CN114534906B - 一种含钼高锌复杂镁硅酸盐蚀变矽卡岩型铜矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种含钼高锌复杂镁硅酸盐蚀变矽卡岩型铜矿的选矿方法,包括一段磨矿、铜钼锌滑石混合粗选、二段磨矿、铜钼锌滑石混合精选、铜‑钼锌滑石浮选分离、钼锌‑滑石重选分离、钼‑锌柱式分离步骤。本发明全浮选过程不对滑石等易浮镁硅酸盐矿物进行抑制,转而利用离心重选脱除,避免了传统选矿中大分子抑制剂抑制易浮脉石时造成的目的硫化金属矿物抑制,及尾矿过滤等难题,最大程度提高目的硫化多金属矿物回收率。
Description
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域,具体涉及一种含钼高锌复杂镁硅酸盐蚀变矽卡岩型铜矿的选矿方法。
背景技术
铜被广泛应用于电力、电子工业、建筑交通、航天军事业、轻工业及日用品方面,具有重大的战略性地位;易选斑岩型铜约贡献了世界70%以上的铜,前期研究较多,但易选铜资源随着不断开发面临枯竭,矽卡岩型复杂铜资源越来越受选矿工作者重视。
含钼高锌复杂镁硅酸盐蚀变矽卡岩型铜矿石中铜矿物主要为黄铜矿与部分辉铜矿及铜蓝,锌矿物主要为闪锌矿,钼矿物主要为辉钼矿,脉石矿物主要为滑石、蛇纹石、透闪石、绿泥石、角闪石及高岭石等。该类复杂镁硅酸盐蚀变多金属矿往往具备如下难点:首先,滑石等层状镁硅酸盐矿物与辉钼矿一样具有天然表面疏水性,可浮性较好,常规抑制滑石难以实现有效分离;其次,复杂蚀变矿石矿浆中往往存在大量难免离子,如次生铜形成过程中带来的Cu2+会对闪锌矿产生较强的活化作用,使闪锌矿可浮性极佳,若不能有效消除难免离子影响及对闪锌矿进行表面预处理,闪锌矿势必难以抑制;再者,为实现矿物解离及表面预处理,势必会减小矿物颗粒尺寸,部分矿物不可避免面临微细粒浮选分离难题;综上所述,因矿石性质的特殊性,铜钼锌矿物及部分镁硅酸盐矿物具有“无差异”可浮性,对多金属矿物分离与回收形成巨大挑战。目前矿山对该类矿石的处理主要有部分优先浮选及混合浮选两种工艺,部分优先浮选工艺在流程前端抑制闪锌矿时,取决于闪锌矿的可浮性及矿浆难免离子强度,当难免离子较多、闪锌矿可浮性较好时,闪锌矿抑制效果并不理想,且对铜矿物产生抑制;混合浮选虽避免了流程前端抑制闪锌矿造成的铜矿物损失,但多金属分离时铜钼锌矿物“无差异”可浮性难题难以解决,强行抑制分离对其他目的金属伤害较大,产品品质较差;另外,目前矿山对滑石等易浮镁硅酸盐通常采用浮选预脱除或高分子抑制剂抑制 ,视脉石可浮性差异,两者均不同程度会造成目的矿物的损失。现有流程对该类复杂镁硅酸盐蚀变多金属矿选别并不适应。
发明内容
针对滑石、蛇纹石、阳起石、角页岩复杂蚀变高锌含钼难选铜矿“无差异”可浮性的黄铜矿、闪锌矿及辉钼矿,本发明提供了一种含钼高锌复杂镁硅酸盐蚀变矽卡岩型铜矿的选矿工艺及方法。
本发明的目的是这样实现的,包括一段磨矿、铜钼锌滑石混合粗选、二段磨矿、铜钼锌滑石混合精选、铜-钼锌滑石浮选分离、钼锌-滑石重选分离、钼-锌柱式分离步骤,具体包括:
A、一段磨矿:将破碎好的铜矿石进行一段磨矿得到物料a,磨矿细度为-74μm占55~65%;
B、铜钼锌滑石混合粗选:将物料a中依次加入黄铁矿抑制剂、捕收剂和起泡剂,经一次粗选得到铜钼锌滑石混合粗精矿b和粗选尾矿c;粗选尾矿c中依次加入捕收剂和起泡剂进行一次扫选得到扫选泡沫d和尾矿e;扫选泡沫返回一次粗选步骤;
C、二段磨矿:将铜钼锌滑石混合粗精矿b中加入硫抑制剂进行二段磨矿得到物料f,磨矿细度为-74μm占80~85%;
D、铜钼锌滑石混合精选:将物料f中依次加入捕收剂和起泡剂,经一段精选得到一段精选、二段精选和三段精选得到铜钼锌滑石混合精矿g和尾矿h;一段精选泡沫进入二段精选,二段精选泡沫进入三段精选,三段精选泡沫为铜钼锌滑石精矿,精选尾矿依次返回上一级精选;一段精选尾矿依次加入捕收剂、起泡剂进行一段精扫选,一段精扫泡沫返回一段精选,一段精扫选尾矿依次加入捕收剂、起泡剂进入二段精扫选,二段精扫选泡沫返回一段精扫选,二段精扫选尾矿即为尾矿h;
