权利要求
1.一种精矿再磨强化
铜钼混合粗精矿磁浮联合分离的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤;
步骤(1)：对铜钼混合精矿进行两段磁选，得到磁性产品与非磁性产品;
步骤(2)：对磁性产品与非磁性产品进行粒度控制的再磨处理形成再磨矿浆，使铜矿物与钼矿物进一步单体解离，打散矿物间的团聚结构;
步骤(3)：对磁选磁性产品再磨矿浆浓度进行脱水调节浓度后，进行优先浮钼再浮铜作业，磁选中矿与
尾矿非磁性产品合并后，再磨矿浆脱水调节浓度后直接进行钼
浮选作业，钼浮选作业分段添加抑制剂、
捕收剂、起泡剂，铜浮选作业分段添加调整剂、分散剂、活化剂、捕收剂与起泡剂;通过以上浮选作业得到精矿为
铜精矿与钼精矿。
2.根据权利要求1所述的一种精矿再磨强化铜钼混合粗精矿磁浮联合分离的选矿方法，其特征在于，在所述步骤(1)中，所述磁选工艺采用SLon-100周期式脉动高梯度磁选机;
磁选作业流程为：一次粗选+一次精选，粗选段磁感应强度为1.5T～1.6T，精选段磁感应强度为1.4T～1.5T。
3.根据权利要求2所述的一种精矿再磨强化铜钼混合粗精矿磁浮联合分离的选矿方法，其特征在于，在所述步骤(1)中，所述铜钼混合精矿的粒度满足-200目占比大于70%，且钼品位6%～9%，铜品位比大于0.35%。
4.根据权利要求1所述的一种精矿再磨强化铜钼混合粗精矿磁浮联合分离的选矿方法，其特征在于，在所述步骤(2)中，
再磨磨矿质量浓度为50%～60%，使用设备包括为球磨机或搅拌磨;所述球磨机磨矿介质直径为25mm、20mm、10mm，添加比例为20～35%:30～60%:20～35%，磨矿介质填充率为35～45%。
5.根据权利要求4所述的一种精矿再磨强化铜钼混合粗精矿磁浮联合分离的选矿方法，其特征在于，在所述步骤(2)中，磁性产品的磨矿细度-200目占比达到85%以上，-200目+400目占比40%～45%;非磁性产品的磨矿细度-200目占比达到95%以上，-200目+400目占比45%～50%。
6.根据权利要求1所述的一种精矿再磨强化铜钼混合粗精矿磁浮联合分离的选矿方法，其特征在于，在所述步骤(3)中，磁选磁性、非磁性产品钼浮选过程中，矿浆浓度调节至25%～35%，钼浮选段流程为：一次粗选+三次精选;粗选作业依次添加抑制剂、捕收剂和起泡剂，精选只添加抑制剂;
非磁性产品钼浮选段流程为：一次粗选+四次精选+三次扫选，粗选、扫选作业一次添加抑制剂、捕收剂和起泡剂，精选只添加抑制剂。
7.根据权利要求6所述的一种精矿再磨强化铜钼混合粗精矿磁浮联合分离的选矿方法，其特征在于，在所述步骤(3)中，磁选磁性产品铜浮选过程中，矿浆浓度调节至25%～35%，铜浮选段流程为：一次粗选+两次精选，粗选作业依次添加调整剂、分散剂、活化剂、捕收剂与起泡剂，精选作业只添加调整剂。
8.根据权利要求6所述的一种精矿再磨强化铜钼混合粗精矿磁浮联合分离的选矿方法，其特征在于，在所述步骤(3)中，钼浮选所用抑制剂为巯基乙酸钠、硫化钠中的一种，所述抑制剂中巯基乙酸钠的用量为50g/t～250g/t;
在所述步骤(3)中，钼浮选所用捕收剂为煤油、0#柴油中的一种，所述捕收剂中煤油的用量为50g/t～250g/t。
9.根据权利要求1所述的一种精矿再磨强化铜钼混合粗精矿磁浮联合分离的选矿方法，其特征在于，在所述步骤(3)中，铜浮选所用调整剂为生石灰、碳酸钠中的一种，使用所述调整剂中生石灰调节矿浆pH为10～12;
