CN102631994A - 难选低品位铜钼矿的柱机联合分选分离方法 - Google Patents

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翟东民
张锦林
汤作锟
胡保栓
江世强
曹亦俊
马子龙
郭海宁
孙运礼
占学登
赵福阳
李治科
赵革银
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Abstract

本发明涉及一种难选低品位铜钼矿的柱机联合分选分离方法,该难选低品位铜钼矿针对的是我国伴生钼的矽卡岩型铜矿。该方法的流程为:两次闭路磨矿—混合浮选,采用一次粗选、一次扫选、一次精选—混合精矿再磨—抑铜浮钼分离,采用粗选、一次扫选、精选Ⅰ、精选Ⅱ、精选Ⅲ三次精选;整个过程中,采用浮选柱和浮选机联合作业。本发明可取得较高的精矿产品,提高选矿回收率的效果好且流程简单、成本较低。

Description

难选低品位铜钼矿的柱机联合分选分离方法
技术领域
本发明涉及选矿生产技术领域,具体涉及铜钼分选及铜钼分离技术领域,尤其针对我国伴生钼的矽卡岩型铜矿的一种柱机联合铜钼分选及铜钼分离方法。
背景技术
新疆富蕴县索尔库都克铜矿是我国典型伴生钼的矽卡岩型铜矿,矿石自然类型以稀疏浸染状的黄铜矿为多,其次为稀疏浸染状含辉钼矿的黄铜矿矿石。矿石大部分为不含钼的和含钼很低的浸染型贫矿,由于矿床具有原矿品位低、嵌布粒度细等特点,并且辉钼矿具有层状结构,具有良好的天然可浮性,常与黄铜矿、黄铁矿密切共生,铜钼分离极为困难。
铜钼矿的浮选方法一般有优先浮选、部分混合浮选和混合浮选-再分离三种方案,由于优先浮选最大的缺点是铜矿物(抑铜浮钼)或钼矿物(抑钼浮铜)被抑制后,几乎不能重新活化,而且流程较为复杂、工艺成本较高;部分混合浮选主要针对原矿含钼品位较高时而采用的浮选方法,其工艺方案的特点可降低铜钼分离难度。鉴于该原矿钼品位很低的特点,且矿石大部分为不含钼的和含钼很低的浸染型贫矿。新疆富蕴县索尔库都克铜矿最初采用一次磨矿-铜钼混合浮选-浓缩-粗精矿再磨-铜钼混合精选-铜钼分离方案;其流程详见附图1。其中浮选铜钼混合的粗选、扫选作业采用BF-4浮选机28槽,精选作业采用BF-0.65浮选机9槽;铜钼分离粗选、扫选选用BF-0.65浮选机5槽,精选选用BF-0.25浮选机7台。具体的磨矿、浮选设备规格型号见表1。
表1 主体设备规格型号如下:
作业 型号 有效容积/m3 处理能力t/h 数量
一次磨矿 φ2700×4000溢流型球磨机 17.2 25.3 2台
再磨 φ1500×3000溢流型球磨机 5.3 2.3 1台
铜钼混合粗选 BF-4浮选机 4 45 12台
铜钼混合扫选一 BF-4浮选机 4 30 8台
铜钼混合扫选二 BF-4浮选机 4 30 8台
铜钼混合精选一 BF-0.65浮选机 0.65 3.9 6台
铜钼混合精选二 BF-0.65浮选机 0.65 1.95 3台
铜钼分离粗 BF-0.65浮选机 0.65 1.3 2台
铜钼混合扫选 BF-0.65浮选机 0.65 1.95 3台
铜钼分离精选 BF-0.25浮选机 0.25 1.75 7台
满足传统工艺系统的运行工艺和设备条件如表2:
表2 索尔库都克铜矿运行条件
Figure 599600DEST_PATH_IMAGE001
在传统工艺系统条件下,分选效果如表3
表3 索尔库都克铜矿运行指标
Figure 592964DEST_PATH_IMAGE002
 通过表3中结果,可知在原矿含铜0.53%、含钼0.038%的情况下,可取得含钼0.21%品位为20.34%的铜精矿,含铜2.23%品位为43.56%的钼精矿;铜的回收率可达90.26%,钼的回收率为43.03%;钼精矿品位低且含铜高,钼回收率低,药剂消耗较大,分选工艺复杂,流程长、电耗高,操作难度大;分选效率低,回收能力差,生产稳定性差,无法实现工业持续性生产;且各项指标难以设计要求;该设计指标为:钼精矿品位45%含铜小于0.6%,铜回收率91%,钼回收率60%。
发明内容
本发明提供一种难选低品位铜钼矿的柱机联合分选分离方法,该方法流程简单、成本较低、所获得的铜钼精矿品位高,回收率高。
为此,采用如下技术方案:
一种难选低品位铜钼矿的柱机联合分选分离方法,该方法的流程为:两次闭路磨矿—混合浮选,采用一次粗选、一次扫选、一次精选—混合精矿再磨—抑铜浮钼分离,采用粗选、一次扫选、精选Ⅰ、精选Ⅱ、精选Ⅲ三次精选;整个过程中,采用浮选柱和浮选机联合作业;具体步骤如下:
一、两次闭路磨矿:
①、将混合浮选前磨矿至-200目占70%-80%,磨矿过程中加入500-1000克/吨水玻璃;
②、磨矿过程中加入石灰800-1200克/吨,PH值控制到8-9;
二、混合浮选:在浮选柱中进行,操作工艺参数为:
①、混合浮选过程中混合浮选泡沫浓度为36%-40%;加入丁黄药200-300克/吨、10-15克/吨煤油做蒱收剂,加入2#油20-50克/吨做起泡剂;
②、混合精选泡沫浓度控制到20-25%直接进入再磨,磨矿至-325目占82%,进行铜钼分离;
三、抑铜浮钼:浮选柱和浮选机联合作业,操作工艺参数为:
①、铜钼分离粗选入选浓度控制在16%-20%,加入40-50克/吨煤油做蒱收剂、800-1000克/吨硫化钠和400-500克/吨T17做抑制剂、200-300克/吨水玻璃为调整剂;
②、精选Ⅰ、精选Ⅱ、精选Ⅲ及扫选各工序中加入适量硫化钠、T17、水玻璃作调整。
本发明完全解决了传统工艺流程长、能耗高、维修量大、操作难度大、生产稳定性差、药剂消耗高等的问题,而且所获得的铜钼精矿品位高,回收率高。具体数据见表4、表5、表6。
表4 本发明采用设备规格型号如下:
作业 型号 有效容积/m3 处理能力t/h 数量
一、二次磨矿 MQY4065 溢流型球磨机 75.2 137.5 2台
再磨 QZY2442溢流型球磨机 14 7.5 1台
铜钼混合粗选 FCSMC-4000×8000 85.5 150 2台
铜钼混合精选 FCSMC-3000×7000 42.0 15 2台
铜钼分离粗选 FSCMC2000×8000 21.0 15 1台
钼精选一 FSCMC1000×7000 4.7 1 1台
钼精选二 FSCMC800×7000 1.7 1 1台
钼精选三 FSCMC6000×6000 1.4 1 1台
铜钼混合扫选 BF-24浮选机 24 150 8台
铜钼分离扫选 BF-4浮选机 4 15 4台
本发明的运行工艺和设备条件如下表:
表5  本发明运行条件
Figure 160343DEST_PATH_IMAGE003
  本发明经过前期调试,稳定运行后取得的具有代表性的指标如表6。通过表6中结果,可知在原矿含铜0.57%、含钼0.043%的情况下,最终取得含钼0.16%品位为21.76%的铜精矿,含铜0.57%品位为53.4%的钼精矿;铜的回收率可达91.31%,钼的回收率为71.57%,经济技术指标较好。达到了设计指标的要求。
表6  本发明运行结果
Figure 897355DEST_PATH_IMAGE004
 附图说明
图1为现有工艺的流程图;
图2为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
参照图1,一种难选低品位铜钼矿的柱机联合分选分离方法,该方法的流程为:两次闭路磨矿—混合浮选,采用一次粗选、一次扫选、一次精选—混合精矿再磨—抑铜浮钼分离,采用粗选、一次扫选、精选Ⅰ、精选Ⅱ、精选Ⅲ三次精选;整个过程中,采用浮选柱和浮选机联合作业;具体步骤如下:
一、两次闭路磨矿:
①、将混合浮选前磨矿至-200目占70%、72%、74%、76%、78%或80%,磨矿过程中加入500、600、700、800、900或1000克/吨水玻璃;有效活化所述难选低品位铜钼矿及分散混合浮选过程中矿泥;其中磨矿溢流浓度为36%、38%或40%;
②、磨矿过程中加入石灰800、900、1000、1100或1200克/吨,PH值控制到8、8.5或9;
二、混合浮选:在浮选柱中进行,操作工艺参数为:
①、混合浮选过程中混合浮选泡沫浓度为36%、38%或40%;加入丁黄药200、240、270或300克/吨、10、12或15克/吨煤油做蒱收剂,加入2#油20、30、40或50克/吨做起泡剂;
②、混合精选泡沫浓度控制到20%、22%或25%直接进入再磨,磨矿至-325目占82%,进行铜钼分离;
三、抑铜浮钼:浮选柱和浮选机联合作业,操作工艺参数为:
①、铜钼分离粗选入选浓度控制在16%、18%或20%,加入40、45或50克/吨煤油做蒱收剂、800、850、900、950或1000克/吨硫化钠和400、450或500克/吨T17做抑制剂、200、250或300克/吨水玻璃为调整剂;
②、一次扫选及精选Ⅰ、精选Ⅱ、精选Ⅲ各工序中加入适量硫化钠、T17、水玻璃作调整;该一次扫选及精Ⅰ、精Ⅱ、精Ⅲ各工序中水玻璃用量分别为200克/吨、150克/吨、100克/吨、250克/吨,一次扫选及精Ⅰ、精Ⅱ工序中硫化钠用量分别为200克/吨、150克/吨、200克/吨,一次扫选及精Ⅰ、精Ⅱ、精Ⅲ各工序中T17用量分别为50克/吨、50克/吨、100克/吨、150克/吨。

