一种从吹炼渣中回收铜的选矿方法技术

本发明专利技术公开了一种从吹炼渣中回收铜的选矿方法，包括以下步骤：(1)吹炼渣经一段球磨机磨矿后进入一段旋流器分级，分级得到的一段分级沉砂经闪速浮选得到第一精矿和第一尾矿；(2)一段旋流器溢流产物经一次粗选得到第二精矿和一次粗选尾矿，一次粗选尾矿经二段旋流器分级得到二段分级沉砂，二段分级沉砂经二段球磨机磨矿后返回至二段旋流器分级；(3)二段旋流器溢流产物经二次粗选得到第一粗精矿和二次粗选尾矿，第一粗精矿经精选得到第三精矿和第二尾矿；(4)二次粗选尾矿经一次扫选和二次扫选，得到最终尾矿，最终尾矿经浓缩、过滤后得到脱水尾矿；(5)将第一、第二和第三精矿合并为最终精矿，最终精矿经浓缩、过滤后得到铜精矿产品。

Mineral processing method for recovering copper from converting slag

The invention discloses a method for recovering copper from converting slag in mineral processing method, which comprises the following steps: (1) converting slag by a ball mill into a cyclone, get a grade grade sand first concentrate and tailings first obtained by flash flotation; (2) a cyclone overflow by one roughing second concentrate and one roughing tailings, a coarse tailings by two step sand two stage cyclone, two step sand through two ball mill after the return to the two stage cyclone; (3) the two stage cyclone overflow abortion after two times of roughing the first rough concentrate and two coarse tailings, the first rough concentrate by selection of third and second concentrate tailings; (4) two times by a coarse tailings scavenging and two scavenging, get the final tailings, the final tailings was concentrated and filtered to get dehydrated tail (5) the first, second and third concentrates are combined into the final concentrate, and the concentrate is concentrated and filtered to obtain the copper concentrate products.