在所述步骤(3)中，铜浮选所用分散剂为水玻璃、六偏磷酸钠中的一种，所述分散剂中水玻璃的用量为200g/t～400g/t;
在所述步骤(3)中，铜浮选所用活化剂为硫酸铜、硫化钠中的一种，所述活化剂中硫酸铜的用量为100g/t～200g/t;
在所述步骤(3)中，铜浮选所用捕收剂为丁基黄药、乙硫氮中的一种，所述捕收剂中丁基黄药的用量为100g/t～400g/t;
在所述步骤(3)中，铜浮选与钼浮选所用起泡剂为2#油、仲辛醇中的一种，所述起泡剂2#油用量为30g/t～75g/t。
说明书
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技术领域
[0001]本发明涉及矿物加工技术领域，具体涉及一种精矿再磨强化铜钼混合粗精矿磁浮联合分离的选矿方法。
背景技术
[0002]目前，针对贫、细、杂难选钼矿石具有硫化铜矿物种类多，与辉钼矿共伴生关系密切等特点，单一采用巯基乙酸钠作为铜矿物抑制剂已经无法满足难选铜钼分离需求的问题，且药剂用量大、生产成本高，容易造成环境污染。
[0003]目前，铜钼分离工艺通常采用“混合浮选”转为“分离浮选”的方式，先用黄药、黑药等捕收剂浮选出铜-钼混合精矿，通过添加选择性抑制剂，实现铜矿和钼矿的分离，最终获得高品位的钼精矿和铜精矿。然而，这类方法存在选择性差、钼精矿易被铜矿污染、药剂消耗大、环境污染重等问题，尤其在处理
低品位或铜钼嵌布关系复杂的矿石时，分离效果不稳定。此外，过度依赖药剂调控浮选行为，使得工艺适应性差，难以应对多变的矿石性质，成为制约铜钼分离效率和产品质量提升的关键瓶颈。
[0004]中国专利CN112871439A公开了一种应用脉动高梯度磁选技术分离细粒铜钼混合精矿的工业生产方法：通过将预处理铜钼混合精矿经脉动高梯度一粗一精选，获得低钼铜精矿和钼粗精矿，钼粗精矿再经过浮选分离后得到铜精矿和含铜钼精矿，浮选分离后的含铜钼精矿再次经脉动高梯度磁选得到合格钼精矿，剩余中矿返回到浮选过程。
[0005]中国专利CN110560251A公开了一种用于含钼铜精矿铜钼分离的预处理-磁-浮联合选矿工艺：通过磁选预分离得到含钼较低的铜精矿，降低了浮选入选量，并且磁选过程可以有效脱除铜钼混合精矿表面残余药剂。
[0006]然而，目前现有单一采用磁选处理铜钼混合精矿的方法，虽然可以有效脱除铜钼混合精矿表面药剂，保证了钼浮选时钼的回收率，但磁选铜粗精矿中的含钼量仍然较高，无法确保较低的钼损失率，且磁选对微细粒铜矿物的回收效果并不理想，影响实际生产效益。
发明内容
[0007]为了克服以上现有技术存在的缺陷，本发明的目的在于提供一种精矿再磨强化铜钼混合粗精矿磁浮联合分离的选矿方法，通过铜钼混合精矿磁选作业所得到的磁性产品与非磁性产品进行再磨处理，避免了磁选对微细粒铜矿物回收效果不理想的问题，有效解决了颗粒团聚对磁选分选效果的影响。同时，对铜钼混合精矿磁选产品进行再磨处理，有效破碎嵌布紧密、解离不充分的铜钼共生颗粒，显著提高铜矿物与钼矿物的单体解离度，增强药剂对目标矿物的选择性吸附作用，从而提高钼精矿品位，降低铜夹杂量，稳定产品质量，提高铜钼分离效率以及铜和钼的回收率。
[0008]为了实现上述目的，本发明采用的技术方案是：
[0009]一种精矿再磨强化铜钼混合粗精矿磁浮联合分离的选矿方法，包括以下步骤;
[0010]步骤(1)：对铜钼混合精矿进行两段磁选，得到磁性产品(含铜高的精矿)与非磁性产品(高钼的尾矿及中矿);
