CN112371345A - 一种低品位微细粒难选铜钼矿石的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种低品位微细粒难选铜钼矿石的选矿方法，属于矿物加工领域矽卡岩型铜钼矿石的选矿方法。制备矿浆，添加药剂，矿浆缩分，矿浆之间阶梯式交互选别。通过将不同层级的粗选精矿与原矿混合，富化下一选矿过程的泡沫层，改变原矿中有用矿物和脉石矿物的比例，提高细粒级目的矿物浮选过程中的载体含量，改善矿物的浮游速度和富集程度。另外通过将精选I的尾矿返回第一层原矿粗选I作业，提高初始粗选过程中的目的矿物载体和金属量，使整个流程达到良性循环，本发明能显著提高混合精矿中铜和钼的品位及回收率均，同时能够节约选矿过程的药剂消耗。
Description
技术领域
本发明涉及矿物加工领域矽卡岩型铜钼矿石的选矿方法，尤其涉及一种矽卡岩型低品位微细粒难选铜钼矿石的选矿方法。
背景技术
铜及其合金因良好的导电和导热性、易于加工和抗腐蚀能力强等特点而被广泛应用于各行各业，是国计民生和高新技术领域不可缺少的基础材料。铜矿石的选矿方法中以浮选工艺最为常见。浮选工艺流程通常由1-2次粗选作业，2-3次扫选作业和2-3次精选作业构成，选矿产品为铜精矿。我国铜钼矿产资源丰富，但随着资源的不断开采和利用，矿山企业的资源禀赋逐渐变差，矿石品位呈现降低的趋势，生产实践表明矿石的入选品位对精矿的质量和回收率有着重要影响，入选矿石品位降低会导致精矿品位和回收率不同程度的降低。
从回收率的理论公式中可以看出(公式1)，随着原矿品位α的降低，回收率ε也随之降低。对选矿工艺流程已经确定的矿山企业而言，在流程结构不大幅改变的情况下，浮选工艺的富集比通常是稳定的。从富集比的理论公式中可以看出(公式2)，当原矿品位α降低时，也会导致精矿品位的降低。而生产企业为了保证较高的精矿品位，通常的解决方案为增加精选次数，但增加精选次数会增加流程的中矿循环，造成金属流失，导致回收率大幅降低。与此同时，随着铜钼矿石资源禀赋的变差，有用矿物的嵌布粒度越来越细，常规浮选工艺的选矿指标逐渐变差，低品位微细粒矿石的选矿难度变得越来越大，为此对低品位微细粒铜钼矿石，如何通过生产工艺革新，解决矿石品位降低和有用矿物嵌布粒度变细对生产工艺的影响，实现精矿品位和回收率的双赢是选矿领域的重要研究课题。
式中：ε-选矿回收率(％)；α、β、γ分别为原矿、精矿和尾矿品位(％或g/t)；
式中：K-富集比；α、β分别为原矿和精矿品位(％或g/t)。
发明内容
本发明提供一种低品位微细粒难选铜钼矿石的选矿方法，以解决低品位微细粒难选铜钼矿石因入选品位低、有用矿物嵌布粒度细导致的在常规浮选工艺中，铜钼混合精矿品位和回收率低的问题。
本发明采用的技术方案是：包括下列步骤：
(a).将低品位微细粒难选铜钼矿石制备成-0.074mm含量为70％-75％的矿浆，矿浆的液固比为(3～3.5)：1；
(b).在步骤(a)中的得到的矿浆中添加浮选调整剂并进行强烈搅拌；
(c).将在步骤(b)中得到的添加了浮选调整剂的矿浆分成三个相同的部分：矿浆I、矿浆II和矿浆III；
(d).在步骤(c)中得到的矿浆I中添加浮选捕收剂和起泡剂，经过粗选I后得到粗选精矿1和粗选尾矿1；
(e).将步骤(d)中得到的粗选精矿1和步骤c中得到的矿浆II混合，然后添加捕收剂和起泡剂、经过粗选II后得到粗选精矿2和粗选尾矿2；
(f).将步骤(e)中得到的粗选精矿2和步骤(c)中得到的矿浆III混合，然后添加捕收剂和起泡剂，经过粗选III后得到粗选精矿3和粗选尾矿3；
