CN116651619A - 铜钼矿浮选分离方法 - Google Patents
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Abstract
本申请提供一种铜钼矿浮选分离方法，将铜钼原矿通过铜钼混合浮选、铜钼分离、选铜浮选的流程浮选得到铜精矿和钼精矿。并在浮选过程中通过配制浓度为40～47％wt的原矿矿浆进行铜钼混合浮选，以及配制浓度为48‑50％wt高浓度铜钼混合矿浆进行铜钼分离浮选，在上述高浓度矿浆的浮选中，采用本申请提供的钼矿浮选分离方法，具有减少矿浆体积，节约浮选中水、电、药的消耗，降低选矿成本、提升单位时间处理量，提高选矿效率，节约选矿时间的有益效果。
Description
技术领域
本申请涉及金属矿浮选技术领域，尤其涉及一种铜钼矿浮选分离方法。
背景技术
钼是重要的稀有金属和战略储备资源，平均含量在地壳中只占十万分之一。它具有优异的性能，如高熔点、耐高温和良好的热硬性等，被广泛应用于机械制造、冶金、电子、船舶、化工、航空航天等行业。辉钼矿是提取钼的最主要来源，辉钼矿除了极少数以单一矿床存在，其它大部分广泛与硫化矿物共生，尤其是硫化铜矿物共生。据统计，世界上近75％的铜和50％的钼产自于铜钼矿石。斑岩型铜矿是铜钼矿石的主要类型，其中铜钼主要以黄铜矿和辉钼矿形式存在。这类矿石具有结构致密、嵌布粒度细等特点，且两者之间润湿性差异小，可浮性比较接近，导致两者难以分离。铜钼分离已成为选矿领域的重难点问题。
铜钼矿石一般采用浮选方法进行分离，主要包括：混合浮选、优先浮选和等可浮选这三种浮选方式。其中，由于混合浮选宜于处理原矿较贫的矿石，可有效地提高铜钼的回收率，因而成为目前工业上应用最为广泛的工艺。该工艺主要通过原矿磨矿、分级、浮选钼、浮选铜等过程获得铜精矿和钼精矿。但是，传统的选矿工艺由于分级溢流入选矿浆浓度低、浮选过程中泡沫冲泡水多、矿浆体积大、流程长，导致很难进一步提高钼选矿回收率和精矿品位，同时还存在水电药耗高，操作稳定性差，造成选矿成本高等问题。
发明内容
本申请提供一种铜钼矿浮选分离方法，用以解决上述现有技术中浮选分离铜钼矿时存在的问题。
本申请提供一种铜钼矿浮选分离方法，包括如下步骤：
a)将铜钼原矿破碎后进行球磨，磨矿细度～0.074mm占45～50％，加入碱调节pH为7.8～8.5制得浓度为40～47％wt的原矿矿浆；
b)向原矿矿浆中加入2#油、柴油和乙硫氨酯，采用一粗选一精选三扫选中矿循序返回的混合浮选工艺，进行混合粗选得到铜钼混合精矿；
c)将铜钼混合精矿筛分后进行再次球磨，磨矿细度为～0.043mm占80～90％，并配制成浓度为48-50％wt铜钼混合矿浆；
d)向铜钼混合矿浆中加入抑制剂，采用二精选三扫选中矿循序返回的浮选工艺，进行铜钼分离得到钼精矿和粗铜矿；
e)将粗铜矿配制成浓度为10～15％的粗铜矿浆，并加入捕收剂进行选铜，采用一粗选二精选二扫选中矿循序返回的浮选工艺，得到铜精矿。
本申请提供的铜钼矿浮选分离方法，将铜钼原矿通过铜钼混合浮选、铜钼分离、选铜浮选的流程得到铜精矿和钼精矿。并在浮选过程中通过配制浓度为40～47％wt的原矿矿浆进行铜钼混合浮选，以及配制浓度为48-50％wt高浓度铜钼混合矿浆进行铜钼分离浮选，在上述高浓度矿浆的浮选中，采用本申请提供的钼矿浮选分离方法，具有如下有益效果：
1)在混合浮选和铜钼分离浮选中采用高浓度矿浆进行浮选，能有效减少矿浆体积，节约浮选中水、电、药的消耗，降低选矿成本。
2)高浓度选矿条件下，能提高铜、钼精矿品位和回收率。
3)高浓度选矿条件下能有效缩短选矿流程，提升单位时间处理量，提高选矿效率，节约选矿时间。
