CN110976068A - 一种鼓风炉低品位铜渣分离富集处理方法 - Google Patents

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陈志强
吕昊子
胡红喜
刘超
刘勇
吕建芳
周吉奎
吕先谨
马致远
蒋英
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Abstract

本发明属于固废处理技术领域，具体公开了一种对鼓风炉低品位铜渣进行分离富集处理的方法。本发明提供的鼓风炉低品位铜渣的分离富集方法，基于铜金属的延展性和黄长石基质的硬脆性，通过磨矿‑筛分，预先分离出铜粗颗粒和薄铜片，直接获得了高品质的铜精矿；鉴于铜金属易氧化的特性，对分级后的细颗粒料添加适量的捕收剂和起泡剂，进行快速浮选，得到的泡沫产品即快浮精矿直接作为较高品质的铜精矿；而对已氧化的微细粒铜，采用硫化浮选，经一次粗选、两次扫选和两次精选，获得可作为铜次精矿的浮选精矿。

Description

一种鼓风炉低品位铜渣分离富集处理方法
技术领域
本发明涉及固废处理技术领域，特别是涉及一种对鼓风炉低品位铜渣进行分离富集处理的方法。
背景技术
含铜污泥主要是指金属表面处理废物、含铜废物和有色金属冶炼废物等危险固体废物。目前常见对含铜污泥的处理方法是：将含铜污泥经过回转窑烘干，然后通过立窑烧结产出烧结块，再将烧结块与石灰石、石英石、炭精粉等配料混合，之后投入到鼓风炉中，在1200～1300℃下进行高温还原熔炼，生成还原炉渣和粗铜。炉渣与粗铜不相溶，由于比重差异导致炉渣与粗铜分层，下层为粗铜，上层为熔融还原炉渣。该熔融还原炉渣排出后即得到鼓风炉低品位铜渣。
该鼓风炉低品位铜渣主要有价金属元素为铜，含量在3～5％，主要非目的元素为二氧化硅、氧化钙、铁、氧化铝和氧化镁等。鼓风炉低品位铜渣中含铜量较低，一般含量在3～5％，甚至会更低，因熔炼成本过高，不适合采用贫化炉熔炼提取粗铜。鼓风炉低品位铜渣中所含铜的约70％左右是以金属铜、铜合金和硫化铜矿等物相存在，约30％左右的铜分布于铜铁矿、玻璃和磁铁矿等氧化相中。其中金属铜或含铜合金具有延展性、难碎磨的特性，金属铜、铜合金和蓝辉铜矿具有易氧化的特性。目前还未见有针对这种鼓风炉低品位铜渣进行分离富集的研究。
发明内容
本发明主要解决的技术问题是提供一种鼓风炉低品位铜渣分离富集处理方法。
为解决上述技术问题，本发明采用的技术方案是：一种鼓风炉低品位铜渣分离富集处理方法，包括以下步骤：
S1：将鼓风炉低品位铜渣碎磨至-0.075mm质量百分含量占60～90％，得到铜渣碎磨料；其中，-0.075mm质量百分含量占60～90％即小于0.075mm粒径的颗粒占全部碎磨料重量的60～90％；
S2：将所述铜渣碎磨料分级，分级粒度为0.1～0.63mm，分级得到的粗粒料为铜精矿，得到的细粒料进入快速浮选步骤；
S3：向所述细粒料中加入捕收剂和起泡剂进行快速浮选，所述捕收剂为硫化铜矿捕收剂，经快速浮选得到的泡沫产品为快浮精矿，得到的槽底产品进入硫化粗选步骤；
S4：向快速浮选的槽底产品中先添加硫化试剂进行硫化处理，之后再加入硫化铜矿捕收剂和起泡剂，进行硫化粗选，硫化粗选得到的槽底产品进入一次扫选，硫化粗选得到的泡沫产品进入一次精选；
向硫化粗选泡沫产品中添加起泡剂2#油，添加量为0～16g/t，之后进行一次精选，一次精选的槽底产品返回与所述快速浮选的槽底产品混合再进行硫化粗选，一次精选的泡沫产品添加起泡剂2#油，添加量为0～16g/t，进入二次精选；
