CN105435970B - 一种铜冶炼炉渣浮选回收铜的选矿工艺 - Google Patents

一种铜冶炼炉渣浮选回收铜的选矿工艺 Download PDF

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Abstract

本发明的铜冶炼炉渣分粒级回收铜的选矿工艺采用磨矿‑分级‑分粒级选别工艺，用含球磨机、棒磨机和水力旋流器组成的二段一闭路磨矿流程对铜冶炼炉渣进行磨矿，磨矿产品粒度‑0.044mm占有率80%‑90%，采用高频振动细筛将磨矿产品分级为+0.020mm粗粒级产品和‑0.020mm细粒级产品，+0.020mm粗粒级产品经一次粗选、一次精选、二次扫选浮选工艺产出铜精矿Ⅰ和尾矿Ⅰ，‑0.020mm细粒级产品经一次粗选、二次精选和二次扫选浮选工艺产出铜精矿Ⅱ和尾矿Ⅱ。提高了浮选条件的针对性，降低了药剂成本及能耗成本，同时达到了铜冶炼炉渣中铜的高效回收的目的。

Description

一种铜冶炼炉渣浮选回收铜的选矿工艺
技术领域
本发明涉及选矿技术领域，特别是一种铜冶炼炉渣分粒级回收铜的选矿工艺。
背景技术
随着我国铜冶炼工业的发展，铜冶炼炉渣逐年增加。到2012年，我国铜冶炼炉渣产出量约为1.1×104kt·铜冶炼炉渣/a，按含铜0.8%计算，这些炉渣含铜量相当于多个大型铜矿山的产量。因此对铜冶炼炉渣中的铜进行有效回收，不但能在一定程度上缓解我国铜资源紧缺的问题，还能减轻炉渣堆存对环境的危害。
近年来铜冶炼炉渣浮选回收铜研究取得了一定进展，已公开的专利文献有：
a．铜冶炼废渣铜回收浮选工艺，公布号CN 103736598 A，该专利的特点是矿浆经两次粗选、三次精选、两次精扫选和三次扫选的浮选工艺，获得铜精矿铜回收率60%。
b．一种铜炉渣选矿工艺，公开号CN 104399573 A，该专利的特点是采用浮选机+浮选柱+ 立式搅拌磨的机柱磨联合工艺，铜缓冷炉渣含铜品位1.5%，产出含铜23.86% 的精矿和含铜0.25% 的尾矿。
c．从炼铜炉渣中浮选回收铜的方法，公布号CN 103071598 A，该专利的特点是添加无机铵盐、硫化钠和异戊醇至矿浆的pH 值为8～9，再按矿浆中固体质量的0.1～0.3‰的量，加入异丁基黄药，经常规浮选后，得到铜精矿回收率80%。
d．一种适用于同时选别铜冶炼电炉渣与转炉渣，公布号CN 104646184 A，该专利的特点是提供了一种同时适应电炉渣和转炉渣的生产设备配置，可以根据矿石类型，调节连接，满足电炉渣两段连续磨矿- 浮选流程和转炉渣两段磨矿- 两段浮选流程，获得铜精矿铜回收率小于80%。
e．一种从铜冶炼渣中回收铜、铁和硅的方法，公布号CN 104342561 A，该专利特点是对冶炼炉排出的铜冶炼炉渣通入工业纯氧氧化后水淋冷却，铜浮选加入300g/t·铜冶炼炉渣的乙黄药和100g/t·铜冶炼炉渣的松醇油与矿浆进行混合，进入浮选机进行浮选，获得铜品位为25％的铜精矿。
