[0001] 本发明属于矿物加工技术领域，尤其涉及一种兼顾回水利用的低品位铜钼矿铜钼分离的方法。

[0002] 我国钼资源相当丰富，主要分布在河南、吉林、内蒙古、黑龙江、陕西等省区，这些地区的合计储量占全国钼资源总储量的85％左右。我国不仅是钼资源大国，还是钼生产大国，年产量占全球总产量的36％以上。铜钼混合矿是铜和钼的主要来源，其中75％的铜和50％的钼产于铜钼混合矿。斑岩型铜钼混合矿石中的铜钼主要以黄铜矿和辉钼矿的形式存在，这类矿石具有结构致密、嵌布粒度细等特点，二者之间润湿性差异小，可浮性比较接近，导致二者难以分离。

[0003] 国内外研究者在铜钼分离领域做了大量的探索研究，多以浮选工艺为主。目前国内外处理斑岩型铜钼共生矿大多采用浮选分离铜钼的方法，通常有优先浮选、部分混合浮选和混合浮选的铜钼分离三种方案。对低品位斑岩型铜钼矿石的浮选，目前普遍采用混合浮选铜钼分离流程。前沿研究中，有对铜钼混合精矿进行预氧化，然后在黄铜矿被充分氧化的情况下实现二者分离；也有试图通过矿物的比磁化系数差异来实现二者分离的。

[0004] 对于低品位铜钼矿，铜钼混合精矿铜高钼低，结合选矿“抑多浮少”和“抑难浮易”的原则，铜钼分离采用抑制黄铜矿、浮选辉钼矿的工艺是合理、成熟的。工业上铜钼混合精矿的分离主要采用“抑铜浮钼”的浮选方法。当前黄铜矿的抑制剂主要有糊精、改性淀粉、壳聚糖、氰化物、巯基乙酸等。长久以来，铜钼分离过程一直采用添加大量的硫化钠为铜矿物的抑制剂，来实现铜钼的分选。硫化钠是抑铜浮钼铜钼分离过程中使用最多的药剂，它不仅能在铜矿物表面形成亲水性的物质，还能脱除矿物表面附着的捕收剂，同时还起到调控矿浆电位的作用。因此，适宜的硫化钠药剂用量是保证铜钼高效分离的关键，但其用量往往高于20kg/t，如西藏某选矿厂的硫化钠总用量约为32kg/t；有的浮选厂为获得符合标准的钼精矿产品，加大硫化钠的使用量，造成选钼成本大大增加，同时含大量硫化钠的回水进入铜钼混合浮选作业，严重影响原生铜钼矿中铜金银等硫化矿的回收。

[0005] 目前，铜钼混合浮选捕收剂多采用黄基药剂，导致铜钼混合精矿中残留药剂，这种情况下硫化铜表面会吸附大量的黄药类捕收剂，形成各种疏水物质，抑制难度增加，造成铜钼分离效果不佳，需要进行脱药处理。温度、氧化、机械搅拌、浓缩，矿浆pH值、脱药剂等因素均是影响脱药效果好坏的重要因素。按照黄药解吸率由高到低的顺序，脱药方式可排序为Na2S处理、升温脱药、pH值调整、KMnO4氧化、Ca(ClO)2氧化、超声波处理、过氧化氢氧化等几种方法；其中，硫化钠可解吸矿物表面的捕收剂薄膜，且还有沉淀矿浆中游离铜离子的作用，活性炭吸附能力较强，可吸附矿浆中的过剩药剂，加温预处理更容易实现各矿物之间的有效分离。

[0006] 铜钼分离过程受很多因素的影响，例如矿石的性质、药剂制度、选矿回水等。选矿回水不仅含有浮选过程中的回水，还包括维持选厂正常生产而产生的废水，其组分十分复杂，性质不稳定，因此选矿回水对铜钼分离过程产生重要的影响；通常选矿回水中含有溶解离子、残留药剂等杂质会对浮选分离过程产生有利或者不利的影响。现场生产中，铜钼混合浮选作业和铜钼分离作业多在同一选厂实现生产，但多数铜钼分离作业中的回水无法实现自身消耗，同时现在的环保要求，生产用水严禁外排，净化处理生产用水的成本较高，有效实现回水的百分之百利用为最佳方案；铜钼分离的回水有效进入混合浮选又不影响上游生产指标的方案成为最佳选择；但选矿回水直接回用对铜钼混合浮选作业指标和铜钼分离指标都有较大影响，特别是对铜钼分离效果产生了严重的影响，需要进一步处理才能回用。

[0007] 选矿回水中COD(化学需氧量)均较高，除了矿石中自带的还原性物质外，选矿回水中残留的大量的抑制剂、2#油、黄药等药剂。此外，选矿回水中均含有大量金属离子，如果直接回用于浮选作业可能会扰乱浮选体系，增加药剂的消耗。

