CN104056714B

CN104056714B - 一种难选微细粒级铁铜矿的选矿工艺

Info

Publication number: CN104056714B
Application number: CN201410289317.1A
Authority: CN
Inventors: 陈江安; 邱廷省; 高建峰; 刘恒亮; 韩仁海
Original assignee: Tongling Chemical Group New Bridge Mining Industry Co Ltd
Current assignee: Tongling Chemical Group New Bridge Mining Industry Co Ltd
Priority date: 2014-06-26
Filing date: 2014-06-26
Publication date: 2016-03-23
Anticipated expiration: 2034-06-26
Also published as: CN104056714A

Abstract

本发明公开了一种难选微细粒级铁铜矿的选矿工艺，它包括以下步骤：（1）、第一次浮选；（2）、第二次浮选和第一次磁选得到铁精矿1和尾矿1；（3）、第三次浮选和第二次磁选得到铜精矿2和三次浮选的尾矿，三次浮选的尾矿进行二次磁选，得到铁精矿2；（4）、第三次磁选和重选得到铁精矿3和尾矿3，铁精矿4和尾矿4；（5）、微细粒级尾矿的联合选矿：经过以上工艺得到的尾矿4进行离心机粗选-摇床精选后得到铁精矿5和尾矿5；本发明的有益效果是在分选过程中，采用了阶段磨矿，阶段分选，使得铁精矿不容易产生过粉碎现象，可以达到早收多收的目的；较全面的回收了铜铁矿石中铜、铁等，而且在尾矿回收的利用当中，把铁精矿的回收率提高了10～20%，具有很好的经济效益。

Description

一种难选微细粒级铁铜矿的选矿工艺

技术领域

本发明涉及选矿领域，尤其涉及一种难选微细粒级铁铜矿的选矿工艺。

背景技术

新桥铜硫铁矿床是我国长江中下游成矿带铜陵矿集区内一个非常重要的矿床，这类矿床除硫储量较丰富外，其中伴生有储量极大的铁和储量较多的铜等，国内这类资源其他地方也较多，典型的如安徽安庆铜矿、安徽金鼎矿业、内蒙古巴彦淖尔获各琦多金属矿等。根据磁分离效果，常把74～0μm的赤铁矿和56～0μm的磁铁矿称为细粒铁矿，而将45～0μm的赤铁矿和30～0μm的磁铁矿称为微细粒铁矿。

目前，在铁铜矿的选矿工艺上报道的文献不多，主要采用单一的选矿方法或者采用磁选与重选结合的方法。先利用浮选得到铜硫矿、后用磁选得到铁精矿，磁处理技术是一种联合力场技术，将磁场加于流体上，通过改变流体的某些物理化学性质而起到降垢、提高水泥浆性能，提高种子的发芽速度与发芽率等作用。将磁处理技术应用于矿物浮选过程中称之为水系磁处理浮选技术。水系磁处理浮选与磁选不同，也与磁浮选机不同。磁选是按矿物磁性不同在磁选机中进行分离。磁浮选机是在同一设备上完成浮选和磁选两个过程，即先进行浮选，然后利用磁辊对磁性矿物进行精选，也仅限于分选磁性矿物。水系磁处理技术是将磁场加于浮选水系中，利用磁场力的作用改变浮选过程中的水系的某些物理化学性质，使浮选机理发生变化，有利于提高药效强化浮选药剂对目的矿物的选择性捕收。

铁铜矿往往以大型-超大型矿床形式出现（如安徽新桥矿床），铁矿石颗粒细，加之铁的形成状态为磁铁矿及雌黄铁矿，致使铁与其它有价元素综合回收十分困难，因而可选性较差。多数此类矿山要么只分选出单一含铜较高的铜精矿，要么因选矿难度大而未有效开发，这使得此类资源的整体综合利用率不高，有待于进一步完善。随着我国铁、铜资源形式的日益恶化，加强对此类资源的选矿技术研究具有重要理论意义和实际应用价值。

发明内容

本发明要解决的技术问题是现有的铁铜矿的选矿方法中微细粒级有价金属铁与石英、方解石等脉石的分离效率较低，为此提供一种难选微细粒级铁铜矿的选矿工艺。

本发明的技术方案是：一种难选微细粒级铁铜矿的选矿工艺，它包括以下步骤：

第一次浮选：将铜铁石矿石进行破碎和筛分，筛下产品粒度控制在-12mm，将-12mm的产品并进行一次棒磨，一次棒磨后产品经过水力旋流器进行粒度控制，使之达到-0.074mm占63～68%，再进行一次浮选，一次浮选后的精矿进行二次棒磨，并且控制-0.074mm占68～75%，一次浮选的尾矿产品利用高频筛进行筛分，筛分控制的粒度为0.074mm，+0.074mm的产品进行三次棒磨，而-0.074mm的产品利用高频筛进行筛分，筛分控制的粒度为0.038mm，得到+0.038mm和-0.038mm的产品；

