CN109647613B - 一种提高铜铁矿回收浮选技术 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及矿物加工技术领域，具体涉及一种提高铜铁矿回收浮选技术，首先用破粹机对铜铁矿石进行破碎处理，并通过筛分机筛选平均粒度小于12mm的破碎铜铁矿，然后通过将旋流器的重力分级与高频振动筛的强制粒度分级相结合的方式对球磨后的铜铁矿进行粗分离和二次细分级，最后采用铜硫混浮‑铜硫分离‑磁选铁的工艺步骤对浮选矿浆进行分离处理，最终得到铜品位大于18％的铜精矿和铁品位大于62％的铁精矿，本发明的工艺方法可以避免铜铁矿在球磨时容易出现有用矿物“欠磨”，脉石矿物“过磨”的现象，既减少脉石矿物细泥对浮选回收率的影响，又有效的提高目的矿物的回收效率，实现了经济效益与社会效益的双赢。

Description

一种提高铜铁矿回收浮选技术
技术领域
本发明涉及矿物加工技术领域，特别涉及一种提高铜铁矿回收浮选技术。
背景技术
铜和铁都在国民经济中扮演着举足轻重的作用，而同时含有铜和铁的有色金属矿物是这两种金属的主要来源之一。铜铁矿矿物组成复杂，主要产于含铜黄铁矿床，少数在矽卡岩铜矿床中。其中，含铜黄铁矿床的主要金属矿物包括黄铜矿、磁铁矿、黄铁矿、磁黄铁矿、白铁矿、铜蓝、辉铜矿，和绿泥石、白云石等碳酸盐类矿物；矽卡岩矿床的主要金属矿物包括透辉石、石榴子石、蛇纹石等脉石矿物。因此，铜铁矿床中往往含有大量的黄铁矿。铜铁矿的特点表现为：铜矿物与磁铁矿、黄铁矿等共生关系复杂，各种矿物的粒度粗细不均，脉石不同程度分布在铜矿物中，脉石矿物的硬度低、易粉碎。
传统的铜铁矿选矿工艺是先利用球磨机与分级机或旋流器进行分级，分级后达到要求的矿浆则采用“先浮后磁”或“先磁后浮”(即先浮选铜硫，后磁选铁或先磁选铁后浮选铜硫)的工艺进行分离回收目的矿物。由于铜铁矿石中目的矿物的比重大、硬度高，脉石矿物的比重小、硬度低，磨矿过程中往往是脉石已经过磨形成次生矿泥，而目的矿物却未破碎完全，采用旋流器或分级机利用重力差进行粗细分离时，“过磨”的脉石矿物由于重量轻而混入浮选矿浆中，而“欠磨”的目的矿物由于重量较大却被当作尾矿物分离出去，从而影响目的矿物的回收率，降低铜铁矿资源的利用率及矿山的综合效益。
发明内容
为了克服上述现有技术的不足，本发明提出了一种提高铜铁矿回收浮选技术，该技术可以避免铜铁矿在球磨时容易出现有用矿物“欠磨”，脉石矿物“过磨”的现象，有效的增加了铜、硫、铁精矿在浮选矿浆中的可浮选性，提高目的矿物的回收效率。
为了实现上述目的，本发明所采用的技术方案是：
本发明提出了一种提高铜铁矿回收浮选技术，包括以下步骤：
S1.用破粹机对铜铁矿石进行破碎处理，并通过筛分机筛选平均粒度小于12mm的破碎铜铁矿；
S2.将S1步骤中的破碎铜铁矿用皮带运输机以一定的输送速度运送到球磨机中进行磨碎处理，球磨时添加一定量的水，使经磨碎处理后的磨矿的质量浓度为80％，并且使该磨矿中细度为-74μm粒级的含量占25％-30％；
S3.将S2步骤中得到的磨矿转移到旋流器中，经旋流器的作用后使溢流矿浆的质量浓度为34％-40％，沉砂矿浆的质量浓度为80％-84％，并且保证溢流矿浆中细度为-74μm粒级的含量占40％-50％；
