CN111185296A - 一种铜冶炼炉渣选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明属于冶金及矿物加工技术领域，具体公开了一种铜冶炼炉渣选矿方法。本发明的铜冶炼炉渣选矿方法包括以下步骤：(1)铜冶炼炉渣依次经过粗碎、半自磨、一次分级和二次分级；(2)进入搅拌槽，加入浮选药剂调浆；(3)依次经过一段粗选、二段粗选、一级扫选、二级扫选和粗精选；(4)依次经过磁选、磨矿和分级；(3)进行三段浮选。本发明选矿方法在现有常规的“粗选+扫选+精选”选矿工艺后增加新的“预先弱磁选+高效细磨+多级浮选”的选矿流程，不仅适用于新建系统，也适用于老系统的改造，可操作性强，并且同步提高了铜冶炼炉渣选矿中铜和铁的回收率，能耗低。

Description

一种铜冶炼炉渣选矿方法
【技术领域】
本发明属于冶金及矿物加工技术领域，具体涉及一种铜冶炼炉渣选矿方法。
【背景技术】
铜火法冶炼中会产生大量的炉渣，一般铜渣含铜量在2％-5％，如果这些炉渣不能被合理使用，不仅会造成环境污染，而且也造成了铜资源的浪费，因此，对这些炉渣进行再利用，对节约资源及保护环境有着重大的意义。
通过分析铜冶炼炉渣的物相，发现铜冶炼炉渣中的主要成分有辉铜矿、斑铜矿、磁铁矿、铁橄榄石以及金属铜等。目前通常采用浮选法处理铜冶炼渣以回收炉渣中的铜，其工艺流程一般为“粗选+扫选+精选”，该浮选流程处理效率较低，处理后的尾矿含铜仍然较高，还是造成了一定的资源浪费。
目前针对上述问题，也有一些现有技术提出了相应的解决办法。例如中国发明专利申请CN 104399573 A一种铜炉渣选矿工艺经过多次磨矿分级、粗选和扫选，在一定程度上提高了铜的回收率，但是铜回收效果仍然不明显；中国发明专利申请CN 106000639 A一种含高品位冰铜的铜冶炼转炉渣处理工艺中，先经过磁选将炉渣中的白冰铜非磁性物料直接作为铜精矿产品返回熔炼，虽然减少了铜的损失，但是仅仅适用于含高品位冰铜的铜冶炼转炉渣的选矿，而对于普通的铜冶炼炉渣来说，若先磁选再磨矿浮选，则在磁选阶段磁选效率低，意义不大；中国发明专利申请CN 102294297 A从炼铜转炉渣回收铜的磁浮联合选矿方法，通过磨矿后磁选在进行浮选，有效提升了铜的回收率。但是上述选矿工艺仅仅是提高了炉渣中铜的回收率，并无法有效提升炉渣中铁的回收率。
因此，在铜冶炼炉渣的回收处理中，在确保铜精矿品位的前提下，还亟需降低能耗、最大化提高铜回收率以及同时有效对铁进行回收。
【发明内容】
本发明的发明目的在于：针对上述存在的问题，提供一种铜冶炼炉渣选矿方法。本发明选矿方法在现有常规的“粗选+扫选+精选”选矿工艺后增加新的“预先弱磁选+高效细磨+多级浮选”的选矿流程，不仅适用于新建系统，也适用于老系统的改造，可操作性强，并且同步提高了铜冶炼炉渣选矿中铜和铁的回收率，能耗低。
为了实现上述目的，本发明采用的技术方案如下：
一种铜冶炼炉渣选矿方法，包括以下步骤：
(1)将铜冶炼炉渣经过粗碎后，输送至半自磨机进行半自磨，半自磨机的排矿经筛分粒径8mm以下的溢流矿浆进入一次分级作业，沉砂再返回半自磨机中；一次分级作业后的溢流矿浆进入二次分级作业，一次分级作业的沉砂和二次分级作业的沉砂均通过一次磨矿后再进入一次分级作业；其中，二次分级作业溢流矿的细度为-325目含量为80％以上；
(2)所述二次分级作业溢流矿进入搅拌槽中，加入第一浮选药剂并调节pH后，得第一矿浆；
(3)所述第一矿浆进入一段粗选浮选机进行一段粗选，得一段粗选泡沫和一段粗选底流；所述一段粗选底流进入二段粗选浮选机进行二段粗选，得二段粗选泡沫和二段粗选底流；所述二段粗选底流加入第二浮选药剂后进入一级扫选作业，得一级扫选泡沫和一级扫选底流；所述一级扫选底流进入二级扫选作业，得二级扫选泡沫和二级扫选底流；所述二段粗选泡沫、所述一级扫选泡沫和所述二级扫选泡沫合并进入初精选作业，得初精选泡沫和初精选底流；所述初精选底流返回所述二段粗选浮选机进行二段粗选；
