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一种综合回收金属尾矿中铜、铁矿物的方法

一种综合回收金属尾矿中铜、铁矿物的方法

IPC分类号 : B03B7/00,B03B9/00

申请号
CN202010795020.8
可选规格

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  • 专利类型:
  • 法律状态: 有权
  • 公开号: CN111921693A
  • 公开日: 2020-11-13
  • 主分类号: B03B7/00
  • 专利权人: 清华大学

专利摘要

专利摘要

本发明公开了一种综合回收金属尾矿中铜、铁矿物的方法,包括三个步骤,第一步为尾矿预处理工序,第二步为细粒尾矿先铜后铁工序,第三步为粗粒尾矿先铁后铜工序。根据本发明的方法通过对尾矿进行预处理工序,包括筛分除渣、调浆搅拌和尾砂分级等工艺,可以去除尾矿中大部分的大块废石及有机杂质,使尾矿的成份更单一,较少调浆搅拌中水玻璃的用量,提高矿物的分选效率,使矿物粒径的分选效果更好。采用“细粒级尾矿先铜后铁”工序,可以减少尾矿磨矿,使细粒铜的分选效果更好,减少铜精矿中铁的含量,并尽可能充分回收铁矿物。采用“粗粒级尾矿先铁后铜”工序,可以充分回收铁矿物,减少铁精矿中铜的含量,并尽可能充分回收铜矿物。

权利要求

1.一种综合回收金属尾矿中铜、铁矿物的方法,包括以下步骤,第一步为尾矿预处理工序,第二步为细粒尾矿先铜后铁工序,其具体工艺方法如下:

步骤一)尾矿预处理工序

工艺1)筛分脱杂:将尾矿(1)在筛孔径为6mm震动筛上进行干式筛分,得到筛上产物杂物(28),筛下产物除杂尾矿(2),所述尾矿(1)中铜矿物主要为硫化铜,Cu品位在质量百分比含量为0.2%以上,铁矿物主要为磁性铁,Fe品位在质量百分比含量为15%以上;

工艺2)搅拌预调浆:将除杂尾矿(2)置于搅拌桶中,加水配置成质量百分比浓度为30%的矿浆,添加水玻璃(a),在搅拌转速为200至300r/min下,搅拌3至10min,制备成调浆尾矿(3),基于一吨所述矿浆,水玻璃(a)的用量为50~100g/t;

工艺3)尾砂分级:将调浆尾矿(3)通过旋流器,给矿压力为0.2-0.3Mpa,旋流器溢流得到细粒尾矿(4)和底流粗粒尾矿(5),所述细粒尾矿(4)的粒度范围为小于等于0.074mm,所述粗粒尾矿(5)的粒度范围为0.074~6mm;

步骤二)细粒尾矿先铜后铁工序:

工艺4)浮选粗选:将细粒尾矿(4)置于浮选机中,调节矿浆为pH值9~10,依次添加水玻璃(a)、乙基钠黄药(b)、丁铵黑药(c)、甲基异丁基甲醇(d),进行粗选,得到粗选精矿(6)和粗选尾矿(7),其中基于一吨所述细粒尾矿,水玻璃(a)的用量为200~300g/t,乙基钠黄药(b)的用量为40~80g/t,丁铵黑药(c)的用量为40~120g/t,甲基异丁基甲醇(d)的用量为10~20g/t;

工艺5)浮选精Ⅰ选:将粗选精矿(6)置于浮选机中,调节矿浆为pH值9~10,依次添加乙基钠黄药(b)、丁铵黑药(c)、甲基异丁基甲醇(d),进行第一次精选,得到精Ⅰ选精矿(8)和精Ⅰ选尾矿(9),所述精Ⅰ选尾矿(9)去工序4)进行粗选,其中基于一吨所述细粒尾矿,乙基钠黄药(b)的用量为5~10g/t,丁铵黑药(c)的用量为5~10g/t,甲基异丁基甲醇(d)的用量为0~5g/t;

