一种提高铜铁矿回收浮选技术制造技术

本发明专利技术涉及矿物加工技术领域，具体涉及一种提高铜铁矿回收浮选技术，首先用破粹机对铜铁矿石进行破碎处理，并通过筛分机筛选平均粒度小于12mm的破碎铜铁矿，然后通过将旋流器的重力分级与高频振动筛的强制粒度分级相结合的方式对球磨后的铜铁矿进行粗分离和二次细分级，最后采用铜硫混浮‑铜硫分离‑磁选铁的工艺步骤对浮选矿浆进行分离处理，最终得到铜品位大于18％的铜精矿和铁品位大于62％的铁精矿，本发明专利技术的工艺方法可以避免铜铁矿在球磨时容易出现有用矿物“欠磨”，脉石矿物“过磨”的现象，既减少脉石矿物细泥对浮选回收率的影响，又有效的提高目的矿物的回收效率，实现了经济效益与社会效益的双赢。

A Flotation Technology for Improving Recovery of Copper and Iron Ores

The invention relates to the field of mineral processing technology, in particular to a flotation technology for improving the recovery of copper and iron ores. Firstly, the copper and iron ores are crushed by a crusher, and the crushed copper and iron ores whose average particle size is less than 12 mm are screened by a screening machine. Then, the crude copper and iron ores after ball milling are roughly separated by combining the gravity classification of the cyclone with the forced particle size classification of the high frequency vibrating screen. After separation and secondary subdivision, the flotation pulp is separated and treated by the process steps of copper-sulfur flotation, copper-sulfur separation and magnetic separation. Finally, copper concentrate with copper grade more than 18% and iron concentrate with iron grade more than 62% are obtained. The process method of the present invention can avoid the occurrence of undergrinding of useful minerals and \overgrinding\ of gangue minerals in ball milling of Copper-iron Ore and reduce the occurrence of overgrinding of gangue minerals. The effect of gangue mineral slime on flotation recovery rate can effectively improve the recovery efficiency of target minerals and achieve win-win economic and social benefits.

