CN105112675A - 一种铜熔炼渣的处理方法 - Google Patents

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CN105112675A CN201510554770.5A CN201510554770A CN105112675A CN 105112675 A CN105112675 A CN 105112675A CN 201510554770 A CN201510554770 A CN 201510554770A CN 105112675 A CN105112675 A CN 105112675A
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Abstract

本发明提供了一种铜熔炼渣的处理方法，包括：A)将铜熔炼渣进行磨矿与一段快速浮选，得到渣精矿与尾矿；B)将步骤A)中得到的尾矿进行分级，然后进行二段浮选；所述二段浮选具体为：将分级的产物进行粗选，得到渣精矿与尾矿；将粗选得到的尾矿用硫化钠、铜矿物捕收剂与矿用起泡剂的混合溶液活化后进行一次扫选，得到的精矿重新进入粗选；将一次扫选得到的尾矿用氨水、硫化钠、铜矿物捕收剂与矿用起泡剂的混合溶液活化后，进行二次扫选。与现有技术相比，本发明先采用快速浮选，可尽早回收渣精矿，防止出现过磨现象，有利于提高回收率和降低能耗；在一次扫选和二次扫选前对尾矿进行分段活化和回收不同性质的铜矿，有利于提高铜浮选回收率。

Description

一种铜熔炼渣的处理方法
技术领域
本发明属于金属冶炼技术领域，尤其涉及一种铜熔炼渣的处理方法。
背景技术
随着铜冶炼产能的逐渐扩张，铜矿资源变得愈加紧缺，很多矿山的开采品位降到了0.6％以下甚至更低，因此，开发利用二次资源成为实现可持续发展的重要途径。铜熔炼渣是铜的重要二次资源，提高铜冶炼回收率，降低弃渣含铜，已经成为专家和技术人员的共识。国内外对铜冶炼渣的处理与综合利用方法主要集中在以下两方面：一是有效提取渣中有价金属，并提高其回收率；二是生产化工产品和制备建筑材料。
上世纪五十年代以前，铜熔炼渣主要以电炉贫化法处理为主，贫化渣直接成为废渣，废渣含铜品位在0.6％～0.8％。随着现代铜冶炼向着高强化方向发展，熔炼渣含铜越来越高，电炉贫化法已不能完全满足铜冶炼渣的贫化弃渣需求。我国从上世纪八十年代后期，开始采用选矿方法对铜冶炼渣进行贫化，实践证明渣选矿具有高回收率、能耗低的技术优势，因此得到广泛应用。目前，多数冶炼企业用来处理转炉渣、电炉渣，少数企业用来处理熔炼渣。转炉渣、电炉渣中铜物相以硫化铜为主，炉渣性质变化不大，铜选矿回收率比较高。熔炼渣铜物相因冶炼工艺不同而复杂多变，有的以硫化铜物相为主，有的以氧化铜物相为主，熔炼渣性质没有固定规律，选矿回收率铜高低参差不齐，存在较大差别。
高效短流程、高富氧、低能耗冶炼技术是当前世界铜冶炼行业发展的主流趋势，采用富氧炼铜工艺是大势所趋，采用渣选矿工艺代替“电炉+选矿”贫化工艺直接处理铜冶炼渣是实现短流程、低能耗的必由之路。但是，在生产实践中发现，高富氧闪速冶炼工艺对渣中铜物相具有很大影响，闪速熔炼渣中硫化铜物相占有率较低，氧化铜物相占有率很高，选矿通过回收率达到85％左右，尾矿中难选铜矿物占有率达到80％以上，要将选矿回收率提高到90％以上，具有非常大的难度，成为了制约铜冶炼行业高效短流程技术发展的瓶颈。
发明内容
有鉴于此，本发明要解决的技术问题在于提供一种回收率较高的铜熔炼渣的处理方法。