[0011]步骤(2)：对磁性产品与非磁性产品进行粒度控制的再磨处理形成再磨矿浆，使铜矿物与钼矿物进一步单体解离，打散矿物间的团聚结构;
[0012]步骤(3)：对磁选磁性产品再磨矿浆浓度进行脱水调节浓度后，进行优先浮钼再浮铜作业，磁选中矿与尾矿非磁性产品合并后，再磨矿浆脱水调节浓度后直接进行钼浮选作业，钼浮选作业分段添加抑制剂、捕收剂、起泡剂，铜浮选作业分段添加调整剂、分散剂、活化剂、捕收剂与起泡剂;通过以上浮选作业得到精矿为铜精矿与钼精矿。
[0013]作为一个优选的方案，在所述步骤(1)中，所述磁选工艺采用SLon-100周期式脉动高梯度磁选机;
[0014]为保证磁性产品中铜矿物的有效回收，磁选作业流程为：一次粗选+一次精选，粗选段磁感应强度为1.5T～1.6T，精选作业保证进一步提高精矿质量，同时通过化磁场强度和分选参数，提高铜的回收率，减少钼在磁性产品中的损失，精选段磁感应强度为1.4T～1.5T。
[0015]在所述步骤(1)中，所述铜钼混合精矿的粒度满足-200目占比大于70%，且钼品位6%～9%，铜品位比大于0.35%。
[0016]作为一个优选的方案，在所述步骤(2)中，再磨的主要作用之一是使矿物解离更完全。在铜钼混合精矿中，铜矿和钼矿通常呈现一定的共生或包裹状态，钼矿和铜矿难以有效分离。由于磁选对微细粒铜矿物的回收效果不理想的问题，在磁选后对磁选产品进行再磨处理，避免了对全量铜钼混合精矿进行再磨所带来的能耗与成本增加，还能有效打散磁性产品中的细粒团聚体，进一步释放铜矿物，提高其在后续浮选作业中的回收率和选择性。通过再磨过程矿物颗粒进一步细化，铜矿和钼矿颗粒分布更加均匀，钼矿解离度增加，提升了钼矿在浮选段的富集效果，由于细度的减小，细磨后的钼矿表面具有较高的活性，更容易被
浮选药剂吸附，从而实现在浮选过程中钼矿的富集，提高钼的回收率。
[0017]再磨磨矿质量浓度为50%～60%(优选为50%～55%)，使用设备包括为球磨机或搅拌磨;所述球磨机磨矿介质(球磨机中的磨球(铁球))直径为25mm、20mm、10mm，添加比例为20～35%:30～60%:20～35%(优选为20～30%:40～50%:20～30%)，过高的粒级配比会导致颗粒破碎过度，形成更多的细颗粒，过度细磨导致矿物在后续分选中难以有效分离，影响浮选效果;磨矿介质填充率为35～45%(优选为40～45%)，优选方案可以通过平衡冲击与研磨作用，实现“高效解离-合理粒度-低耗稳定”的三重目标;助磨剂为聚乙烯醇、硫酸钠、氯化钠、草酸中的一种。
[0018]作为一个优选的方案，在所述步骤(2)中，对磁性产品磨矿破除铜-钼/铜-脉石连生体，优先解离铜矿物。磁性产品的磨矿细度-200目占比必须达到85%以上，-200目+400目占比40%～45%，细度控制实现铜矿物解离，同时避免泥化对浮选的影响;对非磁性矿物进行磨矿可以释放被包裹的微细钼颗粒，避免钼过粉碎。非磁性产品的磨矿细度-200目占比必须达到95%以上，-200目+400目占比45%～50%，细度控制释放钼并抑制铜，避免辉钼矿过粉碎导致片状结构破坏。
[0019]作为一个优选的方案，在所述步骤(3)中，磁选磁性、非磁性产品钼浮选过程中，矿浆浓度调节至25%～35%(优选为25%～30%);
[0020]钼浮选段流程为：一次粗选+三次精选;粗选作业依次添加抑制剂、捕收剂和起泡剂，精选只添加抑制剂;
[0021]非磁性产品钼浮选段流程为：一次粗选+四次精选+三次扫选，粗选、扫选作业一次添加抑制剂、捕收剂和起泡剂，精选只添加抑制剂。
