CN112317124A

CN112317124A - 从选钨尾砂中回收铜和云母矿物的方法

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Publication number: CN112317124A
Application number: CN202011139772.5A
Authority: CN
Inventors: 胡海祥; 黄文�; 黄万抚; 黄兴连; 徐国钻; 钟志强; 刘诗栋; 温珍生; 杨旺
Original assignee: COLLEGE OF APPLIED SCIENCE JIANGXI UNIVERSITY OF SCIENCE AND TECHNOLOGY; Chongyi Zhangyuan Tungsten Co Ltd
Current assignee: COLLEGE OF APPLIED SCIENCE JIANGXI UNIVERSITY OF SCIENCE AND TECHNOLOGY; Chongyi Zhangyuan Tungsten Co Ltd
Priority date: 2020-10-22
Filing date: 2020-10-22
Publication date: 2021-02-05

Abstract

本发明公开了一种从选钨尾砂中回收铜和云母矿物的方法，通过将选钨尾砂经第一调浆作业和铜粗选、扫选和精选作业得到铜精矿，在云母回收工艺中对选铜尾矿采用泰勒标准筛进行筛分作业，得到的筛上产品经第二调浆作业后进入云母浮选作业，再经过云母粗选、扫选和精选作业得到高质量的云母精矿。本发明工艺先进，分选指标好，有价矿物回收率高，操作稳定，可浮选粒度下限低，实现了对极细选钨尾砂中铜和云母的回收，提高了有价矿物资源综合回收利用率，为企业带来可观的经济效益。

Description

从选钨尾砂中回收铜和云母矿物的方法

技术领域

本发明涉及一种选钨尾矿的有价矿物回收方法，属于矿物加工领域，具体涉及一种从选钨尾砂中回收铜和云母矿物的方法。

背景技术

我国属于人均矿产资源贫乏的国家，80％的矿产资源为共伴生矿，选矿厂将目的有价矿物富集后排放的尾砂中经常赋存部分难选的伴生有价矿物，如果能回收既节约资源，又给企业带来经济效益，并且会大量减少尾砂排放量和减轻固废污染。钨是国家战略资源，是现代工业的营养剂，钨金属的价值越来越重要，钨选矿厂为了提高钨金属的作业回收率，磨矿作业经常将钨矿石的原矿磨至-0.075mm(含量80％)以上，导致钨矿石的伴生有价矿物变成大量极细的次生矿泥并进入选钨尾砂，进而从选钨尾砂中回收其中的伴生有价矿物的难度大大增加。

极细颗粒一直是选矿作业的难点，当颗粒粒级-0.038mm含量达到50％及以上时，颗粒泥化非常严重，结果是颗粒比表面积和表面能大大增加，浮选作业中对捕收剂的吸附能力增强且选择性非常差，抑制剂也出现无选择性抑制矿物，浮选时有价矿物和脉石矿物相互夹杂，正负带电颗粒无选择性成团吸附，导致精矿品位和回收率都难以提高。为保证浮选的有效进行，一般应预先进行脱泥作业，将极细颗粒脱除掉，然后再进行浮选。

我国是世界最大的铜消费国，铜工业是国民经济中的重要行业。获得铜矿物尤其是硫化铜矿物的选矿方法主要是浮选法，一般硫化铜矿物、易选混合铜矿物和易选氧化铜矿物都采用浮选法处理。云母是重要的非金属资源，在现代工业中广泛应用。回收云母矿物常采用浮选法，一般是在酸性矿浆中使用阳离子捕收剂或在碱性矿浆中使用阴阳离子混合捕收剂进行浮选处理。

钨选矿厂选钨后的尾砂经常是极细颗粒(-0.038mm含量达到50％以上，-0.026mm含量达到45％以上)，当中常存在低品位的含硫化铜较多的铜矿物和极细的云母矿物，Cu品位一般达到0.10％左右，云母含量(包括白云母和黑云母)可达到10～30％，回收其中的铜和云母矿物，具有较高的经济价值和社会效益。