E、铜-钼锌滑石浮选分离:将铜钼锌滑石混合精矿g中依次加入铜抑制剂、捕收剂和起泡剂进入粗选,粗选泡沫依次添加铜抑制剂、捕收剂进行一段精选,一段精选泡沫添加铜抑制剂进行二段精选,二段精选泡沫为钼锌滑石混合精矿i,二段精选尾矿返回一段精选,一段精选尾矿返回粗选,粗选尾矿依次加入捕收剂、起泡剂进行扫选,扫选泡沫返回粗选,扫选尾矿为最终铜精矿j;
F、钼锌-滑石重选分离:将钼锌滑石混合精矿i进行浓缩脱水,进入离心重选粗选,离心重选粗选轻产物进入离心重选精选,离心重选精选轻产物为最终滑石产品,离心重选精选重产物返回离心重选粗选,离心重选粗选重产物进入离心重选扫选,离心重选扫选轻产物返回离心重选粗选,离心重选扫选重产物为钼锌混合精矿k;
G、钼-锌柱式分离:将钼锌混合精矿k进行浓缩脱水,加入难免离子预处理剂进行擦洗得到矿浆l,矿浆l中依次加入锌抑制剂和捕收剂进行粗选,粗选泡沫依次添加锌抑制剂、捕收剂进行一段精选,一段精选泡沫依次添加锌抑制剂、捕收剂进行二段精选,二段精选泡沫添加锌抑制剂进行三段精选,三段精选泡沫为最终钼精矿产品m,三段精选尾矿返回二段精选,二段精选尾矿返回一段精选,一段精选尾矿返回粗选,粗选尾矿添加捕收剂进行扫选,扫选精矿返回粗选,扫选尾矿为最终锌精矿产品n。
具体操作如下:
A、一段磨矿:将破碎好的铜矿石进行一段磨矿,磨矿细度为-74μm占55~65%。
B、铜钼锌滑石混合粗选:一段磨矿产品添加一定量黄铁矿抑制剂,依次添加捕收剂及起泡剂,经一次粗选,粗选精矿为铜钼锌滑石混合粗精矿,粗选尾矿依次添加捕收剂、起泡剂进行一次扫选,扫选的泡沫返回粗选,扫选尾矿为尾矿1。
C、二段磨矿:将B步骤得到的铜钼锌滑石混合粗精矿加入硫抑制剂进行二段磨矿,磨矿细度为-74μm占80~85%。
D、铜钼锌滑石混合精选:将C步骤磨好的矿浆依次添加捕收剂、起泡剂,经一段精选,一段精选泡沫进入二段精选,二段精选泡沫进入三段精选,三段精选泡沫为铜钼锌滑石混合精矿,精选尾矿依次返回上一级精选。一段精选尾矿依次加入捕收剂、起泡剂进行一段精扫选,一段精扫泡沫返回一段精选,一段精扫选尾矿依次加入捕收剂、起泡剂进入二段精扫选选,二段精扫选泡沫返回一段精扫选,二段精扫选尾矿为尾矿2。
E、铜—钼锌滑石浮选分离:将步骤D三段精选产生的铜钼锌滑石混合精矿依次加入铜抑制剂、捕收剂、起泡剂进入粗选,粗选泡沫依次添加铜抑制剂、捕收剂进行一段精选,一段精选泡沫添加铜抑制剂进行二段精选,二段精选泡沫为钼锌滑石混合精矿,二段精选尾矿返回一段精选,一段精选尾矿返回粗选,粗选尾矿依次加入捕收剂、起泡剂进行扫选,扫选泡沫返回粗选,扫选尾矿为最终铜精矿。
F、钼锌—滑石重选分离:将步骤E二段精选泡沫进行浓缩脱水,把部分难免离子随水脱除,浓缩到既定浓度的产品进入离心重选粗选,离心重选粗选轻产物进入离心重选精选,离心重选精选轻产物为最终滑石产品,离心重选精选重产物返回离心重选粗选,离心重选粗选重产物进入离心重选扫选,离心重选扫选轻产物返回离心重选粗选,离心重选扫选重产物为钼锌混合精矿。
G、钼—锌柱式分离:将步骤F中钼锌混合精矿进行浓缩脱水,把部分难免离子随水脱除,既定浓度浓缩产品加入难免离子预处理剂进入搅拌磨进行既定条件擦洗,进一步消除矿浆中的难免离子,搅拌磨擦洗后的矿浆依次添加锌抑制剂、捕收剂进入浮选柱进行粗选,粗选泡沫依次添加锌抑制剂、捕收剂进行一段精选。一段精选泡沫依次添加锌抑制剂、捕收剂进行二段精选,二段精选泡沫添加锌抑制剂进行三段精选,三段精选泡沫为最终钼精矿产品,三段精选尾矿返回二段精选,二段精选尾矿返回一段精选,一段精选尾矿返回粗选,粗选尾矿添加捕收剂进行扫选,扫选精矿返回粗选,扫选尾矿为最终锌精矿产品。
进一步的,步骤B中所述的铜钼锌滑石混合粗选的工艺条件为加入黄铁矿抑制剂2000~3000克/吨,搅拌3~5分钟,加入捕收剂40~60克/吨,起泡剂30~40克/吨,搅拌3~4分钟;铜钼锌滑石混合扫选的工艺条件为加入捕收剂20~30克/吨,起泡剂15~20克/吨,搅拌3~4分钟;