[0008] 现有技术进行铜钼分离时，流程能耗较大，使用设备较多，流程较长，药剂添加点多且消耗量大，成本压力大。

[0009] 有鉴于此，本发明的目的在于提供一种兼顾回水利用的低品位铜钼矿铜钼分离的方法，本发明提供的方法具有较好的铜钼分离效果。

[0010] 本发明提供了一种兼顾回水利用的低品位铜钼矿铜钼分离的方法，包括：

[0011] 将铜钼矿进行铜钼混合浮选，得到铜钼混合精矿和尾矿；

[0012] 将所述尾矿进行浓缩和压滤，得到低含水量尾矿；

[0013] 将所述铜钼混合精矿浓缩后调浆再进行铜钼分离作业，得到钼精矿和铜精矿。

[0014] 优选的，所述铜钼混合精矿浓缩后的浓度为45～50％。

[0015] 优选的，所述调浆后、铜钼分离作业之前还包括：

[0016] 将调浆后的矿浆进行电位调节；

[0017] 所述电位调节为‑400～‑450mv。

[0018] 优选的，所述电位调节采用抑制剂；

[0019] 所述抑制剂包括：

[0020] 硫氢化钠和巯基乙酸钠；

[0021] 所述硫氢化钠和巯基乙酸钠的质量比为(5～12)：1。

[0022] 优选的，所述铜钼分离作业包括：

[0023] 粗选、扫选和精选；

[0024] 所述精选的次数为八次；

[0025] 所述精选过程中的第三次精选后的泡沫进行擦洗；

[0026] 所述擦洗的时间为3～5min。

[0027] 优选的，所述铜钼分离作业过程中的回水进行曝气；

[0028] 所述曝气的时间为5～6天。

[0029] 优选的，所述曝气后的回水用于进行调浆和铜钼分离作业过程中的泡沫冲洗水。

[0030] 优选的，所述曝气后的回水通过尾矿吸附后用于铜钼混合浮选。

[0031] 优选的，所述精选过程中的第四次精选采用黄铁矿抑制剂。

[0032] 优选的，所述粗选的次数为一次；所述扫选的次数为两次。

[0033] 本发明采用浓密机高浓度浓缩、回水曝气、尾矿压滤吸附等手段解决铜钼分离作业回水问题；采用硫氢化钠和巯基乙酸钠联合用药，极大降低硫氢化钠用量；在铜钼分离作业前设置调浆搅拌桶，稳定矿浆入浮浓度，采用抑制剂(硫氢化钠+巯基乙酸钠)调节矿浆电位；铜钼混合作业产出的铜钼混合精矿经浓密机浓缩，一是通过浓缩进行初步脱药；二是调浆；铜钼分离作业中对捕收剂煤油雾化，直接加药不能使煤油均匀的分散到矿浆中，煤油需在外力作用下分散，产生的油滴直径越小，则其数目就越多，分散性就越好，在矿浆中的分散也就越均匀；同时，液滴直径越小，比表面积也就越大，与矿粒接触的几率也越大，煤油的用量也就越少，和矿粒粘附的概率也就越高，从而节省煤油用量，提高浮选速度，改善浮选效果；雾化的煤油能起到很好的消泡作用，降低泡沫粘度，提升泡沫流动性，稳定生产流程；采用清水作为后段泡沫冲洗水，在后段精选时补加少量清水，能很好除杂并提高钼精矿质量；铜钼分离精三的泡沫通过塔磨机擦洗，显著提高钼矿物与铜矿物的单体解离度，并很好的擦洗钼矿物上粘附的顽固药剂及其他杂质，从而获得较好的铜钼分离结果；扫一泡沫和精一底流返回搅拌桶，一是稳定粗选矿浆液面，二是使药剂能更好的与所有进入粗选作业的矿浆实现矿化，使粗选作业矿浆矿化更为充分，提高铜钼分离浮选作业指标；铜钼混合精矿中含少量黄铁矿，在铜钼分离精四增加黄铁矿有机抑制剂AT12，进一步除杂，提高钼精矿质量。
附图说明

[0034] 图1为本发明实施例中铜钼混合浮选流程示意图；

[0035] 图2为本发明实施例中铜钼分离浮选流程示意图；

[0036] 图3为本发明实施例中铜钼矿浮选工艺水利用流程示意图；

[0037] 图4为本发明比较例1中铜钼分离流程示意图。

[0038] 下面将对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。

[0039] 本发明提供了一种兼顾回水利用的低品位铜钼矿铜钼分离的方法，包括：

[0040] 将铜钼矿进行铜钼混合浮选，得到铜钼混合精矿和尾矿；

[0041] 将所述尾矿进行浓缩和压滤，得到低含水量尾矿；

[0042] 将所述铜钼混合精矿浓缩后调浆再进行铜钼分离作业，得到钼精矿和铜精矿。

[0043] 在本发明中，所述铜钼矿优选为原生硫化矿，铜氧化率优选在5％以内。在本发明中，所述铜钼矿中含铜品位优选为0.4～1.2％，更优选为0.6～1％，最优选为0.8～0.9％；含钼品位优选为0.02～0.06％，更优选为0.03～0.05％，最优选为0.04％；含铁品位优选为
5～9％，更优选为6～8％，最优选为7％；含硫优选为4～7％，更优选为5～6％。在本发明的实施例中，所述铜钼矿中Cu含量为0.85wt％，Mo含量为0.03wt％，Fe含量为7.13％，S含量为
5.45％。

[0044] 在本发明的实施例中，所述采用的铜钼矿可以为西藏某斑岩型铜钼矿，矿石中含有的金属硫化物主要为斑铜矿、黄铜矿、辉铜矿、黄铁矿、辉钼矿，脉石矿物主要为石榴石、绿帘石、蔷薇辉石、硅灰石、透辉石、方解石、斜长石、石英等。

[0045] 在本发明中，所述铜钼矿优选为铜钼矿浆，所述铜钼矿浆的浓度优选为33～35％，更优选为34％。

[0046] 在本发明中，所述铜钼混合浮选过程中优选采用丁基黄药、Z‑200、丁铵黑药作为捕收剂；石灰作为PH值调整剂；松醇油作为起泡剂。在本发明中，所述铜钼混合浮选的方法优选包括：

[0047] 进行粗选、扫选和精选。

[0048] 在本发明中，所述粗选的次数优选为一次；所述扫选的次数优选为两次；所述精选的次数优选为三次。在本发明的实施例中，所述铜钼矿进行铜钼混合浮选的流程示意图如图1所示，包括：

[0049] 原矿矿浆(铜钼矿浆)浓度在33～35％，自流进入铜钼混合作业浮选机，经过一次粗选作业、三次精选作业、两次扫选作业，产出铜钼混合精矿和尾矿。

[0050] 在本发明中，所述尾矿浓缩优选在浓密机中进行。在本发明中，所述尾矿压滤优选在压滤机中进行。

[0051] 在本发明中，所述低含水量尾矿种水质量含量优选为10～13％，更优选为11～12％。

[0052] 在本发明中，所述铜钼混合精矿中铜品味优选为17～30％，更优选为20～25％，最优选为22～23％；钼品味优选为0.2～0.6％，更优选为0.3～0.5％，最优选为0.4％。

[0053] 在本发明中，所述铜钼混合精矿浓缩优选在浓密机中进行；所述浓缩后的溢流水优选作为生产过程中的返回水进行存放，如进入回水池进行储存；所述浓缩后的底流浓度(铜钼混合精矿浓缩后的浓度)优选为45～50％，更优选为46～48％，使铜钼混合精矿中残留的大部分药剂得以脱除。