【技术实现步骤摘要】
一种提高铜铁矿回收浮选技术
本专利技术涉及矿物加工
，特别涉及一种提高铜铁矿回收浮选技术。
技术介绍
铜和铁都在国民经济中扮演着举足轻重的作用，而同时含有铜和铁的有色金属矿物是这两种金属的主要来源之一。铜铁矿矿物组成复杂，主要产于含铜黄铁矿床，少数在矽卡岩铜矿床中。其中，含铜黄铁矿床的主要金属矿物包括黄铜矿、磁铁矿、黄铁矿、磁黄铁矿、白铁矿、铜蓝、辉铜矿，和绿泥石、白云石等碳酸盐类矿物；矽卡岩矿床的主要金属矿物包括透辉石、石榴子石、蛇纹石等脉石矿物。因此，铜铁矿床中往往含有大量的黄铁矿。铜铁矿的特点表现为：铜矿物与磁铁矿、黄铁矿等共生关系复杂，各种矿物的粒度粗细不均，脉石不同程度分布在铜矿物中，脉石矿物的硬度低、易粉碎。传统的铜铁矿选矿工艺是先利用球磨机与分级机或旋流器进行分级，分级后达到要求的矿浆则采用“先浮后磁”或“先磁后浮”(即先浮选铜硫，后磁选铁或先磁选铁后浮选铜硫)的工艺进行分离回收目的矿物。由于铜铁矿石中目的矿物的比重大、硬度高，脉石矿物的比重小、硬度低，磨矿过程中往往是脉石已经过磨形成次生矿泥，而目的矿物却未破碎完全，采用旋流器或分级机利用重力差进行粗细分离时，“过磨”的脉石矿物由于重量轻而混入浮选矿浆中，而“欠磨”的目的矿物由于重量较大却被当作尾矿物分离出去，从而影响目的矿物的回收率，降低铜铁矿资源的利用率及矿山的综合效益。
技术实现思路
为了克服上述现有技术的不足，本专利技术提出了一种提高铜铁矿回收浮选技术，该技术可以避免铜铁矿在球磨时容易出现有用矿物“欠磨”，脉石矿物“过磨”的现象，有效的增加了铜、硫、铁精矿在浮选矿浆中的可浮选性，提高目的矿物的回收效率。为了实现上述目的，本专利技术所采用的技术方案是：本专利技术提出了一种提高铜铁矿回收浮选技术，包括以下步骤：S1.用破粹机对铜铁矿石进行破碎处理，并通过筛分机筛选平均粒度小于12mm的破碎铜铁矿；S2.将S1步骤中的破碎铜铁矿用皮带运输机以一定的输送速度运送到球磨机中进行磨碎处理，球磨时添加一定量的水，使经磨碎处理后的磨矿的质量浓度为80％，并且使该磨矿中细度为-74μm粒级的含量占25％-30％；S3.将S2步骤中得到的磨矿转移到旋流器中，经旋流器的作用后使溢流矿浆的质量浓度为34％-40％，沉砂矿浆的质量浓度为80％-84％，并且保证溢流矿浆中细度为-74μm粒级的含量占40％-50％；S4.在高频振动筛中采用0.1mm孔径的筛网对S3步骤中得到的溢流矿浆进行筛选，经筛选后使筛上矿浆的质量浓度为55％-65％，并且筛上矿浆中细度为-74μm粒级的含量占20％-25％，筛下矿浆的质量浓度为33％-36％，并且筛下矿浆中细度为-74μm粒级的含量占75％-80％；S5.将S3步骤中的沉砂矿浆以及S4步骤中的筛上矿浆返回S2步骤中的球磨机中，并按照S2步骤中方法进行磨碎处理；S6.采用铜硫混浮-铜硫分离-磁选铁的工艺步骤对S4步骤中的筛下矿浆进行分离处理：Z1、铜硫混浮工艺：往S4步骤中的筛下矿浆中分别加入质量浓度为100g/t的第一矿泥分散剂、质量浓度为400g/t的第二矿泥分散剂，质量浓度为100-130g/t的活化剂、质量浓度为80-150g/t的捕收剂，经混浮后分别得到含铜量为1.8％-2.5％、含硫量为30％-38％的铜硫混合精矿和混浮尾矿；Z2、铜硫分离工艺：往Z1步骤中的铜硫混合精矿中加入质量浓度为2-2.5kg/t的抑制剂，经混浮后分别得到铜品位大于18％的铜精矿和硫品位大于38％的硫精矿；Z3、将Z1步骤中的混浮尾矿转移到磁选机中进行一粗一精磁选处理，即先采用磁选机在磁场强度为180mT的条件下进行磁粗选，得到粗铁矿，然后再在磁场强度为160mT的条件下对粗铁矿进行磁精选，得铁品位大于62％的铁精矿。优选的，S1步骤中所述的破碎铜铁矿的最大粒度小于18mm。优选的，S2步骤中所述的输送速度为100t/h。优选的，S2步骤中所述的球磨机的转速为17-19.2r/min，返砂比为250％-280％。优选的，S4步骤中所述的筛网为聚氨酯材质的筛网。优选的，S4步骤中所述的高频振动筛的振动频率为1500Hz，振幅小于2mm。优选的，Z1步骤中所述的第一矿泥分散剂和第二矿泥分散剂分别为硫酸铵和六偏磷酸钠。优选的，Z1步骤中所述的活化剂为硫酸铜。优选的，Z1步骤中所述的捕收剂为戊基黄药。优选的，Z2步骤中所述的抑制剂为石灰。与现有技术相比，本专利技术的有益效果是：本专利技术的工艺方法，在进行铜铁矿石的回收处理时，首先用破粹机和筛分机获取平均粒度小于12mm的破碎铜铁矿，然后相继经过球磨机、旋流器和高频振动筛对矿浆的质量浓度和-74μm粒级在矿浆中的占比进行筛选，最后以质量浓度为33％-36％、-74μm粒级的含量占75％-80％的筛下矿浆进行浮选分离，在该质量浓度和-74μm粒级占比的条件下可以有效增加铜、硫、铁精矿在浮选矿浆中的可浮选性，从而提高目的矿物的回收效率，实现经济效益与社会效益的双赢；同时，将磨矿程度不够的旋流沉砂矿浆和筛上矿浆相继返回球磨、旋流和高频振动步骤中重新进行筛选，经过多次球磨和筛选有利于掌握球磨的程度，避免铜铁矿在球磨时容易出现有用矿物“欠磨”，脉石矿物“过磨”的现象，从而降低脉石矿物在浮选矿浆中的占比，减少脉石矿物细泥对浮选回收率的影响，从而提高了铜铁矿资源的利用率及矿山的综合效益。具体实施方式下面对本专利技术的具体实施方式作进一步说明。在此需要说明的是，对于这些实施方式的说明用于帮助理解本专利技术，但并不构成对本专利技术的限定。此外，下面所描述的本专利技术各个实施方式中所涉及的技术特征只要彼此之间未构成冲突就可以相互组合。实施例1：选择江西某选矿厂的铜铁矿石为例，该铜铁矿石的矿物共生关系复杂，矿物硬度变化大，其原矿品位为：铜0.623％、硫10.53％、磁性铁12.44％。采用本专利技术的工艺方法对其中的铜、硫、铁精矿进行回收，具体回收方法包括以下步骤：S1.用破粹机对铜铁矿石进行破碎处理，并通过筛分机筛选平均粒度为11.3mm的破碎铜铁矿；S2.将S1步骤中的破碎铜铁矿用皮带运输机以100t/h的输送速度运送到球磨机(型号为MQG3660)中，并在转速为17r/min，返砂比为250％的参数条件下对这些矿浆进行磨碎处理，球磨时添加一定量的水，使经磨碎处理后的磨矿的质量浓度为80％，并且使该磨矿中细度为-74μm粒级的含量占25％；S3.将S2步骤中得到的磨矿转移到旋流器(型号为FX660)中，经旋流器的作用后使溢流矿浆的质量浓度为34％，并且在溢流矿浆中细度为-74μm粒级的含量占40％，旋流器沉砂矿浆的质量浓度为80％；S4.通过高频振动筛(2SG48-60W-5STK型DerRick高频振动筛)在振动频率为1500Hz、振幅为1.5mm的参数条件下采用0.1mm孔径的聚氨酯筛网对S3步骤中得到的溢流矿浆进行筛选，筛上矿浆的质量浓度为55％，并且筛上矿浆中细度为-74μm粒级的含量占20％，筛下矿浆的质量浓度为33％，并且筛下矿浆中细度为-74μm粒级的含量占75％；S5.将S3步骤中的沉砂矿浆以及S4步骤中的筛上矿浆返回S2步骤中的球磨机中，并按照S2步骤中方法进行磨碎处理；S6.采用铜硫混浮-铜硫分离-磁选铁的工艺步骤对本文档来自技高网...

