法律状态公告日
法律状态信息
法律状态
2023-07-04
授权
发明专利权授予
2022-09-06
实质审查的生效 IPC(主分类):B03B 9/00 专利申请号:2022104993732 申请日:20220509
实质审查的生效
技术领域
本发明涉及一种低品位复杂铜锡硫多金属矿梯级回收有价金属的方法,具体为采用阶段磨矿、重选脱泥、轻重产品分级、重浮联合技术处理低品位复杂铜锡硫多金属矿,实现该类矿产资源中铜、硫和锡的梯级高效回收的方法,该发明属于矿物加工技术领域。
背景技术
锡作为一种战略金属,在国防、航空航天、医疗和高科技制造业等领域广泛应用。我国锡矿资源丰富,总保有储量居世界第二,具有嵌布粒度细、分布范围集中、伴生矿物种类多、矿物间嵌布关系复杂等特点。由于锡石密度大,多数锡矿的选别主要采用重力选矿技术进行处理,但是锡石综合回收率极低。此外,随着锡矿的日益开发利用,锡矿“贫、细、杂”的特点愈加明显,传统的单一重选技术已无法满足生产。含锡多金属矿共伴生关系复杂、易泥化、矿物嵌布粒度细,采用传统的两段连续磨矿和单一的重选技术处理,容易造成锡石过粉碎,从而导致锡石和共伴生金属综合回收率低。因此,亟需开发一种含锡多金属矿高效综合利用新方法。
发明内容
针对采用一次性两段连续磨矿造成的锡石过粉碎严重、共伴生有价金属含量低、共伴生关系复杂的难题,本发明提供了一种低品位复杂铜锡硫多金属矿梯级回收有价金属的方法,该方法可大幅提高低品位复杂铜锡硫多金属矿中锡、铜、硫的综合回收率,具有选别指标好、操作简便、成本低廉的优点,有利于实现低品位复杂铜锡硫多金属矿产资源的高效综合利用。
本发明的技术方案是:一种低品位复杂铜锡硫多金属矿梯级回收有价金属的方法,经过下列各步骤:
(1)低品位复杂铜锡硫多金属矿通过碎磨处理使矿石粒度达到-0.074μm占55%~70%;
(2)将步骤(1)中的磨矿产品通过摇床或螺旋溜槽等重选设备进行处理,得到铜锡硫混合粗精矿、中矿和矿泥;
(3)将步骤(2)中的铜锡硫混合粗精矿进行二段磨矿,磨矿细度为-0.074μm占75%~85%;
(4)将步骤(3)中的二段磨矿产品采用铜硫全优先浮选技术进行处理,依次得到铜精矿Ⅰ、硫精矿Ⅰ,浮选尾矿为锡精矿;
(5)在步骤(2)得到的铜锡硫中矿中按2~10kg/t加入黄铁矿抑制剂、按40~300g/t加入黄铜矿捕收剂、按10~50g/t加入起泡剂,进行硫化铜矿物的选别,铜矿物选别完成后再按1~6kg/t加入黄铁矿活化剂、按60~400g/t加入捕收剂、按10~50g/t加入起泡剂,进行硫化铁矿物的选别,依次得到铜精矿Ⅱ和硫精矿Ⅱ;
(6)将步骤(5)硫浮选尾矿通过摇床或螺旋溜槽等重选设备进行再次富集,得到锡富中矿。
所述步骤(1)的低品位复杂铜锡硫多金属矿中锡石嵌布粒度不均匀、矿物间嵌布关系复杂、有价元素含量低、锡含量0.1%~0.4%、铜0.1%~0.5%、硫1%~8%。
所述步骤(2)中矿泥的粒度为-10μm。
现有技术中,该类矿石的常规处理方法为一次性连续二段磨矿使矿石细度直接达到-0.074mm目占75%~85%,导致锡石过粉碎严重,后续重选或浮选回收难度大,锡石综合回收率低。
本发明步骤(1)中只进行一段磨矿,磨矿细度仅为-0.074μm占55%~70%,避免了一次性两段闭路磨矿将矿石细度磨细至-0.074μm占75%以上,而导致锡石过粉碎严重,后续难以高效回收;步骤(4)和(5)中铜硫全优先浮选为优先浮铜再浮硫技术。因此,本发明采用重选对该类矿石进行预处理,有效富集了矿石中铜锡硫的含量,同时抛除了微细粒矿泥,降低了矿泥对后续有用矿物选别的干扰;采用一次一段磨矿处理该类矿石,避免了锡石选别过程中的过粉碎,提高了锡石的综合回收指标;采用阶段磨矿、阶段选别的技术,提高了该类矿产资源中锡、铜、硫的选别指标,实现了该类矿石中有价金属的高效综合回收。
