CN217910922U - 一种高氧化率金铜矿石的处理系统 - Google Patents

Abstract

本实用新型涉及一种高氧化率金铜矿石的处理系统，包括铜粗选、铜精选、硫粗选扫选和硫精选；所述铜粗选由4个浮选机串联组成；所述硫粗选扫选由6个浮选机串联组成；所述铜精选由6个浮选机逆向串联组成；所述硫精选由4个浮选机逆向串联组成；铜粗选中的浮选机精矿出口与铜精选一连接；铜精选一精矿出口与铜精选二连接；铜精选二精矿出口与铜精选三连接；铜精选一的第一浮选机尾矿出口与铜粗选中第一浮选机进料口通过泵连接；硫粗选中的精矿与硫精选一连接；硫扫选二中精矿与硫扫选一连接；硫扫选一中的精矿与硫粗选连接；硫精选一中的精矿与硫精选二连接；硫精选一机尾矿出口与硫粗选连接；本实用新型能够提高金银回收率。

Description

一种高氧化率金铜矿石的处理系统

技术领域

本实用新型属于黄金提炼技术领域，具体涉及一种高氧化率金铜矿石的处理系统。

背景技术

浮选是根据矿物颗粒表面物理化学性质的不同，按矿物可浮性的差异进行分选的选矿方法，是通过使用各种药剂来调节各种 矿物颗粒表面和浮选介质的物理化学特性，以扩大各种矿物间的疏水—亲水性差异，提高浮选效率。矿石的浮选过程包括矿浆准备、加药调整、和充气浮选三个作业，矿浆准备包括磨矿、分级、调浆。实际应用中，矿浆的浮选是一个连续的过程，由若干浮选机构成，根据矿石特性分多个循环，每个循环由粗选、精选及扫选作业组成。矿石的浮选效果由矿石浮选特性、设备配置流程及浮选药剂制度共同决定。

高氧化率金铜矿石的处理一直是一个难题。采用单一浮选法处理主要回收氧化率较低部分铜矿石，金富集在铜精矿、硫精矿中，嵌布在高氧化率铜矿石中的金无法回收，导致金回收率偏低，造成资源的浪费。

实用新型内容

为了解决上述技术问题，本实用新型提供一种高氧化率金铜矿石的处理系统，能够提高金银回收率。

具体技术方案为：一种高氧化率金铜矿石的处理系统，包括铜粗选系统、铜精选系统、硫粗选扫选系统和硫精选系统；所述铜粗选系统由4个浮选机串联组成，即上级浮选机的尾矿出口与下级浮选机的进料口连接；铜粗选系统的最后一级浮选机尾矿出口与硫粗选扫选系统的首个浮选机进料口连接；原矿从铜粗选系统的第一浮选机进料口进入；

所述硫粗选扫选系统由6个浮选机串联组成，即上级浮选机的尾矿出口与下级浮选机的进料口连接，前两个浮选机组合为硫粗选系统，中间两个浮选机组合为硫扫选一系统，最后两个浮选机组合为硫扫选二系统；硫扫选二系统的最后一级浮选机尾矿出口为含金精矿，即硫扫选二系统中的第二浮选机尾矿出口与外接浸出系统连接（如CN 213060981U 中公开的浸出槽系统）；

所述铜精选系统由6个浮选机逆向串联组成，即下级浮选机的尾矿出口与上级浮选机的进料口连接，前两个浮选机组合为铜精选一系统，中间两个浮选机组合为铜精选二系统，最后两个浮选机组合为铜精选三系统；

所述硫精选系统由4个浮选机逆向串联组成，即下级浮选机的尾矿出口与上级浮选机的进料口连接，前两个浮选机组合为硫精选一系统，后两个浮选机组合为硫精选二系统；

铜粗选系统中的浮选机精矿出口汇总后与铜精选一系统的第二浮选机进料口连接，铜精选一系统精矿出口汇总后与铜精选二系统的第二浮选机进料口连接，铜精选二系统精矿出口汇总后与铜精选三系统的第二浮选机进料口连接，铜精选三系统精矿出口汇总后为铜精矿，铜精选一系统的第一浮选机尾矿出口与铜粗选系统中第一浮选机进料口连接；

硫粗选系统中的精矿汇总后与硫精选一系统中的第二浮选机进料口连接，硫扫选二系统中精矿汇总后与硫扫选一系统中的第一浮选机进料口连接，硫扫选一系统中的精矿汇总后与硫粗选系统中的第一浮选机进料口连接；

