权利要求
将铜钼矿原矿进行破碎后进行第一筛分，得到破碎原矿;
将破碎原矿采用两段高压辊磨破碎，并进行第二筛分后，调制成原矿矿浆;
将原矿矿浆分级后，分别进行铜钼混合粗选，得到
尾矿和铜钼混合矿;
将铜钼混合矿进行球磨磨矿后，加入铜抑制剂进行铜钼分离
浮选，得到钼精矿和选钼尾矿;
2.根据权利要求1所述的铜钼矿选矿方法，其特征在于，所述将铜钼矿原矿进行破碎后进行第一筛分，得到破碎原矿，包括：
对铜钼矿原矿进行破碎时，依次进行粗碎、中碎后进行第一筛分，得到破碎原矿;
将第一筛分得到的筛上物料进行细碎，细碎排矿返回至第一筛分;
破碎原矿的粒径为≤100mm。
3.根据权利要求1所述的铜钼矿选矿方法，其特征在于，所述将破碎原矿采用两段高压辊磨破碎，包括：
将破碎原矿进行第一段高压辊磨破碎后进行第二筛分，第二筛分得到的筛下矿石粒度为≤1mm;
第二筛分得到的筛上物料进行第二段高压辊磨破碎，再返回至第二筛分。
4.根据权利要求1所述的铜钼矿选矿方法，其特征在于，所述将原矿矿浆分级后，分别进行铜钼混合粗选，得到尾矿和铜钼混合矿，包括：
采用筛孔直径为0.3mm的筛网对原矿矿浆分级，得到能通过筛网的常规级矿浆和不能通过筛网的粗粒级矿浆;
将粗粒级矿浆调浆后加入起泡剂和
捕收剂，进行一次浮选得到粗粒级浮选混合矿和尾矿;
将常规级矿浆调浆后加入起泡剂和助剂，进行一次粗选、一次扫选中矿循序返回的浮选工艺得到常规浮选混合矿和尾矿;
将粗粒级浮选混合矿和常规浮选混合矿合并得到铜钼混合矿。
5.根据权利要求4所述的铜钼矿选矿方法，其特征在于，所述起泡剂包括2#油、甲酚油、烷基硫酸钠、聚乙二醇醚中的一种或多种，捕收剂包括MO-P4，助剂包括煤油和/或柴油;
粗粒级矿浆在浮选过程中，捕收剂的加入量为50~80g/t，起泡剂用量为30~50g/t;
常规级矿浆在浮选过程中，助剂的加入量为40~50 g/t，起泡剂用量为30~40g/t。
6.根据权利要求4所述的铜钼矿选矿方法，其特征在于，所述粗粒级矿浆调浆后给矿浓度为50~60%，给矿粒度0.3~1mm;
所述常规级矿浆调浆后给矿浓度为38~43%，给矿粒度≤0.3mm。
7.根据权利要求1所述的铜钼矿选矿方法，其特征在于，所述铜钼分离浮选采用一次粗选、三次精选、一次精扫选，中矿循序返回的浮选工艺;
在粗选、第一次精选和第二次精选时加入铜抑制剂;
第一次粗选时铜抑制剂的加入量为3000-3500g/t;
第一次精选时铜抑制剂的加入量为1000-1500g/t;
第二次精选时铜抑制剂的加入量为1000-1500g/t;
所述铜抑制剂包括巯基乙酸钠或硫化钠。
8.根据权利要求1所述的铜钼矿选矿方法，其特征在于，所述铜矿浮选采用一次粗选、两次精选、一次扫选，中矿循序返回的浮选工艺;
在粗选时加入30~50g/t的铜捕收剂;
所述铜捕收剂包括黄药、异丙基黄药、丁基黄药、乙基黄药、异丁基黄药、黑药中的一种或多种。
9.根据权利要求1所述的铜钼矿选矿方法，其特征在于，所述铜钼混合矿磨矿时给矿浓度为30~35%，排矿细度为-400目≥60%。
10.根据权利要求1-9任一项所述的铜钼矿选矿方法，其特征在于，所述原矿矿浆的浓度为70~80%。
说明书
技术领域
[0001]本申请涉及金属矿浮选技术领域，尤其涉及一种铜钼矿选矿方法。
背景技术
