一种铜冶炼渣中选矿回收氧化铜的方法与流程

技术领域：

本发明属于铜冶炼技术领域，具体涉及一种铜冶炼渣中选矿回收氧化铜的方法。

背景技术：
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铜良好的天然属性是其它工、农业产品所无可比拟的，不仅具有良好的自然属性，而且有很强的金融属性与保值功能，其作为战略物资，随着工业经济的飞速发展，使我国铜的产量和消费量连续翻番，并多年位居世界第一，目前电解铜的产量已由2010年的458.65万吨逐步上升至2019年的920万吨。97％的铜采用火法冶炼生产，每生产1吨铜产生的铜渣在2～3吨。据统计近10年来我国产出的铜冶炼渣可达1.8亿吨，一般采用选矿工艺回收铜渣中的有价金属，许多铜冶炼企业加大了对这些弃渣的研究力度。但现有工艺中针对铜冶炼渣中铜回收程度仍具有一定局限，因此，亟需开发一种新的浮选工艺，以实现铜冶炼渣中铜的高效回收。

技术实现要素：
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本发明的目的是克服上述现有技术存在的不足，提供一种铜冶炼渣中选矿回收氧化铜的方法。

为实现上述目的，本发明采用以下技术方案：

一种铜冶炼渣中选矿回收氧化铜的方法，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；

所述的两次粗选、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。

所述的步骤1中，水淬渣包括元素及质量百分含量为：cu0.42-1％，sio233.42-39.7％，al2o38.79-9.54％，cao6.53-8.17％，mgo1.39-2.07％，pb0.06-0.088％，zn6.2-7.03％，as0.07-0.082％，s0.74％，fe29.77-34.62％，余量其他；还包括au0.07-0.14g/t，ag1.5-2.5g/t。

所述的步骤1中，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％。

所述的步骤1中，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％。

所述的步骤1中，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％。

所述的步骤1中，水淬渣中的铜主要存在于含cu玻璃相中，其分配率高达57.49％～73.39％，24.68％～42.5％的铜存在于冰铜中。

所述的步骤1中，转炉渣包括组分及质量百分含量为cu2.8-4.1％，sio218.5-22.5％，al2o30.62-0.88％，cao0.1-0.2％，mgo0.1-0.3％，pb2.10-2.87％，zn2.64-4.38％，as0.011-0.024％，s0.1-0.46％，fe44.19-49.65％，余量其他；还包括au0.068-1.56g/t，ag4.11-18.85g/t。

所述的步骤1中，转炉包底渣包括组分及质量百分含量为cu6.04-15.87％，sio220.39-22.34％，al2o30.33-0.7％，cao0.1-0.2％，mgo0.1-0.3％，pb0.83，zn0.84-1.72％，as0.008-0.016％，s0.55-0.76％，fe47.19-49.85％，余量其他；还包括au0.67-9.28g/t，ag13.61-159.92g/t。

所述的步骤1中，水淬渣获得具体过程为：经过侧吹熔炼、电炉贫化、ps转炉吹炼的火法工艺，熔炼过程产出的熔炼渣经电炉贫化和高压水淬得到水淬渣。

所述的步骤3中，浮选粗1中z200和y89添加量质量比为(0.85-1.15):(0.85-1.15)。

所述的步骤3中，获得的铜精矿的铜品位为21.02-24.86％，混合渣中铜回收率为86.23-93.62％，尾渣含铜为0.238-0.307％。

所述的步骤3中，尾渣含铜包括非晶相铜和晶相铜，非晶相铜包括氧化铜和硫化铜，所述的氧化铜包括自由氧化铜和结合氧化铜，所述的尾渣含铜中的氧化铜为0.165-0.226％，氧化铜占有率为68.54-77.2％，自由氧化铜为0.141-0.197％，自由氧化铜占有率53.93-64.1％，选矿尾渣中铜主要以自由氧化铜形式存在。

