CN111068929B - 一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明的一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，通过对经过侧吹熔炼、电炉贫化、PS转炉吹炼的火法工艺，熔炼过程产出的熔炼渣经电炉贫化和高压水淬得到的水淬渣的工艺矿物学研究，在水淬渣、转炉渣和转炉底渣的化学组成、矿物组成及嵌布特征基础上，将其中两种或三种炉渣混合，并控制特定的磨矿细度及浮选浓度后，进行浮选，有利于提高铜的回收率，实现混合渣中有价金属的资源化，混合渣中铜及金和银的回收率均得到大幅提高，增加边际效益1600万元/a以上。

Description

一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法
技术领域：
本发明属于金属回收技术领域，具体涉及一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法。
背景技术：
世界铜矿资源丰富，截止2018年铜储量8.47亿t，主要集中于智利和秘鲁等拉美地区，以及非洲赞比亚，而我国铜矿资源相对贫瘠，且品质较差。铜是国家战略资源，中国是铜消费第一大国，但受限于国内铜精矿供应及品质的不足，铜精矿主要依赖进口，依存度高达70％左右。自2017年以来，受国外铜矿集中罢工、进口“废七类”改革和国内短期冶炼产能迅速扩张等多方面影响，进口铜精矿长单以及散单TC均出现趋势性下滑。因此，铜冶炼企业结合自身产品、半成品及弃渣特点，从中提取有价元素，获得边际效益成为近年的发展趋势。
某冶炼企业采用侧吹熔炼+电炉贫化+PS转炉吹炼的火法工艺，熔炼过程产出的熔炼渣经电炉贫化和高压水淬得到水淬渣，吹炼过程产出PS转炉铸渣型转炉渣(以下简称转炉渣)和转炉底渣。水淬渣含铜0.5％～1.0％，约为缓冷+浮选尾渣铜含量的两倍以上。受企业地域市场影响，选矿尾渣需运往1800km以外销售，物流成本极高。据测算，铜价需大于5万元/t，贫化渣才有改造成渣缓冷+浮选工艺的价值。因此，水淬渣中有价金属的低成本提取，是企业创收的方向之一。
发明内容：
本发明的目的是克服上述现有技术存在的不足，提供一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法。通过开展铜渣的工艺矿物学研究，分析各种渣的可选性，利用浮选试验确定最佳工艺参数，可根据现场实际情况，对不同种类炉渣进行合适的配比，用浮选工艺回收。
为实现上述目的，本发明采用以下试验步骤：
一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，包括步骤如下：
(1)取铜冶炼渣进行混合，获得混合渣，其中，所述的混合渣为水淬渣和转炉渣的混合渣，二者质量比为(3-2)：(2-3)；或为水淬渣，转炉渣和转炉低渣的混合渣，三者质量比为(3-4):(2-3):(1.5-2.5)，所述的水淬渣铜品位为0.42-1％，转炉渣铜品位为2.8-4.1％，转炉包底渣铜品位为6.04-15.87％；
(2)将混合渣进行湿磨至粒度为-45μm占90-95％，获得矿浆，所述矿浆质量浓度为30-40％；
(3)向矿浆中添加捕收剂和起泡剂，进行浮选，浮选过程为：两次粗选、两次扫选和两次精选，干燥后，获得铜精矿和尾渣，其中，所述的单次选矿时间为5-10min，所述是两次粗选、两次扫选的药剂制度为：
粗1为Z200＝60-80g/t、Y89＝60-80g/t、2#油＝30g/t，粗2为Y89＝30-35g/t、2#油＝20g/t，扫1为Y89＝15-17.5g/t、2#油＝10g/t，扫2为Y89＝15-17.5g/t、2#油＝10g/t，其中，Z200为硫铵酯，Y89为异戊基黄药，2#油为松醇油。
所述步骤1中，水淬渣包括元素及质量百分含量为：Cu 0.42-1％，SiO2 33.42-39.7％，Al2O3 8.79-9.54％，CaO 6.53-8.17％，MgO 1.39-2.07％，Pb 0.06-0.088％，Zn6.2-7.03％，As 0.07-0.082％，S 0.74％，Fe 29.77-34.62％，余量其他；还包括Au 0.07-0.14g/t，Ag 1.5-2.5g/t。
所述步骤1中，水淬渣物相包括晶相和非晶相，晶相质量百分含量为0.9-6.4％，非晶相质量百分含量为93.6-99.1％。
所述步骤1中，水淬渣晶相包括冰铜相0.164-0.65％，辉铜矿相＜0.01％，金属铜＜0.005％，自然铜＜0.01％，黄铁矿＜0.02％，氧化铁＜0.2％，铁橄榄石相0.02-5.72％；非晶相包括石英＜0.03％，含Cu玻璃相93.6-99.07％。
所述步骤1中，水淬渣Cu分配率为冰铜相24.68-42.5％，含Cu玻璃相57.49-73.39％，辉铜矿相≤0.63％，金属铜≤1.29％，自然铜≤0.01％。
所述步骤1中，水淬渣中的铜主要存在于含Cu玻璃相中，其分配率高达57.49％～73.39％，24.68％～42.5％的铜存在于冰铜中。
所述步骤1中，转炉渣包括组分及质量百分含量为Cu 2.8-4.1％，SiO2 18.5-22.5％，Al2O3 0.62-0.88％，CaO 0.1-0.2％，MgO 0.1-0.3％，Pb 2.10-2.87％，Zn 2.64-4.38％，As 0.011-0.024％，S 0.1-0.46％，Fe 44.19-49.65％，余量其他；还包括Au0.068-1.56g/t，Ag 4.11-18.85g/t。
所述步骤1中，转炉包底渣包括组分及质量百分含量为Cu 6.04-15.87％，SiO220.39-22.34％，Al2O3 0.33-0.7％，CaO 0.1-0.2％，MgO 0.1-0.3％，Pb 0.83，Zn 0.84-1.72％，As 0.008-0.016％，S 0.55-0.76％，Fe 47.19-49.85％，余量其他；还包括Au0.67-9.28g/t，Ag 13.61-159.92g/t。
所述步骤1中，水淬渣获得具体过程为：经过侧吹熔炼、电炉贫化、PS转炉吹炼的火法工艺，熔炼过程产出的熔炼渣经电炉贫化和高压水淬得到水淬渣。
所述步骤3中，浮选粗1中Z200和Y89添加量质量比为(0.85-1.15):(0.85-1.15)。
所述步骤3中，获得铜精矿的铜品位为21-24.86％，混合渣中铜回收率为84.15-93.94％，尾渣含铜为0.356-0.425％。