本发明提供了一种铜熔炼渣的处理方法，包括：
A)将铜熔炼渣进行磨矿与一段快速浮选，得到渣精矿与尾矿；
B)将步骤A)中得到的尾矿进行分级，然后进行二段浮选；
所述二段浮选具体为：将分级的产物进行粗选，得到渣精矿与尾矿；
将粗选得到的尾矿用硫化钠、铜矿物捕收剂与矿用起泡剂的混合溶液活化后进行一次扫选，得到精矿与尾矿；
将一次扫选得到的尾矿用氨水、硫化钠、铜矿物捕收剂与矿用起泡剂的混合溶液活化后，进行二次扫选，得到精矿与渣尾矿。
优选的，所述一段快速浮选与粗选的浮选药剂各自独立地为铜矿物捕收剂与矿用起泡剂；所述铜矿物捕收剂为乙硫氨酯、乙黄药与丁黄药中的一种或多种；所述矿用起泡剂为松醇油。
优选的，所述步骤A)中还包括：磨矿后，进行分级，然后再进行一段快速浮选。
优选的，所述步骤B)中的分级包括预先分级与控制分级。
优选的，所述步骤B)中分级后的尾矿进行磨矿后再重复分级步骤。
优选的，所述粗选具体为：
将分级的产物进行一次粗选，得到渣精矿与尾矿；
将一次粗选得到的尾矿进行二次粗选，得到粗精矿与尾矿。
优选的，还包括：
将二次粗选得到的粗精矿进行精选。
优选的，所述一次扫选中硫化钠与铜熔炼渣的质量比为(150～350)g：1t。
优选的，所述二次扫选中氨水与铜熔炼渣的质量比为(1000～6000)g：1t。
优选的，所述二次扫选中硫化钠与铜熔炼渣的质量比为(500～3000)g：1t。
本发明提供了一种铜熔炼渣的处理方法，包括：A)将铜熔炼渣进行磨矿与一段快速浮选，得到渣精矿与尾矿；B)将步骤A)中得到的尾矿进行分级，然后进行二段浮选；所述二段浮选具体为：将分级的产物进行粗选，得到渣精矿与尾矿；将粗选得到的尾矿用硫化钠、铜矿物捕收剂与矿用起泡剂的混合溶液活化后进行一次扫选，得到精矿与尾矿，得到的精矿重新进入粗选；将一次扫选得到的尾矿用氨水、硫化钠、铜矿物捕收剂与矿用起泡剂的混合溶液活化后，进行二次扫选，得到精矿与渣尾矿。与现有技术相比，本发明先采用快速浮选，可尽早回收渣精矿，防止出现过磨现象，有利于提高回收率和降低能耗；在一次扫选和二次扫选前对尾矿进行分段活化和回收不同性质的铜矿，有利于提高铜浮选回收率。
实验表明，本发明铜熔炼渣的处理方法铜的回收率可达90％以上。
附图说明
图1为本发明实施例的流程示意图。
具体实施方式
下面将结合本发明实施例的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
本发明提供了一种铜熔炼渣的处理方法，包括：A)将铜熔炼渣进行磨矿与一段快速浮选，得到渣精矿与尾矿；B)将步骤A)中得到的尾矿进行分级，然后进行二段浮选；所述二段浮选具体为：将分级的产物进行粗选，得到渣精矿与尾矿；将粗选得到的尾矿用硫化钠、铜矿物捕收剂与矿用起泡剂的混合溶液活化后进行一次扫选，得到精矿与尾矿，得到的精矿重新进入粗选；将一次扫选得到的尾矿用氨水、硫化钠、铜矿物捕收剂与矿用起泡剂的混合溶液活化后，进行二次扫选，得到精矿与渣尾矿，精矿重新进入粗选。
其中，本发明对所有原料的来源并没有特殊的限制，为市售即可。
将铜熔炼渣进行磨矿，所述磨矿的方法为本领域技术人员熟知的半自磨、球磨或棒磨即可，并无特殊的限制，本发明优选为半自磨。
磨矿之后，优选还进行分级，所述分级的方法为本领域技术人员熟知的方法即可，并无特殊的限制，本发明优选采用直线振动筛进行分级，更优选先采用直线振动筛进行检查分级，然后再采用旋流器进行控制分级；所述直线振动筛分级的标准优选为细度达到2mm以下的颗粒占80％；所述旋流器控制分级的标准优选为细度达到0.044mm以下颗粒占35％～45％。分级所剩矿物即直线振动筛筛上产物与旋流器沉砂重新进行磨矿步骤。
