CN110560251A - 用于含钼铜精矿铜钼分离的预处理-磁-浮联合选矿工艺 - Google Patents
用于含钼铜精矿铜钼分离的预处理-磁-浮联合选矿工艺 Download PDFInfo
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Abstract
本发明公开了一种用于含钼铜精矿铜钼分离的预处理‑磁‑浮联合选矿工艺，该工艺以浮选得到的含钼铜精矿为原料，包括以下步骤：含钼铜精矿采用两级串联旋流器进行分级预处理，得到溢流及混合沉砂；混合沉砂加水调浆后进行铜钼磁选分离，得到磁选精矿及磁选尾矿；磁选尾矿经浓缩脱水、调浆后，进行铜钼浮选分离，获得钼精矿及铜精矿。本发明通过旋流器预处理可以脱除细泥及部分药剂，有利于后续分离作业；通过磁选预先分离出部分低含钼的高品位铜精矿，降低浮选入选量，提高浮选给矿的钼铜比，也具有较明显的脱药作用，有利于浮选分离。本发明可提高铜钼分离效率，降低药剂成本及后续水处理的成本，具有显著的经济效益及环保效益。
Description
技术领域
本发明涉及有色金属选矿领域，具体涉及一种用于含钼铜精矿铜钼分离的预处理-磁-浮联合选矿工艺。
技术背景
钼是一种稀有的高熔点金属，具有高温强度高、高温硬度高、刚度大、抗磨损性能好等良好的机械性能以及导热和导电性能好、热膨胀系数小、耐腐蚀等优良的物理化学性能，是现代高科技发展必不可少的原料之一，也是二十一世纪重要的战略储备物资。
我国钼资源储量丰富，居世界第二位，除单一钼矿外，有色金矿矿中的伴生钼也是钼资源重要的来源之一，其中铜矿石中伴生钼元素的回收尤为重要。在铜钼矿石选矿过程中，一般采用混合浮选获得含钼铜精矿，然后通过铜钼分离得到钼精矿与铜精矿。
铜钼分离工艺一直是选矿工作者研究的热点和难点，研究及生产实践中主要以浮选为主。由于矿石中铜钼矿物致密共生，构造复杂，嵌布粒度粗细不均，且选铜过程得到的含钼铜精矿一般具有细粒级含量高、钼铜比小、药剂残留量大、脱药困难以及选钼药剂用量大等问题，导致铜钼浮选分离难度大，分离指标不理想，分离成本较高。
磁选作为铁矿选矿主要工艺，较少应用于有色金属分选，铜钼分离领域尚未见相关报道。鉴于黄铜矿本身具有微弱的磁性及辉钼矿没有磁性的特点，根据选矿基本原理，利用矿物间的性能差异即可实现矿物的分离。随着磁选设备性能的发展，在较高的磁场强度下可以放大黄铜矿与辉钼矿的磁性差异，借助有效的磁选设备，可以令二者在强磁场中实现高效分离。
发明内容
为了解决铜钼分离工艺存在的技术问题，丰富铜钼分离的工艺方法，本发明提供了一种用于含钼铜精矿铜钼分离的预处理-磁-浮联合选矿工艺。通过预处理脱除细泥，有效解决了细泥对分离指标的影响；通过磁选预选分离得到一个含钼较低的合格铜精矿，大大降低浮选入选量，提高浮选入料的钼铜比，同时，磁选过程中经过大量的水冲洗后，铜精矿表面残余药剂可大量脱除，磁选作业的以上三各特点均有利于后续浮选分离，使得硫化钠等铜矿物抑制剂用量大幅降低。
为了实现以上技术目标，本发明提供了一种用于含钼铜精矿铜钼分离的预处理-磁-浮联合选矿工艺，该工艺具体包括以下步骤：
S1)含钼铜精矿给入到一次旋流器进行一次预处理分级，得到一次溢流和一次沉砂；
S2)将S1)中得到的一次溢流输入到二次旋流器进行二次预处理分级，得到二次溢流及二次沉砂，二次溢流作为细泥，不进入后续铜钼分离作业；
S3)将S1)中的一次沉砂与S2)中的二次沉砂混合为混合沉砂，加水调浆后给入磁选机进行铜钼磁选分离，得到磁选精矿及磁选尾矿；
S4)对S3)中得到的磁选尾矿进行浓缩脱水；
S5)对S4)中浓缩后的磁选尾矿进行调浆、然后给入浮选作业，分段添加铜矿物与脉石抑制剂、辉钼矿捕收剂等，通过粗选、扫选、精选及精扫作业，获得浮选精矿及浮选尾矿。
根据本公开实施例，所述S1)中所述的含钼铜精矿中，铜矿物为黄铜矿，钼矿物为辉钼矿，以及不可避免其它矿物为黄铁矿和脉石矿物；脉石矿物包含绢云母、石英、白云石及方解石。
根据本公开实施例，所所述S1)中所述的含钼铜精矿中细度为-0.038mm，的质量比为60％～70％，细度为-0.010mm的质量比为10％～15％，黄铜矿及辉钼矿的单体解离度均达到90％以上。
根据本公开实施例，所述S1)中所述的含钼铜精矿中钼的品位为0.2％～5％，铜品位大于18％。
根据本公开实施例，所述S1)中所述的一次预处理分级采用直径Φ150mm的水力旋流器，给料浓度为10％～30％，给料压力为0.15MPa～0.25MPa。
根据本公开实施例，所述S2)中所述的二次预处理分级采用直径Φ100mm的水力旋流器，给料浓度为8％～25％，给料压力为0.18MPa～0.28MPa。
根据本公开实施例，所述S3)中所述的磁选机的磁场强度不小于1.5T。
根据本公开实施例，所述S4)中磁选尾矿进行浓缩脱水后的浓度大于50％。
根据本公开实施例，所述S5)中加水调浆后浮选浓度为23％～50％，采用抑铜浮钼的浮选方法，浮选工艺流程包括粗选、扫选、3～4次精选及精扫；所述的浮选过程中，铜矿物的抑制剂为硫化钠，脉石矿物的抑制剂为六偏磷酸钠+水玻璃的组合抑制剂，重量比为1:1，辉钼矿捕收剂为煤油。
根据本公开实施例，所述S5)中所述的浮选粗选作业中，硫化钠用量为8000～14000g/t，六偏磷酸钠与水玻璃的用量分别为100～300g/t，煤油的用量为20～50g/t；扫选作业中硫化钠用量为800～2000g/t，六偏磷酸钠与水玻璃的用量分别为50～150g/t，煤油的用量为5～20g/t；精选及精扫作业中硫化钠用量为500～2000g/t，六偏磷酸钠与水玻璃的用量分别为50～150g/t；以上药剂用量均以浮选给矿量为计量参考。
本发明的技术优势在于：
(1)粒度小于-0.010mm的细泥在常规选矿过程中难以有效分选，而且会通过罩盖、吸附及机械夹杂等形式进入选矿产品，影响选矿指标。本发明首先通过两级串联旋流器预先脱除大部分-0.010mm，减小细泥对后续磁选及浮选作业的影响，同时，也一定程度上起到了脱药的作用。
(2)通过磁选作业预先分离出一部分钼含量低的高品位合格铜精矿，达到预选目的，大幅降低浮选入选量，降低浮选成本，同时磁选尾矿中钼铜比提高，有利于后续铜钼浮选分离。
(3)磁选过程中由于脉动水流的冲洗分散、冲洗水的冲刷作用以及磁选尾矿的浓缩脱水过程，均起到了良好的洗矿脱药作用，有利于降低抑制剂用量，提高浮选指标。
附图说明
图1为本发明用于含钼铜精矿铜钼分离的预处理-磁-浮联合选矿工艺的流程图。
图2为本发明实施例1和实施例2的选矿具体工艺流程图。
具体实施方式
为方便理解本发明的具体内涵，下面结合附图和具体实施步骤对本发明作详细、全面的说明。专利保护范围不局限于下述案例。
除非另有定义，下文中所使用的专业术语与本领域技术人员通常理解的含义相同。本文中所使用的专业术语仅为了描述具体实施例的目的，并不具有限制本发明保护范围的作用。
除非有特别说明，本发明中所使用的各种试剂、原料均为可以从市场上购买的商品或者可以通过公知的方法制得的产品。
本发明一种用于含钼铜精矿铜钼分离的预处理-磁-浮联合选矿工艺，该工艺具体包括以下步骤：
S1)含钼铜精矿给入到一次旋流器进行一次预处理分级，得到一次溢流和一次沉砂；
S2)将S1)中得到的一次溢流输入到二次旋流器进行二次预处理分级，得到二次溢流及二次沉砂，二次溢流作为细泥，不进入后续铜钼分离作业；
