一种铜炉渣选矿工艺制造技术

技术编号:11123671 阅读:130 留言:0更新日期:2015-03-11 13:05
本发明专利技术提供一种铜炉渣选矿工艺,缓冷方式采用集中自然缓冷共12小时+喷淋缓冷60小时,延长了渣包在1000-1250℃的缓冷时间,加大小铜锍颗粒相互碰撞和长大的机会,有助于铜晶体的结晶发育,从而有助于提高后续浮选作业的回收率;由于炉渣中铜硫化物的嵌布粒度偏细,为了使有用矿物充分解离,应用搅拌磨进行磨矿,即粗精矿经过旋流器分级,分级后沉砂采用搅拌磨进行磨矿,分级后溢流采用浮选柱进行两次精选。选别后的精矿直接作为最终精矿,其中一次精选浮选柱的尾矿采用浮选机进行选别、二次精选浮选柱的尾矿循环返回。采用浮选机+浮选柱+立式搅拌磨的机柱磨联合工艺,更有利回收各粒级有用矿物,有效提高金属回收率。

【技术实现步骤摘要】
一种铜炉丨查选矿工艺
本专利技术属于选矿
,具体涉及一种铜炉渣选矿工艺
技术介绍
铜炉渣是火法冶炼铜中产生的废渣,渣的数量随着铜冶炼生产量的增加而增加。 金川铜炉渣因炉型不同,可分为转炉渣、闪速炉渣、合成炉渣、电炉渣等,其中转炉渣中含铜 量相对较高,铜品位可达到3-12%,电炉渣中相对较低,铜品位也可达到0. 6-0. 8%。相对于 国内大多数铜矿山而言,铜炉渣是一种高品位的二次资源。如何回收炉渣中的铜,国内外进 行了大量的研究工作。目前浮选法在生产中得到了很好的应用。但是冶炼炉型不同,缓冷 过程不同,炉渣的性质也不同。根据对金川合成炉渣和电炉渣的矿物学研究结果,炉渣中铜 矿物主要为斑铜矿、辉铜矿、铜铅硫化物、铜锌硫化物、锌铜硫化物;通过MLA矿物解离分析 仪检测发现,炉渣中铜矿物嵌布粒度极不均匀,32 ii m约占70%左右。目前国内外在铜炉渣 选矿上都采用传统的阶段磨矿、阶段选别浮选工艺,这种工艺是现有选矿技术中最有效的 回收渣含铜的方法,但从综合回收率来说,始终在76-80%之间,主要原因是缓冷条件不同, 造成渣结晶构造差异较大,再加上传统的磨矿浮选工艺在回收矿石中细粒级铜矿物的效果 较差,是导致铜渣选综合回收率低的主要原因。因此要实现有效选别,有必要研究探索一种 更加适合金川铜炉渣性质和现场实践的选矿新方法,最大限度地回收细粒铜矿物,提高渣 选技术经济指标。
技术实现思路
为了克服上述现有技术中存在的问题本专利技术的目的是提供一种浮选机+浮选柱+ 立式搅拌磨选别联合的铜炉渣选矿工艺。 为解决本专利技术的技术问题采用如下技术方案: 一种铜炉渣选矿工艺,其步骤如下: 步骤1 :从冶炼运输来的铜炉渣包置于缓冷场缓冷72小时; 步骤2 :缓冷后的物料先采用碎石机使物料粒度在500_以下,然后采用破碎机使物料 产品粒度为200mm以下; 步骤3 :将破碎后物料输送至半自磨机进行磨矿,半自磨机的排矿经筛分粒径6mm以 下的溢流矿浆进入一次分级作业,沉砂再返回半自磨机中;一次分级作业后的溢流矿浆再 进入二次分级作业,二次分级作业的溢流矿浆进入搅拌槽,同时加入调整剂碳酸钠,一次分 级作业和二次分级作业的沉砂通过球磨机磨矿后进入一次分级作业,其中一次分级作业溢 流矿的细度为-200目含量为65-70%,其中二次分级作业溢流矿的细度为-400目含量为 75-82% ; 步骤4 :将进入搅拌槽的步骤3中二次分级作业的溢流矿搅拌调浆,搅拌5-7分钟后, 矿浆重量百分比浓度达到36-40%时进入一次粗选作业,浮选时间为25-30分钟,一次粗选 作业的精矿作为最终产品进入浓密机进行浓密,尾矿进入二次粗选作业; 步骤5 :将步骤4中一次粗选作业的尾矿进入二次粗选作业,浮选时间为15-20分钟, 二次粗选作业的精矿进搅拌磨磨矿,搅拌磨磨矿后的排矿经旋流器分级后的溢流进入一次 精选作业,沉砂返回搅拌磨形成闭路磨矿;二次粗选作业的尾矿进入一次扫选作业; 步骤6 :将步骤5中经旋流器分级后的溢流进入一次精选作业,加水调浆使一次精选作 业时矿浆重量百分比浓度为25-30%,一次精选作业采用浮选柱,浮选时间为15-20分钟,一 次精选作业的精矿进入二次精选作业,一次精选作业的尾矿进入精扫选作业;二次精选作 业采用浮选柱,浮选时间为15-20分钟,二次精选作业的精矿作为最终产品进入浓密机进 行浓密,二次精选作业的尾矿进入一次精选作业;精扫选作业浮选时间为20-25分钟,精扫 选作业的精矿进入一次精选作业,精扫选作业尾矿进入一次扫选作业; 步骤7 :将步骤6中的精扫选作业尾矿和步骤5中二次粗选作业的尾矿进入一次扫选 作业,一次扫选作业浮选时间为15-20分钟;一次扫选的尾矿进入二次扫选作业,一次扫选 的精矿进入一次粗选作业中;二次扫选浮选时间为15-20分钟,二次扫选的精矿返回一次 粗选作业中,二次扫选的尾矿作为最终产品进入浓密机进行浓密。 