本发明经过综合分析研究基础上，经济效益初步分析表明，只有水淬渣含铜高于0.6％，才有可回收的价值。全年产出40万t水淬渣，其中约25％～30％的渣含铜在0.6％～1％之间，该水淬渣量可达到10万t/a，按水淬渣:转炉渣:转炉底渣＝8:3:1配比后浮选，混合渣浮选铜回收率可达到84.15-93.94％(回收率随渣含铜升高而增大)。年可回收铜、金和银金属量分别约490t、5kg和110kg，铜综合回收率增加0.3％。以铜4.65万元/t，金275元/g，银4元/g计算，扣除选矿厂处理水淬渣成本60元/(t·渣)，可增加效益1600万元/a以上。
本发明的有益效果：
本发明的铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，对于单独难选的水淬渣，将其与转炉渣和/或转炉包底渣按特定比例进行混合，限定磨矿细度达到-45μm占90-95％，矿浆浓度达到30-40％，并限定浮选用药制度条件下，能够将水淬渣铜回收率由单独浮选的44.66％提升至混选的84.15-93.44％，同时，铜作为金和银的最佳载体，随着铜回收率的增加，金和银的回收率也相应增加。
附图说明：
图1为本发明实施例中采用的水淬渣中的冰铜与含Cu玻璃相连生半包裹SEM图；
图2为本发明实施例中采用的水淬渣中的微细冰铜被非晶相包裹SEM图；
图3为本发明实施例中采用的水淬渣中的微细冰铜被玻璃质包裹SEM图；
图4为本发明实施例中采用的水淬渣中的金属铜与冰铜连生SEM图；
图5为本发明实施例中采用的0.42％铜品位水淬渣不同磨矿细度的选矿试验结果曲线图；
图6为本发明实施例中采用的0.42％铜品位水淬渣磨矿细度达到-45um占90-93％的不同浮选矿浆浓度的选矿试验结果曲线图。
具体实施方式：
下面结合实施例对本发明作进一步的详细说明。
以下研究在了解水淬渣、转炉渣和转炉包底渣物相及组分等特征基础上，其中，水淬渣包括两种，分别为0.47％Cu品位和0.66％Cu品位，首先针对单纯对水淬渣进行浮选相关参数进行研究，获得中间结论后，对水淬渣与转炉渣混合成渣，以及水淬渣、转炉渣和转炉包底渣三者混合成渣，进一步研究，最终获得混合成渣的浮选工艺过程。并给出相应前期研究结果，与技术方案实施例数据如下。
一、物料分析与水淬渣浮选研究：
1.试验样品
从吉林某冶炼厂采集了两种水淬渣、转炉渣和转炉包底渣作为试验样品，经破碎和磨矿至-74μm，选取代表性样品进行化学分析和工艺矿物学研究。原样品破碎至-2mm后包装以备浮选之用。
2工艺矿物学分析
工艺矿物学分析包括化学分析、扫描电镜分析和解离度分析。
(1)化学分析。采用化学滴定分析法、DGS-III型原子发射光谱仪(中国泰伦)以及WFX-120B原子吸收分光光度计(中国瑞利)分析原样品和选矿产品的元素组分。
(2)扫描电镜-能谱分析。采用Nova 400Nano SEM型扫描电镜(美国FEI)和INCAIE350型X射线能谱仪(英国牛津)对样品和选矿产品进行X射线扫描微区分析，测试时加速电压25kV，放大倍数3000～5000，工作距离10.8～11.0mm。
(3)矿物解离度分析。采用矿物解离度分析仪(FEI.Quanta 600.JKtech MLAsuite)的SPL-XBSE模式分析样品和选矿产品的矿物组成。
水淬渣：对铜品位分别为0.42％和0.87％的水淬渣代表样进行显微镜观察、MLA测试和化学分析，并根据数据获得矿物组成及相对含量。水淬渣铜品位0.42％的代表样主要元素化学分析结果见表1-1。
表1-1含铜0.42％水淬渣原矿化学多元素分析结果
Figure BDA0002350078960000041
注：*含量单位为g/t。
0.87％品位水淬渣包括元素及质量百分含量为：Cu 0.87％，SiO2 36.42％，Al2O38.79％，CaO 8.17％，MgO 1.39％，Pb 0.063％，Zn 6.58％，As 0.076％，S 0.74％，Fe32.55％，余量其他；还包括Au 0.11g/t，Ag 1.8g/t。
根据工艺矿物学及主要元素化学分析得知，水淬渣组分中含量最高的是含铜玻璃相，其次是铁橄榄石，少量的冰铜、辉铜矿、金属铜、磁铁矿、黄铁矿和石英等(见表1-2)。
表1-2含铜0.42％水淬渣的铜物相分析结果
Figure BDA0002350078960000051
由上表1-2可知，水淬渣中的铜主要存在于含Cu玻璃相中，其分配率高达73.39％，只有24.68％的铜存在于冰铜中，这种渣还是比较难选的。但是随着水淬渣铜品位升到0.87％，铜在冰铜中的分配率增大到42.5％(见表2-1)。
表2-1含铜0.87％水淬渣的铜物相分析结果
Figure BDA0002350078960000052
水淬渣中铜的独立组分主要是冰铜、少量的辉铜矿和金属铜，水淬渣中铜矿物的粒度-解离情况表如表3-1所示，水淬渣渣中硫化铜颗粒组成数据如表3-2所示，水淬渣中金属铜的颗粒组成数据如表3-3所示。冰铜和辉铜矿合称硫化铜，其整体粒度较细-10μm占48.3％，-20μm的占78.9％。硫化铜一部分呈解离单体，另一部分与非晶相连生或被包裹。未解离的硫化铜主要与含Cu玻璃相连生，呈半包裹或全包裹状态，一些微细的颗粒则浸染状散布在含Cu玻璃颗粒中，水淬渣中的冰铜与含Cu玻璃相连生半包裹SEM图如图1所示，微细冰铜被非晶相包裹SEM图如图2所示，微细冰铜被玻璃质包裹SEM图如图3所示。
水淬渣中金属铜含量极低，仅为0.005％，大部分为解离单体，个别颗粒与冰铜简单连生。粒度基本小于38μm，主要集中在10～20μm区间，金属铜与冰铜连生SEM图如图4所示。
表3-1水淬渣中铜矿物的粒度-解离情况表
Figure BDA0002350078960000061
注：x为复合颗粒中目标矿物的面积百分比。
表3-2水淬渣中硫化铜颗粒组成数据；
Figure BDA0002350078960000062
表3-3水淬渣中金属铜的颗粒组成数据
主要组分 含量/％
冰铜(含Cu 45％～60％) 0.162
辉铜矿 0.003
金属铜 0.005
磁铁矿 0.45
黄铁矿 0.02
石英 0.04
铁橄榄石 5.72
含Cu玻璃相 93.6
合计 100.00
