浮钼尾矿综合回收磁铁矿工艺改造及实践_白晓卿
钼尾矿综合回收硫铁试验研究
ｓ ｅ ｃ ｏ ｎ ｄ ｓ ｔ ａ ｇ ｅ ｍａ ｎｅ ｇ ｔ ｉ ｃ ｓ ｅ ｐ ｒａ ａ ｔ ｉ ｏ ｎ．ｆ ｉ ｎ ａ ｌ ｌ ｙ ｔ ｈ ｅ ｉ ｒ ｏ ｎ ｃ ｏ ｎ ｃ ｅ ｎ ｔ ｒ ａ ｔ ｅ ｇ ｒ ａ ｄ ｅ ｒ ｅ ａ ｃ ｈ ｅ ｄ ６ ２ ． ７ ２ ％ ｗｈ ｉ ｌ ｅ ｔ ｈ ｅ ｉ ｒ ｏ ｎ ｒ ｅ ｃ ｏ ｖ ｅ ｙ ｒ Ｗａ ｓ ４ １ ． ８ ６ ％．
药剂用量单位 ：ｓ ／ ｔ
搅拌 、浮选时间单位 ：ｍｉ ｎ ；下同
３） Ｉ ＜硫酸 ２ ０ ０
３冰 异丁基黄 药 变量
２木 松醇油 ３ ５
进行筛分分析 ，筛析结果及金属钼的分布率见表 ３ 。
表３ 尾 矿筛 分 结果
硫粗 Ｉ 选 （ 浮选浓度 ３ ０ ％）
厂— ＿
硫粗精矿
ｉ ｔ ｗ ａ ｓ ｖ ａ ｌ ｕ ａ ｂ ｌ ｅ ｔ ｏ ｒ ｅ ｃ ｙ ｃ ｌ ｅ ｐ ｙ ｒ ｉ ｔ ｅ ａ ｎ ｄ ｍａ ｇ ｎ ｅ ｔ ｉ ｔ ｅ ｒｏ ｆ ｍ ｔ ｈ ｅ ｍｏ ｌ ｙ ｂ ｄ ｅ ｎ ｕ ｍ ｔ ａ ｉ ｌ ｉ ｎ ｇ ｓ ．Ａｄ ｏ ｐ ｔ ｉ ｎ ｇ Ｈ２ Ｓ ０ ４ ａ ｓ ａ ｃ ｔ ｉ ｖ ａ ｔ ｏ ｒ ， ｉ ｓ ｏ ｂ ｕ ｔ ｙ ｌ ｘ ａ ｎ ｔ ｈ ａ ｔ ｅ ａ ｓ ｃ ｏ ｌ ｌ ｅ ｃ ｔ ｏ ｒ ， ｔ ｅ ｒ ｐ ｅ ｎ ｉ ｃ ｏ ｉ ｌ ａ ｓ ｆ ｒ ｏ ｔ ｈ ｅ ｒ ， ｂ ｙ ｏ ｎ ｃ ｅ ｒ ｏ ｕ ｇ ｈ ｉ ｎ ｇ ， ｏ ｎ ｃ ｅ ｃ ｌ ｅ ａ ｎ ｉ ｎ ｇ ａ ｎ ｄ ｏ ｎ ｃ ｅ ｓ ｃ ａ ｖ ｅ ｎ ｇ ｉ ｎ ｇ， ｔ ｈ ｅ ｐ ｙ ｒ ｉ ｔ ｅ ｃ ｏ ｎ ｃ ｅ ｎ ｔ ｒ ａ ｔ ｅ ｇ ｒ ａ ｄ ｉ ｎ ｇ ４ １ ． ２１ ％ Ｓ ｗａ ｓ ｏ ｂ ｔ ａ ｉ ｎ ｅ ｄ ｂ ｙ ｃ ｌ ｏ ｓ ｅ ｄ — ｃ ｉ ｒ ｃ ｕ ｉ ｔ ｔ ｅ ｓ ｔ ， ａ ｔ ｒ ｅ ｃ ｏ ｖ ｅ ｒ ｙ ｏ ｆ ８ ７ ． ６ ８ ％ ．Ｔ ｈ ｅ ｎ ｔ ｈ ｅ ｆ ｌ ｏ ｔ ａ ｔ ｉ ｏ ｎ ｔ ａ ｉ ｌ ｉ ｎ ｇ ｓ ｗｅ ｒ ｅ ｔ ｒ ｅ ａ ｔ ｅ ｄ ｂ ｙ ｆ ｉ ｒ ｓ ｔ ｓ ｔ ａ ｇ ｅ ｍａ ｇ ｎ ｅ ｔ ｉ ｃ ｓ ｅ ｐ ａ ｒ ａ ｔ ｉ ｏ ｎ ａ ｎ ｄ ｒ ｅ ｇ ｒ ｉ ｎ ｄ ｉ ｎ ｇ ａ ｎ ｄ
浮钼尾矿综合回收钼、硫试验研究
硫 化 矿物 的活化 作用 要好 于硫 酸 ， 合试 验数 据 ， 结 确 定 后续 试验 的硫 酸铜 用量 为 ９ ／ 。 ０ｇｔ
３ ２ 钼 硫分 离试 验 ．
更有 利 于钼矿 物 的 回收 ； 时还 论 证 了该 试 样 更 适 同 合采 用钼 硫混 浮再 分离 的流程 方案 。
摘
要
根 据 试验 矿石 性质 及 系列探 索性试 验 ， 有针 对 性 地进 行 了浮 选 药 剂 的种 类 及 用 量研
究 ， 果表 明 ， 结 该试样 采 用再磨 再 选 工 艺 ， 以获 得钼 品位 为 ９ ０ ％ 、 含 量 为 １ ．６ 、 回收 率 可 ．０ 硫 ６５％ 钼 为 １．７ 的钼 精 矿 ， 品位 为 ２ ．０ 、 ７ １％ 硫 ７６ ％ 含钼 ０ ３７ 、 回收 率 为 ６ ． １ 、 回收 率 为 １．２ ． １％ 硫 ５８％ 钼 ４ ０ ％
注 ： ｕ Ａ 含量单位为 ｇ ｔ Ａ 、ｇ ／。
１ ２ ２ 浮钼 尾矿 各 矿物相 对 含量 ．．
望成为二次资源而被开发利用 ； 同时， 这些尾矿的利
用 也能 显 著减少 对 环境 的危 害 和对耕 地 的 占用 。因
浮 钼尾 矿各 矿物 相对 含量 见 表 ２ 。
表 ２ 浮钼尾矿样各 矿物相对 含量 ％
花 岗斑岩 型 占全 区金 属 储 量 的 ７ ； 晶 正 长 岩 型 ％ 细
甚少 。
１２ 浮钼 尾 矿 的性质 ．
１ ２ １ 浮钼 尾矿 化 学成分 分 析结 果 ．． 浮 钼尾 矿化 学成 分分 析结 果见 表 １ 。
从 表 ３可 以 看 出 ， 选 厂 浮 钼 尾 矿 中 ＋０ １ 钼 ．５ ｍ 粒级 的钼 品位 较 高 ， 在 明显 的富集 现象 ， ｍ 存 主要 以粗粒 连生 体 为主 ， 因此 ， 需有 针对 性地 对 尾矿 中的
钼尾矿中综合回收白钨矿的探索实验报告
钼尾矿中综合回收白钨矿的探索实验报告摘要对钼尾矿中所含的低含量白钨矿通过浮选进行回收的可能性进行探索研究，并提出浮选方案，对不可再生资源进行充分的再回收利用。
关键词钼尾矿综合回收；白钨加温浮选0引言栾川某公司辉钼矿中含有少量的白钨矿，经采样化验三氧化钨含量为0.042%虽然含量较低，但白钨矿价值较高，另外不需要再投资破碎、磨矿设备。
相对成本较低，具有一定的回收价值。
根据该公司要求，实验的总体思路是考证该辉钼矿尾矿中白钨的可回收性，查找选别所需的工艺条件和药剂用量。
最终达到最好的回收效果。
从而实现投资的最小化，效益的最大化。
遵照以上思路，结合栾川目前白钨回收的成熟生产实践原则上按照：常温粗选—粗精矿浓缩—浓浆高温脱药—常温精选的方案进行实验研究。
最终粗选回收率可达到84%，但粗精矿品位偏低仅有0.25%，仅富集6倍。
这样大量的中矿就造成后续浓缩、加温成本增加，精选精矿品位偏低。
考虑到该尾矿样储存时间较长，可能存在氧化，对其再磨后再次粗选粗精矿品位依然变化不大，但精选回收率明显提高。
目前尚未找到解决该问题的有效办法，有待进一步研究。
粗精矿经浓缩至65%浓度，加温脱药，加温至90℃时保温30min～40min。
稀释至25%浓度，进行精选，经一次预精选，一次精选可得品位为6%～6.8%的精矿。
精选回收率可以达到94%左右。
