一种含钼铜精矿的铜钼分离选别方法 |
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| 申请号 | CN201710704145.3 | 申请日 | 2017-08-16 | 公开(公告)号 | CN107309078A | 公开(公告)日 | 2017-11-03 |
| 申请人 | 江西铜业股份有限公司; | 发明人 | 郭株辉; 汪饶荣; | ||||
| 摘要 | 本 发明 属于有色金属选矿领域，涉及一种含钼 铜 精矿的铜钼分离选别方法。a)将含钼铜精矿先经两次 水 力 旋流器 预处理分级，分级后将两次沉砂物料合并进入浓密机脱水。b)脱水后的沉砂物料 泵 入铜钼分离一段浮选作业，经一次粗选一次精选一次扫选，得到含钼品位9～18%一次粗精矿。c)一次含钼粗精矿经浓密机脱水后，又经过塔磨机磨矿再进入铜钼分离二段浮选作业，经过三次精选二次扫选，最后得到含钼品位≥45%的钼精矿。该方法解决了含钼铜精矿由于矿浆组成复杂、微细粒矿物多、矿浆粘性大对铜钼分离带来不利影响，具有适应范围广、铜钼分离成本低、钼精矿品位及回收率高的优点，是解决硫化铜矿伴生金属钼在铜钼分离过程的高效选别方法。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种含钼铜精矿的铜钼分离选别方法，该方法包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种含钼铜精矿的铜钼分离选别方法技术领域[0001] 本发明属于有色金属选矿领域，具体涉及一种硫化铜矿伴生金属钼在铜钼分离过程的含钼铜精矿的铜钼分离选别方法。 背景技术[0003] 我国的钼资源十分丰富，其储量约占世界钼总储量的25％，仅次于美国，居世界第二位，我国钼资源以原生辉钼矿为主，大部分是以共生或伴生钼的形式存在于硫化矿物中，单一钼矿床较少，以铜为主伴生有钼的矿床常以斑岩铜矿床形式存在，是当前铜钼金属的重要来源。 [0004] 由于斑岩铜矿中铜钼矿物致密共生，构造复杂，嵌布粒度不均，且铜钼可浮性相近，以磨浮工艺产出的含钼铜精矿常常具有如下特点：即粒度细、铜钼比大、碱度高、残留选矿药剂、矿浆粘性大等，因此，铜钼分离难度大，选别成本高。针对铜钼分离，从上世纪70年代至今，本技术领域相继对含钼铜精矿进行了抑铜浮钼的药剂研究和工艺研究。 [0005] 铜钼分离药剂研究与应用有：德兴铜矿使用的硫化钠、硫氢化钠是当前铜钼分离广泛使用的抑铜药剂，周兵仔提出的的巯基乙酸钠可做抑铜浮钼药剂，朱玉霜等提出的氰化钠、诺克斯等也是抑铜药剂，谷志君、杨保东等人提出的用氧化剂+抑制剂组合法对抑铜浮钼效果明显，常用氧化剂有过氧化氢、次氯酸钠、高锰酸钾、重铬酸钠等。上述各药剂研究与使用，在特定条件下均有明显效果，但都是以含钼铜精矿全物料为研究对象，普遍存在用药量大、钼回收率偏低、铜钼分离成本高的问题。 [0006] 铜钼分离工艺研究与应用有：黄济存、张军成等提出的充氮气法，杨鹏等人研究的脉动高梯度磁选分离法，前苏联使用、包括张宝元提出的加温法，周旭日、朱月峰等研究的浮选柱分离法，德兴铜矿研究的加酸调PH法等等。上述各工艺的研究与使用，在特定条件下均有明显效果，但都是以含钼铜精矿全物料为研究对象，普遍存在工艺复杂、钼回收率偏低、铜钼分离成本高的问题。 发明内容[0007] 本发明要解决的技术问题是克服现有技术的不足，提供一种适应范围广、铜钼分离成本低、钼精矿品位及回收率高的一种含钼铜精矿的铜钼分离选别方法。 [0008] 为解决含钼铜精矿关于铜钼分离成本高、钼回收率低的问题，本发明提供的技术方案为一种含钼铜精矿的铜钼分离选别方法，该方法包括以下步骤：a)将含钼铜精矿先经两次水力旋流器预处理分级，分级后将两次沉砂物料合并进入浓密机脱水。b)脱水后的沉砂物料泵入铜钼分离一段浮选作业，经一次粗选一次精选一次扫选，得到含钼品位9～18％的一次粗精矿。c)一次含钼粗精矿经浓密机脱水后，又经过塔磨机磨矿再进入铜钼分离二段浮选作业，经过三次精选二次扫选，最后得到含钼品位≥45％的钼精矿。 [0009] 进一步，所述两次水力旋流器预处理分级是指，将含钼铜精矿先经1次旋流器分级，得到1次沉砂与1次溢流，1次分级溢流转入浓密机进行重力分离，分离后底流进入2次旋流器分级，得到2次沉砂与2次溢流，再将1、2次分级后的沉砂物料合并进入浓密机脱水。1次分级采用一种规格ф150、锥角为8°的长锥体水力旋流器，分级压力为0.17MPa～0.22MPa，分级浓度＜30％。2次分级采用一种规格ф100、锥角为8°的长锥体水力旋流器，分级压力为0.18MPa～0.24MPa，分级浓度＜25％。 [0010] 进一步，所述含钼铜精矿在其形成之前，钼是以伴生金属矿的形式存在，以硫化矿为主，是经磨浮工艺产出的含钼铜精矿浆，含钼矿物以辉钼矿为主。含钼铜精矿一般铜品位＞20％、含钼品位＞0.1％。 [0011] 进一步，所述含钼铜精矿浆粘性大，残留多种选矿药剂，矿浆pH值属于中强碱性。 [0012] 进一步，含钼铜精矿其粒度较细，一般为-74μm含量在90％以上，其中-10μm含量＞10％。 [0013] 进一步，经预处理后：含钼铜精矿(沉砂)-10μm粒级含量下降幅度为36％～50％，含钼铜精矿(沉砂)产率为85～91％，含钼铜精矿(沉砂)残留选矿药剂明显减少。 [0014] 脱水后的沉砂物料进入铜钼分离一段浮选作业的矿浆浓度控制在35％～42％，浮选设备均采用机械搅拌式浮选机，经一次粗选一次精选一次扫选，得到含钼品位9～18％的一次粗精矿，一段浮选作业所采用的选矿药剂为：硫化钠、水玻璃、六偏磷酸钠、煤油，配制浓度：硫化钠20％、水玻璃5％、六偏磷酸钠5％、煤油为原液，分别按合适的用量添加于各作业点。 [0015] 一次含钼粗精矿经浓密机脱水后，又经过塔磨机磨矿再进入铜钼分离二段浮选作业，进入塔磨机的矿浆浓度一般不低于12％，二段精选为3次，作业设备均采用充气式浮选柱，浮选浓度一般不低于6％，二段扫选为2次，作业设备均采用机械搅拌式浮选机，二段浮选经过三次精选二次扫选，最后得到含钼品位≥45％的钼精矿。 [0016] 进一步，所述二段浮选作业所采用的选矿药剂为：硫化钠、水玻璃、六偏磷酸钠、煤油，配制浓度：硫化钠20％、水玻璃5％、六偏磷酸钠5％、煤油为原液。 [0017] 与现有技术相比，本发明的优点在于： [0018] 1.本发明的技术与传统的铜钼分离技术相比，它是在传统的铜钼分离技术的基础上，增设一道新技术，将传统的铜钼分离技术关口前移，即：对含钼铜精矿全物料通过两次旋流器预处理分级将大部分难选的细粒级含钼物料分离出去，取沉砂料，再进入铜钼浮选分离作业。预处理分级较好解决了含钼铜精矿由于原料粒度细、粘性大、残留药剂多、矿物界面污染严重等对铜钼分离带来不利的关键性问题，实现了高效脱“泥”、脱药和辉钼矿的高效分级回收。 [0019] 2.本发明对含钼铜精矿经预处理后沉砂，进入铜钼浮选分离作业，采用了柱-机分段联合作业流程。即：一段浮选作业采用机械搅拌式浮选机，经一次粗选一次精选一次扫选，得到一次含钼9～18％的粗精矿，该段作业特点是兼顾了矿浆中各个粒级钼的回收，侧重于解决好辉钼矿浮选回收第一道关，确保了钼的回收率；二段浮选作业采用塔磨加柱-机联合流程，经三次精选二次扫选，最后得到含钼品位≥45％的钼精矿，该段作业的特点是，第一，矿浆经塔磨，对粗粒级矿进一步解离，提高了目的矿物单体解离度，且又避免了过磨，同时，对细粒矿物表面进行清洁擦洗，提高了目的矿物表面活性，第二，由于二段精选，矿浆粒度较细，采用充气式浮选柱，较好的解决了钼的快速富集、细粒级钼难回收和钼精矿品位难提高的问题，第三，二次扫选再采用机械搅拌式浮选机，弥补了浮选柱粗粒级钼回收欠佳问题，因此，二段的柱-机联合搭配，较好的解决了钼精矿品位和回收率双双提高的难题。 [0020] 3.本发明大幅度降低了铜钼分离成本，浮选主药剂Na2S单耗降幅达30％～48％，选钼综合回收率不但不降反而有了明显提升，提升幅度达4％～17％。 具体实施方式[0023] 本发明由下列实施例进一步说明，但不受这些实施例的限制。实施例中所有百分数除另有规定外均指质量。 [0024] 本发明一种含钼铜精矿的铜钼分离选别方法，含钼铜精矿处理量为1850t/d左右，其工艺与设备配置过程如下：a)将含钼铜精矿先经两次水力旋流器预处理分级，分级后将两次沉砂物料合并进入2台Φ30M浓密机串联脱水，一级水力旋流器规格为ф150，采用6～9台，二级水力旋流器规格为ф100，采用2～3台。