【技术实现步骤摘要】
一种从吹炼渣中回收铜的选矿方法
本专利技术属于选矿
，具体涉及一种从吹炼渣中回收铜的选矿方法。
技术介绍
吹炼渣是采用吹炼炉处理冰铜生产粗铜时产生的废炉渣，其含铜5％-10％，吹炼渣通常经缓冷破碎后作为返料直接返回熔炼系统。但因吹炼渣铜品位低于入炉精矿，不仅增加冶炼能耗、生产成本，还会增大渣率，降低熔炼系统的直收率。废炉渣作为一种二次资源，目前主要的处理方法是火法贫化法和浮选法，其中浮选法更具优势：精矿品位高，回收率高，能耗低，含Fe3O4低，浮选尾矿可作为其他行业的原料。常见关于吹炼渣的选矿研究有单一浮选法，该法适合低品位铜冶炼渣选别，但对金属铜含量高的炉渣选别效果不佳；也有重-浮选联合法、磁-浮选联合法等，根据金属铜和渣中其他矿物的物理性质差异预先回收部分金属铜等含铜矿物，而后采用常规浮选法回收渣中的其他含铜矿物。就吹炼渣而言，联合选矿法指标较单一浮选法优，但存在工艺流程长，中间产品处理困难等问题。
技术实现思路
本专利技术针对现有技术中存在的问题，提供一种从吹炼渣中回收铜的选矿方法。该选矿方法能够提前对吹炼渣磨矿产品分级沉砂中已达到选别粒级的金属铜等含铜矿物实现回收，减轻磨矿分级负荷，获得较高的精矿品位和回收率。本专利技术采用的技术方案为：一种从吹炼渣中回收铜的选矿方法，包括以下步骤：(1)将破碎至-12mm的吹炼渣输送至一段球磨机进行磨矿，一段球磨机排矿进入一段旋流器分级，分级后得到的一段分级沉砂进行闪速浮选，得到第一精矿和第一尾矿，第一尾矿返回至一段球磨机磨矿；其中，所述一段分级沉砂的质量浓度为65％-75％，一段分级沉砂中细度为-0.074mm的占有率为10％-20％；(2)一段旋流器溢流产物进入一次粗选，得到第二精矿和一次粗选尾矿，一次粗选尾矿进入二段旋流器分级，分级后得到二段分级沉砂，二段分级沉砂进入二段球磨机进行磨矿，二段球磨机排矿返回至二段旋流器分级；其中，所述一段旋流器溢流产物的质量浓度为40％-45％，一段旋流器溢流产物中细度为-0.074mm的占有率为65％-70％；(3)二段旋流器溢流产物进入二次粗选，得到第一粗精矿和二次粗选尾矿，将第一粗精矿进行精选，得到第三精矿和第二尾矿，第二尾矿返回至二次粗选；其中，所述二段旋流器溢流产物的质量浓度为32％-37％，细度为-0.045mm的占有率为82％-90％；(4)将二次粗选尾矿进行一次扫选和二次扫选，得到最终尾矿，一次扫选和二次扫选的泡沫合并返回二段球磨机磨矿，最终尾矿经浓缩、过滤后得到脱水尾矿；(5)将第一精矿、第二精矿、第三精矿合并为最终精矿，最终精矿经浓缩、过滤后得到铜精矿产品。根据上述的方法，优选地，步骤(1)中所述闪速浮选的时间为1.5min-3min。根据上述的方法，优选地，步骤(1)中所述闪速浮选的调整剂为硫化钠，捕收剂为乙硫氨酯，起泡剂为松醇油；其中，所述硫化钠的用量为(100-200)g/t，所述乙硫氨酯的用量为(20-40)g/t，所述松醇油的用量为(25-40)g/t。根据上述的方法，优选地，闪速浮选所用的调整剂、捕收剂、起泡剂的添加点为一段旋流器分级沉砂汇总的管道口。根据上述的方法，优选地，步骤(2)中所述一次粗选的时间为6min-8min。根据上述的方法，优选地，步骤(2)中所述一次粗选的调整剂为硫化钠，捕收剂为异戊基黄药，起泡剂为松醇油；其中，所述硫化钠的用量为(100-150)g/t，所述异戊基黄药的用量为(120-200)g/t，所述松醇油的用量为(30-40)g/t。根据上述的方法，优选地，步骤(3)中所述二次粗选的时间为4min-6min；所述二次粗选的调整剂为硫化钠，捕收剂为异戊基黄药，起泡剂为松醇油；其中，所述硫化钠的用量为(100-150)g/t，所述异戊基黄药的用量为(80-150)g/t，所述松醇油的用量为(20-35)g/t。根据上述的方法，优选地，步骤(3)中所述精选的时间为2min-4min；所述精选的捕收剂为异戊基黄药，起泡剂为松醇油；其中，所述异戊基黄药的用量为(10-30)g/t，所述松醇油的用量为(0-5)g/t。根据上述的方法，优选地，步骤(4)中所述一次扫选的时间为4min-6min；所述一次扫选的调整剂为硫化钠，捕收剂为异戊基黄药，起泡剂为松醇油；其中，所述硫化钠的用量为(80-120)g/t，所述异戊基黄药的用量为(40-80)g/t，所述松醇油的用量为(15-30)g/t。根据上述的方法，优选地，步骤(4)中所述二次扫选的时间为4min-6min；所述二次扫选的调整剂为硫化钠，捕收剂为异戊基黄药，起泡剂为松醇油；其中，所述硫化钠的用量为(60-100)g/t，所述异戊基黄药的用量为(30-50)g/t，所述松醇油的用量为(10-20)g/t。本专利技术取得的积极有益效果：(1)本专利技术选矿方法采用闪速浮选预先回收分级沉砂中已单体解离或达到适宜选别粒级的金属铜和其他含铜矿物，减少了该部分有用矿物返回磨机再磨的概率，减轻了有用矿物过粉碎和矿物的表面污染，而且因分级设备的“反富集”作用，使闪速浮选的给矿品位高，可以得到品位50％左右的精矿，减轻了磨矿分级负担，同时稳定了后续分选作业的给矿品位，可获得铜品位为30％-35％的最终精矿，最终尾矿铜品位小于0.35％的选别指标，铜的回收率高达98％(见表1)。(2)本专利技术选矿方法采用闪速浮选预先回收一段旋流器沉砂中达到适宜选别粒级的金属铜和其他含铜矿物，使后续常规浮选作业给矿品位趋于稳定，使得后续工艺调节更简单。(3)采用本专利技术选矿方法得到的最终精矿粒度组成比常规浮选粗，更有利于最终精矿的脱水处理。(4)与其他联合选矿工艺相比，本专利技术选矿方法工艺流程短，省去了中间物料的浓缩脱水等工序，工艺更简单，易操作。表1采用本专利技术的选矿方法提取的精矿中铜的回收率及品位数据组分Cu品位Cu回收率最终精矿30％-35％93.5％-98％最终尾矿0.30％-0.35％2％-6.5％原矿(吹炼渣)5％-10％100％附图说明图1为本专利技术从吹炼渣中回收铜的选矿方法的工艺流程图。具体实施方式为了进一步理解本专利技术，下面结合实施例对本专利技术优选实施方案进行描述，但是应当理解，这些描述只是为了进一步说明本专利技术的特征和优点，而不是对本专利技术权利要求的限制。实施例1：一种从吹炼渣中回收铜的选矿方法，包括以下步骤：(1)将破碎至-12mm的吹炼渣输送至一段球磨机进行磨矿，一段球磨机排矿进入一段旋流器分级，分级后得到的一段分级沉砂进行闪速浮选，得到第一精矿和第一尾矿，第一尾矿返回至一段球磨机磨矿；其中，所述一段分级沉砂的质量浓度为70％，一段分级沉砂中细度为-0.074mm的占有率为15％；(2)一段旋流器溢流产物进入一次粗选，得到第二精矿和一次粗选尾矿，一次粗选尾矿进入二段旋流器分级，分级后得到二段分级沉砂，二段分级沉砂进入二段球磨机进行磨矿，二段球磨机排矿返回至二段旋流器分级；其中，所述一段旋流器溢流产物的质量浓度为43％，一段旋流器溢流产物中细度为-0.074mm的占有率为68％；(3)二段旋流器溢流产物进入二次粗选，得到第一粗精矿和二次粗选尾矿，将第一粗精矿进行精选，得到第三精矿和第二尾矿，第二尾矿返回至二次粗选；其中，所述二段旋流器溢流产物的质量浓度为35本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种从吹炼渣中回收铜的选矿方法，其特征在于，所述选矿方法包括以下步骤：(1)将破碎至‑12mm的吹炼渣输送至一段球磨机进行磨矿，一段球磨机排矿进入一段旋流器分级，分级后得到的一段分级沉砂进行闪速浮选，得到第一精矿和第一尾矿，第一尾矿返回至一段球磨机磨矿；其中，所述一段分级沉砂的质量浓度为65％‑75％，一段分级沉砂中细度为‑0.074mm的占有率为10％‑20％；(2)一段旋流器溢流产物进入一次粗选，得到第二精矿和一次粗选尾矿，一次粗选尾矿进入二段旋流器分级，分级后得到二段分级沉砂，二段分级沉砂进入二段球磨机进行磨矿，二段球磨机排矿返回至二段旋流器分级；其中，所述一段旋流器溢流产物的质量浓度为40％‑45％，一段旋流器溢流产物中细度为‑0.074mm的占有率为65％‑70％；(3)二段旋流器溢流产物进入二次粗选，得到第一粗精矿和二次粗选尾矿，将第一粗精矿进行精选，得到第三精矿和第二尾矿，第二尾矿返回至二次粗选；其中，所述二段旋流器溢流产物的质量浓度为32％‑37％，细度为‑0.045mm的占有率为82％‑90％；(4)将二次粗选尾矿进行一次扫选和二次扫选，得到最终尾矿，一次扫选和二次扫选的泡沫合并返回二段球磨机磨矿，最终尾矿经浓缩、过滤后得到脱水尾矿；(5)将第一精矿、第二精矿、第三精矿合并为最终精矿，最终精矿经浓缩、过滤后得到铜精矿产品。...