最终整体回收率能稳定在72%以上。
为了提高粗精矿品位，在做实验的同时，还添加了水玻璃，用量为400g/t，但粗精矿品位没有达到预计的效果，故不作分析。
2.3实验现象及分析粗选的主要药剂为捕收剂FX-6以及碳酸钠，捕收剂用量大碳酸钠用量小，泡沫发粘，中矿量大分离较差。
造成粗精矿品位偏低，回收率也低。
随着浮选剂用量的减少碳酸钠用量加大泡沫明显变脆，回收率有较大幅度的增加，但粗精矿品位变化不大。
粗精矿品位偏低中矿量增加给后续的浓缩，加温脫药造成较大负担。
在保证回收率的前提下提高粗精矿品位，提高粗选富集比，降低中矿产率。
从栾川浮选钼尾矿中综合利用白钨矿的过程研究
ＨＥ ＥＬｌ Ｅ ’ ｌ ＦＫＵ Ｍ ’Ａ ｌ ６ Ｓ Ｕ ｌ ｌ Ｌｌ ｔ ’
ＦＬＯＡＴＩ ＮＧ ＳＯＣＬ ｒ ＡＳ ＥＤ ＯＬＹＢＤＥＮＵＭ Ｉ Ｍ Ｍ ＮＥＲＡＬ Ｘｕ Ｚｈｉｈａ ｇ Ｚｈ ｎ Ｐｉ ｇ ｃ ｎ ａ ｇ ｎ
（ｎｔ ｕｅｏ ｃ ａ ｎ ｒｙＴｅｈ ｏ ｇ ， ｉｇ ｕ ｉｅｓ ｙ Ｂ ｉｎ ，０ ０ ４ Ｉｓｉ ｔ ｆ ｔ Ｎｕｌ ｒＥ ｅｇ ｃ ｎ ｌ ｙ Ｔｓ ｈ ａＵｎｖｒｉ ， ｅ ｉｇ １ ０ ８ ） ｅ ｏ ｎ ｔ ｊ
ｏ ｃ ｍｐ ｓｔｎ ｂ ｔｒｉｇ ｅ ｃ ａ ｇ ｌｃｒｃｆ ｎ ｐ ｒ ｔ ｎ ｂ ｔ ｅ ｕ ｇ ｔｎ ａ ｄ ｍｏｙ ｄ ｎ ｍ ｙ ｅ ａ ｏ ａ ｉｎ ｏ ｉ ｙ ｓｉ ｎ ｘ ｈ ｅｅｅ ｔｉ ｉ ａ ｄ ｓ ａａ ｉ ｅｗｅ ｎ ｔ ｎ ｓｅ ｌｂ ｅ ｕ ｂ ｖ ｐ ｒｔ ｏ ｒ ｎ ｄｄ ｅ ｏ ｎ ｏ
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第２ ６卷 第 ５期
２０ ０ ２年 １ ０月
中 国 钼
业
Ｖｏ ． ６ Ｎｏ ５ １２ ．
ＣＨ１ ＮＡ ｏＬＹＢ Ｍ ＤＥＮＩＭ Ｎ 【１Ｓ １ ） ＴＲＹ
Ｏｃ ｏ ｅ ２ ０ ｔｂ ｒ ０ ２
从 栾 川 浮 选 钼 尾 矿 中 综 合 利 用 白钨 矿 的 过 程 研 究
ｃ ｙ ｔ ｉ ｅ ａ ｄ ｉ ｎ ｅ ｃ ａ ｇ ｅ ｉ ． Ａ ｅ ｔ ｃ ｎ ｌｇ ｆ ｓ ｉ ｉ ｇ ａ ｔ ｒ ａ ｉ ｇ ｃ ｒ ｅ ｔ ｆ ｌ ｐ ｌ ｄ ｔ ａ ｓ ｉ ｄ — ｒ ｓａ ｎ ｎ ｒ ｘ ｈ ｏ ｎ ｅｒ ｎ ｓ ｎ ｗ ｅ ｈ ｏｏ ｙ ｏ ｔ ｎ ｌ ｎ ｔ ｕ ｒ ｎ ｉ ｄ ａ ｐ ｉ ｏ ｃ ｕ ｔ ｅ ｒ ｅ ｎ ｅ ｅ ｃ ｏ ｃ ｍｐ ｓｔ ｎ ｆｏ ｓ ｈ ｅｉｅ ｉ ｄ ｖ ｌｐ ｏ ｉ ｏ ｒ ｍ ｃ ｅ ｌ ｅ ｅｏ ｅ ． ａ ａｙ ｉ ｆｔ ｃ ｎ ｑ ｅ ａ ｄ ｅ ｎ ｍｙ Ｗａ ｔ ｄ ｅ ． ｉ ｔ Ｓ ｄ Ａ ｌ ｓｓｏ ｅ ｈ ｉｕ ｎ ｃ ｏ ｓ ｓ ｕ ｉ ｎ ｏ ｄ
某白钨矿浮选尾矿综合回收微细粒级白钨试验研究
中国鹆毋
表 １ 给矿 化学 多元素 分析 结果
元素名称 Ｗ０ ３ Ｃ ａ
０５ Ｏ １ １ ． ３ ３ 含 量 Ｏ
第 ２ ８ 卷
％
化钠一 水玻璃， 捕收剂采用 水 玻 璃 组 合 会 造 成 浮 选 泡 沫 多 而
果。 由表 １ 看 出： 矿石 中的有用 元素 主要 有钨 、 铜、 铋
位 较低 ， 现在 暂 未 回收利用 。 目前采 用 的选矿 工 艺流 程为： 原矿 三 段 一 闭路 破 碎 、 两 段 闭路 磨 矿 ， 磨 矿 细 度 为一 ０ ． ０ ７ ４ ｍｍ 占 ７ ５％， 添 加 少量 水 玻 璃 和 中性 油
中图分 类号 ： Ｔ Ｄ ９ ５ ４
．
文献标 识码 ： Ａ
矿 产资 源是 一种 不 可再 生 的天然 资源 ， 随着 选
（ 煤油： 柴 油： １ ： １ ） 经 一粗 一 精 ， 可获 得 铜硫 混 合 粗精
矿 技术 的进 步 以及矿 产 资源 的 日渐 枯竭 ，尾 矿 已成
为 重要 的可 供 开发利 用 的二 次资源 ［ １ － ２ ］ 。世 界各 国每 年 排 出 的尾 矿 量 约 ５ ０亿 ｔ ，而 我 国仅 ２ ０ ０ ０年 尾 矿
等， 钨是 矿 石 中主 要 回收对 象 ， 而铜 、 铋等 具 有 一 定
的综合 利用 价值 ， 可 以考虑 综合 回收 。由表 ２可见 ，
给 矿 中 白钨 含 量 仅 占总 钨 的一 半 左 右 ， 有４ １ ． ７ ５％
收稿 日期： ２ ０ １ ３ — ０ ８ — ０ ８ 作者简介： 郭劭卿 （ １ ９ ７ ５ 一 ） ， 男， 河南商丘人 ， 工程师 ， 主要从事地质矿 产研究工作。
钼尾矿综合利用与钼选矿回收率的提高
钼尾矿综合利用与钼选矿回收率的提高中国钼业钼尾矿综合利用与钼选矿回收率的提高董盈（黑龙江省区域地质调查所，黑龙江哈尔滨150080验的回收率，排除了浮选药剂等工艺因素，基本上都受制于磨矿粒度一辉钼矿的解离程度，进一步了解发现磨矿细度不足的原因完全在于尾矿处置一尾矿在尾矿库中的沉降和尾矿坝的构筑。
本文依据几个钼矿对尾矿综合治理的实践讨论了无尾清洁选矿对提高回收率的作用，说明清洁生产不仅对于环境，而且对于选矿主工艺效益同样具有重要的促进作用。
在考察钼矿选矿回收率的时候，往往注意到或者选择性地忽略掉一个共性的问题，即选矿生产中实际回收率与之前的选矿试验的回收率之间存在较大的差距。
例如河北涞源大湾钼矿分别是78%与85%，河南栾川南泥湖钼矿分别为85%和92%，广东五华白石嶂钼矿74%与85%，差5 ~10个百分点甚至更多。
对于钼这样的重要且稀缺的金属，无论从资源还是效益的角度审视，这个差距都不容小觑，必须找到差距产生的原因并进步探索解决的方法。
