CN104399573A - 一种铜炉渣选矿工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明提供一种铜炉渣选矿工艺，缓冷方式采用集中自然缓冷共12小时+喷淋缓冷60小时，延长了渣包在1000-1250℃的缓冷时间，加大小铜锍颗粒相互碰撞和长大的机会，有助于铜晶体的结晶发育，从而有助于提高后续浮选作业的回收率；由于炉渣中铜硫化物的嵌布粒度偏细，为了使有用矿物充分解离，应用搅拌磨进行磨矿，即粗精矿经过旋流器分级，分级后沉砂采用搅拌磨进行磨矿，分级后溢流采用浮选柱进行两次精选。选别后的精矿直接作为最终精矿，其中一次精选浮选柱的尾矿采用浮选机进行选别、二次精选浮选柱的尾矿循环返回。采用浮选机+浮选柱+立式搅拌磨的机柱磨联合工艺，更有利回收各粒级有用矿物，有效提高金属回收率。
Description
技术领域
本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种铜炉渣选矿工艺。
背景技术
铜炉渣是火法冶炼铜中产生的废渣，渣的数量随着铜冶炼生产量的增加而增加。金川铜炉渣因炉型不同，可分为转炉渣、闪速炉渣、合成炉渣、电炉渣等，其中转炉渣中含铜量相对较高，铜品位可达到3-12%，电炉渣中相对较低，铜品位也可达到0.6-0.8%。相对于国内大多数铜矿山而言，铜炉渣是一种高品位的二次资源。如何回收炉渣中的铜，国内外进行了大量的研究工作。目前浮选法在生产中得到了很好的应用。但是冶炼炉型不同，缓冷过程不同，炉渣的性质也不同。根据对金川合成炉渣和电炉渣的矿物学研究结果，炉渣中铜矿物主要为斑铜矿、辉铜矿、铜铅硫化物、铜锌硫化物、锌铜硫化物；通过MLA矿物解离分析仪检测发现，炉渣中铜矿物嵌布粒度极不均匀，32μｍ约占70%左右。目前国内外在铜炉渣选矿上都采用传统的阶段磨矿、阶段选别浮选工艺，这种工艺是现有选矿技术中最有效的回收渣含铜的方法，但从综合回收率来说，始终在76-80%之间，主要原因是缓冷条件不同，造成渣结晶构造差异较大，再加上传统的磨矿浮选工艺在回收矿石中细粒级铜矿物的效果较差，是导致铜渣选综合回收率低的主要原因。因此要实现有效选别，有必要研究探索一种更加适合金川铜炉渣性质和现场实践的选矿新方法，最大限度地回收细粒铜矿物，提高渣选技术经济指标。
发明内容
为了克服上述现有技术中存在的问题本发明的目的是提供一种浮选机+浮选柱+立式搅拌磨选别联合的铜炉渣选矿工艺。
为解决本发明的技术问题采用如下技术方案：
一种铜炉渣选矿工艺，其步骤如下：
步骤1：从冶炼运输来的铜炉渣包置于缓冷场缓冷72小时；
步骤2：缓冷后的物料先采用碎石机使物料粒度在500mm以下，然后采用破碎机使物料产品粒度为200mm以下；
步骤3：将破碎后物料输送至半自磨机进行磨矿，半自磨机的排矿经筛分粒径6mm以下的溢流矿浆进入一次分级作业，沉砂再返回半自磨机中；一次分级作业后的溢流矿浆再进入二次分级作业，二次分级作业的溢流矿浆进入搅拌槽，同时加入调整剂碳酸钠，一次分级作业和二次分级作业的沉砂通过球磨机磨矿后进入一次分级作业，其中一次分级作业溢流矿的细度为-200目含量为65-70%，其中二次分级作业溢流矿的细度为-400目含量为75-82%；
步骤4：将进入搅拌槽的步骤3中二次分级作业的溢流矿搅拌调浆，搅拌5-7分钟后，矿浆重量百分比浓度达到36-40%时进入一次粗选作业，浮选时间为25-30分钟，一次粗选作业的精矿作为最终产品进入浓密机进行浓密，尾矿进入二次粗选作业；