[0022]作为一个优选的方案，在所述步骤(3)中，磁选磁性产品铜浮选过程中，矿浆浓度调节至25%～35%(优选为25%～30%)，铜浮选段流程为：一次粗选+两次精选，粗选作业依次添加调整剂、分散剂、活化剂、捕收剂与起泡剂，精选作业只添加调整剂。
[0023]作为一个优选的方案，在所述步骤(3)中，钼浮选所用抑制剂为巯基乙酸钠、硫化钠中的一种，所述抑制剂中巯基乙酸钠的用量为50g/t～250g/t(优选为150g/t～200g/t)。
[0024]作为一个优选的方案，在所述步骤(3)中，钼浮选所用捕收剂为煤油、0#柴油中的一种，所述捕收剂中煤油的用量为50g/t～250g/t(优选为150g/t～200g/t)。
[0025]作为一个优选方案，在所述步骤(3)中，铜浮选所用调整剂为生石灰、碳酸钠中的一种，使用所述调整剂中生石灰调节矿浆pH为10～12(优选为10～11)。
[0026]作为一个优选方案，在所述步骤(3)中，铜浮选所用分散剂为水玻璃、六偏磷酸钠中的一种，所述分散剂中水玻璃的用量为200g/t～400g/t(优选为300g/t～400g/t)。
[0027]作为一个优选方案，在所述步骤(3)中，铜浮选所用活化剂为硫酸铜、硫化钠中的一种，所述活化剂中硫酸铜的用量为100g/t～200g/t(优选为100g/t～150g/t)。
[0028]作为一个优选方案，在所述步骤(3)中，铜浮选所用捕收剂为丁基黄药、乙硫氮中的一种，所述捕收剂中丁基黄药的用量为100g/t～400g/t(优选为200g/t～300g/t)。
[0029]作为一个优选的方案，在所述步骤(3)中，铜浮选与钼浮选所用起泡剂为2#油、仲辛醇中的一种，所述起泡剂2#油用量为30g/t～75g/t(优选为40g/t～60g/t)。
[0030]本发明的有益效果：
[0031](1)现有技术中常见的铜钼分离流程忽视了磁性产物与非磁性产物在可磨性、连生体结构及粒度解离行为上的差异。本发明通过在磁选后对磁选产品进行有针对性的强化磨矿处理，实现了铜钼矿物单体解离程度的进一步提升，有效解决了因矿物嵌布复杂、粒度分布不均等造成的铜钼分离效率低、铜钼互相夹带的问题。与传统“先磨再磁选”或“混合再磨”的模式相比，避免了磁选对微细粒铜矿物回收效果差的问题，著提高了后续浮选阶段铜矿的回收率和精矿品位，增强了全流程的稳定性和适应性。
[0032](2)再磨后的磁选产品粒度分布更加集中，微细粒铜矿物获得充分释放，有效解决了颗粒团聚问题，提升了铜矿物表面活性暴露度，使其在浮选过程中更易与捕收剂结合。同时，非目标矿物的包裹和混杂效应减少，界面选择性显著提升，使抑制剂和捕收剂的界面选择性作用更加显著，从而实现了铜钼的高效分离。
[0033](3)本发明通过先进行高梯度磁选实现铜钼初步分离，将混合精矿有效分为高铜磁性产品与高钼非磁性产品，再分别对两个子产品进行差异化强化磨矿处理，避免了对整体混合精矿统一再磨所造成的无效能耗与过磨现象，同时提升了各类矿物在浮选中的可选性。通过磨矿强化解离，提高了铜、钼矿物在各自浮选流程中的可回收性，显著降低了钼损失与铜夹杂的问题。铜精矿品位提高、回收率稳定，钼精矿中铜杂质显著减少，有效降低了钼损失与铜夹杂的问题，从而整体提升了资源利用率和产品的经济价值，具有显著的技术进步与工业推广意义。
附图说明
[0034]图1为精矿再磨强化铜钼混合精矿磁浮联合工艺流程图。
具体实施方式
[0035]下面结合附图对本发明作进一步详细说明。
[0036]实施例1