转炉渣：铜主要集中在金属铜和辉铜矿中，铜在其中的占有率分别为60.12％和38.74％，其他渣相中铜占有率均在0.5％以下；铁主要集中在铁橄榄石中，其次在磁铁矿中，铜在其中的占有率分别为69.72％和26.72％，其他渣相中铁占有率较少。按嵌布粒度从细到粗依次为冰铜、赤铜矿、斑铜矿、金属铜和辉铜矿。在磨矿细度为-45μm占80％时，辉铜矿的单体解离度为91.3％，粒度分布在10～150μm之间，金属铜的单体解离度为83.1％，粒度分布在10μm～150μm之间。由此可知，转炉渣比较易选。转炉渣铜物相分析结果如表4所示。
表4转炉渣铜物相分析结果
Figure BDA0002350078960000071
本发明中采用的转炉包底渣中主要为铁橄榄石和磁铁矿，其中铜矿物主要有金属铜、斑铜矿、辉铜矿、冰铜、赤铜矿等。转炉包底渣铜物相分析结果如表5所示。
表5转炉包底渣铜物相分析结果
矿物名称 组分含量/％ 含Cu/％ Cu占有率/％
金属铜 7.38 96.84 74.26
斑铜矿 0.06 62.78 0.41
辉铜矿 0.59 79.87 4.91
冰铜(40％～55％) 0.09 53.27 0.52
赤铜矿 1.59 87.31 14.41
玻璃相 10.43 5.08 5.50
合计 / / 100.00
转炉包底渣中各含铜矿物的嵌布粒度粗细不均，辉铜矿中+0.074mm粒级占65％以上，赤铜矿、斑铜矿和冰铜中93％的粒度分布在-0.01mm；在块状、中等粒状、微细粒状，分散于铁橄榄石中，铜矿物或与磁铁矿连生或被包裹分散于铁橄榄石中。
由上述对于水淬渣、转炉渣与转炉包底渣的矿物学研究结果可知，水淬渣中的铜主要存在于含Cu玻璃相中，其分配率高达57.49％～73.39％，只有24.68％～42.5％的铜存在于冰铜中，这种炉渣是比较难选的。转炉渣与转炉包底渣中70％以上的Cu分布在金属铜中，4.8％～17.8％的Cu分布在辉铜矿中，铁橄榄石中Cu占5.15％，而且铜矿物单体解离好，嵌布粒度粗，这种炉渣比较易选。
3、水淬渣浮选试验：
浮选试验装备主要为：XMQ-240X90型锥形球磨机、XFD-0.75L单槽浮选机和101型电热鼓风干燥箱。现场使用药剂为：Z-200(硫铵酯)，Y89(异戊基黄药)和2#油(松醇油)。其中，经过试验，选用的Y89(异戊黄药)的捕收效果，优于丁基黄药+丁胺黑药做捕收剂。试验过程：称取一定量的水淬渣，Cu品位为0.42％，采用60％的浓度磨至一定粒度，放入浮选槽中调浆、添加药剂、浮选6min，对浮选产品烘干、称量、分析，并计算铜回收率。
磨矿细度对浮选结果研究：水淬渣硬度大，嵌布粒度细，属于难磨矿石。在磨矿细度浮选试验中，浮选药剂制度为：粗1为Z200＝60g/t、Y89＝60g/t、2#油＝30g/t，粗2为Y89＝30g/t、2#油＝20g/t，扫1为Y89＝15g/t、2#油＝10g/t，扫2为Y89＝15g/t、2#油＝10g/t。矿浆浓度为30％，进行浮选，获得铜精矿与尾矿铜品位随磨矿细度变化图，不同磨矿细度的选矿试验结果曲线图见图5。
结果表明，随着磨矿细度的增加，精矿铜品位呈现逐渐降低的趋势，铜回收率在40％左右。当磨矿细度从70％增加至80％时，铜回收率明显增加，之后缓慢增加。确定磨矿细度为-45μm占80％，磨矿细度最高能够达到-45μm占90-93％，能够实现Cu回收率的最大化。
浮选矿浆浓度试验：水淬渣浮选矿浆浓度试验药剂制度为：粗1为Z200＝60g/t、Y89＝60g/t、2#油＝30g/t，粗2为Y89＝30g/t、2#油＝20g/t，扫1为Y89＝15g/t、2#油＝10g/t，扫2为Y89＝15g/t、2#油＝10g/t。0.42％铜品位水淬渣磨矿细度达到-45um占90-93％的不同浮选矿浆浓度的选矿试验结果曲线图如图6所示，可知，随着浮选浓度的增加，精矿产率明显增大，保证磨矿细度-45微米达到90-93％时，随着矿浆浓度增加，回收率也随之增高，但铜精矿中铜品位降低，在保证Cu品位的基础上，矿浆浓度在30％时，效果最佳。
二、实施例
一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，包括步骤如下：
(1)取铜冶炼渣进行混合，获得混合渣，其中，所述的铜冶炼渣为水淬渣和转炉渣的混合渣，二者质量比为(3-2)：(2-3)；或为水淬渣，转炉渣和转炉低渣的混合渣，三者质量比为(3-4):(2-3):(1.5-2.5)，所述的水淬渣铜品位为0.42-1％，转炉渣铜品位为3-3.5％，转炉包底渣铜品位为6.04-15.87％；
(2)将混合渣进行湿磨至粒度为-45μm占90-95％，获得矿浆，所述矿浆质量浓度为30-40％；
(3)向矿浆中添加捕收剂和起泡剂，进行浮选，浮选过程为：两次粗选、两次扫选和两次精选，干燥后，获得铜精矿和尾渣，其中，所述的单次选矿时间为5-10min，所述是两次粗选、两次扫选的药剂制度为：
粗1为Z200＝60-80g/t、Y89＝60-80g/t、2#油＝30g/t，粗2为Y89＝30-35g/t、2#油＝20g/t，扫1为Y89＝15-17.5g/t、2#油＝10g/t，扫2为Y89＝15-17.5g/t、2#油＝10g/t；其中，Z200为硫铵酯，Y89为异戊基黄药，2#油为松醇油；
水淬渣包括元素及质量百分含量为：Cu 0.42-1％，SiO2 33.42-39.7％，Al2O38.79-9.54％，CaO 6.53-8.17％，MgO 1.39-2.07％，Pb 0.088，Zn 7.03，As 0.082，S 0.74，Fe 29.77-34.62％，余量其他；还包括Au 0.07-0.14g/t，Ag 1.5-2.5g/t；
水淬渣物相包括晶相和非晶相，晶相质量百分含量为0.9-6.4％，非晶相质量百分含量为93.6-99.1％；
水淬渣晶相包括冰铜相0.164-0.65％，辉铜矿相＜0.01％，金属铜＜0.005％，自然铜＜0.01％，黄铁矿＜0.02％，氧化铁＜0.2％，铁橄榄石相0.02-5.72％；非晶相包括石英＜0.03％，含Cu玻璃相93.6-99.07％；
水淬渣Cu分配率为冰铜相24.68-42.5％，含Cu玻璃相57.49-73.39％，辉铜矿相0.63％＜0.01％，金属铜1.29％，自然铜0.01％；
水淬渣中的铜主要存在于含Cu玻璃相中，其分配率高达57.49％～73.39％，24.68％～42.5％的铜存在于冰铜中；
转炉包底渣铜品位为8-25％，转炉渣与转炉包底渣中70％以上的Cu分布在金属铜中，4.8％～17.8％的Cu分布在辉铜矿中，铁橄榄石中Cu占5.15％，而且铜矿物单体解离好，嵌布粒度粗；
