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CN105597945A - 一种高铅钼矿石钼铅分离工艺 - Google Patents

一种高铅钼矿石钼铅分离工艺 Download PDF

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CN105597945A
CN105597945A CN201511024790.8A CN201511024790A CN105597945A CN 105597945 A CN105597945 A CN 105597945A CN 201511024790 A CN201511024790 A CN 201511024790A CN 105597945 A CN105597945 A CN 105597945A
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molybdenum
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plumbous
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CN201511024790.8A
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王永超
王金玮
温晓婵
李九洲
刘迎春
康建雄
邹艳
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Jinduicheng Molybdenum Co Ltd
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    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00Flotation
    • B03D1/02Froth-flotation processes
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
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    • B03D2203/00Specified materials treated by the flotation agents; Specified applications
    • B03D2203/02Ores
    • B03D2203/04Non-sulfide ores

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  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明公开了一种高铅钼矿石钼铅分离工艺,包括将原矿经一段磨矿工艺后进行一段分级,还包括:一、将一段分级的溢流送入浮选机或浮选柱中进行粗选,得到粗选泡沫和粗选尾矿,粗选添加磷诺克斯抑制剂;二、将粗选尾矿送入浮选机中进行第一次粗扫选;三、将第一次粗扫尾矿送入浮选机中进行第二次粗扫选;四、对粗选泡沫进行粗精选,得到粗精矿,将粗精矿送入水力旋流器中进行二段分级,对二段分级后的底流进行再磨后返回所述水力旋流器中再次分级;五、对二段分级后的溢流进行精选。本发明在粗选作业中添加磷诺克斯对方铅矿进行预先抑制,可获得显著的方铅矿抑制效果,粗精矿钼回收率和产率等技术指标与原工艺相当,对精选不会造成不利影响。

Description

一种高铅钼矿石钼铅分离工艺
技术领域
本发明属于矿石分选技术领域,具体涉及一种高铅钼矿石钼铅分离工艺。
背景技术
铅是钼精矿中主要有害元素之一,主要以方铅矿形式存在。钼精矿含铅高导致连锁的环境污染,焙烧氧化钼和炼制钼铁过程中铅可能转化为有毒气体,污染生态环境且影响人体健康。因此钼精矿质量标准中对铅含量要求越来越高,当前要求KMo-57牌号钼精矿铅含量不大于0.085%、KMo-54牌号钼精矿铅含量不大于0.130%。
辉钼矿选矿一般采用“分段磨矿-阶段选别”工艺,见图1,一段磨矿分级产品添加捕收剂和起泡剂后经粗选选别后得到粗精矿,在此过程中部分方铅矿由于可浮性良好而与辉钼矿一同浮出,进入粗精矿;粗精矿再磨分级后进行精选,添加磷诺克斯药剂对方铅矿进行抑制;精选产品为钼精矿,脉石及方铅矿等杂质元素进入精选尾矿。
