CN101912812B - 高含泥、高结合率混合铜矿综合处理方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供一种高含泥、高结合率混合铜矿综合处理方法，经过对所述混合铜矿的磨矿后，进行铜硫粗选而选出铜硫矿和尾矿；对铜硫矿进行精选而选出铜矿和中矿；再对铜矿进行精选而选出铜精矿，同时对中矿进行铜粗选，选出铜矿和中矿，之后对铜矿进行精选而选出铜精矿，并对中矿进行铜扫选，得硫精矿回收，铜扫选的中矿进行磁选而选出磁性物回收，尾矿返回铜硫粗选。本发明首次在浮选过程中把黄铁矿(硫精矿)和铜精矿成功分离开，从而得到高品质铜精矿，同时通过磁选步骤将浮选出来的中矿中的大量磁黄铁矿选出，最大限度地降低了中矿的铁硫含量，既能使中矿成为质量好的能直接作为硫酸生产原料的硫精矿，又能使磁选后的尾矿返回系统循环生产，使有价资源得到充分回收利用。
Description
技术领域
本发明涉及一种铜矿综合处理方法，尤其是对高含泥、高结合率混合铜矿进行综合处理的方法，属于矿物选别技术领域。
背景技术
位于云南羊拉的铜矿物其嵌布粒度极细，共生硫化铁矿物如黄铁矿和磁黄铁矿的量又大，通常在50％左右，极易浮游，与铜矿物既难解离，又难分离，属极难浮选的矿石。在此之前经过试验与研究，仅获得铜精矿的品位为13.89％，铜回收率为54.87％，铜精矿含金量为1.2g/t，金回收率为15.12％，铜精矿含银量161.04g/t，银回收率为32.63％的指标。之后又继续试验与研究，获得铜精矿品位为14.26％，铜回收率为72.95％，铜精矿含金量为2.5g/t，金回收率为26.03％，铜精矿含银量为258.62g/t，银回收率为38.68％的指标，而且生产成本偏高，达到35480元/吨铜，使生产工艺陷入困境，由此可知，云南羊拉铜矿不仅含泥量大，而且含铁、钙、镁等有害杂质也比较高，加之结合率高达40％以上，因此，用常规的选矿工艺根本无法实现正常生产和经营。最终难以实现持续、高效、合理开发利用资源的目的。
发明内容
为解决云南羊拉混合铜矿因含泥量大及含铁、钙、镁等有害杂质高而无法正常选矿的问题，以及工艺投资大、成本高、无效益的问题，达到低投入、低成本、高效率回收利用现有铜矿资源的目的，本发明提供一种高含泥、高结合率混合铜矿综合处理方法。
本发明解决技术问题所采取的技术方案是这样一种高含泥、高结合率混合铜矿综合处理方法，包括磨矿、浮选和磁选，其特征在于经过下列工艺步骤：
A、将高含泥、高结合率混合铜矿进行粗磨，经一次筛分后，筛上的混合铜矿再返回粗磨，而筛下的混合铜矿经二次筛分后，筛上的混合铜矿进行细磨，之后再返回二次筛分，二次筛上的混合铜矿继续细磨，而二次筛下的-0.074mm粒径占85～87％质量比的混合铜矿进行铜硫粗选，选出铜硫矿和尾矿；
B、将A步骤选出的铜硫矿进行一次精选，选出铜矿和中矿；
C、将B步骤选出的铜矿依次进行二次、三次精选，得铜精矿；而二次精选的中矿返回一次精选，三次精选的中矿返回二次精选；
D、将B步骤选出的中矿进行铜粗选，选出铜矿和中矿；
E、将D步骤选出的铜矿依次进行一次、二次和三次精选后，得铜精矿；而一次精选出的中矿返回铜粗选，二次精选出的中矿返回一次精选，三次精选出的中矿返回二次精选；
F、将D步骤选出的中矿进行一次、二次铜扫选，得硫精矿；而一、二次铜扫选的中矿进行一次磁选；
G、将A步骤选出的尾矿进行一次扫选，选出的中矿进行一次磁选，选出的尾矿进行二次扫选，二次扫选出的中矿进行一次磁选，二次扫选出的尾矿依次进行三次、四次扫选后送尾矿坝存放；而三次扫选的中矿返回二次扫选，四次扫选的中矿返回三次扫选；
H、将F步骤、G步骤一次磁选出的磁性物进行二次磁选得磁性物回收；而一、二次磁选出的尾矿返回A步骤的铜硫粗选。
所述A步骤的铜硫粗选、B步骤和C步骤的各次精选、D步骤的铜粗选、E步骤的各次精选、F步骤的铜扫选、G步骤的各次扫选均为常规浮选。
所述F步骤、G步骤中的磁选均为常规磁选。
