CN112892855A - 一种铜冶炼混合渣中有价金属综合回收的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种铜冶炼混合渣中有价金属综合回收方法，属于冶金资源综合利用技术领域。首先将原矿通过I段磨矿后，使用旋流器分级，分级沉沙通过两次反磁选选出明铜精矿，反磁选产生的尾矿返回I段磨矿；分级溢流加入捕收剂和起泡剂进行快速浮选得到铜精矿和尾矿。快速浮选尾矿进行二段分级，分级沉沙进入II段磨矿后返回二段分级；分级溢流再次加入捕收剂和起泡剂进行浮选，浮选过程中进行两次精选，两次扫选。最后精选精矿为铜精矿，扫选精矿和精选尾矿全部集中返回二段分级，浮选尾矿进行磁选选铁。该法综合回收了混合渣中的铜、铁以及金银等贵金属，并得到产品明铜精矿，铜精矿和铁精矿。
Description
技术领域
本发明属于冶金资源综合利用技术领域，具体涉及一种铜冶炼混合渣中有价金属综合回收的方法。
背景技术
随着原生矿床的不断开采，富矿储量越来越少，目前原生矿床平均开采品位仅0.5％左右，而铜冶炼渣作为一种固体废物，其中含有铜、铁、金、银等有价金属，且数量庞大，大量的冶炼渣造成相当数量的铜金属和贵金属长期堆存，占用大量用地，严重污染环境。铜冶炼渣作为目前世界上不断增长的潜在资源和财富，开发利用铜冶炼渣资源具有重要意义和十分可观的经济效益。
在铜冶炼过程中，产生铜冶炼渣主要在造锍熔炼以及铜锍吹炼两个阶段。在造锍熔炼过程中产生的冶炼渣平均含铜3％左右，铜及其有价金属主要以硫化物的形式机械夹杂在渣中损失。而在铜锍吹炼过程中产生的滤渣平均含铜5％以上，炉渣中的铜主要以金属铜以及铜的氧化物形式损失。
目前对于冶炼渣的处理主要以火法贫化、湿法浸出、浮选分离等方法为主。其中火法贫化的主要缺点是能耗高、回收率低，最终贫化电炉渣含铜0.5％以上。而湿法浸出仅对氧化物有较好的浸出效果，对于硫化物、金属铜浸出率低，其适用范围较小，主要用于处理转炉渣。因此目前铜冶炼渣处理主要工艺仍是选矿分离。通过浮选分离，可以回收炉渣中的大部分硫化铜、氧化铜矿物，但对于吹炼过程产生的吹炼渣，因铜主要以氧化物及金属铜的形式存在，金属铜延展性较好，磨矿作业难以将其磨细，因此通过浮选方法仍难以将其回收。同时单一浮选方法，仅对硫化铜、氧化铜矿物实现回收利用，而炉渣中铁无法实现资源化回收，且炉渣中若存在金属铜，单一浮选方法仍存在金属铜难以回收，浮选尾矿含铜高、回收率低等问题。
发明内容
本发明要解决的技术问题是：浮选工艺难以处理吹炼渣、混合渣铁回收、混合渣粒度差别大等问题。
本发明的目的在于提供一种铜冶炼混合渣中有价金属综合回收的方法，该方法是一种“反磁选——浮选——磁选”联合选矿的方法，综合回收了铜冶炼混合渣中有价成分，实现了混合渣处理过程的合理化、精细化，节能化，高效化。
一种铜冶炼混合渣中有价金属综合回收方法，包括以下步骤：
(1)将原矿进行I段磨矿后进行一级旋流分级，得到一级分级沉沙和一级分级溢流；
(2)将步骤(1)得到的一级分级沉沙进行反磁选I选出金属铜(因金属铜为非磁性矿物、炉渣为磁性矿物，通过磁选即可实现金属铜与炉渣的分离)，经反磁选II得明铜精矿，两次反磁选所得尾矿重新进行I段磨矿；
(3)将步骤(1)得到的一级分级溢流调节矿浆浓度加入起泡剂和黄药类捕收剂，搅拌后进行快速浮选，得铜精矿(该部分铜精矿主要以可浮性较好、粒级较大的硫化铜矿物为主)和快速浮选尾矿；所得快速浮选尾矿进行二级旋流分级，得到二级分级沉沙和二级分级溢流；
(4)将步骤(3)所得二级分级沉沙进行II段磨矿后返回二级旋流分级；
(5)将步骤(3)所得二级分级溢流加入捕收剂和起泡剂先进行粗选I得粗选精矿和粗选尾矿；
(6)步骤(5)所得粗选精矿进行精选I得到铜精初矿和精选尾矿，铜精初矿经精选II得铜精矿和精选尾渣；步骤(5)所得粗选尾矿加入活化剂、捕收剂和起泡剂进行扫选I和扫选II得扫选精矿和扫选尾矿；
