CN116020663A - 一种富氧熔炼炉渣浮选方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种富氧熔炼炉渣浮选方法，涉及炉渣回收技术领域，包括：S1、将富氧熔炼炉渣依次经过一级破碎和二级破碎，然后将破碎后的炉渣输送到振动筛中，筛下合格粒料；S2、将合格粒料和水送入湿式球磨机中，经过湿式球磨形成矿浆，将矿浆进行分级，得到合格矿浆；S3、在合格矿浆中加入硫化钠、改性壳聚糖淀粉混合物、木质素磺酸钠、黄药、乙硫氨酯、乙硫氮、丁胺黑药和松油，经过浮选得到铜精矿和尾矿。本发明的有益效果是1、本发明采用浮选的方法能够将富氧熔炼炉渣中有效成分进行回收，最终制得产品铜精矿和水泥添加剂产品，铜精矿中铜的品位大于25％，铜回收率大于80％。

Description

一种富氧熔炼炉渣浮选方法

技术领域

本发明涉及炉渣回收技术领域，具体涉及一种富氧熔炼炉渣浮选方法。

背景技术

随着电镀行业、金属表面处理行业、印刷电路板行业等工业的快速发展，产生了大量含铜废水，目前，工厂对这类废水通常采用中和沉淀处理,由此产生了大量含铜污泥，这类污泥如果随意堆放，污泥中的铜离子很可能溶出,并再次进入水体或土壤而造成二次污染。另外，铜作为一种不可再生资源如果随意丢弃势必造成资源的极大浪费，因此大力推进循环经济，将含铜污泥变废为宝，同时降低环境污染是环境保护技术领域乃至资源综合利用领域的发展趋势。

为了回收含铜污泥中的铜，申请人通过将含铜污泥加入富氧熔炼炉中进行熔炼，经过熔炼，可以将含铜污泥中的铜转化成黑铜和冰铜，得到的冰铜和黑铜可以直接外售，也可以将黑铜作为阳极炉的原料，经过进一步精炼得到阳极铜，通过上述方法能够将含铜污泥中的铜进行回收，变废为宝。

但是，含铜污泥在经富氧熔炼炉熔炼时，除了会生成黑铜和冰铜，还会产生大量的炉渣，即富氧熔炼炉渣，富氧熔炼炉渣除了含铜约为0.7-1.2％，还含有CaO、MgO、SiO₂等成分，若将这些炉渣直接废弃，不仅同样存在污染环境的风险，而且造成资源的浪费，因此如何将富氧熔炼炉渣中有效成分进行回收是亟需解决的技术问题。

发明内容

本发明的目的在于至少解决现有技术中存在的技术问题之一，提供一种富氧熔炼炉渣浮选方法，即将富氧熔炼炉产生的炉渣采用浮选生产工艺进行生产，通过破碎工段、球磨工段、浮选工段、铜精矿脱水和尾矿处理工段，最终将炉渣生成铜精矿和水泥添加剂。

本发明的技术解决方案如下：

一种富氧熔炼炉渣浮选方法，包括以下步骤：

S1、将富氧熔炼炉渣依次经过一级破碎和二级破碎，然后将破碎后的炉渣输送到振动筛中，筛下合格粒料，其中，合格粒料的矿石粒度小于12mm，不合格的粒料返回一级破碎；

S2、将步骤S1中的合格粒料和水送入湿式球磨机中，经过湿式球磨形成矿浆，将矿浆进行分级，得到合格矿浆；

S3、在步骤S2中的合格矿浆中加入硫化钠、改性壳聚糖淀粉混合物、木质素磺酸钠、黄药、乙硫氨酯、乙硫氮、丁胺黑药和松油，经过浮选得到铜精矿和尾矿。

本发明的一种优选实施方式，步骤S3具体包括以下步骤：

将步骤S2中的合格矿浆先进入粗选，经粗选溢流进入一级精选，继续经一级精选溢流进入二级精选，再经二级精选溢流进入三级精选，最后经三级精选溢流进入精矿浓缩机，得到铜精矿；

粗选底流进入一级扫选，一级扫选底流继续进入二级扫选，二级扫选底流继续进入三级扫选，三级扫选底流继续进入四级扫选，四级扫选底流进入尾矿浓缩机，得到矿浆为尾矿。

本发明的一种优选实施方式，步骤S3包括以下步骤：

将一级精选底流返回粗选，将二级精选底流返回一级精选，将三级精选底流返回二级精选。

本发明的一种优选实施方式，步骤S3中的浮选还包括以下步骤：

将一级扫选溢流返回粗选，将二级扫选溢流返回一级扫选，将三级扫选溢流返回二级扫选，将四级扫选溢流返回三级扫选。

本发明的一种优选实施方式，步骤S3中，按原矿质量计，各药剂的用量分别为：

粗选过程中，硫化钠的用量为200～400g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为200～400g/t，木质素磺酸钠的用量为100～200g/t，黄药用量为50～100g/t，乙硫氨酯的用量为50～100g/t，乙硫氮的用量为50～100g/t，丁胺黑药的用量为5～20g/t，松油的用量为5～20g/t；

一级精选过程中，硫化钠的用量为100～200g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为100～200g/t，木质素磺酸钠的用量为50～100g/t，黄药用量为25～50g/t，乙硫氨酯的用量为25～50g/t，乙硫氮的用量为25～50g/t，丁胺黑药的用量为2.5～10g/t，松油的用量为2.5～10g/t；