[0037]某铜钼混合粗精矿钼含量7%，铜含量0.4%，其他脉石矿物主要以石英(41%)、云母(20%)为主。原矿中-200目粒级占比约74%。采用本发明中的精矿再磨强化铜钼混合精矿磁浮联合分离的方法对铜钼混合粗精矿进行铜钼分离处理，采用本发明中优选方案磨矿细度要求，具体包括以下步骤：
[0038]将铜钼混合粗精矿用水调浆至固体颗粒质量浓度为20%，使用SLon-100周期式脉动高梯度磁选机进行磁选作业，脉动冲次为100r/min，矿浆流速为2L/min，粗选、精选的背景磁感应强度为分别为1.6T、1.4T，得到磁性产品高铜磁选精矿与非磁性产品高钼磁选中矿与尾矿;将磁性产品与非磁性产品浓缩脱水，进行再磨作业，磨矿浓度为55%，球磨机磨矿介质直径为25mm、20mm、10mm，添加比例为30%:50%:20%，填充率为45%，助磨剂为氯化钠，磁性产品再磨矿浆-200目矿物颗粒占比85%，非磁性产品再磨矿浆-200目矿物颗粒占比95%;将磁选磁性产品与非磁性产品分别搅拌混合均匀，脱水浓缩至30%浓度进行铜、钼浮选作业;磁性产品钼浮选流程为：一次粗选+三次精选，粗选分段添加抑制剂巯基乙酸钠，用量300g/t，捕收剂煤油，用量150g/t，起泡剂2#油，用量50g/t;精选作业只添加调整剂。将扫选尾矿与精选Ⅰ中矿混合均匀，浓缩脱药进行铜浮选作业，作业流程为：一次粗选+两次精选，分段添加调整剂生石灰，用量为100g/t，调节矿浆pH为10左右，分散剂水玻璃，用量为300g/t，活化剂硫酸铜，用量为100g/t，捕收剂丁基黄药，用量为200g/t，起泡剂2#油，用量为50g/t。精选作业只添加调整剂。磁性产品进行铜、钼分段浮选作业得到的产品为铜精矿、钼精矿Ⅰ与铜浮选尾矿。非磁性产品钼浮选流程为：一次粗选+四次精选+三次扫选，粗选分段添加抑制剂巯基乙酸钠，用量为150g/t，捕收剂煤油，用量为150g/t，起泡剂2#油，用量为50g/t。扫选作业药剂用量依次减半，精选作业只添加同粗选用量抑制剂。粗选浮选时间为4min，扫选与精选的浮选时间为3min。非磁性产品钼浮选作业得到的产品为钼精矿Ⅱ与钼浮选尾矿。铜钼混合精矿磁浮联合工艺试验结果见表1。
[0039]表1实施例1条件下的铜钼混合精矿磁浮联合工艺试验结果
[0040]
[0041]
[0042]由表1可见，经过上述工艺流程，钼精矿Ⅱ中的钼品位由7%提升至47.67%，同时钼精矿Ⅰ品位提升至45.67%，钼精矿产品中铜的品位均小于0.2%，钼的综合回收率达94.89%。铜精矿中铜的品位由0.4%提升至7.21%，回收率为52.61%。
[0043]实施例2
[0044]某铜钼混合粗精矿钼含量7.04%，铜含量0.42%，其他脉石矿物主要以石英(41%)、云母(20%)为主。原矿中-200目粒级占比约75%。采用本发明中的精矿再磨强化铜钼混合精矿磁浮联合分离的方法对铜钼混合粗精矿进行铜钼分离处理，采用本发明中优选方案磨矿介质配比，具体包括以下步骤：
[0045]将铜钼混合粗精矿用水调浆至固体颗粒质量浓度为20%，使用SLon-100周期式脉动高梯度磁选机进行磁选作业，脉动冲次为100r/min，矿浆流速为2L/min，粗选、精选的背景磁感应强度为分别为1.6T、1.4T，得到磁性产品高铜磁选精矿与非磁性产品高钼磁选中矿与尾矿;将磁性产品与非磁性产品浓缩脱水，进行再磨作业，磨矿浓度为55%，球磨机磨矿介质直径为25mm、20mm、10mm，添加比例为30%:40%:30%，填充率为45%，助磨剂为氯化钠，助磨剂为氯化钠，磁性产品再磨矿浆-200目矿物颗粒占比86%，非磁性产品再磨矿浆-200目矿物颗粒占比95%;将磁选磁性产品与非磁性产品分别搅拌混合均匀，脱水浓缩至30%浓度进行铜、钼浮选作业;磁性产品钼浮选流程为：一次粗选+三次精选，粗选分段添加抑制剂巯基乙酸钠，用量300g/t，捕收剂煤油，用量150g/t，起泡剂2#油，用量50g/t;精选作业只添加调整剂。