本发明专利技术公开了一种改善转炉铜冶炼渣中浮选效果的方法，该方法是将铜渣破碎后，与碳酸钠药剂混合均匀，混合后的混合物经过球磨磨至一定细度、调节合适的矿浆浓度、然后添加适量的浮选药剂和起泡剂，使含铜矿物与脉石矿物分离，最终得到高品质铜精矿。该方法能使浮选过程中，含铜颗粒与脉石矿物得到更充分的解离，改善浮选效果，实现铜渣的二次资源化，解决了铜渣中因铜颗粒粒度细、浮选回收精矿质量差、尾矿中铜含量高等问题，实现了铜渣的资源化利用。用。
【技术实现步骤摘要】
一种改善转炉铜冶炼渣浮选效果的方法
[0001]本专利技术涉及一种改善转炉铜冶炼渣浮选效果的方法，属于资源回收
技术介绍
[0002]铜是现代经济发展的基础工业原料之一，由于其具有良好的导电导热性能、抗磨耐磨性能、延展性能及可塑性，在电子电器、交通设备、机械制造、能源运输和建筑行业都有着广泛的应用。我国90％以上企业采用火法炼铜工艺生产精炼铜，火法工艺每年大约产生2000万吨铜熔炼渣，其中铜品位普遍高于0.5％，甚至高于一些我国开采加工的铜原矿。2017年我国精铜产量为895万t，铜渣产生量超过1600万吨，堆放的铜渣数量已超过5000万吨。铜渣中的金属元素主要是铜和铁，通常还伴有钴、金、银、镍等其他金属元素。倾倒或堆放这些炉渣会造成金属价值的浪费，不仅占用大量土地资源，并且铜渣中含有的金属离子会对环境会造成不利影响。而若是能有效利用其剩余价值，铜熔炼渣将具有很大的利用潜力。研究如何回收利用以及如何更好回收利用铜冶炼渣中的铜资源对于我国现阶段具有重要的现实意义。
[0003]目前，回收铜渣中有价金属主要分为以下三类：火法贫化，例如还原造锍、返回重熔、氯化熔炼等；湿法浸出，例如酸浸、碱浸、加压浸出、生物浸出等；选矿富集，例如重选、磁选、浮选等。其中浮选法相较于其他方法具有流程简单，成本较低等优点。但是铜熔炼渣中的铜硫成晶状态不理想，过于细密、分散。为了使铜渣中含铜颗粒与脉石矿物解离，需要将铜渣磨至很细，过细的颗粒表面能增大，会使得含铜颗粒与脉石矿物之间的可浮性差异变小，无法在提高回收率的同时保证精矿的品位。基于以上现状，迫切需要一种高效、节能、能使脉石矿物与含铜颗粒充分解离的工艺回收提高铜冶炼渣中铜资源的效率。
技术实现思路
[0004]针对现有技术存在的问题，本专利技术的目的在于提供一种改善转炉铜冶炼渣浮选效果的方法，本专利技术的方法是利用碳酸钠在能改善矿浆pH、调节矿浆分散性的特点来改善矿浆中含铜颗粒与脉石矿物的分离环境，大大减小了铜颗粒与脉石矿物凝聚的几率，提高了浮选效率，从而可以实现铜矿物的高效分离回收。本专利技术的方法节能、高效、流程短，可以高效回收铜渣中的有价资源。
[0005]为了实现上述目的，本专利技术采用如下技术方案：
[0006]本专利技术一种改善转炉铜冶炼渣浮选效果的方法，包括如下步骤：将铜渣与碳酸钠混合得到混合物，混合物球磨得到细磨料，细磨料加入水获得矿浆，然后对矿浆进行粗选获得粗选精矿和粗选尾矿、粗选尾矿进行一次扫选获得一次扫选精矿与一次扫选尾矿、一次扫选尾矿进行二次扫选所得二次扫选精矿返回进行一次扫选，所得二次扫选尾矿进行三次扫选，所得三次扫选精矿返回进行二次扫选，所得三次扫选尾矿作为尾矿收集。
[0007]本专利技术的技术方案，通过将铜渣与碳酸钠先进行混合，再共同球磨获得细磨料，再对细磨料配成矿浆后再浮选，专利技术人发现，这样可以大幅的改善矿物矿浆中含铜颗粒与脉
石矿物的分离环境，大大减小了了铜颗粒与脉石矿物凝聚的几率，提高了浮选效率。
[0008]在本专利技术中，加入碳酸钠的方式是至关重要的，若是仅仅只是将铜渣与碳酸钠简单混合后调成矿浆，或者在调浆过程中加入碳酸钠，浮选效率的提升均有限。
[0009]另外，本专利技术中所加入的碳酸钠更是无可替代的，专利技术人在实验过程中，对于常用的浮选调节剂，进行了各种组合，如药剂硫化钠、石灰、苛性碱，三聚磷酸盐、丹宁、木素磺酸盐等等，专利技术人均进行了尝试，但是其对浮选效率的提升均远远不如加入碳酸钠的效果。
[0010]在本专利技术中，各药剂的添加量是指药剂按原矿质量计添加的质量。
[0011]优选的方案，铜渣的品位为9
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12％。
[0012]优选的方案，所述铜渣粒径小于6mm。在实际操作过程中，先将铜渣经破碎后至小于6mm。
[0013]优选的方案，所述碳酸钠的添加量为400
‑
800g/t。
[0014]优选的方案，所述球磨在球磨机中进行，球磨机的充填率为38
‑
67％，球磨时间为6
‑
20min，优选为8
‑
12min。
[0015]在本专利技术中，球磨机的充填率是指球磨机中钢球的充填率，专利技术人发现通过控制钢球的充填率和磨矿时间在上述范围内来控制铜渣与碳酸钠的充份混合接触，并控制最终铜渣的粒度，可以获得最优的浮选效果。
[0016]优选的方案，所述细磨料中小于0.045mm的颗粒质量占总质量的60％
‑
95％，优选为70
‑
90％。
[0017]优选的方案，所述矿浆中，固含量为20％
‑
35％。
[0018]优选的方案，所述粗选时，向矿浆中添加捕收剂和起泡剂，经过充气后产生泡沫，再浮选分离获得粗选精矿和粗选尾矿。
[0019]进一步的优选，所述粗选时，捕收剂选自丁基黄药、乙硫氮、Z
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200中的至少一种，优选为丁基黄药，添加量为100
‑
500g/t，优选为100
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300g/t，起泡剂为2号油，用量为20
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80g/t，优选为40g/t；充气时间为0