b)脱水后的沉砂物料泵入铜钼分离一段浮选作业，经一次粗选一次精选一次扫选，得到一次含钼粗精矿，浮选分2个系列，每系列采用8槽CGF-10浮选机。c)一次含钼粗精矿经1台Φ20M浓密机脱水后，又经过1台JM-1000塔磨机磨矿再进入铜钼分离二段浮选作业，经过三次精选二次扫选，最后得到含钼品位≥45％的钼精矿，其中，精二、精三各采用1台Φ2.13M×12M浮选柱，精四采用1台Φ1.22M×10M浮选柱，扫选一采用2槽CGF-10浮选机，扫选二采用11槽BF-4浮选机并按一粗二精一扫配置。，[0025] 一种含钼铜精矿的铜钼分离选别方法，一、二段浮选各作业点的加药名称和用药量见表1。 [0026] 表1：作业流程各加药点和加药量 [0027] [0028] 实施例1 [0029] 一种图1所示的本发明的一种含钼铜精矿的铜钼分离选别方法，包括以下步骤： [0030] a)一种含钼铜精矿物料，含铜品位24.2％、含钼品位0.53％、-10μm粒级含量26.2％，物料浓度22％。含钼铜精矿物料由矿浆泵输入至一种规格ф150、锥角为8°的长锥体水力旋流器中进行1次分级，分级压力为0.19MPa～0.21MPa，分级浓度为21％；1次分级溢流转入浓密机进行重力分离，分离后底流进入ф100水力旋流器进行2次分级，分级压力为 0.20MPa～0.22MPa，分级浓度18％；将1、2次分级的沉砂合并脱水，合并后矿浆-10μm粒级含量＜11％。b)沉砂脱水后进入铜钼分离一段浮选作业，浮选浓度控制在40％左右，经一次粗选一次精选一次扫选，得到含钼品位12％的一次粗精矿。c)一次含钼粗精矿经浓密机脱水后，又经过塔磨机磨矿再进入铜钼分离二段浮选作业，进入塔磨机的矿浆浓度为19％，经过三次精选二次扫选，得到含钼品位≥45％的钼精矿。技术数据见表2。 [0031] 表2：本方法前、后技术指标对比 [0032] [0033] 由表2可知，在本方法之前，选钼综合回收率为59.62％、钼精矿品位42.86％，对原矿硫化钠单耗为50kg/t；而采用本方法后，选钼综合回收率为77.51％、钼精矿品位为46.87％，对原矿硫化钠单耗为28kg/t。应用新技术后硫化钠单耗下降了22kg/t，降幅达 44％，选钼综合回收率提高了17.89％，经济效益巨大，同时由于硫化钠单耗的大幅下降，环境效益也十分显著。 [0034] 实施例2 [0035] 一种图1所示的本发明的一种含钼铜精矿的铜钼分离选别方法，包括以下步骤： [0036] a)一种含钼铜精矿物料，含铜品位24.42％、含钼品位0.62％、-10μm粒级含量38.3％，物料浓度22.5％。含钼铜精矿物料由矿浆泵输入至一种规格ф150、锥角为8°的长锥体水力旋流器中进行1次分级，分级压力为0.18MPa～0.21MPa，分级浓度为20％；1次分级溢流转入浓密机进行重力分离，分离后底流进入ф100水力旋流器进行2次分级，分级压力为0.21MPa～0.23MPa，分级浓度16％；将1、2次分级的沉砂合并脱水，合并后矿浆-10μm粒级含量＜15％。b)沉砂脱水后进入铜钼分离一段浮选作业，浮选浓度控制在40％左右，经一次粗选一次精选一次扫选，得到含钼品位13％的一次粗精矿。c)一次含钼粗精矿经浓密机脱水后，又经过塔磨机磨矿再进入铜钼分离二段浮选作业，进入塔磨机的矿浆浓度为21％，经过三次精选二次扫选，得到含钼品位≥45％的钼精矿。技术数据见表3。 [0037] 表3：本方法前、后技术指标对比 [0038] [0039] 由表3可知，在本方法之前，选钼综合回收率为58.2％、钼精矿品位41.54％，对原矿硫化钠单耗为54kg/t；而采用本方法后，选钼综合回收率为75.76％、钼精矿品位为46.63％，对原矿硫化钠单耗为28.8kg/t。应用新技术后硫化钠单耗下降了25.2kg/t，降幅达46.6％，选钼综合回收率提高了17.56％，经济效益和环境效益巨大。 |
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