4)高浓度选矿条件下，矿浆浓度波动小，对浮选操作的稳定性影响小，有利于浮选过程的稳定进行。
可选地，对于步骤b)：
粗选过程中2#油的用量为20～22g/t，柴油的用量为22～25g/t，乙硫氨酯的用量为3.2～3.7g/t；
第一次扫选过程中2#油的用量为1.5～1.7g/t，柴油的用量为7～7.3g/t，乙硫氨酯的用量为1～1.2g/t；
第二次扫选过程中2#油的用量为1.5～1.7g/t，柴油的用量为9～9.8g/t，乙硫氨酯的用量为1.2～1.6g/t；
第三次扫选过程中2#油的用量为1.5～1.7g/t，柴油的用量为9～9.8g/t，乙硫氨酯的用量为1.2～1.6g/t。
可选地，对于步骤d)：
第一次精选和第二次精选过程中分别加入抑制剂，每次精选中抑制剂的用量为240～300g/t；抑制剂包括巯基乙酸钠。
可选地，对于步骤e)：
粗选过程中捕收剂的用量为800～850g/t；捕收剂包括黄药。
可选地，在步骤b)中，第一次扫选的过程中所得到的中矿采用浮选机浮选后再返回至精选过程。
可选地，铜钼混合矿浆在进行步骤d)之前还进行钝化操作，钝化操作包括：
向铜钼混合矿浆中通入空气进行曝气，曝气量为400～460m3/h，曝气时间为6～8h。
可选地，步骤d)铜钼分离的过程中通入惰性气体进行浮选。
可选地，碱为石灰乳或氢氧化钠。
可选地，在步骤d)中第一次精选、第二次精选和第一次扫选采用浮选柱进行浮选。
可选地，惰性气体包括氮气或氩气。
附图说明
为了更清楚地说明本申请实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作一简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图是本申请的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，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的附图。
图1为本申请一实施例提供的铜钼矿浮选分离的闭路工艺流程图。
具体实施方式
为使本申请实施例的目的、技术方案和优点更加清楚，下面对本申请实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例是本申请一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本申请中的实施例，本领域普通技术人员在没有作出创造性劳动前提下所获得的所有其它实施例，也属于本申请保护的范围。
如图1所示，本申请提供一种铜钼矿浮选分离方法，包括如下步骤：
a)将铜钼原矿破碎后进行球磨，磨矿细度～0.074mm占45～50％，加入碱调节pH为7.8～8.5制得浓度为40～47％wt的原矿矿浆。
本申请中，原矿破碎是将粒度为950mm以下的原矿先粗碎至300mm粒度以下，再进行中碎，中碎后的原矿粒度在100mm以下，再进行细碎、筛分以及高压辊破碎，最终将筛分后得到的粒度在6mm以下的原矿作为球磨的原料。
本申请中，球磨过程中，充填率40～45％，磨矿浓度为70～75％wt，球磨转速17～18r/min。
本申请中原矿矿浆的浓度为40～47％wt，本申请中的原矿矿浆的浓度属于较高浓度矿浆，采用高浓度原矿矿浆可有效减少矿浆体积、节约用水。
可选地，碱为石灰乳或氢氧化钠。
加入碱调节pH可使原矿中游离的金属离子形成氢氧化物沉淀，同时碱性条件可防止捕收剂分解。
b)向原矿矿浆中加入2#油、柴油和乙硫氨酯，采用一粗选一精选三扫选中矿循序返回的混合浮选工艺，进行混合粗选得到铜钼混合精矿。