工艺6)浮选精Ⅱ选:将精Ⅰ选精矿(8)置于浮选机中,调节矿浆为pH值9~10,不添加任何药剂,进行第二次精选,得到铜精矿(10)和精Ⅱ选尾矿(11),所述精Ⅱ选尾矿(11)去工序5)进行精Ⅰ选;所述得到的铜精矿(10)的Cu品位在10~20%;

工艺7)浮选扫选:将粗选尾矿(7)置于浮选机中,调节矿浆为pH值9~10,依次添加乙基钠黄药(b)、丁铵黑药(c)、甲基异丁基甲醇(d),进行扫选,得到扫选尾矿(12)和扫选精矿(13),所述扫选精矿(13)去工序4)进行粗选,其中基于一吨所述矿浆,乙基钠黄药(b)的用量为5~10g/t,丁铵黑药(c)的用量为5~10g/t,甲基异丁基甲醇(d)的用量为3~5g/t;

工艺8)强磁扫选:将扫选尾矿(12)通过强磁选机,磁场强度为0.6~0.8T,得到除铜铁尾矿(14)和磁性铜尾矿(15),所述除铜铁尾矿(14)中铜、铁金属充分被提取,Cu的质量百分比含量低于0.01~0.06%,Fe的质量百分比含量低于3~12%。

2.根据权利要求1所述的综合回收金属尾矿中铜、铁矿物的方法,其特征在于,所述方法还包括步骤三,粗粒尾矿先铁后铜工序,其具体工艺方法如下:

步骤三)粗粒尾矿先铁后铜工序:

工艺9)磨矿:将粗粒尾矿(5)进行磨矿处理,得到磨矿尾矿(16),所述磨矿尾矿(16)中粒度范围为-0.074mm的颗粒占60~80%;

工艺10)强磁粗选:将磨矿尾矿(16)通过强磁选机,磁场强度为0.6~0.8T,得到强磁粗选精矿(17)和强磁粗选尾矿(22);

工艺11)弱磁精Ⅰ选:将强磁粗选精矿(17)通过弱磁选机,磁场强度为0.1~0.2T,得到弱磁精Ⅰ选精矿(18)和弱磁精Ⅰ选尾矿(19);

工艺12)弱磁精Ⅱ选:将弱磁精Ⅰ选精矿(18)通过弱磁选机,磁场强度为0.06~0.1T,得到铁精矿(20)和弱磁精Ⅱ选尾矿(21),所述铁精矿(20)的Fe的质量百分比品位范围约为50~66%;

工艺13)再磨矿:将弱磁精Ⅰ选尾矿(19)和弱磁精Ⅱ选尾矿(21)进行再磨处理,得到再磨尾矿(23),所述再磨矿尾矿(23)的粒度范围为-0.074mm的颗粒占80~90%;

工艺14)中磁扫选:将再磨矿尾矿(23)通过中磁选机,磁场强度范围为0.2~0.5T,得到中磁扫选精矿(24)和中磁扫选尾矿(25),所述中磁扫选精矿(24)去工序11进行弱磁精Ⅰ选;

工艺15)粗扫选:将中磁扫选精矿(24)置于浮选机中调节矿浆为pH值9~10,依次添加水玻璃(a)、乙基钠黄药(b)、丁铵黑药(c)、甲基异丁基甲醇(d),进行粗扫选,得到粗扫选精矿(26),其中基于一吨矿浆,水玻璃(a)的用量为400g/t,乙基钠黄药(b)的用量为60~120g/t,丁铵黑药(c)的用量为30~80g/t,甲基异丁基甲醇(d)的用量为10~20g/t,所述粗扫选精矿(26)返回工艺5)进行浮选精Ⅰ选,所述除铁铜尾矿(27)中铜铁金属充分被提取,Cu的质量百分比含量低于0.01~0.1%,Fe的质量百分比含量低于3~10%。

