高氧化高结合氧硫混合铜矿就地联合泡浸节能型选矿装置制造方法及图纸

本实用新型专利技术公开了一种高氧化高结合氧硫混合铜矿就地联合泡浸节能型选矿装置，包括处于系统高位的粗料仓、细料仓、浸取剂罐、萃余液罐和高位泡浸池、低位泡浸池、搅拌闪浸桶；料仓、浸取剂罐下方依次自上而下梯级设置搅拌闪浸桶、高位泡浸池、低位泡浸池和萃取装置；浸取剂罐通过泡浸浸取剂管、闪浸浸取剂管连接高、低位泡浸池和搅拌闪浸桶；低位泡浸池下部设置浸出液槽，浸出液槽通过耐酸泵、浸出液回流管连接高位泡浸池，高位泡浸池通过高位浸出液管连接萃取装置，低位泡浸池通过高位浸出液管连接萃取装置，搅拌闪浸桶通过闪浸浸出液管连接萃取装置。本实用新型专利技术采取自流模式，搅拌闪浸、动态泡浸结合，实现节能、缩短生产周期，提高回收率。（*该技术在2021年保护过期，可自由使用*）

【技术实现步骤摘要】

高氧化高结合氧硫混合铜矿就地联合泡浸节能型选矿装置
本技术属于选矿工艺与设施
，具体涉及一种适合于高氧化高结合氧硫混合铜矿就地联合泡浸节能型选矿装置。
技术介绍
矿产属于不可再生资源，过度开采导致优质资源逐渐枯竭，开采难度越来越大。不仅矿石的品位下降，而选矿难度加大。尤其高氧化、高结合、高钙主镁的硫化铜矿属于难选混合矿，这类矿的氧化率均高于40%(—般在40% 50%)，结合率均高于20%(—般在20% 25%)，其选矿技术属于世界性技术难题。现有选矿技术用得最多的是浮选和湿法浸选，浮选工艺对于氧化率低于30%的硫化矿可以取得很好的回收率，一般都可达到80%以上的选矿经济技术指标；而湿法浸出工艺主要针对氧化率高于50%的氧化矿，氧化矿的浸出率也能达到75%以上，但对于矿料中的结合矿部分，至今没有有效的方法可以选出，属于选矿行业的难题。不仅如此，现有技术为了提高金属铜的收率需要把矿石粉碎成细粉(85%-200目)， 大大增加了生产成本。现有技术对于大批量氧化铜矿的选矿方法是堆浸，但是堆浸生产周期一般都在一年以上，而且占地面积大，生产不连续，影响生产效益。因此，开发一种工艺简便，金属回收率高，尤其适合于高氧化高结合氧硫混合铜矿就地联合泡浸节能型选矿方法和装置是非常必要的。
技术实现思路
本技术的目的在于针对现有技术的不足，提供一种工艺流程简便，能够实现就地泡浸，并能使各工序之间形成物料或介质的无动力自流传递，缩短生产周期，适合于高氧化高结合氧硫混合铜矿就地联合泡浸节能型选矿装置。本技术的目的是这样实现的，包括细料仓、粗料仓、浸取剂罐、萃余液罐、高位泡浸池、低位泡浸池、搅拌闪浸桶，所述的细料仓、粗料仓、浸取剂罐、萃余液罐处于系统高位；所述的细料仓、粗料仓、浸取剂罐下方依次自上而下梯级设置搅拌闪浸桶、高位泡浸池、 低位泡浸池和萃取装置；所述的浸取剂罐通过泡浸浸取剂管、闪浸浸取剂管连接高位泡浸池、低位泡浸池和搅拌闪浸桶；所述的低位泡浸池下部设置浸出液槽，浸出液槽通过耐酸泵、浸出液回流管连接高位泡浸池，所述的高位泡浸池通过高位浸出液管连接萃取装置，所述的低位泡浸池通过低位浸出液管连接萃取装置，所述的搅拌闪浸桶通过闪浸浸出液管连接萃取装置。本技术采取自流模式工艺布局，使搅拌闪浸、动态泡浸工艺实现有机结合，除渣可以机戒化作业，达到了节能条件下，缩短生产周期，提高高氧化、高结合氧硫混合矿金属回收率的目的。可使常规堆浸一年的生产周期缩短为数十小时，实现了连续生产，综合降低能耗和生产成本，为高氧化、高结合氧硫混合矿的选矿提供一种高效节能的联合工艺和系统。附图说明图1为本技术整体结构关系示意图；图2为泡浸池之集液槽结构关系俯视图；图3为图2之A— A向视图；图4为图2之B— B向视图；图5为集液槽底纵向结构关系图；图中1-细料仓，2-粗料仓，3-浸取剂罐，4-萃余液罐，5-高位泡浸池，6-低位泡浸池，7-浸出液槽，8-搅拌闪浸桶，9-高位浸出液管，10-低位浸出液管，11-泡浸浸取剂管， 12-闪浸浸取剂管，13-浸出液回流管，14-闪浸浸出液管，15-萃取装置，16-阀门，17-细料导管，18-集液槽，181-汇集沟，182-导流沟，183- 土工布层，184-细粒垫层，185-粗粒垫层。