所述步骤1中缓冷采用自然缓冷12小时后喷淋冷却60小时的方式。 所述步骤3中搅拌槽中加入调整剂碳酸钠的量为80-100g/t。 所述步骤3中一次分级作业和二次分级作业的沉砂通过球磨机磨矿后进入一次 分级作业时加入调整剂碳酸钠,调整剂碳酸钠加入量为260-300g/t。 所述步骤4中一次粗选作业加入Z200捕收剂75-115g/t和2#油起泡剂75-100g/ t,调整剂碳酸钠加入量为80-120g/t。 所述步骤5中二次粗选作业加入Z200捕收剂45-55g/t。 所述步骤5中一次精选作业和二次精选作业的浮选柱给矿质量浓度均为 24%-29%,一次精选作业浮选柱充气量为10-20 m3/min,液位为80-90cm,二次精选作业浮选 柱充气量为5-10 m3/min,液位为90-100 cm。 所述步骤5中搅拌磨的分级溢流重量百分比浓度为24%-29%,分级沉砂重量百分 比浓度为55%-64%,搅拌磨的充填率:17-23%,钢球配比:〇30、025、020为6 :3 :1。 所述步骤7中的一次扫选作业加入Z200捕收剂55-60g/t。 所述步骤7中的二次扫选作业加入Z200捕收剂40-50g/t。 缓冷工艺确定依据:本专利技术中缓冷时间的确定根据对不同种类铜炉渣的矿物组 成、结构、结晶程度和开展的多次小型磨矿浮选试验结果确定。通过对缓冷48、60、72小时 的各种炉渣进行对比试验,结果表明该炉渣缓冷72小时铜回收率最佳。 机柱磨工艺确定依据:本专利技术采用浮选机、浮选柱、搅拌磨联合使用的选别工艺是 根据所研究炉渣的特性确定。根据分析结果表明,无论是合成炉渣还是贫化炉渣中的铜有 用矿物嵌布粒度很细,要求磨矿细度较细。 本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种铜炉渣选矿工艺,其特征在于步骤如下:步骤1:从冶炼运输来的铜炉渣包置于缓冷场缓冷72小时; 步骤2:缓冷后的物料先采用碎石机使物料粒度在500mm以下,然后采用破碎机使物料产品粒度为200mm以下;步骤3:将破碎后物料输送至半自磨机进行磨矿,半自磨机的排矿经筛分粒径6mm以下的溢流矿浆进入一次分级作业,沉砂再返回半自磨机中;一次分级作业后的溢流矿浆再进入二次分级作业,二次分级作业的溢流矿浆进入搅拌槽,同时加入调整剂碳酸钠,一次分级作业和二次分级作业的沉砂通过球磨机磨矿后进入一次分级作业,其中一次分级作业溢流矿的细度为‑200目含量为65‑70%,其中二次分级作业溢流矿的细度为‑400目含量为75‑82%;步骤4:将进入搅拌槽的步骤3中二次分级作业的溢流矿搅拌调浆,搅拌5‑7分钟后,矿浆重量百分比浓度达到36‑40%时进入一次粗选作业,浮选时间为25‑30分钟,一次粗选作业的精矿作为最终产品进入浓密机进行浓密,尾矿进入二次粗选作业;步骤5:将步骤4中一次粗选作业的尾矿进入二次粗选作业,浮选时间为15‑20分钟,二次粗选作业的精矿进搅拌磨磨矿,搅拌磨磨矿后的排矿经旋流器分级后的溢流进入一次精选作业,沉砂返回搅拌磨形成闭路磨矿;二次粗选作业的尾矿进入一次扫选作业;步骤6:将步骤5中经旋流器分级后的溢流进入一次精选作业,加水调浆使一次精选作业时矿浆重量百分比浓度为25‑30%,一次精选作业采用浮选柱,浮选时间为15‑20分钟,一次精选作业的精矿进入二次精选作业,一次精选作业的尾矿进入精扫选作业;二次精选作业采用浮选柱,浮选时间为15‑20分钟,二次精选作业的精矿作为最终产品进入浓密机进行浓密,二次精选作业的尾矿进入一次精选作业;精扫选作业浮选时间为20‑25分钟,精扫选作业的精矿进入一次精选作业,精扫选作业尾矿进入一次扫选作业;步骤7:将步骤6中的精扫选作业尾矿和步骤5中二次粗选作业的尾矿进入一次扫选作业,一次扫选作业浮选时间为15‑20分钟;一次扫选的尾矿进入二次扫选作业,一次扫选的精矿进入一次粗选作业中;二次扫选浮选时间为15‑20分钟,二次扫选的精矿返回一次粗选作业中,二次扫选的尾矿作为最终产品进入浓密机进行浓密。...