说明书

技术领域

本发明属于尾矿资源综合利用领域,具体涉及一种综合回收金属尾矿中铜、铁矿物的方法。

背景技术

我国工业固体废弃物累计堆存量超过600亿吨,其中绝大多数为尾矿,并以每年3亿吨的速度增加,这些尾矿大部分被堆存于尾矿库中,堆存量巨大,不仅占用大量土地资源,污染环境,还面临溃坝的危险,给人民生命财产安全带来极大的隐患。同时,许多老尾矿中所含有的金属矿物的品位由于现有技术的提升而具有了资源属性,有一定的开发利用经济价值,而现有技术对金属尾矿的开发利用主要针对单一的金属矿物或简单共伴生铜硫、铜金等矿物的开发,而对于尾矿中同时含有铜、铁矿物的回收还没有较好的技术。

现有技术(“云南某铜铁多金属矿初步可选性研究”,《矿产综合利用》2012年第一期)中公开了一种分选方法,对原矿中含铜、铁矿物进行分选,铜矿采用混合浮选工艺回收,并对浮选尾矿中的强磁性矿物采用阶段磨矿阶段弱磁选的工艺流程。原矿经浮选-弱磁选联合工艺选别后,开路流程可获得铜精矿产率6.47%、品位32.24%、回收率67.51%,总铜中矿回收率22.2%和铁精矿产率39.11%、品位65.43%、回收率66.80%,总铁中矿回收率13.39%的技术指标。虽然该工艺流程较简单,但铜、铁回收率较低,该工艺对铜铁资源的回收未充分提取。

因此仍然需要开发一种能够提高金属尾矿中铜、铁矿物的回收率的方法。

发明内容

本发明的目的是提供一种综合回收金属尾矿中铜、铁矿物的方法,该方法可以使硫化铜和磁性铁矿物较充分从尾矿中分离出去,并且分别获得了具有经济价值的铜精矿和铁精矿,该工艺方法提高了金属尾矿资源综合利用水平。

根据本发明的所述综合回收金属尾矿中铜、铁矿物的方法,包括三个步骤,第一步为尾矿预处理工序,第二步为细粒尾矿先铜后铁工序,第三步为粗粒尾矿先铁后铜工序,其具体工艺方法如下:

步骤一)尾矿预处理工序

工艺1)筛分脱杂:将尾矿(1)在筛孔径为6mm震动筛上进行干式筛分,得到筛上产物杂物(28),筛下产物除杂尾矿(2),所述尾矿(1)中铜矿物主要为硫化铜,Cu品位在质量百分比含量为0.2%以上,铁矿物主要为磁性铁,Fe品位在质量百分比含量为15%以上;

工艺2)搅拌预调浆:将除杂尾矿(2)置于搅拌桶中,加水配置成质量百分比浓度为30%的矿浆,添加水玻璃(a),在搅拌转速为200至300r/min下,搅拌3至10min,制备成调浆尾矿(3),基于一吨所述矿浆,水玻璃(a)的用量为50~100g/t;

工艺3)尾砂分级:将调浆尾矿(3)通过旋流器,给矿压力为0.2-0.3Mpa,旋流器溢流得到细粒尾矿(4)和底流粗粒尾矿(5),所述细粒尾矿(4)的粒度范围为小于等于0.074mm,所述粗粒尾矿(5)的粒度范围为0.074~6mm。

步骤二)细粒尾矿先铜后铁工序:

工艺4)浮选粗选:将细粒尾矿(4)置于浮选机中,调节矿浆为pH值9~10,依次添加水玻璃(a)、乙基钠黄药(b)、丁铵黑药(c)、甲基异丁基甲醇(d),进行粗选,得到粗选精矿(6)和粗选尾矿(7),其中基于一吨所述细粒尾矿,水玻璃(a)的用量为200~300g/t,乙基钠黄药(b)的用量为40~80g/t,丁铵黑药(c)的用量为40~120g/t,甲基异丁基甲醇(d)的用量为10~20g/t;

