CN114226063A - 一种从选铜尾矿中回收硅灰石的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种从选铜尾矿中回收硅灰石的方法，该方法包括以下步骤：⑴对铜品位为0.65%~0.80%的大块矿石进行粗碎‑中碎‑细碎‑筛分；⑵将筛下产品给入球磨机，经一段磨矿‑二段磨矿‑水力旋流器分级Ⅰ作业，得到溢流产品A和旋流器沉砂A；⑶将溢流产品A经二次粗选、一次扫选，得到粗选精矿和和扫选尾矿；⑷将粗选精矿经二次精选，得到铜品位为18%~22%的铜精矿；⑸扫选尾矿给入水力旋流器分级Ⅱ作业，分别得到溢流产品B和旋流器沉砂B；⑹旋流器沉砂B再磨后进行二次强磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿；⑺磁选尾矿经二次方解石浮选，得到浮选精矿和浮选尾矿；⑻浮选尾矿经二次石英浮选，得到最终硅灰石产品。本发明有效提高了资源利用率。
Description
技术领域
本发明涉及选矿工艺技术领域，尤其涉及一种从选铜尾矿中回收硅灰石的方法。
背景技术
中国是世界上硅灰石资源最丰富的国家，估计资源量近2亿吨。硅灰石作为塑料橡胶工业的填料和补强剂，在工业制成品中越来越多地替代金属部件，市场对其需求增长迅速，加工方法的改进，超细粒物质的获得，潜在新用途的陆续被发现，使得硅灰石的用途日渐广泛。
随着铜矿资源开采量的不断增加，铜尾矿的排放量也与日俱增。铜尾矿是由铜矿石经粉碎、精选后所剩下的细粉沙粒组成的。其中含有大量的可再选的金属矿和非金属有用组分，选择合适的再选工艺将其回收，对开展铜尾矿资源的综合利用具有重要意义。实际生产过程中，不同种类和性质的铜尾矿，需要的选矿工艺也不同。
铜尾矿的物理形态和砂子相似，但是矿物组分较砂子复杂，因它比砂子含有较多的金属矿物。铜尾矿的化学成分比较复杂，其中含有大量的硅、硫、钙、铝、铁等有价元素。主要矿物为石英、长石、方解石、云母、黄铜矿、磁黄铁矿等。多数铜尾矿中含有较多的SiO2（二氧化硅）和CaCO3（碳酸钙），且其中还含有一定量的FeS2（二硫化铁）和其它的硫化物。
对直接排放的选铜尾矿进行分析化验，其尾矿中硅灰石含量达54%，具有较大回收价值。目前，常采用手选-筛选分离-浮选分离-超细粉碎工序回收硅灰石，但该工序效率低、能耗高，不符合当下环保高效的时代要求。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是提供一种有效提高资源利用率的从选铜尾矿中回收硅灰石的方法。
为解决上述问题，本发明所述的一种从选铜尾矿中回收硅灰石的方法，包括以下步骤：
⑴对铜品位为0.65%~0.80%的大块矿石进行粗碎-中碎-细碎-筛分，筛上产品返回细碎，筛下产品粒度为-20mm；
⑵将筛下产品给入球磨机，经一段磨矿-二段磨矿-水力旋流器分级Ⅰ作业，分别得到粒度为72%~78%-200目的溢流产品A和旋流器沉砂A；旋流器沉砂A返回二段磨矿；
⑶将溢流产品A给入粗选Ⅰ作业，分别得到粗选尾矿Ⅰ和粗选精矿Ⅰ；粗选尾矿Ⅰ给入粗选Ⅱ作业，分别得到粗选尾矿Ⅱ和粗选精矿Ⅱ，该粗选精矿Ⅱ与粗选精矿Ⅰ合并为粗选精矿；粗选尾矿Ⅱ加入扫选作业，分别得到扫选精矿和扫选尾矿；
