CN103157557B - 一种选矿提铜工艺 - Google Patents

Abstract

本发明涉及铜冶炼技术领域，本发明提供一种选矿提铜工艺，包括以下步骤：a）将铜炉渣进行一段磨矿；b）将步骤a）得到的炉渣进行一段浮选，得到第一渣精矿和一段浮选尾矿；c）将所述一段浮选尾矿进行二段磨矿；d）将步骤c）得到的炉渣进行活化，将活化后的炉渣进行二段浮选。本发明通过多次、分阶段的提取冶炼炉渣中的铜，使炉渣中铜含量降低，并且达到弃渣标准。实验结果表明：本发明的铜炉渣经过磨矿、浮选与活化后，得到的渣尾矿的铜含量为0.30wt%～0.35wt%，达到弃渣标准。

Description

一种选矿提铜工艺

技术领域

本发明涉及铜冶炼技术领域，尤其涉及一种选矿提铜工艺。

背景技术

随着社会的发展，铜矿资源日趋减少，低品位高杂质的铜矿资源不断被开发，使得能够用于铜冶炼的铜精矿的铜品位不断降低，铜精矿成分日趋复杂。

为了适应铜精矿成分的变化，火法冶炼作为铜冶炼的主要工艺不断优化工艺，并通过提高氧化强度，提高了火法冶炼特别是熔炼过程的脱杂能力，制备了高品位的冰铜。但是随之而来的问题是熔炼渣量大，熔炼渣含铜量增加，且成分更为复杂。

目前，国家注重提高资源的综合回收率，降低有价资源的浪费。因此为了提高铜的综合回收率，一般对铜熔炼渣采取电炉贫化和选矿工艺等贫化处理工艺。选矿工艺适合于大规模生产，成为了主要的贫化处理工艺。但是传统的选矿工艺采取一次磨矿一次浮选或多次分阶段浮选，且浮选时只考虑硫化铜矿或氧化矿采用不同的浮选药剂或处理方式进行浮选。

铜熔炼渣与铜矿石的组成成分不同，铜熔炼渣中铜以金属态颗粒、氧化态化合物、硫化态化合物等状态存在，且含量也比较高，还存在粒度大小随冷却效果的不同而不同，使得粒度差别较大。若采用现有的浮选工艺将造成回收精矿含铜品位偏低，渣尾矿含铜偏高，铜回收率较低，生产成本高等问题。为了适应铜冶炼技术发展趋势，提高资源综合利用率，降低尾矿含铜量，本申请提供了一种选矿提铜工艺。

发明内容

本发明解决的技术问题在于提供一种处理尾矿铜品位较高的选矿提铜工艺。

本发明提供了一种选矿提铜工艺，包括以下步骤：

a）将铜炉渣进行一段磨矿；

b）将步骤a）得到的炉渣进行一段浮选，得到第一渣精矿和一段浮选尾矿；

c）将所述一段浮选尾矿进行二段磨矿；

d）将步骤c）得到的炉渣进行活化，将活化后的炉渣进行二段浮选。

优选的，所述步骤c）中进行二段磨矿之后还包括：

将二段磨矿后的炉渣进行浮选。

优选的，所述步骤c）中进行二段磨矿之后还包括：

将二段磨矿后的炉渣进行二次活化，将二次活化后的炉渣进行浮选。

优选的，所述一段浮选的捕收剂为乙硫氨酯与丁基黄药，起泡剂为松醇油。

优选的，所述二段浮选的捕收剂为丁基黄药，起泡剂为松醇油。

优选的，所述二段浮选之前调整所述活化后的炉渣的pH值为碱性，并添加水玻璃进行分散。

优选的，所述活化的溶液为第一溶液、第二溶液或第三溶液；所述第一溶液为硫酸、氢氧化钠溶液与硫化钠溶液，所述第二溶液为氨水与硫化钠溶液，所述第三溶液为铵盐与硫化钠溶液。