[0002]铜金属具有优异的延展及可塑性、导电导热性、耐腐蚀性等理化性质，
铜合金也有许多优良的性质，铜及其合金在电力电子行业、能源及石化行业以及交通运输行业都有重要的应用。钼金属是一种过渡金属，拥有熔点高、硬度大、比重小、热传导率高、热膨胀系数低、耐腐蚀等优异性质。钼可作为一种优质的合金添加剂，在实际应用中与其他金属混合制成不同类型的合金，从而满足不同领域的需求。铜、钼均是从自然界中相应地矿石中提炼而来。
[0003]自然界中的铜普遍以化合物的形式存在，只有极少数以自然铜的状态产出。铜矿物的赋存类型极其复杂，大致可分为硫化铜矿物、氧化铜矿物和自然铜三大类。其中因为在自然状态下，铜极易与硫元素作用而形成硫化矿物，故其主要以硫化矿物的形式赋存。在铜的硫化矿物中，最具有工业利用价值的矿物为黄铜矿。
[0004]自然界中钼也是以化合物的形式存在，钼的硫化矿物、钼的氧化矿物、钼酸盐和其他含钼盐类是其主要赋存形式。含钼矿通常包括辉钼矿(MoS2)、钼酸钙矿(CaMoO4)、彩钼
铅矿(PbMoO4)、钼钨钙矿(Ca[Mo，W]O4)、铁钼华(Fe2[MoO4]3·7H2O)及蓝钼矿(Mo3O8·nH2O)等，但其中分布最广且最具经济利用价值的是以硫化物形式存在的辉钼矿。
[0005]辉钼矿与黄铜矿均属于自然界中较为常见的硫化矿物，通常密切共生于铜钼矿石中。浮选是富集金属矿最为有效且常用的方法，现有的浮选铜钼矿的主要流程是将原矿破碎后进行细磨，将细磨得到的矿粉调浆后加入起泡剂、捕收剂或抑制剂对相应的金属矿进行富集。现有的细磨方式多采用球磨的方式进行，但是球磨是点接触的磨矿方式，这种点-点接触的磨矿方式不可避免地会导致一部分物料被过粉碎也即过磨，过细的矿粒在浮选时，会导致金属难以被抑制，进而导致金属互含量增加，影响浮选效果。
发明内容
[0006]本申请提供一种铜钼矿选矿方法，用以解决现有的浮选铜钼矿时采用球磨破碎时物料过粉碎，对浮选效果带来不良影响的问题。
[0007]本申请提供一种铜钼矿选矿方法，包括：
将铜钼矿原矿进行破碎后进行第一筛分，得到破碎原矿;
将破碎原矿采用两段高压辊磨破碎，并进行第二筛分后，调制成原矿矿浆;
将原矿矿浆分级后，分别进行铜钼混合粗选，得到尾矿和铜钼混合矿;
将铜钼混合矿进行球磨磨矿后，加入铜抑制剂进行铜钼分离浮选，得到钼精矿和选钼尾矿;
将选钼尾矿进行铜矿浮选得到铜精矿和尾矿。
[0008]可选地，对铜钼矿原矿进行破碎时，依次进行粗碎、中碎后进行第一筛分，得到破碎原矿;
将第一筛分得到的筛上物料进行细碎，细碎排矿返回至第一筛分;
破碎原矿的粒径为≤100mm。
[0009]可选地，将破碎原矿进行第一段高压辊磨破碎后进行第二筛分，第二筛分得到的筛下矿石粒度为≤1mm;
第二筛分得到的筛上物料进行第二段高压辊磨破碎，再返回至第二筛分。
[0010]可选地，采用筛孔直径为0.3mm的筛网对原矿矿浆分级，得到能通过筛网的常规级矿浆和不能通过筛网的粗粒级矿浆;
将粗粒级矿浆调浆后加入起泡剂和捕收剂，进行一次浮选得到粗粒级浮选混合矿和尾矿;
将常规级矿浆调浆后加入起泡剂和助剂，进行一次粗选、一次扫选，中矿循序返回的浮选工艺得到常规浮选混合矿和尾矿;
将粗粒级浮选混合矿和常规浮选混合矿合并得到铜钼混合矿。
[0011]可选地，起泡剂包括2#油、甲酚油、烷基硫酸钠、聚乙二醇醚中的一种或多种，捕收剂包括MO-P4，助剂包括煤油和/或柴油;
