[发明专利]一种铜冶炼炉渣浮选回收铜的选矿工艺

权利要求书

1.一种铜冶炼炉渣浮选回收铜的选矿工艺，其特征在于：采用磨矿分级-分级-分粒级选别工艺，采用棒磨机磨矿优化后续浮选物料粒级分布，采用分粒级浮选，对微细粒级铜矿物进行0-0 .020mm窄粒级选别，按以下步骤进行：

（1）将破碎后粒度为0~12mm，铜品位0.60%-1.00%的铜冶炼炉渣，给入由球磨机、棒磨机和水力旋流器组构成的二段一闭路磨矿流程，获得旋流器溢流产物细度控制在-0 .044mm占有率80%-90%；

（2）将旋流器溢流给入高频振动细筛，获得+0.020mm的粗粒级产物和-0.020mm的细粒级产物，分别给入浮选系统Ⅰ和浮选系统Ⅱ进行铜浮选回收；

（3）+0.020mm粗粒级产品经一次粗选、一次精选、二次扫选浮选工艺产出最终铜精矿Ⅰ和最终尾矿Ⅰ，-0 .020mm细粒级产品经一次粗选、二次精选和二次扫选浮选工艺产出最终铜精矿Ⅱ和最终尾矿Ⅱ；

（4）系统Ⅰ铜回收

a、将步骤（2）所获得的粗粒级产物依次加入捕收剂、起泡剂调浆后给入系统Ⅰ铜粗选作业，获得泡沫产品系统Ⅰ粗精矿和槽积系统Ⅰ粗选尾矿；

b、将系统Ⅰ粗精矿给入系统Ⅰ精选作业，获得泡沫产品系统Ⅰ铜精矿和槽积系统Ⅰ精选尾矿；

系统Ⅰ铜精矿产率1.5%-2.5%、铜品位20.0%-30.0%，铜回收率40.0%-60.0%；

c、将系统Ⅰ粗选尾矿加入捕收剂、起泡剂给入系统Ⅰ扫选Ⅰ作业，获得泡沫产品系统Ⅰ扫选Ⅰ精矿和槽积系统Ⅰ扫选Ⅰ尾矿；

d、将系统Ⅰ扫选Ⅰ尾矿加入捕收剂给入系统Ⅰ扫选Ⅱ作业、获得泡沫产品系统Ⅰ扫选Ⅱ精矿和槽积系统Ⅰ尾矿；

系统Ⅰ尾矿产率60%-70%，品位0.05%-0.25%，回收率5.0%-25.0%；

e、将系统Ⅰ精选尾矿、系统Ⅰ扫选Ⅰ精矿与系统Ⅰ扫选Ⅱ精矿返回到二段棒磨机再磨再选；

系统Ⅰ选矿参数：

粗选：捕收剂丁基黄药：90g/t·铜冶炼炉渣，起泡剂2#油：30g/t·铜冶炼炉渣，搅拌2min，浮选时间：6min；

精选：空白精选，浮选时间4min；

扫选Ⅰ：捕收剂丁基黄药：30g/t·铜冶炼炉渣，起泡剂2#油：5g/t·铜冶炼炉渣，搅拌2min，浮选时间：3min；

扫选Ⅱ：捕收剂丁基黄药：10g/t·铜冶炼炉渣，搅拌2min，浮选时间：3min；

（5 ）系统Ⅱ铜选别

a、将步骤（2）所获得的-0 .020mm细粒级产物依次加入调整剂、捕收剂和起泡剂调浆后给入系统Ⅱ铜粗选作业，获得泡沫产品系统Ⅱ粗精矿和槽积系统Ⅱ粗选尾矿；

b、将系统Ⅱ粗精矿给入系统Ⅱ精选Ⅰ作业，获得泡沫产品系统Ⅱ精选Ⅰ精矿和槽积系统Ⅱ精选Ⅰ尾矿；

c、将系统Ⅱ精选Ⅰ精矿给入系统Ⅱ精选Ⅱ作业，获得泡沫产品铜精矿Ⅱ和槽积系统Ⅱ精选Ⅱ尾矿；

铜精矿Ⅱ产率1.0%-2.0%、铜品位15%-25%，铜回收率20 .0%-35 .0%；

d、将系统Ⅱ粗选尾矿加入捕收剂、起泡剂给入系统Ⅱ扫选Ⅰ作业，获得泡沫产品系统Ⅱ扫选Ⅰ精矿和槽积系统Ⅱ扫选Ⅰ尾矿；

e、将系统Ⅱ扫选Ⅰ尾矿加入捕收剂给入系统Ⅱ扫选Ⅱ作业、获得泡沫产品系统Ⅱ扫选Ⅱ精矿和槽积尾矿Ⅱ；

获得尾矿Ⅱ产率30 .0%-36 .0%，铜品位0 .08%-0 .28%，铜回收率2 .0%-12 .0%；

f、将系统Ⅱ精选Ⅰ尾矿、系统Ⅱ精选Ⅱ尾矿、系统Ⅱ扫选Ⅰ精矿与系统Ⅱ扫选Ⅱ精矿按顺序分别返回到前一作业；

系统Ⅱ选矿参数：

粗选：调整剂：碳酸钠500g/t·铜冶炼炉渣和水玻璃400g/t·铜冶炼炉渣，搅拌3min；

捕收剂：Z-200 60g/t·铜冶炼炉渣，起泡剂：MIBC 30g/t·铜冶炼炉渣，搅拌2min，浮选时间：7min；

精选Ⅰ：空白精选，浮选时间4min；

精选Ⅱ：空白精选，浮选时间3min；

扫选Ⅰ：捕收剂：Z-200 20g/t·铜冶炼炉渣，起泡剂：MIBC 5g/t·铜冶炼炉渣，搅拌2min，浮选时间：3min；

扫选Ⅱ：捕收剂：Z-200 10g/t·铜冶炼炉渣，搅拌：2min，浮选时间：3min。