以上现有技术表明，浮选法是铜冶炼炉渣回收铜有效回收方法。铜矿物在铜冶炼炉渣中两级分化的嵌布特性，使磨矿产物中粗颗粒、微细粒铜矿物较多，中间颗粒少。现有的浮选技术存在粗粒级和细粒级在浮选过程中相互干扰及药剂制度、浮选时间、矿浆浓度、充气量等最优浮选条件不匹配的问题，铜矿物在尾矿中损失较大，回收指标不理想，据统计，我国铜冶炼炉渣浮选尾矿铜品位约0.35%，这与国内部分铜矿山生产原矿品位相当，资源浪费严重。因此，开发一种铜冶炼炉渣高效回收铜的选矿工艺很有必要。
发明内容
本发明的目的是提供一种能够高效回收铜，提高资源利用率，同时节能降耗的铜冶炼炉渣分粒级回收铜的选矿工艺。
本发明的目的通过下述技术方案来实现：
本发明的铜冶炼炉渣分粒级回收铜的选矿工艺采用磨矿-分级-分粒级选别工艺，用含球磨机、棒磨机和水力旋流器组成的二段一闭路磨矿流程对铜冶炼炉渣进行磨矿，磨矿产品粒度-0.044mm占有率80%-90%，采用高频振动细筛将磨矿产品分级为+0.020mm粗粒级产品和-0.020mm细粒级产品，+0.020mm粗粒级产品经一次粗选、一次精选、二次扫选浮选工艺产出铜精矿Ⅰ和尾矿Ⅰ，-0.020mm细粒级产品经一次粗选、二次精选和二次扫选浮选工艺产出铜精矿Ⅱ和尾矿Ⅱ。具体步骤如下：
（1）将破碎后粒度为0~12mm，铜品位0.60%-1.00%的铜冶炼炉渣，给入由球磨机、棒磨机和水力旋流器组构成的二段一闭路磨矿流程，获得旋流器溢流产物细度控制在-0.044mm占有率80%-90%；
（2）将旋流器溢流给入高频振动细筛，获得+0.020mm的粗粒级产物和-0.020mm的细粒级产物，分别给入浮选系统Ⅰ和浮选系统Ⅱ进行铜浮选回收；
（3）+0.020mm粗粒级产品经一次粗选、一次精选、二次扫选浮选工艺产出最终铜精矿Ⅰ和最终尾矿Ⅰ，-0.020mm细粒级产品经一次粗选、二次精选和二次扫选浮选工艺产出最终铜精矿Ⅱ和最终尾矿Ⅱ。
（4）系统Ⅰ铜回收
a、将步骤（2）所获得的粗粒级产物依次加入捕收剂、起泡剂调浆后给入系统Ⅰ铜粗选作业，获得泡沫产品系统Ⅰ粗精矿和槽积系统Ⅰ粗选尾矿；
b、将系统Ⅰ粗精矿给入系统Ⅰ精选作业，获得泡沫产品系统Ⅰ铜精矿和槽积系统Ⅰ精选尾矿；
系统Ⅰ铜精矿产率1.5%-2.5%、铜品位20.0%-30.0%，铜回收率40.0%-60.0%；
c、将系统Ⅰ粗选尾矿加入捕收剂、起泡剂给入系统Ⅰ扫选Ⅰ作业，获得泡沫产品系统Ⅰ扫选Ⅰ精矿和槽积系统Ⅰ扫选Ⅰ尾矿；
d、将系统Ⅰ扫选Ⅰ尾矿加入捕收剂给入系统Ⅰ扫选Ⅱ作业、获得泡沫产品系统Ⅰ扫选Ⅱ精矿和槽积系统Ⅰ尾矿；
系统Ⅰ尾矿产率60%-70%，品位0.05%-0.25%，回收率5.0%-25.0%；
e、将系统Ⅰ精选尾矿、系统Ⅰ扫选Ⅰ精矿与系统Ⅰ扫选Ⅱ精矿返回到二段棒磨机再磨再选；
系统Ⅰ选矿参数：
粗选：捕收剂丁基黄药：90g/t·铜冶炼炉渣，起泡剂2#油：30g/t·铜冶炼炉渣，搅拌2min，浮选时间：6min；
精选：空白精选，浮选时间4min；
扫选Ⅰ：捕收剂丁基黄药：30g/t·铜冶炼炉渣，起泡剂2#油：5g/t·铜冶炼炉渣，搅拌2min，浮选时间：3min；