(4)所述二级扫选底流进入磁选机进行磁选，得非磁性物和磁性物；所述非磁性物经过浓缩、过滤，即得尾矿；所述磁性物进行二次磨矿后进入三次分级作业，三次分级作业的沉砂再进入二次磨矿；
(5)所述三级作业后的溢流矿浆加入第三浮选药剂并调节pH后，进入浮选柱进行粗选，得粗选泡沫和粗选底流；所述粗选泡沫进入浮选柱进行一级精选，得一级精选泡沫和一级精选底流；所述一级精选泡沫进入到浮选柱进行二级精选，得二级精选泡沫和二级精选底流；所述二级精选泡沫、所述一段粗选泡沫和所述初精选泡沫合并混合后进行浓缩、过滤，即得铜精矿产品；所述二级精选底流返回所述一级精选浮选柱，所述一级精选底流再进入所述三次分级作业，所述粗选底流经过浓缩、过滤，即得铁精矿产品。
进一步的，所述第一浮选药剂包括：Z-200 20-50g/t原矿浆和2号油30-60g/t原矿浆；所述第二浮选药剂包括：Z-200 40-70g/t二段粗选底流和2号油30-70g/t二段粗选底流；所述第三浮选药剂包括：Z-200 50-90g/t第二矿浆和2号油40-70g/t第二矿浆。
进一步的，所述磁选机的磁场强度为600-1400GS。
进一步的，所述二次磨矿的磨矿浓度为40-65％。
进一步的，所述粗选时浮选柱的风压为0.35-0.4MPa，所述一级精选浮选柱和所述二级精选浮选柱的风压均为0.3-0.35MPa。
进一步的，所述二次磨矿中采用立式搅拌磨或艾萨磨等湿法节能细磨设备。
综上所述，由于采用了上述技术方案，本发明的有益效果是：
(1)本发明选矿方法在现有常规的“粗选+扫选+精选”选矿工艺后增加新的选矿流程，不影响常规“粗选+扫选+精选”的主流程，不仅适用于新建系统，也适用于老系统的改造，可操作性强。
(2)本发明通过对铜熔炼渣选矿原矿和产品进行物相分析，发现浮选尾矿中的铜矿物粒度细小，大部分包裹或嵌生于脉石矿物和磁铁矿中，因此，本发明针对性的新增加“预先弱磁选+高效细磨+多级浮选”的选矿流程，实现了磁铁矿中铜矿物的有效回收，同步提高了铜冶炼炉渣选矿中铜和铁的回收率，且能耗低。其中，先采用磁选预处理，有效降低了下一步所需细磨的矿量；然后采用立式搅拌磨或艾萨磨等节能磨矿设备进行细磨(二次磨矿)，磨矿浓度40％-65％，出料产品粒度达到500目甚至600目以下，实现了含铜矿物与脉石矿物的有效解离，磨矿效率高且节能效果显著；由于炉渣具有不易泥化的特性，对磨矿后的矿浆采用浮选柱进行粗选和两级精选作业，扩大了各级浮选的调整范围，有效保障了最终铜精矿的产品品质，流程适应性强，其中，浮选浓度20％-35％，粗选的泡沫铜品位为2-5％，一级精选的泡沫铜品位为8％-12％，二级精选的泡沫铜品位为16％以上，将二级精选的泡沫与常规流程铜精矿混合进行脱水得铜精矿，而一级精选柱的底流返回粗选，二级精选柱的底流返回一级精选，粗选的底流进行脱水后成为铁精矿产品，铁品位55％以上。
【附图说明】
图1是本发明工艺流程示意图。
如下具体实施方式将结合上述附图进一步说明本发明。
【具体实施方式】
下面结合附图1和具体实施例对本发明进行详细的说明。
实施例1
一种铜冶炼炉渣选矿方法，包括以下步骤：
(1)将铜金属含量为1.8％的铜冶炼炉渣经过粗碎后，输送至半自磨机进行半自磨，半自磨机的排矿经筛分粒径8mm以下的溢流矿浆进入一次分级作业，沉砂再返回半自磨机中；一次分级作业后的溢流矿浆进入二次分级作业，一次分级作业的沉砂和二次分级作业的沉砂均通过一次磨矿后再进入一次分级作业；
(2)所述二次分级作业溢流矿(细度为-325目含量为80％)进入搅拌槽中，加入由Z-200和2号油组成的第一浮选药剂(加入量分别为Z-200 20g/t和2号油30g/t)，并加入碳酸氢钠调节pH至8.0后，得第一矿浆；
