CN110385194B - 一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
一种从斑岩型铜钼矿中高效回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,它属于矿物加工技术领域。本发明方法将原矿在低碱度条件下进行粗磨,经一次混浮粗选二次混浮扫选进行抛尾同时获得混浮粗选精矿;混浮粗选精矿细磨后进行二次混浮精选、一次钼粗选、二次钼扫选,获得含铜30%以上铜精矿和钼粗选精矿;钼粗选精矿再磨筛分获得第一钼精矿,筛分尾矿经五次钼精选,交替使用抑制剂,钼中矿部分合并返回,获得第二钼精矿,综合钼精矿含钼50%以上。本发明原矿粗磨混浮—混浮粗精矿细磨再选—钼粗精再磨筛分分梯次磨矿选别的技术思路,具有药剂制度简单、操作管理方便、分离效果好,指标稳定及重现性好等特点。
Description
技术领域
本发明属于属于矿物加工技术领域;具体涉及一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法。
背景技术
对于以铜为主伴生钼的斑岩型铜钼矿石的浮选,一般有三种方案:(1)优先浮选,适用于处理原矿石中硫化物含量较少的铜钼矿石。该方案的优点是药剂用量小,但被抑制过的铜矿或钼矿很难再被活化,且工艺流程复杂、浮选指标差,生产实践中运用较少。(2)等可浮选-铜钼分离-强化选铜,适用于处理原矿石钼含量较高的铜钼矿石。该方案可有效降低铜钼分离的难度,但其工艺流程及药剂制度复杂,生产成本较高,且难于获得高品位的铜精矿,生产实践中有一定的运用。(3)混合浮选-铜钼分离,是处理低品位斑岩型铜钼矿石最常用的方案。该方案具有工艺流程简单,过程容易控制,成本较低、流程稳定、现场易于实施等优点。但混合精矿夹带着大量残余的捕收剂,且泡沫粘稠,不易兼并,矿化泡沫的“二次富集作用”较弱,泡沫夹带杂质现象较多,抑制剂用量大、选择性差且不环保等因素,导致铜钼分离精度差,互含超标,运行成本高。合理处理混合精矿中残留药剂及降低铜精矿中有害元素成为制约铜钼矿高效回收的瓶颈,而伴生金属金(银)铼的走势与铜精矿与钼精矿的走势基本一致,要高效回收伴生金属金(银)铼必须高效回收铜钼元素,彻底解决铜钼互含问题。
发明内容
本发明目的是提供了一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,并最大程度的回收其伴生金属金(银)铼,提高资源综合利用率。
本发明通过以下技术方案实现:
一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,包括如下步骤:
步骤1、将原矿破碎、用球磨机磨细,磨矿细度为-0.074mm粒度级别的含量占给矿总重量的55~60%,磨矿过程中添加石灰500~800g/t,加水调浆至矿浆pH为7~8,得到磨矿矿浆,待用;
步骤2、将步骤1得到的磨矿矿浆中按照顺序加入水玻璃100~200g/t、丁基黄药80~100g/t、磺化煤油10~15g/t、甲基异丁基甲醇20~30g/t,进行铜钼混浮粗选,铜钼混浮粗选时间3~6min,得到铜钼混浮粗选精矿和铜钼混浮粗选尾矿,待用;
步骤3、将步骤2得到的铜钼混浮粗选精矿用球磨机磨细,磨矿细度至-0.038mm粒度级别的含量占铜钼混浮粗选精矿的86%~90%,然后进行2次铜钼混浮精选,得到铜钼混浮精选Ⅱ精矿,待用;
步骤4、将步骤2得到的铜钼混浮粗选尾矿中进行2次铜钼混浮扫选,得到最终尾矿;
步骤5、将步骤3得到的铜钼混浮精选Ⅱ精矿添加水玻璃400~500g/t,硫化钠8000~10000g/t,磺化煤油500~800g/t,进行钼粗选,得到钼粗选精矿、钼粗选尾矿,待用;
步骤6、将步骤5得到的钼粗选精矿进入球磨机进行再磨,磨矿细度为-0.038mm占92~96%,磨机排矿进行高频筛分机进行筛分,筛网为0.038mm,筛上产物得到第一钼精矿,筛下产物待用;
步骤7、将步骤5得到的钼粗选尾矿进行2次钼扫选,得到钼扫选Ⅱ尾矿,所述的钼扫选Ⅱ尾矿为最终铜精矿;
步骤8、将步骤6得到的筛下产物进行5次钼精选,得到第二钼精矿,所述的第二钼精矿与步骤6中得到的第一钼精矿合并,得到最终钼精矿。
本发明所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,步骤1中的原矿和水的料液比为1kg:3L。