发明内容

本发明旨在至少在一定程度上解决相关技术中的技术问题之一。为此，本发明的一个目的在于提出一种从选钨尾砂中回收铜和云母矿物的方法，通过将选钨尾砂经第一调浆作业和铜粗选、扫选和精选作业得到铜精矿。在云母回收工艺中将选铜尾矿采用泰勒标准筛进行筛分作业，得到的筛上产品经第二调浆作业后进入云母浮选作业，再经过云母粗选、扫选和精选作业得到高质量的云母精矿。该工艺先进，分选指标好，有价矿物回收率高，操作稳定，可浮选粒度下限低，实现了对极细选钨尾砂中铜和云母的回收，提高了有价矿物资源综合回收利用率，为企业带来可观的经济效益。

在本发明的第一个方面，本发明提出了一种从选钨尾砂中回收铜和云母矿物的方法。根据本发明的实施例，所述方法包括：

(1)将选钨尾砂与水混合进行第一调浆，以便得到第一矿浆，所述第一矿浆的浓度为30～35wt％；

(2)将所述第一矿浆与MOS-2、MA-1和JT2000混合进行铜粗选，以便得到铜粗精矿和铜粗选底流；

(3)将所述铜粗精矿进行铜精选，以便得到铜精矿和铜精选中矿；

(4)将所述铜粗选底流与MOS-2、MA-1和JT2000混合进行铜扫选，以便得到选铜尾矿和铜扫选中矿；

(5)将所述选铜尾矿进行筛分，以便得到筛上产品和终尾矿；

(6)将所述筛上产品与水混合进行第二调浆，以便得到第二矿浆，所述第二矿浆的浓度为16～20wt％；

(7)调整所述第二矿浆的pH，然后将其与水玻璃、六偏磷酸钠、油酸钠、十八胺、十二胺和JT2000混合进行云母粗选，以便得到云母粗精矿和云母粗选底流；

(8)将所述云母粗精矿进行云母精选，以便得到云母精矿和云母精选中矿；

(9)将所述云母粗选底流与水玻璃、油酸钠和十二胺混合进行云母扫选，以便得到云母扫选中矿和云母扫选尾矿。

根据本发明实施例的从选钨尾砂中回收铜和云母矿物的方法，通过将选钨尾砂与水混合进行第一调浆，并且控制得到的第一矿浆的浓度为30～35wt％，然后加入MOS-2、MA-1和JT2000混合药剂对第一矿浆进行铜粗选，即对第一矿浆进行高浓度浮选，实现铜矿物的易选易浮，再对得到的含有铜矿物的铜粗精矿进行铜精选，即可分离得到铜精矿，同时将铜粗选得到的铜粗选底流与MOS-2、MA-1和JT2000混合药剂混合进行铜扫选，并对得到的选铜尾矿采用泰勒标准筛(筛网孔径为0.026mm)进行筛分作业，脱除难选的-0.026mm极细颗粒，得到的+0.026mm筛上产品经第二调浆至浓度为16～20wt％后进行云母粗选作业，即对云母进行低浓度浮选，在粗选作业中使用碳酸钠和氢氧化钠调整pH，再加入水玻璃、六偏磷酸钠、油酸钠、十八胺、十二胺和JT2000，消除矿浆中难免离子对云母浮选的影响，充分分散矿浆颗粒和抑制石英、绿泥石等脉石矿物，强化对云母矿物的捕收浮选，然后对得到的云母粗精矿进行云母精选即可分离得到云母精矿，将云母粗选底流与水玻璃、油酸钠和十二胺混合进行云母扫选分离得到云母扫选中矿和云母扫选尾矿。由此，本发明的方法先进，分选指标好，有价矿物回收率高，操作稳定，可浮选粒度下限低，实现了对极细选钨尾砂中铜和云母的回收，提高了有价矿物资源回收效率，为企业带来可观的经济效益。

另外，根据本发明上述实施例的从选钨尾砂中回收铜和云母矿物的方法还可以具有如下附加的技术特征：

在本发明的一些实施例中，在步骤(1)中，所述选钨尾砂的细度为-0.075mm含量≥80％、-0.038mm含量≥50％、-0.028mm含量≥45％。

在本发明的一些实施例中，在步骤(2)中，基于1t所述选钨尾砂干矿，所述MOS-2用量为25～30g，所述MA-1的用量20～25g，所述JT2000用量为20g。由此，可以实现铜矿物的高效浮选。