转炉渣包括组分及质量百分含量为Cu 2.8-4.1％，SiO2 18.5-22.5％，Al2O30.62-0.88％，CaO 0.1-0.2％，MgO 0.1-0.3％，Pb 2.10-2.87％，Zn 2.64-4.38％，As0.011-0.024％，S 0.1-0.46％，Fe 44.19-49.65％，余量其他；还包括Au0.068-1.56g/t，Ag4.11-18.85g/t。
转炉包底渣包括组分及质量百分含量为Cu 6.04-15.87％，SiO2 20.39-22.34％，Al2O3 0.33-0.7％，CaO 0.1-0.2％，MgO 0.1-0.3％，Pb 0.83，Zn 0.84-1.72％，As 0.008-0.016％，S 0.55-0.76％，Fe 47.19-49.85％，余量其他；还包括Au 0.67-9.28g/t，Ag13.61-159.92g/t。
水淬渣获得具体过程为：经过侧吹熔炼、电炉贫化、PS转炉吹炼的火法工艺，熔炼过程产出的熔炼渣经电炉贫化和高压水淬得到水淬渣；
获得铜精矿的铜品位为21-24.86％，水淬渣中铜回收率为84.15-93.94％，尾渣含铜为0.356-0.425％。
以下实施例中，采用的水淬渣Cu品位为0.87％，该水淬渣原矿化学多元素分析结果如表1-1所示，铜物相分析结果如表1-2所示，水淬渣中铜矿物的粒度-解离情况表如表3-1所示，水淬渣渣中硫化铜颗粒组成数据如表3-2所示，水淬渣中金属铜的颗粒组成数据如表3-3所示，转炉渣铜物相分析结果如表4所示，转炉包底渣铜物相分析结果如表5所示，转炉渣包括组分及质量百分含量为Cu 3.5％，SiO2 20.2％，Al2O3 0.74％，CaO 0.15％，MgO0.2％，Pb 2.61，Zn 3.50，As 0.018，S 0.25，Fe 47.58％，余量其他；还包括Au 0.11g/t，Ag10.38g/t；
转炉包底渣包括组分及质量百分含量为Cu 11.33％，SiO2 21.58％，Al2O30.56％，CaO 0.16％，MgO 0.19％，Pb 0.83，Zn1.26，As 0.012，S 0.62，Fe 48.52％，余量其他；还包括Au 4.66g/t，Ag 80.27g/t。
实施例1
一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，包括步骤如下：
(1)取水淬渣和转炉渣，二者质量比为3:2，进行混合，获得混合渣，混合渣原矿Cu品位为2.548％，其中：
水淬渣为经过侧吹熔炼、电炉贫化、PS转炉吹炼的火法工艺，熔炼过程产出的熔炼渣经电炉贫化和高压水淬得到的水淬渣，水淬渣包括元素及质量百分含量为：Cu 0.87％，SiO2 36.42％，Al2O3 8.79％，CaO 8.17％，MgO 1.39％，Pb 0.063％，Zn 6.58％，As0.076％，S 0.74％，Fe 32.55％，余量其他；还包括Au 0.11g/t，Ag 1.8g/t；
水淬渣物相包括晶相和非晶相，晶相质量百分含量为0.93％，非晶相质量百分含量为99.07％；
水淬渣晶相包括冰铜相0.65％，辉铜矿相＜0.01％，自然铜0.01％，黄铁矿0.02％，氧化铁0.2％，铁橄榄石相0.02％；非晶相包括石英0.03％，含Cu玻璃相99.07％；
水淬渣Cu分配率为冰铜相42.5％，含Cu玻璃相57.49％，辉铜矿相＜0.01％，自然铜0.01％；
转炉渣包括组分及质量百分含量为Cu 3.5％，SiO2 20.2％，Al2O3 0.74％，CaO0.15％，MgO 0.2％，Pb 2.61，Zn 3.50，As 0.018，S 0.25，Fe 47.58％，余量其他；还包括Au0.11g/t，Ag 10.38g/t；
(2)将混合渣进行湿磨至粒度为-45μm占92％，获得矿浆，所述矿浆质量浓度为30％；
(3)向矿浆中添加捕收剂和起泡剂，进行浮选，浮选过程为：两次粗选、两次扫选和两次精选，干燥后，获得铜精矿和尾渣，其中，所述的单次选矿时间为5-10min，所述是两次粗选、两次扫选的药剂制度为：
粗1为Z200＝70g/t、Y89＝70g/t，2#油为30g/t，粗2为Y89＝32.5g/t，2#油为30g/t，扫1为Y89＝15g/t，2#油为10g/t，扫2为Y89＝15g/t，2#油为10g/t；浮选过程中，Z200与Y89用药量根据实际操作具有±15％的用量浮动；其中，Z200为硫铵酯，Y89为异戊基黄药，2#油为松醇油；
获得铜精矿的铜品位为22.022％，混合渣中铜回收率为84.15％，尾渣含铜为0.425％。
对比例1-1
一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，包括步骤如下：
(1)单独取经过侧吹熔炼、电炉贫化、PS转炉吹炼的火法工艺，熔炼过程产出的熔炼渣经电炉贫化和高压水淬得到的水淬渣，水淬渣包括元素及质量百分含量为：Cu0.87％，SiO2 36.42％，Al2O3 8.79％，CaO 8.17％，MgO 1.39％，Pb 0.063％，Zn 6.58％，As0.076％，S 0.74％，Fe 32.55％，余量其他；还包括Au 0.11g/t，Ag 1.8g/t；
水淬渣物相包括晶相和非晶相，晶相质量百分含量为0.93％，非晶相质量百分含量为99.07％；
水淬渣晶相包括冰铜相0.65％，辉铜矿相＜0.01％，自然铜0.01％，黄铁矿0.02％，氧化铁0.2％，铁橄榄石相0.02％；非晶相包括石英0.03％，含Cu玻璃相99.07％；
水淬渣Cu分配率为冰铜相42.5％，含Cu玻璃相57.49％，辉铜矿相＜0.01％，自然铜0.01％；
(2)将水淬渣进行湿磨至粒度为-45μm占92％，获得矿浆，所述矿浆质量浓度为26％；
(3)向矿浆中添加捕收剂和起泡剂，进行浮选，浮选过程为：两次粗选、两次扫选和两次精选，干燥后，获得铜精矿和尾渣，其中，所述的单次选矿时间为5-10min，所述是两次粗选、两次扫选的药剂制度为：
粗1为Z200＝60g/t、Y89＝60g/t，2#油为30g/t，粗2为Y89＝30g/t，2#油为30g/t，扫1为Y89＝15g/t，2#油为10g/t，扫2为Y89＝15g/t，2#油为10g/t；浮选过程中，Z200与Y89用药量根据实际操作具有±10％的用量浮动；其中，Z200为硫铵酯，Y89为异戊基黄药，2#油为松醇油；
获得铜精矿的铜品位为17.62％，水淬渣中铜回收率为44.66％，尾渣含铜为0.37％。
对比例1-2
一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，包括步骤如下：
