權(quán)利要求
1.一種難選銅鈷混合礦的選礦分離方法,其特征在于,所述方法包括以下步驟:
(1)采用半自磨對(duì)混合原礦進(jìn)行破碎磨礦,產(chǎn)品給入直線
振動(dòng)篩篩分,篩上物料返回半自磨,篩下物料進(jìn)入泵池泵送至水力旋流器分級(jí);水力旋流器分級(jí)溢流作為合格物料給入
浮選作業(yè),分級(jí)沉砂作為不合格物料給入球磨機(jī)再磨;球磨機(jī)排礦經(jīng)圓筒篩篩分,圓筒篩篩上物料返回球磨機(jī),圓筒篩篩下物料與直線振動(dòng)篩篩下物料合并進(jìn)入同一泵池;
(2)磨礦分級(jí)溢流作為合格物料給入浮選,先進(jìn)行硫化礦粗選,得到硫化礦粗選精礦和粗選
尾礦;
(3)將硫化礦粗選精礦進(jìn)行一次精選作業(yè),獲得硫化礦一次精選精礦(即硫化精礦Ⅰ)和硫化礦一次精選尾礦;將粗選尾礦進(jìn)行一次掃選作業(yè),得到硫化礦一次掃選精礦和硫化礦一次掃選尾礦,硫化礦一次掃選尾礦進(jìn)行二次掃選作業(yè),獲得硫化礦二次掃選精礦和硫化礦二次掃選尾礦;
(4)將硫化礦二次掃選尾礦進(jìn)行氧化礦粗選作業(yè),得到氧化礦粗選精礦和氧化礦粗選尾礦;將氧化礦粗選尾礦進(jìn)行氧化礦掃選作業(yè),獲得氧化礦掃選精礦和最終尾礦;
(5)將硫化礦一次精選尾礦、硫化礦一次掃選精礦、硫化礦二次掃選精礦合并作為中礦送至水力旋流器進(jìn)行分級(jí),得到中礦分級(jí)沉砂和中礦分級(jí)溢流;將中礦分級(jí)沉砂進(jìn)行再磨后返回分級(jí)作業(yè)形成閉路流程,將中礦分級(jí)溢流送至中礦精選段進(jìn)行中礦一次精選,獲得中礦一次精選精礦和中礦一次精選尾礦;
(6)將中礦一次精選精礦進(jìn)行中礦二次精選,得到中礦二次精選精礦(即硫化精礦Ⅱ)和中礦二次精選尾礦;將中礦一次精選尾礦送至硫化礦粗選段進(jìn)行選別,將中礦二次精選尾礦送至中礦一次精選段進(jìn)行選別;
(7)將硫化精礦Ⅰ和硫化精礦Ⅱ合并作為最終硫化精礦或保留兩產(chǎn)品;將氧化礦粗選精礦和氧化礦掃選精礦合并作為最終氧化礦精礦;最終硫化精礦經(jīng)過(guò)濃縮、壓濾處理后直接給入火法冶金工藝焙燒;氧化礦精礦則經(jīng)濃縮后直接給入
濕法冶金工藝處理。
2.根據(jù)權(quán)利要求1所述的一種難選銅鈷混合礦的選礦分離方法,其特征在于,步驟(1)中:將難選銅鈷混合礦采用半自磨機(jī)進(jìn)行破碎后再采用直線篩進(jìn)行篩分,得到篩上物料和篩下物料;將篩上物料返回半自磨機(jī)再次進(jìn)行破碎,將篩下物料送至磨礦水力旋流器進(jìn)行分級(jí),得到磨礦分級(jí)沉砂和分級(jí)溢流產(chǎn)品;將分級(jí)沉砂作為不合格物料給入球磨機(jī)再磨,球磨機(jī)排礦經(jīng)圓筒篩篩分,圓筒篩篩上物料返回球磨機(jī),圓筒篩篩下物料與直線振動(dòng)篩篩下物料合并進(jìn)入同一泵池進(jìn)而泵送至水力旋流器分級(jí);其中,半自磨機(jī)型號(hào)為φ6.40m×3.50m的濕式自磨機(jī),破碎后的礦石中-2mm物料含量≥80%,直線振動(dòng)篩篩孔尺寸6×12mm;磨礦分級(jí)水力旋流器為φ660mm-8型旋流器組,分級(jí)溢流產(chǎn)品中細(xì)度為-0.074mm的物料≥65%、礦漿濃度為30±2%,分級(jí)沉砂礦漿濃度為68±3%;球磨機(jī)型號(hào)為φ4.80m×7.00m,排礦端圓筒篩篩孔尺寸8×24mm。
