CN105817337A - 从铜冶炼渣中回收铜的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种从铜冶炼渣中回收铜的方法。该方法包括：将铜冶炼渣进行磨矿处理，以便得到含铜冶炼渣粉末的矿浆；将所述含铜冶炼渣粉末的矿浆与捕收剂BK‑908混合并进行一段粗选，以便得到第一铜精矿和第一尾矿；调节所述第一尾矿的pH至碱性，以便得到调pH值后的第一尾矿；将所述调pH值后的第一尾矿进行硫化处理，以便得到硫化后的尾矿；以及将所述硫化后的尾矿与捕收剂EP进行混合并进行二段粗选以及精选和扫选，以便得到第二铜精矿和第二尾矿。该方法针对铜渣中铜的物相组成的变化，选择不同性能的捕收剂，使分选的针对性显著增强，提高了铜渣中铜的回收率，将尾渣中铜的含量降至0.2％以下。

Description

从铜冶炼渣中回收铜的方法
技术领域
本发明涉及冶金领域，具体地，涉及从铜冶炼渣中回收铜的方法。
背景技术
随着铜冶炼的不断发展，每年因此产生的铜渣不断增长，到目前为止，铜渣累积量已超过3000万t，其堆放不仅占地面积巨大，而且污染极其严重。与此同时，我国现有的许多铜矿铜开采品位仅有0.2％～0.3％，而铜冶炼炉渣中的铜却高达0.5％以上，有的甚至超过1％，是目前许多原生铜矿含铜品位的好几倍。因此，对铜冶炼炉渣中的铜有效进行回收，不仅能实现资源的二次利用，而且还能减轻环境污染，具有重要的社会效益。
目前对铜冶炼炉渣中铜的提取主要有火法贫化、浮选法以及湿法浸出等几种方法，浮选法因其电耗低、可获得高铜品位、高回收率和低铁含量的渣精矿返回熔炼，以保证冶炼厂铜的总回收率达到99～99.5％而得到了广泛应用。国内外绝大部分冶炼厂利用浮选法对铜冶炼炉渣中铜的回收采用的都是一段粗选，以黄药类捕收剂进行铜的回收。此类选别流程没有考虑铜渣的铜的物相组成，针对性不强，从而铜的回收率不是很理想，浮选尾渣中的铜含量难以降至0.20％以下。
由此，从铜冶炼炉渣中提取铜的方法有待改进。
发明内容
本发明旨在至少解决现有技术中存在的技术问题之一。为此，本发明的一个目的在于提出一种从铜冶炼渣中回收铜的方法，该方法采用两段粗选，用不同性能的捕收剂分别回收铜渣中的硫化铜和氧化铜，将浮选尾渣含铜降至0.20％以下。
因而，根据本发明的一个方面，本发明提供了一种从铜冶炼渣中回收铜的方法。根据本发明的实施例，该方法包括：将铜冶炼渣进行磨矿处理，以便得到含铜冶炼渣粉末的矿浆；将所述含铜冶炼渣粉末的矿浆与捕收剂BK-908混合并进行一段粗选，以便得到第一铜精矿和第一尾矿；调节所述第一尾矿的pH至碱性，以便得到调pH值后的第一尾矿；将所述调pH值后的第一尾矿进行硫化处理，以便得到硫化后的尾矿；以及将所述硫化后的尾矿与捕收剂EP进行混合并进行二段粗选以及精选和扫选，以便得到第二铜精矿和第二尾矿。
根据本发明实施例的从铜冶炼渣中回收铜的方法，针对铜渣中铜的物相组成的变化，选择不同的捕收剂，一段粗选选用强选择性能的捕收剂BK-908浮选铜渣中硫化铜，二段粗选经硫化钠硫化后采用强捕收性能的捕收剂EP浮选，使分选的针对性显著增强，提高了铜渣中铜的回收率，将尾渣中铜的含量降至0.2％以下，实现了从铜渣和难选铜矿中高效回收铜，有效地对资源进行二次利用，减少环境污染。
另外，根据本发明上述实施例的从铜冶炼渣中回收铜的方法还可以具有如下附加的技术特征：
根据本发明的实施例，所述捕收剂BK-908的加入剂量为每吨所述铜冶炼渣加入(15-25)g所述捕收剂BK-908。
根据本发明的实施例，利用石灰调节所述第一尾矿的pH值。
根据本发明的实施例，调节所述第一尾矿的pH至8.0。
根据本发明的实施例，所述石灰的加入剂量为每吨所述铜冶炼渣加入(400-600)g所述石灰。
