一种从钼精选尾矿中回收铜和硫的方法技术

本发明专利技术提供了一种从钼精选尾矿中回收铜和硫的方法，该方法首先对钼精选尾矿以矿浆形式进行初步的浓密脱药处理，以形成满足后续处理工艺的矿浆供矿条件；然后采用筛分的方法对矿浆中的矿物颗粒进行分级除杂，剔除颗粒过大的矿物及异物；之后通过加水实现稳流作业，然后经分离脱药处理得到新鲜的矿物表面，以便于提高下游浮选药剂的作用效果；接着加水进行一次调浆，形成适合下步工艺的矿浆浓度条件，然后加入选矿药剂进行二次调浆，之后进行铜硫浮选分离处理，最终得到铜和硫两种精矿。本发明专利技术从钼精选尾矿中回收铜和硫的方法对下游浮选工艺技术指标的改善起到了非常重要的作用。

【技术实现步骤摘要】

本专利技术属于选矿工艺
，具体涉及一种从钼精选尾矿中回收铜和硫的方法。
技术介绍
本专利技术是在回收钼精选尾矿中有用资源的基础上进行专利的研发和工艺技术的突破。上游钼精选尾矿作为本专利技术的原矿进行生产，其中含有大量的残留药剂，主要有铜铅锌抑制剂、起泡剂、捕收剂、分散剂和絮凝剂等，另外由于上游钼浮选作业粗精选段采用多段磨矿，矿石粒度较细，-600目含量在85％左右，造成了下游浮选有用矿物被大量的残余、有害药剂和矿泥等污染，致使原矿性质更加复杂多变，加大了尾矿浮选的难度，同时由于现有浮选工艺采用的是传统的浓密脱药，无法有效的脱除钼精选尾矿中含有的大量有害残留药剂及矿泥对下游作业的影响，所以，必须对钼精选尾矿进行有效的分离处理，才能改善有用矿物的浮选性能，提高各项生产技术指标，这也是实现矿产资源回收最大化的关键所在。
技术实现思路
本专利技术所要解决的技术问题在于针对上述现有技术的不足，提供一种从钼精选尾矿中回收铜和硫的方法。该方法首先对钼精选尾矿经浓密脱药、分级除杂、稳流和分离脱药处理后，能够得到新鲜的矿物表面，并便于提高下游浮选药剂的作用效果，然后通过二次调浆和铜硫浮选分离处理，最终得到铜和硫两种精矿。本专利技术从钼精选尾矿中回收铜和硫的处理方法对下游浮选工艺技术指标的改善起到了非常重要的作用。为解决上述技术问题，本专利技术采用的技术方案是：一种从钼精选尾矿中回收铜和硫的方法，其特征在于，该方法包括以下步骤：步骤一、浓密脱药：采用浓密机对矿浆进行浓密脱药处理；所述矿浆为钼精选尾矿的水溶液，所述矿浆的含水率为85％～97％，经浓密脱药处理后矿浆的含水率为65％～75％；步骤二、分级除杂：将步骤一中经浓密脱药处理后的矿浆置于筛分设备中进行分级除杂处理，得到除杂矿浆；所述除杂矿浆中固体颗粒的粒径不大于0.5mm；步骤三、稳流：将步骤二中所述除杂矿浆加入到搅拌槽中，然后向搅拌槽中加水将除杂矿浆的含水率调至75％，搅拌均匀后得到稳流矿浆；步骤四、分离脱药：将步骤三中所述稳流矿浆经变频泵输送至矿物颗粒分离脱药设备中进行分离脱药处理，得到矿泥；所述矿物颗粒分离脱药设备为卧式螺旋离心机，所述卧式螺旋离心机的离心转速为700r/min～1200r/min，所述矿泥的含水率为35％～45％；步骤五、一次调浆：将步骤四中所述矿泥加入搅拌槽中，然后向搅拌槽中加水将除杂矿浆的含水率调至70％～80％，搅拌均匀后得到一次调浆液；步骤六、二次调浆：向步骤五中所述一次调浆液中加入调整剂和捕收剂，其中调整剂的加入量为每吨一次调浆液中加入2.5kg～3.5kg调整剂，捕收剂的加入量为每吨一次调浆液中加入80g～120g捕收剂，然后加入抑制剂将一次调浆液的pH值调至8～9，搅拌后得到二次调浆液；步骤七、铜硫浮选分离：对步骤六中所述二次调浆液进行浮铜处理，得到铜精矿，然后对浮铜处理后的二次调浆液进行浮硫处理，得到硫精矿。上述的一种从钼精选尾矿中回收铜和硫的方法，其特征在于，步骤二中所述筛分设备为滚筒筛。上述的一种从钼精选尾矿中回收铜和硫的方法，其特征在于，步骤二中所述除杂矿浆中粒度为0.074mm以下的矿物颗粒占矿物颗粒总量的83％以上。上述的一种从钼精选尾矿中回收铜和硫的方法，其特征在于，步骤六中所述调整剂为石灰或/和亚硫酸钠。上述的一种从钼精选尾矿中回收铜和硫的方法，其特征在于，步骤六中所述捕收剂为乙硫氨酯或/和黄药。上述的一种从钼精选尾矿中回收铜和硫的方法，其特征在于，步骤六中所述搅拌的时间不小于5min。上述的一种从钼精选尾矿中回收铜和硫的方法，其特征在于，步骤六中所述抑制剂为石灰。本专利技术与现有技术相比具有以下优点：1、本专利技术首先对钼精选尾矿以矿浆形式进行初步的浓密脱药处理，以形成满足后续处理工艺的矿浆供矿条件；然后采用筛分的方法对矿浆中矿物颗粒进行分级除杂，剔除颗粒过大的矿物以及异物，要求进入下步工艺段矿浆中的矿物颗粒粒径不大于0.5mm；之后通过加入水实现稳流作业，然后经变频泵输送至矿物颗粒分离脱药设备中进行分离脱药，得到新鲜的矿物表面，便于提高下游浮选药剂的作用效果；接着加水进行一次调浆，形成适合下步工艺的矿浆浓度条件，然后加入选矿药剂进行二次调浆，之后输送至浮选车间进行铜硫浮选分离，最终得到铜和硫两种精矿。