3.根據(jù)權(quán)利要求1所述的一種難選銅鈷混合礦的選礦分離方法,其特征在于,步驟(2)中:硫化礦粗選的工藝條件為:
捕收劑乙基黃藥用量為35±5g/t、起泡劑三丙二醇甲基醚用量為55±10g/t、浮選濃度為30±3%、浮選時(shí)間為10min;
浮選機(jī)使用充氣攪拌式KYF型浮選機(jī)。
4.根據(jù)權(quán)利要求1所述的一種難選銅鈷混合礦的選礦分離方法,其特征在于,步驟(3)中:硫化礦粗選精礦進(jìn)行一次精選的工藝條件為:浮選濃度為28±3%,浮選時(shí)間為20min,浮選機(jī)使用充氣自吸式的XCF型搭配充氣攪拌式KYF型浮選機(jī);粗選尾礦進(jìn)行一次掃選作業(yè)的工藝條件為:捕收劑異戊基黃藥用量為120±20g/t、礦漿濃度為28±2%;二次掃選礦漿濃度為27±2%,浮選機(jī)使用充氣攪拌式KYF型浮選機(jī)。
5.根據(jù)權(quán)利要求1所述的一種難選銅鈷混合礦的選礦分離方法,其特征在于,步驟(4)中:氧化礦粗選作業(yè)的工藝條件為:捕收劑戊基黃原酸鉀用量為50±10g/t、起泡劑三丙二醇甲基醚用量為25±5g/t、硫化劑NaHS用量為600±200g/t、抑制劑氟硅酸鈉用量為500±100g/t、浮選濃度為25±2%,浮選機(jī)使用充氣攪拌式KYF型浮選機(jī)。
6.根據(jù)權(quán)利要求1所述的一種難選銅鈷混合礦的選礦分離方法,其特征在于,步驟(5)中:所用中礦再磨設(shè)備為MLL355kW型立式螺旋攪拌磨機(jī),所用中礦分級(jí)設(shè)備為φ250mm-10旋流器組,溢流產(chǎn)品細(xì)度為-0.074mm≥90%,溢流礦漿濃度為20±2%,沉砂礦漿濃度為50±2%;中礦一次精選工藝條件為:起泡劑三丙二醇甲基醚用量為20±5g/t,浮選濃度為20±2%,浮選機(jī)使用充氣自吸式的XCF型搭配充氣攪拌式KYF型浮選機(jī)。
7.根據(jù)權(quán)利要求1所述的一種難選銅鈷混合礦的選礦分離方法,其特征在于,步驟(6)中:中礦二次精選浮選濃度為18±2%,浮選機(jī)使用充氣自吸式的XCF型搭配充氣攪拌式KYF型浮選機(jī)。
8.根據(jù)權(quán)利要求1所述的一種難選銅鈷混合礦的選礦分離方法,其特征在于,步驟(7)中:根據(jù)混合
銅鈷礦氧化率差異,硫化精礦Ⅰ的產(chǎn)品產(chǎn)率控制在6±2%,硫化精礦Ⅱ的產(chǎn)品產(chǎn)率控制在4±1%,氧化精礦的產(chǎn)品產(chǎn)率控制在6±2%。
說(shuō)明書(shū)
技術(shù)領(lǐng)域
[0001]本發(fā)明屬于選礦技術(shù)領(lǐng)域,涉及一種難選銅鈷混合礦的選礦分離方法。
背景技術(shù)
[0002]銅和鈷是非常重要的戰(zhàn)略資源,是工業(yè)生產(chǎn)中的重要材料。近年來(lái)隨著開(kāi)采深度不斷加深,單一的氧化銅鈷礦越來(lái)越少,更多的是氧化礦和硫化礦交錯(cuò)分布的多金屬?gòu)?fù)雜共生難選銅鈷礦,此類礦石很難在