在本发明的一些实施例中，上述步骤(3)按照系列步骤进行：(3-1)将所述铜粗精矿进行第一铜精选，以便得到第一铜精选泡沫产品和第一铜精选中矿，并将所述第一铜精选中矿返回至步骤(2)进行所述铜粗选；(3-2)将所述第一铜精选泡沫产品进行第二铜精选，以便得到第二铜精选泡沫产品和第二铜精选中矿，并将所述第二铜精选中矿返回至步骤(3-1)进行所述第一铜精选；(3-3)将所述第二铜精选泡沫产品进行第三铜精选，以便得到所述铜精矿和所述第三铜精选中矿，并将所述第三铜精选中矿返回至步骤(3-2)进行所述第二铜精选。由此，可以实现铜精矿的回收。

在本发明的一些实施例中，在步骤(4)中，基于1t所述选钨尾砂干矿，所述MOS-2用量为12～15g，所述MA-1用量为10～12g，所述JT2000用量为10g。由此，可以提高铜精矿回收率。

在本发明的一些实施例中，在步骤(4)中，所述铜扫选中矿返回至步骤(2)进行所述铜粗选。由此，可以提高铜精矿回收率。

在本发明的一些实施例中，在步骤(5)中，所述筛分采用的筛网孔径为0.026mm。

在本发明的一些实施例中，在步骤(7)中，采用碳酸钠和氢氧化钠将所述第二矿浆的pH调整至10.5～11。

在本发明的一些实施例中，在步骤(7)中，基于1t所述选钨尾砂干矿，所述碳酸钠的用量为300～400g，所述氢氧化钠的用量为100～120g。

在本发明的一些实施例中，在步骤(7)中，基于1t所述选钨尾砂干矿，所述水玻璃的用量为1500～1800g，所述六偏磷酸钠的用量为500～700g，所述油酸钠的用量为150～200g，所述十八胺的用量为30～50g，所述十二胺的用量为100～120g，所述JT2000的用量为20g。由此，可以实现云母的高效浮选。

在本发明的一些实施例中，上述步骤(8)按照系列步骤进行：(8-1)将所述云母粗精矿进行第一云母精选，以便得到第一云母精选泡沫产品和第一云母精选中矿；(8-2)将所述第一云母精选泡沫产品与水玻璃和JT2000混合进行第二云母精选，以便得到第二云母精选泡沫产品和第二云母精选中矿；(8-3)将所述第二云母精选泡沫产品进行第三云母精选，以便得到第三云母精选泡沫产品和第三云母精选中矿；(8-4)将所述第三云母精选泡沫产品与水玻璃和JT2000混合进行第四云母精选，以便得到第四云母精选泡沫产品和第四云母精选中矿；(8-5)将所述第四云母精选泡沫产品进行第五云母精选，以便得到所述云母精矿和第五云母精选中矿。由此，可以实现云母精矿的回收。

在本发明的一些实施例中，在步骤(8-2)中，基于1t所述选钨尾砂干矿，所述水玻璃的用量为200～300g，所述JT2000的用量为15g。由此，可以提高云母的回收率。

在本发明的一些实施例中，在步骤(8-4)中，基于1t所述选钨尾砂干矿，所述水玻璃的用量为100～200g，所述JT2000的用量为10g。由此，可以提高云母的回收率。

在本发明的一些实施例中，上述方法进一步包括：(10)将所述第一云母精选中矿、所述第二云母精选中矿、所述第三云母精选中矿、所述第四云母精选中矿、所述第五云母精选中矿和所述云母扫选中矿合并后返回至步骤(5)进行所述筛分。由此，可以提高云母回收率。

在本发明的一些实施例中，在步骤(9)中，基于1t所述选钨尾砂干矿，所述水玻璃的用量为500～600g，所述油酸钠的用量为75～100g，所述十二胺的用量为50～60g。由此，可以提高云母回收率。

在本发明的一些实施例中，进一步包括：(11)将步骤(9)中获得的所述云母扫选尾矿合并到步骤(5)获得的所述终尾矿中去。

本发明的附加方面和优点将在下面的描述中部分给出，部分将从下面的描述中变得明显，或通过本发明的实践了解到。

附图说明

本发明的上述和/或附加的方面和优点从结合下面附图对实施例的描述中将变得明显和容易理解，其中：

图1是根据本发明一个实施例的从选钨尾砂中回收铜和云母矿物的方法工艺流程图；

图1中的药剂代号是：a：MOS-2(捕收剂)，b：MA-1(捕收剂)，c：JT2000(起泡剂)，d：Na₂CO₃(调整剂)，e：NaOH(调整剂)，f：水玻璃(分散剂兼抑制剂)，g：六偏磷酸钠用量(分散剂兼抑制剂)，h：油酸钠(捕收剂)，i：十八胺(捕收剂)，j：十二胺(捕收剂)。