本申请中，2#油(也即松醇油)作为起泡剂，柴油和乙硫氨酯为捕收剂，通过混合粗选可浮选得到铜钼混合精矿。
步骤b)中，采用一粗选一精选三扫选中矿循序返回的混合浮选工艺，具体为：粗选后得到粗铜钼混合精矿和粗选后的中矿。其中，将粗铜钼混合精矿再经过一次精选，而粗选后的中矿进行三次扫选。粗选后的中矿每次扫选得到的中矿循序返回上一级浮选，尾矿则集中处理；粗铜钼混合精矿经过一次精选得到铜钼混合精矿和精选后的中矿，精选后的中矿返回上一级进行浮选。其中，在使用时乙硫氨酯溶到柴油中加入。
通过上述一粗选一精选三扫选中矿循序返回的混合浮选工艺，能有效将铜钼混合精矿与中矿分离，提升铜钼混合精矿的回收率。
c)将铜钼混合精矿筛分后进行再次球磨，磨矿细度为～0.043mm占80～90％，并配制成浓度为48-50％wt铜钼混合矿浆。
本申请中，再次球磨一则可将铜钼混合精矿表面的捕收剂通过球磨过程去除；二则再次球磨可获得更细小的矿粒，有利于降低铜、钼互含。通过再次球磨便于后续抑制剂与铜矿的结合，从而更好地起到抑铜浮钼的效果。铜钼混合矿浆的浓度为48～50％wt，相比于传统30～40％wt的低浓度矿浆可有效减少用水量。
d)向铜钼混合矿浆中加入抑制剂，采用二精选三扫选中矿循序返回的浮选工艺，进行铜钼分离得到钼精矿和粗铜矿。
本申请中，铜钼分离过程采用抑铜浮钼的方式，抑制剂比如NaCN和[Na4Fe(CN)6]、NaS、诺克斯药剂、硫代硫酸钠、亚硫酸钠等无机抑制剂，或巯基乙酸类、硫脲类、黄原酸类等有机抑制剂，或无机抑制剂+有机抑制剂的组合药剂，抑制剂可与铜矿表面结合，使得铜矿亲水性增加，阻止铜矿的上浮实现抑铜的目的。
本申请中，二精选三扫选中矿循序返回的铜钼分离浮选工艺具体如下：加入抑制剂的铜钼混合矿浆进行第一次精选得到粗钼精矿和第一次精选后的中矿。粗钼精矿经过第二次精选得到钼精矿，第二次精选得到的中矿返回上一级浮选。第一次精选后的中矿经过三次扫选得到铜精矿，每次扫选得到的中矿循序返回至上一级浮选。
本申请中，采用二精选三扫选中矿循序返回的铜钼分离浮选工艺，选钼流程短、钼矿损失小，且选钼流程短能减少人力物力的消耗。
e)将粗铜矿配制成浓度为10～15％的粗铜矿浆，并加入捕收剂进行选铜，采用一粗选二精选二扫选中矿循序返回的浮选工艺，得到铜精矿。
本申请中，选铜过程中加入捕收剂，捕收剂比如黄药、黑药、乙硫氮、PAC和螯合捕收剂等，捕收剂中含有亲矿基团和疏水基团的亲矿基团与铜矿表面结合，使得捕收剂附着于铜矿表面，疏水基团使得铜矿疏水便于上浮，由此实现对铜矿的捕收。
本申请中，粗铜矿经过一次粗选后得到粗铜精矿和中矿，其中粗铜精矿经过两次精选得到铜精矿，每次精选过程得到的中矿循序返回上一级浮选；中矿经过两次扫选得到的尾矿与步骤b)得到的尾矿合并集中处理，每次扫选得到的中矿循序返回上一级浮选。
可选地，对于步骤b)：
粗选过程中2#油的用量为20～22g/t，柴油的用量为22～25g/t，乙硫氨酯的用量为3.2～3.7g/t；
第一次扫选过程中2#油的用量为1.5～1.7g/t，柴油的用量为7～7.3g/t，乙硫氨酯的用量为1～1.2g/t；
第二次扫选过程中2#油的用量为1.5～1.7g/t，柴油的用量为9～9.8g/t，乙硫氨酯的用量为1.2～1.6g/t；
第三次扫选过程中2#油的用量为1.5～1.7g/t，柴油的用量为9～9.8g/t，乙硫氨酯的用量为1.2～1.6g/t。
本申请中，在粗选和三次扫选过程中均加入2#油、柴油和乙硫氨酯，可有效的从原矿中分离出铜钼混合精矿。
可选地，对于步骤d)：第一次精选和第二次精选过程中分别加入抑制剂，每次精选中抑制剂的用量为240～300g/t；抑制剂包括巯基乙酸钠。