(7)将步骤(6)精选I所得精选尾矿、扫选I和扫选II所得扫选精矿全部集中返回二级旋流分级；
(8)将步骤(6)所得扫选尾矿进行磁选I和磁选II得到铁精矿和尾矿。
进一步地，步骤(1)中所述原矿为铜冶过程中通过造锍熔炼和/或铜锍吹炼后经缓冷结晶得到。
进一步地，原矿通过造锍熔炼、铜锍吹炼后装在通用12m3渣包中缓冷结晶得到，其中造锍熔炼含铜3.5％左右，自然缓冷时间不少于18小时；铜锍吹炼渣含铜5％以上，自然缓冷时间不少于24小时；自然缓冷结束后喷淋冷却，加快冷却速度。
进一步地，所述步骤(1)中一级分级溢流-74μm进入步骤(3)所述快速浮选阶段。
进一步地，步骤(2)中，反磁选过程中，磁场强度控制在(5～20)×105A/m。
进一步地，步骤(3)中，矿浆浓度调浆至40％～45％、黄药类捕收剂加入量为80g/t～100g/t、起泡剂加入量为60g/t～80g/t，搅拌5～15min后进行快速浮选。
进一步地，所述步骤(5)粗选I过程中调浆至矿浆浓度为30％～35％、黄药类捕收加入量为60g/t～80g/t、起泡剂加入量为40g/t～60g/t，搅拌5～15min后进行浮选。
进一步地，步骤(3)和步骤(5)所述起泡剂为松醇油起泡剂或2#油起泡剂；
进一步地，所述步骤(6)扫选过程中，加入Na2S类活化剂对粗选尾矿进行活化，加入量为200g/t～300g/t。
进一步地，步骤(8)磁选过程中，磁选I磁场强度控制在(1.5～4.5)×105A/m，磁选II磁场强度控制在(0.5～1.5)×105A/m。磁选I属于粗选、磁选II属于精选，磁选I采用较高磁场强度可充分回收磁性矿物提高回收率，磁选II降低磁场强度目的是减少、弱磁性、非磁性矿物夹杂提高精矿品位。
与现有技术相比，本发明具有以下有益效果：
(1)通过“阶段磨矿，阶段选别”减少粗颗粒载体矿物过磨，细颗粒载体矿物欠磨的问题，降低了二段磨机的负荷。
(2)采用了“小开路，大闭路”的浮选流程，解决了颗粒载体矿物单体解离度不够，尾矿品位偏高的问题。
(3)通过“反磁选——浮选——磁选”联合选矿，实现了造锍熔渣、铜锍吹炼渣混合选别以及冶炼渣中磁性铁矿物的回收利用。
附图说明
图1是本发明铜冶炼混合渣中有价金属综合回收方法的工艺流程图。
具体实施方式
现详细说明本发明的多种示例性实施方式，该详细说明不应认为是对本发明的限制，而应理解为是对本发明的某些方面、特性和实施方案的更详细的描述。
应理解本发明中所述的术语仅仅是为描述特别的实施方式，并非用于限制本发明。另外，对于本发明中的数值范围，应理解为还具体公开了该范围的上限和下限之间的每个中间值。在任何陈述值或陈述范围内的中间值以及任何其他陈述值或在所述范围内的中间值之间的每个较小的范围也包括在本发明内。这些较小范围的上限和下限可独立地包括或排除在范围内。
除非另有说明，否则本文使用的所有技术和科学术语具有本发明所述领域的常规技术人员通常理解的相同含义。虽然本发明仅描述了优选的方法和材料，但是在本发明的实施或测试中也可以使用与本文所述相似或等同的任何方法和材料。本说明书中提到的所有文献通过引用并入，用以公开和描述与所述文献相关的方法和/或材料。在与任何并入的文献冲突时，以本说明书的内容为准。
在不背离本发明的范围或精神的情况下，可对本发明说明书的具体实施方式做多种改进和变化，这对本领域技术人员而言是显而易见的。由本发明的说明书得到的其他实施方式对技术人员而言是显而易见得的。本申请说明书和实施例仅是示例性的。
关于本文中所使用的“包含”、“包括”、“具有”、“含有”等等，均为开放性的用语，即意指包含但不限于。
实施例1
本实施例选取四川某铜冶炼企业的冶炼混合渣，各元素含量见表1；
表1
本实施例所述铜冶炼混合渣中有价金属综合回收的方法，具体包括以下步骤：