二级精选过程中，硫化钠的用量为50～100g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为50～100g/t，木质素磺酸钠的用量为25～50g/t，黄药用量为12～25g/t，乙硫氨酯的用量为12～25g/t，乙硫氮的用量为12～25g/t，丁胺黑药的用量为1.25～5g/t，松油的用量为1.25～5g/t；

三级精选过程中，硫化钠的用量为25～50g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为25～50g/t，木质素磺酸钠的用量为12.5～25g/t，黄药用量为6～12.5g/t，乙硫氨酯的用量为6～12.5g/t，乙硫氮的用量为6～12.5g/t，丁胺黑药的用量为0.6～2.5g/t，松油的用量为0.6～2.5g/t；

一级扫选过程中，硫化钠的用量为20～40g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为20～40g/t，木质素磺酸钠的用量为20～40g/t，黄药用量为6～10g/t，乙硫氨酯的用量为6～10g/t，乙硫氮的用量为6～10g/t，丁胺黑药的用量为2～5g/t，松油的用量为2～5g/t；

二级扫选过程中，硫化钠的用量为10～20g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为10～20g/t，木质素磺酸钠的用量为10～20g/t，黄药用量为3～5g/t，乙硫氨酯的用量为3～5g/t，乙硫氮的用量为3～5g/t，丁胺黑药的用量为1～2.5g/t，松油的用量为1～2.5g/t；

三级扫选过程中，硫化钠的用量为5～10g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为5～10g/t，木质素磺酸钠的用量为5～10g/t，黄药用量为1.5～2.5g/t，乙硫氨酯的用量为1.5～2.5g/t，乙硫氮的用量为1.5～2.5g/t，丁胺黑药的用量为0.5～1.25g/t，松油的用量为0.5～1.25g/t；

四级扫选过程中，硫化钠的用量为2.5～5g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为2.5～5g/t，木质素磺酸钠的用量为2.5～5g/t，黄药用量为0.75～1.25g/t，乙硫氨酯的用量为0.75～1.25g/t，乙硫氮的用量为0.75～1.25g/t，丁胺黑药的用量为0.25～0.75g/t，松油的用量为0.25～0.75g/t。

本发明的一种优选实施方式，改性壳聚糖淀粉混合物的制备方法包括：

将壳聚糖、改性淀粉溶于N,N-二甲基甲酰胺中，搅拌得到分散相，分散相的浓度为5～10％，然后向分散相中加入氢化钠，在40～55℃搅拌15～25h，得到中间体；向中间体中加入丁二酸酐，在65～80℃搅拌15～25h，将所得产物洗涤干燥，制得改性壳聚糖淀粉混合物。

本发明的一种优选实施方式，改性淀粉的制备方法包括：将淀粉加入温度为50～60℃水中，加入质量分数为1～2％的氢氧化钠溶液中，搅拌，继续加入三甲基氯化铵，反应得到改性淀粉。

本发明的一种优选实施方式，步骤S3中，将步骤S2中的合格矿浆与原料上料落料粉尘、原料破碎粉尘和研磨粉尘一并经过搅拌桶调浆搅匀，调浆后先加入pH调整剂至8～10，再加入所述药剂。

本发明的一种优选实施方式，步骤S3制得的铜精矿的含水率≤8％。

本发明的一种优选实施方式，步骤S3制得的水泥添加剂的含水率≤10％。

本发明至少具有以下有益效果之一：

1、本发明采用浮选的方法能够将富氧熔炼炉渣中有效成分进行回收，最终制得产品铜精矿和水泥添加剂产品，铜精矿中铜的品位大于25％，铜回收率大于80％。

2、本发明浮选工段采用“一粗三精四扫”作业，对铜冶炼炉渣回收铜效果显著，能够有效的提高炉渣铜的回收率，并能够对尾矿含铜控制，高效回收铜金属。

3、本发明在浮选时加入了硫化钠、改性壳聚糖淀粉混合物、木质素磺酸钠、黄药、乙硫氨酯、乙硫氮、丁胺黑药和松油等药剂，通过改性壳聚糖淀粉混合物、木质素磺酸钠等的加入，一方面减少了硫化钠的用量，从而降低铜钼分离的选矿成本，减少硫化钠对环境的污染，另一方面提高了硫化剂的稳定性和硫化效率，对氧化铜矿表面进行改性，从而提高铜矿同捕收剂的结合力，提高铜精矿的回收率；壳聚糖、淀粉和木质素磺酸钠作为天然改性高分子，安全环保，能很好地改善生产环境，消除了使用大量的的硫化钠或氰化钠作为抑制剂对人体造成伤害，破坏环境的问题。并且本发明还对壳聚糖和淀粉进行改性，在淀粉和壳聚糖分子结构中通过化学改性引入特征官能团，不仅降低淀粉和壳聚糖选择性差的问题，而且提高了药剂对铁矿物的抑制性能，减少了铁矿物流失，从而提高铜精矿的回收率。

附图说明

图1是本发明实施例的工艺流程图；

图2是本发明实施例的浮选工段的工艺流程图。

具体实施方式

如图1所示，本发明提供一种富氧熔炼炉渣浮选方法，富氧熔炼炉渣即含铜污泥在经富氧熔炼炉熔炼过程中所产生的炉渣，采用浮选生产工艺进行生产铜精矿和水泥添加剂，通过破碎工段、球磨工段、浮选工段、铜精矿脱水和尾矿处理工段，最终生产铜精矿和水泥添加剂产品。具体包括以下步骤：