扫选Ⅱ：捕收剂丁基黄药：10g/t·铜冶炼炉渣，搅拌2min，浮选时间：3min；
（4）系统Ⅱ铜选别
a、将步骤（2）所获得的-0.020mm细粒级产物依次加入调整剂、捕收剂和起泡剂调浆后给入系统Ⅱ铜粗选作业，获得泡沫产品系统Ⅱ粗精矿和槽积系统Ⅱ粗选尾矿；
b、将系统Ⅱ粗精矿给入系统Ⅱ精选Ⅰ作业，获得泡沫产品系统Ⅱ精选Ⅰ精矿和槽积系统Ⅱ精选Ⅰ尾矿；
c、将系统Ⅱ精选Ⅰ精矿给入系统Ⅱ精选Ⅱ作业，获得泡沫产品铜精矿Ⅱ和槽积系统Ⅱ精选Ⅱ尾矿；
铜精矿Ⅱ产率1.0%-2.0%%、铜品位15%-25%，铜回收率20.0%-35.0%%；
d、将系统Ⅱ粗选尾矿加入捕收剂、起泡剂给入系统Ⅱ扫选Ⅰ作业，获得泡沫产品系统Ⅱ扫选Ⅰ精矿和槽积系统Ⅱ扫选Ⅰ尾矿；
e、将系统Ⅱ扫选Ⅰ尾矿加入捕收剂给入系统Ⅱ扫选Ⅱ作业、获得泡沫产品系统Ⅱ扫选Ⅱ精矿和槽积尾矿Ⅱ；
获得尾矿Ⅱ产率30.0%-36.0%%，铜品位0.08%-0.28%%，铜回收率2.0%-12.0%；
f、将系统Ⅱ精选Ⅰ尾矿、系统Ⅱ精选Ⅱ尾矿、系统Ⅱ扫选Ⅰ精矿与系统Ⅱ扫选Ⅱ精矿按顺序分别返回到前一作业；
系统Ⅱ选矿参数：
粗选：调整剂：碳酸钠500g/t·铜冶炼炉渣和水玻璃400g/t·铜冶炼炉渣，搅拌3min；捕收剂：Z-20060g/t·铜冶炼炉渣，起泡剂：MIBC 30g/t·铜冶炼炉渣，搅拌2min，浮选时间：7min；
精选Ⅰ：空白精选，浮选时间4min；
精选Ⅱ：空白精选，浮选时间3min；
扫选Ⅰ：捕收剂：Z-20020g/t·铜冶炼炉渣，起泡剂：MIBC 5g/t·铜冶炼炉渣，搅拌2min，浮选时间：3min；
扫选Ⅱ：捕收剂：Z-200 10g/t·铜冶炼炉渣，搅拌：2min，浮选时间：3min。
与现有技术比较本发明的优点是：
（1）本发明中铜冶炼炉渣采用二段一闭路磨矿分级流程，棒磨机作为最后一段磨矿，在铜矿物单体解离的同时，有效的避免了物料过粉碎而引起的泥化，磨矿产品的粒级分布有利于微细粒级窄粒级选别，有利于铜的浮选指标提升。
（2）本发明采用分粒级浮选工艺，对不同粒级产品采用与之对应的最佳选别条件，避免了选别过程中粗细粒铜矿物在浮选过程中的相互干扰对指标的影响，及粗粒级铜矿物与细粒级铜矿物在浮选药剂制度、浮选时间、矿浆浓度、充气量等最优选别条件不匹配等问题，节约了药剂成本，降低了能耗成本，获得较好的选矿指标。
附图说明
附图1 为本发明的工艺流程图。
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。
如图1所示，本发明是一种铜冶炼炉渣分粒级浮选回收铜的工艺，含球磨机、棒磨机和水力旋流器组成的二段一闭路磨矿流程对原矿进行磨矿后，采用高频振动细筛将磨矿产品分级为+0.020mm粗粒级产品和-0.020mm细粒级产品，+0.020mm粗粒级产品经一次粗选、一次精选、二次扫选浮选工艺产出铜精矿和尾矿，-0.020mm细粒级产品经一次粗选、二次精选和二次扫选浮选工艺产出铜精矿和尾矿。具体实施步骤如下：