图2是根据本发明一个实施例的从选钨尾砂中回收铜和云母矿物的方法流程示意图；

图3是根据本发明再一个实施例的对铜粗精矿进行铜精选流程示意图；

图4是根据本发明再一个实施例的对云母粗精矿进行云母精选流程示意图；

图5是根据本发明再一个实施例的从选钨尾砂中回收铜和云母矿物的方法流程示意图。

具体实施方式

下面详细描述本发明的实施例，所述实施例的示例在附图中示出。下面通过参考附图描述的实施例是示例性的，旨在用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。

本发明提出了一种从选钨尾砂中回收铜和云母矿物的方法，参考图1和图2，该方法包括：

S100：将选钨尾砂与水混合进行第一调浆

该步骤中，将选钨尾砂1与水混合进行第一调浆2作业，搅拌时间为8～10min，以便得到第一矿浆，并且控制该第一矿浆的浓度为30～35wt％。其中上述选钨尾砂的细度为-0.075mm含量≥80％、-0.038mm含量≥50％、-0.028mm含量≥45％。发明人发现，当矿浆浓度大于35wt％时，颗粒容易团聚不易分散，颗粒相互夹杂影响浮选效率，当矿浆浓度小于30wt％时，水耗增大，药剂浓度降低不利于浮选，第一次调浆中将矿浆调至高浓度(30～35wt％)最为合适，可以实现铜精矿的高浓度浮选，并且将矿浆调整到后续有利于药剂与矿物相互作用的合适环境，实现铜精矿的易选易浮。

S200：将第一矿浆与MOS-2、MA-1和JT2000混合进行铜粗选

该步骤中，将上述第一矿浆与MOS-2、MA-1和JT2000混合进行铜粗选3作业，以便得到铜粗精矿7和铜粗选底流8。在本发明的一些实施例中，在步骤(2)中，基于1t所述选钨尾砂干矿，上述MOS-2用量为25～30g，上述MA-1的用量20～25g，上述JT2000用量为20g。发明人发现，通过采用上述添加量的选择性好的MOS-2、捕收能力强的MA-1作为混合捕收剂浮选铜矿物，可以实现铜矿物的高效浮选。

S300：将铜粗精矿进行铜精选

该步骤中，将上述铜粗精矿7进行铜精选，以便得到铜精矿15和铜精选中矿9-11。根据本发明的一个实施例，参考图3，将上述铜粗精矿进行铜精选可以采用下列步骤进行：

S310：将铜粗精矿进行第一铜精选

该步骤中，将上述铜粗精矿7不加药剂进行第一铜精选4作业，以便得到第一铜精选泡沫产品和第一铜精选中矿9，并将上述第一铜精选中矿9返回至S200进行上述铜粗选。

S320：将第一铜精选泡沫产品进行第二铜精选

该步骤中，将上述第一铜精选泡沫产品不加药剂进行第二铜精选5作业，以便得到第二铜精选泡沫产品和第二铜精选中矿10，并将上述第二铜精选中矿10返回至S310进行上述第一铜精选。

S330：将第二铜精选泡沫产品进行第三铜精选

该步骤中，将上述第二铜精选泡沫产品不加药剂进行第三铜精选6作业，以便得到上述铜精矿15和第三铜精选中矿11，并将第三铜精选中矿11返回至S320进行上述第二铜精选。

S400：将铜粗选底流与MOS-2、MA-1和JT2000混合进行铜扫选

该步骤中，将上述铜粗选底流8与MOS-2、MA-1和JT2000混合进行铜扫选13作业，以便得到选铜尾矿14和铜扫选中矿12。进一步地，基于1t所述选钨尾砂干矿，上述MOS-2用量为12～15g，上述MA-1用量为10～12g，上述JT2000用量为10g。发明人发现，在铜粗选3作业中没有上浮的铜矿物可以在铜扫选13中有效上浮，为此，铜扫选13作业提高了铜矿物的回收率。值得注意的是，上述铜扫选中矿12返回至S200进行上述铜粗选。

