CN111068922A - 一种铜、钼、硫多金属分离浮选方法 - Google Patents

一种铜、钼、硫多金属分离浮选方法 Download PDF

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孙阳
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Abstract

本发明公开了一种铜、钼、硫多金属分离浮选方法，包括：步骤1，将原矿与石灰混合磨矿，磨矿精度‑0.074mm达60‑70％；步骤2，磨矿后加入浮选药剂A进行一次粗选一次精选一次扫选，得到铜精矿、尾矿A；步骤3，尾矿A加入浮选药剂B进行一次粗选四次精选一次扫选，得到钼精矿、尾矿B；步骤4，尾矿B加入浮选药剂C进行一次粗选两次精矿一次扫选，得到硫精矿、尾矿D。先通过一次粗选一次精选将铜精矿分离出来，一次扫选后剩余的尾矿A进行一次粗选四次精选将钼精矿分离，尾矿B通过一次粗选两次精矿一次扫选，最终得到硫精矿及最终的尾矿D，浮选过程产生的中矿均回至前步骤，多金属分离铜、钼、硫的效果明显，对于铜、钼、硫选矿具有综合回收价值。

Description

一种铜、钼、硫多金属分离浮选方法
技术领域
本发明属于多金属矿选矿技术领域，具体地说，涉及一种铜、钼、硫多金属分离浮选方法。
背景技术
钼是一种稀有高熔点金属，广泛应用于电气电子、材料加工、化工、玻璃工业、高温电炉、航空航天和国防军工等领域，在自然界中，钼矿常常与其他重金属硫化物如方铅矿、黄铜矿等共生，形成多金属复合矿，钼产量中约有50％都是来自铜钼矿，作为铜精矿的副产品来回收，不能实现多金属同步回收，且钼作业得到的钼精矿品位较低、成本高。
有鉴于此特提出本发明。
发明内容
本发明要解决的技术问题在于克服现有技术的不足，提供一种铜、钼、硫多金属分离浮选方法，为解决上述技术问题，本发明采用技术方案的基本构思是：
一种铜、钼、硫多金属分离浮选方法，包括以下步骤：
步骤1，将原矿与石灰混合磨矿，磨矿精度-0.074mm达60-70％；石灰用量为2000g/t；
步骤2，磨矿后加入浮选药剂A进行一次粗选一次精选一次扫选，得到铜精矿、尾矿A；浮选药剂A包括糊精、TS-1、2#油，用量依次为250～400g/t、8～14g/t、3～8g/t；
步骤3，尾矿A加入浮选药剂B进行一次粗选四次精选一次扫选，得到钼精矿、尾矿B；浮选药剂B为TM-8，用量为30～100g/t；
步骤4，尾矿B加入浮选药剂C进行一次粗选两次精矿一次扫选，得到硫精矿、尾矿D；浮选药剂C包括硫磺、丁黄药，用量分别为700～1300g/t、80～115g/t。
进一步地，所述步骤2包括：
步骤21，磨矿后加入浮选药剂A进行一次粗选，得到精矿Ⅰ、尾矿Ⅰ；
步骤22，精矿Ⅰ加入糊精进行一次精选，得到铜精矿、中矿10；中矿10回至步骤21与磨矿混合进行步骤21；
步骤23，尾矿Ⅰ加入糊精、TS-1进行一次扫选，得到中矿9、尾矿A；中矿9回至步骤21与磨矿混合进行步骤21，尾矿A进入下一步骤。
进一步地，所述步骤22中糊精的用量为130～165g/t；步骤23中糊精的用量为135～170g/t，TS-1的用量为7～12g/t。
进一步地，所述步骤3包括：
步骤31，尾矿A加入浮选药剂B进行一次粗选，得到精矿Ⅱ、尾矿Ⅱ；
步骤32，精矿Ⅱ进行第一次精选，得到精矿Ⅲ、中矿5；中矿5回至步骤31与尾矿A混合进行步骤31；
步骤33，精矿Ⅲ进行棒磨，精度-0.048mm达96-99％，而后加入浮选药剂D进行第二次精选，得到精矿Ⅳ、中矿6；中矿6回至步骤32与精矿Ⅱ混合进行步骤32；
步骤34，精矿Ⅳ中加入硫化钠、巯基乙酸钠进行第三次精选，得到精矿Ⅴ、中矿7；中矿7回至步骤33与精矿Ⅲ混合进行步骤33；
