一种从斑岩型铜钼矿中高效回收伴生金银的浮选方法
阅读说明：本技术 一种从斑岩型铜钼矿中高效回收伴生金银的浮选方法 (Flotation method for efficiently recycling associated gold and silver from porphyry type copper-molybdenum ore ) 是由 李耀宏 吴臣星 赵刘阳 谢恩成 李树勋 尹兴思 廖传宇 代静 海峰 杜远强 王竹 于 2020-12-15 设计创作，主要内容包括：本发明公开了一种从斑岩型铜钼矿中高效回收伴生金银的浮选方法,包括如下步骤：(1)将原矿粉碎得到粉矿后进入“两段两闭路”磨矿,在一段磨矿作业的溢流处添加石灰,使pH达到8～9,在二段磨矿作业前端的泵池内添加用量为5～7g/t的2～#油；(2)将二段磨矿后的二段溢流与浮选药剂混合后进行三次粗选,所述浮选药剂为2～#油、丁基黄药、轻柴油的混合物,将三次粗选得到的精矿进行分级得到细粒级物料和粗粒级物料；(3)将细粒级物料与用量为13～17g/t的轻柴油混匀后进行三次精选后得到铜钼混合精矿。本发明方法促进了铜钼矿物及伴生金、银的回收,使其品位增加,提高了生产指标、资源利用率,降低了生产成本。(The invention discloses a flotation method for efficiently recovering associated gold and silver from porphyry type copper-molybdenum ores, which comprises the following steps: (1) crushing raw ore to obtain fine ore, then feeding the fine ore into two-section two-closed-circuit ore grinding, adding lime into the overflow of the first-section ore grinding operation to ensure that the pH value reaches 8-9, and adding 2g/t of 5-7 g/t into a pump pool at the front end of the second-section ore grinding operation # An oil; (2) mixing the second-stage overflow after the second-stage ore grinding with a flotation reagent for three times of rough concentration, wherein the flotation reagent is 2 # Grading the concentrate obtained by the three-time rough concentration to obtain a fine-grained material and a coarse-grained material; (3) uniformly mixing fine-grained materials with 13-17 g/t light diesel oilAnd then carrying out concentration for three times to obtain copper-molybdenum bulk concentrate. The method of the invention promotes the recovery of copper molybdenum minerals and associated gold and silver, increases the grade of the minerals, improves the production index and the utilization rate of resources and reduces the production cost.)
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种从斑岩型铜钼矿中高效回收伴生金银的浮选方法。
背景技术