硫精选一系统中的精矿汇总后与硫精选二系统中的第二浮选机进料口连接，硫精选二系统中的精矿汇总后为硫精矿；

硫精选一系统的第一浮选机尾矿出口与硫粗选系统的第一浮选机进料口连接。

上述第一、第二浮选机为从左向右计数。

进一步，铜粗选系统中的浮选机精矿出口汇总后与铜精选一系统的第二浮选机进料口通过泵连接；

铜精选一系统精矿出口汇总后与铜精选二系统的第二浮选机进料口通过泵连接；

铜精选二系统精矿出口汇总后与铜精选三系统的第二浮选机进料口通过泵连接，

铜精选一系统的第一浮选机尾矿出口与铜粗选系统中第一浮选机进料口通过泵连接；

硫粗选系统中的精矿汇总后与硫精选一系统中的第二浮选机进料口通过泵连接；

硫扫选二系统中精矿汇总后与硫扫选一系统中的第一浮选机进料口通过泵连接；

硫扫选一系统中的精矿汇总后与硫粗选系统中的第一浮选机进料口通过泵连接；

硫精选一系统中的精矿汇总后与硫精选二系统中的第二浮选机进料口通过泵连接；

硫精选一系统的第一浮选机尾矿出口与硫粗选系统的第一浮选机进料口通过泵连接。

进一步，铜粗选系统的浮选机为30m³KYF浮选机；铜精选一系统的浮选机为8m³KYF浮选机；铜精选二系统的浮选机为4m³KYF浮选机；铜精选三系统的浮选机为4m³KYF浮选机；硫粗选系统的浮选机为30m³KYF浮选机；硫扫选一系统和硫扫选二系统的浮选机为30m³KYF浮选机；硫精选一系统和硫精选二系统的浮选机为8m³KYF浮选机。

通过本实用新型，对低氧化率铜矿石采用浮选法进行回收，使金银富集在铜精矿、硫精矿中，对高氧化率铜矿石中金采用氰化进行回收，使金回收率大幅提高。

附图说明

图1为本实用新型的设备联系图；

其中，1铜粗选系统（铜粗选）；2铜精选一系统（铜精选一）；3铜精选二系统（铜精选二）；4铜精选三系统（铜精选三）；5硫粗选系统（硫粗选）；6硫扫选一系统（硫扫选一）；7硫扫选二系统（硫扫选二）；8硫精选一系统（硫精选一）；9硫精选二系统（硫精选二）。

具体实施方式

如图1所示的一种高氧化率金铜矿石的处理系统，包括铜粗选系统1、铜精选系统、硫粗选扫选系统和硫精选系统；所述铜粗选系统1由4个浮选机串联组成，即上级浮选机的尾矿出口与下级浮选机的进料口连接；铜粗选系统的最后一级浮选机尾矿出口与硫粗选扫选系统的首个浮选机进料口连接；原矿从铜粗选系统的第一浮选机进料口进入；

所述硫粗选扫选系统由6个浮选机串联组成，即上级浮选机的尾矿出口与下级浮选机的进料口连接，前两个浮选机组合为硫粗选系统5，中间两个浮选机组合为硫扫选一系统6，最后两个浮选机组合为硫扫选二系统7；硫扫选二系统7的最后一级浮选机尾矿出口为含金精矿，即硫扫选二系统7中的第二浮选机尾矿出口与外接浸出系统连接（如CN213060981 U 中公开的浸出槽系统）；

所述铜精选系统由6个浮选机逆向串联组成，即下级浮选机的尾矿出口与上级浮选机的进料口连接，前两个浮选机组合为铜精选一系统2，中间两个浮选机组合为铜精选二系统3，最后两个浮选机组合为铜精选三系统4；

所述硫精选系统由4个浮选机逆向串联组成，即下级浮选机的尾矿出口与上级浮选机的进料口连接，前两个浮选机组合为硫精选一系统8，后两个浮选机组合为硫精选二系统9；

铜粗选系统1中的浮选机精矿出口汇总后与铜精选一系统2的第二浮选机进料口连接，铜精选一系统2精矿出口汇总后与铜精选二系统3的第二浮选机进料口连接，铜精选二系统3精矿出口汇总后与铜精选三系统4的第二浮选机进料口连接，铜精选三系统4精矿出口汇总后为铜精矿，铜精选一系统2的第一浮选机尾矿出口与铜粗选系统1中第一浮选机进料口连接；

硫粗选系统5中的精矿汇总后与硫精选一系统8中的第二浮选机进料口连接，硫扫选二9系统中精矿汇总后与硫扫选一系统8中的第一浮选机进料口连接，硫扫选一系统6中的精矿汇总后与硫粗选系统5中的第一浮选机进料口连接；