[0054] 在本发明中，所述铜钼混合精矿浓缩后的溢流水、尾矿浓缩后的溢流水、尾矿压滤后的滤水优选作为生产过程中的返回水进行存放，进入回水池。

[0055] 在本发明中，所述调浆优选在搅拌桶中进行，将此搅拌桶记为第一搅拌桶；优选通过管道将浓缩后的铜钼混合精矿输送至搅拌桶中进行调浆。

[0056] 在本发明中，所述调浆过程中的水优选来源于曝气水，所述曝气水为铜钼分离作业过程中的回水在自然光的照射下，通过太阳光的紫外线、自然氧分解等方式处理后的生产回水，即铜钼分离作业过程产生的溢流水、压滤水进入曝气池，经过5～6天的曝气，使COD极大降低，同时大量铜抑制剂硫氢化钠分解，降低铜钼分离作业回水中的残留药剂对铜钼分离作业的不良影响，即采用曝气水池中的水作为调浆水；所述调浆的浓度优选为40～42％，更优选为41％。

[0057] 在本发明中，所述调浆后、铜钼分离作业前优选还包括：

[0058] 将调浆后的矿浆进行电位调节。

[0059] 在本发明中，所述电位调节优选采用抑制剂。

[0060] 在本发明中，所述抑制剂优选包括：

[0061] 硫氢化钠和巯基乙酸钠。

[0062] 在本发明中，所述硫氢化钠和巯基乙酸钠的质量比优选为(5～12)：1，更优选为(6～10)：1，更优选为7：1；所述抑制剂中硫氢化钠与巯基乙酸钠质量比在7：1，能满足多数矿样变化，又节约抑制剂用量。

[0063] 在本发明中，所述电位调节优选为‑400～‑450mv，更优选为‑410～‑440mv，最优选为‑420～‑430mv。

[0064] 在本发明中，所述电位调节优选在搅拌桶中进行，将此搅拌桶记为第二搅拌桶。

[0065] 在本发明中，所述调浆后、铜钼分离作业之前优选还包括：

[0066] 向调浆后的矿浆中加入抑制剂、分散剂和捕收剂。

[0067] 在本发明中，所述加入抑制剂、分散剂和捕收剂优选在第二搅拌桶中进行。

[0068] 在本发明中，所述抑制剂与上述技术方案所述抑制剂一致；所述抑制剂的加入量优选为2500～3500g/t干矿，更优选为2800～3200g/t干矿，最优选为3000g/t干矿。

[0069] 在本发明中，所述分散剂优选为水玻璃；所述分散剂的加入量优选为1500～2000g/t干矿，更优选为1600～1900g/t干矿，最优选为1800g/t干矿。

[0070] 在本发明中，所述捕收剂优选为煤油；所述捕收剂的加入量优选为70～90g/t干矿，更优选为75～85g/t干矿，最优选为80g/t干矿。

[0071] 在本发明中，所述捕收剂优选经过雾化后加入，雾化加入可使药剂充分分散，具有提高药剂作用效果、加快浮选速度、减少药剂消耗量、提高浮选指标等优点，可改善矿浆调浆效果提高矿物浮选效果；所述雾化过程中压缩空气(0.06～0.10MPa)经管路进入高压气流引射雾化器的雾化腔体中，再经雾化喷嘴高速喷出，此时喷射室内形成负压，并产生抽吸作用；加药管路中的药剂被快速吸进喷射室，并在压缩空气体积迅速膨胀形成的冲击和高速射流冲击的双重作用下雾化，雾状药滴经雾化扩散器弥散在混合装置箱体内，运动过程中与箱内的矿浆接触，混合雾化可理解为喷雾形式，将液体已极小分散状态与矿浆接触。

[0072] 在本发明中，所述铜钼分离作业优选包括：

[0073] 进行粗选、扫选和精选。

[0074] 在本发明中，所述粗选优选在粗选浮选机中进行，所述粗选的次数优选为一次。

[0075] 在本发明中，所述粗选后的泡沫进行精选；粗选后的底流进行扫选。

[0076] 在本发明中，所述扫选的次数优选为两次。

[0077] 在本发明中，所述扫选过程中扫一(第一次扫选)优选加入抑制剂、分散剂和捕收剂；所述抑制剂、分散剂和捕收剂与上述技术方案所述一致；所述抑制剂的加入量优选为1500～2500g/t干矿，更优选为1800～2200g/t干矿，最优选为2000g/t干矿；所述分散剂的加入量优选为600～800g/t干矿，更优选为650～750g/t干矿，最优选为700g/t干矿；所述捕收剂的加入量优选为35～45g/t干矿，更优选为38～42g/t干矿，最优选为40g/t干矿。

[0078] 在本发明中，所述扫一得到底流优选进入扫二(第二次扫选)流程；扫一得到的泡沫再次进行粗选，重新选别有用矿物，即返回第二搅拌桶中。

[0079] 在本发明中，所述扫选过程中扫二优选加入抑制剂、分散剂和捕收剂；所述抑制剂、分散剂和捕收剂与上述技术方案一致；所述抑制剂的加入量优选为800～1500g/t干矿，更优选为1000～1200g/t干矿，最优选为1100g/t干矿；所述分散剂的加入量优选为300～400g/t干矿，更优选为320～380g/t干矿，最优选为350g/t干矿；所述捕收剂的加入量优选为15～20g/t干矿，更优选为16～18g/t干矿，最优选为17g/t干矿。

[0080] 在本发明中，所述扫二得到的泡沫优选再次进行扫一流程，即通过泡沫泵输送至扫一给矿箱；所述扫二得到的底流优选依次进行浓缩和压滤，得到铜精矿；所述浓缩优选在浓密机中进行；所述压滤优选在压滤机中进行。

[0081] 在本发明中，所述精选的次数优选为八次。

[0082] 在本发明中，所述精选过程中精一(第一次精选)优选加入抑制剂和分散剂；所述抑制剂和分散剂与上述技术方案一致；所述抑制剂的加入量优选为1500～2500g/t干矿，更优选为1800～2200g/t干矿，最优选为2000g/t干矿；所述分散剂的加入量优选为500～700g/t干矿，更优选为550～650g/t干矿，最优选为600g/t干矿。

[0083] 在本发明中，所述精一得到的泡沫优选进入精二(第二次精选)流程，即进入精二浮选机；精一得到的底流优选再次进行粗选重新选别有用矿物，即返回第二搅拌桶中。