将扫选尾矿与精选Ⅰ中矿混合均匀，浓缩脱药进行铜浮选作业，作业流程为：一次粗选+两次精选，分段添加调整剂生石灰，用量为100g/t，调节矿浆pH为10左右，分散剂水玻璃，用量为300g/t，活化剂硫酸铜，用量为100g/t，捕收剂丁基黄药，用量为200g/t，起泡剂2#油，用量为50g/t。精选作业只添加调整剂。磁性产品进行铜、钼分段浮选作业得到的产品为铜精矿、钼精矿Ⅰ与铜浮选尾矿。非磁性产品钼浮选流程为：一次粗选+四次精选+三次扫选，粗选分段添加抑制剂巯基乙酸钠，用量为150g/t，捕收剂煤油，用量为150g/t，起泡剂2#油，用量为50g/t。扫选作业药剂用量依次减半，精选作业只添加同粗选用量抑制剂。粗选浮选时间为4min，扫选与精选的浮选时间为3min。非磁性产品钼浮选作业得到的产品为钼精矿Ⅱ与钼浮选尾矿。铜钼混合精矿磁浮联合工艺试验结果见表2。
[0046]表2实施例2条件下的铜钼混合精矿磁浮联合工艺试验结果
[0047]
[0048]由表2可见，经过上述工艺流程，钼精矿Ⅱ中的钼品位由7.04%提升至47.59%，同时钼精矿Ⅰ中钼的品位提升至46.01%，钼精矿产品中铜的品位均小于0.2%，钼的综合回收率达97.82%。铜精矿中铜的品位由0.42%提升至7.19%，回收率为55.83%。
[0049]实施例3
[0050]某铜钼混合粗精矿钼含量6.98%，铜含量0.44%，其他脉石矿物主要以石英(41%)、云母(20%)为主。原矿中-200目粒级占比约75%。采用本发明中的精矿再磨强化铜钼混合精矿磁浮联合分离的方法对铜钼混合粗精矿进行铜钼分离处理，采用本发明中优选方案搅拌磨进行再磨作业，具体包括以下步骤：
[0051]将铜钼混合粗精矿用水调浆至固体颗粒质量浓度为20%，使用SLon-100周期式脉动高梯度磁选机进行磁选作业，脉动冲次为100r/min，矿浆流速为2L/min，粗选、精选的背景磁感应强度为分别为1.6T、1.4T，得到磁性产品高铜磁选精矿与非磁性产品高钼磁选中矿与尾矿;将磁性产品与非磁性产品浓缩脱水，进行再磨作业，磨矿浓度为55%，球磨机磨矿介质直径为25mm、20mm、10mm，添加比例为30%:40%:30%，填充率为50%，助磨剂为氯化钠，助磨剂为氯化钠，磁性产品再磨矿浆-200目矿物颗粒占比85%，非磁性产品再磨矿浆-200目矿物颗粒占比96%;将磁选磁性产品与非磁性产品分别搅拌混合均匀，脱水浓缩至30%浓度进行铜、钼浮选作业;磁性产品钼浮选流程为：一次粗选+三次精选，粗选分段添加抑制剂巯基乙酸钠，用量300g/t，捕收剂煤油，用量150g/t，起泡剂2#油，用量50g/t;精选作业只添加调整剂。将扫选尾矿与精选Ⅰ中矿混合均匀，浓缩脱药进行铜浮选作业，作业流程为：一次粗选+两次精选，分段添加调整剂生石灰，用量为100g/t，调节矿浆pH为11左右，分散剂水玻璃，用量为300g/t，活化剂硫酸铜，用量为100g/t，捕收剂丁基黄药，用量为200g/t，起泡剂2#油，用量为50g/t。精选作业只添加调整剂。磁性产品进行铜、钼分段浮选作业得到的产品为铜精矿、钼精矿Ⅰ与铜浮选尾矿。非磁性产品钼浮选流程为：一次粗选+四次精选+三次扫选，粗选分段添加抑制剂巯基乙酸钠，用量为150g/t，捕收剂煤油，用量为150g/t，起泡剂2#油，用量为50g/t。扫选作业药剂用量依次减半，精选作业只添加同粗选用量抑制剂。粗选浮选时间为4min，扫选与精选的浮选时间为3min。非磁性产品钼浮选作业得到的产品为钼精矿Ⅱ与钼浮选尾矿。铜钼混合精矿磁浮联合工艺试验结果见表3。实施例3条件下的铜钼混合精矿磁浮联合工艺试验结果见表3。
