Flotation technology of refractory low-grade molybdenum ore

Because of the low grade, high oxidation rate and the accumulation of little associated metal sulfide ore in the molybdenum concentrate during flotation, the Qingyang molybdenum ore is difficult to beneficiate. The experimental studies of grinding fineness, the amount of roughing modifier, depressant and collector were completed. In the cleaning process, the contrast experiments of one regrinding, the regrinding and scrubbing, two-stage regrinding was carried. The result shows that the grade of molybdenum ore concentrate is 45.31%, the recovery is 65.98% and the rich ore ratio reaches 20.59% by the regrinding and scrubbing seven cleaning, the regrinding of concentrations from middling of molybdenum-sulfur separation. The regularly-concentrated material from the apparatus was as the middling products. Hence, ideal beneficiation index can be obtained with a rational mineral processing, which offers new beneficiating technology for the refractory low-grade molybdenum ore in China.

某高硫难选铜钼矿浮选工艺优化及工业应用研究

某铜钼矿原矿铜品位0.45%,钼品位0.015%,硫品位2.47%,含金0.12 g/t,是典型的斑岩型铜钼矿。因长期暴露而氧化率逐渐升高,导致目的矿物可浮性变差。原有药剂制度及工艺条件对其适应性较差,生产指标不理想。针对该难选矿石开展了实验室工艺优化试验研究,制定了"铜钼快速浮选-铜硫混合浮选再分离"的工艺流程,工业试验结果相比优化前铜回收率提高了0.60个百分点,钼回收率提高了5.33个百分点。

某含钼低品位硫化铜矿综合回收钼的选矿研究

针对南美某含钼0.027%、含铜0.45%的低品位铜矿进行了选矿试验研究。应用适宜的浮选药剂,采用铜钼混合浮选-铜钼分离流程,闭路试验获得了铜品位26.93%、铜回收率81.96%的铜精矿和钼品位25.32%、钼回收率76.24%的钼精矿,铜、钼资源得到有效回收。

钼精矿氧化焙烧-酸浸预处理后焙砂的氨浸工艺研究

钼精矿经氧化焙烧-酸洗处理后,焙砂杂质元素减少,钼得到显著富集。针对除杂后的焙砂,采用氨水进行浸出,研究氨浸过程钼浸出的影响因素。结果表明,焙砂氨浸的最佳条件下,温度为60℃,氨浸时间为30 min,液固比为3.5~4.0,pH为8.5~9.0。焙砂氨浸浸出率可超过98.6%,氨浸渣率约为16%,氨浸渣含钼量为3.5%左右。氨浸渣中残存的钼主要为焙烧过程中未被氧化的MoS2,其他主要为脉石,氨浸渣真比重为2.85 g/cm^(3)。氨浸液含钼量为140~150 g/L,还含有少量的Fe与Cu,氨浸液比重为1.15~1.18 g/cm^(3)。

某钼矿伴生极低品位铜综合回收试验研究

某钼矿伴生极低品位硫化铜,铜品位为0.016%,直接回收难度大。硫化铜天然可浮性好,部分硫化铜进入钼精选作业,钼精选作业铜钼分离后钼精扫尾矿中铜可以富集至1.78%,具有一定的经济价值。为高效回收钼精扫尾矿中的铜金属,进行了脱水不脱水对比、石灰用量(pH)、捕收剂种类和用量、再磨细度等关键试验研究。试验结果表明:采用一次粗选—两次扫选—四次精选的脱水工艺流程,当pH调整剂石灰用量为50 g/t,铜捕收剂Z200用量为28 g/t,起泡剂2#油用量为1.3 g/t时,可获得精矿品位为21.49%,作业回收率为79.41%的铜精矿。

黑龙江某低品位难选铜钼矿的综合利用

随着易选矿石日渐匮乏,难选矿石的开发利用亟待解决。黑龙江某钼矿企业所属矿区存有难选矿石,该矿石具有氧化率高、钼品位低、嵌布粒度不均匀、铜钼难分离等特点,多年来一直未能开采利用,造成了资源的极大浪费。该区域矿石中平均含钼0.033%、含铜0.014%,钼矿物主要以辉钼矿形式存在,嵌布粒度在0.01~0.50 mm,钼氧化率为18.89%。铜矿物主要以黄铜矿形式存在,嵌布粒度在0.005~0.15 mm。黄铜矿可浮性极好,采用常规抑制剂极难抑制,给钼精选作业带来难度。根据钼矿物嵌布不均匀、铜矿物粒度偏细的特点,制定了“粗磨粗选+细磨精选”的工艺流程;针对黄铜矿可浮性好、难抑制的特点,重点考察了多种铜抑制剂对含铜矿物的抑制效果。研究发现,主要成分为羟基化黄原酸盐的新型药剂HL120,具有亲水、亲固基团,更容易吸附在黄铜矿表面,能够更加有效地抑制黄铜矿。在钼精选阶段采用HL120强化黄铜矿的抑制,最终获得了钼精选含Mo 48.87%、含铜0.26%、钼回收率82.43%的较好指标。对钼精选尾矿进行再选,获得了含Cu 16.88%、作业回收率为81.27%、原矿回收率47.66%的铜精矿指标。该低品位难选矿石得到了有效利用,企业的经济效益明显提升。