二次精选得到的槽底产品返回与硫化粗选泡沫产品混合再进行一次精选，二次精选得到的泡沫产品为浮选精矿；
向硫化粗选得到的槽底产品中添加丁基黄药和2#油，丁基黄药的用量为30～120g/t，2#油的用量为0～16g/t，进行一次扫选，
一次扫选得到的泡沫产品返回与所述快速浮选的槽底产品混合再进行硫化粗选，一次扫选得到的槽底产品再进行二次扫选；
向一次扫选得到的槽底产品中添加丁基黄药和2#油，丁基黄药的用量为30～120g/t，2#油添加量为0～16g/t，进行二次扫选，二次扫选的泡沫产品返回与所述硫化粗选得到的槽底产品混合再进行一次扫选，二次扫选的槽底产品为尾矿。
其中，步骤S1中，处理的所述鼓风炉低品位铜渣中铜的质量百分含量为1～5％。
作为一种优选的实施方案，步骤S2中，分级采用的设备可以为分级机、水力旋流器或工业筛。
作为一种优选的实施方案，步骤S3中，所述硫化铜矿捕收剂为丁基黄药、丁胺黑药或Z-200，优选为丁基黄药，用量为50～150g/t；所述起泡剂为2#油、MIBC或十二烷基磺酸钠，优选为2#油，用量为8～24g/t。
作为一种优选的实施方案，步骤S4中，所述硫化试剂为硫化钠、硫酸铵或硫酸氢铵，优选为硫酸铵，用量为500～1500g/t。
作为一种优选的实施方案，步骤S4中，所述硫化铜矿捕收剂为丁基黄药、丁胺黑药或Z-200，优选为丁基黄药，用量为50～150g/t；所述起泡剂为2#油、MIBC或十二烷基磺酸钠，优选为2#油，用量为8～24g/t。
在本发明提供的鼓风炉低品位铜渣分离富集处理方法中，其中各试剂的用量都是相对于处理的鼓风炉低品位铜渣的重量计算。
本发明提供的鼓风炉低品位铜渣分离富集处理方法，首先通过碎磨至一定粒度，使粗颗粒铜和薄片铜从铜渣中解离，之后经分级，分离出的粗颗粒料即为解离的粗颗粒铜和薄片铜，实现铜的分离富集并获得高品质的铜精矿；之后对筛分出的细颗粒料进行快速浮选，捕收剂选用硫化铜矿捕收剂，可以捕收其中的铜金属和硫化铜，浮选获得的泡沫产品为较高品质的铜精矿；然后再对快速浮选的槽底产品进行硫化粗选，先添加硫酸铵等硫化试剂进行硫化，对已氧化的金属铜或炉渣中的氧化铜物质进行硫化，利于之后的硫化铜捕收剂浮选，之后添加捕收剂丁基黄药和起泡剂2#油，进行硫化浮选，经一次粗选、两次扫选和两次精选，获得的浮选精矿为符合鼓风炉入炉熔炼的铜次精矿。
本发明提供的鼓风炉低品位铜渣的分离富集方法，基于铜金属的延展性和黄长石基质的硬脆性，通过磨矿-筛分，预先分离出铜粗颗粒和薄铜片，直接获得了高品质的铜精矿；针对铜金属易氧化的特性，对分级后的细颗粒料添加适量的捕收剂和起泡剂，进行快速浮选，得到的泡沫产品即快浮精矿直接作为较高品质的铜精矿；而对已氧化的微细粒铜，采用硫化浮选，经一次粗选、两次扫选和两次精选，获得可作为铜次精矿的浮选精矿。
本发明提供的“磨矿-筛分-快速浮选-硫化浮选”工艺，通过筛分，良好解决了“磨矿-浮选工艺”中矿累积粗颗粒铜/薄片铜的技术问题；再通过快速浮选，将表面可浮性好的铜直接浮选作为较高品质的铜精矿，解决了铜易氧化而中矿累积的问题。采用本发明的方法可实现鼓风炉低品位铜渣的简单高效分离富集，可生产出不同品级的铜精矿，可满足鼓风炉对铜精矿品质的梯次需求。
附图说明
图1是本发明提供的一种鼓风炉低品位铜渣分离富集处理方法的工艺流程图。
具体实施方式
下面通过具体实施例对本发明的技术方案进行详细说明。
以下实施例和对比例中的百分比均为质量百分比。
实施例1
采用图1所示的工艺流程，对鼓风炉低品位铜渣分离富集处理，本实施例处理的鼓风炉铜渣，含铜1.13％，铜主要以铜单质、合金和辉铜矿存在，约占铜渣质量的1.21％，主要基质为黄长石类矿物，约占铜渣质量的78.91％，分离富集铜包括以下步骤：
