CN109127118B - 一种微细粒钼精选尾矿超导分离-选择性絮凝浮选联合回收方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种微细粒钼精选尾矿超导分离‑选择性絮凝浮选联合回收方法。属于二次资源回收利用领域。对有用矿物嵌布粒度细的钼精选尾矿进行磨矿解离，然后加入分散剂进行进行搅拌调浆，调浆后通过立式超导磁选机进行超导磁选，从而分选得到含辉钼矿的非磁性产品和含黄铜矿的磁性产品，最后分别对含辉钼矿的非磁性产品和含黄铜矿的磁性产品进行浮选回收，最终获得钼精矿和铜精矿。提高了有价金属铜和钼的回收效率，相又简化了工艺流程，减少回收过程中的药剂使用量，同时也减少了使用药剂后的污染情况，提高了资源利用率。

Description

一种微细粒钼精选尾矿超导分离-选择性絮凝浮选联合回收 方法

技术领域

本发明涉及一种联合回收方法，尤其适用于二次资源回收利用领域的微细粒钼精选尾矿超导分离-选择性絮凝浮选联合回收方法。

背景技术

随着矿产资源的开发和利用，尾矿数量与日俱增，尾矿的堆置不仅对环境造成污染，更是资源的巨大浪费。钼矿作为一种战略资源，其尾矿资源的回收利用有着十分重要的经济效益和社会意义。另外钼矿藏中伴生有丰富的低品位黄铜矿，针对钼尾矿的特性，除了钼金属回收外，同时对黄铜矿的回收也至关重要。

采用常规的全浮工艺回收钼尾矿中低品位有价金属铜和钼，主要存在两个技术难题。一是铜钼分离的技术问题。我国钼资源通常以原生辉钼矿为主，与共伴生的黄铜矿可浮性相近，使用常规的浮选方法导致矿浆碱度高、药剂残留多、粘度大，铜钼分离难度大，选别成本高。二是微细粒钼浮选回收的问题。微细粒辉钼矿由于比表面大，表面力发生作用，与其他矿粒易发生团聚，矿粒与气泡无选择性非接触粘着增加，浮选选择性差；微细粒矿物质量小，颗粒本身携带能量低，与气泡碰撞概率小，导致微细粒难以与气泡碰撞发生矿化作用，浮选回收率低。因此，迫切需要提出一种可以高效回收微细粒钼精选尾矿中的有价金属铜钼的方法。

发明内容

针对上述技术难题，本发明提供一种方法简单，成本低，回收效率高，可以同时回收铜和钼的微细粒钼精选尾矿超导分离-选择性絮凝浮选联合回收方法。

为实现上述目的，本发明的微细粒钼精选尾矿超导分离-选择性絮凝浮选联合回收方法，步骤如下：

对有用矿物嵌布粒度细的钼精选尾矿进行磨矿解离，然后加入分散剂进行进行搅拌调浆，调浆后通过立式超导磁选机进行超导磁选，从而分选得到含辉钼矿的非磁性产品和含黄铜矿的磁性产品，最后分别对含辉钼矿的非磁性产品和含黄铜矿的磁性产品进行浮选回收，最终获得钼精矿和铜精矿。

具体步骤：

a.将钼精选尾矿作为原料进行分选回收，原料给入到球磨机进行磨矿解离，最终钼精选尾矿磨矿解离后粒度为-400目占78％以上，-200目占98％以上，将磨矿解离后的钼精选尾矿颗粒进行调浆获得矿浆，向磨矿后的矿浆中加入分散剂，得到矿粒充分分散的钼精选尾矿矿浆；

b.将矿粒充分分散的矿浆给入到立式超导磁选机，其中立式超导磁选机场内冲洗水频率为20Hz，背景磁场强度为5T，使用直径1.9mm的钢棒作为磁介质，钢棒间隙为2mm，通过立式超导磁选机分选得到含辉钼矿的非磁性产品和含黄铜矿的磁性产品；

c.将含辉钼矿的非磁性产品和含黄铜矿的磁性产品分别加入两组搅拌装置进行搅拌调浆，调整矿浆pH，含辉钼矿的非磁性产品进行选择性絮凝浮选流程，含黄铜矿的磁性产品进行常规浮选流程，最终分别获得钼精矿和铜精矿；