根据本发明的实施例，所述捕收剂EP的加入剂量为每吨所述铜冶炼渣加入(30-50)g所述捕收剂EP。
根据本发明的实施例，利用硫化钠进行所述硫化处理。
根据本发明的实施例，所述硫化钠的加入剂量为每吨所述铜冶炼渣加入(200-300)g所述硫化钠。
根据本发明的实施例，所述含铜冶炼渣粉末的矿浆的磨矿细度为所述含铜冶炼渣粉末的矿浆中至少90质量％所述铜冶炼渣粉末的粒径不大于325目。
根据本发明的实施例，所述精选为三次精选，所述扫选为二次扫选。
本发明的附加方面和优点将在下面的描述中部分给出，部分将从下面的描述中变得明显，或通过本发明的实践了解到。
附图说明
本发明的上述和/或附加的方面和优点从结合下面附图对实施例的描述中将变得明显和容易理解，其中：
图1显示了根据本发明一个实施例的从铜冶炼渣中回收铜的方法的流程示意图；
图2显示了根据本发明一个实施例的从铜冶炼渣中回收铜的方法的流程示意图。
具体实施方式
下面详细描述本发明的实施例，所述实施例的示例在附图中示出，其中自始至终相同或类似的标号表示相同或类似的元件或具有相同或类似功能的元件。下面通过参考附图描述的实施例是示例性的，仅用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。
需要说明的是，术语“第一”、“第二”仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示相对重要性或者隐含指明所指示的技术特征的数量。由此，限定有“第一”、“第二”的特征可以明示或者隐含地包括一个或者更多个该特征。进一步地，在本发明的描述中，除非另有说明，“多个”的含义是两个或两个以上。
根据本发明的一个方面，本发明提供了一种从铜冶炼渣中回收铜的方法。参考图1，根据本发明的实施例，对从铜冶炼渣中回收铜的方法进行解释说明，该方法包括：
S100磨矿处理
根据本发明的实施例，将铜冶炼渣进行磨矿处理，得到满足选别粒度要求的合格含铜冶炼渣粉末的矿浆。由此，使铜与矿物单体解离，粗选效果好，铜回收率高。
根据本发明的实施例，含铜冶炼渣粉末的矿浆的磨矿细度为含铜冶炼渣粉末的矿浆中至少90质量％铜冶炼渣粉末的粒径不大于325目。在该磨矿粒度下，使细粒或微细粒嵌布的冶炼渣中含铜矿物充分单体解离，保证后续浮选作业的回收率。
S200一段粗选
根据本发明的实施例，将含铜冶炼渣粉末的矿浆与捕收剂BK-908混合并进行一段粗选，得到第一铜精矿和第一尾矿。由此，利用强选择性能的捕收剂BK-908浮选铜渣中硫化铜，高效、充分回收铜冶炼渣矿浆中的硫化铜，从而，获得高品位的第一铜精矿。
在此，需要说明的是，本申请的一段粗选和二段粗选分别采用不同的捕收剂，即捕收剂BK-908和捕收剂EP。因含铜冶炼渣属于一种“人造矿石”，受冶炼工艺的影响，冶炼渣中含铜矿物主要由硫化铜矿物和氧化铜矿物组成，氧化铜矿的浮选性差于硫化铜矿，针对这两种矿物采用不同性能的捕收剂，才能获得高回收率。BK-908捕收剂适于硫化矿的浮选，具有强选择性，利于提高一段粗选中硫化铜的回收率；EP捕收剂具有强捕收性能，对于硫化后的氧化铜矿物使用效果好，用于二段浮选氧化铜矿物，利于提高氧化铜矿的精矿品位和回收率，发明人针对铜冶炼渣中的不同矿物成份有针对性地采用不同的捕收剂，使不同矿物中的铜被充分回收，显著提高了铜渣中的铜回收率。
根据本发明的实施例，捕收剂BK-908的加入剂量为每吨铜冶炼渣加入(15-25)g捕收剂BK-908。由此，硫化铜的回收效果好，充分回收已单体解离的硫化铜，硫化铜的回收率高达90％以上。
S300调pH值
根据本发明的实施例，调节第一尾矿的pH至碱性，得到调pH值后的第一尾矿。由此，通过调节第一尾矿的pH，改善矿物表面的状况及矿浆中的离子组成，造成有利于氧化铜矿浮选的药剂作用条件。
