一种炼铜炉渣浮铜尾渣制备铁精矿的选矿方法与流程

文档序号:12048605阅读:730来源:国知局
一种炼铜炉渣浮铜尾渣制备铁精矿的选矿方法与流程

本发明属于矿物加工技术领域,具体涉及一种炼铜炉渣浮铜尾渣制备铁精矿的选矿方法。



背景技术:

矿产资源是人类发展和生存极为重要的物质基础,具有不可再生和短期内不可替代的特征。随着我国工业化的迅速发展,矿产资源的需求与日俱增,但在矿产资源的利用过程中,资源的利用率较低,给生产及周边环境都带来了许多不利的影响。据不完全估计,我国每生产一吨铜平均产渣2.2吨,铜渣在我国的存量已经超过了5000万吨,在这些铜渣中含有大量的金属,其中含铁品位40%左右,远高于我国铁矿石的开采品位,由于铁的存在形式较为复杂,因此我国铜渣中铁资源的利用率不超过1%,造成了资源的巨大浪费。在我国矿产资源日益贫,细,杂的背景下,充分利用铜渣中的铁资源对于提高我国铁矿的自给率、提高铜渣的利用率、缓解对环境的污染、增加企业的经济效益等都具有重要意义。

目前,我国铜渣中铁的回收主要通过磁选回收,但在磁选回收过程中由于设备和技术的不到位,导致铁精矿产品质量差。铜渣中磁铁矿粒度细,与铁橄榄石、玻璃质共生且嵌布关系密切,需要较大的磨矿细度才能使磁铁矿与铁橄榄石、玻璃质解离并实现分选分离。



技术实现要素:

本发明旨在至少解决现有技术中存在的技术问题之一。为此,本发明的目的是提供一种高效的从炼铜炉渣浮铜尾渣中回收铁精矿的方法。本发明方法在回收炼铜炉渣浮铜尾渣中铁资源时具有良好的适用性,能有效的回收炼铜炉渣浮铜尾渣中的磁铁矿。

首先,发明人将铜渣通过XRD,SEM-EDS,偏光显微镜分析发现铜渣中铁主要以铁橄榄石和磁铁矿的形式存在。铁橄榄石是各种给定样品中含量最多的矿物之一,一般与玻璃相、磁铁矿共生,其边缘往往有冰铜相颗粒粘结。部分铁橄榄石中的铁被少量的镁类质同像替代。该矿物颗粒大小不一,一般呈自形晶,长柱状或针状产出,也有部分呈不规则粒状产出;磁铁矿极为常见,自形或半自形产出,颗粒状。几乎在各个样品中均有出现,往往成为冰铜相的主要载体矿物之一。另外,磁铁矿往往与单质铁组成合金。

基于上述分析,根据本发明实施例提供一种炼铜炉渣浮铜尾渣制备铁精矿的选矿方法,所述炼铜炉渣中铁主要以铁橄榄石和磁铁矿的形式存在,所述浮铜尾渣是所述炼铜炉渣破碎、磨矿后经过浮选工艺回收渣中的铜矿物,所述炼铜炉渣浮铜尾渣中铁品位>35%,其方法包括磁选、磨矿和反浮选脱硅工序,具体包括以下步骤。

第一步:浮铜尾渣在磁场强度为1000Oe~1500Oe的条件下磁选预处理,得到磁性尾渣;浮铜尾渣经过磁选预处理可以抛去渣中大部分非磁性矿物,大大减少了立式搅拌磨的处理量,大大节约了的成本。

第二步:磁性尾渣使用立式搅拌磨磨至-45um目含量95%,其磨矿浓度为50%~65%;磁性尾渣经立式搅拌磨磨矿后采用水力旋流器分级。

第三步:磁性尾渣经立式搅拌磨磨矿后,在磁场强度为1000Oe~1500Oe条件下一段磁选(粗选),粗选得到铁精矿1和尾矿1。

第四步:为了进一步提高铁精矿的品位,对一段粗选得到的铁精矿1在磁场强度为600Oe~1000Oe的条件下二段磁选(精选),磁选得到铁精矿2和尾矿2。

第五步:由于磁性尾渣经过立式搅拌磨磨矿与水力旋流器分级后粒度很细,在磁选过程中微细磁性矿物颗粒易于从尾矿中流失,为了回收这部分磁性矿物,将尾矿1和尾矿2在磁场强度为3000Oe~4500Oe扫选,扫选得到的磁性产物为铁中矿,铁中矿返回第三步的一段粗选。