与现有技术相比,本发明的有益效果如下:
(1)采用一段磨矿直接处理低品位复杂铜锡硫多金属矿,成本低廉、操作方便,避免了锡石选别过程中的过粉碎,提高了锡石的综合回收指标。
(2)针对低品位复杂铜锡硫多金属矿,采用阶段磨矿、阶段选别的技术,提高了该类矿产资源中锡、铜、硫的选别指标,实现了有价金属的高效综合回收。
(3)采用重选对铜锡硫进行预处理,有效富集了铜锡硫,同步抛除了微细粒矿泥,降低了矿泥对后续选别的干扰,达到了能拿早拿、能抛早抛的目的,提高了原矿处理量,降低了该类矿产资源的处理成本。
附图说明
图1是本发明工艺流程示意图。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明作进一步说明。
实施例1
处理对象为云南某低品位复杂铜锡硫多金属矿
(1)云南某铜锡硫多金属矿中铜、锡和硫的含量分别为0.1%、0.4%和1.0%。采用一段溢流型球磨机将矿样磨细至-0.074mm占55%;
(2)将步骤(1)中的磨矿产品通过摇床进行选别,得到铜锡硫混合粗精矿、中矿和矿泥;矿泥的粒度为-10μm;
(3)将步骤(2)中的铜锡硫混合粗精矿进行二段磨矿,磨矿细度为-0.074μm占75%;
(4)将步骤(3)中的二段磨矿产品采用铜硫全优先浮选技术进行处理,通过一粗三精两扫浮选流程得到铜精矿Ⅰ,铜浮选尾矿再经过一粗两精两扫流程,得到硫精矿Ⅰ,浮硫尾矿为锡精矿;
(5)在步骤(2)得到的铜锡硫中矿中按5kg/t加入黄铁矿抑制剂、按200g/t加入黄铜矿捕收剂、按40g/t加入起泡剂,进行硫化铜矿物的选别,铜矿物选别完成后再按5kg/t加入黄铁矿活化剂、按300g/t加入捕收剂、按40g/t加入起泡剂,通过一粗两精两扫浮选流程得到铜精矿Ⅱ,浮选尾矿经过一粗三精两扫流程,得到硫精矿Ⅱ;
(6)将步骤(5)硫浮选尾矿通过摇床进行再次富集,得到锡富中矿。
最终获得铜品位为12.5%、回收率为25%的铜精矿Ⅰ和铜品位为14.2%、回收率为42.7%的铜精矿Ⅱ;硫品位为30%、回收率为32%的硫精矿Ⅰ和硫品位为36%、回收率为39%的硫精矿Ⅱ;锡品位为42%、回收率为65%的锡精矿和锡品位为4.5%、回收率为12%的锡富中矿。
实施例2
处理对象为湖南某低品位复杂铜锡硫多金属矿
(1)湖南某铜锡硫多金属矿中铜、锡和硫的含量分别为0.5%、0.1%和8.0%。采用一段球磨机将矿样磨细至-0.074mm占70%;
(2)将步骤(1)中的磨矿产品通过螺旋溜槽进行选别,得到铜锡硫混合粗精矿、中矿和矿泥;矿泥的粒度为-10μm。
(3)将步骤(2)中的铜锡硫混合粗精矿进行二段磨矿,磨矿细度为-0.074μm占85%;
(4)将步骤(3)中的二段磨矿产品进入浮选机,采用铜硫全优先浮选技术进行处理,通过一粗两精两扫浮选流程得到铜精矿Ⅰ,铜浮选尾矿再经过一粗两精三扫流程,得到硫精矿Ⅰ,浮硫尾矿为锡精矿;
(5)在步骤(2)得到的铜锡硫中矿中按2kg/t加入黄铁矿抑制剂、按40g/t加入黄铜矿捕收剂、按10g/t加入起泡剂,进行硫化铜矿物的选别,铜矿物选别完成后再按1kg/t加入黄铁矿活化剂、按60g/t加入捕收剂、按10g/t加入起泡剂,进行硫化铁矿物的选别,通过一粗三精两扫浮选流程得到铜精矿Ⅱ,浮选尾矿经过一粗两精两扫流程,得到硫精矿Ⅱ;
(6)将步骤(5)硫浮选尾矿通过摇床进行再次富集,得到锡富中矿。