S1：鼓风炉铜渣碎磨
将鼓风炉铜渣碎磨至-0.075mm质量百分比含量占61.16％，得到铜渣碎磨料。
S2：碎磨产品筛分
铜渣碎磨料进行筛分，筛分采用振动筛，筛孔径为0.1mm，筛上粒级直接作为高品质铜精矿，筛下粒级进入快速浮选。
S3：快速浮选
向分级得到的筛下物添加捕收剂丁基黄药50g/t，起泡剂2#油8g/t，配成料浆进行快速浮选，泡沫产品直接作为快浮精矿，槽底产品进入硫化浮选操作。
S4：硫化浮选
向快速浮选得到的槽底产品中添加硫酸铵500g/t进行硫化，硫化后添加捕收剂丁基黄药50g/t、起泡剂2#油8g/t，进行硫化浮选粗选，得到的槽底产品进入一次扫选，泡沫产品进入精选作业；硫化粗选泡沫产品进行一次精选，一次精选槽底产品返回至硫化浮选粗选，一次精选泡沫添加起泡剂2#油4g/t，进入二次精选；二次精选槽底产品返回至一次精选，泡沫产品作为浮选精矿；硫化粗选槽底产品添加丁基黄药30g/t，进行一次扫选；一次扫选泡沫返回至硫化粗选，槽底产品添加丁基黄药30g/t，起泡剂2#油4g/t，进行二次扫选；二次扫选泡沫产品返回至一次扫选，槽底产品作为最终的尾矿。
获得的指标如下：筛上+0.10mm产率0.80％，含铜13.01％，回收率9.21％；快浮精矿产率3.27％，含铜10.35％，回收率29.93％；浮选精矿产率6.13％，含铜3.02％，回收率16.40％；以上三种产品综合产率10.20％，含铜6.15％，铜回收率55.54％。
实施例2
采用图1所示的工艺流程，对鼓风炉低品位铜渣分离富集处理，本实施例处理的鼓风炉铜渣，含铜2.25％，铜主要以铜单质、合金和辉铜矿存在，约占铜渣质量的2.13％，主要基质为黄长石类矿物，约占铜渣质量的76.91％，分离富集铜包括以下步骤：
S1：鼓风炉铜渣碎磨
将鼓风炉铜渣碎磨至-0.075mm质量百分比含量占71.97％，得到铜渣碎磨料。
S2：碎磨产品筛分
铜渣碎磨料进行筛分，筛分采用振动筛，筛孔径为0.15mm，筛上粒级直接作为高品质铜精矿，筛下粒级进入快速浮选。
S3：快速浮选
向筛下物中添加捕收剂丁基黄药70g/t，起泡剂2#油12g/t，配成料浆进行快速浮选，泡沫产品直接作为快浮精矿，槽底产品进入硫化浮选。
S4：硫化浮选
向快速浮选的槽底产品中添加硫酸铵700g/t进行硫化，硫化后添加捕收剂丁基黄药70g/t、起泡剂2#油12g/t，进行硫化粗选，槽底产品进入一次扫选作业，泡沫产品进入精选作业；硫化粗选泡沫产品添加起泡剂2#油4g/t进入一次精选；一次精选槽底产品返回至硫化浮选粗选，一次精选泡沫添加起泡剂2#油4g/t，进入二次精选，二次精选槽底产品返回至一次精选，二次精选泡沫产品作为浮选精矿；硫化粗选槽底产品添加丁基黄药50g/t，起泡剂2#油4g/t，进行一次扫选，一次扫选泡沫返回至硫化粗选作业；一次扫选槽底产品添加丁基黄药50g/t，起泡剂2#油4g/t，进行二次扫选，二次扫选泡沫返回至一次扫选，槽底产品作为最终的尾矿。
获得指标如下：筛上+0.15mm产率0.98％，含铜23.75％，回收率10.38％；快浮精矿产率3.38％，含铜21.1％，回收率31.60％；浮选精矿产率9.78％，含铜3.82％，回收率16.59％；以上三种产品综合产率14.15％，含铜9.31％，铜回收率58.57％。
实施例3
采用图1所示的工艺流程，对鼓风炉低品位铜渣分离富集处理，本实施例处理的鼓风炉铜渣，含铜3.52％，铜主要以铜单质、合金和辉铜矿存在，约占铜渣质量的3.30％，主要基质为黄长石类矿物，约占铜渣质量的75.30％，分离富集铜包括以下步骤：