1钼选矿回收率损失的分析进步的探究就会发现，造成差距的不在于初选、再磨、扫选等工艺安排，也不在于选矿药剂的抑、-04-08；修改稿返回日期：2013-04-18：董盈（1962―），女，工程师，长期从事地质矿产勘察工改、浮比例，因为这些都可以十分接近于试验条件，只有磨矿粒度指标与试验条件相去甚远，从而成为回收率达不到试验指标的瓶颈。
1.1回收率最大损失是粗、中粒尾砂残留钼南泥湖钼矿的设备、工艺和回收率，在同行业中都属先进，从其几个尾矿样品残留钼的分析可以直观地解释回收率损失的关键。
南泥湖钼尾矿的粒度和钼残留分布见表1.⑴+80目粗粒中残留了7%以上的钼，+140目中、粗粒中残留了原矿总钼的9%以上，约占回收率总损失的2/3；（2）-140目尾矿含钼量小于0.009%，且含钼量与粒径无显著的相关，已不能用辉钼矿解离的彻底与否解释，其中残留的钼应该不能用再磨再选强化解离的办法选出；中国钼业表1南泥湖钼尾矿全粒度分析表目数号样品二号样品平均矿分布钼品位钼分布矿分布钼品位钼分布矿分布钼品位钼分布原矿平均选矿收率（3）如果磨矿细度全部达到-140目，理应能将残留钼全部降低到0.0009%以下（另有测试表明，残留钼0. 001%的临界粒度在100目，但各处矿性不同恐难成为普遍依据），从而挽回5个百分点甚至更多回收率。
钼尾矿资源综合回收选矿试验研究
钼尾矿资源综合回收选矿试验研究提要：对早期采选作业丢弃的某尾矿进行再选试验研究，结果表明：全浮脱硫后，钼浮选采用一粗一扫三精流程；白钨矿浮选采用一粗二扫一精流程，精选采用三次精选一次精扫流程。
试验结果为：钼精矿18.10% Mo，钼回收率67.83%，白钨矿精矿品位28.19% WO3，回收率为72.54%。
关键词：尾矿；白钨矿；辉钼矿；浮选1.前言随着我国经济的持续快速发展，金属矿产品日渐短缺，精矿价格高昂，矿山再选积存尾矿，研发尾矿综合回收利用新工艺已成为矿业持续发展的一项重要举措。
而回收钼和白钨的主要方法为浮选，笔者根据矿石中共生矿物的种类及其共生关系的不同，采用不同的浮选工艺加以选别。
2.试样性质2.1.化学多元素及物相分析试样的化学多元素分析结果见表1，钨、钼矿物的物相分析结果见表2。
从上表可以看出，钼、钨品位均已达到可以综合回收的要求，分别为0.04%和0.12%；钼矿物以辉钼矿为主(占74%左右)，钨矿物以白钨矿为主(占75%)；钼的金属分布主要在粗粒级中，而钨主要分布在细粒级中。
2.2试样粒级组合及目的矿物物理性质试样的部分物理性质如下：比重：3.08（比重瓶法）；松散密度：1.78（容积法）；安息角：38°（自然堆积）。
表3 试验样粒度分析结果/%3.条件试验3.1磨矿细度磨矿试验结果图1，入选细度为-0.074mm占70%以上时为宜。
图1 试样的磨矿曲线3.2pH调整剂用量碳酸钠是白钨矿浮选最常用的pH调节剂，同时也是提高水玻璃抑制选择性的辅助剂。
就本试样而言，碳酸钠用量应控制在2500g/t以上，试验确定选用2500g/t，此时白钨粗精矿含WO33.59%，回收率81.79%。
3.3抑制剂用量3.3.1钼浮选抑制剂用量钼浮选时采用硫化钠作其它硫化矿物的抑制剂是当前生产实践中最常用的方法。
硫化钠用量对钼浮选的影响见表4。
试验结果可见，硫化钠作钼浮选的抑制剂，随其用量增加，钼精矿品位提高，但金属损失增加，硫化钠用量粗选300g/t，精选150g/t为宜。
从河南栾川浮钼尾矿中综合回收白钨矿的生产实践
关键 词 ： 浮铝尾矿； 白钨矿； 浮选； 工艺流程
中图分类 号 ：Ｄ ８ Ｔ ９３
文献标识 码 ： Ａ
代 残余 结构 ， 填 结构 。 充
Ｏ 刖 罱
矿石 构造 ：主 要为稀 疏浸 染状 构造 ，细 脉状构 造 ， 者多 分布 于 夕卡 岩 中， 者 多分 布于 角岩 中 。 前 后
第卷 ２ ５
解石 等矿物 ，被包裹矿粒 的粒径 一般 小于 ０ ３ ｍБайду номын сангаас， ． ０ｍ 白钨 矿 中的辉 钼矿 呈均匀 分布 ， 以类质 同象形态 存 在 ， 含量 变 化 ５３％￣ ．６％ ， 均为 ２９％， 其 ＿ ０３ 平 ． 用机 械破磨 的方法 很难使 这部分 钨钼解 离 。
矿 物 名称
２１ 浮选 工艺 ．
白矿 钼 母透 透 钨 辉矿云 器
５ ５ ０２ ．
绿石萤 泥 石
３ ５
综合 回收 白钨 矿是 从辉钼 矿浮选 的尾矿 中直接 回收 ， 白钨 粗选采 用 浮选 柱 进行 ， 工 艺流程 为： 其 一 次粗 选 ， 次扫选 。 一 在此 过程 中用 碳酸钠 调节矿 浆的 Ｄ Ｈ值 ， 白钨 浮选 剂 Ｆ ６做 白钨 矿 的捕收剂 。粗 用 Ｘ一
金属储 量 ６ ． ７２ ５万 ｔ钨 金 属储 量 ５ ．５万 ｔ ， ０２ 。长 期 以
来， 由于伴生 的 白钨矿 品位 低 、 组分 复 杂 以及 选矿 工 艺、 技术 等 多方面 的原 因， 致使 伴 生 的 白钨矿 没 能得 到及 时回收利用 ，从 而使 具有 较好 经济 价值 的 自钨 资源堆弃在 尾矿库 ，造 成 浪费 。随着 选矿 技术 的进
１１ 矿石 结构 、 造及 矿石 类型 ． 构
（） ３ 浮钼 尾矿 试样 筛析 结果 如表 ３所示 。 （） ４ 浮钼尾 矿 试样 各矿 物相对 含量 如表 ４所 示 。 （） ５ 白钨矿 的赋 存特 征 。 白钨矿 的化学 组成 为
从栾川浮钼尾矿中综合回收白钨的试验研究
冶联 合 流 程 进 行 了实 验 室 试 验 ， 矿 品 位 在 ０ １ ％ 原 ．１
的情 况 下 ， 得 了精 矿 品 位 为 ２ ． ３ ～６ ． ２ ， 获 ２５％ ８０ ％ 回收率 为 ４ ．２ －８ ．６ １ Ｏ ％－ ０ ０ ％的选 矿 指标 。
其 合理 经 济 效 益 没 能 得 到 实 现 ， 栾 川 目前 现 有 按
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第 ２ ６卷 第 ４期