(g).将步骤(f)得到的粗选尾矿3中添加调整剂、捕收剂和起泡剂，依次经过粗选IV、精选I、精选II、扫选I和扫选II，得到精选II精矿和扫选II尾矿，中矿产品返回，形成闭路循环；具体返回方式为精选I尾矿返回步骤d中的粗选I作业，精选II尾矿返回精选I，扫选I精矿返回粗选IV，扫选II精矿和步骤d的中得到的粗选尾矿1、步骤e中得到的粗选尾矿2混合后返回扫选I，扫选I和扫选II作业选别前添加捕收剂和起泡剂；
(h).步骤(g)得到的精选II精矿和步骤f得到的粗选精矿3合并作为最终铜钼混合精矿，扫选II尾矿为浮选最终尾矿。
本发明所述步骤(a)中的浮选调整剂为碳酸钠，用量为500g/t，搅拌时间5min。
本发明步骤(c)中浮选捕收剂为丁基黄药和丁铵黑药，用量分别为20g/t和10g/t，搅拌3min，起泡剂为松油醇，用量为10g/t，搅拌1min。
本发明步骤(d)中捕收剂为丁基黄药和丁铵黑药，用量分别为10g/t和5g/t，搅拌3min，起泡剂为松油醇，用量为5g/t，搅拌1min。
本发明步骤(e)中捕收剂为丁基黄药和丁铵黑药，用量分别为10g/t和5g/t，搅拌3min，起泡剂为松油醇，用量为5g/t，搅拌1min。
本发明步骤(f)中得到的粗选尾矿3中添加调整剂为碳酸钠，用量为300g/t，搅拌3min，添加的捕收剂为丁基黄药和丁铵黑药，用量分别为40g/t和20g/t，搅拌3min，添加的起泡剂为松油醇，用量为20g/t，搅拌1min。
本发明步骤(f)的具体返回方式中，扫选I和扫选II作业选别前添加的捕收剂和起泡剂，其用量分别为粗选IV作业的50％和25％。
本发明适用于低品位微细粒难选铜钼矿石的选矿，特别是对铜品位为0.3-0.4％，钼品位为0.01％-0.02％的矽卡岩型低品位微细粒铜钼矿石，选矿指标稳定，富集比高，精矿品位和回收率均较为理想。有效的解决原矿品位低，有用矿物嵌布粒度细导致的精矿难富集、回收率指标不理想的问题。在该选矿工艺下铜钼混合精矿的铜品位可达20-24g/t，钼品位可达0.6-0.8％，铜、钼的回收率分别可达85％和70％以上，该工艺选别的铜钼混合精矿既可作为最终精矿销售，也可进行铜和钼的浮选分离。
附图说明
图1是本发明的流程图；
图2是本发明实施例的流程图；
图3是本发明实验例1一粗两精两扫的流程图；
图4是本发明实验例2一粗三精三扫的流程图。
具体实施方式
以下实施例中采用某矽卡岩型低品位微细粒难选铜钼矿石，矿石的多元素分析结果见表1，铜物相分析结果见表2，钼物相分析结果见表3。
表1原矿多元素分析结果
| 元素 | Cu | Mo | Zn | Fe | MgO | SiO<sub>2</sub> |
| 含量/％ | 0.40 | 0.017 | 0.081 | 5.26 | 1.22 | 47.77 |
| 元素 | S | As | Pb | Sb | C | CaO |
| 含量/％ | 1.63 | 0.47 | 0.43 | 0.018 | 1.44 | 16.86 |
表2原矿铜物相分析结果
表3原矿钼物相分析结果
| 钼物相分析 | Mo/硫化物 | Mo/氧化物 | 总钼 |
| 含量/％ | 0.018 | 0.006 | 0.024 |
| 相对含量/％ | 75.00 | 25.00 | 100 |
实施例1
流程如图2所示，包括以下步骤：
(a)将低品位微细粒难选铜钼矿石制备成-0.074mm含量为75％的矿浆，矿浆的液固比为3.2:1；
(b)在步骤(a)中的得到的矿浆中添加浮选调整剂碳酸钠并进行强烈搅拌，碳酸钠用量为500g/t，搅拌时间5min；
(c)将在步骤(b)中得到的添加了碳酸钠的矿浆分成三个相同的样品：矿浆I、矿浆II和矿浆III；
(d)在步骤(c)中得到的矿浆I中添加浮选捕收剂丁基黄药和丁铵黑药，用量分别为20g/t和10g/t，搅拌3min后添加起泡剂松油醇，用量为10g/t，搅拌1min后进入粗选I作业，得到粗选精矿1和粗选尾矿1；
(e)将步骤(d)中得到的粗选精矿1和步骤(c)中得到的矿浆II混合，然后添加捕收剂丁基黄药和丁铵黑药，用量分别为10g/t和5g/t，搅拌3min后添加起泡剂松油醇，用量为5g/t，搅拌1min后进入粗选II作业，得到粗选精矿2和粗选尾矿2；
(f)将步骤(e)中得到的粗选精矿2和步骤(c)中得到的矿浆III混合，然后添加捕收剂丁基黄药和丁铵黑药，用量分别为10g/t和5g/t，搅拌3min后添加起泡剂松油醇，用量为5g/t，搅拌1min后进入粗选III作业，得到粗选精矿3和粗选尾矿3；
(g)将步骤(f)中得到的粗选尾矿3中添加调整剂碳酸钠，用量为300g/t，搅拌3min后添加捕收剂丁基黄药和丁铵黑药，用量分别为40g/t和20g/t，搅拌3min后添加起泡剂松油醇，用量为20g/t，搅拌1min后依次进入粗选IV、精选I、精选II、扫选I和扫选II，得到精选II精矿和扫选II尾矿，中矿产品返回，形成闭路循环；具体返回方式为精I尾矿返回步骤(d)中的粗选I作业，精选II尾矿返回精选I，扫选I精矿返回粗选IV，扫选II精矿和步骤(d)的中得到的粗选尾矿1、步骤(e)中得到的粗选尾矿2混合后返回扫选I，扫选I和扫选II作业选别前添加捕收剂和起泡剂，用量分别为粗选IV作业的50％和25％。
(h)步骤(g)得到的精选II精矿和步骤(f)得到的粗选精矿3合并作为最终铜钼混合精矿，扫选II尾矿为浮选最终尾矿，选矿指标见表4。
表4本发明选矿工艺指标
通过表4结果可知本发明产出的铜钼混合精矿铜品位可达19.94％，钼品位可达0.697％，铜和钼的回收率分别为85.10％和70.57％。
实施例2
步骤(a)矿浆的液固比为3：1，其余同实施例1。
实施例3
步骤(a)矿浆的液固比为3.5：1，其余同实施例1。
实验例1
本实验例采用一次粗选、两次扫选和两次精选的常规浮选流程，工艺参数为单一优化实验中确定的最佳参数，详细条件及流程见图3，该工艺包括以下步骤：
(1)将低品位微细粒难选铜钼矿石制备成-0.074mm含量为75％的矿浆，矿浆的液固比为3.2:1；
(2)在步骤(1)中的得到的矿浆中添加浮选调整剂碳酸钠并进行强烈搅拌，碳酸钠用量为800g/t，搅拌时间5min；
(3)将在步骤(2)中得到的添加了碳酸钠的矿浆中添加浮选捕收剂丁基黄药和丁铵黑药，用量分别为60g/t和30g/t，搅拌3min后添加起泡剂松油醇，用量为30g/t，搅拌1min后进入粗选作业，得到粗选精矿和粗选尾矿；
(4)将步骤(3)中得到的粗选尾矿中添加捕收剂丁基黄药和丁铵黑药，用量分别为30g/t和15g/t，搅拌3min后添加起泡剂松油醇，用量为15g/t，搅拌1min后进入扫选I作业，得到扫选I精矿和扫选I尾矿。粗选精矿进入精选I作业，得到精选I精矿和精选I尾矿；
(5)将步骤(4)中得到的扫选I精矿和精选I尾矿返回粗选作业，扫选I尾矿中添加捕收剂丁基黄药和丁铵黑药，用量分别为15g/t和8g/t，搅拌3min后添加起泡剂松油醇，用量为8g/t，搅拌1min后进入扫选II作业，得到扫选II精矿和扫选II尾矿。精选I精矿进入精II作业，得到精选II精矿和精选II尾矿。扫选II精矿返回扫选I作业，精选II尾矿返回精选I作业。