进一步的,步骤D中所述的铜钼锌滑石混合精选1的工艺条件为加入捕收剂20~30克/吨,起泡剂10~20克/吨,搅拌3~4分钟;铜钼锌滑石混合精扫选1的工艺条件为加入捕收剂10~15克/吨,起泡剂5~10克/吨,搅拌3~4分钟;铜钼锌滑石混合精扫选2的工艺条件为加入捕收剂5~7.5克/吨,起泡剂2.5~5克/吨,搅拌3~4分钟;
进一步的,步骤E中所述的铜—钼锌滑石浮选分离粗选工艺条件为加入铜抑制剂200~300克/吨,搅拌3~5分钟,加入捕收剂20~30克/吨,起泡剂10~20克/吨,搅拌3~4分钟;铜—钼锌滑石浮选分离精选1工艺条件为加入铜抑制剂50~100克/吨,搅拌3~5分钟,加入捕收剂5~15克/吨,搅拌3~4分钟;铜—钼锌滑石浮选分离精选2工艺条件为加入铜抑制剂30~50克/吨,搅拌3~5分钟;铜—钼锌滑石浮选分离扫选工艺条件为加入捕收剂10~15克/吨,起泡剂5~10克/吨,搅拌3~4分钟;
进一步的,步骤F中所述的钼锌—滑石重选分离前浓缩浓度为40%~60%,离心重选粗选转速600~800r/min,离心重选精选转速700~900r/min,离心重选扫选转速600~800r/min;
进一步的,步骤G钼—锌柱式分离前浓缩搅拌磨擦洗工艺条件为:浓缩产物浓度为50%~60%,搅拌磨加入难免离子预处理剂100~200克/吨,擦洗时间2~3分钟,搅拌磨采用陶瓷球,陶瓷球直径为6~12mm,充填率为40~55%,搅拌转速约90~120r/min;钼—锌柱式分离粗选工艺条件为加入锌抑制剂1000~1500克/吨,搅拌3~5分钟,捕收剂30~60克/吨,搅拌3~4分钟;钼—锌柱式分离精选1工艺条件为加入锌抑制剂300~500克/吨,搅拌3~5分钟,捕收剂10~20克/吨,搅拌3~4分钟;钼—锌柱式分离精选2工艺条件为加入锌抑制剂200~300克/吨,搅拌3~5分钟,捕收剂5~10克/吨,搅拌3~4分钟;钼—锌柱式分离精选3工艺条件为加入锌抑制剂100~200克/吨,搅拌3~5分钟;钼—锌柱式分离扫选工艺条件为加入捕收剂15~30克/吨,搅拌3~4分钟;
进一步的,步骤B中所述的黄铁矿抑制剂为氧化钙。捕收剂为异丙基乙基硫代氨基甲酸酯、戊黄酸烯丙酯中的一种或两种与异戊基黄药、丁基黄药、丁铵黑药中的一种或几种搭配使用,异丙基乙基硫代氨基甲酸酯、戊黄酸烯丙酯中的一种或两种占40%~60%,异戊基黄药、丁基黄药、丁铵黑药中的一种或几种占40%~60%。起泡剂为松醇油或24K。
进一步的,步骤C中所述的硫抑制剂为氧化钙,用量为500~1000克/吨;
进一步的,步骤D中所述的捕收剂为异丙基乙基硫代氨基甲酸酯、戊黄酸烯丙酯中的一种或两种与丁铵黑药搭配使用,异丙基乙基硫代氨基甲酸酯、戊黄酸烯丙酯中的一种或两种占60%~80%,丁铵黑药占20%~40%。起泡剂为松醇油或24K。
进一步的,步骤E中所述的铜抑制剂为巯基乙酸钠改性小分子产物与巯基乙酸的改性小分子产物的混合物,巯基乙酸钠改性小分子产物占40%~60%,巯基乙酸改性小分子产物占40%~60%,捕收剂为乳化柴油、乳化煤油的一种或两种与丁铵黑药搭配使用,捕收剂为乳化柴油、乳化煤油的一种或两种占30%~50%,丁铵黑药占50%~70%。起泡剂为24K。
进一步的,步骤G中所述的难免离子预处理剂为硫化钠或氧化钙中的一种或两种,锌抑制剂为硫酸锌、亚硫酸钠与硫化钠中的两种或三种,捕收剂为乳化柴油或乳化煤油中的一种或两种。
与现有技术相比,本发明的优势在于:
1、本发明全浮选过程不对滑石等易浮镁硅酸盐矿物进行抑制,转而利用离心重选脱除,避免了传统选矿中大分子抑制剂抑制易浮脉石时造成的目的硫化金属矿物抑制,及尾矿过滤等难题,最大程度提高目的硫化多金属矿物回收率。
2、本发明在产出铜精矿产品前,顺应被难免离子活化闪锌矿的强可浮性,全过程不抑制闪锌矿,避免高浓度难免离子环境下强行抑制闪锌矿造成的黄铜矿、辉铜矿等目的金属矿物的损失,简化药剂同时,最大程度保障铜矿物回收率。