本发明所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,步骤3中的2次铜钼混浮精选为第Ⅰ次铜钼混浮精选、第Ⅱ次铜钼混浮精选,所述的第Ⅰ次铜钼混浮精选时加入水玻璃10~15g/t,得到铜钼混浮精选Ⅰ精矿和铜钼混浮精选Ⅰ尾矿,所述的铜钼混浮精选Ⅰ精矿直接进行第Ⅱ次铜钼混浮精选,所述的铜钼混浮精选Ⅰ尾矿返回至步骤2的铜钼混浮粗选作业;所述的第Ⅱ次铜钼混浮精选后得到铜钼混浮精选Ⅱ精矿和铜钼混浮精选Ⅱ尾矿,铜钼混浮精选Ⅱ尾矿返回至第Ⅰ次铜钼混浮精选作业,得到的铜钼混浮精选Ⅱ精矿待用。
本发明所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,步骤4中的2次铜钼混浮扫选分别为第a次铜钼混浮扫选、第b次铜钼混浮扫选,所述的第a次铜钼混浮扫选时加入丁基黄药40~50g/t、甲基异丁基甲醇10~15g/t,得到铜钼混浮扫选a精矿和铜钼混浮扫选a尾矿,所述的铜钼混浮扫选a精矿返回至步骤2的铜钼混浮粗选作业,所述的铜钼混浮扫选a尾矿加入丁基黄药20~25g/t、甲基异丁基甲醇5~10g/t后进行第b次铜钼混浮扫选,得到铜钼混浮扫选b精矿和最终尾矿,铜钼混浮扫选b精矿返回至第a次铜钼混浮扫选作业。
本发明所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,步骤7中的2次钼扫选为第Ⅰ次钼扫选、第Ⅱ次钼扫选,所述的第Ⅰ次钼扫选时加入硫化钠2500~3000g/t、磺化煤油300~400g/t,得到钼扫选Ⅰ精矿和钼扫选Ⅰ尾矿,钼扫选Ⅰ精矿返回至步骤5的钼粗选作业,钼扫选Ⅰ尾矿中加入硫化钠1000~1500g/t、磺化煤油150~200g/t进行第Ⅱ次钼扫选,获得钼扫选Ⅱ精矿和钼扫选Ⅱ尾矿,钼扫选Ⅱ精矿返回至第Ⅰ次钼扫选作业,所述的钼扫选Ⅱ尾矿为最终铜精矿。
本发明所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,步骤8中的5次钼精选为第A次钼精选、第B次钼精选、第C次钼精选、第D次钼精选、第E次钼精选,所述的第A次钼精选时添加硫化钠3000~4000g/t,得到钼精选A精矿和钼精选A尾矿,所述的钼精选A尾矿返回至步骤5的钼粗选作业,所述的钼精选A精矿进行第B次钼精选。
本发明所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,步骤8中的第B次钼精选时添加水玻璃200~300g/t,得到钼精选B精矿和钼精选B尾矿,钼精选B尾矿返回至步骤8的第A次钼精选作业,所述的钼精选B精矿进行第C次钼精选;第C次钼精选时添加硫化钠500~1000g/t,得到钼精选C精矿和钼精选C尾矿,钼精选C尾矿返回至步骤8的第B次钼精选作业,所述的钼精选C精矿进行第D次钼精选;第D次钼精选时添加添加水玻璃100~150g/t,得到钼精选D精矿和钼精选D尾矿,钼精选D尾矿返回至步骤8的第B次钼精选作业,所述的钼精选D精矿进行第E次钼精选;第E次钼精选时不添加药剂,得到第二钼精矿和钼精选E尾矿,钼精选D尾矿返回至步骤8的第B次钼精选作业,所述的第二钼精矿与步骤6中的第一钼精矿合并为最终钼精矿。
本发明所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,原矿在低碱度条件下进行粗磨,经一次混浮粗选二次混浮扫选进行抛尾同时获得混浮粗选精矿;混浮粗选精矿细磨后进行二次混浮精选、一次钼粗选、二次钼扫选,获得含铜30%以上铜精矿和钼粗选精矿;钼粗选精矿再磨筛分获得第一钼精矿,筛分尾矿经五次钼精选,交替使用抑制剂,钼中矿部分合并返回,获得第二钼精矿,综合钼精矿含钼50%以上。
本发明所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,“原矿粗磨混浮—混浮粗精矿细磨再选—钼粗精再磨筛分”分梯次磨矿选别的技术思路,具有药剂制度简单、操作管理方便、分离效果好,指标稳定及重现性好等特点。原矿粗磨在保证目的矿物合理抛尾的前提下,可有效避免易泥化矿物(绢云母、绿泥石等)的干扰,提高混浮粗精矿品质,同时可降低磨矿负荷,提高磨矿效率;混浮粗精矿再磨,通过对连生体深度解离,可有效降低混浮精矿中SiO2、Al2O3等有害元素含量,大幅度提高混浮精矿中目的矿物铜钼及伴生金铼的品位,获得高品位铜精矿(含金);钼粗选精矿再磨筛分,充分利用辉钼矿本质特性,在再磨过程中,形成鳞片状结构,并结合其天然可浮性,优先进行筛分收集,降低在后续反复精选作业的掉槽损失风险。