【技术保护点】
1.一种提高铜铁矿回收浮选技术，其特征在于：包括以下步骤：S1.用破粹机对铜铁矿石进行破碎处理，并通过筛分机筛选平均粒度小于12mm的破碎铜铁矿；S2.将S1步骤中的破碎铜铁矿用皮带运输机以一定的输送速度运送到球磨机中进行磨碎处理，球磨时添加一定量的水，使经磨碎处理后的磨矿的质量浓度为80％，并且使该磨矿中细度为‑74μm粒级的含量占25％‑30％；S3.将S2步骤中得到的磨矿转移到旋流器中，经旋流器的作用后使溢流矿浆的质量浓度为34％‑40％，沉砂矿浆的质量浓度为80％‑84％，并且保证溢流矿浆中细度为‑74μm粒级的含量占40％‑50％；S4.在高频振动筛中采用0.1mm孔径的筛网对S3步骤中得到的溢流矿浆进行筛选，经筛选后使筛上矿浆的质量浓度为55％‑65％，并且筛上矿浆中细度为‑74μm粒级的含量占20％‑25％，筛下矿浆的质量浓度为33％‑36％，并且筛下矿浆中细度为‑74μm粒级的含量占75％‑80％；S5.将S3步骤中的沉砂矿浆以及S4步骤中的筛上矿浆返回S2步骤中的球磨机中，并按照S2步骤中方法进行磨碎处理；S6.采用铜硫混浮‑铜硫分离‑磁选铁的工艺步骤对S4步骤中的筛下矿浆进行分离处理：Z1、铜硫混浮工艺：往S4步骤中的筛下矿浆中分别加入质量浓度为100g/t的第一矿泥分散剂、质量浓度为400g/t的第二矿泥分散剂，质量浓度为100‑130g/t的活化剂、质量浓度为80‑150g/t的捕收剂，经混浮后分别得到含铜量为1.8％‑2.5％、含硫量为30％‑38％的铜硫混合精矿和混浮尾矿；Z2、铜硫分离工艺：往Z1步骤中的铜硫混合精矿中加入质量浓度为2‑2.5kg/t的抑制剂，经混浮后分别得到铜品位大于18％的铜精矿和硫品位大于38％的硫精矿；Z3、将Z1步骤中的混浮尾矿转移到磁选机中进行一粗一精磁选处理，即先采用磁选机在磁场强度为180mT的条件下进行磁粗选，得到粗铁矿，然后再在磁场强度为160mT的条件下对粗铁矿进行磁精选，得铁品位大于62％的铁精矿。...