步骤35，精矿Ⅴ中加入硫化钠、巯基乙酸钠进行第四次精选，得到钼精矿、中矿8；中矿8回至步骤34与精矿Ⅳ混合进行步骤34；
步骤36，尾矿Ⅱ加入TM-8进行一次扫选，得到中矿4、尾矿B，中矿4回至步骤31与尾矿A混合进行步骤31，尾矿B进入下一步骤。
进一步地，所述浮选药剂D包括硫化钠、巯基乙酸钠、2#油，用量依次为800～1200g/t、210～310g/t、3～8g/t；所述步骤34中硫化钠的用量为850～1150g/t、巯基乙酸钠的用量为220～275g/t；所述步骤35中硫化钠的用量为800～1150g/t、巯基乙酸钠的用量为225～285g/t。
进一步地，所述步骤4包括：
步骤41，尾矿B加入浮选药剂C进行一次粗选，得到精矿Ⅵ、尾矿Ⅲ；
步骤42，精矿Ⅵ进行第一次精矿，得到精矿Ⅶ、中矿2；中矿2回至步骤41与尾矿B混合进行步骤41；
步骤43，精矿Ⅶ进行第二次精选，得到硫精矿、中矿3；中矿3回至步骤42与精矿Ⅵ混合进行步骤42；
步骤44，尾矿Ⅲ加入硫酸、丁黄药进行一次扫选，得到中矿1、尾矿D，中矿1回至步骤41与尾矿B混合进行步骤41。
进一步地，所述步骤44中硫酸的用量为465～545g/t、丁黄药的用量为42～62g/t。
进一步地，所述原矿中铜的品位为0.1～0.2％、钼的品位为0.05～0.1％、硫的品位为0.9～1.3％，其中铜主要以硫化铜形式存在，钼主要以硫化钼形式存在。
采用上述技术方案后，本发明与现有技术相比具有以下有益效果。
本发明先通过一次粗选一次精选将铜精矿分离出来，一次扫选后剩余的尾矿A进行一次粗选四次精选将钼精矿分离，尾矿B通过一次粗选两次精矿一次扫选，最终得到硫精矿及最终的尾矿D，浮选过程产生的中矿均回至前步骤，形成闭路工艺，综合回收价值高。
本发明方法选别铜、钼、硫的选矿指标较好，品位较好，铜回收率可达90％，钼回收率达77％以上，硫回收率也在72％以上，多金属分离铜、钼、硫的效果明显，对于铜、钼、硫选矿具有综合回收价值。
下面结合附图对本发明的具体实施方式作进一步详细的描述。
附图说明
附图作为本申请的一部分，用来提供对本发明的进一步的理解，本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明，但不构成对本发明的不当限定。显然，下面描述中的附图仅仅是一些实施例，对于本领域普通技术人员来说，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他附图。在附图中：
图1是本发明工艺流程示示意图。
需要说明的是，这些附图和文字描述并不旨在以任何方式限制本发明的构思范围，而是通过参考特定实施例为本领域技术人员说明本发明的概念。
具体实施方式
为使本发明实施例的目的、技术方案和优点更加清楚，下面将结合本发明实施例中的附图，对实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，以下实施例用于说明本发明，但不用来限制本发明的范围。
实施例
甘肃省天祝县毛藏寺铜钼矿的矿石类型为斑岩型铜钼矿石。矿石的结构较为复杂，以星散浸染状和稀疏浸染状构造为主，主要矿石矿物有黄铁矿、黄铜矿、辉钼矿、磁铁矿、金红石等，脉石矿物主要有石英、白云母、绢云母、方解石、黑云母、绿泥石等。通过对该矿样的原矿性质及物质成分分析可知，该矿粒度嵌布总体较粗，但部分铜钼矿相互包裹难解离，黄铜矿和辉钼矿可浮性接近难分离，故该矿属于难选多金属硫化矿。
1.原矿性质及物质成分分析：
1.1原矿光谱半定量分析结果见表1。
表1原矿光谱半定量分析结果
Figure BDA0002308361340000031
Figure BDA0002308361340000041
1.2.原矿化学多项分析结果见表2。
表2原矿化学多项分析结果
元素 Cu Mo Pb Zn Au* Ag* Co