本发明与现有技术相比具有下列优点和效果：采用上述工艺路径，首次在浮选过程中把黄铁矿(硫精矿)和铜精矿成功分离开，从而得到高品质铜精矿，同时通过磁选步骤将浮选出来的中矿中的大量磁黄铁矿选出，最大限度地降低了中矿的铁硫含量，既能使中矿成为质量好的能直接作为硫酸生产原料的硫精矿，又能使磁选后的尾矿返回系统循环生产，使有价资源得到充分回收利用，另外，尾矿经多级扫选后才排放到尾矿坝存储，克服了现有技术因尾矿返回生产系统而带来的生产负荷重，精矿品位低，回收率低等不足，本发明工艺投资小、成本低，能高效回收利用云南羊拉混合铜矿资源，其中铜综合回收率达到84％以上，精矿品位达17％以上，铜精矿含金6g/t以上，金回收率达75％以上，铜精矿含银518g/t以上，银回收率达58％以上。
附图说明
图1为本发明工艺流程图。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明做进一步说明。
实施例1
本实施例所处理的混合铜矿原矿化学成分见表1，原矿中铜物相分析结果见表2，原矿中铁物相分析结果见表3。
工艺步骤(步骤中除常规磨矿、常规磁选外，其余的粗选、精选、扫选均为常规浮选)：
A、将高含泥、高结合率混合铜矿进行粗磨，经一次筛分后，筛上的混合铜矿再返回粗磨，而筛下的混合铜矿经二次筛分后，筛上的混合铜矿进行细磨，之后再返回二次筛分，二次筛上的混合铜矿继续细磨，而二次筛下的-0.074mm粒径占87％质量比的混合铜矿进行铜硫粗选，所述铜硫粗选为常规浮选，所用浮选剂为：黄药、YL-1、硫化钠，并按常规量加入，即选出铜硫矿和尾矿；
B、将A步骤选出的铜硫矿进行一次精选，所述一次精选为常规浮选，所用浮选剂为：黄药、YL-1、硫化钠、石灰，并按常规量加入，即选出铜矿和中矿；
C、将B步骤选出的铜矿依次进行二次、三次精选，所述二次精选为常规浮选，所用浮选剂为：黄药、YL-1、硫化钠、石灰，并按常规量加入；所述三次精选为常规浮选，所用浮选剂为：黄药、YL-1、硫化钠、石灰，并按常规量加入，即得铜精矿，二次精选的中矿返回一次精选，三次精选的中矿返回二次精选；
D、将B步骤选出的中矿进行铜粗选，所述铜粗选为常规浮选，所用浮选剂为：黄药、YL-1、硫化钠、石灰，并按常规量加入，即选出铜矿和中矿；
E、将D步骤选出的铜矿依次进行一次、二次和三次精选后，各次精选为常规浮选，所用浮选剂均为：黄药、YL-1、硫化钠、石灰，并按常规量加入，即得铜精矿，一次精选出的中矿返回铜粗选，二次精选出的中矿返回一次精选，三次精选出的中矿返回二次精选；
F、将D步骤选出的中矿进行一次、二次铜扫选，各次铜扫选为常规浮选，所用浮选剂均为：黄药、YL-1、硫化钠、石灰，并按常规量加入，即得硫精矿，一、二次铜扫选的中矿进行一次磁选；
G、将A步骤选出的尾矿进行一次扫选，扫选出的中矿进行一次磁选，扫选出的尾矿进行二次扫选，二次扫选出的中矿进行一次磁选，二次扫选出的尾矿依次进行三次、四次扫选后送尾矿坝存放，三次扫选的中矿返回二次扫选，四次扫选的中矿返回三次扫选；
H、将F步骤、G步骤一次磁选出的磁性物进行二次磁选得磁性物回收，一、二次磁选出的尾矿返回A步骤的铜硫粗选。
本实施例1总计药剂用量为：黄药35g/t、YL-145g/t、硫化钠20g/t、石灰8kg/t。本实施例1技术指标见表4。
实施例2
本实施例所处理的混合铜矿原矿化学成分见表5，原矿中铜物相分析结果见表6，原矿中铁物相分析结果见表7，工艺步骤同实施例1。
工艺步骤(步骤中除常规磨矿、常规磁选外，其余的粗选、精选、扫选均为常规浮选)：
A、将高含泥、高结合率混合铜矿进行粗磨，经一次筛分后，筛上的混合铜矿再返回粗磨，而筛下的混合铜矿经二次筛分后，筛上的混合铜矿进行细磨，之后再返回二次筛分，二次筛上的混合铜矿继续细磨，而二次筛下的-0.074mm粒径占85％质量比的混合铜矿进行铜硫粗选，所述铜硫粗选为常规浮选，所用浮选剂为：黄药、YL-1、硫化钠，并按常规量加入，即选出铜硫矿和尾矿；
B、将A步骤选出的铜硫矿进行一次精选，所述一次精选为常规浮选，所用浮选剂为：黄药、YL-1、硫化钠，并按常规量加入，即选出铜矿和中矿；
C、将B步骤选出的铜矿依次进行二次、三次精选，所述二次精选为常规浮选，所用浮选剂为：黄药、YL-1、硫化钠、石灰，并按常规量加入；所述三次精选为常规浮选，所用浮选剂为：黄药、YL-1、硫化钠、石灰，并按常规量加入，即得铜精矿，二次精选的中矿返回一次精选，三次精选的中矿返回二次精选；