工艺5)浮选精Ⅰ选:将粗选精矿(6)置于浮选机中,调节矿浆为pH值9~10,依次添加乙基钠黄药(b)、丁铵黑药(c)、甲基异丁基甲醇(d),进行第一次精选,得到精Ⅰ选精矿(8)和精Ⅰ选尾矿(9),所述精Ⅰ选尾矿(9)去工序4)进行粗选,其中基于一吨所述细粒尾矿,乙基钠黄药(b)的用量为5~10g/t,丁铵黑药(c)的用量为5~10g/t,甲基异丁基甲醇(d)的用量为0~5g/t;

工艺6)浮选精Ⅱ选:将精Ⅰ选精矿(8)置于浮选机中,调节矿浆为pH值9~10,不添加任何药剂,进行第二次精选,得到铜精矿(10)和精Ⅱ选尾矿(11),所述精Ⅱ选尾矿(11)去工序5)进行精Ⅰ选;所述得到的铜精矿(10)的Cu品位在10~20%;

工艺7)浮选扫选:将粗选尾矿(7)置于浮选机中,调节矿浆为pH值9~10,依次添加乙基钠黄药(b)、丁铵黑药(c)、甲基异丁基甲醇(d),进行扫选,得到扫选尾矿(12)和扫选精矿(13),所述扫选精矿(13)去工序4)进行粗选,其中基于一吨所述矿浆,乙基钠黄药(b)的用量为5~10g/t,丁铵黑药(c)的用量为5~10g/t,甲基异丁基甲醇(d)的用量为3~5g/t;

工艺8)强磁扫选:将扫选尾矿(12)通过强磁选机,磁场强度为0.6~0.8T,得到除铜铁尾矿(14)和磁性铜尾矿(15)。所述除铜铁尾矿(14)中铜、铁金属充分被提取,Cu的质量百分比含量低于0.01~0.06%,Fe的质量百分比含量低于3~12%。

步骤三)粗粒尾矿先铁后铜工序:

工艺9)磨矿:将粗粒尾矿(5)进行磨矿处理,得到磨矿尾矿(16),所述磨矿尾矿(16)中粒度范围为-0.074mm的颗粒占60~80%;

工艺10)强磁粗选:将磨矿尾矿(16)通过强磁选机,磁场强度为0.6~0.8T,得到强磁粗选精矿(17)和强磁粗选尾矿(22);

工艺11)弱磁精Ⅰ选:将强磁粗选精矿(17)通过弱磁选机,磁场强度为0.1~0.2T,得到弱磁精Ⅰ选精矿(18)和弱磁精Ⅰ选尾矿(19);

工艺12)弱磁精Ⅱ选:将弱磁精Ⅰ选精矿(18)通过弱磁选机,磁场强度为0.06~0.1T,得到铁精矿(20)和弱磁精Ⅱ选尾矿(21),所述铁精矿(20)的Fe的质量百分比品位范围约为50~66%;

工艺13)再磨矿:将弱磁精Ⅰ选尾矿(19)和弱磁精Ⅱ选尾矿(21)进行再磨处理,得到再磨尾矿(23),所述再磨矿尾矿(23)的粒度范围为-0.074mm的颗粒占80~90%;

工艺14)中磁扫选:将再磨矿尾矿(23)通过中磁选机,磁场强度范围为0.2~0.5T,得到中磁扫选精矿(24)和中磁扫选尾矿(25),所述中磁扫选精矿(24)去工序11进行弱磁精Ⅰ选;

工艺15)粗扫选:将中磁扫选精矿(24)置于浮选机中调节矿浆为pH值9~10,依次添加水玻璃(a)、乙基钠黄药(b)、丁铵黑药(c)、甲基异丁基甲醇(d),进行粗扫选,得到粗扫选精矿(26),其中基于一吨矿浆,水玻璃(a)的用量为400g/t,乙基钠黄药(b)的用量为60~120g/t,丁铵黑药(c)的用量为30~80g/t,甲基异丁基甲醇(d)的用量为10~20g/t,所述粗扫选精矿(26)返回工艺5)进行浮选精Ⅰ选,所述除铁铜尾矿(27)中铜铁金属充分被提取,Cu的质量百分比含量低于0.01~0.1%,Fe的质量百分比含量低于3~10%。