本发明所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,钼粗精矿再磨-筛分,抑制剂交替使用,中矿分步返回充分利用了斑岩型铜钼矿本身的矿物特性,高效回收钼精矿,降低铜钼精矿互含。钼粗精矿再磨-筛分在高品质混合精矿的基础上,避免引入新的药剂(例如活性炭)进行再磨脱药-筛分,降低磨矿能耗,实现能收早收,降低粗颗粒钼精矿的损失;采用抑制剂交替抑制,分步交替剔除含铜含硅矿物,防止单体辉钼矿“掉槽”;中矿分步返回充分结合中矿特点,指定返回方案,既避免工艺流程的繁琐又实现了目的矿物高效回收。
本发明所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,铜钼混浮采用甲基异丁基甲醇(MIBC,Methyl isobutyl carbinol)为起泡剂,一是在低碱及粗磨条件的配合下,可大幅度提高伴生金属金铼及铜钼的回收率,提高资源综合利用率;二是泡沫性脆易消,粘度不高,可大幅度降低铜钼分离过程中泡沫丰富,脱药困难、夹带严重等不利因素,经细磨、浮选机搅拌及再磨等多个工段作业,捕收剂等浮选药剂基本脱离矿物表面,达到脱药目的,降低铜钼互含,进而提高铜精矿和钼精矿的品位。
附图说明
图1为本发明所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法的工艺流程图。
具体实施方式
具体实施方式一:
一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,包括如下步骤:
步骤1、将原矿破碎、用球磨机磨细,磨矿细度为-0.074mm粒度级别的含量占给矿总重量的55%,磨矿过程中添加石灰500g/t,加水调浆至矿浆pH为7,得到磨矿矿浆,待用;
步骤2、将步骤1得到的磨矿矿浆中按照顺序加入水玻璃100g/t、丁基黄药80g/t、磺化煤油10g/t、甲基异丁基甲醇20g/t,进行铜钼混浮粗选,铜钼混浮粗选时间3~6min,得到铜钼混浮粗选精矿和铜钼混浮粗选尾矿,待用;
步骤3、将步骤2得到的铜钼混浮粗选精矿用球磨机磨细,磨矿细度至-0.038mm粒度级别的含量占铜钼混浮粗选精矿的86%%,然后进行2次铜钼混浮精选,得到铜钼混浮精选Ⅱ精矿,待用;
步骤4、将步骤2得到的铜钼混浮粗选尾矿中进行2次铜钼混浮扫选,得到最终尾矿;
步骤5、将步骤3得到的铜钼混浮精选Ⅱ精矿添加水玻璃400g/t,硫化钠8000g/t,磺化煤油500g/t,进行钼粗选,得到钼粗选精矿、钼粗选尾矿,待用;
步骤6、将步骤5得到的钼粗选精矿进入球磨机进行再磨,磨矿细度为-0.038mm占92%,磨机排矿进行高频筛分机进行筛分,筛网为0.038mm,筛上产物得到第一钼精矿,筛下产物待用;
步骤7、将步骤5得到的钼粗选尾矿进行2次钼扫选,得到钼扫选Ⅱ尾矿,所述的钼扫选Ⅱ尾矿为最终铜精矿;
步骤8、将步骤6得到的筛下产物进行5次钼精选,得到第二钼精矿,所述的第二钼精矿与步骤6中得到的第一钼精矿合并,得到最终钼精矿。
本实施方式所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,步骤1中的原矿和水的料液比为1kg:3L。
本实施方式所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,步骤3中的2次铜钼混浮精选为第Ⅰ次铜钼混浮精选、第Ⅱ次铜钼混浮精选,所述的第Ⅰ次铜钼混浮精选时加入水玻璃10g/t,得到铜钼混浮精选Ⅰ精矿和铜钼混浮精选Ⅰ尾矿,所述的铜钼混浮精选Ⅰ精矿直接进行第Ⅱ次铜钼混浮精选,所述的铜钼混浮精选Ⅰ尾矿返回至步骤2的铜钼混浮粗选作业;所述的第Ⅱ次铜钼混浮精选后得到铜钼混浮精选Ⅱ精矿和铜钼混浮精选Ⅱ尾矿,铜钼混浮精选Ⅱ尾矿返回至第Ⅰ次铜钼混浮精选作业,得到的铜钼混浮精选Ⅱ精矿待用。
本实施方式所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,步骤4中的2次铜钼混浮扫选分别为第a次铜钼混浮扫选、第b次铜钼混浮扫选,所述的第a次铜钼混浮扫选时加入丁基黄药40g/t、甲基异丁基甲醇10g/t,得到铜钼混浮扫选a精矿和铜钼混浮扫选a尾矿,所述的铜钼混浮扫选a精矿返回至步骤2的铜钼混浮粗选作业,所述的铜钼混浮扫选a尾矿加入丁基黄药20g/t、甲基异丁基甲醇5g/t后进行第b次铜钼混浮扫选,得到铜钼混浮扫选b精矿和最终尾矿,铜钼混浮扫选b精矿返回至第a次铜钼混浮扫选作业。