⑷将粗选精矿给入精选Ⅰ作业，分别得到精选精矿Ⅰ和精选尾矿Ⅰ；精选精矿Ⅰ给入精选Ⅱ作业，分别得到铜品位为18%~22%的铜精矿和精选尾矿Ⅱ；精选尾矿Ⅰ、精选尾矿Ⅱ与扫选精矿合并返回粗选Ⅱ作业；
⑸扫选尾矿给入水力旋流器分级Ⅱ作业，分别得到粒度为120目的溢流产品B和旋流器沉砂B；溢流产品B进入尾矿；
⑹旋流器沉砂B再磨后给入强磁选Ⅰ作业，分别得到磁选精矿Ⅰ和磁选尾矿Ⅰ；磁选尾矿Ⅰ给入强磁选Ⅱ作业，分别得到磁选精矿Ⅱ和磁选尾矿Ⅱ；磁选精矿Ⅱ和磁选精矿Ⅰ进入尾矿；
⑺磁选尾矿Ⅱ给入方解石浮选Ⅰ作业，分别得到浮选精矿Ⅰ和浮选尾矿Ⅰ；浮选尾矿Ⅰ给入方解石浮选Ⅱ作业，分别得到浮选精矿Ⅱ和浮选尾矿Ⅱ；浮选精矿Ⅱ和浮选精矿Ⅰ进入尾矿；
⑻浮选尾矿Ⅱ给入石英浮选Ⅰ作业，分别得到浮选精矿Ⅲ和浮选尾矿Ⅲ；浮选尾矿Ⅲ给入石英浮选Ⅱ作业，分别得到浮选精矿Ⅳ和浮选尾矿Ⅳ；浮选尾矿Ⅳ即为最终硅灰石产品；浮选精矿Ⅳ和浮选精矿Ⅲ进入尾矿。
所述步骤⑴中粗碎采用颚式破碎机，中碎采用标准圆锥破碎机，细碎采用短头圆锥破碎机。
所述步骤⑵中磨矿球磨机的寸为Φ4000×6500。
所述步骤⑵水力旋流器分级Ⅰ和所述步骤⑸水力旋流器分级Ⅱ中的旋流器规格均为Φ350。
所述步骤⑶中粗选的浮选柱尺寸为Φ4.0m×10.0m。
所述步骤⑷中精选的浮选柱尺寸为Φ3.2m×10.0m。
所述步骤⑹中再磨的球磨机尺寸为Φ2700×4000。
所述步骤⑹中强磁选的磁场为19000奥斯特。
所述步骤⑺和所述步骤⑻中浮选所使用的浮选机规格均为4m3。
本发明与现有技术相比具有以下优点：
1、本发明通过对选铜尾矿再开发利用、选出有用组分硅灰石，有效提高了资源利用率，同时显著降低了尾矿堆存所引起的环境压力，实现了矿产资源的进一步回收利用。
2、采用本发明方法后，可以产出Fe2O3含量小于1%、方解石含量小于10%的合格硅灰石精矿，不但效率高、能耗低，而且显著提高了企业的经济效益。
附图说明
下面结合附图对本发明的具体实施方式作进一步详细的说明。
图1为本发明的流程图。
具体实施方式
如图1所示，一种从选铜尾矿中回收硅灰石的方法，包括以下步骤：
⑴对铜品位为0.65%~0.80%的大块矿石进行粗碎-中碎-细碎-筛分，粗碎采用颚式破碎机，中碎采用标准圆锥破碎机，细碎采用短头圆锥破碎机。筛分后筛上产品返回细碎，筛下产品粒度为-20mm。
⑵将筛下产品给入球磨机，经一段磨矿-二段磨矿-水力旋流器分级Ⅰ作业，分别得到粒度为72%~78%-200目的溢流产品A和旋流器沉砂A；旋流器沉砂A返回二段磨矿。
其中：磨矿球磨机的寸为Φ4000×6500。旋流器规格为Φ350。
⑶将溢流产品A给入粗选Ⅰ作业，分别得到粗选尾矿Ⅰ和粗选精矿Ⅰ；粗选尾矿Ⅰ给入粗选Ⅱ作业，分别得到粗选尾矿Ⅱ和粗选精矿Ⅱ，该粗选精矿Ⅱ与粗选精矿Ⅰ合并为粗选精矿；粗选尾矿Ⅱ加入扫选作业，分别得到扫选精矿和扫选尾矿。
其中：粗选的浮选柱尺寸为Φ4.0m×10.0m。
粗选Ⅰ用CaO调节pH，保持pH在9~10之间；以A26为捕收剂，用量为55g/t。
粗选Ⅱ用CaO调节pH，保持pH在9~10之间；以A26为捕收剂，用量为50g/t。