采礦和選礦備料過(guò)程中人為徹底區(qū)分開(kāi)。因此,在使用過(guò)去常規(guī)的選礦工藝時(shí),混合礦銅和鈷的回收越來(lái)越困難,技術(shù)經(jīng)濟(jì)指標(biāo)難以有效提升,急需探索新工藝以適應(yīng)不斷變化的生產(chǎn)條件。
[0003]針對(duì)復(fù)雜難選銅鈷混合礦的回收,由于不同金屬礦物存在大量的連生共生,造成氧化礦和硫化礦混合給入磨浮流程,單一選別硫化礦或者氧化礦的選礦工藝進(jìn)行銅鈷回收普遍存在回收率較低、生產(chǎn)運(yùn)行成本偏高等問(wèn)題。
[0004]針對(duì)原礦中銅和鈷既存在硫化礦也存在氧化礦的情況,使用常規(guī)的單一浮選流程難以實(shí)現(xiàn)兩類礦物的綜合回收,此種現(xiàn)象僅僅通過(guò)調(diào)整藥劑制度并不能有效地提高選礦指標(biāo),且如果混合精礦不經(jīng)過(guò)硫氧分離,不管是給入后續(xù)硫化礦焙燒或氧化礦浸出工藝,都會(huì)造成銅鈷金屬極大的浪費(fèi)。
[0005]本發(fā)明針對(duì)以上復(fù)雜難選銅鈷混合礦選礦過(guò)程中存在的問(wèn)題,結(jié)合原礦性質(zhì)及選礦產(chǎn)品后續(xù)處置方案,創(chuàng)造性地提出了碎磨工序采用“半自磨+球磨”工藝流程,選別流程采用“硫化礦與氧化礦分步浮選-硫化粗精礦再磨+硫氧分離、多產(chǎn)品方案”的工藝流程。硫化精礦經(jīng)過(guò)濃縮、壓濾等處理后,可直接給入焙燒爐等火法冶金工藝處理;氧化精礦則經(jīng)濃縮后,可直接給入浸出等濕法冶金工藝處理;上述工藝提升選礦技術(shù)指標(biāo)的同時(shí),有效減少了浮選精礦在冶煉過(guò)程中的銅鈷金屬損失,降低了礦石加工成本,實(shí)現(xiàn)復(fù)雜難選銅鈷混合礦的高效回收。
發(fā)明內(nèi)容
[0006]本發(fā)明針對(duì)現(xiàn)有浮選工藝流程不完善,導(dǎo)致混合銅鈷礦、尤其是氧化礦難以浮選,銅鈷金屬回收率低、銅鈷混合精礦后續(xù)處理成本高的問(wèn)題,創(chuàng)造性地提出了碎磨工序采用“半自磨+球磨”工藝流程,選別流程采用“硫化礦與氧化礦分步浮選-硫化粗精礦再磨+硫氧分離、多產(chǎn)品方案”的工藝流程。該工藝流程實(shí)現(xiàn)了混合礦分步浮選、硫化精礦與氧化精礦分離、多產(chǎn)品方案的目標(biāo),硫化精礦經(jīng)過(guò)濃縮、壓濾等處理后可直接給入焙燒爐等火法冶金工藝處理,氧化精礦則經(jīng)濃縮后可直接給入浸出等濕法冶金工藝處理。上述工藝提升選礦技術(shù)指標(biāo)的同時(shí),有效杜絕了浮選混合精礦在冶煉過(guò)程中的損失,降低了礦石加工成本,實(shí)現(xiàn)復(fù)雜難選銅鈷混合礦的高效回收。
[0007]本發(fā)明的目的是通過(guò)以下方案來(lái)實(shí)現(xiàn)的。
[0008]一種難選銅鈷混合礦的選礦分離方法,包括以下步驟:
(1)采用半自磨對(duì)混合原礦進(jìn)行破碎磨礦,產(chǎn)品給入直線振動(dòng)篩篩分,篩上物料返回半自磨,篩下物料進(jìn)入泵池泵送至水力旋流器分級(jí);水力旋流器分級(jí)溢流作為合格物料給入浮選作業(yè),分級(jí)沉砂作為不合格物料給入球磨機(jī)再磨;球磨機(jī)排礦經(jīng)圓筒篩篩分,圓筒篩篩上物料返回球磨機(jī),圓筒篩篩下物料與直線振動(dòng)篩篩下物料合并進(jìn)入同一泵池。
[0009]其中,半自磨機(jī)型號(hào)為φ6.40m×3.50m的濕式自磨機(jī),破碎后的礦石中-2mm物料含量≥80%,直線振動(dòng)篩篩孔尺寸6×12mm;磨礦分級(jí)水力旋流器為φ660mm-8型(4工4備)旋流器組,分級(jí)溢流產(chǎn)品中細(xì)度為-0.074mm的物料≥65%、礦漿濃度為30±2%,分級(jí)沉砂礦漿濃度為68±3%;球磨機(jī)型號(hào)為φ4.80m×7.00m,排礦端圓筒篩篩孔尺寸8×24mm。
[0010](2)磨礦分級(jí)溢流作為合格物料給入浮選,先進(jìn)行硫化礦粗選,得到硫化礦粗選精礦和粗選尾礦。
[0011]硫化礦粗選的工藝條件為:捕收劑乙基黃藥用量為35±5g/t、起泡劑三丙二醇甲基醚用量為55±10g/t、浮選濃度為30±3%、浮選時(shí)間為10min;浮選機(jī)使用充氣攪拌式KYF型浮選機(jī)。
[0012](3)將硫化礦粗選精礦進(jìn)行一次精選作業(yè),獲得硫化礦一次精選精礦(即硫化精礦Ⅰ)和硫化礦一次精選尾礦;將粗選尾礦進(jìn)行一次掃選作業(yè),得到硫化礦一次掃選精礦和硫化礦一次掃選尾礦,硫化礦一次掃選尾礦進(jìn)行二次掃選作業(yè),獲得硫化礦二次掃選精礦和硫化礦二次掃選尾礦。
[0013]硫化礦粗選精礦進(jìn)行一次精選的工藝條件為:浮選濃度為28±3%,浮選時(shí)間為20min,浮選機(jī)使用充氣自吸式的XCF型搭配充氣攪拌式KYF型浮選機(jī);粗選尾礦進(jìn)行一次掃選作業(yè)的工藝條件為:捕收劑異戊基黃藥用量為120±20g/t、礦漿濃度為28±2%;二次掃選礦漿濃度為27±2%,浮選機(jī)使用充氣攪拌式KYF型浮選機(jī)。
[0014](4)將硫化礦二次掃選尾礦進(jìn)行氧化礦粗選作業(yè),得到氧化礦粗選精礦和氧化礦粗選尾礦;將氧化礦粗選尾礦進(jìn)行氧化礦掃選作業(yè),獲得氧化礦掃選精礦和最終尾礦。
[0015]氧化礦粗選作業(yè)的工藝條件為:捕收劑戊基黃原酸鉀用量為50±10g/t、起泡劑三丙二醇甲基醚用量為25±5g/t、硫化劑NaHS用量為600±200g/t、抑制劑氟硅酸鈉用量為500±100g/t、浮選濃度為25±2%,浮選機(jī)使用充氣攪拌式KYF型浮選機(jī)。
[0016](5)將硫化礦一次精選尾礦、硫化礦一次掃選精礦、硫化礦二次掃選精礦合并作為中礦送至水力旋流器進(jìn)行分級(jí),得到中礦分級(jí)沉砂和中礦分級(jí)溢流;將中礦分級(jí)沉砂進(jìn)行再磨后返回分級(jí)作業(yè)形成閉路流程,將中礦分級(jí)溢流送至中礦精選段進(jìn)行中礦一次精選,獲得中礦一次精選精礦和中礦一次精選尾礦。