最终获得铜品位为14.5%、回收率为27%的铜精矿Ⅰ和铜品位为15.8%、回收率为40.5%的铜精矿Ⅱ;硫品位为35%、回收率为28%的硫精矿Ⅰ和硫品位为42%、回收率为46%的硫精矿Ⅱ;锡品位为34%、回收率为68%的锡精矿和锡品位为3.5%、回收率为16%的锡富中矿。
实施例3
处理对象为广西某低品位复杂铜锡硫多金属矿
(1)广西某铜锡硫多金属矿中铜、锡和硫的含量分别为0.2%、0.3%和5.0%。采用一段球磨机将矿样磨细至-0.074mm占60%;
(2)将步骤(1)中的磨矿产品通过螺旋溜槽进行选别,得到铜锡硫混合粗精矿、中矿和矿泥;矿泥的粒度为-10μm。
(3)将步骤(2)中的铜锡硫混合粗精矿进行二段磨矿,磨矿细度为-0.074μm占80%;
(4)将步骤(3)中的二段磨矿产品采用铜硫全优先浮选技术进行处理,通过一粗两精两扫浮选流程得到铜精矿Ⅰ,铜浮选尾矿再经过一粗两精三扫流程,得到硫精矿Ⅰ,浮硫尾矿为锡精矿;
(5)在步骤(2)得到的铜锡硫中矿中按2~10kg/t加入黄铁矿抑制剂、按40~300g/t加入黄铜矿捕收剂、按10~50g/t加入起泡剂,进行硫化铜矿物的选别,铜矿物选别完成后再按1~6kg/t加入黄铁矿活化剂、按60~400g/t加入捕收剂、按10~50g/t加入起泡剂,进行硫化铁矿物的选别,通过两粗三精二扫浮选流程得到铜精矿Ⅱ,浮选尾矿经过一粗两精两扫流程,得到硫精矿Ⅱ;
(6)将步骤(5)硫浮选尾矿通过摇床进行再次富集,得到锡富中矿。
最终获得铜品位为12%、回收率为28%的铜精矿Ⅰ和铜品位为13%、回收率为35%的铜精矿Ⅱ;硫品位为32%、回收率为23%的硫精矿Ⅰ和硫品位为35%、回收率为47%的硫精矿Ⅱ;锡品位为40%、回收率为66%的锡精矿和锡品位为3.5%、回收率为15%的锡富中矿。
实施例4
处理对象为云南某复杂铜锡硫多金属矿
(1)云南某铜锡硫多金属矿中铜、锡和硫的含量分别为0.4%、0.4%和7.0%。采用一段球磨机将矿样磨细至-0.074mm占65%;
(2)将步骤(1)中的磨矿产品通过螺旋溜槽进行处理,得到铜锡硫混合粗精矿、中矿和矿泥;矿泥的粒度为-10μm。
(3)将步骤(2)中的铜锡硫混合粗精矿进行二段磨矿,磨矿细度为-0.074μm占80%;
(4)将步骤(3)中的二段磨矿产品采用铜硫全优先浮选技术进行处理,通过两粗三精两扫浮选流程得到铜精矿Ⅰ,铜浮选尾矿再经过一粗两精两扫流程,得到硫精矿Ⅰ,浮硫尾矿为锡精矿;
(5)在步骤(2)得到的铜锡硫中矿中按2~10kg/t加入黄铁矿抑制剂、按40~300g/t加入黄铜矿捕收剂、按10~50g/t加入起泡剂,进行硫化铜矿物的选别,铜矿物选别完成后再按1~6kg/t加入黄铁矿活化剂、按60~400g/t加入捕收剂、按10~50g/t加入起泡剂,进行硫化铁矿物的选别,通过一粗两精二扫浮选流程得到铜精矿Ⅱ,浮选尾矿经过一粗三精三扫流程,得到硫精矿Ⅱ;
(6)将步骤(5)硫浮选尾矿通过螺旋溜槽进行再次富集,得到锡富中矿。
最终获得铜品位为16%、回收率为17.5%的铜精矿Ⅰ和铜品位为13.6%、回收率为42.8%的铜精矿Ⅱ;硫品位为34.5%、回收率为29.2%的硫精矿Ⅰ和硫品位为32%、回收率为40.6%的硫精矿Ⅱ;锡品位为38%、回收率为68%的锡精矿和锡品位为4%、回收率为14.5%的锡富中矿。
机译: 从铜(i)中回收包含金属氧化物铜的方法,该方法包括使用氧杂酸,铜和铜的金属歧化的二价氧杂酸的盐,该盐用H2 Cu还原。金属和再生的草酸再循环到歧化阶段。
机译: 浮选后废料和/或低品位金属矿石中重金属的消化方法
机译: 浮选后废料和/或低品位金属矿石中重金属的消化方法