⑷将粗选精矿给入精选Ⅰ作业，分别得到精选精矿Ⅰ和精选尾矿Ⅰ；精选精矿Ⅰ给入精选Ⅱ作业，分别得到铜品位为18%~22%的铜精矿和精选尾矿Ⅱ；精选尾矿Ⅰ、精选尾矿Ⅱ与扫选精矿合并返回粗选Ⅱ作业。
其中：精选的浮选柱尺寸为Φ3.2m×10.0m。
精选Ⅰ用CaO调节pH，保持pH在9~10之间；以A26为捕收剂，用量为10g/t。
精选Ⅱ用CaO调节pH，保持pH在9~10之间；以A26为捕收剂，用量为5g/t。
⑸扫选尾矿给入水力旋流器分级Ⅱ作业，分别得到粒度为120目的溢流产品B和旋流器沉砂B；溢流产品B进入尾矿。
其中：旋流器规格为Φ350。
⑹旋流器沉砂B再磨后给入强磁选Ⅰ作业，分别得到磁选精矿Ⅰ和磁选尾矿Ⅰ；磁选尾矿Ⅰ给入强磁选Ⅱ作业，分别得到磁选精矿Ⅱ和磁选尾矿Ⅱ；磁选精矿Ⅱ和磁选精矿Ⅰ进入尾矿。
其中：再磨的球磨机尺寸为Φ2700×4000。强磁选的磁场为19000奥斯特。
⑺磁选尾矿Ⅱ给入方解石浮选Ⅰ作业，分别得到浮选精矿Ⅰ和浮选尾矿Ⅰ；浮选尾矿Ⅰ给入方解石浮选Ⅱ作业，分别得到浮选精矿Ⅱ和浮选尾矿Ⅱ；浮选精矿Ⅱ和浮选精矿Ⅰ进入尾矿。
其中：方解石浮选所使用的浮选机规格为4m3。
方解石浮选Ⅰ用CaO调节pH，保持pH在9~10之间；活化剂为CaCO3，用量为25g/t；捕收剂为油酸钠，用量为35g/t。
方解石浮选Ⅱ用CaO调节pH，保持pH在9~10之间；活化剂为CaCO3，用量为10g/t；捕收剂为油酸钠，用量为15g/t。
⑻浮选尾矿Ⅱ给入石英浮选Ⅰ作业，分别得到浮选精矿Ⅲ和浮选尾矿Ⅲ；浮选尾矿Ⅲ给入石英浮选Ⅱ作业，分别得到浮选精矿Ⅳ和浮选尾矿Ⅳ；浮选尾矿Ⅳ即为最终硅灰石产品；浮选精矿Ⅳ和浮选精矿Ⅲ进入尾矿。
其中：石英浮选所使用的浮选机规格为4m3。
石英浮选Ⅰ捕收剂为十二胺，用量为80g/t。
石英浮选Ⅱ捕收剂为十二胺，用量为45g/t。
实施例1 一种从选铜尾矿中回收硅灰石的方法，包括以下步骤：
⑴对铜品位为0.68%的大块矿石进行粗碎-中碎-细碎-筛分，筛上产品返回细碎，筛下产品粒度为-20mm。
⑵将筛下产品给入球磨机，经一段磨矿-二段磨矿-水力旋流器分级Ⅰ作业，分别得到粒度为73%-200目的溢流产品A和旋流器沉砂A；旋流器沉砂A返回二段磨矿。
⑶将溢流产品A给入粗选Ⅰ作业，分别得到粗选尾矿Ⅰ和粗选精矿Ⅰ；粗选尾矿Ⅰ给入粗选Ⅱ作业，分别得到粗选尾矿Ⅱ和粗选精矿Ⅱ，该粗选精矿Ⅱ与粗选精矿Ⅰ合并为粗选精矿；粗选尾矿Ⅱ加入扫选作业，分别得到扫选精矿和扫选尾矿。
⑷将粗选精矿给入精选Ⅰ作业，分别得到精选精矿Ⅰ和精选尾矿Ⅰ；精选精矿Ⅰ给入精选Ⅱ作业，分别得到铜品位为19.2%的铜精矿和精选尾矿Ⅱ；精选尾矿Ⅰ、精选尾矿Ⅱ与扫选精矿合并返回粗选Ⅱ作业。
⑸扫选尾矿给入水力旋流器分级Ⅱ作业，分别得到粒度为120目的溢流产品B和旋流器沉砂B；溢流产品B进入尾矿。
⑹旋流器沉砂B再磨后给入强磁选Ⅰ作业，分别得到磁选精矿Ⅰ和磁选尾矿Ⅰ；磁选尾矿Ⅰ给入强磁选Ⅱ作业，分别得到磁选精矿Ⅱ和磁选尾矿Ⅱ；磁选精矿Ⅱ和磁选精矿Ⅰ进入尾矿。
⑺磁选尾矿Ⅱ给入方解石浮选Ⅰ作业，分别得到浮选精矿Ⅰ和浮选尾矿Ⅰ；浮选尾矿Ⅰ给入方解石浮选Ⅱ作业，分别得到浮选精矿Ⅱ和浮选尾矿Ⅱ；浮选精矿Ⅱ和浮选精矿Ⅰ进入尾矿。