本申请中采用巯基乙酸钠作为抑制剂，具有用量少，抑制效果好、污染小、选择性等特点。
可选地，对于步骤e)：粗选过程中捕收剂的用量为800～850g/t；捕收剂包括黄药。
本申请中，黄药也即黄原酸盐，本申请中使用黄原酸钠，也即钠黄药，其具有易制造、价格低廉和易于保存等特点，在浮选时可选用石灰乳将矿浆调至碱性比如pH＝9～11，以避免黄药的分解。
可选地，在步骤b)中，第一次扫选的过程中所得到的中矿采用浮选机浮选后再返回至精选过程。
本申请中，第一次扫选的过程中所得到的中矿，其中的铜、钼的含量相对较高，因而将其经过一次浮选后再返回至精选过程，能减少矿产资源的浪费，提高铜、钼的回收率。
可选地，铜钼混合矿浆在进行步骤d)之前还进行钝化操作，钝化操作包括：
向铜钼混合矿浆中通入空气进行曝气，曝气量为400～460m3/h，曝气时间为6～8h。
本申请中，因为铜钼矿基本是辉钼矿和黄铜矿或辉铜矿的共生矿，采用空气对铜钼混合矿浆进行曝气，曝气过程中可使铜矿表面氧化而钼矿几乎不受影响，由此可提高铜矿的亲水性，以达到更好的抑铜效果。
可选地，步骤d)铜钼分离的过程中通入惰性气体进行浮选。
可选地，惰性气体包括氮气或氩气。
本申请中，通入惰性气体可防止在铜钼分离浮选过程中所添加的巯基乙酸钠被氧化而影响抑制效果。惰性气体可选用氮气或氩气。
在一种可实现的方式中，在铜钼分离的过程中还加入硫酸亚铁，硫酸亚铁的添加量为35～42g/t(使用时配成溶液)，为避免硫酸亚铁被氧化，可在惰性气体通入一段时间后再加入硫酸亚铁，比如硫酸亚铁的加入时间点为单次浮选时间的1/4～1/3。加入硫酸亚铁，是因为硫酸亚铁可在水溶液中水解成具有絮凝效果的氢氧化亚铁胶体，氢氧化亚铁又可以与铜矿表面的抑制剂结合(因为本申请中所选用的抑制剂为巯基乙酸钠，巯基乙酸钠在发挥抑制效果时，是巯基与铜矿表面结合，而乙酸根亲水会与水分子缔合提高铜矿的亲水性，而发挥抑铜效果)而起到絮凝的效果。
在浮选过程中加入硫酸亚铁可与抑制剂共同作用(添加巯基乙酸钠的铜矿，其表面存在呈现微电负性的羧基，因而更易于氢氧化亚铁胶体结合而絮凝，起到协同作用)将铜矿抑制，提升铜、钼的分离效果。为使硫酸亚铁起到更好的效果，浮选时矿浆的pH应调节至8.7～9.3之间。
可选地，在步骤d)中第一次精选、第二次精选和第一次扫选采用浮选柱进行浮选。
本申请中，采用浮选柱浮选，具有结构简单，占地面积小；无机械运动部件，安全节能；浮选动力学稳定，气泡相对较小，分布均匀，气泡-颗粒浮选界面充足，富集比大、回收率高、适合于微细粒级矿物的选别并且易于实现自动化控制和大型化；浮选速度快，可简化浮选流程，有效降低浮选作业次数的优点。
实施例1
一种铜钼矿浮选分离方法，其操作如下：
S101、将铜钼原矿破碎后进行球磨，磨矿细度～0.074mm占45～50％，加入石灰乳调节pH为8.0制得浓度为45％wt的原矿矿浆。
S102、向原矿矿浆中加入2#油、柴油和乙硫氨酯，采用一粗选一精选三扫选中矿循序返回的混合浮选工艺，进行混合粗选得到铜钼混合精矿；第一次扫选的过程中所得到的中矿采用浮选机浮选后再返回至精选过程；
粗选过程中2#油的用量为20.31g/t，柴油的用量为23.80g/t，乙硫氨酯的用量为3.57g/t；
第一次扫选过程中2#油的用量为1.56g/t，柴油的用量为7.14g/t，乙硫氨酯的用量为1.07g/t；
第二次扫选过程中2#油的用量为1.56g/t，柴油的用量为9.53g/t，乙硫氨酯的用量为1.42g/t；
第三次扫选过程中2#油的用量为1.56g/t，柴油的用量为9.53g/t，乙硫氨酯的用量为1.42g/t。