[0052]表3实施例3条件下的铜钼混合精矿磁浮联合工艺试验结果
[0053]
[0054]
[0055]由表3可见，经过上述工艺流程，钼精矿Ⅱ中的钼品位由6.98%提升至47.21%，同时钼精矿Ⅰ中钼的品位提升至46.27%，钼精矿产品中铜的品位均小于0.2%，钼的综合回收率达97.82%。铜精矿中铜的品位由0.42%提升至7.89%，回收率为54.66%。
[0056]对比实施例1
[0057]某铜钼混合粗精矿钼含量6.97%，铜含量0.43%，其他脉石矿物主要以石英(41%)、云母(21%)为主。原矿中-200目粒级占比约75%。采用本发明中的精矿再磨强化铜钼混合精矿磁浮联合分离的方法对铜钼混合粗精矿进行铜钼分离处理，其中磁性产品再磨矿浆中-200目矿物颗粒占比小于85%，非磁性产品再磨矿浆中-200目矿物颗粒占比小于95%，具体包括以下步骤：
[0058]将铜钼混合粗精矿用水调浆至固体颗粒质量浓度为20%，使用SLon-100周期式脉动高梯度磁选机进行磁选作业，脉动冲次为100r/min，矿浆流速为2L/min，粗选、精选的背景磁感应强度为分别为1.6T、1.4T，得到磁性产品高铜磁选精矿与非磁性产品高钼磁选中矿与尾矿;将磁性产品与非磁性产品浓缩脱水，进行再磨作业，磨矿浓度为55%，球磨机磨矿介质直径为25mm、20mm、10mm，添加比例为30%:40%:30%，填充率为50%，助磨剂为氯化钠，助磨剂为氯化钠，磁性产品再磨矿浆-200目矿物颗粒占比82.35%，非磁性产品再磨矿浆-200目矿物颗粒占比91.26%;将磁选磁性产品与非磁性产品分别搅拌混合均匀，脱水浓缩至30%浓度进行铜、钼浮选作业;磁性产品钼浮选流程为：一次粗选+三次精选，粗选分段添加抑制剂巯基乙酸钠，用量300g/t，捕收剂煤油，用量150g/t，起泡剂2#油，用量50g/t;精选作业只添加调整剂。将扫选尾矿与精选Ⅰ中矿混合均匀，浓缩脱药进行铜浮选作业，作业流程为：一次粗选+两次精选，分段添加调整剂生石灰，用量为100g/t，调节矿浆pH为11左右，分散剂水玻璃，用量为300g/t，活化剂硫酸铜，用量为100g/t，捕收剂丁基黄药，用量为200g/t，起泡剂2#油，用量为50g/t。精选作业只添加调整剂。磁性产品进行铜、钼分段浮选作业得到的产品为铜精矿、钼精矿Ⅰ与铜浮选尾矿。非磁性产品钼浮选流程为：一次粗选+四次精选+三次扫选，粗选分段添加抑制剂巯基乙酸钠，用量为150g/t，捕收剂煤油，用量为150g/t，起泡剂2#油，用量为50g/t。扫选作业药剂用量依次减半，精选作业只添加同粗选用量抑制剂。粗选浮选时间为4min，扫选与精选的浮选时间为3min。非磁性产品钼浮选作业得到的产品为钼精矿Ⅱ与钼浮选尾矿。对比实施例1条件下的铜钼混合精矿磁浮联合工艺试验结果见表4。
[0059]表4对比实施例1条件下的铜钼混合精矿磁浮联合工艺试验结果
[0060]