⑻浮选尾矿Ⅱ给入石英浮选Ⅰ作业，分别得到浮选精矿Ⅲ和浮选尾矿Ⅲ；浮选尾矿Ⅲ给入石英浮选Ⅱ作业，分别得到浮选精矿Ⅳ和浮选尾矿Ⅳ；浮选尾矿Ⅳ即为最终硅灰石产品；浮选精矿Ⅳ和浮选精矿Ⅲ进入尾矿。硅灰石产品中Fe2O3含量为0.87%、方解石含量为6.98%。
实施例2 一种从选铜尾矿中回收硅灰石的方法，包括以下步骤：
⑴对铜品位为0.75%的大块矿石进行粗碎-中碎-细碎-筛分，筛上产品返回细碎，筛下产品粒度为-20mm。
⑵将筛下产品给入球磨机，经一段磨矿-二段磨矿-水力旋流器分级Ⅰ作业，分别得到粒度为72%-200目的溢流产品A和旋流器沉砂A；旋流器沉砂A返回二段磨矿。
⑶将溢流产品A给入粗选Ⅰ作业，分别得到粗选尾矿Ⅰ和粗选精矿Ⅰ；粗选尾矿Ⅰ给入粗选Ⅱ作业，分别得到粗选尾矿Ⅱ和粗选精矿Ⅱ，该粗选精矿Ⅱ与粗选精矿Ⅰ合并为粗选精矿；粗选尾矿Ⅱ加入扫选作业，分别得到扫选精矿和扫选尾矿。
⑷将粗选精矿给入精选Ⅰ作业，分别得到精选精矿Ⅰ和精选尾矿Ⅰ；精选精矿Ⅰ给入精选Ⅱ作业，分别得到铜品位为20.6%的铜精矿和精选尾矿Ⅱ；精选尾矿Ⅰ、精选尾矿Ⅱ与扫选精矿合并返回粗选Ⅱ作业。
⑸扫选尾矿给入水力旋流器分级Ⅱ作业，分别得到粒度为120目的溢流产品B和旋流器沉砂B；溢流产品B进入尾矿。
⑹旋流器沉砂B再磨后给入强磁选Ⅰ作业，分别得到磁选精矿Ⅰ和磁选尾矿Ⅰ；磁选尾矿Ⅰ给入强磁选Ⅱ作业，分别得到磁选精矿Ⅱ和磁选尾矿Ⅱ；磁选精矿Ⅱ和磁选精矿Ⅰ进入尾矿。
⑺磁选尾矿Ⅱ给入方解石浮选Ⅰ作业，分别得到浮选精矿Ⅰ和浮选尾矿Ⅰ；浮选尾矿Ⅰ给入方解石浮选Ⅱ作业，分别得到浮选精矿Ⅱ和浮选尾矿Ⅱ；浮选精矿Ⅱ和浮选精矿Ⅰ进入尾矿。
⑻浮选尾矿Ⅱ给入石英浮选Ⅰ作业，分别得到浮选精矿Ⅲ和浮选尾矿Ⅲ；浮选尾矿Ⅲ给入石英浮选Ⅱ作业，分别得到浮选精矿Ⅳ和浮选尾矿Ⅳ；浮选尾矿Ⅳ即为最终硅灰石产品；浮选精矿Ⅳ和浮选精矿Ⅲ进入尾矿。硅灰石产品中Fe2O3含量为0.91%、方解石含量为7.97%。
实施例3 一种从选铜尾矿中回收硅灰石的方法，包括以下步骤：
⑴对铜品位为0.70%的大块矿石进行粗碎-中碎-细碎-筛分，筛上产品返回细碎，筛下产品粒度为-20mm。
⑵将筛下产品给入球磨机，经一段磨矿-二段磨矿-水力旋流器分级Ⅰ作业，分别得到粒度为75%-200目的溢流产品A和旋流器沉砂A；旋流器沉砂A返回二段磨矿。
⑶将溢流产品A给入粗选Ⅰ作业，分别得到粗选尾矿Ⅰ和粗选精矿Ⅰ；粗选尾矿Ⅰ给入粗选Ⅱ作业，分别得到粗选尾矿Ⅱ和粗选精矿Ⅱ，该粗选精矿Ⅱ与粗选精矿Ⅰ合并为粗选精矿；粗选尾矿Ⅱ加入扫选作业，分别得到扫选精矿和扫选尾矿。
⑷将粗选精矿给入精选Ⅰ作业，分别得到精选精矿Ⅰ和精选尾矿Ⅰ；精选精矿Ⅰ给入精选Ⅱ作业，分别得到铜品位为19.8%的铜精矿和精选尾矿Ⅱ；精选尾矿Ⅰ、精选尾矿Ⅱ与扫选精矿合并返回粗选Ⅱ作业。
⑸扫选尾矿给入水力旋流器分级Ⅱ作业，分别得到粒度为120目的溢流产品B和旋流器沉砂B；溢流产品B进入尾矿。
⑹旋流器沉砂B再磨后给入强磁选Ⅰ作业，分别得到磁选精矿Ⅰ和磁选尾矿Ⅰ；磁选尾矿Ⅰ给入强磁选Ⅱ作业，分别得到磁选精矿Ⅱ和磁选尾矿Ⅱ；磁选精矿Ⅱ和磁选精矿Ⅰ进入尾矿。
