CN105195310B - 一种含钴矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种含钴矿的选矿方法；本发明的目的在于克服现有技术的不足，提供一种采用先磁后浮的工艺，对磁选精矿和磁选尾矿分别浮选，进一步提高精矿品位及回收率的含钴矿的选矿方法；本发明方法的钴回收率>98%,铜回收率>97%，浮选药剂种类少，用量低，抛尾效果明显；采用先磁后浮工艺流程，磁选精矿再浮选可进一步提高精矿品位。
Description
技术领域
本发明涉及一种选矿方法，特别涉及一种含钴矿的选矿方法。
背景技术
钴主要为铜、镍矿的伴生资源，50%的钴来源于镍的副产品，44%的钴来源于铜及其他金属的副产品，只有6%的钴来自于原生钴矿。钴的生产规模在很大程度上受铜、镍矿产开发影响。作为伴生金属，钴的选矿、冶炼技术是铜、镍选冶技术的分支。可以说世界上没有钴矿的单独选矿、冶炼技术。
现有铜钴矿选矿方法为先浮选-后磁选工艺，浮选利用矿物可浮性进行分选，磁选利用矿物可磁性进行分选，用浮磁结合的方法分别发挥浮选和磁选各自的优势，明显提高了金属回收率和精矿品位。先浮选-后磁选工艺对于难浮选的、磁性较弱的铜钴矿可以适当提高铜钴回收率，但是在更加难浮选、难磁选的钴矿，先浮选-后磁选工艺效果较差。
发明内容
本发明的目的在于克服现有技术的不足，提供一种采用先磁后浮的工艺，对磁选精矿和磁选尾矿分别浮选，进一步提高精矿品位及回收率的含钴矿的选矿方法。
为了达到上述目的，本发明的一种含钴矿的选矿方法，包括如下步骤：
1、原矿破碎，磨矿至-0.074mm占50-90%。
2、磁选：对磨细后的原矿进行一至四次立环高梯度磁选得到磁选精矿和磁选尾矿，高梯度磁选背景场强为0.6-1.5T。
3、浮选：对步骤2中的磁选精矿进行四次粗选、两次精选得到：磁浮精矿1和磁浮尾矿1；对步骤2中的磁选尾矿进行四次粗选、两次精选得到：磁浮精矿2、磁浮中矿2和磁浮尾矿2。磁浮精矿1为高品位精矿，磁浮精矿2为中品位精矿，磁浮尾矿1和磁浮中矿2为低品位精矿，磁浮尾矿2为最终尾矿。浮选过程中使用的药剂由硫化钠、硫酸铵、戊基钠黄药和松醇油组成。
作为优选，步骤3中磁选精矿一、二次粗选所用药剂的组成和用量按每吨矿计为硫化钠500-3000克，硫酸铵500-3000克，戊基钠黄药60-500克，松醇油18-120克；三次粗选所用药剂的组成和用量按每吨矿计为硫化钠300-2000克，硫酸铵300-2000克，戊基钠黄药40-500克，松醇油18-90克；四次粗选所用药剂的组成和用量按每吨矿计为硫化钠300-2000克，硫酸铵300-2000克，戊基钠黄药30-300克，松醇油18-72克；一次精选所用药剂的组成和用量按每吨矿计为硫化钠200-1000克，硫酸铵200-1000克，戊基钠黄药30-100克，松醇油0-54克；二次空白精选。
作为优选，步骤3中磁选尾矿一、二次粗选所用药剂的组成和用量按每吨矿计为硫化钠500-3000克，硫酸铵500-3000克，戊基钠黄药60-500克，松醇油18-120克；三次粗选所用药剂的组成和用量按每吨矿计为硫化钠300-2000克，硫酸铵300-2000克，戊基钠黄药40-500克，松醇油18-90克；四次粗选所用药剂的组成和用量按每吨矿计为硫化钠300-2000克，硫酸铵300-2000克，戊基钠黄药30-300克，松醇油18-72克；一次精选所用药剂的组成和用量按每吨矿计为硫化钠200-1000克，硫酸铵200-1000克，戊基钠黄药30-100克，松醇油0-54克；二次空白精选。
作为优选，步骤3中浮选药剂的添加顺序为首先添加硫化钠和硫酸铵，搅拌1-5分钟，然后添加戊基钠黄药，搅拌1-5分钟，最后添加松醇油，搅拌1-3分钟。
本发明的有益效果：
1、钴回收率>98%,铜回收率>97%。
2、采用先磁后浮工艺流程，磁选精矿再浮选可进一步提高精矿品位。
3、浮选药剂种类少，用量低，抛尾效果明显。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
表1为实施例1-3的磁选精矿浮选药剂组成和用量
表1
表2为实施例1-3的磁选尾矿浮选药剂组成和用量
表2
表3为实施例1-3的原矿磁选磁场强度
表3
实施例1
国外某铜钴矿矿山，含Co 11.07%、Cu 1.56%、Fe 2.03%。将原矿破碎磨矿至-0.074mm占70%，采用立环高梯度磁选机按表3磁场强度进行磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿；磁选精矿和磁选尾矿分别按表1和表2中的药剂组成和用量进行浮选，每次浮选的药剂添加顺序为首先添加硫化钠和硫酸铵，搅拌1-5分钟，然后添加戊基钠黄药，搅拌1-5分钟，最后添加松醇油，搅拌1-3分钟；磁选精矿浮选得到磁浮精矿1和磁浮尾矿1，磁选尾矿浮选得到磁浮精矿2、磁浮中矿2和磁浮尾矿2；磁浮精矿1为高品位精矿，磁浮精矿2为中品位精矿，磁浮尾矿1和磁浮中矿2为低品位精矿，磁浮尾矿2为尾矿，各矿的产率、金属品位和回收率检测结果见表4：