根据本发明的实施例，利用石灰调节第一尾矿的pH值。石灰不仅是一种应用最广泛的碱性调整剂，同时又是一种凝结剂，利用石灰调节第一尾矿的pH值，在使第一尾矿呈碱性的同时，还可以使浮选泡沫保持一定的粘度，有利于浮选的正常进行。
根据本发明的实施例，调节第一尾矿的pH至8.0。铜精矿品位及回收率随着pH的增加呈现先增加后降低的趋势，其中，pH＝8为转折点，当pH高于8.0时，获得的铜精矿品位及回收率均呈现降低的趋势，故以pH＝8.0为最佳。
根据本发明的实施例，石灰的加入剂量为每吨铜冶炼渣加入(400-600)g石灰。由此，按该剂量加入石灰，恰好将铜冶炼渣的pH值调至8左右。
S400硫化处理
根据本发明的实施例，将调pH值后的第一尾矿进行硫化处理，得到硫化后的尾矿。由此，利用硫化剂活化矿浆中氧化铜矿物的表面，使氧化铜矿物的可浮性增强，采用常规的普通硫化铜浮选的捕收剂就可进行浮选，提高了氧化铜矿物的回收率。
根据本发明的实施例，利用硫化钠进行所述硫化处理。随着硫化钠用量的增加，回收率不断增大，精矿品位呈现先增大后减小的趋势，以每吨铜冶炼渣加入(200-300)g硫化钠为最佳。
根据本发明的实施例，硫化钠的加入剂量为每吨铜冶炼渣加入(200-300)g硫化钠。由此，硫化钠可改善氧化铜的可浮性，有利于提高铜精矿的品位和回收率。
S500二段粗选、精选和扫选
根据本发明的实施例，将混合后的尾矿进行二段粗选以及精选和扫选，得到第二铜精矿和第二尾矿。由此，利用强选择性能的捕收剂EP浮选铜渣中经硫化的氧化铜，从而，高效、充分回收铜冶炼渣中的氧化铜矿物，提高铜回收率。并通过精选和扫选进一步回收铜冶炼渣中的铜，保证第二铜精矿的精矿品位及铜的回收率高。
根据本发明的实施例，捕收剂EP的加入剂量为每吨铜冶炼渣加入(30-50)g捕收剂EP。由此，随着EP用量的不断增加，铜精矿品位及回收率均呈现先增大后减小的趋势，当每吨铜冶炼渣(干量)加入(30-50)g捕收剂时，铜精矿的品位和回收率更佳。
根据本发明的实施例，该方法中的精选为三次精选，该方法中的扫选为二次扫选。由此，随着精选次数与扫选次数的增加，铜精矿品位及回收率均呈现增大的趋势，当扫选次数超过二次时，回收率已趋于平衡；精选次数三次时，可获得合格铜精矿品位，综合考虑生产成本和铜精矿的品位及回收率，优选采用三次精选及二次扫选。
根据本发明实施例的从铜冶炼渣中回收铜的方法，针对铜渣中铜的物相组成的变化，选择不同的捕收剂，一段粗选选用强选择性能的捕收剂BK-908浮选铜渣中硫化铜矿物，二段粗选经硫化钠硫化后采用强捕收性能的捕收剂EP浮选氧化铜矿物，使分选的针对性显著增强，提高了铜渣中铜的回收率，将尾渣中铜的含量降至0.2％以下，实现了从铜渣和难选铜矿中高效回收铜，有效地对资源进行二次利用，减少环境污染。
下面参考具体实施例，对本发明进行说明，需要说明的是，这些实施例仅仅是说明性的，而不能理解为对本发明的限制。
实施例1
铜陵有色公司“双闪”厂区的缓冷铜冶炼渣是典型的闪速炉渣，以该炉渣为试验对象，铜渣含铜1.76％，其铜物相如表1所示，从铜冶炼渣回收铜的工艺如图2所示。
表1铜的物相分析
(1)将铜冶炼渣进行工序1的磨矿处理，将铜冶炼炉渣磨至90％的铜冶炼炉渣粒径小于325目。
(2)将步骤(1)磨细后的矿浆加入剂量为20g/t的强选择性能的捕收剂BK-908的进行搅拌调浆后，进入工序2一段粗选作业，得到一部分铜精矿3和一段粗选尾矿。
(3)向一段粗选尾矿中加入石灰、硫化钠再次调浆，其中，石灰的剂量为500g/t，硫化钠的剂量为250g/t，让药剂与矿物表面充分作用后，加入强捕收性能的捕收剂EP溶液，其中，EP的剂量为40g/t进入工序4二段粗选，得到铜精矿和二段粗选尾矿。
