本发明涉及一种铜钼分离浮选方法，具体涉及一种处理量可调节铜钼分离浮选方法。
背景技术：
目前，国内外进行铜钼混合精矿分离的主要有2种方式：1、抑铜浮钼，即抑制硫化铜及其他硫化矿物，浮选辉钼矿。2、抑钼浮铜，即抑制辉钼矿，浮选硫化铜。无论采用何种方法，均必须破坏或除去混合精矿表面残留的药剂。采用化学药剂或加热等方法改变矿物表面的性质，以改变它们的疏水性。利用辉钼矿可浮性好的特性，铜、钼分离浮选主要采用抑铜浮钼流程。无论采用哪种方法在遇到低品位高次生铜矽卡岩铜钼矿石的铜钼分离时一般需要对混合精矿进行预处理。目前，常用的预处理方法如下：
(1)铜钼混合精矿钝化
铜钼混合精矿钝化指的是采取充气、蒸吹等措施使铜矿物活性下降。浓密机脱水脱药，只脱除一部分矿浆中的剩余黄药，通过向矿浆中通入空气、蒸吹，加na2s、活性炭等使黄药被氧化分解或解吸，从而使后续作业na2s等抑铜剂的用量下降。
另外，铜钼混合精矿的储存对铜钼分离有明显的影响，这是由于储存期间黄铜矿表面强烈氧化，易于被抑制，抑制剂用量大幅度降低，这已被德兴铜矿生产实践所证明。
美国的塞拉特选厂，设计能力9万t/d,原矿品位:含cu0.32％、含mo0.03％，铜钼混合精矿品位:含cu25％、含mo2％～3％，经浓缩后泵到搅拌槽，然后进入蒸汽发生器，在82.2℃条件下蒸吹15min。
秘鲁的库厄琼选厂，处理能力4.6万t/d，原矿品位:含cu1.169％、含mo0.026％,铜钼混合精矿经浓缩给入一排4台1.4m×1.4m的丹佛擦洗机，在高浓度、高转速条件下擦洗，使辉钼矿表面变为干净，有利于与燃料油互相作用，入选前，用制氮厂的冷却水(热水)稀释。
墨西哥的拉.卡里达德选厂处理能力9万t/d，原矿品位:含cu0.6％～0.8％、含mo0.02％～0.04％，设计流程中包含铜钼混合精矿储存和钝化、擦洗，生产中发现高能擦洗无明显的效果，因此，取消了擦洗作业。铜钼混合精矿经浓缩，其底流扬送至3台
加拿大的奈洛克斯和直布罗陀选厂，铜钼混合精矿经浓缩之后，采用多次搅拌，搅拌时间较长，破坏黄药，且使矿浆均匀、给矿品位稳定，有利于浮选作业。
(2)加酸调浆
硫化钠对铜矿物的抑制作用与hs-离子有关，而硫化钠的水解与介质的ph值有关。
硫化钠水解时发生以下反应:
在ph值小于7时，硫化钠水解时会产生大量的硫化氢气体，在ph为9左右，硫化钠在溶液中99％以上是以阴离子hs-形式存在，ph值太高时，〔hs-〕会下降，况且也影响辉钼矿的可浮性，实际上，铜钼混合精矿矿浆ph值大部分大于12(由于混合浮选作业加入大量的石灰以抑制黄铁矿)，仅靠脱水脱药(浓密机)、新水调浆，无法将矿浆的ph值降低到合适的水平，因此，加酸调浆技术应运而生。
拉.卡里达德选厂，添加硫酸控制粗选的ph值，如果铜矿物以辉铜矿为主，ph调整在8～9范围内，如果铜矿物以黄铜矿为主，ph值调整在7.5～8.0之间。
洛奈克斯选厂铜钼混精浓密机底流泵入搅拌机(3台串联)，在第一台搅拌机中加入硫酸，将矿浆ph值降低至8.5。