优选的，每吨步骤c）得到的炉渣中添加的所述硫酸、氢氧化钠与硫化钠的质量比为（50kg～80kg）：（20kg～30kg）：（100g～300g）；所述硫酸的浓度为98wt%。

优选的，每吨步骤c）得到的炉渣中添加的所述氨水与硫化钠的质量比为（20kg～80kg）：（200g～800g），所述氨水的浓度为28wt%。

优选的，每吨步骤c）得到的炉渣中添加的所述铵盐与硫化钠的质量比为（50kg～80kg）：（500g～1000g）。

本发明提供了一种选矿提铜工艺，在处理铜炉渣的过程中，流程包括：一段磨矿-一段浮选-二段磨矿-活化-二段浮选的过程；一段磨矿将粗粒嵌布的矿物优先达到单体解离状态，在一段磨矿后进行一段浮选，将一段磨矿后达到单体解离且可浮性强的氧化铜矿物、自然铜、硫化铜矿物在粗粒状态下提前选出，防止在二段磨矿过程中出现“过磨”现象，随后的二段磨矿将一段磨矿后没有单体解离的细粒嵌布的铜矿物进行研磨使之充分达到单体解离状态；二段磨矿后的活化使难选的铜矿物充分得到活化；最后的二段浮选在细粒状态下全面回收各类铜矿物，从而完成炉渣中铜的提取，本发明通过多次、分阶段的提取冶炼炉渣中的铜，使炉渣中铜含量降低，并且达到弃渣标准。

具体实施方式

为了进一步理解本发明，下面结合实施例对本发明优选实施方案进行描述，但是应当理解，这些描述只是为进一步说明本发明的特征和优点，而不是对本发明权利要求的限制。

本领域技术人员熟知的，铜冶炼后的炉渣的铜品位只有小于0.6%时才能被排放，为了适应铜冶炼高杂质铜精矿、强化富氧冶炼的发展趋势，提高资源综合利用率，降低生产成本，需要开发一种处理高含铜、成分组成复杂熔炼渣的选矿工艺。

本发明实施例公开了一种选矿提铜工艺，包括以下步骤：

a）将铜炉渣进行一段磨矿；

b）将步骤a）得到的炉渣进行一段浮选，得到第一渣精矿和一段浮选尾矿；

c）将所述一段浮选尾矿进行二段磨矿；

d）将步骤c）得到的炉渣进行活化，将活化后的炉渣进行二段浮选。

按照本发明，首先将铜炉渣进行一段磨矿研磨，有用矿物和废石分开形成单体矿物，炉渣中粗粒嵌布的矿物优先达到单体解离状态。所述一段磨矿为本领域技术人员熟知的磨矿，可以是半自磨磨矿也可以是球磨磨矿，本发明没有特别的限制。为了使炉渣中的粗粒得到充分解离，所述一段磨矿之后可以进行多次磨矿，但是为了提高效率，并且防止解离的单体出现过磨的现象，本发明在一段磨矿之后可以再进行一次磨矿。

上述一段磨矿结束之后，将一段磨矿后的炉渣进行一段浮选，得到第一渣精矿和一段浮选尾矿。所述一段浮选为粗粒全浮选，其能将一段磨矿后达到单体解离且可浮性强的氧化铜矿物、自然矿与硫化铜等矿物在粗粒状态下提前选出，防止在二段磨矿过程中出现过磨现象。在浮选过程中加入选矿药剂，所述药剂包括捕收剂与起泡剂，所述捕收剂优选为乙硫氨酯（Z-200＃）与丁基黄药，所述起泡剂优选为松醇油。上述选矿药剂能够提高浮选捕收能力。

将所述一段浮选尾矿进行二段磨矿，二段磨矿将一段磨矿后没有单体解离的细粒嵌布的铜矿物进行研磨使之充分达到单体解离状态。所述二段磨矿为本领域技术人员熟知的磨矿，可以是半自磨磨矿也可以是球磨磨矿，本发明没有特别的限制。

