CN114178043B - 一种含铜铁矿的选矿工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种含铜铁矿的选矿工艺，包括以下步骤：S1，将原矿进行粗碎和中碎后经过筛分；S2，筛上矿料利用X射线分选机进行分选；S3，筛下矿料利用高压辊磨机破碎后进行筛分；S4，筛上矿料进行悬磁干选，尾矿进入尾矿仓，精矿返回至高压辊磨；S5，筛下矿料进行磨矿处理后经过旋流器分级；S6，溢流矿浆加入浮选药剂搅拌均匀后进入混合浮选流程；S7，混浮精矿送入分离浮选流程；S8，混浮尾矿送入三段磁选流程；本发明提供的技术方案中，通过优化含铜铁矿的破碎、抛废、磨矿、浮选和磁选的选矿工艺，获得铜精矿品位≥22%，回收率≥86%；硫精矿品位≥40%，回收率为≥85%；铁精矿品位≥65%，回收率为≥88%，有效降低生产成本，提高矿石生产效益。
Description
技术领域
本发明涉及含铜铁矿选矿技术领域，特别涉及一种含铜铁矿的选矿工艺。
背景技术
我国铁矿储量相当丰富，国内铁矿石整体资源储量约848.88亿吨，但平均铁品位只有34%左右。国内铁矿以贫矿为主，能够直接入炉冶炼的富矿保有储量仅占总储量的2.53%。并且国内矿山的选矿成本普遍较高，不仅面临着进口铁矿石的竞争，还面临环保政策的压力，因此高效的选矿手段对于我国的铁矿分选显得尤为重要。
对于含铜铁矿的分选目前通常采用破碎、磨矿、浮选和磁选，该工艺破碎后进行磁干选预抛尾，对于含铜铁矿，这种抛尾方法导致金属损失较多，并且尾矿产品中粒度较大，容易夹杂有用矿物导致抛尾率低，同时使得一段磨矿的给矿粒度偏粗，导致磨矿效率低，流程能耗高，选矿成本高，并且不能很好的使铜和铁进行有效分离，从而影响最终的浮选和磁选效果，精矿产品质量仍有进一步可提高的空间。
发明内容
本发明的目的在于通过对含铜铁矿的选矿工艺，解决现有含铜铁矿选矿效率低、矿石分选难度大，造成有用金属损失、精选品位和回收率不高以及选矿成本高的问题。
本发明提供一种含铜铁矿的选矿工艺，所述含铜铁矿的组分及百分含量包括：Fe：32.38～36.45%，Cu：0.26～0.36%，S：1.83～2.31%，P：0.053～0.064%，CaO：11.21～11.64%，MgO：4.24～4.87%，Al2O3：4.93～5.28%，SiO2：21.33～21.86%，K2O：1.08～1.12%，Na2O：0.77～0.85%，以及少量的其他元素，所述含铜铁矿的选矿工艺包括以下步骤：
S1，将原矿进行粗碎和中碎后经过筛分，筛孔孔径为13mm；
S2，对步骤S1中筛分后的筛上矿料利用X射线分选机进行X射线分选，分选后的尾矿进入尾矿仓，分选后的精矿经过细碎后再次进行筛分，筛孔孔径为13mm；
S3，对步骤S2中细碎筛分的筛下矿料利用高压辊磨机破碎，破碎后进行筛分，筛孔孔径为3mm；
S4，对步骤S3中高压辊磨后的筛上矿料进行悬磁干选，尾矿进入尾矿仓，精矿返回至高压辊磨机继续破碎；
S5，将步骤S3中高压辊磨后的筛下矿料进行磨矿处理，磨矿处理后的矿浆经过旋流器分级，旋流器分级的溢流矿浆进入浮选处理，旋流器分级的底流沉砂返回磨矿处理；
S6，将步骤S5中旋流器分级的溢流矿浆调节至所需浮选浓度，加入浮选药剂搅拌均匀后进入混合浮选流程，混合浮选流程包括一段混合粗选、两段混合精选、以及两段混合扫选作业，且在两段混合扫选作业中添加浮选药剂；
S7，将步骤S6中混合浮选流程的精矿送入分离浮选流程，分离浮选流程包括一段分离粗选、两段分离精选、以及两段分离扫选作业，且在一段分离粗选作业中添加浮选药剂和石灰，在两段分离扫选作业中添加浮选药剂，分离浮选流程的精矿为铜精矿产品，尾矿为硫精矿产品；
S8，将步骤S6中混合浮选流程的尾矿送入由一段磁选、二段磁选和三段磁选组成的三段磁选流程，磁选流程的精矿为铁精矿产品，尾矿为最终尾矿。
优选地，所述步骤S1中原矿粗碎至矿料粒径为125mm以下，然后再中碎至矿料粒径为45mm以下。
优选地，所述步骤S2中X射线分选的矿料粒径为10～45mm，细碎至矿料粒径为25mm以下。
优选地，所述步骤S3中高压辊磨机的辊间压力为10～15MPa、辊间转速为15～25r/min，高压辊磨破碎的产品-0.074mm粒级的质量百分比为13～16%。
优选地，所述步骤S4中悬磁干选的磁场强度为3000GS。
优选地，所述步骤S5中磨矿处理后的产品粒度-0.074mm粒级含量为75~83%，矿浆浓度控制为45～55%，旋流器分级的溢流矿浆浓度控制为45～50%，浮选处理的矿浆浓度控制为38～42%。
优选地，所述步骤S6中混合浮选流程之前添加浮选药剂为40～60g/t的乙黄药和10～20g/t的11号油，在两段混合扫选作业中添加浮选药剂为20～30g/t的乙黄药和5～10g/t的11号油。
优选地，所述步骤S7中在一段分离粗选作业中添加浮选药剂为1～2g/t的 Z-200；在两段分离扫选作业中一段分离扫选添加浮选药剂为1～2g/t的Z-200、二段分离扫选添加浮选药剂为1.5～3g/t的Z-200，分离浮选流程的精矿为铜精矿，尾矿为硫精矿。
优选地，所述步骤S8中三段磁选流程具体设置为一段磁选的磁场强度为1600GS，二段磁选的磁场强度均为1400GS、三段磁选的磁场强度为1200GS。
优选地，所述步骤S7中铜精矿产品的品位为Cu≥22%，回收率为≥86%；硫精矿产品的品位为S≥40%，回收率为≥85%；所述步骤S8中铁精矿产品的品位为Fe≥65%，回收率为≥88%。
本发明提供的技术方案中，通过优化含铜铁矿的选矿工艺，原矿含铜铁矿石经过粗碎、中碎筛分、X射线分选、细碎、高压辊磨筛分、悬磁干选一系列处理后，进入磨矿、浮选和磁选工艺处理，破碎流程的中碎作业筛分后的筛上产品利用X射线分选机进行X射线分选后抛废，抛废率可达15～25%，对筛下产品利用高压辊磨机破碎，高压辊磨产品-0.074mm粒级的质量百分含量比可达到13～16%，再对高压辊磨后的筛上产品进行悬磁干选；磨矿产品-0.074mm粒度可达75～83%，有效提升球磨处理量，提高磨矿效率，降低磨矿成本；进入磨矿、浮选和磁选工艺处理经过磨矿分级、混合浮选、分离浮选以及三段磁选的优化配合处理，获得铜精矿产品的品位为Cu≥22%，回收率为≥86%，硫精矿产品的品位为S≥40%，回收率为≥85%；获得铁精矿产品的品位为Fe≥65%，回收率为≥88%，从而有效提高了铜铁矿石的品位和回收率，同时降低生产成本，提高矿石生产效益，进而提高了矿产资源的利用率。
附图说明
为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图示出的结构获得其他的附图。
图1为本发明提供的含铜铁矿的选矿工艺的流程示意图。
本发明目的的实现、功能特点及优点将结合实施例，参照附图做进一步说明。
具体实施方式
下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅是本发明的一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有作出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
需要说明，若本发明实施例中有涉及方向性指示（诸如上、下、左、右、前、后……），则该方向性指示仅用于解释在某一特定姿态（如附图所示）下各部件之间的相对位置关系、运动情况等，如果该特定姿态发生改变时，则该方向性指示也相应地随之改变。
另外，若本发明实施例中有涉及“第一”、“第二”等的描述，则该“第一”、“第二”等的描述仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示其相对重要性或者隐含指明所指示的技术特征的数量。由此，限定有“第一”、“第二”的特征可以明示或者隐含地包括至少一个该特征。另外，全文中出现的“和/或”的含义，包括三个并列的方案，以“A和/或B”为例，包括A方案、或B方案、或A和B同时满足的方案。另外，各个实施例之间的技术方案可以相互结合，但是必须是以本领域普通技术人员能够实现为基础，当技术方案的结合出现相互矛盾或无法实现时应当认为这种技术方案的结合不存在，也不在本发明要求的保护范围之内。
本发明提供一种含铜铁矿的选矿工艺，该工艺方法能有效回收含铜铁矿中的铜、铁有用金属，提高精矿产品的品位和回收率，提高矿石生产效益，提高矿产资源的利用率，图1为本发明提供的一种含铜铁矿的选矿工艺的一实施例的示意图。
请参阅图1，所述含铜铁矿的组分及百分含量包括：Fe：32.38～36.45%，Cu：0.26～0.36%，S：1.83～2.31%，P：0.053～0.064%，CaO：11.21～11.64%，MgO：4.24～4.87%，Al2O3：4.93～5.28%，SiO2：21.33～21.86%，K2O：1.08～1.12%，Na2O：0.77～0.85%，以及少量的其他元素，所述含铜铁矿的选矿工艺包括以下步骤：
S1，将原矿进行粗碎和中碎后经过筛分，筛孔孔径为13mm；
S2，对步骤S1中筛分后的筛上矿料利用X射线分选机进行X射线分选，分选后的尾矿进入尾矿仓，分选后的精矿经过细碎后再次进行筛分，筛孔孔径为13mm；
S3，对步骤S2中细碎筛分的筛下矿料利用高压辊磨机破碎，破碎后进行筛分，筛孔孔径为3mm；
S4，对步骤S3中高压辊磨后的筛上矿料进行悬磁干选，尾矿进入尾矿仓，精矿返回至高压辊磨机继续破碎；
S5，将步骤S3中高压辊磨后的筛下矿料进行磨矿处理，磨矿处理后的矿浆经过旋流器分级，旋流器分级的溢流矿浆进入浮选处理，旋流器分级的底流沉砂返回磨矿处理；
S6，将步骤S5中旋流器分级的溢流矿浆调节至所需浮选浓度，加入浮选药剂搅拌均匀后进入混合浮选流程，混合浮选流程包括一段混合粗选、两段混合精选、以及两段混合扫选作业，且在两段混合扫选作业中添加浮选药剂；
S7，将步骤S6中混合浮选流程的精矿送入分离浮选流程，分离浮选流程包括一段分离粗选、两段分离精选、以及两段分离扫选作业，且在一段分离粗选作业中添加浮选药剂和石灰，在两段分离扫选作业中添加浮选药剂，分离浮选流程的精矿为铜精矿产品，尾矿为硫精矿产品；
S8，将步骤S6中混合浮选流程的尾矿送入由一段磁选、二段磁选和三段磁选组成的三段磁选流程，磁选流程的精矿为铁精矿产品，尾矿为最终尾矿。
本实施例中，具体地，所述步骤S1中，将原矿利用鄂式破碎机（CC120）对原矿进行粗碎至矿料粒径为125mm以下，然后将粗碎产品利用圆锥破碎机(H6800)进行中碎至矿料粒径为45mm以下；再将中碎后的产品进行筛分，具体的，对中碎产品进行水洗筛分，水洗筛分筛孔孔径为13mm。
本实施例中，具体地，所述步骤S1中，利用X射线分选机进行X射线分选，所述步骤S2中X射线分选的矿料粒径为10～45mm，细碎至矿料粒径为25mm以下。经过X射线抛尾工艺抛废率可达到15%到25%之间，X射线分选精矿中铜和铁的回收率均在98%以上。
X射线分选机是利用X射线荧光原理，根据不同元素的对于源光反射强度不同，将含有有用元素的矿石与废石块分离的一种拣选方法，被分离出来的废石直接进入尾矿仓，有效的降低破碎、磨矿成本，并且X射线分选机易于安装，对厂房的要求不高，并且本身价格不高，从而易于应用在各种选矿厂中。进一步地，更具体地，步骤S2中分选后的精矿采用圆锥破碎机（HP500）进行细碎至矿料粒径为25mm以下，细碎后再次进行13mm粒级筛分。本实施例中，所述步骤S3中高压辊磨机的辊间压力为10～15MPa、辊间转速为15～25r/min，高压辊磨破碎后的矿料粒径为3～5mm，高压辊磨破碎的产品-0.074mm粒级的质量百分比为13～16%。经过高压辊磨破碎，对破碎的产品进行球磨功指数试验，经过高压辊磨破碎的产品邦德球磨功指数为9.61 kwh/t，而常规破碎的产品邦德球磨功指数为11.61kwh/t；对高压辊磨破碎产品做粒度分析试验发现经过高压辊磨的产品-0.074mm粒级的质量百分比可达到13%～16%之间。经过高压辊磨破碎后，物料超细碎效果更好，获得的矿石合格粒级物料含量更高。
本实施例中，所述步骤S4中悬磁干选的磁场强度为3000GS。如此，经过悬磁干选抛尾工艺抛废率可达到15%到25%之间，悬磁干选精矿中铜的回收率在98%以上，铁的回收率在98%以上，提高了悬磁干选的抛尾率，降低了球磨处理的入磨量，从而降低了矿石的选矿成本。
悬磁干选是利用干式悬磁机进行干选，其具体原理为：将待选的矿物经过皮带运输到平料装置的前部，经平料装置将矿物摊平，矿物随皮带运转给到预先吸出装置，将其中的带有磁性的矿物吸到物料层的上部，再随皮带进入再吸出装置，再吸出装置的横向环形皮带上的多极磁系将磁性物料选择性的吸到其环形皮带的下表面，并被环形皮带运出，卸到精矿槽中；矿料输送带上的矿料极大地变薄，而且绝大部分已经是废矿，当其运转到制高点时，无磁性的废石被甩到废料仓，高效的实现分选。
本实施例中，所述步骤S5中磨矿处理后的产品粒度-0.074mm粒级含量为75~83%，矿浆浓度控制为45～55%，旋流器分级的溢流矿浆浓度控制为45～50%，浮选处理的矿浆浓度控制为38～42%。经过高压辊磨破碎后的产品进行磨矿，在磨机运转条件和两段磨矿运转条件相同时，产品-0.074mm粒度可达75～83%之间。采用高压辊磨作为进一步破碎设备，降低了球磨处理的磨矿成本，使矿物获得充分解离，有利于后序磁浮选工艺的处理。
本实施例中，所述步骤S6中混合浮选流程包括铜硫混合浮选和铜硫分离浮选，混合浮选粗选的精矿产品进行两段混合精选，即混合一段精选、混合二段精选，精选尾矿采取阶段返回流程，即尾矿返回上一步再次进行分选，具体地，混合一段精选后精矿进行混合二段精选而尾矿则返回至上一步再次进行混合浮选粗选；混合浮选的尾矿产品进行两段混合扫选，即混合一段扫选、混合二段扫选，扫选精矿采取阶段返回流程，即精矿返回上一步再次进行分选，具体地，混合一段扫选后尾矿进行混合二段扫选而精矿则返回至上一步再次进行混合浮选粗选。
进一步地，本实施例中，所述步骤S6中混合浮选流程之前添加浮选药剂为40～60g/t的乙黄药和10～20g/t的11号油，在两段混合扫选作业中添加浮选药剂为20～30g/t的乙黄药和5～10g/t的11号油。
本实施例中，对第二段混合精选的精矿进行铜硫分离粗选；铜硫分离浮选的精矿产品进行两段分离精选，即一段分离精选，二段分离精选，两段分离精选的尾矿采取阶段返回流程，铜硫分离浮选的尾矿产品进行两段分离扫选，即一段分离扫选，二段分离扫选，两段分离扫选的精矿产品采取阶段返回流程；第二段分离浮选的精矿进入铜精矿大井，得到铜精矿；铜硫分离浮选的尾矿产品进行两段分离扫选，第二段分离扫选的尾矿进入硫精矿大井，得到硫精矿。
进一步地，本实施例中，所述步骤S7中在一段分离粗选作业中添加浮选药剂为1～2g/t的 Z-200；在两段分离扫选作业中一段分离扫选添加浮选药剂为1～2g/t的Z-200、二段分离扫选添加浮选药剂为1.5～3g/t的Z-200，分离浮选流程的精矿为铜精矿，尾矿为硫精矿。更进一步地，铜精矿产品的品位为Cu≥22%，回收率为≥86%；硫精矿产品的品位为S≥40%，回收率为≥85%。
本实施例中，对两段混合扫选的尾矿进行一段磁粗选和两段磁精选的处理工艺，进一步地，三段磁选流程具体设置为一段磁选的磁场强度为1600GS，二段磁选的磁场强度均为1400GS、三段磁选的磁场强度为1200GS，三段磁选的精矿进入铁精矿大井，以上三段的尾矿合并给入到尾矿大井。铁精矿大井的底流产品进行过滤，滤液返回到尾矿大井，过滤获得铁精矿产品。更进一步地，铁精矿产品的品位为Fe≥65%，回收率为≥88%。
本发明提供的技术方案中，通过优化含铜铁矿的选矿工艺，原矿含铜铁矿石经过粗碎、中碎筛分、X射线分选、细碎、高压辊磨筛分、悬磁干选一系列处理后，进入磨矿、浮选和磁选工艺处理，破碎流程的中碎作业筛分后的筛上产品利用X射线分选机进行X射线分选后抛废，抛废率可达15～25%，对筛下产品利用高压辊磨机破碎，高压辊磨产品-0.074mm粒级的质量百分含量比可达到13～16%，再对高压辊磨后的筛上产品进行悬磁干选；磨矿产品-0.074mm粒度可达75～83%，有效提升球磨处理量，提高磨矿效率，降低磨矿成本；进入磨矿、浮选和磁选工艺处理经过磨矿分级、混合浮选、分离浮选以及三段磁选的优化配合处理，获得铜精矿产品的品位为Cu≥22%，回收率为≥86%，硫精矿产品的品位为S≥40%，回收率为≥85%；获得铁精矿产品的品位为Fe≥65%，回收率为≥88%，从而有效提高了铜铁矿石的品位和回收率，同时降低生产成本，提高矿石生产效益，进而提高了矿产资源的利用率。
以下结合具体实施例和附图对本发明的技术方案作进一步详细说明，应当理解，以下实施例仅仅用以解释本发明，不用于限定本发明。
实施例1
所述含铜铁矿的组分及百分含量包括：Fe：32.38%，Cu：0.26%，S：1.83%，P：0.053%，CaO：11.21%，MgO：4.24%，Al2O3：4.93%，SiO2：21.33%，K2O：1.08%，Na2O：0.77%，以及少量的其他元素，所述含铜铁矿的选矿工艺包括以下步骤：
S1，将原矿采用CC120鄂式破碎机进行粗碎，使粗碎产品粒度达到125mm以下，再将粗碎后的产品采用圆锥破碎机H6800进行中碎，使中碎粒度达到45mm以下，再将中碎后的产品水洗筛分，筛孔孔径为13mm。
S2，对步骤S1中筛分后的筛上矿料利用X射线分选机进行X射线分选，X射线分选粒径为10～45mm，分选后的尾矿进入尾矿仓，分选后的精矿经过细碎至20mm以下后再次进行筛分，筛孔孔径为13mm。
S3，对步骤S2中细碎筛分的筛下矿料利用高压辊磨机破碎，高压辊磨机的辊间压力为10MPa，辊间转速为25r/min，破碎至粒径为3mm以下，破碎后进行筛分，筛孔孔径为3mm。
S4，对步骤S3中高压辊磨后的筛上矿料+3mm粒级矿料进行悬磁干选，悬磁干选的磁场强度为3000GS，经过悬磁干选后得到+3mm精矿和+3mm尾矿，尾矿进入尾矿仓，精矿返回至高压辊磨机继续破碎。
S5，将步骤S3中高压辊磨后的筛下矿料进行磨矿处理，磨矿处理后的产品粒度-0.074mm粒级含量为75%，矿浆浓度为45%，经过旋流器分级，旋流器分级的溢流矿浆给矿浓度为45%，进入浮选处理，浮选处理的矿浆浓度控制为38%，旋流器分级的底流沉砂返回磨矿处理。
S6，将步骤S5中旋流器分级的溢流矿浆调节至所需浮选浓度，加入浮选药剂搅拌均匀后进入混合浮选流程，混合浮选流程包括一段混合粗选、两段混合精选、以及两段混合扫选作业，且在两段混合扫选作业中添加浮选药剂，在混合浮选流程之前添加浮选药剂为40g/t的乙黄药和10g/t的11号油，在两段混合扫选作业中添加浮选药剂为20g/t的乙黄药和5g/t的11号油。
S7，将步骤S6中混合浮选流程的精矿送入分离浮选流程，分离浮选流程包括一段分离粗选、两段分离精选、以及两段分离扫选作业，且在一段分离粗选作业中添加浮选药剂和石灰，在两段分离扫选作业中添加浮选药剂，在一段分离粗选作业中添加浮选药剂为1g/t的 Z-200，在两段分离扫选作业中一段分离扫选添加浮选药剂为1g/t的Z-200、二段分离扫选添加浮选药剂为1.5g/t的Z-200；分离浮选流程的精矿为铜精矿产品，铜精矿产品的品位为Cu≥22%，回收率为≥86%，尾矿为硫精矿产品，硫精矿产品的品位为S≥40%，回收率为≥85%。
S8，将步骤S6中混合浮选流程的尾矿送入由一段磁选、二段磁选和三段磁选组成的三段磁选流程，三段磁选流程具体设置为一段磁选的磁场强度为1600GS，二段磁选的磁场强度均为1400GS、三段磁选的磁场强度为1200GS，磁选流程的精矿为铁精矿产品，铁精矿产品的品位为Fe≥65%，回收率为≥88%，尾矿为最终尾矿。
实施例2
所述含铜铁矿的组分及百分含量包括：Fe：36.45%，Cu：0.36%，S：2.31%，P：0.064%，CaO：11.64%，MgO：4.87%，Al2O3：5.28%，SiO2：21.86%，K2O：1.12%，Na2O：0.85%，以及少量的其他元素，所述含铜铁矿的选矿工艺包括以下步骤：
S1，将原矿采用CC120鄂式破碎机进行粗碎，使粗碎产品粒度达到125mm以下，再将粗碎后的产品采用圆锥破碎机H6800进行中碎，使中碎粒度达到45mm以下，再将中碎后的产品水洗筛分，筛孔孔径为13mm。
S2，对步骤S1中筛分后的筛上矿料利用X射线分选机进行X射线分选，X射线分选粒径为10～45mm，分选后的尾矿进入尾矿仓，分选后的精矿经过细碎至20mm以下后再次进行筛分，筛孔孔径为13mm。
S3，对步骤S2中细碎筛分的筛下矿料利用高压辊磨机破碎，高压辊磨机的辊间压力为15MPa，辊间转速为15r/min，破碎至粒径为3mm以下，破碎后进行筛分，筛孔孔径为3mm。
S4，对步骤S3中高压辊磨后的筛上矿料+3mm粒级矿料进行悬磁干选，悬磁干选的磁场强度为3000GS，经过悬磁干选后得到+3mm精矿和+3mm尾矿，尾矿进入尾矿仓，精矿返回至高压辊磨机继续破碎。
S5，将步骤S3中高压辊磨后的筛下矿料进行磨矿处理，磨矿处理后的产品粒度-0.074mm粒级含量为83%，矿浆浓度为55%，经过旋流器分级，旋流器分级的溢流矿浆给矿浓度为55%，进入浮选处理，浮选处理的矿浆浓度控制为42%，旋流器分级的底流沉砂返回磨矿处理。
S6，将步骤S5中旋流器分级的溢流矿浆调节至所需浮选浓度，加入浮选药剂搅拌均匀后进入混合浮选流程，混合浮选流程包括一段混合粗选、两段混合精选、以及两段混合扫选作业，且在两段混合扫选作业中添加浮选药剂，在混合浮选流程之前添加浮选药剂为60g/t的乙黄药和20g/t的11号油，在两段混合扫选作业中添加浮选药剂为30g/t的乙黄药和10g/t的11号油。
S7，将步骤S6中混合浮选流程的精矿送入分离浮选流程，分离浮选流程包括一段分离粗选、两段分离精选、以及两段分离扫选作业，且在一段分离粗选作业中添加浮选药剂和石灰，在两段分离扫选作业中添加浮选药剂，在一段分离粗选作业中添加浮选药剂为2g/t的 Z-200，在两段分离扫选作业中一段分离扫选添加浮选药剂为2g/t的Z-200、二段分离扫选添加浮选药剂为3g/t的Z-200；分离浮选流程的精矿为铜精矿产品，铜精矿产品的品位为Cu≥22%，回收率为≥86%，尾矿为硫精矿产品，硫精矿产品的品位为S≥40%，回收率为≥85%。
S8，将步骤S6中混合浮选流程的尾矿送入由一段磁选、二段磁选和三段磁选组成的三段磁选流程，三段磁选流程具体设置为一段磁选的磁场强度为1600GS，二段磁选的磁场强度均为1400GS、三段磁选的磁场强度为1200GS，磁选流程的精矿为铁精矿产品，铁精矿产品的品位为Fe≥65%，回收率为≥88%，尾矿为最终尾矿。
实施例3
所述含铜铁矿的组分及百分含量包括：Fe：34.48%，Cu：0.30%，S：2.11%，P：0.058%，CaO：11.44%，MgO：4.53%，Al2O3：5.14%，SiO2：21.53%，K2O：1.10%，Na2O：0.81%，以及少量的其他元素，所述含铜铁矿的选矿工艺包括以下步骤：
S1，将原矿采用CC120鄂式破碎机进行粗碎，使粗碎产品粒度达到125mm以下，再将粗碎后的产品采用圆锥破碎机H6800进行中碎，使中碎粒度达到45mm以下，再将中碎后的产品水洗筛分，筛孔孔径为13mm。
S2，对步骤S1中筛分后的筛上矿料利用X射线分选机进行X射线分选，X射线分选粒径为10～45mm，分选后的尾矿进入尾矿仓，分选后的精矿经过细碎至20mm以下后再次进行筛分，筛孔孔径为13mm。
S3，对步骤S2中细碎筛分的筛下矿料利用高压辊磨机破碎，高压辊磨机的辊间压力为13MPa，辊间转速为20r/min，破碎至粒径为3mm以下，破碎后进行筛分，筛孔孔径为3mm。
S4，对步骤S3中高压辊磨后的筛上矿料+3mm粒级矿料进行悬磁干选，悬磁干选的磁场强度为3000GS，经过悬磁干选后得到+3mm精矿和+3mm尾矿，尾矿进入尾矿仓，精矿返回至高压辊磨机继续破碎。
S5，将步骤S3中高压辊磨后的筛下矿料进行磨矿处理，磨矿处理后的产品粒度-0.074mm粒级含量为80%，矿浆浓度为50%，经过旋流器分级，旋流器分级的溢流矿浆给矿浓度为50%，进入浮选处理，浮选处理的矿浆浓度控制为40%，旋流器分级的底流沉砂返回磨矿处理。
S6，将步骤S5中旋流器分级的溢流矿浆调节至所需浮选浓度，加入浮选药剂搅拌均匀后进入混合浮选流程，混合浮选流程包括一段混合粗选、两段混合精选、以及两段混合扫选作业，且在两段混合扫选作业中添加浮选药剂，在混合浮选流程之前添加浮选药剂为50g/t的乙黄药和15g/t的11号油，在两段混合扫选作业中添加浮选药剂为25g/t的乙黄药和8g/t的11号油。
S7，将步骤S6中混合浮选流程的精矿送入分离浮选流程，分离浮选流程包括一段分离粗选、两段分离精选、以及两段分离扫选作业，且在一段分离粗选作业中添加浮选药剂和石灰，在两段分离扫选作业中添加浮选药剂，在一段分离粗选作业中添加浮选药剂为1.5g/t的 Z-200，在两段分离扫选作业中一段分离扫选添加浮选药剂为1.5g/t的Z-200、二段分离扫选添加浮选药剂为2.5g/t的Z-200；分离浮选流程的精矿为铜精矿产品，铜精矿产品的品位为Cu≥22%，回收率为≥86%，尾矿为硫精矿产品，硫精矿产品的品位为S≥40%，回收率为≥85%。
S8，将步骤S6中混合浮选流程的尾矿送入由一段磁选、二段磁选和三段磁选组成的三段磁选流程，三段磁选流程具体设置为一段磁选的磁场强度为1600GS，二段磁选的磁场强度均为1400GS、三段磁选的磁场强度为1200GS，磁选流程的精矿为铁精矿产品，铁精矿产品的品位为Fe≥65%，回收率为≥88%，尾矿为最终尾矿。
实施例1～3中，步骤S4中经过悬磁干选后得到+3mm精矿和+3mm尾矿，测试得到的精矿、尾矿的品位和回收率，结果如表1所示：
表1 +3mm精矿、尾矿品位和回收率
表1中，TFe为全铁、MFe为磁性铁，从表1中可以看出，精矿中TFe、MFe的品位和回收率均比较高，TFe品位达到48%以上，MFe品位达到37%以上，并且磁性铁、铜金属也得到了有效的回收，回收率均达到97%以上。
实施例1～3中，步骤S6中浮选处理经过铜硫混合粗选分别得到混合浮选粗选精矿和混合浮选粗选尾矿，测试得到混合浮选粗选精矿、尾矿的品位和回收率，结果如表2所示：
表2 混合浮选粗选精矿、尾矿的品位和回收率
从表2中可以看出，经过高压辊磨后产品矿物得到充分解离，从而使得尾矿中Fe的回收率达到94%以上，精矿中铜的回收率达到88%以上，硫的回收率均达到86%以上。
实施例1～3中，步骤S7中经过混合浮选分离浮选流程分别得到铜精矿和硫精矿产品，步骤S8中经过磁选流程得到铁精矿产品和尾矿，测试最终产品铁精矿、铜精矿和硫精矿的品位和回收率，结果如表3所示：
表3 最终产品铁精矿、铜精矿和硫精矿的品位和回收率
从表3中可以看出，经过磁选和浮选所得的最终产品铁精矿的品位达到65%以上，回收率达到88%以上；铜精矿的品位达到22%以上，回收率达到86%以上；硫精矿的品位达到40%以上，回收率达到85%以上。
以上所述仅为本发明的优选实施例，并非因此限制本发明的专利范围，凡是在本发明的构思下，利用本发明说明书及附图内容所作的等效结构变换，或直接/间接运用在其他相关的技术领域均包括在本发明的专利保护范围内。
Claims (9)
1.一种含铜铁矿的选矿工艺，所述含铜铁矿的元素组份及百分含量包括：Fe：32.38～36.45%，Cu：0.26～0.36%，S：1.83～2.31%，P：0.053～0.064%，CaO：11.21～11.64%，MgO：4.24～4.87%，Al2O3：4.93～5.28%，SiO2：21.33～21.86%，K2O：1.08～1.12%，Na2O：0.77～0.85%，其特征在于：所述含铜铁矿的选矿工艺包括以下步骤：
S1，将原矿进行粗碎和中碎后经过筛分，筛孔孔径为13mm；
S2，对步骤S1中筛分后的筛上矿料利用X射线分选机进行X射线分选，分选后的尾矿进入尾矿仓，分选后的精矿经过细碎后再次进行筛分，筛孔孔径为13mm；
