CN101912812A - 高含泥、高结合率混合铜矿综合处理方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供一种高含泥、高结合率混合铜矿综合处理方法,经过对所述混合铜矿的磨矿后,进行铜硫粗选而选出铜硫矿和尾矿;对铜硫矿进行精选而选出铜矿和中矿;再对铜矿进行精选而选出铜精矿,同时对中矿进行铜粗选,选出铜矿和中矿,之后对铜矿进行精选而选出铜精矿,并对中矿进行铜扫选,得硫精矿回收,铜扫选的中矿进行磁选而选出磁性物回收,尾矿返回铜硫粗选。本发明首次在浮选过程中把黄铁矿(硫精矿)和铜精矿成功分离开,从而得到高品质铜精矿,同时通过磁选步骤将浮选出来的中矿中的大量磁黄铁矿选出,最大限度地降低了中矿的铁硫含量,既能使中矿成为质量好的能直接作为硫酸生产原料的硫精矿,又能使磁选后的尾矿返回系统循环生产,使有价资源得到充分回收利用。
Description
技术领域
本发明涉及一种铜矿综合处理方法,尤其是对高含泥、高结合率混合铜矿进行综合处理的方法,属于矿物选别技术领域。
背景技术
位于云南羊拉的铜矿物其嵌布粒度极细,共生硫化铁矿物如黄铁矿和磁黄铁矿的量又大,通常在50%左右,极易浮游,与铜矿物既难解离,又难分离,属极难浮选的矿石。在此之前经过试验与研究,仅获得铜精矿的品位为13.89%,铜回收率为54.87%,铜精矿含金量为1.2g/t,金回收率为15.12%,铜精矿含银量161.04g/t,银回收率为32.63%的指标。之后又继续试验与研究,获得铜精矿品位为14.26%,铜回收率为72.95%,铜精矿含金量为2.5g/t,金回收率为26.03%,铜精矿含银量为258.62g/t,银回收率为38.68%的指标,而且生产成本偏高,达到35480元/吨铜,使生产工艺陷入困境,由此可知,云南羊拉铜矿不仅含泥量大,而且含铁、钙、镁等有害杂质也比较高,加之结合率高达40%以上,因此,用常规的选矿工艺根本无法实现正常生产和经营。最终难以实现持续、高效、合理开发利用资源的目的。
发明内容
为解决云南羊拉混合铜矿因含泥量大及含铁、钙、镁等有害杂质高而无法正常选矿的问题,以及工艺投资大、成本高、无效益的问题,达到低投入、低成本、高效率回收利用现有铜矿资源的目的,本发明提供一种高含泥、高结合率混合铜矿综合处理方法。
本发明解决技术问题所采取的技术方案是这样一种高含泥、高结合率混合铜矿综合处理方法,包括磨矿、浮选和磁选,其特征在于经过下列工艺步骤:
A、将高含泥、高结合率混合铜矿进行粗磨,经一次筛分后,筛上的混合铜矿再返回粗磨,而筛下的混合铜矿经二次筛分后,筛上的混合铜矿进行细磨,之后再返回二次筛分,二次筛上的混合铜矿继续细磨,而二次筛下的-0.074mm粒径占85~87%质量比的混合铜矿进行铜硫粗选,选出铜硫矿和尾矿;
B、将A步骤选出的铜硫矿进行一次精选,选出铜矿和中矿;
C、将B步骤选出的铜矿依次进行二次、三次精选,得铜精矿;而二次精选的中矿返回一次精选,三次精选的中矿返回二次精选;
D、将B步骤选出的中矿进行铜粗选,选出铜矿和中矿;
E、将D步骤选出的铜矿依次进行一次、二次和三次精选后,得铜精矿;而一次精选出的中矿返回铜粗选,二次精选出的中矿返回一次精选,三次精选出的中矿返回二次精选;
F、将D步骤选出的中矿进行一次、二次铜扫选,得硫精矿;而一、二次铜扫选的中矿进行一次磁选;
G、将A步骤选出的尾矿进行一次扫选,选出的中矿进行一次磁选,选出的尾矿进行二次扫选,二次扫选出的中矿进行一次磁选,二次扫选出的尾矿依次进行三次、四次扫选后送尾矿坝存放;而三次扫选的中矿返回二次扫选,四次扫选的中矿返回三次扫选;
H、将F步骤、G步骤一次磁选出的磁性物进行二次磁选得磁性物回收;而一、二次磁选出的尾矿返回A步骤的铜硫粗选。
所述A步骤的铜硫粗选、B步骤和C步骤的各次精选、D步骤的铜粗选、E步骤的各次精选、F步骤的铜扫选、G步骤的各次扫选均为常规浮选。
所述F步骤、G步骤中的磁选均为常规磁选。