２０ ０ ２年 ８月
中 国
钼
业
Ｖｏ ． ６ Ｎｏ ４ １２ ． Ａｕ ｕ ｔ ２ ＳＩ Ｙ
从 栾 川 浮钼 尾 矿 中综 合 回 收 白钨 的试 验 研 究
Ｋｅ ｒ ｓ Ｍ ｏｙ ｄ ｎ ｍ ， ｉ ｎ ｓ Ｓ ｈ ｅｉ ｙ ｗｏ ｄ ｌｂ ｅ ｕ Ｔａｌ ｇ ， ｃ ｅ ｌ ｅ ｉ ｔ
１ 前 言
栾 川 钼 矿 田是 世 界 六 大 巨型 钼 矿 田之 一 ， 已探
明矿 石储 量 ２ １亿 ｔ其 中 钼金 属 量 ２ ６万 ｔ 居世 界 ， ０ ， 第 １ ； 生 白钨 ６ 位 伴 ２万 ｔ为 我 国第 二 大 白钨 矿 床 ， ，
Ｚ ａ ｇ Ｙａ ｈ ｎ Ｘｕ Ｗ ｅ ｓ ｎ ｈｎ ｎ ｏ ｇ ｎｏ ｇ
（ ｕ ｎ ｈ ａ ｌ ｄｎ ｍ ｏ Ｌ ｄ Ｈｅ ａ ，７ ５ ０ Ｌ ａ ｃｕ ｎＭｏ ｂ ｅ ｕ Ｃ ． ｔ ， ｎ ｎ ４ １ ０ ） ｙ
Ａｂ ｔａ ｔ Ｔｈ ｉ ａ ｉｎ ｏ ｃ ｅ ｌ ｅｒｓ ｕ ｃ ｎ Ｌｕ ｎ ｈ ａ Ｓｐ ｅ ｅ ｔｄ Ｔｅ ｔ ｎ Ｃ ｍ ｐ ｅ ｅ ｓｖ ｅｏ ｅ ｙ ｏ ｓｒ ｃ ｅｓｔ ｔ ｆｓｈ ｅｉ ｅｏ ｒｅｉ ａ ｃ ｕ ｎ Ｗａ ｒｓｎ ｅ ． ｓｓｏ ｕ ｏ ｔ ｏ ｒｈ ｎ ｉｅ ｒｃ ｖ ｒ ｆ ｓｈ ｅｉ ｅ ｅａ ｅｒ ｒ ｎ ｌｚ ． ｓ ｕｔ ｈ ｗｅ ｔ Ｗａ ｏ ｓｂｅ ｔ ｅ ｏ ｅｙ ｓ ｈ ｅｉｅ ｆｏ ｔｉ ｎ ｓ ｏ ｃ ｅ ｌ ｅｉ ｓ ｖ ｒｌｙ ａ ｓ ｗｅｅ ａ ａｙ ｅ Ｒｅ ｌ ｓ ｏ ｄ ｉ Ｓ ｐ ｓｉｌ ｏ ｒ ｃ ｖ ｒ ｃ ｅ ｌ ｒ ｍ ａｌ ｇ ｆ ｔ ｎ ｄ ｓ ｔ ｉ ｍｏｙ ｄ ｎ ｍ ｌａｉｎ ｉ ｕ ｃ ｕ ． ｌｂ ｅ ｕ ｆ ｔｏ Ｌ ａ ｈ ａ ｏ ｎ ｎ ｎ
磁选尾矿回收伴生钼的试验与生产实践
２０ 年第 ６ ０７ 期
有 色金属（ 选矿部 分）
・ １ ２・
磁选尾矿回收伴生钼的试验与生产实践
温 永 富
（ 潘洛铁矿， 福建 漳平 ３４０ ） ６４ ５
摘 要 ： 为了充分 、 合理地利用资源 ， 对磁选尾矿进行综合 回收。通过多次研究与试验 ， 选择合理的回收方案 、 药剂和
的铁矿床 ， 矿石成分较为复杂， 金属矿物以磁铁矿为 主， 其次有黄铁矿 、 闪锌矿 、 赤铁矿和辉钼矿等。 磁铁 矿为主要的含铁矿物 ， 多呈他型 、 自形等细颗粒 ， 半 粒度为 Ｏ １０ ｍ 。磁铁矿多为粒状集合体与脉石 ． ． ｍ ０ ２
矿物集合体紧密镶嵌 ，少数呈星散状嵌布于脉石矿 物集合体 中。 辉钼矿呈板状 、 鳞片状 、 叶片状集合体， 零星分布 ， 局部呈脉状产 出， 见有充填在磁铁矿裂隙
工艺流程 ， 回收选铁尾矿 中伴生 的辉钼矿， 钼精矿品位可达 ４ ％， ２ 为企业创造了可观的经济和社会效益。
关键词 ： 磁选尾矿 ； 混合浮选 ； 抑制剂 ； 硫钼分离
中图分 类号 ￣Ｄ ５ 文献标识码 ： 文章编号 ：６１９９（ｏ７ｏ—０ １０ Ｔ ９４ Ａ １７—４２２０ ）６０２—３
表２
过 ｌ 对 比试 验 ， 项指标 见表 ４所示 。 ０次 各 表 ４ 硫 、钼分 离两种 抑 制剂 组 合试验效 果对 比
Ｔ ｂ ４ Ｃ ｎ ｒ ｓ ｏ ｗ ｅ ｒ ｓａ ｔ ｃ ｍｂ ｎ ｔ ｎ ｐ ｔ ａ ｏ ｔ ｔ ｆ ｔ ｏ ｄ ｐ ｅ ｓ ｎ ｏ ｉａ ｉ ｕ ａ ｏ ｔ ｅ ｔｅｆ ｃ ｆ ｍｏｙ ｄ ｎ ｍ— ｕ ｐ ｕ ｅ ａ ｏ ｔｓ ｆ ｔｏ ｌｂ ｅ ｕ ｓ ｌ ｈ ｒ ｓ ｐ － ｅ
表 １ 磁选尾 矿 筛析 结果
钼尾矿综合回收利用试验报告
钼尾矿综合回收利用试验报告钼尾矿是钼矿选矿过程中产生的一种废弃物，通常被视为资源的浪费和环境问题的来源。
为了最大限度地利用钼尾矿资源，我们进行了一项综合利用的试验研究。
试验方案：首先，我们采集了一定量的钼尾矿，并对其进行物理化学分析。
然后，我们选择了三种相对简单的分离和提取方法进行试验。
这三种方法分别为重力浮选、磁选、和氧气化礼物法。
结果分析：在三种方法中，重力浮选法的回收率最高，但该方法提纯度相对较低。
氧气化礼物法的提纯度最高，但其回收率较低。
磁选法的回收率和提纯度均在中等水平，但该方法需要大量能源和耗时。
经过试验，我们决定采取复合工艺，将重力浮选法和氧气化礼物法进行结合。
具体操作如下：1. 长时间搅拌钼尾矿和乙醇使其达到均匀状态。
2. 使用重力浮选法进行初步的物理分离，将钼碎矿浮在表面，然后进行集中。
分离得到的钼浓缩物中还含有多种杂质，如硫和铁等。
因此，我们需要进一步处理以降低杂质含量。
3. 针对钼浓缩物中的硫和铁等杂质，我们采用氧化礼物法的高温反应处理。
在高温下（超过1000℃），硫和铁将被氧化成SO2和Fe2O3。
在氧气气氛中，SO2会进一步被氧化成SO3，与Fe2O3反应形成具有大量热量的SO2酸渣。
4. 随着高温反应持续进行，锆石、铌和钨等元素中的部分将被氧化并进入SO2酸渣中。
这有助于提高钼的纯度。
5. 通过高速离心，我们可以将SO2酸渣和钼浓缩物分离。
SO2酸渣可以进一步进行处理，以提取其中的其他金属资源。
而钼浓缩物可以进行进一步的提纯和加工。
结论：通过复合工艺，我们成功地实现了钼尾矿的综合回收利用。
我们对提纯率、回收率、能耗以及工艺流程进行了全面考虑。
我们相信，这种综合工艺不仅可以实现资源的最大限度利用，而且还是一种环保、高效的矿产资源综合利用方法。
在试验中，我们对钼尾矿的物理化学特性进行了全面的分析，包括其化学成分、矿物组成以及颗粒分布等。
其中，以下是一些重要的数据：钼尾矿样品：1000克化学成分：Mo：0.08%Fe：34.67%S：11.45%Cu：0.3%Pb：0.01%Zn：0.01%颗粒分布：-200目：39.7%+200目/-325目：40.5%+325目：19.8%矿物组成：黄铁矿：65.2%石英石：11.7%闪锌矿：6.3%褐铁矿：3.6%白云石：3.3%其它：10.9%以上数据表明，钼尾矿主要成分为铁、硫和钼等元素。