粗粒级矿浆在浮选过程中，捕收剂的加入量为50~80g/t，起泡剂用量为30~50g/t;
常规级矿浆在浮选过程中，助剂的加入量为40~50 g/t，起泡剂用量为30~40g/t。
[0012]可选地，粗粒级矿浆调浆后给矿浓度为50~60%，给矿粒度0.3~1mm;
常规级矿浆调浆后给矿浓度为38~43%，给矿粒度≤0.3mm。
[0013]可选地，铜钼分离浮选采用一次粗选、三次精选、一次精扫选，中矿循序返回的浮选工艺;
在粗选、第一次精选和第二次精选时加入铜抑制剂;
第一次粗选时铜抑制剂的加入量为3000-3500g/t;
第一次精选时铜抑制剂的加入量为1000-1500g/t;
第二次精选时铜抑制剂的加入量为1000-1500g/t;
铜抑制剂包括巯基乙酸钠或硫化钠。
[0014]可选地，铜矿浮选采用一次粗选、两次精选、一次扫选，中矿循序返回的浮选工艺;
在粗选时加入30~50g/t的铜捕收剂;
铜捕收剂包括黄药、异丙基黄药、丁基黄药、乙基黄药、异丁基黄药、黑药中的一种或多种。
[0015]可选地，铜钼混合矿磨矿时给矿浓度为30~35%，排矿细度为-400目≥60%。
[0016]可选地，原矿矿浆的浓度为70~80%。
[0017]本申请提供的铜钼矿选矿方法，具有如下有益效果：
1)本申请的方法采用两段高压辊磨的方式进行磨矿之后，再进行球磨，由于高压辊磨是将矿石压碎，因而不会发生物料之间摩擦或细粒之间的造团而引起的能量损失，能有效提高粉碎效率，减少能量浪费;且高压辊磨的方式所产生的细粒粒径更细，以及高压辊磨会使得矿粒内部产生更多的裂纹，当这些物料在进入到球磨机中时，由于矿石粒度小且内部含有裂纹，因而更易通过球磨获得合格粒径，同时也就减少矿粒在球磨机中的停留时间，从而减少矿粒的过磨现象发生，也即，能有效避免过磨导致矿粒过细难以被抑制，影响浮选效果的不良情况发生。而且采用两段高压辊磨的方式得到合格矿粒，这种方式具有易于调节磨矿条件，得到粒度均匀性佳的产品。
[0018]2)本申请的方法中将原矿矿浆进行分级后，再将分级后的矿浆分别进行铜钼混合粗选，这种分类的浮选方式可将高品位的矿石优先浮选出来，以减少后续的磨矿处理量，进而减少磨矿成本。
[0019]3)本申请的方法中，采用抑铜浮钼的方式将钼精矿优先选出，利用钼矿天然可浮性佳的特点而无需添加起泡剂、捕收剂等药剂，在节约药剂的同时还能减少对矿浆的药剂污染，从而有助于后续铜矿的浮选。
附图说明
[0020]为了更清楚地说明本申请实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作一简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图是本申请的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。
[0021]图1为本申请一实施例提供的铜钼矿选矿方法的流程图。
具体实施方式
[0022]为使本申请实施例的目的、技术方案和优点更加清楚，下面对本申请实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例是本申请一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本申请中的实施例，本领域普通技术人员在没有作出创造性劳动前提下所获得的所有其它实施例，也属于本申请保护的范围。
