CN104998750A - 一种高效回收低品位含铜熔岩磁铁矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开一种高效回收低品位含铜熔岩磁铁矿的选矿方法，包括破碎步骤；将破碎矿磨矿并经螺旋分级的步骤；将分级后的细粒矿经中强磁选得到铁粗矿和尾矿的步骤；将铁粗矿经旋流分级得到细矿和粗矿的步骤；将细矿经串联2～3段弱磁选得到铁精矿Ⅰ和尾矿Ⅰ的步骤；将粗矿经二段磨矿并经螺旋分级，细矿送入旋流分级，粗矿返回二段磨矿的步骤；将中强磁性的尾矿与药剂搅拌混合并经初级浮选得到铜粗矿和尾矿的步骤；将铜粗矿经串联2～3段精选并经沉淀最终得到铜精矿的步骤；将初级浮选得到的尾矿经强磁选得到铁粗矿和尾矿Ⅱ的步骤；将铁粗矿经摇床扫选得到铁精矿Ⅱ和尾矿Ⅲ的步骤。本发明磨矿量少，矿物单体解离充分，资源回收能力强，精矿品位高。
Description
技术领域
本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种磨矿量少、资源回收能力强、精矿品位高的高效回收低品位含铜熔岩磁铁矿的选矿方法。
背景技术
低品位含铜熔岩磁铁矿由于原矿中TFe品位一般低于20%，属于超贫矿，不仅选矿成本高、铁精矿品位低，而且因铜在加热中产生“热脆性”的有害作用，所以必须对矿石中含铜进行必要的选矿处理，以综合回收铁、铜金属资源，因此选矿难度大、成本高。
诸如云南大红山浅部含铜熔岩磁铁矿含铁量低，原矿铁品位在16～20%，原矿铜品位在0.1～0.3%左右，含铜铁矿中的铜矿物主要为黄铜矿，其次为硅雀石，微量金属铜、斑铜矿及孔雀石；而铁金属矿物以磁铁矿为主，少量赤铁矿，微量褐铁矿、钛铁矿；脉石矿物以长石为主，次为石英、白云母，少量绿泥石及碳酸盐类，微量黑云母、电气石、金红石等，还有微量磷灰石及黄铁矿；矿物结构以细粒不均匀嵌布及细粒浸染状为主的结构，部分呈定向排列的条带状结构构造，局部有磁铁矿与钛铁矿或磁铁矿与赤铁矿等交代结构，沿磁铁矿的面形成格架状，条片状等的赤铁矿或钛铁矿的固熔体分离物。由于含铜熔岩磁铁矿矿体出露地表，埋藏较浅，虽然适宜露天开采，但由于含铁品位低，难以获得效益而一直未能形成规模开采。随着深部矿体的开采，将影响到浅部熔岩铁矿范围，如不在此之前开采回收浅部熔岩铁矿资源，随着坑采范围的逐步扩大，势必对浅部资源造成破坏而难以开采，坑露矛盾突出。
目前，对于原矿铁品位低于20%的超贫铁矿利用存在以下几方面技术难题：（1）矿石铁品位极低，近矿围岩与矿石呈渐变关系，矿石与围岩界线不清，采用目前成熟的大块干式磁选抛尾或大块跳汰技术，入选矿石品位一般仅提高2个百分点，同时抛尾量很少、铁金属损失很大。
（2）采矿过程中矿石损失率和废石混入率难以控制，导致入选矿石的品位难以控制。另外，表外矿资源量大，若废弃表外矿需占用排土场，影响环保；若回收表外矿，降低了采出矿石品位，大大影响选矿精矿品位和金属回收率。
（3）由于矿石的铁品位低、相对难磨难选、选矿比大，若采用常规的选矿技术处理，将造成精矿成本高、矿山经济效益差或亏损。
（4）由于受干式磁选设备分选原理的限制，矿石在较细的粒度下采用干式磁选抛尾效果差，又尚未有成熟的适合细碎产品抛尾的高效湿式磁选设备。
另外，由于含铁熔岩的含铁量低，选矿比高，铁矿物嵌布粒度细而不均匀，选别流程必须兼顾经济上合理，技术上可行，选别效果良好等方面。因此，对于超贫铁矿，特别是低品位含铜熔岩磁铁矿现有技术尚未有有效的选矿方法。