按照本发明，二段磨矿后采用活化剂对二段磨矿后的炉渣进行活化。所述活化剂可以为硫酸、氢氧化钠溶液与硫化钠溶液，也可以为氨水与硫化钠溶液，还可以为铵盐溶液与硫化钠溶液。以下为每吨炉渣中添加的活化剂的配方，所述活化剂的配方优选但不限于此。每吨炉渣中添加的所述硫酸、氢氧化钠与硫化钠的质量比优选为（50kg～80kg）：（20kg～30kg）：（100g～300g），所述硫酸的浓度为98wt%。每吨炉渣中添加的所述氨水与硫化钠的质量比优选为（20kg～80kg）：（200g～800g），所述氨水的浓度为28wt%。每吨炉渣中添加的所述铵盐与硫化钠的质量比优选为（50kg～80kg）：（500g～1000g）。所述氢氧化钠的浓度优选为30wt%，所述铵盐的浓度优选为10wt%，所述硫化钠的浓度优选为10wt%。按照本发明，在对炉渣进行活化的过程中，首先将炉渣在硫酸中进行活化，然后加入氢氧化钠中和过剩的硫酸，并调节pH至碱性，最后将炉渣在硫化钠溶液中进行活化。所述炉渣还可以先在氨水中进行活化，然后在硫化钠溶液中进行活化；也可以先在铵盐溶液中活化，再在硫化钠溶液中进行活化。所述铵盐优选但不限于为碳酸铵、碳酸氢铵、硫酸铵或氯化铵。

上述炉渣的活化过程为为深度活化，所述活化能够使难选的铜矿物充分得到活化，然后将活化后的难选的铜矿物通过二段浮选随同易选的细粒同矿物一起得到回收。所述深度活化的时间优选为15～20min。

为了能够使性质复杂、品位异常的炉渣，铜品位15%以下的铜炉渣得到处理，作为优选方案，本发明所述深度活化之前还包括：将二段磨矿后的炉渣进行二次活化，将二次活化后的炉渣进行浮选。所述二次活化为轻度活化，所述轻度活化使较易活化的氧化铜等中等难选矿物初步得到活化，又避免经过二段磨矿达到解离状态的细粒易浮铜矿物被抑制，所述轻度活化的活化剂优选为硫化钠溶液，所述硫化钠的用量优选为每吨炉渣中含有200～800g。所述轻度活化的时间优选为3～5min。所述轻度活化后的浮选是细粒状态的细粒浮选，充分回收细粒铜矿物以及得到活化的铜矿物。在所述轻度活化后的浮选之前优选调节活化后的炉渣的pH为碱性，并加入水玻璃。矿浆调节碱性可以改善矿浆环境，增强活化剂活化作用，水玻璃的分散作用能够减少细泥对浮选的不良影响。

按照本发明，作为优选方案，在所述深度活化之前，所述二段磨矿之后还包括：将二段磨矿后的炉渣进行浮选。

在将炉渣进行活化之后，则将活化后的炉渣进行二段浮选，二段浮选是在细粒状态下回收各种铜矿物。所述二段浮选的捕收剂优选为丁基黄药，所述二段浮选的起泡剂优选为松醇油。作为优选方案，在二段浮选之前调节活化后的炉渣的pH为碱性，并加入水玻璃。矿浆调节碱性可以改善矿浆环境，增强活化剂活化作用，水玻璃的分散作用能够减少细泥对浮选的不良影响。

本发明提供了一种选矿提铜工艺，在处理铜炉渣的过程中，流程包括：一段磨矿-一段浮选-二段磨矿-活化-二段浮选的过程；一段磨矿将粗粒嵌布的矿物优先达到单体解离状态，在一段磨矿后进行一段浮选，将一段磨矿后达到单体解离且可浮性强的氧化铜矿物、自然铜、硫化铜矿物在粗粒状态下提前选出，防止在二段磨矿过程中出现“过磨”现象，随后的二段磨矿将一段磨矿后没有单体解离的细粒嵌布的铜矿物进行研磨使之充分达到单体解离状态；二段磨矿后的活化使难选的铜矿物充分得到活化，然后通过二段浮选随同易选的细粒铜矿物一起得到回收；最后的二段浮选在细粒状态下全面回收各类铜矿物，从而完成炉渣中铜的提取，使炉渣中铜品位降低以达到弃渣标准。实验结果表明，二段浮选后的渣尾矿中铜含量小于0.3wt%