S4.在高频振动筛中采用0.1mm孔径的筛网对S3步骤中得到的溢流矿浆进行筛选，经筛选后使筛上矿浆的质量浓度为55％-65％，并且筛上矿浆中细度为-74μm粒级的含量占20％-25％，筛下矿浆的质量浓度为33％-36％，并且筛下矿浆中细度为-74μm粒级的含量占75％-80％；
S5.将S3步骤中的沉砂矿浆以及S4步骤中的筛上矿浆返回S2步骤中的球磨机中，并按照S2步骤中方法进行磨碎处理；
S6.采用铜硫混浮-铜硫分离-磁选铁的工艺步骤对S4步骤中的筛下矿浆进行分离处理：
Z1、铜硫混浮工艺：往S4步骤中的筛下矿浆中分别加入质量浓度为100g/t的第一矿泥分散剂、质量浓度为400g/t的第二矿泥分散剂，质量浓度为100-130g/t的活化剂、质量浓度为80-150g/t的捕收剂，经混浮后分别得到含铜量为1.8％-2.5％、含硫量为30％-38％的铜硫混合精矿和混浮尾矿；
Z2、铜硫分离工艺：往Z1步骤中的铜硫混合精矿中加入质量浓度为2-2.5kg/t的抑制剂，经混浮后分别得到铜品位大于18％的铜精矿和硫品位大于38％的硫精矿；
Z3、将Z1步骤中的混浮尾矿转移到磁选机中进行一粗一精磁选处理，即先采用磁选机在磁场强度为180mT的条件下进行磁粗选，得到粗铁矿，然后再在磁场强度为160mT的条件下对粗铁矿进行磁精选，得铁品位大于62％的铁精矿。
优选的，S1步骤中所述的破碎铜铁矿的最大粒度小于18mm。
优选的，S2步骤中所述的输送速度为100t/h。
优选的，S2步骤中所述的球磨机的转速为17-19.2r/min，返砂比为250％-280％。
优选的，S4步骤中所述的筛网为聚氨酯材质的筛网。
优选的，S4步骤中所述的高频振动筛的振动频率为1500Hz，振幅小于2mm。
优选的，Z1步骤中所述的第一矿泥分散剂和第二矿泥分散剂分别为硫酸铵和六偏磷酸钠。
优选的，Z1步骤中所述的活化剂为硫酸铜。
优选的，Z1步骤中所述的捕收剂为戊基黄药。
优选的，Z2步骤中所述的抑制剂为石灰。
与现有技术相比，本发明的有益效果是：
本发明的工艺方法，在进行铜铁矿石的回收处理时，首先用破粹机和筛分机获取平均粒度小于12mm的破碎铜铁矿，然后相继经过球磨机、旋流器和高频振动筛对矿浆的质量浓度和-74μm粒级在矿浆中的占比进行筛选，最后以质量浓度为33％-36％、-74μm粒级的含量占75％-80％的筛下矿浆进行浮选分离，在该质量浓度和-74μm粒级占比的条件下可以有效增加铜、硫、铁精矿在浮选矿浆中的可浮选性，从而提高目的矿物的回收效率，实现经济效益与社会效益的双赢；同时，将磨矿程度不够的旋流沉砂矿浆和筛上矿浆相继返回球磨、旋流和高频振动步骤中重新进行筛选，经过多次球磨和筛选有利于掌握球磨的程度，避免铜铁矿在球磨时容易出现有用矿物“欠磨”，脉石矿物“过磨”的现象，从而降低脉石矿物在浮选矿浆中的占比，减少脉石矿物细泥对浮选回收率的影响，从而提高了铜铁矿资源的利用率及矿山的综合效益。
具体实施方式
下面对本发明的具体实施方式作进一步说明。在此需要说明的是，对于这些实施方式的说明用于帮助理解本发明，但并不构成对本发明的限定。此外，下面所描述的本发明各个实施方式中所涉及的技术特征只要彼此之间未构成冲突就可以相互组合。
实施例1：
选择江西某选矿厂的铜铁矿石为例，该铜铁矿石的矿物共生关系复杂，矿物硬度变化大，其原矿品位为：铜0.623％、硫10.53％、磁性铁12.44％。采用本发明的工艺方法对其中的铜、硫、铁精矿进行回收，具体回收方法包括以下步骤：
