CN113117883A - 一种提高铜钼硫化矿铜钼混合浮选段回收率的工艺 - Google Patents
一种提高铜钼硫化矿铜钼混合浮选段回收率的工艺 Download PDFInfo
- Publication number
- CN113117883A CN113117883A CN201911406031.6A CN201911406031A CN113117883A CN 113117883 A CN113117883 A CN 113117883A CN 201911406031 A CN201911406031 A CN 201911406031A CN 113117883 A CN113117883 A CN 113117883A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- copper
- molybdenum
- scavenging
- concentration
- foam
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Pending
Links
Images
Classifications
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
- B03B9/00—General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明提供一种提高铜钼硫化矿铜钼混合浮选段回收率的工艺,该选矿工艺针对铜钼硫化矿铜钼混合浮选过程中存在中矿循环量大、矿浆泥化严重、对有用矿物表面罩盖、指标差、操作困难等诸多难题,通过将铜钼混合浮选段第一次精选底流和第一次扫选泡沫合并单独再选,再选的泡沫视情况返回粗选或直接精选产出次级铜钼混合精矿,再选底流并入尾矿丢弃,有效减少了泥化脉石的循环量,减少了泥化脉石对浮选的不利影响,提高了铜钼混合浮选段铜钼回收率,可带来很好的经济效益。
Description
技术领域
本发明属于有色金属冶金领域,具体涉及一种提高铜钼硫化矿铜钼混合浮选段回收率的工艺。
背景技术
常规铜钼硫化矿铜钼混合浮选时,中矿均顺序返回,这样的流程存在以下缺点:(1)矿泥循环量大,造成浮选药剂有效浓度低,(2)中矿循环量过大,容易在流程中造成恶性循环;(3)由于中矿的恶性循环,铜、钼金属量在扫选方向(尾矿方向)分布率过高;(4)一部分金属量即便返回流程也没办法被回收,一直这么循环下去,容易造成硫化矿物表面被泥覆盖,影响其上浮速率和上浮效率。因此,急需要寻找一种新工艺,可以减少中矿循环量,消除中矿循环带来的不利影响。
发明内容
为了解决上述问题,本发明的目的在于提供一种提高铜钼硫化矿铜钼混合浮选段回收率的工艺,该工艺可大幅提高资源利用率。
为实现上述目的,本发明提供一种提高铜钼硫化矿铜钼混合浮选段回收率的工艺,包括如下步骤:
(1)将矿石磨矿至-0.074mm占55-90%,加入石灰调整pH值为8-9;
(2)进行粗选浮选6min得到铜钼混合粗精矿和粗选尾矿;
(3)粗选尾矿进行扫选I,时间为5min,对得到的扫选I尾矿进行扫选II和扫选III,两次扫选时间均为4min;
(4)铜钼混合粗精矿进行第I次精选4min得到精I底流和精I泡沫,精I泡沫在进行精选2次,精选II精选时间为4min,精选III精选时间为2分30秒,精选II、精选III得到的底流、扫II和扫III得到的泡沫均顺序返回;
(5)精I底流和扫选I泡沫合并后进行再选,得到的再选泡沫返回粗选或作为次级铜精矿,再选底流作为小尾矿与扫III得到的尾矿合并作为总尾矿;精III泡沫作为铜钼混合精矿。
优选地,步骤(2)所述粗选浮选前添加加入捕收剂Pj-053 0-15g/t、煤油0-15g/t、起泡剂2#油0-10g/t调浆2min。
优选地,步骤(3)所述扫选I前添加捕收剂Pj-053 0-15g/t、煤油0-15g/t、起泡剂2#油0-15g/t调浆2min。
优选地,步骤(3)所述扫选II和扫选III前均添加捕收剂Pj-053 0-15g/t、煤油0-15g/t、2#油0-15g/t调浆2min。
优选地,步骤(4)所述第I次精选时,添加0-225g/t水玻璃,0-500g/t石灰调浆3min后进行第I次精选。
优选地,在所述步骤(5)中,再选添加水玻璃进行矿泥分散、添加石灰对黄铁矿进行抑制,添加Pj-053和2#油进行矿物捕收,水玻璃用量为0-1000g/t,石灰用量为0-1000g/t,Pj-053、煤油和2#油用量均为0-15g/t。
优选地,在所述步骤(5)中,精I底流和扫选I泡沫合并后,若有价矿物单体解离度在80%以下则在再选前需要进行再磨,,再磨细度为-0.045mm占50%-95%。
再磨用于提高有价矿物单体解离度,进而提高铜、钼回收率。