【技术特征摘要】
1.一种从吹炼渣中回收铜的选矿方法，其特征在于，所述选矿方法包括以下步骤：(1)将破碎至-12mm的吹炼渣输送至一段球磨机进行磨矿，一段球磨机排矿进入一段旋流器分级，分级后得到的一段分级沉砂进行闪速浮选，得到第一精矿和第一尾矿，第一尾矿返回至一段球磨机磨矿；其中，所述一段分级沉砂的质量浓度为65％-75％，一段分级沉砂中细度为-0.074mm的占有率为10％-20％；(2)一段旋流器溢流产物进入一次粗选，得到第二精矿和一次粗选尾矿，一次粗选尾矿进入二段旋流器分级，分级后得到二段分级沉砂，二段分级沉砂进入二段球磨机进行磨矿，二段球磨机排矿返回至二段旋流器分级；其中，所述一段旋流器溢流产物的质量浓度为40％-45％，一段旋流器溢流产物中细度为-0.074mm的占有率为65％-70％；(3)二段旋流器溢流产物进入二次粗选，得到第一粗精矿和二次粗选尾矿，将第一粗精矿进行精选，得到第三精矿和第二尾矿，第二尾矿返回至二次粗选；其中，所述二段旋流器溢流产物的质量浓度为32％-37％，细度为-0.045mm的占有率为82％-90％；(4)将二次粗选尾矿进行一次扫选和二次扫选，得到最终尾矿，一次扫选和二次扫选的泡沫合并返回二段球磨机磨矿，最终尾矿经浓缩、过滤后得到脱水尾矿；(5)将第一精矿、第二精矿、第三精矿合并为最终精矿，最终精矿经浓缩、过滤后得到铜精矿产品。2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)中所述闪速浮选的时间为1.5min-3min。3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)中所述闪速浮选的调整剂为硫化钠，捕收剂为乙硫氨酯，起泡剂为松醇油；其中，所述硫化钠的用量为(100-200)g/t，所述乙硫氨酯的用量为(20-40)g/t，所述松醇油的用量为(25-40)g/t。4.根据权利要求3所述的方法，其...

【专利技术属性】
技术研发人员：丁鹏，王拥军，赵体茂，许向波，卫向平，常艳兵，赵高峰，曹军超，李丕强，高一轩，
申请(专利权)人：河南豫光金铅股份有限公司，
类型：发明
国别省市：河南,41