(1)单独取转炉渣，转炉渣包括组分及质量百分含量同实施例1；
(2)将转炉渣进行湿磨至粒度为-45μm占92％，获得矿浆，所述矿浆质量浓度为30％；
(3)向矿浆中添加捕收剂和起泡剂，进行浮选，浮选过程为：两次粗选、两次扫选和两次精选，干燥后，获得铜精矿和尾渣，其中，所述的单次选矿时间为5-10min，所述是两次粗选、两次扫选的药剂制度为：
粗1为Z200＝80g/t、Y89＝80g/t，2#油为30g/t，粗2为Y89＝35g/t，2#油为30g/t，扫1为Y89＝17.5g/t，2#油为10g/t，扫2为Y89＝17.5g/t，2#油为10g/t；浮选过程中，Z200与Y89用药量根据实际操作具有±15％的用量浮动；其中，Z200为硫铵酯，Y89为异戊基黄药，2#油为松醇油；
获得铜精矿的铜品位为24.46％，混合渣中铜回收率为89.49％，尾渣含铜为0.46％。
实施例2
一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，包括步骤如下：
(1)取水淬渣和转炉渣，二者质量比为3:2，进行混合，获得混合渣，混合渣原矿Cu品位为2.548％，其中：
水淬渣为经过侧吹熔炼、电炉贫化、PS转炉吹炼的火法工艺，熔炼过程产出的熔炼渣经电炉贫化和高压水淬得到的水淬渣，水淬渣包括元素及质量百分含量为：Cu 0.87％，SiO2 36.42％，Al2O3 8.79％，CaO 8.17％，MgO 1.39％，Pb 0.063％，Zn 6.58％，As0.076％，S 0.74％，Fe 32.55％，余量其他；还包括Au 0.11g/t，Ag 1.8g/t；
水淬渣物相包括晶相和非晶相，晶相质量百分含量为0.93％，非晶相质量百分含量为99.07％；
水淬渣晶相包括冰铜相0.65％，辉铜矿相＜0.01％，自然铜0.01％，黄铁矿0.02％，氧化铁0.2％，铁橄榄石相0.02％；非晶相包括石英0.03％，含Cu玻璃相99.07％；
水淬渣Cu分配率为冰铜相42.5％，含Cu玻璃相57.49％，辉铜矿相＜0.01％，自然铜0.01％；
转炉渣包括组分及质量百分含量为Cu 3.5％，SiO2 20.2％，Al2O3 0.74％，CaO0.15％，MgO 0.2％，Pb 2.61，Zn 3.50，As 0.018，S 0.25，Fe 47.58％，余量其他；还包括Au0.11g/t，Ag 10.38g/t；
(2)将混合渣进行湿磨至粒度为-45μm占92％，获得矿浆，所述矿浆质量浓度为40％；
(3)向矿浆中添加捕收剂和起泡剂，进行浮选，浮选过程为：两次粗选、两次扫选和两次精选，干燥后，获得铜精矿和尾渣，其中，所述的单次选矿时间为5-10min，所述是两次粗选、两次扫选的药剂制度为：
粗1为Z200＝70g/t、Y89＝70g/t，2#油为30g/t，粗2为Y89＝32.5g/t，2#油为30g/t，扫1为Y89＝15g/t，2#油为10g/t，扫2为Y89＝15g/t，2#油为10g/t；浮选过程中，Z200与Y89用药量根据实际操作具有±15％的用量浮动；其中，Z200为硫铵酯，Y89为异戊基黄药，2#油为松醇油；
获得铜精矿的铜品位为22.042％，混合渣中铜回收率为86.48％，尾渣含铜为0.382％。
实施例3
一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，包括步骤如下：
(1)取水淬渣和转炉渣，二者质量比为2:3，进行混合，获得混合渣，混合渣原矿Cu品位为2.94％，其中：
水淬渣为经过侧吹熔炼、电炉贫化、PS转炉吹炼的火法工艺，熔炼过程产出的熔炼渣经电炉贫化和高压水淬得到的水淬渣，水淬渣包括元素及质量百分含量为：Cu 0.87％，SiO2 36.42％，Al2O3 8.79％，CaO 8.17％，MgO 1.39％，Pb 0.063％，Zn 6.58％，As0.076％，S 0.74％，Fe 32.55％，余量其他；还包括Au 0.11g/t，Ag 1.8g/t；
水淬渣物相包括晶相和非晶相，晶相质量百分含量为0.93％，非晶相质量百分含量为99.07％；
水淬渣晶相包括冰铜相0.65％，辉铜矿相＜0.01％，自然铜0.01％，黄铁矿0.02％，氧化铁0.2％，铁橄榄石相0.02％；非晶相包括石英0.03％，含Cu玻璃相99.07％；
水淬渣Cu分配率为冰铜相42.5％，含Cu玻璃相57.49％，辉铜矿相＜0.01％，自然铜0.01％；
转炉渣包括组分及质量百分含量为Cu 3.5％，SiO2 20.2％，Al2O3 0.74％，CaO0.15％，MgO 0.2％，Pb 2.61，Zn 3.50，As 0.018，S 0.25，Fe 47.58％，余量其他；还包括Au0.11g/t，Ag 10.38g/t；
(2)将混合渣进行湿磨至粒度为-45μm占92％，获得矿浆，所述矿浆质量浓度为30％；
(3)向矿浆中添加捕收剂和起泡剂，进行浮选，浮选过程为：两次粗选、两次扫选和两次精选，干燥后，获得铜精矿和尾渣，其中，所述的单次选矿时间为5-10min，所述是两次粗选、两次扫选的药剂制度为：
粗1为Z200＝60-80g/t、Y89＝60-80g/t、2#油＝30g/t，粗2为Y89＝30-35g/t、2#油＝20g/t，扫1为Y89＝15-17.5g/t、2#油＝10g/t，扫2为Y89＝15-17.5g/t、2#油＝10g/t；其中，Z200为硫铵酯，Y89为异戊基黄药，2#油为松醇油；
获得铜精矿的铜品位为21.17％，混合渣中铜回收率为84.57％，尾渣含铜为0.412％。
实施例4
一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，包括步骤如下：
(1)取水淬渣和转炉渣，二者质量比为2:3，进行混合，获得混合渣，混合渣原矿Cu品位为2.94％，其中：
水淬渣铜品位为0.87％，转炉渣铜品位为3-3.5％，转炉包底渣铜品位为6.04-15.87％；
水淬渣为经过侧吹熔炼、电炉贫化、PS转炉吹炼的火法工艺，熔炼过程产出的熔炼渣经电炉贫化和高压水淬得到的水淬渣，水淬渣包括元素及质量百分含量为：Cu 0.87％，SiO2 36.42％，Al2O3 8.79％，CaO 8.17％，MgO 1.39％，Pb 0.063％，Zn 6.58％，As0.076％，S 0.74％，Fe 32.55％，余量其他；还包括Au 0.11g/t，Ag 1.8g/t；
水淬渣物相包括晶相和非晶相，晶相质量百分含量为0.93％，非晶相质量百分含量为99.07％；