(3)所述第一矿浆进入一段粗选浮选机进行一段粗选，得一段粗选泡沫和一段粗选底流；所述一段粗选底流进入二段粗选浮选机进行二段粗选，得二段粗选泡沫和二段粗选底流；所述二段粗选底流加入由Z-200和2号油组成的第二浮选药剂(加入量为Z-20040g/t和2号油30g/t)后进入一级扫选作业，得一级扫选泡沫和一级扫选底流；所述一级扫选底流进入二级扫选作业，得二级扫选泡沫和二级扫选底流；所述二段粗选泡沫、所述一级扫选泡沫和所述二级扫选泡沫合并进入初精选作业，得初精选泡沫和初精选底流；所述初精选底流返回所述二段粗选浮选机进行二段粗选；
(4)所述二级扫选底流进入磁场强度为600GS的磁选机进行磁选，得非磁性物和磁性物；所述非磁性物经过浓缩、过滤，即得尾矿；所述磁性物进行二次磨矿(磨矿浓度为40％)后进入三次分级作业，三次分级作业的沉砂再进入二次磨矿；
(5)所述三级作业后的溢流矿浆加入由Z-200和2号油组成的第三浮选药剂(加入量为Z-200 50g/t和2号油40g/t)并加入碳酸氢钠调节pH至8.0后，进入浮选柱(风压为0.35MPa)进行粗选，得粗选泡沫(泡沫层厚度200mm，所得泡沫铜品位为2％)和粗选底流；所述粗选泡沫进入浮选柱(风压为0.3MPa)进行一级精选，得一级精选泡沫(泡沫层厚度350mm，所得泡沫铜品位为8％)和一级精选底流；所述一级精选泡沫进入到浮选柱(风压为0.3MPa)进行二级精选，得二级精选泡沫(泡沫层厚度550mm，所得泡沫铜品位为16％)和二级精选底流；所述二级精选泡沫、所述一段粗选泡沫和所述初精选泡沫合并混合后进行浓缩、过滤，即得铜精矿产品；所述二级精选底流返回所述一级精选浮选柱，所述一级精选底流再进入所述三次分级作业，所述粗选底流经过浓缩、过滤，即得铁精矿产品。
在实际生产中通常使用原矿品位、精矿品位、尾矿品位计算选矿回收率，计算公式为：
铜回收率(％)＝(β(α-θ))/(α(β-θ))*100％
式中：α-原矿品位(％)，β-精矿品位(％)，θ-尾矿品位(％)。
本实施例中，经计算得到：铜炉渣含铜品位1.8％，产出含铜22.41％的精矿和含铜0.15％的尾矿，综合铜回收率达到92.28％,且铁精矿中铁品位为55％。
实施例2
一种铜冶炼炉渣选矿方法，包括以下步骤：
(1)将铜金属含量为2.5％的铜冶炼炉渣经过粗碎后，输送至半自磨机进行半自磨，半自磨机的排矿经筛分粒径8mm以下的溢流矿浆进入一次分级作业，沉砂再返回半自磨机中；一次分级作业后的溢流矿浆进入二次分级作业，一次分级作业的沉砂和二次分级作业的沉砂均通过一次磨矿后再进入一次分级作业；
(2)所述二次分级作业溢流矿(细度为-325目含量为85％)进入搅拌槽中，加入由Z-200和2号油组成的第一浮选药剂(加入量分别为Z-200 30g/t和2号油45g/t)，并加入碳酸氢钠调节pH至8.2后，得第一矿浆；
(3)所述第一矿浆进入一段粗选浮选机进行一段粗选，得一段粗选泡沫和一段粗选底流；所述一段粗选底流进入二段粗选浮选机进行二段粗选，得二段粗选泡沫和二段粗选底流；所述二段粗选底流加入由Z-200和2号油组成的第二浮选药剂(加入量为Z-20055g/t和2号油50g/t)后进入一级扫选作业，得一级扫选泡沫和一级扫选底流；所述一级扫选底流进入二级扫选作业，得二级扫选泡沫和二级扫选底流；所述二段粗选泡沫、所述一级扫选泡沫和所述二级扫选泡沫合并进入初精选作业，得初精选泡沫和初精选底流；所述初精选底流返回所述二段粗选浮选机进行二段粗选；
(4)所述二级扫选底流进入磁场强度为1000GS的磁选机进行磁选，得非磁性物和磁性物；所述非磁性物经过浓缩、过滤，即得尾矿；所述磁性物进行二次磨矿(磨矿浓度为50％)后进入三次分级作业，三次分级作业的沉砂再进入二次磨矿；