分级之后进行一段快速浮选。所述一段快速浮选所用的浮选药剂优选包括铜矿物捕收剂与矿用起泡剂；所述铜矿物捕收剂优选为乙硫氨酯、乙黄药与丁黄药中的一种或多种，更优选为乙硫氨酯；所述矿用起泡剂优选为松醇油；所述铜矿物捕收剂与铜熔炼渣的质量比优选为(5～10)g：1t，更优选为(5～8)g：1t；所述矿用起泡剂与铜熔炼渣的质量比优选为(5～10)g：1t，更优选为(5～8)g：1t；所述一段快速浮选的浮选时间优选为3～8min，更优选为3～6min。通过一段快速浮选可对易选粗颗粒硫化铜矿物进行回收，防止出现过磨现象，有利于提高回收率和降低能耗。
将一段快速浮选的尾矿进行分级，所述分级优选包括预先分级与控制分级；所述预先分级与控制分级均优选采用旋流器进行；所述预先分级、控制分级的标准各自独立地优选为细度达到0.044mm以下的颗粒占80％～90％；分级所剩的沉砂优选进行磨矿后再重复此分级步骤；此处磨矿优选采用球磨的方法。
一段快速浮选的尾矿直接进行分级后，再进行磨矿处理，对半自磨与球磨的负荷进行了合理分配，有利于提高磨矿效率和降低能耗。
分级后，进行二段浮选；所述二段浮选具体为：将分级的产物进行粗选，得到渣精矿与尾矿；将粗选得到的尾矿用硫化钠、铜矿物捕收剂与矿用起泡剂的混合溶液活化后进行一次扫选，得到精矿与尾矿；将一次扫选得到的尾矿用氨水、硫化钠、铜矿物捕收剂与矿用起泡剂的混合溶液活化后，进行二次扫选，得到精矿与渣尾矿。
将分级的产物进行粗选，所述粗选优选具体为：将分级的产物进行一次粗选，得到渣精矿与尾矿；将一次粗选得到的尾矿进行二次粗选，得到粗精矿与尾矿。
其中，所述一次粗选与二次粗选所用的浮选药剂各自独立地为铜矿物捕收剂与矿用起泡剂；所述铜矿物捕收剂为乙硫氨酯、乙黄药与丁黄药中的一种或多种；所述矿用起泡剂为松醇油；一次粗选中所述铜矿物捕收剂与铜熔炼渣的质量比优选为(5～15)g：1t，更优选为(5～10)g：1t；所述矿用起泡剂与铜熔炼渣的质量比优选为(5～15)g：1t，更优选为(5～10)g：1t；所述一次粗选的浮选时间优选为5～10min，更优选为5～8min；一次粗选得到为品位23％～25％的渣精矿。
二次粗选中所述铜矿物捕收剂与铜熔炼渣的质量比优选为(5～15)g：1t，更优选为(10～15)g：1t；所述矿用起泡剂的用量优选为(5～15)g：1t，更优选为(10～15)g：1t；所述二次粗选的浮选时间优选为15～25min，更优选为15～20min。
一段快速浮选和二段浮选中的粗选实现了对粗粒和细粒硫化铜矿物的快速浮选和大幅度回收，可将进入扫选的硫化铜含量降低，为后续的氧化铜矿物活化浮选创造了条件，可避免因硫化钠对硫化铜的抑制作用而造成的回收率流失。
按照本发明，优选将二次粗选得到的粗精矿进行精选，得到品位为23～25％的渣精矿与尾矿；所述尾矿优选重新进行二段浮选。所述精选的方法为本领域技术人员熟知的方法即可，并无特殊的限制。本发明中优选进行1～3次精选，更优选进行2～3次精选，再优选为进行3次精选。一次精选得到的精矿进入二段精选，二段精选的精矿进入三段精选，最后得到渣精矿；一次精选得到的尾矿优选重新进入重新进行二段浮选；二次精选得到的尾矿返回一次精选，三次精选的尾矿返回进行二次精选；从而使整个精选步骤成为一个循环，提高渣精矿的回收率；所述一次精选的时间优选为20～30min；所述二次精选的时间优选为25～35min；所述三次精选的时间优选为30～40min。