金是一种广受欢迎的贵金属，在很多世纪以来一直都被用作货币、保值物及珠宝，在世界经济中仍在发挥着重要作用。金的单质在室温下为固体，密度高、柔软、光亮、抗腐蚀，是展性最好的金属，延性仅次于铂，是延展性最好的金属之一，有着良好经济及工业价值。
银为过渡金属的一种，具有很好的延展性，其导电性和传热性在所有的金属中都是最高的，质软，富延展性，其反光率极高，可达99％以上，也是一种重要的贵金属，可作为电子电器材料、感光材料、化学化工材料、工艺饰品等，应用范围较广。
斑岩型铜矿床矿体主要产于侵入体的内外接触带中，矿体常受侵入体的形态和产状以及环状裂隙等所控制。原生矿物主要为黄铜矿、黄铁矿、斑铜矿和辉钼矿等，矿石品位较低，一般为0.4～0.8％，高者达1％以上，伴生元素有金、银和钼等，这类矿床已成为钼的主要来源之一。在斑岩型铜钼原矿中，一般是铜、钼、硫3种矿物共生，由于钼原矿品位低，一般是以铜钼混合精矿产出。在原矿中进行铜钼选别作业的同时，可以将金、银进行回收，并不会增加选矿成本，避免了对金、银的资源浪费，还能产生一定的经济效益。
现工业生产中，对大部分斑岩型铜矿中的铜、钼及伴生金、银金属采用的是高碱度、高药剂使用量的选矿方法。
高碱度的选矿方法主要存在以下几个方面的不足：①石灰的用量较大，会增加对设备的腐蚀度，降低设备的使用年限，增加设备维护成本；③导致铜钼分离时泡沫的黏度较高，抑制铜钼矿及伴生稀贵金属的回收，降低其品位，从而影响生产指标；④使得生产回水中的难溶性盐增加，使回水管道结垢严重。
高药剂使用量的选矿方法主要存在以下问题：①药剂的用量增加，增加药剂成本；②捕收剂用量较多，降低了药剂的选择性，杂质增加，导致产品的品位下降，影响生产指标；③部分残留药剂进入回水中，对药剂的把控难以精准，从而对选别流程造成一定的影响；④易造成严重的环境污染的问题、不环保、废水处理成本高。
因此，亟待开发一种先进高效的铜钼矿伴生金属的回收选矿方法，在提高资源综合回收指标和利用率的同时，能够降低环保成本。
发明内容
本发明的目的在于提供一种从斑岩型铜钼矿中高效回收伴生金银的浮选方法，使矿石中的铜、钼元素得到充分合理利用，提升金、银品味，提高生产指标。
本发明提供了一种从斑岩型铜钼矿中高效回收伴生金银的浮选方法，包括如下步骤：(1)将原矿粉碎得到粉矿后进入“两段两闭路”磨矿，在一段磨矿作业的溢流处添加石灰，使pH达到8～9，在二段磨矿作业前端的泵池内添加用量为5～7g/t的2#油；
石灰作为本发明中的碱性调整剂，配置成石灰浆后生成OH-、HCO3 -、CO3 2-等离子，对矿浆pH值有缓冲作用，使pH值保持在8～9；发明人经过大量实验探究意外发现，当石灰pH值保持在8～9时，可以有效的抑制斑岩型铜矿中的黄铁矿、磁黄铁矿等矿物；使矿浆中的微细颗粒凝结，具有一定的凝结作用；让浮选泡沫保持一定的粘度，有利于浮选刮泡；还能在减少药剂混用互相作用时产生的影响同时得到更佳的浮选效果。
(2)将二段磨矿后的二段溢流与浮选药剂混合后依次进行粗选一、粗选二、粗选三共三次粗选，所述浮选药剂为2#油、丁基黄药、轻柴油的混合物，其中，2#油用量为4～6g/t，丁基黄药用量为5～7g/t，轻柴油用量为9～11g/t；
每次粗选分别得到中矿和精矿，粗选一的中矿进行粗选二，粗选二的中矿进行粗选三，将三次粗选得到的精矿合并进行分级得到细粒级物料和粗粒级物料；
所述细粒级物料的粒径≤-0.075mm，粗粒级物料的粒径＞-0.075mm；
所述粗选二、粗选三使用的药剂及用量均为2#油2.5～3.5g/t、丁基黄药1.5～2.5g/t、轻柴油5～7g/t；
(3)将细粒级物料与用量为13～17g/t的轻柴油混匀后进行三次精选后得到铜钼混合精矿。
发明人发现，在精选阶段只采用选择性更低的轻柴油对矿浆中的有用矿物进行选别，能够提升精矿的品位。
在本发明
具体实施方式
中，将粗选三产生的中矿进行三次扫选，扫选一使用的药剂及用量为2.5～3.5g/t 2#油、1.5～2.5g/t丁基黄药、4～6g/t轻柴油，优选2#油3g/t、丁基黄药2g/t、轻柴油5g/t，扫选二、扫选三使用的药剂及用量均为2#油1.5～2.5g/t、丁基黄药0.5～1.5g/t，优选均为2#油2g/t、丁基黄药1g/t。
在扫选阶段利用2#油与选择性更强的丁基黄药的协同作用能够对矿浆中的铜钼矿物进行回收，有利于提升有用矿物的回收率。
所述扫选一、扫选二、扫选三的作业时间分别为7.0～7.5min、6.0～7.0min、5.5～6.5min，优选分别为7.2min、6.5min、6.0min。