⑺磁选尾矿Ⅱ给入方解石浮选Ⅰ作业，分别得到浮选精矿Ⅰ和浮选尾矿Ⅰ；浮选尾矿Ⅰ给入方解石浮选Ⅱ作业，分别得到浮选精矿Ⅱ和浮选尾矿Ⅱ；浮选精矿Ⅱ和浮选精矿Ⅰ进入尾矿。
⑻浮选尾矿Ⅱ给入石英浮选Ⅰ作业，分别得到浮选精矿Ⅲ和浮选尾矿Ⅲ；浮选尾矿Ⅲ给入石英浮选Ⅱ作业，分别得到浮选精矿Ⅳ和浮选尾矿Ⅳ；浮选尾矿Ⅳ即为最终硅灰石产品；浮选精矿Ⅳ和浮选精矿Ⅲ进入尾矿。硅灰石产品中Fe2O3含量为0.81%、方解石含量为9.14%。
实施例4 一种从选铜尾矿中回收硅灰石的方法，包括以下步骤：
⑴对铜品位为0.69%的大块矿石进行粗碎-中碎-细碎-筛分，筛上产品返回细碎，筛下产品粒度为-20mm。
⑵将筛下产品给入球磨机，经一段磨矿-二段磨矿-水力旋流器分级Ⅰ作业，分别得到粒度为76%-200目的溢流产品A和旋流器沉砂A；旋流器沉砂A返回二段磨矿。
⑶将溢流产品A给入粗选Ⅰ作业，分别得到粗选尾矿Ⅰ和粗选精矿Ⅰ；粗选尾矿Ⅰ给入粗选Ⅱ作业，分别得到粗选尾矿Ⅱ和粗选精矿Ⅱ，该粗选精矿Ⅱ与粗选精矿Ⅰ合并为粗选精矿；粗选尾矿Ⅱ加入扫选作业，分别得到扫选精矿和扫选尾矿。
⑷将粗选精矿给入精选Ⅰ作业，分别得到精选精矿Ⅰ和精选尾矿Ⅰ；精选精矿Ⅰ给入精选Ⅱ作业，分别得到铜品位为19.5%的铜精矿和精选尾矿Ⅱ；精选尾矿Ⅰ、精选尾矿Ⅱ与扫选精矿合并返回粗选Ⅱ作业。
⑸扫选尾矿给入水力旋流器分级Ⅱ作业，分别得到粒度为120目的溢流产品B和旋流器沉砂B；溢流产品B进入尾矿。
⑹旋流器沉砂B再磨后给入强磁选Ⅰ作业，分别得到磁选精矿Ⅰ和磁选尾矿Ⅰ；磁选尾矿Ⅰ给入强磁选Ⅱ作业，分别得到磁选精矿Ⅱ和磁选尾矿Ⅱ；磁选精矿Ⅱ和磁选精矿Ⅰ进入尾矿。
⑺磁选尾矿Ⅱ给入方解石浮选Ⅰ作业，分别得到浮选精矿Ⅰ和浮选尾矿Ⅰ；浮选尾矿Ⅰ给入方解石浮选Ⅱ作业，分别得到浮选精矿Ⅱ和浮选尾矿Ⅱ；浮选精矿Ⅱ和浮选精矿Ⅰ进入尾矿。
⑻浮选尾矿Ⅱ给入石英浮选Ⅰ作业，分别得到浮选精矿Ⅲ和浮选尾矿Ⅲ；浮选尾矿Ⅲ给入石英浮选Ⅱ作业，分别得到浮选精矿Ⅳ和浮选尾矿Ⅳ；浮选尾矿Ⅳ即为最终硅灰石产品；浮选精矿Ⅳ和浮选精矿Ⅲ进入尾矿。硅灰石产品中Fe2O3含量为0.84%、方解石含量为8.05%。
实施例5 一种从选铜尾矿中回收硅灰石的方法，包括以下步骤：
⑴对铜品位为0.78%的大块矿石进行粗碎-中碎-细碎-筛分，筛上产品返回细碎，筛下产品粒度为-20mm。
⑵将筛下产品给入球磨机，经一段磨矿-二段磨矿-水力旋流器分级Ⅰ作业，分别得到粒度为73%-200目的溢流产品A和旋流器沉砂A；旋流器沉砂A返回二段磨矿。
⑶将溢流产品A给入粗选Ⅰ作业，分别得到粗选尾矿Ⅰ和粗选精矿Ⅰ；粗选尾矿Ⅰ给入粗选Ⅱ作业，分别得到粗选尾矿Ⅱ和粗选精矿Ⅱ，该粗选精矿Ⅱ与粗选精矿Ⅰ合并为粗选精矿；粗选尾矿Ⅱ加入扫选作业，分别得到扫选精矿和扫选尾矿。
⑷将粗选精矿给入精选Ⅰ作业，分别得到精选精矿Ⅰ和精选尾矿Ⅰ；精选精矿Ⅰ给入精选Ⅱ作业，分别得到铜品位为21.3%的铜精矿和精选尾矿Ⅱ；精选尾矿Ⅰ、精选尾矿Ⅱ与扫选精矿合并返回粗选Ⅱ作业。
⑸扫选尾矿给入水力旋流器分级Ⅱ作业，分别得到粒度为120目的溢流产品B和旋流器沉砂B；溢流产品B进入尾矿。