为了进一步理解本发明，下面结合实施例对本发明提供的选矿提铜工艺进行详细说明，本发明的保护范围不受以下实施例的限制。

实施例1

将熔炼后的含铜量为10wt%的含氧化铜、自然铜、硫化铜矿物、铁酸铜矿物与铜铁共生物的炉渣进行一段磨矿，使55%～65%的炉渣变成细度-200目的矿浆，将一段磨矿后的炉渣和矿浆进入含有捕收剂Z-200＃、丁基黄药和起泡剂松醇油的浮选搅拌槽中进行一段浮选，得到第一渣精矿和第一浮选尾矿，所述Z-200＃、丁基黄药与松醇油的质量比为1:4:2；将第一浮选尾矿进行二段磨矿，使其中90%～95%的尾矿的粒度为-325目，在每吨二段磨矿后的炉渣中加入浓度为10wt%的硫化钠溶液，硫化钠用量为200g/t，轻度活化3min，调节轻度活化后的炉渣的pH为7～9，并加入500g/t的水玻璃，然后进入含有丁基黄药和起泡剂松醇油浮选搅拌槽中进行二段浮选，得到第二渣精矿和二段浮选尾矿，所述丁基黄药与松醇油的质量比为2:1；在每吨二段浮选尾矿中加入浓度为98wt%的硫酸80kg、浓度为30wt%的氢氧化钠溶液，氢氧化钠用量为30kg/t，浓度为10wt%的硫化钠溶液，硫化钠用量为300g/t，分别依次深度活化10min，将深度活化后的炉渣进入含有丁基黄药和起泡剂松醇油浮选搅拌槽中进行三段浮选，得到第三渣精矿和第三渣尾矿，所述丁基黄药与松醇油的质量比为2:1。测试第三渣尾矿的铜含量，其铜含量小于0.3wt%。

实施例2

将熔炼后的含铜量为8wt%含氧化铜矿物、自然铜、硫化铜矿物、铁酸铜矿物与铜铁共生物的炉渣进行一段磨矿，使55%～65%的炉渣变成细度为-200目的矿浆，将一段磨矿后的炉渣和矿浆进入含有捕收剂Z-200＃、丁基黄药和起泡剂松醇油的浮选搅拌槽中进行一段浮选，得到第一渣精矿和一段浮选尾矿，所述Z-200＃、丁基黄药与松醇油的质量比为1:4:2；将一段浮选尾矿进行二段磨矿，使其中90%～95%的尾矿变为细度为-325目的炉渣，在每吨二段磨矿后的炉渣先加入浓度为28wt%的氨水60kg中活化15min，然后再加入浓度为10wt%的硫化钠溶液，硫化钠用量为600g/t，活化5min，将活化后的炉渣调节pH至7～9并加入200g/t的水玻璃；最后将炉渣进入含有丁基黄药和起泡剂松醇油的浮选搅拌槽中进行二段浮选，得到第二渣精矿和二段浮选尾矿，所述丁基黄药与松醇油的质量比为2:1。测试二段浮选尾矿的铜含量，其铜含量小于0.35wt%。