S500：将选铜尾矿进行筛分

该步骤中，将上述选铜尾矿14进行筛分16作业，以便得到筛上产品17和终尾矿18。具体地，筛分16采用泰勒标准筛，筛网孔径为0.026mm，得到+0.026mm的筛上产品17，筛下的-0.026mm的极细颗粒产品即为终尾矿18。发明人发现，-0.026mm的极细云母颗粒不易上浮，且存在其他极细脉石矿物(如石英、绿泥石等)带电严重，它们与云母相互团聚包裹，容易降低云母的浮选效率或影响云母精矿品位，为此，浮选作业中采用筛分作业脱除极细的-0.026mm颗粒。

S600：将筛上产品与水混合进行第二调浆

该步骤中，将上述筛上产品17与水混合进行第二调浆19作业，搅拌时间为5～6min，以便得到第二矿浆，并且控制该第二矿浆的浓度为16～20wt％。发明人发现，第二次调浆中将矿浆调至低浓度(16～20wt％)，有利于颗粒相互分散，减轻颗粒带电产生的夹杂包裹问题，可以实现云母的低浓度浮选，并且将矿浆调整到后续有利于药剂与矿物相互作用的合适环境，实现云母精矿的易选易浮。

S700：调整第二矿浆的pH，然后将其与水玻璃、六偏磷酸钠、油酸钠、十八胺、十二胺和JT2000混合进行云母粗选

该步骤中，调整上述第二矿浆的pH，然后将其与水玻璃、六偏磷酸钠、油酸钠、十八胺、十二胺和JT2000混合进行云母粗选20作业，以便得到云母粗精矿26和云母粗选底流27。具体地，采用碳酸钠和氢氧化钠将上述第二矿浆的pH调整至10.5～11。同时，基于1t所述选钨尾砂干矿，上述碳酸钠的用量为300～400g，上述氢氧化钠的用量为100～120g。进一步地，基于1t所述选钨尾砂干矿，上述水玻璃的用量为1500～1800g，上述六偏磷酸钠的用量为500～700g，上述油酸钠的用量为150～200g，上述十八胺的用量为30～50g，上述十二胺的用量为100～120g，上述JT2000的用量为20g。发明人发现，碳酸钠和氢氧化钠能有效消除矿浆中的难免离子(如Ca²⁺、Mg²⁺、Fe³⁺等)，形成有利于捕收剂与云母结合的矿浆环境，水玻璃、六偏磷酸钠能有效分散矿浆颗粒和抑制硅酸盐矿物等。

S800：将云母粗精矿进行云母精选

该步骤中，将上述云母粗精矿26进行云母精选，以便得到云母精矿36和云母精选中矿28-32。根据本发明的一个实施例，参考图4，将上述云母粗精矿26进行云母精选可以采用下列步骤进行：

S810：将云母粗精矿进行第一云母精选

该步骤中，将上述云母粗精矿26不加药剂进行第一云母精选21作业，以便得到第一云母精选泡沫产品和第一云母精选中矿28。

S820：将第一云母精选泡沫产品与水玻璃和JT2000混合进行第二云母精选

该步骤中，将上述第一云母精选泡沫产品与水玻璃和JT2000混合进行第二云母精选22作业，以便得到第二云母精选泡沫产品和第二云母精选中矿29。具体地，基于1t所述选钨尾砂干矿，上述水玻璃的用量为200～300g，上述JT2000的用量为15g。

S830：将第二云母精选泡沫产品进行第三云母精选

该步骤中，将上述第二云母精选泡沫产品不加药剂进行第三云母精选23作业，以便得到第三云母精选泡沫产品和第三云母精选中矿30。

S840：将第三云母精选泡沫产品与水玻璃和JT2000混合进行第四云母精选

该步骤中，将上述第三云母精选泡沫产品与水玻璃和JT2000混合进行第四云母精选24作业，以便得到第四云母精选泡沫产品和第四云母精选中矿31。具体地，基于1t所述选钨尾砂干矿，上述水玻璃的用量为100～200g，上述JT2000的用量为10g。