3、本发明二段磨矿产品设置多次精选作业,利用矿物的疏水性差异,筛查脉石矿物可浮性,进一步脱除可浮性相对较差的镁硅酸盐脉石矿物,避免该部分脉石矿物因机械夹带、水流夹带等因素进入铜—钼锌滑石浮选分离作业,避免最终铜精矿产品受该部分可浮性差的脉石矿物污染,保障铜精矿产品的高纯品质。
4、本发明在铜—钼锌滑石浮选分离作业采用有机小分子铜抑制剂D402,避免了传统铜抑制剂硫化钠等抑制黄铜矿、辉铜矿等铜矿物时对闪锌矿同时造成的抑制,较好的实现铜矿物与锌矿物的分离。
5、本发明采用离心重选脱除滑石,既简化药剂体系,同时强化了细粒级辉钼矿及闪锌矿的回收,更加贴合后端柱式分离选别优势。
6、本发明在浮选到重选、重选再到浮选间隔设置浓缩脱水作业,满足作业浓度要求同时,还将矿浆中的部分难免离子随浓缩溢流水脱除,加之搅拌磨中预处理药剂擦洗,对难免离子干预较为充分,进一步降低闪锌矿在下段作业中的可浮性,提高钼锌分离效率。
7、经搅拌磨擦洗后的矿浆采用射流式浮选柱选别,矿化区及矿化强度更大,气泡分散度高、微细泡多、湍流程度低、高富集比等特点更加适应可浮性差异小的矿物分离,能获得互含更低的钼精矿产品及锌精矿产品。
8、本发明使用的药剂均为常规浮选药剂,对环境友好。
附图说明
图1为本发明的工艺流程示意图。
具体实施方式
下面结合实施例和附图对本发明作进一步的说明,但不以任何方式对本发明加以限制,基于本发明教导所作的任何变换或替换,均属于本发明的保护范围。
本发明含钼高锌复杂镁硅酸盐蚀变矽卡岩型铜矿的选矿方法,其特征在于,包括一段磨矿、铜钼锌滑石混合粗选、二段磨矿、铜钼锌滑石混合精选、铜-钼锌滑石浮选分离、钼锌-滑石重选分离、钼-锌柱式分离步骤,具体包括:
A、一段磨矿:将破碎好的铜矿石进行一段磨矿得到物料a,磨矿细度为-74μm占55~65%;
B、铜钼锌滑石混合粗选:将物料a中依次加入黄铁矿抑制剂、捕收剂和起泡剂,经一次粗选得到铜钼锌滑石混合粗精矿b和粗选尾矿c;粗选尾矿c中依次加入捕收剂和起泡剂进行一次扫选得到扫选泡沫d和尾矿e;扫选泡沫返回一次粗选步骤;
C、二段磨矿:将铜钼锌滑石混合粗精矿b中加入硫抑制剂进行二段磨矿得到物料f,磨矿细度为-74μm占80~85%;
D、铜钼锌滑石混合精选:将物料f中依次加入捕收剂和起泡剂,经一段精选得到一段精选、二段精选和三段精选得到铜钼锌滑石混合精矿g和尾矿h;一段精选泡沫进入二段精选,二段精选泡沫进入三段精选,三段精选泡沫为铜钼锌滑石精矿,精选尾矿依次返回上一级精选;一段精选尾矿依次加入捕收剂、起泡剂进行一段精扫选,一段精扫泡沫返回一段精选,一段精扫选尾矿依次加入捕收剂、起泡剂进入二段精扫选,二段精扫选泡沫返回一段精扫选,二段精扫选尾矿即为尾矿h;
E、铜-钼锌滑石浮选分离:将铜钼锌滑石混合精矿g中依次加入铜抑制剂、捕收剂和起泡剂进入粗选,粗选泡沫依次添加铜抑制剂、捕收剂进行一段精选,一段精选泡沫添加铜抑制剂进行二段精选,二段精选泡沫为钼锌滑石混合精矿i,二段精选尾矿返回一段精选,一段精选尾矿返回粗选,粗选尾矿依次加入捕收剂、起泡剂进行扫选,扫选泡沫返回粗选,扫选尾矿为最终铜精矿j;
F、钼锌-滑石重选分离:将钼锌滑石混合精矿i进行浓缩脱水,进入离心重选粗选,离心重选粗选轻产物进入离心重选精选,离心重选精选轻产物为最终滑石产品,离心重选精选重产物返回离心重选粗选,离心重选粗选重产物进入离心重选扫选,离心重选扫选轻产物返回离心重选粗选,离心重选扫选重产物为钼锌混合精矿k;
G、钼-锌柱式分离:将钼锌混合精矿k进行浓缩脱水,加入难免离子预处理剂进行擦洗得到矿浆l,矿浆l中依次加入锌抑制剂和捕收剂进行粗选,粗选泡沫依次添加锌抑制剂、捕收剂进行一段精选,一段精选泡沫依次添加锌抑制剂、捕收剂进行二段精选,二段精选泡沫添加锌抑制剂进行三段精选,三段精选泡沫为最终钼精矿产品m,三段精选尾矿返回二段精选,二段精选尾矿返回一段精选,一段精选尾矿返回粗选,粗选尾矿添加捕收剂进行扫选,扫选精矿返回粗选,扫选尾矿为最终锌精矿产品n。