1、破碎工段

申请人自产的富氧熔炼渣原料直接用叉车就近运至扩建项目的浮选车间；外购的富氧熔炼渣原料进厂后，储存于在原料仓库，经叉车运输至扩建项目浮选车间。

富氧熔炼渣原料进入浮选车间后，即先经过一级破碎(粗碎)后通过皮带运输机运送到二级破碎(细碎)，破碎后的原料经带式输送机送到振动筛，筛下的合格粒料(矿石粒度小于12mm)进入粗矿石中间仓，作为下一步磨矿工段的原料，不合格的粒料返回到粗碎进一步破碎。破碎采用加湿破碎，即在破碎的同时直接采用加水喷淋的方式进行，从而减少粉尘的产生。

2、球磨分级工段

该工段段采用一个闭路湿式磨矿分级形式，磨矿仓原料矿仓里的经破碎合格后的矿石，在在给矿机的均匀摇摆下送入湿式球磨机磨矿，进行湿式球磨，可以直接在球磨机内加水研磨，物料与水的质量比例约为1:1，可有效避免粉尘的产生和外排。矿石在球磨机筒体内与钢球不停地相互打击、研磨，然后排出球磨机外，形成矿浆；磨后原料经过水力单螺旋加重分机器分级后，将磨细度合格的矿石浆进入粗选作业，底流循环回到球磨机进行再次磨矿。

3、浮选工段

磨好的矿浆和布袋收尘(包括原料上料和落料粉尘、原料破碎粉尘和研磨粉尘等经布袋除尘器处理得到的布袋收尘)一并经过搅拌桶调浆搅匀，调浆后先加入pH调整剂至8～10，pH调整剂可以是NaOH、Na₂CO₃、KOH和氨水等，继续加入硫化钠、改性壳聚糖淀粉混合物、木质素磺酸钠、黄药、乙硫氨酯-IPET-Z200、乙硫氮、丁胺黑药和松油，进行浮选。浮选过程是利用矿浆中各矿物质颗粒在浮选剂的作用下，与气泡接触、碰撞，并粘附于气泡并携带上升成为矿化泡沫层，把铜矿从矿浆中分离开来，经过浮选得到合格的铜精矿浆液。浮选工段物料量与水的比例约为1:5，操作时间在45～60min之间。

浮选时使用各种药剂来调节入选矿物和浮选介质的物理化学性质，从而扩大矿石亲琉水性的差异，使之更好地分选，达到提高金属回收率的目的。

抑制剂原理及作用：当HS^-离子浓度达到一定值后，在矿物表面发生竞争吸附，HS^-离子排挤已吸附在矿物表面的黄药阴离子。亲水的HS^-离子本身又吸附在硫化矿表面，增大了矿物的亲水性，因为使矿物受到抑制。金属硫化物的溶度积比金属黄原酸盐的溶度积小，溶液中S^2-与黄药阴离子发生置换反应，将黄药排挤下来，因而受到抑制。改性壳聚糖淀粉混合物、木质素磺酸钠作为天然改性高分子，安全环保能，能够减少硫化钠的用量，降低铜钼分离的选矿成本，减少硫化钠对环境的污染，还能够提高硫化剂的稳定性和硫化效率，从而提高铜矿同捕收剂的结合力，提高铜精矿的回收率。

捕收剂原理及作用：捕收剂(黄药、乙硫氨酯-IPET-Z200和乙硫氮)到矿物表面作用后，因为捕收剂的分子一端和矿物反应，而另一端则是疏水亲油的，浮选矿物。极性捕收剂由能与矿物颗粒表面发生作用的极性基团和起疏水作用的非极性基团两部分组成。当这类捕收剂吸附于矿粒表面时，其分子或离子呈定向排列，极性基团朝向矿物颗粒表面，非极性基团朝外形成疏水膜，从而使原料具有可浮性。

起泡剂原理及作用：丁胺黑药和松油具有亲水基团和疏水基团的表面活性分子，定向吸附于水一空气界面，降低水溶液的表面张力，使充入水中的空气易于弥散成气泡和稳定气泡。起泡剂和捕收剂联合在一起吸附于矿物颗粒表面，使矿粒上浮。

其中，改性壳聚糖淀粉混合物的制备方法包括：

将壳聚糖、改性淀粉溶于N,N-二甲基甲酰胺中，搅拌得到分散相，分散相的浓度为5～10％，然后向分散相中加入氢化钠，在40～55℃搅拌15～25h，得到中间体；向中间体中加入丁二酸酐，在65～80℃搅拌15～25h，所得产物用丙酮洗涤后干燥，即制得改性壳聚糖淀粉混合物。

改性淀粉的制备方法包括：将淀粉加入温度为50～60℃水中，然后加入聚乙二醇，搅拌1～2h，过滤得沉淀物，烘干；将沉淀物加入质量分数为1～2％的氢氧化钠溶液中，搅拌，继续加入三甲基氯化铵，反应得到改性淀粉。

