CN1317371A - 铁矿石中极低品位铜综合回收工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种铁矿石中伴生极低品位铜的综合回收工艺，由选矿设备、药剂及工艺构成。使用磨矿细筛磁选把铁精矿分开，混合浮选后在石灰法基础上添加活性炭和腐殖酸钠进行分离浮选使铜精矿与硫精矿分开。
Description
本发明属于矿石的选别，适用于铁矿石中伴生元素铜的回收，尤其是适用于铁矿石中伴生极低品位铜的回收工艺。
目前，铁矿石中伴生极低品位铜(矿石中含铜0.03％以下)的选别，因铜矿物只富集在其它伴生矿物产品中，不能单独加工形成铜精矿产品，对伴生低品位铜的选别方法常采用优先选铜法，石灰法以及氰化法；这三种方法仅将铜矿物富集到其品位在8％～15％之间，且氰化法又造成环境污染。国内在原矿铜品位约为0.06％的情况下获得的铜精矿品位为12％～15％，铜回收率为45％～50％的最好指标。(见《铁矿石伴生自然铜的回收实践与研究》金属矿山1991年1期)。
本发明的目的是要提供一种综合回收工艺，使铁矿石中伴生极低品位铜(0.038％以下)的铜精矿品位大于16％，回收率大于48％的产品指标。
本发明是以如下方式完成的：
把从武钢程潮铁矿东采-206米水平、39～43、-220米水平13～14、25～28、34～38，上5～上49,-232米水平上5～上18所采的矿石按照选矿行业标准进行破碎。在浮选流程中采用活性炭加腐殖酸钠作为主要药剂配方，在选铜时增加了混合浮选和分离浮选。具体工艺流程是，破碎后的原矿经球磨、分级、两级磁选、两级细筛后经第三次磁选即把铁精矿选别出来。分级中返砂(即大部颗粒在0.076mm以上)再进入球磨，再磁选，精矿进入细筛，筛上矿物(即大部分颗粒大于0.076mm以上)又回到第二次球磨，颗粒小于0.076mm的进入第三级磁选中，第二次球磨后再磁选的尾矿浆与第一级、第二级、第三级磁选后的尾矿浆合流作为混合浮选中的混合粗选进料。混合浮选中的混合粗造的精矿排入，混合浮选中的混合精选流程所得精矿排入分离浮选的分离粗选中，分离粗选所得精矿排入分离浮选的分离精选中，这时选得的精矿即为铜精矿。分离精选的尾矿又返回到分离粗选中，分离粗选的尾矿即为硫精矿，混合浮选所得尾矿即为综合尾矿。
在整个工艺流程中采用的设备为目前选矿使用的常规设备，所用药剂为乙黄，二号油、水玻璃、活性炭、腐殖酸钠、Z-200、石灰等。
本发明能使铁矿石中伴生极低品位铜(0.038％以下)的铜精矿品位大于16％，回收率大于48％，且流程简单、操作方便、药剂来源广、易制备、成本低。
图1是本发明的工艺流程示意图
表1是本发明的浮选药剂配伍表
表2是本发明的浮选、工艺流程参数表
图1中：
A表示2700×3600球磨机
A1表示第一球磨机组A2表示第二球磨机组、B表示φ200双螺旋分级机C表示φ600×1200永磁简式磁选机C1表示第一级磁选C2表示第二级磁选C3表示第三级磁选C4表示再磨后的磁选D表示振击细筛D1表示第一级细筛D2表示第二级细筛D3表示第三级细筛E1表示混合浮选的粗选(用20M3浮选机)E2表示混合浮选的精选(用5A浮选机)E3表示分离浮选的粗选E4表示分离浮选的精选1为原矿2为颗粒小于0.076mm的矿物3为大部份颗粒大于0.076mm的矿物4为第一级磁选后的精矿5为第一级磁选后的尾矿6为第二级磁选后的精矿7为第二级磁选后的尾矿8为第一级细筛筛下矿物9为第一级细筛筛上矿物10第二级细筛筛下矿物11为第二级细筛筛上矿物12为第三级磁选后的精矿13为第三级磁选后的尾矿14为再磨后磁选精矿15为再磨后磁选尾矿16为第三级细筛筛下矿物17为第三级细筛筛上矿物18为混合浮选中粗选精矿19为混合浮选中粗选尾矿20为混合浮选中精选精矿21为混合浮选中精选尾矿22为分离浮选中粗选精矿23为分离浮选中粗选尾矿24为分离浮选中精选精矿25为分离浮选中精选尾矿→为矿浆流向KFe为铁精矿Kcu为铜精矿Ks为硫精矿X为综合尾矿
下面结合附图1对本发明作进一步的详细描述；
破碎后的原矿(1)经第一球磨机组(A1)后到分级(B)，占总量50.3％的颗粒小于0.076mm的矿物(2)被送到第一级磁选(C1)，大部分颗粒大于0.076mm以上矿物(3)返回到第一球磨机组(A1)。矿物(2)经第一级磁选(C1)后的精矿(4)再经第二级磁造(C2)后所得精矿(6)被送入第一级细筛(D1)，筛下矿物(8)又送到第二级细筛(D2)，筛下矿物(10)送到笫三级磁选(C3)，这时分离出的精矿(12)即为铁精矿(KFe)。第一级磁选(C1)和第二级磁选(C2)的尾矿浆(5)和(7)及第三级磁选(C3)尾矿(13)混合后送入混合浮选中。第一级细筛(D1)和第二级细筛(D2)的筛上矿物(9)、(11)再送入第二球磨机组(A2)细磨后再经磁选(C4)，所得精矿(14)被送入第三级细筛(D3)，筛下矿物(16)(占总量60％，颗粒小于0.076mm)送至第三级磁选(C3)。筛上矿物(17)(大部份颗粒大于0.076mm)被送入混合浮选中。由于伴生极低品位铜的选别环境要求高、易受重金属离子、表面活性物质与矿泥的干扰，采用活性炭加腐殖酸钠为主的药剂可消除或弱化这种干扰，形成一个人适合伴生低品位铜的选别环境。混合粗选作业6分钟，混合精选作业4分钟，分离粗选作业3分钟，分离精选作业3分钟。浮选药剂配伍情况见表一。