在本发明具体实施方式中，精选一后得到中矿和精矿，精矿进入精选二作业，中矿进行精扫作业，；精扫后得到的精矿返回精选一中作业，精扫后得到的中矿返回到粗选一中作业；
进一步地，精选二后的中矿返回至精选一中作业，精选二后得到的精矿进入精选三中作业；
进一步地，精选三后的中矿返回至精选二中作业，精选三后得到铜钼混合精矿。
在本发明具体实施方式中，所述精选一、精选二、精选三的作业时间分别为12～13min、10～10.5min、8.5～9.5min，分别优选为12.5min、10.2min、9min；
所述精扫的作业时间为8～9min，优选为8.5min。
在本发明具体实施方式中，将步骤(2)中得到的粗粒级物料进入球磨机中再磨作业后进行再次分级，分级得到的细粒级物料进入精选程序。
进一步地，所述再磨作业的条件为：铜再磨溢流的-200目的含量为88％～95％，优选90％，浓度为38％～40％，优选38.8％，磨矿时间为5min。
在本发明具体实施方式中，所述步骤(2)中，浮选药剂中的2#油用量为5g/t，丁基黄药用量为6g/t，轻柴油用量为10g/t；
所述粗选二、粗选三使用的药剂及用量均为2#油3g/t、丁基黄药2g/t、轻柴油6g/t，粗选三使用的药剂及用量为2#油3g/t、丁基黄药2g/t、轻柴油5g/t。
在本发明具体实施方式中，所述粉矿是由原矿经过“三段一闭路”破碎流程后得到的；
进一步地，所述粉矿的粒度≤-10mm，铜品位为0.86％，钼品位为0.035％。
在本发明具体实施方式中，所述一段磨矿作业的条件为：磨矿时间6min，排矿浓度80％，溢流浓度60％；
所述二段磨矿作业的条件为：磨矿时间4min，排矿浓度70％，溢流浓度42％，；
进一步地，所述一段磨矿作业的溢流细度-200目的粒度为-0.074mm，含量为38～42％，优选40％；
进一步地，所述二段磨矿作业的溢流-200目的含量为57～63％，优选60％。
在本发明具体实施方式中，所述步骤(2)中粗选一、粗选二、粗选三的作业时间分别为7.5～8min、6.5～7.5min、7～8min。
在本发明方法中，除精选作业与药剂的配置外，其余流程均采用选矿回水，环保效益显著。
本发明中，所有药剂的用量均是以最初的原矿质量为基准，如粗选二中加入的2#油用量为3g/t，初始原矿的重量为2t，则粗选二中加入的2#油用量为6g，其余试剂用量同理。
本发明具有如下有益效果：
(1)本发明方法采用低药剂进行选别作业，在废水处理时降低了处理成本，其中丁基黄药作为捕收剂，在保持较低用量下，增加了药剂的选择性，减少了杂质，提升了产品中金属的品位，提升了产品价值。
(2)本发明方法选别流程碱度降低，石灰用量少，降低了铜钼分离时泡沫的黏度，促进了铜钼矿物及伴生金银的回收，使其品位增加，提高了生产指标。
(3)本发明方法使残留在回水中的药剂减少，减轻生产回水中的药剂残留及难免离子对产品的回收率、品味的影响。
(4)本发明方法利用丁基黄药、轻柴油、2#油的协同作用对矿石进行粗选，对矿浆中的有用矿物进行富集，金与银的品位均有所提升，生产中混合精矿中铜的品位高达26.08％，回收率达到96.21％；钼的品位高达52.86％，回收率达到90.12％，金的品位最高达到11g/t，回收率达到55％；银的品位最高达到22g/t，回收率达到50％。
(5)本发明方法提高了技术指标的稳定，极大限度地提高了资源利用率，为企业创造了更好的效益，有较强的可行性和实用性。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
图2为原浮选工艺的工艺流程图。
具体实施方式
下面对本发明的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例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的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。
实施例1
工艺流程如图1，具体步骤为：
(1)原矿经过“三段一闭路”破碎流程后，得到-10mm以下的粉矿，该粉矿铜品位为0.86％，钼品位为0.035％。
(2)得到的粉矿进入到“两段两闭路”的磨矿作业，并在一段磨矿作业的溢流处添加950g/t石灰，将pH调节至8～9，其中一段磨矿时间6.5min，排矿浓度80％，溢流浓度60％，溢流细度-200目占40％；二段磨矿时间4.5min，排矿浓度70％，溢流浓度42％，溢流细度-200目占60％。