发明内容
本发明的目的在于提供一种磨矿量少、资源回收能力强、精矿品位高的高效回收低品位含铜熔岩磁铁矿的选矿方法。
本发明的目的是这样实现的：包括破碎、一段磨矿分级、中强磁选、旋流分级、弱磁选、二段磨矿分级、搅拌初选、浮选精选、高梯度强磁选、摇床扫选步骤，具体包括：
A、破碎：将低品位含铜熔岩磁铁矿原矿破碎至粒度-10mm；
B、一段磨矿分级：将破碎后的含铜熔岩磁铁矿磨至细度-200目占70%以上并经螺旋分级，粗粒矿返回再磨；
C、中强磁选：螺旋分级后的细粒矿经磁感应强度为0.3～0.7T的中强磁选得到铁粗矿和尾矿；
D、旋流分级：将C步骤得到的铁粗矿经旋流分级得到细矿和粗矿；
E、弱磁选：将D步骤得到的细矿经串联2～3段磁感应强度为0.1～0.2T的弱磁选得到铁精矿Ⅰ和尾矿Ⅰ；
F、二段磨矿分级：将D步骤得到的粗矿经二段磨矿至细度-200目占80%以上并经螺旋分级，细矿送入D步骤中的旋流分级，粗矿返回二段磨矿再磨；
G、搅拌初选：将C步骤中的尾矿与浮选药剂经搅拌槽搅拌混合并经初级浮选得到铜粗矿和尾矿；
H、浮选精选：将铜粗矿经串联2～3段精选并经沉淀最终得到铜精矿；
I、高梯度强磁选：将G步骤得到的尾矿经磁感应强度为1～1.5T的高梯度强磁选得到铁粗矿和尾矿Ⅱ；
L、摇床扫选：将铁粗矿经摇床扫选得到铁精矿Ⅱ和尾矿Ⅲ。
本发明针对低品位含铜熔岩磁铁矿结构以细粒不均匀嵌布及细粒浸染状为主的特点，首先采用粗磨后中强磁选回收强磁性和稍弱磁性矿物，从而避免由于赤铁矿与含铁硅铝酸盐的比磁化系数接近，采用强磁选时容易使其同时进入磁选精矿而不能分离的矛盾；同时，通过中强磁选可抛弃大量的含铁硅铝酸盐脉石，从而减轻后续细磨和弱磁选的压力，降低选矿成本，又避免细磨产生大量磁选所忌讳的矿泥。其次，通过旋流分级进一步降低进入弱磁选的矿物粒度，从而减轻二段磨压力。然后，旋流分级的粗粒矿经二段磨矿和螺旋分级后作为旋流风机的中矿，能够有效提高进入弱磁选矿物的单体解离度，为提高铁精矿品位和矿物铁回收率打下良好基础。进一步将粗粒矿经二段磨矿并经螺旋分级溢流进入旋流器并溢流进入中强磁选，这样基本能将中强磁入选细度提高至-200网目80%左右，以进一步提高选矿指标。同时，通过串联2～3段弱磁选，特别是首段弱磁选后经沉淀箱沉淀和球磨机磨矿后再次弱磁选，进一步提高后段弱磁选原料中矿的解离度，从而有效的提高铁精矿的品位和铁回收率。此外，针对中强磁选后含部分弱磁性和非磁性铁矿及铜矿的尾矿难以选别的问题，引入浮选铜精矿和高梯度强磁选与摇床扫选弱磁选铁精矿的工艺，通过搅拌初选分离铜金属和铁尾矿，经串联2～3段精选得到铜精矿；同时，铁尾矿经高梯度强磁选和摇床扫选后丢弃石英及含铁硅铝酸盐矿物等，以求进一步降低尾矿品位，增加铁精矿产量。特别是将弱磁选尾矿作为高梯度强磁选的原料中矿，能够进一步回收由于中强磁选而进入弱磁选工序而抛尾的弱磁性矿物，从而提高铁的回收率，降低尾矿品位。综上所述，本发明根据铁、铜矿物与脉石矿物之间的比磁化系数及比重差异，合理安排中强磁、弱磁、浮选及重选工艺，恰当地选择磨矿粒度，发挥各种工艺的特长，从而具有磨矿量少、资源回收能力强、精矿品位高的选矿特点。
附图说明
图1为本发明的工艺流程示意图；
图2为本发明的典型选矿设备配置示意图。
具体实施方式
下面结合附图和实施例对本发明作进一步的说明，但不以任何方式对本发明加以限制，基于本发明教导所作的任何变更或改进，均属于本发明的保护范围。
