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的制作方法

本发明属于有色金属选矿技术领域，涉及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，针对斑岩型铜钼矿中经混合浮选得到的铜钼混合精矿。

背景技术：

斑岩型铜钼矿是我国重要的铜钼矿的重要来源，它常见于花岗斑岩内部及其周围的围岩中，一般与其成矿作用有关的热液蚀变以硅化、绢云母化、钾长石化为主，因此，斑岩型铜钼矿中主要脉石矿物以石英、云母、风化长石、绿泥石为主。

铜钼电位调控浮选分离工艺是利用铜矿物在较低的电位下受到抑制而辉钼矿不受影响这一原理进行铜钼电位调控浮选分离的一种工艺，该工艺要求铜钼分离过程中的电位控制在-500mv左右(ag/agcl电极)，电位控制一般采用添加硫化钠或者硫氢化钠。由于硫化钠、硫氢化钠氧化速度较快，因此，电位调控浮选过程中药剂消耗较大。另外，由混合浮选得到的铜钼混合精矿含泥量较大，质量较低，硅铝含量较高，且铜钼分离过程中需要细磨，导致铜钼电位调控浮选过程中泡沫粘度极大，机械夹带严重，分离流程冗长，易浮泥化脉石恶性循环，带来药剂消耗量大、指标不稳定、精矿互含量高、操作困难等诸多难题。

因此有必要开发一种新的铜钼分离工艺，将混合铜钼精矿分离过程中含有大量泥化脉石的中矿重新进行回路构建，科学合理设计中矿循环路径，减少泥化和机械夹带，缩短流程，提高指标。

技术实现要素：

本发明的目的在于提供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，该工艺在铜钼电位调控浮选分离过程中构建两个重构点和两个中矿循环回路，可以缩短铜钼电位调控浮选分离的流程，减少矿浆泥化，显著提高钼精矿的选别指标。

为实现上述目的，本发明提供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，包括如下步骤：

1)将脱药后的铜钼混合精矿，经过一次粗选一次扫选，得到钼粗精矿和铜精矿；

2)钼粗精矿进行浓密后，进入再磨作业，磨矿细度为-0.038mm85～96％/-0.025mm70～85％；

3)经过再磨的钼粗精矿经过精选一至精选五的五次精选，得到钼精矿；

其中，五次精选过程中包括两个重构点和两个循环回路，第一重构点为钼精选阶段的精选一的尾矿，第二重构点为钼精选阶段的精选二的尾矿；

第一个循环回路是将精选二的矿浆进行扫选后，依次进入精选一-精一扫作业，精选一的扫选泡沫进入精选二的扫选作业，形成一个闭路循环；

第二个循环回路是将精选二的扫选泡沫与精选三的矿浆一起返回精选二作业后，再经过精选二的扫选形成一个闭路循环；

具体为：精选一的矿浆进行扫选后进入铜精矿，精选一的扫选泡沫进入精选二的扫选作业；精选二的矿浆进行扫选后，返回精选一作业，精选二的扫选泡沫则与精选三的矿浆一起进入精选二作业，其他所有泡沫和矿浆均顺序返回；

精选一的扫选作业为精一扫，精选二的扫选作业为精二扫。

优选地，步骤1)所述粗选、扫选的浮选浓度为以重量比计为20～30％，粗选、扫选硫化钠用量为15～30kg/t，巯基乙酸钠用量为0.08～0.2kg/t。

优选地，步骤1)所述粗选、扫选的浮选时间分别为5～10min，5～10min。

优选地，步骤3)所述精选一至精选五、精一扫、精二扫的浮选浓度以重量比计为12～20％，精选一硫化钠用量为15～30kg/t，巯基乙酸钠用量为0.08～0.2kg/t；精选二硫化钠用量为5～15kg/t，巯基乙酸钠用量为0.02～0.08kg/t；精选三硫化钠用量为5～15kg/t，巯基乙酸钠用量为0.02～0.07kg/t，精选四硫化钠用量为2～10kg/t，巯基乙酸钠用量为0.01～0.05kg/t，精一扫硫化钠用量为10～15kg/t，煤油用量为5～20g/t，精二扫硫化钠用量为5-15kg/t，煤油用量为5～15g/t。

优选地，步骤3)所述精选一、精选二、精选三、精选四、精选五、精一扫、精二扫的浮选时间分别为5～9min、5～9min、5～9min、5～9min、5～9min、5～9min、5～9min。