如图2所示，浮选工段采用“一粗三精四扫”作业，具体操作如下：

从水力分级机出来的标准细度矿粒进入粗选，粗选溢流进入一级精选，底流进入一级扫选；一级扫选溢流和一级精选底流一同返回粗选，一级扫选底流流至二级扫选；二级扫选溢流返回一级扫选，二级扫选底流流至三级扫选；三级扫选溢流返回二级扫选，三级扫选底流流至四级扫选；四级扫选溢流返回三级扫选，四级扫选底流进入尾矿浓缩机，排出的矿浆称为尾矿。二级精选溢流进入三级精选，三级精选溢流进入精矿浓缩机，得到粗铜矿，三级精选底流返回二级精选。

具体而言，将步骤S2中的合格矿浆先进入粗选，经粗选溢流进入一级精选，继续经一级精选溢流进入二级精选，再经二级精选溢流进入三级精选，最后经三级精选溢流进入精矿浓缩机，得到铜精矿；并将一级精选底流返回粗选，将二级精选底流返回一级精选，将三级精选底流返回二级精选；

粗选底流进入一级扫选，一级扫选底流继续进入二级扫选，二级扫选底流继续进入三级扫选，三级扫选底流继续进入四级扫选，四级扫选底流进入尾矿浓缩机，得到矿浆为尾矿；并将一级扫选溢流返回粗选，将二级扫选溢流返回一级扫选，将三级扫选溢流返回二级扫选，将四级扫选溢流返回三级扫选。

“一粗三精四扫”过程中均加入了药剂，按原矿质量计，各药剂的用量分别为：

粗选过程中，硫化钠的用量为200～400g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为200～400g/t，木质素磺酸钠的用量为100～200g/t，黄药用量为50～100g/t，乙硫氨酯的用量为50～100g/t，乙硫氮的用量为50～100g/t，丁胺黑药的用量为5～20g/t，松油的用量为5～20g/t；

一级精选过程中，硫化钠的用量为100～200g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为100～200g/t，木质素磺酸钠的用量为50～100g/t，黄药用量为25～50g/t，乙硫氨酯的用量为25～50g/t，乙硫氮的用量为25～50g/t，丁胺黑药的用量为2.5～10g/t，松油的用量为2.5～10g/t；

二级精选过程中，硫化钠的用量为50～100g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为50～100g/t，木质素磺酸钠的用量为25～50g/t，黄药用量为12～25g/t，乙硫氨酯的用量为12～25g/t，乙硫氮的用量为12～25g/t，丁胺黑药的用量为1.25～5g/t，松油的用量为1.25～5g/t；

三级精选过程中，硫化钠的用量为25～50g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为25～50g/t，木质素磺酸钠的用量为12.5～25g/t，黄药用量为6～12.5g/t，乙硫氨酯的用量为6～12.5g/t，乙硫氮的用量为6～12.5g/t，丁胺黑药的用量为0.6～2.5g/t，松油的用量为0.6～2.5g/t；

一级扫选过程中，硫化钠的用量为20～40g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为20～40g/t，木质素磺酸钠的用量为20～40g/t，黄药用量为6～10g/t，乙硫氨酯的用量为6～10g/t，乙硫氮的用量为6～10g/t，丁胺黑药的用量为2～5g/t，松油的用量为2～5g/t；

二级扫选过程中，硫化钠的用量为10～20g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为10～20g/t，木质素磺酸钠的用量为10～20g/t，黄药用量为3～5g/t，乙硫氨酯的用量为3～5g/t，乙硫氮的用量为3～5g/t，丁胺黑药的用量为1～2.5g/t，松油的用量为1～2.5g/t；

三级扫选过程中，硫化钠的用量为5～10g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为5～10g/t，木质素磺酸钠的用量为5～10g/t，黄药用量为1.5～2.5g/t，乙硫氨酯的用量为1.5～2.5g/t，乙硫氮的用量为1.5～2.5g/t，丁胺黑药的用量为0.5～1.25g/t，松油的用量为0.5～1.25g/t；

四级扫选过程中，硫化钠的用量为2.5～5g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为2.5～5g/t，木质素磺酸钠的用量为2.5～5g/t，黄药用量为0.75～1.25g/t，乙硫氨酯的用量为0.75～1.25g/t，乙硫氮的用量为0.75～1.25g/t，丁胺黑药的用量为0.25～0.75g/t，松油的用量为0.25～0.75g/t。

4、铜精矿浓缩过滤

浮选工段精选工序选出铜精矿经管道排入浓密机沉淀浓缩，之后采用陶瓷过滤机脱水，脱水之后的得到的铜精矿转运至铜精矿产品仓库内，等待外售。经浓密机、脱水机出来的废水排入循环回用水池。

在生产过程中为确保生产产品铜精矿满足含水率≤8％的要求，建设单位采取定期抽样检测铜精矿含水率；当发现铜精矿满足含水率大于8％时，返回至浓缩过滤进一步压滤处理，直至满足产品要求方可入库待售。

5、尾矿处置

经过浮选工段中精选工序选出粗铜精矿后，其扫选工序排出的矿浆称为尾矿，尾矿经管道排入浓密机沉淀浓缩处理后，再采用陶瓷过滤机脱水，脱水之后的尾矿(含水率≤10％，副产品“水泥添加剂”)转运至水泥添加剂仓库内，等待外售。经浓密机、脱水机出来的水排入循环回用水池。