水淬渣晶相包括冰铜相0.65％，辉铜矿相＜0.01％，自然铜0.01％，黄铁矿0.02％，氧化铁0.2％，铁橄榄石相0.02％；非晶相包括石英0.03％，含Cu玻璃相99.07％；
水淬渣Cu分配率为冰铜相42.5％，含Cu玻璃相57.49％，辉铜矿相＜0.01％，自然铜0.01％；
转炉渣包括组分及质量百分含量为Cu 3.5％，SiO2 20.2％，Al2O3 0.74％，CaO0.15％，MgO 0.2％，Pb 2.61，Zn 3.50，As 0.018，S 0.25，Fe 47.58％，余量其他；还包括Au0.11g/t，Ag 10.38g/t；
(2)将混合渣进行湿磨至粒度为-45μm占92％，获得矿浆，所述矿浆质量浓度为40％；
(3)向矿浆中添加捕收剂和起泡剂，进行浮选，浮选过程为：两次粗选、两次扫选和两次精选，干燥后，获得铜精矿和尾渣，其中，所述的单次选矿时间为5-10min，所述是两次粗选、两次扫选的药剂制度为：
粗1为Z200＝75g/t、Y89＝75g/t，2#油为30g/t，粗2为Y89＝32.5g/t，2#油为30g/t，扫1为Y89＝16g/t，2#油为10g/t，扫2为Y89＝16g/t，2#油为10g/t；浮选过程中，Z200与Y89用药量根据实际操作具有±15％的用量浮动；其中，Z200为硫铵酯，Y89为异戊基黄药，2#油为松醇油；
获得铜精矿的铜品位为21.18％，混合渣中铜回收率为86.95％，尾渣含铜为0.373％。
实施例5
一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，包括步骤如下：
(1)取水淬渣，转炉渣和转炉低渣，三者质量比为4:3:1，获得混合渣，其中：
水淬渣为经过侧吹熔炼、电炉贫化、PS转炉吹炼的火法工艺，熔炼过程产出的熔炼渣经电炉贫化和高压水淬得到的水淬渣，水淬渣包括元素及质量百分含量为：Cu 0.87％，SiO2 36.42％，Al2O3 8.79％，CaO 8.17％，MgO 1.39％，Pb 0.063％，Zn 6.58％，As0.076％，S 0.74％，Fe 32.55％，余量其他；还包括Au 0.11g/t，Ag 1.8g/t；
水淬渣物相包括晶相和非晶相，晶相质量百分含量为0.93％，非晶相质量百分含量为99.07％；
水淬渣晶相包括冰铜相0.65％，辉铜矿相＜0.01％，自然铜0.01％，黄铁矿0.02％，氧化铁0.2％，铁橄榄石相0.02％；非晶相包括石英0.03％，含Cu玻璃相99.07％；
水淬渣Cu分配率为冰铜相42.5％，含Cu玻璃相57.49％，辉铜矿相＜0.01％，自然铜0.01％；
转炉渣包括组分及质量百分含量为Cu 3.5％，SiO2 20.2％，Al2O3 0.74％，CaO0.15％，MgO 0.2％，Pb 2.61，Zn 3.50，As 0.018，S 0.25，Fe 47.58％，余量其他；还包括Au0.11g/t，Ag 10.38g/t；
转炉包底渣包括组分及质量百分含量为Cu 11.33％，SiO2 21.58％，Al2O30.56％，CaO 0.16％，MgO 0.19％，Pb 0.83，Zn1.26，As 0.012，S 0.62，Fe 48.52％，余量其他；还包括Au 4.66g/t，Ag 80.27g/t；
(2)将混合渣进行湿磨至粒度为-45μm占92％，获得矿浆，所述矿浆质量浓度为30％；
(3)向矿浆中添加捕收剂和起泡剂，进行浮选，浮选过程为：两次粗选、两次扫选和两次精选，干燥后，获得铜精矿和尾渣，其中，所述的单次选矿时间为5-10min，所述是两次粗选、两次扫选的药剂制度为：
粗1为Z200＝75g/t、Y89＝75g/t，2#油为30g/t，粗2为Y89＝32.5g/t，2#油为30g/t，扫1为Y89＝16g/t，2#油为10g/t，扫2为Y89＝16g/t，2#油为10g/t；浮选过程中，Z200与Y89用药量根据实际操作具有±15％的用量浮动；其中，Z200为硫铵酯，Y89为异戊基黄药，2#油为松醇油；
获得铜精矿的铜品位为23.55％，混合渣中铜回收率为91.37％，尾渣含铜为0.412％。
对比例5-1
同实施例5，区别在于，步骤(2)中，将混合渣进行湿磨至粒度为-45μm占70％，获得矿浆质量浓度为33％，进行浮选，获得铜精矿的铜品位为22.13％，混合渣中铜回收率为70.42％，尾渣含铜为0.58％。
对比例5-2
同实施例5，区别在于，步骤(2)中，将混合渣进行湿磨至粒度为-45μm占80％，获得矿浆质量浓度为33％，进行浮选，获得铜精矿的铜品位为20.18％，混合渣中铜回收率为81.45％，尾渣含铜为0.54％。
实施例6
一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，包括步骤如下：
(1)取水淬渣，转炉渣和转炉低渣，三者质量比为4:3:1，获得混合渣，其中：
水淬渣为经过侧吹熔炼、电炉贫化、PS转炉吹炼的火法工艺，熔炼过程产出的熔炼渣经电炉贫化和高压水淬得到的水淬渣，水淬渣包括元素及质量百分含量为：Cu 0.87％，SiO2 36.42％，Al2O3 8.79％，CaO 8.17％，MgO 1.39％，Pb 0.063％，Zn 6.58％，As0.076％，S 0.74％，Fe 32.55％，余量其他；还包括Au 0.11g/t，Ag 1.8g/t；
水淬渣物相包括晶相和非晶相，晶相质量百分含量为0.93％，非晶相质量百分含量为99.07％；
水淬渣晶相包括冰铜相0.65％，辉铜矿相＜0.01％，自然铜0.01％，黄铁矿0.02％，氧化铁0.2％，铁橄榄石相0.02％；非晶相包括石英0.03％，含Cu玻璃相99.07％；
水淬渣Cu分配率为冰铜相42.5％，含Cu玻璃相57.49％，辉铜矿相＜0.01％，自然铜0.01％；
转炉渣包括组分及质量百分含量为Cu 3.5％，SiO2 20.2％，Al2O3 0.74％，CaO0.15％，MgO 0.2％，Pb 2.61，Zn 3.50，As 0.018，S 0.25，Fe 47.58％，余量其他；还包括Au0.11g/t，Ag 10.38g/t；
转炉包底渣包括组分及质量百分含量为Cu 11.33％，SiO2 21.58％，Al2O30.56％，CaO 0.16％，MgO 0.19％，Pb 0.83，Zn1.26，As 0.012，S 0.62，Fe 48.52％，余量其他；还包括Au 4.66g/t，Ag 80.27g/t；
