CN113304876A - 一种含铜高硫磁铁矿石的选矿方法 - Google Patents
一种含铜高硫磁铁矿石的选矿方法 Download PDFInfo
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Abstract
本发明公开了一种含铜高硫磁铁矿石的选矿方法，用于原矿铁品位在30％～40％之间、硫含量在1.5％～3.0％之间、铜品位在0.04％～0.10％之间的含铜高硫磁铁矿石的选矿，采用以下步骤：(1)破碎后的含铜高硫磁铁矿石磨前预选；(2)预选粗精矿进行一段磨矿分级‑弱磁选；(3)一次磁选精矿进行二段磨矿分级‑弱磁选；(4)弱磁选综合尾矿进行中矿隔渣‑浓缩脱泥；(5)浓缩大井底流进行混合浮选；(6)混合浮选精矿再磨后进行铜硫分离浮选。本发明在减少入磨矿量和磨矿能耗的同时降低了铜、硫等有价元素损失，排除粗粒级尾矿对浮选压槽和细粒级对混合浮选的药剂消耗和铜硫精矿难以达标的不利影响，并解决了超细粒级对提高尾矿充填浓度导致矿浆流动性差的问题。
Description
技术领域
本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种含铜高硫磁铁矿石的选矿方法，特别适合于处理原矿铁品位在30％～40％之间、硫品位在1.5％～3.0％之间、铜品位在0.04％～0.10％之间的含铜高硫磁铁矿石。
背景技术
高硫磁铁矿石的常用选矿工艺流程有阶段磨矿-先磁后浮、阶段磨矿-先浮后磁两种，一般获得铁精矿、硫精矿两种产品。
因矿石中含硫，采用磨前预选会导致部分硫的损失，所以高硫磁铁矿石通常都没有采用磨前预选，而是原矿破碎后全部入磨，导致磨矿能耗较高；其次，高硫磁铁矿石中一般都含有铜，因铜品位过低在采矿过程中往往未考虑回收，很大程度上造成了战略资源铜的浪费。专利CN111715396A公开了一种含铜磁铁矿湿式预选磨矿分级***及其预选工艺，其中包括了磨前预选工艺，也进行了铜的回收，但是在混合浮选前并未进行浓缩脱泥，粗粒级和细粒级对混合浮选有不利影响，且超细粒级对尾矿充填存在不利影响。
因此，如何高效地对含铜高硫磁铁矿石进行选矿，控制较低的硫含量并获得较高的合格铜精矿产品，是目前迫切需要解决的技术问题。
发明内容
本发明的目的就是针对现有技术中存在的上述问题，而提供一种含铜高硫磁铁矿石的选矿方法。
为实现本发明的上述目的，本发明一种含铜高硫磁铁矿石的选矿方法采用的技术方案是：本发明一种含铜高硫磁铁矿石的选矿方法，用于原矿铁品位在30％～40％之间、硫品位在1.5％～3.0％之间、铜品位0.04％～0.10％之间的高硫磁铁矿石，采用以下步骤：
(1)破碎后的含铜高硫磁铁矿石磨前预选
对含铜高硫磁铁矿石的破碎产品进行磨前预选，预选的尾矿进行筛分分级，筛上产品作为建材产品，筛下产品与后续弱磁选的尾矿合并进入中矿隔渣-浓缩脱泥作业；
所述磨前预选采用重磁拉选矿机(1400*3550型)，预选尾矿分级采用直线振动筛(ZJK-1837型)，筛孔尺寸为1mm；
(2)预选粗精矿进行一段磨矿分级-弱磁选
预选粗精矿进行筛分脱水，筛上产品进一段磨矿，筛下产品与一段球磨排矿进一段旋流器分级，旋流器分级沉砂返回一段磨矿形成闭路，一段旋流器溢流进行一次弱磁选；