经“一粗三精四扫”工段扫选末端工序排出的尾矿，采取“浓密机沉淀浓缩处理+陶瓷过滤机脱水”工序处理尾矿，浓密机和陶瓷过滤机工作原理及处理效率如下：

浓密机：是基于重力沉降作用的固液分离设备密机，适用于选矿厂的精矿和尾矿脱水处理。其工作原理为借助安装于浓密机内慢速运转(1/3～1/5r/min)的耙的作用，使增稠的底流矿浆由浓密机底部的底流口卸出，浓密机上部产生较清净的澄清液(溢流)，由顶部的环形溜槽排出。其脱水效率在40％～50％左右。

陶瓷过滤机：陶瓷过滤机是一种新型、高效、节能的固液分离设备，适用于选矿厂作脱水处理。陶瓷过滤机工作原理基于毛细微孔的作用原理，采用微孔陶瓷作为过滤介质，利用微孔陶瓷大量狭小具有毛细作用原理设计的固液分离设备，在负压工作状态下的盘式过滤机，利用微孔陶瓷过滤板其独特通水不透气的特性，抽取陶瓷过滤板内腔真空产生与外部的压差，使料槽内悬浮的物料在负压的作用下吸附在陶瓷过滤板上，固体物料因不能通过微孔陶瓷过滤板被截留在陶瓷板表面，而液体因真空压差的作用及陶瓷过滤板的亲水性则顺利通过进入气液分配装置(真空桶)外排或循环利用从而达到固液分离的目的。其对铜精矿和铜尾矿的脱水效率可达85％～90％。

下面用具体实施例对本发明做进一步详细说明，但本发明不仅局限于以下具体实施例。

以下实施例以某工厂富氧熔炼炉熔炼产生的富氧熔炼炉渣为原料，该富氧熔炼炉渣中铜的品位约为1.05％。

实施例1

一种富氧熔炼炉渣浮选方法，包括以下步骤：

(1)破碎：将富氧熔炼炉渣依次经过一级破碎和二级破碎，然后将破碎后的原料输送到振动筛中，筛下合格粒料，其中，合格粒料的矿石粒度小于12mm，不合格的粒料返回一级破碎；

(2)球磨：将合格粒料和水送入湿式球磨机中，经过湿式球磨形成矿浆，将矿浆进行分级；

(3)浮选：采用“一粗三精四扫”，“一粗三精四扫”过程中均加入了药剂，按原矿质量计，各药剂的用量分别为：

粗选过程中，硫化钠的用量为200g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为200g/t，木质素磺酸钠的用量为100g/t，黄药用量为50g/t，乙硫氨酯的用量为50g/t，乙硫氮的用量为50g/t，丁胺黑药的用量为5g/t，松油的用量为5g/t；

一级精选过程中，硫化钠的用量为100g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为100g/t，木质素磺酸钠的用量为50g/t，黄药用量为25g/t，乙硫氨酯的用量为25g/t，乙硫氮的用量为25g/t，丁胺黑药的用量为2.5g/t，松油的用量为2.5g/t；

二级精选过程中，硫化钠的用量为50g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为50g/t，木质素磺酸钠的用量为25g/t，黄药用量为12g/t，乙硫氨酯的用量为12g/t，乙硫氮的用量为12g/t，丁胺黑药的用量为1.25g/t，松油的用量为1.25g/t；

三级精选过程中，硫化钠的用量为25g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为25g/t，木质素磺酸钠的用量为12.5g/t，黄药用量为6g/t，乙硫氨酯的用量为6g/t，乙硫氮的用量为6g/t，丁胺黑药的用量为0.6g/t，松油的用量为0.6g/t；

一级扫选过程中，硫化钠的用量为20g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为20g/t，木质素磺酸钠的用量为20g/t，黄药用量为6g/t，乙硫氨酯的用量为6g/t，乙硫氮的用量为6g/t，丁胺黑药的用量为2g/t，松油的用量为2g/t；

二级扫选过程中，硫化钠的用量为10g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为10g/t，木质素磺酸钠的用量为10g/t，黄药用量为3g/t，乙硫氨酯的用量为3g/t，乙硫氮的用量为3g/t，丁胺黑药的用量为1g/t，松油的用量为1g/t；

三级扫选过程中，硫化钠的用量为5g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为5g/t，木质素磺酸钠的用量为5g/t，黄药用量为1.5g/t，乙硫氨酯的用量为1.5g/t，乙硫氮的用量为1.5g/t，丁胺黑药的用量为0.5g/t，松油的用量为0.5g/t；

四级扫选过程中，硫化钠的用量为2.5g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为2.5g/t，木质素磺酸钠的用量为2.5g/t，黄药用量为0.75g/t，乙硫氨酯的用量为0.75g/t，乙硫氮的用量为0.75g/t，丁胺黑药的用量为0.25g/t，松油的用量为0.25g/t。

其中，改性壳聚糖淀粉混合物的制备方法包括：

将2g壳聚糖、1g改性淀粉溶于N,N-二甲基甲酰胺中，搅拌得到分散相，分散相的浓度为5％，然后向分散相中加入10g氢化钠，在45℃搅拌20h，得到中间体；向中间体中加入12g丁二酸酐，在70℃搅拌20h，所得产物用丙酮洗涤后干燥，即制得改性壳聚糖淀粉混合物。

改性淀粉的制备方法包括：将50g淀粉加入50mL温度为50℃水中，加入4g质量分数为1％的氢氧化钠溶液中，搅拌，继续加入5g三甲基氯化铵，反应温度50℃，得到改性淀粉。