含量(％) 0.14 0.082 0.0056 0.006 0.30 0.45 0.0017
元素 Bi Ga* Re* TFe WO<sub>3</sub> Sn Sb
含量(％) 0.0027 16.00 0.184 3.21 ＜0.01 ＜0.01 0.0011
元素 S As P Ni TC SiO<sub>2</sub> K<sub>2</sub>O
含量(％) 1.14 0.0015 0.051 0.0046 0.85 67.42 2.64
元素 Na<sub>2</sub>O MgO CaO Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub> / / /
含量(％) 0.93 1.32 3.80 9.84 / / /
注：*单位为克/吨。
1.3.原矿X射线衍射分析结果见表3
表3原矿X衍射分析结果
Figure BDA0002308361340000042
1.4.原矿铜和钼物相分析结果见下表4和表5。
表4原矿铜的物相分析结果
相名 氧化铜中铜 硫化铜中铜 结合相中铜 相和
品位(％) 0.004 0.13 0.007 0.141
分布率(％) 2.84 92.20 4.96 100.00
表5原矿钼的物相分析结果
相名 氧化矿中钼 钼钨钙中钼 硫化钼中钼 相和
品位(％) 0.004 0.004 0.074 0.082
分布率(％) 4.88 4.88 90.24 100.00
2.矿石化学分析结论
矿石化学分析结果表明，矿石中可供选矿回收的主要组分为铜和钼，其品位为0.14％和0.082％。矿石中可供综合回收的元素还有硫，其品位为1.14％。
矿石物相分析结果说明，矿石中铜和钼的赋存状态较为简单，铜主要以硫化铜形式存在的铜占92.20％，钼主要以硫化钼形式存在的钼占90.24％。
3.浮选流程
针对甘肃省天祝县毛藏寺铜钼矿矿石中的有用矿物辉钼矿和黄铜矿均具有较好的可浮性，采用铜-钼-硫依次选别的优先浮选流程，流程步骤附图1示出，具体浮选流程步骤包括：
步骤1，将原矿与石灰混合磨矿，磨矿精度-0.074mm达67.2％，其中石灰用量为2000g/t。
步骤21，磨矿后加入浮选药剂A进行一次粗选，得到精矿Ⅰ、尾矿Ⅰ；这里的浮选药剂A包括糊精、TS-1、2#油，用量依次为300g/t、10g/t、5g/t。
步骤22，精矿Ⅰ加入糊精进行一次精选，糊精的用量为150g/t，得到铜精矿、中矿10；中矿10回至步骤21与磨矿混合进行步骤21。
步骤23，尾矿Ⅰ加入糊精、TS-1进行一次扫选，糊精的用量为150g/t，TS-1的用量为10g/t，得到中矿9、尾矿A；中矿9回至步骤21与磨矿混合进行步骤21，尾矿A进入下一步骤。
步骤31，尾矿A加入浮选药剂B进行一次粗选，得到精矿Ⅱ、尾矿Ⅱ。浮选药剂B为TM-8，用量为50g/t。
步骤32，精矿Ⅱ进行第一次精选，得到精矿Ⅲ、中矿5；中矿5回至步骤31与尾矿A混合进行步骤31。
步骤33，精矿Ⅲ进行棒磨，精度-0.048mm达96-99％，而后加入浮选药剂D进行第二次精选，得到精矿Ⅳ、中矿6；中矿6回至步骤32与精矿Ⅱ混合进行步骤32。浮选药剂D包括硫化钠、巯基乙酸钠、2#油，用量依次为1000g/t、250g/t、5g/t。
步骤34，精矿Ⅳ中加入硫化钠、巯基乙酸钠进行第三次精选，得到精矿Ⅴ、中矿7；中矿7回至步骤33与精矿Ⅲ混合进行步骤33。硫化钠的用量为1000g/t、巯基乙酸钠的用量为250g/t。
步骤35，精矿Ⅴ中加入硫化钠、巯基乙酸钠进行第四次精选，得到钼精矿、中矿8；中矿8回至步骤34与精矿Ⅳ混合进行步骤34。硫化钠的用量为1000g/t、巯基乙酸钠的用量为250g/t。
步骤36，尾矿Ⅱ加入TM-8进行一次扫选，得到中矿4、尾矿B，中矿4回至步骤31与尾矿A混合进行步骤31，尾矿B进入下一步骤。
