的降铅保铼方法 |
| CN102732713A (zh) * | 2012-06-26 | 2012-10-17 | 西部鑫兴金属材料有限公司 | 一种高铅含铼钼精矿处理后沉淀物的分离回收方法 |
| CN102773152A (zh) * | 2012-07-13 | 2012-11-14 | 四川领航石墨制品有限公司 | 一种细鳞片-隐晶质混合型石墨选矿工艺 |
| CN103878069A (zh) * | 2012-12-19 | 2014-06-25 | 沈阳有色金属研究院 | 一种辉钼矿的选矿方法 |
| CN104941789A (zh) * | 2015-06-26 | 2015-09-30 | 湖南有色金属研究院 | 一种钼硫混合精矿的选矿方法 |
| CN105149103A (zh) * | 2015-08-21 | 2015-12-16 | 西北矿冶研究院 | 一种辉钼矿与方铅矿分离选矿方法 |
| CN105597945A (zh) * | 2015-12-31 | 2016-05-25 | 金堆城钼业股份有限公司 | 一种高铅钼矿石钼铅分离工艺 |
| CN107042162A (zh) * | 2017-04-06 | 2017-08-15 | 新疆紫金锌业有限公司 | 一种低品位硫化铅矿的选矿方法 |
| CN111841898A (zh) * | 2020-07-17 | 2020-10-30 | 矿冶科技集团有限公司 | 一种针对难选细粒钼铅混合精矿的组合抑制剂及其用途 |
| CN111841898B (zh) * | 2020-07-17 | 2022-06-10 | 矿冶科技集团有限公司 | 一种针对难选细粒钼铅混合精矿的组合抑制剂及其用途 |
| CN113333174A (zh) * | 2021-05-13 | 2021-09-03 | 西北矿冶研究院 | 一种钽铌矿浮选钽铌的选矿药剂及其制备方法 |
| CN113333174B (zh) * | 2021-05-13 | 2022-05-31 | 西北矿冶研究院 | 一种钽铌矿浮选钽铌的选矿药剂及其制备方法 |
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