(4)铜精矿浓缩过滤：铜精矿浆液经浓缩、脱水得到铜精矿；

(5)尾矿处置：尾矿浆液经经浓缩、脱水得到水泥添加剂。

实施例2

一种富氧熔炼炉渣浮选方法，包括以下步骤：

(1)破碎：将富氧熔炼炉渣依次经过一级破碎和二级破碎，然后将破碎后的原料输送到振动筛中，筛下合格粒料，其中，合格粒料的矿石粒度小于12mm，不合格的粒料返回一级破碎；

(2)球磨：将合格粒料和水送入湿式球磨机中，经过湿式球磨形成矿浆，将矿浆进行分级；

(3)浮选：采用“一粗三精四扫”，“一粗三精四扫”过程中均加入了药剂，按原矿质量计，各药剂的用量分别为：

粗选过程中，硫化钠的用量为300g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为300g/t，木质素磺酸钠的用量为150g/t，黄药用量为75g/t，乙硫氨酯的用量为75g/t，乙硫氮的用量为75g/t，丁胺黑药的用量为12.5g/t，松油的用量为12.5g/t；

一级精选过程中，硫化钠的用量为150g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为150g/t，木质素磺酸钠的用量为75g/t，黄药用量为37.5g/t，乙硫氨酯的用量为37.5g/t，乙硫氮的用量为37.5g/t，丁胺黑药的用量为6g/t，松油的用量为6.5g/t；

二级精选过程中，硫化钠的用量为75g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为75g/t，木质素磺酸钠的用量为37.5g/t，黄药用量为18.5g/t，乙硫氨酯的用量为18.5g/t，乙硫氮的用量为18.55g/t，丁胺黑药的用量为3g/t，松油的用量为3.5g/t；

三级精选过程中，硫化钠的用量为37.5g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为37.5g/t，木质素磺酸钠的用量为9.25g/t，黄药用量为9.25g/t，乙硫氨酯的用量为9.25g/t，乙硫氮的用量为9.25g/t，丁胺黑药的用量为1.5g/t，松油的用量为1.5g/t；

一级扫选过程中，硫化钠的用量为30g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为30g/t，木质素磺酸钠的用量为30g/t，黄药用量为8g/t，乙硫氨酯的用量为8g/t，乙硫氮的用量为8g/t，丁胺黑药的用量为3.5g/t，松油的用量为3.5g/t；

二级扫选过程中，硫化钠的用量为15g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为15g/t，木质素磺酸钠的用量为15g/t，黄药用量为4g/t，乙硫氨酯的用量为4g/t，乙硫氮的用量为4g/t，丁胺黑药的用量为1.75g/t，松油的用量为1.75g/t；

三级扫选过程中，硫化钠的用量为7.5g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为7.5g/t，木质素磺酸钠的用量为7.50g/t，黄药用量为2g/t，乙硫氨酯的用量为2g/t，乙硫氮的用量为2g/t，丁胺黑药的用量为0.8g/t，松油的用量为0.8g/t；

四级扫选过程中，硫化钠的用量为3.75g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为3.75g/t，木质素磺酸钠的用量为3.75g/t，黄药用量为1g/t，乙硫氨酯的用量为1g/t，乙硫氮的用量为1g/t，丁胺黑药的用量为0.5g/t，松油的用量为0.5g/t。

其中，改性壳聚糖淀粉混合物的制备方法包括：

将2g壳聚糖、1g改性淀粉溶于N,N-二甲基甲酰胺中，搅拌得到分散相，分散相的浓度为5％，然后向分散相中加入10g氢化钠，在45℃搅拌20h，得到中间体；向中间体中加入12g丁二酸酐，在70℃搅拌20h，所得产物用丙酮洗涤后干燥，即制得改性壳聚糖淀粉混合物。

改性淀粉的制备方法包括：将50g淀粉加入50mL温度为50℃水中，加入4g质量分数为1％的氢氧化钠溶液中，搅拌，继续加入5g三甲基氯化铵，反应温度50℃，得到改性淀粉。

(4)铜精矿浓缩过滤：铜精矿浆液经浓缩、脱水得到铜精矿；

(5)尾矿处置：尾矿浆液经经浓缩、脱水得到水泥添加剂。

实施例3

一种富氧熔炼炉渣浮选方法，包括以下步骤：

(1)破碎：将富氧熔炼炉渣依次经过一级破碎和二级破碎，然后将破碎后的原料输送到振动筛中，筛下合格粒料，其中，合格粒料的矿石粒度小于12mm，不合格的粒料返回一级破碎；

(2)球磨：将合格粒料和水送入湿式球磨机中，经过湿式球磨形成矿浆，将矿浆进行分级；

(3)浮选：采用“一粗三精四扫”，“一粗三精四扫”过程中均加入了药剂，按原矿质量计，各药剂的用量分别为：

粗选过程中，硫化钠的用量为400g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为400g/t，木质素磺酸钠的用量为200g/t，黄药用量为100g/t，乙硫氨酯的用量为100g/t，乙硫氮的用量为100g/t，丁胺黑药的用量为20g/t，松油的用量为20g/t；

一级精选过程中，硫化钠的用量为200g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为200g/t，木质素磺酸钠的用量为100g/t，黄药用量为50g/t，乙硫氨酯的用量为50g/t，乙硫氮的用量为50g/t，丁胺黑药的用量为10g/t，松油的用量为10g/t；

二级精选过程中，硫化钠的用量为100g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为100g/t，木质素磺酸钠的用量为50g/t，黄药用量为25g/t，乙硫氨酯的用量为25g/t，乙硫氮的用量为25g/t，丁胺黑药的用量为5g/t，松油的用量为5g/t；

