回收铜冶炼渣中宽粒级铁、铜矿物的分级重选-磁浮联合方法 |
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| 申请号 | CN202311593717.7 | 申请日 | 2023-11-27 | 公开(公告)号 | CN117797942A | 公开(公告)日 | 2024-04-02 |
| 申请人 | 山东理工大学; | 发明人 | 张彩娥; 陆帅帅; 冉金城; 高恩霞; 曹延华; 孙伟; 王丽娟; | ||||
| 摘要 | 本 发明 属于矿物加工技术领域，具体的涉及一种回收 铜 冶炼 渣中宽粒级 铁 、铜矿物的分级重选‑磁浮联合方法。所述的分级重选‑磁浮联合方法，针对铜冶炼渣中铁、铜的宽粒级特性，采用分级重选的选别技术，利用TBS分选机抛出一部分粗粒级合格 尾矿 ，然后利用分选旋流器抛出另一部分细粒级合格尾矿，使进入磁浮流程的矿量减少了30～50％，大大降低了后续磁浮流程的负荷，提高了生产效率，提升了磁浮流程给料的品位，有利于获得高品位的铁精矿产品和铜精矿产品。本发明所述的回收铜冶炼渣中宽粒级铁、铜矿物的分级重选‑磁浮联合方法，减少了入浮矿量和浮选药剂消耗，降低了铜精矿产品中的铁含量，有利于提高铜精矿产品品位。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种回收铜冶炼渣中宽粒级铁、铜矿物的分级重选‑磁浮联合方法，其特征在于：由以下步骤组成： |
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| 说明书全文 | 回收铜冶炼渣中宽粒级铁、铜矿物的分级重选‑磁浮联合方法技术领域[0001] 本发明属于矿物加工技术领域，具体的涉及一种回收铜冶炼渣中宽粒级铁、铜矿物的分级重选‑磁浮联合方法。 背景技术[0002] 铜冶炼渣主要回收含铜和铁的矿物，现有铜冶炼厂一般采用浮选、磁选等选矿方法。然而，铜冶炼渣属于人造矿石，其矿物组成、矿物结晶粒度和化学成分等受到冶炼工艺、冶炼原料和渣冷却制度等条件的影响，铜冶炼渣性质差别较大。 [0003] 铜冶炼渣矿物组成复杂，富含Cu、Fe、Ni、Ag等有价金属，铜品位在1～5％左右，全铁品位在35～48％左右，高于我国铜矿0.5％和铁矿30％左右的可开采品位。铜冶炼渣中含铜矿物主要为金属铜、铜硫和少量赤铜矿，含铁有用矿物主要为磁铁矿，杂质矿物主要由铁橄榄石、硅质玻璃体、少量铁酸钙、石英、锌铁尖晶石等。铜冶炼渣中磁铁矿粒度主要分布在0.03‑0.6mm，粒度粗者高达0.8mm；含铜矿物嵌布粒度不均匀，一部分铜矿物嵌布粒度粗(0.1‑1mm)，一部分粒度偏细(0.02‑0.1mm)。因此，铜渣中铁铜矿物具有明显的宽粒级特征。 [0004] 国内铜冶炼渣选别流程采用优先浮选铜矿物，再在浮选尾矿中磁选铁矿物。针对铜冶炼渣的宽粒级特性，按照能收早收的原则，国内使用的磨矿浮选工艺流程主要有“阶段磨矿阶段选别+中矿顺序返回”、“一段磨矿+中矿单独再磨再选”和“阶段磨矿阶段选别+中矿集中返回再处理”三种，铜浮选尾矿采用弱磁选工艺。然而，目前先浮铜后磁选铁工艺导致入浮矿量大、药剂消耗量大，工艺成本较高。为了实现将细粒铜矿物解离回收，流程中二段磨矿产品粒度较细，导致伴生的铁矿物被过磨，普通弱磁选机对铁矿物回收率低，存在磁选精矿品位偏低、磁选尾矿偏高的问题，大量有用铁矿物损失在尾矿中。另外，目前工艺中使用的设备均是常见的浮选和磁选设备，重选设备在铜渣回收工艺中鲜有应用，尤其是采用新型重选设备的工艺未见报道，阻碍了铜冶炼渣铜铁矿物回收工艺的技术创新。 