(1)首先将热熔渣冷却结晶，得到的原矿进行I段磨矿后通过旋流器进行一级旋流分级，得到一级分级沉沙和一级分级溢流，一级分级溢流-74μm进入浮选阶段。
(2)将步骤(1)得到的一级分级沉沙进行反磁选I除金属铜，经反磁选II选出明铜精矿，品位达到38％，磁场强度控制在15×105A/m，两次反磁选所得尾矿重新进行I段磨矿。
(3)将步骤(1)得到的一级分级溢流进行快速浮选，调浆至矿浆浓度为40％，加入黄药类捕收剂90g/t、起泡剂80g/t，搅拌5min后进行浮选。得铜精矿和快速浮选尾矿，快速浮选尾矿通过旋流器进行二级旋流分级，得到二级分级沉沙和二级分级溢流。
(4)将步骤(3)得到的二级分级沉沙进入II段磨矿后，返回二级旋流分级，磨矿细度-45μm的含量占80％。
(5)将步骤(3)得到的二级分级溢流，调浆至矿浆浓度为33％，加入黄药类捕收剂60g/t、2#油类起泡剂60g/t，搅拌15min后进行粗选I，对粗选尾矿额外加入Na2S类活化剂，加入量为250g/t，进行两次扫选得到扫选精矿和扫选尾矿；对粗选精矿进行两次精选得到铜精矿和精选尾渣，铜精矿品位达到40％。
(6)将步骤(5)得到的精选尾矿和扫选精矿全部集中返回二级旋流分级。
(7)将步骤(5)得到的扫选尾矿进行两次磁选，其中磁选I磁场强度控制在2.5×105A/m、磁选II磁场强度控制在1×105A/m，最后得到铁精矿和尾矿，铁精矿含铁53％。
实施例2
本实施例选取云南某铜冶炼企业的冶炼混合渣，各元素含量见表2；
表2
本实施例所述铜冶炼混合渣中有价金属综合回收的方法，具体包括以下步骤：
(1)首先将热熔渣冷却结晶，得到的原矿进行I段磨矿后通过旋流器进行一级旋流分级，得到一级分级沉沙和一级分级溢流，一级分级溢流-74μm进入浮选阶段。
(2)将步骤(1)得到的一级分级沉沙进行反磁选I除金属铜，经反磁选II选出明铜精矿，品位达到40％，磁场强度控制在12×105A/m，两次反磁选所得尾矿重新进行I段磨矿。
(3)将步骤(1)得到的一级分级溢流进行快速浮选，调浆至矿浆浓度为43％，加入黄药类捕收剂100g/t、起泡剂60g/t，搅拌15min后进行浮选。得铜精矿和快速浮选尾矿，快速浮选尾矿通过旋流器进行二级旋流分级，得到二级分级沉沙和二级分级溢流。
(4)将步骤(3)得到的二级分级沉沙进入II段磨矿后，返回二级旋流分级，磨矿细度-45μm的含量占75％。
(5)将步骤(3)得到的二级分级溢流，调浆至矿浆浓度为30％，加入黄药类捕收剂80g/t、2#油类起泡剂40g/t，搅拌5min后进行粗选I，对粗选尾矿额外加入Na2S类活化剂，加入量为300g/t，进行两次扫选得到扫选精矿和扫选尾矿；对粗选精矿进行两次精选得到铜精矿和精选尾渣，铜精矿品位达到42％。
(6)将步骤(5)得到的精选尾矿和扫选精矿全部集中返回二级旋流分级。
(7)将步骤(5)得到的扫选尾矿进行两次磁选，其中磁选I磁场强度控制在3×105A/m、磁选II磁场强度控制在0.5×105A/m，最后得到铁精矿和尾矿，铁精矿含铁56％。
实施例3
选取广西某铜冶炼企业的冶炼混合渣，各元素含量见表3；
表3
本实施例所述铜冶炼混合渣中有价金属综合回收的方法，具体包括以下步骤：
(1)首先将热熔渣冷却结晶，得到的原矿进行I段磨矿后通过旋流器进行一级旋流分级，得到一级分级沉沙和一级分级溢流，一级分级溢流-74μm进入浮选阶段。
(2)将步骤(1)得到的一级分级沉沙进行反磁选I除金属铜，经反磁选II选出明铜精矿，品位达到38％，磁场强度控制在10×105A/m，两次反磁选所得尾矿重新进行I段磨矿。
(3)将步骤(1)得到的一级分级溢流进行快速浮选，调浆至矿浆浓度为40％，加入黄药类捕收剂90g/t、起泡剂80g/t，搅拌15min后进行浮选。得铜精矿和快速浮选尾矿，快速浮选尾矿通过旋流器进行二级旋流分级，得到二级分级沉沙和二级分级溢流。