[0023]如图1所示，本申请提供一种铜钼矿选矿方法，包括：
将铜钼矿原矿进行破碎后进行第一筛分，得到破碎原矿;
将破碎原矿采用两段高压辊磨破碎，并进行第二筛分后，调制成原矿矿浆;
将原矿矿浆分级后，分别进行铜钼混合粗选，得到尾矿和铜钼混合矿;
将铜钼混合矿进行球磨磨矿后，加入铜抑制剂进行铜钼分离浮选，得到钼精矿和选钼尾矿;
将选钼尾矿进行铜矿浮选得到铜精矿和尾矿。
[0024]本申请提供的铜钼矿选矿方法，具有如下有益效果：
1)本申请的方法采用两段高压辊磨的方式进行磨矿之后，再进行球磨，由于高压辊磨是将矿石压碎，因而不会发生物料之间摩擦或细粒之间的造团而引起的能量损失，能有效提高粉碎效率，减少能量浪费;且高压辊磨的方式所产生的细粒粒径更细，以及高压辊磨会使得矿粒内部产生更多的裂纹，当这些物料在进入到球磨机中时，由于矿石粒度小且内部含有裂纹，因而更易通过球磨获得合格粒径，同时也就减少矿粒在球磨机中的停留时间，从而减少矿粒的过磨现象发生，也即，能有效避免过磨导致矿粒过细难以被抑制，影响浮选效果的不良情况发生。而且采用两段高压辊磨的方式得到合格矿粒，这种方式具有易于调节磨矿条件，得到粒度均匀性佳的产品。
[0025]2)本申请的方法中将原矿矿浆进行分级后，再将分级后的矿浆分别进行铜钼混合粗选，这种分类的浮选方式可将高品位的矿石优先浮选出来，以减少后续的磨矿处理量，进而减少磨矿成本。
[0026]3)本申请的方法中，采用抑铜浮钼的方式将钼精矿优先选出，利用辉钼矿天然可浮性佳的特点而无需添加起泡剂、捕收剂等药剂，在节约药剂的同时还能减少对矿浆的药剂污染，从而有助于后续铜矿的浮选。
[0027]可选地，对铜钼矿原矿进行破碎时，依次进行粗碎、中碎后进行第一筛分，得到破碎原矿;
将第一筛分得到的筛上物料进行细碎，细碎排矿返回至第一筛分;
破碎原矿的粒径为≤100mm。
[0028]本申请中，采用三段破碎的方式得到破碎原矿，这种分级破碎的方式可有效将原矿破碎至合格粒径。
[0029]第一筛分采用圆振筛，筛孔直径100mm;
第二筛分采用弛张筛，筛孔直径1mm，且弛张筛的选用可有效提升筛分效率。
[0030]可选地，将破碎原矿进行第一段高压辊磨破碎后进行第二筛分，第二筛分得到的筛下矿石粒度为≤1mm;
第二筛分得到的筛上物料进行第二段高压辊磨破碎，再返回至第二筛分。
[0031]本申请中，高压辊磨机的施力方式为准静压料层粉碎，物料自身就是传递压力的介质，当物料在粉碎腔内受到挤压时，腔体内各个物料之间因为相互挤压从而产生巨大的压力，导致矿物颗粒破碎或变形。高压辊磨机对粗粒级选择性破碎效果显著，被粉碎物料的内部拥有更多的微裂纹，粉碎产品的粒级分布均匀，细粒级含量较高，矿物解离的效果好。
[0032]而且采用两段高压辊磨的方式得到合格矿粒，这种方式易于调节磨矿条件，能得到粒度均匀性佳的产品。
[0033]可选地，采用筛孔直径为0.3mm的筛网对原矿矿浆分级，得到能通过筛网的常规级矿浆和不能通过筛网的粗粒级矿浆;
将粗粒级矿浆调浆后加入起泡剂和捕收剂，进行一次浮选得到粗粒级浮选混合矿和尾矿;
