CN113477407A

CN113477407A - 一种有效降低铜炉渣浮游选矿尾矿含铜的方法

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Publication number: CN113477407A
Application number: CN202110764612.8A
Authority: CN
Inventors: 李敬刚
Original assignee: Individual
Current assignee: Individual
Priority date: 2021-07-06
Filing date: 2021-07-06
Publication date: 2021-10-08
Anticipated expiration: 2041-07-06
Also published as: CN113477407B

Abstract

本发明公开了一种有效降低铜炉渣浮游选矿尾矿含铜的方法，包括：S1.一段磨矿：对铜炉渣进行一段磨矿，并在一段磨矿的矿浆溢流箱内加入硫酸对经过一段磨矿后的矿浆进行活化，得到一段磨矿活化后矿浆；S2.二段磨矿：将步骤S1得到的一段磨矿活化后矿浆进行二段磨矿，得到二段磨矿矿浆，二段磨矿矿浆溢流自流提升至搅拌桶中；S3.粗选：向搅拌桶中的二段磨矿矿浆中添加丁基黄药和浮选油，得到混合浆液，并通过浮选机充气搅拌混合浆液，以使混合浆液表面形成泡沫层。本发明有效降低铜炉渣浮游选矿尾矿含铜的方法中，在铜炉渣选矿过程中添加活化剂硫酸，能够有效降低尾矿含铜量，提高选矿回收率，提高企业产出效益。

Description

一种有效降低铜炉渣浮游选矿尾矿含铜的方法

技术领域

本发明涉及选矿技术领域，具体涉及一种有效降低铜炉渣浮游选矿尾矿含铜的方法。

背景技术

铜冶炼炉渣目前都釆用浮游选矿回收炉渣中的铜金属。用浮选方法回收铜冶炼炉渣中的铜金属，包括以下步骤：1、铜炉渣的产出，各冶炼厂产出的炉渣可选性差别较大，主要分为两类；难选炉渣和易选炉渣。取决于冶炼入炉原料:入炉原料全是铜精矿，产出的炉渣为易选炉渣。如果入炉原料中加入铅冰铜等杂料，产出的铜炉渣大多都是难选炉渣。难选炉渣与易选炉渣相比，浮选过程中铜回收率差距较大。2、炉渣破碎，冶炼产出的要选矿回收铜炉渣粒度较大。选矿厂需经过破碎筛分至小于20mm的矿粒，才能进入磨矿加工。3、炉渣磨矿，铜炉渣选矿对磨矿产品要求比较严格；磨矿细度需达到负320目85％(达不到这一条件铜单体解离度满足不了浮选要求)，矿浆浓度50％。所以釆用两段磨矿。4、浮选流程选择，铜炉渣中的铜矿物嵌布粒度属微细矿粒，在浮选过程中，循环量(中矿)中，有用矿物与脉石矿物的连生体比例较大，很难回收到选矿最终产品铜精矿中。对中矿釆取再磨形式，使其中的铜矿物连生体达到更好的单体解离度。所以多数铜炉渣选矿厂都釆用中矿(一次精选尾矿)返回到二段磨矿再磨。可降低铜金属在尾矿中损失。

现有铜炉渣选矿技术中入选炉渣铜品位3％左右，尾矿含铜在0.27％左右，入选铜炉渣铜品位越高，尾矿含铜相应偏高，反之相应偏低。对于难选铜炉渣尾矿含铜在0.9％左右。如何设计一种能够有效降低铜炉渣浮游选矿尾矿含铜的方法是目前亟待解决的技术问题。

发明内容

为此，本发明提供一种有效降低铜炉渣浮游选矿尾矿含铜的方法，以解决现有技术中铜炉渣浮游选矿尾矿含铜高的问题。

为了实现上述目的，本发明提供如下技术方案：

本发明提供一种有效降低铜炉渣浮游选矿尾矿含铜的方法，包括如下步骤：

S1.一段磨矿：对铜炉渣进行一段磨矿，并在一段磨矿的矿浆溢流箱内加入硫酸对经过一段磨矿后的矿浆进行活化，得到一段磨矿活化后矿浆；

S2.二段磨矿：将步骤S1得到的所述一段磨矿活化后矿浆进行二段磨矿，得到二段磨矿矿浆，所述二段磨矿矿浆溢流自流提升至搅拌桶中；

S3.粗选：向所述搅拌桶中的所述二段磨矿矿浆中添加丁基黄药和浮选油，得到混合浆液，并通过浮选机充气搅拌所述混合浆液，以使所述混合浆液表面形成泡沫层，得到表面有泡沫层的粗选矿浆；