S103、将铜钼混合精矿筛分后进行再次球磨，磨矿细度为～0.043mm占85％，并配制成浓度为48-50％wt铜钼混合矿浆。
S104、采用二精选三扫选中矿循序返回的浮选工艺，进行铜钼分离得到钼精矿和粗铜矿；第一次精选和第二次精选过程中分别加入巯基乙酸钠，每次精选中巯基乙酸钠的用量为250g/t。
S105、将粗铜矿配制成浓度为10～15％的粗铜矿浆，调节pH为9，采用一粗选二精选二扫选中矿循序返回的浮选工艺，得到铜精矿；粗选过程中钠黄药的用量为833g/t。
实施例2
一种铜钼矿浮选分离方法，其操作如下：
S201、将铜钼原矿破碎后进行球磨，磨矿细度～0.074mm占45～50％，加入石灰乳调节pH为7.8制得浓度为40％wt的原矿矿浆。
S202、向原矿矿浆中加入2#油、柴油和乙硫氨酯，采用一粗选一精选三扫选中矿循序返回的混合浮选工艺，进行混合粗选得到铜钼混合精矿；第一次扫选的过程中所得到的中矿采用浮选机浮选后再返回至精选过程；
粗选过程中2#油的用量为20g/t，柴油的用量为22g/t，乙硫氨酯的用量为3.2g/t；
第一次扫选过程中2#油的用量为1.7g/t，柴油的用量为7g/t，乙硫氨酯的用量为1g/t；
第二次扫选过程中2#油的用量为1.5g/t，柴油的用量为9g/t，乙硫氨酯的用量为1.2g/t；
第三次扫选过程中2#油的用量为1.5g/t，柴油的用量为9g/t，乙硫氨酯的用量为1.2g/t。
S203、将铜钼混合精矿筛分后进行再次球磨，磨矿细度为～0.043mm占80％，并配制成浓度为48-50％wt铜钼混合矿浆。
S204、采用二精选三扫选中矿循序返回的浮选工艺，进行铜钼分离得到钼精矿和粗铜矿；第一次精选和第二次精选过程中分别加入巯基乙酸钠，每次精选中巯基乙酸钠的用量为240g/t。
S205、将粗铜矿配制成浓度为10～15％的粗铜矿浆，调节pH为11，采用一粗选二精选二扫选中矿循序返回的浮选工艺，得到铜精矿；粗选过程中捕收剂的用量为800g/t。
实施例3
一种铜钼矿浮选分离方法，其操作如下：
S301、将铜钼原矿破碎后进行球磨，磨矿细度～0.074mm占45～50％，加入石灰乳调节pH为7.8～8.5制得浓度为47％wt的原矿矿浆。
S302、向原矿矿浆中加入2#油、柴油和乙硫氨酯，采用一粗选一精选三扫选中矿循序返回的混合浮选工艺，进行混合粗选得到铜钼混合精矿；第一次扫选的过程中所得到的中矿采用浮选机浮选后再返回至精选过程；
粗选过程中2#油的用量为22g/t，柴油的用量为25g/t，乙硫氨酯的用量为3.7g/t；
第一次扫选过程中2#油的用量为1.5g/t，柴油的用量为7.3g/t，乙硫氨酯的用量为1.2g/t；
第二次扫选过程中2#油的用量为1.7g/t，柴油的用量为9.8g/t，乙硫氨酯的用量为1.6g/t；
第三次扫选过程中2#油的用量为1.7g/t，柴油的用量为9.8g/t，乙硫氨酯的用量为1.6g/t。
S303、将铜钼混合精矿筛分后进行再次球磨，磨矿细度为～0.043mm占90％，并配制成浓度为48-50％wt铜钼混合矿浆。
S304、采用二精选三扫选中矿循序返回的浮选工艺，进行铜钼分离得到钼精矿和粗铜矿；第一次精选和第二次精选过程中分别加入巯基乙酸钠，每次精选中巯基乙酸钠的用量为300g/t。
S305、将粗铜矿配制成浓度为10～15％的粗铜矿浆，调节pH为10，采用一粗选二精选二扫选中矿循序返回的浮选工艺，得到铜精矿；粗选过程中捕收剂的用量为850g/t。
实施例4
一种铜钼矿浮选分离方法，其操作如下：
S401、将铜钼原矿破碎后进行球磨，磨矿细度～0.074mm占45～50％，加入石灰乳调节pH为7.8～8.5制得浓度为42％wt的原矿矿浆。
