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(19)中华人民共和国国家知识产权局*CN102294297A*(12)发明专利申请(10)申请公布号CN102294297A(43)申请公布日2011.12.28(21)申请号201110275028.2(22)申请日2011.09.16(71)申请人大冶有色金属股份有限公司地址435005湖北省黄石市新下陆冶炼路65号(72)发明人黄瑞强王勇崔麦英(74)专利代理机构黄石市三益专利商标事务所42109代理人瞿晖(51)Int.Cl.B03B7/00(2006.01)权利要求书1页说明书2页附图1页(54)发明名称从炼铜转炉渣回收铜的磁浮联合选矿方法(57)摘要本发明公开了从炼铜转炉渣回收铜的磁浮联合选矿方法,该方法是将原矿石破碎后给入球磨机,球磨机排矿进入分级机,分级机返砂进行弱磁选,磁选非磁性渣可直接作为铜精矿产品;磁性渣返回球磨形成闭路;溢流矿浆重量百分浓度控制在40%、细度控制在-0.074mm占有率大于65%,经第一次粗选,第二次粗选、第三次粗选、一次扫选,三次粗选泡沫合并为铜精矿产品;本方法采用磁浮联合工艺,使粗粒明铜得到提前、有效回收;本方法适用转炉渣品位范围广,从含铜3%到12%均可入选;操作方便,成本低,不仅直接提高企业效益,也同时解决了高品位铜转炉渣的资源开发利用。CN102947ACCNN110229429702294298A权利要求书1/1页1.从炼铜转炉渣回收铜的磁浮联合选矿方法,其特征在于包括下述步骤:(1)将原矿渣粒度破碎到-15mm,进入粉料仓;(2)矿渣粉料经过皮带运输给入球磨机;球磨机排矿进入分级机,分级机返砂进行永磁磁选机磁选,磁场强度:1800奥斯特,磁选非磁性渣可直接作为铜精矿产品;磁性渣返回球磨形成闭路;分级机溢流矿浆重量百分浓度控制在40%、细度控制在--0.074mm、占有率大于65%,进入选别工序;(3)溢流矿浆进入搅拌槽,每吨原矿渣添加药剂:丁基黄药200克、2号油45克,调浆进入浮选第一次粗选阶段;(4)第一次粗选选后的矿浆经旋流器分级,旋流器沉砂进入二段磨矿,磨矿细度控制在--0.043mm、占有率大于75%;二段磨矿排矿打入旋流器;旋流器溢流矿浆按每吨原矿渣添加药剂:丁基黄药100克、2号油30克,调浆进入第二次粗选;(5)第二次粗选后矿浆按每吨原矿渣添加药剂丁基黄药80克、2号油30克,调浆进入第三次粗选;第三次粗选后的矿浆按每吨原矿渣添加药剂丁基黄药60克、2号油20克进入扫选;扫选泡沫返回到前面的旋流器,扫选后的矿浆作为最终尾矿输送到尾矿库堆存;(6)磁选非磁性产品与浮选的三次粗选泡沫合并经过浓缩、过滤即为最终铜精矿产品。2CCNN110229429702294298A说明书1/2页从炼铜转炉渣回收铜的磁浮联合选矿方法[0001]㈠技术领域:本发明涉及一种回收铜的方法,具体是从炼铜转炉渣回收铜的磁浮联合选矿方法。[0002]㈡背景技术:目前,国内外铜冶炼转炉渣选矿试验研究及生产实例报导较多,但其实际生产选铜工艺流程均采用单一浮选,单一浮选工艺有以下局限性:1、单一浮选适合低品位铜冶炼渣的浮选。当铜冶炼渣含铜品位低于1%时,其渣中铜矿物嵌布粒度较细,不存在大粒明铜。因此单一浮选适合铜冶炼熔炼渣的处理;2、而对于铜冶炼转炉渣,含铜品位一般高于4%,且含铜品位越高,冶炼渣中含有粗粒明铜量越多。粗粒明铜由于硬度高、韧性好,因此其难碎难磨。对于泡沫浮选来讲,当碎磨后明铜粒度大于1mm时,由于明铜比重大,浮选泡沫难于吸附;3、针对铜冶炼转炉渣含有粗粒明铜量多的问题,一般现场采用对策为:降低球磨机处理量,进一步加强细磨;成倍增加浮选药剂量。以上对策无疑会增加选矿成本,而即使采取以上对策,也难以将铜冶炼转炉渣选矿贫化到弃渣品位,铜冶炼转炉渣含铜越高,含有粗粒明铜量越多,浮选尾矿铜品位越高。[0003]㈢发明内容:本发明的目的就是提供一种从炼铜转炉渣回收铜的磁浮联合选矿方法;该方法能提前、有效回收转炉渣中的粗粒明铜,通过磁浮联合工艺显著提高铜的回收率,使不同品位的铜转炉渣可以经选矿方法开发加工利用,显著降低冶炼成本,增加我国铜原料自给率。[0004]本发明包括下述步骤:(1)将原矿渣粒度破碎到-15mm,进入粉料仓;(2)矿渣粉料经过皮带运输给入球磨机。球磨机排矿进入分级机,分级机返砂进行永磁磁选机磁选,磁场强度:1800奥斯特,磁选非磁性渣可直接作为铜精矿产品;磁性渣返回球磨形成闭路。分级机溢流矿浆重量百分浓度控制在40%、细度控制在--0.074mm、占有率大于65%,进入选别工序;(3)溢流矿浆进入搅拌槽,每吨原矿渣添加药剂:丁基黄药200克、2号油45克,调浆进入浮选第一次粗选阶段;(4)第一次粗选选后的矿浆经旋流器分级,旋流器沉砂进入二段磨矿,磨矿细度控制在--0.04