按照本发明，优选将粗选得到的尾矿的pH值调节到8～9，然后再将粗选得到的尾矿用硫化钠、铜矿物捕获剂与矿用起泡剂的混合溶液活化后进行一次扫选，得到精矿与尾矿；所述精矿优选重新进行二段浮选。此步骤通过硫化钠对易活化的氧化铜矿物进行活化，通过一次扫选进行回收。其中，所述铜矿物捕获剂与矿用起泡剂的种类均同上所述，在此不再赘述；所述铜矿物捕获剂与铜熔炼渣的质量比优选为(5～15)g：1t，更优选为(5～10)g：1t；所述矿用起泡剂与铜熔炼渣的质量比优选为(5～15)g：1t，更优选为(5～10)g：1t；所述硫化钠与铜熔炼渣的质量比优选为(150～350)g：1t，更优选为(150～300)g：1t，再优选为(150～250)g：1t；所述活化的时间优选为10～15min；所述一次扫选的浮选时间优选为20～25min。
将一次扫选得到的尾矿用氨水、硫化钠、铜矿物捕收剂与矿用起泡剂的混合溶液活化后，进行二次扫选，得到精矿与渣尾矿；所述精矿优选重新进行二段浮选；所述铜矿物捕收剂与矿用起泡剂的种类同上所述，在此不再赘述；所述铜矿物捕获剂与铜熔炼渣的质量比优选为(5～15)g：1t，更优选为(10～15)g：1t；所述矿用起泡剂与铜熔炼渣的质量比优选为(5～15)g：1t，更优选为(10～15)g：1t；所述氨水与铜熔炼渣的质量比优选为(1000～6000)g：1t，更优选为(1000～5000)g：1t，再优选为(1000～4000)g：1t；所述硫化钠与铜熔炼渣的质量比优选为(500～3000)g：1t，更优选为(500～2000)g：1t，再优选为(500～1500)g：1t；所述硫化钠与氨水的质量比优选为(1.5～3)：1，更优选为(1.5～2.5)：1，最优选为2：1；所述活化的时间优选为20～60min，更优选为20～50min，再优选为25～45min；所述二次扫选的浮选时间优选为20～25min。
此步骤通过氨水和硫化钠对难选结合氧化铜的活化机理：(1)氨水与氧化铜可以发生反应，表面被氧化铜覆盖的金属铜颗粒，随着氧化铜的逐渐溶解，可以使金属颗粒露出新鲜表面，自然金属铜具有良好的可浮性；(2)微细结合氧化铜矿物颗粒中的氧化铜矿物，可以被氨水全部溶解，反应生成的铜氨络离子，再与加入的硫化钠发生反应生成可浮性较强硫化铜，完成了氧化铜向硫化铜的活化转变。此外，在铜氨络离子转化为硫化铜过程中，产生的氨气可以回收得到循环利用，可以降低药剂成本；(3)氨水可以和结合氧化铜矿物颗粒发生反应，实现氧化铜颗粒和其它结合共生矿物的单体解离，单体解离的氧化铜颗粒再被加入的硫化钠活化。该工艺克服了难选结合氧化铜单体解离的技术难题，可以降低大量磨矿能耗。
通过一次扫选与二次扫选形成了易选氧化铜与难选结合氧化铜矿物的活化与回收，实现了对复杂难选铜矿物分段、按易难顺序浮选回收的目的，对复杂冶炼渣选矿具有较强的适应性。
二次扫选之后，优选还进行三次扫选。所述三次扫选的浮选药剂优选为铜矿物捕获剂与矿用起泡剂；所述铜矿物捕获剂与矿用起泡剂的种类均同上所述，在此不再赘述；所述铜矿物捕获剂与铜熔炼渣的质量比优选为(5～15)g：1t，更优选为(5～10)g：1t；所述矿用起泡剂与铜熔炼渣的质量比优选为(5～15)g：1t，更优选为(5～10)g：1t。
本发明先采用快速浮选，可尽早回收渣精矿，防止出现过磨现象，有利于提高回收率和降低能耗；在二段浮选中进行一次扫选和二次扫选前对尾矿进行分段活化和回收不同性质的铜矿物，有利于提高铜浮选回收率，精矿再集中进行二段浮选，有利于进一步增强难选矿物的可浮性和快速回收上浮的难选铜矿物。