具体实施方式以下结合附图对本技术加以说明，但不以任何方式对本技术加以限制， 依据本技术的教导所作得任何变更或替换，均属于本技术的保护范围。如图1所示，本技术包括细料仓1、粗料仓2、浸取剂罐3、萃余液罐4、高位泡浸池5、低位泡浸池6、搅拌闪浸桶8，所述的细料仓1、粗料仓2、浸取剂罐3、萃余液罐4处于系统高位；所述的细料仓1、粗料仓2、浸取剂罐3下方依次自上而下梯级设置搅拌闪浸桶 8、高位泡浸池5、低位泡浸池6和萃取装置15 ；所述的浸取剂罐3通过泡浸浸取剂管11、闪浸浸取剂管12连接高位泡浸池5、低位泡浸池6和搅拌闪浸桶8 ；所述的低位泡浸池6下部设置浸出液槽7，浸出液槽7通过耐酸泵、浸出液回流管13连接高位泡浸池5，所述的高位泡浸池5通过高位浸出液管9连接萃取装置15，所述的低位泡浸池6通过低位浸出液管10 连接萃取装置15，所述的搅拌闪浸桶8通过闪浸浸出液管14连接萃取装置15。所述的高位泡浸池5与低位泡浸池6之间落差坡度i》3%。所述的浸取剂罐3与搅拌闪浸桶8之间的闪浸浸取剂管12的自流坡度i》3%。所述的高位泡浸池5与萃取装置15之间的高位浸出液管9的自流坡度i》3%。所述的低位泡浸池6与萃取装置15之间的低位浸出液管10的自流坡度i》3%。所述的高位泡浸池5、低位泡浸池6的底部分别设置集液槽18。图2、3、4示出了泡浸池之集液槽18的结构，所述的集液槽18 —端设置汇流沟 181，汇流沟181底部一端设置出液口，集液槽18纵向轴线上设置与汇流沟181连通的导流沟 182。所述的集液槽18底部形成向导流沟182的倾斜坡度i》3% ；导流沟182底部向汇流沟181的倾斜坡度i彡3% ；汇流沟181底部向出液口的倾斜坡度i彡3%。图5示出了集液槽底纵向结构关系，所述的集液槽18底部自上而下依次为土工布层183、细粒垫层184和粗粒垫层185。所述的细粒垫层184为Φ 200mm耐风化石，厚度500mm ；所述的粗粒垫层185为 Φ 20mm耐风化石,厚度200mm。本技术的工作原理基于节能的目的，本技术工艺布局上力求实现无动力物料或介质的传递，可根据自然地形地势构建工艺系统。对于液体，只要有3%的坡度即可满足自流条件，如浸取剂可自流到搅拌闪浸桶8、高位泡浸池5、低位泡浸池6，高位泡浸池5、低位泡浸池6的浸出液可分别自流到萃取装置15中，对于固体，有高低位落差即可利用势能实现自流。只在有限条件下，需要低位的浸出液泵送到高位泡浸池5中，能耗很小，大大降低生产成本和能源消耗。本技术的工作过程；粉碎矿料并筛分为粒度3 10mm的粗料和< 3mm的细料，并分别倒入粗料仓2和细料仓1中备用；配制PH < 0. 8硫酸溶液作为浸出剂，并存于浸取剂罐3中(浸取剂可用萃取的萃余液加加硫酸进行调配)。边搅拌边将细矿料导入搅拌闪浸桶8，同时打开阀门加入浸取剂，对细矿料进行闪浸，30分钟后进入泡浸池进行固液分离，浸出液直接导入萃取装置 15中萃取提铜；浸渣转入浮选工序提取硫化铜。将粗矿料分别导入高位泡浸池5和低位泡浸池6中，同时打开阀门加入广2倍重量比的浸取剂，对粗粒料进行泡浸，浸出液下渗入集液槽18，48小时后，测试浸出液的PH值，PH大于1.0的，导入高位或低位泡浸池中继续作为浸取剂中和，若PH小于1. 5的，高效固液分离，浸出液直接导入萃取装置15中萃取提铜， 浸渣转入浮选工序。实际系统运行中，高位或低位泡浸池可以“两端逆流浸出和交替使用”的交替工作，即一个工作，一个清理浸渣补充新料，为下一工作循环做准备，确保浸出酸度符合萃取要求。本文档来自技高网...