有益效果

1.通过对尾矿进行预处理工序,包括筛分除渣、调浆搅拌和尾砂分级等工艺,可以去除尾矿中大部分的大块废石及有机杂质,使尾矿的成份更单一,较少调浆搅拌中水玻璃的用量,提高矿物的分选效率,使矿物粒径的分选效果更好。

2.采用“细粒级尾矿先铜后铁”工序,可以减少尾矿磨矿,使细粒铜的分选效果更好,减少铜精矿中铁的含量,并尽可能充分回收铁矿物。

3.采用“粗粒级尾矿先铁后铜”工序,可以充分回收铁矿物,减少铁精矿中铜的含量,并尽可能充分回收铜矿物。

附图说明

为了更清楚地说明本发明具体实施方式或现有技术中的技术方案,下面将对具体实施方式或现有技术描述中所需要使用的附图作简单的介绍,显而易见地,下面描述中的附图是本发明的一些实施方式,对本领域普通技术人员而言,在不付出创造性劳动的前提下,还可以根据这些附图获得其他的附图。

图1是根据本发明所述综合回收金属尾矿中铜、铁矿物的方法的工艺流程图。

附图标记:

1.尾矿;2.除杂尾矿;3.调浆尾矿;4.细粒尾矿;5.粗粒尾矿;6.粗选精矿;7.粗选尾矿;8.精Ⅰ选精矿;9.精Ⅰ选尾矿;10.铜精矿;11.精Ⅱ尾矿;12.扫选尾矿;13.扫选精矿;14.除铜铁尾矿;15.磁性铜尾矿;16.磨矿尾矿;17.强磁粗选精矿;18.弱磁精Ⅰ选精矿;19.弱磁精Ⅰ选尾矿;20.铁精矿;21.弱磁精Ⅱ选尾矿;22.强磁粗选尾矿;23.再磨尾矿;24.中磁扫选精矿;25.中磁扫选尾矿;26.粗扫选精矿;27.除铁铜尾矿;28.产物杂物;a.水玻璃;b.乙基钠黄药;c.丁铵黑药;d.甲基异丁基甲醇。

具体实施方式

在下文中,将参照附图详细地描述本公开的优选的实施方式。在描述之前,应当了解在说明书和所附权利要求中使用的术语,并不应解释为局限于一般及辞典意义,而是应当基于允许发明人为最好的解释而适当定义术语的原则,基于对应于本发明技术层面的意义及概念进行解释。因此,在此的描述仅为说明目的的优选实例,而并非是意指限制本发明的范围,因而应当了解的是,在不偏离本发明的精神和范围下可以做出其他等同实施和修改。

以下实施例仅是作为本发明的实施方案的例子列举,并不对本发明构成任何限制,本领域技术人员可以理解在不偏离本发明的实质和构思的范围内的修改均落入本发明的保护范围。除非特别说明,以下实施例中使用的试剂和仪器均为市售可得产品。实施所用的选金属尾矿中含有硫化铜矿物和磁性铁矿物,Cu品位为0.24%,TFe品位13.4%,经“尾矿预处理-细粒尾矿先铜后铁-粗粒尾矿先铁后铜”的工艺流程从尾矿中获得铜精矿和铁精矿。

实施例1

步骤一)尾矿预处理工序

工艺1)筛分脱杂:将尾矿(1)在筛孔径为6mm震动筛(型号SPB–200)上进行干式筛分,得到筛上产物杂物(28),筛下产物除杂尾矿(2);

工艺2)搅拌预调浆:将工艺1)中得到的除杂尾矿(2)置于搅拌桶中,加水配置成质量百分比浓度为30%的矿浆,添加水玻璃(a)100g/t,在搅拌转速为240r/min下,搅拌5min,制备成调浆尾矿(3);