优选地，浮选矿浆电位为-550mv～-450mv。

以上所有药剂用量均按每吨铜钼混合精矿计。

粗选、扫选、精选一至精选五、精一扫、精二扫均属于浮选工艺。

本发明是将铜钼电位调控浮选分离过程中含泥量大、易浮脉石的中矿重新构建新的循环方式，包括两个重构点和两个循环回路：

第一重构点为钼精选阶段的精选一的尾矿，第二重构点为钼精选阶段的精选二尾矿。

第一个循环回路是将铜钼电位浮选分离阶段精选二的矿浆进行扫选后，依次进入精选一-精一扫作业，精一扫的扫选泡沫进入精选二的扫选作业，形成一个闭路循环。

第二个循环回路是将铜钼电位浮选分离阶段精选二的扫选泡沫与精选三的矿浆一起返回精选二作业后，再经过精选二的扫选形成一个闭路循环。

本发明的优点在于：

本发明的选矿工艺通过对铜钼电位浮选分离过程中含泥量大的中矿循环方式重新构建，形成了一种新的合理的铜钼电位浮选分离工艺流程：

(1)该工艺通过第一重构点和第一个回路，将铜钼分离阶段的大部分易浮泥化脉石快速、及时进入铜精矿，极大减轻了钼精选阶段的泥化现象，确保了钼精矿的富集比。

(2)该工艺通过第二重构点和第二个回路，进一步降低精选一泡沫夹带的易浮泥化脉石，减少了后续精选过程中的循环量，同时有利于提高钼的回收率。

(3)该工艺大大缩短了钼的精选流程，可减少设备、人员配置和药剂用量，带来很好的经济效益。

附图说明

图1为本发明提供的基于铜钼电位调控浮选分离的中矿循环方式重构工艺流程图。

图2为现有技术中铜钼电位调控浮选分离工艺流程图。

具体实施方式

下面结合附图和实施例对本发明做进一步说明，但本发明并不限于此。

如图1所示，作为本发明的选矿工艺的实施方式之一，其工艺流程为：

(1)脱药后的铜钼混合精矿，经过一次粗选一次扫选，得到钼粗精矿和铜精矿，粗选、扫选的浮选浓度为20～30％(重量比)，粗选、扫选硫化钠用量为15～30kg/t，巯基乙酸钠用量为0.08～0.2kg/t。

(2)钼粗精矿进行浓密后，进入再磨作业，磨矿细度为-0.038mm85～96％/-0.025mm70～85％。

(3)经过再磨的钼粗精矿经过五次精选，得到钼精矿。其中，精选一的矿浆进行扫选后进入铜精矿，精选一的扫选泡沫进入精选二的扫选作业；精选二的矿浆进行扫选后，返回精选一作业，精选二的扫选泡沫则与精选三的矿浆一起进入精选二作业。

(4)其他所有泡沫和矿浆均顺序返回。

(5)精选一～精选五、精一扫、精二扫的浮选浓度为12～20％(重量比)，精选一硫化钠用量为15～30kg/t，巯基乙酸钠用量为0.08～0.2kg/t；精选二硫化钠用量为5～15kg/t，巯基乙酸钠用量为0.02～0.08kg/t；精选三硫化钠用量为5～15kg/t，巯基乙酸钠用量为0.02～0.07kg/t，精选四硫化钠用量为2～10kg/t，巯基乙酸钠用量为0.01～0.05kg/t，精一扫硫化钠用量为10～15kg/t，煤油用量为5～20g/t，精二扫硫化钠用量为5-15kg/t，煤油用量为5～15g/t。

(6)上述步骤中，粗选、扫选、精选一、精选二、精选三、精选四、精选五、精一扫、精二扫的浮选时间分别为5～10min，5～10min、5～9min、5～9min、5～9min、5～9min、5～9min、5～9min、5～9min。

以上所有药剂用量均按每吨铜钼混合精矿计，浮选矿浆电位为-550mv～-450mv。

实施例1

新疆准格尔地区某斑岩型铜钼矿，矿石中的含钼矿物主要为辉钼矿，铜主要为黄铜矿和斑铜矿，脉石矿物主要是云母、石英和风化长石，经过铜钼混合浮选后铜钼混合精矿中钼品位为0.62％，铜品位为20.15％。

铜钼混合浮选主流程得到铜钼混合精矿进行脱药后，利用本发明方法，经过一次粗选一次扫选，得到钼粗精矿和铜精矿，粗选、扫选的浮选浓度分别为22％和20％，粗选硫化钠用量为18kg/t，巯基乙酸钠用量为0.1kg/t，粗选时间为6分钟，扫选硫化钠用量为15kg/t，巯基乙酸钠用量为0.08kg/，扫选时间为5分钟；钼粗精矿进行浓密后进行再磨，磨矿细度为-0.038mm85％/-0.025mm73％，再磨后的钼粗精矿经过五次精选，得到钼精矿。其中，精选一的矿浆进行扫选后进入预富集阶段的铜精矿，精选一的扫选泡沫进入精选二的扫选作业；精选二的矿浆进行扫选后，返回精选一作业，精选二扫选泡沫则与精选三的矿浆一起进入精选二作业，其他所有泡沫和矿浆均顺序返回。精选一浮选浓度为18％，硫化钠用量为15kg/t，巯基乙酸钠用量为0.08kg/t，浮选时间为6分钟；精选二浮选浓度为16％，硫化钠用量为10kg/t，巯基乙酸钠用量为0.02kg/t，浮选时间为6分钟；精选三浮选浓度为15％，硫化钠用量为8kg/t，巯基乙酸钠用量为0.02kg/t，浮选时间为5分钟；精选四浮选浓度为15％，硫化钠用量为5kg/t，巯基乙酸钠用量为0.02kg/t，浮选时间为5分钟；精选五浮选浓度为15％，不加药剂，浮选时间为5分钟；精一扫浮选浓度为17％，硫化钠用量为10kg/t，煤油用量为10g/t，浮选时间为5分钟；精二扫浮选浓度为15％，硫化钠用量为5kg/t，煤油用量为5g/t，浮选时间为5分钟。粗选、扫选、精选一、精选二、精选三、精选四、精选五、精一扫、精二扫的浮选矿浆电位分别为-533mv，-510mv、-521mv、-506mv、-502mv、-500mv、-488mv、-504mv、-501mv。