磁选尾矿中回收伴生钼的试验与实施
２． １ ０％ 。
５ ６
５ ６
２２ 钼粗 选 ．
在磁尾 中加丁基黄药和 ２ ， ＃ 对硫 、 钼进行混合
铁精矿采用反浮选脱硫 ， 总尾矿 中含丁基黄药
４ ｇ ｔ２ 油 ３ ｇ ｔ Ｈ ７ １ ０ ／、 轩 ０ ／。ｐ ． 。
抑制各种晶格组成 的黄铁矿 ， 即使有硫酸铜等活化 剂存在也能有效抑制 ， 简化了浮选工艺 ， 值得采纳。
维普资讯
黄尚明： 磁选尾矿 中回收伴生钼的试验与实施
浓 缩 磁 尾 浓 缩 磁 尾
２ ０ 年 １ 月第 １ 期 ０６ １ １
业， 粗钼矿进行浓缩、 脱药 ， 然后继续使用 Ｋ １一 ２ ４石
而后选硫又需要重新活化使用硫酸及硫酸铜 ， 成本
大。所以优先选择混浮。
表 １ 实验结果
主要的含铁矿物， 多呈他型、 自行等细颗粒 ， 半 粒度 为００ ～０ ２ ｍ。磁铁矿 多为粒状集合 体与脉 石 ．１ ．ｍ 矿物集合体紧密镶嵌 ， 少数呈星散状嵌布于脉石矿 物集合体 中。辉钼矿呈板状、 鳞片状、 叶片状 集合
影响不大 ， 而优先浮选的药剂消耗远大于混合浮选 ， 而且所得粗钼矿品位低于混合浮选。原因是优先选 钼， 粗选要有效抑制黄铁矿 ， 需使用大量 的调整剂 ，
潘洛铁矿洛阳采 区是一个 中型矽卡岩型的铁矿
床， 矿石成分较为复杂， 金属矿物以磁铁矿为主 ， 其
次有黄铁矿、 闪锌矿 、 赤铁矿和辉钼矿等 。磁铁矿为
平均结果见表 ３ 。 从表 ３ 可以看出 ， 硫化钠一 石灰组合抑制不能得
２ １ 优先选钼、 ． 混合浮选的选择
从河南某钼矿浮选尾矿中综合回收钼和白钨的试验研究
关键 词 ： 钨矿； 白 辉钼矿； 水玻璃； 浮选 中图分类 号 ： Ｄ ５ ： Ｄ ２ Ｔ ９４ Ｔ ９３ 文献标 识码 ： Ａ
河 南是我 国重要 的钼矿 基地 。钼矿 藏 中伴 生丰 富 的低 品位 白钨 矿 。 由于过 去很 长一段 时 间在 选矿 方面只 单一注重 钼 的回收 ， 大量 白钨 当尾 矿丢 弃 。 为
２ 试 验 结 果 与分 析
２１全 浮脱硫和 钼 浮选试 验 ．
合理开 发利用矿 产资源 ， 受河 南某 公司 的委托 ， 对该
公司 的尾矿 进行 综合 回收钼 和 白钨 的可 选性试 验研 究。 通过试验 确 定 了先浮 辉钼矿 再 浮 白钨矿 的方 案 ， 并取得 了较 好 的工艺指 标 。
表 ２ ７ １氧 化石蜡 皂 用量试验 结果 ３
对辉钼矿 的精选 有利 ． 但用 量不 宜过 大 ． 否则会 对钼
矿物产 生抑制 ２ 白钨浮选 试验 结果 与分析 ． ２
２． ． １白钨浮选捕 收剂 用量 试验 ２
白钨粗选 在用 Ｎ Ｏ 调 浆 到 ｐ ９５左 右 ， ａＣ ， Ｈ． 水玻 璃作抑 制剂 ， 其用 量 为 ４０ｋ ／ ７ １ 化石 蜡皂 作捕 ． ｇｔ ３ 氧 ， 收剂 的条件下 ，进行 了捕 收剂 ７ １ 化石 蜡皂 的用 ３氧 量试验 。 试验 流程 见 图 ３ 结果 见表 ２ 试 验表 明 ， ， 。 在 ７ １ 化 石 蜡 皂 的 用 量 为 ２ ０ｇｔ 可 获 得 含 ＷＯ ３氧 ７ ／ 时 ３ ８１ 、 ． ％ 回收率为 ８ ． ０ １ ２％的 白钨粗 精矿 。 ７
试 验 采 用 实 验 室 型 ｘ ２０ ｍｘ０ ＭＯ ４ ｍ ９ｍｍ锥 形 球 磨机 ， Ｄ系 列 的单槽 式 和 挂槽 式浮 选机 ，浮选 ＸＦ 试 剂均 使用 工业试 剂 ， 中水 玻璃模 数 为 ２８ 其 ．。试样 经碎筛 混匀 后装袋 ，单 元试样 质量 ３ｋ ，磨矿 细度 ｇ 为一 ． ４ｍｍ 占 ７ ０ ７ ０ ０％ ， 由条 件试 验确定 的。 是
一种选钼尾矿的高效选铁新工艺[发明专利]
![一种选钼尾矿的高效选铁新工艺[发明专利]](https://img.taocdn.com/s3/m/113e5da2b307e87100f69602.png)
专利名称：一种选钼尾矿的高效选铁新工艺专利类型：发明专利
发明人：姚伟,白晓卿,叶益良,李亚斐,曾军龙申请号：CN202010602848.7
申请日：20200629
公开号：CN111921699A
公开日：
20201113
专利内容由知识产权出版社提供
摘要：本发明公开了一种选钼尾矿中磁性铁的高效选铁磁选新工艺，其能够将超低品位2.0%、超微细粒级‑600目占88%以上的钼尾矿经过一系列的选矿工艺获得回收率和品位均较高的铁精矿，具体工艺步骤是钼尾矿进行一次粗选、两次扫选、一段磨矿分级、一次精选、二段磨矿分级、二三段精选、四次或五次精选的作业流程。
有益效果在于：本发明所述的一种选钼尾矿的高效选铁新工艺相比现有钼尾矿的选铁工艺，不仅能够提高铁精矿的回收率，而且回收的铁精矿的品位也显著提高，实用性好。
申请人：金堆城钼业汝阳有限责任公司
地址：471000 河南省洛阳市汝阳县付店镇东沟村韩庄
国籍：CN
代理机构：洛阳市凯旋专利事务所(普通合伙)
代理人：陆君
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浮选法综合回收精选尾矿中微细粒级钼矿半工业试验研究
浮选法综合回收精选尾矿中微细粒级钼矿半工业试验研究刘卫峰，高雪婷，李建涛，何 川（金堆城钼业股份有限公司，陕西 渭南 ７１４１０２）摘 要：本文针对精选尾矿中微细粒级钼矿，采用一粗三精一扫浮选柱工艺流程，选用旋流－静态微泡浮选柱设备，进行半工业试验，在选别过程中添加分散剂、絮凝剂、捕收剂、起泡剂、抑制剂等选矿药剂，可得到含钼３４．４０％、含铜２．８８％的钼精矿及含铜１６．８３％、含钼０．５６６％的铜精矿，钼精矿和铜精矿回收率分别为７３．９７％和６４．４８％。
