一种铜钼混合精矿的氧化浮选分离工艺

摘要

本发明涉及选矿冶金技术领域，具体涉及一种铜钼混合精矿的氧化浮选分离工艺，利用辉钼矿和黄铜矿在强氧化剂臭氧作用下表现出来的表面疏水性差异，在无抑制剂条件下进行浮选分离。有益效果为：采用“CaO+O3+H2O”作为氧化体系，在一定的矿浆浓度下，通过调控CaO和O3的加入量，调控矿浆体系的pH值和氧化电位，促使黄铜矿矿物表面氧化，铜和铁元素生成了亲水的氢氧化铜和氢氧化铁，硫转变为硫酸根进入溶液，硫酸根与钙离子反应生产硫酸钙沉淀，促进硫的溶解；辉钼矿由于具有较强的抗氧化性，表面疏水性基本不变。利用两种矿物在表面疏水性发生变化后可浮性差异增大的特性，在不加抑制剂的情况下通过浮选进行铜钼分离。实现了短流程、绿色、低成本铜钼分离的目的。

说明书

技术领域

本发明涉及选矿冶金技术领域，具体涉及一种铜钼混合精矿的氧化浮选分离工艺。

背景技术

我国钼资源十分丰富，2019年我国钼资源储量约为830万吨，占全世界储量的46.1％。其中大部分的钼矿资源中都伴生有硫化铜矿物，由于硫化铜矿和辉钼矿都具有很好的天然可浮性，铜钼混合浮选能够获得较高的回收率和品位，但是后续的铜钼分离就显得比较困难了。因此，如何高效、绿色地进行铜钼分离一直是选冶领域的一大技术难题。

目前，国内外进行铜钼混合精矿分离的工艺主要有两大类：第一类是抑铜浮钼，即抑制硫化铜矿物，浮选辉钼矿；第二类是抑钼浮铜，即抑制辉钼矿，浮选硫化铜。这两大类工艺都需要应用抑制剂：抑钼浮铜工艺主要采用糊精作为钼的抑制剂。抑铜浮钼工艺的铜抑制剂主要有硫化钠、硫氢化钠、疏基乙酸钠、诺克斯药剂磷诺克斯和砷诺克斯、氰化物等。无论采用何种工艺，浮选分离前混合精矿都需要脱除表面残留的浮选药剂。

目前，抑铜浮钼工艺是国内外多数矿山采用的铜钼分离工艺。由于浮选过程中次生铜矿物非常难抑制，所以生产中上述常用铜抑制剂的用量普遍较大，以最常用的硫化钠或硫氢化钠为例，其用量基本在10～50kg/t精矿的范围内，抑制剂的高消耗量大大增加了企业的生产成本，并且带来环境污染问题。因此如实现铜钼混合精矿的高效、绿色和低成本分离，已成为铜钼矿山亟需解决的技术难题。

发明内容

为了解决上述问题，本发明实施例提供了一种铜钼混合精矿的氧化浮选分离工艺。

本发明的目的是这样实现的：

一种铜钼混合精矿的氧化浮选分离工艺，利用辉钼矿和黄铜矿在强氧化剂臭氧(O

优选的，利用“CaO+O

优选的，该铜钼混合精矿的氧化浮选分离工艺包括以下步骤：

步骤一、将浮选作业产生的混合铜钼精矿通过超声波作用、活性炭吸附方法进行脱药处理；

步骤二、将脱药后的铜钼混合精矿分别用水和CaO调至适宜的浓度和碱度；

步骤三、调浆后的矿浆进入串联的密闭高效搅拌槽中，并逆流通入臭氧O

步骤四、氧化处理结束后，矿浆进行浮选作业，浮选药剂为捕收剂和起泡剂形成的组合药剂。

优选的，步骤二中，矿浆浓度调制到15～40％。

优选的，步骤二中，碱度调至pH 8～10。

优选的，步骤三中，密闭高效搅拌槽为2-10个。

优选的，步骤三中，步骤三中，臭氧O

优选的，步骤三中，残余臭氧通过臭氧破坏器处理后无害排放。

优选的，步骤四中，所述捕收剂为煤油，所述起泡剂为松醇油。

本发明实施例的有益效果为：本发明采用“CaO+O3+H2O”作为氧化体系，在一定的矿浆浓度下，通过调控CaO和O3的加入量，调控矿浆体系的pH值和氧化电位，从而促使黄铜矿矿物表面氧化，其中的铜和铁元素生成了亲水的氢氧化铜和氢氧化铁，硫则转变为硫酸根进入溶液，硫酸根与钙离子反应生产硫酸钙沉淀，从而促进硫的溶解；辉钼矿由于具有较强的抗氧化性，表面疏水性基本不变。因此，利用两种矿物在表面疏水性发生变化后，可浮性差异增大，从而能够在不加抑制剂的情况下通过浮选进行分离。整个工艺过程实现了短流程、绿色、低成本铜钼分离的目的。

