CN114522796A - 一种低品位大理岩型氧化铜矿石预选脱钙的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种低品位大理岩型氧化铜矿石预选脱钙的选矿方法,先对原矿进行预先分级,粗粒级的矿物经洗矿后进入光电预选系统,抛除粗粒级的大理岩矿物,细粒级矿物采用合理的浮选工艺流程和药剂制度,进行浮选预先脱钙,粗细粒级的矿物进行不同工艺进行富集后。本发明利用孔雀石与大理岩型脉石矿物颜色差异的特点,将大理岩型脉石矿物预先抛除。对于光电预选难以处理的细粒级矿物,采用浮选抛除大理岩型脉石矿物,减少进入湿法系统的大理岩矿物。采用该选矿方法,大理岩型脉石矿物抛除率可达到75%以上,铜品位可富集4倍以上,减少了后续工艺的浸出成本,提高了入选品位。
Description
技术领域
本发明涉及冶金化工技术领域,尤其涉及一种用于氧化铜矿石预选脱钙的选矿方法。
背景技术
行业内针对氧化铜矿物常采用浮选、酸浸、生物浸出等工艺回收该类氧化铜资源。浮选工艺是最常见的工艺之一,但由于氧化铜矿物的天然可浮性较差,在浮选过程中要加入大量的活化剂及捕收剂,药剂成本较高,同时铜的综合回收率不高,造成资源的浪费。酸浸、生物浸出等工艺处理氧化铜矿时,一般原矿品位较高,湿法浸出铜综合回收率可达90%以上。我国氧化铜资源大多品位较低,矿物组成复杂,原矿中有部分脉石矿物会影响铜的综合回收率。氧化铜矿原矿铜品位在1.5%以下时,直接进行浮选或者浸出时,成本高、回收率低、经济效益差。我国西北地区、西南地区氧化铜资源丰富,但脉石矿物多为碳酸盐型矿物,在浸出过程中酸耗大,成本高,在浸出过程中会产生大量的气泡,且反应时间较长,影响铜的浸出率,同时会污染现场劳动环境,存在安全隐患。为解决生产存在的问题,改善作业环境,提高铜浸出率,开展低品位大理岩型氧化铜矿石预选脱钙的研究,对提高资源利用率,消除安全隐患,减少碳排放具有重要意义。
发明内容
本发明要解决的技术问题是针对现有技术存在的问题,提供一种更为经济高效、可改善作业环境、能提高铜浸出率、可简化工艺流程的低品位大理岩型氧化铜矿石预选脱钙的选矿方法。
为解决上述技术问题,本发明采用如下技术方案:一种低品位大理岩型氧化铜矿石预选脱钙的选矿方法,该低品位大理岩型氧化铜矿石含铜0.9-1.5%,直接进行浮选或者浸出,成本高,回收率低,经济效益差。选矿设备包括有破碎系统、光电预选系统及浮选系统,选矿过程按以下步骤进行,
1)采用破碎系统对原矿进行粗碎,粗碎后的产品进入中碎,中碎后的产品进行三层振动筛,破碎不达标的矿物返回中碎系统,形成闭路碎矿;经过筛分后得到原矿1、原矿2、原矿3和原矿4;
2)将原矿1、原矿2、原矿3进行分选,经给料系统分别给入洗矿系统后,冲干净原矿表面的粉矿,粉矿与原矿4合并为原矿5;经洗矿系统处理后的原矿1-3进入颜色识别系统,分为绿色的孔雀石和白色的大理岩矿物,识别后的矿物进入喷气执行系统,将绿色的孔雀石与白色的大理岩矿物区分开来,得到精矿1、精矿2、精矿3和尾矿1、尾矿2、尾矿3;
3)原矿5进行采用浮选系统进行分离,将矿石磨细,得到磨矿矿浆,加水调节矿浆浓度为28-33%;
4)往步骤3)得到的磨矿矿浆添加调整剂,调整剂为碳酸钠,作用时间为2~3分钟;加入捕收剂,作用时间为4~5分钟,进行反浮选粗选,得到反浮选粗精矿和反浮选尾矿;
5)将步骤4)得到的反浮选尾矿扫选两次,扫选中矿返回到粗选,扫选尾矿即为精矿4;
6)将步骤4)得到的反浮选粗精矿精选两次,第一次精选中矿返回到粗选,第二次精选中矿返回到第一次精选,第二次精选精矿即为尾矿4。