为了进一步提高铁精矿的品位,本发明方法还包括:

第六步:将第四步中的铁精矿2采用反浮选脱硅。

反浮选脱硅对于铁精矿的品位有提高,但对于铁精矿的回收率具有不利的影响,若对品位要求高,则采用反浮选脱硅;如对铁精矿回收率要求较高,则不采用反浮选脱硅。

根据本发明实施例,反浮选脱硅的矿浆pH值为3~11。

根据本发明实施例,反浮选脱硅的抑制剂是可溶性淀粉,其添加量为200g/t~1000g/t。

根据本发明实施例,反浮选脱硅的捕收剂是十二胺,其添加量为20g/t~100g/t。

本发明方法中所述磁选设备为湿式弱磁场磁选机。

本发明所述一种铜渣中回收铁精矿的选矿方法与现有技术相比具有以下有益效果。

本发明的原料为铜冶炼渣经过浮铜后的尾渣,浮铜尾渣在磁场强度为1000Oe~1500Oe的条件下磁选预处理,可以抛弃渣中大量的非磁性矿物,这样大大减少了立式搅拌磨的处理量,降低了成本;浮铜尾渣磁选预处理得到的磁性尾渣采用立式搅拌磨磨至-45um含量95%,磨后的磁性尾渣在磁场强度为1000Oe~1500Oe的条件下一段粗选得到铁精矿1和尾矿1;为了进一步提高铁精矿的品位,在磁场强度为600Oe~1000Oe的条件二段精选得到铁精矿2和尾矿2;由于磁性尾渣经过立式搅拌磨磨矿与水力旋流器分级后粒度很细,在磁选过程中微细磁性矿物颗粒易于从尾矿中流失,为了回收这部分磁性矿物,将尾矿1和尾矿2在磁场强度为3000Oe~4500Oe的条件下扫选,扫选得到的磁性矿物为铁中矿,铁中矿返回一段粗选。浮铜尾渣通过磨矿、磁选工艺可以得到品位为57.33%,回收率32.01%的铁精矿。

通过分析发现铁精矿中含有部分二氧化硅,通过反浮选脱硅的方法进一步提高铁精矿品位,但反浮选脱硅对铁精矿的回收率具有不利的影响,若对品位要求不高则不需要进行反浮选脱硅;若对品位要求较高则可以通过反浮选脱硅进一步提高铁精矿的品位。在反浮选脱硅过程中浮选矿浆pH值为3~11,磁铁矿抑制剂可溶性淀粉添加量为200g/t~1000g/t,硅酸盐捕收剂十二胺添加量为20g/t~100g/t。铁精矿2通过反浮选脱硅可以得到品位为59.889%,回收率为25.86%的铁精矿。

本发明方法所提供的选矿工艺流程短,成本低,在回收铁精矿的过程中不会产生对环境造成污染的物质,能够实现工业化应用。

附图说明

图1是根据本发明实施例的一种工艺流程图。

图2是根据本发明实施例的另一种工艺流程图。

具体实施方式

下面详细描写本发明的实施例。下面通过参考附图描述的实施例是示例性的,仅用于解释本发明,而不能理解为对本发明的限制。

如图1,一种炼铜炉渣浮铜尾渣制备铁精矿的选矿方法,所述炼铜炉渣中铁主要以铁橄榄石和磁铁矿的形式存在,所述浮铜尾渣是所述炼铜炉渣破碎、磨矿后经过浮选工艺回收渣中的铜矿物,所述炼铜炉渣浮铜尾渣中铁品位>35%,其特征步骤包括:

第一步:浮铜尾渣在磁场强度为1000Oe~1500Oe的条件下磁选预处理,得到磁性尾渣;

第二步:磁性尾渣使用立式搅拌磨磨至-45um目含量95%,其磨矿浓度为50%~65%;

第三步:磁性尾渣经立式搅拌磨磨矿后,在磁场强度为1000Oe~1500Oe条件下一段磁选(粗选),粗选得到铁精矿1和尾矿1;

第四步:对一段粗选得到的铁精矿1在磁场强度为600Oe~1000Oe的条件下二段磁选(精选),磁选得到铁精矿2和尾矿2;