直布罗陀选厂铜钼混精浓密机底流经两段搅拌，第一段搅拌6h，第二段加入硫酸搅拌15min，降低矿浆ph值到8。该厂采用燃烧型氮气发生器供氮，用于充氮浮选，氮气发生器的副产品co2被用于调浆(代替硫酸)，降低用酸成本。
(3)充氮浮选
硫氢化钠会与矿浆中的氧气反应，氧化成亚硫酸盐、硫代硫酸盐和硫酸盐等，从而失去抑制作用，因此硫氢化钠的实际消耗量比理论消耗量大许多，这也是降低其用量的主要途径之一，即通过充氮、加温等措施，降低矿浆中含氧量，从而减少氧气对铜矿物抑制剂的氧化。
美国阿纳康达公司在研究诺克斯药剂消耗大的原因中，约翰f.德拉尼发现用氮气代替空气进行铜钼分离时，可以大幅度降低药剂用量(1/5～1/2),并于1972年4月获得美国专利，1981年1月秘鲁夸霍内选厂建成氮气车间，进行充氮浮选，使砷诺克斯药剂用量降低50％～70％,随后，逐渐推广到其他选厂。
直布罗陀选厂粗选和第一次精选充氮，氮气平均消耗量为0.137m3/s，硫氢化钠用量由9.25kg/t降低到2.2kg/t，减少了76％，氮气由燃烧型氮气发生器供给，其副产品co2代替硫酸调浆。
秘鲁的库厄琼选厂粗选和1～2次精选作业使用氮气代替空气，加上粗选用热水(制氮厂的冷却水)浮选，使砷诺克斯药剂用量减少50％以上，明显改善了铜精矿的脱水和干燥效果。
在常规浮选机中充氮存在两个主要难题：一是氮气逸出；二是空气吸入。在浮选柱中充氮比较容易解决上述难点。另外，美国威姆科公司专门研制了用于充氮的惰性气体浮选机，这是由一系列封闭式浮选槽构成的，这种浮选机可捕集周围的空气，此空气中的氧为耗氧药剂所消耗，剩下的几乎全都是氮气，供矿浆充氮，由此产生氮气泡沫，用脱氧机回收泡沫产品中的氮气，然后返回使用，形成闭路，使氮气补加量减少到最小，随后又发展了一种氮气毡，把浮选机盖起来，从而加速充氮新工艺的推广。
(4)电化学控制浮选
矿浆中氧化还原电位与矿物的行为有密切关系，通过控制矿浆的氧化还原电位，能使两种或以上矿物分离，这种方法已在国内一些矿山得到推广应用，但用于铜钼分离的生产实践还未见报道。其实，早在1972年，昌德等用电化学浮选法进行铜钼分离研究，通过选择适当的矿浆电位可以抑铜浮钼或抑钼浮铜，电化学浮选可以不用捕收剂就能改变矿物表面的疏水性，加入捕收剂能加强分离的选择性。
试验证明，当矿浆电位-250～-500mv时，黄铜矿被抑制，矿浆电位大于-250mv,黄铜矿会上浮，而在使用硫化钠类抑制剂时，随着浮选时间延长及矿浆浓度降低，矿浆电位会逐渐上升，故硫化钠需多段添加且用量较大。但硫化钠用量过大，则会造成药剂浪费，并给后续作业带来不利影响。目前，生产中仅凭经验来判断硫化钠用量的合适与否，因此，波动较大，如能采用工业型矿浆电位测定仪在线显示各点电位，就能严格控制硫化钠用量，大幅度地降低药剂成本。
目前，铜钼分离的技术研究大部分集中在药剂、方法、机理等方向，鲜有对选矿厂生产过程中，应对混合精矿产率大幅变化所带来问题的研究。随着我国铜钼矿山建设的大型化，铜钼矿山选矿厂的规模也越来越大，某些矿山由多个供矿点为选矿厂供矿；这些供矿点之间的矿石性质往往差异巨大，甚至个别矿山不同供矿点的矿石分属不同类型。因此，在实际生产组织中，往往将矿石性质相对接近的几个供矿点合并，最终根据矿石特性将矿石分为几种，每种矿石分阶段供应选厂。由此，在选矿厂生产的过程中矿石有价元素品位、氧化率、硫含量等存在较大差异，造成铜钼混合精矿产率阶段性变化较大；常规的铜钼分离浮选流程难以满足铜钼分离对浮选时间和精选次数的要求，铜钼分离浮选无法保证钼精矿品位指标和钼的回收率指标。