步骤41，尾矿B加入浮选药剂C进行一次粗选，得到精矿Ⅵ、尾矿Ⅲ。
步骤42，精矿Ⅵ进行第一次精矿，得到精矿Ⅶ、中矿2；中矿2回至步骤41与尾矿B混合进行步骤41。
步骤43，精矿Ⅶ进行第二次精选，得到硫精矿、中矿3；中矿3回至步骤42与精矿Ⅵ混合进行步骤42。
步骤44，尾矿Ⅲ加入硫酸、丁黄药进行一次扫选，硫酸的用量为500g/t、丁黄药的用量为50g/t，得到中矿1、尾矿D。中矿1回至步骤41与尾矿B混合进行步骤41。
浮选过程中，先通过一次粗选一次精选将铜精矿分离出来，一次扫选后剩余的尾矿A进行一次粗选四次精选将钼精矿分离，尾矿B通过一次粗选两次精矿一次扫选，最终得到硫精矿及最终的尾矿D。浮选过程产生的中矿均回至前步骤，形成闭路工艺，综合回收价值高。
4.实验结果
浮选闭路试验结果见表6
表6浮选闭路试验结果
Figure BDA0002308361340000061
铜精矿产品、硫精矿及钼精矿产品质量分析结果见表7、表8和表9。
表7铜精矿质量分析结果
Figure BDA0002308361340000062
注：*单位为克/吨
表8硫精矿质量分析结果
Figure BDA0002308361340000063
Figure BDA0002308361340000071
注：*单位为克/吨
表9钼精矿质量分析结果
化学成分 Mo Cu S Pb As CaO Bi
含量(％) 47.25 1.42 31.65 0.055 0.009 5.99 0.04
化学成分 P SiO<sub>2</sub> Sn WO<sub>3</sub> Re* Ga* Ag*
含量(％) 0.018 7.12 0.018 0.074 73.30 6.90 2.22
注：*单位为克/吨
最终分离的铜精矿、钼精矿、硫精矿获得了较为理想的选矿指标：
铜精矿：产率0.55％、Cu品位22.21％、Cu回收率89.13％；
钼精矿：产率0.13％、Mo品位47.25％、Mo回收率78.41％；
硫精矿：产率1.77％、S品位47.77％、S回收率74.07％。
其它金属：
对浮选闭路流程试验的原矿(银分析品位0.45g/t)、钼精矿、铜精矿、硫精矿及尾矿进行银元素的分析，化学分析结果见表10。
表10银元素化学分析结果
产品名称 产率(％) Ag品位(g/t) Ag回收率(％)
铜精矿 0.55 56.32 72.21
钼精矿 0.13 2.22 0.67
硫精矿 1.77 6.02 24.84
尾矿 97.55 ＜0.01 2.27
原矿 100.00 0.43 100.00
从表10结果可以看出，铜矿中银的综合回收品位要求为1g/t，该选矿样中的银未达到综合回收的标准。经过浮选闭路流程试验，银被富集到铜精矿、钼精矿及硫精矿中，铜精矿中银的品位为56.32％。
对浮选闭路流程试验的原矿(铼分析品位0.184g/t)、钼精矿、铜精矿、硫精矿及尾矿进行铼元素的分析，化学分析结果见表11。
表11铼元素化学分析结果
Figure BDA0002308361340000072
Figure BDA0002308361340000081
从表11结果可以看出，钼矿中铼的的综合回收品位要求为10g/t，原矿中的铼品位为0.184g/t，未达到钼矿综合回收的标准。经过浮选闭路流程试验，钼精矿中的铼品位为73.30g/t。
以上所述仅是本发明的较佳实施例而已，并非对本发明作任何形式上的限制，虽然本发明已以较佳实施例揭露如上，然而并非用以限定本发明，任何熟悉本专利的技术人员在不脱离本发明技术方案范围内，当可利用上述提示的技术内容作出些许更动或修饰为等同变化的等效实施例，但凡是未脱离本发明技术方案的内容，依据本发明的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、等同变化与修饰，均仍属于本发明方案的范围内。