在这种工艺条件下,方铅矿的抑制效果存在明显的极限,即:
(1)磷诺克斯是方铅矿的最佳抑制剂,其最大用量为50g/t,当用量高于该值时对方铅矿抑制效果不会增强,并恶化精选作业条件。
(2)当原矿中铅品位高于0.012%时,生产KMo-54以上牌号钼精矿中铅含量不能满足。
难选高铅矿石及产出钼精矿中方铅矿的粒度分布见表1。
此类高铅钼矿石具有如下特点:
(1)铅元素品位普遍高于0.02%。
(2)方铅矿在-0.074+0.020mm易选粒级分布超过50%,由于方铅矿具有一定天然可浮性并可被辉钼矿捕收剂捕收,与辉钼矿浮选条件相同而大量上浮,见图2和图3。粗选作业方铅矿回收率可达60%而导致精选作业抑制困难。
(3)方铅矿硬度低、易粉碎,粗精矿中的方铅矿经再磨后部分泥化而抑制更加困难。
表1难选高铅钼矿石与钼精矿中方铅矿的粒度分布
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的不足,提供一种高铅钼矿石钼铅分离工艺。该工艺在粗选作业中添加磷诺克斯对方铅矿进行预先抑制,并调整起泡剂用量,可获得显著的方铅矿抑制效果,有效控制黄铁矿和脉石浮选速度,粗精矿钼回收率和产率等技术指标与原工艺相当,对精选不会造成不利影响。
为解决上述技术问题,本发明采用的技术方案是:一种高铅钼矿石钼铅分离工艺,包括将原矿经一段磨矿工艺后进行一段分级,所述原矿为铅的质量百分含量不小于0.015%的高铅钼矿石,其特征在于,该工艺还包括以下步骤:
步骤一、将一段分级的溢流送入浮选机或浮选柱中进行粗选,得到粗选泡沫和粗选尾矿;粗选添加磷诺克斯抑制剂,磷诺克斯抑制剂用量为8g/t原矿~20g/t原矿;
步骤二、将步骤一中所述粗选尾矿送入浮选机中进行第一次粗扫选,得到第一次粗扫尾矿和第一次粗扫泡沫,将所述第一次粗扫泡沫返回步骤一;
步骤三、将步骤二中所述第一次粗扫尾矿送入浮选机中进行第二次粗扫选,得到第二次粗扫尾矿和第二次粗扫泡沫,将所述第二次粗扫泡沫返回步骤二;
步骤四、对步骤一中所述粗选泡沫进行粗精选,得到粗精矿,将所述粗精矿送入水力旋流器中进行二段分级,对二段分级后的底流进行再磨后返回所述水力旋流器中再次分级,再磨后的物料中粒度为+0.100mm的物料占再磨后的物料总质量的10%以下,且粒度为-0.038mm的物料占再磨后的物料总质量的73%~78%;
步骤五、对步骤四中二段分级后的溢流进行精选,精选作业中磷诺克斯抑制剂的总用量为18g/t原矿~24g/t原矿。
上述的一种高铅钼矿石钼铅分离工艺,其特征在于,步骤二中所述第一次粗扫选的起泡剂用量为1.5g/t原矿~2.3g/t原矿。
上述的一种高铅钼矿石钼铅分离工艺,其特征在于,步骤三中所述第二次粗扫选的起泡剂用量为1.5g/t原矿~2.3g/t原矿。
上述的一种高铅钼矿石钼铅分离工艺,其特征在于,分离工艺中磷诺克斯抑制剂的总用量不大于40g/t原矿。
本发明与现有技术相比具有以下优点:
1、本发明在粗选作业中添加磷诺克斯对方铅矿进行预先抑制,并调整起泡剂用量,可获得显著的方铅矿抑制效果,有效控制黄铁矿和脉石浮选速度,粗精矿钼回收率和产率等技术指标与原工艺相当,对精选不会造成不利影响。
2、本发明在粗选作业中添加磷诺克斯对方铅矿进行预先抑制,可减少精选作业磷诺克斯的用量,在粗选作业中使用磷诺克斯进行预先抑制的效果明显优于只在精选作业中加入磷诺克斯。
3、本发明在粗选作业中添加磷诺克斯,分离工艺全流程中磷诺克斯抑制剂的总用量不大于40g/t原矿,可强化方铅矿的抑制效果,从而解决钼精矿含铅过高问题,改善钼精矿产品质量。
4、本发明对粗精矿进行分级再磨,并控制再磨后的物料的粒度分布,可在后续精选作业中获得最佳方铅矿抑制效果。
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为现有辉钼矿选矿工艺的流程示意图及药剂制度。
图2为混合粗精矿中辉钼矿回收率等值线图。
图3为混合粗精矿方铅矿回收率等值线图
图4为本发明分离工艺的流程示意图及药剂制度。
具体实施方式
实施例1
本实施例对铅的质量百分含量为0.016%的高铅钼矿石进行钼铅分离,具体工艺及药剂制度如图4所示,包括将原矿经一段磨矿工艺后进行一段分级,还包括以下步骤:
步骤一、将一段分级的溢流送入浮选机或浮选柱中进行粗选,得到粗选泡沫和粗选尾矿;粗选添加磷诺克斯抑制剂,磷诺克斯抑制剂用量为8g/t原矿;