再选泡沫如与铜钼混合精矿合并时不会降低其品级(根据市售品级要求)则直接产出次级铜钼混合精矿后并入铜钼混合精矿,若再选泡沫与铜钼混合精矿合并时会降低其品级则返回粗选。
本发明的有益效果在于:
本发明提供一种提高铜钼硫化矿铜钼混合浮选段回收率的工艺,该工艺(1)矿泥循环量小,浮选药剂有效浓度高,(2)铜、钼金属量在精选方向分布率高,扫选方向(尾矿方向)分布率低;(3)将部分即便返回流程也无法被回收的金属量随泥化脉石一起提前开出流程,减少矿泥对硫化矿物表面的覆盖,提高有用矿物的上浮速率和上浮效率;(4)中矿再选泡沫产率小,可回收金属量大,将此部分泡沫返回粗选或者直接精选产出精矿、将小尾矿丢弃无疑是很好的选择。
附图说明
图1为本发明提供的一种提高铜钼硫化矿铜钼混合浮选段回收率的工艺工艺流程示意图。
图2为一现有技术中的浮选工艺处理矿石的流程示意图。
图3为另现有技术中的浮选工艺处理矿石的流程示意图。
具体实施方式
下面结合附图及具体实施例详细介绍本发明。但以下的实施例仅限于解释本发明,本发明的保护范围应包括权利要求的全部内容,不仅仅限于本实施例。
实施例1
内蒙某铜钼矿,其某矿体含铜0.283%,含钼0.0311%,该矿石中铜主要以黄铜矿、铜蓝和辉铜矿形式存在,钼主要以辉钼矿存在。其它硫化矿物主要是黄铁矿,矿石中主要脉石为云母、长石、石英等。
如图1所示在矿石磨矿至-0.074mm 60%,加入石灰,pH值控制在8.5左右,加入捕收剂Pj-053 15g/t、煤油15g/t、起泡剂2#油10g/t调浆2min后进行粗选浮选,粗选浮选6min得到铜钼混合粗精矿;粗选尾矿添加捕收剂Pj-053 5g/t、煤油5g/t、起泡剂2#油5g/t调浆2min进行扫选I,扫选I浮选时间为5分钟,得到扫选I泡沫,扫选I泡沫再经过扫选II和扫选III,扫选II和扫选III均添加捕收剂Pj-053 5g/t、煤油5g/t调浆2min后浮选4min;铜钼混合粗精矿添加225g/t水玻璃调浆3min后进行第I次精选,浮选4分钟得到精I底流,精I泡沫再精选2次,精选II精选时间为4min,精选III精选时间为2分30秒;精选II、精选III得到的底流、扫选II和扫选III得到的泡沫均顺序返回;精选I底流和扫选I泡沫合并后进行再选,再选添加捕收剂Pj-053 10g/t、煤油10g/t、起泡剂2#油5g/t调浆2min,浮选6分钟,得到的再选泡沫返回粗选,再选底流作为小尾矿与扫III得到的尾矿合并作为总尾矿。精III泡沫作为铜钼混合精矿。结果附于表1。
采用常规浮选工艺处理矿石的流程见图2,试验结果附于表1,用于和本发明进行对比。从表1可见,本工艺与采用常规浮选工艺相比,铜回收率提高1.8个百分点,钼回收率提高7.71个百分点。
表1
从表1可以看出,本发明工艺大大提高了铜钼混合精矿中钼回收率,并一定程度提高了铜回收率。
实施例2
内蒙呼伦贝尔某铜钼矿511矿体,其某矿体含铜0.30%,钼0.044%,该矿石中铜主要以黄铜矿、铜蓝和辉铜矿形式存在,钼主要以辉钼矿存在。其它硫化矿物主要是黄铁矿,矿石中主要脉石为云母、长石、石英等。
如图1所示在矿石磨矿至-0.074mm 60%,加入石灰,pH值控制在8.5左右,加入捕收剂Pj-053 15g/t、煤油15g/t、起泡剂2#油5g/t调浆2min后进行粗选浮选,粗选浮选6min得到铜钼混合粗精矿;粗选尾矿添加捕收剂Pj-053 5g/t、煤油5g/t、起泡剂2#油5g/t调浆2min进行扫选I,扫选I浮选时间为6分钟,得到扫选I泡沫,扫选I泡沫再经过扫选II和扫选III,扫选II和扫选III均添加捕收剂Pj-053 5g/t、煤油5g/t调浆2min后浮选6min;铜钼混合粗精矿添加300g/t水玻璃、200g/t石灰调浆3min后进行第I次精选,浮选3分钟得到精I底流,精I泡沫再精选2次,精选II和III精选时间均为3min;精选II、精选III得到的底流、扫选II和扫选III得到的泡沫均顺序返回;精选I底流和扫选I泡沫合并后再磨至-0.045mm90%进行再选,再选添加捕收剂Pj-0535g/t、煤油5g/t调浆2min,浮选6分钟,得到的再选泡沫返回粗选,再选底流作为小尾矿与扫III得到的尾矿合并作为总尾矿。精III泡沫作为铜钼混合精矿。结果附于表2。
采用常规浮选工艺处理矿石的流程见图3,试验结果附于表2,用于和本发明进行对比。从表2可见,本工艺与采用常规浮选工艺相比,铜回收率提高2.33个百分点,钼回收率提高5.25个百分点。
表2
从表1和表2可知,在实施例1和实施例2中,采用本发明工艺所得到的指标明显优于传统浮选工艺。因此,本发明工艺与传统工艺比较,大大提高了铜、钼的总回收率,具有显著的优越性。
Claims (7)
1.一种提高铜钼硫化矿铜钼混合浮选段回收率的工艺,其特征在于,包括以下步骤:
(1)将矿石磨矿至-0.074mm占55-90%,加入石灰调整pH值为8-9;
(2)进行粗选浮选6min得到铜钼混合粗精矿和粗选尾矿;
(3)粗选尾矿进行扫选I,时间为5min,对得到的扫选I尾矿进行扫选II和扫选III,两次扫选时间均为4min;
(4)铜钼混合粗精矿进行第I次精选4min得到精I底流和精I泡沫,精I泡沫在进行精选2次,精选II精选时间为4min,精选III精选时间为2分30秒,精选II、精选III得到的底流、扫II和扫III得到的泡沫均顺序返回;
(5)精I底流和扫选I泡沫合并后进行再选,得到的再选泡沫返回粗选或作为次级铜精矿,再选底流作为小尾矿与扫III得到的尾矿合并作为总尾矿;精III泡沫作为铜钼混合精矿。
2.如权利要求1所述的提高铜钼硫化矿铜钼混合浮选段回收率的工艺,其特征在于,步骤(2)所述粗选浮选前添加加入捕收剂Pj-053 0-15g/t、煤油0-15g/t、起泡剂2#油0-10g/t调浆2min。
3.如权利要求1所述的提高铜钼硫化矿铜钼混合浮选段回收率的工艺,其特征在于,步骤(3)所述扫选I前添加捕收剂Pj-053 0-15g/t、煤油0-15g/t、起泡剂2#油0-15g/t调浆2min。
4.如权利要求1所述的提高铜钼硫化矿铜钼混合浮选段回收率的工艺,其特征在于,步骤(3)所述扫选II和扫选III前均添加捕收剂Pj-053 0-15g/t、煤油0-15g/t、2#油0-15g/t调浆2min。
5.如权利要求1所述的提高铜钼硫化矿铜钼混合浮选段回收率的工艺,其特征在于,步骤(4)所述第I次精选时,添加0-225g/t水玻璃,0-500g/t石灰调浆3min后进行第I次精选。
6.如权利要求1所述的提高铜钼硫化矿铜钼混合浮选段回收率的工艺,其特征在于,在所述步骤(5)中,再选添加水玻璃进行矿泥分散、添加石灰对黄铁矿进行抑制,添加Pj-053和2#油进行矿物捕收,水玻璃用量为0-1000g/t,石灰用量为0-1000g/t,Pj-053、煤油和2#油用量均为0-15g/t。
7.如权利要求1所述的提高铜钼硫化矿铜钼混合浮选段回收率的工艺,其特征在于,在所述步骤(5)中,精I底流和扫选I泡沫合并后,若有价矿物单体解离度在80%以下则在再选前需要进行再磨,再磨细度为-0.045mm占50%-95%。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201911406031.6A CN113117883A (zh) | 2019-12-31 | 2019-12-31 | 一种提高铜钼硫化矿铜钼混合浮选段回收率的工艺 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201911406031.6A CN113117883A (zh) | 2019-12-31 | 2019-12-31 | 一种提高铜钼硫化矿铜钼混合浮选段回收率的工艺 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN113117883A true CN113117883A (zh) | 2021-07-16 |
Family
ID=76769035
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN201911406031.6A Pending CN113117883A (zh) | 2019-12-31 | 2019-12-31 | 一种提高铜钼硫化矿铜钼混合浮选段回收率的工艺 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN113117883A (zh) |
Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN104162480A (zh) * | 2014-07-24 | 2014-11-26 | 江西理工大学 | 一种铜钼铋硫多金属矿选矿的方法 |
US20150068956A1 (en) * | 2012-05-10 | 2015-03-12 | Outotec (Finland) Oy | Method and apparatus for separation of molybdenite from pyrite containing copper-molybdenum ores |
CN104759353A (zh) * | 2015-04-10 | 2015-07-08 | 铜陵有色金属集团股份有限公司 | 高硫难选铜矿石分步回收铜矿物的方法 |
CN109939830A (zh) * | 2017-12-21 | 2019-06-28 | 北京有色金属研究总院 | 一种基于铜钼电位调控浮选分离的中矿循环方式重构的工艺 |