(6)步骤(5)中得到的精选II精矿为最终铜钼混合精矿，扫选II尾矿为最终浮选尾矿，选矿指标见表5。
表5一粗两精两扫选矿工艺结果
通过表5结果可知一粗两精两扫产出的铜钼混合精矿铜品位为14.86％，钼品位可达0.458％，铜和钼的回收率分别为82.88％和59.88％，选矿指标不及本发明专利。
实验例2
实验例2是在实验例1的基础之上，增加一次精选作业和一次扫选作业，即采用一次粗选、三次扫选和三次精选流程，考查通过增加精选次数和扫选次数对低品位微细粒难选铜钼矿石的选矿指标情况。试验中工艺参数为单一优化实验中确定的最佳参数，详细条件及流程见图4，该工艺包括以下步骤：
(1)将低品位微细粒难选铜钼矿石制备成-0.074mm含量为75％的矿浆，矿浆的液固比为3.2:1；
(2)在步骤(1)中的得到的矿浆中添加浮选调整剂碳酸钠并进行强烈搅拌，碳酸钠用量为800g/t，搅拌时间5min；
(3)将在步骤(2)中得到的添加了碳酸钠的矿浆中添加浮选捕收剂丁基黄药和丁铵黑药，用量分别为60g/t和30g/t，搅拌3min后添加起泡剂松油醇，用量为30g/t，搅拌1min后进入粗选作业，得到粗选精矿和粗选尾矿；
(4)将步骤(3)中得到的粗选尾矿中添加捕收剂丁基黄药和丁铵黑药，用量分别为30g/t和15g/t，搅拌3min后添加起泡剂松油醇，用量为15g/t，搅拌1min后进入扫选I作业，得到扫选I精矿和扫选I尾矿。粗选精矿进入精选I作业，得到精选I精矿和精选I尾矿；
(5)将步骤(4)中得到的扫选I精矿和精选I尾矿返回粗选作业，扫选I尾矿中添加捕收剂丁基黄药和丁铵黑药，用量分别为15g/t和8g/t，搅拌3min后添加起泡剂松油醇，用量为8g/t，搅拌1min后进入扫选II作业，得到扫选II精矿和扫选II尾矿。精选I精矿进入精II作业，得到精选II精矿和精选II尾矿。扫选II精矿返回扫选I作业，精选II尾矿返回精选I作业。
(6)步骤(5)得到的扫选II尾矿中添加捕收剂丁基黄药和丁铵黑药，用量分别为8g/t和4g/t，搅拌3min后添加起泡剂松油醇，用量为4g/t，搅拌1min后进入扫选III作业，得到扫选III精矿和扫选III尾矿。精选II精矿进入精III作业，得到精选III精矿和精选III尾矿。扫选III精矿返回扫选II作业，精选III尾矿返回精选II作业。
(7)步骤(6)中得到的精选III精矿为最终铜钼混合精矿，扫选III尾矿为最终浮选尾矿，选矿指标见表6。
表6一粗三精三扫选矿工艺结果
通过表6结果可知一粗三精三扫产出的铜钼混合精矿铜品位为19.11％，钼品位可达0.597％，铜和钼的回收率分别为80.32％和59.30％。
对比实施例1、实验例1和实验例2的选矿结果，实验例2是在实验例1的基础上增加一次精选，铜钼混合精矿中铜品位由14.86％提高至19.11％，钼品位由0.458％提高至0.597％。虽然实验例2比实验例1中多了一次扫选作业，但铜和钼的回收率分别由82.88％降低至80.32％、59.88％降低至59.30％，远低于本发明专利中铜的回收率85.10％和70.57％。
Claims (7)
1.一种低品位微细粒难选铜钼矿石的选矿方法，其特征在于，包括下列步骤：
a.将低品位微细粒难选铜钼矿石制备成-0.074mm含量为70％-75％的矿浆，矿浆的液固比为(3～3.5)：1；
b.在步骤a中的得到的矿浆中添加浮选调整剂并进行强烈搅拌；
c.将在步骤b中得到的添加了浮选调整剂的矿浆分成三个相同的部分：矿浆I、矿浆II和矿浆III；