Claims (8)

1.一种铜、钼、硫多金属分离浮选方法，其特征在于，包括以下步骤：
步骤1，将原矿与石灰混合磨矿，磨矿精度-0.074mm达60-70％；石灰用量为2000g/t；
步骤2，磨矿后加入浮选药剂A进行一次粗选一次精选一次扫选，得到铜精矿、尾矿A；浮选药剂A包括糊精、TS-1、2#油，用量依次为250～400g/t、8～14g/t、3～8g/t；
步骤3，尾矿A加入浮选药剂B进行一次粗选四次精选一次扫选，得到钼精矿、尾矿B；浮选药剂B为TM-8，用量为30～100g/t；
步骤4，尾矿B加入浮选药剂C进行一次粗选两次精矿一次扫选，得到硫精矿、尾矿D；浮选药剂C包括硫磺、丁黄药，用量分别为700～1300g/t、80～115g/t。
2.根据权利要求1所述的一种铜、钼、硫多金属分离浮选方法，其特征在于，所述步骤2包括：
步骤21，磨矿后加入浮选药剂A进行一次粗选，得到精矿Ⅰ、尾矿Ⅰ；
步骤22，精矿Ⅰ加入糊精进行一次精选，得到铜精矿、中矿10；中矿10回至步骤21与磨矿混合进行步骤21；
步骤23，尾矿Ⅰ加入糊精、TS-1进行一次扫选，得到中矿9、尾矿A；中矿9回至步骤21与磨矿混合进行步骤21，尾矿A进入下一步骤。
3.根据权利要求2所述的一种铜、钼、硫多金属分离浮选方法，其特征在于，所述步骤22中糊精的用量为130～165g/t；步骤23中糊精的用量为135～170g/t，TS-1的用量为7～12g/t。
4.根据权利要求1所述的一种铜、钼、硫多金属分离浮选方法，其特征在于，所述步骤3包括：
步骤31，尾矿A加入浮选药剂B进行一次粗选，得到精矿Ⅱ、尾矿Ⅱ；
步骤32，精矿Ⅱ进行第一次精选，得到精矿Ⅲ、中矿5；中矿5回至步骤31与尾矿A混合进行步骤31；
步骤33，精矿Ⅲ进行棒磨，精度-0.048mm达96-99％，而后加入浮选药剂D进行第二次精选，得到精矿Ⅳ、中矿6；中矿6回至步骤32与精矿Ⅱ混合进行步骤32；
步骤34，精矿Ⅳ中加入硫化钠、巯基乙酸钠进行第三次精选，得到精矿Ⅴ、中矿7；中矿7回至步骤33与精矿Ⅲ混合进行步骤33；
步骤35，精矿Ⅴ中加入硫化钠、巯基乙酸钠进行第四次精选，得到钼精矿、中矿8；中矿8回至步骤34与精矿Ⅳ混合进行步骤34；
步骤36，尾矿Ⅱ加入TM-8进行一次扫选，得到中矿4、尾矿B，中矿4回至步骤31与尾矿A混合进行步骤31，尾矿B进入下一步骤。
5.根据权利要求4所述的一种铜、钼、硫多金属分离浮选方法，其特征在于，所述浮选药剂D包括硫化钠、巯基乙酸钠、2#油，用量依次为800～1200g/t、210～310g/t、3～8g/t；所述步骤34中硫化钠的用量为850～1150g/t、巯基乙酸钠的用量为220～275g/t；所述步骤35中硫化钠的用量为800～1150g/t、巯基乙酸钠的用量为225～285g/t。
6.根据权利要求1所述的一种铜、钼、硫多金属分离浮选方法，其特征在于，所述步骤4包括：
步骤41，尾矿B加入浮选药剂C进行一次粗选，得到精矿Ⅵ、尾矿Ⅲ；
步骤42，精矿Ⅵ进行第一次精矿，得到精矿Ⅶ、中矿2；中矿2回至步骤41与尾矿B混合进行步骤41；
步骤43，精矿Ⅶ进行第二次精选，得到硫精矿、中矿3；中矿3回至步骤42与精矿Ⅵ混合进行步骤42；
步骤44，尾矿Ⅲ加入硫酸、丁黄药进行一次扫选，得到中矿1、尾矿D，中矿1回至步骤41与尾矿B混合进行步骤41。
7.根据权利要求6所述的一种铜、钼、硫多金属分离浮选方法，其特征在于，所述步骤44中硫酸的用量为465～545g/t、丁黄药的用量为42～62g/t。
8.根据权利要求1所述的一种铜、钼、硫多金属分离浮选方法，其特征在于，所述原矿中铜的品位为0.1～0.2％、钼的品位为0.05～0.1％、硫的品位为0.9～1.3％，其中铜主要以硫化铜形式存在，钼主要以硫化钼形式存在。
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Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101451187A (zh) * 2007-12-04 2009-06-10 灵宝市金源矿业有限责任公司 含钼多金属金矿资源综合回收方法
KR101191788B1 (ko) * 2011-04-18 2012-10-16 한국지질자원연구원 다단분쇄에 의한 몰리브덴광의 부유선별 방법
CN103861741A (zh) * 2012-12-14 2014-06-18 北京矿冶研究总院 碳质矿物抑制剂及多金属硫化矿的浮选方法
CN104162480A (zh) * 2014-07-24 2014-11-26 江西理工大学 一种铜钼铋硫多金属矿选矿的方法

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101451187A (zh) * 2007-12-04 2009-06-10 灵宝市金源矿业有限责任公司 含钼多金属金矿资源综合回收方法
KR101191788B1 (ko) * 2011-04-18 2012-10-16 한국지질자원연구원 다단분쇄에 의한 몰리브덴광의 부유선별 방법
CN103861741A (zh) * 2012-12-14 2014-06-18 北京矿冶研究总院 碳质矿物抑制剂及多金属硫化矿的浮选方法
CN104162480A (zh) * 2014-07-24 2014-11-26 江西理工大学 一种铜钼铋硫多金属矿选矿的方法

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