步骤二、将步骤一中所述粗选尾矿送入浮选机中进行第一次粗扫选,得到第一次粗扫尾矿和第一次粗扫泡沫,将所述第一次粗扫泡沫返回步骤一;第一次粗扫选的起泡剂用量为2.3g/t原矿;
步骤三、将步骤二中所述第一次粗扫尾矿送入浮选机中进行第二次粗扫选,得到第二次粗扫尾矿和第二次粗扫泡沫,将所述第二次粗扫泡沫返回步骤二;第二次粗扫选的起泡剂用量为2.3g/t原矿;
步骤四、对步骤一中所述粗选泡沫进行粗精选,得到粗精矿,将所述粗精矿送入水力旋流器中进行二段分级,对二段分级后的底流进行再磨后返回所述水力旋流器中再次分级,再磨后的物料中粒度为+0.100mm的物料占再磨后的物料总质量的5%,且粒度为-0.038mm的物料占再磨后的物料总质量的78%;
步骤五、对步骤四中二段分级后的溢流进行精选(精选采用现有常规工艺),精选作业中磷诺克斯抑制剂的总用量为18g/t原矿。
在此类矿石条件下,现有常规工艺产出粗精矿和钼精矿中铅的质量百分含量分别为0.70%和0.165%,本实施例粗精矿和钼精矿中铅的质量百分含量分别为0.30%和0.067%。
实施例2
本实施例对铅的质量百分含量为0.020%的高铅钼矿石进行钼铅分离,具体工艺及药剂制度如图4所示,包括将原矿经一段磨矿工艺后进行一段分级,还包括以下步骤:
步骤一、将一段分级的溢流送入浮选机或浮选柱中进行粗选,得到粗选泡沫和粗选尾矿;粗选添加磷诺克斯抑制剂,磷诺克斯抑制剂用量为12g/t原矿;
步骤二、将步骤一中所述粗选尾矿送入浮选机中进行第一次粗扫选,得到第一次粗扫尾矿和第一次粗扫泡沫,将所述第一次粗扫泡沫返回步骤一;第一次粗扫选的起泡剂用量为1.9g/t原矿;
步骤三、将步骤二中所述第一次粗扫尾矿送入浮选机中进行第二次粗扫选,得到第二次粗扫尾矿和第二次粗扫泡沫,将所述第二次粗扫泡沫返回步骤二;第二次粗扫选的起泡剂用量为1.8g/t原矿;
步骤四、对步骤一中所述粗选泡沫进行粗精选,得到粗精矿,将所述粗精矿送入水力旋流器中进行二段分级,对二段分级后的底流进行再磨后返回所述水力旋流器中再次分级,再磨后的物料中粒度为+0.100mm的物料占再磨后的物料总质量的8%,且粒度为-0.038mm的物料占再磨后的物料总质量的76%;
步骤五、对步骤四中二段分级后的溢流进行精选(精选采用现有常规工艺),精选作业中磷诺克斯抑制剂的总用量为18g/t原矿。
在此类矿石条件下,现有常规工艺产出粗精矿和钼精矿中铅的质量百分含量分别为1.28%和0.192%,本实施例粗精矿和钼精矿中铅的质量百分含量分别为0.42%和0.081%。
实施例3
本实施例对铅的质量百分含量为0.038%的高铅钼矿石进行钼铅分离,具体工艺及药剂制度如图4所示,包括将原矿经一段磨矿工艺后进行一段分级,还包括以下步骤:
步骤一、将一段分级的溢流送入浮选机或浮选柱中进行粗选,得到粗选泡沫和粗选尾矿;粗选添加磷诺克斯抑制剂,磷诺克斯抑制剂用量为20g/t原矿;
步骤二、将步骤一中所述粗选尾矿送入浮选机中进行第一次粗扫选,得到第一次粗扫尾矿和第一次粗扫泡沫,将所述第一次粗扫泡沫返回步骤一;第一次粗扫选的起泡剂用量为1.5g/t原矿;
步骤三、将步骤二中所述第一次粗扫尾矿送入浮选机中进行第二次粗扫选,得到第二次粗扫尾矿和第二次粗扫泡沫,将所述第二次粗扫泡沫返回步骤二;第二次粗扫选的起泡剂用量为1.5g/t原矿;
步骤四、对步骤一中所述粗选泡沫进行粗精选,得到粗精矿,将所述粗精矿送入水力旋流器中进行二段分级,对二段分级后的底流进行再磨后返回所述水力旋流器中再次分级,再磨后的物料中粒度为+0.100mm的物料占再磨后的物料总质量的10%,且粒度为-0.038mm的物料占再磨后的物料总质量的73%;
步骤五、对步骤四中二段分级后的溢流进行精选(精选采用现有常规工艺),精选作业中磷诺克斯抑制剂的总用量为20g/t原矿。
在此类矿石条件下,现有常规工艺产出粗精矿和钼精矿中铅的质量百分含量分别为2.10%和0.320%,本实施例粗精矿和钼精矿中铅的质量百分含量分别为0.59%和0.129%。
实施例4
本实施例对铅的质量百分含量为0.026%的高铅钼矿石进行钼铅分离,具体工艺及药剂制度如图4所示,包括将原矿经一段磨矿工艺后进行一段分级,还包括以下步骤:
步骤一、将一段分级的溢流送入浮选机或浮选柱中进行粗选,得到粗选泡沫和粗选尾矿;粗选添加磷诺克斯抑制剂,磷诺克斯抑制剂用量为16g/t原矿;
