某碳质千枚岩钼矿选矿工艺研究

王会安，卫亚儒

(1.谦比希湿法冶炼有限公司，赞比亚 铜带省吉特威)(2.西北有色地质矿业集团有限公司，陕西 西安 710055)

0 引 言

钼是我国24种重要战略性矿产之一，广泛用于钢铁，化工，电气、电子技术，医药和农业等领域。近年来，钼金属的需求量快速增长，导致易选辉钼矿资源储量急剧减少[1]，难选钼矿资源的开发利用成为当务之急。某难选碳质千枚岩钼矿受赋矿岩体千枚岩构造特征影响，辉钼矿嵌布粒度微细、氧化率高、与石墨、碳质物的关系尤为密切，分选难度极大。文章在矿石性质分析基础上，开展选冶工艺研究，为资源的开发和利用提供借鉴。

1 矿石性质

1.1 多元素分析

原矿化学多元素分析结果见表1[2]。

表1 原矿化学多元素分析结果 %

1.2 矿物组成

主要金属矿物为辉钼矿，磁黄铁矿、黄铁矿等，其次为方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、褐铁矿、金红石和磁铁矿等。脉石矿物主要为石英、方解石、白云石等碳酸盐矿物及碳质物、白云母。

受碳质千枚岩变晶结构影响，矿物结晶极为致密，辉钼矿多呈片状、鳞片状与石墨紧密共生或被石墨集合体包裹，粒径<0.005 mm；部分辉钼矿与石墨、微细粒磁黄铁矿、黄铁矿等紧密共生，集合体粒径大多数在0.005～0.015 mm。

1.3 物相分析

为研究钼和碳状态分布，对其进行物相分析，结果见表2[2]。

表2 钼与碳的物相分析结果 %

原矿中钼的氧化率高达到26.83%，可浮性差、难以上浮，影响钼浮选回收率；碳主要以石墨形式存在，占比达到92.13%。石墨与辉钼矿可浮性接近，浮选分离困难，影响钼精矿品质。

2 工艺探索研究

单一硫化钼矿常采用浮选，也有采用浮选、重选、化学选矿等联合流程。该矿中钼品位低、碳含量高，采用碳氢油或松醇油均可轻松实现钼、碳上浮，但辉钼矿粒度非常微细，且被石墨和脉石矿物包裹，利用单一浮选流程使二者达到有效分离，获得合格钼精矿和较高钼的回收率可能性很小。根据碳密度小、碳钼易氧化，且氧化钼容易浸出的特点，开展了除碳、浸出等不同工艺流程的探索试验。

2.1 除碳试验

2.1.1 脱碳试验

根据碳质可浮性、比重与辉钼矿差异，分别进行了浮选[3-4]及重选脱碳对比，浮选脱碳工艺见图1、重选脱碳工艺见图2、结果见表3。

图1 浮选脱碳试验流程

图2 重选脱碳试验流程

表3 脱碳试验结果 %

表3结果表明：浮选的碳质和粗精矿钼品位提高幅度不大，富集比仅为1.79～1.88，尾矿损失达到46.98%。碳质产率4.53%远小于TC含量9.87%，可能在磨矿细度-0.074 mm 70%条件下，辉钼矿与微细粒磁黄铁矿、黄铁矿、土状石墨等紧密共生，钼、碳与脉石矿物分离效果不佳。也有可能是碳质硬度低、易泥化，微粒级碳质附带钼矿物吸附于其它矿物表面[5]，致使脱碳效果不明显。重选脱碳能较好的实现大粒径辉钼矿富集，富集比达到2.43。但大部分细粒级钼与碳比较均匀分布于脉石中，导致中矿、碳质和原矿品位接近，钼损失率大，回收率不高。

2.1.2 抑碳试验

为进一步探讨钼碳分离的可行性，进行了抑制石墨碳，提高钼精矿品位试验。选择对石墨有抑制作用且对辉钼矿浮选有利的药剂[6-7]，进行了抑碳试验，流程见图3，最佳参数试验结果见表4。

图3 浮选抑碳工艺流程

表4 抑碳最佳参数试验结果

表4结果表明：粗精矿和中矿钼品位分别达到0.22%、0.173%，富集比达到了2.97、2.30，但两者产率低，总回收率损失大。浮选抑制碳质的同时也抑制了大部分辉钼矿，抑碳浮钼效果不佳。

2.2 原矿次氯酸钠浸出

图4 原矿次氯酸钠浸出工艺流程

表5 原矿次氯酸钠浸出试验

表5结果表明：原矿品位0.081%，细度-2 mm情况下，2～10 d内浸出率没有变化，15 d时浸出率达到45.68%，相对提高6.17%，提高幅度有限，原矿直接堆浸的可能性小。磨矿细度增加到-0.074 mm 92%时，3 h浸出率达到76.54%，细磨能有效提高浸出率,但成本也将大幅增加。