所述预选粗精矿脱水采用直线振动筛(ZJK-2445型)，筛孔尺寸为2mm；一段磨矿采用溢流型球磨机(MQY-3660型)，一段分级采用水力旋流器(FX660-GX*2)，控制旋流器溢流粒度为-200目50％～55％范围；一次弱磁选采用湿式永磁筒式磁选机，磁感应强度控制在0.18～0.20特斯拉范围；
(3)一次弱磁选精矿进行二段磨矿分级-弱磁选
一次弱磁选精矿进行高频细筛分级，筛上产品进入浓缩磁选1，浓缩磁选1尾矿进入中矿隔渣-浓缩脱泥作业；浓缩磁选1精矿进二段磨矿，二段球磨排矿返回高频细筛形成闭路；
筛下产品进行二次、三次弱磁选，三次弱磁选精矿进浓缩磁选2获得合格铁精矿，二、三次弱磁选尾矿进入中矿隔渣-浓缩脱泥作业，浓缩磁选2尾矿进压滤；
所述高频细筛采用重叠式高频细筛(56型)，控制高频细筛筛下产品粒度为-200目70％～75％；二次、三次弱磁选、浓缩磁选1、浓缩磁选2采用湿式永磁筒式磁选机，其中二次弱磁选磁感应强度控制在0.18～0.20特斯拉，三次弱磁选磁感应强度控制在0.16～0.18特斯拉，浓缩磁选1、2磁感应强度控制在0.30～0.35特斯拉范围；
(4)弱磁选综合尾矿进行中矿隔渣～浓缩脱泥
所述弱磁选综合尾矿由步骤(1)所述预选尾矿的筛下产品和步骤(2)(3)所述一、二、三次弱磁选尾矿以及步骤(3)所述浓缩磁选1尾矿组成，对弱磁选综合尾矿进行中矿隔渣-浓缩脱泥，分离隔渣后，对浓缩脱除矿泥进压滤，浓缩大井底流进混合浮选；
所述隔渣采用直线振动筛(TLZS-3060型)，筛孔尺寸为1mm，浓缩脱泥采用高效浓缩机(NXT-65型)；
(5)浓缩大井底流进行混合浮选
将步骤(4)中的浓缩大井底流进行混合浮选，混合浮选尾矿为总尾矿进充填，混合浮选精矿进后续铜硫分离浮选；
所述混合浮选采用一次粗选、一次精选、二次扫选；
所述一次粗选、二次扫选均采用充气式机械搅拌浮选机(CLF-30)；一次精选采用充气式机械搅拌浮选机(CLF-8)；
所述混合浮选中硫化矿的高效捕收剂采用AT-608，所使用的起泡剂采用2#油；按照所述混合浮选给矿的干矿量计，粗选药剂用量：AT-608用量为60～80g/t，起泡剂2#油用量为25～30g/t；一次扫选药剂用量：AT-608用量为30～40g/t，起泡剂2#油用量为15～20g/t；二次扫选药剂用量：AT-608用量为30～40g/t，起泡剂2#油用量为15～20g/t；
(6)混合浮选精矿再磨后进行铜硫分离浮选
将步骤(5)中的混合浮选精矿再磨后进行铜硫分离浮选，分离浮选精矿为铜精矿，分离浮选尾矿为硫精矿；
混合浮选精矿再磨采用溢流型球磨机(MQY2740型)，再磨分级采用水力旋流器(FX250-PU*4)，控制旋流器溢流粒度-200目75％～85％；
所述分离浮选采用一次粗选、二次精选、二次扫选；
所述一次粗选、二次扫选均采用自吸式机械搅拌浮选机(BF-8)；二次精选采用自吸式机械搅拌浮选机(BF-4)；
所述分离浮选采用石灰为黄铁矿的抑制剂，按照分离浮选给矿的干矿量计，石灰用量：粗选为3000～4000g/t、一次精选1500～2000g/t、二次精选750～1000g/t、一次扫选1500～2000g/t、二次扫选1500～2000g/t。