（2）、第二次浮选和第一次磁选：第一次浮选出的精矿经过二次棒磨之后，进行二次浮选，得到含铜20～25%且回收率60～70%的铜精矿1和二次浮选尾矿，二次浮选尾矿经过一次磁选，得到铁精矿1和尾矿1；

（3）、第三次浮选和第二次磁选：一次浮选尾矿产品经过筛分分级后，+0.074mm粒级的产品经过三次棒磨，并且控制-0.074mm占65～75%，三次棒磨后的产品经过三次浮选可得到含铜为22.36%且回收率20.15%的铜精矿2和三次浮选的尾矿，三次浮选的尾矿进行二次磁选，得到铁精矿2；

（4）、第三次磁选和重选：分别对+0.038mm和-0.038mm的产品进行摇床重选，+0.038mm粒级的产品经过摇床重选后得到铁精矿3和尾矿3，-0.038mm粒级的产品经过摇床重选后得到铁精矿4和尾矿4；

（5）、微细粒级尾矿的联合选矿：经过以上工艺得到的尾矿4进行离心机粗选-摇床精选后得到铁精矿5和尾矿5；

上述方案中所述步骤（1）中一次浮选使用的捕收剂为Z-200，用量为4-6g/t。

上述方案中所述步骤（2）中二次浮选使用的捕收剂为Z-200，用量为2-4g/t，一次磁选的场强为2000～2500Oe，得到的铁精矿1品位为60～65%，回收率为10～30%。

上述方案中所述步骤（3）中三次浮选使用的捕收剂为Z-200，用量为2-4g/t，二次磁选的场强为1500～2000Oe，得到的铁精矿2品位为58～62%，回收率为15～30%。

上述方案中所述步骤（4）中+0.038mm粒级的产品在摇床重选时采用一粗一扫流程，摇床的工艺条件参数为冲程0.8～1.2cm，冲次为340～450次/分，得到品位为60.59%且回收率20～30%的铁精矿3和尾矿3，-0.038mm粒级的产品在摇床重选时采用一粗一扫流程，摇床的工艺条件参数为冲程1～1.5cm，冲次为350～450次/分，得到品位为59.12%且回收率20.13%的铁精矿4和尾矿4。

上述方案中所述步骤（5）中离心机的选别条件是给矿浓度为8～13%，离心机转速为350～450转/分，冲洗水为2升/分，摇床的工艺参数为冲程0.8～1.2cm，冲次为300～450次/分，得到品位50～55%且回收率为10～20%的铁精矿5和尾矿5。

上述方案的改进是所述一次浮选时控制温度在10～15℃，添加捕收剂时同时添加15-22wt%工业用石蜡和10-20wt%滑石粉。

上述方案的改进是所述铁精矿1、铁精矿2、铁精矿3、铁精矿4和铁精矿5合并成为综合铁精矿，将综合铁精矿进行磨矿得到-200目占65%的细矿，将细矿采用硫酸、煤油混合药剂作为脱硫活化剂进行脱硫，其中硫酸1000g/t，柴油430g/t，XW-B45用量260g/t，2#油36g/t。

本发明的有益效果是在分选过程中，采用了阶段磨矿，阶段分选，这样可以使得铁精矿不容易产生过粉碎现象，可以达到早收多收的目的；较全面的回收了铜铁矿石中铜、铁等，而且在尾矿回收的利用当中，把铁精矿的回收率提高了3%，具有很好的经济效益；尾矿库治理后，由于本方法中涉及到了少量的无毒的Z-200捕收剂，可以做农业用水库，消除尾矿对环境污染的隐患，是一个环境友好项目。

附图说明

图1为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

铁铜矿原料为安徽某铜铁矽卡岩型矿，其中原矿中含铜0.3%，含铁31.10%。其中磁铁矿、赤铁矿呈粒状、柱状、片状集合体，集合呈团块状、脉状、浸染状、条带状、网脉状产出，多沿石英粒间裂纹充填，与绿泥石、石英等伴生、连生。铁矿石集合体有包裹黄铜矿。黄铜矿分布极不均匀，局部呈珠串状、线状、带状、团粒状、星点状、尘埃状、浸染状分布。由于分布极不均匀，所以许多薄片中都难于见到黄铜矿的踪迹，若发现了黄铜矿则多成群，成带，成团或星点状分布于脉石，磁铁矿中。