关键词：精选尾矿；微细粒级；辉钼矿；旋流－静态微泡浮选柱［１］中图分类号：ＴＤ９２６．４ 文献标识码：Ａ 文章编号：１００２－５０６５（２０２３）１２－０１３７－４Pilot Study On Comprehensive Recovery Of Fine Molybdenum Ore From Tailings By FlotationLIU Wei-feng, GAO Xue-ting, LI Jian-tao, HE Chuan（Ｊｉｎｄｕｉｃｈｅｎｇ Ｍｏｌｙｂｄｅｎｕｍ Ｇｒｏｕｐ Ｃｏ．， Ｌｔｄ．， Ｗｅｉｎａｎ ７１４１０２，Ｃｈｉｎａ）Abstract: Ｔｈｉｓ ａｒｔｉｃｌｅ ｆｏｃｕｓｅｓ ｏｎ ｔｈｅ ｆｉｎｅ ｍｏｌｙｂｄｅｎｕｍ ｏｒｅ ｉｎ ｔｈｅ ｃｌｅａｎｅｄ ｔａｉｌｉｎｇｓ， ｕｓｉｎｇ ａ ｃｏａｒｓｅ Ｓａｎｊｉｎｇ ａ ｓｗｅｅｐ ｏｆ ｔｈｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｃｏｌｕｍｎ ｐｒｏｃｅｓｓ ｆｌｏｗ， ｓｅｌｅｃｔｉｏｎ ｏｆ Ｃｙｃｌｏｎｉｃ Ｓｔａｔｉｃ ｍｉｃｒｏｂｕｂｂｌｅ ｃｏｌｕｍｎ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｅｑｕｉｐｍｅｎｔ， ｓｅｍｉ ｉｎｄｕｓｔｒｉａｌ ｔｅｓｔ ａｎｄ ｃｈｏｏｓｅ ｄｏｎ＇ｔ ｉｎ ｔｈｅ ｐｒｏｃｅｓｓ ｏｆ ａｄｄｉｎｇ ａ ｄｉｓｐｅｒｓｉｎｇ ａｇｅｎｔ ａｎｄ ｆｌｏｃｃｕｌａｎｔ， ｔｒａｐｐｉｎｇ ａｇｅｎｔ， ｆｏａｍｉｎｇ ａｇｅｎｔ， ｉｎｈｉｂｉｔｏｒ ｏｆ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｒｅａｇｅｎｔｓ ａｎｄ ｅｖｅｎｔｕａｌｌｙ ｏｂｔａｉｎｅｄ ｗｉｔｈ ｍｏｌｙｂｄｅｎｕｍ ３４．４０％， ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ ｃｏｐｐｅｒ ２．８８％ ｍｏｌｙｂｄｅｎｕｍ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ａｎｄ ｃｏｐｐｅｒ ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ １６．８３％， ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ ｃｏｐｐｅｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｏｆ ｍｏｌｙｂｄｅｎｕｍ ０．５６６％， ｍｏｌｙｂｄｅｎｕｍ ａｎｄ ｃｏｐｐｅｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｒａｔｅ ７３．９７％ ａｎｄ ６４．４８％ ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ ｉｎ．Keywords: Ｃｌｅａｎｅｒ ｔａｉｌｉｎｇｓ； Ｆｉｎｅ ｐａｒｔｉｃｌｅ； Ｍｏｌｙｂｄｅｎｉｔｅ；Ｃｙｃｌｏｎｉｃ Ｓｔａｔｉｃ ｍｉｃｒｏ ｂｕｂｂｌｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｃｏｌｕｍｎ收稿日期：２０２３－０４作者简介：刘卫峰，男，生于１９７８年，本科，化工工程师，研究方向：选矿新新药、剂工艺。
汝阳选矿一厂工艺调整优化的研究与实践
采矿工程M ining engineering汝阳选矿一厂工艺调整优化的研究与实践王 明，白小卿（金堆城钼业汝阳有限责任公司，河南 汝阳 ４７１２００）摘 要：汝阳选矿一厂５０００ｔ／ｄ选矿系统在投产后，对选钼工艺进行了流程考查分析，找出磨矿分级、浮选流程、药剂制度、设备配置等方面存在的问题，并进行了相应的技术改造及工艺优化，使得磨浮工艺运行稳定，钼精矿品位达到５１ ％以上，选别回收率达到８７％以上，实现了达标。
关键词：辉钼； 技术改造；磨矿细度；回收率；品位中图分类号：ＴＤ９５４ 文献标识码：Ａ 文章编号：１００２－５０６５（２０１８）０５－００６４－２Research and practice of process adjustment and Optimization in Ruyang No.1 mineral processing plantWANG Ming,BAI Xiao-qing（Ｒｕｙａｎｇ Ｊｉｎｄｕｉｃｈｅｎｇ Ｍｏｌｙｂｄｅｎｕｍ Ｉｎｄｕｓｔｒｙ Ｃｏ． Ｌｔｄ．，Ｒｕｙａｎｇ ４７１２００，Ｃｈｉｎａ）Abstract: Ａｆｔｅｒ ｔｈｅ ５０００ｔ／ｄ ｏｒｅ ｄｒｅｓｓｉｎｇ ｓｙｓｔｅｍ ｗａｓ ｐｕｔ ｉｎｔｏ ｏｐｅｒａｔｉｏｎ， ｔｈｅ ｐｒｏｂｌｅｍｓ ｅｘｉｓｔｅｄ ｉｎ ｔｈｅ ｇｒｉｎｄｉｎｇ ｃｌａｓｓｉｆｉｃａｔｉｏｎ， ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｐｒｏｃｅｓｓ， ｄｒｕｇ ｓｙｓｔｅｍ ａｎｄ ｅｑｕｉｐｍｅｎｔ ｃｏｎｆｉｇｕｒａｔｉｏｎ ｗｅｒｅ ｆｏｕｎｄ， ａｎｄ ｔｈｅ ｃｏｒｒｅｓｐｏｎｄｉｎｇ ｔｅｃｈｎｉｃａｌ ｔｒａｎｓｆｏｒｍａｔｉｏｎ ａｎｄ ｐｒｏｃｅｓｓ ｏｐｔｉｍｉｚａｔｉｏｎ ｗｅｒｅ ｃａｒｒｉｅｄ ｏｕｔ ｔｏ ｍａｋｅ ｔｈｅ ｇｒｉｎｄｉｎｇ ａｎｄ ｆｌｏａｔｉｎｇ ｐｒｏｃｅｓｓ ｒｕｎ ｓｔａｂｌｅ ａｎｄ ｍｏｌｙｂｄｅｎｕｍ ｆｉｎｅ． Ｔｈｅ ｏｒｅ ｇｒａｄｅ ｉｓ ｏｖｅｒ ５１％， ａｎｄ ｔｈｅ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｒａｔｅ ｉｓ ｏｖｅｒ ８７％．