S850：将第四云母精选泡沫产品进行第五云母精选

该步骤中，将上述第四云母精选泡沫产品不加药剂进行第五云母精选25作业，以便得到上述云母精矿36和第五云母精选中矿32。

S900：将云母粗选底流与水玻璃、油酸钠和十二胺混合进行云母扫选

该步骤中，将上述步骤S700得到的云母粗选底流27与水玻璃、油酸钠和十二胺混合进行云母扫选，以便得到云母扫选中矿33和云母扫选尾矿35。具体的，该步骤中，基于1t选钨尾砂干矿，水玻璃的用量为500～600g，油酸钠的用量为75～100g，十二胺的用量为50～60g。

进一步地，参考图5，本发明上述从选钨尾砂中回收铜和云母矿物的方法还包括：

S1000：将上述步骤S800中得到的第一云母精选中矿、第二云母精选中矿、第三云母精选中矿、第四云母精选中矿、第五云母精选中矿和步骤S900得到的云母扫选中矿合并后返回至S500进行筛分

该步骤中，通过将上述步骤S800中得到的第一云母精选中矿28、第二云母精选中矿29、第三云母精选中矿30、第四云母精选中矿31、第五云母精选中矿32和步骤S900得到的云母扫选中矿33合并后返回至S500进行筛分，可以实现第一云母精选中矿、第二云母精选中矿、第三云母精选中矿、第四云母精选中矿、第五云母精选中矿和云母扫选中矿中云母的再回收，从而提高云母的回收率。

S1100：将云母扫选尾矿合并到终尾矿中

该步骤中，将步骤S900得到的云母扫选尾矿35合并到步骤S500获得的终尾矿18中。

根据本发明实施例的从选钨尾砂中回收铜和云母矿物的方法，通过将选钨尾砂经第一调浆作业调至合适的作业环境，在铜浮选作业中采用选择性好的MOS-2和捕收能力强的MA-1混合药剂捕收铜矿物，经过一粗一扫三精作业得到铜精矿。在云母回收工艺中将选铜尾矿采用泰勒标准筛(筛网孔径为0.026mm)进行筛分作业，脱除难选的-0.026mm极细颗粒，得到的+0.026mm筛上产品经第二调浆作业后进入云母浮选作业，在粗选作业中使用组合调整剂、组合分散剂和混合捕收剂，消除矿浆中难免离子对云母浮选的影响，充分分散矿浆颗粒和抑制石英、绿泥石等脉石矿物，强化对云母矿物的捕收浮选，浮选过程中产生的全部中矿合并返回筛分作业段，经脱水脱药后再次进入第二次调浆作业，经过一粗一扫五精作业得到高质量的云母精矿。利用本发明的浮选工艺，获得的铜精矿产率≥0.296％、Cu品位≥20.36％、Cu回收率≥56.91％；云母精矿产率≥13.291％、白云母含量≥73.36％、黑云母含量≥21.68％、云母回收率≥42.89％。由此，本发明工艺先进，分选指标好，有价矿物回收率高，操作稳定，可浮选粒度下限低，实现了对极细选钨尾砂中铜和云母的回收，提高了有价矿物资源回收效率，为企业带来可观的经济效益。

下面参考具体实施例，对本发明进行描述，需要说明的是，这些实施例仅仅是描述性的，而不以任何方式限制本发明。

本发明主要包括铜浮选作业和云母浮选作业。

铜浮选作业的主要工艺流程如下：选钨尾砂1→第一调浆2→铜粗选3，得到铜粗精矿7和铜粗选底流8，铜粗精矿7→第一铜精选4→第二铜精选5→第三铜精选6，得到铜精矿15；铜粗选底流8→铜扫选13，排出选铜尾矿14；铜浮选作业的中矿循序返回到上一作业段。

云母浮选作业的主要工艺流程如下：选铜尾矿14经筛分16，得到筛上产品17和筛下的极细颗粒产品(终尾矿18)，筛上产品17→第二调浆19→云母粗选20，得到云母粗精矿26和云母粗选底流27，云母粗精矿26→第一云母精选21→第二云母精选22→第三云母精选23→第四云母精选24→第五云母精选25，得到云母精矿36；云母粗选底流27→云母扫选34，排出云母扫选尾矿35；第一云母精选中矿28、第二云母精选中矿29、第三云母精选中矿30、第四云母精选中矿31、第五云母精选中矿32和云母扫选中矿33合并返回筛分16；云母扫选尾矿35合并到终尾矿18中。