(2)将混合渣进行湿磨至粒度为-45μm占92％，获得矿浆，所述矿浆质量浓度为40％；
(3)向矿浆中添加捕收剂和起泡剂，进行浮选，浮选过程为：两次粗选、两次扫选和两次精选，干燥后，获得铜精矿和尾渣，其中，所述的单次选矿时间为5-10min，所述是两次粗选、两次扫选的药剂制度为：
粗1为Z200＝75g/t、Y89＝75g/t，2#油为30g/t，粗2为Y89＝32.5g/t，2#油为30g/t，扫1为Y89＝16g/t，2#油为10g/t，扫2为Y89＝16g/t，2#油为10g/t；浮选过程中，Z200与Y89用药量根据实际操作具有±15％的用量浮动；其中，Z200为硫铵酯，Y89为异戊基黄药，2#油为松醇油；
获得铜精矿的铜品位为23.56％，混合渣中铜回收率为93.44％，尾渣含铜为0.371％。
实施例7
一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，包括步骤如下：
(1)取水淬渣，转炉渣和转炉低渣，三者质量比为2.37:2.95:1.18，获得混合渣，其中：
水淬渣为经过侧吹熔炼、电炉贫化、PS转炉吹炼的火法工艺，熔炼过程产出的熔炼渣经电炉贫化和高压水淬得到的水淬渣，水淬渣包括元素及质量百分含量为：Cu 0.87％，SiO2 36.42％，Al2O3 8.79％，CaO 8.17％，MgO 1.39％，Pb 0.063％，Zn 6.58％，As0.076％，S 0.74％，Fe 32.55％，余量其他；还包括Au 0.11g/t，Ag 1.8g/t；
水淬渣物相包括晶相和非晶相，晶相质量百分含量为0.93％，非晶相质量百分含量为99.07％；
水淬渣晶相包括冰铜相0.65％，辉铜矿相＜0.01％，自然铜0.01％，黄铁矿0.02％，氧化铁0.2％，铁橄榄石相0.02％；非晶相包括石英0.03％，含Cu玻璃相99.07％；
水淬渣Cu分配率为冰铜相42.5％，含Cu玻璃相57.49％，辉铜矿相＜0.01％，自然铜0.01％；
转炉渣包括组分及质量百分含量为Cu 3.5％，SiO2 20.2％，Al2O3 0.74％，CaO0.15％，MgO 0.2％，Pb 2.61，Zn 3.50，As 0.018，S 0.25，Fe 47.58％，余量其他；还包括Au0.11g/t，Ag 10.38g/t；
转炉包底渣包括组分及质量百分含量为Cu 11.33％，SiO2 21.58％，Al2O30.56％，CaO 0.16％，MgO 0.19％，Pb 0.83，Zn1.26，As 0.012，S 0.62，Fe 48.52％，余量其他；还包括Au 4.66g/t，Ag 80.27g/t；
(2)将混合渣进行湿磨至粒度为-45μm占92％，获得矿浆，所述矿浆质量浓度为30％；
(3)向矿浆中添加捕收剂和起泡剂，进行浮选，浮选过程为：两次粗选、两次扫选和两次精选，干燥后，获得铜精矿和尾渣，其中，所述的单次选矿时间为5-10min，所述是两次粗选、两次扫选的药剂制度为：
粗1为Z200＝80g/t、Y89＝80g/t，2#油为30g/t，粗2为Y89＝35g/t，2#油为30g/t，扫1为Y89＝16g/t，2#油为10g/t，扫2为Y89＝16g/t，2#油为10g/t；浮选过程中，Z200与Y89用药量根据实际操作具有±15％的用量浮动；其中，Z200为硫铵酯，Y89为异戊基黄药，2#油为松醇油；
获得铜精矿的铜品位为24.86％，混合渣中铜回收率为91.88％，尾渣含铜为0.407％。
实施例8
一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，包括步骤如下：
(1)取水淬渣，转炉渣和转炉低渣，三者质量比为2.37:2.95:1.18，获得混合渣，其中：
水淬渣为经过侧吹熔炼、电炉贫化、PS转炉吹炼的火法工艺，熔炼过程产出的熔炼渣经电炉贫化和高压水淬得到的水淬渣，水淬渣包括元素及质量百分含量为：Cu 0.87％，SiO2 36.42％，Al2O3 8.79％，CaO 8.17％，MgO 1.39％，Pb 0.063％，Zn 6.58％，As0.076％，S 0.74％，Fe 32.55％，余量其他；还包括Au 0.11g/t，Ag 1.8g/t；
水淬渣物相包括晶相和非晶相，晶相质量百分含量为0.93％，非晶相质量百分含量为99.07％；
水淬渣晶相包括冰铜相0.65％，辉铜矿相＜0.01％，自然铜0.01％，黄铁矿0.02％，氧化铁0.2％，铁橄榄石相0.02％；非晶相包括石英0.03％，含Cu玻璃相99.07％；
水淬渣Cu分配率为冰铜相42.5％，含Cu玻璃相57.49％，辉铜矿相＜0.01％，自然铜0.01％；
转炉渣包括组分及质量百分含量为Cu 3.5％，SiO2 20.2％，Al2O3 0.74％，CaO0.15％，MgO 0.2％，Pb 2.61，Zn 3.50，As 0.018，S 0.25，Fe 47.58％，余量其他；还包括Au0.11g/t，Ag 10.38g/t；
转炉包底渣包括组分及质量百分含量为Cu 11.33％，SiO2 21.58％，Al2O30.56％，CaO 0.16％，MgO 0.19％，Pb 0.83，Zn1.26，As 0.012，S 0.62，Fe 48.52％，余量其他；还包括Au 4.66g/t，Ag 80.27g/t；
(2)将混合渣进行湿磨至粒度为-45μm占92％，获得矿浆，所述矿浆质量浓度为40％；
(3)向矿浆中添加捕收剂和起泡剂，进行浮选，浮选过程为：两次粗选、两次扫选和两次精选，干燥后，获得铜精矿和尾渣，其中，所述的单次选矿时间为5-10min，所述是两次粗选、两次扫选的药剂制度为：
粗1为Z200＝80g/t、Y89＝80g/t，2#油为30g/t，粗2为Y89＝35g/t，2#油为30g/t，扫1为Y89＝16g/t，2#油为10g/t，扫2为Y89＝16g/t，2#油为10g/t；浮选过程中，Z200与Y89用药量根据实际操作具有±15％的用量浮动；其中，Z200为硫铵酯，Y89为异戊基黄药，2#油为松醇油；
获得铜精矿的铜品位为24.88％，混合渣中铜回收率为93.94％，尾渣含铜为0.356％。
上述实施例与对比例的选矿参数及结构数据见表7。
表7三种渣其及混合渣选矿厂试验结果
Figure BDA0002350078960000191