如图1、2所示，本发明包括破碎、一段磨矿分级、中强磁选、旋流分级、弱磁选、二段磨矿分级、搅拌初选、浮选精选、高梯度强磁粗选、摇床扫选步骤，具体包括：
A、破碎：将低品位含铜熔岩磁铁矿原矿破碎至粒度-10mm；
B、一段磨矿分级：将破碎后的含铜熔岩磁铁矿磨至细度-200目占70%以上并经螺旋分级，粗粒矿返回再磨；
C、中强磁选：螺旋分级后的细粒矿经磁感应强度为0.3～0.7T的中强磁选得到铁粗矿和尾矿；
D、旋流分级：将C步骤得到的铁粗矿经旋流分级得到细矿和粗矿；
E、弱磁选：将D步骤得到的细矿经串联2～3段磁感应强度为0.1～0.2T的弱磁选得到铁精矿Ⅰ和尾矿Ⅰ；
F、二段磨矿分级：将D步骤得到的粗矿经二段磨矿至细度-200目占80%以上并经螺旋分级，细矿送入D步骤中的旋流分级，粗矿返回二段磨矿再磨；
G、搅拌初选：将C步骤中的尾矿与浮选药剂经搅拌槽搅拌混合并经初级浮选得到铜粗矿和尾矿；
H、浮选精选：将铜粗矿经串联2～3段精选并经沉淀最终得到铜精矿；
I、高梯度强磁选：将G步骤得到的尾矿经磁感应强度为1～1.5T的高梯度强磁选得到铁粗矿和尾矿Ⅱ；
L、摇床扫选：将铁粗矿经摇床扫选得到铁精矿Ⅱ和尾矿Ⅲ。
所述E步骤中的首段弱磁选得到的铁精矿经沉淀箱得到粗粒矿和细粒矿，所述粗粒矿经球磨机磨矿后与前述细粒矿合并送入后段弱磁选。
所述粗粒矿经球磨机磨矿至细度-200目占90%以上。
所述E步骤中的首段弱磁选的磁感应强度为0.15～0.20T，除首段弱磁选外的其它段弱磁选的磁感应强度为0.10～0.15T。
所述E步骤中各段弱磁选尾矿合并送入I步骤中作为高梯度强磁选的原料中矿。
所述F步骤中粗矿经二段磨矿并经螺旋分级溢流进入旋流器，旋流器溢流进入C步骤的中强磁选。
所述C步骤中的中强磁选之细粒矿入选浓度为38～43%。
所述H步骤中的首段精选得到的尾矿作为G步骤中初级浮选的原料中矿，前段精选得到的精矿作为后段精选的原料中矿，后段精选得到的尾矿作为前段精选的原料中矿。
所述G步骤中的浮选药剂包括捕收剂为丁基黄药和起泡剂为松醇油。
所述L步骤中的摇床扫选为摇床冲程8～11mm、冲次350次/min。
实施例1
如图2所示，大红山露天含铜熔岩铁矿原矿铁品位17.91%，原矿中铜品位在0.1%左右。上述原矿选矿步骤如下：
1、将上述原矿破碎至粒度-10mm；
2、将破碎后的原矿磨至细度-200目占70%以上并经螺旋分级，粗粒矿返回再磨；
3、将螺旋分级后的细粒矿经磁感应强度为0.7T的中强磁选得到铁粗矿和尾矿；
4、将上步得到的铁粗矿经旋流分级得到细矿和粗矿；
5、将上步得到的细矿经串联3段磁感应强度为0.1～0.2T的弱磁选得到铁精矿Ⅰ和尾矿Ⅰ；
6、将第4步得到的粗矿经二段磨矿至细度-200目占80%以上并经螺旋分级，分级得到的细矿送入第4步中的经旋流分级，粗矿返回二段磨矿再磨；
7、将第3步得到的尾矿与丁基黄药、松醇油经搅拌槽搅拌混合并经初级浮选得到铜粗矿和尾矿；
8、将铜粗矿经串联3段精选并经沉淀最终得到铜精矿；
9、将第7步得到的尾矿和第5步各段弱磁选得到的尾矿合并经磁感应强度为1.5T的高梯度强磁选得到铁粗矿和尾矿Ⅱ；
10、将上步的铁粗矿经摇床扫选得到铁精矿Ⅱ和尾矿Ⅲ。
按上述步骤工业试验熔岩矿原矿入选干量29925.44t，合并铁精矿Ⅰ和铁精矿Ⅱ得到的铁精矿累计输出4400.58t，品位为57.73%，尾矿品位11 %，铁精矿产率14.74%，回收率47.63%，选比为6.8；浮选得到品位16%的铜精矿，产率0.42%，回收率61.31%。