本发明与现有技术相比具有下列优点和效果:采用上述工艺路径,首次在浮选过程中把黄铁矿(硫精矿)和铜精矿成功分离开,从而得到高品质铜精矿,同时通过磁选步骤将浮选出来的中矿中的大量磁黄铁矿选出,最大限度地降低了中矿的铁硫含量,既能使中矿成为质量好的能直接作为硫酸生产原料的硫精矿,又能使磁选后的尾矿返回系统循环生产,使有价资源得到充分回收利用,另外,尾矿经多级扫选后才排放到尾矿坝存储,克服了现有技术因尾矿返回生产系统而带来的生产负荷重,精矿品位低,回收率低等不足,本发明工艺投资小、成本低,能高效回收利用云南羊拉混合铜矿资源,其中铜综合回收率达到84%以上,精矿品位达17%以上,铜精矿含金6g/t以上,金回收率达75%以上,铜精矿含银518g/t以上,银回收率达58%以上。
附图说明
图1为本发明工艺流程图。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明做进一步说明。
实施例1
本实施例所处理的混合铜矿原矿化学成分见表1,原矿中铜物相分析结果见表2,原矿中铁物相分析结果见表3。
工艺步骤(步骤中除常规磨矿、常规磁选外,其余的粗选、精选、扫选均为常规浮选):
A、将高含泥、高结合率混合铜矿进行粗磨,经一次筛分后,筛上的混合铜矿再返回粗磨,而筛下的混合铜矿经二次筛分后,筛上的混合铜矿进行细磨,之后再返回二次筛分,二次筛上的混合铜矿继续细磨,而二次筛下的-0.074mm粒径占87%质量比的混合铜矿进行铜硫粗选,所述铜硫粗选为常规浮选,所用浮选剂为:黄药、YL-1、硫化钠,并按常规量加入,即选出铜硫矿和尾矿;
B、将A步骤选出的铜硫矿进行一次精选,所述一次精选为常规浮选,所用浮选剂为:黄药、YL-1、硫化钠、石灰,并按常规量加入,即选出铜矿和中矿;
C、将B步骤选出的铜矿依次进行二次、三次精选,所述二次精选为常规浮选,所用浮选剂为:黄药、YL-1、硫化钠、石灰,并按常规量加入;所述三次精选为常规浮选,所用浮选剂为:黄药、YL-1、硫化钠、石灰,并按常规量加入,即得铜精矿,二次精选的中矿返回一次精选,三次精选的中矿返回二次精选;
D、将B步骤选出的中矿进行铜粗选,所述铜粗选为常规浮选,所用浮选剂为:黄药、YL-1、硫化钠、石灰,并按常规量加入,即选出铜矿和中矿;
E、将D步骤选出的铜矿依次进行一次、二次和三次精选后,各次精选为常规浮选,所用浮选剂均为:黄药、YL-1、硫化钠、石灰,并按常规量加入,即得铜精矿,一次精选出的中矿返回铜粗选,二次精选出的中矿返回一次精选,三次精选出的中矿返回二次精选;
F、将D步骤选出的中矿进行一次、二次铜扫选,各次铜扫选为常规浮选,所用浮选剂均为:黄药、YL-1、硫化钠、石灰,并按常规量加入,即得硫精矿,一、二次铜扫选的中矿进行一次磁选;
G、将A步骤选出的尾矿进行一次扫选,扫选出的中矿进行一次磁选,扫选出的尾矿进行二次扫选,二次扫选出的中矿进行一次磁选,二次扫选出的尾矿依次进行三次、四次扫选后送尾矿坝存放,三次扫选的中矿返回二次扫选,四次扫选的中矿返回三次扫选;
H、将F步骤、G步骤一次磁选出的磁性物进行二次磁选得磁性物回收,一、二次磁选出的尾矿返回A步骤的铜硫粗选。
本实施例1总计药剂用量为:黄药35g/t、YL-145g/t、硫化钠20g/t、石灰8kg/t。本实施例1技术指标见表4。
实施例2
本实施例所处理的混合铜矿原矿化学成分见表5,原矿中铜物相分析结果见表6,原矿中铁物相分析结果见表7,工艺步骤同实施例1。
工艺步骤(步骤中除常规磨矿、常规磁选外,其余的粗选、精选、扫选均为常规浮选):
A、将高含泥、高结合率混合铜矿进行粗磨,经一次筛分后,筛上的混合铜矿再返回粗磨,而筛下的混合铜矿经二次筛分后,筛上的混合铜矿进行细磨,之后再返回二次筛分,二次筛上的混合铜矿继续细磨,而二次筛下的-0.074mm粒径占85%质量比的混合铜矿进行铜硫粗选,所述铜硫粗选为常规浮选,所用浮选剂为:黄药、YL-1、硫化钠,并按常规量加入,即选出铜硫矿和尾矿;
B、将A步骤选出的铜硫矿进行一次精选,所述一次精选为常规浮选,所用浮选剂为:黄药、YL-1、硫化钠,并按常规量加入,即选出铜矿和中矿;
C、将B步骤选出的铜矿依次进行二次、三次精选,所述二次精选为常规浮选,所用浮选剂为:黄药、YL-1、硫化钠、石灰,并按常规量加入;所述三次精选为常规浮选,所用浮选剂为:黄药、YL-1、硫化钠、石灰,并按常规量加入,即得铜精矿,二次精选的中矿返回一次精选,三次精选的中矿返回二次精选;