工艺流程见图1，试验结果见表1。采用常规铜钼电位浮选分离流程见图2，除精选五、六浮选浓度均为15％，硫化钠用量均为5kg/t，巯基乙酸钠用量均为0.02kg/t，浮选时间均为为5分钟；精选七、八浮选浓度均为12％，硫化钠用量均为3kg/t，巯基乙酸钠用量均为0.01kg/t，浮选时间均为4分钟；精选九浮选浓度为10％，浮选时间为4分钟外，其他所用药剂种类与用量参照本发明相关参数，试验结果见表1。

表1不同工艺结果

实施例2

青海纳日贡玛地区某斑岩型铜钼矿，矿石中的含钼矿物主要为辉钼矿，铜主要为斑铜矿和黄铜矿，脉石矿物主要是石英和云母、风化长石，经过铜钼混合浮选后铜钼混合精矿中钼品位为0.62％，铜品位为20.15％。

铜钼混合浮选主流程得到铜钼混合精矿进行脱药后，利用本发明方法，经过一次粗选一次扫选，得到钼粗精矿和铜精矿，粗选、扫选的浮选浓度分别为25％和23％，粗选硫化钠用量为28kg/t，巯基乙酸钠用量为0.2kg/t，粗选时间为7分钟，扫选硫化钠用量为25kg/t，巯基乙酸钠用量为0.15kg/，扫选时间为6分钟；钼粗精矿进行浓密后进行再磨，磨矿细度为-0.038mm88％/-0.025mm76％，再磨后的钼粗精矿经过五次精选，得到钼精矿。其中，精选一的矿浆进行扫选后进入预富集阶段的铜精矿，精选一的扫选泡沫进入精选二的扫选作业；精选二的矿浆进行扫选后，返回精选一作业，精选二扫选泡沫则与精选三的矿浆一起进入精选二作业，其他所有泡沫和矿浆均顺序返回。精选一浮选浓度为20％，硫化钠用量为18kg/t，巯基乙酸钠用量为0.08kg/t，浮选时间为8分钟；精选二浮选浓度为18％，硫化钠用量为16kg/t，巯基乙酸钠用量为0.05kg/t，浮选时间为7分钟；精选三浮选浓度为16％，硫化钠用量为10kg/t，巯基乙酸钠用量为0.03kg/t，浮选时间为6分钟；精选四浮选浓度为15％，硫化钠用量为8kg/t，巯基乙酸钠用量为0.02kg/t，浮选时间为5分钟；精选五浮选浓度为15％，不加药剂，浮选时间为5分钟；精一扫浮选浓度为19％，硫化钠用量为16kg/t，煤油用量为8g/t，浮选时间为6分钟；精二扫浮选浓度为16％，硫化钠用量为10kg/t，煤油用量为5g/t，浮选时间为5分钟。粗选、扫选、精选一、精选二、精选三、精选四、精选五、精一扫、精二扫的浮选矿浆电位分别为-523mv，-512mv、-518mv、-504mv、-497mv、-493mv、-490mv、-514mv、-505mv。

工艺流程见图1，试验结果见表2。采用常规铜钼电位浮选分离流程见图2，除精选五、六浮选浓度均为16％，硫化钠用量均为8kg/t，巯基乙酸钠用量均为0.04kg/t，浮选时间均为为6分钟；精选七、八浮选浓度均为15％，硫化钠用量均为5kg/t，巯基乙酸钠用量均为0.02kg/t，浮选时间均为4分钟；精选九浮选浓度为12％，浮选时间为4分钟外，其他所用药剂种类与用量参照本发明相关参数，试验结果见表2。

表2不同工艺结果

从表1和表2试验结果可知，采用本发明工艺所得到的钼精矿中品位均高于常规工艺，而且铝杂质含量比常规工艺降低约一半，硅杂质含量降低2个百分点以上，钼的精选流程缩短近一半，使用设备少一半，电机少，消耗的能耗就少，所以节省成本能降低一半。

因此，本发明工艺不仅大大提高了钼精矿精选富集比，极大有效地减弱了中矿泥化和机械夹带现象，与常规工艺比较，具有明显优越性。