浮选药剂配伍表 表一
经过混合浮选之粗选(E1)所得精矿(18)进入混合浮选之精选(E2)所得精矿(20)进入下道工序分离浮选。混合粗选(E1)及精选(E2)后的尾矿浆(19)、(21)即为综合尾矿(X)。经分离浮选之粗选(E3)的精矿(22)再排入分离浮选之精选(E4)。所得精矿(24)即为铜精矿(Kcu)。分离精选(E4)的尾矿(25)返回到分离粗选(E3)中，分离浮选之粗选(E3)的尾矿(23)即为硫精矿(Ks)。第三级磁选(C3)、混合浮选、分离浮选各作业每产品指标(即浮选，工艺流程参数)见表2。
各作业段产品指标 表二
从表2中可以看了铜精矿(Kcu)品位已达19.49％，铜回收率达48.22％的高指标。
Claims (5)
1、一种用于选别铁矿石中极低品位铜的综合回收工艺，由常规选矿设备、选矿药剂及工艺流程相配合而成，其特征在于工艺流程中使用乙黄药、二号油、水玻璃、活性炭、腐殖酸钠、Z-200、石灰，其用量范围分别为：乙黄药5～25g/t、水玻璃1.4～17.4g/t、活性炭5～25g/t、活性炭6.8～26.8g/t、腐殖酸钠13.7～53.7g/t、Z-200 0.1～1.9g/t、石灰100～300g/t。
2、根据权利要求1所述的一种用于选别矿石中极低品位铜的综合回收工艺，由常规选矿设备、选矿药剂及工艺流程相配合而成，其特征在于选矿药剂的最佳用量为：乙黄药15g/t、二号油9.4g/t、水玻璃15g/t、活性炭16.8g/t、腐殖酸钠33.7g/t、z-200 1.0g/t、石灰200g/t。
3、一种用于选别铁矿石中极低品位铜的综合回收工艺，由常规选矿设备、选矿药剂及工艺流程相配合而成，其特征在于用两级球磨机组(A1)、(A2)、三级磁选(C1)、(C2)、(C3)、三组细筛(D1)、(D2)(D3)把铁精矿(KFe)分选出来，三级磁选(C1)、(C2)、(C3)的尾矿(5)、(7)、(13)合并后经混合浮选(E1)、(E2)和分离浮选(E3)、(E4)把铜精矿(Kcu)和硫精矿(Ks)分选出来。
4、根据权利要求3所述的一种用于选别铁矿石中极低品位铜的综合回收工艺，由常规选矿设备、选矿药剂及工艺流程相配合而成，其特征在于原矿(1)经第一级球磨机组(A1)后分级(B)大部分颗粒大于0.076mm的矿物(3)返回第一级球磨机组(A1)，颗粒小于0.076mm的矿物(2)进入第一级磁选(C1)后经第二级磁选(C2)两级磁选后的精矿(4)、(6)送入两级细筛(D1)、(D2)，筛下矿物(8)、(10)直接进入第三级磁选(C3)，一、二两级磁选后的尾矿(5)、(7)直接排入混合浮选进料中，两级细筛(D1)、(D2)的筛上矿(9)、(11)排入第二级球磨机组(A2)后再磁选(C4)所得精矿(14)经第三次细筛(C3)后，筛下矿物(16)排入第三级磁选(C3)后，所得精矿即为铁精矿(KFe)，细磨再磁选(C4)的尾矿浆(15)与第三级磁选(C3)的尾矿浆(13)一起排入混合浮选进料中，第三级细筛(D3)的筛上矿(17)返回第二级球磨机组(A2)再磨。
5、根据权利要求4所述的一种用于选别铁矿石中极低品位铜的综合回收工艺，由常规选矿设备、选矿药剂和工艺流程相配合而成，其特征在于混合浮选由混合粗选(E1)和混合精选(E2)组成，分离浮选由分离粗选(E3)和分离精选(E4)组成，混合浮选时加入乙黄药搅拌2分钟，二号油搅拌2分钟，混合粗选(E1)作业6分钟，混合精选(E2)作业4分钟；分离浮选时加入水玻璃搅拌2分钟再中入活性炭、腐殖酸钠，加入Z-200搅拌2分钟，加入石灰搅拌12分钟；分离粗选(E3)作业3分钟，分离精选(E4)作业3分钟。混合粗选(E1)所得精矿(20)排入分离粗选(E3)后所得精矿(22)再进行分离精选(E4)得到的精矿即为铜精矿(Ks)，分离浮选的精选(E4)的尾矿浆(25)再返回分离粗选(E3)进料矿浆(20)中，混合浮选的尾矿(19)、(21)即为综合尾矿(X)。
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2000
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