三级精选过程中，硫化钠的用量为50g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为50g/t，木质素磺酸钠的用量为25g/t，黄药用量为12.5g/t，乙硫氨酯的用量为12.5g/t，乙硫氮的用量为12.5g/t，丁胺黑药的用量为2.5g/t，松油的用量为2.5g/t；

一级扫选过程中，硫化钠的用量为40g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为40g/t，木质素磺酸钠的用量为40g/t，黄药用量为10g/t，乙硫氨酯的用量为10g/t，乙硫氮的用量为10g/t，丁胺黑药的用量为5g/t，松油的用量为5g/t；

二级扫选过程中，硫化钠的用量为20g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为20g/t，木质素磺酸钠的用量为20g/t，黄药用量为5g/t，乙硫氨酯的用量为5g/t，乙硫氮的用量为5g/t，丁胺黑药的用量为2.5g/t，松油的用量为2.5g/t；

三级扫选过程中，硫化钠的用量为10g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为10g/t，木质素磺酸钠的用量为10g/t，黄药用量为2.5g/t，乙硫氨酯的用量为2.5g/t，乙硫氮的用量为2.5g/t，丁胺黑药的用量为1.25g/t，松油的用量为1.25g/t；

四级扫选过程中，硫化钠的用量为5g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为5g/t，木质素磺酸钠的用量为5g/t，黄药用量为1.25g/t，乙硫氨酯的用量为1.25g/t，乙硫氮的用量为1.25g/t，丁胺黑药的用量为0.75g/t，松油的用量为0.75g/t。

其中，改性壳聚糖淀粉混合物的制备方法包括：

将2g壳聚糖、1g改性淀粉溶于N,N-二甲基甲酰胺中，搅拌得到分散相，分散相的浓度为5％，然后向分散相中加入10g氢化钠，在45℃搅拌20h，得到中间体；向中间体中加入12g丁二酸酐，在70℃搅拌20h，所得产物用丙酮洗涤后干燥，即制得改性壳聚糖淀粉混合物。

改性淀粉的制备方法包括：将50g淀粉加入50mL温度为50℃水中，加入4g质量分数为1％的氢氧化钠溶液中，搅拌，继续加入5g三甲基氯化铵，反应温度50℃，得到改性淀粉。

(4)铜精矿浓缩过滤：铜精矿浆液经浓缩、脱水得到铜精矿；

(5)尾矿处置：尾矿浆液经经浓缩、脱水得到水泥添加剂。

对比例1

与实施例1的区别在于：浮选工段(“一粗三精四扫”)中均不添加改性壳聚糖淀粉混合物和木质素磺酸钠药剂，其他与实施例1相同。

对比例2

与实施例1的区别在于：浮选工段只进行“一粗一精一扫”，其他与实施例1相同。

对比例3

与实施例1的区别在于：浮选工段只进行“一粗二精二扫”，其他与实施例1相同。

测试：

检测实施例1～3和对比例1～3得到的铜精矿中铜的品位和回收率，结果如表1所示。

表1

	铜精矿中铜的品位	铜回收率
			实施例1	约等于25.5％	约等于81％
实施例2	约等于28.7％	约等于85％
			实施例3	约等于32.2％	约等于88％
对比例1	约等于8.5％	约等于62％
			对比例2	约等于19.4％	约等于71％
对比例3	约等于21.8％	约等于75％

由表1可以看出，实施例1～3中铜精矿铜的品位约为25～32％，铜回收率约为81～88％，因此，本发明回收铜效果显著，能够高效回收炉渣中的铜金属，为企业增加经济效益。将实施例1～3与对比例1～3相比，实施例1～3中铜精矿铜的品和铜回收率均大于对比例1～3，由此说明，是否添加药剂改性壳聚糖淀粉混合物和木质素磺酸钠以及浮选方法都会影响铜精矿的品位和回收率，本发明通过采用药剂改性壳聚糖淀粉混合物和木质素磺酸钠与硫化钠、黄药、乙硫氨酯、乙硫氮、丁胺黑药和松油以及采用“一粗三精四扫”的浮选方法能够有效回收炉渣中的铜。

以上所述，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内，根据本发明的技术方案及其发明构思加以等同替换或改变，都应涵盖在本发明的保护范围之内。

Claims (10)

1.一种富氧熔炼炉渣浮选方法，其特征在于，包括以下步骤：

S1、将富氧熔炼炉渣依次经过一级破碎和二级破碎，然后将破碎后的炉渣输送到振动筛中，筛下合格粒料，其中，合格粒料的矿石粒度小于12mm，不合格的粒料返回一级破碎；

S2、将步骤S1中的合格粒料和水送入湿式球磨机中，经过湿式球磨形成矿浆，将矿浆进行分级，得到合格矿浆；

S3、在步骤S2中的合格矿浆中加入硫化钠、改性壳聚糖淀粉混合物、木质素磺酸钠、黄药、乙硫氨酯、乙硫氮、丁胺黑药和松油，经过浮选得到铜精矿和尾矿。

2.根据权利要求1所述的一种富氧熔炼炉渣浮选方法，其特征在于，步骤S3具体包括以下步骤：

将步骤S2中的合格矿浆先进入粗选，经粗选溢流进入一级精选，继续经一级精选溢流进入二级精选，再经二级精选溢流进入三级精选，最后经三级精选溢流进入精矿浓缩机，得到铜精矿；