与现有技术相比，本发明一种含铜高硫磁铁矿石的选矿方法具有如下优点：
(1)在含铜高硫磁铁矿石的选矿工艺中采用磨前预选，减少了入磨矿量，降低了磨矿能耗。
(2)磨前预选尾矿采用直线筛筛分分级，既获得了部分建材产品，又减少了铜、硫等有价元素的损失。
(3)混合浮选前对磁选综合尾矿采用隔渣-浓缩脱泥，排除了粗粒级尾矿对浮选压槽和细粒级对混合浮选的药剂消耗和铜硫精矿难以达标的不利影响，并排除了超细粒级对提高尾矿充填浓度导致矿浆流动性差的不利影响。
(4)本方法兼顾回收了原矿中的低品位铜，在原矿中含铜0.04％～0.10％的条件下，获得了铜品位大于18.0％的合格铜精矿产品。
附图说明
图1为本发明一种含铜高硫磁铁矿石的选矿方法的工艺流程图。
图2为本发明一种含铜高硫磁铁矿石的选矿方法的实施例全流程数质量流程图。
具体实施方式
为描述本发明，下面结合附图和实施例对本发明一种含铜高硫磁铁矿石的选矿方法做进一步详细说明。
本实施例中所用的含铜高硫磁铁矿石取自安徽某铁矿，原矿化学多元素分析结果见表1，铁物相分析结果见表2，硫物相分析结果见表3，铜物相分析结果见表4。
表1含铜高硫磁铁矿石化学多元素分析结果
| 化验项目 | TFe | SiO2 | Al2O3 | CaO | MgO |
| 含量(％) | 35.60 | 21.59 | 5.01 | 6.42 | 6.27 |
| S | P | K<sub>2</sub>O | Na<sub>2</sub>O | MnO | TiO2 |
| 2.01 | 0.043 | 1.1 | 0.37 | 0.57 | 0.248 |
| V<sub>2</sub>O<sub>5</sub> | Cu | ZnO | Cr<sub>2</sub>O<sub>3</sub> | NiO | / |
| 0.014 | 0.04 | 0.128 | 0.024 | <0.005 | / |
表2含铜高硫磁铁矿石铁物相分析结果(％)
| 铁相 | 铁相含铁量 | 占有率 |
| 磁铁矿之铁 | 28.50 | 80.04 |
| 磁黄铁矿之铁 | 0.01 | 0.02 |
| 黄铁矿之铁 | 1.58 | 4.43 |
| 赤铁矿之铁 | 3.93 | 11.04 |
| 碳酸铁之铁 | 0.99 | 2.77 |
| 硅酸铁之铁 | 0.60 | 1.69 |
| 合计 | 35.61 | 100.00 |
表3含铜高硫磁铁矿石硫物相分析结果(％)
| 相别 | 含量 | 占有率 |
| 单质硫 | 0.01 | 0.52 |
| 硫化物之硫 | 1.35 | 70.31 |
| 硫酸盐之硫 | 0.56 | 29.17 |
| 全硫 | 1.92 | 100.00 |
表4含铜高硫磁铁矿石铜物相分析结果(％)
| 矿相名称 | 铜相含铜量 | 占有率 |
| 自由氧化铜 | 0.004 | 8.82 |
| 结合氧化铜 | 0.005 | 11.76 |
| 原生硫化铜 | 0.026 | 64.71 |
| 次生硫化铜 | 0.006 | 14.71 |
| 总铜 | 0.040 | 100.00 |
由图1所示的一种含铜高硫磁铁矿石的选矿方法的工艺流程图及图2所示的发明一种含铜高硫磁铁矿石的选矿方法的实施例全流程数质量流程图看出，本发明一种含铜高硫磁铁矿石的选矿方法采用以下步骤：
(1)破碎后的含铜高硫磁铁矿石-12mm进行磨前预选
对含铜高硫磁铁矿石的破碎产品-12mm进行磨前预选，预选的尾矿进行筛分分级，筛上产品作为建材产品，筛下产品与后续弱磁选的尾矿合并进入中矿隔渣-浓缩脱泥作业；
所述含铜高硫磁铁矿石-12mm指粒径在12mm范围内的筛下产品；
所述磨前预选采用重磁拉选矿机(1400*3550型)，预选尾矿分级采用直线振动筛(ZJK-1837型)；
(2)预选粗精矿进行一段磨矿分级～弱磁选
预选粗精矿进行筛分脱水，筛上产品进一段磨矿，筛下产品与一段球磨排矿进一段旋流器分级，旋流器分级沉砂返回一段磨矿形成闭路，一段旋流器溢流进行一次弱磁选；
所述预选粗精矿脱水采用直线振动筛(ZJK-2445型)，一段磨矿采用溢流型球磨机(MQY-3660型)，一段分级采用水力旋流器(FX660-GX*2)，控制旋流器溢流粒度在-200目50％～55％范围，一次弱磁选采用湿式永磁筒式磁选机，磁感应强度控制在0.18～0.20特斯拉范围；
(3)一次弱磁选精矿进行二段磨矿分级-弱磁选
一次弱磁选精矿进行高频细筛分级，筛上产品进行浓缩磁选1，浓缩磁选1尾矿进中矿隔渣-浓缩脱泥作业；浓缩磁选1精矿进二段磨矿，二段球磨排矿返回高频细筛形成闭路；
筛下产品进行二次、三次弱磁选，三次弱磁选精矿进浓缩磁选2获得合格铁精矿，二、三次磁选尾矿进中矿隔渣-浓缩脱泥，浓缩磁选2尾矿进压滤；
所述高频细筛采用重叠式高频细筛(56型)，控制高频细筛筛下产品粒度在-200目70％～75％范围，二段磨矿采用溢流型球磨机(MQY-3660型)；二次、三次弱磁选、浓缩磁选1、浓缩磁选2采用湿式永磁筒式磁选机，其中二次弱磁选磁感应强度控制在0.18～0.20特斯拉，三次弱磁选磁感应强度控制在0.16～0.18特斯拉，浓缩磁选1、2磁感应强度控制在0.30～0.35特斯拉范围；
(4)弱磁选综合尾矿进行中矿隔渣-浓缩脱泥
所述弱磁选综合尾矿由步骤(1)所述预选尾矿的筛下产品和步骤(2)(3)所述一、二、三次弱磁选尾矿以及步骤(3)所述浓缩磁选1尾矿组成，对弱磁选综合尾矿进行中矿隔渣-浓缩脱泥，分离隔渣后，对浓缩脱除矿泥进压滤，浓缩大井底流进混合浮选；
所述隔渣采用直线振动筛(TLZS-3060型)，浓缩脱泥采用高效浓缩机(NXT-65型)；
(5)浓缩大井底流进行混合浮选
将步骤(4)中的浓缩大井底流进行混合浮选，混合浮选尾矿为总尾矿进充填，混合浮选精矿进后续铜硫分离浮选；
所述混合浮选采用一次粗选、一次精选、二次扫选；
所述一次粗选、二次扫选均采用充气式机械搅拌浮选机(CLF-30)；一次精选采用充气式机械搅拌浮选机(CLF-8)；
所述混合浮选中硫化矿的高效捕收剂采用AT-608，所使用的起泡剂采用2#油；按照所述混合浮选给矿的干矿量计，粗选药剂用量：AT-608用量为60g/t，起泡剂2#油用量为25g/t；一次扫选药剂用量：AT-608用量为30g/t，起泡剂2#油用量为15g/t；二次扫选药剂用量：AT-608用量为30g/t，起泡剂2#油用量为15g/t；
(6)混合浮选精矿再磨后进行铜硫分离浮选
将步骤(5)中的混合浮选精矿再磨后进行铜硫分离浮选，分离浮选精矿为铜精矿，分离浮选尾矿为硫精矿；
所述混合浮选精矿再磨采用溢流型球磨机(MQY2740型)，再磨分级采用水力旋流器(FX250-PU*4)，控制旋流器溢流粒度-200目75％～85％；
所述分离浮选采用一次粗选、二次精选、二次扫选；
所述一次粗选、二次扫选均采用自吸式机械搅拌浮选机(BF-8)；二次精选采用自吸式机械搅拌浮选机(BF-4)；
所述分离浮选采用石灰为黄铁矿的抑制剂，按照分离浮选给矿的干矿量计，石灰用量：粗选为3000g/t、一次精选1500g/t、二次精选750g/t、一次扫选1500g/t、二次扫选1500g/t；
与现有技术相比，本发明一种含铜高硫磁铁矿石的选矿方法具有如下优点：
(1)首次在含铜高硫磁铁矿石的选矿工艺中采用磨前预选，减少了入磨矿量，降低了磨矿能耗；
(2)磨前预选尾矿采用直线筛筛分分级，既获得了部分建材产品，又减少了铜、硫等有价元素的损失；
(3)混合浮选前对磁选综合尾矿进行中矿隔渣-浓缩脱泥作业，排除了粗粒级尾矿对浮选压槽和细粒级对混合浮选的药剂消耗和铜硫精矿难以达标的不利影响，并排除了超细粒级对提高尾矿充填浓度导致矿浆流动性差的不利影响。
(4)本方法兼顾回收了原矿中的低品位铜，在原矿中含铜0.04％～0.10％的条件下，获得了铜品位大于18.0％的合格铜精矿产品。
由图2所示的本发明的实施例全流程数质量流程图看出，采用本发明处理含铜高硫磁铁矿石，在原矿铁品位35.14％、硫品位1.90％、铜品位0.044％的条件下，可获得产率7.29％、铁品位仅6.73％的建材产品；可获得铁品位65.19％、TS0.21％的铁精矿；可获得产率为0.11％，铜品位19.62％的铜精矿；还可获得产率2.18％、硫品位45.68％的硫精矿。本发明实现了含铜高硫磁铁矿石中铁、铜、硫、建材资源的综合利用，将有价资源近乎“吃干榨尽”，而且不需要尾矿库，消除了尾矿库这一重大危险源，经济效益、社会效益、环境效益显著。
Claims (9)
1.一种含铜高硫磁铁矿石的选矿方法，用于处理原矿铁品位在30％～40％之间、硫品位在1.5％～3.0％之间、铜品位在0.04％～0.10％之间的含铜高硫磁铁矿石的选矿，其特征在于，所述选矿方法采用以下步骤：
(1)破碎后的含铜高硫磁铁矿石磨前预选
对含铜高硫磁铁矿石的破碎产品进行磨前预选，预选的尾矿进行筛分分级，筛上产品作为建材产品，筛下产品与后续弱磁选的尾矿合并进入中矿隔渣-浓缩脱泥作业；
(2)预选粗精矿进行一段磨矿分级-弱磁选
预选粗精矿进行筛分脱水，筛上产品进一段磨矿，筛下产品与一段球磨排矿进一段旋流器分级，旋流器分级沉砂返回一段磨矿形成闭路，一段旋流器溢流进行一次弱磁选；
(3)一次弱磁选精矿进行二段磨矿分级-弱磁选
一次弱磁选精矿进行高频细筛分级，筛上产品进入浓缩磁选1，浓缩磁选1尾矿进入中矿隔渣-浓缩脱泥作业；浓缩磁选1精矿进二段磨矿，二段球磨排矿返回高频细筛形成闭路；
筛下产品进行二次、三次弱磁选，三次弱磁选精矿进浓缩磁选2获得合格铁精矿，二、三次弱磁选尾矿进入中矿隔渣-浓缩脱泥作业，浓缩磁选2尾矿进压滤；
(4)弱磁选综合尾矿进行中矿隔渣-浓缩脱泥
所述弱磁选综合尾矿由步骤(1)所述预选尾矿的筛下产品和步骤(2)(3)所述一、二、三次弱磁选尾矿以及步骤(3)所述浓缩磁选1尾矿组成，对弱磁选综合尾矿进行中矿隔渣-浓缩脱泥，分离隔渣后，对浓缩脱除矿泥进压滤，浓缩大井底流进混合浮选；
(5)浓缩大井底流进行混合浮选
将步骤(4)中的浓缩大井底流进行混合浮选，混合浮选尾矿为总尾矿进充填，混合浮选精矿进后续铜硫分离浮选；
(6)混合浮选精矿再磨后进行铜硫分离浮选
将步骤(5)中的混合浮选精矿再磨后进行铜硫分离浮选，分离浮选精矿为铜精矿，分离浮选尾矿为硫精矿。
2.如权利要求1所述的一种含铜高硫磁铁矿石的选矿方法，其特征在于，步骤(1)中所述磨前预选采用重磁拉选矿机，预选尾矿分级采用直线振动筛，筛孔尺寸为0.5～2mm。
3.如权利要求1所述的一种含铜高硫磁铁矿石的选矿方法，其特征在于，步骤(2)中所述预选粗精矿脱水采用直线振动筛，筛孔尺寸为2mm；一段磨矿采用溢流型球磨机，一段分级采用水力旋流器，控制旋流器溢流粒度范围为-200目50％～55％之间，磁感应强度控制在0.18～0.20特斯拉范围之间。
4.如权利要求1所述的一种含铜高硫磁铁矿石的选矿方法，其特征在于，步骤(3)中所述高频细筛采用重叠式高频细筛，控制高频细筛筛下产品粒度为-200目70％～75％；所述二次、三次弱磁选、浓缩磁选1、浓缩磁选2采用湿式永磁筒式磁选机，其中二次弱磁选磁感应强度控制在0.18～0.20特斯拉，所述三次弱磁选磁感应强度控制在0.16～0.18特斯拉，所述浓缩磁选1、2磁感应强度控制在0.30～0.35特斯拉范围。
5.如权利要求1所述的一种含铜高硫磁铁矿石的选矿方法，其特征在于，步骤(4)中所述隔渣采用直线振动筛，筛孔尺寸为1mm，浓缩脱泥采用高效浓缩机。
6.如权利要求1所述的一种含铜高硫磁铁矿石的选矿方法，其特征在于，步骤(5)中所述混合浮选采用一次粗选、一次精选、二次扫选；所述一次粗选、二次扫选均采用充气式机械搅拌浮选机；一次精选采用充气式机械搅拌浮选机。
7.如权利要求6所述的一种含铜高硫磁铁矿石的选矿方法，其特征在于，所述混合浮选中硫化矿的高效捕收剂采用AT-608，所使用的起泡剂采用2#油；按照所述混合浮选给矿的干矿量计，粗选药剂用量：AT-608用量为60～80g/t，起泡剂2#油用量为25～30g/t；一次扫选药剂用量：AT-608用量为30～40g/t，起泡剂2#油用量为15～20g/t；二次扫选药剂用量：AT-608用量为30～40g/t，起泡剂2#油用量为15～20g/t。
8.如权利要求6所述的一种含铜高硫磁铁矿石的选矿方法，其特征在于，步骤(6)中所述混合浮选精矿再磨采用溢流型球磨机，再磨分级采用水力旋流器，控制旋流器溢流粒度-200目75％～85％；所述分离浮选采用一次粗选、二次精选、二次扫选；所述一次粗选、二次扫选均采用自吸式机械搅拌浮选机；二次精选采用自吸式机械搅拌浮选机。
9.如权利要求8所述的一种含铜高硫磁铁矿石的选矿方法，其特征在于，所述分离浮选采用石灰为黄铁矿的抑制剂，按照分离浮选给矿的干矿量计，石灰用量：粗选为3000～4000g/t、一次精选1500～2000g/t、二次精选750～1000g/t、一次扫选1500～2000g/t、二次扫选1500～2000g/t。
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