S1：鼓风炉铜渣碎磨
将鼓风炉铜渣碎磨至-0.075mm质量百分比含量占85.11％，得到铜渣碎磨料。
S2：碎磨产品筛分
铜渣碎磨料进行筛分，筛分采用振动筛，筛孔径为0.25mm，筛上粒级直接作为高品质铜精矿，筛下粒级进入快速浮选。
S3：快速浮选
向得到的筛下物中添加捕收剂丁基黄药100g/t，起泡剂2#油16g/t，配成料浆进行快速浮选，泡沫产品直接作为快浮精矿，槽底产品进入硫化浮选。
S4：硫化浮选
向快速浮选槽底产品中添加硫酸铵1000g/t进行硫化，硫化后添加捕收剂丁基黄药100g/t、起泡剂2#油16g/t，进行硫化浮选粗选，槽底产品进入一次扫选作业，泡沫产品作为进入精选作业；硫化粗选泡沫产品添加起泡剂2#油8g/t进入一次精选作业，一次精选槽底产品返回至硫化粗选，一次精选泡沫添加起泡剂2#油8g/t，进入二次精选，二次精选槽底产品返回至一次精选作业，二次精选泡沫产品作为浮选精矿；硫化浮选粗选槽底产品添加丁基黄药70g/t，起泡剂2#油8g/t，进行一次扫选，一次扫选泡沫返回至硫化粗选，一次扫选槽底产品添加丁基黄药70g/t，起泡剂2#油8g/t，进行二次扫选，二次扫选泡沫产品返回至一次扫选，二次扫选槽底产品作为尾矿。
获得指标如下：筛上+0.25mm产率0.98％，含铜59.13％，回收率16.52％；快浮精矿产率4.40％，含铜30.94％，回收率38.68％；浮选精矿产率11.58％，含铜5.55％，回收率18.26％；以上三种产品综合产率16.97％，含铜15.25％，铜回收率73.46％。
实施例4
采用图1所示的工艺流程，对鼓风炉低品位铜渣分离富集处理，本实施例处理的鼓风炉铜渣，含铜4.35％，铜主要以铜单质、合金和辉铜矿存在，约占铜渣质量的4.38％，主要基质为黄长石类矿物，约占铜渣质量的73.10％，分离富集铜包括以下步骤：
S1：鼓风炉铜渣碎磨
将鼓风炉铜渣碎磨至-0.075mm质量百分比含量占75.250％，得到铜渣碎磨料。
S2：碎磨产品筛分
铜渣碎磨料进行筛分，筛分采用振动筛，筛孔径为0.35mm，筛上粒级直接作为高品质铜精矿，筛下粒级进入快速浮选；
S3：快速浮选
向筛下物中添加捕收剂丁基黄药120g/t，起泡剂2#油20g/t，配成料浆进行快速浮选，泡沫产品直接作为快浮精矿，槽底产品进入硫化浮选。
S4：硫化浮选
向快速浮选槽底产品中添加硫酸铵1300g/t进行硫化，硫化后添加捕收剂丁基黄药120g/t、起泡剂2#油20g/t，进行硫化粗选，硫化粗选槽底产品进入一次扫选，硫化粗选泡沫产品作为进入一次精选；硫化粗选泡沫产品添加起泡剂2#油12g/t进入一次精选，一次精选槽底产品返回至硫化粗选，一次精选泡沫添加起泡剂2#油12g/t，进入二次精选，二次精选槽底产品返回至一次精选，二次精选泡沫产品作为浮选精矿；硫化粗选槽底产品添加丁基黄药100g/t，起泡剂2#油12g/t，进行一次扫选，一次扫选泡沫返回至硫化粗选作业，一次扫选槽底产品添加丁基黄药100g/t，起泡剂2#油12g/t，进行二次扫选，二次扫选泡沫产品返回至一次扫选作业，二次扫选槽底产品作为尾矿。
获得指标如下：筛上+0.35mm产率1.30％，含铜67.99％，回收率20.32％；快浮精矿产率5.43％，含铜33.31％，回收率41.60％；浮选精矿产率12.58％，含铜7.38％，回收率21.36％；以上三种产品综合产率19.32％，含铜18.75％，铜回收率83.28％。
实施例5