步骤5：将步骤4中一次粗选作业的尾矿进入二次粗选作业，浮选时间为15-20分钟，二次粗选作业的精矿进搅拌磨磨矿，搅拌磨磨矿后的排矿经旋流器分级后的溢流进入一次精选作业，沉砂返回搅拌磨形成闭路磨矿；二次粗选作业的尾矿进入一次扫选作业；
步骤6：将步骤5中经旋流器分级后的溢流进入一次精选作业，加水调浆使一次精选作业时矿浆重量百分比浓度为25-30%，一次精选作业采用浮选柱，浮选时间为15-20分钟，一次精选作业的精矿进入二次精选作业，一次精选作业的尾矿进入精扫选作业；二次精选作业采用浮选柱，浮选时间为15-20分钟，二次精选作业的精矿作为最终产品进入浓密机进行浓密，二次精选作业的尾矿进入一次精选作业；精扫选作业浮选时间为20-25分钟，精扫选作业的精矿进入一次精选作业，精扫选作业尾矿进入一次扫选作业；
步骤7：将步骤6中的精扫选作业尾矿和步骤5中二次粗选作业的尾矿进入一次扫选作业，一次扫选作业浮选时间为15-20分钟；一次扫选的尾矿进入二次扫选作业，一次扫选的精矿进入一次粗选作业中；二次扫选浮选时间为15-20分钟，二次扫选的精矿返回一次粗选作业中，二次扫选的尾矿作为最终产品进入浓密机进行浓密。
所述步骤1中缓冷采用自然缓冷12小时后喷淋冷却60小时的方式。
所述步骤3中搅拌槽中加入调整剂碳酸钠的量为80-100g/t。
所述步骤3中一次分级作业和二次分级作业的沉砂通过球磨机磨矿后进入一次分级作业时加入调整剂碳酸钠，调整剂碳酸钠加入量为260-300g/t。
所述步骤4中一次粗选作业加入Z200捕收剂75-115g/t和2#油起泡剂75-100g/t，调整剂碳酸钠加入量为80-120g/t。
所述步骤5中二次粗选作业加入Z200捕收剂45-55g/t。
所述步骤5中一次精选作业和二次精选作业的浮选柱给矿质量浓度均为24%-29%，一次精选作业浮选柱充气量为10-20 m3/min，液位为80-90cm，二次精选作业浮选柱充气量为5-10 m3/min，液位为90-100 cm。
所述步骤5中搅拌磨的分级溢流重量百分比浓度为24%-29%，分级沉砂重量百分比浓度为55%-64%，搅拌磨的充填率：17-23%，钢球配比：Φ30、Φ25、Φ20为6：3：1。
所述步骤7中的一次扫选作业加入Z200捕收剂55-60g/t。
所述步骤7中的二次扫选作业加入Z200捕收剂40-50g/t。
缓冷工艺确定依据：本发明中缓冷时间的确定根据对不同种类铜炉渣的矿物组成、结构、结晶程度和开展的多次小型磨矿浮选试验结果确定。通过对缓冷48、60、72小时的各种炉渣进行对比试验，结果表明该炉渣缓冷72小时铜回收率最佳。
机柱磨工艺确定依据：本发明采用浮选机、浮选柱、搅拌磨联合使用的选别工艺是根据所研究炉渣的特性确定。根据分析结果表明，无论是合成炉渣还是贫化炉渣中的铜有用矿物嵌布粒度很细，要求磨矿细度较细。
由于炉渣中铜硫化物的嵌布粒度偏细，为了使有用矿物充分解离和回收，在一段粗选作业后，通过搅拌磨对粗精矿再磨，矿物单体解离，再使用浮选柱+浮选机联合回收，尤其是浮选柱能有效回收细粒级矿物，提高回收率指标。
主要设备：
磨矿采用1台φ5.8×5.8m的半自磨机和1台φ5.5×9.5m球磨机；粗选、扫选采用16台粗颗粒CLF-40浮选机，精选采用2台浮选柱，精扫选采用5台粗颗粒CLF-8浮选机，粗精矿再磨采用3台φ1.5×3.5m搅拌磨。