S402、向原矿矿浆中加入2#油、柴油和乙硫氨酯，采用一粗选一精选三扫选中矿循序返回的混合浮选工艺，进行混合粗选得到铜钼混合精矿；第一次扫选的过程中所得到的中矿采用浮选机浮选后再返回至精选过程；
粗选过程中2#油的用量为21.8g/t，柴油的用量为23.6g/t，乙硫氨酯的用量为3.43g/t；
第一次扫选过程中2#油的用量为1.65g/t，柴油的用量为7.15g/t，乙硫氨酯的用量为1.15g/t；
第二次扫选过程中2#油的用量为1.61g/t，柴油的用量为9.52g/t，乙硫氨酯的用量为1.43g/t；
第三次扫选过程中2#油的用量为1.61g/t，柴油的用量为9.52g/t，乙硫氨酯的用量为1.43g/t。
S403、将铜钼混合精矿筛分后进行再次球磨，磨矿细度为～0.043mm占87％，并配制成浓度为48-50％wt铜钼混合矿浆。
S404、采用二精选三扫选中矿循序返回的浮选工艺，进行铜钼分离得到钼精矿和粗铜矿；第一次精选和第二次精选过程中分别加入巯基乙酸钠，每次精选中巯基乙酸钠的用量为270g/t。
S405、将粗铜矿配制成浓度为10～15％的粗铜矿浆，调节pH为9.5，采用一粗选二精选二扫选中矿循序返回的浮选工艺，得到铜精矿；粗选过程中捕收剂的用量为825g/t。
实施例5
一种铜钼矿浮选分离方法，其操作如下：
其余过程与实施例1完全一致，所不同的是在步骤S104之前还进行钝化操作，钝化操作包括：向铜钼混合矿浆中通入空气进行曝气，曝气量为460m3/h，曝气时间为8h。
实施例6
一种铜钼矿浮选分离方法，其操作如下：
其余过程与实施例1完全一致，所不同的是步骤S104铜钼分离的过程中通入惰性气体进行浮选。
实施例7
一种铜钼矿浮选分离方法，其操作如下：其余过程与实施例1完全一致，所不同的是步骤S104铜钼分离的过程中通入氮气进行浮选，在第一次精选和第二次精选的过程中，惰性气体通入时间为该次精选时间的1/3时加入40g/t的硫酸亚铁。
实施例8
一种铜钼矿浮选分离方法，其操作如下：
其余过程与实施例1完全一致，所不同的是：
在步骤S104之前还进行钝化操作，钝化操作包括：向铜钼混合矿浆中通入空气进行曝气，曝气量为460m3/h，曝气时间为8h。
步骤S104铜钼分离的过程中通入氮气进行浮选。
实施例9
一种铜钼矿浮选分离方法，其操作如下：
其余过程与实施例1完全一致，所不同的是：
在步骤S104之前还进行钝化操作，钝化操作包括：向铜钼混合矿浆中通入空气进行曝气，曝气量为460m3/h，曝气时间为8h。
步骤S104铜钼分离的过程中通入氮气进行浮选，在第一次精选和第二次精选的过程中，惰性气体通入时间为该次精选时间的1/3时加入40g/t的硫酸亚铁。
对比例1
一种铜钼矿浮选分离方法，其操作如下：
其余过程与实施例1完全一致，所不同的是：原矿矿浆的浓度为35％wt，铜钼混合矿浆的浓度为35～40％。
实验例1
试验方法：原料为某铜钼混合矿，铜品位0.53％，钼品位0.012％，铜元素主要分布于黄铜矿中，钼元素主要分布于辉钼矿中。采用本申请实施例1～实施例7以及对比例1中的方法进行浮选分离，测定浮选获得的精矿中铜、钼的品位及铜、钼的回收率，结果如表1所示，
通过表1的数据中实施例1～实施例4和对比例1的数据可见，采用本申请的方法对铜钼矿浮选，铜、钼精矿中的铜钼互含明显降低，且铜、钼的精矿的回收率相对较高，这说明本申请的方法相比于传统的筛选铜钼混合精矿的方法有所进步。表1中实施例1～实施例4和实施例5～实施例9的数据对比可见，在铜钼分离浮选之前对铜钼混合精矿进行曝气钝化以及采用惰性气体进行铜钼分离浮选和加入硫酸亚铁，也有较好的提升铜钼精矿分离度的效果，实施例9的数据说明在铜钼分离浮选之前对铜钼混合精矿进行曝气钝化，并在铜钼分离浮选时加入硫酸亚铁并同时采用惰性气体进行浮选，对降低铜、钼精矿中的铜钼互含，提升铜、钼的回收率有明显的效果。