实施例1：（1）、第一次浮选：在一次浮选之前首先要把原矿进行破碎和筛分，筛下产品粒度控制在-12mm，对-12mm的产品进行一次棒磨，棒磨后产品经过水力旋流器进行粒度控制，使之达到-0.074mm占63～68%，后进行浮选，捕收剂使用Z-200，用量为：4-6g/t，泡沫产品主要为黄铜矿，但是由于单体解离不是很深，故泡沫产品中还有一部分磁铁矿。因此泡沫产品还必须进行二次棒磨，并且控制-0.074mm占68～75%，而一次浮选尾矿产品利用高频筛进行筛分，筛分控制的粒度为0.074mm。+0.074mm的产品进行再次棒磨，而-0.074mm的产品利用高频筛进行筛分，筛分控制的粒度为0.038mm，得到+0.038mm和-0.038mm的产品；

（2）、第二次浮选和第一次磁选：第一次浮选出的泡沫产品即精矿经过二次棒磨之后，进行二次浮选，二次浮选中捕收剂使用Z-200，捕收剂用量为2-4g/t，经过浮选后得到含铜20～25%且回收率60～70%的泡沫产品即铜精矿1。而二次浮选尾矿经过一次磁选，其磁选场强为2000～2500Oe，其铁精的品位为60～65%，回收率为10～30%的铁精矿1和尾矿1；

（3）、第三次浮选和第二次磁选：第一次浮选尾矿产品经过分级后，+0.074mm粒级的产品再经过三次棒磨，并且控制-0.074mm占65～75%，三次棒磨产品经过三次浮选，选用捕收剂Z-200，捕收剂用量为2-4g/t，可得到含铜为22.36%及回收率20.15%的铜精矿2，三次浮选尾矿进行二次磁选，二次磁选条件为磁场场强在1500-2000Oe，磁选浓度为15%，得到含铁58～62%，回收率15～30%的磁性产品即铁精矿2；

（4）、第三次磁选和重选：分别对+0.038mm和-0.038mm的产品采用一粗一扫流程进行摇床重选，+0.038mm粒级的产品在摇床重选时采用一粗一扫流程，摇床的工艺条件参数为冲程0.8～1.2cm，冲次为340～450次/分，得到品位为60.59%且回收率20～30%的铁精矿3和尾矿3，-0.038mm粒级的产品在摇床重选时采用一粗一扫流程，摇床的工艺条件参数为冲程1～1.5cm，冲次为350～450次/分，得到品位为59.12%且回收率20.13%的铁精矿4和尾矿4；

（5）、微细粒级尾矿的联合选矿：经过以上工艺得到的尾矿4进行离心机粗选-摇床精选工艺流程。离心机的选别条件是给矿浓度为8～13%，离心机转速为350～450转/分，冲洗水为2升/分，摇床的工艺参数为冲程0.8～1.2cm，冲次为300～450次/分，在此条件下可以得到品质50～55%且回收率为10～20%的铁精矿5和尾矿5。

铜精矿1和铜精矿2合并在一起为综合铜精矿，铁精矿1、铁精矿2、铁精矿3、铁精矿4、铁精矿5合并在一起为综合铁精矿。综上所述，通过阶段磨矿，分级选别可以把原矿含铜0.30%，含铁31.10%的铜铁矿分选出综合品位60.47%且回收率88.03%的铁精矿以及综合品位为21.50%，回收率为85.39%的铜精矿。

优选实施例2：与实施例1的流程基本相同，不同之处在于一次浮选时控制温度在10～15℃，添加捕收剂Z-200时同时添加15-22wt%工业用石蜡和10-20wt%滑石粉，众所周知，捕收剂的药剂浓度越大，吸附量越大，浮选回收率越高，但是当药剂浓度达到相当值即本发明中的Z-200用量：4-6g/t时，回收率随着药剂浓度和吸附量的上升而下降，为此本发明在添加4-6g/t的Z-200的同时添加15-22wt%工业用石蜡和10-20wt%滑石粉并且维持浮选温度在10～15℃的较低区间内可以稳定浮选回收率，使其在4-6g/t区间内不下降，这样既保证了吸附量又保证了浮选回收率。

作为本发明的进一步改进，可以对由铁精矿1、铁精矿2、铁精矿3、铁精矿4、铁精矿5合并的综合铁精矿进行磨矿脱硫处理，选取代表性矿样200公斤，硫品位6.86%，铁品位64.85%。室内实验主要单元：矿石磨细度试验，最佳磨细度选取-200目占65%，通过实验研究，采用硫酸、煤油混合药剂能在煤油的辅助下减少硫酸量的添加，降低选矿药剂成本。硫酸、煤油混合药剂具体可包括硫酸1000g/t，柴油430g/t，XW-B45用量260g/t，2#油36g/t。尤其有效降低铁精矿中的硫，产品质量达到要求，社会效益良好。该技术的成功应用，可在同类选矿工艺中推广。