【技术保护点】

【技术特征摘要】
1.一种高氧化高结合氧硫混合铜矿就地联合泡浸节能型选矿装置，包括细料仓(1)、 粗料仓(2)、浸取剂罐(3)、萃余液罐(4)、高位泡浸池(5)、低位泡浸池(6)、搅拌闪浸桶 (8)，所述的细料仓(1)、粗料仓(2)、浸取剂罐(3)、萃余液罐(4)处于系统高位，其特征是 所述的细料仓(1)、粗料仓(2)、浸取剂罐(3)下方依次自上而下梯级设置搅拌闪浸桶(8)、 高位泡浸池(5)、低位泡浸池(6)和萃取装置(15);所述的浸取剂罐(3)通过泡浸浸取剂管 (11)、闪浸浸取剂管(12)连接高位泡浸池(5)、低位泡浸池(6)和搅拌闪浸桶(8);所述的低位泡浸池(6)下部设置浸出液槽(7)，浸出液槽(7)通过耐酸泵、浸出液回流管(13)连接高位泡浸池(5)，所述的高位泡浸池(5)通过高位浸出液管(9)连接萃取装置(15)，所述的低位泡浸池(6)通过低位浸出液管(10)连接萃取装置(15)，所述的搅拌闪浸桶(8)通过闪浸浸出液管(14)连接萃取装置(15)。2.根据权利要求1所述的高氧化高结合氧硫混合铜矿就地联合泡浸节能型选矿装置， 其特征是所述的高位泡浸池(5)与低位泡浸池(6)之间落差坡度i 3%。3.根据权利要求1所述的高氧化高结合氧硫混合铜矿就地联合泡浸节能型选矿装置， 其特征是所述的浸取剂罐(3)与搅拌闪浸桶(8)之间的闪浸浸取剂管(12)的自流坡度 i 彡 3%。4.根据权利要求1所述的高氧化高结合氧硫混合铜矿就地联合泡浸节能型选矿装置， 其特征是所述的高位泡浸池(5)与萃取装置(15...

【专利技术属性】
技术研发人员：董兴国，李连鑫，吕富洲，彭远伦，刘嘉荔，白勇，吴洁，姚云武，杨兰芳，杨春霞，陈晓燕，
申请(专利权)人：云南楚雄矿冶有限公司，
类型：实用新型
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