CN104646184B - 一种适用于同时选别铜冶炼电炉渣与转炉渣的工艺方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种适用于同时选别铜冶炼电炉渣与转炉渣的工艺方法，它包括以下步骤：若原矿为电炉渣，则进入两段连续磨矿‑浮选流程，若原矿为转炉渣，则进入两段磨矿‑两段浮选流程；本发明的有益效果是分别研究并提出了电炉渣、转炉渣选别最佳的工艺流程；在转炉渣选别中采用“水玻璃、碳酸氢钠+硫化钠”组合用药取得了尾矿含铜0.188的选别指标。提出采取分时分段处理的方式，利用一套设备采用不同流程同时处理两种炉渣的工艺方法，降低了生产成本。

Description

一种适用于同时选别铜冶炼电炉渣与转炉渣的工艺方法

技术领域

本发明涉及有色金属选矿，尤其涉及一种适用于同时选别铜冶炼电炉渣与转炉渣的工艺方法。

背景技术

铜冶炼过程通常包括熔炼、吹炼两个阶段，熔炼过程产生铜锍及熔炼渣，其熔炼渣含铜2~3%，为了提高冶炼回收率，通常采用电炉贫化，使其渣含铜0.6~0.9%，为弃渣；吹炼过程中产生粗铜及吹炉渣（转炉渣），其渣含铜2~5%。采用选矿方法回收铜冶炼炉渣（熔炼渣、吹炉渣）中的铜，并使其中铁资源的到合理利用，近几年来在国内外备受关注。不少冶炼厂通常采用两种渣混合选矿，或单独建转炉渣和熔炼渣的选矿系统。通过大量试验研究，发现由于电炉渣、转炉渣中铜矿物的矿物特性有所不同，因此其工艺流程内部结构也应有所差异，对电炉渣和转炉渣采用不同流程进行了相关试验，最终试验结果见表1所示，可见电炉渣采用“两段连续磨矿-浮选流程”（表中简称“连续磨选流程”）、转炉渣采用“两段磨矿-两段浮选流程”（表中简称“阶段磨选流程”）选别指标较优，单独选别电炉渣以及单独选别转炉渣的铜精矿回收率好于混合选别的铜精矿回收率，并且转炉渣尾矿含铁大于50%可作为低品位铁精矿销售，经济价值较高。而在实际的生产中如果单独建立两套独立的系统来处理电炉渣和转炉渣，成本太高，几乎没有经济效益。

发明内容

本发明要解决的技术问题是现有的电炉渣和转炉渣选别铜精矿方法不尽如人意，不是成本太高就是回收率太低，为此提供一种适用于同时选别铜冶炼电炉渣与转炉渣的工艺方法。

本发明的技术方案是：一种适用于同时选别铜冶炼电炉渣与转炉渣的工艺方法，它包括以下步骤：若原矿为电炉渣，则进入两段连续磨矿-浮选流程，若原矿为转炉渣，则进入两段磨矿-两段浮选流程；所述两段连续磨矿-浮选流程包括将原矿送入磨矿机M1进行一次磨矿，通过阀门V1进入磨矿机M2进行二次磨矿，再通过阀门V3依次进入一次粗选浮选机C1、阀门V5、二次粗选浮选机C2、扫选浮选机S1、S2、S3和精选浮选机J1、J2、J3，经过两次粗选、三次精选与三次扫选，精选尾矿、扫选精矿循序返回前一作业，得到最终精矿和尾矿产品；所述两段磨矿-两段浮选流程包括阀门V1、阀门V3、阀门V5和阀门V7关闭，将原矿送入磨矿机M1进行一次磨矿，通过阀门V2进入浮选机C1进行一次粗选得到一粗精矿和一粗尾矿，一粗尾矿通过阀门V6和输送泵B进入磨矿机M2进行二次磨矿，再通过阀门V4进入浮选机C2进行二次粗选得到二粗精矿和二粗尾矿，二粗精矿依次进入浮选机J1、J2、J3进行三次精选得到的精矿与一粗精矿经阀门V8合并为最终精矿产品，二粗尾矿依次进入扫选浮选机S1、S2、S3，得到最终尾矿，扫选精矿、精选尾矿循序返回前一作业，一精尾矿返回二次粗选。

上述方案中所述两段连续磨矿-浮选流程中一次粗选加入70~80g/t重量份水玻璃和140~160g/t重量份的碳酸氢钠作为调整剂，二次粗选时加入80~100g/t重量份的硫化钠作为调整剂。

本发明的有益效果是分别研究并提出了电炉渣、转炉渣选别最佳的工艺流程；在转炉渣选别中采用“水玻璃、碳酸氢钠+硫化钠”组合用药取得了尾矿含铜0.188的选别指标。提出采取分时分段处理的方式，利用一套设备采用不同流程同时处理两种炉渣的工艺方法，降低了生产成本。

附图说明

图1是本发明流程示意图；

图2是本发明两段连续磨矿-浮选流程示意图；

图3是本发明两段磨矿-两段浮选流程示意图。

具体实施方式

下面结合实施例及附图对本发明做进一步说明。

实施例1：如图1、图2所示，若原矿为电炉渣，则进入两段连续磨矿-浮选流程，若原矿为转炉渣，则进入两段磨矿-两段浮选流程；所述两段连续磨矿-浮选流程包括将原矿送入磨矿机M1进行一次磨矿，通过阀门V1进入磨矿机M2进行二次磨矿，再通过阀门V3依次进入一次粗选浮选机C1、阀门V5、二次粗选浮选机C2、扫选浮选机S1、S2、S3和精选浮选机J1、J2、J3，经过两次粗选、三次精选与三次扫选，精选尾矿、扫选精矿循序返回前一作业，得到最终精矿和尾矿产品；如图1、图3所示，所述两段磨矿-两段浮选流程包括阀门V1、阀门V3、阀门V5和阀门V7关闭，将原矿送入磨矿机M1进行一次磨矿，通过阀门V2进入浮选机C1进行一次粗选得到一粗精矿和一粗尾矿，一粗尾矿通过阀门V6和输送泵B进入磨矿机M2进行二次磨矿，再通过阀门V4进入浮选机C2进行二次粗选得到二粗精矿和二粗尾矿，二粗精矿依次进入浮选机J1、J2、J3进行三次精选得到的精矿与一粗精矿经阀门V8合并为最终精矿产品，二粗尾矿依次进入扫选浮选机S1、S2、S3，得到最终尾矿，扫选精矿、精选尾矿循序返回前一作业，一精尾矿返回二次粗选。

将两段连续磨矿-浮选流程记为流程1，两段磨矿-两段浮选流程记为流程2。

将电炉渣进行两段连续磨矿-浮选流程（表中简称“连续磨选流程”，下同）记为1号实验，电炉渣进行两段磨矿-两段浮选流程（表中简称“阶段磨选流程”，下同）记为2号实验，转炉渣进行两段连续磨矿-浮选流程记为3号实验，转炉渣进行两段磨矿-两段浮选流程记为4号实验，电炉渣和转炉渣的混合渣进行两段连续磨矿-浮选流程记为5号实验，电炉渣和转炉渣的混合渣进行两段磨矿-两段浮选流程记为6号实验，将本发明的实施例1记为7号实验，实验结果见下表1：

表1

从比较结果看，电炉渣、转炉渣分选(7#)比两种炉渣混选（5#、6#）回收率指标高。更主要的是混选后尾矿含铁为41.83%，而7#分选转炉渣尾矿含铁品位为52.9%，铁的品位大大提高，可作为低品位铁精矿销售，经济效益更高。采用不同流程分开选别加权后的回收率指标（7#）比炉渣混选(6#)高2.66百分点，只需建立一套系统即可同时处理电炉渣和转炉渣，投资小，运行过程中人工及管理成本低。

矿石选矿中，磨矿、浮选作业由若干台磨矿机与浮选机通过相关管道连接，形成磨矿、浮选流程（以下简称“磨选流程”），其流程的结构由所选物料的性质决定。通常选矿厂针对特定物料进行磨矿、浮选设备的配置，形成适合该种物料选别的磨选流程。而当物料性质不同，需要采用不同磨选流程时，需要重新配置相关设备。采用一套磨矿、浮选设备同时处理需流程结构不同的物料，相当困难。

本发明提供一种“一键切换式”多功能磨选流程。当两种（或多种）物料处理所需磨矿、浮选设备相同（或相近）时，可以不需要改变设备的配置，而通过改变流程中相关设备之间的连接管道（必要时增加少许输送泵），配以相关自动阀门、并采用计算机控制，实现不同流程的切换，从而达到一套设备随时处理不同性质物料的目的。

下面以电炉渣“两段连续磨矿—浮选”流程与转炉渣“两段磨矿—两段浮选”流程相互切换，对方案进行说明。

两种流程的主要设备联系与切换如图1所示，图中M1、M2分别为两段磨矿机，C1、C2分别为一次粗选、二次粗选浮选机，S1、S2、S3分别为三次扫选浮选机，J1、J2、J3分别为三次精选浮选机，B为输送泵，V1~V8为自动阀门，设备之间由矿浆管道连接。当采用“两段连续磨矿—浮选”流程时，阀门V1、V3、V5、V7打开，同时关闭V2、V4、V6、V8，形成图2所示流程。当采用“两段磨矿—两段浮选”流程时，阀门V2、V4、V6、V8打开，同时关闭V1、V3、V5、V7，形成图3所示流程。

优选实施例2：若原矿为电炉渣，则进入两段连续磨矿-浮选流程，若原矿为转炉渣，则进入两段磨矿-两段浮选流程；所述两段连续磨矿-浮选流程包括将原矿送入磨矿机M1进行一次磨矿，通过阀门V1进入磨矿机M2进行二次磨矿，再通过阀门V3依次进入一次粗选浮选机C1、阀门V5、二次粗选浮选机C2、扫选浮选机S1、S2、S3和精选浮选机J1、J2、J3，经过两次粗选、三次精选与三次扫选，精选尾矿、扫选精矿循序返回前一作业，得到最终精矿和尾矿产品，一次粗选加入70g/t重量份水玻璃和140g/t重量份的碳酸氢钠作为调整剂，二次粗选时加入80g/t重量份的硫化钠作为调整剂；如图1、图3所示，所述两段磨矿-两段浮选流程包括阀门V1、阀门V3、阀门V5和阀门V7关闭，将原矿送入磨矿机M1进行一次磨矿，通过阀门V2进入浮选机C1进行一次粗选得到一粗精矿和一粗尾矿，一粗尾矿通过阀门V6和输送泵B进入磨矿机M2进行二次磨矿，再通过阀门V4进入浮选机C2进行二次粗选得到二粗精矿和二粗尾矿，二粗精矿依次进入浮选机J1、J2、J3进行三次精选得到的精矿与一粗精矿经阀门V8合并为最终精矿产品，二粗尾矿依次进入扫选浮选机S1、S2、S3，得到最终尾矿，扫选精矿、精选尾矿循序返回前一作业，一精尾矿返回二次粗选。

优选实施例3：若原矿为电炉渣，则进入两段连续磨矿-浮选流程，若原矿为转炉渣，则进入两段磨矿-两段浮选流程；所述两段连续磨矿-浮选流程包括将原矿送入磨矿机M1进行一次磨矿，通过阀门V1进入磨矿机M2进行二次磨矿，再通过阀门V3依次进入一次粗选浮选机C1、阀门V5、二次粗选浮选机C2、扫选浮选机S1、S2、S3和精选浮选机J1、J2、J3，经过两次粗选、三次精选与三次扫选，精选尾矿、扫选精矿循序返回前一作业，得到最终精矿和尾矿产品，一次粗选加入80g/t重量份水玻璃和160g/t重量份的碳酸氢钠作为调整剂，二次粗选时加入100g/t重量份的硫化钠作为调整剂；所述两段磨矿-两段浮选流程包括阀门V1、阀门V3、阀门V5和阀门V7关闭，将原矿送入磨矿机M1进行一次磨矿，通过阀门V2进入浮选机C1进行一次粗选得到一粗精矿和一粗尾矿，一粗尾矿通过阀门V6和输送泵B进入磨矿机M2进行二次磨矿，再通过阀门V4进入浮选机C2进行二次粗选得到二粗精矿和二粗尾矿，二粗精矿依次进入浮选机J1、J2、J3进行三次精选得到的精矿与一粗精矿经阀门V8合并为最终精矿产品，二粗尾矿依次进入扫选浮选机S1、S2、S3，得到最终尾矿，扫选精矿、精选尾矿循序返回前一作业，一精尾矿返回二次粗选。

电炉渣中铜矿物嵌布粒度较细，需要细磨铜矿物才能达到单体解离，然而在磨矿过程中点炉渣容易产生过磨，添加适量的水玻璃有利用于矿泥的分散，减弱矿泥对浮选影响。且转炉渣中主要脉石矿物为硅酸盐矿物，加入水玻璃有利于脉石矿物的抑制，提高精选品位。碳酸氢钠可适当调整矿浆pH, 有利于液面的稳定。

硫化钠是常见的有色金属氧化矿的硫化剂，被广泛运用于浮选作业中。转炉渣中的铜矿物主要以金属矿、硫化铜和氧化铜的形式存在，由于冶炼条件的不同，氧化铜占25-30%。氧化铜的可浮性相对较差，常见的浮选方法是加入硫化钠把氧化铜矿活化后，再加入硫化矿捕收剂进行浮选回收氧化铜矿物。由于硫化钠用量过大，会抑制硫化铜矿物，故此现场把硫化钠加入二次粗选作业中，减轻硫化对硫化铜矿物的影响。

将调整剂种类改变得到铜回收率指标，具体数值见下表：

表2

其中A为水玻璃，B为碳酸氢钠，C为硫化钠。通过试验对比，加入调整剂AB有利于铜精矿品位的提高，加入活化剂C有利于尾矿铜品位的降低，提高了铜精矿回收率。组合药剂AB+C的添加，在保证铜精矿品位的同时，降低了尾矿铜品位，有利于浮选指标的提高。

Claims (2)

1.一种适用于同时选别铜冶炼电炉渣与转炉渣的工艺方法，其特征是它包括以下步骤：若原矿为电炉渣，则进入两段连续磨矿-浮选流程，若原矿为转炉渣，则进入两段磨矿-两段浮选流程；所述两段连续磨矿-浮选流程包括将原矿送入磨矿机M1进行一次磨矿，通过阀门V1进入磨矿机M2进行二次磨矿，再通过阀门V3依次进入一次粗选浮选机C1、阀门V5、二次粗选浮选机C2、扫选浮选机S1、S2、S3和精选浮选机J1、J2、J3，经过两次粗选、三次精选与三次扫选，精选尾矿、扫选精矿循序返回前一作业，得到最终精矿和尾矿产品；所述两段磨矿-两段浮选流程包括阀门V1、阀门V3、阀门V5和阀门V7关闭，将原矿送入磨矿机M1进行一次磨矿，通过阀门V2进入浮选机C1进行一次粗选得到一粗精矿和一粗尾矿，一粗尾矿通过阀门V6和输送泵B进入磨矿机M2进行二次磨矿，再通过阀门V4进入浮选机C2进行二次粗选得到二粗精矿和二粗尾矿，二粗精矿依次进入精选浮选机J1、J2、J3进行三次精选得到的精矿与一粗精矿经阀门V8合并为最终精矿产品，二粗尾矿依次进入扫选浮选机S1、S2、S3，得到最终尾矿，扫选精矿、精选尾矿循序返回前一作业，一精尾矿返回二次粗选。

2.如权利要求1所述的一种适用于同时选别铜冶炼电炉渣与转炉渣的工艺方法，其特征是所述两段连续磨矿-浮选流程中一次粗选加入70~80g/t重量份水玻璃和140~160g/t重量份的碳酸氢钠作为调整剂，二次粗选时加入80~100g/t重量份的硫化钠作为调整剂。