实施例所用的极细粒选钨尾砂来自某钨矿山选矿厂选钨后的尾砂，所涉及百分比均为质量百分比，主要元素或矿物组成为：Cu 0.11％、石英45.46％、白云母21.22％、黑云母8.64％，钠长石4.19％、钾长石1.54％、绿泥石6.89％，铜矿物主要以黄铜矿为主。选钨尾砂粒级分布见下表：

粒级/mm	各粒级所占百分比/％	筛下累计百分比/％
			>0.075	16.11	100.00
0.075～0.045	18.95	83.89
			0.045～0.038	7.73	64.94
0.038～0.032	3.77	57.21
			0.032～0.028	5.12	53.44
0.028～0.026	8.06	48.32
			<0.026	40.26	40.26
合计	100.00

实施例1

选钨尾砂1进入第一调浆2，在第一调浆2中加水使其质量浓度为30.25％，搅拌8.5min；第一调浆后的产品进入铜粗选3，在铜粗选3中依次加入MOS-2用量25g/t、MA-1用量20g/t、JT2000用量20g/t，进行铜粗选3；在第一铜精选4、第二铜精选5、第三铜精选6中都不加药剂，进行空白精选；第三铜精选6的泡沫产品为铜精矿15；铜粗选3的底流8进入铜扫选13，在铜扫选13中依次加入MOS-2用量12g/t、MA-1用量10g/t、JT2000用量10g/t，进行铜扫选13，铜扫选13排出选铜尾矿14；铜浮选作业的中矿循序返回到上一作业段。

将选铜尾矿14采用筛网孔径为0.026mm的泰勒标准筛进行筛分16，得到筛上产品17和终尾矿18；筛上产品17进入第二调浆19，在第二调浆19中加水使其质量浓度为16.36％，搅拌5.5min；第二次调浆后的产品进入云母粗选20，在云母粗选20中加入Na₂CO₃用量300g/t、NaOH用量100g/t，调节矿浆pH值至10.5，再依次加入水玻璃用量1500g/t、六偏磷酸钠用量500g/t、油酸钠用量150g/t、十八胺用量30g/t、十二胺用量100g/t、JT2000用量20g/t，进行云母粗选20；第一云母精选21、第三云母精选23、第五云母精选25中都不加药剂，进行空白精选；在第二云母精选22中依次加入水玻璃用量200g/t、JT2000用量15g/t进行浮选；在第四云母精选24中依次加入水玻璃用量100g/t、JT2000用量10g/t进行浮选；第五云母精选25的泡沫产品为云母精矿36；云母粗选20的底流27进入云母扫选34，云母扫选34中依次加入水玻璃用量500g/t、油酸钠用量75g/t、十二胺用量50g/t进行浮选，云母扫选34排出云母扫选尾矿35；第一云母精选中矿28、第二云母精选中矿29、第三云母精选中矿30、第四云母精选中矿31、第五云母精选中矿32和云母扫选中矿33合并返回筛分16；云母扫选尾矿35合并到终尾矿18中。

实施例2

实施例2除以下不同外，其它与实施例1相同。

第一调浆2的质量浓度为34.31％，搅拌9.5min；铜粗选3中加入MOS-2用量30g/t、MA-1用量25g/t；铜扫选13中加入MOS-2用量15g/t、MA-1用量12g/t；第二调浆19的质量浓度为19.62％，搅拌6.0min；云母粗选20中加入Na₂CO₃用量400g/t、NaOH用量120g/t，调节矿浆pH值至11，再依次加入水玻璃用量1800g/t、六偏磷酸钠用量700g/t、油酸钠用量200g/t、十八胺用量50g/t、十二胺用量120g/t；第二云母精选22中加入水玻璃用量300g/t；第四云母精选24中加入水玻璃用量200g/t；云母扫选34中加入水玻璃用量600g/t、油酸钠用量100g/t、十二胺用量60g/t。

表1实施例1-2的工艺指标结果

表2实施例1-2的云母精矿筛析结果

结论，从以上两个实施例的实施情况表明，本发明工艺先进，分选指标好，回收率高，操作稳定，实现了对极细选钨尾砂中铜和云母矿物的回收，提高了资源综合回收效率。

在本说明书的描述中，参考术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不必须针对的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。此外，在不相互矛盾的情况下，本领域的技术人员可以将本说明书中描述的不同实施例或示例以及不同实施例或示例的特征进行结合和组合。