2.3 原矿焙烧-碱浸

原矿氧化焙烧可使MoS2转化为MoO3进而碱浸提钼，也可降低或避免碳质干扰。为防止焙烧过程MoO3升华，选择温度600 ℃，焙烧时间3 h[9-10]后再与碳酸钠溶液反应浸出，方程式[11-13]为：2MoS2+7O2=2MoO3+4SO2↑，MoO3+Na2CO3=Na2MoO4+CO2↑试验流程和工艺参数见图5，结果见表6。

图5 焙烧-碱浸工艺流程

表6 原矿焙烧-碱浸试验结果 %

由表6可见：给矿磨矿细度为-0.074 mm 92%、团矿添加剂石灰15%、浸出剂碳酸钠15%，浸渣品位0.008 5%、浸出率88.19%，计算原矿焙烧-碱浸工艺所得钼回收率为78.39%。相比较原矿次氯酸钠浸出工艺，Mo回收率提高了1.85%。

2.4 浮选-粗精矿化学处理试验

通过浮选富集，可大幅减少焙烧预处理及浸出的矿石量，降低成本。开展浮选-粗精矿化学处理试验。

2.4.1 浮 选

通过对浮选参数磨矿细度，水玻璃、六偏磷酸钠、柴油、丁黄药用量等优化试验研究，确定最佳工艺及参数见图6，闭路结果见表7。

图6 浮选粗精矿工艺流程

表7 钼浮选闭路试验结果 %

由表7可见：在磨矿细度-0.074 mm 70%时，采用一次粗选、一次细选、一次精选，有助于提高粗精矿回收率。最佳工艺回路试验可获得粗精矿品位0.15%，回收率67.56%的指标。

2.4.2 粗精矿次氯酸钠浸出

对粗精矿进行不磨(-0.038 5 mm 68%)和再磨(-0.038 5 mm 92%)浸出对比试验，浸出流程见图4，参数为：次氯酸钠溶液浓度47.2 mL/L，浸出时间2 h。试验结果见表8。

表8 粗精矿次氯酸钠浸出试验结果 %

表8结果表明：粗精矿Mo品位0.16%，细度-0.038 5 mm 68%直接浸渣品位0.038%、Mo浸出率76.25%、计算总回收率51.51%；粗精矿再磨后浸出，浸渣Mo品位0.033%、Mo浸出率79.38%、计算总回收率53.63%。粗精矿钼浸出率随再磨细度的增加而提高，磨矿细度-0.038 5 mm 含量增加24%，钼浸出率仅提高3.13%，提高幅度不大。

2.4.3 粗精矿焙烧-碱浸

对浮选粗精矿进行焙烧-碱浸工艺研究，进行了不同磨矿细度和添加剂种类试验，试验流程如图5，试验结果见表9。

表9 粗精矿焙烧—碱浸试验结果 %

表9结果表明：焙烧后当磨矿细度在-0.038 5 mm 68%以上，浸出率与磨矿细度关系不大；粗精矿添加石灰焙烧—碳酸钠浸出指标优良，总回收率达到60.41%。

3 工艺及指标对比

以上5种工艺及指标对比见表10。

表10 各工艺及指标对比 %

由表10可知：浮选除碳、抑碳工艺的产率及精矿品位低，总回收率不高；原矿次氯酸钠浸出及原矿焙烧-碱浸，工艺总回收率高，但两者处理量大，工艺成本高；浮选-粗精矿化学氧化浸出及粗精矿焙烧-碱浸工艺降低了浮选后续作业处理量66.5%，能大幅节约成本。相比较粗精矿次氯酸钠浸出工艺，粗精矿焙烧-碱浸工艺不需要再磨，且浸出率指标高出9.9%，可抵消焙烧成本。粗精矿中碳、硫总量达到11.33%以上，焙烧中可以实现自燃[15]，节约燃料损耗。焙烧过程添加石灰有助于提高回收率和固化二氧化硫，降低污染，工艺成熟。

4 结 论

(1)该矿石中钼含量低，辉钼矿粒度微细，石墨碳和有机碳含量高达10.8%，且石墨与辉钼矿共生关系密切，属难选矿石。

(2)通过浮选脱碳、抑碳及重选都难实现钼、碳分离；原矿次氯酸钠浸出率与破碎粒度关系密切，-2 mm浸出率不足40%，所以无法实现堆浸；磨矿细度达到-0.074 mm 92%以上，浸出率达到76.54%；原矿直接焙烧-碱浸，总回收率达到78.39%；浮选-粗精矿化学处理，粗精矿加石灰焙烧，加碳酸钠浸出，总回收率达到60.41%。

(3)通过工艺及指标对比，推荐采用浮选-粗精矿加石灰焙烧-碱浸工艺，大幅降低焙烧矿量，充分利用原矿中碳、硫焙烧中自然放热，降低燃料成本，利用石灰固化二氧化硫，实现资源高效、低成本利用。