B步骤中所述的黄铁矿抑制剂为氧化钙,用量为2000~3000克/吨,搅拌时间为3~5min;所述的捕收剂为异丙基乙基硫代氨基甲酸酯、戊黄酸烯丙酯中的一种或两种与异戊基黄药、丁基黄药、丁铵黑药中的一种或几种搭配使用,用量为40~60克/吨,异丙基乙基硫代氨基甲酸酯、戊黄酸烯丙酯中的一种或两种占40%~60%,异戊基黄药、丁基黄药、丁铵黑药中的一种或几种占40%~60%;所述的起泡剂为松醇油或24K,用量30~40克/吨。
C步骤中所述的硫抑制剂为氧化钙,用量为500~1000克/吨。
D步骤中所述的捕收剂为异丙基乙基硫代氨基甲酸酯、戊黄酸烯丙酯中的一种或两种与丁铵黑药搭配使用,异丙基乙基硫代氨基甲酸酯、戊黄酸烯丙酯中的一种或两种占60%~80%,丁铵黑药占20%~40%。所述的起泡剂为松醇油或24K。
E步骤中铜抑制剂为巯基乙酸钠改性小分子产物与巯基乙酸的改性小分子产物的混合物,巯基乙酸钠改性小分子产物占40%~60%,巯基乙酸改性小分子产物占40%~60%;所述的捕收剂为乳化柴油、乳化煤油的一种或两种与丁铵黑药搭配使用,捕收剂为乳化柴油、乳化煤油的一种或两种占30%~50%,丁铵黑药占50%~70%;所述的起泡剂为24K。
F步骤中所述的离心重选粗选转速600~800r/min,离心重选精选转速700~900r/min,离心重选扫选转速600~800r/min。
G步骤中所述的难免离子预处理剂为硫化钠或氧化钙中的一种或两种;所述的锌抑制剂为硫酸锌、亚硫酸钠与硫化钠中的两种或三种,所述的捕收剂为乳化柴油或乳化煤油中的一种或两种。
下面以具体实施案例对本发明做进一步说明:
实施例1
西藏念青某选厂,含铜0.59%,含钼0.015%,含锌0.39%,含镁16.35%,主要金属矿物为硫化矿物(黄铜矿、辉铜矿、铜蓝、辉钼矿和闪锌矿),易镁硅酸盐矿物主要为滑石及蛇纹石,滑石与辉钼矿具有较好的天然可浮性,受矿浆难免离子影响闪锌矿可浮性极好,滑石与各金属矿物间可浮性差异极小,难以分离,将上述矿样经过下列工艺步骤处理:
A、一段磨矿:将破碎好的铜矿石进行一段磨矿,磨矿细度为-74μm占65%。
B、铜钼锌滑石混合粗选:一段磨矿产品进行铜钼锌滑石混合粗选,铜钼锌滑石混合粗选的工艺条件为添加氧化钙3000克/吨,搅拌5分钟,依次添加异丙基乙基硫代氨基甲酸酯30克/吨,丁基黄药20克/吨及24K30克/吨,搅拌3分钟,经一次粗选,粗选精矿为铜钼锌滑石混合粗精矿,粗选尾矿依次添加异丙基乙基硫代氨基甲酸酯15克/吨,丁基黄药10克/吨及24K15克/吨,搅拌3分钟,进行一次扫选,扫选的泡沫返回粗选,扫选尾矿为尾矿1。
C、二段磨矿:将B步骤得到的铜钼锌滑石混合粗精矿加入氧化钙800克/吨,进行二段磨矿,磨矿细度为-74μm占85%。
D、铜钼锌滑石混合精选:铜钼锌滑石混合精选工艺为将C步骤磨好的矿浆依次加入异丙基乙基硫代氨基甲酸酯20克/吨,丁铵黑药10克/吨,24K10克/吨,搅拌3分钟,经一段精选,一段精选泡沫进入二段精选,二段精选泡沫进入三段精选,三段精选泡沫为铜钼锌滑石混合精矿,精选尾矿依次返回上一级精选。一段精选尾矿依次加入异丙基乙基硫代氨基甲酸酯10克/吨,丁铵黑药5克/吨,24K5克/吨,搅拌3分钟,进行一段精扫选,一段精扫泡沫返回一段精选,一段精扫选尾矿依次加入异丙基乙基硫代氨基甲酸酯5克/吨,丁铵黑药2.5克/吨,24K2.5克/吨,搅拌3分钟,进入二段精扫选选,二段精扫选泡沫返回一段精扫选,二段精扫选尾矿为尾矿2。