[0084] 在本发明中，所述扫选过程中扫二的泡沫和精选过程中精一的底流优选采用泵输送返流模式进入第二搅拌桶，与调浆后的铜钼混合精矿混合进入粗选。

[0085] 在本发明中，所述精选过程中精二优选加入抑制剂和分散剂；所述抑制剂和分散剂与上述技术方案一致；所述抑制剂的加入量优选为800～1500g/t干矿，更优选为1000～1200g/t干矿，最优选为1100g/t干矿；所述分散剂的加入量优选为200～300g/t干矿，更优选为230～270g/t干矿，最优选为250g/t干矿。

[0086] 在本发明中，所述精二得到的泡沫优选进行精三流程(第三次精选)，即进入精三浮选机；精二得到的底流优选再次进行精一流程，即返回精一浮选机。

[0087] 在本发明中，所述精选过程中精三(第三次精选)优选加入抑制剂和分散剂；所述抑制剂和分散剂与上述技术方案一致；所述抑制剂的加入量优选为400～800g/t干矿，更优选为500～700g/t干矿，最优选为600g/t干矿；所述分散剂的加入量优选为100～150g/t干矿，更优选为110～140g/t干矿，最优选为120～130g/t干矿。

[0088] 在本发明中，所述铜钼作业分离过程中的回水优选进行曝气，得到曝气水；所述曝气的时间优选为5～6天；所述曝气水与上述技术方案一致；所述曝气水优选用于调浆以及铜钼分离作业过程中的泡沫冲洗水。

[0089] 在本发明中，所述铜钼分离作业过程中的粗选、扫选、精一、精二和精三过程中的泡沫冲洗水优选采用曝气水，即曝气池的回水，所述曝气水与上述技术方案所述一致，在此不再赘述。

[0090] 在本发明中，所述精三得到的泡沫优选经过擦洗后进行精四的浮选作业；所述擦洗优选为塔磨机擦洗；所述擦洗的时间优选为3～5min，更优选为4min；优选为精三得到的泡沫自流进入泡沫桶，然后通过泡沫泵输送至塔磨机，塔磨机内有一定不同直径的钢球，矿浆通过时，塔磨机转动，会带动钢球擦洗矿浆中矿物颗粒。

[0091] 在本发明中，所述精三得到的泡沫优选进入塔磨机进行擦洗，擦洗后的矿浆进入精四(第四次精选)流程，即进入精四浮选机给矿箱。

[0092] 在本发明中，所述精选过程中精四(第四次精选)优选加入抑制剂、分散剂、黄铁矿抑制剂和捕收剂；所述抑制剂、分散剂和捕收剂与上述技术方案一致；所述黄铁矿抑制剂优选为AT12(主要成分为乙二烯三胺(EDTA))；所述抑制剂的加入量优选为200～500g/t干矿，更优选为300～400g/t干矿，最优选为350g/t干矿；所述分散剂的加入量优选为100～150g/t干矿，更优选为110～140g/t干矿，最优选为120～130g/t干矿；所述黄铁矿抑制剂的加入量优选为10～20g/t干矿，更优选为13～17g/t干矿，最优选为15g/t干矿；所述捕收剂的加入量优选为10～15g/t干矿，更优选为11～14g/t干矿，最优选为12g/t干矿。

[0093] 在本发明中，所述精四得到的泡沫优选进行精五(第五次精选)流程，即进入精五浮选机，精四得到的底流优选再次进行精三流程，即通过泡沫泵输送至精三给矿箱。

[0094] 在本发明中，所述精选过程中精五(第五次精选)优选加入抑制剂和捕收剂；所述抑制剂和捕收剂与上述技术方案一致；所述抑制剂的加入量优选为100～300g/t干矿，更优选为150～250g/t干矿，最优选为200g/t干矿；所述捕收剂的加入量优选为5～8g/t干矿，更优选为6～7g/t干矿。

[0095] 在本发明中，所述精五得到的泡沫优选进行精六(第六次精选)流程，即进入精六浮选机，精五得到的底流优选再次进行精四流程，即进入精四浮选机。

[0096] 在本发明中，所述精选过程中精六(第六次精选)优选加入抑制剂；所述抑制剂与上述技术方案一致；所述抑制剂的加入量优选为100～200g/t干矿，更优选为130～170g/t干矿，最优选为150g/t干矿。

[0097] 在本发明中，所述精六得到的泡沫优选进行精七(第七次精选)流程，即进入精七浮选机，精六得到的底流优选再次进行精五流程，即进入精五浮选机。

[0098] 在本发明中，所述精选过程中精七(第七次精选)优选加入抑制剂；所述抑制剂的加入量优选为50～100g/t干矿，更优选为70～90g/t干矿，最优选为80g/t干矿。

[0099] 在本发明中，所述精七得到的泡沫优选进行精八(第八次精选)流程，即进入精八浮选机，精七得到的底流优选再次进行精六流程，即进入精六浮选机。

[0100] 在本发明中，所述精选过程中精八(第八次精选)优选加入抑制剂；所述抑制剂与上述技术方案所述抑制剂一致；所述抑制剂的加入量优选为50～100g/t干矿，更优选为70～90g/t干矿，最优选为80g/t干矿。

[0101] 在本发明中，所述精八得到的泡沫优选进行浓缩和压滤，得到钼精矿；所述浓缩优选在浓密机中进行，所述压滤优选在压滤机中进行；精八得到的底流优选再次进行精七流程，即进入精七浮选机。

[0102] 在本发明中，所述精四、精五、精六、精七和精八过程中的泡沫冲洗水优选采用清水进行冲洗。

[0103] 在本发明中，所述抑制剂的总加入量优选为8000～13400g/t干矿，更优选为9000～13000g/t干矿，最优选为10000～12000g/t干矿，所述抑制剂加入量单位的含义为每吨干矿所需的抑制剂。

[0104] 在本发明的实施例中，所述铜钼分离浮选(铜钼分离作业)流程如图2所示，包括：

[0105] 铜钼混合精矿经浓密机浓缩后输送致搅拌桶一进行调浆，并于搅拌桶二调节电位，自流进入铜钼分离作业，铜钼分离作业经过一次粗选、两次扫选、八次精选作业分离铜钼混合精矿，精三的泡沫通过塔磨机擦洗，最终产出钼精矿和铜精矿。