[0061]由表4可见，经过上述工艺流程，在磁性产品再磨矿浆中-200目矿物颗粒占比小于85%，非磁性产品再磨矿浆中-200目矿物颗粒占比小于95%的情况时，钼综合回收率达96.09%，但钼精矿Ⅱ中铜含量仍然较高，铜钼分离效果较差，且钼精矿产品钼品位均较低。
[0062]对比实施例2
[0063]某铜钼混合粗精矿钼含量7.21%，铜含量0.45%，其他脉石矿物主要以石英(43%)、云母(2%)为主。原矿中-200目粒级占比约75%。采用本发明中的精矿再磨的磨矿强化处理铜钼分离的方法对铜钼混合粗精矿进行铜钼分离处理，其中磁性产品磨矿作业位于磁选精选之前，对再磨矿浆进行磁选精选，具体包括以下步骤：
[0064]将铜钼混合粗精矿用水调浆至固体颗粒质量浓度为20%，使用SLon-100周期式脉动高梯度磁选机进行磁选作业，脉动冲次为100r/min，矿浆流速为2L/min，对铜钼混合精矿进行磁选粗选作业，背景磁感应强度为1.6T，对粗选铜粗精矿进行再磨作业，磨矿浓度为55%，球磨机磨矿介质直径为25mm、20mm、10mm，添加比例为30%:40%:30%，填充率为50%，助磨剂为氯化钠，助磨剂为氯化钠。再磨矿浆入磁选进行磁选精选，背景磁感应强度为1.4T，得到磁性产品高铜磁选精矿与非磁性产品磁选中矿，将非磁性产品磁选中矿与粗选尾矿浓缩脱水进行再磨作业，再磨条件与磁选铜粗精矿再磨作业相同。磁性产品再磨矿浆-200目矿物颗粒占比85%，非磁性产品再磨矿浆-200目矿物颗粒占比96%。将磁选磁性产品与非磁性产品分别搅拌混合均匀，脱水浓缩至30%浓度进行铜、钼浮选作业;磁性产品钼浮选流程为：一次粗选+三次精选，粗选分段添加抑制剂巯基乙酸钠，用量300g/t，捕收剂煤油，用量150g/t，起泡剂2#油，用量50g/t;精选作业只添加调整剂。将扫选尾矿与精选Ⅰ中矿混合均匀，浓缩脱药进行铜浮选作业，作业流程为：一次粗选+两次精选，分段添加调整剂生石灰，用量为100g/t，调节矿浆pH为11左右，分散剂水玻璃，用量为300g/t，活化剂硫酸铜，用量为100g/t，捕收剂丁基黄药，用量为200g/t，起泡剂2#油，用量为50g/t。精选作业只添加调整剂。磁性产品进行铜、钼分段浮选作业得到的产品为铜精矿、钼精矿Ⅰ与铜浮选尾矿。非磁性产品钼浮选流程为：一次粗选+四次精选+三次扫选，粗选分段添加抑制剂巯基乙酸钠，用量为150g/t，捕收剂煤油，用量为150g/t，起泡剂2#油，用量为50g/t。扫选作业药剂用量依次减半，精选作业只添加同粗选用量抑制剂。粗选浮选时间为4min，扫选与精选的浮选时间为3min。非磁性产品钼浮选作业得到的产品为钼精矿Ⅱ与钼浮选尾矿。
[0065]铜钼混合精矿磁浮联合工艺试验结果见表5
[0066]表5对比实施例2条件下的铜钼混合精矿磁浮联合工艺试验结果
[0067]
[0068]
[0069]由表4可见，经过上述工艺流程，在磁性产品磨矿作业位于磁选精选之前的情况时，钼综合回收率达96.16%，但钼精矿Ⅱ中铜品位为0.22%，含量仍然较高，铜钼分离效果较差，且钼精矿产品钼品位均较低。
说明书附图(1)
声明：
“精矿再磨强化铜钼混合粗精矿磁浮联合分离的选矿方法” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
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编辑：北方有色网
来源：西安建筑科技大学
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