E、铜—钼锌滑石浮选分离:铜—钼锌滑石浮选分离工艺条件为:将步骤D三段精选产生的铜钼锌滑石混合精矿依次加入巯基乙酸钠改性小分子产物150克/吨,巯基乙酸改性小分子产物120克/吨,搅拌4分钟,依次加入乳化柴油8克/吨,丁铵黑药12克/吨,24K10克/吨,搅拌3分钟,进入粗选,粗选泡沫依次添加巯基乙酸钠改性小分子产物50克/吨,巯基乙酸改性小分子产物30克/吨,搅拌4分钟,乳化柴油4克/吨,丁铵黑药6克/吨,搅拌3分钟,进行一段精选,一段精选泡沫添加巯基乙酸钠改性小分子产物30克/吨,巯基乙酸改性小分子产物20克/吨,搅拌4分钟,进行二段精选,二段精选泡沫为钼锌滑石混合精矿,二段精选尾矿返回一段精选,一段精选尾矿返回粗选,粗选尾矿依次加入乳化柴油4克/吨,丁铵黑药6克/吨,24K5克/吨,搅拌3分钟,进行扫选,扫选泡沫返回粗选,扫选尾矿为最终铜精矿。
F、钼锌—滑石重选分离:钼锌—滑石重选分离工艺条件为将步骤E二段精选泡沫进行浓缩脱水,把部分难免离子随水脱除,浓缩到50%的浓度产品进入转速700 r/min离心重选粗选,离心重选粗选轻产物进入转速800 r/min离心重选精选,离心重选精选轻产物为最终滑石产品,离心重选精选重产物返回离心重选粗选,离心重选粗选重产物进入转速700r/min离心重选扫选,离心重选扫选轻产物返回离心重选粗选,离心重选扫选重产物为钼锌混合精矿。
G、钼—锌柱式分离:钼—锌柱式分离工艺条件为将步骤F中钼锌混合精矿进行浓缩脱水,把部分难免离子随水脱除,60%浓度浓缩产品加入硫化钠150克/吨,进入搅拌磨擦洗,擦洗采用直径8mm陶瓷球,充填率为40%,搅拌转速为100 r/min,搅拌磨擦洗后的矿浆依次添加硫酸锌800克/吨、亚硫酸钠400克/吨,搅拌4分钟,乳化柴油40克/吨,搅拌3分钟,进入浮选柱进行粗选,粗选泡沫依次添加硫酸锌200克/吨、亚硫酸钠100克/吨,搅拌4分钟,乳化柴油15克/吨,搅拌3分钟,进行一段精选。一段精选泡沫依次添加硫酸锌150克/吨、亚硫酸钠75克/吨,搅拌4分钟,乳化柴油10克/吨,搅拌3分钟,进行二段精选,二段精选泡沫添加硫酸锌100克/吨、亚硫酸钠50克/吨,搅拌4分钟,进行三段精选,三段精选泡沫为最终钼精矿产品,三段精选尾矿返回二段精选,二段精选尾矿返回一段精选,一段精选尾矿返回粗选,粗选尾矿添加乳化柴油20克/吨,搅拌3分钟,进行扫选,扫选精矿返回粗选,扫选尾矿为最终锌精矿产品。
采用以上工艺流程处理该矿石,可获得铜精矿Cu品位25.29%,Cu回收率86.20%;钼精矿Mo品位32.62%,Mo回收率67.95%;锌精矿Zn品位41.02%,Zn回收率71.33%的技术指标。提高了矿产资源的综合利用率。
实施例2
内蒙古某选厂,含铜0.51%,含钼0.017%,含锌0.31%,含镁15.19%,主要金属矿物为硫化矿物(黄铜矿、硫砷铜矿、铜蓝、辉钼矿和闪锌矿),易镁硅酸盐矿物主要为滑石,滑石与辉钼矿具有较好的天然可浮性,受矿浆难免离子影响闪锌矿可浮性极好,滑石与各金属矿物间可浮性差异极小,难以分离,将上述矿样经过下列工艺步骤处理:
A、一段磨矿:将破碎好的铜矿石进行一段磨矿,磨矿细度为-74μm占60%。
B、铜钼锌滑石混合粗选:一段磨矿产品进行铜钼锌滑石混合粗选,铜钼锌滑石混合粗选的工艺条件为添加氧化钙2500克/吨,搅拌5分钟,依次添加戊黄酸烯丙酯30克/吨,异戊基黄药20克/吨及24K30克/吨,搅拌3分钟,经一次粗选,粗选精矿为铜钼锌滑石混合粗精矿,粗选尾矿依次添加戊黄酸烯丙酯13克/吨,异戊基黄药9克/吨及24K20克/吨,搅拌3分钟,进行一次扫选,扫选的泡沫返回粗选,扫选尾矿为尾矿1。
C、二段磨矿:将B步骤得到的铜钼锌滑石混合粗精矿加入氧化钙700克/吨进行二段磨矿,磨矿细度为-74μm占80%。
D、铜钼锌滑石混合精选:铜钼锌滑石混合精选工艺为将C步骤磨好的矿浆依次加入戊黄酸烯丙酯18克/吨,丁铵黑药8克/吨,24K10克/吨,搅拌3分钟,经一段精选,一段精选泡沫进入二段精选,二段精选泡沫进入三段精选,三段精选泡沫为铜钼锌滑石混合精矿,精选尾矿依次返回上一级精选。一段精选尾矿依次加入戊黄酸烯丙酯8克/吨,丁铵黑药3克/吨,24K5克/吨,搅拌3分钟,进行一段精扫选,一段精扫泡沫返回一段精选,一段精扫选尾矿依次加入戊黄酸烯丙酯4克/吨,丁铵黑药2克/吨,24K2.5克/吨,搅拌3分钟,进入二段精扫选选,二段精扫选泡沫返回一段精扫选,二段精扫选尾矿为尾矿2。