[0017]所用中礦再磨設(shè)備為MLL355kW型立式螺旋攪拌磨機(jī),所用中礦分級(jí)設(shè)備為φ250mm-10(5工5備)旋流器組,溢流產(chǎn)品細(xì)度為-0.074mm≥90%,溢流礦漿濃度為20±2%,沉砂礦漿濃度為50±2%;中礦一次精選工藝條件為:起泡劑三丙二醇甲基醚用量為20±5g/t,浮選濃度為20±2%,浮選機(jī)使用充氣自吸式的XCF型搭配充氣攪拌式KYF型浮選機(jī)。
[0018](6)將中礦一次精選精礦進(jìn)行中礦二次精選,得到中礦二次精選精礦(即硫化精礦Ⅱ)和中礦二次精選尾礦;將中礦一次精選尾礦送至硫化礦粗選段進(jìn)行選別,將中礦二次精選尾礦送至中礦一次精選段進(jìn)行選別。
[0019]中礦二次精選浮選濃度為18±2%,浮選機(jī)使用充氣自吸式的XCF型搭配充氣攪拌式KYF型浮選機(jī)。
[0020](7)將硫化精礦Ⅰ和硫化精礦Ⅱ合并作為最終硫化精礦或保留兩產(chǎn)品;將氧化礦粗選精礦和氧化礦掃選精礦合并作為最終氧化礦精礦;最終硫化精礦經(jīng)過(guò)濃縮、壓濾處理后直接給入火法冶金工藝焙燒;氧化礦精礦則經(jīng)濃縮后直接給入濕法冶金工藝處理。
[0021]根據(jù)混合銅鈷礦氧化率差異,硫化精礦Ⅰ的產(chǎn)品產(chǎn)率控制在6±2%,硫化精礦Ⅱ的產(chǎn)品產(chǎn)率控制在4±1%,氧化精礦的產(chǎn)品產(chǎn)率控制在6±2%。
[0022]本發(fā)明可在選礦階段實(shí)現(xiàn)銅鈷混合礦中硫化精礦和氧化礦精礦分離富集,實(shí)現(xiàn)了混合礦分步浮選、硫化精礦與氧化精礦分離、多產(chǎn)品方案的目標(biāo);硫化精礦經(jīng)過(guò)濃縮、壓濾等處理后可直接給入焙燒爐等火法冶金工藝處理,氧化精礦則經(jīng)濃縮后可直接給入浸出等濕法冶金工藝處理。上述工藝提升選礦技術(shù)指標(biāo)的同時(shí),有效杜絕了浮選混合精礦在冶煉過(guò)程中的損失,降低了礦石加工成本,顯著提高了復(fù)雜難選銅鈷混合礦高效回收經(jīng)濟(jì)效益。
[0023]本發(fā)明的有益效果:本發(fā)明針對(duì)現(xiàn)有浮選工藝流程不完善,導(dǎo)致混合銅鈷礦、尤其是氧化礦難以浮選,銅鈷金屬回收率低、銅鈷混合精礦后續(xù)處理成本高的問(wèn)題,創(chuàng)造性地提出了碎磨工序采用“半自磨+球磨”工藝流程,選別流程采用“硫化礦與氧化礦分步浮選-硫化粗精礦再磨+硫氧分離、多產(chǎn)品方案”的工藝流程。該工藝流程實(shí)現(xiàn)了混合礦分步浮選、硫化精礦與氧化精礦分離、多產(chǎn)品方案的目標(biāo),硫化精礦經(jīng)過(guò)濃縮、壓濾等處理后可直接給入焙燒爐等火法冶金工藝處理,氧化精礦則經(jīng)濃縮后可直接給入浸出等濕法冶金工藝處理。上述工藝提升選礦技術(shù)指標(biāo)的同時(shí),有效杜絕了浮選混合精礦在冶煉過(guò)程中銅鈷金屬的損失,降低了礦石加工成本,實(shí)現(xiàn)復(fù)雜難選銅鈷混合礦的高效回收。
附圖說(shuō)明
[0024]圖1為本發(fā)明的難選銅鈷混合礦的選礦分離方法工藝流程圖。