粗选底流进入一级扫选，一级扫选底流继续进入二级扫选，二级扫选底流继续进入三级扫选，三级扫选底流继续进入四级扫选，四级扫选底流进入尾矿浓缩机，得到矿浆为尾矿。

3.根据权利要求2所述的一种富氧熔炼炉渣浮选方法，其特征在于，步骤S3中的浮选还包括以下步骤：

将一级精选底流返回粗选，将二级精选底流返回一级精选，将三级精选底流返回二级精选。

4.根据权利要求2所述的一种富氧熔炼炉渣浮选方法，其特征在于，步骤S3还包括以下步骤：

将一级扫选溢流返回粗选，将二级扫选溢流返回一级扫选，将三级扫选溢流返回二级扫选，将四级扫选溢流返回三级扫选。

5.根据权利要求2所述的一种富氧熔炼炉渣浮选方法，其特征在于，步骤S3中，按原矿质量计，各药剂的用量分别为：

粗选过程中，硫化钠的用量为200～400g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为200～400g/t，木质素磺酸钠的用量为100～200g/t，黄药用量为50～100g/t，乙硫氨酯的用量为50～100g/t，乙硫氮的用量为50～100g/t，丁胺黑药的用量为5～20g/t，松油的用量为5～20g/t；

一级精选过程中，硫化钠的用量为100～200g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为100～200g/t，木质素磺酸钠的用量为50～100g/t，黄药用量为25～50g/t，乙硫氨酯的用量为25～50g/t，乙硫氮的用量为25～50g/t，丁胺黑药的用量为2.5～10g/t，松油的用量为2.5～10g/t；

二级精选过程中，硫化钠的用量为50～100g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为50～100g/t，木质素磺酸钠的用量为25～50g/t，黄药用量为12～25g/t，乙硫氨酯的用量为12～25g/t，乙硫氮的用量为12～25g/t，丁胺黑药的用量为1.25～5g/t，松油的用量为1.25～5g/t；

三级精选过程中，硫化钠的用量为25～50g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为25～50g/t，木质素磺酸钠的用量为12.5～25g/t，黄药用量为6～12.5g/t，乙硫氨酯的用量为6～12.5g/t，乙硫氮的用量为6～12.5g/t，丁胺黑药的用量为0.6～2.5g/t，松油的用量为0.6～2.5g/t；

一级扫选过程中，硫化钠的用量为20～40g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为20～40g/t，木质素磺酸钠的用量为20～40g/t，黄药用量为6～10g/t，乙硫氨酯的用量为6～10g/t，乙硫氮的用量为6～10g/t，丁胺黑药的用量为2～5g/t，松油的用量为2～5g/t；

二级扫选过程中，硫化钠的用量为10～20g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为10～20g/t，木质素磺酸钠的用量为10～20g/t，黄药用量为3～5g/t，乙硫氨酯的用量为3～5g/t，乙硫氮的用量为3～5g/t，丁胺黑药的用量为1～2.5g/t，松油的用量为1～2.5g/t；

三级扫选过程中，硫化钠的用量为5～10g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为5～10g/t，木质素磺酸钠的用量为5～10g/t，黄药用量为1.5～2.5g/t，乙硫氨酯的用量为1.5～2.5g/t，乙硫氮的用量为1.5～2.5g/t，丁胺黑药的用量为0.5～1.25g/t，松油的用量为0.5～1.25g/t；

四级扫选过程中，硫化钠的用量为2.5～5g/t，改性壳聚糖淀粉混合物的用量为2.5～5g/t，木质素磺酸钠的用量为2.5～5g/t，黄药用量为0.75～1.25g/t，乙硫氨酯的用量为0.75～1.25g/t，乙硫氮的用量为0.75～1.25g/t，丁胺黑药的用量为0.25～0.75g/t，松油的用量为0.25～0.75g/t。

6.根据权利要求1所述的一种富氧熔炼炉渣浮选方法，其特征在于，改性壳聚糖淀粉混合物的制备方法包括：

将壳聚糖、改性淀粉溶于N,N-二甲基甲酰胺中，搅拌得到分散相，分散相的浓度为5～10％，然后向分散相中加入氢化钠，在40～55℃搅拌15～25h，得到中间体；向中间体中加入丁二酸酐，在65～80℃搅拌15～25h，将所得产物洗涤干燥，制得改性壳聚糖淀粉混合物。

7.根据权利要求7所述的一种富氧熔炼炉渣浮选方法，其特征在于，

改性淀粉的制备方法包括：将淀粉加入温度为50～60℃水中，加入质量分数为1～2％的氢氧化钠溶液中，搅拌，继续加入三甲基氯化铵，反应得到改性淀粉。

8.根据权利要求1所述的一种富氧熔炼炉渣浮选方法，其特征在于，步骤S3中，将步骤S2中的合格矿浆与原料上料落料粉尘、原料破碎粉尘和研磨粉尘一并经过搅拌桶调浆搅匀，调浆后先加入pH调整剂至8～10，再加入所述药剂。

9.根据权利要求1所述的一种富氧熔炼炉渣浮选方法，其特征在于，步骤S3制得的铜精矿的含水率≤8％。

10.根据权利要求1所述的一种富氧熔炼炉渣浮选方法，其特征在于，步骤S3制得的水泥添加剂的含水率≤10％。

Images