表 4
从表4结果可知，高品位精矿中钴富集约3倍，选矿总回收率Co 98.70%，Cu98.31%，有效抛除产率36.02%的尾矿，抛尾效果明显。
实施例2
国外某铜钴矿矿山，含Co 5.49%、Cu 0.84%、Fe 0.98%。将原矿破碎磨矿至-0.074mm占80%，采用立环高梯度磁选机按表3磁场强度进行磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿；磁选精矿和磁选尾矿分别按表1和表2中的药剂组成和用量进行浮选，每次浮选的药剂添加顺序为首先添加硫化钠和硫酸铵，搅拌1-5分钟，然后添加戊基钠黄药，搅拌1-5分钟，最后添加松醇油，搅拌1-3分钟；磁选精矿浮选得到磁浮精矿1和磁浮尾矿1，磁选尾矿浮选得到磁浮精矿2、磁浮中矿2和磁浮尾矿2；磁浮精矿1为高品位精矿，磁浮精矿2为中品位精矿，磁浮尾矿1和磁浮中矿2为低品位精矿，磁浮尾矿2为尾矿，各矿的产率、金属品位和回收率检测结果见表5：
表 5
从表5结果可知，高品位精矿中钴富集约5倍，选矿总回收率Co98.13%，Cu97.98%，有效抛除产率41.78%的尾矿，抛尾效果明显。
实施例3
国外某铜钴矿矿山，含Co 2.42%、Cu 0.36%、Fe 1.25%。将原矿破碎磨矿至-0.074mm占65%，采用立环高梯度磁选机按表3磁场强度进行磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿；磁选精矿和磁选尾矿分别按表1和表2中的药剂组成和用量进行浮选，每次浮选的药剂添加顺序为首先添加硫化钠和硫酸铵，搅拌1-5分钟，然后添加戊基钠黄药，搅拌1-5分钟，最后添加松醇油，搅拌1-3分钟；磁选精矿浮选得到磁浮精矿1和磁浮尾矿1，磁选尾矿浮选得到磁浮精矿2、磁浮中矿2和磁浮尾矿2；磁浮精矿1为高品位精矿，磁浮精矿2为中品位精矿，磁浮尾矿1和磁浮中矿2为低品位精矿，磁浮尾矿2为尾矿，各矿的产率、金属品位和回收率检测结果见表6：
表 6
从表6结果可知，高品位精矿中钴富集约8倍，选矿总回收率Co 97.21%，Cu94.84%，有效抛除产率61.31的尾矿，抛尾效果明显。
Claims (2)
1.一种含钴矿的选矿方法，其特征在于：包括如下步骤：
（1）原矿破碎，磨矿至-0.074mm占50-90%；
（2）磁选：对磨细后的原矿进行一至四次立环高梯度磁选得到磁选精矿和磁选尾矿，高梯度磁选背景场强为0.6-1.5T；
（3）浮选：对步骤（2）中的磁选精矿进行四次粗选、两次精选得到：磁浮精矿1和磁浮尾矿1；对步骤（2）中的磁选尾矿进行四次粗选、两次精选得到：磁浮精矿2、磁浮中矿2和磁浮尾矿2；磁浮精矿1为高品位精矿，磁浮精矿2为中品位精矿，磁浮尾矿1和磁浮中矿2为低品位精矿，磁浮尾矿2为最终尾矿；浮选过程中使用的药剂由硫化钠、硫酸铵、戊基钠黄药和松醇油组成，其中磁选精矿一、二次粗选所用药剂的组成和用量按每吨矿计为硫化钠500-3000克，硫酸铵500-3000克，戊基钠黄药60-500克，松醇油18-120克；三次粗选所用药剂的组成和用量按每吨矿计为硫化钠300-2000克，硫酸铵300-2000克，戊基钠黄药40-500克，松醇油18-90克；四次粗选所用药剂的组成和用量按每吨矿计为硫化钠300-2000克，硫酸铵300-2000克，戊基钠黄药30-300克，松醇油18-72克；一次精选所用药剂的组成和用量按每吨矿计为硫化钠200-1000克，硫酸铵200-1000克，戊基钠黄药30-100克，松醇油0-54克；二次空白精选；磁选尾矿一、二次粗选所用药剂的组成和用量按每吨矿计为硫化钠500-3000克，硫酸铵500-3000克，戊基钠黄药60-500克，松醇油18-120克；三次粗选所用药剂的组成和用量按每吨矿计为硫化钠300-2000克，硫酸铵300-2000克，戊基钠黄药40-500克，松醇油18-90克；四次粗选所用药剂的组成和用量按每吨矿计为硫化钠300-2000克，硫酸铵300-2000克，戊基钠黄药30-300克，松醇油18-72克；一次精选所用药剂的组成和用量按每吨矿计为硫化钠200-1000克，硫酸铵200-1000克，戊基钠黄药30-100克，松醇油0-54克；二次空白精选。
2.根据权利要求1所述的一种含钴矿的选矿方法，其特征在于：步骤（3）中浮选药剂的添加顺序为首先添加硫化钠和硫酸铵，搅拌1-5分钟，然后添加戊基钠黄药，搅拌1-5分钟，最后添加松醇油，搅拌1-3分钟。
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| CN105195310A CN105195310A (zh) | 2015-12-30 |
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