由表7结果可知，将水淬渣与转炉渣或转炉包底渣混合浮选，获得的铜精矿铜品位和铜回收率均比水淬渣单独处理要高得的。因此可以根据生产实际情况，对不同炉渣配比，再进行浮选，以便有效地回收铜(在本矿石中铜是金和银的最佳载体，因此随着铜回收率的增加，金和银的回收率相应增加)。
针对上述对比例1-2所记载的水淬渣样主要采用的浮选选别工艺，得出以下结论：
(1)水淬渣中，冰铜、辉铜矿及金属铜中的Cu仅占总Cu的23.5％，剩余76.5％的Cu分散在非晶相物质中，难以通过选矿方法回收。
(2)采用Z200+Y89捕收剂，磨矿细度-45μm含量占92％的条件下，水淬渣样经过两段粗选、两段扫选、两段精选的闭路流程试验获得含铜17.62％，铜回收率44.66％的铜精矿。
在实施例8的基础上，通过水淬渣：转炉渣：转炉底渣＝2.37:2.95:1.18混选，粗1为Z200＝75g/t、Y89＝75g/t，2#油为30g/t，粗2为Y89＝32.5g/t，2#油为30g/t，扫1为Y89＝16g/t，2#油为10g/t，扫2为Y89＝16g/t，2#油为10g/t；浮选过程中，Z200与Y89用药量根据实际操作具有±15％的用量浮动；其中，Z200为硫铵酯，Y89为异戊基黄药，2#油为松醇油。可见，对于单独难选的水淬渣，将其与转炉渣和/或转炉包底渣按特定比例进行混合，限定磨矿细度达到-45μm占90-95％，矿浆浓度达到30-40％，并限定浮选用药制度条件下，能够将混合渣铜回收率由单独浮选的44.66％提升至84.15-93.44％，可增加效益1600万元/a以上，同时，铜作为金和银的最佳载体，随着铜回收率的增加，金和银的回收率也相应增加。

Claims (8)

1.一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，其特征在于，包括步骤如下：
(1)取铜冶炼渣进行混合，获得混合渣，其中，所述的混合渣为水淬渣和转炉渣的混合渣，二者质量比为(3-2)：(2-3)；或为水淬渣，转炉渣和转炉包底渣的混合渣，三者质量比为(3-4):(2-3):(1.5-2.5)，所述的水淬渣铜品位为0.42-1%，转炉渣铜品位为2.8-4.1%，转炉包底渣铜品位为6.04-15.87%；
(2)将混合渣进行湿磨至粒度为-45μm占90-95%，获得矿浆，所述矿浆质量浓度为30-40%；
(3)向矿浆中添加捕收剂和起泡剂，进行浮选，浮选过程为：两次粗选、两次扫选和两次精选，干燥后，获得铜精矿和尾渣，其中，单次选矿时间为5-10min，所述两次粗选、两次扫选的药剂制度为：
粗1为Z200=60-80g/t、Y89=60-80 g/t、2#油=30g/t，粗2为Y89=30-35 g/t、2#油=20g/t，扫1为Y89=15-17.5g/t、2#油=10g/t，扫2为Y89=15-17.5g/t、2#油=10g/t，其中，Z200为硫铵酯，Y89为异戊基黄药，2#油为松醇油。
2.根据权利要求1所述的铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，其特征在于，所述步骤1中，水淬渣包括元素及质量百分含量为：Cu 0.42-1%，SiO2 33.42-39.7%，Al2O3 8.79-9.54%，CaO 6.53-8.17%，MgO 1.39-2.07%，Pb 0.088，Zn 7.03，As 0.082，S 0.74，Fe29.77-34.62%，余量其他；还包括Au 0.07-0.14 g/t，Ag 1.5-2.5g/t。
3.根据权利要求1所述的铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，其特征在于，所述步骤1中，水淬渣物相包括晶相和非晶相，晶相质量百分含量为0.9-6.4%，非晶相质量百分含量为93.6-99.1%，其中：
水淬渣晶相包括冰铜相 0.164-0.65%，辉铜矿相＜0.01%，金属铜＜0.005%，自然铜＜0.01%，黄铁矿＜0.02%，氧化铁＜0.2%，铁橄榄石相 0.02-5.72%；非晶相包括石英＜0.03%，含Cu玻璃相93.6-99.07%。
4.根据权利要求1所述的铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，其特征在于，所述步骤1中，水淬渣Cu分配率为 冰铜相 24.68-42.5%，含Cu玻璃相 57.49-73.39%，辉铜矿相 ≤0.63%，金属铜≤ 1.29%，自然铜≤0.01%。
5.根据权利要求1所述的铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，其特征在于，所述步骤1中，水淬渣中的铜分布于含Cu玻璃相和冰铜中，含Cu玻璃相中分配率为57.49%～73.39%，冰铜中分配率为24.68%～42.5%。
6.根据权利要求1所述的铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，其特征在于，所述步骤1中，转炉渣包括组分及质量百分含量为Cu 2.8-4.1%，SiO2 18.5-22.5%，Al2O3 0.62-0.88%，CaO 0.1-0.2%，MgO 0.1-0.3%，Pb 2.10-2.87%，Zn 2.64-4.38%，As 0.011-0.024%，S0.1-0.46%，Fe 44.19-49.65%，余量其他；还包括Au0.068-1.56 g/t，Ag 4.11-18.85g/t。
7.根据权利要求1所述的铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，其特征在于，所述步骤1中，转炉包底渣包括组分及质量百分含量为Cu 6.04-15.87%，SiO2 20.39-22.34%，Al2O30.33-0.7%，CaO 0.1-0.2%，MgO 0.1-0.3%，Pb 0.83，Zn 0.84-1.72%，As 0.008-0.016%，S0.55-0.76%，Fe 47.19-49.85%，余量其他；还包括Au 0.67-9.28 g/t，Ag 13.61-159.92g/t。
8.根据权利要求1所述的铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，其特征在于，所述步骤3中，获得铜精矿的铜品位为21-24.86%，混合渣中铜回收率为84.15-93.94%，尾渣含铜为0.356-0.425%。
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