将常规级矿浆调浆后加入起泡剂和助剂，进行一次粗选、一次扫选，中矿循序返回的浮选工艺得到常规浮选混合矿和尾矿;
将粗粒级浮选混合矿和常规浮选混合矿合并得到铜钼混合矿。
[0034]本申请中，由于选矿的目标主要是辉钼矿，但辉钼矿的质地较软，细磨易泥化，因此须在其细磨前将其浮选分离。且因为原矿是铜钼伴生矿，在浮选钼矿的同时也会将铜矿浮选，且在浮选过程中均加入了起泡剂，能有效富集上浮的金属矿。
[0035]在粗粒级矿浆进行浮选时，由于矿粒偏大，导致一些单体解离度较好的钼及钼连生体因比重偏大而难以上浮，因此在粗粒级浮选过程中加入捕收剂，在捕收剂和起泡剂的共同作用下将这些钼矿及其伴生矿浮选出来。
[0036]而且上述的粗粒级矿浆的选矿和常规级矿浆选矿分别进行了铜钼矿的混合浮选过程，根据不同的粒级设置不同的浮选流程，可有效提升浮选效率。
[0037]因为粗粒级矿浆的矿粒较大，经过一次可基本将目标矿富集，而常规级矿浆因矿粒较细，会导致精矿和尾矿的互含相对较高，因此将其进行一次粗选、一次扫选，中矿循序返回的浮选工艺，以提高所浮选得到的铜钼矿的品位。
[0038]可选地，起泡剂包括2#油、甲酚油、烷基硫酸钠、聚乙二醇醚中的一种或多种，捕收剂包括MO-P4，助剂包括煤油和/或柴油;
粗粒级矿浆在浮选过程中，捕收剂的加入量为50~80g/t，起泡剂用量为30~50g/t;
常规级矿浆在浮选过程中，助剂的加入量为40~50 g/t，起泡剂用量为30~40g/t。
[0039]本申请中，MO-P4是市售的专用于捕收钼矿的捕收剂其对钼的亲和力强，能有效捕收矿浆中的钼矿。
[0040]由于常规级矿浆在浮选过程中其矿粒细度相对粗粒级浮选更细，因此采用助剂起到类似捕收剂的作用对矿粒进行浮选。
[0041]可选地，粗粒级矿浆调浆后给矿浓度为50~60%，给矿粒度0.3~1mm;
常规级矿浆调浆后给矿浓度为38~43%，给矿粒度≤0.3mm。
[0042]本申请中，粗粒级矿浆选矿时矿浆浓度为50~60%，为高浓度选矿，这种选矿方式能有效提升浮选设备的处理能力，同时高浓度选矿在相同加药量下可提高药剂浓度，减少药剂使用量，降低生产成本。
[0043]本申请中，粗粒级矿浆浮选过程中得到的尾矿浓度为60~70%。
[0044]可选地，铜钼分离浮选采用一次粗选、三次精选、一次精扫选，中矿循序返回的浮选工艺;
在粗选、第一次精选和第二次精选时加入铜抑制剂;
第一次粗选时铜抑制剂的加入量为3000-3500g/t;
第一次精选时铜抑制剂的加入量为1000-1500g/t;
第二次精选时铜抑制剂的加入量为1000-1500g/t;
铜抑制剂包括巯基乙酸钠或硫化钠。
[0045]本申请中，铜钼分离浮选采用抑铜浮钼的方式进行浮选，可有效利用辉钼矿天然可浮性佳的特点，从而减少相应的起泡剂或捕收剂的使用，减少药剂对矿浆的污染，同时也能减少药剂的使用，减少生产成本。抑制剂选用巯基乙酸钠或硫化钠，这二者可选择性地与铜矿进行结合，从而增强铜矿的亲水性而使铜矿被抑制。
[0046]可选地，铜矿浮选采用一次粗选、两次精选、一次扫选，中矿循序返回的浮选工艺;
在粗选时加入30~50g/t的铜捕收剂;
铜捕收剂包括黄药、异丙基黄药、丁基黄药、乙基黄药、异丁基黄药、黑药中的一种或多种。
[0047]本申请中，捕收剂为黄药类，其可与铜矿选择性地结合而将铜矿捕集;起泡剂的作用是在曝气后产生绵密而稳定的气泡，使得具有可浮性的矿粒粘附于起泡而上浮实现浮选。
[0048]可选地，铜钼混合矿磨矿时给矿浓度为30~35%，排矿细度为-400目≥60%。
[0049]本申请中，铜钼混合矿是粗粒级浮选混合矿和常规浮选混合矿合并后的得到，而二者之间的粒度差异较大，将二者混合后磨矿可以起到均一矿浆粒度的效果，而且在磨矿过程中还能实现脱药的目的，能有效减少在铜钼混合粗选过程中捕收剂和起泡剂对铜钼分离浮选过程中的影响。
[0050]本申请中，铜钼混合矿磨矿时给矿浓度为30~35%这种适中的给矿浓度，有利于减少矿粒之间的互磨，减少过粉碎的情况发生。铜钼混合矿磨矿后的排矿细度为-400目≥60%，这种细度能有效提升铜矿和钼矿的分离度，减少铜、钼互含。
[0051]本申请中，铜钼混合矿磨矿时采用塔磨机进行磨矿，磨矿介质为陶瓷球，直径为20mm。
[0052]可选地，原矿矿浆的浓度为70~80%。
[0053]本申请中，将原矿矿浆调节至70~80%的浓度，一则有利于减少水的使用，二则高浓度的矿浆，便于后续工段按需进行稀释调配成浓度更低的浮选用矿浆。
[0054]本申请中，上述各浮选过程中得到的尾矿进行合并。钼精矿品位：≥48;铜精矿品位：≥18;钼回收率：≥80%;铜回收率：≥50%。
具体实施方式
[0055]实施例1
一种铜钼矿选矿方法，通过如下步骤实现：
S101、将铜钼矿原矿依次进行粗碎、中碎后进行第一筛分，将第一筛分得到的筛上物料进行细碎，细碎排矿返回至第一筛分得到粒径为≤100mm的破碎原矿。
[0056]S102、将破碎原矿进行第一段高压辊磨破碎后进行第二筛分，第二筛分得到的筛下矿石粒度为≤1mm，第二筛分得到的筛上物料进行第二段高压辊磨破碎，再返回至第二筛分;将第二筛分得到的筛下物料调制成浓度为70%的原矿矿浆。
[0057]S103、采用筛孔直径为0.3mm的筛网对原矿矿浆分级;得到能通过筛网的常规级矿浆和不能通过筛网的粗粒级矿浆;
粗粒级矿浆调浆后给矿浓度为50%，给矿粒度0.3~1mm，按照80g/t的加入量加入MO-P4，按照50g/t的加入量加入2#油，进行一次浮选得到粗粒级浮选混合矿和尾矿;
常规级矿浆调浆后给矿浓度为38%，给矿粒度≤0.3mm，按照50g/t的加入量加入柴油，按照40g/t的加入量加入2#油，进行一粗选、一扫选中矿循序返回的浮选工艺得到常规浮选混合矿和尾矿。
[0058]S104、将铜钼混合矿磨矿后，进行铜钼分离浮选，铜钼分离浮选过程中采用一次粗选、三次精选、一次精扫选，中矿循序返回的浮选工艺得到钼精矿和选钼尾矿;
铜钼混合矿磨矿时给矿浓度为30%，排矿细度为-400目≥60%，磨矿介质为20mm陶瓷球;
在粗选、第一次精选和第二次精选时加入巯基乙酸钠作为铜抑制剂;
第一次粗选时铜抑制剂的加入量为3500g/t;
第一次精选时铜抑制剂的加入量为1500g/t;
第二次精选时铜抑制剂的加入量为1500g/t。
[0059]S105、将选钼尾矿采用一次粗选、两次精选、一次扫选，中矿循序返回的浮选工艺铜精矿和尾矿;
在粗选时加入50g/t的黄药作为铜捕收剂。
[0060]实施例2
一种铜钼矿选矿方法，通过如下步骤实现：
S201、将铜钼矿原矿依次进行粗碎、中碎后进行第一筛分，将第一筛分得到的筛上物料进行细碎，细碎排矿返回至第一筛分得到粒径为≤100mm的破碎原矿。
[0061]S202、将破碎原矿进行第一段高压辊磨破碎后进行第二筛分，第二筛分得到的筛下矿石粒度为≤1mm，第二筛分得到的筛上物料进行第二段高压辊磨破碎，再返回至第二筛分;将第二筛分得到的筛下物料调制成浓度为80%的原矿矿浆。
[0062]S203、采用筛孔直径为0.3mm的筛网对原矿矿浆分级;得到能通过筛网的常规级矿浆和不能通过筛网的粗粒级矿浆;
粗粒级矿浆调浆后给矿浓度为60%，给矿粒度0.3~1mm，按照50g/t的加入量加入MO-P4，按照30g/t的加入量加入2#油，进行一次浮选得到粗粒级浮选混合矿和尾矿;
常规级矿浆调浆后给矿浓度为43%，给矿粒度≤0.3mm，按照40g/t的加入量加入柴油，按照30g/t的加入量加入2#油，进行一粗选、一扫选中矿循序返回的浮选工艺得到常规浮选混合矿和尾矿。
[0063]S204、将铜钼混合矿磨矿后，进行铜钼分离浮选，铜钼分离浮选过程中采用一次粗选、三次精选、一次精扫选，中矿循序返回的浮选工艺得到钼精矿和选钼尾矿;
铜钼混合矿磨矿时给矿浓度为35%，排矿细度为-400目≥60%，磨矿介质为20mm陶瓷球;
在粗选、第一次精选和第二次精选时加入巯基乙酸钠作为铜抑制剂;
第一次粗选时铜抑制剂的加入量为3000g/t;
第一次精选时铜抑制剂的加入量为1000g/t;
第二次精选时铜抑制剂的加入量为1000g/t。
[0064]S205、将选钼尾矿采用一次粗选、两次精选、一次扫选，中矿循序返回的浮选工艺铜精矿和尾矿;
在粗选时加入30g/t的黄药作为铜捕收剂。
[0065]实施例3
一种铜钼矿选矿方法，通过如下步骤实现：
S301、将铜钼矿原矿依次进行粗碎、中碎后进行第一筛分，将第一筛分得到的筛上物料进行细碎，细碎排矿返回至第一筛分得到粒径为≤100mm的破碎原矿。
[0066]S302、将破碎原矿进行第一段高压辊磨破碎后进行第二筛分，第二筛分得到的筛下矿石粒度为≤1mm，第二筛分得到的筛上物料进行第二段高压辊磨破碎，再返回至第二筛分;将第二筛分得到的筛下物料调制成浓度为75%的原矿矿浆。
[0067]S303、采用筛孔直径为0.3mm的筛网对原矿矿浆分级;得到能通过筛网的常规级矿浆和不能通过筛网的粗粒级矿浆;
粗粒级矿浆调浆后给矿浓度为55%，给矿粒度0.3~1mm，按照65g/t的加入量加入MO-P4，按照40g/t的加入量加入2#油，进行一次浮选得到粗粒级浮选混合矿和尾矿;
常规级矿浆调浆后给矿浓度为40%，给矿粒度≤0.3mm，按照45g/t的加入量加入柴油，按照35g/t的加入量加入2#油，进行一粗选、一扫选中矿循序返回的浮选工艺得到常规浮选混合矿和尾矿。
[0068]S304、将铜钼混合矿磨矿后，进行铜钼分离浮选，铜钼分离浮选过程中采用一次粗选、三次精选、一次精扫选，中矿循序返回的浮选工艺得到钼精矿和选钼尾矿;
铜钼混合矿磨矿时给矿浓度为33%，排矿细度为-400目≥60%，磨矿介质为20mm陶瓷球;
在粗选、第一次精选和第二次精选时加入巯基乙酸钠作为铜抑制剂;
第一次粗选时铜抑制剂的加入量为3300g/t;
第一次精选时铜抑制剂的加入量为1200g/t;
第二次精选时铜抑制剂的加入量为1100g/t。
[0069]S305、将选钼尾矿采用一次粗选、两次精选、一次扫选，中矿循序返回的浮选工艺铜精矿和尾矿;