S4.用机械刮板将所述粗选矿浆表面的泡沫层刮出，得到刮出的粗选泡和粗选尾矿，并对刮出的所述粗选泡进行4次精选，得到铜浮精和精选尾矿；

所述精选包括通过浮选机充气搅拌浆液的步骤以及将浆液表面的泡沫刮出的步骤；

将所述精选尾矿返至所述二段磨矿工序；

S5.对所述铜浮精进行脱水，得到铜精矿产品。

进一步地，所述方法还包括步骤S5后的如下步骤：

S6.一次扫选：向步骤S4得到的所述粗选尾矿中添加硫酸、丁基黄药与浮选油，得到二次混合浆液，并通过浮选机充气搅拌所述二次混合浆液，以使所述二次混合浆液表面形成泡沫层，得到表面有泡沫层的二次混合浆液；

S7.用机械刮板将所述二次混合浆液表面的泡沫层刮出，得到刮出的一次扫选泡和一次扫选粗尾矿，并对刮出的所述一次扫选泡进行多次精选，得到二次铜浮精和一次扫选精尾矿，对所述二次铜浮精进行脱水，得到二次铜精矿产品，将所述一次扫选精尾矿与步骤S3中的所述混合浆液混合；

S8.二次扫选：向步骤S7得到的所述一次扫选粗尾矿中添加硫酸、丁基黄药和浮选油，得到三次混合浆液，通过浮选机充气搅拌所述三次混合浆液，以使所述三次混合浆液表面形成泡沫层，从所述三次混合浆液表面刮出的泡沫层为二次扫选泡，刮出所述二次扫选泡后的所述三次混合浆液排出二次扫选作业为尾矿产品，将所述二次扫选泡与步骤S6中的所述二次混合浆液混合。

进一步地，步骤S1中所述并在一段磨矿的矿浆溢流箱内加入硫酸对经过一段磨矿后的矿浆进行活化，加入硫酸按照4一6公斤/吨添加，以步骤S1中所述铜炉渣的重量为基准。

进一步地，步骤S3中所述向所述搅拌桶中的所述二段磨矿矿浆中添加丁基黄药和浮选油，得到混合浆液，添加丁基黄药的用量为250-350克/吨，添加浮选油的用量为10-15克/吨，均是以步骤S1中所述铜炉渣的重量为基准。

进一步地，步骤S6所述向步骤S4得到的所述粗选尾矿中添加硫酸、丁基黄药与浮选油，得到二次混合浆液，按照0.5一1公斤/吨添加硫酸，添加丁基黄药用量为100克/吨，添加浮选油的用量为7克/吨，均是以步骤S1中所述铜炉渣的重量为基准；

步骤S8中，所述向步骤S7得到的所述一次扫选粗尾矿中添加硫酸、丁基黄药和浮选油，得到三次混合浆液，按照0.5一0.8公斤/吨添加硫酸，添加丁基黄药的用量为100-150克/吨，添加浮选油的用量为7克/吨，均是以步骤S1中所述铜炉渣的重量为基准。

进一步地，所添加的硫酸浓度为10一98％。

进一步地，所述一段磨矿和所述二段磨矿分别在球磨机中进行，所述二段磨矿矿浆的矿浆浓度为50％，细度为负320目且占比为85％。

进一步地，步骤S3中所述向所述中的所述二段磨矿矿浆中添加丁基黄药和浮选油，得到混合浆液，添加丁基黄药的用量为300克/吨，添加浮选油的用量为15克/吨，均是以步骤S1中所述铜炉渣的重量为基准。