需要说明的是，在本申请中，未做特殊说明的浓度、比例等均为重量浓度、重量比等，属于本领域技术人员常用的书写习惯，故在本申请中不再赘述。
最后应说明的是，以上各实施例仅用以说明本申请的技术方案，而非对其限制；尽管参照前述各实施例对本申请进行了详细的说明，本领域的普通技术人员应当理解；其依然可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改，或者对其中部分或者全部技术特征进行等同替换；而这些修改或者替换，并不使相应技术方案的本质脱离本申请各实施例技术方案的范围。
Claims (10)
1.一种铜钼矿浮选分离方法，其特征在于，包括如下步骤：
a)将铜钼原矿破碎后进行球磨，磨矿细度～0.074mm占45～50％，加入碱调节pH为7.8～8.5制得浓度为40～47％wt的原矿矿浆；
b)向原矿矿浆中加入2#油、柴油和乙硫氨酯，采用一粗选一精选三扫选中矿循序返回的混合浮选工艺，进行混合粗选得到铜钼混合精矿；
c)将铜钼混合精矿筛分后进行再次球磨，磨矿细度为～0.043mm占80～90％，并配制成浓度为48-50％wt铜钼混合矿浆；
d)向铜钼混合矿浆中加入抑制剂，采用二精选三扫选中矿循序返回的浮选工艺，进行铜钼分离得到钼精矿和粗铜矿；
e)将粗铜矿配制成浓度为10～15％的粗铜矿浆，并加入捕收剂进行选铜，采用一粗选二精选二扫选中矿循序返回的浮选工艺，得到铜精矿。
2.根据权利要求1所述的铜钼矿浮选分离方法，其特征在于，对于步骤b)：
粗选过程中2#油的用量为20～22g/t，柴油的用量为22～25g/t，乙硫氨酯的用量为3.2～3.7g/t；
第一次扫选过程中2#油的用量为1.5～1.7g/t，柴油的用量为7～7.3g/t，乙硫氨酯的用量为1～1.2g/t；
第二次扫选过程中2#油的用量为1.5～1.7g/t，柴油的用量为9～9.8g/t，乙硫氨酯的用量为1.2～1.6g/t；
第三次扫选过程中2#油的用量为1.5～1.7g/t，柴油的用量为9～9.8g/t，乙硫氨酯的用量为1.2～1.6g/t。
3.根据权利要求1所述的铜钼矿浮选分离方法，其特征在于，对于步骤d)：
第一次精选和第二次精选过程中分别加入抑制剂，每次精选中抑制剂的用量为240～300g/t；所述抑制剂包括巯基乙酸钠。
4.根据权利要求1所述的铜钼矿浮选分离方法，其特征在于，对于步骤e)：
粗选过程中捕收剂的用量为800～850g/t；所述捕收剂包括黄药。
5.根据权利要求1所述的铜钼矿浮选分离方法，其特征在于，在步骤b)中，第一次扫选的过程中所得到的中矿采用浮选机浮选后再返回至精选过程。
6.根据权利要求1所述的铜钼矿浮选分离方法，其特征在于，所述铜钼混合矿浆在进行步骤d)之前还进行钝化操作，所述钝化操作包括：
向铜钼混合矿浆中通入空气进行曝气，曝气量为400～460m3/h，曝气时间为6～8h。
7.根据权利要求1所述的铜钼矿浮选分离方法，其特征在于，步骤d)铜钼分离的过程中通入惰性气体进行浮选。
8.根据权利要求1所述的铜钼矿浮选分离方法，其特征在于，所述碱为石灰乳或氢氧化钠。
9.根据权利要求1所述的铜钼矿浮选分离方法，其特征在于，在步骤d)中第一次精选、第二次精选和第一次扫选采用浮选柱进行浮选。
10.根据权利要求7所述的铜钼矿浮选分离方法，其特征在于，所述惰性气体包括氮气或氩气。
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