S1.用破粹机对铜铁矿石进行破碎处理，并通过筛分机筛选平均粒度为11.3mm的破碎铜铁矿；
S2.将S1步骤中的破碎铜铁矿用皮带运输机以100t/h的输送速度运送到球磨机(型号为MQG3660)中，并在转速为17r/min，返砂比为250％的参数条件下对这些矿浆进行磨碎处理，球磨时添加一定量的水，使经磨碎处理后的磨矿的质量浓度为80％，并且使该磨矿中细度为-74μm粒级的含量占25％；
S3.将S2步骤中得到的磨矿转移到旋流器(型号为FX660)中，经旋流器的作用后使溢流矿浆的质量浓度为34％，并且在溢流矿浆中细度为-74μm粒级的含量占40％，旋流器沉砂矿浆的质量浓度为80％；
S4.通过高频振动筛(2SG48-60W-5STK型DerRick高频振动筛)在振动频率为1500Hz、振幅为1.5mm的参数条件下采用0.1mm孔径的聚氨酯筛网对S3步骤中得到的溢流矿浆进行筛选，筛上矿浆的质量浓度为55％，并且筛上矿浆中细度为-74μm粒级的含量占20％，筛下矿浆的质量浓度为33％，并且筛下矿浆中细度为-74μm粒级的含量占75％；
S5.将S3步骤中的沉砂矿浆以及S4步骤中的筛上矿浆返回S2步骤中的球磨机中，并按照S2步骤中方法进行磨碎处理；
S6.采用铜硫混浮-铜硫分离-磁选铁的工艺步骤对S4步骤中的筛下矿浆进行分离处理：
Z1、铜硫混浮工艺：往S4步骤中的筛下矿浆中分别加入质量浓度为100g/t的第一矿泥分散剂(硫酸铵)、质量浓度为400g/t的第二矿泥分散剂(六偏磷酸钠)，质量浓度为100g/t的活化剂(硫酸铜)、质量浓度为80g/t的捕收剂(戊基黄药)，经混浮后分别得到含铜量为2.28％、含硫量为36.28％的铜硫混合精矿和混浮尾矿；
Z2、铜硫分离工艺：往Z1步骤中的铜硫混合精矿中加入质量浓度为2kg/t的抑制剂(石灰)，经混浮后分别得到铜品位为18.5％的铜精矿和硫品位为38.4％的硫精矿；
Z3、将Z1步骤中的混浮尾矿转移到磁选机中进行一粗一精磁选处理，即先采用型号为CTB1230的磁选机在磁场强度为180mT的条件下进行磁粗选，得到粗铁矿，然后再采用型号为JCTB1230的磁选机在磁场强度为160mT的条件下对粗铁矿进行磁精选，得铁品位为62.8％的铁精矿。
实施例2：
选择江西某选矿厂的铜铁矿石为例，该铜铁矿石的矿物共生关系复杂，矿物硬度变化大，其原矿品位为：铜0.623％、硫10.53％、磁性铁12.44％。采用本发明的工艺方法对其中的铜、硫、铁精矿进行回收，具体回收方法包括以下步骤：
S1.用破粹机对铜铁矿石进行破碎处理，并通过筛分机筛选平均粒度为11.5mm的破碎铜铁矿；
S2.将S1步骤中的破碎铜铁矿用皮带运输机以100t/h的输送速度运送到球磨机(型号为MQG3660)中，并在转速为18.5r/min，返砂比为260％的参数条件下对这些矿浆进行磨碎处理，球磨时添加一定量的水，使经磨碎处理后的磨矿的质量浓度为80％，并且使该磨矿中细度为-74μm粒级的含量占28％；
S3.将S2步骤中得到的磨矿转移到旋流器(型号为FX660)中，经旋流器的作用后使溢流矿浆的质量浓度为37％，并且在溢流矿浆中细度为-74μm粒级的含量占45％，旋流器沉砂矿浆的质量浓度为82％；