本实施方式所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,步骤7中的2次钼扫选为第Ⅰ次钼扫选、第Ⅱ次钼扫选,所述的第Ⅰ次钼扫选时加入硫化钠2500g/t、磺化煤油300g/t,得到钼扫选Ⅰ精矿和钼扫选Ⅰ尾矿,钼扫选Ⅰ精矿返回至步骤5的钼粗选作业,钼扫选Ⅰ尾矿中加入硫化钠1000g/t、磺化煤油150g/t进行第Ⅱ次钼扫选,获得钼扫选Ⅱ精矿和钼扫选Ⅱ尾矿,钼扫选Ⅱ精矿返回至第Ⅰ次钼扫选作业,所述的钼扫选Ⅱ尾矿为最终铜精矿。
本实施方式所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,步骤8中的5次钼精选为第A次钼精选、第B次钼精选、第C次钼精选、第D次钼精选、第E次钼精选,所述的第A次钼精选时添加硫化钠3000g/t,得到钼精选A精矿和钼精选A尾矿,所述的钼精选A尾矿返回至步骤5的钼粗选作业,所述的钼精选A精矿进行第B次钼精选。
本实施方式所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,步骤8中的第B次钼精选时添加水玻璃200g/t,得到钼精选B精矿和钼精选B尾矿,钼精选B尾矿返回至步骤8的第A次钼精选作业,所述的钼精选B精矿进行第C次钼精选;第C次钼精选时添加硫化钠500g/t,得到钼精选C精矿和钼精选C尾矿,钼精选C尾矿返回至步骤8的第B次钼精选作业,所述的钼精选C精矿进行第D次钼精选;第D次钼精选时添加添加水玻璃100g/t,得到钼精选D精矿和钼精选D尾矿,钼精选D尾矿返回至步骤8的第B次钼精选作业,所述的钼精选D精矿进行第E次钼精选;第E次钼精选时不添加药剂,得到第二钼精矿和钼精选E尾矿,钼精选D尾矿返回至步骤8的第B次钼精选作业,所述的第二钼精矿与步骤6中的第一钼精矿合并为最终钼精矿。
本实施方式所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,斑岩型铜钼矿的回收效果如表1所示:
表1斑岩型铜钼矿的回收率
注*单位为g/t。
本实施方式所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,原矿含铜0.36%,含钼0.012%,含金0.11g/t,含银1.9g/t,含铼0.2g/t。其中,铜矿物主要为黄铜矿、斑铜矿;钼矿物主要为辉钼矿,从表1中能够看出,铜精矿中铜的回收率为88.66%、金回收率62.27%、铼回收率5.69%,钼精矿中钼的回收率为77.55%、铼回收率50.32%。
具体实施方式二:
一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,包括如下步骤:
步骤1、将原矿破碎、用球磨机磨细,磨矿细度为-0.074mm粒度级别的含量占给矿总重量的60%,磨矿过程中添加石灰800g/t,加水调浆至矿浆pH为8,得到磨矿矿浆,待用;
步骤2、将步骤1得到的磨矿矿浆中按照顺序加入水玻璃200g/t、丁基黄药100g/t、磺化煤油15g/t、甲基异丁基甲醇30g/t,进行铜钼混浮粗选,铜钼混浮粗选时间3~6min,得到铜钼混浮粗选精矿和铜钼混浮粗选尾矿,待用;
步骤3、将步骤2得到的铜钼混浮粗选精矿用球磨机磨细,磨矿细度至-0.038mm粒度级别的含量占铜钼混浮粗选精矿的90%,然后进行2次铜钼混浮精选,得到铜钼混浮精选Ⅱ精矿,待用;
步骤4、将步骤2得到的铜钼混浮粗选尾矿中进行2次铜钼混浮扫选,得到最终尾矿;
步骤5、将步骤3得到的铜钼混浮精选Ⅱ精矿添加水玻璃500g/t,硫化钠10000g/t,磺化煤油800g/t,进行钼粗选,得到钼粗选精矿、钼粗选尾矿,待用;
步骤6、将步骤5得到的钼粗选精矿进入球磨机进行再磨,磨矿细度为-0.038mm占96%,磨机排矿进行高频筛分机进行筛分,筛网为0.038mm,筛上产物得到第一钼精矿,筛下产物待用;
步骤7、将步骤5得到的钼粗选尾矿进行2次钼扫选,得到钼扫选Ⅱ尾矿,所述的钼扫选Ⅱ尾矿为最终铜精矿;
步骤8、将步骤6得到的筛下产物进行5次钼精选,得到第二钼精矿,所述的第二钼精矿与步骤6中得到的第一钼精矿合并,得到最终钼精矿。
本实施方式所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,步骤1中的原矿和水的料液比为1kg:3L。