硫精选一系统8中的精矿汇总后与硫精选二系统9中的第二浮选机进料口连接，硫精选二系统9中的精矿汇总后为硫精矿；

硫精选一系统8的第一浮选机尾矿出口与硫粗选系统5的第一浮选机进料口连接。

上述第一、第二浮选机为从左向右计数。

进一步，铜粗选系统1中的浮选机精矿出口汇总后与铜精选一系统2的第二浮选机进料口通过泵连接；

铜精选一系统2精矿出口汇总后与铜精选二系统3的第二浮选机进料口通过泵连接；

铜精选二系统3精矿出口汇总后与铜精选三系统4的第二浮选机进料口通过泵连接，

铜精选一系统2的第一浮选机尾矿出口与铜粗选系统1中第一浮选机进料口通过泵连接；

硫粗选系统5中的精矿汇总后与硫精选一系统8中的第二浮选机进料口通过泵连接；

硫扫选二系统9中精矿汇总后与硫扫选一系统8中的第一浮选机进料口通过泵连接；

硫扫选一系统6中的精矿汇总后与硫粗选系统5中的第一浮选机进料口通过泵连接；

硫精选一系统8中的精矿汇总后与硫精选二系统9中的第二浮选机进料口通过泵连接；

硫精选一系统8的第一浮选机尾矿出口与硫粗选系统5的第一浮选机进料口通过泵连接。

进一步，铜粗选系统1的浮选机为30m³KYF浮选机；铜精选一系统2的浮选机为8m³KYF浮选机；铜精选二系统3的浮选机为4m³KYF浮选机；铜精选三系统4的浮选机为4m³KYF浮选机；硫粗选系统5的浮选机为30m³KYF浮选机；硫扫选一系统6和硫扫选二系统7的浮选机为30m³KYF浮选机；硫精选一系统8和硫精选二系统9的浮选机为8m³KYF浮选机。

具体方式为：

1）针对待浮选分离的高氧化率金铜矿石，通过破碎系统破碎至粒度小于20cm，进入磨矿系统，在磨矿浓度为75%~80%条件下将其磨至粒度小于0.074mm达80%~85%后，再调节矿浆浓度为30%~35%；

（2）将经上述（1）所得矿浆引入矿浆搅拌桶，在矿浆搅拌桶中添加石灰7kg/t作为PH值调整剂，添加2#油20g/t作为起泡剂，添加剂BK916 50g/t作为铜捕收剂；

（3）将经上述（2）所得矿浆引入浮选机中进行铜硫浮选。在此过程中，进行一次粗选（时间5分钟），铜粗选采用2个浮选槽，矿浆由铜粗选1#槽至铜粗选2#槽、铜粗选2#槽进入铜粗选3#槽，铜粗选3#槽进入铜粗选4#槽，铜粗选1#槽~4#槽泡沫产品合并为铜粗选精矿，进入下一工序铜精选一2#槽；

（4）为进一步提高精矿品质，需进行精选作业，铜精选作业共分为三个作业段，分别为铜精选一、铜精选二、铜精选三；

（5）铜粗选精矿进入铜精选一2#槽，加入石灰0.5kg/t，铜精选一2#矿浆流向铜精选一1#槽，铜精选一1#槽矿浆流向铜粗选1#槽，铜精选一1#槽和铜精选一2#槽泡沫合并进入铜精选二2#槽；

（6）铜精选二2#槽矿浆流向铜精选二1#槽，铜精选二1#槽矿浆流向铜精选一2#槽，铜精选二1#槽和铜精选二2#槽泡沫合并进入铜精选三2#槽；

（7）铜精选三2#槽矿浆流向铜精选三1#槽，铜精选三1#槽矿浆流向铜精选二2#槽，铜精选三1#槽和铜精选三2#槽泡沫合并为最终产品铜精矿（含金）；

（8）铜粗选矿浆进入铜扫选作业进一步回收矿浆中有价元素，铜扫选作业共分为两个作业段，分别为铜扫选一、铜扫选二；

（9）铜扫选一需添加2#油10g/t、添加剂BK916 20g/t；铜粗选4#槽矿浆进入铜扫选一1#槽，铜扫选一1#槽矿浆流向铜扫选一2#槽，铜扫选一1#槽和铜扫选一2#槽泡沫合并进入硫粗选1#槽；

（10）铜扫选二需添加BK916 10g/t；铜扫选一2#槽矿浆进入铜扫选二1#槽，扫选二1#槽矿浆流向铜扫选二2#槽，铜扫选二1#槽和铜扫选二2#槽泡沫合并进入铜扫选一1#槽；