主要技术条件、参数：
搅拌磨分级溢流重量百分比浓度为24%-29%，分级沉砂重量百分比浓度为：55%-64%；搅拌磨的充填率：17-23%，钢球配比：Φ30、Φ25、Φ20=6：3：1，每天补加Φ30钢球100Kg；一次精选作业和二次精选作业的浮选柱给矿浓度均为24%-29%，一次精选作业浮选柱充气量为10-20 m3/min，液位为80-90cm，二次精选作业浮选柱充气量为5-10 m3/min，液位为90-100 cm。
本发明缓冷方式采用集中自然缓冷共12小时+喷淋缓冷60小时，可以使渣包相互保温，进一步延长了渣包在1000-1250℃的缓冷时间，加大小铜锍颗粒相互碰撞和长大的机会，有助于铜晶体的结晶发育，从而有助于提高后续浮选作业的回收率；由于炉渣中铜硫化物的嵌布粒度偏细，为了使有用矿物充分解离，应用搅拌磨进行磨矿，即粗精矿经过旋流器分级，分级后沉砂采用搅拌磨进行磨矿，搅拌磨的磨矿细度-600目占80%，分级后溢流采用浮选柱进行两次精选，浮选柱与浮选机相比，浮选柱回收微细粒级矿物的效果更佳。选别后的精矿直接作为最终精矿，其中一次精选浮选柱的尾矿采用浮选机进行选别、二次精选浮选柱的尾矿循环返回。采用浮选机+浮选柱+立式搅拌磨的机柱磨联合工艺，更有利回收各粒级有用矿物，有效提高金属回收率。
附图说明
附图是本发明浮选方法的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图和具体实施例对本发明进行详细说明。
本发明缓冷方式采用集中自然缓冷共12个小时+喷淋缓冷60个小时。同时由于炉渣中铜硫化物的嵌布粒度偏细，为了使有用矿物充分解离，应用搅拌磨进行磨矿，即粗精矿经过旋流器分级，分级后沉砂采用立式搅拌磨进行磨矿，立式搅拌磨的磨矿细度-600目占80%，分级后溢流采用浮选柱进行两次精选，浮选柱与浮选机相比，浮选柱回收微细粒级矿物的效果更佳。选别后的精矿直接作为最终精矿，其中一次精选浮选柱的尾矿采用浮选机进行选别、二次精选浮选柱的尾矿循环返回。具体实施步骤如下：
步骤1：从冶炼运输来的铜炉渣包，经龙门吊运至渣缓冷场的喷淋位，集中自然缓冷12小时后，喷淋冷却60小时后倾倒于渣堆场，其中喷淋冷却的水压为0.3Mpa。
步骤2：采用移动式液压碎石机对渣堆场的大块炉渣破碎，使物料粒度在500mm以下，再由装载机送至原料仓，原料仓物料由棒条给料机和皮带运输机给入颚式的破碎机进行破碎，产品粒度为200mm以下，破碎后的产品由皮带运输机送至粉矿堆。
步骤3：粉矿堆物料由铁板给料机和皮带胶带输送机送至半自磨机进行磨矿。半自磨机的排矿经振动筛筛分后，粒径6mm以下的溢流矿进入一次分级作业，沉砂再返回半自磨作业形成闭路。一次分级作业后的溢流(细度为-200目含量为65-70%)再进入二次分级作业，二次分级作业的溢流(细度为-400目占75-82%，重量百分比浓度为45-50%)进入准备给入一次粗选作业。一次分级作业的沉砂和二次分级作业的沉砂给入球磨机进入磨矿，球磨机的排矿用砂泵(在此处按260-300g/t加入调整剂碳酸钠)扬送至一次分级旋流器进行分级，溢流通过砂泵扬送至二次分级旋流器进行分级，两段旋流器的沉砂都返回到球磨机构成闭路磨矿。
步骤4：步骤3中二次分级作业的溢流矿浆进入到一段搅拌槽搅拌调浆(在此处按75-115g/t和75-100g/t分别加入Z200捕收剂和2#油起泡剂)，经搅拌5-7分钟后，矿浆重量百分比浓度达到36-40%进入一次粗选作业(此处按80-120g/t加入碳酸钠)，浮选时间25-30分钟，一次粗选作业的精矿作为最终产品进入浓密机进行浓密，尾矿打入泵池准备进入二次粗选作业。
步骤5：一次粗选尾矿(在此处按45-55g/t加入Z200捕收剂)进入二次粗选作业，浮选15-20分钟，二次粗选作业的精矿进搅拌磨，搅拌磨后的排矿经旋流器分级后，溢流进入一次精选作业，沉砂返回搅拌磨形成闭路磨矿；二次粗选的尾矿进入一次扫选作业。
步骤6：步骤5中二次粗选作业产出的溢流进入一次精选作业(采用浮选柱)，加水调浆使矿浆重量百分比浓度为25-30%，浮选时间为15-20分钟。一次精选作业的精矿进入二次精选作业(采用浮选柱，此处不调浆、不加药剂)，浮选时间为15-20分钟，产出的精矿和步骤3中一次粗选作业产出的精矿一并作为最终产品进入浓密机进行浓密。一次精选作业人的尾矿给入精扫选作业，浮选时间为20-25分钟，其中精扫选作业的精矿返回给一次精选作业形成闭路，尾矿和步骤5中二次粗选的尾矿合并后给入一次扫选作业。
步骤7：将步骤6中的精扫选作业尾矿和步骤5中二次粗选作业的尾矿进入一次扫选作业，(在此处按55-60g/t加入Z200捕收剂)，浮选时间为15-20分钟；一次扫选的尾矿进入二次扫选（按40-50g/t加入Z200捕收剂)，浮选15-20分钟。二次扫选的精矿返回到一次扫选作业，一次扫选的精矿返回到二次粗选作业，二次扫选的尾矿作为铜炉渣选矿的最终尾矿进入尾矿浓密机。
实例1：
从冶炼运输来的铜炉渣包，铜金属含量为1.5%，按以下步骤实施：
集中自然缓冷12小时后，喷淋冷却（水压是0.3Mpa），经喷淋60小时后，倾倒于渣堆场。碎石机对渣堆场的大块炉渣破碎，使物料粒度在500mm以下，由棒条给料机和皮带运输机给入颚式破碎机进行破碎，产品粒度为200mm以下。破碎后的产品由皮带运输机和铁板给料机送至半自磨机进行磨矿。半自磨机的排矿经振动筛筛分后，粒径6mm以下的溢流进入一次分级作业，沉砂再返回半自磨作业形成闭路。一次分级作业后的溢流(细度为-200目含量为65%)再进入二次分级作业，二次分级作业的溢流(细度达到-400目占75%，重量百分比浓度为45%)进入搅拌槽(在此处按80g/t加入调整剂碳酸钠)，准备进入一次粗选作业。一次分级作业的沉砂和二次分级作业的沉砂给入球磨机进入磨矿，球磨机的排矿用砂泵(在此处按300g/t加入调整剂碳酸钠)扬送至一次分级旋流器进行分级，溢流通过砂泵扬送至二次分级旋流器进行分级，两段旋流器的沉砂都返回到球磨机构成闭路磨矿。二次分级作业的溢流进入到一段搅拌槽(在此处按85g/t和75g/t分别加入Z200捕收剂和2#油起泡剂)，经搅拌5分钟，矿浆重量百分比浓度达到38%后，进入一次粗选作业，浮选时间25分钟，一次粗选作业的精矿作为最终产品进入浓密机进行浓密，尾矿进入二次粗选(在此处按45g/t加入Z200捕收剂)，浮选15分钟。
其中：二次粗选作业的精矿进搅拌磨，搅拌磨后的排矿经旋流器分级后，沉砂返回搅拌磨形成闭路磨矿。溢流进行搅拌用水调浆到重量百分比浓度为25%后进入一次精选作业(采用浮选柱)，浮选时间为15分钟。一次精选作业的精矿进入二次精选作业(采用浮选柱。此处不调浆、不加药剂)，浮选时间为15分钟，产出的精矿和一次粗选产出的精矿一并作为最终产品进入浓密机进行浓密。一次精选的尾矿给入精扫选作业，浮选时间为20分钟。其中精扫选作业的精矿返回给一次精选作业形成闭路，尾矿和二次粗选的尾矿合并后进入一次扫选。
精扫选的尾矿和二次粗选的尾矿进入一次扫选作业(在此处按55g/t加入Z200捕收剂)，浮选时间为15分钟；一次扫选的尾矿进入二次扫选（按40g/t加入Z200捕收剂)，浮选15分钟。二次扫选的精矿返回到一次扫选作业，一次扫选的精矿返回到二次粗选作业，二次扫选的尾矿作为铜炉渣选矿的最终尾矿作为最终产品进入浓密机进行浓密。
在实际生产中通常使用原矿品位、精矿品位、尾矿品位计算选矿回收率。
式中：α-原矿品位（%），β-精矿品位（%），θ-尾矿品位（%），ε-回收率（%）。
本实施例中，经计算得到：铜炉渣含铜品位1.5%，产出含铜23.86%的精矿和含铜0.25%的尾矿，综合铜回收率达到84.22%。
实例2：
从冶炼运输来的铜炉渣包，铜金属含量为2.1%，按以下步骤实施：
集中自然缓冷12小时后，喷淋冷却（水压是0.3Mpa），经喷淋60小时后，倾倒于渣堆场。碎石机对渣堆场的大块炉渣破碎，使物料粒度在500mm以下，由棒条给料机和皮带运输机给入颚式破碎机进行破碎，产品粒度为200mm以下。破碎后的产品由皮带运输机和铁板给料机送至半自磨机进行磨矿。半自磨机的排矿经振动筛筛分后，粒径6mm以下的溢流进入一次分级作业，沉砂再返回半自磨作业形成闭路。一次分级作业后的溢流(细度为-200目含量为67%)再进入二次分级作业，二次分级作业的溢流(细度达到-400目占80%，重量百分比浓度为48%)进入搅拌槽(在此处按90g/t加入调整剂碳酸钠)，准备进入一次粗选作业。一次分级作业的沉砂和二次分级作业的沉砂给入球磨机进入磨矿，球磨机的排矿用砂泵(在此处按260g/t加入调整剂碳酸钠)扬送至一次分级旋流器进行分级，溢流通过砂泵扬送至二次分级旋流器进行分级，两段旋流器的沉砂都返回到球磨机构成闭路磨矿。二次分级作业的溢流进入到一段搅拌槽(在此处按100g/t和80g/t分别加入Z200捕收剂和2#油起泡剂)，经搅拌7分钟，矿浆重量百分比浓度达到38%后，进入一次粗选作业，浮选时间30分钟，一次粗选作业的精矿作为最终产品进入浓密机进行浓密，尾矿进入二次粗选(在此处按50g/t加入Z200捕收剂)，浮选18分钟。
其中：二次粗选作业的精矿进搅拌磨，搅拌磨后的排矿经旋流器分级后，沉砂返回搅拌磨形成闭路磨矿。溢流进行搅拌用水调浆到重量百分比浓度为28%后进入一次精选作业(采用浮选柱)，浮选时间为17分钟。一次精选作业的精矿进入二次精选作业(采用浮选柱。此处不调浆、不加药剂)，浮选时间为18分钟，产出的精矿和一次粗选产出的精矿一并作为最终产品进入浓密机进行浓密。一次精选的尾矿给入精扫选作业，浮选时间为22分钟。其中精扫选作业的精矿返回给一次精选作业形成闭路，尾矿和二次粗选的尾矿合并后进入一次扫选。
精扫选的尾矿和二次粗选的尾矿进入一次扫选作业(在此处按58g/t加入Z200捕收剂)，浮选时间为18分钟；一次扫选的尾矿进入二次扫选（按45g/t加入Z200捕收剂)，浮选16分钟。二次扫选的精矿返回到一次扫选作业，一次扫选的精矿返回到二次粗选作业，二次扫选的尾矿作为铜炉渣选矿的最终尾矿作为最终产品进入浓密机进行浓密。
在实际生产中通常使用原矿品位、精矿品位、尾矿品位计算选矿回收率。
式中：α-原矿品位（%），β-精矿品位（%），θ-尾矿品位（%），ε-回收率（%）。
本实施例中，经计算得到：铜炉渣含铜品位2.1%，产出含铜24.16%的精矿和含铜0.245%的尾矿，综合铜回收率达到89.24%。
实例3：
从冶炼运输来的铜炉渣包，铜金属含量为3.15%，按以下步骤实施：
集中自然缓冷12小时后，喷淋冷却（水压是0.3Mpa），经喷淋60小时后，倾倒于渣堆场。碎石机对渣堆场的大块炉渣破碎，使物料粒度在500mm以下，由棒条给料机和皮带运输机给入颚式破碎机进行破碎，产品粒度为200mm以下。破碎后的产品由皮带运输机和铁板给料机送至半自磨机进行磨矿。半自磨机的排矿经振动筛筛分后，粒径6mm以下的溢流进入一次分级作业，沉砂再返回半自磨作业形成闭路。一次分级作业后的溢流(细度为-200目含量为70%)再进入二次分级作业，二次分级作业的溢流(细度达到-400目占82%，重量百分比浓度为50%)进入搅拌槽(在此处按120g/t加入调整剂碳酸钠)，准备进入一次粗选作业。一次分级作业的沉砂和二次分级作业的沉砂给入球磨机进入磨矿，球磨机的排矿用砂泵(在此处按280g/t加入调整剂碳酸钠)扬送至一次分级旋流器进行分级，溢流通过砂泵扬送至二次分级旋流器进行分级，两段旋流器的沉砂都返回到球磨机构成闭路磨矿。二次分级作业的溢流进入到一段搅拌槽(在此处按115g/t和100g/t分别加入Z200捕收剂和2#油起泡剂)，经搅拌5分钟，矿浆重量百分比浓度达到36%后，进入一次粗选作业，浮选时间25分钟，一次粗选作业的精矿作为最终产品进入浓密机进行浓密，尾矿进入二次粗选(在此处按55g/t加入Z200捕收剂)，浮选20分钟。
其中：二次粗选作业的精矿进搅拌磨，搅拌磨后的排矿经旋流器分级后，沉砂返回搅拌磨形成闭路磨矿。溢流进行搅拌用水调浆到重量百分比浓度为30%后进入一次精选作业(采用浮选柱)，浮选时间为20分钟。一次精选作业的精矿进入二次精选作业(采用浮选柱。此处不调浆、不加药剂)，浮选时间为20分钟，产出的精矿和一次粗选产出的精矿一并作为最终产品进入浓密机进行浓密。一次精选的尾矿给入精扫选作业，浮选时间为25分钟。其中精扫选作业的精矿返回给一次精选作业形成闭路，尾矿和二次粗选的尾矿合并后进入一次扫选。
精扫选的尾矿和二次粗选的尾矿进入一次扫选作业(在此处按60g/t加入Z200捕收剂)，浮选时间为20分钟；一次扫选的尾矿进入二次扫选（按50g/t加入Z200捕收剂)，浮选20分钟。二次扫选的精矿返回到一次扫选作业，一次扫选的精矿返回到二次粗选作业，二次扫选的尾矿作为铜炉渣选矿的最终尾矿作为最终产品进入浓密机进行浓密。
在实际生产中通常使用原矿品位、精矿品位、尾矿品位计算选矿回收率。
式中：α-原矿品位（%），β-精矿品位（%），θ-尾矿品位（%），ε-回收率（%）。
本实施例中，经计算得到：铜炉渣含铜品位3.15%，产出含铜24.46%的精矿和含铜0.25%的尾矿，综合铜回收率达到92.851%。
Claims (10)
1.一种铜炉渣选矿工艺，其特征在于步骤如下：
步骤1：从冶炼运输来的铜炉渣包置于缓冷场缓冷72小时；
步骤2：缓冷后的物料先采用碎石机使物料粒度在500mm以下，然后采用破碎机使物料产品粒度为200mm以下；
步骤3：将破碎后物料输送至半自磨机进行磨矿，半自磨机的排矿经筛分粒径6mm以下的溢流矿浆进入一次分级作业，沉砂再返回半自磨机中；一次分级作业后的溢流矿浆再进入二次分级作业，二次分级作业的溢流矿浆进入搅拌槽，同时加入调整剂碳酸钠，一次分级作业和二次分级作业的沉砂通过球磨机磨矿后进入一次分级作业，其中一次分级作业溢流矿的细度为-200目含量为65-70%，其中二次分级作业溢流矿的细度为-400目含量为75-82%；
步骤4：将进入搅拌槽的步骤3中二次分级作业的溢流矿搅拌调浆，搅拌5-7分钟后，矿浆重量百分比浓度达到36-40%时进入一次粗选作业，浮选时间为25-30分钟，一次粗选作业的精矿作为最终产品进入浓密机进行浓密，尾矿进入二次粗选作业；
步骤5：将步骤4中一次粗选作业的尾矿进入二次粗选作业，浮选时间为15-20分钟，二次粗选作业的精矿进搅拌磨磨矿，搅拌磨磨矿后的排矿经旋流器分级后的溢流进入一次精选作业，沉砂返回搅拌磨形成闭路磨矿；二次粗选作业的尾矿进入一次扫选作业；
步骤6：将步骤5中经旋流器分级后的溢流进入一次精选作业，加水调浆使一次精选作业时矿浆重量百分比浓度为25-30%，一次精选作业采用浮选柱，浮选时间为15-20分钟，一次精选作业的精矿进入二次精选作业，一次精选作业的尾矿进入精扫选作业；二次精选作业采用浮选柱，浮选时间为15-20分钟，二次精选作业的精矿作为最终产品进入浓密机进行浓密，二次精选作业的尾矿进入一次精选作业；精扫选作业浮选时间为20-25分钟，精扫选作业的精矿进入一次精选作业，精扫选作业尾矿进入一次扫选作业；
步骤7：将步骤6中的精扫选作业尾矿和步骤5中二次粗选作业的尾矿进入一次扫选作业，一次扫选作业浮选时间为15-20分钟；一次扫选的尾矿进入二次扫选作业，一次扫选的精矿进入一次粗选作业中；二次扫选浮选时间为15-20分钟，二次扫选的精矿返回一次粗选作业中，二次扫选的尾矿作为最终产品进入浓密机进行浓密。
2.根据权利要求1所述的一种铜炉渣选矿工艺，其特征在于：所述步骤1中缓冷采用自然缓冷12小时后喷淋冷却60小时的方式。
3.根据权利要求1或2所述的一种铜炉渣选矿工艺，其特征在于：所述步骤3中搅拌槽中加入调整剂碳酸钠的量为80-100g/t。
4.根据权利要求1或2所述的一种铜炉渣选矿工艺，其特征在于：所述步骤3中一次分级作业和二次分级作业的沉砂通过球磨机磨矿后进入一次分级作业时加入调整剂碳酸钠，调整剂碳酸钠加入量为260-300g/t。
5.根据权利要求1所述的一种铜炉渣选矿工艺，其特征在于：所述步骤4中一次粗选作业加入Z200捕收剂75-115g/t和2#油起泡剂75-100g/t，调整剂碳酸钠加入量为80-120g/t。
6.根据权利要求1所述的一种铜炉渣选矿工艺，其特征在于：所述步骤5中二次粗选作业加入Z200捕收剂45-55g/t。
7.根据权利要求1或2所述的一种铜炉渣选矿工艺，其特征在于：所述步骤5中一次精选作业和二次精选作业的浮选柱给矿质量浓度均为24%-29%，一次精选作业浮选柱充气量为10-20 m3/min，液位为80-90cm，二次精选作业浮选柱充气量为5-10 m3/min，液位为90-100 cm。
8.根据权利要求1或2所述的一种铜炉渣选矿工艺，其特征在于：所述步骤5中搅拌磨的分级溢流重量百分比浓度为24%-29%，分级沉砂重量百分比浓度为55%-64%，搅拌磨的充填率：17-23%，钢球配比：Φ30、Φ25、Φ20为6：3：1。
9.根据权利要求1或2所述的一种铜炉渣选矿工艺，其特征在于：所述步骤7中的一次扫选作业加入Z200捕收剂55-60g/t。
10.根据权利要求1或2所述的一种铜炉渣选矿工艺，其特征在于：所述步骤7中的二次扫选作业加入Z200捕收剂40-50g/t。
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