本实施方式所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,步骤3中的2次铜钼混浮精选为第Ⅰ次铜钼混浮精选、第Ⅱ次铜钼混浮精选,所述的第Ⅰ次铜钼混浮精选时加入水玻璃15g/t,得到铜钼混浮精选Ⅰ精矿和铜钼混浮精选Ⅰ尾矿,所述的铜钼混浮精选Ⅰ精矿直接进行第Ⅱ次铜钼混浮精选,所述的铜钼混浮精选Ⅰ尾矿返回至步骤2的铜钼混浮粗选作业;所述的第Ⅱ次铜钼混浮精选后得到铜钼混浮精选Ⅱ精矿和铜钼混浮精选Ⅱ尾矿,铜钼混浮精选Ⅱ尾矿返回至第Ⅰ次铜钼混浮精选作业,得到的铜钼混浮精选Ⅱ精矿待用。
本实施方式所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,步骤4中的2次铜钼混浮扫选分别为第a次铜钼混浮扫选、第b次铜钼混浮扫选,所述的第a次铜钼混浮扫选时加入丁基黄药50g/t、甲基异丁基甲醇15g/t,得到铜钼混浮扫选a精矿和铜钼混浮扫选a尾矿,所述的铜钼混浮扫选a精矿返回至步骤2的铜钼混浮粗选作业,所述的铜钼混浮扫选a尾矿加入丁基黄药25g/t、甲基异丁基甲醇10g/t后进行第b次铜钼混浮扫选,得到铜钼混浮扫选b精矿和最终尾矿,铜钼混浮扫选b精矿返回至第a次铜钼混浮扫选作业。
本实施方式所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,步骤7中的2次钼扫选为第Ⅰ次钼扫选、第Ⅱ次钼扫选,所述的第Ⅰ次钼扫选时加入硫化钠3000g/t、磺化煤油400g/t,得到钼扫选Ⅰ精矿和钼扫选Ⅰ尾矿,钼扫选Ⅰ精矿返回至步骤5的钼粗选作业,钼扫选Ⅰ尾矿中加入硫化钠1500g/t、磺化煤油200g/t进行第Ⅱ次钼扫选,获得钼扫选Ⅱ精矿和钼扫选Ⅱ尾矿,钼扫选Ⅱ精矿返回至第Ⅰ次钼扫选作业,所述的钼扫选Ⅱ尾矿为最终铜精矿。
本实施方式所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,步骤8中的5次钼精选为第A次钼精选、第B次钼精选、第C次钼精选、第D次钼精选、第E次钼精选,所述的第A次钼精选时添加硫化钠4000g/t,得到钼精选A精矿和钼精选A尾矿,所述的钼精选A尾矿返回至步骤5的钼粗选作业,所述的钼精选A精矿进行第B次钼精选。
本实施方式所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,步骤8中的第B次钼精选时添加水玻璃300g/t,得到钼精选B精矿和钼精选B尾矿,钼精选B尾矿返回至步骤8的第A次钼精选作业,所述的钼精选B精矿进行第C次钼精选;第C次钼精选时添加硫化钠1000g/t,得到钼精选C精矿和钼精选C尾矿,钼精选C尾矿返回至步骤8的第B次钼精选作业,所述的钼精选C精矿进行第D次钼精选;第D次钼精选时添加添加水玻璃150g/t,得到钼精选D精矿和钼精选D尾矿,钼精选D尾矿返回至步骤8的第B次钼精选作业,所述的钼精选D精矿进行第E次钼精选;第E次钼精选时不添加药剂,得到第二钼精矿和钼精选E尾矿,钼精选D尾矿返回至步骤8的第B次钼精选作业,所述的第二钼精矿与步骤6中的第一钼精矿合并为最终钼精矿。
本实施方式所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,斑岩型铜钼矿的回收效果如表2所示:
表2斑岩型铜钼矿的回收率
注*-单位为g/t。
本实施方式所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,原矿含铜0.36%,含钼0.012%,含金0.11g/t,含银1.9g/t,含铼0.2g/t。其中,铜矿物主要为黄铜矿、斑铜矿;钼矿物主要为辉钼矿,从表2中能够看出,铜精矿中铜的回收率为89.20%、金回收率65.75%、铼回收率5.89%,钼精矿中钼的回收率为78.95%、铼回收率54.48%。
具体实施方式三:
一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,包括如下步骤:
步骤1、将原矿破碎、用球磨机磨细,磨矿细度为-0.074mm粒度级别的含量占给矿总重量的55~60%,磨矿过程中添加石灰500~800g/t,加水调浆至矿浆pH为7~8,得到磨矿矿浆,待用;
步骤2、将步骤1得到的磨矿矿浆中按照顺序加入水玻璃100~200g/t、丁基黄药80~100g/t、磺化煤油10~15g/t、甲基异丁基甲醇20~30g/t,进行铜钼混浮粗选,铜钼混浮粗选时间3~6min,得到铜钼混浮粗选精矿和铜钼混浮粗选尾矿,待用;