实施例2
如图2所示，大红山露天含铜熔岩铁矿原矿经干抛筛选后铁品位为18.83%，原矿中铜品位在0.25%左右。上述原矿选矿步骤如下：
1、将上述原矿破碎至粒度-10mm；
2、将破碎后的原矿磨至细度-200目占70%以上并经螺旋分级，粗粒矿返回再磨；
3、将螺旋分级后浓度为38%细粒矿经磁感应强度为0.5T的中强磁选得到铁粗矿和尾矿；
4、将上步得到的铁粗矿经旋流分级得到细矿和粗矿；
5、将上步得到的细矿经磁感应强度为0.15T的弱磁选，将得到的铁精矿经沉淀箱得到粗粒矿和细粒矿，将得到的粗粒矿经球磨机磨矿至细度-200目占90%以上并与沉淀箱得到的细粒矿合并，送入串联2段磁感应强度为0.1T的弱磁选得到铁精矿Ⅰ和尾矿Ⅰ；
6、将第4步得到的粗矿经二段磨矿至细度-200目占80%以上并经螺旋分级溢流进入旋流器，旋流器溢流进入第3步的中强磁选，粗矿返回二段磨矿再磨；
7、将第3步得到的尾矿与丁基黄药、松醇油经搅拌槽搅拌混合并经初级浮选得到铜粗矿和尾矿；
8、将铜粗矿经串联3段精选并经沉淀最终得到铜精矿，同时将首段精选得到的尾矿作为第7步中初级浮选的原料中矿，前段精选得到的精矿作为后段精选的原料中矿，后段精选得到的尾矿作为前段精选的原料中矿；
9、将第7步得到的尾矿经磁感应强度为1T的高梯度强磁选得到铁粗矿和尾矿Ⅱ；
10、将上步的铁粗矿经摇床扫选得到铁精矿Ⅱ和尾矿Ⅲ。
按上述步骤工业试验熔岩抛选矿入选干量4722.95t，合并铁精矿Ⅰ和铁精矿Ⅱ得到的铁精矿累计输出758.38t，品位为57.41%，尾矿品位10.90%，铁精矿产率16.82%，回收率51.85%，选比为6.22；浮选得到品位15.84%的铜精矿，产率0.49%，回收率59.48%。
实施例3
如图2所示，大红山露天含铜熔岩铁矿原矿铁品位为18.65%，原矿中铜品位在0.18%左右。上述原矿选矿步骤如下：
1、将上述原矿破碎至粒度-10mm；
2、将破碎后的原矿磨至细度-200目占70%以上并经螺旋分级，粗粒矿返回再磨；
3、将螺旋分级后浓度为43%细粒矿经磁感应强度为0.3T的中强磁选得到铁粗矿和尾矿；
4、将上步得到的铁粗矿经旋流分级得到细矿和粗矿；
5、将上步得到的细矿经磁感应强度为0.2T的弱磁选，将得到的铁精矿经沉淀箱得到粗粒矿和细粒矿，将得到的粗粒矿经球磨机磨矿至细度-200目占90%以上并与沉淀箱得到的细粒矿合并，送入磁感应强度为0.15T的弱磁选得到铁精矿Ⅰ和尾矿Ⅰ；
6、将第4步得到的粗矿经二段磨矿至细度-200目占80%以上并经螺旋分级，分级得到的细矿送入第4步中的经旋流分级，粗矿返回二段磨矿再磨；
7、将第3步得到的尾矿与丁基黄药、松醇油经搅拌槽搅拌混合并经初级浮选得到铜粗矿和尾矿；
8、将铜粗矿经串联2段精选并经沉淀最终得到铜精矿，同时将首段精选得到的尾矿作为第7步中初级浮选的原料中矿，前段精选得到的精矿作为后段精选的原料中矿，后段精选得到的尾矿作为前段精选的原料中矿；
9、将第7步得到的尾矿经磁感应强度为1.2T的高梯度强磁选得到铁粗矿和尾矿Ⅱ；
10、将上步的铁粗矿经摇床扫选得到铁精矿Ⅱ和尾矿Ⅲ。
按上述步骤合并铁精矿Ⅰ和铁精矿Ⅱ得到的铁精矿品位为60.23%，尾矿品位11.03 %，铁精矿产率15.49%，回收率50.02%，选比为6.46；浮选得到品位15.29%的铜精矿，产率0.51%，回收率64.83%。