为了进一步说明本发明，以下结合实施例对本发明提供的一种铜熔炼渣的处理方法进行详细描述。
以下实施例中所用的试剂均为市售，实施例中的用量均以铜熔炼渣为基准。
实施例1
流程示意图如图1所示：将品位1.2％的铜熔炼渣经过一段磨矿后得到磨矿细度为40％-0.044mm的矿浆，进入1#搅拌槽，在1#搅拌槽中加入的乙硫氨酯5g/t和松醇油5g/t，搅拌混合5min后，进入一段快速浮选，浮选时间为5min，得到品位23％的渣精矿。
一段快速浮选的尾矿进入二段磨矿，得到磨矿细度为80％-0.044mm的矿浆，进入2#搅拌槽，在2#搅拌槽中加入乙硫氨酯5g/t和松醇油5g/t，搅拌混合5min，进入二段浮选的一次粗选，浮选时间为5min，得到品位23％的渣精矿和一次粗选的尾矿。
一次粗选的尾矿进入二次粗选，与二次粗选加入的乙硫氨酯10g/t和松醇油10g/t混合后浮选15min，得到粗精矿和二次粗选的尾矿。
粗精矿进入一次精选，浮选25min，一次精选的精矿进入二次精选，浮选30min，二次精选的精矿进入三次精选，浮选35min，得到品位23％的渣精矿。
二次粗选的尾矿进入3#搅拌槽，与加入的硫化钠150g/t、乙硫氨酯5g/t、松醇油5g/t混合活化10min，进入一次扫选，浮选时间为20min，得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿；一次扫选尾矿进入4#搅拌槽，与加入的氨水1000g/t、硫化钠500g/t、乙硫氨酯10g/t、松醇油10g/t混合活化30min后进入二次扫选，浮选时间20min，得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿；二次扫选的尾矿进入三次扫选与加入的乙硫氨酯5g/t、松醇油5g/t混合后进行三次扫选，得到三次扫选精矿和三次扫选尾矿，三扫尾矿为最终渣尾矿。
三次精选的尾矿返回二次精选，二次精选的尾矿返回一次精选，一次精选的尾矿和一次扫选精矿、二次扫选精矿、三次扫选精矿一起返回2#搅拌槽。一段浮选渣精矿、二段浮选一次粗选的渣精矿和二段浮选三次精选的渣精矿合并得到品位23％的最终渣精矿，铜回收率为88％。
实施例2
流程示意图如图1所示：将品位1.8％的铜熔炼渣经过一段磨矿后得到磨矿细度为40％-0.044mm的矿浆，进入1#搅拌槽，在1#搅拌槽中加入的乙硫氨酯5g/t和松醇油5g/t，搅拌混合5min后，进入一段快速浮选，浮选时间为5min，得到品位23％的渣精矿。
一段快速浮选的尾矿进入二段磨矿，得到磨矿细度为80％-0.044mm的矿浆，进入2#搅拌槽，在2#搅拌槽中加入乙硫氨酯5g/t和松醇油5g/t，搅拌混合5min，进入二段浮选的一次粗选，浮选时间为5min，得到品位23％的渣精矿和一次粗选的尾矿。
一次粗选的尾矿进入二次粗选，与二次粗选加入的乙硫氨酯15g/t和松醇油15g/t混合后浮选15min，得到粗精矿和二次粗选的尾矿。
粗精矿进入一次精选，浮选25min，一次精选的精矿进入二次精选，浮选30min，二次精选的精矿进入三次精选，浮选35min，得到品位23％的渣精矿。
