一种钼混合精矿分离浮选技术

申请号 CN202311625185.0 申请日 2023-11-30 公开(公告)号 CN117772399A 公开(公告)日 2024-03-29
申请人 云南迪庆有色金属有限责任公司; 中国瑞林工程技术股份有限公司; 发明人 姜美光; 冯兴隆; 褚力新; 章旭福; 余浔; 田小松; 雷存友; 梁泽跃; 冯裕果; 张军; 邓春虎; 游乐明; 蒋丛国; 郭潇文; 赵澳; 张波; 杨斌;
摘要 本 发明 涉及一种 铜 钼混合精矿分离浮选技术,属于铜钼混合精矿浮选技术领域,本发明包括筛分除杂、稀释洗涤、浓密、添加药剂和分离浮选五个主要步骤,通过对铜钼混合精矿包括筛分除杂、稀释强 力 搅拌洗涤、浓密脱药,提高矿物表面活性;然后在铜钼分离浮选过程中使用特定的混合 抑制剂 ,不需再磨擦洗脱药,就可实现对铜钼矿物的有效分离,简化铜钼浮选流程,降低药剂消耗,提高钼回收率和钼精矿品位,本发明相对于现有再磨擦洗工艺,简化工艺流程,降低 钢 耗和生产成本,钼回收率提高1.8%以上。
权利要求

1.一种钼混合精矿分离浮选技术,其特征在于,包括以下步骤:
(1)将铜钼混合精矿筛分,除去筛上物料;
(2)筛下物料给入搅拌槽,并加入洗涤稀释,经搅拌洗涤后,给入高效浓密机;
(3)高效浓密机澄清脱药,获得浓密机底流和溢流水;
(4)浓密机底流给入搅拌槽,添加分散剂;
(5)添加硫化钠、2‑亚基四氢噻唑‑4混合药剂作为抑制剂,实现对铜钼矿物的选择性抑制;
(6)添加捕收剂后进行铜钼分离浮选。
2.根据权利要求1所述的铜钼混合精矿分离浮选技术,其特征在于,所述的2‑亚氨基四氢噻唑酮‑4的用量为10 12kg/t;硫化钠用量为30kg/t。
~
3.根据权利要求1或2所述的铜钼混合精矿分离浮选技术,其特征在于,步骤(1)使用
0.10‑0.20mm筛孔的高频细筛或直线细筛筛分除杂。
4.根据权利要求3所述的铜钼混合精矿分离浮选技术,其特征在于,步骤(2)的洗涤浓度为18 20wt%。
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5.根据权利要求1所述的铜钼混合精矿分离浮选技术,其特征在于,步骤(4)所述的分散剂为水玻璃,用量为2.20 2.40kg/t给矿;步骤(6)所述的捕收剂为油,用量为30‑50 g/~
t给矿。
6.根据权利要求1所述的铜钼混合精矿分离浮选技术,其特征在于,步骤(4)所述的浓密底流质量浓度为50 55 wt %。
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7.根据权利要求1所述的铜钼混合精矿分离浮选技术,其特征在于,步骤(6)所述的铜钼分离浮选采用一次粗选、3 4次浮选柱精选和一次扫选的闭路流程。
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说明书全文

一种钼混合精矿分离浮选技术

技术领域

[0001] 本发明属于铜钼混合精矿浮选技术领域,具体的说,涉及一种铜钼混合精矿分离浮选技术。

背景技术

[0002] 我国有色金属矿产资源中的铜矿多见与钼伴生,但钼含量较低。通常对含Cu0.2%~1.5%、Mo0.01%~0.05%的铜钼矿,其选别方法均是先选出铜钼混合精矿后,再添加药剂将铜、钼矿物分离,得出铜精矿和钼精矿。
[0003] 为实现铜钼混合精矿的钼铜有效分离,必须先破坏或除去混合精矿表面残留的药剂及其余杂质,通常采用的方法是将铜钼混合精矿进行再磨擦洗,该方法有两个弊端:一、再磨擦洗脱药的方法虽然可有效降低铜钼混合精矿表面残留的药剂,但不可避免的会对混合精矿产生细磨作用,使混合精矿中微细粒含量增加产生过磨,给后续钼铜分离浮选带来难度,降低钼回收率;二、工艺流程复杂、耗(磨矿钢球消耗)高、能耗高,不利于企业降本增效。
[0004] 铜钼混合精矿分离所存在钼回收率偏低,铜钼分离成本高等难题,一直是铜钼混合精矿分离技术难以突破的瓶颈

