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技术领域

本发明涉及多金属硫化矿选矿技术领域,具体涉及一种短流程从铜钼混合精矿高效回收钼的方法。

背景技术

目前国内外的铜钼混合精矿的铜钼分离方法主要有浮选分离法,且大多采用抑铜浮钼的浮选分离工艺。该工艺普遍存在以下缺点:

(1)各作业富集比低,工艺流程长,精选作业次数达到5-6次以上,管理难度大;

(2)常规抑制剂硫化钠作用时间短,加上工艺流程长,导致药剂成本高,其他诺克斯类、氰化物等抑制剂则对环境危害大;

(3)辉钼矿性脆易磨,容易过磨,通过浮选机作业难于回收,铜钼精矿互含严重。

随着气泡发生器经常堵塞等问题的解决,近年来,浮选柱在铜钼分离工艺中得到广泛的应用,其中机-柱联用(浮选机用于粗扫选作业,浮选柱用于精选作业)被广泛推广,但矿浆中粒级的不均匀性导致气泡发生器堵塞、磨损过快等,同时铜钼分选效果也不是很理想,铜钼互含居高不下。例如,中国专利申请CN102631994A公开了一种难选低品位铜钼矿的柱机联合分选分离方法,针对我国伴生钼的矽卡岩型铜矿采用两次闭路磨矿-混合浮选-混合精矿再磨-抑铜浮钼工艺,扫选作业采用浮选机,粗选和精选作业采用浮选柱。通过多个浮选柱的联用,降低了浮选柱的浮选浓度,增加了药剂消耗,降低了浮选效果,没有从根本上解决粗粒级对浮选柱的损伤和回收问题,同时细粒级经过浓度的降低也大大降低了回收效果。

发明内容

针对现有技术的不足,本发明旨在提供一种短流程从铜钼混合精矿高效回收钼的方法,能实现铜钼金属有效分离,同时分选效率高、稳定性好、操作简单、自动化程度高、药剂用量大幅减少,显著降低浮选药剂成本。

为了实现上述目的,本发明采用如下技术方案:

一种短流程从铜钼混合精矿高效回收钼的方法,包括如下步骤:

S1、对铜钼混合精矿进行粗选作业后得到粗选精矿和粗选尾矿,所得的粗选尾矿进入扫选作业,得到扫选精矿和扫选尾矿,所述扫选尾矿即为铜精矿;

S2、步骤S1所得的粗选精矿利用水力旋流器进行分级,得到分级溢流和分级底流;

S3、步骤S2所得的分级溢流通过浓密机浓缩后,浓密机底流进入浮选柱进行精选I作业,得到浮选柱精矿和浮选柱尾矿;浮选柱尾矿与步骤S2所得的分级底流合并进入精扫选,得到精扫选精矿和精扫选尾矿;

S4、步骤S3所得的浮选柱精矿与精扫选精矿合并进入精选II作业,得到精选II精矿和精选II尾矿,精选II精矿即为钼精矿;步骤S1所得的扫选精矿和步骤S3所得的精扫选尾矿合并进入磨机磨矿后返回至粗选作业,精选II尾矿返回至浓密机。

进一步地,步骤S1中的粗选作业的具体过程为:调节铜钼混浮精矿的矿浆质量浓度为25-30%,按每吨原矿干重计,添加调整剂水玻璃1000-1200g/t、抑制剂硫化钠10000-15000g/t和消泡剂煤油200-300g/t,进行粗选,获得粗选精矿和粗选尾矿。

进一步地,步骤S1中,扫选作业的具体过程为:按每吨原矿干重计,向粗选尾矿中添加调整剂水玻璃500-600g/t、抑制剂硫化钠3000-5000g/t和消泡剂煤油100-150g/t,进行扫选,获得扫选精矿和扫选尾矿。

进一步地,步骤S3中,分级溢流进入浓密机后进行脱水浓缩,浓缩至浓密机底流质量浓度为35%-40%。

进一步地,步骤S3中,精选Ⅰ作业的具体过程为:按原矿干重计,向浓密机底流中添加抑制剂巯基乙酸1000-1500g/t和硫化钠3000-5000g/t以及捕收剂柴油20-30g/t,进入浮选柱进行精选Ⅰ作业,获得浮选柱精矿和浮选柱尾矿。

进一步地,步骤S3中,精扫选作业的具体过程为:浮选柱尾矿和分级底流合并后,按原矿干重计,向其中添加抑制剂硫化钠1500-2000g/t和捕收剂煤油10-15g/t,进行精扫选作业,获得精扫选精矿和精扫选尾矿。