步骤1：将破碎后粒度为0~12mm，铜品位0.60%-1.00%的物料，给入由球磨机、棒磨机和水力旋流器组构成的二段一闭路磨矿流程，获得旋流器溢流产物细度控制在-0.044mm占有率80%-90%。
步骤2：将旋流器溢流给入高频振动细筛，获得+0.020mm的粗粒级产物和-0.020mm的细粒级产物，分别给入浮选系统Ⅰ和浮选系统Ⅱ进行铜选别。
步骤3：系统Ⅰ铜选别工艺
a、将步骤2所获得的粗粒级产物依次加入丁基黄药、2#油调浆后给入系统Ⅰ铜粗选作业，获得泡沫产品系统Ⅰ粗精矿和槽积系统Ⅰ粗选尾矿。
b、将系统Ⅰ粗精矿给入系统Ⅰ精选作业，获得泡沫产品系统Ⅰ铜精矿和槽积系统Ⅰ精选尾矿。
系统Ⅰ铜精矿产率1.5%-2.5%、铜品位20.0%-30.0%，铜回收率40.0%-60.0%。
c、将系统Ⅰ粗选尾矿加入捕收剂丁基黄药、起泡剂2#油给入系统Ⅰ扫选Ⅰ作业，获得泡沫产品系统Ⅰ扫选Ⅰ精矿和槽积系统Ⅰ扫选Ⅰ尾矿。
d、将系统Ⅰ扫选Ⅰ尾矿加入丁基黄药给入系统Ⅰ扫选Ⅱ作业、获得泡沫产品系统Ⅰ扫选Ⅱ精矿和槽积系统Ⅰ尾矿。
系统Ⅰ尾矿产率60%-70%，品位0.05%-0.25%，回收率5.0%-25.0%。
e、将系统Ⅰ精选尾矿、系统Ⅰ扫选Ⅰ精矿与系统Ⅰ扫选Ⅱ精矿按顺序分别返回到前一作业。
步骤4：系统Ⅱ铜选别工艺
a、将步骤2所获得的-0.020mm细粒级产物依次加入调整剂碳酸钠、水玻璃，捕收剂Z-200，起泡剂MIBC调浆后给入系统Ⅱ铜粗选作业，获得泡沫产品系统Ⅱ粗精矿和槽积系统Ⅱ粗选尾矿。
b、将系统Ⅱ粗精矿给入系统Ⅱ精选Ⅰ作业，获得泡沫产品系统Ⅱ精选Ⅰ精矿和槽积系统Ⅱ精选Ⅰ尾矿。
c、将系统Ⅱ精选Ⅰ精矿给入系统Ⅱ精选Ⅱ作业，获得泡沫产品系统Ⅱ铜精矿和槽积系统Ⅱ精选Ⅱ尾矿。
系统Ⅱ铜精矿产率1.0%-2.0%%、铜品位15%-25%，铜回收率20.0%-35.0%%。
d、将系统Ⅱ粗选尾矿加入捕收剂Z-200，起泡剂MIBC给入系统Ⅱ扫选Ⅰ作业，获得泡沫产品系统Ⅱ扫选Ⅰ精矿和槽积系统Ⅱ扫选Ⅰ尾矿。
e、将系统Ⅱ扫选Ⅰ尾矿加入捕收剂Z-200给入系统Ⅱ扫选Ⅱ作业、获得泡沫产品系统Ⅱ扫选Ⅱ精矿和槽积系统Ⅱ尾矿。
系统Ⅱ尾矿产率30.0%-36.0%%，品位0.08%-0.28%%，回收率2.0%-12.0%。
f、将系统Ⅱ精选Ⅰ尾矿、系统Ⅱ精选Ⅱ尾矿、系统Ⅱ扫选Ⅰ精矿与系统Ⅱ扫选Ⅱ精矿按顺序分别返回到前一作业。
本发明采用磨矿分级-分级-分粒级选别工艺，采用棒磨机磨矿优化了后续浮选物料粒级分布，采用分粒级浮选，尤其对微细粒级铜矿物进行窄粒级（0~0.020mm）选别，解决了粗粒级与细粒级铜矿物在浮选过程中相互干扰及药剂制度、浮选时间、矿浆浓度、充其量等选别条件不匹配的问题，提高了浮选条件的针对性，降低了药剂成本及能耗成本，同时达到铜冶炼炉渣中铜的高效回收目的。
实施例1：
某冶炼厂铜炉渣铜金属含量为0.62%，为缓冷渣。