(3)在二段磨矿作业前端的泵池内添加6g/t 2#油，二段磨矿后的溢流进入搅拌桶1内，添加5g/t 2#油、6g/t丁基黄药、10g/t轻柴油搅拌混匀后开始粗选。
(4)粗选总共包括粗选一、粗选二和粗选三，每次粗选分别得到中矿和精矿，粗选一的作业时间为7.8min，将得到的中矿与用量为3g/t 2#油、2g/t丁基黄药、6g/t轻柴油的药剂混合进行粗选二，作业时间7.0min，将粗选二后得到的中矿与用量为3g/t 2#油、2g/t丁基黄药、6g/t轻柴油的药剂混合进行粗选三，作业时间7.5min，
三次粗选后分别得到的精矿经渣浆泵打入到水力旋流器中进行分级得到细粒级物料和粗粒级物料。
(5)将步骤(4)得到的-200目的细粒级物料进入搅拌桶2，添加15g/t轻柴油混匀后进行三次精选、一次精扫：
精选一作业12.5min后得到中矿和精矿，精矿进入精选二，中矿进行精扫作业8.5min；精扫作业8.5min后得到精矿和中矿，此时得到的精矿再返回精选一，中矿则返回到粗选一中进行选别；
精选二作业10.2min，精选二后的中矿返回至精选一，精矿进入精选三；
精选三作业9min后得的精矿即为铜钼混合精矿，精选三后的中矿返回至精选二。
(6)将粗选三产生的中矿与用量为3g/t 2#油、2g/t丁基黄药、5g/t轻柴油的药剂混合进行扫选一，作业时间7.2min，将扫选一得到的中矿与用量为2g/t 2#油、1g/t丁基黄药的药剂混合进行扫选二，作业时间6.5min，将扫选二得到的中矿与用量为2g/t 2#油、1g/t丁基黄药的药剂混合进行扫选三，作业时间6min，将扫选三得到的中矿返回至扫选二，扫选三后得到最终尾矿，为钴尾。
(7)将步骤(4)得到的粗粒级物料则进入球磨机中进行再磨作业，进行再次分级，再磨溢流的-200目的含量为90％，浓度为38.8％，磨矿时间为5min。
上述选矿流程结束后所得的混合精矿中铜的品位最高能达到26.08％，回收率达到96.21％；钼的品位最高能达到52.86％，回收率达到90.12％，金的品位最高达到11g/t，回收率达到55％，；银的品位最高达到22g/t，回收率达到50％。
将本实施例中各作业步骤的药剂添加情况总结，见表1：
表1各作业步骤的药剂添加情况
药剂添加点
石灰(g/t)
2<sup>#</sup>油(g/t)
丁基黄药(g/t)
轻柴油(g/t)
一段磨矿溢流
950
—
—
—
二段磨矿泵池
—
6
—
—
搅拌桶1/粗选一
—
5
6
10
粗选二
—
3
2
6
粗选三
—
3
2
6
扫选一
—
3
2
5
扫选二
—
2
1
—
扫选三
—
2
1
—
搅拌桶2
—
—
—
15
合计
950
24
14
42
对比例1
对比例为本公司的原浮选工艺，破碎后得到的粉矿粒径为-10mm，工艺流程见图2，选别流程各作业点时间见表2，选别流程各点的药剂添加情况见表3。
表2选别流程各作业点
表3选别流程各点的药剂添加情况
药剂添加点
石灰(g/t)
2<sup>#</sup>油(g/t)
丁基黄药(g/t)
轻柴油(g/t)
一段磨矿溢流
1100
—
—
—
二段磨矿泵池
—
12
—
—
搅拌桶1/粗选一
—
8
10
15
粗选二
—
5
6
8
扫选一
—
5
4
8
扫选二
—
3
4
—
搅拌桶2
—
—
—
20
合计
1100
33
24
51
对比采用实施例1的选矿方法与原工艺流程中的药剂用量、成本情况，见表4。
表4流程改造后药剂用量及成本的节省情况
注：按车间每年处理矿石165万吨进行计算。
由表4可知，本发明通过对以前流程的改进优化，不用增加药剂种类，且降低了药剂用量，石灰节省了247.5吨，2#油节省了14.85吨，丁基黄药节省了16.5吨，轻柴油节省了14.85吨，共节省成本45.06万元。
对比采用实施例1的选矿方法与原工艺流程中的产品质量情况，见表5。
表5流程改造后产品的质量情况
由表5可知，本发明通过对以前流程的改进优化，提高了矿石中的铜、钼、金、银的回收，提升了品味，实现资源利用的高效化。
综上，采用本发明方法进行选别作业，在保持较低用量下，增加了药剂的选择性，减少了杂质，提升了产品中金属的品位、回收率，提升了产品价值，提高了生产指标。
以上所述仅为本发明的优选实施例，并非因此限制本发明的专利保护范围，凡是利用说明书内容所作的等效结构或等效流程变换，或直接或间接运用在其他相关的技术领域，均应同理包括在本发明的专利保护范围之内。
- 上一篇：一种医用注射器针头装配设备
- 下一篇：一种电化学氧化降解矿物表面浮选药剂的方法