（11）为进一步回收矿石中有价元素硫，铜扫选二2#槽矿浆进入硫浮选作业。硫浮选作业分为一次粗选、两次扫选、两次精选；

（12）硫浮选一次粗选（时间5分钟），需添加丁基黄药180g/t，2#油20g/t；硫粗选采用2个浮选槽，矿浆由硫粗选1#槽至硫粗选2#槽、硫粗选2#槽进入硫扫选一1#槽，硫粗选1#槽和2#槽泡沫产品合并为硫粗精矿，进入下一工序硫精选一2#槽；

（13）为进一步提高精矿品质，需进行精选作业，硫精选作业共分为两个作业段，分别为硫精选一、硫精选二；

（14）硫粗精矿进入硫精选一2#槽，硫精选一2#矿浆流向硫精选一1#槽，硫精选一1#槽矿浆流向硫粗选1#槽，硫精选一1#槽和硫精选一2#槽泡沫合并进入硫精选二2#槽；

（15）硫精选二2#槽矿浆流向硫精选二1#槽，硫精选二1#槽矿浆流向硫精选一2#槽，硫精选二1#槽和硫精选二2#槽泡沫合并为最终硫精矿；

（16）硫粗选矿浆进入硫扫选作业进一步回收矿浆中有价元素，硫扫选作业共分为两个作业段，分别为硫扫选一、硫扫选二；

（17）硫扫选一需添加2#油10g/t、添加剂丁基黄药80g/t；硫粗选2#槽矿浆进入硫扫选一1#槽，硫扫选一1#槽矿浆流向硫扫选一2#槽，硫扫选一1#槽和硫扫选一2#槽泡沫合并进入硫粗选1#槽；

（18）硫扫选二需添加丁基黄药50g/t；硫扫选一2#槽矿浆进入硫扫选二1#槽，硫扫选二1#槽矿浆流向硫扫选二2#槽，硫扫选二1#槽和硫扫选二2#槽泡沫合并进入硫扫选一1#槽；

（19）硫扫选二矿浆进入浓缩作业，将矿浆浓度浓缩在40%-50%左右，加入125g/t活性炭进行脱药，消除矿浆中浮选药剂对氰化影响；

（20）将脱药后矿浆进行磨矿，磨矿细度-0.038mm占95%以上，进入氰化作业；

（21）在氰化槽中加入石灰20kg/t，氰化钠5kg/t，矿浆液固比3:2，搅拌转速1200r/min，浸出时间36h,将矿浆中金银浸出，得到贵液，浸渣进入尾矿库堆存。

表1 1#样品浮选试验结果（*：g/t）

结果表明：采用现场浮选流程，1#样品可获得品位为Cu：15.98%、Au：54.20g/t、Ag：66.91g/t，回收率为Cu：74.01%、Au：54.20%、Ag：66.91%的铜精矿和品位为S：44.02% 、Au：3.09g/t、Ag：46.80g/t，回收率为S：80.33%、Au：25.19%、Ag：18.46%的硫精矿。

表2 2#样品浮选试验结果（*：g/t）

结果表明：采用浮选流程，2#样品可获得品位为Cu：16.32%、Au：39.46g/t、Ag：594.50g/t，回收率为Cu：44.14%、Au：24.54%、Ag：30.37%的铜精矿和品位为S：39.64% 、Au：4.20g/t、Ag：39.70g/t，回收率为S：66.52%、Au：27.78%、Ag：21.57%的硫精矿。

试验结果：

表3 1#样品氰化结果

结果表明：当磨矿细度为-325目占80%，氰化钠用量为7kg/t时，1#样品金浸出率62.10，银浸出率22.56%。

表4 2#样品氰化结果表

结果表明：当磨矿细度为-325目占80%，氰化钠用量为7kg/t时，2#样品：金浸出率87.33%，银浸出率48.11%。

采用本实用新型工艺

浮选工艺可回收金、银、铜、铁、硫等有价元素，氰化工艺可回收金、银、铁等有价元素，采用单一浮选工艺金、银回收率较低，但可回收铜、硫；采用氰化工艺金、银回收率较浮选工艺高，但铜、硫损失于尾矿中，采用本实用新型工艺对矿石中铜、硫回收同时回收部分金银、经过脱药、磨矿处理后回收尾矿中金银，金银回收率大幅提高。