[0106] 在本发明中，钼精矿(精八泡沫)和铜精矿(扫二底流)浓缩后的溢流水、钼精矿(精八泡沫)和铜精矿(扫二底流)压滤后的滤水优选进行曝气，即进入曝气水池，曝气5～6天后，得到曝气水；所述曝气水进入铜钼分离作业系统用于调浆、冲洗泡沫，多余的回水优选通过尾矿管道进入尾矿压滤后进入铜钼混合浮选的回水池，作为铜钼混合浮选的储水。

[0107] 在本发明中，所述曝气水优选通过尾矿吸附后用于铜钼混合浮选。

[0108] 在本发明中，优选2/3所述曝气水返回铜钼分离作业，用于矿浆调浆和浮选作业(粗选、扫选和精选)的泡沫冲洗水；1/3所述曝气水经尾矿管进入尾矿压滤机，一部分回水进入尾矿库留存或蒸发，一部分回水经压滤中的尾矿吸附作用后，进入铜钼混合浮选回水池，此时回水中残留药剂非常少，对铜钼混合浮选作业基本没了影响。

[0109] 在本发明的实施例中，铜钼分离过程中的水利用示意图如图3所示，包括：

[0110] 清水池(清水)，来源为未经生产药剂等元素污染的水储备池，利用主要去向为铜钼混合浮选和铜钼分离精四～精八分离浮选的泡沫冲洗水。

[0111] 回水池(回水)，来源为铜钼混合浮选过程中铜钼混合精矿浓密机的溢流水、尾矿浓密机溢流水、尾矿压滤水，利用去向主要为铜钼混合浮选作业用水。

[0112] 曝气水池(曝气水)，来源为铜钼分离浮选过程中铜精矿浓密机溢流水、钼精矿浓密机溢流水、铜精矿压滤水、钼精矿压滤水，利用去向主要为铜钼分离浮选作业矿浆的调浆、铜钼分粗选的泡沫冲洗水、铜钼分离扫一的泡沫冲洗水、铜钼分离扫二的泡沫冲洗水、铜钼分离精一～精三的泡沫冲洗水，以上用水量占曝气水总水量约2/3；曝气水总水量的1/3通过尾矿管道进入尾矿压滤机，与尾矿回水混合后进入回水池。

[0113] 本发明采用铜钼分离作业回水曝气、尾矿水稀释、尾矿吸附等手段解决铜钼分离作业回水问题；铜钼分离作业产出的钼精矿、铜精矿进入浓密机浓缩，浓缩后的钼精矿、铜精矿通过压滤机产出合格精矿，其过程产生的溢流水、压滤水进入曝气池，经过5～6天的曝气，回水中的COD极大降低，同时大量铜抑制剂硫氢化钠分解；经过曝气的回水用于铜钼分离作业的矿浆调浆和粗扫选作业的冲洗水，剩下少量多余回水经尾矿管进入尾矿压滤机，一部分回水随尾矿进入尾矿库，一部分回水通过尾矿压滤机滤水进入混合浮选回水池，但进入回水池的曝气水又经过尾矿吸附作用，残留药剂已经非常少了，对铜钼混合浮选作业基本没有影响。本发明采用硫氢化钠和巯基乙酸钠联合用药，极大降低硫氢化钠用量。本发明中铜钼混合作业产出的铜钼混合精矿经浓密机浓缩，输送浓度为45％～48％，一是通过浓缩进行初步脱药；二是高浓度矿浆输送到铜钼分离作业前搅拌桶一进行调浆，能更好的稳定矿浆浓度，保持铜钼分离作业生产稳定。本发明在铜钼分离作业前设置搅拌桶二，采用硫氢化钠调节矿浆电位，使铜钼分离作业在合理的矿浆电位区间，同时通过硫氢化钠脱药，减少矿浆中残留的铜钼混合作业残留的药剂。本发明中，铜钼分离作业中捕收剂煤油进行雾化，采用烃油类捕收剂煤油雾化后可以提高分散性，煤油雾化后，会被预先分散成微细粒子，加快其在矿浆中的扩散速度，增大了与细粒级钼的碰撞几率，提高选择性，对于细粒级钼的捕收，雾化后的煤油，其捕收效果要优于未经雾化的煤油；同时，铜钼混合精矿因含大量微细粒脉石，铜钼分离作业泡沫粘度较高，导致生产作业容易紊乱，雾化的煤油能起到很好的消泡作用，降低泡沫粘度，提升泡沫流动性，稳定生产流程。本发明中铜钼分离作业塔磨机擦洗后精选作业(即铜钼分离精四及之后精选作业)泡沫冲洗水用量较低，采用清水作为泡沫冲洗水，同时能在塔磨机擦洗后精选作业补加少量清水，能很好除杂并提高钼精矿质量。本发明中铜钼分离精三的泡沫通过搅拌磨擦洗，由于大量的铜矿物单体已在前段作业中抛出，磨矿量将大大减小，可以显著提高钼矿物与铜矿物的单体解离度，并很好的擦洗钼矿物上粘附的顽固药剂及其他杂质，从而获得较好的铜钼分离效果。本发明在铜钼分离作业前设置搅拌桶二，扫一泡沫和精一底流返回第二搅拌桶，区别于常规流程直接返回粗选给矿箱，一是稳定粗选矿浆液面，尽量降低不稳定返回量对粗选矿浆液面的影响，二是在搅拌桶二中添加抑制剂、捕收剂、分散剂，这些药剂能更好的与所有进入粗选作业的矿浆实现充分混合，使粗选作业矿浆矿化更为充分，提高铜钼分离作业指标。本发明的原矿中含少量黄铁矿，在铜钼分离精四过程中增加黄铁矿有机抑制剂AT12，能够进一步除易浮黄铁矿，提高钼精矿质量。

[0114] 以下实施例用于说明本发明，但不用来限制发明的范围。实施例中未注明具体技术或条件者，按照本领域内的文献所描述的技术或条件，或者按照产品说明书进行；所用试剂或仪器未注明生产厂商者，均为可通过正规渠道商购买得到的常规产品。