在步骤1)中,筛孔尺寸分别为30mm、10mm、3mm、1mm,+30mm粒级的矿物返回中碎系统,形成闭路碎矿,经过筛分后得到10-30mm的原矿1,3-10mm的原矿2,1-3mm的原矿3,-1mm的原矿4。
所述光电预选系包括振动给料系统、洗矿系统、颜色识别系统和喷气执行系统。
在步骤4)中添加的捕收剂为油酸、油酸钠、苯甲羟肟酸中的一种或两种或三种药剂组合。
本发明通过将原矿进行破碎后,对粗粒级矿物采用运行成本更低的光电预选系统,利用孔雀石与大理岩型脉石矿物颜色差异的特点,将大理岩型脉石矿物预先抛除。对于光电预选难以处理的细粒级矿物,采用浮选抛除大理岩型脉石矿物,减少进入湿法系统的大理岩矿物。采用该选矿方法,大理岩型脉石矿物抛除率可达到75%以上,铜品位可富集4倍以上,减少后续工艺的浸出成本,提高入选品位,对同类型矿山均有借鉴意义。
附图说明
图1为本发明工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图通过具体实施例对本发明做进一步说明:
实施例1,本实施例以西南地区某大理岩型氧化铜矿石为例,原矿含铜0.93%,铜氧化率80%以上,铜矿物主要为孔雀石,脉石矿物主要为方解石,其中方解石含量80%以上。
按照工艺流程图1,对原矿进行破碎,经筛分后分为10-30mm的原矿1,3-10mm的原矿2,1-3mm的原矿3,-1mm的原矿4,对原矿1、原矿2、原矿3进入光电预选系统,冲干净原矿表面的粉矿,粉矿与原矿4合并为原矿5,洗矿水循环利用。经洗矿系统处理后的原矿1-3进入颜色识别系统,分为绿色的孔雀石和白色的大理岩矿物,识别后的矿物进入喷气执行系统,将绿色孔雀石与白色大理岩矿物区分开来,得到精矿1、精矿2、精矿3和尾矿1、尾矿2、尾矿3。
粉矿与原矿4合并后进行磨细,得到磨矿矿浆,加入碳酸钠,作用时间为2~3分钟,加入油酸,作用时间为4~5分钟,进行反浮选粗选,得到反浮选粗精矿和反浮选尾矿。反浮选尾矿扫选两次,扫选中矿返回到粗选,扫选尾矿即为精矿4。反浮选粗精矿精选两次,第一次精选中矿返回到粗选,第二次精选中矿返回到第一次精选,第二次精选精矿即为尾矿4。结果如下表所示:
实施例1试验结果/%
产品名称 | 产率 | 铜品位 | 回收率 |
精矿1 | 5.86 | 5.38 | 33.98 |
精矿2 | 3.27 | 4.47 | 15.76 |
精矿3 | 4.55 | 4.99 | 24.47 |
精矿4 | 0.73 | 21.33 | 16.78 |
尾矿1 | 33.50 | 0.08 | 2.89 |
尾矿2 | 26.30 | 0.10 | 2.83 |
尾矿3 | 15.50 | 0.11 | 1.84 |
尾矿4 | 10.29 | 0.13 | 1.44 |
原矿 | 100.00 | 0.93 | 100.00 |
实施例2,本实施例以西藏某大理岩型氧化铜矿石为例,原矿含铜1.874%,铜氧化率85%以上,铜矿物主要为孔雀石,脉石矿物主要为方解石,其中方解石含量75%以上。
按照工艺流程图1,对原矿进行破碎,经筛分后分为10-30mm的原矿1,3-10mm的原矿2,1-3mm的原矿3,-1mm的原矿4,对原矿1、原矿2、原矿3进入光电预选系统,冲干净原矿表面的粉矿,粉矿与原矿4合并为原矿5,洗矿水循环利用,经洗矿系统处理后的原矿1-3进入颜色识别系统,分为绿色的孔雀石和白色的大理岩矿物,识别后的矿物进入喷气执行系统,将绿色孔雀石与白色大理岩矿物区分开来,得到精矿1、精矿2、精矿3和尾矿1、尾矿2、尾矿3。