⑹旋流器沉砂B再磨后给入强磁选Ⅰ作业，分别得到磁选精矿Ⅰ和磁选尾矿Ⅰ；磁选尾矿Ⅰ给入强磁选Ⅱ作业，分别得到磁选精矿Ⅱ和磁选尾矿Ⅱ；磁选精矿Ⅱ和磁选精矿Ⅰ进入尾矿。
⑺磁选尾矿Ⅱ给入方解石浮选Ⅰ作业，分别得到浮选精矿Ⅰ和浮选尾矿Ⅰ；浮选尾矿Ⅰ给入方解石浮选Ⅱ作业，分别得到浮选精矿Ⅱ和浮选尾矿Ⅱ；浮选精矿Ⅱ和浮选精矿Ⅰ进入尾矿。
⑻浮选尾矿Ⅱ给入石英浮选Ⅰ作业，分别得到浮选精矿Ⅲ和浮选尾矿Ⅲ；浮选尾矿Ⅲ给入石英浮选Ⅱ作业，分别得到浮选精矿Ⅳ和浮选尾矿Ⅳ；浮选尾矿Ⅳ即为最终硅灰石产品；浮选精矿Ⅳ和浮选精矿Ⅲ进入尾矿。硅灰石产品中Fe2O3含量为0.95%、方解石含量为9.01%。
Claims (9)
1.一种从选铜尾矿中回收硅灰石的方法，包括以下步骤：
⑴对铜品位为0.65%~0.80%的大块矿石进行粗碎-中碎-细碎-筛分，筛上产品返回细碎，筛下产品粒度为-20mm；
⑵将筛下产品给入球磨机，经一段磨矿-二段磨矿-水力旋流器分级Ⅰ作业，分别得到粒度为72%~78%-200目的溢流产品A和旋流器沉砂A；旋流器沉砂A返回二段磨矿；
⑶将溢流产品A给入粗选Ⅰ作业，分别得到粗选尾矿Ⅰ和粗选精矿Ⅰ；粗选尾矿Ⅰ给入粗选Ⅱ作业，分别得到粗选尾矿Ⅱ和粗选精矿Ⅱ，该粗选精矿Ⅱ与粗选精矿Ⅰ合并为粗选精矿；粗选尾矿Ⅱ加入扫选作业，分别得到扫选精矿和扫选尾矿；
⑷将粗选精矿给入精选Ⅰ作业，分别得到精选精矿Ⅰ和精选尾矿Ⅰ；精选精矿Ⅰ给入精选Ⅱ作业，分别得到铜品位为18%~22%的铜精矿和精选尾矿Ⅱ；精选尾矿Ⅰ、精选尾矿Ⅱ与扫选精矿合并返回粗选Ⅱ作业；
⑸扫选尾矿给入水力旋流器分级Ⅱ作业，分别得到粒度为120目的溢流产品B和旋流器沉砂B；溢流产品B进入尾矿；
⑹旋流器沉砂B再磨后给入强磁选Ⅰ作业，分别得到磁选精矿Ⅰ和磁选尾矿Ⅰ；磁选尾矿Ⅰ给入强磁选Ⅱ作业，分别得到磁选精矿Ⅱ和磁选尾矿Ⅱ；磁选精矿Ⅱ和磁选精矿Ⅰ进入尾矿；
⑺磁选尾矿Ⅱ给入方解石浮选Ⅰ作业，分别得到浮选精矿Ⅰ和浮选尾矿Ⅰ；浮选尾矿Ⅰ给入方解石浮选Ⅱ作业，分别得到浮选精矿Ⅱ和浮选尾矿Ⅱ；浮选精矿Ⅱ和浮选精矿Ⅰ进入尾矿；
⑻浮选尾矿Ⅱ给入石英浮选Ⅰ作业，分别得到浮选精矿Ⅲ和浮选尾矿Ⅲ；浮选尾矿Ⅲ给入石英浮选Ⅱ作业，分别得到浮选精矿Ⅳ和浮选尾矿Ⅳ；浮选尾矿Ⅳ即为最终硅灰石产品；浮选精矿Ⅳ和浮选精矿Ⅲ进入尾矿。
2.如权利要求1所述的一种从选铜尾矿中回收硅灰石的方法，其特征在于：所述步骤⑴中粗碎采用颚式破碎机，中碎采用标准圆锥破碎机，细碎采用短头圆锥破碎机。
3.如权利要求1所述的一种从选铜尾矿中回收硅灰石的方法，其特征在于：所述步骤⑵中磨矿球磨机的寸为Φ4000×6500。
4.如权利要求1所述的一种从选铜尾矿中回收硅灰石的方法，其特征在于：所述步骤⑵水力旋流器分级Ⅰ和所述步骤⑸水力旋流器分级Ⅱ中的旋流器规格均为Φ350。
5.如权利要求1所述的一种从选铜尾矿中回收硅灰石的方法，其特征在于：所述步骤⑶中粗选的浮选柱尺寸为Φ4.0m×10.0m。
6.如权利要求1所述的一种从选铜尾矿中回收硅灰石的方法，其特征在于：所述步骤⑷中精选的浮选柱尺寸为Φ3.2m×10.0m。
7.如权利要求1所述的一种从选铜尾矿中回收硅灰石的方法，其特征在于：所述步骤⑹中再磨的球磨机尺寸为Φ2700×4000。