发明内容[0005] 本发明的目的是：提供一种回收铜冶炼渣中宽粒级铁、铜矿物的分级重选‑磁浮联合方法。该方法减少了入浮矿量和浮选药剂消耗，降低了铜精矿产品中的铁含量，有利于提高铜精矿产品品位。 [0006] 本发明所述的回收铜冶炼渣中宽粒级铁、铜矿物的分级重选‑磁浮联合方法，由以下步骤组成： [0007] (1)将冶炼铜渣送入一段由球磨机和螺旋分级机组成的磨矿分级回路，得到磨矿分级产品Ⅰ； [0009] (3)将步骤(2)的筛上矿浆送入TBS分选机，得到TBS重选精矿和TBS重选尾矿； [0010] (4)将步骤(3)的TBS重选精矿送入一段磁选机进行选别，得到磁选精矿Ⅰ和磁选尾矿Ⅰ； [0012] (6)将步骤(5)的磨矿分级产品Ⅱ和步骤(2)的筛下矿浆合并，送入分选旋流器重选，得到旋流器重选精矿和旋流器重选尾矿； [0013] (7)将步骤(6)的旋流器重选精矿送入二段磁选机进行选别，得到铁精矿产品和磁选尾矿Ⅱ； [0014] (8)将步骤(7)的磁选尾矿Ⅱ送入浮选作业，得到铜精矿产品和浮选尾矿； [0015] (9)将步骤(3)中TBS重选尾矿、步骤(4)中磁选尾矿Ⅰ、步骤(6)中旋流器重选尾矿和步骤(8)中浮选尾矿合并，得到尾矿产品。 [0016] 其中： [0017] 步骤(1)中所述的球磨机为格子型球磨机，球磨机磨矿浓度为80～85％，磨矿分级产品Ⅰ粒度为‑0.074mm为50～70％。 [0018] 步骤(2)中所述细筛为叠层高频细筛，筛孔尺寸为0.10‑0.35mm，筛分给料浓度为20～40％。 [0020] 步骤(4)中所述磁选机为永磁筒式弱磁选机，磁选机给矿浓度为20～40％。 [0021] 步骤(5)中所述球磨机为溢流型球磨机，磨矿浓度为70～80％，磨矿分级产品Ⅱ粒度为‑0.045mm为50～90％。 [0022] 步骤(6)中所述分选旋流器为水介质分选旋流器，分选旋流器锥段的锥角为60～120°，分选旋流器给料浓度为20～55％。 [0023] 步骤(7)中所述磁选机为电磁淘洗机，上升水流流速为10～100cm/s。 [0024] 针对铜渣中铁铜矿物的宽粒级特征，利用细筛预先对一段磨矿分级产品进行精准分级，本着能抛早抛的原则，粗粒先经TBS重选‑磁选联合分选工艺预选后抛除部分尾矿，减少了进入二段磨矿分级流程的矿量，提高了磨机利用率；细粒直接进入旋流器重选‑磁选‑浮选联合流程降低有用金属矿物的过磨程度，采用联合工艺流程可以充分发挥重选成本低、磁选回收率高、浮选精度高的优势，降低浮选药剂消耗量，提高最终精矿指标。 [0025] 本发明与现有技术相比，具有以下有益效果： [0026] (1)本发明所述的回收铜冶炼渣中宽粒级铁、铜矿物的分级重选‑磁浮联合方法，充分利用铜冶炼渣中铁、铜的宽粒级特性，采用细筛对一段磨矿分级产品进行精准分级，细筛筛下矿浆不再进行二段磨矿，而是直接进行后续分选旋流器重选，减少了铁、铜矿物的过磨，减小了细粒级有用矿物在尾矿中的损失，提高了铁、铜元素的金属回收率。 [0027] (2)本发明所述的回收铜冶炼渣中宽粒级铁、铜矿物的分级重选‑磁浮联合方法，改变了传统先浮后磁的铜冶炼渣分选回收工艺，减少了入浮矿量和浮选药剂消耗，降低了工艺运行成本，降低了铜精矿产品中的铁含量，有利于提高铜精矿产品品位。 [0028] (3)本发明所述的回收铜冶炼渣中宽粒级铁、铜矿物的分级重选‑磁浮联合方法，采用先重选后磁选的工艺，通过TBS获得合格重选尾矿的同时，重选精矿给入磁选机分选来提高铁品位，避免了先磁选后重选工艺中铁矿物易损失在重选尾矿的现象，有利于提高铁精矿回收率。 [0029] (4)本发明所述的回收铜冶炼渣中宽粒级铁、铜矿物的分级重选‑磁浮联合方法，针对铜冶炼渣中铁、铜的宽粒级特性，采用分级重选的选别技术，利用TBS分选机抛出一部分粗粒级合格尾矿，然后利用分选旋流器抛出另一部分细粒级合格尾矿，使进入磁浮流程的矿量减少了30～50％，大大降低了后续磁浮流程的负荷，提高了生产效率，提升了磁浮流程给料的品位，有利于获得高品位的铁精矿产品和铜精矿产品。 [0031] 图1为本发明所述回收铜冶炼渣中宽粒级铁、铜矿物的分级重选‑磁浮联合方法流程示意图。 具体实施方式[0032] 以下结合实施例对本发明作进一步描述。 [0033] 实施例1 [0034] 本实施例1所述的回收铜冶炼渣中宽粒级铁、铜矿物的分级重选‑磁浮联合方法，由以下步骤组成： [0035] (1)将冶炼铜渣送入一段由格子型球磨机和螺旋分级机组成的磨矿分级回路，球磨机磨矿浓度85％，得到磨矿分级产品Ⅰ，磨矿分级产品Ⅰ粒度‑0.074mm的为50％； [0036] (2)将步骤(1)的磨矿分级产品Ⅰ送入叠层高频细筛进行精准分级，筛孔尺寸为0.10mm，筛分给料浓度为20％，得到筛上矿浆和筛下矿浆； [0037] (3)将步骤(2)的筛上矿浆送入TBS分选机，TBS分选机为干扰床分选机，入料浓度3 为35％，床层密度设定值为4.0g/cm，得到TBS重选精矿和TBS重选尾矿； [0038] (4)将步骤(3)的TBS重选精矿送入一段永磁筒式弱磁选机进行选别，磁选机给矿浓度为30％，得到磁选精矿Ⅰ和磁选尾矿Ⅰ； [0039] (5)将步骤(4)的磁选精矿Ⅰ送入二段由溢流型球磨机和水力旋流器组成的磨矿分级回路，磨矿浓度为75％，得到磨矿分级产品Ⅱ，磨矿分级产品Ⅱ粒度‑0.045mm的为50％； [0040] (6)将步骤(5)的磨矿分级产品Ⅱ和步骤(2)的筛下矿浆合并，送入水介质分选旋流器重选，分选旋流器锥段角度为60°，分选旋流器给料浓度为20％，得到旋流器重选精矿和旋流器重选尾矿； [0041] (7)将步骤(6)旋流器重选精矿送入二段电磁淘洗机进行选别，电磁淘洗机上升水流流速为10cm/s，得到铁精矿产品和磁选尾矿Ⅱ； [0042] (8)将步骤(7)的磁选尾矿Ⅱ送入浮选作业，得到铜精矿产品和浮选尾矿； [0043] (9)将步骤(3)中TBS重选尾矿、步骤(4)中磁选尾矿Ⅰ、步骤(6)中旋流器重选尾矿和步骤(8)中浮选尾矿合并，得到尾矿产品。 [0044] 本实施例1处理的冶炼铜渣中的铁品位和铜品位分别为36.17％和2.88％，经过实施例1所述工艺的处理，回收得到铁品位65.71％、回收率47.80％的铁精矿，回收得到铜品位27.64％、回收率89.25％的铜精矿，入磁浮流程矿量减少40％，从而提高了资源利用率以及生产效率。 [0045] 实施例2 [0046] 本实施例2所述的回收铜冶炼渣中宽粒级铁、铜矿物的分级重选‑磁浮联合方法，由以下步骤组成： [0047] (1)将冶炼铜渣送入一段由格子型球磨机和螺旋分级机组成的磨矿分级回路，球磨机磨矿浓度83％，得到磨矿分级产品Ⅰ，磨矿分级产品Ⅰ粒度为‑0.074mm为60％； [0048] (2)将步骤(1)的磨矿分级产品Ⅰ送入叠层高频细筛进行精准分级，筛孔尺寸为0.20mm，筛分给料浓度为30％，得到筛上矿浆和筛下矿浆； [0049] (3)将步骤(2)的筛上矿浆送入TBS分选机，TBS分选机为干扰床分选机，入料浓度3 