粉矿与原矿4合并后进行磨细,得到磨矿矿浆,加入碳酸钠,作用时间为2~3分钟,加入油酸,作用时间为4~5分钟,进行反浮选粗选,得到反浮选粗精矿和反浮选尾矿。反浮选尾矿扫选两次,扫选中矿返回到粗选,扫选尾矿即为精矿4。反浮选粗精矿精选两次,第一次精选中矿返回到粗选,第二次精选中矿返回到第一次精选,第二次精选精矿即为尾矿4。
实施例二试验结果/%
产品名称 | 产率 | 铜品位 | 回收率 |
精矿1 | 10.35 | 5.885 | 32.51 |
精矿2 | 7.68 | 4.618 | 18.93 |
精矿3 | 5.24 | 5.664 | 15.84 |
精矿4 | 3.47 | 15.66 | 29.00 |
尾矿1 | 24.21 | 0.075 | 0.97 |
尾矿2 | 13.52 | 0.068 | 0.49 |
尾矿3 | 20.34 | 0.097 | 1.05 |
尾矿4 | 15.19 | 0.150 | 1.22 |
原矿 | 100.00 | 1.874 | 100.00 |
采用该发明,低品位大理岩型氧化铜矿石经过预选后,大理岩型脉石矿物抛除率可达到75%以上,铜品位可富集4倍以上,尾矿中损失的铜品位较少,铜资源得到充分的利用。
以上已将本发明做一详细说明,以上所述,仅为本发明之较佳实施例而已,当不能限定本发明实施范围,即凡依本申请范围所作均等变化与修饰,皆应仍属本发明涵盖范围内。
Claims (4)
1.一种低品位大理岩型氧化铜矿石预选脱钙的选矿方法,其特征在于:该低品位大理岩型氧化铜矿石含铜0.9-1.5%,选矿设备包括有破碎系统、光电预选系统及浮选系统,选矿过程按以下步骤进行,
1)采用破碎系统对原矿进行粗碎,粗碎后的产品进入中碎,中碎后的产品进行三层振动筛,破碎不达标的矿物返回中碎系统,形成闭路碎矿;经过筛分后得到原矿1、原矿2、原矿3和原矿4;
2)将原矿1、原矿2、原矿3进行分选,经给料系统分别给入洗矿系统后,冲干净原矿表面的粉矿,粉矿与原矿4合并为原矿5;经洗矿系统处理后的原矿1-3进入颜色识别系统,分为绿色的孔雀石和白色的大理岩矿物,识别后的矿物进入喷气执行系统,将绿色的孔雀石与白色的大理岩矿物区分开来,得到精矿1、精矿2、精矿3和尾矿1、尾矿2、尾矿3;
3)原矿5进行采用浮选系统进行分离,将矿石磨细,得到磨矿矿浆,加水调节矿浆浓度为28-33%;
4)往步骤3)得到的磨矿矿浆添加调整剂,调整剂为碳酸钠,作用时间为2~3分钟;加入捕收剂,作用时间为4~5分钟,进行反浮选粗选,得到反浮选粗精矿和反浮选尾矿;
5)将步骤4)得到的反浮选尾矿扫选两次,扫选中矿返回到粗选,扫选尾矿即为精矿4;
6)将步骤4)得到的反浮选粗精矿精选两次,第一次精选中矿返回到粗选,第二次精选中矿返回到第一次精选,第二次精选精矿即为尾矿4。
2.根据权利要求1所述的低品位大理岩型氧化铜矿石预选脱钙的选矿方法,其特征在于:在步骤1)中,筛孔尺寸分别为30mm、10mm、3mm、1mm,+30mm粒级的矿物返回中碎系统,形成闭路碎矿,经过筛分后得到10-30mm的原矿1,3-10mm的原矿2,1-3mm的原矿3,-1mm的原矿4。
3.根据权利要求1所述的低品位大理岩型氧化铜矿石预选脱钙的选矿方法,其特征在于:所述光电预选系包括振动给料系统、洗矿系统、颜色识别系统和喷气执行系统。
4.根据权利要求1所述的低品位大理岩型氧化铜矿石预选脱钙的选矿方法,其特征在于:在步骤4)中添加的捕收剂为油酸、油酸钠、苯甲羟肟酸中的一种或两种、三种药剂组合。
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