发明内容

[0005] 为了克服背景技术中存在的问题,本发明提供了一种铜钼混合精矿分离浮选技术,通过筛分除杂、洗涤浓密后除去铜钼混合精矿表面残留的部分药剂,再加入分散剂、抑制剂和捕收剂后对铜钼分离浮选,有效避免了目前使用再磨擦洗工艺所带来的过磨、钢耗高、能耗高等问题,同时提高了钼的回收率,简化了工艺流程。
[0006] 为实现上述目的,本发明是通过如下技术方案实现的:所述的铜钼混合精矿分离浮选技术包括以下步骤:
(1)将铜钼混合精矿筛分,除去筛上物料;
(2)筛下物料给入搅拌槽,并加入洗涤稀释,经强搅拌洗涤后,给入高效浓密机;
(3)高效浓密机澄清脱药,获得浓密机底流和溢流水;
(4)浓密机底流给入搅拌槽,添加分散剂;
(5)添加硫化钠、2‑亚基四氢噻唑‑4混合药剂作为抑制剂,以实现对铜钼矿物的选择性抑制;
(6)添加捕收剂后进行铜钼分离浮选。
[0007] 进一步,所述的2‑亚氨基四氢噻唑酮‑4为一种新型有效铜钼分离抑制剂,可在铜钼分离过程中替代或减少硫化钠用量,降低药剂成本;进一步,所述的2‑亚氨基四氢噻唑酮‑4的用量为10 12kg/t给矿;硫化钠用量为~
28‑32kg/t给矿。
[0008] 进一步,步骤(1)使用0.10‑0.20mm筛孔的高频细筛或直线细筛筛分除杂。
[0009] 进一步,步骤(2)的洗涤质量浓度为18 20wt%~
进一步,步骤(4)所述的分散剂为水玻璃,用量为2.20 2.40kg/t给矿;步骤(6)所~
述的捕收剂为油,用量为30‑50 g/t给矿。
[0010] 进一步,步骤(4)所述的浓密底流质量浓度为50 55wt%。~
[0011] 进一步,步骤(6)所述的铜钼分离浮选采用一次粗选、3 4次浮选柱精选和一次扫~选的闭路流程。
[0012] 本发明的有益效果:本发明通过筛分,有效除去大颗粒物料对铜钼浮选的影响,降低药剂消耗,提高铜钼回收率。
[0013] 本发明的水洗浓密工艺结合抑制剂的使用,强化了铜钼混合精矿预处理脱药过程,有效避免了铜钼混合精矿再磨擦洗易过磨,节约了能耗、提高了浮选效率;同时,通过选择特定的混合抑制剂,实现对铜钼矿物的选择性抑制和浮选,降低药耗,提高了铜钼分离的效果,提高了钼收率,流程简单可靠、易操作,降低浮选成本。附图说明
[0014] 图1是本发明的工艺流程简图。