附图说明

本发明提供的铜钼混合精矿的氧化浮选分离工艺的流程图。

具体实施方式

下面将结合发明实施例，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。其中涉及的数值、分数或比例如无标注，均为质量数值、质量分数或质量比例。

工业生产中预氧化和浮选分离过程均为连续过程，应用的设备为多个串联的密闭搅拌槽和浮选机组。实验室试验时为不连续过程，预氧化在一小型密闭搅拌槽中完成，浮选过程在小型挂槽浮选机中通过模拟闭路试验完成。以下实施例均为实验室试验

实施例1

S1:该铜钼混合精矿为人工混合精矿，用辉钼矿和黄铜矿的纯矿物按1:1的质量比配制而成。混合精矿的细度为-0.074mm74.82％，混合精矿中钼和铜的品位分别为29.25％和16.93％。

S2:将S1步骤制得的铜钼混合精矿分别用水和CaO调至适宜的浓度和碱度。矿浆浓度调至30％，碱度调至pH 9。

S3:将S2步骤制得的矿浆全部移至搅拌槽中，搅拌槽转速1400rpm，臭氧通入量为0.015g/L·h，氧化处理30分钟。

S4:将S3步骤氧化处理过的铜钼混合矿浆转入浮选槽，进行浮选分离作业。流程结构为“一粗三精一扫”；钼粗选作业中煤油用量为100g/t，松醇油用量为20g/t。扫选药剂用量为煤油用量为50g/t，松醇油用量为10g/t。精选时不添加任何药剂，搅拌3分钟再精选。

本实施例中，闭路试验获得的钼精矿中钼和铜的品位分别为57.25％和0.08％，钼回收率99.87％；铜精矿中铜和钼的品位分别为34.23％和0.08％，铜回收率99.04％。

实施例2

某矽卡岩型铜钼矿，矿石中含钼矿物主要为辉钼矿，含铜矿物主要为黄铜矿及少量辉铜矿、铜兰等；脉石矿物主要是石英、云母、长石、绿泥石等。经过铜钼混合浮选、浓缩后，铜钼混合精矿中钼品位为33.25％，铜品位为8.58％。

S1:将原矿浮选得到的铜钼混合精矿加水调浆至浓度为15-20％，然后置于超声波搅拌槽中进行脱药处理10分钟，然后固液分离；重复2次后完成脱药作业。

S2：将脱药后得到的铜钼混合精矿分别用水和CaO调至适宜的浓度和碱度。矿浆浓度调至30％，碱度调至pH 9。

S3:将S2步骤制得的矿浆全部移至搅拌槽中，搅拌槽转速1400rpm，臭氧通入量为0.02g/L·h，氧化处理20分钟。

S4:将S3步骤氧化处理过的铜钼混合矿浆转入浮选槽，进行浮选分离作业。流程结构为“一粗四精二扫”；钼粗选作业中煤油用量为120g/t，松醇油用量为30g/t。两段扫选药剂用量均为煤油用量为60g/t，松醇油用量为15g/t。精选时不添加任何药剂，搅拌3分钟再精选。

本实施例中，闭路试验获得的钼精矿中钼和铜的品位分别为53.02％和0.41％，钼回收率99.64％；铜精矿中铜和钼的品位分别为22.90％和0.32％，铜回收率97.11％。

实施例3

某斑岩型铜钼矿，矿石中含钼矿物主要为辉钼矿，含铜矿物主要为黄铜矿及少量斑铜矿等；脉石矿物主要是石英、云母、长石、伊利石等。经过铜钼混合浮选、浓缩后，铜钼混合精矿中钼品位为12.32％，铜品位为16.69％。

S1:将原矿浮选得到的铜钼混合精矿加水调浆至浓度为15-20％，然后置于超声波搅拌槽中进行脱药处理10分钟，然后固液分离；重复2次后完成脱药作业。

S2：将脱药后得到的铜钼混合精矿分别用水和CaO调至适宜的浓度和碱度。矿浆浓度调至30％，碱度调至pH 9。

S3:将S2步骤制得的矿浆全部移至搅拌槽中，搅拌槽转速1400rpm，臭氧通入量为0.02g/L·h，氧化处理30分钟。

S4:将S3步骤氧化处理过的铜钼混合矿浆转入浮选槽，进行浮选分离作业。流程结构为“一粗四精二扫”；钼粗选作业中煤油用量为100g/t，松醇油用量为30g/t。两段扫选药剂用量均为煤油用量为50g/t，松醇油用量为15g/t。精选1～精选4分别添加200g/t、200g/t、100g/t、100g/t的水玻璃作为分散剂，搅拌2分钟再精选。

本实施例中，闭路试验获得的钼精矿中钼和铜的品位分别为46.12％和0.64％，钼回收率99.34％；铜精矿中铜和钼的品位分别为22.49％和0.11％，铜回收率98.98％。

最后应说明的是：以上所述仅为本发明的优选实施例而已，并不用于限制本发明，尽管参照前述实施例对本发明进行了详细的说明，对于本领域的技术人员来说，其依然可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改，或者对其中部分技术特征进行等同替换，凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。