(4)二段粗选尾矿经工序5一段精选、工序6二段精选、和工序7三段精选的三次精选作业及工序9一段扫选和工序10二段扫选的二次扫选作业，获得铜精矿8和尾渣11，其中，尾渣的含铜≤0.2％。
检测该方法对铜渣选铜的铜回收率及浮选尾渣中铜的含量高低，试验结果如表2所示，选用两段粗选，并分别采用不同性能的捕收剂合理设计选别流程及药剂制度，在磨矿细度为-325目90％前提下，中矿集中返回二段粗选，获得的混合精矿含铜品位：27.41％，铜回收率：91.27％；尾渣含铜品位：0.16％。该流程不仅可获得较高的铜回收率，而且还能有效地降低铜渣尾矿中的含铜量，尾矿含铜降至0.16％，说明该方法能有效降低铜渣浮选尾渣含铜量。
表2含铜1.76％的铜陵有色“双闪”工艺缓冷渣的闭路浮选试验结果/％
在本说明书的描述中，参考术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不一定指的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任何的一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。
尽管已经示出和描述了本发明的实施例，本领域的普通技术人员可以理解：在不脱离本发明的原理和宗旨的情况下可以对这些实施例进行多种变化、修改、替换和变型，本发明的范围由权利要求及其等同物限定。

Claims (10)

1.一种从铜冶炼渣中回收铜的方法，其特征在于，包括：
将铜冶炼渣进行磨矿处理，以便得到含铜冶炼渣粉末的矿浆；
将所述含铜冶炼渣粉末的矿浆与捕收剂BK-908混合并进行一段粗选，以便得到第一铜精矿和第一尾矿；
调节所述第一尾矿的pH至碱性，以便得到调pH值后的第一尾矿；
将所述调pH值后的第一尾矿进行硫化处理，以便得到硫化后的尾矿；以及
将所述硫化后的尾矿与捕收剂EP进行混合并进行二段粗选以及精选和扫选，以便得到第二铜精矿和第二尾矿。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述捕收剂BK-908的加入剂量为每吨所述铜冶炼渣加入(15-25)g所述捕收剂BK-908。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，利用石灰调节所述第一尾矿的pH值。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，调节所述第一尾矿的pH值至8.0。
5.根据权利要求3所述的方法，其特征在于，所述石灰的加入剂量为每吨所述铜冶炼渣加入(400-600)g所述石灰。
6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述捕收剂EP的加入剂量为每吨所述铜冶炼渣加入(30-50)g所述捕收剂EP。
7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，利用硫化钠进行所述硫化处理。
8.根据权利要求7所述的方法，其特征在于，所述硫化钠的加入剂量为每吨所述铜冶炼渣加入(200-300)g所述硫化钠。
9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述含铜冶炼渣粉末的矿浆的磨矿细度为所述含铜冶炼渣粉末的矿浆中至少90质量％所述铜冶炼渣粉末的粒径不大于325目。
10.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述精选为三次精选，所述扫选为二次扫选。
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