所述步骤a中的分散剂为六偏磷酸钠，用量为150～250g/t。

所述步骤c中，将含辉钼矿的非磁性产品给入搅拌装置进行搅拌调浆，调整矿浆pH值，选择性絮凝浮选流程具体为依次加入分散剂，捕收剂1，絮凝剂，起泡剂，采用一粗三精两扫的浮选流程，获得钼精矿和钼尾矿；其中搅拌装置为强力剪切搅拌桶，搅拌转速为1800～2200r/min，矿浆质量浓度为20～35％，矿浆pH值范围为5.5～7，分散剂为六偏磷酸钠，用量为150～250g/t，捕收剂1为煤油，用量为100～200g/t，絮凝剂为聚丙烯酰胺，用量为5～20g/t，起泡剂为二号油，用量为20～40g/t；

所述步骤c中，将含黄铜矿的磁性产品给入到搅拌装置进行搅拌调浆，调整矿浆pH值，常规浮选流程具体为依次加入捕收剂2和起泡剂，采用一粗两精两扫的浮选流程，获得铜精矿和铜尾矿；所述的搅拌装置为强力剪切搅拌桶，搅拌转速为1800～2200r/min，矿浆质量浓度为20～35％，矿浆pH值范围为5.5～7，所述的捕收剂2为黄药，用量为150～250g/t，所述的起泡剂为二号油，用量为20～40g/t；

所述一粗三精两扫的浮选流程为闭路浮选流程，该流程具体为一次精选尾矿和一次扫选精矿返回到粗选入料，二次精选尾矿返回到一次精选入料，二次扫选精矿返回到一次扫选入料，三次精选尾矿返回到二次精选入料；所述一粗两精两扫的浮选流程为闭路浮选流程，该流程具体为一次精选尾矿和一次扫选精矿返回到粗选入料，二次精选尾矿返回到一次精选入料，二次扫选精矿返回到一次扫选入料。

有益效果：

1.通过超导磁选分离原料矿浆中的磁性矿物和非磁性矿物，利用目的矿物辉钼矿和黄铜矿的磁性差异实现铜钼分离，背景磁场强度选为超导磁选机所允许的最高场强5T；通过对比六种常用磁介质的分选效果，最终选择直径为1.9mm的钢棒，钢棒间隙为2mm，从而实现铜和钼的分别高效分离回收，解决了常规浮选过程中辉钼矿和黄铜矿因可浮性相近而导致的铜钼分离难的问题，缓减了常规浮选方法导致的矿浆碱度高、药剂残留多、粘度大的问题，为下一步高效回收有价金属铜钼提供了较为良好的溶液环境。

2.超导磁选后的非磁性产品通过选择性絮凝浮选方法高效回收微细粒钼精矿，首先加入分散剂和使用强力剪切搅拌桶使矿粒充分分散，减少矿浆中的异质凝聚，提高微细矿粒分离的选择性；其次加入捕收剂，捕收剂选择性作用于目的矿物颗粒表面，提高目的矿物颗粒表面的疏水性；然后加入絮凝剂，在高剪切条件下目的矿物发生疏水性凝聚，改善矿粒的有效浮选粒径，提高目的矿物的可浮性；最后加入起泡剂获得精矿产品。

3.有效结合了超导磁选和选择性絮凝浮选技术，利用立式超导磁选机实现钼矿和铜矿的高效分离，分离出来的钼矿和铜矿进入两组分选设备同时进行分选回收，相比现有的分选方法先分选钼矿在分选铜矿，即提高了有价金属铜和钼的回收效率，相又简化了工艺流程，减少回收过程中的药剂使用量，同时也减少了使用药剂后的污染情况，提高了资源利用率。