为27％，床层密度设定值为3.8g/cm，得到TBS重选精矿和TBS重选尾矿； [0050] (4)将步骤(3)的TBS重选精矿送入一段永磁筒式弱磁选机进行选别，磁选机给矿浓度为40％，得到磁选精矿Ⅰ和磁选尾矿Ⅰ； [0051] (5)将步骤(4)的磁选精矿Ⅰ送入二段由溢流型球磨机和水力旋流器组成的磨矿分级回路，磨矿浓度为80％，得到磨矿分级产品Ⅱ，磨矿分级产品Ⅱ粒度为‑0.045mm为90％； [0052] (6)将步骤(5)的磨矿分级产品Ⅱ和步骤(2)的筛下矿浆合并，送入水介质分选旋流器重选，分选旋流器锥段角度为90°，分选旋流器给料浓度为38％，得到旋流器重选精矿和旋流器重选尾矿； [0053] (7)将步骤(6)旋流器重选精矿送入二段电磁淘洗机进行选别，电磁淘洗机上升水流流速为55cm/s，得到铁精矿产品和磁选尾矿Ⅱ； [0054] (8)将步骤(7)的磁选尾矿Ⅱ送入浮选作业，得到铜精矿产品和浮选尾矿； [0055] (9)将步骤(3)中TBS重选尾矿、步骤(4)中磁选尾矿Ⅰ、步骤(6)中旋流器重选尾矿和步骤(8)中浮选尾矿合并，得到尾矿产品。 [0056] 本实施例2处理的冶炼铜渣中的铁品位和铜品位分别为41.12％和1.49％，经过实施例2所述工艺的处理，回收得到铁品位65.16％、回收率88.95％的铁精矿，回收得到铜品位22.98％、回收率95.08％的铜精矿，入磁浮流程矿量减少50％，从而提高了资源利用率以及生产效率。 [0057] 实施例3 [0058] 本实施例3所述的回收铜冶炼渣中宽粒级铁、铜矿物的分级重选‑磁浮联合方法，由以下步骤组成： [0059] (1)将冶炼铜渣送入一段由格子型球磨机和螺旋分级机组成的磨矿分级回路，球磨机磨矿浓度80％，得到磨矿分级产品Ⅰ，磨矿分级产品Ⅰ粒度为‑0.074mm为70％； [0060] (2)将步骤(1)的磨矿分级产品Ⅰ送入叠层高频细筛进行精准分级，筛孔尺寸为0.35mm，筛分给料浓度为40％，得到筛上矿浆和筛下矿浆； [0061] (3)将步骤(2)的筛上矿浆送入TBS分选机，TBS分选机为干扰床分选机，入料浓度3 为20％，床层密度设定值为4.5g/cm，得到TBS重选精矿和TBS重选尾矿； [0062] (4)将步骤(3)的TBS重选精矿送入一段永磁筒式弱磁选机进行选别，磁选机给矿浓度为20％，得到磁选精矿Ⅰ和磁选尾矿Ⅰ； [0063] (5)将步骤(4)的磁选精矿Ⅰ送入二段由溢流型球磨机和水力旋流器组成的磨矿分级回路，磨矿浓度为70％，得到磨矿分级产品Ⅱ，磨矿分级产品Ⅱ粒度‑0.045mm的为70％； [0064] (6)将步骤(5)的送入磨矿分级产品Ⅱ和步骤(2)的筛下矿浆合并，送入水介质分选旋流器重选，分选旋流器锥段角度为120°，分选旋流器给料浓度为55％，得到旋流器重选精矿和旋流器重选尾矿； [0065] (7)将步骤(6)旋流器重选精矿送入二段电磁淘洗机进行选别，电磁淘洗机上升水流流速为80cm/s，得到铁精矿产品和磁选尾矿Ⅱ； [0066] (8)将步骤(7)的磁选尾矿Ⅱ送入浮选作业，得到铜精矿产品和浮选尾矿； [0067] (9)将步骤(3)中TBS重选尾矿、步骤(4)中磁选尾矿Ⅰ、步骤(6)中旋流器重选尾矿和步骤(8)中浮选尾矿合并，得到尾矿产品。 [0068] 本实施例3处理的冶炼铜渣中的铁品位和铜品位分别为40.09％和4.85％，经过实施例3所述工艺的处理，回收得到铁品位65.52％、回收率78.95％的铁精矿，回收得到铜品位49.33％、回收率79.03％的铜精矿，入磁浮流程矿量减少30％，从而提高了资源利用率以及生产效率。 |
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