技术实现要素：
本发明的目的就在于针对上述现有技术的不足，提供一种处理量可调节铜钼分离浮选方法，有效解决了铜钼混合精矿产率阶段性变化较大的问题，且浮选机灵活化配置，方法可灵活调节。
本发明的目的是通过以下技术方案实现的：
一种处理量可调节铜钼分离浮选方法，包括以下步骤：
a、铜钼混合精矿经一次粗选，两次扫选和十一精选之后泵入钼精矿隔膜压滤机，铜精矿进行浓缩，浓密机底流压滤后得到铜精矿；其中，第五次精选泡沫进入塔磨机磨矿擦洗，磨矿擦洗完毕后进入第六次精选。本步骤针对铜钼分离过程中，因混合精矿钼品位较低铜品位较高，需要较多的精选次数，将钼精矿产品中的钼品位提高到45％以上；在精选过程中进行磨矿擦洗作业，使矿物产生新鲜表面同时对已与药剂作用的表面进行“清洁”保证铜的抑制剂的作用效果为钼精矿中铜品位保持在1.5％以下；
所述粗选与第一次精选、第二次精选采用相同规格、型号、数量的浮选机完成；第八次精选和第九次精选也采用相同规格、型号、数量的浮选机完成，在实际布置时按照十一次精选进行布置，既在第九次精选之后再增加两组第九次精选规格、型号、数量相同的浮选机。本步骤是针对某些铜钼矿山选矿厂在不同生产阶段，因矿石处理量、矿石品位、矿石氧化率的不同等因素造成的铜钼混合精矿产率相差较大的问题，为应对混合精矿产率的变化对生产指标造成的影响对浮选机灵活配置，为铜钼分离正常生产提供设备保障；
b、当铜钼混合精矿产率较大时粗选入料给入原布置的粗选浮选机，钼精矿在原第九次精选处产出；当铜钼混合精矿产率减小时，粗选入料给入原第一次精选浮选机，钼精矿在原第九次精选的后第一组浮选机产出，原粗选浮选机变为一次扫选浮选机，原一次扫选浮选机变为二次扫选浮选机，原二次扫选浮选机闲置；当铜钼混合精矿产率进一步减小时粗选入料给入原第二次精选浮选机，钼精矿在原第九次精选的后第二组浮选机产出，原第一次精选选浮选机变为一次扫选浮选机，原粗选选浮选机变为二次扫选浮选机，原一次、二次扫选浮选机闲置。
本发明通过对浮选机进行优化配置，即粗选与第一次精选、第二次精选采用相同规格、型号、数量的浮选机完成；第八次精选和第九次精选也采用相同规格、型号、数量的浮选机完成，在实际布置时按照十一次精选进行布置，即在第九次精选之后再增加两组第九次精选规格、型号、数量相同的浮选机；在实际选矿厂生产操作过程中，灵活改变粗选入料的给矿点，通过给入不同型号的浮选机来适应混合精矿产率的阶段性变化，使得浮选机设备能够满足铜钼分离系统对浮选时间和精选次数的要求，从而持续产出合格的钼精矿产品并保持较高的回收率。
与现有技术相比，本发明的有益效果在于：