S3)将S1)中的一次沉砂与S2)中的二次沉砂混合为混合沉砂，加水调浆后给入磁选机进行铜钼磁选分离，得到磁选精矿及磁选尾矿；
S4)对S3)中得到的磁选尾矿进行浓缩脱水；
S5)对S4)中浓缩后的磁选尾矿进行调浆、然后给入浮选作业，分段添加铜矿物与脉石抑制剂、辉钼矿捕收剂等，通过粗选、扫选、精选及精扫作业，获得浮选精矿及浮选尾矿。
根据本公开实施例，所述S1)中所述的含钼铜精矿中，铜矿物为黄铜矿，钼矿物为辉钼矿，以及不可避免其它矿物为黄铁矿和脉石矿物，脉石矿物包含绢云母、石英、白云石及方解石。
根据本公开实施例，所述S1)中所述的含钼铜精矿中细度为-0.038mm含量占60％～70％，细度为-0.010mm含量为10％～15％，黄铜矿及辉钼矿的单体解离度均达到90％以上。
根据本公开实施例，所述S1)中所述的含钼铜精矿中钼的品位为0.2％～5％，铜品位大于18％。
根据本公开实施例，所述S1)中所述的一次分级采用直径Φ150mm的水力旋流器，给料浓度为10％～30％，给料压力为0.15MPa～0.25MPa。
根据本公开实施例，所述S2)中所述的二次分级采用直径Φ100mm的水力旋流器，给料浓度为8％～25％，给料压力为0.18MPa～0.28MPa。
根据本公开实施例，所述S3)中所述的磁选机的磁场强度不小于1.5T。
根据本公开实施例，所述S4)中磁选尾矿进行浓缩脱水后的浓度大于50％。
根据本公开实施例，所述S5)中加水调浆后浮选浓度为23％～50％，采用抑铜浮钼的浮选方法，浮选工艺流程包括粗选、扫选、3～4次精选及精扫；所述的浮选过程中，铜矿物的抑制剂为硫化钠，脉石矿物的抑制剂为六偏磷酸钠+水玻璃的组合抑制剂，重量比为1:1，辉钼矿捕收剂为煤油。
根据本公开实施例，所述S5)中所述的浮选粗选作业中，硫化钠用量为8000～14000g/t，六偏磷酸钠与水玻璃的用量分别为100～300g/t，煤油的用量为20～50g/t；扫选作业中硫化钠用量为800～2000g/t，六偏磷酸钠与水玻璃的用量分别为50～150g/t，煤油的用量为5～20g/t；精选及精扫作业中硫化钠用量为500～2000g/t，六偏磷酸钠与水玻璃的用量分别为50～150g/t；以上药剂用量均以浮选给矿量为计量参考。
实施例1：
本实施例中的含钼铜精矿中铜品位为22.83％，钼品位为1.07％，铜矿物主要为黄铜矿，钼矿物主要为辉钼矿，细度为-0.038mm含量约占66.31％，-0.010mm含量约为14.26％，黄铜矿及辉钼矿的单体解离度约为94％。采用本发明工艺的具体步骤如下：
(1)取现场生产的含钼铜精矿矿浆，矿浆浓度为20％，采用Φ150mm的聚氨酯水力旋流器进行一次分级，分级压力为0.18MPa；分级溢流浓缩脱水至浓度为18％，输入到直径Φ100mm的聚氨酯水力旋流器进行二次分级，分级压力为0.22MPa，得到二次分级溢流(即细泥)；一次分级沉砂与二次分级沉砂混合，搅拌均匀后作为磁选给料；
(2)混合沉砂加水调浆后给入到高梯度强磁选机中进行磁选分离，得到磁选精矿与磁选尾矿。磁选条件为：给矿浓度为16％、背景场强为1.5T，脉冲频率为25Hz、转环转速30Hz。
(3)磁选尾矿先浓缩脱水至浓度为75％，再加水调节浓度为28％，然后进行浮选分离，浮选采用两次粗选、一次扫选、三次精选、一次精矿扫选工艺，详细步骤如下：
①在浓缩调浆后的磁选尾矿中依次添加六偏磷酸钠200g/t、水玻璃200g/t、硫化钠8000g/t、煤油20g/t后进行一次粗选，得到一次粗选精矿与一次粗选尾矿；在一次粗选尾矿中添加硫化钠4000g/t后进行二次粗选，得到二次粗选精矿与二次粗选尾矿；
②二次粗选尾矿中依次添加六偏磷酸钠100g/t、水玻璃100g/t、硫化钠1500g/t、煤油10g/t后进行扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿(即最终尾矿)；
③一次粗选精矿与二次粗选精矿混合后，依次添加六偏磷酸钠100g/t、水玻璃100g/t、硫化钠2000g/t、煤油10g/t后进行一次精选，得到一次精选精矿与一次精选尾矿；
④一次精选精矿中依次六偏磷酸钠50g/t、水玻璃50g/t、硫化钠500g/t、煤油10g/t后进行二次精选，得到二次精选精矿与二次精选尾矿；
⑤一次精选尾矿中依次六偏磷酸钠50g/t、水玻璃50g/t、硫化钠500g/t、煤油5g/t后进行精矿扫选，得到精扫精矿与精扫尾矿；
⑥二次精选精矿中依次六偏磷酸钠50g/t、水玻璃50g/t、硫化钠500g/t后进行三次精选，得到最终钼精矿与三次精选尾矿；
⑦中间产品返回再选，其中，精扫尾矿与扫选精矿混合返回一次粗选；二次精选尾矿与精扫精矿混合返回一次精选；三次精选尾矿返回二次精选。
实施例1试验结果见表1。
表1实施例1试验结果
实施例2：
本实施例中的含钼铜精矿中铜品位为25.69％，钼品位仅为0.65％，与实施例1比，铜品位更高，钼品位更低，其它性质与实施例1相近。铜矿物主要为黄铜矿，钼矿物主要为辉钼矿，细度为-0.038mm含量约占65.40％，-0.010mm含量约为15.18％，黄铜矿及辉钼矿的单体解离度约为95％。采用本发明工艺的具体步骤如下：
(1)取现场生产的含钼铜精矿矿浆，矿浆浓度为21.50％，采用Φ150mm的聚氨酯水力旋流器进行一次分级，分级压力为0.18MPa；分级溢流浓缩脱水至浓度为18.50％，输入到直径Φ100mm的聚氨酯水力旋流器进行二次分级，分级压力为0.22MPa，得到二次分级溢流(即细泥)；一次分级沉砂与二次分级沉砂混合，搅拌均匀后作为磁选给料；
(2)混合沉砂加水调浆后给入到高梯度强磁选机中进行磁选分离，得到磁选精矿与磁选尾矿。磁选条件为：给矿浓度为16％、背景场强为1.5T，脉冲频率为25Hz、转环转速30Hz。
(3)磁选尾矿先浓缩脱水至浓度为78％，再加水调节浓度为28％，然后进行浮选分离，浮选采用两次粗选、一次扫选、三次精选、一次精矿扫选工艺，详细步骤如下：
①在浓缩调浆后的磁选尾矿中依次添加六偏磷酸钠200g/t、水玻璃200g/t、硫化钠10000g/t、煤油20g/t后进行一次粗选，得到一次粗选精矿与一次粗选尾矿；在一次粗选尾矿中添加硫化钠3000g/t后进行二次粗选，得到二次粗选精矿与二次粗选尾矿；
②二次粗选尾矿中依次添加六偏磷酸钠100g/t、水玻璃100g/t、硫化钠2000g/t、煤油10g/t后进行扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿(即最终尾矿)；
③一次粗选精矿与二次粗选精矿混合后，依次添加六偏磷酸钠100g/t、水玻璃100g/t、硫化钠2000g/t、煤油10g/t后进行一次精选，得到一次精选精矿与一次精选尾矿；
④一次精选精矿中依次六偏磷酸钠50g/t、水玻璃50g/t、硫化钠1000g/t、煤油10g/t后进行二次精选，得到二次精选精矿与二次精选尾矿；
⑤一次精选尾矿中依次六偏磷酸钠50g/t、水玻璃50g/t、硫化钠1000g/t、煤油5g/t后进行精矿扫选，得到精扫精矿与精扫尾矿；
⑥二次精选精矿中依次六偏磷酸钠50g/t、水玻璃50g/t、硫化钠500g/t后进行三次精选，得到最终钼精矿与三次精选尾矿；
⑦中间产品返回再选，其中，精扫尾矿与扫选精矿混合返回一次粗选；二次精选尾矿与精扫精矿混合返回一次精选；三次精选尾矿返回二次精选。
实施例2试验结果见表2。
表2实施例2试验结果
本发明对细粒级含钼铜精矿的铜钼分离具有良好的分选效果，减小细泥对选别作业的影响，采用磁选方法进行预选，提前分离出一部分低含钼合格铜精矿，大大降低浮选入选量，相应大幅减少了选钼作业浮选药剂的用量，即降低了药剂成本，又大大降低了后续的精矿过滤及碱性水处理的难度，具有良好的经济效益与环保效益。
以上实施例所述仅为本发明较佳的实施方式，并非对本发明作任何形式限制，凡是根据本发明技术实质对上述实施方式进行简单修改、等同变化及修饰，均在本发明技术方案保护范围内。
Claims (10)
1.一种用于含钼铜精矿铜钼分离的预处理-磁-浮联合选矿工艺，其特征在于，该工艺具体包括以下步骤：
S1)含钼铜精矿给入到一次旋流器进行一次预处理分级，得到一次溢流和一次沉砂；
S2)将S1)中得到的一次溢流输入到二次旋流器进行二次预处理分级，得到二次溢流及二次沉砂，二次溢流作为细泥，不进入后续铜钼分离作业；
S3)将S1)中的一次沉砂与S2)中的二次沉砂混合为混合沉砂，加水调浆后给入磁选机进行铜钼磁选分离，得到磁选精矿及磁选尾矿；
S4)对S3)中得到的磁选尾矿进行浓缩脱水；
S5)对S4)中浓缩后的磁选尾矿进行调浆、然后给入浮选作业，分段添加铜矿物与脉石抑制剂、辉钼矿捕收剂，通过粗选、扫选、精选及精扫作业，获得浮选精矿及浮选尾矿。
2.根据权利要求1所述的工艺方法，其特征在于：所述S1)中所述的含钼铜精矿中，铜矿物为黄铜矿，钼矿物为辉钼矿，以及不可避免其它矿物为黄铁矿和脉石矿物；脉石矿物包含绢云母、石英、白云石及方解石。
3.根据权利要求1所述的工艺方法，其特征在于：所述S1)中所述的含钼铜精矿中细度为-0.038mm，的质量比为60％～70％，细度为-0.010mm的质量比为10％～15％，黄铜矿及辉钼矿的单体解离度均达到90％以上。
4.根据权利要求1所述的工艺方法，其特征在于：所述S1)中所述的含钼铜精矿中钼的品位为0.2％～5％，铜品位大于18％。
5.根据权利要求1所述的工艺方法，其特征在于：所述S1)中所述的一次预处理分级采用直径Φ150mm的水力旋流器，给料浓度为10％～30％，给料压力为0.15MPa～0.25MPa。
6.根据权利要求1所述的工艺方法，其特征在于：所述S2)中所述的二次预处理分级采用直径Φ100mm的水力旋流器，给料浓度为8％～25％，给料压力为0.18MPa～0.28MPa。
7.根据权利要求1所述的工艺方法，其特征在于：所述S3)中所述的磁选机的磁场强度不小于1.5T。
8.根据权利要求1所述的工艺方法，其特征在于：所述S4)中磁选尾矿进行浓缩脱水后的浓度大于50％。
9.根据权利要求1所述的工艺方法，其特征在于：所述S5)中加水调浆后浮选浓度为23％～50％，采用抑铜浮钼的浮选方法，浮选工艺流程包括粗选、扫选、3～4次精选及精扫；所述的浮选过程中，铜矿物的抑制剂为硫化钠，脉石矿物的抑制剂为六偏磷酸钠+水玻璃的组合抑制剂，重量比为1:1，辉钼矿捕收剂为煤油。
10.根据权利要求9所述的工艺方法，其特征在于：所述S5)中的浮选过程硫化钠用量为8000～14000g/t，六偏磷酸钠与水玻璃的用量均为100～300g/t，煤油的用量为20～50g/t；扫选作业中硫化钠用量为800～2000g/t，六偏磷酸钠与水玻璃的用量均为50～150g/t，煤油的用量为5～20g/t；精选及精扫作业中硫化钠用量为500～2000g/t，六偏磷酸钠与水玻璃的用量分别为50～150g/t；以上药剂用量均以浮选给矿量为计量参考。
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