[发明专利]一种从吹炼渣中回收铜的选矿方法

说明书

技术领域

本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种从吹炼渣中回收铜的选矿方法。

背景技术

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。

发明内容

本发明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。

本发明采用的技术方案为：

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。