步骤3、将步骤2得到的铜钼混浮粗选精矿用球磨机磨细,磨矿细度至-0.038mm粒度级别的含量占铜钼混浮粗选精矿的86%~90%,然后进行2次铜钼混浮精选,得到铜钼混浮精选Ⅱ精矿,待用;
步骤4、将步骤2得到的铜钼混浮粗选尾矿中进行2次铜钼混浮扫选,得到最终尾矿;
步骤5、将步骤3得到的铜钼混浮精选Ⅱ精矿添加水玻璃400~500g/t,硫化钠8000~10000g/t,磺化煤油500~800g/t,进行钼粗选,得到钼粗选精矿、钼粗选尾矿,待用;
步骤6、将步骤5得到的钼粗选精矿进入球磨机进行再磨,磨矿细度为-0.038mm占92~96%,磨机排矿进行高频筛分机进行筛分,筛网为0.038mm,筛上产物得到第一钼精矿,筛下产物待用;
步骤7、将步骤5得到的钼粗选尾矿进行2次钼扫选,得到钼扫选Ⅱ尾矿,所述的钼扫选Ⅱ尾矿为最终铜精矿;
步骤8、将步骤6得到的筛下产物进行5次钼精选,得到第二钼精矿,所述的第二钼精矿与步骤6中得到的第一钼精矿合并,得到最终钼精矿。
具体实施方式四:
根据具体实施方式三所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,步骤1中的原矿和水的料液比为1kg:3L。
具体实施方式五:
根据具体实施方式三所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,步骤3中的2次铜钼混浮精选为第Ⅰ次铜钼混浮精选、第Ⅱ次铜钼混浮精选,所述的第Ⅰ次铜钼混浮精选时加入水玻璃10~15g/t,得到铜钼混浮精选Ⅰ精矿和铜钼混浮精选Ⅰ尾矿,所述的铜钼混浮精选Ⅰ精矿直接进行第Ⅱ次铜钼混浮精选,所述的铜钼混浮精选Ⅰ尾矿返回至步骤2的铜钼混浮粗选作业;所述的第Ⅱ次铜钼混浮精选后得到铜钼混浮精选Ⅱ精矿和铜钼混浮精选Ⅱ尾矿,铜钼混浮精选Ⅱ尾矿返回至第Ⅰ次铜钼混浮精选作业,得到的铜钼混浮精选Ⅱ精矿待用。
具体实施方式六:
根据具体实施方式三所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,步骤4中的2次铜钼混浮扫选分别为第a次铜钼混浮扫选、第b次铜钼混浮扫选,所述的第a次铜钼混浮扫选时加入丁基黄药40~50g/t、甲基异丁基甲醇10~15g/t,得到铜钼混浮扫选a精矿和铜钼混浮扫选a尾矿,所述的铜钼混浮扫选a精矿返回至步骤2的铜钼混浮粗选作业,所述的铜钼混浮扫选a尾矿加入丁基黄药20~25g/t、甲基异丁基甲醇5~10g/t后进行第b次铜钼混浮扫选,得到铜钼混浮扫选b精矿和最终尾矿,铜钼混浮扫选b精矿返回至第a次铜钼混浮扫选作业。
具体实施方式七:
根据具体实施方式三所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,步骤7中的2次钼扫选为第Ⅰ次钼扫选、第Ⅱ次钼扫选,所述的第Ⅰ次钼扫选时加入硫化钠2500~3000g/t、磺化煤油300~400g/t,得到钼扫选Ⅰ精矿和钼扫选Ⅰ尾矿,钼扫选Ⅰ精矿返回至步骤5的钼粗选作业,钼扫选Ⅰ尾矿中加入硫化钠1000~1500g/t、磺化煤油150~200g/t进行第Ⅱ次钼扫选,获得钼扫选Ⅱ精矿和钼扫选Ⅱ尾矿,钼扫选Ⅱ精矿返回至第Ⅰ次钼扫选作业,所述的钼扫选Ⅱ尾矿为最终铜精矿。
具体实施方式八:
根据具体实施方式三所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,步骤8中的5次钼精选为第A次钼精选、第B次钼精选、第C次钼精选、第D次钼精选、第E次钼精选,所述的第A次钼精选时添加硫化钠3000~4000g/t,得到钼精选A精矿和钼精选A尾矿,所述的钼精选A尾矿返回至步骤5的钼粗选作业,所述的钼精选A精矿进行第B次钼精选。
具体实施方式九:
根据具体实施方式三所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,步骤8中的第B次钼精选时添加水玻璃200~300g/t,得到钼精选B精矿和钼精选B尾矿,钼精选B尾矿返回至步骤8的第A次钼精选作业,所述的钼精选B精矿进行第C次钼精选;第C次钼精选时添加硫化钠500~1000g/t,得到钼精选C精矿和钼精选C尾矿,钼精选C尾矿返回至步骤8的第B次钼精选作业,所述的钼精选C精矿进行第D次钼精选;第D次钼精选时添加添加水玻璃100~150g/t,得到钼精选D精矿和钼精选D尾矿,钼精选D尾矿返回至步骤8的第B次钼精选作业,所述的钼精选D精矿进行第E次钼精选;第E次钼精选时不添加药剂,得到第二钼精矿和钼精选E尾矿,钼精选D尾矿返回至步骤8的第B次钼精选作业,所述的第二钼精矿与步骤6中的第一钼精矿合并为最终钼精矿。