本发明充分考虑了目的矿物的天然属性，辉钼矿属于非磁性矿物，而黄铜矿属于弱磁性矿物。根据目的矿物的磁性差异首先通过超导磁选机实现辉钼矿和黄铜矿的有效分离，然后通过选择性絮凝浮选技术高效回收微细粒钼精矿，由于粒度的降低对黄铜矿表面疏水性的影响较弱，采用常规浮选可以实现铜精矿回收。

附图说明

图1是本发明的流程框图。

图2是本发明的场内冲洗水频率对铜钼分离回收的影响图。

图3是本发明的背景磁场强度对铜钼分离回收的影响图。

图4是本发明的磁介质类型对铜钼分离回收的影响图。

具体实施方式

下面结合本发明的一个实施例做进一步说明：

如图1所示，本发明的微细粒钼精选尾矿超导分离-选择性絮凝浮选联合回收方法，其步骤为：

对有用矿物嵌布粒度细的钼精选尾矿进行磨矿解离，然后加入分散剂进行进行搅拌调浆，调浆后通过立式超导磁选机进行超导磁选，从而分选得到含辉钼矿的非磁性产品和含黄铜矿的磁性产品，最后分别对含辉钼矿的非磁性产品和含黄铜矿的磁性产品进行浮选回收，最终获得钼精矿和铜精矿。

具体步骤：

a.将钼精选尾矿作为原料进行分选回收，原料给入到球磨机进行磨矿解离，最终钼精选尾矿磨矿解离后粒度为-400目占78％以上，-200目占98％以上，将磨矿解离后的钼精选尾矿颗粒进行调浆获得矿浆，向磨矿后的矿浆中加入分散剂，得到矿粒充分分散的钼精选尾矿矿浆；分散剂为六偏磷酸钠，用量为150～250g/t；

b.将矿粒充分分散的矿浆给入到立式超导磁选机，其中立式超导磁选机场内冲洗水频率为20Hz，背景磁场强度为5T，使用直径1.9mm的钢棒作为磁介质，钢棒间隙为2mm，通过立式超导磁选机分选得到含辉钼矿的非磁性产品和含黄铜矿的磁性产品；

c.将含辉钼矿的非磁性产品和含黄铜矿的磁性产品分别加入两组搅拌装置进行搅拌调浆，调整矿浆pH，含辉钼矿的非磁性产品进行选择性絮凝浮选流程，含黄铜矿的磁性产品进行常规浮选流程，最终分别获得钼精矿和铜精矿；将含辉钼矿的非磁性产品给入搅拌装置进行搅拌调浆，调整矿浆pH值，选择性絮凝浮选流程具体为依次加入分散剂，捕收剂1，絮凝剂，起泡剂，采用一粗三精两扫的浮选流程，获得钼精矿和钼尾矿；其中搅拌装置为强力剪切搅拌桶，搅拌转速为1800～2200r/min，矿浆质量浓度为20～35％，矿浆pH值范围为5.5～7，分散剂为六偏磷酸钠，用量为150～250g/t，捕收剂1为煤油，用量为100～200g/t，絮凝剂为聚丙烯酰胺，用量为5～20g/t，起泡剂为二号油，用量为20～40g/t；将含黄铜矿的磁性产品给入到搅拌装置进行搅拌调浆，调整矿浆pH值，常规浮选流程具体为依次加入捕收剂2和起泡剂，采用一粗两精两扫的浮选流程，获得铜精矿和铜尾矿；所述的搅拌装置为强力剪切搅拌桶，搅拌转速为1800～2200r/min，矿浆质量浓度为20～35％，矿浆pH值范围为5.5～7，所述的捕收剂2为黄药，用量为150～250g/t，所述的起泡剂为二号油，用量为20～40g/t；

所述一粗三精两扫的浮选流程为闭路浮选流程，该流程具体为一次精选尾矿和一次扫选精矿返回到粗选入料，二次精选尾矿返回到一次精选入料，二次扫选精矿返回到一次扫选入料，三次精选尾矿返回到二次精选入料；所述一粗两精两扫的浮选流程为闭路浮选流程，该流程具体为一次精选尾矿和一次扫选精矿返回到粗选入料，二次精选尾矿返回到一次精选入料，二次扫选精矿返回到一次扫选入料。

通过超导磁选条件优化实验，发现场内冲洗水频率增加到20Hz时，非磁性产品中的钼回收率显著增加，磁性产品中的铜回收率仅略微降低，继续增加场内冲洗水频率，钼回收率增加不明显，而铜回收率显著降低，因此场内冲洗水频率选为20Hz；随着背景磁场强度的增加，非磁性产品中的钼回收率缓慢降低，磁性产品中的铜回收率显著增加，

实施例：(1)超导分离过程

如图2图3和图4所示，以河南某钼矿的钼精选尾矿为原矿，通过磨矿作业，其粒度为-400目占78％以上，-200目占98％以上，原矿组成为含钼0.18％，含铜0.072％。将原矿配成质量浓度为20％的矿浆，加入200g/t六偏磷酸钠分散剂进行搅拌调浆，调浆后给入到超导磁选机。

最终选择场内冲洗水频率为20Hz，背景磁场强度为5T，所用的磁介质为直径1.9mm的钢棒，钢棒间隙为2mm作为超导磁选机的磁选条件，得到含辉钼矿的非磁性产品，以及含黄铜矿的磁性产品，超导分离的试验结果见表1。

表1超导分离的试验结果

产品名称	产率％	钼品位％	铜品位％％	钼回收率％	铜回收率％
						非磁性产品	71.97	0.21	0.025	85.70	25.49
磁性产品	28.03	0.09	0.19	14.30	74.51
						原矿	100.00	0.18	0.072	100.00	100.00

(2)选择性絮凝浮选回收钼过程

将上述含辉钼矿的非磁性产品用强力剪切搅拌桶搅拌调浆，搅拌转速为2000r/min，矿浆质量浓度为20％，矿浆pH为6.5。依次向矿浆中加入200g/t的六偏磷酸钠分散剂，150g/t的煤油捕收剂15g/t的聚丙烯酰胺分散剂，20g/t的二号油起泡剂进行一粗三精两扫的闭路浮选，其中一次精选尾矿和一次扫选精矿返回到粗选入料，二次精选尾矿返回到一次精选入料，二次扫选精矿返回到一次扫选入料，三次精选尾矿返回到二次精选入料，获得钼精矿和钼尾矿，选择性絮凝浮选回收钼的试验结果见表2。

表2选择性絮凝浮选回收钼的试验结果

产品名称	产率％	铜品位％	回收率％
				钼精矿	0.45	40.30	85.78
钼尾矿	99.55	0.030	14.22
				非磁性产品	100.00	0.21	100.00

(3)浮选回收铜过程

将上述含黄铜矿的磁性产品用强力剪切搅拌桶搅拌调浆，搅拌转速为1800r/min，矿浆质量浓度为20％，矿浆pH为6。依次向矿浆中加入200g/t的黄药捕收剂和20g/t的二号油起泡剂进行一粗两精两扫的闭路浮选，其中一次精选尾矿和一次扫选精矿返回到粗选入料，二次精选尾矿返回到一次精选入料，二次扫选精矿返回到一次扫选入料，获得铜精矿和铜尾矿，浮选回收铜的试验结果见表3。

表3浮选回收铜的试验结果

产品名称	产率％	铜品位％	回收率％
				铜精矿	0.71	22.45	84.32
铜尾矿	99.29	0.030	15.68
				磁性产品	100.00	0.19	100.00