S3，对步骤S2中细碎筛分的筛下矿料利用高压辊磨机破碎，破碎后进行筛分，筛孔孔径为3mm；
S4，对步骤S3中高压辊磨后的筛上矿料进行悬磁干选，尾矿进入尾矿仓，精矿返回至高压辊磨机继续破碎；
S5，将步骤S3中高压辊磨后的筛下矿料进行磨矿处理，磨矿处理后的产品粒度-0.074mm粒级含量为75~83%，矿浆浓度控制为45～55%，磨矿处理后的矿浆经过旋流器分级，旋流器分级的溢流矿浆浓度控制为45～50%，旋流器分级的溢流矿浆进入浮选处理，浮选处理的矿浆浓度控制为38～42%旋流器分级的底流沉砂返回磨矿处理；
S6，将步骤S5中旋流器分级的溢流矿浆调节至所需浮选浓度，加入浮选药剂搅拌均匀后进入混合浮选流程，混合浮选流程包括一段混合粗选、两段混合精选、以及两段混合扫选作业，且在两段混合扫选作业中添加浮选药剂；
S7，将步骤S6中混合浮选流程的精矿送入分离浮选流程，分离浮选流程包括一段分离粗选、两段分离精选、以及两段分离扫选作业，且在一段分离粗选作业中添加浮选药剂和石灰，在两段分离扫选作业中添加浮选药剂，分离浮选流程的精矿为铜精矿产品，尾矿为硫精矿产品；
S8，将步骤S6中混合浮选流程的尾矿送入由一段磁选、二段磁选和三段磁选组成的三段磁选流程，磁选流程的精矿为铁精矿产品，尾矿为最终尾矿。
2.根据权利要求1所述的一种含铜铁矿的选矿工艺，其特征在于：所述步骤S1中原矿粗碎至矿料粒径为125mm以下，然后再中碎至矿料粒径为45mm以下。
3.根据权利要求1所述的一种含铜铁矿的选矿工艺，其特征在于：所述步骤S2中X射线分选的矿料粒径为10～45mm，细碎至矿料粒径为25mm以下。
4.根据权利要求1所述的一种含铜铁矿的选矿工艺，其特征在于：所述步骤S3中高压辊磨机的辊间压力为10～15MPa、辊间转速为15～25r/min，高压辊磨破碎的产品-0.074mm粒级的质量百分比为13～16%。
5.根据权利要求1所述的一种含铜铁矿的选矿工艺，其特征在于：所述步骤S4中悬磁干选的磁场强度为3000GS。
6.根据权利要求1所述的一种含铜铁矿的选矿工艺，其特征在于：所述步骤S6中混合浮选流程之前添加浮选药剂为40～60g/t的乙黄药和10～20g/t的11号油，在两段混合扫选作业中添加浮选药剂为20～30g/t的乙黄药和5～10g/t的11号油。
7. 根据权利要求1所述的一种含铜铁矿的选矿工艺，其特征在于：所述步骤S7中在一段分离粗选作业中添加浮选药剂为1～2g/t的 Z-200，在两段分离扫选作业中一段分离扫选添加浮选药剂为1～2g/t的Z-200、二段分离扫选添加浮选药剂为1.5～3g/t的Z-200，分离浮选流程的精矿为铜精矿，尾矿为硫精矿。
8.根据权利要求1所述的一种含铜铁矿的选矿工艺，其特征在于：所述步骤S8中三段磁选流程具体设置为一段磁选的磁场强度为1600GS，二段磁选的磁场强度均为1400GS、三段磁选的磁场强度为1200GS。
9.根据权利要求1所述的一种含铜铁矿的选矿工艺，其特征在于：所述步骤S7中铜精矿产品的品位为Cu≥22%，回收率为≥86%；硫精矿产品的品位为S≥40%，回收率为≥85%；所述步骤S8中铁精矿产品的品位为Fe≥65%，回收率为≥88%。
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| PB01 | Publication | ||
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| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
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| GR01 | Patent grant | ||
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