[0115] 实施例1

[0116] 铜钼矿为西藏某斑岩型铜钼矿，矿石中含有的金属硫化物主要为斑铜矿、黄铜矿、辉铜矿、黄铁矿、辉钼矿；脉石矿物主要为石榴石、绿帘石、蔷薇辉石、硅灰石、透辉石、方解石、斜长石、石英等；铜钼矿铜品位0.95％，钼品位0.032％。

[0117] 铜钼矿经过铜钼混合浮选(一次粗选、两次扫选和三次精选)后，得到铜钼混合精矿；铜钼混合精矿中铜品位19.65％，钼品位0.42％；铜钼混合精矿产率经计算为4.49％。

[0118] 铜钼混合精矿进入浓密机浓缩，浓缩浓度49％，通过泵输送至铜钼分离浮选前的搅拌桶一，采用曝气水池的水进行调浆，调浆后的矿浆浓度41.5％。

[0119] 曝气水池的水来源铜钼分离钼精矿浓密机溢流水、铜精矿溢流水、钼精矿压滤水、铜精矿压滤水，经过5～6曝气后，才可使用；曝气水池的水约2/3的量用于铜钼分离作业；约1/3的量通过尾矿管道进入尾矿压滤机，该部分水通过尾矿水稀释、压滤尾矿吸附等途径，和尾矿压滤水一起输送至铜钼混合浮选回水池，用于铜钼混合浮选作业。

[0120] 调浆后矿浆自流进入搅拌桶二，添加铜钼分离抑制剂3200g/t干矿，调节矿浆电位‑435mV，添加分散剂水玻璃1900g/t干矿，添加捕收剂煤油85g/t干矿。

[0121] 铜钼分离抑制剂为硫氢化钠和巯基乙酸钠联合药剂，硫氢化钠和巯基乙酸钠的质量比为7:1(以下流程中使用的抑制剂与此相同)；捕收剂煤油通过雾化方式给药(以下流程中给药方式相同)。

[0122] 粗选：搅拌桶二内的矿浆自流进入粗选，粗选泡沫自流进入精一，底流自流进入扫一。

[0123] 扫一：添加铜钼分离抑制剂2200g/t干矿，添加分散剂水玻璃700g/t干矿，添加捕收剂煤油40g/t干矿；扫一泡沫通过泡沫泵输送至搅拌桶二，底流自流进入扫二。

[0124] 扫二：添加铜钼分离抑制剂1200g/t干矿，添加分散剂水玻璃350g/t干矿，添加捕收剂煤油18g/t干矿；扫二泡沫通过泡沫泵输送至扫一给矿箱，扫二底流自流入铜精矿浓密机，再经过压滤机压滤产出铜精矿。

[0125] 精一：添加铜钼分离抑制剂2000g/t干矿，添加分散剂水玻璃600g/t干矿；精一泡沫自流进入精二浮选机，精一底流通过泡沫泵输送至搅拌桶二。

[0126] 精二：添加铜钼分离抑制剂1000g/t干矿，添加分散剂水玻璃245g/t干矿；精二泡沫自流进入精三浮选机，精二底流自流进入精一浮选机。

[0127] 精三：添加铜钼分离抑制剂700g/t干矿，添加分散剂水玻璃140g/t干矿；精三泡沫通过泡沫泵输送至塔磨机，精三底流自流进入精二浮选机。

[0128] 精三泡沫进入塔磨机后，擦洗时间5min，擦洗后自流进入精四浮选机给矿箱。

[0129] 铜钼分离作业过程中的粗选、扫一、扫二、精一、精二、精三泡沫冲洗水采用曝气水池的回水。

[0130] 精四：添加铜钼分离抑制剂400g/t干矿，添加分散剂水玻璃130g/t干矿，添加黄铁矿抑制剂(AT12)18g/t干矿，添加捕收剂煤油14g/t干矿；精四泡沫自流进入精五浮选机，精四底流通过泡沫泵输送至精三给矿箱。

[0131] 精五：添加铜钼分离抑制剂280g/t干矿，添加捕收剂8g/t干矿；精五泡沫自流进入精六浮选机，精五底流自流进入精四浮选机。

[0132] 精六：添加铜钼分离抑制剂180g/t干矿；精六泡沫自流进入精七浮选机，精六底流自流进入精五浮选机。

[0133] 精七：添加铜钼分离抑制剂90g/t干矿；精七泡沫自流进入精八浮选机，精七底流自流进入精六浮选机。

[0134] 精八：添加铜钼分离抑制剂90g/t干矿；精八底流自流进入精七浮选机，精八泡沫自流进入钼精矿浓密机，在经过钼精矿压滤机，产出合格钼精矿。

[0135] 铜钼分离作业过程中的精四、精五、精六、精七、精八泡沫冲洗水采用清水。

[0136] 本发明实施例1中铜钼分离作业产出的钼精矿中钼品位45.82％、铜品位3.77％；铜精矿中铜品位19.77％，钼品位0.08％；铜钼分离作业产出钼精矿，钼回收率81.82％；产出铜精矿，铜回收率99.86％。

[0137] 实施例2

[0138] 西藏某斑岩型铜钼矿，矿石中含金属硫化物主要为斑铜矿、黄铜矿、辉铜矿、黄铁矿、辉钼矿，脉石矿物主要为石榴石、绿帘石、蔷薇辉石、硅灰石、透辉石、方解石、斜长石、石英等；铜钼矿铜品位0.75％，钼品位0.026％。

[0139] 铜钼矿经过铜钼混合浮选(一次粗选、两次扫选和三次精选)后，得到铜钼混合精矿；铜钼混合精矿中铜品位18.12％，钼品位0.37％；铜钼混合精矿产率经计算为3.77％。

[0140] 铜钼混合精矿进入浓密机浓缩，浓缩浓度48％，通过泵输送至铜钼分离浮选前的搅拌桶一，采用曝气水池的水进行调浆，调浆后的矿浆浓度41％。

[0141] 曝气水池的水来源铜钼分离钼精矿浓密机溢流水、铜精矿溢流水、钼精矿压滤水、铜精矿压滤水，经过5～6曝气后，才可使用；曝气水池的水约2/3的量用于铜钼分离作业；约1/3的量通过尾矿管道进入尾矿压滤机，该部分水通过尾矿水稀释、压滤尾矿吸附等途径，和尾矿压滤水一起输送至铜钼混合浮选回水池，用于铜钼混合浮选作业。