工艺3)尾砂分级:将调浆尾矿(3)通过旋流器(型号XCS-Ф25)分级,给矿压力为0.3Mpa,旋流器溢流得到细粒尾矿(4)和底流粗粒尾矿(5),所述细粒尾矿(4)的粒度范围为小于等于0.074mm,所述粗粒尾矿(5)的粒度范围为0.074~6mm,所得粗粒尾矿(5)另去磨矿处理,所得到细粒尾矿(4)进行浮选粗选。

步骤二)细粒尾矿先铜后铁工序:

工艺4)浮选粗选:将细粒尾矿(4)置于浮选机(型号XFDIII-1L)中,调节矿浆为pH值10,依次添加水玻璃(a)300g/t、乙基钠黄药(b)60g/t、丁铵黑药(c)80g/t、甲基异丁基甲醇(d)10g/t,进行粗选,得到粗选精矿(6)和粗选尾矿(7);

工艺5)浮选精Ⅰ选:将粗选精矿(6)置于浮选机(型号XFDIII-0.75L)中,调节矿浆为pH值9,依次添加乙基钠黄药(b)5g/t、丁铵黑药(c)8g/t、甲基异丁基甲醇(d)5g/t,进行第一次精选,得到精Ⅰ选精矿(8)和精Ⅰ选尾矿(9),所述精Ⅰ选尾矿(9)去工序4)进行粗选;

工艺6)浮选精Ⅱ选:将精Ⅰ选精矿(8)置于浮选机(型号XFDIII-0.5L)中,调节矿浆为pH值9,不添加任何药剂,进行第二次精选,得到铜精矿(10)和精Ⅱ选尾矿(11),所述精Ⅱ选尾矿(11)去工序5)进行精Ⅰ选;所述得到的铜精矿(10)的Cu品位为19.78%;

工艺7)浮选扫选:将粗选尾矿(7)置于浮选机(型号XFDIII-1L)中,调节矿浆为pH值9,依次添加乙基钠黄药(b)5g/t、丁铵黑药(c)5g/t、甲基异丁基甲醇(d)3g/t,进行扫选,得到扫选尾矿(12)和扫选精矿(13),所述扫选精矿(13)去工序4)进行粗选;

工艺8)强磁扫选:将扫选尾矿(12)通过强磁选机(型号XCSQ–50×70),磁场强度为0.6T,得到除铜铁尾矿(14)和磁性铜尾矿(15),所述除铜铁尾矿(14)中铜、铁金属充分被提取,Cu的质量百分比含量低于0.01~0.06%,Fe的质量百分比含量低于3~12%。

步骤三)粗粒尾矿先铁后铜工序:

工艺9)磨矿:将粗粒尾矿(5)进行磨矿处理,得到磨矿尾矿(16),所述磨矿尾矿(16)中粒度范围为小于等于0.074mm的颗粒占75.5%;

工艺10)强磁粗选:将磨矿尾矿(16)通过强磁选机(型号XCSQ–50×70),磁场强度为0.6T,得到强磁粗选精矿(17)和强磁粗选尾矿(22);

工艺11)弱磁精Ⅰ选:将强磁粗选精矿(17)通过弱磁选机(型号XCRS-Ф400-300),磁场强度为0.2T,得到弱磁精Ⅰ选精矿(18)和弱磁精Ⅰ选尾矿(19);

工艺12)弱磁精Ⅱ选:将弱磁精Ⅰ选精矿(18)通过弱磁选机(型号XCRS-Ф400-300),磁场强度为0.1T,得到铁精矿(20)和弱磁精Ⅱ选尾矿(21),所述铁精矿(20)的Fe的质量百分比品位为64.51%;

工艺13)再磨矿:将弱磁精Ⅰ选尾矿(19)和弱磁精Ⅱ选尾矿(21)进行再磨处理,得到再磨尾矿(23),所述再磨矿尾矿(23)的粒度范围为小于等于0.074mm的颗粒占85.6%;

工艺14)中磁扫选:将再磨矿尾矿(23)通过中磁选机(型号XCSQ–50×70),磁场强度范围为0.3T,得到中磁扫选精矿(24)和中磁扫选尾矿(25),所述中磁扫选精矿(24)去工序11进行弱磁精Ⅰ选;