(5)所述三级作业后的溢流矿浆加入由Z-200和2号油组成的第三浮选药剂(加入量为Z-200 70g/t和2号油55g/t)并加入碳酸氢钠调节pH至8.2后，进入浮选柱(风压为0.38MPa)进行粗选，得粗选泡沫(泡沫层厚度350mm，所得泡沫铜品位为3.5％)和粗选底流；所述粗选泡沫进入浮选柱(风压为0.32MPa)进行一级精选，得一级精选泡沫(泡沫层厚度500mm，所得泡沫铜品位为11％)和一级精选底流；所述一级精选泡沫进入到浮选柱(风压为0.32MPa)进行二级精选，得二级精选泡沫(泡沫层厚度700mm，所得泡沫铜品位为17％)和二级精选底流；所述二级精选泡沫、所述一段粗选泡沫和所述初精选泡沫合并混合后进行浓缩、过滤，即得铜精矿产品；所述二级精选底流返回所述一级精选浮选柱，所述一级精选底流再进入所述三次分级作业，所述粗选底流经过浓缩、过滤，即得铁精矿产品。
在实际生产中通常使用原矿品位、精矿品位、尾矿品位计算选矿回收率，计算公式为：
铜回收率(％)＝(β(α-θ))/(α(β-θ))*100％
式中：α-原矿品位(％)，β-精矿品位(％)，θ-尾矿品位(％)。
本实施例中，经计算得到：铜炉渣含铜品位2.5％，产出含铜24.86％的精矿和含铜0.17％的尾矿，综合铜回收率达到93.84％,且铁精矿中铁品位为55％。
实施例3
一种铜冶炼炉渣选矿方法，包括以下步骤：
(1)将铜金属含量为3.2％的铜冶炼炉渣经过粗碎后，输送至半自磨机进行半自磨，半自磨机的排矿经筛分粒径8mm以下的溢流矿浆进入一次分级作业，沉砂再返回半自磨机中；一次分级作业后的溢流矿浆进入二次分级作业，一次分级作业的沉砂和二次分级作业的沉砂均通过一次磨矿后再进入一次分级作业；
(2)所述二次分级作业溢流矿(细度为-325目含量为87％)进入搅拌槽中，加入由Z-200和2号油组成的第一浮选药剂(加入量分别为Z-200 50g/t和2号油60g/t)，并加入碳酸氢钠调节pH至8.5后，得第一矿浆；
(3)所述第一矿浆进入一段粗选浮选机进行一段粗选，得一段粗选泡沫和一段粗选底流；所述一段粗选底流进入二段粗选浮选机进行二段粗选，得二段粗选泡沫和二段粗选底流；所述二段粗选底流加入由Z-200和2号油组成的第二浮选药剂(加入量为Z-20070g/t和2号油70g/t)后进入一级扫选作业，得一级扫选泡沫和一级扫选底流；所述一级扫选底流进入二级扫选作业，得二级扫选泡沫和二级扫选底流；所述二段粗选泡沫、所述一级扫选泡沫和所述二级扫选泡沫合并进入初精选作业，得初精选泡沫和初精选底流；所述初精选底流返回所述二段粗选浮选机进行二段粗选；
(4)所述二级扫选底流进入磁场强度为1400GS的磁选机进行磁选，得非磁性物和磁性物；所述非磁性物经过浓缩、过滤，即得尾矿；所述磁性物进行二次磨矿(磨矿浓度为65％)后进入三次分级作业，三次分级作业的沉砂再进入二次磨矿；
(5)所述三级作业后的溢流矿浆加入由Z-200和2号油组成的第三浮选药剂(加入量为Z-200 90g/t和2号油70g/t)并加入碳酸氢钠调节pH至8.5后，进入浮选柱(风压为0.4MPa)进行粗选，得粗选泡沫(泡沫层厚度450mm，所得泡沫铜品位为5％)和粗选底流；所述粗选泡沫进入浮选柱(风压为0.35MPa)进行一级精选，得一级精选泡沫(泡沫层厚度600mm，所得泡沫铜品位为12％)和一级精选底流；所述一级精选泡沫进入到浮选柱(风压为0.35MPa)进行二级精选，得二级精选泡沫(泡沫层厚度900mm，所得泡沫铜品位为19％)和二级精选底流；所述二级精选泡沫、所述一段粗选泡沫和所述初精选泡沫合并混合后进行浓缩、过滤，即得铜精矿产品；所述二级精选底流返回所述一级精选浮选柱，所述一级精选底流再进入所述三次分级作业，所述粗选底流经过浓缩、过滤，即得铁精矿产品。