2、本专利技术在对钼精选尾矿进行分离脱药处理前预先进行分级除杂，以杜绝过大颗粒和异物对后续工艺段中设备的损伤及异常停机。3、本专利技术采用卧式螺旋离心机对矿物表面与有害(或残余)药剂、矿泥等进行分离脱药，能够有效改善浮选效果，大幅度提高选矿生产技术指标，获得更好的经济效益。4、本专利技术对处理后的矿物进行二次加水调浆，为下游工艺创造了可调节入选条件。5、本专利技术专利对下游浮选工艺技术指标的改善起到了非常重要的作用，在本专利技术专利实施的基础上，浮选技术指标较使用前铜精矿品位提升1～3个百分点，选铜作业回收率提升5～10个百分点，选硫作业品位提升1～2个百分点，回收率提升8～12个百分点。下面结合附图和实施例对本专利技术作进一步详细说明。附图说明图1为本专利技术从钼精选尾矿中回收铜和硫的工艺流程图。具体实施方式实施例1结合图1，本实施例从钼精选尾矿中回收铜和硫的方法包括以下步骤：步骤一、浓密脱药：采用浓密机对钼精选尾矿的矿浆进行浓密脱药处理；本实施例采用的是金堆城钼业集团有限公司钼选厂排出的钼浮选精尾矿矿浆，所述矿浆的含水率为90％，经浓密脱药处理后的矿浆的含水率为70％；步骤二、分级除杂：将步骤一中经浓密脱药处理后的矿浆置于筛分设备中进行分级除杂处理，得到除杂矿浆；所述除杂矿浆中矿物颗粒的粒径不大于0.5mm；本实施例中，所述筛分设备为滚筒筛；所述除杂矿浆中粒度为0.074mm以下的矿物颗粒占矿物颗粒总量的83％以上；步骤三、稳流：将步骤二中所述除杂矿浆加入搅拌槽中，加水将除杂矿浆的含水率调至75％，搅拌均匀后得到稳流矿浆；步骤四、分离脱药：将步骤三中所述稳流矿浆经变频泵输送至矿物颗粒分离脱药设备中进行分离脱药处理，得到矿泥；所述矿物颗粒分离脱药设备为卧式螺旋离心机，卧式螺旋离心机的离心转速为1000r/min，所述矿泥的含水率为40％；步骤五、一次调浆：将步骤四中所述矿泥加入搅拌槽中，加水搅拌均匀，得到含水率为75％的一次调浆液；步骤六、二次调浆：向步骤五中所述一次调浆液中加入调整剂和捕收剂，调整剂的加入量为每吨一次调浆液中加入3.0kg调整剂，捕收剂的加入量为每吨一次调浆液中加入100g捕收剂，然后加入抑制剂使一次调浆液的pH值调至8.5，搅拌后得到二次调浆液；本实施例中，所述调整剂为石灰，所述捕收剂为乙硫氨酯，所述搅拌的时间为5min，所述抑制剂为石灰；步骤七、铜硫浮选分离：利用传统的铜硫浮选分离工艺，首先对步骤六中所述二次调浆液进行浮铜处理，得到铜精矿，然后对浮铜处理后的二次调浆液进行浮硫处理，得到硫精矿。本实施例从钼精选尾矿中回收铜和硫的结果如表1所示。表1本专利技术实施例1从钼精选尾矿中回收铜和硫的结果由表1可知：在钼精选尾矿中铜、硫原矿品位下降比较明显的情况下，本实施例对选铜、选硫生产技术仍然起到显著的提升作用，对下游浮选工艺技术指标的改善起到了非常重要的作用。实施例2结合图1，本实施例从钼精选尾矿中回收铜和硫的方法包括以下步骤：步骤本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种从钼精选尾矿中回收铜和硫的方法，其特征在于，该方法包括以下步骤：步骤一、浓密脱药：采用浓密机对矿浆进行浓密脱药处理；所述矿浆为钼精选尾矿的水溶液，所述矿浆的含水率为85％～97％，经浓密脱药处理后矿浆的含水率为65％～75％；步骤二、分级除杂：将步骤一中经浓密脱药处理后的矿浆置于筛分设备中进行分级除杂处理，得到除杂矿浆；所述除杂矿浆中固体颗粒的粒径不大于0.5mm；步骤三、稳流：将步骤二中所述除杂矿浆加入到搅拌槽中，然后向搅拌槽中加水将除杂矿浆的含水率调至75％，搅拌均匀后得到稳流矿浆；步骤四、分离脱药：将步骤三中所述稳流矿浆经变频泵输送至矿物颗粒分离脱药设备中进行分离脱药处理，得到矿泥；所述矿物颗粒分离脱药设备为卧式螺旋离心机，所述卧式螺旋离心机的离心转速为700r/min～1200r/min，所述矿泥的含水率为35％～45％；步骤五、一次调浆：将步骤四中所述矿泥加入搅拌槽中，然后向搅拌槽中加水将除杂矿浆的含水率调至70％～80％，搅拌均匀后得到一次调浆液；步骤六、二次调浆：向步骤五中所述一次调浆液中加入调整剂和捕收剂，其中调整剂的加入量为每吨一次调浆液中加入2.5kg～3.5kg调整剂，捕收剂的加入量为每吨一次调浆液中加入80g～120g捕收剂，然后加入抑制剂将一次调浆液的pH值调至8～9，搅拌后得到二次调浆液；步骤七、铜硫浮选分离：对步骤六中所述二次调浆液进行浮铜处理，得到铜精矿，然后对浮铜处理后的二次调浆液进行浮硫处理，得到硫精矿。...