CN110339945A (zh) * | 2019-06-27 | 2019-10-18 | 黑龙江多宝山铜业股份有限公司 | 一种含疏水性脉石微细粒铜钼混合精矿的浮选分离方法 |
-
2019
- 2019-12-31 CN CN201911406031.6A patent/CN113117883A/zh active Pending
Patent Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US20150068956A1 (en) * | 2012-05-10 | 2015-03-12 | Outotec (Finland) Oy | Method and apparatus for separation of molybdenite from pyrite containing copper-molybdenum ores |
CN104162480A (zh) * | 2014-07-24 | 2014-11-26 | 江西理工大学 | 一种铜钼铋硫多金属矿选矿的方法 |
CN104759353A (zh) * | 2015-04-10 | 2015-07-08 | 铜陵有色金属集团股份有限公司 | 高硫难选铜矿石分步回收铜矿物的方法 |
CN109939830A (zh) * | 2017-12-21 | 2019-06-28 | 北京有色金属研究总院 | 一种基于铜钼电位调控浮选分离的中矿循环方式重构的工艺 |
CN110339945A (zh) * | 2019-06-27 | 2019-10-18 | 黑龙江多宝山铜业股份有限公司 | 一种含疏水性脉石微细粒铜钼混合精矿的浮选分离方法 |
Non-Patent Citations (2)
Title |
---|
王越: "新型钼捕收剂JJ-4#在斑岩型铜钼矿的试验研究与应用", 《矿冶》 * |
郭文鹏等: "西藏玉龙某含钼铜矿选矿试验研究", 《有色金属(选矿部分)》 * |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN101585017B (zh) | 一种难选铜锌硫矿的选矿方法 | |
CN111495788B (zh) | X射线智能优先选别含铜蓝硫化铜矿石的方法 | |
CN111589589B (zh) | 一种高浓度高效铅锌选矿工艺方法 | |
CN101190427A (zh) | 含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化矿浮选方法 | |
CN101786049A (zh) | 一种高氧化率铅锌硫化矿浮选方法 | |
CN109465106B (zh) | 用于钨钼矿的选别方法 | |
CN110976097B (zh) | 一种硫化矿尾矿中氧化锌的浮选方法 | |
CN110586330A (zh) | 从微细粒选铁尾矿中回收微细粒云母的浮选工艺 | |
CN109530095A (zh) | 一种不均匀嵌布硫化铜矿石的浮选机和浮选柱联合梯度提取方法 | |
CN109604048A (zh) | 分步回收铜转炉渣中金属铜、硫化铜和铁矿物的方法 | |
CN110292983A (zh) | 含金次生硫化铜矿的选矿方法 | |
CN106622634A (zh) | 一种铜钴矿的选矿方法 | |
CN109701753A (zh) | 一种高硫难选铜硫矿石的抑制剂和选矿方法 | |
CN110170381A (zh) | 一种从锡铜共生矿中回收锡石的选矿方法 | |
CN110385194B (zh) | 一种从斑岩型铜钼矿中回收伴生金铼的铜、钼的选矿方法 | |
CN105214849B (zh) | 一种提高白钨矿精选过程精矿品位的选矿方法 | |
CN113751203B (zh) | 一种高寒地区铜钼矿的选矿方法 | |
CN107971124A (zh) | 一种含泥含硫低品位铜钼矿的铜钼分离方法 | |
CN114985100A (zh) | 一种低品位含金硫化铜矿高效节能选矿方法 | |
CN109865600B (zh) | 一种使用混合捕收剂在硫化铅锌矿浮选中优先浮铅的方法 | |
CN110813523A (zh) | 从选铁尾矿中回收微细粒低品位钼的方法 | |
CN113117883A (zh) | 一种提高铜钼硫化矿铜钼混合浮选段回收率的工艺 | |
CN113304888B (zh) | 一种闪锌矿的分速浮选工艺 | |
CN112221719B (zh) | 一种低品位铜硫矿石提高伴生金回收率的方法 | |
CN111036391B (zh) | 一种从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination |