CN114570516B - 一种含铜钨矿石的分选方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提出了一种含铜钨矿石的分选方法,将含铜钨原矿破碎分级、送入X射线辐射预选钨和铜,得到预选钨精矿、预选铜精矿和废石;预选钨精矿经破碎分级、跳汰粗选、浮铜粗选‑螺旋溜槽粗选,得到跳汰粗精矿和溜槽粗精矿;跳汰粗精矿、溜槽粗精矿经过破碎‑分级,d4~d5粒级进入跳汰机精选,d5~d6和<d6粒级浮铜后进入摇床精选,得到钨精矿和尾矿;预选铜精矿经过破碎‑磨矿‑浮选得到,浮铜粗精矿和粗选尾矿,所有浮铜粗精矿经过精选得到铜精矿和精选尾矿,粗选尾矿和精选尾矿再采用螺旋溜槽粗选‑摇床精选流程回收钨,得到钨精矿和尾矿。本发明在确保钨回收指标的情况下,大大提高了铜的品位和回收率。
Description
技术领域
本发明涉及钨矿选矿技术领域,特别是指一种含铜钨矿石的分选方法。
背景技术
钨矿是一种重要的稀有矿产及战略性矿产,在国民经济发展中占据非常重要的地位,对于保障国防安全、资源安全和战略新兴产业发展具有重要意义。我国钨资源丰富,探明储量约占世界总储量的58%左右;其中,具有开采利用价值的主要有黑钨矿族和白钨矿族矿物。但是我国钨矿几乎都是多金属矿床,常与铜、钼、铅、锌等多种硫化矿共伴生,且随着易选冶、高品质钨矿资源的不断开发和消耗,矿石逐渐贫化,矿物组成日益复杂,分选难度加剧,如何实现钨与其它共伴生金属元素的高效分离及综合回收利用已是钨选矿领域研究的重要课题。
在研究及生产实践中,针对铜钨多金属矿石一般采用先浮选硫化矿后浮钨的流程,主要有铜优先浮选、铜快速浮选、铜硫混合浮选,硫化矿尾矿浮选钨等工艺流程,其中铜硫混合浮选再分离、尾矿浮钨的流程应用最为广泛。云南某地铜钨铁多金属矿,主要金属矿物为黄铜矿、磁黄铁矿、黄铁矿、白钨矿以及磁铁矿等,原矿含TFe 30.70%、WO3 0.30%、Cu0.14%,采用“铜硫混合浮选—粗精矿再磨铜硫分离—白钨浮选—铁弱磁选”的选矿工艺,闭路试验获得铜精矿品位为13.9%、回收率45.04%,钨精矿品位达45.64%,回收率75.13%,铁精矿品位69.90%、回收率62.43%的技术指标。江西某铜钨复杂多金属矿,金属矿物主要为黄铜矿、白钨矿、黄铁矿、磁黄铁矿,含WO3 0.22%、Cu 0.11%、S 1.16%,采用铜硫混合浮选—铜硫分离—尾矿浮选白钨的工艺流程,闭路试验获得的铜精矿含铜24.13%、回收率68.90%,硫精矿含S 36.15%、回收率60.77%,钨精矿含WO3 62.24%、回收率73.68%。广西某钨铜钼铋复杂多金属硫化矿,主要金属矿物为黄铜矿、辉钼矿、辉铋矿、黑钨矿以及黄铁矿等,原矿含WO3 0.35%、Cu 0.41%、Mo 0.041%、Bi 0.049%,采用铜钼铋混合浮选—浮铜抑铋的铜铋分离—尾矿重选回收钨选矿工艺流程,最终获得含钼38.41%、回收率88.55%的钼精矿,含铜15.00%、回收率为90.51%的铜精矿,含铋11.78%、回收率90.00%的铋精矿和WO3品位56.01%、回收率99.57%的钨精矿。铜钨多金属矿一般有价金属元素的含量较低,采用全粒级破碎—磨矿—浮选工艺,入磨量大,能耗高,后续选矿药剂消耗、废水处理与排放等成本同步增加,显然降低了企业的综合经济效益。
某含铜钨矿石,金属矿物主要为黄铜矿、黑钨矿、白钨矿,含WO3 0.36%、Cu0.12%,采用手选、“三级跳汰、五级摇床、细泥集中处理”的重选、重浮磁电联合的精选工艺流程,获得钨精矿含WO3 65%、回收率83%,铜精矿含铜11-12%、回收率63%,工艺流程复杂冗长,铜精矿品位和回收率相对较低,而且手选耗费劳动力多、劳动强度大、生产效率较低。
发明内容
本发明提出一种含铜钨矿石的分选方法,实现了含铜钨矿石中钨与共伴生铜元素的高效分离及综合回收利用,在确保钨回收指标的情况下,大大提高了铜的品位和回收率。
本发明的技术方案是这样实现的:一种含铜钨矿石的分选方法,包括以下步骤:
(1)将-200mm的原矿进行破碎、分级,得到d1~d2粒级产品和<d2粒级产品;
(2)将步骤(1)中的d1~d2粒级产品进行X射线辐射预选钨,得到预选钨精矿和物料1,将物料1进行X射线辐射预选铜,得到预选铜精矿和废石;
(3)将步骤(2)中的预选钨精矿破碎至粒径小于d2,然后与步骤(1)中<d2粒级产品合并进行分级,得到d2~d3粒级产品和<d3粒级产品;
(4)将步骤(3)中的d2~d3粒级产品进行跳汰粗选,得到跳汰粗精矿和跳汰中矿1,跳汰中矿1棒磨后返回步骤(3)进行分级;
(5)将步骤(3)中<d3粒级产品进行浮铜粗选,得到铜粗精矿和浮铜尾矿,浮铜尾矿进行螺旋溜槽粗选,得到溜槽粗精矿和最终尾矿;
(6)将步骤(4)中的跳汰粗精矿和步骤(5)中的溜槽粗精矿合并进行破碎、分级,得到d4~d5粒级产品、d5~d6粒级产品、和<d6粒级产品;
(7)将步骤(6)中的d4~d5粒级产品进行跳汰精选,得到钨精矿和跳汰中矿2,跳汰中矿2返回步骤(6)进行破碎分级;
(8)将步骤(6)中的d5~d6粒级产品进行浮铜粗选,得到铜粗精矿和浮铜尾矿,浮铜尾矿进行两次摇床精选,得到钨精矿、摇床中矿1和最终尾矿,摇床中矿1经棒磨后返回步骤(8)中的浮铜粗选;
(9)将步骤(6)中的<d6粒级产品进行浮铜粗选,得到铜粗精矿和浮铜尾矿,浮铜尾矿经摇床精选1和摇床精选2,得到钨精矿、摇床中矿2和最终尾矿,其中摇床中矿2返回摇床精选1进行分选;
(10)将步骤(2)中的预选铜精矿进行破碎磨矿后进行浮铜粗选,得到铜粗精矿和粗选尾矿;
(11)将步骤(5)、(8)、(9)和(10)中的铜粗精矿进行浮铜精选作业,得到铜精矿和精选尾矿;
(12)将步骤(10)的粗选尾矿和步骤(11)的精选尾矿进行螺旋溜槽粗选和摇床精选作业回收钨,得到钨精矿和最终尾矿。
进一步地,步骤(1)中,原矿破碎的粒度d1为40~60mm,分级粒度d2为5~10mm。
进一步地,步骤(2)中,X射线辐射预选钨,阈值H1为0.15~0.30;X射线辐射预选铜,阈值H2为0.02~0.15。
进一步地,步骤(3)中,分级粒度d3为1.5~3mm。
进一步地,步骤(4)中,跳汰中矿1棒磨细度为-0.5mm占20~70%。
进一步地,步骤(6)中,分级粒度d4为2~4mm,d5为1.5~2.5mm,d6为0.15~0.5mm。
进一步地,步骤(5)、(8)、(9)和(10)中,浮铜粗选的药剂及其用量均为:捕收剂黄药40-120g/t,起泡剂松醇油10-40g/t,捕收剂黄药为Y89、乙基黄药或丁基黄药。
进一步地,步骤(10)中,预选铜精矿破碎粒度为小于2mm,磨矿细度为-0.074mm占30~60%。
进一步地,步骤(11)中,浮铜精选作业中,捕收剂黄药用量为0-30g/t,起泡剂松醇油用量为0-20g/t,捕收剂黄药为Y89、乙基黄药或丁基黄药。
进一步地,步骤(4)中,跳汰粗选,筛孔尺寸为2~10mm,人工床层粒度为5~30mm。
进一步地,步骤(5)和(12)中,螺旋溜槽粗选,给矿质量浓度25~40%,螺旋溜槽螺距390mm、直径680mm。
进一步地,步骤(7)中,跳汰精选,筛孔尺寸为2~6mm,人工床层粒度为5~25mm。
进一步地,步骤(8)、(9)和(12)中,摇床精选给矿质量浓度10~30%。
本发明的有益效果:
1、本发明的含铜钨矿石的分选方法,在确保钨回收指标的情况下,大大提高了铜的品位和回收率,铜精矿品位达到16%以上,回收率达到85%以上,实现了含铜钨矿石中钨与共伴生铜元素的高效分离及综合回收利用;
2、本发明采用X射线辐射预选,预先钨抛尾和预选铜抛尾,抛弃大量合格废石,提高了入选矿石有用矿物品位,大大降低了矿业过程下游工序破碎、研磨、浮选等工序的处理费用,节能降耗,大幅降低成本,提升矿山效率和经济效益;
3.用螺旋溜槽替代摇床,相对于摇床,螺旋溜槽处理量更大,占地面积小;跳汰机和新型螺旋溜槽的联用,省去大量摇床,占地面积小,分选效率高,精矿回收率高,大大降低投资成本;
4、废石可作为砂石骨料使用,最终尾矿可生产机制砂,几乎实现无废生产,实践真正的高效绿色矿山。
附图说明
为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案,下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍,显而易见地,下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例,对于本领域普通技术人员来讲,在不付出创造性劳动的前提下,还可以根据这些附图获得其他的附图。
图1为本发明一种含铜钨矿石的分选方法的流程图。
具体实施方式
下面将结合本发明实施例中的附图,对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述,显然,所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例,而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例,本领域普通技术人员在没有付出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例,都属于本发明保护的范围。
实施例1
如图1所示,一种含铜钨矿石的分选方法,包括以下步骤:
(1)破碎、分级:采用颚式破碎机将0-200mm粒级原矿进行破碎,破碎粒度小于40mm;将步骤破碎后的矿石送入振动筛进行分级,得到40~5mm和<5mm两个粒级;
(2)X射线辐射预选钨:将步骤(1)中分级后的40~5mm粒级产品送入X射线辐射分选机1进行预选,分选阈值取值为0.15,得到预选钨精矿和物料1;
X射线辐射预选铜:将物料1送入X射线辐射分选机2进行预选,分选阈值取值为0.02,得到预选铜精矿和废石;
(3)预选钨精矿二级破碎:将步骤(2)中的预选钨精矿进行破碎,破碎粒度小于5mm;然后与步骤(1)中<5mm粒级产品合并后进行二次分级,得到5~1.5mm和<1.5mm两个粒级产品;
(4)跳汰粗选:将步骤(3)中分级后的5~1.5mm粒级产品送入跳汰机进行粗选,得到跳汰粗精矿和跳汰中矿1,其中跳汰中矿1进入棒磨机再磨后返回步骤(3)进行分级;跳汰机筛孔尺寸为8mm,人工床层粒度为25mm,棒磨机再磨细度为-0.5mm占20%;
(5)浮铜-螺旋溜槽粗选:将步骤(4)中分级后的<1.5mm粒级产品先浮铜粗选,得到铜粗精矿和浮铜尾矿,浮铜尾矿再送入螺旋溜槽进行粗选,得到螺旋溜槽粗精矿和尾矿;螺旋溜槽给矿质量浓度25%,螺旋溜槽螺距390mm、直径680mm,浮铜步骤中捕收剂乙基黄药用量40g/t,起泡剂松醇油10g/t;
(6)三级破碎-分级:将步骤(4)中的跳汰粗精矿和步骤(5)中的螺旋溜槽粗精矿合并进行破碎、分级,得到2.5~1.5mm、1.5~0.5mm和<0.5mm三个粒级产品;
(7)跳汰精选:将步骤(6)中的2.5~1.5mm粒级产品送入跳汰机进行精选,得到钨精矿和跳汰中矿2,其中跳汰中矿2再返回步骤(6)破碎分级;跳汰机筛孔尺寸为4mm,人工床层粒度为15mm;
(8)中粒级浮铜选钨:将步骤(6)中的1.5~0.5mm粒级产品先浮铜粗选,得到铜粗精矿和浮铜尾矿,浮铜尾矿再采用摇床进行2次精选,得到钨精矿、摇床中矿1和最终尾矿,其中摇床中矿1进入棒磨机再磨后返回步骤(8)进行浮铜粗选;浮铜步骤中捕收剂乙基黄药用量40g/t,起泡剂松醇油10g/t,摇床精选给矿质量浓度10%;
(9)细粒级浮铜选钨:将步骤(6)中的<0.5mm粒级产品先浮铜粗选,得到铜粗精矿和浮铜尾矿,浮铜尾矿进行摇床精选1和摇床精选2,得到钨精矿、摇床中矿2和最终尾矿,其中摇床中矿2返回摇床精选1进行分选;浮铜步骤中捕收剂乙基黄药用量40g/t,起泡剂松醇油10g/t,摇床精选给矿质量浓度10%;
(10)预选铜精矿浮选粗选:将步骤(2)中的预选铜精矿破碎磨矿后送入浮选,得到铜粗精矿和粗选尾矿;破碎粒度为小于2mm,磨矿细度为-0.074mm占30%,捕收剂乙基黄药用量40g/t,起泡剂松醇油10g/t;
(11)铜粗精矿精选:将步骤(5)、(8)、(9)、(10)中的铜粗精矿送入浮铜精选作业,得到铜精矿和精选尾矿;铜精选步骤中的捕收剂乙基黄药用量0g/t,起泡剂松醇油0g/t;
(12)铜尾矿再选回收钨:将步骤(10)的粗选尾矿和步骤(11)的精选尾矿送入螺旋溜槽粗选-摇床精选重选作业回收钨,得到钨精矿和尾矿;螺旋溜槽给矿质量浓度25%,螺旋溜槽螺距390mm、直径680mm,摇床精选给矿质量浓度10%;
最终可得到含WO3 66.37%、回收率84.79%的钨精矿和含Cu 16.66%、回收率85.34%的铜精矿。
实施例2:
如图1所示,一种含铜钨矿石的分选方法,包括以下步骤:
(1)破碎:采用颚式破碎机将0-200mm粒级原矿进行破碎,破碎粒度小于60mm;
分级:将破碎后的矿石送入振动筛进行分级,得到60~10mm和<10mm两个粒级;
(2)X射线辐射预选钨:将步骤(1)中分级后的60~10mm粒级产品送入X射线辐射分选机1进行预选,分选阈值取值为0.30,得到预选钨精矿和物料1;
X射线辐射预选铜:将物料1送入X射线辐射分选机2进行预选,分选阈值取值为0.15,得到预选铜精矿和废石;
(3)预选钨精矿二级破碎:将步骤(2)中的预选钨精矿进行破碎,破碎粒度小于10mm;然后与步骤(1)中的<10mm粒级产品合并后进行分级,得到10~3mm和<3mm两个粒级产品;
(4)跳汰粗选:将步骤(3)中分级后的10~3mm粒级产品送入跳汰机进行粗选,得到跳汰粗精矿和跳汰中矿1,其中跳汰中矿1进入棒磨机再磨后返回步骤(3)进行分级;跳汰机筛孔尺寸为10mm,人工床层粒度为30mm,棒磨机再磨细度为-0.5mm占70%;
(5)浮铜-螺旋溜槽粗选:将步骤(3)中分级后的<3mm粒级产品先浮铜粗选,得到铜粗精矿和浮铜尾矿,浮铜尾矿再送入螺旋溜槽进行粗选,得到螺旋溜槽粗精矿和最终尾矿;螺旋溜槽给矿质量浓度40%,螺旋溜槽螺距390mm、直径680mm,浮铜步骤中捕收剂Y89用量120g/t,起泡剂松醇油40g/t;
(6)三级破碎-分级:将步骤(4)中的跳汰粗精矿和步骤(5)中的溜槽粗精矿合并进行破碎、分级,得到4~2.5mm、2.5~0.5mm和<0.5mm三个粒级产品;
(7)跳汰精选:将步骤(6)中的4~2.5mm粒级产品送入跳汰机进行精选,得到钨精矿和跳汰中矿2,其中跳汰中矿2再返回步骤(6)破碎分级;跳汰机筛孔尺寸为6mm,人工床层粒度为25mm;
(8)中粒级浮铜选钨:将步骤(6)中的2.5~0.5mm粒级产品先浮铜粗选,得到铜粗精矿和浮铜尾矿,浮铜尾矿再采用摇床进行2次精选,得到钨精矿、摇床中矿1和最终尾矿,其中摇床中矿1进入棒磨机再磨后返回步骤(8)中的浮铜粗选;浮铜步骤中捕收剂Y89用量120g/t,起泡剂松醇油40g/t,摇床精选给矿质量浓度30%;
(9)细粒级浮铜选钨:将步骤(6)中的<0.5mm粒级产品先浮铜粗选,得到铜粗精矿和浮铜尾矿,浮铜尾矿再采用摇床进行2次精选,2次精选分别为摇床精选1和摇床精选2,得到钨精矿、摇床中矿2和最终尾矿,其中摇床中矿2返回摇床精选1进行分选;浮铜步骤中捕收剂Y89用量120g/t,起泡剂松醇油40g/t,摇床精选给矿质量浓度30%;
(10)预选铜精矿浮选粗选:将步骤(2)中的预选铜精矿破碎磨矿后送入浮铜粗选,得到铜粗精矿和粗选尾矿;破碎粒度为小于2mm,磨矿细度为-0.074mm占60%,捕收剂Y89用量120g/t,起泡剂松醇油40g/t;
(11)铜粗精矿精选:将步骤(5)、(8)、(9)和(10)中的铜粗精矿送入浮铜精选作业,得到铜精矿和精选尾矿;铜精选步骤中的捕收剂Y89用量30g/t,起泡剂松醇油20g/t;
(12)铜尾矿再选回收钨:将步骤(10)的粗选尾矿和步骤(11)的精选尾矿送入螺旋溜槽粗选-摇床精选重选作业回收钨,得到钨精矿和尾矿;螺旋溜槽给矿质量浓度40%,螺旋溜槽螺距390mm、直径680mm,摇床精选给矿质量浓度30%;
最终可得到含WO3 65.29%、回收率85.21%的钨精矿和含Cu 16.97%、回收率85.59%的铜精矿。
实施例3:
如图1所示,一种含铜钨矿石的分选方法,具体为:
某含铜钨矿石,金属矿物主要为黄铜矿、黑钨矿、白钨矿,含WO3 0.36%、Cu0.12%。
(1)破碎:采用颚式破碎机将0-200mm粒级原矿进行破碎,破碎粒度小于50mm;
分级:将破碎后的矿石送入振动筛进行分级,得到50~6mm和<6mm两个粒级;
(2)X射线辐射预选钨:将步骤(1)中分级后的50~10mm粒级产品送入X射线辐射分选机1进行预选,分选阈值取值为0.20,得到预选钨精矿和物料1;
X射线辐射预选铜:将物料1送入X射线辐射分选机2进行预选,分选阈值取值为0.05,得到预选铜精矿和废石;
(3)预选钨精矿二级破碎:将步骤(2)中的预选钨精矿进行破碎,破碎粒度小于6mm;然后与步骤(2)中的<6mm粒级产品合并后进行分级,得到6~2mm和<2mm两个粒级产品;
(4)跳汰粗选:将步骤(3)中分级后的6~2mm粒级产品送入跳汰机进行粗选,得到跳汰粗精矿和跳汰中矿1,其中跳汰中矿1进入棒磨机再磨后返回步骤(3)进行分级;跳汰机筛孔尺寸为8mm,人工床层粒度为25mm,棒磨机再磨细度为-0.5mm占40%;
(5)浮铜-螺旋溜槽粗选:将步骤(3)中分级后的<2mm粒级产品先浮铜粗选,得到铜粗精矿和浮铜尾矿,浮铜尾矿再送入螺旋溜槽进行粗选,得到溜槽粗精矿和最终尾矿;螺旋溜槽给矿质量浓度35%,螺旋溜槽螺距390mm、直径680mm,浮铜步骤中捕收剂丁基黄药用量60g/t,起泡剂松醇油20g/t;
(6)三级破碎-分级:将步骤(4)中的跳汰粗精矿和步骤(5)中的溜槽粗精矿合并进行破碎、分级,得到3.5~2mm、2~0.3mm和<0.3mm三个粒级产品;
(7)跳汰精选:将步骤(6)中的3.5~2mm粒级产品送入跳汰机进行精选,得到钨精矿和跳汰中矿2,其中跳汰中矿2再返回步骤(6)破碎分级;跳汰机筛孔尺寸为5mm,人工床层粒度为25mm;
(8)中粒级浮铜选钨:将步骤(6)中的2~0.3mm粒级产品先浮铜,得到铜粗精矿和浮铜尾矿,浮铜尾矿再采用摇床进行2次精选,得到钨精矿、摇床中矿1和最终尾矿,其中摇床中矿1进入棒磨机再磨后返回步骤(8)中的浮铜粗选;浮铜步骤中捕收剂丁基黄药用量60g/t,起泡剂松醇油20g/t,摇床精选给矿质量浓度20%;
(9)细粒级浮铜选钨:将步骤(6)中的<0.3mm粒级产品先浮铜,得到铜粗精矿和浮铜尾矿,浮铜尾矿再采用摇床进行2次精选,2次精选分别为摇床精选1和摇床精选2,得到钨精矿、摇床中矿2和最终尾矿,其中摇床中矿2返回摇床精选1进行分选;浮铜步骤中捕收剂丁基黄药用量60g/t,起泡剂松醇油20g/t,摇床精选给矿质量浓度20%;
(10)预选铜精矿浮选粗选:将步骤(2)中的预选铜精矿破碎磨矿后送入浮铜粗选,得到铜粗精矿和粗选尾矿;破碎粒度为小于2mm,磨矿细度为-0.074mm占45%,捕收剂丁基黄药用量60g/t,起泡剂松醇油20g/t;
(11)铜粗精矿精选:将步骤(5)、(8)、(9)和(10)中的铜粗精矿送入浮铜精选作业,得到铜精矿和精选尾矿;铜精选步骤中的捕收剂丁基黄药用量10g/t,起泡剂松醇油10g/t;
(12)铜尾矿再选回收钨:步骤(10)的粗选尾矿和步骤(11)的精选尾矿送入螺旋溜槽粗选-摇床精选重选作业回收钨,得到钨精矿和尾矿;螺旋溜槽给矿质量浓度30%,螺旋溜槽螺距390mm、直径680mm,摇床精选给矿质量浓度20%;最终得到钨精矿、铜精矿、废石、最终尾矿,试验流程图见图1,试验结果见表1。
表1含铜钨矿石分选试验结果
上表中,钨精矿为步骤(7)、(8)、(9)和(12)中的钨精矿总和;最终尾矿为步骤(5)、(8)、(9)和(12)中的最终尾矿总和。
试验结果表明:一种含铜钨矿石采用X射线辐射预选抛废,预选钨精矿采用跳汰、螺旋溜槽、摇床等重选工艺回收钨,预选铜精矿采用浮选工艺回收铜,最终得到了产率0.46%、含WO3 65.92%、回收率84.96%的钨精矿,产率0.60%、含Cu 16.91%、回收率85.12%的铜精矿,废石抛弃率为71.33%、抛废效果较好。钨和铜都得到了较好地分离和综合回收,废石可作为砂石骨料使用,尾矿可生产机制砂,几乎无废生产,真正实现了绿色生产。
以上所述仅为本发明的较佳实施例而已,并不用以限制本发明,凡在本发明的精神和原则之内,所作的任何修改、等同替换、改进等,均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (9)
1.一种含铜钨矿石的分选方法,其特征在于,包括以下步骤:
(1)将-200mm的原矿进行破碎、分级,得到d1~d2粒级产品和<d2粒级产品;
(2)将步骤(1)中的d1~d2粒级产品进行X射线辐射预选钨,得到预选钨精矿和物料1,将物料1进行X射线辐射预选铜,得到预选铜精矿和废石;
(3)将步骤(2)中的预选钨精矿破碎至粒径小于d2,然后与步骤(1)中<d2粒级产品合并进行分级,得到d2~d3粒级产品和<d3粒级产品;
(4)将步骤(3)中的d2~d3粒级产品进行跳汰粗选,得到跳汰粗精矿和跳汰中矿1,跳汰中矿1棒磨后返回步骤(3)进行分级;
(5)将步骤(3)中<d3粒级产品进行浮铜粗选,得到铜粗精矿和浮铜尾矿,浮铜尾矿进行螺旋溜槽粗选,得到溜槽粗精矿和最终尾矿;
(6)将步骤(4)中的跳汰粗精矿和步骤(5)中的溜槽粗精矿合并进行破碎、分级,得到d4~d5粒级产品、d5~d6粒级产品、和<d6粒级产品;
(7)将步骤(6)中的d4~d5粒级产品进行跳汰精选,得到钨精矿和跳汰中矿2,跳汰中矿2返回步骤(6)进行破碎分级;
(8)将步骤(6)中的d5~d6粒级产品进行浮铜粗选,得到铜粗精矿和浮铜尾矿,浮铜尾矿进行两次摇床精选,得到钨精矿、摇床中矿1和最终尾矿,摇床中矿1经棒磨后返回步骤(8)中的浮铜粗选;
(9)将步骤(6)中的<d6粒级产品进行浮铜粗选,得到铜粗精矿和浮铜尾矿,浮铜尾矿经摇床精选1和摇床精选2,得到钨精矿、摇床中矿2和最终尾矿,其中摇床中矿2返回摇床精选1进行分选;
(10)将步骤(2)中的预选铜精矿进行破碎磨矿后进行浮铜粗选,得到铜粗精矿和粗选尾矿;
(11)将步骤(5)、(8)、(9)和(10)中的铜粗精矿进行浮铜精选作业,得到铜精矿和精选尾矿;
(12)将步骤(10)的粗选尾矿和步骤(11)的精选尾矿进行螺旋溜槽粗选和摇床精选作业回收钨,得到钨精矿和最终尾矿。
2.根据权利要求1所述的一种含铜钨矿石的分选方法,其特征在于,步骤(1)中,原矿破碎的粒度d1为40~60mm,分级粒度d2为5~10mm。
3.根据权利要求1所述的一种含铜钨矿石的分选方法,其特征在于,步骤(2)中,X射线辐射预选钨,阈值H1为0.15~0.30;X射线辐射预选铜,阈值H2为0.02~0.15。
4.根据权利要求1所述的一种含铜钨矿石的分选方法,其特征在于,步骤(3)中,分级粒度d3为1.5~3mm。
5.根据权利要求1所述的一种含铜钨矿石的分选方法,其特征在于,步骤(4)中,跳汰中矿1棒磨细度为-0.5mm占20~70%。
6.根据权利要求1所述的一种含铜钨矿石的分选方法,其特征在于,步骤(6)中,分级粒度d4为2~4mm,d5为1.5~2.5mm,d6为0.15~0.5mm。
7.根据权利要求1所述的一种含铜钨矿石的分选方法,其特征在于,步骤(5)、(8)、(9)和(10)中,浮铜粗选的药剂及其用量均为:捕收剂黄药40-120g/t,起泡剂松醇油10-40g/t。
8.根据权利要求1所述的一种含铜钨矿石的分选方法,其特征在于,步骤(10)中,预选铜精矿破碎粒度为小于2mm,磨矿细度为-0.074mm占30~60%。
9.根据权利要求1所述的一种含铜钨矿石的分选方法,其特征在于,步骤(11)中,浮铜精选作业中,捕收剂黄药用量为0-30g/t,起泡剂松醇油用量为0-20g/t。
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