【技术特征摘要】
1.一种从钼精选尾矿中回收铜和硫的方法，其特征在于，该方法包括以下步骤：步骤一、浓密脱药：采用浓密机对矿浆进行浓密脱药处理；所述矿浆为钼精选尾矿的水溶液，所述矿浆的含水率为85％～97％，经浓密脱药处理后矿浆的含水率为65％～75％；步骤二、分级除杂：将步骤一中经浓密脱药处理后的矿浆置于筛分设备中进行分级除杂处理，得到除杂矿浆；所述除杂矿浆中固体颗粒的粒径不大于0.5mm；步骤三、稳流：将步骤二中所述除杂矿浆加入到搅拌槽中，然后向搅拌槽中加水将除杂矿浆的含水率调至75％，搅拌均匀后得到稳流矿浆；步骤四、分离脱药：将步骤三中所述稳流矿浆经变频泵输送至矿物颗粒分离脱药设备中进行分离脱药处理，得到矿泥；所述矿物颗粒分离脱药设备为卧式螺旋离心机，所述卧式螺旋离心机的离心转速为700r/min～1200r/min，所述矿泥的含水率为35％～45％；步骤五、一次调浆：将步骤四中所述矿泥加入搅拌槽中，然后向搅拌槽中加水将除杂矿浆的含水率调至70％～80％，搅拌均匀后得到一次调浆液；步骤六、二次调浆：向步骤五中所述一次调浆液中加入调整剂和捕收剂，其中调整剂的加入量为每吨一次调浆液...

【专利技术属性】
技术研发人员：吴金鑫，张月，徐姣，王恩祥，李建兵，张硕，倪娟，
申请(专利权)人：陕西华光实业有限责任公司，
类型：发明
国别省市：陕西;61