E、铜—钼锌滑石浮选分离:铜—钼锌滑石浮选分离工艺条件为:将步骤D三段精选产生的铜钼锌滑石混合精矿依次加入巯基乙酸钠改性小分子产物150克/吨,巯基乙酸改性小分子产物120克/吨,搅拌4分钟,依次加入乳化柴油8克/吨,丁铵黑药12克/吨,24K10克/吨,搅拌3分钟,进入粗选,粗选泡沫依次添加巯基乙酸钠改性小分子产物50克/吨,巯基乙酸改性小分子产物30克/吨,搅拌4分钟,乳化柴油4克/吨,丁铵黑药6克/吨,搅拌3分钟,进行一段精选,一段精选泡沫添加巯基乙酸钠改性小分子产物25克/吨,巯基乙酸改性小分子产物20克/吨,搅拌4分钟,进行二段精选,二段精选泡沫为钼锌滑石混合精矿,二段精选尾矿返回一段精选,一段精选尾矿返回粗选,粗选尾矿依次加入乳化柴油4克/吨,丁铵黑药6克/吨,24K5克/吨,搅拌3分钟,进行扫选,扫选泡沫返回粗选,扫选尾矿为最终铜精矿。
F、钼锌—滑石重选分离:钼锌—滑石重选分离工艺条件为将步骤E二段精选泡沫进行浓缩脱水,把部分难免离子随水脱除,浓缩到45%的浓度产品进入转速600 r/min离心重选粗选,离心重选粗选轻产物进入转速700 r/min离心重选精选,离心重选精选轻产物为最终滑石产品,离心重选精选重产物返回离心重选粗选,离心重选粗选重产物进入转速600r/min离心重选扫选,离心重选扫选轻产物返回离心重选粗选,离心重选扫选重产物为钼锌混合精矿。
G、钼—锌柱式分离:钼—锌柱式分离工艺条件为将步骤F中钼锌混合精矿进行浓缩脱水,把部分难免离子随水脱除,55%浓度浓缩产品加入硫化钠170克/吨,进入搅拌磨擦洗,擦洗采用直径6mm陶瓷球,充填率为45%,搅拌转速为90 r/min,搅拌磨擦洗后的矿浆依次添加硫酸锌800克/吨、硫化钠300克/吨,搅拌4分钟,乳化柴油40克/吨,搅拌3分钟,进入浮选柱进行粗选,粗选泡沫依次添加硫酸锌200克/吨、硫化钠80克/吨,搅拌4分钟,乳化柴油15克/吨,搅拌3分钟,进行一段精选。一段精选泡沫依次添加硫酸锌150克/吨、硫化钠60克/吨,搅拌4分钟,乳化柴油10克/吨,搅拌3分钟,进行二段精选,二段精选泡沫添加硫酸锌100克/吨、硫化钠40克/吨,搅拌4分钟,进行三段精选,三段精选泡沫为最终钼精矿产品,三段精选尾矿返回二段精选,二段精选尾矿返回一段精选,一段精选尾矿返回粗选,粗选尾矿添加乳化柴油20克/吨,搅拌3分钟,进行扫选,扫选精矿返回粗选,扫选尾矿为最终锌精矿产品。
采用以上工艺流程处理该矿石,可获得铜精矿Cu品位24.77%,Cu回收率85.35%;钼精矿Mo品位34.17%,Mo回收率71.21%;锌精矿Zn品位40.76%,Zn回收率68.71%的技术指标。提高了矿产资源的综合利用率。
Claims (7)
1.一种含钼高锌复杂镁硅酸盐蚀变矽卡岩型铜矿的选矿方法,其特征在于,包括一段磨矿、铜钼锌滑石混合粗选、二段磨矿、铜钼锌滑石混合精选、铜-钼锌滑石浮选分离、钼锌-滑石重选分离、钼-锌柱式分离步骤,具体包括:
A、一段磨矿:将破碎好的铜矿石进行一段磨矿得到物料a,磨矿细度为-74μm占55~65%;
B、铜钼锌滑石混合粗选:将物料a中依次加入黄铁矿抑制剂、捕收剂和起泡剂,经一次粗选得到铜钼锌滑石混合粗精矿b和粗选尾矿c;粗选尾矿c中依次加入捕收剂和起泡剂进行一次扫选得到扫选泡沫d和尾矿e;扫选泡沫返回一次粗选步骤;
C、二段磨矿:将铜钼锌滑石混合粗精矿b中加入硫抑制剂进行二段磨矿得到物料f,磨矿细度为-74μm占80~85%;
D、铜钼锌滑石混合精选:将物料f中依次加入捕收剂和起泡剂,经一段精选得到一段精选、二段精选和三段精选得到铜钼锌滑石混合精矿g和尾矿h;一段精选泡沫进入二段精选,二段精选泡沫进入三段精选,三段精选泡沫为铜钼锌滑石精矿,精选尾矿依次返回上一级精选;一段精选尾矿依次加入捕收剂、起泡剂进行一段精扫选,一段精扫泡沫返回一段精选,一段精扫选尾矿依次加入捕收剂、起泡剂进入二段精扫选,二段精扫选泡沫返回一段精扫选,二段精扫选尾矿即为尾矿h;