S4.通过高频振动筛(2SG48-60W-5STK型DerRick高频振动筛)在振动频率为1500Hz、振幅为1.7mm的参数条件下采用0.1mm孔径的聚氨酯筛网对S3步骤中得到的溢流矿浆进行筛选，筛上矿浆的质量浓度为60％，并且筛上矿浆中细度为-74μm粒级的含量占22.5％，筛下矿浆的质量浓度为34.5％，并且筛下矿浆中细度为-74μm粒级的含量占78％；
S5.将S3步骤中的沉砂矿浆以及S4步骤中的筛上矿浆返回S2步骤中的球磨机中，并按照S2步骤中方法进行磨碎处理；
S6.采用铜硫混浮-铜硫分离-磁选铁的工艺步骤对S4步骤中的筛下矿浆进行分离处理：
Z1、铜硫混浮工艺：往S4步骤中的筛下矿浆中分别加入质量浓度为100g/t的第一矿泥分散剂(硫酸铵)、质量浓度为400g/t的第二矿泥分散剂(六偏磷酸钠)，质量浓度为115g/t的活化剂(硫酸铜)、质量浓度为120g/t的捕收剂(戊基黄药)，经混浮后分别得到含铜量为2.33％、含硫量为36.26％的铜硫混合精矿和混浮尾矿；
Z2、铜硫分离工艺：往Z1步骤中的铜硫混合精矿中加入质量浓度为2.25kg/t的抑制剂(石灰)，经混浮后分别得到铜品位为18.9％的铜精矿和硫品位为38.5％的硫精矿；
Z3、将Z1步骤中的混浮尾矿转移到磁选机中进行一粗一精磁选处理，即先采用型号为CTB1230的磁选机在磁场强度为180mT的条件下进行磁粗选，得到粗铁矿，然后再采用型号为JCTB1230的磁选机在磁场强度为160mT的条件下对粗铁矿进行磁精选，得铁品位为63.15％的铁精矿。
实施例3：
选择江西某选矿厂的铜铁矿石为例，该铜铁矿石的矿物共生关系复杂，矿物硬度变化大，其原矿品位为：铜0.623％、硫10.53％、磁性铁12.44％。采用本发明的工艺方法对其中的铜、硫、铁精矿进行回收，具体回收方法包括以下步骤：
S1.用破粹机对铜铁矿石进行破碎处理，并通过筛分机筛选平均粒度为11.8mm的破碎铜铁矿；
S2.将S1步骤中的破碎铜铁矿用皮带运输机以100t/h的输送速度运送到球磨机(型号为MQG3660)中，并在转速为19.2r/min，返砂比为280％的参数条件下对这些矿浆进行磨碎处理，球磨时添加一定量的水，使经磨碎处理后的磨矿的质量浓度为80％，并且使该磨矿中细度为-74μm粒级的含量占30％；
S3.将S2步骤中得到的磨矿转移到旋流器(型号为FX660)中，经旋流器的作用后使溢流矿浆的质量浓度为40％，并且在溢流矿浆中细度为-74μm粒级的含量占50％，旋流器沉砂矿浆的质量浓度为84％；
S4.通过高频振动筛(2SG48-60W-5STK型DerRick高频振动筛)在振动频率为1500Hz、振幅为1.9mm的参数条件下采用0.1mm孔径的聚氨酯筛网对S3步骤中得到的溢流矿浆进行筛选，筛上矿浆的质量浓度为65％，并且筛上矿浆中细度为-74μm粒级的含量占25％，筛下矿浆的质量浓度为36％，并且筛下矿浆中细度为-74μm粒级的含量占80％；
S5.将S3步骤中的沉砂矿浆以及S4步骤中的筛上矿浆返回S2步骤中的球磨机中，并按照S2步骤中方法进行磨碎处理；
S6.采用铜硫混浮-铜硫分离-磁选铁的工艺步骤对S4步骤中的筛下矿浆进行分离处理：
Z1、铜硫混浮工艺：往S4步骤中的筛下矿浆中分别加入质量浓度为100g/t的第一矿泥分散剂(硫酸铵)、质量浓度为400g/t的第二矿泥分散剂(六偏磷酸钠)，质量浓度为130g/t的活化剂(硫酸铜)、质量浓度为150g/t的捕收剂(戊基黄药)，经混浮后分别得到含铜量为2.41％、含硫量为37.03％的铜硫混合精矿和混浮尾矿；