步骤二、将步骤一中所述粗选尾矿送入浮选机中进行第一次粗扫选,得到第一次粗扫尾矿和第一次粗扫泡沫,将所述第一次粗扫泡沫返回步骤一;第一次粗扫选的起泡剂用量为1.8g/t原矿;
步骤三、将步骤二中所述第一次粗扫尾矿送入浮选机中进行第二次粗扫选,得到第二次粗扫尾矿和第二次粗扫泡沫,将所述第二次粗扫泡沫返回步骤二;第二次粗扫选的起泡剂用量为1.6g/t原矿;
步骤四、对步骤一中所述粗选泡沫进行粗精选,得到粗精矿,将所述粗精矿送入水力旋流器中进行二段分级,对二段分级后的底流进行再磨后返回所述水力旋流器中再次分级,再磨后的物料中粒度为+0.100mm的物料占再磨后的物料总质量的8%,且粒度为-0.038mm的物料占再磨后的物料总质量的73%;
步骤五、对步骤四中二段分级后的溢流进行精选(精选采用现有常规工艺),精选作业中磷诺克斯抑制剂的总用量为24g/t原矿。
在此类矿石条件下,现有常规工艺产出粗精矿和钼精矿中铅的质量百分含量分别为1.05%和0.245%,本实施例粗精矿和钼精矿中铅的质量百分含量分别为0.52%和0.125%。
将本实施例的工艺与现有工艺进行对比,结果见表2和表3。
表2现有工艺的各项指标
表3本发明实施例4工艺的各项指标
对比表2和表3可以明显看出,本发明在粗选作业中添加磷诺克斯抑制剂,抑制效果显著,粗精矿中铅的品位和回收率均大幅降低,对选钼回收率和钼品位未造成不利影响,经过精选段钼铅分离作业可实现钼精矿产品铅含量合格。
本发明对粗选和精选中磷诺克斯抑制剂的不同用量进行对比,结果见表4。
表4不同药剂制度下浮选指标对比
从表4中可以看出,粗选作业中添加磷诺克斯能够有效抑制方铅矿,精矿中铅品位和铅回收率均大幅下降,但整个分离工艺中磷诺克斯的用量不能过大,否则会影响方铅矿的抑制效果。
本发明研究了在相同抑制剂用量条件下,再磨后物料粒度对铅回收率和铅品位的影响,结果见表5。
表5不同再磨细度条件下精选I作业指标
-0.038mm粒级含量 铅品位 铅回收率
73% 2.27% 55.94%
78% 2.90% 68.81%
80% 3.16% 69.87%
85% 3.33% 71.82%
从表5中可以看出,随再磨产品-0.038mm粒级含量增加,方铅矿回收率升高,高铅钼精矿中铅主要分布在-0.02mm粒级,含量达80%以上。本发明通过控制再磨后的物料中粒度为+0.100mm的物料占再磨后的物料总质量的10%以下,且粒度为-0.038mm的物料占再磨后的物料总质量的73%~78%,精选作业中方铅矿可获得最佳抑制效果。
以上所述,仅是本发明的较佳实施例,并非对本发明做任何限制,凡是根据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 (4)

1.一种高铅钼矿石钼铅分离工艺,包括将原矿经一段磨矿工艺后进行一段分级,所述原矿为铅的质量百分含量不小于0.015%的高铅钼矿石,其特征在于,该工艺还包括以下步骤:
步骤一、将一段分级的溢流送入浮选机或浮选柱中进行粗选,得到粗选泡沫和粗选尾矿;粗选添加磷诺克斯抑制剂,磷诺克斯抑制剂用量为8g/t原矿~20g/t原矿;
步骤二、将步骤一中所述粗选尾矿送入浮选机中进行第一次粗扫选,得到第一次粗扫尾矿和第一次粗扫泡沫,将所述第一次粗扫泡沫返回步骤一;
步骤三、将步骤二中所述第一次粗扫尾矿送入浮选机中进行第二次粗扫选,得到第二次粗扫尾矿和第二次粗扫泡沫,将所述第二次粗扫泡沫返回步骤二;
步骤四、对步骤一中所述粗选泡沫进行粗精选,得到粗精矿,将所述粗精矿送入水力旋流器中进行二段分级,对二段分级后的底流进行再磨后返回所述水力旋流器中再次分级,再磨后的物料中粒度为+0.100mm的物料占再磨后的物料总质量的10%以下,且粒度为-0.038mm的物料占再磨后的物料总质量的73%~78%;
步骤五、对步骤四中二段分级后的溢流进行精选,精选作业中磷诺克斯抑制剂的总用量为18g/t原矿~24g/t原矿。
2.根据权利要求1所述的一种高铅钼矿石钼铅分离工艺,其特征在于,步骤二中所述第一次粗扫选的起泡剂用量为1.5g/t原矿~2.3g/t原矿。
3.根据权利要求1所述的一种高铅钼矿石钼铅分离工艺,其特征在于,步骤三中所述第二次粗扫选的起泡剂用量为1.5g/t原矿~2.3g/t原矿。
4.根据权利要求1所述的一种高铅钼矿石钼铅分离工艺,其特征在于,分离工艺中磷诺克斯抑制剂的总用量不大于40g/t原矿。
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