采用图1所示的工艺流程，对鼓风炉低品位铜渣分离富集处理，本实施例处理的鼓风炉铜渣，含铜4.96％，铜主要以铜单质、合金和辉铜矿存在，约占铜渣质量的4.62％，主要基质为黄长石类矿物，约占铜渣质量的72.50％，分离富集铜包括以下步骤：
S1：鼓风炉铜渣碎磨
将鼓风炉铜渣碎磨至-0.075mm质量百分比含量占60.61％，得到铜渣碎磨料。
S2：碎磨产品筛分
铜渣碎磨料进行筛分，筛分采用振动筛，筛孔径为0.63mm，筛上粒级直接作为高品质铜精矿，筛下粒级进入快速浮选；
S3：快速浮选
向筛下物中添加捕收剂丁基黄药150g/t，起泡剂2#油24g/t，配成料浆进行快速浮选，泡沫产品直接作为快浮精矿，槽底产品进入硫化浮选。
S4：硫化浮选
向快速浮选槽底产品中添加硫酸铵1500g/t进行硫化，硫化后添加捕收剂丁基黄药150g/t、起泡剂2#油24g/t，进行硫化浮选粗选，槽底产品进入一次扫选，泡沫产品作为进入精选作业；硫化粗选泡沫产品添加起泡剂2#油16g/t进入一次精选，一次精选槽底产品返回至硫化粗选，一次精选泡沫添加起泡剂2#油16g/t，进入二次精选，二次精选槽底产品返回至一次精选，二次精选泡沫产品作为浮选精矿；硫化粗选槽底产品添加丁基黄药120g/t，起泡剂2#油16g/t，进行一次扫选，一次扫选泡沫返回至硫化粗选作业，一次扫选槽底产品添加丁基黄药120g/t，起泡剂2#油16g/t，进行二次扫选，二次扫选泡沫产品返回至一次扫选，二次扫选槽底产品作为最终的尾矿。
获得指标如下：筛上+0.63mm产率2.15％，含铜49.20％，回收率21.37％；快浮精矿产率6.75％，含铜30.65％，回收率41.80％；浮选精矿产率13.45％，含铜8.28％，回收率22.51％；以上三种产品综合产率22.35％，含铜18.98％，铜回收率85.68％。
对比例
本对比例处理的鼓风炉铜渣，鼓风炉铜渣的成分与实施例3相同，处理方法的区别在于不进行筛分和快速浮选，碎磨之后直接进行硫化浮选，具体包括以下步骤：
S1：鼓风炉铜渣碎磨
将鼓风炉铜渣碎磨至-0.075mm质量百分比含量占87.15％，得到铜渣碎磨料。
S2：硫化浮选
将铜渣碎磨料加水配置成料浆，之后添加硫酸铵1000g/t进行硫化，硫化后添加碳酸钠1000g/t进行分散，之后加捕收剂丁基黄药250g/t、起泡剂2#油32g/t，进行硫化粗选，槽底产品进入一次扫选，泡沫产品作为进入精选作业；硫化粗选泡沫产品添加起泡剂2#油8g/t进入一次精选，一次精选槽底产品返回至硫化粗选，一次精选泡沫添加起泡剂2#油16g/t，进入二次精选，二次精选槽底产品返回至一次精选，二次精选泡沫产品作为浮选精矿；硫化粗选槽底产品添加丁基黄药100g/t，起泡剂2#油16g/t，进行一次扫选，一次扫选泡沫返回至硫化粗选，一次扫选槽底产品添加丁基黄药40g/t，起泡剂2#油8g/t，进行二次扫选，二次扫选泡沫产品返回至一次扫选，槽底产品作为尾矿。
获得指标如下：浮选精矿产率14.60％，含铜14.53％，回收率60.25％。
通过与实施例3获得的指标比较，采用本发明实施例3工艺，处理相同的鼓风炉铜渣，获得的综合精矿品位相当，但回收率提高了10％以上；且中矿不累积，浮选作业容易稳定。
通过以上实施例说明，采用本发明提供的方法处理鼓风炉铜渣，具有简单高效的优势，解决了磨矿-硫化分散浮选工艺对鼓风炉铜渣的中矿累积、粗颗粒/薄片铜累积、浮选操作难以稳定等问题。

Claims (6)

1.一种鼓风炉低品位铜渣分离富集处理方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1：将鼓风炉低品位铜渣碎磨至-0.075mm质量百分含量占60～90％，得到铜渣碎磨料；