按图1所示工艺流程，先对铜炉渣进行磨矿，磨矿产品的细度-0.044mm占89%，对磨矿产品进行分级，获得大于0.020mm筛上产品和小于0.020mm筛下产品，分别进入系统Ⅰ和系统Ⅱ单独处理，分别获得铜精矿Ⅰ和尾矿Ⅰ，铜精矿Ⅱ和尾矿Ⅱ，铜精矿合并作为总铜精矿，尾矿合并作为总尾矿，条件如下：
系统Ⅰ：
粗选：捕收剂丁基黄药：90g/t·铜冶炼炉渣，起泡剂2#油：30g/t·铜冶炼炉渣，搅拌2min，浮选时间：6min；
精选：空白精选，浮选时间4min；
扫选Ⅰ：捕收剂丁基黄药：30g/t·铜冶炼炉渣，起泡剂2#油：5g/t·铜冶炼炉渣，搅拌2min，浮选时间：3min；
扫选Ⅱ：捕收剂丁基黄药：10g/t·铜冶炼炉渣，搅拌2min，浮选时间：3min。
系统Ⅱ：
粗选：碳酸钠：500g/t·铜冶炼炉渣，水玻璃400g/t·铜冶炼炉渣，搅拌3min；捕收剂Z-200：60g/t·铜冶炼炉渣，起泡剂MIBC 30g/t·铜冶炼炉渣，搅拌2min，浮选时间：7min；
精选Ⅰ：空白精选，浮选时间4min；
精选Ⅱ：空白精选，浮选时间3min；
扫选Ⅰ：捕收剂Z-200：20g/t·铜冶炼炉渣，MIBC： 5g/t·铜冶炼炉渣，搅拌2min，浮选时间：3min；
扫选Ⅱ：捕收剂Z-200 10g/t·铜冶炼炉渣，搅拌：2min，浮选时间：3min；
获得闭路试验指标见表1：
表1 闭路试验指标/%
实施例2：
某冶炼厂铜炉渣铜金属含量为0.77%，为水淬急冷渣。
按图1所示工艺流程，炉渣的磨矿细度为-0.044mm占84%，其余和实施例1相同。闭路试验指标见表2：
表2 闭路试验指标/%
实施例3：
某冶炼厂铜炉渣铜金属含量为0.89%，为缓冷渣。
按图1所示工艺流程，炉渣的磨矿细度为-0.044mm占80%，其余和实施例1相同。闭路试验指标见表3：
表3 闭路试验指标/%
实施例4
某冶炼厂铜炉渣铜金属含量为0.96%，为缓冷渣。
按图1所示工艺流程，炉渣的磨矿细度为-0.044mm占80%，其余和实施例1相同。闭路试验指标见表4：
表4 闭路试验指标/%

Claims (1)

1.一种铜冶炼炉渣浮选回收铜的选矿工艺，其特征在于：采用磨矿分级-分级-分粒级选别工艺，采用棒磨机磨矿优化后续浮选物料粒级分布，采用分粒级浮选，对微细粒级铜矿物进行0-0 .020mm窄粒级选别，按以下步骤进行：
（1）将破碎后粒度为0~12mm，铜品位0.60%-1.00%的铜冶炼炉渣，给入由球磨机、棒磨机和水力旋流器组构成的二段一闭路磨矿流程，获得旋流器溢流产物细度控制在-0 .044mm占有率80%-90%；
（2）将旋流器溢流给入高频振动细筛，获得+0.020mm的粗粒级产物和-0.020mm的细粒级产物，分别给入浮选系统Ⅰ和浮选系统Ⅱ进行铜浮选回收；
（3）+0.020mm粗粒级产品经一次粗选、一次精选、二次扫选浮选工艺产出最终铜精矿Ⅰ和最终尾矿Ⅰ，-0 .020mm细粒级产品经一次粗选、二次精选和二次扫选浮选工艺产出最终铜精矿Ⅱ和最终尾矿Ⅱ；
（4）系统Ⅰ铜回收