栾川三道庄某低品位钨钼矿回收钨试验研究

河南栾川三道庄某低品位钨钼矿WO_(3)品位为0.1%左右,钨主要以白钨矿形式存在,由于钨的嵌布粒度较细,脉石矿物种类多,性质复杂,钨回收难度较高。针对该低品位矿进行钨回收试验,在钨粗选阶段采用聚糖类有机抑制剂LM替代水玻璃,采用捕收性和选择性相对较好的捕收剂ZF,并在钨精选阶段采用低模数水玻璃,减少了抑制剂消耗,最终从WO_(3)品位0.097%的给矿中获得了WO_(3)品位31.22%、回收率82.84%的钨精矿,实现了该低品位钨资源的高效浮选回收。

某复杂高钼低铅矿选矿试验研究

西藏某高钼低铅矿石具有回收价值的矿物主要有辉钼矿、方铅矿,辉钼矿粒度悬殊,与石英、黄铁矿、方铅矿等矿物连生或被包裹,嵌布关系较复杂,方铅矿粒度较细,多产出于石英,现场工业生产采用常规“钼铅全混浮再分离”工艺,存在钼精矿和铅精矿产品互含高、金属回收率低、钼精矿品位较低等问题。因此,针对矿石性质,采用“优先选出部分高品质钼精矿—钼铅混浮—混合粗精矿再磨后精选—钼铅分离”工艺,以捕收能力强的新型捕收起泡剂酯-22为钼铅矿物捕收剂进行了全流程闭路试验,最终获得了钼品位49.82%高品质的钼精矿1和钼品位45.65%的钼精矿2,钼精矿钼总回收率为90.91%,铅精矿铅品位为46.08%、铅回收率82.58%,与“全混浮再分离”工艺相比,不仅钼精矿和铅精矿产品互含低,且能获得钼品位49.82%的高品质钼精矿,经济效益将大幅提高。试验结果为现场技术改造提供了依据,同时也为以后同类型矿石的回收提供了技术借鉴和参考。

提高某低品位难选钼矿回收率试验研究

针对某低品位难选钼矿石进行了提高钼精矿回收率的试验研究。该矿石中含有绿泥石、透辉石、角闪石等易泥化矿物,且辉钼矿有少量被氧化影响其可浮性,为低品位难选钼矿石。针对这种现状,研究发现AT药剂能较好地解决细泥对选矿的影响,HHJ-1能较好的提高该矿石中辉钼矿的可浮性,最终试验可获钼品位55.24%,钼回收率67.99%,硫化钼回收率为94.26%的试验指标。

新疆某低品位铜钼矿石浮选回收试验

新疆某低品位铜钼矿石中Cu、Mo品位分别为0.81%、0.02%,主要可回收矿物为黄铜矿和辉钼矿,脉石矿物主要为黄铁矿、长石、石英、透辉石、透闪石和方解石等。为有效回收矿石中的铜和钼,针对矿石性质,采用混合浮选工艺开展选矿试验研究。通过单因素试验确定适宜的粗选条件为磨矿细度-0.074 mm占60%,石灰用量500 g/t,六偏磷酸钠用量30 g/t,组合捕收剂总用量60 g/t(丁基黄药与Z-200质量比1∶1),2^(#)油用量15 g/t。在此基础上,采用“1次混浮粗选,3次空白精选,3次扫选”的闭路浮选工艺流程处理矿石,最终可获得Cu品位25.16%、Cu回收率94.02%、Mo品位0.59%、Mo回收率90.21%的铜钼混浮精矿,较好地实现了低品位铜钼矿石中有价金属的综合回收。