下表是铁砂脱硫系统稳定后1个月的详细生产指标情况：

处理量（t）	精矿品位（%）	原矿品位（%）
			57388.99	65.96	35.43
回收率（%）	精矿量（t)	产率（%）
			88.95	27419.85	47.78

经济效益：按市场价格每吨铁精砂含硫降低1%，铁精砂价格增加50元，由改造前铁精砂硫品位9%降至现4%以下，故一吨铁精砂新增效益250元。现选矿厂每年产铁精砂7万吨，增加效益250×70000=17500000元。扣除生产成本，每年新增效益17500000-70000×55.3=13629000元。

下表是对各种式样的检测情况：

下表是采用新旧工艺的对比：

从该表可见Cu、Fe的品位、回收率都比旧工艺提高，且分离出来的铜精矿中含铁较少，分离出来的铁精矿中含铜较少，尾矿中铜铁含量明显降低，说明对铜、铁的分离效率好，且最终的Cu、Fe回收率也得到提高。

Claims

1.一种难选微细粒级铁铜矿的选矿工艺，其特征是它包括以下步骤：

（1）、第一次浮选：将铜铁石矿石进行破碎和筛分，筛下产品粒度控制在-12mm，将-12mm的产品并进行一次棒磨，一次棒磨后产品经过水力旋流器进行粒度控制，使之达到-0.074mm占63～68%，再进行一次浮选，一次浮选后的精矿进行二次棒磨，并且控制-0.074mm占68～75%，一次浮选的尾矿产品利用高频筛进行筛分，筛分控制的粒度为0.074mm，+0.074mm的产品进行三次棒磨，而-0.074mm的产品利用高频筛进行筛分，筛分控制的粒度为0.038mm，得到+0.038mm和-0.038mm的产品；

（5）、微细粒级尾矿的联合选矿：经过以上工艺得到的尾矿4进行离心机粗选-摇床精选后得到铁精矿5和尾矿5；所述步骤（1）中一次浮选使用的捕收剂为Z-200，用量为4-6g/t。

2.如权利要求1所述的难选微细粒级铁铜矿的选矿工艺，其特征是所述步骤（2）中二次浮选使用的捕收剂为Z-200，用量为2-4g/t，一次磁选的场强为2000～2500Oe，得到的铁精矿1品位为60～65%，回收率为10～30%。

3.如权利要求2所述的难选微细粒级铁铜矿的选矿工艺，其特征是所述步骤（3）中三次浮选使用的捕收剂为Z-200，用量为2-4g/t，二次磁选的场强为1500～2000Oe，得到的铁精矿2品位为58～62%，回收率为15～30%。

4.如权利要求3所述的难选微细粒级铁铜矿的选矿工艺，其特征是所述步骤（4）中+0.038mm粒级的产品在摇床重选时采用一粗一扫流程，摇床的工艺条件参数为冲程0.8～1.2cm，冲次为340～450次/分，得到品位为60.59%且回收率20～30%的铁精矿3和尾矿3，-0.038mm粒级的产品在摇床重选时采用一粗一扫流程，摇床的工艺条件参数为冲程1～1.5cm，冲次为350～450次/分，得到品位为59.12%且回收率20.13%的铁精矿4和尾矿4。

5.如权利要求4所述的难选微细粒级铁铜矿的选矿工艺，其特征是所述步骤（5）中离心机的选别条件是给矿浓度为8～13%，离心机转速为350～450转/分，冲洗水为2升/分，摇床的工艺参数为冲程0.8～1.2cm，冲次为300～450次/分，得到品位50～55%且回收率为10～20%的铁精矿5和尾矿5。

6.如权利要求2-5任一所述的难选微细粒级铁铜矿的选矿工艺，其特征是所述一次浮选时控制温度在10～15℃，添加捕收剂时同时添加15-22wt%工业用石蜡和10-20wt%滑石粉。

7.如权利要求6所述的难选微细粒级铁铜矿的选矿工艺，其特征是将所述铁精矿1、铁精矿2、铁精矿3、铁精矿4和铁精矿5合并成为综合铁精矿，将综合铁精矿进行磨矿得到-200目占65%的细矿，将细矿采用脱硫活化剂进行脱硫，所述脱硫活化剂包括硫酸1000g/t，柴油430g/t，XW-B45用量260g/t，2#油36g/t。