Z2、铜硫分离工艺：往Z1步骤中的铜硫混合精矿中加入质量浓度为2.5kg/t的抑制剂(石灰)，经混浮后分别得到铜品位为18.75％的铜精矿和硫品位为38.67％的硫精矿；
Z3、将Z1步骤中的混浮尾矿转移到磁选机中进行一粗一精磁选处理，即先采用型号为CTB1230的磁选机在磁场强度为180mT的条件下进行磁粗选，得到粗铁矿，然后再采用型号为JCTB1230的磁选机在磁场强度为160mT的条件下对粗铁矿进行磁精选，得铁品位为63.33％的铁精矿。
对比例：
对比例同样选择江西某选矿厂的铜铁矿石为例，该铜铁矿石的矿物共生关系复杂，矿物硬度变化大，其原矿品位为：铜0.623％、硫10.53％、磁性铁12.44％。采用传统的工艺方法对其中的铜、硫、铁精矿进行回收，具体回收方法包括以下步骤：
S1.用破粹机对铜铁矿石进行简单破碎后通过皮带运输机以80t/h的输送速度将其输送到球磨机(型号为MQG3660)中，并在转速为15r/min，返砂比为240％的参数条件下对这些矿浆进行磨碎处理；
S2.将S2步骤中磨碎得到的磨矿转移到旋流器(型号为FX660)中，旋流器溢流矿浆的质量浓度为45％，并且在溢流矿浆中细度为-74μm粒级的含量占75％，旋流器沉砂矿浆的质量浓度为80％；
S3.采用铜硫混浮-铜硫分离-磁选铁的工艺步骤对S2步骤中的溢流矿浆进行分离处理：
Z1、铜硫混浮工艺：往S2步骤中的溢流矿浆中分别加入质量浓度为120g/t的硫酸铜作为铜硫活化剂，质量浓度为的130g/t戊基黄药作为捕收剂，经混浮后分别得到含铜量为2.03％、含硫量为33.48％的铜硫混合精矿和混浮尾矿；
Z2、铜硫分离工艺：往Z1步骤中的铜硫混合精矿中加入质量浓度为3.2kg/t的抑制剂(石灰)，经混浮后分别得到铜品位为15.5％的铜精矿和硫品位为34.3％的硫精矿；
Z3、将Z1步骤中的混浮尾矿转移到型号为CTB1230的磁选机中进行磁选，经过2000mT的磁场强度处理后得铁品位为61.51％的铁精矿。
通过上述实施例1-3和对比例可知，与传统的铜铁矿选矿工艺相比，本发明中的铜铁矿选矿工艺可提高铜铁矿中铜、硫、铁精矿回收率，加强资源的综合利用率。
此外，通过对实施例1-3和对比例中的浮选矿浆(即浮选前的矿浆)的细度进行分析还发现，实施例1-3中的+98μm粒级(粗砂成分，浮选时无法利用的粒级)的含量与对比例相比约降低2.2％，有效的降低了“欠磨”现象；同时，实施例1-3中的-30μm粒级(细泥粒级，浮选时也无法利用)的含量与对比例相比约降低7.03％，有效的降低了“过磨”现象。可见，采用本发明的工艺方法，可有效的解决铜铁矿中有用矿物与脉石矿物在磨矿阶段存在的“欠磨”和“过磨”现象，既提高了有用矿物的解离度、又降低了脉石矿物的磨矿程度，从而可降低浮选矿浆中粗砂和细泥对浮选回收率的影响，从而有用矿物的回收效率。
以上对本发明的实施方式作了详细说明，但本发明不限于所描述的实施方式。对于本领域的技术人员而言，在不脱离本发明原理和精神的情况下，对这些实施方式进行多种变化、修改、替换和变型，仍落入本发明的保护范围内。

Claims (10)

1.一种提高铜铁矿回收浮选技术，其特征在于：包括以下步骤：
