[发明专利]一种铜冶炼渣中选矿回收氧化铜的方法

权利要求书

1.一种铜冶炼渣中选矿回收氧化铜的方法，其特征在于，包括步骤如下：

步骤1：

取铜冶炼渣，所述的铜冶炼渣为水淬渣和转炉渣的混合渣，或为水淬渣，转炉渣和转炉低渣的混合渣，所述的水淬渣铜品位为0.42-1％，转炉渣铜品位为2.8-4.1％，转炉包底渣铜品位为6.04-15.87％；当为水淬渣和转炉渣的混合渣时，二者质量比为(3-2)：(2-3)；当为水淬渣，转炉渣和转炉低渣的混合渣，三者质量比为(3-4):(2-3):(1.5-2.5)；

步骤2：

将混合渣进行湿磨至粒度为-45μm占95-98％，获得矿浆，所述矿浆质量浓度为30-40％；

步骤3：

将矿浆经过快速浮选后，经过两次粗选，两次扫选和两次精选，干燥后，获得铜精矿和尾渣；其中：

所述的单次选矿时间为5-10min；

所述的快速浮选的药剂制度为：Z-200＝70-90g/t，Y89＝130-150g/t，羟肟酸＝20-55g/t，2#油＝15-30g/t；

所述两次粗选、两次扫选的药剂制度为：

粗1为Z200＝60-80g/t、Y89＝60-80g/t、2^#油＝30g/t，粗2为Y89＝30-35g/t、2^#油＝20g/t，扫1为Y89＝15-17.5g/t、2^#油＝10g/t，扫2为Y89＝15-17.5g/t、2^#油＝10g/t；其中，Z200为硫铵酯，Y89为异戊基黄药，2^#油为松醇油。

2.根据权利要求1所述的铜冶炼渣中选矿回收氧化铜的方法，其特征在于，所述步骤1中：

水淬渣包括元素及质量百分含量为：Cu 0.42-1％，SiO₂ 33.42-39.7％，Al₂O₃ 8.79-9.54％，CaO 6.53-8.17％，MgO 1.39-2.07％，Pb 0.06-0.088％，Zn 6.2-7.03％，As 0.07-0.082％，S 0.74％，Fe 29.77-34.62％，余量其他；还包括Au 0.07-0.14g/t，Ag 1.5-2.5g/t；

水淬渣物相包括晶相和非晶相，晶相质量百分含量为0.9-6.4％，非晶相质量百分含量为93.6-99.1％；

水淬渣晶相包括冰铜相0.164-0.65％，辉铜矿相＜0.01％，金属铜＜0.005％，自然铜＜0.01％，黄铁矿＜0.02％，氧化铁＜0.2％，铁橄榄石相0.02-5.72％；非晶相包括石英＜0.03％，含Cu玻璃相93.6-99.07％；

水淬渣Cu分配率为冰铜相24.68-42.5％，含Cu玻璃相57.49-73.39％，辉铜矿相≤0.63％，金属铜≤1.29％，自然铜≤0.01％。

3.根据权利要求1所述的铜冶炼渣中选矿回收氧化铜的方法，其特征在于，所述步骤1中，转炉渣包括组分及质量百分含量为Cu 2.8-4.1％，SiO₂ 18.5-22.5％，Al₂O₃ 0.62-0.88％，CaO0.1-0.2％，MgO 0.1-0.3％，Pb 2.10-2.87％，Zn 2.64-4.38％，As 0.011-0.024％，S 0.1-0.46％，Fe 44.19-49.65％，余量其他；还包括Au0.068-1.56g/t，Ag 4.11-18.85g/t。

4.根据权利要求1所述的铜冶炼渣中选矿回收氧化铜的方法，其特征在于，所述步骤1中，转炉包底渣包括组分及质量百分含量为Cu 6.04-15.87％，SiO₂ 20.39-22.34％，Al₂O₃0.33-0.7％，CaO 0.1-0.2％，MgO 0.1-0.3％，Pb 0.83，Zn 0.84-1.72％，As 0.008-0.016％，S0.55-0.76％，Fe 47.19-49.85％，余量其他；还包括Au 0.67-9.28g/t，Ag13.61-159.92g/t。