Keywords: ｍｏｌｙｂｄｅｎｉｔｅ； ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｉｃａｌ ｔｒａｎｓｆｏｒｍａｔｉｏｎ； ｇｒｉｎｄｉｎｇ ｆｉｎｅｎｅｓｓ； ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｒａｔｅ； ｇｒａｄｅ汝阳选矿一厂为金堆城钼业汝阳有限责任公司2011年投入生产的一个钼选矿厂，日处理钼矿石5000吨，投产初期钼精矿品位50%以上，回收率80%左右与设计指标相差较大。
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Serial No．540April．2014现代矿业MODEＲN MINING总第540期2014年4月第4期白晓卿（1978—），女，工程师，471200河南省汝阳县付店镇东沟村。
浮钼尾矿综合回收磁铁矿工艺改造及实践白晓卿(金堆城钼业汝阳有限责任公司)摘要针对汝阳东沟钼矿选矿厂浮钼尾矿回收磁铁矿工艺存在的粗选回收率偏低、尾矿金属量损失严重、磨矿分级效率不高、铁精矿品位偏低等问题进行了技术改造，改造采用裸磁机、磁选柱等设备替换原流程相应设备，并对整个工艺流程进行了工业调试。
改造后工艺运行平稳，铁精矿品位达61%以上、回收率超过65%，铁精矿回收率提高了近25个百分点，经济效益显著。
关键词浮钼尾矿磁铁矿工艺改造回收率河南省汝阳县东沟特大型钼矿属多金属共生矿床，浮钼尾矿全铁含量为4．73%，铁矿物以磁铁矿为主，其中铁金属量占全铁的45%，具有较高的回收价值。
浮钼尾矿回收磁铁矿工艺为新建5000t /d 粗磁选工艺与原有2000t /d 磁精选工艺相连接，磁性铁回收率仅有40%左右，且出现了粗选回收率偏低、尾矿金属量损失严重、铁精矿品位偏低等一系列问题。
为此，对该工艺进行了工艺改造，最终提高了铁精矿回收率，使整体工艺得以平稳运行。
1浮钼尾矿性质对浮钼尾矿样进行化学多元素分析及铁物相分析，其结果分别见表1、表2［1］。
表1浮钼尾矿化学多元素分析结果%成分TFe FeO Fe 2O 3Mo SiO 2含量4．733．512．780．01863．56成分CaO MgO MnO Na 2O K 2O 含量3．081．420．144．126．09表2浮钼尾矿铁物相分析结果%铁物相铁含量铁分布率磁铁矿2．1545．45赤（褐）铁0．5712．05硫化铁0．122．54硅酸铁1．8939．96全铁4．73100．00由表1、表2可知，浮钼尾矿中有回收价值的主要成分是铁，铁的产出形式较为复杂，分布在磁铁矿中的铁含量仅为45．45%，其余部分主要以赤（褐）铁矿和硅酸盐类矿物形式存在。
经筛分试验及矿物显微镜分析，细度为－0．074mm 56%的磁铁矿单体解离度及粒度分布情况分别见表3、表4。
表3磁铁矿单体解离度分析结果%磁铁矿存在状态单体磁铁矿与脉石连生磁铁矿与榍石连生磁铁矿包裹脉石脉石包裹磁铁矿榍石包裹磁铁矿相对含量28．32．40．21．953．413．8由表3可知，磁铁矿大部分呈包裹型连生体存在，单体相对含量仅28．3%，因此必须细磨深选。
表4磁铁矿粒度分析结果粒级/mm分布率/%累计分布率/%+0．07447．9847．98－0．074+0．03726．8474．82－0．037+0．01913．4688．28－0．01911．72100．00由表4可知，选钼尾矿中的磁铁矿属微细粒，+0．037mm 的分布率占74．82%。
从粒度看，欲使90%以上的磁铁矿得到分离，同样需要细磨。
2原工艺流程及存在的问题原选铁工艺选用阶段磨矿、阶段选别工艺流程，最终磨矿细度达－0．0374mm 95%以上，铁精矿品位达63%，而铁回收率仅有40%左右。
原工艺流程见图1。
选厂5000t /d 选钼系统投产后，相应的选铁系统是新建5000t /d 粗磁选工艺与原有2000t /d 磁精选工艺相连接进行生产。
运行中存在如下问题：①粗选回收率偏低，尾矿金属量损失严重；②磨矿分级效率不高，系统负荷过小；③精选脱泥效果较差，铁精矿品位偏低。
3工艺改造方案的制定与实施3．1粗选工艺技改方案经过大量的考察、调研，粗选段决定选用裸磁铁631图1浮钼尾矿原回收磁铁矿工艺流程矿物回收机（简称裸磁机）代替原筒式磁选机。
裸磁机的磁系表面直接与矿浆接触，接触面积大且有效场强高于同等场强筒式磁选机。
采用刮板强制卸矿，强磁性矿物一经吸到磁盘上，便能充分被卸下［2］。
3．1．1裸磁机粗磁选试验为了解裸磁机对现场粗选段的回收效果，从生产现场采集了浮钼尾矿和粗磁选尾矿样分别进行了半工业回收试验，其试验结果见表5。
表5裸磁机回收试验结果%回收试验对象产品名称产率全铁品位铁回收率浮钼尾矿精矿24．4013．4070．70尾矿75．601．7829．30给矿100．004．62100．00粗磁尾矿精矿16．0010．1050．10尾矿84．001．9049．90给矿100．003．22100．00由表5可知，裸磁机回收浮钼尾矿和粗磁选尾矿中的磁铁矿效果良好，作业回收率均比现场回收率有大幅提高。
鉴于上述试验结果，并考虑到现场场地等因素制约，决定只在粗选段采用4台串联裸磁机代替原有3台并联的筒式磁选机对磁铁矿进行回收。
3．1．2裸磁机工业调试改造完后进行了现场调试，因供矿、磁场强度等参数不可变，仅对尾矿闸板高度、开裸磁机台数等进行调试，并增设了精矿喷淋水装置。
（1）调试尾矿闸板高度。