具体实施方式

[0015] 为了使本发明的目的、技术方案和有益效果更加清楚,下面将对本发明的技术方案进行详细的说明,显然,所描述的实施例仅是本发明的一部分实施例,而不是全部实施例。基于本发明的实施例,本领域技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的其他实施例,都属于本发明保护的范围。
[0016] 所述的铜钼混合精矿分离浮选技术包括以下步骤:(1)使用0.10‑0.20mm筛孔的高频细筛或直线细筛筛分除杂,将铜钼混合精矿筛分,除去筛上物料。
[0017] 发明人经大量研究发现,铜钼混合精矿中大于0.15mm的颗粒,主要成分为粘性吸附物、井下导炮管、土工布、防渗膜等未知成分杂物,该物质占铜钼混合精矿总量的约1%,经分析,筛上物料中基本不含铜钼,如果不加以筛除,后续会严重影响铜钼的分离和回收。
[0018] (2)筛下物料给入搅拌槽,并加入洗涤水稀释至质量浓度18 20wt%,搅拌洗涤洗去~铜钼混合精矿表面的大部分药剂,给入高效浓密机。
[0019] (3)高效浓密机澄清脱药,获得浓密底流和溢流水。
[0020] 洗涤下的药剂溢流,溢流水回用;浓密底流质量浓度控制为50 55%wt。~
[0021] (4)浓密底流给入搅拌槽,添加分散剂水玻璃,添加量为2.20 2.40kg/t给矿。~
[0022] (5)添加混合抑制剂:硫化钠和2‑亚氨基四氢噻唑酮‑4混合药剂,以实现对铜钼矿物的选择性抑制;硫化钠用量为28‑32kg/t给矿; 2‑亚氨基四氢噻唑酮‑4的用量为10~12kg/t给矿;
(6)以30‑50 g/t给矿添加煤油,采用一次粗选、3 4次浮选柱精选和一次扫选的闭~
路流程进行铜钼分离浮选;得到含钼品位≥43%,含铜品位≤1%的钼精矿和含铜品位≥20%、含钼品位≤0.085%的铜精矿。
[0023] 为了更清楚说明本发明,下面通过以下实施例进行详细说明。实施例1
[0024] 对南某铜矿经铜钼混合浮选得到的含铜品位为19.95%、含钼品位0.398%铜钼混合精矿,原采用浓密、再磨脱药后进入铜钼浮选分离流程,经对铜钼混合精矿再磨前后的水析粒度检测发现,再磨后微细粒‑15um粒级含量增加1.8%,加大了铜钼分离难度。经本发明的方法处理后,钼回收率由78.45%提高到80.26%,药剂成本由9.18元/吨原矿降低至7.93元/吨原矿,经济效益显著。
[0025] 本发明的铜钼混合精矿分离浮选技术,包括以下步骤:a)铜钼混合精矿作为原料给入筛孔尺寸为0.15mm的高频振动细筛除杂,除去筛上物料。
[0026] b)步骤a)得到的筛下产品给入搅拌槽,给矿浓度33%,添加稀释水,将浓度稀释在18wt%左右,强力搅拌5min。
[0027] c)步骤b)得到的矿浆用给入高效浓密机中,进行浓密脱药,底流浓度51%。
[0028] d)步骤c)得到的浓密机底流泵送至搅拌槽,添加水稀释至浓度35%,以水玻璃为分散剂,用量2.4kg/t混合抑制剂;使用混合抑制剂硫化钠和2‑亚氨基四氢噻唑酮‑4,二者用量分别为30kg/t混合抑制剂、11.8kg/t混合抑制剂;煤油为捕收剂,用量为0.03kg/t混合抑制剂。
[0029] e)步骤d)得到的与药剂充分搅拌混合的矿浆经一次粗选和一次扫选、三段浮选柱精选,获得含钼44.36%的钼精矿、钼回收率为80.26%,含铜品位≥20%,铜回收率≥99.95%的铜精矿。
[0030] 对比例1
[0031] 本对比例与实施例1相比,省去步骤a),其他工艺流程及指标控制均与实施例1相同,本发明获得含钼43.15%的钼精矿、钼回收率为76.24%。