进一步地，步骤S6中，所述向步骤S4得到的所述粗选尾矿中添加硫酸、丁基黄药与浮选油，得到二次混合浆液，按照0.6公斤/吨添加硫酸。

进一步地，步骤S5中所述脱水、步骤S7中所述脱水通过滤过机进行脱水。

本发明具有如下优点：

1、本发明有效降低铜炉渣浮游选矿尾矿含铜的方法中，在铜炉渣选矿过程中添加活化剂硫酸，能够有效降低尾矿含铜量，提高选矿回收率，提高企业产出效益。

2、铜冶炼炉渣浮游选矿添加的浮选药剂为捕收剂和起泡剂，与原生矿相比尾矿铜损失较高。经选矿小型试验和生产实践验证，铜炉渣浮游选矿过程中，在原药剂条件下，添加活化剂硫酸可有效提高铜矿物的可浮性，大幅度降低选矿过程中的尾矿含铜，活化剂分段添加效果较更好。

3、入选渣原料铜原矿品位3.4％，浮选尾矿含铜0.9％。添加活化剂硫酸后，尾矿含铜降至0.21％。处理1吨铜渣料多回收6.9公斤铜。(入选渣料中含铅1.4％，含锌2.3％，属难选矿)。

4、铜炉渣浮游选矿，易选铜炉渣尾矿含铜一般在0.27％左右，添加活化剂后，尾矿含铜可降至0.15％左右，效果非常明显。

附图说明

为了更清楚地说明本发明的实施方式或现有技术中的技术方案，下面将对实施方式或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍。显而易见地，下面描述中的附图仅仅是示例性的，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据提供的附图引伸获得其它的实施附图。

本说明书所绘示的结构、比例、大小等，均仅用以配合说明书所揭示的内容，以供熟悉此技术的人士了解与阅读，并非用以限定本发明可实施的限定条件，故不具技术上的实质意义，任何结构的修饰、比例关系的改变或大小的调整，在不影响本发明所能产生的功效及所能达成的目的下，均应仍落在本发明所揭示的技术内容能涵盖的范围内。

图1为本发明提供的一种有效降低铜炉渣浮游选矿尾矿含铜的方法流程图；

具体实施方式

以下由特定的具体实施例说明本发明的实施方式，熟悉此技术的人士可由本说明书所揭露的内容轻易地了解本发明的其他优点及功效，显然，所描述的实施例是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。

实施例1

本实施例提供一种有效降低铜炉渣浮游选矿尾矿含铜的方法，包括如下步骤：如图1所示：

将所述精选尾矿返至所述二段磨矿工序；

S5.对所述铜浮精进行脱水，得到铜精矿产品。

步骤S4中所述粗选泡进行4次精选，得到铜浮精包括：

第一次精选，对所述粗选泡进行充气搅拌浆液，以使表面形成泡沫层，将泡沫层刮出和精选尾矿；

第二次精选，对第一次精选得到的泡沫层进行充气搅拌浆液，以使表面再次形成泡沫层，将形成的新的泡沫层刮出，同时得到精选尾矿；将第二次精选得到的精选尾矿返至第一次精选的浆液中进行充气搅拌；

第三次精选，对第二次精选后刮出的泡沫层进行充气搅拌浆液，以使表面再次形成泡沫层，将形成的新的泡沫层刮出，同时得到精选尾矿；将第三次精选得到的精选尾矿返至第二次精选的浆液中进行充气搅拌；

第四次精选，对第三次精选后刮出的泡沫层进行充气搅拌浆液，以使表面再次形成泡沫层，将形成的新的泡沫层刮出，同时得到精选尾矿；将第四次精选得到的精选尾矿返至第三次精选的浆液中进行充气搅拌。

在这四次精选过程中，第二次至第四次精选过程中产生的尾矿返至上一次的浆液中进行充气搅拌、刮气泡，系统一直处于运转中，处于循环中。

在本实施例的有效降低铜炉渣浮游选矿尾矿含铜的方法中，步骤S1中，在一段磨矿的矿浆溢流箱内加入硫酸对经过一段磨矿后的矿浆进行活化，得到一段磨矿活化后矿浆；通过在一段磨矿的矿浆溢流箱内加入硫酸能够对经过一段磨矿后的矿浆中的铜发挥活化作用，然后再配合后续的步骤有利于更多的铜经过浮游选矿的过程中被提取至铜精矿产品中，进而显著降低尾矿含铜量。