D、将B步骤选出的中矿进行铜粗选，所述铜粗选为常规浮选，所用浮选剂为：黄药、YL-1、硫化钠、石灰，并按常规量加入，即选出铜矿和中矿；
E、将D步骤选出的铜矿依次进行一次、二次和三次精选后，各次精选均为常规浮选，所用浮选剂分别为：黄药、YL-1、硫化钠、石灰，并按常规量加入，即得铜精矿，而一次精选出的中矿返回铜粗选，二次精选出的中矿返回一次精选，三次精选出的中矿返回二次精选；
F、将D步骤选出的中矿进行一次、二次铜扫选，各次铜扫选均为常规浮选，所用浮选剂分别为：黄药、YL-1、硫化钠、石灰，并按常规量加入，即得硫精矿；而一、二次铜扫选的中矿进行一次磁选；
G、将A步骤选出的尾矿进行一次扫选，扫选出的中矿进行一次磁选，扫选出的尾矿进行二次扫选，二次扫选出的中矿进行一次磁选，二次扫选出的尾矿依次进行三次、四次扫选后送尾矿坝存放；而三次扫选的中矿返回二次扫选，四次扫选的中矿返回三次扫选；
H、将F步骤、G步骤一次磁选出的磁性物进行二次磁选得磁性物回收；而一、二次磁选出的尾矿返回A步骤的铜硫粗选。
本实施例2总计药剂用量为：黄药30g/t、YL-140g/t、硫化钠15g/t、石灰4.5kg/t。本实施例2技术指标见表8。
表1 原矿化学成分分析结果
| 元素 | Cu | S | Fe | As | Pb | Zn |
| 含量(％) | 1.014 | 13.56 | 23.71 | 0.39 | 0.12 | 0.21 |
| 元素 | Mo | WO3 | Sn | Au(g/t) | Ag(g/t) | Bi |
| 含量(％) | 0.014 | 0.052 | 0.051 | 0.35 | 21.9 | 0.050 |
| 元素 | Co | SiO2 | Al2O3 | CaO | MgO | |
| 含量(％) | 0.013 | 28.68 | 3.0 | 9.71 | 1.51 |
表2 原矿中铜物相分析结果
表3 原矿中铁物相分析结果
表4 技术指标
表5 原矿化学成分分析结果
| 元素 | Cu | S | Fe | As | Pb | Zn |
| 含量(％) | 0.901 | 12.56 | 24.67 | 0.40 | 0.11 | 0.21 |
| 元素 | Mo | WO3 | Sn | Au(g/t) | Ag(g/t) | Bi |
| 含量(％) | 0.013 | 0.054 | 0.053 | 0.37 | 22.4 | 0.052 |
| 元素 | Co | SiO2 | Al2O3 | Cao | Mgo | |
| 含量(％) | 0.014 | 28.86 | 3.2 | 9.56 | 1.54 |
表6 原矿中铜物相分析结果
表7 原矿中铁物相分析结果
表8 技术指标
Claims (1)
1.一种高含泥、高结合率混合铜矿综合处理方法，包括磨矿、浮选和磁选，其特征在于经过下列工艺步骤：
A、将高含泥、高结合率混合铜矿进行粗磨，经一次筛分后，筛上的混合铜矿再返回粗磨，而筛下的混合铜矿经二次筛分后，筛上的混合铜矿进行细磨，之后再返回二次筛分，二次筛上的混合铜矿继续细磨，而二次筛下的-0.074mm粒径占85～87％质量比的混合铜矿进行铜硫粗选，选出铜硫矿和尾矿；
B、将A步骤选出的铜硫矿进行一次精选，选出铜矿和中矿；
C、将B步骤选出的铜矿依次进行二次、三次精选，得铜精矿；而二次精选的中矿返回一次精选，三次精选的中矿返回二次精选；
D、将B步骤选出的中矿进行铜粗选，选出铜矿和中矿；
E、将D步骤选出的铜矿依次进行一次、二次和三次精选后，得铜精矿；而一次精选出的中矿返回铜粗选，二次精选出的中矿返回一次精选，三次精选出的中矿返回二次精选；
F、将D步骤选出的中矿进行一次、二次铜扫选，得硫精矿；而一、二次铜扫选的中矿进行一次磁选；
G、将A步骤选出的尾矿进行一次扫选，选出的中矿进行一次磁选，选出的尾矿进行二次扫选，二次扫选出的中矿进行一次磁选，二次扫选出的尾矿依次进行三次、四次扫选后送尾矿坝存放；而三次扫选的中矿返回二次扫选，四次扫选的中矿返回三次扫选；
H、将F步骤、G步骤一次磁选出的磁性物进行二次磁选得磁性物回收；而一、二次磁选出的尾矿返回A步骤的铜硫粗选。
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