尽管上面已经示出和描述了本发明的实施例，可以理解的是，上述实施例是示例性的，不能理解为对本发明的限制，本领域的普通技术人员在本发明的范围内可以对上述实施例进行变化、修改、替换和变型。

Claims

1.一种从选钨尾砂中回收铜和云母矿物的方法，其特征在于，包括：

(5)将所述选铜尾矿进行筛分，以便得到筛上产品和终尾矿；

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤(1)中，所述选钨尾砂的细度为-0.075mm含量≥80％、-0.038mm含量≥50％、-0.028mm含量≥45％。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤(2)中，基于1t所述选钨尾砂干矿，所述MOS-2用量为25～30g，所述MA-1的用量20～25g，所述JT2000用量为20g。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(3)按照下列步骤进行：

(3-1)将所述铜粗精矿进行第一铜精选，以便得到第一铜精选泡沫产品和第一铜精选中矿，并将所述第一铜精选中矿返回至步骤(2)进行所述铜粗选；

(3-2)将所述第一铜精选泡沫产品进行第二铜精选，以便得到第二铜精选泡沫产品和第二铜精选中矿，并将所述第二铜精选中矿返回至步骤(3-1)进行所述第一铜精选；

(3-3)将所述第二铜精选泡沫产品进行第三铜精选，以便得到所述铜精矿和第三铜精选中矿，并将所述第三铜精选中矿返回至步骤(3-2)进行所述第二铜精选。

5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤(4)中，基于1t所述选钨尾砂干矿，所述MOS-2用量为12～15g，所述MA-1用量为10～12g，所述JT2000用量为10g；

任选地，在步骤(4)中，所述铜扫选中矿返回至步骤(2)进行所述铜粗选。

6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤(5)中，所述筛分采用的筛网孔径为0.026mm。

7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤(7)中，采用碳酸钠和氢氧化钠将所述第二矿浆的pH调整至10.5～11；

任选地，基于1t所述选钨尾砂干矿，所述碳酸钠的用量为300～400g，所述氢氧化钠的用量为100～120g。

8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤(7)中，基于1t所述选钨尾砂干矿，所述水玻璃的用量为1500～1800g，所述六偏磷酸钠的用量为500～700g，所述油酸钠的用量为150～200g，所述十八胺的用量为30～50g，所述十二胺的用量为100～120g，所述JT2000的用量为20g。

9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(8)按照下列步骤进行：

(8-1)将所述云母粗精矿进行第一云母精选，以便得到第一云母精选泡沫产品和第一云母精选中矿；

(8-2)将所述第一云母精选泡沫产品与水玻璃和JT2000混合进行第二云母精选，以便得到第二云母精选泡沫产品和第二云母精选中矿；

(8-3)将所述第二云母精选泡沫产品进行第三云母精选，以便得到第三云母精选泡沫产品和第三云母精选中矿；

(8-4)将所述第三云母精选泡沫产品与水玻璃和JT2000混合进行第四云母精选，以便得到第四云母精选泡沫产品和第四云母精选中矿；

(8-5)将所述第四云母精选泡沫产品进行第五云母精选，以便得到所述云母精矿和第五云母精选中矿；

任选地，在步骤(8-2)中，基于1t所述选钨尾砂干矿，所述水玻璃的用量为200～300g，所述JT2000的用量为15g；

任选地，在步骤(8-4)中，基于1t所述选钨尾砂干矿，所述水玻璃的用量为100～200g，所述JT2000的用量为10g。

10.根据权利要求9所述的方法，其特征在于，进一步包括：

(10)将所述第一云母精选中矿、所述第二云母精选中矿、所述第三云母精选中矿、所述第四云母精选中矿、所述第五云母精选中矿和所述云母扫选中矿合并后返回至步骤(5)进行所述筛分。

11.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤(9)中，基于1t所述选钨尾砂干矿，所述水玻璃的用量为500～600g，所述油酸钠的用量为75～100g，所述十二胺的用量为50～60g。

12.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，进一步包括：

(11)将步骤(9)中获得的所述云母扫选尾矿合并到步骤(5)获得的所述终尾矿中去。