裸磁机尾矿闸板的高度决定液位的高低，闸板越高，其粗精矿品位越低，而产率和作业回收率上升速度较快，后续作业负荷也会越大。
经调试最终确定尾矿闸板高度要保证液位离裸磁机槽体上堰5 8cm为最佳值。
（2）调试开裸磁机台数。
调试初期，4台裸磁机总回收率可达84%左右，而4台裸磁机的粗精矿品位依次下降，第4台粗精品位仅2．7%，与原矿品位接近。
停开第4台裸磁机后，总粗精矿品位提高了近1．5个百分点，而产率降低了2个百分点。
在生产中，若后续作业稳定、工艺畅通，则4台裸磁机全部开启；若后续作业不稳定，脱泥环节跑混或铁精矿品位偏低等，则停开第4台裸磁机。
（3）增设精矿喷淋水装置。
在裸磁机磁盘旋转经过选别区后，增设反向喷淋水装置冲洗精矿夹带的部分细泥，通过调节水量大小和冲洗角度来控制粗精矿品位。
经过调整，粗精矿产率比之前的降低了3个百分点，后续作业负荷减轻。
3．1．3粗选工艺调试结果在经过试验、改造调试后，选铁粗选段作业回收率和粗精矿产率比改造前均提高了近30个百分点，而后续作业负荷增加明显。
粗选工艺改造前后作业指标对比结果见表6。
表6粗选工艺改造前后作业指标对比结果%阶段产品名称产率全铁品位铁回收率改造前精矿6．615．752．1尾矿93．41．047．9给矿100．02．0100．0改造后精矿36．55．387．6尾矿63．50．412．4给矿100．02．2100．0 3．2精选工艺技改方案经过大量的考察、调研，决定在精选段用磁选柱代替原脱泥槽。
3．2．1磁选柱精选试验研究改造前先进行磁选柱试验室精选试验研究，试验结果见表7。
表7磁选柱精选试验结果%回收试验对象产品名称产率全铁品位铁回收率粗精选精矿精矿92．840．299．2尾矿7．23．0给矿100．037．62段磨矿产物精矿86．764．296．7尾矿13．314．5给矿100．057．6由表7可知，磁选柱在回收粗精选精矿和2段磨矿分级产物的作业回收率均在96%以上，作业效果良好。
731白晓卿:浮钼尾矿综合回收磁铁矿工艺改造及实践2014年4月第4期鉴于上述试验结果，此次改造在精选段用2台磁选柱分别代替原2台脱泥槽对磁铁矿进行回收。
3．2．2精选工业调试在改造完后对磁场强度、精矿阀门的开启程度、上升水量、磁场变化周期等进行调试，最终确定了最佳作业参数。
经过技改调试，精选脱泥状况明显改善，1段和2段磁选柱分别提高矿物品位8．6和5．9个百分点，均比改造前的脱泥槽底流品位高出近2 3个百分点，矿浆浓度大幅提升，作业回收率均在97%以上，浓缩和脱泥效果显著。
磁选柱精选作业最终调试结果见表8。
表8磁选柱精选作业最终调试结果回收试验对象产品名称矿浆浓度/%产率/%全铁品位/%品位提升/百分点铁回收率/%粗精选精矿精矿41．180．246．28．698．4尾矿2．719．83．0给矿30．7100．037．62段磨矿分级溢流精矿35．186．052．15．997．0尾矿1．914．09．9给矿30．810046．23．3磨矿分级系统技改调试生产现场采用旋流器和磨机组成的2段分级磨矿系统，由于粗选作业粗精矿产率提高显著，造成后续作业负荷增加明显，磨矿分级系统的作业指标大幅下降，铁精矿品位下降明显。
对此主要进行了以下调整：①调整2段磨机的充填率至35%左右；②减少作业补加水量，提高矿浆浓度，降低作业负荷；③调整旋流器开启台数，调大沉砂嘴尺寸。
经过调整，1段和2段磨矿分级细度－0．0374mm粒级含量分别比之前提高了约28个和10个百分点，铁精矿品位提高了近6个百分点，缓解了因磨矿细度不够造成的精矿品位低等问题。
磨矿分级作业最终指标见表9。
表9磨矿分级作业最终调试结果%调试对象产物浓度磨矿分级细度（－0．0374mm）循环负荷分级效率1段磨矿分级段旋流器溢流23．884．020069．42段磨矿分级段旋流器溢流25．990．07247．33．4粗精选段磁选机技改调试在选铁厂改造完成后，作为1段磨矿分级后的1段粗精选作业，双磁滚滚筒磁选机作业回收率仅70．0%，金属损失严重。
此次技改在第1台磁滚排尾管道增设闸阀，便于调节磁选机的液位。
改造后，该段作业回收率提高了近5个百分点。
调试前后指标对比结果见表10。
表10粗精选作业调试前后的技术指标对比%粗精选作业1段磁滚给矿品位尾矿品位精矿品位回收率2段磁滚尾矿品位精矿品位回收率总回收率调试前4．951．6433．1870．31．0141．999．469．8调试后4．941．3330．2076．62．9640．398．075．1 4改造效果及技术指标分析针对选矿厂存在的问题，通过研究进行了工艺改造，改造后工艺流程见图2，改造及调试前后技术指标对比见表11，铁精矿产品质量分析见表12。
图2改造后的回收磁铁矿工艺流程表11改造及调试前后的主要技术指标对比工艺铁精矿品位/%铁精矿回收率/%铁精矿月产量/t 改造前63402000改造后61＞653400由表11可知，改造后磁铁矿作业回收率超过65%，尤其铁精矿月产量由原来的2000t提高至3400t，增幅明显，经济效益显著。
表12铁精矿产品质量分析结果%指标－0．0374mm粒级含量－0．023mm粒级含量铁品位洗后铁品位磨洗后铁品位含量9068．461．162．363．7由表12可知，改造完成后对（下转第151页）831总第540期现代矿业2014年4月第4期越高，并且铁品位能够满足大于等于27%的市场需求。
为此，使用SLon-1500型高场强磁选机替代MS1500型高梯度磁选机对尾矿再选进行优化改造，提高精矿铁回收率。
SLon-1500型高场强磁选机是由赣州金环磁选设备有限公司生产的高场强磁选设备，其背景场强最高可达1035．03kA/m。
4．1磁选机运行参数探索在磁选机磁场强度为995．22kA/m的条件下，分别对磁选机转环转速、脉动冲程运行参数进行了探索，试验结果见表8。