具體實(shí)施方式
下面結(jié)合附圖通過(guò)實(shí)施例進(jìn)一步說(shuō)明本發(fā)明方法和效果,但不以任何方式限制本發(fā)明。
[0026]實(shí)施例1
礦石樣品為剛果(金)某銅鈷混合礦礦樣,氧化率15%,原礦中含銅2.97%,含鈷0.80%。
[0027]銅鈷礦的選別工藝流程見(jiàn)圖1:
(1)使用半自磨機(jī)對(duì)原礦進(jìn)行磨碎篩分,產(chǎn)品中-2mm含量占80%,篩上產(chǎn)品返回半自磨機(jī)再磨,篩下產(chǎn)品泵送至水力旋流器分級(jí),分級(jí)沉沉砂送至球磨機(jī)磨礦后經(jīng)圓筒篩篩分后排至泵池,泵送至水力旋流器分級(jí),分級(jí)溢流中-200目含量占65%,送至浮選硫化礦粗選段進(jìn)行選別。
[0028]半自磨機(jī)型號(hào)為φ6.40m×3.50m的濕式自磨機(jī),直線振動(dòng)篩篩孔尺寸6×12mm;磨礦分級(jí)水力旋流器為φ660mm-8型(4工4備)旋流器組,礦漿濃度為30±2%,分級(jí)沉砂礦漿濃度為68±3%;球磨機(jī)型號(hào)為φ4.80m×7.00m,排礦端圓筒篩篩孔尺寸8×24mm。
[0029](2)進(jìn)行硫化礦粗選,得到硫化礦粗選精礦和粗選尾礦,硫化礦粗選的工藝條件為:硫化礦粗選捕收劑乙基黃藥用量為35g/t,起泡劑三丙二醇甲基醚用量為55g/t;浮選濃度為30±3%、浮選時(shí)間為10min;浮選機(jī)使用充氣攪拌式KYF型浮選機(jī)。
[0030](3)將硫化礦粗選精礦進(jìn)行一次精選作業(yè),獲得硫化礦一次精選精礦(即硫化精礦Ⅰ)和硫化礦一次精選尾礦;將粗選尾礦進(jìn)行一次掃選作業(yè),得到硫化礦一次掃選精礦和硫化礦一次掃選尾礦,硫化礦一次掃選尾礦進(jìn)行二次掃選作業(yè),獲得硫化礦二次掃選精礦和硫化礦二次掃選尾礦。
[0031]硫化礦粗選精礦進(jìn)行一次精選的工藝條件為:浮選濃度為28±3%,浮選時(shí)間為20min,浮選機(jī)使用充氣自吸式的XCF型搭配充氣攪拌式KYF型浮選機(jī)。
[0032]粗選尾礦進(jìn)行一次掃選作業(yè)的工藝條件為:硫化礦一次掃選捕收劑異戊基黃藥用量為120g/t,礦漿濃度為28±2%;二次掃選礦漿濃度為27±2%,浮選機(jī)使用充氣攪拌式KYF型浮選機(jī)。
[0033](4)將硫化礦二次掃選尾礦進(jìn)行氧化礦粗選作業(yè),得到氧化礦粗選精礦和氧化礦粗選尾礦;將氧化礦粗選尾礦進(jìn)行氧化礦掃選作業(yè),獲得氧化礦掃選精礦和最終尾礦。
[0034]氧化礦粗選作業(yè)的工藝條件為:氧化礦掃選捕收劑異戊基黃藥用量為50g/t,起泡劑三丙二醇甲基醚用量為25g/t,硫化劑NaHS用量為600g/t,抑制劑氟硅酸鈉用量為500g/t;浮選濃度為25±2%,浮選機(jī)使用充氣攪拌式KYF型浮選機(jī)。
[0035](5)將硫化礦一次精選尾礦、硫化礦一次掃選精礦、硫化礦二次掃選精礦合并作為中礦送至水力旋流器進(jìn)行分級(jí),得到中礦分級(jí)沉砂和中礦分級(jí)溢流;將中礦分級(jí)沉砂進(jìn)行再磨后返回分級(jí)作業(yè)形成閉路流程,將中礦分級(jí)溢流送至中礦精選段進(jìn)行中礦一次精選,獲得中礦一次精選精礦和中礦一次精選尾礦。