在实际生产中通常使用原矿品位、精矿品位、尾矿品位计算选矿回收率，计算公式为：
铜回收率(％)＝(β(α-θ))/(α(β-θ))*100％
式中：α-原矿品位(％)，β-精矿品位(％)，θ-尾矿品位(％)。
本实施例中，经计算得到：铜炉渣含铜品位3.2％，产出含铜22.22％的精矿和含铜0.21％的尾矿，综合铜回收率达到94.33％,且铁精矿中铁品位为56％。
上述说明是针对本发明较佳可行实施例的详细说明，但实施例并非用以限定本发明的专利申请范围，凡本发明所提示的技术精神下所完成的同等变化或修饰变更，均应属于本发明所涵盖专利范围。

Claims (6)

1.一种铜冶炼炉渣选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：
(1)将铜冶炼炉渣经过粗碎后，输送至半自磨机进行半自磨，半自磨机的排矿经筛分粒径8mm以下的溢流矿浆进入一次分级作业，沉砂再返回半自磨机中；一次分级作业后的溢流矿浆进入二次分级作业，一次分级作业的沉砂和二次分级作业的沉砂均通过一次磨矿后再进入一次分级作业；其中，二次分级作业溢流矿的细度为-325目含量为80％以上；
(2)所述二次分级作业溢流矿进入搅拌槽中，加入第一浮选药剂并调节pH后，得第一矿浆；
(3)所述第一矿浆进入一段粗选浮选机进行一段粗选，得一段粗选泡沫和一段粗选底流；所述一段粗选底流进入二段粗选浮选机进行二段粗选，得二段粗选泡沫和二段粗选底流；所述二段粗选底流加入第二浮选药剂后进入一级扫选作业，得一级扫选泡沫和一级扫选底流；所述一级扫选底流进入二级扫选作业，得二级扫选泡沫和二级扫选底流；所述二段粗选泡沫、所述一级扫选泡沫和所述二级扫选泡沫合并进入初精选作业，得初精选泡沫和初精选底流；所述初精选底流返回所述二段粗选浮选机进行二段粗选；
(4)所述二级扫选底流进入磁选机进行磁选，得非磁性物和磁性物；所述非磁性物经过浓缩、过滤，即得尾矿；所述磁性物进行二次磨矿后进入三次分级作业，三次分级作业的沉砂再进入二次磨矿；
(5)所述三级作业后的溢流矿浆加入第三浮选药剂并调节pH后，进入浮选柱进行粗选，得粗选泡沫和粗选底流；所述粗选泡沫进入浮选柱进行一级精选，得一级精选泡沫和一级精选底流；所述一级精选泡沫进入浮选柱进行二级精选，得二级精选泡沫和二级精选底流；所述二级精选泡沫、所述一段粗选泡沫和所述初精选泡沫合并混合后进行浓缩、过滤，即得铜精矿产品；所述二级精选底流返回所述一级精选浮选柱，所述一级精选底流再进入所述三次分级作业，所述粗选底流经过浓缩、过滤，即得铁精矿产品。
2.根据权利要求1所述一种铜冶炼炉渣选矿方法，其特征在于，所述第一浮选药剂包括：Z-200 20-50g/t原矿浆和2号油30-60g/t原矿浆；所述第二浮选药剂包括：Z-200 40-70g/t二段粗选底流和2号油30-70g/t二段粗选底流；所述第三浮选药剂包括：Z-200 50-90g/t第二矿浆和2号油40-70g/t第二矿浆。
3.根据权利要求1所述一种铜冶炼炉渣选矿方法，其特征在于，所述磁选机的磁场强度为600-1400GS。
4.根据权利要求1所述一种铜冶炼炉渣选矿方法，其特征在于，所述二次磨矿的磨矿浓度为40-65％。
5.根据权利要求1所述一种铜冶炼炉渣选矿方法，其特征在于，所述粗选时的浮选柱风压为0.35-0.4MPa，所述一级精选浮选柱和所述二级精选浮选柱的风压均为0.3-0.35MPa。
6.根据权利要求1所述一种铜冶炼炉渣选矿方法，其特征在于，所述二次磨矿中采用立式搅拌磨或艾萨磨等湿法节能细磨设备。
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