进一步地,步骤S4中,精选Ⅱ作业的具体过程为:将浮选柱精矿和精扫选精矿合并后,按原矿干重计,添加调整剂水玻璃500-1000g/t和抑制剂硫化钠1000-1500g/t,进行精选Ⅱ作业,获得精选Ⅱ精矿和精选Ⅱ尾矿。

进一步地,步骤S4中,扫选精矿和精扫选尾矿合并后进入磨机磨矿至-0.074mm占80-85%。

本发明的有益效果在于:本发明采用“分质分流分选”的技术思路,充分发挥了铜钼混合精矿的矿物学特性和浮选机浮选柱等设备的优势,结合短工艺流程能高效快速回收目的矿物,具有管理简便、药剂成本低、分选效率高、适应性强、指标稳定等特点。水力旋流器分级溢流采用浓密机进行脱水脱药后进入精选Ⅰ作业(浮选柱),充分发挥了浮选柱对细粒级高效回收(富集比高)的特点,采用柴油替代煤油为捕收剂,提高了泡沫厚度及稳定性。其次,水力旋流器分级底流和浮选柱尾矿混合进入精扫选,一是优化了粒级组成,发挥了粗粒级载体功能,形成载体浮选,加强了细粒级的回收,二是充分发挥了浮选机的性能,加大了粗粒级的回收效果,同时也避免了粗粒级对浮选柱中充气装置的磨损和堵塞。另外,扫选精矿和精扫选尾合并磨矿,通过对连生体深度解离,有效地降低了扫选尾矿中钼的含量,提高了钼的综合回收率。

附图说明

图1为本发明实施例1、2的方法流程图。

具体实施方式

以下将结合附图对本发明作进一步的描述,需要说明的是,本实施例以本技术方案为前提,给出了详细的实施方式和具体的操作过程,但本发明的保护范围并不限于本实施例。

实施例1

本实施例提供一种短流程从铜钼混合精矿高效回收钼的方法,所用的铜钼混合精矿为多宝山铜钼混合精矿,其化学组成(wt%)如下:含Cu 25.12%,含Mo 0.63%,含SiO

如图1所示,所述方法具体过程如下:

铜钼混合精矿通过调节冲洗水量,调节至浮选质量浓度为25%,经一次粗选一次扫选获得粗选精矿、扫选精矿和扫选尾矿(铜精矿)。粗选精矿经水力旋流器进行分级,分级溢流经浓密机浓缩至质量浓度35%后进入浮选柱进行精选I作业,精选I作业所述的浮选柱尾矿与分级底流合并进入精扫选,获得精扫选精矿和精扫选尾矿,浮选柱精矿与精扫选精矿合并进入精选II作业,获得钼精矿和精选II尾矿。扫选精矿和精扫选尾矿合并进入磨机磨矿至-0.074mm占80%后返回至粗选作业,精选II尾矿返回至浓密机。

其中,按每吨原矿干重计,粗选作业添加水玻璃1000g/t、硫化钠10000g/t、煤油200g/t,扫选作业添加水玻璃500g/t、硫化钠3000g/t、煤油100g/t,精选Ⅰ作业添加巯基乙酸1000g/t、硫化钠3000g/t、柴油20g/t,精扫选作业添加硫化钠1500g/t、煤油10g/t,精选Ⅱ作业添加水玻璃500g/t、硫化钠1000g/t。

实施例2

本实施例提供一种短流程从铜钼混合精矿高效回收钼的方法,所采用的铜钼混合精矿和实施例1相同。

本实施例方法流程和实施例1相同,主要区别在于工艺参数,本实施例中,铜钼混合精矿通过调节冲洗水量,调节至浮选质量浓度为30%;分级溢流经浓密机浓缩至质量浓度为40%;扫选精矿和精扫选尾矿合并进入磨机磨矿至-0.074mm占85%。

粗选作业添加水玻璃1200g/t、硫化钠15000g/t、煤油300g/t,扫选作业添加水玻璃600g/t、硫化钠5000g/t、煤油150g/t,精选Ⅰ作业添加巯基乙酸1500g/t、硫化钠5000g/t、柴油30g/t,精扫选作业添加硫化钠2000g/t、煤油15g/t,精选Ⅱ作业添加水玻璃1000g/t、硫化钠1500g/t。

两个实施例的实验结果如表1所示。

表1

对于本领域的技术人员来说,可以根据以上的技术方案和构思,给出各种相应的改变和变形,而所有的这些改变和变形,都应该包括在本发明权利要求的保护范围之内。

技术分类

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