硫尾矿其表面已粘附有许多选矿药剂，为了达到较好的氰化效果，在进行浮选分离之后，需要进行脱药处理。在混合精矿脱药处理后对流程方案进行试验研究，最后选择较好的方案开展后续试验。选定方案后开展药剂种类及药剂用量试验，在开路粗选所有试验结束后，开展开路精选试验并得出最终流程，应用开路得到的流程及药剂条件开展闭路试验。

采用本实用新型工艺后指标：

表5 1#样品本实用新型工艺试验结果

表6 2#样品本实用新型工艺试验结果

表7 各工艺指标对比表

采用本实用新型工艺后，不但可综合回收各金属，且金银指标有一定幅度提高。

Claims (3)

1.一种高氧化率金铜矿石的处理系统，其特征在于，包括铜粗选系统、铜精选系统、硫粗选扫选系统和硫精选系统；所述铜粗选系统由4个浮选机串联组成，即上级浮选机的尾矿出口与下级浮选机的进料口连接；铜粗选系统的最后一级浮选机尾矿出口与硫粗选扫选系统的首个浮选机进料口连接；原矿从铜粗选系统的第一浮选机进料口进入；

所述硫粗选扫选系统由6个浮选机串联组成，即上级浮选机的尾矿出口与下级浮选机的进料口连接，前两个浮选机组合为硫粗选系统，中间两个浮选机组合为硫扫选一系统，最后两个浮选机组合为硫扫选二系统；硫扫选二系统的最后一级浮选机尾矿出口为含金精矿，即硫扫选二系统中的第二浮选机尾矿出口与外接浸出系统连接；

所述铜精选系统由6个浮选机逆向串联组成，即下级浮选机的尾矿出口与上级浮选机的进料口连接，前两个浮选机组合为铜精选一系统，中间两个浮选机组合为铜精选二系统，最后两个浮选机组合为铜精选三系统；

所述硫精选系统由4个浮选机逆向串联组成，即下级浮选机的尾矿出口与上级浮选机的进料口连接，前两个浮选机组合为硫精选一系统，后两个浮选机组合为硫精选二系统；

铜粗选系统中的浮选机精矿出口汇总后与铜精选一系统的第二浮选机进料口连接，铜精选一系统精矿出口汇总后与铜精选二系统的第二浮选机进料口连接，铜精选二系统精矿出口汇总后与铜精选三系统的第二浮选机进料口连接，铜精选三系统精矿出口汇总后为铜精矿，铜精选一系统的第一浮选机尾矿出口与铜粗选系统中第一浮选机进料口连接；

硫粗选系统中的精矿汇总后与硫精选一系统中的第二浮选机进料口连接，硫扫选二系统中精矿汇总后与硫扫选一系统中的第一浮选机进料口连接，硫扫选一系统中的精矿汇总后与硫粗选系统中的第一浮选机进料口连接；

硫精选一系统中的精矿汇总后与硫精选二系统中的第二浮选机进料口连接，硫精选二系统中的精矿汇总后为硫精矿；

硫精选一系统的第一浮选机尾矿出口与硫粗选系统的第一浮选机进料口连接。

2.如权利要求1所述的高氧化率金铜矿石的处理系统，其特征在于，铜粗选系统中的浮选机精矿出口汇总后与铜精选一系统的第二浮选机进料口通过泵连接；

铜精选一系统精矿出口汇总后与铜精选二系统的第二浮选机进料口通过泵连接；

铜精选二系统精矿出口汇总后与铜精选三系统的第二浮选机进料口通过泵连接，

铜精选一系统的第一浮选机尾矿出口与铜粗选系统中第一浮选机进料口通过泵连接；

硫粗选系统中的精矿汇总后与硫精选一系统中的第二浮选机进料口通过泵连接；

硫扫选二系统中精矿汇总后与硫扫选一系统中的第一浮选机进料口通过泵连接；

硫扫选一系统中的精矿汇总后与硫粗选系统中的第一浮选机进料口通过泵连接；

硫精选一系统中的精矿汇总后与硫精选二系统中的第二浮选机进料口通过泵连接；

硫精选一系统的第一浮选机尾矿出口与硫粗选系统的第一浮选机进料口通过泵连接。

3.如权利要求1所述的高氧化率金铜矿石的处理系统，其特征在于，铜粗选系统的浮选机为30m³KYF浮选机；铜精选一系统的浮选机为8m³KYF浮选机；铜精选二系统的浮选机为4m³KYF浮选机；铜精选三系统的浮选机为4m³KYF浮选机；硫粗选系统的浮选机为30m³KYF浮选机；硫扫选一系统和硫扫选二系统的浮选机为30m³KYF浮选机；硫精选一系统和硫精选二系统的浮选机为8m³KYF浮选机。

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