d.在步骤c中得到的矿浆I中添加浮选捕收剂和起泡剂，经过粗选I后得到粗选精矿1和粗选尾矿1；
e.将步骤d中得到的粗选精矿1和步骤c中得到的矿浆II混合，然后添加捕收剂和起泡剂、经过粗选II后得到粗选精矿2和粗选尾矿2；
f.将步骤e中得到的粗选精矿2和步骤c中得到的矿浆III混合，然后添加捕收剂和起泡剂，经过粗选III后得到粗选精矿3和粗选尾矿3；
g.将步骤f得到的粗选尾矿3中添加调整剂、捕收剂和起泡剂，依次经过粗选IV、精选I、精选II、扫选I和扫选II，得到精选II精矿和扫选II尾矿，中矿产品返回，形成闭路循环；具体返回方式为精选I尾矿返回步骤d中的粗选I作业，精选II尾矿返回精选I，扫选I精矿返回粗选IV，扫选II精矿和步骤d的中得到的粗选尾矿1、步骤e中得到的粗选尾矿2混合后返回扫选I，扫选I和扫选II作业选别前添加捕收剂和起泡剂；
h.步骤g得到的精选II精矿和步骤f得到的粗选精矿3合并作为最终铜钼混合精矿，扫选II尾矿为浮选最终尾矿。
2.根据权利要求1所述的一种低品位微细粒难选铜钼矿石的选矿方法其特征在于：所述步骤a中的浮选调整剂为碳酸钠，用量为500g/t，搅拌时间5min。
3.根据权利要求1所述的一种低品位微细粒难选铜钼矿石的选矿方法，其特征在于：步骤(c)中浮选捕收剂为丁基黄药和丁铵黑药，用量分别为20g/t和10g/t，搅拌3min，起泡剂为松油醇，用量为10g/t，搅拌1min。
4.根据权利要求1所述的一种低品位微细粒难选铜钼矿石的选矿方法，其特征在于：步骤(d)中捕收剂为丁基黄药和丁铵黑药，用量分别为10g/t和5g/t，搅拌3min，起泡剂为松油醇，用量为5g/t，搅拌1min。
5.根据权利要求1所述的一种低品位微细粒难选铜钼矿石的选矿方法，其特征在于：步骤(e)中捕收剂为丁基黄药和丁铵黑药，用量分别为10g/t和5g/t，搅拌3min，起泡剂为松油醇，用量为5g/t，搅拌1min。
6.根据权利要求1所述的一种低品位微细粒难选铜钼矿石的选矿方法，其特征在于：步骤(f)中得到的粗选尾矿3中添加调整剂为碳酸钠，用量为300g/t，搅拌3min，添加的捕收剂为丁基黄药和丁铵黑药，用量分别为40g/t和20g/t，搅拌3min，添加的起泡剂为松油醇，用量为20g/t，搅拌1min。
7.根据权利要求6所述的一种低品位微细粒难选铜钼矿石的选矿方法，其特征在于：步骤(f)的具体返回方式中，扫选I和扫选II作业选别前添加的捕收剂和起泡剂，其用量分别为粗选IV作业的50％和25％。
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Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PB01 | Publication | ||
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| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
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| WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication |
Application publication date: 20210219 |
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