(4)将步骤(3)得到的二级分级沉沙进入II段磨矿后，返回二级旋流分级，磨矿细度-45μm的含量占77％。
(5)将步骤(3)得到的二级分级溢流，调浆至矿浆浓度为35％，加入黄药类捕收剂70g/t、2#油类起泡剂50g/t，搅拌10min后进行粗选I，对粗选尾矿额外加入Na2S类活化剂，加入量为200g/t，进行两次扫选得到扫选精矿和扫选尾矿；对粗选精矿进行两次精选得到铜精矿和精选尾渣，铜精矿品位达到39％。
(6)将步骤(5)得到的精选尾矿和扫选精矿全部集中返回二级旋流分级。
(7)将步骤(5)得到的扫选尾矿进行两次磁选，其中磁选I磁场强度控制在2.5×105A/m、磁选II磁场强度控制在0.5×105A/m，最后得到铁精矿和尾矿，铁精矿含铁55％。
以上所述仅为本发明的较佳实施例，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换和改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (8)
1.一种铜冶炼混合渣中有价金属综合回收方法，其特征在于，包括以下步骤：
(1)将原矿进行I段磨矿后进行一级旋流分级，得到一级分级沉沙和一级分级溢流；
(2)将步骤(1)得到的一级分级沉沙进行反磁选I选出金属铜，经反磁选II得明铜精矿，两次反磁选所得尾矿重新进行I段磨矿；
(3)将步骤(1)得到的一级分级溢流调节矿浆加入起泡剂和黄药类捕收剂，搅拌后进行快速浮选，得铜精矿和快速浮选尾矿；所得快速浮选尾矿进行二级旋流分级，得到二级分级沉沙和二级分级溢流；
(4)将步骤(3)所得二级分级沉沙进行II段磨矿后返回二级旋流分级；
(5)将步骤(3)所得二级分级溢流加入捕收剂和起泡剂进行粗选I得粗选精矿和粗选尾矿；
(6)步骤(5)所得粗选精矿进行精选I得到铜精初矿和精选尾矿，铜精初矿经精选II得铜精矿和精选尾渣；步骤(5)所得粗选尾矿加入活化剂、捕收剂和起泡剂进行扫选I和扫选II得扫选精矿和扫选尾矿；
(7)将步骤(6)精选I所得精选尾矿、扫选I和扫选II所得扫选精矿全部集中返回二级旋流分级；
(8)将步骤(6)所得扫选尾矿进行磁选I和磁选II得到铁精矿和尾矿。
2.根据权利要求1所述的一种铜冶炼混合渣中有价金属综合回收方法，其特征在于，步骤(1)中所述原矿为铜冶炼过程中通过造锍熔炼和/或铜锍吹炼后经缓冷结晶得到。
3.根据权利要求1所述的一种铜冶炼混合渣中有价金属综合回收方法，其特征在于，所述步骤(1)中一级分级溢流-74μm进入步骤(3)所述快速浮选阶段。
4.根据权利要求1所述的一种铜冶炼混合渣中有价金属综合回收方法，其特征在于，步骤(2)中，反磁选过程中，磁场强度控制在(5～20)×105A/m。
5.根据权利要求1所述的一种铜冶炼混合渣中有价金属综合回收方法，其特征在于，步骤(3)中，矿浆浓度调浆至40％～45％、黄药类捕收剂加入量为80g/t～100g/t、起泡剂加入量为60g/t～80g/t，搅拌5～15min后进行快速浮选。
6.根据权利要求1所述的一种铜冶炼混合渣中有价金属综合回收方法，其特征在于，所述步骤(5)粗选I过程中调浆至矿浆浓度为30％～35％、黄药类捕收剂加入量为60g/t～80g/t、起泡剂加入量为40g/t～60g/t，搅拌5～15min后进行浮选。
7.根据权利要求1所述的一种铜冶炼混合渣中有价金属综合回收方法，其特征在于，所述步骤(6)扫选过程中，加入Na2S类活化剂对粗选尾矿进行活化，加入量为200g/t～300g/t。
8.根据权利要求1所述的一种铜冶炼混合渣中有价金属综合回收方法，其特征在于，步骤(8)磁选过程中，磁选I磁场强度控制在(1.5～4.5)×105A/m，磁选II磁场强度控制在(0.5～1.5)×105A/m。
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