第五步:将尾矿1和尾矿2在磁场强度为3000Oe~4500Oe扫选,扫选得到的磁性产物为铁中矿,铁中矿返回第三步的一段粗选。

如图2,一种炼铜炉渣浮铜尾渣制备铁精矿的选矿方法,还包括:

第六步:将第四步中的铁精矿2采用反浮选脱硅。

所述反浮选脱硅的矿浆pH值为3~11。

所述反浮选脱硅的抑制剂是可溶性淀粉,其添加量为200g/t~1000g/t。

所述反浮选脱硅的捕收剂是十二胺,其添加量为20g/t~100g/t。

实施例1

将某铜冶炼渣破碎磨矿后通过浮选回收渣中的铜矿物,浮铜后的尾矿(即浮铜尾渣)铁品位41.99,在磁场强度为1000Oe~1500Oe的条件磁选预处理,磁选预处理可以抛除浮铜尾渣中约50%的非磁性矿物,减少了立式搅拌磨的处理量。浮铜尾渣磁选预处理可以得到品位为48.25%~47.35%,回收率为45.23%~48.78%的铁精矿,结果如表1所示。综合考虑,磁选预处理磁场强度为1500Oe,此时可以得到品位47.35%的铁精矿,铁回收率为48.78%。

表1

实施例2

为了提高铁精矿的品位,将某浮铜尾渣在磁场强度为1500Oe的条件下预处理得到的品位47.35%的铁精矿,使用立式搅拌磨机进行细磨。将细磨后的预处理铁精矿在磁场强度为1500Oe的条件下磁选(粗选),探讨磨矿粒度对精矿铁品位及铁回收率的影响,结果如表2所示。综合考虑最佳的磨矿粒度为-45um含量95%。

表2

实施例3

将某磁选预处理得到的磁性尾渣,使用立式搅拌磨磨至粒度-45um含量95%,在磁场强度为1000Oe~1500Oe的条件下一段磁选(粗选),结果如表3所示。

表3

实施例4

为了进一步提高铁精矿的品位,对一段磁选(粗选)得到的铁精矿进行二段精选。二段精选的磁场强度为600Oe~1000Oe,结果如表4所示。

表4

实施例5

磁选过程中由于微细磁性矿物颗粒易于从尾矿中流失,为了回收这部分磁性矿物,将尾矿1和尾矿2在磁场强度为3000Oe~4500Oe扫选,扫选得到的磁性部分为铁中矿,扫选得到的铁中矿返回一段粗选。结果如表5所示。

表5

实施例6

浮铜尾渣通过磁选预处理、磨矿、一段磁选(粗选)、二段磁选(精选)得到铁精矿2。为了进一步提高铁精矿的品位,采用反浮选脱硅的方法。浮选矿浆pH值为3~11,结果如表6所示。

表6

实施例7

浮铜尾渣通过磁选预处理、磨矿、一段磁选(粗选)、二段磁选(精选)得到铁精矿2。为了进一步提高铁精矿的品位,采用反浮选脱硅的方法。浮选矿浆pH为中性,抑制剂可溶性淀粉添加量为400g/t~1000g/t,结果如表7所示。

表7

实施例8

浮铜尾渣通过磁选预处理、磨矿、一段磁选(粗选)、二段磁选(精选)得到铁精矿2。为了进一步提高铁精矿的品位,采用反浮选脱硅的方法。浮选矿浆pH为中性,抑制剂可溶性淀粉添加量为800g/t,捕收剂添加量20g/t~100g/t,结果如表8所示。

表8

实施例9

浮铜尾渣通过磁选预处理、磨矿、一段磁选(粗选)、二段磁选(精选)得到铁精矿2。为了进一步提高铁精矿的品位,采用反浮选脱硅的方法。浮选矿浆pH为中性,抑制剂可溶性淀粉添加量为800g/t,捕收剂添加量60g/t。浮选泡沫部分含有部分磁铁矿,为了回收这部分磁铁矿,将浮选泡沫返回扫选中,其磁场强度为3000Oe~4500Oe,结果如表9所示。

表9

上述实施例的说明只是用于理解本发明的方法及其核心思想。应当指出,对于本领域的普通技术人员来说,在不脱离本发明原理的前提下,还可以对本发明进行若干改进和修饰,这些改进和修饰也将落入本发明权利要求的保护范围内。

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