【技术特征摘要】
1.一种提高铜铁矿回收浮选技术，其特征在于：包括以下步骤：S1.用破粹机对铜铁矿石进行破碎处理，并通过筛分机筛选平均粒度小于12mm的破碎铜铁矿；S2.将S1步骤中的破碎铜铁矿用皮带运输机以一定的输送速度运送到球磨机中进行磨碎处理，球磨时添加一定量的水，使经磨碎处理后的磨矿的质量浓度为80％，并且使该磨矿中细度为-74μm粒级的含量占25％-30％；S3.将S2步骤中得到的磨矿转移到旋流器中，经旋流器的作用后使溢流矿浆的质量浓度为34％-40％，沉砂矿浆的质量浓度为80％-84％，并且保证溢流矿浆中细度为-74μm粒级的含量占40％-50％；S4.在高频振动筛中采用0.1mm孔径的筛网对S3步骤中得到的溢流矿浆进行筛选，经筛选后使筛上矿浆的质量浓度为55％-65％，并且筛上矿浆中细度为-74μm粒级的含量占20％-25％，筛下矿浆的质量浓度为33％-36％，并且筛下矿浆中细度为-74μm粒级的含量占75％-80％；S5.将S3步骤中的沉砂矿浆以及S4步骤中的筛上矿浆返回S2步骤中的球磨机中，并按照S2步骤中方法进行磨碎处理；S6.采用铜硫混浮-铜硫分离-磁选铁的工艺步骤对S4步骤中的筛下矿浆进行分离处理：Z1、铜硫混浮工艺：往S4步骤中的筛下矿浆中分别加入质量浓度为100g/t的第一矿泥分散剂、质量浓度为400g/t的第二矿泥分散剂，质量浓度为100-130g/t的活化剂、质量浓度为80-150g/t的捕收剂，经混浮后分别得到含铜量为1.8％-2.5％、含硫量为30％-38％的铜硫混合精矿和混浮尾矿；Z2、铜硫分离工艺：往Z1步骤中的铜硫混...

【专利技术属性】
技术研发人员：黄瑞强，张建超，曾小辉，王小红，陈汪康，刘峰，宋秋云，段小刚，
申请(专利权)人：江西省宜丰万国矿业有限公司，
类型：发明
国别省市：江西,36