工艺15)粗扫选:将中磁扫选精矿(24)置于浮选机(型号XCSQ–50×70)中调节矿浆为pH值10,依次添加水玻璃(a)300g/t、乙基钠黄药(b)60g/t、丁铵黑药(c)30g/t、甲基异丁基甲醇(d)20g/t,进行粗扫选,得到粗扫选精矿(26),所述粗扫选精矿(26)返回工艺5)进行浮选精Ⅰ选,所述除铁铜尾矿(27)中铜铁金属充分被提取,Cu的质量百分比含量低于0.01~0.1%,Fe的质量百分比含量低于3~10%。

实施例2

步骤一)尾矿预处理工序

工艺1)筛分脱杂:将尾矿(1)在筛孔径为6mm震动筛(型号SPB–200)上进行干式筛分,得到筛上产物杂物(28),筛下产物除杂尾矿(2);

工艺2)搅拌预调浆:将工艺1)中得到的除杂尾矿(2)置于搅拌桶中,加水配置成质量百分比浓度为30%的矿浆,添加水玻璃(a)50g/t,在搅拌转速为240r/min下,搅拌5min,制备成调浆尾矿(3);

工艺3)尾砂分级:将调浆尾矿(3)通过旋流器(型号XCS-Ф25)分级,给矿压力为0.24Mpa,旋流器溢流得到细粒尾矿(4)和底流粗粒尾矿(5),所述细粒尾矿(4)的粒度范围为小于等于0.074mm,所述粗粒尾矿(5)的粒度范围为0.074~6mm,所得粗粒尾矿(5)另去磨矿处理,所得到细粒尾矿(4)进行浮选粗选。

步骤二)细粒尾矿先铜后铁工序:

工艺4)浮选粗选:将细粒尾矿(4)置于浮选机(型号XFDIII-1L)中,调节矿浆为pH值9,依次添加水玻璃(a)200g/t、乙基钠黄药(b)80g/t、丁铵黑药(c)120g/t、甲基异丁基甲醇(d)20g/t,进行粗选,得到粗选精矿(6)和粗选尾矿(7);

工艺5)浮选精Ⅰ选:将粗选精矿(6)置于浮选机(型号XFDIII-0.75L)中,调节矿浆为pH值10,依次添加乙基钠黄药(b)8g/t、丁铵黑药(c)5g/t、甲基异丁基甲醇(d)3g/t,进行第一次精选,得到精Ⅰ选精矿(8)和精Ⅰ选尾矿(9),所述精Ⅰ选尾矿(9)去工序4)进行粗选;

工艺6)浮选精Ⅱ选:将精Ⅰ选精矿(8)置于浮选机(型号XFDIII-0.5L)中,调节矿浆为pH值10,不添加任何药剂,进行第二次精选,得到铜精矿(10)和精Ⅱ选尾矿(11),所述精Ⅱ选尾矿(11)去工序5)进行精Ⅰ选;所述得到的铜精矿(10)的Cu品位为18.03%;

工艺7)浮选扫选:将粗选尾矿(7)置于浮选机(型号XFDIII-1L)中,调节矿浆为pH值10,依次添加乙基钠黄药(b)10g/t、丁铵黑药(c)10g/t、甲基异丁基甲醇(d)5g/t,进行扫选,得到扫选尾矿(12)和扫选精矿(13),所述扫选精矿(13)去工序4)进行粗选;

工艺8)强磁扫选:将扫选尾矿(12)通过强磁选机(型号XCSQ–50×70),磁场强度为0.8T,得到除铜铁尾矿(14)和磁性铜尾矿(15),所述除铜铁尾矿(14)中铜、铁金属充分被提取,Cu的质量百分比含量低于0.01~0.06%,Fe的质量百分比含量低于3~12%。

步骤三)粗粒尾矿先铁后铜工序:

工艺9)磨矿:将粗粒尾矿(5)进行磨矿处理,得到磨矿尾矿(16),所述磨矿尾矿(16)中粒度范围为小于等于0.074mm的颗粒占88.3%;

工艺10)强磁粗选:将磨矿尾矿(16)通过强磁选机(型号XCSQ–50×70),磁场强度为0.8T,得到强磁粗选精矿(17)和强磁粗选尾矿(22);

工艺11)弱磁精Ⅰ选:将强磁粗选精矿(17)通过弱磁选机(型号XCRS-Ф400-300),磁场强度为0.1T,得到弱磁精Ⅰ选精矿(18)和弱磁精Ⅰ选尾矿(19);

工艺12)弱磁精Ⅱ选:将弱磁精Ⅰ选精矿(18)通过弱磁选机(型号XCRS-Ф400-300),磁场强度为0.06T,得到铁精矿(20)和弱磁精Ⅱ选尾矿(21),所述铁精矿(20)的Fe的质量百分比品位为63.44%;

工艺13)再磨矿:将弱磁精Ⅰ选尾矿(19)和弱磁精Ⅱ选尾矿(21)进行再磨处理,得到再磨尾矿(23),所述再磨矿尾矿(23)的粒度范围为小于等于0.074mm的颗粒占94.6%;

工艺14)中磁扫选:将再磨矿尾矿(23)通过中磁选机(型号XCSQ–50×70),磁场强度范围为0.5T,得到中磁扫选精矿(24)和中磁扫选尾矿(25),所述中磁扫选精矿(24)去工序11进行弱磁精Ⅰ选;

工艺15)粗扫选:将中磁扫选精矿(24)置于浮选机(型号XCSQ–50×70)中调节矿浆为pH值9,依次添加水玻璃(a)400g/t、乙基钠黄药(b)120g/t、丁铵黑药(c)80g/t、甲基异丁基甲醇(d)10g/t,进行粗扫选,得到粗扫选精矿(26),所述粗扫选精矿(26)返回工艺5)进行浮选精Ⅰ选,所述除铁铜尾矿(27)中铜铁金属充分被提取,Cu的质量百分比含量低于0.01~0.1%,Fe的质量百分比含量低于3~10%。

采用以上技术方案,实施例1获得的产品指标为:铜精矿Cu品位19.78%,Cu回收率80.25%,铁精矿Fe品位64.51%,回收率72.45%;实施例2的药剂用量、磨矿细度、磁场强度与实施例1不同,其它条件与实施过程二者完全相同,实施例2获得的主要工艺指标为:铜精矿Cu品位18.03%,Cu回收率82.29%,铁精矿Fe品位63.44%,回收率73.11%;以上两个实施例的实施情况表明,本发明工艺能有效回收金属尾矿中铜和铁金属。

表1:各实施例试验结果

如上所述,便可较好地实现本发明。上述实施例仅为本发明最佳的实施方式,但本发明的实施方式并不受上述实施例的限制,其他未背离本发明的精神实质与原理下所做的改变、修饰、替换、组合、简化,均应为等效的置换方式,都包含在本发明的保护范围内。

一种综合回收金属尾矿中铜、铁矿物的方法专利购买费用说明

专利买卖交易资料

Q:办理专利转让的流程及所需资料

A:专利权人变更需要办理著录项目变更手续,有代理机构的,变更手续应当由代理机构办理。

1:专利变更应当使用专利局统一制作的“著录项目变更申报书”提出。

2:按规定缴纳著录项目变更手续费。

3:同时提交相关证明文件原件。

4:专利权转移的,变更后的专利权人委托新专利代理机构的,应当提交变更后的全体专利申请人签字或者盖章的委托书。

Q:专利著录项目变更费用如何缴交

A:(1)直接到国家知识产权局受理大厅收费窗口缴纳,(2)通过代办处缴纳,(3)通过邮局或者银行汇款,更多缴纳方式

Q:专利转让变更,多久能出结果

A:著录项目变更请求书递交后,一般1-2个月左右就会收到通知,国家知识产权局会下达《转让手续合格通知书》。

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