二次粗选的尾矿进入3#搅拌槽，与加入的硫化钠200g/t、乙硫氨酯5g/t、松醇油5g/t混合活化10min，进入一次扫选，浮选时间为20min，得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿；一次扫选尾矿进入4#搅拌槽，与加入的氨水1500g/t、硫化钠750g/t、乙硫氨酯15g/t、松醇油15g/t混合活化40min后进入二次扫选，浮选时间20min，得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿；二次扫选的尾矿进入三次扫选与加入的乙硫氨酯5g/t、松醇油5g/t混合后进行三次扫选，得到三次扫选精矿和三次扫选尾矿，三扫尾矿为最终渣尾矿。
三次精选的尾矿返回二次精选，二次精选的尾矿返回一次精选，一次精选的尾矿和一次扫选精矿、二次扫选精矿、三次扫选精矿一起返回2#搅拌槽。一段浮选渣精矿、二段浮选一次粗选的渣精矿和二段浮选三次精选的渣精矿合并得到品位23％的最终渣精矿，铜回收率为90％。
实施例3
流程示意图如图1所示：将品位2.5％的铜熔炼渣经过一段磨矿后得到磨矿细度为40％-0.044mm的矿浆，进入1#搅拌槽，在1#搅拌槽中加入的乙硫氨酯8g/t和松醇油8g/t，搅拌混合5min后，进入一段快速浮选，浮选时间为5min，得到品位23％的渣精矿。
一段快速浮选的尾矿进入二段磨矿，得到磨矿细度为80％-0.044mm的矿浆，进入2#搅拌槽，在2#搅拌槽中加入乙硫氨酯10g/t和松醇油10g/t，搅拌混合5min，进入二段浮选的一次粗选，浮选时间为5min，得到品位23％的渣精矿和一次粗选的尾矿。
一次粗选的尾矿进入二次粗选，与二次粗选加入的乙硫氨酯15g/t和松醇油15g/t混合后浮选15min，得到粗精矿和二次粗选的尾矿。
粗精矿进入一次精选，浮选25min，一次精选的精矿进入二次精选，浮选30min，二次精选的精矿进入三次精选，浮选35min，得到品位23％的渣精矿。
二次粗选的尾矿进入3#搅拌槽，与加入的硫化钠250g/t、乙硫氨酯8g/t、松醇油8g/t混合活化10min，进入一次扫选，浮选时间为20min，得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿；一次扫选尾矿进入4#搅拌槽，与加入的氨水2000g/t、硫化钠1000g/t、乙硫氨酯15g/t、松醇油15g/t混合活化45min后进入二次扫选，浮选时间20min，得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿；二次扫选的尾矿进入三次扫选与加入的乙硫氨酯5g/t、松醇油5g/t混合后进行三次扫选，得到三次扫选精矿和三次扫选尾矿，三扫尾矿为最终渣尾矿。
三次精选的尾矿返回二次精选，二次精选的尾矿返回一次精选，一次精选的尾矿和一次扫选精矿、二次扫选精矿、三次扫选精矿一起返回2#搅拌槽。一段浮选渣精矿、二段浮选一次粗选的渣精矿和二段浮选三次精选的渣精矿合并得到品位23％的最终渣精矿，铜回收率为92％。
比较例1
将品位1.2％的铜熔炼渣经过一段磨矿后得到磨矿细度为80％-2mm的矿浆，进入二段磨矿，得到磨矿细度为80％-0.044mm的矿浆，然后进入搅拌槽，在搅拌槽加入乙硫氨酯5g/t和松醇油5g/t，搅拌混合5min，进入浮选的一次粗选，浮选时间5min，得到23％的渣精矿和一次粗选尾矿。
一次粗选尾矿进入二次粗选，与二次粗选加入的乙硫氨酯10g/t和松醇油10g/t混合后浮选，浮选时间15min，得到粗精矿和二次粗选尾矿，粗精矿进入精选系统，粗精矿进入一次精选，浮选25min，一次精选的精矿进入二次精选，浮选30min，二次精选的精矿进入三次精选，浮选35min，经过三次精选得到23％的渣精矿。