实施例2

如实施例1所述的方法，所述方法还包括步骤S5后的如下步骤：

在本实施例的有效降低铜炉渣浮游选矿尾矿含铜的方法中，步骤S6中向步骤S4得到的所述粗选尾矿中添加硫酸，能够对粗选尾矿中的铜物质发挥活化作用，再配合丁基黄药与浮选油的作用，使更多的铜物质能够被活化出来，进而提高了二次铜精矿产品中的铜含量。同理，步骤S8中，通过向步骤S7得到的所述一次扫选粗尾矿中中添加硫酸，发挥活化作用，使更多的铜物质能够被活化出来，进而提高二次扫选泡中的铜含量，降低尾矿产品中的铜含量。

实施例3

如实施例1所述的方法，步骤S1中所述并在一段磨矿的矿浆溢流箱内加入硫酸对经过一段磨矿后的矿浆进行活化，加入硫酸按照4一6公斤/吨添加，以步骤S1中所述铜炉渣的重量为基准。

步骤S3中所述向所述搅拌桶中的所述二段磨矿矿浆中添加丁基黄药和浮选油，得到混合浆液，添加丁基黄药的用量为250-350克/吨，添加浮选油的用量为10-15克/吨，均是以步骤S1中所述铜炉渣的重量为基准。

在本实施例的有效降低铜炉渣浮游选矿尾矿含铜的方法中，步骤S1中硫酸按照4一6公斤/吨添加，步骤S3中，丁基黄药按照250-350克/吨添加，浮选油按照10-15克/吨添加，在上述用量范围内添加硫酸、丁基黄药和浮选油能够有效地使铜炉渣中的铜经过步骤S1-S3后被活化提取出来，且不会浪费药品。

实施例4

如实施例2所述的方法，步骤S6所述向步骤S4得到的所述粗选尾矿中添加硫酸、丁基黄药与浮选油，得到二次混合浆液，按照0.5一1公斤/吨添加硫酸，添加丁基黄药用量为100克/吨，添加浮选油的用量为7克/吨，均是以步骤S1中所述铜炉渣的重量为基准；

在本实施例的有效降低铜炉渣浮游选矿尾矿含铜的方法中，步骤S6中按照本实施例的重量范围添加硫酸、丁基黄药与浮选油能够有效地将粗选尾矿中的铜提取至泡沫层中；步骤S8中，按照本实施例的重量范围添加硫酸、丁基黄药与浮选油能够有效地将所述一次扫选粗尾矿中的铜提取至泡沫层，以有效地降低尾矿产品中的铜含量。

实施例5

如实施例1或2所述的方法，所添加的硫酸浓度为10一98％。在这个浓度范围内的硫酸添加至对应物料时均能很好地对铜发挥活化作用，稀硫酸的效果优于浓硫酸。

实施例6

如实施例1所述的方法，所述一段磨矿和所述二段磨矿分别在球磨机中进行，所述二段磨矿矿浆的矿浆浓度为50％，细度为负320目且占比为85％。

步骤S3中所述向所述中的所述二段磨矿矿浆中添加丁基黄药和浮选油，得到混合浆液，添加丁基黄药的用量为300克/吨，添加浮选油的用量为15克/吨，均是以步骤S1中所述铜炉渣的重量为基准。

步骤S6中，所述向步骤S4得到的所述粗选尾矿中添加硫酸、丁基黄药与浮选油，得到二次混合浆液，按照0.6公斤/吨添加硫酸。

在本实施例的有效降低铜炉渣浮游选矿尾矿含铜的方法中，步骤S3中的丁基黄药和浮选油用量进一步优选，步骤S6中硫酸的添加量进一步优选，在优选的添加量下，尾矿中的铜含量能进一步被降低。

实施例7

如实施例2所述的方法，步骤S5中所述脱水、步骤S7中所述脱水通过滤过机进行脱水。通过滤过机能够很好地使铜浮精或者二次铜浮精脱水，以得到铜精矿产品和二次铜精矿产品，使用方便、脱水彻底。