从表1-3可知，在原矿钼品位仅为0.18％，铜品位仅为0.072％的条件下，通过试验，得到钼精矿品位为40.30％，回收率为73.51％，铜精矿品位为22.45％，回收率为62.83％的良好指标，具有一定的经济效益和社会效益。

Claims (1)

1.一种微细粒钼精选尾矿超导分离-选择性絮凝浮选联合回收方法，其特征在于，包括以下步骤：

对有用矿物嵌布粒度细的钼精选尾矿进行磨矿解离，然后加入分散剂进行搅拌调浆，调浆后通过立式超导磁选机进行超导磁选，从而分选得到含辉钼矿的非磁性产品和含黄铜矿的磁性产品，最后分别对含辉钼矿的非磁性产品和含黄铜矿的磁性产品进行浮选回收，最终获得钼精矿和铜精矿；

具体步骤：

a.将钼精选尾矿作为原料进行分选回收，原料给入到球磨机进行磨矿解离，最终钼精选尾矿磨矿解离后粒度为-400目占78％以上，-200目占98％以上，将磨矿解离后的钼精选尾矿颗粒进行调浆获得矿浆，向磨矿后的矿浆中加入分散剂，得到矿粒充分分散的钼精选尾矿矿浆；所述分散剂为六偏磷酸钠，用量为150～250g/t；

b.将矿粒充分分散的矿浆给入到立式超导磁选机，其中立式超导磁选机场内冲洗水频率为20Hz，背景磁场强度为5T，使用直径1.9mm的钢棒作为磁介质，钢棒间隙为2mm，通过立式超导磁选机分选得到含辉钼矿的非磁性产品和含黄铜矿的磁性产品；

c.将含辉钼矿的非磁性产品和含黄铜矿的磁性产品分别加入两组搅拌装置进行搅拌调浆，调整矿浆pH，含辉钼矿的非磁性产品进行选择性絮凝浮选流程，含黄铜矿的磁性产品进行常规浮选流程，最终分别获得钼精矿和铜精矿；

其中，将含辉钼矿的非磁性产品给入搅拌装置进行搅拌调浆，调整矿浆pH值，选择性絮凝浮选流程具体为依次加入分散剂，捕收剂1，絮凝剂，起泡剂，采用一粗三精两扫的浮选流程，获得钼精矿和钼尾矿；其中搅拌装置为强力剪切搅拌桶，搅拌转速为1800～2200r/min，矿浆质量浓度为20～35％，矿浆pH值范围为5.5～7，分散剂为六偏磷酸钠，用量为150～250g/t，捕收剂1为煤油，用量为100～200g/t，絮凝剂为聚丙烯酰胺，用量为5～20g/t，起泡剂为二号油，用量为20～40g/t；

将含黄铜矿的磁性产品给入到搅拌装置进行搅拌调浆，调整矿浆pH值，常规浮选流程具体为依次加入捕收剂2和起泡剂，采用一粗两精两扫的浮选流程，获得铜精矿和铜尾矿；所述的搅拌装置为强力剪切搅拌桶，搅拌转速为1800～2200r/min，矿浆质量浓度为20～35％，矿浆pH值范围为5.5～7，所述的捕收剂2为黄药，用量为150～250g/t，所述的起泡剂为二号油，用量为20～40g/t；

所述一粗三精两扫的浮选流程为闭路浮选流程，该流程具体为一次精选尾矿和一次扫选精矿返回到粗选入料，二次精选尾矿返回到一次精选入料，二次扫选精矿返回到一次扫选入料，三次精选尾矿返回到二次精选入料；所述一粗两精两扫的浮选流程为闭路浮选流程，该流程具体为一次精选尾矿和一次扫选精矿返回到粗选入料，二次精选尾矿返回到一次精选入料，二次扫选精矿返回到一次扫选入料。

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