Claims (7)
1.一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,其特征在于:包括如下步骤:
步骤1、将原矿破碎、用球磨机磨细,磨矿细度为-0.074mm粒度级别的含量占给矿总重量的55~60%,磨矿过程中添加石灰500~800g/t,加水调浆至矿浆pH为7~8,得到磨矿矿浆,待用;
步骤2、将步骤1得到的磨矿矿浆中按照顺序加入水玻璃100~200g/t、丁基黄药80~100g/t、磺化煤油10~15g/t、甲基异丁基甲醇20~30g/t,进行铜钼混浮粗选,铜钼混浮粗选时间3~6min,得到铜钼混浮粗选精矿和铜钼混浮粗选尾矿,待用;
步骤3、将步骤2得到的铜钼混浮粗选精矿用球磨机磨细,磨矿细度至-0.038mm粒度级别的含量占铜钼混浮粗选精矿的86%~90%,然后进行2次铜钼混浮精选,得到铜钼混浮精选Ⅱ精矿,待用;
步骤4、将步骤2得到的铜钼混浮粗选尾矿进行2次铜钼混浮扫选,得到最终尾矿;
步骤5、将步骤3得到的铜钼混浮精选Ⅱ精矿添加水玻璃400~500g/t,硫化钠8000~10000g/t,磺化煤油500~800g/t,进行钼粗选,得到钼粗选精矿、钼粗选尾矿,待用;
步骤6、将步骤5得到的钼粗选精矿进入球磨机进行再磨,磨矿细度为-0.038mm占92~96%,磨机排矿进行高频筛分机进行筛分,筛网为0.038mm,筛上产物得到第一钼精矿,筛下产物待用;
步骤7、将步骤5得到的钼粗选尾矿进行2次钼扫选,得到钼扫选Ⅱ尾矿,所述的钼扫选Ⅱ尾矿为最终铜精矿;
步骤8、将步骤6得到的筛下产物进行5次钼精选,得到第二钼精矿,所述的第二钼精矿与步骤6中得到的第一钼精矿合并,得到最终钼精矿。
2.根据权利要求1所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,其特征在于:步骤1中的原矿和水的料液比为1kg:3L。
3.根据权利要求1所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,其特征在于:步骤3中的2次铜钼混浮精选为第Ⅰ次铜钼混浮精选、第Ⅱ次铜钼混浮精选,所述的第Ⅰ次铜钼混浮精选时加入水玻璃10~15g/t,得到铜钼混浮精选Ⅰ精矿和铜钼混浮精选Ⅰ尾矿,所述的铜钼混浮精选Ⅰ精矿直接进行第Ⅱ次铜钼混浮精选,所述的铜钼混浮精选Ⅰ尾矿返回至步骤2的铜钼混浮粗选作业;所述的第Ⅱ次铜钼混浮精选后得到铜钼混浮精选Ⅱ精矿和铜钼混浮精选Ⅱ尾矿,铜钼混浮精选Ⅱ尾矿返回至第Ⅰ次铜钼混浮精选作业,得到的铜钼混浮精选Ⅱ精矿待用。
4.根据权利要求1所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,其特征在于:步骤4中的2次铜钼混浮扫选分别为第a次铜钼混浮扫选、第b次铜钼混浮扫选,所述的第a次铜钼混浮扫选时加入丁基黄药40~50g/t、甲基异丁基甲醇10~15g/t,得到铜钼混浮扫选a精矿和铜钼混浮扫选a尾矿,所述的铜钼混浮扫选a精矿返回至步骤2的铜钼混浮粗选作业,所述的铜钼混浮扫选a尾矿加入丁基黄药20~25g/t、甲基异丁基甲醇5~10g/t后进行第b次铜钼混浮扫选,得到铜钼混浮扫选b精矿和最终尾矿,铜钼混浮扫选b精矿返回至第a次铜钼混浮扫选作业。
5.根据权利要求1所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,其特征在于:步骤7中的2次钼扫选为第Ⅰ次钼扫选、第Ⅱ次钼扫选,所述的第Ⅰ次钼扫选时加入硫化钠2500~3000g/t、磺化煤油300~400g/t,得到钼扫选Ⅰ精矿和钼扫选Ⅰ尾矿,钼扫选Ⅰ精矿返回至步骤5的钼粗选作业,钼扫选Ⅰ尾矿中加入硫化钠1000~1500g/t、磺化煤油150~200g/t进行第Ⅱ次钼扫选,获得钼扫选Ⅱ精矿和钼扫选Ⅱ尾矿,钼扫选Ⅱ精矿返回至第Ⅰ次钼扫选作业,所述的钼扫选Ⅱ尾矿为最终铜精矿。
6.根据权利要求1所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,其特征在于:步骤8中的5次钼精选为第A次钼精选、第B次钼精选、第C次钼精选、第D次钼精选、第E次钼精选,所述的第A次钼精选时添加硫化钠3000~4000g/t,得到钼精选A精矿和钼精选A尾矿,所述的钼精选A尾矿返回至步骤5的钼粗选作业,所述的钼精选A精矿进行第B次钼精选。