Claims (7)

1.一种难选低品位铜钼矿的柱机联合分选分离方法,其特征在于:该方法的流程为:两次闭路磨矿—混合浮选,采用一次粗选、一次扫选、一次精选—混合精矿再磨—抑铜浮钼分离,采用粗选、一次扫选、精选Ⅰ、精选Ⅱ、精选Ⅲ三次精选;整个过程中,采用浮选柱和浮选机联合作业;具体步骤如下:
一、两次闭路磨矿:
①、将混合浮选前磨矿至-200目占70%-80%,磨矿过程中加入500-1000克/吨水玻璃;有效活化所述难选低品位铜钼矿及分散混合浮选过程中矿泥;
②、磨矿过程中加入石灰800-1200克/吨,PH值控制到8-9;
二、混合浮选:在浮选柱中进行,操作工艺参数为:
①、混合浮选过程中混合浮选泡沫浓度为36%-40%;加入丁黄药200-300克/吨、10-15克/吨煤油做蒱收剂,加入2#油20-50克/吨做起泡剂;
②、混合精选泡沫浓度控制到20-25%直接进入再磨,磨矿至-325目占82%,进行铜钼分离;
三、抑铜浮钼:浮选柱和浮选机联合作业,操作工艺参数为:
①、铜钼分离粗选入选浓度控制在16%-20%,加入40-50克/吨煤油做蒱收剂、800-1000克/吨硫化钠和400-500克/吨T17做抑制剂、200-300克/吨水玻璃为调整剂;
②、精选Ⅰ、精选Ⅱ、精选Ⅲ及扫选各工序中加入适量硫化钠、T17、水玻璃作调整。
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于:所述两次闭路磨矿流程中的混合浮选前磨矿细度-200目占72%, 水玻璃用量500克/吨,磨矿溢流浓度36%-40%。
3.根据权利要求1所述的方法,其特征在于:所述两次闭路磨矿流程中的石灰用量为1000克/吨,PH值控制到8.5。
4.根据权利要求1所述方法,其特征在于:所述混合浮选流程中,混合浮选泡沫浓度控制为38%;丁黄药用量240克/吨、煤油10克/吨, 2#油用量40克/吨。
5.根据权利要求1所述的方法,其特征在于:所述混合浮选流程中,混合精选泡沫浓度控制到25%。
6.根据权利要求1所述的方法,其特征在于:所述抑铜浮钼流程中铜钼分离粗选入选浓度控制为18%,煤油 40克/吨、硫化钠850克/吨、T17为450克/吨、水玻璃300克/吨。
7.根据权利要求1所述的方法,其特征在于:所述抑铜浮钼流程中一次扫选及精Ⅰ、精Ⅱ、精Ⅲ各工序中水玻璃用量分别为200克/吨、150克/吨、100克/吨、250克/吨,一次扫选及精Ⅰ、精Ⅱ工序中硫化钠用量分别为200克/吨、150克/吨、200克/吨,一次扫选及精Ⅰ、精Ⅱ、精Ⅲ各工序中T17用量分别为50克/吨、50克/吨、100克/吨、150克/吨。
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