8.如权利要求1所述的一种从选铜尾矿中回收硅灰石的方法，其特征在于：所述步骤⑹中强磁选的磁场为19000奥斯特。
9.如权利要求1所述的一种从选铜尾矿中回收硅灰石的方法，其特征在于：所述步骤⑺和所述步骤⑻中浮选所使用的浮选机规格均为4m3。
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Citations (11)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB518852A (en) * | 1937-09-10 | 1940-03-08 | F L Smidth & Co Aktieselskab | Improvements in or relating to the separation of minerals from ores |
| CN1085469A (zh) * | 1993-07-07 | 1994-04-20 | 武汉工业大学 | 硅灰石矿石分选提纯的方法 |
| CN102441481A (zh) * | 2011-09-19 | 2012-05-09 | 鞍钢集团矿业公司 | 磁、赤混合型粗精矿选矿工艺 |
| CN102671757A (zh) * | 2012-05-10 | 2012-09-19 | 湖北冯家山硅灰石纤维有限公司 | 一种纯物理法提纯硅灰石的方法 |
| CN103691563A (zh) * | 2013-12-11 | 2014-04-02 | 广西大学 | 一种硅灰石与石英的浮选分离方法 |
| CN105855036A (zh) * | 2016-05-10 | 2016-08-17 | 中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司 | 一种高硫铜矿的铜硫分离选矿方法 |
| CN107413490A (zh) * | 2017-06-05 | 2017-12-01 | 东北大学 | 一种综合回收岩浆岩型磷矿中磷、铁和钛矿物的方法 |
| CN109663653A (zh) * | 2018-11-16 | 2019-04-23 | 西北矿冶研究院 | 一种选铜尾矿分级再磨回收铜的工艺方法 |
| CN111298956A (zh) * | 2020-03-10 | 2020-06-19 | 中国地质科学院矿产综合利用研究所 | 一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的分离方法 |
| CN111822152A (zh) * | 2020-07-15 | 2020-10-27 | 江西理工大学 | 一种超声波闪速-异步浮选分离白钨矿与方解石的方法 |
| CN112007747A (zh) * | 2019-09-25 | 2020-12-01 | 中蓝连海设计研究院有限公司 | 针对硅钙质胶磷矿的不借助尾矿库的浮选方法 |
-
2021
- 2021-11-30 CN CN202111442411.2A patent/CN114226063A/zh active Pending