[0036]所用中礦再磨設(shè)備為MLL355kW型立式螺旋攪拌磨機(jī),所用中礦分級(jí)設(shè)備為φ250mm-10(5工5備)旋流器組,溢流產(chǎn)品細(xì)度為-0.074mm≥90%,溢流礦漿濃度為20±2%,沉砂礦漿濃度為50±2%;中礦一次精選工藝條件為:中礦一次精選起泡劑三丙二醇甲基醚用量為20g/t,浮選濃度為20±2%,浮選機(jī)使用充氣自吸式的XCF型搭配充氣攪拌式KYF型浮選機(jī)。
[0037](6)將中礦一次精選精礦進(jìn)行中礦二次精選,得到中礦二次精選精礦(即硫化精礦Ⅱ)和中礦二次精選尾礦;將中礦一次精選尾礦送至硫化礦粗選段進(jìn)行選別,將中礦二次精選尾礦送至中礦一次精選段進(jìn)行選別;中礦二次精選浮選濃度為18±2%,浮選機(jī)使用充氣自吸式的XCF型搭配充氣攪拌式KYF型浮選機(jī)。
[0038](7)將硫化精礦Ⅰ和硫化精礦Ⅱ合并作為最終硫化精礦或保留兩產(chǎn)品;將氧化礦粗選精礦和氧化礦掃選精礦合并作為最終氧化礦精礦;最終硫化精礦經(jīng)過(guò)濃縮、壓濾處理后直接給入火法冶金工藝焙燒;氧化礦精礦則經(jīng)濃縮后直接給入濕法冶金工藝處理。根據(jù)混合銅鈷礦氧化率差異,硫化精礦Ⅰ的產(chǎn)品產(chǎn)率控制在6±2%,硫化精礦Ⅱ的產(chǎn)品產(chǎn)率控制在4±1%,氧化精礦的產(chǎn)品產(chǎn)率控制在6±2%。試驗(yàn)結(jié)果見(jiàn)表1。
[0039]以上實(shí)施例表明,采用該工藝流程處理難選銅鈷混合礦,硫化精礦Ⅰ中銅回收率可達(dá)到72%,鈷回收率達(dá)到67%,銅品位32.00%,鈷品位8.05%,硫品位20.05%;硫化精礦Ⅱ中銅回收率可達(dá)到16%,鈷回收率達(dá)到18%,銅品位15.90%,鈷品位4.72%,硫品位8.60%;將硫化精礦Ⅰ與硫化精礦Ⅱ合并后的硫化混合精礦中銅回收率可達(dá)到88%,鈷回收率達(dá)到85%,銅品位27.00%,鈷品位7.02%,硫品位16.50%;氧化精礦中銅回收率可達(dá)到5%,鈷回收率達(dá)到4%,銅品位2.50%,鈷品位0.54%,硫品位0.89%?;旌系V浮選綜合技術(shù)指標(biāo)銅回收率可達(dá)到93%,鈷回收率達(dá)到89%,顯著優(yōu)于當(dāng)?shù)仄渌x礦廠生產(chǎn)指標(biāo)。另外,當(dāng)混合礦氧化率繼續(xù)升高時(shí)(≥20%),相比傳統(tǒng)單一混選工藝,本發(fā)明工藝流程對(duì)硫化精礦和氧化精礦的分離效果和浮選指標(biāo)優(yōu)勢(shì)和效果將更為突出。
說(shuō)明書(shū)附圖(1)
聲明:
“難選銅鈷混合礦的選礦分離方法” 該技術(shù)專利(論文)所有權(quán)利歸屬于技術(shù)(論文)所有人。僅供學(xué)習(xí)研究,如用于商業(yè)用途,請(qǐng)聯(lián)系該技術(shù)所有人。
我是此專利(論文)的發(fā)明人(作者)