E、铜-钼锌滑石浮选分离:将铜钼锌滑石混合精矿g中依次加入铜抑制剂、捕收剂和起泡剂进入粗选,粗选泡沫依次添加铜抑制剂、捕收剂进行一段精选,一段精选泡沫添加铜抑制剂进行二段精选,二段精选泡沫为钼锌滑石混合精矿i,二段精选尾矿返回一段精选,一段精选尾矿返回粗选,粗选尾矿依次加入捕收剂、起泡剂进行扫选,扫选泡沫返回粗选,扫选尾矿为最终铜精矿j;
F、钼锌-滑石重选分离:将钼锌滑石混合精矿i进行浓缩脱水,进入离心重选粗选,离心重选粗选轻产物进入离心重选精选,离心重选精选轻产物为最终滑石产品,离心重选精选重产物返回离心重选粗选,离心重选粗选重产物进入离心重选扫选,离心重选扫选轻产物返回离心重选粗选,离心重选扫选重产物为钼锌混合精矿k;
G、钼-锌柱式分离:将钼锌混合精矿k进行浓缩脱水,加入难免离子预处理剂进行擦洗得到矿浆l,矿浆l中依次加入锌抑制剂和捕收剂进行粗选,粗选泡沫依次添加锌抑制剂、捕收剂进行一段精选,一段精选泡沫依次添加锌抑制剂、捕收剂进行二段精选,二段精选泡沫添加锌抑制剂进行三段精选,三段精选泡沫为最终钼精矿产品m,三段精选尾矿返回二段精选,二段精选尾矿返回一段精选,一段精选尾矿返回粗选,粗选尾矿添加捕收剂进行扫选,扫选精矿返回粗选,扫选尾矿为最终锌精矿产品n。
2.根据权利要求1所述的含钼高锌复杂镁硅酸盐蚀变矽卡岩型铜矿的选矿方法,其特征在于,B步骤中所述的黄铁矿抑制剂为氧化钙,用量为2000~3000克/吨,搅拌时间为3~5min;所述的捕收剂为异丙基乙基硫代氨基甲酸酯、戊黄酸烯丙酯中的一种或两种与异戊基黄药、丁基黄药、丁铵黑药中的一种或几种搭配使用,用量为40~60克/吨,异丙基乙基硫代氨基甲酸酯、戊黄酸烯丙酯中的一种或两种占40%~60%,异戊基黄药、丁基黄药、丁铵黑药中的一种或几种占40%~60%;所述的起泡剂为松醇油或24K,用量30~40克/吨。
3.根据权利要求1所述的含钼高锌复杂镁硅酸盐蚀变矽卡岩型铜矿的选矿方法,其特征在于,C步骤中所述的硫抑制剂为氧化钙,用量为500~1000克/吨。
4.根据权利要求1所述的含钼高锌复杂镁硅酸盐蚀变矽卡岩型铜矿的选矿方法,其特征在于,D步骤中所述的捕收剂为异丙基乙基硫代氨基甲酸酯、戊黄酸烯丙酯中的一种或两种与丁铵黑药搭配使用,异丙基乙基硫代氨基甲酸酯、戊黄酸烯丙酯中的一种或两种占60%~80%,丁铵黑药占20%~40%,所述的起泡剂为松醇油或24K。
5.根据权利要求1所述的含钼高锌复杂镁硅酸盐蚀变矽卡岩型铜矿的选矿方法,其特征在于,E步骤中铜抑制剂为巯基乙酸钠改性小分子产物与巯基乙酸的改性小分子产物的混合物,巯基乙酸钠改性小分子产物占40%~60%,巯基乙酸改性小分子产物占40%~60%;所述的捕收剂为乳化柴油、乳化煤油的一种或两种与丁铵黑药搭配使用,捕收剂为乳化柴油、乳化煤油的一种或两种占30%~50%,丁铵黑药占50%~70%;所述的起泡剂为24K。
6.根据权利要求1所述的含钼高锌复杂镁硅酸盐蚀变矽卡岩型铜矿的选矿方法,其特征在于, F步骤中所述的离心重选粗选转速600~800r/min,离心重选精选转速700~900r/min,离心重选扫选转速600~800r/min。
7.根据权利要求1所述的含钼高锌复杂镁硅酸盐蚀变矽卡岩型铜矿的选矿方法,其特征在于,G步骤中所述的难免离子预处理剂为硫化钠或氧化钙中的一种或两种;所述的锌抑制剂为硫酸锌、亚硫酸钠与硫化钠中的两种或三种,所述的捕收剂为乳化柴油或乳化煤油中的一种或两种。
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某复杂难选铜钼矿石浮选试验;赵冠飞;朱冬梅;伍红强;艾光华;丁声强;;矿山机械(第02期);全文 * |
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