1、与传统的铜钼分离浮选工艺相比，本发明由于对浮选机进行了灵活化的配置，因此面对铜钼混合精矿产量阶段性变化较大，可以灵活的运用设备，使不同的铜钼混合精矿产率都可以有相应的设备配置来满足铜钼分离浮选对浮选机体积的要求。
2、本发明由于浮选机配置较为灵活，就可以灵活改变浮选入料的给矿点，通过给入不同型号的浮选机来适应混合精矿产率的阶段性变化，使得浮选机设备能够满足铜钼分离系统对浮选时间和精选次数的要求，不但有效保证了铜钼分离钼精矿质量和回收率，而且降低电能和药剂的消耗。
具体实施方式
以西藏某复杂低品位铜钼矿为例。该矿铜钼矿石分为角岩型和矽卡岩型，这两种矿石原矿铜钼品位、硫铁矿含量、脉石矿物的性质差异较大，现场无法实现配矿，因此选矿厂在分别处理这两种类型矿石时产率差距很大，产出的铜钼混合精矿量差异较大。该发明专利在具体实施时流程如下：
铜钼混合精矿经φ45m浓密机脱水，浓密机底流由泵给入φ8.0×8.5m储浆槽平台上的φ2.5×2.5.m搅拌槽自流进入φ8.0×8.5m储浆槽，再利用砂泵给入浮选平台上的2.5m×2.5m搅拌槽，当铜钼混合精矿产率较大时搅拌槽内矿浆自流进入分离粗选40m3浮选机，24m3浮选机做为一次精选，泡沫顺次输送至下一个作业，第五次精选泡沫自流给入jm1200塔磨，塔磨溢流进入第六次精选。各精选作业尾矿采用依次按顺序返回方式。第十次精选泡沫自流进入φ1.5m×1.5m搅拌槽，钼精矿由泵给入钼精矿3.0×3.5m搅拌槽，之后泵入钼精矿隔膜压滤机。铜钼分离尾矿(铜精矿)自流进入φ45m铜精矿浓密机进行浓缩，浓密机底流压滤后得到铜精矿；
当铜钼混合精矿产率较小时搅拌槽内矿浆自流进入分离粗选24m3浮选机，40m3浮选机闲置，原作为精选二作业的16m3做为一次精选，泡沫顺次输送至下一个作业，第五次精选泡沫自流给入jm1200塔磨，塔磨溢流进入第六次精选。各精选作业尾矿采用依次按顺序返回方式。当铜钼混合精矿产率较大时搅拌槽内矿浆自流进入分离粗选40m3浮选机，24m3浮选机做为一次精选，泡沫顺次输送至下一个作业，第五次精选泡沫自流给入jm1200塔磨，塔磨溢流进入第六次精选。各精选作业尾矿采用依次按顺序返回方式。第十次精选泡沫自流进入φ1.5m×1.5m搅拌槽，钼精矿由泵给入钼精矿3.0×3.5m搅拌槽，之后泵入钼精矿隔膜压滤机。铜钼分离尾矿(铜精矿)自流进入φ45m铜精矿浓密机进行浓缩，浓密机底流压滤后得到铜精矿。
这样利用两种不同型号的浮选机充当粗选浮选机，消除了在铜钼分离过程中因混合精矿产率的波动造的成铜钼分离浮选时间的不足，实现了铜钼分离处理量可调节的功能，保证了铜钼分离作业钼精矿品位和钼的回收率指标，进一步保证了企业的正常生产运营。
实施以上步骤中相关工艺条件和参数及并对现场进行流程考察最终获得和产品技术指标见下表。
本发明根据铜钼混合精矿产率的变化，灵活改变浮选机配置，使浮选机的配置最大程度的对应铜钼混合精矿产率的变化，消除因产率的不断变化而设备无法适应的影响，为铜钼分离正常生产提供设备保障。同时，本发明灵活的改变铜钼分离粗选给矿位置，解决了因混合精矿产率较大而无法保证整个铜钼分离作业的精选次数和精选时间的问题，进而保证铜钼分离浮选的钼精矿品位和钼回收率指标。