S1.用破粹机对铜铁矿石进行破碎处理，并通过筛分机筛选平均粒度小于12mm的破碎铜铁矿；
S2.将S1步骤中的破碎铜铁矿用皮带运输机以一定的输送速度运送到球磨机中进行磨碎处理，球磨时添加一定量的水，使经磨碎处理后的磨矿的质量浓度为80％，并且使该磨矿中细度为-74μm粒级的含量占25％-30％；
S3.将S2步骤中得到的磨矿转移到旋流器中，经旋流器的作用后使溢流矿浆的质量浓度为34％-40％，沉砂矿浆的质量浓度为80％-84％，并且保证溢流矿浆中细度为-74μm粒级的含量占40％-50％；
S4.在高频振动筛中采用0.1mm孔径的筛网对S3步骤中得到的溢流矿浆进行筛选，经筛选后使筛上矿浆的质量浓度为55％-65％，并且筛上矿浆中细度为-74μm粒级的含量占20％-25％，筛下矿浆的质量浓度为33％-36％，并且筛下矿浆中细度为-74μm粒级的含量占75％-80％；
S5.将S3步骤中的沉砂矿浆以及S4步骤中的筛上矿浆返回S2步骤中的球磨机中，并按照S2步骤中方法进行磨碎处理；
S6.采用铜硫混浮-铜硫分离-磁选铁的工艺步骤对S4步骤中的筛下矿浆进行分离处理：
Z1、铜硫混浮工艺：往S4步骤中的筛下矿浆中分别加入质量浓度为100g/t的第一矿泥分散剂、质量浓度为400g/t的第二矿泥分散剂，质量浓度为100-130g/t的活化剂、质量浓度为80-150g/t的捕收剂，经混浮后分别得到含铜量为1.8％-2.5％、含硫量为30％-38％的铜硫混合精矿和混浮尾矿；
Z2、铜硫分离工艺：往Z1步骤中的铜硫混合精矿中加入质量浓度为2-2.5kg/t的抑制剂，经铜硫分离浮选后分别得到铜品位大于18％的铜精矿和硫品位大于38％的硫精矿；
Z3、将Z1步骤中的混浮尾矿转移到磁选机中进行一粗一精磁选处理，即先采用磁选机在磁场强度为180mT的条件下进行磁粗选，得到粗铁矿，然后再在磁场强度为160mT的条件下对粗铁矿进行磁精选，得铁品位大于62％的铁精矿。
2.根据权利要求1所述的一种提高铜铁矿回收浮选技术，其特征在于：S1步骤中所述的破碎铜铁矿的最大粒度小于18mm。
3.根据权利要求1所述的一种提高铜铁矿回收浮选技术，其特征在于：S2步骤中所述的输送速度为100t/h。
4.根据权利要求1所述的一种提高铜铁矿回收浮选技术，其特征在于：S2步骤中所述的球磨机的转速为17-19.2r/min，返砂比为250％-280％。
5.根据权利要求1所述的一种提高铜铁矿回收浮选技术，其特征在于：S4步骤中所述的筛网为聚氨酯材质的筛网。
6.根据权利要求1所述的一种提高铜铁矿回收浮选技术，其特征在于：S4步骤中所述的高频振动筛的振动频率为1500Hz，振幅小于2mm。
7.根据权利要求1所述的一种提高铜铁矿回收浮选技术，其特征在于：Z1步骤中所述的第一矿泥分散剂和第二矿泥分散剂分别为硫酸铵和六偏磷酸钠。
8.根据权利要求1所述的一种提高铜铁矿回收浮选技术，其特征在于：Z1步骤中所述的活化剂为硫酸铜。
9.根据权利要求1所述的一种提高铜铁矿回收浮选技术，其特征在于：Z1步骤中所述的捕收剂为戊基黄药。
10.根据权利要求1所述的一种提高铜铁矿回收浮选技术，其特征在于：Z2步骤中所述的抑制剂为石灰。
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