钼伴生极低品位铜综合回收技术优化及生产实践

河南某钼矿伴生极低品位铜,钼原矿中铜品位持续下降,目前保持在0.006%~0.01%。从钼精扫尾矿中回收铜,存在铜精矿品位和回收率均偏低等问题。研究探索了选铜浓密机溢流浓度、铜浮选浓度、pH值、调整剂种类和用量、捕收剂种类和用量、活化剂硫酸铜用量、清水和生产回水等对铜浮选过程的影响,并对现场设备进行优化改造。工业生产实践表明,当设备优化后,使用清水,絮凝剂石灰用量为1.6 kg/t,硫酸铜用量为100~200 g/t,丁基黄药用量为40~50 g/t时,可以提高铜精矿品位和回收率。

低品位钼精矿氧化焙烧过程的反应行为

研究品位为39.27%的低品位钼精矿的氧化焙烧热力学、物相演变规律及焙烧特征。热力学分析表明：MoS2氧化的趋势仅次于Fe S2氧化趋势,能生成多种价态的氧化物,且生成的Mo O3可与多种金属氧化物反应生成钼酸盐,其中生成钼酸钙的趋势最大。焙烧过程包括MoS2氧化不充分、Mo O3稳定存在和钼酸盐生成3个阶段,温度过高或时间过长易生成不利于后续钼溶出的钼酸盐和低价氧化钼,适宜的焙烧温度为650~675℃、焙烧时间为2 h左右。氧化焙烧后,氨浸的钼溶出率仅为84.02%,浸出渣中钼含量高达13.93%,XRD分析表明浸出渣的组成以钼酸钙为主。采用Na2CO3为浸出剂对氨浸渣进行二次浸出,可将氨浸渣中的钼酸钙溶出,最终钼的总回收率可达90.82%。

某低品位钼矿选矿试验研究

钼矿是重要的战略资源,我国钼矿资源储量较大,但品位低,开发利用水平相对落后。根据河南某低品位钼矿矿石性质,采用粗磨粗选,粗精矿两段再磨精选的工艺流程进行选矿试验,取得了钼精矿品位47.23%,回收率81.51%的理想指标。

低品位钼精矿石灰焙烧-酸浸提取钼

采用XRD和TG-DSC分析研究低品位钼精矿石灰氧化焙烧过程的反应机理,确定石灰法焙烧-酸浸提钼工艺的优化参数。热重分析表明:石灰法焙烧主要发生Ca(OH)2的分解、MoS2的氧化、MoO2的再氧化及钼酸盐的生成等反应,焙烧过程主要产生MoO2、MoO3、CaMoO4、CaSO4等物相。XRD分析表明:当温度高于600℃、反应时间大于90 min时,焙砂中低价态钼的衍射峰完全消失,此时焙砂主要物相为CaMoO4和CaSO4,辉钼矿被充分氧化;石灰焙烧适宜的条件为Ca(OH)2与钼精矿质量比1:1、焙烧温度650℃、焙烧时间90 min,焙烧过程硫的保留率可达91.49%。钼焙砂酸浸适宜的浸出温度为90℃、浸出时间为2 h、H2SO4浓度为70 g/L、液固比为5:1,此时钼浸出率可达99.12%,CaMoO4被完全溶出。

钼酸铵溶液的净化研究

采用硫化沉淀和离子交换法对某低品位复杂钼精矿氨浸后的钼酸铵溶液进行净化研究。研究结果表明：硫化沉淀法能够有效的沉淀钼酸铵溶液中的Cu^2＋,Fe^2＋及Pb^2＋,3种杂质离子的沉淀率分别达到99.60%,99.24%和100.00%。采用717阴树脂对硫化沉淀后的上清液进行深度净化,树脂对钼的动态饱和吸附量为125.28 g/L湿树脂。条件实验确定的离子交换最佳技术工艺条件如下：初始料液pH为9-10,钼质量浓度为11.46 g/L,流速为4 mL/min,此条件下树脂对钼的吸附效果最佳。采用5 mol/L NH4Cl和4 mol/L NH3·OH的混合液对负载钼的树脂进行解吸,解吸率可达99.85%,解吸液中钼质量浓度达167.72 g/L。

HNO_3/NH_4NO_3预处理工艺强化低钼焙砂浸出

采用湿法浸出法提取低钼焙砂中的钼元素。采用XRD分析低钼精矿氧化焙烧所得钼焙砂的物相组成,发现钼焙砂中因存在钼酸盐及低价钼,导致氨浸的钼浸出率低。采用含HNO_3/NH_4NO_3预处理的方法研究了低品位钼焙砂的强化提钼。结果表明:HNO_3/NH_4NO_3预处理使难溶钼酸盐转化为可溶于氨水的钼酸,同时,在酸盐效应的作用下抑制预处理过程钼的损失,从而提高钼的综合回收率。HNO_3/NH_4NO_3预处理的适宜工艺参数:HNO_3浓度120 g/L、NH_4NO_3浓度100 g/L、液固比3:1、浸出时间120 min、浸出温度90℃。与非预处理的直接氨浸相比,氨浸渣中残留的钼含量从20.00%降低到5.13%,钼的回收率从75.90%提高到95.38%。