二次粗选尾矿进入一次扫选，与加入的乙硫氨酯5g/t、松醇油5g/t混合后经过一次扫选，浮选时间为20min，得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿。一次扫选尾矿进入二次扫选，与加入的乙硫氨酯5g/t、松醇油5g/t混合后进过二次扫选，浮选时间为20min，得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿；二次扫选尾矿进入三次扫选与加入的乙硫氨酯5g/t、松醇油5g/t混合后进行三次扫选，得到三次扫选精矿和三次扫选尾矿，三次扫选尾矿为最终渣尾矿。
三次精选的尾矿返回二次精选，二次精选的尾矿返回一次精选，一次精选的尾矿和一次扫选精矿、二次扫选精矿一起返回搅拌槽。浮选一次粗选的渣精矿和三精选的渣精矿合并得到品位23％的最终渣精矿，铜回收率为83％。

Claims (10)

1.一种铜熔炼渣的处理方法，包括：
A)将铜熔炼渣进行磨矿与一段快速浮选，得到渣精矿与尾矿；
B)将步骤A)中得到的尾矿进行分级，然后进行二段浮选；
所述二段浮选具体为：将分级的产物进行粗选，得到渣精矿与尾矿；
将粗选得到的尾矿用硫化钠、铜矿物捕收剂与矿用起泡剂的混合溶液活化后进行一次扫选，得到精矿与尾矿；
将一次扫选得到的尾矿用氨水、硫化钠、铜矿物捕收剂与矿用起泡剂的混合溶液活化后，进行二次扫选，得到精矿与渣尾矿。
2.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，所述一段快速浮选与粗选的浮选药剂各自独立地为铜矿物捕收剂与矿用起泡剂；所述铜矿物捕收剂为乙硫氨酯、乙黄药与丁黄药中的一种或多种；所述矿用起泡剂为松醇油。
3.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，所述步骤A)中还包括：磨矿后，进行分级，然后再进行一段快速浮选。
4.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，所述步骤B)中的分级包括预先分级与控制分级。
5.根据权利要求4所述的处理方法，其特征在于，所述步骤B)中分级后的尾矿进行磨矿后再重复分级步骤。
6.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，所述粗选具体为：
将分级的产物进行一次粗选，得到渣精矿与尾矿；
将一次粗选得到的尾矿进行二次粗选，得到粗精矿与尾矿。
7.根据权利要求6所述的处理方法，其特征在于，还包括：
将二次粗选得到的粗精矿进行精选。
8.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，所述一次扫选中硫化钠与铜熔炼渣的质量比为(150～350)g：1t。
9.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，所述二次扫选中氨水与铜熔炼渣的质量比为(1000～6000)g：1t。
10.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，所述二次扫选中硫化钠与铜熔炼渣的质量比为(500～3000)g：1t。
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