a、将步骤（2）所获得的粗粒级产物依次加入捕收剂、起泡剂调浆后给入系统Ⅰ铜粗选作业，获得泡沫产品系统Ⅰ粗精矿和槽积系统Ⅰ粗选尾矿；
b、将系统Ⅰ粗精矿给入系统Ⅰ精选作业，获得泡沫产品系统Ⅰ铜精矿和槽积系统Ⅰ精选尾矿；
系统Ⅰ铜精矿产率1.5%-2.5%、铜品位20.0%-30.0%，铜回收率40.0%-60.0%；
c、将系统Ⅰ粗选尾矿加入捕收剂、起泡剂给入系统Ⅰ扫选Ⅰ作业，获得泡沫产品系统Ⅰ扫选Ⅰ精矿和槽积系统Ⅰ扫选Ⅰ尾矿；
d、将系统Ⅰ扫选Ⅰ尾矿加入捕收剂给入系统Ⅰ扫选Ⅱ作业、获得泡沫产品系统Ⅰ扫选Ⅱ精矿和槽积系统Ⅰ尾矿；
系统Ⅰ尾矿产率60%-70%，品位0.05%-0.25%，回收率5.0%-25.0%；
e、将系统Ⅰ精选尾矿、系统Ⅰ扫选Ⅰ精矿与系统Ⅰ扫选Ⅱ精矿返回到二段棒磨机再磨再选；
系统Ⅰ选矿参数：
粗选：捕收剂丁基黄药：90g/t·铜冶炼炉渣，起泡剂2#油：30g/t·铜冶炼炉渣，搅拌2min，浮选时间：6min；
精选：空白精选，浮选时间4min；
扫选Ⅰ：捕收剂丁基黄药：30g/t·铜冶炼炉渣，起泡剂2#油：5g/t·铜冶炼炉渣，搅拌2min，浮选时间：3min；
扫选Ⅱ：捕收剂丁基黄药：10g/t·铜冶炼炉渣，搅拌2min，浮选时间：3min；
（5 ）系统Ⅱ铜选别
a、将步骤（2）所获得的-0 .020mm细粒级产物依次加入调整剂、捕收剂和起泡剂调浆后给入系统Ⅱ铜粗选作业，获得泡沫产品系统Ⅱ粗精矿和槽积系统Ⅱ粗选尾矿；
b、将系统Ⅱ粗精矿给入系统Ⅱ精选Ⅰ作业，获得泡沫产品系统Ⅱ精选Ⅰ精矿和槽积系统Ⅱ精选Ⅰ尾矿；
c、将系统Ⅱ精选Ⅰ精矿给入系统Ⅱ精选Ⅱ作业，获得泡沫产品铜精矿Ⅱ和槽积系统Ⅱ精选Ⅱ尾矿；
铜精矿Ⅱ产率1.0%-2.0%、铜品位15%-25%，铜回收率20 .0%-35 .0%；
d、将系统Ⅱ粗选尾矿加入捕收剂、起泡剂给入系统Ⅱ扫选Ⅰ作业，获得泡沫产品系统Ⅱ扫选Ⅰ精矿和槽积系统Ⅱ扫选Ⅰ尾矿；
e、将系统Ⅱ扫选Ⅰ尾矿加入捕收剂给入系统Ⅱ扫选Ⅱ作业、获得泡沫产品系统Ⅱ扫选Ⅱ精矿和槽积尾矿Ⅱ；
获得尾矿Ⅱ产率30 .0%-36 .0%，铜品位0 .08%-0 .28%，铜回收率2 .0%-12 .0%；
f、将系统Ⅱ精选Ⅰ尾矿、系统Ⅱ精选Ⅱ尾矿、系统Ⅱ扫选Ⅰ精矿与系统Ⅱ扫选Ⅱ精矿按顺序分别返回到前一作业；
系统Ⅱ选矿参数：
粗选：调整剂：碳酸钠500g/t·铜冶炼炉渣和水玻璃400g/t·铜冶炼炉渣，搅拌3min；
捕收剂：Z-200 60g/t·铜冶炼炉渣，起泡剂：MIBC 30g/t·铜冶炼炉渣，搅拌2min，浮选时间：7min；
精选Ⅰ：空白精选，浮选时间4min；
精选Ⅱ：空白精选，浮选时间3min；
扫选Ⅰ：捕收剂：Z-200 20g/t·铜冶炼炉渣，起泡剂：MIBC 5g/t·铜冶炼炉渣，搅拌2min，浮选时间：3min；
扫选Ⅱ：捕收剂：Z-200 10g/t·铜冶炼炉渣，搅拌：2min，浮选时间：3min。
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