The invention discloses a combined method of beneficiation and smelting for treating fine-grained copper sulfide, which comprises the following steps: grinding raw ore, adding collector, adding foaming agent, and then roughing; a section of blank quick cleaning operation is carried out for the roughed copper concentrate to obtain high-grade copper concentrate I and medium ore I, and the roughed tailings are swept to obtain tailings I and medium ore Second, the ultra-fine grinding products are obtained by combining the first and the second of the two, and gangue inhibitor is added in the ultra-fine grinding process; the collector and foaming agent are added in the ultra-fine grinding products to carry out the ultra-fine grinding and roughing operation, and the ultra-fine grinding and roughing concentrate is blank cleaned, and the low-grade copper concentrate II and medium ore III are obtained, and the ultra-fine grinding and roughing tailings are swept to get the second and medium ore Fourth, the combined bioleaching of zhongkuangs3 and zhongkuangs4 is carried out, and the leaching solution is extracted and electrodeposited to obtain cathode copper. The invention can effectively improve the comprehensive utilization rate of resources.
【技术实现步骤摘要】
一种处理微细粒硫化铜矿的选冶联合方法
本专利技术涉及矿物加工
,具体涉及一种处理微细粒硫化铜矿的选冶联合方法。
技术介绍
浮选是处理硫化铜矿常用的选矿方法,使用范围广,药剂成本低。但对于微细粒嵌布的硫化铜矿,使用单一浮选法回收铜的指标通常较差。微细粒嵌布的硫化铜矿,特别是粗细不均匀嵌布的硫化铜矿,一般都采用阶段磨选的工艺流程,对于嵌布粒度较粗的硫化铜矿则采用粗磨配合常规浮选工艺回收铜矿物,这种方法需要多次精选才可获得高品位铜精矿。对于嵌布粒度微细,甚至小于10μm的铜矿物,即使采用超细磨工艺使其解离,其浮选回收效果也较差,其原因在于矿石经细磨后,会产生大量微细粒矿粉,导致浮选矿浆含泥多,浮选过程中泡沫产品易夹带脉石一起上浮,导致精矿品位不高。此外,浮选过程中细颗粒较多,易产生泥化现象,闭路试验常常由于中矿返回导致矿泥累计,浮选环境恶化,严重影响分选效果和精矿质量。因此,有必要开发一种新工艺,可高效处理微细粒难分选的浮选中矿,以提高资源利用率。
技术实现思路
针对现有技术的不足,本专利技术旨在提供一种处理微细粒硫化铜矿的选冶联合方法,可以解决微细粒硫化铜矿在实际生产过程中,细粒部分难解离、易过磨、回收指标差的问题,消除中矿矿泥顺序返回对试验指标的影响,提高低品位难分选中矿的回收指标,降低有用矿物损失率,提高资源综合利用率。为了实现上述目的,本专利技术采用如下技术方案:一种处理微细粒硫化铜矿的选冶联合方法,包括如下步骤:S1、将原矿加入棒磨机粗磨,在磨矿时间到达前3-5分 ...
【技术保护点】
1.一种处理微细粒硫化铜矿的选冶联合方法,其特征在于,包括如下步骤:/nS1、将原矿加入棒磨机粗磨,在磨矿时间到达前3-5分钟,向棒磨机中加入捕收剂,按原矿干重计,每吨原矿加入捕收剂120-150g;/nS2、将步骤S1中磨矿完成得到的磨矿产品给入浮选机,调节矿浆浓度为25-30%,向浮选机添加起泡剂,按原矿干重计,每吨原矿加入起泡剂50-70g;进行3-5分钟粗选作业,获得铜粗精矿和粗选尾矿;/nS3、对步骤S2获得的铜粗精矿进行一段空白快速精选作业,矿浆浓度为8-12%,获得高品位铜精矿一和中矿一;/n对步骤S2中获得的粗选尾矿进行1-3段扫选作业,每段扫选作业均得到扫选中矿和剩余矿物,剩余矿物进入下一段扫选作业,各段扫选作业的扫选中矿合并为中矿二,最后一段扫选作业的剩余矿物为尾矿一;每段扫选作业中,按每吨原矿的干重计加入15-30g捕收剂和5-15g起泡剂;/nS4、将中矿一与中矿二合并进行超细磨,并在超细磨机内加入脉石抑制剂古尔胶,按每吨原矿的干重计加入古尔胶50-100g,得到超细磨产品;/nS5、步骤S4得到的超细磨产品给入浮选机,调节超细磨产品的矿浆浓度为5-10%,按每 ...
【技术特征摘要】
1.一种处理微细粒硫化铜矿的选冶联合方法,其特征在于,包括如下步骤:
S1、将原矿加入棒磨机粗磨,在磨矿时间到达前3-5分钟,向棒磨机中加入捕收剂,按原矿干重计,每吨原矿加入捕收剂120-150g;
S2、将步骤S1中磨矿完成得到的磨矿产品给入浮选机,调节矿浆浓度为25-30%,向浮选机添加起泡剂,按原矿干重计,每吨原矿加入起泡剂50-70g;进行3-5分钟粗选作业,获得铜粗精矿和粗选尾矿;
S3、对步骤S2获得的铜粗精矿进行一段空白快速精选作业,矿浆浓度为8-12%,获得高品位铜精矿一和中矿一;
对步骤S2中获得的粗选尾矿进行1-3段扫选作业,每段扫选作业均得到扫选中矿和剩余矿物,剩余矿物进入下一段扫选作业,各段扫选作业的扫选中矿合并为中矿二,最后一段扫选作业的剩余矿物为尾矿一;每段扫选作业中,按每吨原矿的干重计加入15-30g捕收剂和5-15g起泡剂;
S4、将中矿一与中矿二合并进行超细磨,并在超细磨机内加入脉石抑制剂古尔胶,按每吨原矿的干重计加入古尔胶50-100g,得到超细磨产品;
S5、步骤S4得到的超细磨产品给入浮选机,调节超细磨产品的矿浆浓度为5-10%,按每吨原矿的干重计加入40-45g捕收剂和10-20g起泡剂,然后进行超细磨粗选作业,获得超细磨粗选精矿和超细磨粗选尾矿;
S6、对步骤S5所得的超细磨粗选精矿进行2-3段空白精选,每段空白精选的矿浆浓度为3-5%,各段空白精选均得到超细磨精选泡沫产品和剩余矿物,超细磨精选泡沫产品进入下一段空白精选,最后一段空白精选得到的超细磨精选泡沫产品为低品位铜精矿二;各段空白精选的剩余矿物合并为中矿三;
步骤S5所得的超细磨粗选尾矿进行1-2段扫选作业,各段扫选作业...
【专利技术属性】
技术研发人员:魏转花,陈水波,伍赠玲,李国尧,黄雄,
申请(专利权)人:厦门紫金矿冶技术有限公司,
类型:发明
国别省市:福建;35
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