S2：将所述铜渣碎磨料分级，分级粒度为0.1～0.63mm，分级得到的粗粒料为铜精矿，得到的细粒料进入快速浮选步骤；
S3：向所述细粒料中加入捕收剂和起泡剂进行快速浮选，所述捕收剂为硫化铜矿捕收剂，经快速浮选得到的泡沫产品为快浮精矿，得到的槽底产品进入硫化粗选步骤；
S4：向快速浮选的槽底产品中先添加硫化试剂进行硫化处理，之后再加入硫化铜矿捕收剂和起泡剂，进行硫化粗选，硫化粗选得到的槽底产品进入一次扫选，硫化粗选得到的泡沫产品进入一次精选；
向硫化粗选泡沫产品中添加起泡剂2#油，添加量为0～16g/t，之后进行一次精选，一次精选的槽底产品返回与所述快速浮选的槽底产品混合再进行硫化粗选，一次精选的泡沫产品添加起泡剂2#油，添加量为0～16g/t，进入二次精选；
二次精选得到的槽底产品返回与硫化粗选泡沫产品混合再进行一次精选，二次精选得到的泡沫产品为浮选精矿；
向硫化粗选得到的槽底产品中添加丁基黄药和2#油，丁基黄药的用量为30～120g/t，2#油的用量为0～16g/t，进行一次扫选，
一次扫选得到的泡沫产品返回与所述快速浮选的槽底产品混合再进行硫化粗选，一次扫选得到的槽底产品再进行二次扫选；
向一次扫选得到的槽底产品中添加丁基黄药和2#油，丁基黄药的用量为30～120g/t，2#油添加量为0～16g/t，进行二次扫选，二次扫选的泡沫产品返回与所述硫化粗选得到的槽底产品混合再进行一次扫选，二次扫选的槽底产品为尾矿。
2.根据权利要求1所述的鼓风炉低品位铜渣分离富集处理方法，其特征在于，步骤S1中，处理的所述鼓风炉低品位铜渣中铜的质量百分含量为1～5％。
3.根据权利要求1所述的鼓风炉低品位铜渣分离富集处理方法，其特征在于，步骤S2中，分级采用的设备可以为分级机、水力旋流器或工业筛。
4.根据权利要求1所述的鼓风炉低品位铜渣分离富集处理方法，其特征在于，步骤S3中，所述硫化铜矿捕收剂为丁基黄药、丁胺黑药或Z-200，优选为丁基黄药，用量为50～150g/t；所述起泡剂为2#油、MIBC或十二烷基磺酸钠，优选为2#油，用量为8～24g/t。
5.根据权利要求4所述的鼓风炉低品位铜渣分离富集处理方法，其特征在于，步骤S4中，所述硫化试剂为硫化钠、硫酸铵或硫酸氢铵，优选为硫酸铵，用量为500～1500g/t。
6.根据权利要求5所述的鼓风炉低品位铜渣分离富集处理方法，其特征在于，步骤S4中，所述硫化铜矿捕收剂为丁基黄药、丁胺黑药或Z-200，优选为丁基黄药，用量为50～150g/t；所述起泡剂为2#油、MIBC或十二烷基磺酸钠，优选为2#油，用量为8～24g/t。
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Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN111921700A (zh) * 2020-07-13 2020-11-13 黑龙江科技大学 一种铜冶炼渣多金属综合回收的方法

Citations (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2104795C1 (ru) * 1997-10-03 1998-02-20 Открытое акционерное общество "Дирекция межправительственной инновационной рудной программы" Способ разделения медных шлаков