在上述实施例中，捕收剂除了丁基黄药外还可以使用Z一200，起泡剂所使用的浮选油可以优选为2号浮选油应，效果较好。

在上述实施的方法中，添加的硫酸是作为活化剂，可选择性改善捕收剂与铜矿物作用效果，大幅提高铜回收率。

上述实施例的方法在添加捕收剂(丁基黄药)和起泡剂(2号浮选油)基础上添加活化剂(硫酸)。浮选原理是：在浮选矿浆中，捕收剂在有用矿物表吸附，在矿物颗粒表面形成包裹薄膜，使矿粒表面显疏水性，才能粘附在气泡上，反之矿粒表面显亲水性，不能粘附在气泡上。浮选矿浆中的铜矿粒的浮选效果完全取决于铜矿粒表面的亲、疏水性。

在添加捕收剂之前添加活化剂(步骤S1中的硫酸)，预先改变，不易于捕收剂在铜矿物表面附着的铜矿物颗粒表面物理、化学特性，使捕收剂能有效的附着在难选的铜矿物颗粒表面。由难选铜矿物颗粒变成易选铜矿物颗粒。基于上述原因，粗选活化剂添加点可选在二段磨矿泵箱，在铜矿物颗粒与硫酸作用后，再添加捕收剂。如果选择活化剂与捕收剂在同一点添加，活化剂作用略有降低。同时在各扫选作业分段添加少量活化剂，可收到更好的浮选效果。活化浮选铜炉渣，可大幅度提高铜回收率、降低尾矿含铜品位。

在添加硫酸溶液时，每次添加硫酸时可单独设置一个酸缶，也可以统一用一个酸缶，用一寸白钢管和白钢阀门接出放酸点，控制用酸量，然后用硬塑料管引入药剂添加点。添加硫酸也可以不计量：根据浮选现象调整用量，在调整过程中不需要考虑矿浆PH值变化(一般情况下用PH试纸测，入选矿浆pH值与原矿相比，没有变化或略显变低)。活化剂用量过大，会产生过活化现象。可参考原矿铜品高低在范围内调整用量。

发明人于2020年1月份在阜新博发铜业应用这项技术，经过一年半的完善，现己成熟。

虽然，上文中已经用一般性说明及具体实施例对本发明作了详尽的描述，但在本发明基础上，可以对之作一些修改或改进，这对本领域技术人员而言是显而易见的。因此，在不偏离本发明精神的基础上所做的这些修改或改进，均属于本发明要求保护的范围。

Claims

1.一种有效降低铜炉渣浮游选矿尾矿含铜的方法，其特征在于，包括如下步骤：

将所述精选尾矿返至所述二段磨矿工序；

S5.对所述铜浮精进行脱水，得到铜精矿产品。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述方法还包括步骤S5后的如下步骤：

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S1中所述并在一段磨矿的矿浆溢流箱内加入硫酸对经过一段磨矿后的矿浆进行活化，加入硫酸按照4一6公斤/吨添加，以步骤S1中所述铜炉渣的重量为基准。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S3中所述向所述搅拌桶中的所述二段磨矿矿浆中添加丁基黄药和浮选油，得到混合浆液，添加丁基黄药的用量为250-350克/吨，添加浮选油的用量为10-15克/吨，均是以步骤S1中所述铜炉渣的重量为基准。

5.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，步骤S6所述向步骤S4得到的所述粗选尾矿中添加硫酸、丁基黄药与浮选油，得到二次混合浆液，按照0.5一1公斤/吨添加硫酸，添加丁基黄药用量为100克/吨，添加浮选油的用量为7克/吨，均是以步骤S1中所述铜炉渣的重量为基准；

6.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，所添加的硫酸浓度为10一98％。

7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述一段磨矿和所述二段磨矿分别在球磨机中进行，所述二段磨矿矿浆的矿浆浓度为50％，细度为负320目且占比为85％。

8.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，步骤S3中所述向所述中的所述二段磨矿矿浆中添加丁基黄药和浮选油，得到混合浆液，添加丁基黄药的用量为300克/吨，添加浮选油的用量为15克/吨，均是以步骤S1中所述铜炉渣的重量为基准。

9.根据权利要求5所述的方法，其特征在于，步骤S6中，所述向步骤S4得到的所述粗选尾矿中添加硫酸、丁基黄药与浮选油，得到二次混合浆液，按照0.6公斤/吨添加硫酸。

10.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，步骤S5中所述脱水、步骤S7中所述脱水通过滤过机进行脱水。