在粗选时加入40g/t的黄药作为铜捕收剂。
[0070]对比例1
D101、同S301的操作。
[0071]D102、其余操作同S302，所不同的是采用球磨机进行破碎。
[0072]D103、同S303的操作。
[0073]D104、同S304的操作。
[0074]D105、同S305的操作。
[0075]实验例
下述实验中MO-P4捕收剂购自长沙立孚资环科技有限公司。
[0076]将上述实施例3中的方法用于浮选某铜钼矿，其中原矿钼品位0.073%、铜品位0.032%，经过该流程处理后最后得到钼精矿品位51.12%，钼回收率84.73%;铜精矿品位21.48%、铜回收率58.40%，具体结果如表1所示：
表1
重量/g产率/%钼品位%铜品位%钼回收率/%铜回收率/%原矿5000100.000.0730.032100.00100.00钼精矿6.050.1251.120.2884.731.06铜精矿4.350.090.1921.480.2358.40尾矿4989.6099.790.0110.01315.0440.54
将上述实施例3中的方法用于浮选某铜钼矿，其中原矿钼品位0.079%、铜品位0.028%，经过该流程处理后最后得到钼精矿品位51.86%，钼回收率83.11;铜精矿品位20.96%、铜回收率65.13%，具体结果如表2所示：
表2
重量/g产率/%钼品位%铜品位%钼回收率/%铜回收率/%原矿5000100.000.0790.028100.00100.00钼精矿6.330.1351.860.6283.112.80铜精矿4.350.090.4320.960.4765.13尾矿4989.3299.790.0130.00916.4232.07
将上述对比例1中的方法用于浮选某铜钼矿，其中原矿钼品位0.073%、铜品位0.032%，经过该流程处理后最后得到钼精矿品位46.53%，钼回收率79.93;铜精矿品位18.77%、铜回收率49.97%，具体结果如表3所示：
表3
重量/g产率/%钼品位%铜品位%钼回收率/%铜回收率/%原矿5000100.000.0730.032100100钼精矿6.270.1346.530.8379.933.25铜精矿4.260.090.8018.770.9349.97尾矿4989.4799.790.0140.01519.1446.78
通过上述表1和表3的实验数据可见，采用本申请的方法对原矿进行浮选，能有效钼精矿、铜精矿的品位，且能减少金属互含，能有效提升铜钼金属的分离度。
[0077]最后应说明的是，以上各实施例仅用以说明本申请的技术方案，而非对其限制;尽管参照前述各实施例对本申请进行了详细的说明，本领域的普通技术人员应当理解;其依然可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改，或者对其中部分或者全部技术特征进行等同替换;而这些修改或者替换，并不使相应技术方案的本质脱离本申请各实施例技术方案的范围。
说明书附图(1)
声明：
“铜钼矿选矿方法” 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：阿巴嘎旗金地矿业有限责任公司
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