Patent Citations (11)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB518852A (en) * | 1937-09-10 | 1940-03-08 | F L Smidth & Co Aktieselskab | Improvements in or relating to the separation of minerals from ores |
| CN1085469A (zh) * | 1993-07-07 | 1994-04-20 | 武汉工业大学 | 硅灰石矿石分选提纯的方法 |
| CN102441481A (zh) * | 2011-09-19 | 2012-05-09 | 鞍钢集团矿业公司 | 磁、赤混合型粗精矿选矿工艺 |
| CN102671757A (zh) * | 2012-05-10 | 2012-09-19 | 湖北冯家山硅灰石纤维有限公司 | 一种纯物理法提纯硅灰石的方法 |
| CN103691563A (zh) * | 2013-12-11 | 2014-04-02 | 广西大学 | 一种硅灰石与石英的浮选分离方法 |
| CN105855036A (zh) * | 2016-05-10 | 2016-08-17 | 中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司 | 一种高硫铜矿的铜硫分离选矿方法 |
| CN107413490A (zh) * | 2017-06-05 | 2017-12-01 | 东北大学 | 一种综合回收岩浆岩型磷矿中磷、铁和钛矿物的方法 |
| CN109663653A (zh) * | 2018-11-16 | 2019-04-23 | 西北矿冶研究院 | 一种选铜尾矿分级再磨回收铜的工艺方法 |
| CN112007747A (zh) * | 2019-09-25 | 2020-12-01 | 中蓝连海设计研究院有限公司 | 针对硅钙质胶磷矿的不借助尾矿库的浮选方法 |
| CN111298956A (zh) * | 2020-03-10 | 2020-06-19 | 中国地质科学院矿产综合利用研究所 | 一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的分离方法 |
| CN111822152A (zh) * | 2020-07-15 | 2020-10-27 | 江西理工大学 | 一种超声波闪速-异步浮选分离白钨矿与方解石的方法 |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| 谭琦;刘磊;刘新海;刘玉林;赵毅;李一波: "石英型和方解石型萤石矿浮选工艺对比试验研究", 非金属矿, vol. 38, no. 3, 31 December 2015 (2015-12-31) * |
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