【技术特征摘要】
1. 一种铜炉渣选矿工艺,其特征在于步骤如下: 步骤1 :从冶炼运输来的铜炉渣包置于缓冷场缓冷72小时; 步骤2 :缓冷后的物料先采用碎石机使物料粒度在500_以下,然后采用破碎机使物料 产品粒度为200mm以下; 步骤3 :将破碎后物料输送至半自磨机进行磨矿,半自磨机的排矿经筛分粒径6mm以 下的溢流矿浆进入一次分级作业,沉砂再返回半自磨机中;一次分级作业后的溢流矿浆再 进入二次分级作业,二次分级作业的溢流矿浆进入搅拌槽,同时加入调整剂碳酸钠,一次分 级作业和二次分级作业的沉砂通过球磨机磨矿后进入一次分级作业,其中一次分级作业溢 流矿的细度为-200目含量为65-70%,其中二次分级作业溢流矿的细度为-400目含量为 75-82% ; 步骤4 :将进入搅拌槽的步骤3中二次分级作业的溢流矿搅拌调浆,搅拌5-7分钟后, 矿浆重量百分比浓度达到36-40%时进入一次粗选作业,浮选时间为25-30分钟,一次粗选 作业的精矿作为最终产品进入浓密机进行浓密,尾矿进入二次粗选作业; 步骤5 :将步骤4中一次粗选作业的尾矿进入二次粗选作业,浮选时间为15-20分钟, 二次粗选作业的精矿进搅拌磨磨矿,搅拌磨磨矿后的排矿经旋流器分级后的溢流进入一次 精选作业,沉砂返回搅拌磨形成闭路磨矿;二次粗选作业的尾矿进入一次扫选作业; 步骤6 :将步骤5中经旋流器分级后的溢流进入一次精选作业,加水调浆使一次精选作 业时矿浆重量百分比浓度为25-30%,一次精选作业采用浮选柱,浮选时间为15-20分钟,一 次精选作业的精矿进入二次精选作业,一次精选作业的尾矿进入精扫选作业;二次精选作 业采用浮选柱,浮选时间为15-20分钟,二次精选作业的精矿作为最终产品进入浓密机进 行浓密,二次精选作业的尾矿进入一次精选作业;精扫选作业浮选时间为20-25分钟,精扫 选作业的精矿进入一次精选作业,精扫选作业尾矿进入一次扫选作业; 步骤7 :将步骤6中的精扫选作业尾矿和步骤5中二次粗选作业的尾矿进入一次扫选 作业,一次扫选作业浮选时间为15-20分钟;一...

【专利技术属性】
技术研发人员:崔忠远谢杰张海廉马忠鑫赵寿红江敏李金智管永祥
申请(专利权)人:金川集团股份有限公司
类型:发明
国别省市:甘肃;62

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