Claims (10)
1.一种高效回收低品位含铜熔岩磁铁矿的选矿方法，其特征在于包括破碎、一段磨矿分级、中强磁选、旋流分级、弱磁选、二段磨矿分级、搅拌初选、浮选精选、高梯度强磁选、摇床扫选步骤，具体包括：
A、破碎：将低品位含铜熔岩磁铁矿原矿破碎至粒度-10mm；
B、一段磨矿分级：将破碎后的含铜熔岩磁铁矿磨至细度-200目占70%以上并经螺旋分级，粗粒矿返回再磨；
C、中强磁选：螺旋分级后的细粒矿经磁感应强度为0.3～0.7T的中强磁选得到铁粗矿和尾矿；
D、旋流分级：将C步骤得到的铁粗矿经旋流分级得到细矿和粗矿；
E、弱磁选：将D步骤得到的细矿经串联2～3段磁感应强度为0.1～0.2T的弱磁选得到铁精矿Ⅰ和尾矿Ⅰ；
F、二段磨矿分级：将D步骤得到的粗矿经二段磨矿至细度-200目占80%以上并经螺旋分级，细矿送入D步骤中的旋流分级，粗矿返回二段磨矿再磨；
G、搅拌初选：将C步骤中的尾矿与浮选药剂经搅拌槽搅拌混合并经初级浮选得到铜粗矿和尾矿；
H、浮选精选：将铜粗矿经串联2～3段精选并经沉淀最终得到铜精矿；
I、高梯度强磁选：将G步骤得到的尾矿经磁感应强度为1～1.5T的高梯度强磁选得到铁粗矿和尾矿Ⅱ；
L、摇床扫选：将铁粗矿经摇床扫选得到铁精矿Ⅱ和尾矿Ⅲ。
2.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于所述E步骤中的首段弱磁选得到的铁精矿经沉淀箱得到粗粒矿和细粒矿，所述粗粒矿经球磨机磨矿后与前述细粒矿合并送入后段弱磁选。
3.根据权利要求2所述的选矿方法，其特征在于所述粗粒矿经球磨机磨矿至细度-200目占90%以上。
4.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于所述E步骤中的首段弱磁选的磁感应强度为0.15～0.20T，除首段弱磁选外的其它段弱磁选的磁感应强度为0.10～0.15T。
5.根据权利要求1、2、3或4所述的选矿方法，其特征在于所述E步骤中各段弱磁选尾矿合并送入I步骤中作为高梯度强磁选的原料中矿。
6.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于所述F步骤中粗矿经二段磨矿并经螺旋分级溢流进入旋流器，旋流器溢流进入C步骤的中强磁选。
7.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于所述C步骤中的中强磁选之细粒矿入选浓度为38～43%。
8.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于所述H步骤中的首段精选得到的尾矿作为G步骤中初级浮选的原料中矿，前段精选得到的精矿作为后段精选的原料中矿，后段精选得到的尾矿作为前段精选的原料中矿。
9.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于所述G步骤中的浮选药剂包括捕收剂为丁基黄药和起泡剂为松醇油。
10.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于所述L步骤中的摇床扫选为摇床冲程8～11mm、冲次350次/min。
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