响应曲面法优化低品位铜钼矿生物浸出工艺

采用响应曲面法对低品位铜钼矿生物浸出工艺进行优化,首先,选取浸出温度、矿浆质量分数、硫酸亚铁加入量3个工艺参数作为影响铜、钼浸出率的参数因子,选择铜浸出率与钼浸出率作为响应值,设计三因素三水平共计17个实验点的优化实验方案;其次,对优化实验结果进行多项回归拟合分析,建立反映浸出温度、矿浆质量分数与硫酸亚铁加入量及三者之间的交互作用对铜、钼浸出率影响的二次多项回归模型;最后,利用二次多项回归模型对生物浸出工艺进行优化。研究结果表明:铜、钼浸出率回归模型可信度高,模拟精确度高,没有其他未控制的、不可忽视的影响因素掺杂,并且与实际情况拟合良好,实验误差小,可以反映参数因子及其交互作用对铜浸出率的影响。浸出温度、矿浆质量分数及硫酸亚铁加入量3个因子对铜、钼浸出率均有显著影响,其中浸出温度对铜、钼浸出率的影响最显著,矿浆质量分数次之,硫酸亚铁加入量影响最小。最佳工艺条件如下:浸出温度为36℃、矿浆质量分数为9.5%、硫酸亚铁加入量为6.0 g。在此条件下,铜、钼浸出率的模型预测值分别为84.03%与65.33%,验证实验的铜、钼浸出率平均值分别为83.82%与64.78%,与预测值基本一致。因此,优化方案可信度高,采用响应曲面法优化低品位铜钼矿生物浸出工艺是合理可行的。

钙化焙烧-酸浸工艺提取钼精矿中铼的研究

利用热力学计算软件Factsage7.0对Ca-Mo-Re-S-O体系进行了热力学分析,结果表明,钙化焙烧的适宜温度区间为600~625℃,此时有利于减缓Re2O7的挥发,生成易溶于稀硫酸的钼酸钙,从而提高钼和铼的综合回收率。针对钼品位39.27%、铼品位340 g/t的含铼低品位钼精矿,采用钙化焙烧-酸浸法,研究了CaO、Ca(OH)_2、CaCO_3等钙添加剂对铼综合回收率和固硫率的影响,结果表明,钙添加剂Ca(OH)_2的硫保留率和铼综合回收率在三者中最优;焙烧温度625℃,Ca(OH)_2与钼精矿质量比为1∶1时指标较优,铼综合回收率可达79.51%,固硫率达91.49%。

两段焙烧强化含铼低品位钼精矿的氧化分离

针对氧化焙烧法处理低品位钼精矿中存在的钼氧化不完全、铼难挥发分离、有价元素(钼和铼)回收率较低等问题,采用焙烧试验、热重、物相和显微结构分析等研究两段焙烧强化氧化含铼低品位钼精矿中钼、铼的工艺及原理。研究结果表明:两段焙烧是实现钼、铼充分氧化的有效处理工艺。该工艺通过调节两段的温度和气流方向,改善气固对流条件,减小氧化焙烧过程的氧化差异,促进含钼和含铼矿物的深度氧化。在最佳工艺条件下(Ⅰ段焙烧温度675℃,焙烧时间1h,气流由下至上;Ⅱ段焙烧温度625℃,焙烧时间2h,气流由上至下),最终焙烧过程铼挥发率可达77.21%,焙烧产物中可溶钼质量分数提高到83.98%。相较于一段焙烧,两段焙烧各层产物的物相组成及微观结构一致,不存在未氧化的辉钼矿(MoS2)和氧化不完全的低价钼氧化物(MoO2),钼主要以MoO3形式存在。

低品位钼矿及钼二次资源加压浸出工艺的研究进展

综述了加压浸出技术在处理低品位钼矿和钼二次资源方面的研究进展,重点介绍了加压氧化水浸、加压氧化酸浸和加压氧化碱浸等技术在处理镍钼矿过程中的化学原理及工艺流程特征,并对该领域今后的研究方向提出了初步建议。