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2min；浮选时间为3
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6min，优选为5min。
[0020]优选的方案，所述一次扫选时，向粗选尾矿中添加捕收剂和起泡剂，经过充气后产生泡沫，再浮选分离获得一次扫选精矿与一次扫选尾矿。
[0021]进一步的优选，所述一次扫选时，捕收剂选自丁基黄药、乙硫氮、Z
‑
200中的至少一种，优选为丁基黄药，用量为50
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200g/t，优选为50
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150g/t；起泡剂为2号油，用量为10
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40g/t，优选为20g/t；充气时间为0
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2min，浮选时间为3
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5min，优选为4min。
[0022]在本专利技术中，一次扫选精矿与粗选精矿合并为高品质铜精矿。
[0023]优选的方案，所述二次扫选时，向一次扫选尾矿中添加捕收剂和起泡剂，经过充气后产生泡沫，再浮选分离获得二次扫选精矿与二次扫选尾矿。
[0024]进一步的优选，所述二次扫选时，捕收剂选自丁基黄药、乙硫氮、Z
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200中的至少一种，优选为丁基黄药，用量为25
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100g/t，优选为25
‑
80g/t；充气时间为0
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2min；浮选时间为3
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4min，优选为3min。
[0025]优选的方案，所述三次扫选时，向二次扫选尾矿中添加捕收剂和起泡剂，经过充气后产生泡沫，再浮选分离获得三次扫选精矿与三次扫选尾矿。
[0026]进一步的优选，所述三次扫选时，捕收剂选自丁基黄药、乙硫氮、Z
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200中的至少一种，优选为丁基黄药，用量为0
‑
50g/t，本文档来自技高网...
【技术保护点】
【技术特征摘要】
1.一种改善转炉铜冶炼渣浮选效果的方法，其特征在于：包括如下步骤：将铜渣与碳酸钠混合得到混合物，混合物球磨得到细磨料，细磨料加入水获得矿浆，然后对矿浆进行粗选获得粗选精矿和粗选尾矿、粗选尾矿进行一次扫选获得一次扫选精矿与一次扫选尾矿，一次扫选尾矿进行二次扫选所得二次扫选精矿返回进行一次扫选，所得二次扫选尾矿进行三次扫选，所得三次扫选精矿返回进行二次扫选，所得三次扫选尾矿作为尾矿收集。2.根据权利要求1所述的一种改善转炉铜冶炼渣浮选效果的方法，其特征在于：所述碳酸钠的添加量为400
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800g/t。3.根据权利要求1所述的一种改善转炉铜冶炼渣浮选效果的方法，其特征在于：所述球磨在球磨机中进行，球磨机的充填率为38
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67％，球磨时间为6
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20min。4.根据权利要求1所述的一种改善转炉铜冶炼渣浮选效果的方法，其特征在于：所述细磨料中小于0.045mm的颗粒质量占总质量的60％
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95％。5.根据权利要求1所述的一种改善转炉铜冶炼渣浮选效果的方法，其特征在于：所述矿浆中，固含量为20％
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35％。6.根据权利要求1所述的一种改善转炉铜冶炼渣浮选效果的方法，其特征在于：所述粗选时，向矿浆中添加捕收剂和起泡剂，经过充气后产生泡沫，再浮选分离获得粗选精矿和粗选尾矿；所述粗选时，捕收剂选自丁基黄药、乙硫氮、Z
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200中的至少一种，添加量为100
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500g/t，起泡剂为2号油，用量为20
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80g/t，充气时间为0
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【专利技术属性】
技术研发人员：杨越，王林松，孙伟，高志勇，刘润清，
申请(专利权)人：中南大学，
类型：发明
国别省市：
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