7.根据权利要求6所述的一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法,其特征在于:步骤8中的第B次钼精选时添加水玻璃200~300g/t,得到钼精选B精矿和钼精选B尾矿,钼精选B尾矿返回至步骤8的第A次钼精选作业,所述的钼精选B精矿进行第C次钼精选;第C次钼精选时添加硫化钠500~1000g/t,得到钼精选C精矿和钼精选C尾矿,钼精选C尾矿返回至步骤8的第B次钼精选作业,所述的钼精选C精矿进行第D次钼精选;第D次钼精选时添加水玻璃100~150g/t,得到钼精选D精矿和钼精选D尾矿,钼精选D尾矿返回至步骤8的第C次钼精选作业,所述的钼精选D精矿进行第E次钼精选;第E次钼精选时不添加药剂,得到第二钼精矿和钼精选E尾矿,钼精选E尾矿返回至步骤8的第D次钼精选作业,所述的第二钼精矿与步骤6中的第一钼精矿合并为最终钼精矿。
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Families Citing this family (4)
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Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN102205270A (zh) * | 2011-05-26 | 2011-10-05 | 山东梁邹矿业集团有限公司 | 一种从旋流器沉砂中提取钼精矿的方法 |
CN102513204A (zh) * | 2011-12-21 | 2012-06-27 | 大冶有色设计研究院有限公司 | 炼铜转炉渣回收铜的筛分、浮选联合工艺选矿方法 |
CN102513220A (zh) * | 2011-12-21 | 2012-06-27 | 大冶有色设计研究院有限公司 | 从铜钼混合精矿矿浆中回收铜精矿和钼精矿的药剂组合物 |
CN102631994A (zh) * | 2012-04-19 | 2012-08-15 | 白银有色集团股份有限公司 | 难选低品位铜钼矿的柱机联合分选分离方法 |
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- 2019-07-15 CN CN201910636322.8A patent/CN110385194B/zh active Active
Patent Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN102205270A (zh) * | 2011-05-26 | 2011-10-05 | 山东梁邹矿业集团有限公司 | 一种从旋流器沉砂中提取钼精矿的方法 |
CN102513204A (zh) * | 2011-12-21 | 2012-06-27 | 大冶有色设计研究院有限公司 | 炼铜转炉渣回收铜的筛分、浮选联合工艺选矿方法 |
CN102513220A (zh) * | 2011-12-21 | 2012-06-27 | 大冶有色设计研究院有限公司 | 从铜钼混合精矿矿浆中回收铜精矿和钼精矿的药剂组合物 |
CN102631994A (zh) * | 2012-04-19 | 2012-08-15 | 白银有色集团股份有限公司 | 难选低品位铜钼矿的柱机联合分选分离方法 |
CN103878073A (zh) * | 2014-04-21 | 2014-06-25 | 西藏华泰龙矿业开发有限公司 | 一种铜钼分离浮选剂及其使用方法 |
JP2018034128A (ja) * | 2016-09-01 | 2018-03-08 | Jx金属株式会社 | モリブデン精鉱の分離方法 |
Non-Patent Citations (2)
Title |
---|
"某复杂难选铜钼矿石浮选试验";赵冠飞 等;《矿山机械》;20130210;第91-95页 * |
"某难选低品位铜钼矿的生产实践";高彦萍 等;《甘肃冶金》;20131215;第11-15页 * |
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