实施例3

将熔炼后的含铜量为10wt%含氧化铜矿物、自然铜、硫化铜矿物、铁酸铜矿物与铜铁共生物的炉渣进行一段磨矿，使55%～65%的炉渣变成细度为-200目的矿浆，将一段磨矿后的炉渣和矿浆进入含有捕收剂Z-200＃、丁基黄药和起泡剂松醇油的浮选搅拌槽中进行一段浮选，得到第一渣精矿和一段浮选尾矿，所述Z-200＃、丁基黄药和松醇油的质量比为1:4:2；将一段浮选尾矿进行二段磨矿，使其中90%～95%的尾矿变成细度为-325目的炉渣，将二段磨矿后的炉渣调节pH至碱性7～9，并加入800g/t的水玻璃，然后进入含有丁基黄药和起泡剂松醇油的浮选搅拌槽中进行二段浮选，得到第二渣精矿和二段浮选尾矿，所述丁基黄药与松醇油的质量比为2:1；在每吨二段浮选尾矿中加入浓度为98wt%的硫酸60kg活化15min，再加入浓度为10wt%的硫化钠溶液，硫化钠用量为1000g/t，活化5min，最后将活化后的炉渣在含有捕收剂Z-200＃、丁基黄药和起泡剂松醇油的浮选搅拌槽中进行三段浮选，得到三段渣尾矿和第三渣精矿，所述Z-200＃、丁基黄药与松醇油的质量比为1:4:2。测试三段渣尾矿的铜含量，其铜含量为0.4wt%。

以上实施例的说明只是用于帮助理解本发明的方法及其核心思想。应当指出，对于本技术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，这些改进和修饰也落入本发明权利要求的保护范围内。

对所公开的实施例的上述说明，使本领域专业技术人员能够实现或使用本发明。对这些实施例的多种修改对本领域的专业技术人员来说将是显而易见的，本文中所定义的一般原理可以在不脱离本发明的精神或范围的情况下，在其它实施例中实现。因此，本发明将不会被限制于本文所示的这些实施例，而是要符合与本文所公开的原理和新颖特点相一致的最宽的范围。

Claims (9)

1.一种选矿提铜工艺，包括以下步骤：

a)将铜炉渣进行一段磨矿；

b)将步骤a)得到的炉渣进行一段浮选，得到第一渣精矿和一段浮选尾矿；

c)将所述一段浮选尾矿进行二段磨矿；

d)将步骤c)得到的炉渣进行活化，将活化后的炉渣进行二段浮选；

所述活化的溶液为第一溶液、第二溶液或第三溶液；所述第一溶液为硫酸、氢氧化钠溶液与硫化钠溶液，所述第二溶液为氨水与硫化钠溶液，所述第三溶液为铵盐与硫化钠溶液。

2.根据权利要求1所述的选矿提铜工艺，其特征在于，所述步骤c)中进行二段磨矿之后还包括：

将二段磨矿后的炉渣进行浮选。

3.根据权利要求1所述的选矿提铜工艺，其特征在于，所述步骤c)中进行二段磨矿之后还包括：

将二段磨矿后的炉渣进行二次活化，将二次活化后的炉渣进行浮选。

4.根据权利要求1～3任一项所述的选矿提铜工艺，其特征在于，所述一段浮选的捕收剂为乙硫氨酯与丁基黄药，起泡剂为松醇油。

5.根据权利要求1～3任一项所述的选矿提铜工艺，其特征在于，所述二段浮选的捕收剂为丁基黄药，起泡剂为松醇油。

6.根据权利要求1～3任一项所述的选矿提铜工艺，其特征在于，所述二段浮选之前调整所述活化后的炉渣的pH值为碱性，并添加水玻璃进行分散。

7.根据权利要求6所述的选矿提铜工艺，其特征在于，每吨步骤c)得到的炉渣中添加的所述硫酸、氢氧化钠与硫化钠的质量比为(50kg～80kg)：(20kg～30kg)：(100g～300g)；所述硫酸的浓度为98wt％。

8.根据权利要求6所述的选矿提铜工艺，其特征在于，每吨步骤c)得到的炉渣中添加的所述氨水与硫化钠的质量比为(20kg～80kg)：(200g～800g)，所述氨水的浓度为28wt％。

9.根据权利要求6所述的选矿提铜工艺，其特征在于，每吨步骤c)得到的炉渣中添加的所述铵盐与硫化钠的质量比为(50kg～80kg)：(500g～1000g)。