[0032] 对比发现,筛分处理可有效除去了对铜钼浮选产生影响的杂质,提高了钼回收率和钼精矿品位,降低了药剂消耗。
[0033] 对比例2
[0034] 本对比例与实施例1相比,抑制剂只使用硫化钠,且硫化钠用量调整(200kg/t混合抑制剂),其他与实施例1相同。
[0035] 获得含钼44.63%的钼精矿、钼回收率为78.60%。
[0036] 本发明所开发的混合抑制剂,实现对铜钼矿物的选择性抑制和浮选,同时降低铜钼混合精矿表面药剂对浮选的影响,在保持钼精矿品位基本维持不变的情况下,提高钼回收率1.66%,硫化钠用量较混合抑制剂用量降低了近85%,药剂成本大幅降低。。实施例2
[0037] 对云南某铜矿经铜钼混合浮选得到的含铜品位为21.07%、含钼品位0.521%铜钼混合精矿,进行铜钼分离浮选技术,包括以下步骤:a)铜钼混合精矿作为原料给入高频振动细筛除杂,筛孔尺寸为0.15mm,除去筛上物料。
[0038] b)步骤a)得到的筛下产品给入搅拌槽,给矿浓度33.6wt%,添加稀释水,将浓度稀释在18 wt %左右,强力搅拌5min。
[0039] c)步骤b)中得到的矿浆用泵给入高效浓密机中,进行浓密脱药,底流浓度51wt%。
[0040] d)在步骤c)中得到的浓密机底流泵送至搅拌槽,添加水稀释至浓度35wt%,以水玻璃为分散剂,用量2.4kg/t给矿;硫化钠、2‑亚氨基四氢噻唑酮‑4为混合抑制剂,用量分别为28kg/t给矿、12.8kg/t给矿、;煤油为捕收剂,用量为0.05kg/t给矿。
[0041] e)在步骤d)中得到的与药剂充分搅拌混合的矿浆经一次粗选和一次扫选、三段浮选柱精选,获得含钼46.38%的钼精矿、钼回收率为80.02%,含铜21.37%的铜精矿、铜回收率为99.95%。实施例3
[0042] 对云南某铜矿经铜钼混合浮选得到的含铜品位为20.57%、含钼品位0.445%的铜钼混合精矿,进行铜钼分离浮选技术,包括以下步骤:a)铜钼混合精矿作为原料给入高频振动细筛除杂,筛孔尺寸为0.15mm,除去筛上物料。
[0043] b)步骤a)得到的筛下产品给入搅拌槽,给矿浓度33.2%,添加稀释水,将浓度稀释在18%左右,强力搅拌5min。
[0044] c)步骤b)得到的矿浆用泵给入高效浓密机中,进行浓密脱药,底流浓度51%。
[0045] d)步骤c)得到的浓密机底流泵送至搅拌槽,添加水稀释至浓度35%,以水玻璃为分散剂,用量2.4kg/t给矿;硫化钠、2‑亚氨基四氢噻唑酮‑4为混合抑制剂,用量分别为30kg/t给矿、10.8kg/t给矿、;煤油为捕收剂,用量为0.04kg/t给矿。
[0046] e)步骤d)得到的与药剂充分搅拌混合的矿浆经一次粗选和一次扫选、三段浮选柱精选,获得含钼44.51%的钼精矿、钼回收率为80.67%,含铜21.11%的铜精矿、铜回收率为99.95%。
[0047] 依据上述实施案例,铜钼混合精矿经预处理强化脱药后,并通过改变抑制剂用药种类和用量,不需再磨脱药的新工艺,对比原采用浓密、再磨脱药和单独采用硫化钠作为抑制剂的工艺在药剂成本上有着显著的降低,同时钼的作业回收率也有效提升。
[0048] 备注:本发明未做特殊说明时,所述的百分浓度均为质量百分浓度;药剂添加量单位kg/t,是指每吨给矿所添加的药剂kg量。
[0049] 最后说明的是,以上优选实施例仅用于说明本发明的技术方案而非限制,尽管通过上述优选实施例已经对本发明进行了详细的描述,但本领域技术人员应当理解,可以在形式上和细节上对其作出各种各样的改变,而不偏离本发明权利要求书所限定的范围。
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