CN102211055A (zh) * 2011-06-07 2011-10-12 黄石大江集团有限公司 从高含明铜的炼铜炉渣中回收铜的重磁浮联合生产方法
CN102294297A (zh) * 2011-09-16 2011-12-28 大冶有色金属股份有限公司 从炼铜转炉渣回收铜的磁浮联合选矿方法
CN102828039A (zh) * 2012-09-07 2012-12-19 白银有色集团股份有限公司 铜熔池熔炼炉炉渣的回收利用方法
CN104549692A (zh) * 2014-12-16 2015-04-29 中国瑞林工程技术有限公司 一种含高品位自然铜硫化铜矿的选矿工艺
CN105435952A (zh) * 2015-11-09 2016-03-30 湖南有色金属研究院 一种高泥质铁质难处理氧化铜矿的回收方法
CN107326194A (zh) * 2017-06-09 2017-11-07 广东省资源综合利用研究所 一种覆铜线路板中铜的回收方法
CN108796222A (zh) * 2018-06-11 2018-11-13 广东省资源综合利用研究所 一种含铜镍工业污泥无害资源化方法

Patent Citations (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2104795C1 (ru) * 1997-10-03 1998-02-20 Открытое акционерное общество "Дирекция межправительственной инновационной рудной программы" Способ разделения медных шлаков
CN102211055A (zh) * 2011-06-07 2011-10-12 黄石大江集团有限公司 从高含明铜的炼铜炉渣中回收铜的重磁浮联合生产方法
CN102294297A (zh) * 2011-09-16 2011-12-28 大冶有色金属股份有限公司 从炼铜转炉渣回收铜的磁浮联合选矿方法
CN102828039A (zh) * 2012-09-07 2012-12-19 白银有色集团股份有限公司 铜熔池熔炼炉炉渣的回收利用方法
CN104549692A (zh) * 2014-12-16 2015-04-29 中国瑞林工程技术有限公司 一种含高品位自然铜硫化铜矿的选矿工艺
CN105435952A (zh) * 2015-11-09 2016-03-30 湖南有色金属研究院 一种高泥质铁质难处理氧化铜矿的回收方法
CN107326194A (zh) * 2017-06-09 2017-11-07 广东省资源综合利用研究所 一种覆铜线路板中铜的回收方法
CN108796222A (zh) * 2018-06-11 2018-11-13 广东省资源综合利用研究所 一种含铜镍工业污泥无害资源化方法

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
孙伟等: ""某铜渣浮选试验研究"", 《矿产综合利用》 *
黄礼煌: "浮选药剂", 《浮选》 *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN111921700A (zh) * 2020-07-13 2020-11-13 黑龙江科技大学 一种铜冶炼渣多金属综合回收的方法

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