D、将B步骤选出的中矿进行铜粗选,所述铜粗选为常规浮选,所用浮选剂为:黄药、YL-1、硫化钠、石灰,并按常规量加入,即选出铜矿和中矿;
E、将D步骤选出的铜矿依次进行一次、二次和三次精选后,各次精选均为常规浮选,所用浮选剂分别为:黄药、YL-1、硫化钠、石灰,并按常规量加入,即得铜精矿,而一次精选出的中矿返回铜粗选,二次精选出的中矿返回一次精选,三次精选出的中矿返回二次精选;
F、将D步骤选出的中矿进行一次、二次铜扫选,各次铜扫选均为常规浮选,所用浮选剂分别为:黄药、YL-1、硫化钠、石灰,并按常规量加入,即得硫精矿;而一、二次铜扫选的中矿进行一次磁选;
G、将A步骤选出的尾矿进行一次扫选,扫选出的中矿进行一次磁选,扫选出的尾矿进行二次扫选,二次扫选出的中矿进行一次磁选,二次扫选出的尾矿依次进行三次、四次扫选后送尾矿坝存放;而三次扫选的中矿返回二次扫选,四次扫选的中矿返回三次扫选;
H、将F步骤、G步骤一次磁选出的磁性物进行二次磁选得磁性物回收;而一、二次磁选出的尾矿返回A步骤的铜硫粗选。
本实施例2总计药剂用量为:黄药30g/t、YL-140g/t、硫化钠15g/t、石灰4.5kg/t。本实施例2技术指标见表8。
表1 原矿化学成分分析结果
元素 | Cu | S | Fe | As | Pb | Zn |
含量(%) | 1.014 | 13.56 | 23.71 | 0.39 | 0.12 | 0.21 |
元素 | Mo | WO3 | Sn | Au(g/t) | Ag(g/t) | Bi |
含量(%) | 0.014 | 0.052 | 0.051 | 0.35 | 21.9 | 0.050 |
元素 | Co | SiO2 | Al2O3 | CaO | MgO | |
含量(%) | 0.013 | 28.68 | 3.0 | 9.71 | 1.51 |
表2 原矿中铜物相分析结果
表3 原矿中铁物相分析结果
表4 技术指标
表5 原矿化学成分分析结果
元素 | Cu | S | Fe | As | Pb | Zn |
含量(%) | 0.901 | 12.56 | 24.67 | 0.40 | 0.11 | 0.21 |
元素 | Mo | WO3 | Sn | Au(g/t) | Ag(g/t) | Bi |
含量(%) | 0.013 | 0.054 | 0.053 | 0.37 | 22.4 | 0.052 |
元素 | Co | SiO2 | Al2O3 | Cao | Mgo | |
含量(%) | 0.014 | 28.86 | 3.2 | 9.56 | 1.54 |
表6 原矿中铜物相分析结果
表7 原矿中铁物相分析结果
表8 技术指标
Claims (1)
1.一种高含泥、高结合率混合铜矿综合处理方法,包括磨矿、浮选和磁选,其特征在于经过下列工艺步骤:
A、将高含泥、高结合率混合铜矿进行粗磨,经一次筛分后,筛上的混合铜矿再返回粗磨,而筛下的混合铜矿经二次筛分后,筛上的混合铜矿进行细磨,之后再返回二次筛分,二次筛上的混合铜矿继续细磨,而二次筛下的-0.074mm粒径占85~87%质量比的混合铜矿进行铜硫粗选,选出铜硫矿和尾矿;
B、将A步骤选出的铜硫矿进行一次精选,选出铜矿和中矿;
C、将B步骤选出的铜矿依次进行二次、三次精选,得铜精矿;而二次精选的中矿返回一次精选,三次精选的中矿返回二次精选;
D、将B步骤选出的中矿进行铜粗选,选出铜矿和中矿;
E、将D步骤选出的铜矿依次进行一次、二次和三次精选后,得铜精矿;而一次精选出的中矿返回铜粗选,二次精选出的中矿返回一次精选,三次精选出的中矿返回二次精选;
F、将D步骤选出的中矿进行一次、二次铜扫选,得硫精矿;而一、二次铜扫选的中矿进行一次磁选;
G、将A步骤选出的尾矿进行一次扫选,选出的中矿进行一次磁选,选出的尾矿进行二次扫选,二次扫选出的中矿进行一次磁选,二次扫选出的尾矿依次进行三次、四次扫选后送尾矿坝存放;而三次扫选的中矿返回二次扫选,四次扫选的中矿返回三次扫选;
H、将F步骤、G步骤一次磁选出的磁性物进行二次磁选得磁性物回收;而一、二次磁选出的尾矿返回A步骤的铜硫粗选。
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