[0142] 调浆后矿浆自流进入搅拌桶二，添加铜钼分离抑制剂3000g/t干矿，调节矿浆电位‑425mV，添加分散剂水玻璃1800g/t干矿，添加捕收剂煤油80g/t干矿。

[0143] 铜钼分离抑制剂为硫氢化钠和巯基乙酸钠联合药剂，硫氢化钠和巯基乙酸钠的质量比为7:1(以下流程中使用的抑制剂与此相同)；捕收剂煤油通过雾化方式给药。

[0144] 粗选：搅拌桶二内的矿浆自流进入粗选，粗选泡沫自流进入精一，底流自流进入扫一。

[0145] 扫一：添加铜钼分离抑制剂2000g/t干矿，添加分散剂水玻璃680g/t干矿，添加捕收剂煤油38g/t干矿；扫一泡沫通过泡沫泵输送至搅拌桶二，底流自流进入扫二。

[0146] 扫二：添加铜钼分离抑制剂1100g/t干矿，添加分散剂水玻璃340g/t干矿，添加捕收剂煤油17g/t干矿；扫二泡沫通过泡沫泵输送至扫一给矿箱，扫二底流自流入铜精矿浓密机，再经过压滤机压滤产出铜精矿。

[0147] 精一：添加铜钼分离抑制剂2500g/t干矿，添加分散剂水玻璃650g/t干矿；精一泡沫自流进入精二浮选机，精一底流通过泡沫泵输送至搅拌桶二。

[0148] 精二：添加铜钼分离抑制剂1100g/t干矿，添加分散剂水玻璃250g/t干矿；精二泡沫自流进入精三浮选机，精二底流自流进入精一浮选机。

[0149] 精三：添加铜钼分离抑制剂600g/t干矿，添加分散剂水玻璃130g/t干矿；精三泡沫通过泡沫泵输送至塔磨机，精三底流自流进入精二浮选机。

[0150] 精三泡沫进入塔磨机后，擦洗时间5.3min，擦洗后自流进入精四浮选机给矿箱。

[0151] 铜钼分离作业过程中的粗选、扫一、扫二、精一、精二、精三泡沫冲洗水采用曝气水池的回水。

[0152] 精四：添加铜钼分离抑制剂350g/t干矿，添加分散剂水玻璃125g/t干矿，添加黄铁矿抑制剂(AT12)15g/t干矿，添加捕收剂煤油12g/t干矿；精四泡沫自流进入精五浮选机，精四底流通过泡沫泵输送至精三给矿箱。

[0153] 精五：添加铜钼分离抑制剂200g/t干矿，添加捕收剂7g/t干矿；精五泡沫自流进入精六浮选机，精五底流自流进入精四浮选机。

[0154] 精六：添加铜钼分离抑制剂140g/t干矿；精六泡沫自流进入精七浮选机，精六底流自流进入精五浮选机。

[0155] 精七：添加铜钼分离抑制剂80g/t干矿；精七泡沫自流进入精八浮选机，精七底流自流进入精六浮选机。

[0156] 精八：添加铜钼分离抑制剂80g/t干矿；精八底流自流进入精七浮选机，精八泡沫自流进入钼精矿浓密机，在经过钼精矿压滤机，产出合格钼精矿。

[0157] 铜钼分离作业过程中的精四、精五、精六、精七、精八泡沫冲洗水采用清水。

[0158] 本发明实施例2中铜钼分离作业产出钼精矿中钼品位45.15％、铜品位1.56％；铜精矿中铜品位18.23％，钼品位0.07％；铜钼分离作业产出钼精矿，钼回收率80.54％；产出铜精矿，铜回收率99.94％。

[0159] 比较例1

[0160] 西藏某斑岩型铜钼矿，矿石中含金属硫化物主要为斑铜矿、黄铜矿、辉铜矿、黄铁矿、辉钼矿，脉石矿物主要为石榴石、绿帘石、蔷薇辉石、硅灰石、透辉石、方解石、斜长石、石英等。铜钼矿铜品位0.85％，钼品位0.028％。

[0161] 按照图4中的流程进行铜钼分离：

[0162] 铜钼矿经过铜钼混合浮选后，得到铜钼混合浮选精矿；铜钼混合精矿中铜品位18.61％，钼品位0.39％；铜钼混合精矿产率经计算为4.05％。

[0163] 铜钼混合浮选精矿矿浆直接进入除泥脱硫作业，除泥脱硫作业包括一次除泥脱硫粗选作业、一次除泥脱硫扫选作业和一次除泥脱硫精选作业，铜钼混合浮选精矿经除泥脱硫粗选作业后，得到的尾矿进入除泥脱硫扫选作业，得到的混合粗精矿进入除泥脱硫精选作业，除泥脱硫精选作业后得到的混合精矿进入铜钼分离浮选作业，除泥脱硫扫选作业后的中矿与除泥脱硫精选作业后的尾矿返回除泥脱硫粗选作业，除泥脱硫扫选作业后的尾矿返回铜钼混合浮选作业中的混浮扫选作业。

[0164] 除泥脱硫粗选作业中加入水玻璃、石灰、煤油，水玻璃的加入量为1600g/t干矿，石灰的加入量为160g/t干矿，煤油的加入量为24g/t干矿。除泥脱硫扫选作业和除泥脱硫精选作业中均加入水玻璃、石灰和煤油，水玻璃的加入量均为800g/t干矿，石灰的加入量均为80g/t干矿，煤油的加入量均为16g/t干矿。除泥脱硫作业中，除泥脱硫粗选作业中矿浆浓度为22％，除泥脱硫扫选作业中矿浆浓度为20％，除泥脱硫精选作业中矿浆浓度为16％。

[0165] 铜钼分离浮选作业经过一次粗选、八次精选、二次扫选；粗选添加硫氢化钠10000g/t干矿，水玻璃2000g/t干矿；扫一添加硫氢化钠4000g/t干矿，煤油50g/t干矿；扫二添加硫氢化钠2000g/t干矿，煤油25g/t干矿；精一添加硫氢化钠3000g/t干矿，水玻璃1000g/t干矿；精二添加硫氢化钠2000g/t干矿；精三添加硫氢化钠2000g/t干矿；精四添加硫氢化钠2000g/t干矿；精四浮选精矿经过塔磨机擦洗后再进入精五；精五添加硫氢化钠1500g/t干矿；精六添加硫氢化钠
1000g/t干矿，水玻璃500g/t干矿；精七添加硫氢化钠1000g/t干矿，水玻璃200g/t干矿；精八添加硫氢化钠1000g/t干矿，水玻璃100g/t干矿。

