CN113893952A - 一种铜钴矿选矿方法 - Google Patents
一种铜钴矿选矿方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN113893952A CN113893952A CN202111098846.XA CN202111098846A CN113893952A CN 113893952 A CN113893952 A CN 113893952A CN 202111098846 A CN202111098846 A CN 202111098846A CN 113893952 A CN113893952 A CN 113893952A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- flotation
- ore
- concentration
- concentrate
- tailings
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Granted
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 53
- RYTYSMSQNNBZDP-UHFFFAOYSA-N cobalt copper Chemical compound [Co].[Cu] RYTYSMSQNNBZDP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 38
- 238000005456 ore beneficiation Methods 0.000 title claims abstract description 20
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims abstract description 79
- 230000002000 scavenging effect Effects 0.000 claims abstract description 46
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims abstract description 16
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims abstract description 15
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims description 69
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 33
- 239000004576 sand Substances 0.000 claims description 28
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims description 14
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims description 14
- 239000004088 foaming agent Substances 0.000 claims description 12
- YIBBMDDEXKBIAM-UHFFFAOYSA-M potassium;pentoxymethanedithioate Chemical compound [K+].CCCCCOC([S-])=S YIBBMDDEXKBIAM-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 10
- RZFBEFUNINJXRQ-UHFFFAOYSA-M sodium ethyl xanthate Chemical compound [Na+].CCOC([S-])=S RZFBEFUNINJXRQ-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 5
- 239000003112 inhibitor Substances 0.000 claims description 4
- 229910052909 inorganic silicate Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 238000012216 screening Methods 0.000 claims description 4
- 239000011734 sodium Substances 0.000 claims description 4
- HYHCSLBZRBJJCH-UHFFFAOYSA-M sodium hydrosulfide Chemical compound [Na+].[SH-] HYHCSLBZRBJJCH-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 4
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 3
- 239000008396 flotation agent Substances 0.000 claims description 2
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 11
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 10
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 9
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 abstract description 9
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 abstract description 9
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 9
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 abstract description 9
- 239000010949 copper Substances 0.000 abstract description 9
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 abstract description 9
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 abstract description 9
- 239000002184 metal Substances 0.000 abstract description 9
- 239000011707 mineral Substances 0.000 abstract description 9
- 229910044991 metal oxide Inorganic materials 0.000 abstract description 7
- 150000004706 metal oxides Chemical class 0.000 abstract description 7
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 abstract description 7
- 229910052976 metal sulfide Inorganic materials 0.000 abstract description 4
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 2
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 2
- 238000000498 ball milling Methods 0.000 abstract description 2
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 abstract description 2
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 abstract description 2
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 abstract description 2
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 abstract description 2
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 2
- 239000004952 Polyamide Substances 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000010494 dissociation reaction Methods 0.000 description 1
- 230000005593 dissociations Effects 0.000 description 1
- 239000003814 drug Substances 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 1
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009776 industrial production Methods 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 239000000178 monomer Substances 0.000 description 1
- 229920002647 polyamide Polymers 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
- B03B9/00—General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
- B03B1/00—Conditioning for facilitating separation by altering physical properties of the matter to be treated
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明公开了一种铜钴矿选矿方法,本发明碎磨工序采用“半自磨+球磨”工艺流程,选别流程采用“先硫、后氧+中矿再磨再选”的工艺流程。针对有用金属同时以硫化矿和氧化矿的形式存在,而硫化矿的可浮性优于氧化矿的可浮性,因此先对硫化矿进行浮选,硫化矿扫选的尾矿中有用金属主要以氧化矿的形式存在,此时通过加入硫化剂,将较为难浮的金属氧化矿硫化为较为易浮的金属硫化矿后再进行浮选,减少了金属氧化矿在浮选过程中的损失,有效减少细粒级矿物和有用金属氧化矿在尾矿中损失,显著提高了铜和钴的回收率。
Description
技术领域
本发明属于矿物回收技术领域,具体涉及一种铜钴矿选矿方法。
背景技术
铜和钴是非常重要的战略资源,是工业生产中的重要材料。随着近年来不断地开采,嵌布粒度粗的易选铜钴矿越来越少,而嵌布粒度细的多金属复杂共生难选铜钴矿越来越多。因此,在使用过去常规的选矿工艺时,铜和钴的回收越来越困难,急需探索新的工艺以适应不断变化的生产条件。
针对细粒级有用金属的回收,由于与脉石矿物存在大量的连生,造成磨矿难以实现单体解离,使得金属易随脉石矿物进入尾矿,造成金属损失,此种现象仅仅通过调整药剂制度并不能有效地提高选矿指标。
针对原矿中铜和钴既存在硫化矿也存在氧化矿的情况,使用常规的简单浮选流程难以实现两类矿物的综合回收,会造成极大的浪费。
发明内容
针对现有技术中浮选工艺流程不完善,细粒级矿物及金属氧化矿难以上浮,导致金属回收率低的问题,本发明提供一种能够有效减少细粒级金属在尾矿中的损失和矿物铜钴与脉石矿物连生在尾矿中损失、能够显著提高铜和钴回收率的铜钴矿选矿方法。
本发明采用以下技术方案:
一种铜钴矿选矿方法,其特征在于,所述方法包括以下步骤:
(1)将铜钴矿破碎后筛分,得到筛上物料和筛下物料;
(2)将筛上物料再次进行破碎,将筛下物料进行分级,得到第一沉沙和第一溢流产品;
(3)将第一沉沙进行磨矿后再次进行分级,将第一溢流产品送至粗选段进行粗选,得到粗选精矿和粗选尾矿;
(4)将粗选精矿进行一次精选作业,获得一次精选精矿和一次精选尾矿;将粗选尾矿进行一次扫选作业,获得一次扫选精矿和一次扫选尾矿;
(5)将一次扫选尾矿进行二次扫选作业,获得二次扫选精矿和二次扫选尾矿;
(6)将二次扫选尾矿进行氧化矿粗选作业,得到氧化矿粗选精矿和氧化矿粗选尾矿;
(7)将氧化矿粗选尾矿进行氧化矿扫选作业,得到氧化矿扫选精矿和最终尾矿;
(8)将一次精选尾矿、一次扫选精矿、二次扫选精矿、氧化矿粗选精矿、氧化矿扫选精矿合并作为中矿进行分级,得到第二沉沙和第二溢流产品;
(9)将第二沉沙进行磨矿后再次进行分级,将第二溢流产品送至中矿精选段进行一次中矿精选,获得中矿一次精选精矿和中矿一次精选尾矿;
(10)将中矿一次精选精矿进行二次中矿精选,得到中矿二次精选精矿和中矿二次精选尾矿;将中矿一次精选尾矿送至氧化矿粗选段进行选别,将中矿二次精选尾矿送至中矿一次精选段进行选别,将一次精选精矿和中矿二次精选精矿合并作为最终精矿。
根据上述的铜钴矿选矿方法,其特征在于,步骤(1)中将铜钴矿采用半自磨机进行破碎后再采用直线筛进行筛分,得到筛上物料和筛下物料;半自磨机型号为的湿式自磨机,破碎后的铜钴矿中-2mm物料含量占78%-82%;步骤(2)中将筛上物料返回步骤(1)中的半自磨机再次进行破碎;将筛下物料送至第一水力旋流器进行分级,得到第一沉沙和第一溢流产品;第一水力旋流器为1组的水力旋流器组成的旋流器组,第一溢流产品中细度为-0.074mm的物料占68%-72%、矿浆浓度为28%-32%。
根据上述的铜钴矿选矿方法,其特征在于,步骤(3)中将第一沉沙送至球磨机进行磨矿后返回第一水力旋流器再次进行分级;步骤(3)中将第一溢流产品送至粗选段进行粗选的工艺条件为:捕收剂乙基黄原酸钠用量为20g/t-40g/t、起泡剂DOW-200用量为30g/t-70g/t、浮选浓度为28%-32%、浮选时间为9min-11min,浮选采用2台容积为50m3的KYF型浮选机。
根据上述的铜钴矿选矿方法,其特征在于,步骤(4)中将粗选精矿进行一次精选作业的浮选浓度为25%,浮选采用2台容积为12m3的XCFⅡ/KYFⅡ型浮选机;步骤(4)中将粗选尾矿进行一次扫选作业的工艺条件为:捕收剂PAX戊基黄原酸钾用量为100g/t-140g/t、矿浆浓度为26%-30%,浮选采用4台容积为50m3的KYF型浮选机。
根据上述的铜钴矿选矿方法,其特征在于,步骤(5)中将一次扫选尾矿进行二次扫选作业的矿浆浓度为26%-30%,浮选采用4台容积为50m3的KYF型浮选机。
根据上述的铜钴矿选矿方法,其特征在于,步骤(6)中将二次扫选尾矿进行氧化矿粗选作业的工艺条件为:捕收剂戊基黄原酸钾用量为40g/t-60g/t、起泡剂DOW-200用量为10g/t-30g/t、硫化剂NaHS用量为400g/t-800g/t、抑制剂Na2SiO4用量为300g/t-700g/t、浮选浓度为23%-27%,浮选采用4台容积为50m3的KYF型浮选机。
根据上述的铜钴矿选矿方法,其特征在于,步骤(7)中将氧化矿粗选尾矿进行氧化矿扫选作业的浮选浓度为22%-26%,浮选采用4台容积为50m3的KYF型浮选机。
根据上述的铜钴矿选矿方法,其特征在于,步骤(8)中将一次精选尾矿、一次扫选精矿、二次扫选精矿、氧化矿粗选精矿、氧化矿扫选精矿合并作为中矿送至第二水力旋流器进行分级,得到第二沉沙和第二溢流产品;第二水力旋流器为1组的水力旋流器组成的旋流器组,第二溢流产品中细度为-0.074mm的物料占95.5%-96.5%、溢流矿浆浓度为18%-20%。
根据上述的铜钴矿选矿方法,其特征在于,步骤(9)中将第二沉沙采用VTM-300型立式螺旋搅拌磨矿机进行磨矿后返回第二水力旋流器再次进行分级,磨矿后的第二沉沙中-0.074mm物料含量占95.5%-96.5%;将第二溢流产品送至中矿精选段进行一次中矿精选的工艺条件为:起泡剂DOW-200用量为15g/t-35g/t、浮选浓度为18%-20%,精选采用4台容积为30m3的XCFⅡ/KYFⅡ型浮选机。
根据上述的铜钴矿选矿方法,其特征在于,步骤(10)中将中矿一次精选精矿进行二次中矿精选的浮选浓度为17%-19%,浮选采用4台容积为30m3的XCFⅡ/KYFⅡ型浮选机。
本发明的有益技术效果:本发明碎磨工序采用“半自磨+球磨”工艺流程(SAB流程),选别流程采用“先硫、后氧+中矿再磨再选”的工艺流程。针对有用金属同时以硫化矿和氧化矿的形式存在,而硫化矿的可浮性优于氧化矿的可浮性,因此先对硫化矿进行浮选,硫化矿扫选的尾矿中有用金属主要以氧化矿的形式存在,此时通过加入硫化剂,将较为难浮的金属氧化矿硫化为较为易浮的金属硫化矿后再进行浮选,减少了金属氧化矿在浮选过程中的损失,有效减少细粒级矿物和有用金属氧化矿在尾矿中损失,显著提高了铜和钴的回收率。
附图说明
图1为本发明的工艺流程示意图。
具体实施方式
参见图1,本发明的一种铜钴矿选矿方法,包括以下步骤:
(2)将筛上物料返回步骤(1)中的半自磨机再次进行破碎;将筛下物料送至第一水力旋流器Ⅰ进行分级,得到第一沉沙和第一溢流产品;第一水力旋流器为8台(4工4备)的水力旋流器组成的旋流器组,第一溢流产品中细度为-0.074mm的物料占68%-72%、矿浆浓度为28%-32%。
(3)将第一沉沙送至球磨机进行磨矿后返回第一水力旋流器再次进行分级;将第一溢流产品送至粗选段进行粗选,得到粗选精矿和粗选尾矿;将第一溢流产品送至粗选段进行粗选的工艺条件为:捕收剂SEX(乙基黄原酸钠)用量为20g/t-40g/t、起泡剂DOW-200用量为30g/t-70g/t、浮选浓度为28%-32%、浮选时间为9min-11min,浮选采用2台容积为50m3的KYF型浮选机。
(4)将粗选精矿进行一次精选作业,获得一次精选精矿Ⅰ和一次精选尾矿;将粗选精矿进行一次精选作业的浮选浓度为25%,浮选采用2台容积为12m3的XCFⅡ/KYFⅡ型浮选机。将粗选尾矿进行一次扫选作业,获得一次扫选精矿和一次扫选尾矿;将粗选尾矿进行一次扫选作业的工艺条件为:捕收剂PAX(戊基黄原酸钾)用量为100g/t-140g/t、矿浆浓度为26%-30%,浮选采用4台容积为50m3的KYF型浮选机。
(5)将一次扫选尾矿进行二次扫选作业,获得二次扫选精矿和二次扫选尾矿;将一次扫选尾矿进行二次扫选作业的矿浆浓度为26%-30%,浮选采用4台容积为50m3的KYF型浮选机。
(6)将二次扫选尾矿进行氧化矿粗选作业,得到氧化矿粗选精矿和氧化矿粗选尾矿;将二次扫选尾矿进行氧化矿粗选作业的工艺条件为:捕收剂PAX用量为40g/t-60g/t、起泡剂DOW-200用量为10g/t-30g/t、硫化剂NaHS用量为400g/t-800g/t、抑制剂Na2SiO4用量为300g/t-700g/t、浮选浓度为23%-27%,浮选采用4台容积为50m3的KYF型浮选机。
(7)将氧化矿粗选尾矿进行氧化矿扫选作业,得到氧化矿扫选精矿和最终尾矿;将氧化矿粗选尾矿进行氧化矿扫选作业的浮选浓度为22%-26%,浮选采用4台容积为50m3的KYF型浮选机。
(8)将一次精选尾矿、一次扫选精矿、二次扫选精矿、氧化矿粗选精矿、氧化矿扫选精矿合并作为中矿送至第二水力旋流器Ⅱ进行分级,得到第二沉沙Ⅱ和第二溢流产品Ⅱ;第二水力旋流器为8台(4工4备)的水力旋流器组成的旋流器组,第二溢流产品中细度为-0.074mm的物料占95.5%-96.5%、溢流矿浆浓度为18%-20%。
(9)将第二沉沙采用VTM-300型立式螺旋搅拌磨矿机进行磨矿后返回第二水力旋流器再次进行分级,磨矿后的第二沉沙中-0.074mm物料含量占95.5%-96.5%。将第二溢流产品送至中矿精选段进行一次中矿精选,获得中矿一次精选精矿和中矿一次精选尾矿;将第二溢流产品送至中矿精选段进行一次中矿精选的工艺条件为:起泡剂DOW-200用量为15g/t-35g/t、浮选浓度为18%-20%,精选采用4台容积为30m3的XCFⅡ/KYFⅡ型浮选机。
(10)将中矿一次精选精矿进行二次中矿精选,得到中矿二次精选精矿Ⅱ和中矿二次精选尾矿;将中矿一次精选尾矿送至氧化矿粗选段进行选别,将中矿二次精选尾矿送至中矿一次精选段进行选别,将一次精选精矿和中矿二次精选精矿合并作为最终精矿。将中矿一次精选精矿进行二次中矿精选的浮选浓度为17%-19%,浮选采用4台容积为30m3的XCFⅡ/KYFⅡ型浮选机。
实施例1
矿石样品为刚果金某铜钴矿矿样,原矿中含铜2.92%、含钴0.83%。
使用半自磨机对原矿进行磨碎筛分,产品中-2mm含量占80%,筛上产品返回半自磨机再磨,筛下产品送至分级机分级,分级沉沙送至球磨机再磨后返回分级机分级,分级溢流中-200目含量占70%,送至浮选段进行选别。浮选药剂制度为:粗选捕收剂SEX用量为30g/t、起泡剂DOW-200用量为50g/t;硫化矿一次扫选捕收剂PAX用量为120g/t;氧化矿扫选捕收剂PAX用量为50g/t,起泡剂DOW-200用量为20g/t,硫化剂NaHS用量为600g/t,抑制剂Na2SiO4用量为500g/t;中矿一次精选起泡剂DOW-200用量为25g/t。硫化矿精选精矿和中矿二次精选精矿合并作为最终精矿,氧化矿扫选尾矿作为最终尾矿。试验结果见表1。
表1实施例1试验结果
实施例1表明,采用本发明工艺流程精矿中铜回收率可达到91%,钴回收率达到88%,铜品位27%,钴品位7.42%,优于当地其他选矿厂生产指标。
Claims (10)
1.一种铜钴矿选矿方法,其特征在于,所述方法包括以下步骤:
(1)将铜钴矿破碎后筛分,得到筛上物料和筛下物料;
(2)将筛上物料再次进行破碎,将筛下物料进行分级,得到第一沉沙和第一溢流产品;
(3)将第一沉沙进行磨矿后再次进行分级,将第一溢流产品送至粗选段进行粗选,得到粗选精矿和粗选尾矿;
(4)将粗选精矿进行一次精选作业,获得一次精选精矿和一次精选尾矿;将粗选尾矿进行一次扫选作业,获得一次扫选精矿和一次扫选尾矿;
(5)将一次扫选尾矿进行二次扫选作业,获得二次扫选精矿和二次扫选尾矿;
(6)将二次扫选尾矿进行氧化矿粗选作业,得到氧化矿粗选精矿和氧化矿粗选尾矿;
(7)将氧化矿粗选尾矿进行氧化矿扫选作业,得到氧化矿扫选精矿和最终尾矿;
(8)将一次精选尾矿、一次扫选精矿、二次扫选精矿、氧化矿粗选精矿、氧化矿扫选精矿合并作为中矿进行分级,得到第二沉沙和第二溢流产品;
(9)将第二沉沙进行磨矿后再次进行分级,将第二溢流产品送至中矿精选段进行一次中矿精选,获得中矿一次精选精矿和中矿一次精选尾矿;
(10)将中矿一次精选精矿进行二次中矿精选,得到中矿二次精选精矿和中矿二次精选尾矿;将中矿一次精选尾矿送至氧化矿粗选段进行选别,将中矿二次精选尾矿送至中矿一次精选段进行选别,将一次精选精矿和中矿二次精选精矿合并作为最终精矿。
3.根据权利要求2所述的铜钴矿选矿方法,其特征在于,步骤(3)中将第一沉沙送至球磨机进行磨矿后返回第一水力旋流器再次进行分级;步骤(3)中将第一溢流产品送至粗选段进行粗选的工艺条件为:捕收剂乙基黄原酸钠用量为20g/t-40g/t、起泡剂DOW-200用量为30g/t-70g/t、浮选浓度为28%-32%、浮选时间为9min-11min,浮选采用2台容积为50m3的KYF型浮选机。
4.根据权利要求1所述的铜钴矿选矿方法,其特征在于,步骤(4)中将粗选精矿进行一次精选作业的浮选浓度为25%,浮选采用2台容积为12m3的XCFⅡ/KYFⅡ型浮选机;步骤(4)中将粗选尾矿进行一次扫选作业的工艺条件为:捕收剂PAX戊基黄原酸钾用量为100g/t-140g/t、矿浆浓度为26%-30%,浮选采用4台容积为50m3的KYF型浮选机。
5.根据权利要求1所述的铜钴矿选矿方法,其特征在于,步骤(5)中将一次扫选尾矿进行二次扫选作业的矿浆浓度为26%-30%,浮选采用4台容积为50m3的KYF型浮选机。
6.根据权利要求1所述的铜钴矿选矿方法,其特征在于,步骤(6)中将二次扫选尾矿进行氧化矿粗选作业的工艺条件为:捕收剂戊基黄原酸钾用量为40g/t-60g/t、起泡剂DOW-200用量为10g/t-30g/t、硫化剂NaHS用量为400g/t-800g/t、抑制剂Na2SiO4用量为300g/t-700g/t、浮选浓度为23%-27%,浮选采用4台容积为50m3的KYF型浮选机。
7.根据权利要求1所述的铜钴矿选矿方法,其特征在于,步骤(7)中将氧化矿粗选尾矿进行氧化矿扫选作业的浮选浓度为22%-26%,浮选采用4台容积为50m3的KYF型浮选机。
9.根据权利要求1所述的铜钴矿选矿方法,其特征在于,步骤(9)中将第二沉沙采用VTM-300型立式螺旋搅拌磨矿机进行磨矿后返回第二水力旋流器再次进行分级,磨矿后的第二沉沙中-0.074mm物料含量占95.5%-96.5%;将第二溢流产品送至中矿精选段进行一次中矿精选的工艺条件为:起泡剂DOW-200用量为15g/t-35g/t、浮选浓度为18%-20%,精选采用4台容积为30m3的XCFⅡ/KYFⅡ型浮选机。
10.根据权利要求1所述的铜钴矿选矿方法,其特征在于,步骤(10)中将中矿一次精选精矿进行二次中矿精选的浮选浓度为17%-19%,浮选采用4台容积为30m3的XCFⅡ/KYFⅡ型浮选机。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202111098846.XA CN113893952B (zh) | 2021-09-18 | 2021-09-18 | 一种铜钴矿选矿方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202111098846.XA CN113893952B (zh) | 2021-09-18 | 2021-09-18 | 一种铜钴矿选矿方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN113893952A true CN113893952A (zh) | 2022-01-07 |
CN113893952B CN113893952B (zh) | 2023-08-01 |
Family
ID=79028875
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN202111098846.XA Active CN113893952B (zh) | 2021-09-18 | 2021-09-18 | 一种铜钴矿选矿方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN113893952B (zh) |
Cited By (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN114054201A (zh) * | 2021-11-16 | 2022-02-18 | 北方矿业有限责任公司 | 一种高钙镁硫氧混合型铜钴矿的选矿方法 |
CN114618649A (zh) * | 2022-03-21 | 2022-06-14 | 中南大学 | 一种从失效汽车催化剂中选矿富集铂族金属的方法 |
CN114769125A (zh) * | 2022-05-20 | 2022-07-22 | 攀枝花仁江矿业有限公司 | 一种半自磨机的磨矿方法以及细磨装置 |
CN114950717A (zh) * | 2022-06-07 | 2022-08-30 | 厦门紫金矿冶技术有限公司 | 一种铜单质含量高、嵌布粒度细的铜渣快速浮选工艺 |
Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4024218A (en) * | 1975-11-03 | 1977-05-17 | Cominco Ltd. | Process for hydrometallurgical upgrading |
CN101190426A (zh) * | 2006-11-24 | 2008-06-04 | 中南大学 | 一种硫化-氧化混合铜矿浮选方法 |
CN102218377A (zh) * | 2011-02-09 | 2011-10-19 | 湖南华雄新材料有限公司 | 一种高效氧化铜钴矿组合捕收剂及氧化铜矿选矿方法 |
CN103386359A (zh) * | 2013-07-19 | 2013-11-13 | 广州有色金属研究院 | 一种氧化铜钴矿的选矿方法 |
CN104399573A (zh) * | 2014-10-17 | 2015-03-11 | 金川集团股份有限公司 | 一种铜炉渣选矿工艺 |
WO2019006889A1 (zh) * | 2017-07-06 | 2019-01-10 | 万宝矿产有限公司 | 一种用于工业生产的硫化铜钴矿双区浮选方法 |
CN113333153A (zh) * | 2021-07-15 | 2021-09-03 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 一种高原地区细粒嵌布铜矿的选矿方法 |
-
2021
- 2021-09-18 CN CN202111098846.XA patent/CN113893952B/zh active Active
Patent Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4024218A (en) * | 1975-11-03 | 1977-05-17 | Cominco Ltd. | Process for hydrometallurgical upgrading |
CN101190426A (zh) * | 2006-11-24 | 2008-06-04 | 中南大学 | 一种硫化-氧化混合铜矿浮选方法 |
CN102218377A (zh) * | 2011-02-09 | 2011-10-19 | 湖南华雄新材料有限公司 | 一种高效氧化铜钴矿组合捕收剂及氧化铜矿选矿方法 |
CN103386359A (zh) * | 2013-07-19 | 2013-11-13 | 广州有色金属研究院 | 一种氧化铜钴矿的选矿方法 |
CN104399573A (zh) * | 2014-10-17 | 2015-03-11 | 金川集团股份有限公司 | 一种铜炉渣选矿工艺 |
WO2019006889A1 (zh) * | 2017-07-06 | 2019-01-10 | 万宝矿产有限公司 | 一种用于工业生产的硫化铜钴矿双区浮选方法 |
CN113333153A (zh) * | 2021-07-15 | 2021-09-03 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 一种高原地区细粒嵌布铜矿的选矿方法 |
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
欧乐明;胡本福;段景文;: "刚果(金)某难选氧化铜钴矿选矿工艺研究", no. 09, pages 76 - 81 * |
Cited By (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN114054201A (zh) * | 2021-11-16 | 2022-02-18 | 北方矿业有限责任公司 | 一种高钙镁硫氧混合型铜钴矿的选矿方法 |
CN114618649A (zh) * | 2022-03-21 | 2022-06-14 | 中南大学 | 一种从失效汽车催化剂中选矿富集铂族金属的方法 |
CN114769125A (zh) * | 2022-05-20 | 2022-07-22 | 攀枝花仁江矿业有限公司 | 一种半自磨机的磨矿方法以及细磨装置 |
CN114950717A (zh) * | 2022-06-07 | 2022-08-30 | 厦门紫金矿冶技术有限公司 | 一种铜单质含量高、嵌布粒度细的铜渣快速浮选工艺 |
CN114950717B (zh) * | 2022-06-07 | 2024-03-08 | 厦门紫金矿冶技术有限公司 | 一种铜单质含量高、嵌布粒度细的铜渣快速浮选工艺 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN113893952B (zh) | 2023-08-01 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN113893952B (zh) | 一种铜钴矿选矿方法 | |
CN101585017B (zh) | 一种难选铜锌硫矿的选矿方法 | |
CN105903552B (zh) | 一种高效回收微细粒钼矿的选矿方法 | |
CN101733190B (zh) | 一种含硫复合铁矿尾矿的选矿方法 | |
CN111495788B (zh) | X射线智能优先选别含铜蓝硫化铜矿石的方法 | |
CN102284369B (zh) | 一种提高浮选回收率的方法 | |
CN108970802B (zh) | 一种选别赤铁矿石的阶段磨矿-磁-重-浮联合选矿工艺 | |
CN105327771B (zh) | 一种含铜硫精矿的细磨及综合回收利用选矿工艺方法 | |
CN110013918B (zh) | 一种全浮选工艺提高半原生半氧化金矿金回收率的方法 | |
CN108212507B (zh) | 一种从尾矿中回收细粒和微细粒锡石的选矿工艺 | |
CN106513163A (zh) | 贫赤铁矿高压辊磨、磁‑重分选工艺 | |
CN111068897A (zh) | 一种细颗粒磁铁矿选矿工艺 | |
CN112221699A (zh) | 一种复杂含金银铜铅锌复合矿清洁高效选矿方法 | |
CN106492977A (zh) | 贫赤铁矿高压辊磨、弱磁—强磁—反浮选工艺 | |
CN114178043A (zh) | 一种含铜铁矿的选矿工艺 | |
CN112718233A (zh) | 一种从铜转炉渣中综合回收铜矿物和铁矿物的方法 | |
CN111330751B (zh) | 一种从多金属尾矿中回收锑、铅、金的组合工艺 | |
CN109550587B (zh) | 磁赤混合矿选矿工艺 | |
CN111589574A (zh) | 一种从含铜尾矿中回收铜和金的方法 | |
CN111282710B (zh) | 一种贫难选镍铜矿的异步同选工艺 | |
CN114749271A (zh) | 一种含磁黄铁矿的铅锌硫化矿分质分级分选和中矿选择性再磨方法 | |
CN109499748B (zh) | 磨矿回路中选矿分离锡石与脉石的方法 | |
CN114308368A (zh) | 一种铜锡矿分选工艺 | |
CN103464287B (zh) | 一种碳酸铁型矿石细粒产品絮凝脱泥、酸性浮选方法 | |
CN112317124A (zh) | 从选钨尾砂中回收铜和云母矿物的方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
GR01 | Patent grant | ||
GR01 | Patent grant | ||
TR01 | Transfer of patent right | ||
TR01 | Transfer of patent right |
Effective date of registration: 20240207 Address after: 737100 No. 2 Lanzhou Road, Beijing Road Street, Jinchuan District, Jinchang City, Gansu Province Patentee after: Jinchuan Group Nickel Cobalt Co.,Ltd. Country or region after: China Address before: 737103 No. 98, Jinchuan Road, Jinchang, Gansu Patentee before: JINCHUAN GROUP Co.,Ltd. Country or region before: China |