[0166] 铜钼分离作业过程中的泡沫冲洗水均直接采用铜钼分离浮选作业回水，铜钼分离作业回水无法消耗的水返回铜钼混合作业回水池，与铜钼混合浮选作业回水直接混合，并用于铜钼混合浮选作业。

[0167] 本发明比较例1中铜钼分离作业产出钼精矿中钼品位45.21％、铜品位2.54％；铜精矿中铜品位18.72％，钼品位0.08％；铜钼分离作业产出钼精矿，钼回收率78.83％；产出铜精矿，铜回收率99.91％。

[0168] 性能检测

[0169] 将用本发明实施例1～2分离浮选选出的钼精矿与铜精矿的参数与比较例1分离浮选出的钼精矿与铜精矿的参数做比较，具体结果见下表1：

[0170] 表1本发明实施例和比较例分离出的产品参数对比

[0171]

[0172] 从表1中可以看出，本发明实施例1～2分离浮选出的钼精矿中，钼的品位相近，铜的品位相近，但钼的回收率有提高4.03％～5.31％；本发明实施例的方法分离比较彻底，对铜钼分离作业段钼的回收率提高有明显优势。

[0173] 针对铜钼分离浮选作业连续生产中，上游铜钼混合浮选选出的铜钼混合精矿的参数，将本发明实施例1～2方法的与比较例1方法做比较，其中实施例1～2分离浮选生产中，铜精矿浓缩溢流水、钼精矿浓缩溢流水、铜精矿压滤滤水、钼精矿压滤滤水统一进入曝气水池曝气5～6天，回水中的COD极大降低，同时大量铜抑制剂硫氢化钠分解，降低铜钼分离作业回水中硫氢化钠对铜钼混合作业中铜的抑制作用，另外，多余的曝气水池的水通过尾矿管道进入尾矿压滤机，该部分水通过尾矿水稀释、压滤尾矿吸附等途径处理后，绝大部分硫氢化钠或被分解、或流失、或被吸附在尾矿中，剩余量极低的硫氢化钠进入铜钼混合浮选作业，对铜钼混合浮选作业中铜的抑制作用基本可以忽略；比较例1分离浮选生产中，产出的分离回水中剩余分离回水未经任何脱药等方式处理，直接进入铜钼混合浮选作业，分离回水中残留的大量硫氢化钠对铜钼混合浮选作业中铜的浮选产生较强的抑制作用，具体结果如表2所示：

[0174] 表2上游铜钼混合浮选选出的铜钼混合精矿产品参数

[0175]

[0176] 从表2中可以看出，本发明实施例1～2分离浮选上游铜钼混合浮选选出的铜钼混合精矿产品中，铜的品位、钼的品位、钼的回收率变化不大，但铜的回收率高于比较例1分离浮选上游铜钼混合浮选选出的铜钼混合精矿产品中铜的回收率。

[0177] 将本发明实施例1～2分离浮选添加药剂总用量与比较例1分离浮选添加药剂总用量做比较，比较两种分离浮选方法，其中煤油、石灰、AT12药剂用量相对较低，不做对比，具体结果见如表3所示：

[0178] 表3比较例和实施例分离浮选添加药剂总用量

[0179]

[0180] 从表3可以看出，本发明实施例1～2分离浮选添加硫氢化钠、水玻璃等药剂总用量较低，比较例1添加硫氢化钠药剂总用量约为实施例1或实施例2添加硫氢化钠药剂总用量3倍；考虑实施例1～2分离浮选添加新增药剂巯基乙酸钠，比较例1添加抑制剂药剂总用量约为实施例1或实施例2添加抑制剂药剂总用量2.6倍；本发明实施例1～2分离浮选方法在降低药剂添加量的同时，得到更佳的铜钼分离浮选效果。

[0181] 本发明采用回水曝气、尾矿水稀释、尾矿吸附等手段解决铜钼分离作业回水问题；采用硫氢化钠和巯基乙酸钠联合用药，极大降低硫氢化钠用量；在铜钼分离作业前设置搅拌桶，采用硫氢化钠调节矿浆电位，通过硫氢化钠脱药，减少矿浆中残留的铜钼混合作业残留的药剂；铜钼混合作业产出的铜钼混合精矿经浓密机浓缩，一是通过浓缩进行初步脱药；
二是调浆；铜钼分离作业中采用捕收剂煤油雾化，加快煤油在矿浆中的扩散速度，增大了与细粒级钼的碰撞几率，提高选择性；雾化的煤油能起到很好的消泡作用，降低泡沫粘度，提升泡沫流动性，稳定生产流程；采用清水作为后段精选中泡沫冲洗水，在后段精选时补加少量清水，能很好除杂并提高钼精矿质量；铜钼分离精三泡沫通过塔磨机擦洗，显著提高钼矿物与铜矿物的单体解离度，并很好的擦洗钼矿物上粘附的顽固药剂及其他杂质，从而获得较好的铜钼分离结果；扫一泡沫和精三底流返回搅拌桶二，一是稳定粗选矿浆液面，二是使药剂能更好的与所有进入粗选作业的矿浆充分混合，使粗选作业矿物矿化更为充分，提高浮选作业指标；原矿中含少量黄铁矿，在铜钼分离精选增加黄铁矿有机抑制剂AT12，进一步除易浮黄铁矿，提高钼精矿质量。

[0182] 虽然已参考本发明的特定实施例描述并说明本发明，但是这些描述和说明并不限制本发明。所属领域的技术人员可清晰地理解，在不脱离如由所附权利要求书定义的本发明的真实精神和范围的情况下，可进行各种改变，以使特定情形、材料、物质组成、物质、方法或过程适宜于本申请的目标、精神和范围。所有此类修改都意图在此所附权利要求书的范围内。虽然已参考按特定次序执行的特定操作描述本文中所公开的方法，但应理解，可在不脱离本发明的教示的情况下组合、细分或重新排序这些操作以形成等效方法。因此，除非本文中特别指示，否则操作的次序和分组并非本申请的限制。