本发明的有益效果：

采用现有优化工艺，选矿尾矿含铜最高达0.425％，其中氧化铜占有率71.9％、自由铜占有率63.2％，选矿尾渣中铜主要以自由氧化铜形式存在，通过本申请的技术方案，选矿药剂在-200和y-89药剂用量基础上，通过调整综合优选最佳氧化铜浮选药剂及优化计量，最大程度实现尾渣氧化铜回收，进一步提升尾渣铜品位，经该工艺改造和条件试验，以10万吨/年阴极铜产能计算，铜的综合回收率可提高0.2％，增加边际效益718万元/年。

附图说明：

图1为本发明实施例1的铜冶炼渣中选矿回收氧化铜的方法工艺流程图。

具体实施方式：

下面结合实施例对本发明作进一步的详细说明。

以下研究在前期研究基础上，针对水淬渣、转炉渣和转炉包底渣形成的混合渣经浮选后获得的尾渣进行进一步研究，发现其中含有较高量的氧化铜，针对氧化铜回收进行深入研究，以获得针对氧化铜回收的浮选工艺；

浮选试验装备主要为：xmq-240x90型锥形球磨机、xfd-0.75l单槽浮选机和101型电热鼓风干燥箱。现场使用药剂为：z-200(硫铵酯)，y89(异戊基黄药)和2^#油(松醇油)。

以下实施例中采用的水淬渣、转炉渣和转炉包底渣相应的物料性质同前专利----；具体的，采用的水淬渣cu品位为0.87％；转炉渣包括组分及质量百分含量为cu3.5％，sio220.2％，al2o30.74％，cao0.15％，mgo0.2％，pb2.61，zn3.50，as0.018，s0.25，fe47.58％，余量其他；还包括au0.11g/t，ag10.38g/t；转炉包底渣包括组分及质量百分含量为cu11.33％，sio221.58％，al2o30.56％，cao0.16％，mgo0.19％，pb0.83，zn1.26，as0.012，s0.62，fe48.52％，余量其他；还包括au4.66g/t，ag80.27g/t。

该水淬渣相应的原矿化学多元素分析结果，铜物相分析结果，渣中铜矿物的粒度-解离情况，渣中硫化铜颗粒组成数据，渣中金属铜的颗粒组成数据；以及转炉渣铜物相分析结果和转炉包底渣铜物相分析结果详专利2019114114763-一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法。

对比工艺技术方案具体如下：

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，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)，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％；

步骤2：

混合渣湿磨过程中，经半自磨、一次分级，球磨和二次分级处理至粒度为-45μm占90-95％，获得质量浓度为30-40％矿浆；

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；单次选矿时间为5-10min；快速浮选的药剂制度为：z-200＝70-90g/t，y89＝130-150g/t，2#油＝15-30g/t；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；

获得铜精矿的铜品位为21-24.86％，混合渣中铜回收率为84.96-90.30％，尾渣含铜为0.356-0.425％，尾渣铜包括非晶相铜和晶相铜，非晶相铜包括氧化铜和硫化铜，所述的氧化铜包括自由氧化铜和结合氧化铜，所述的尾渣含铜中的氧化铜为0.244-0.306％，自由氧化铜为0.192-0.269％。

具体的，取其中获得的尾渣含铜最高的0.425％为对比试样，获得该该对比试样的具体浮选过程为：

将水淬渣：转炉渣3:2混合成铜冶炼渣，湿磨至-45μm占92％，矿浆质量浓度为30％，将矿浆经过快速浮选后，进行浮选，浮选过程为：两次粗选、两次扫选和两次精选，干燥后，获得铜精矿和尾渣，单次选矿时间为5-10min，快速浮选的药剂制度为：z-200＝80g/t，y89＝144g/t，2#油2#油＝25g/t；两次粗选、两次扫选的药剂制度为：粗1为z200＝80g/t、y89＝80g/t，2^#油为30g/t，粗2为y89＝35g/t，2^#油为30g/t，扫1为y89＝16g/t，2^#油为10g/t，扫2为y89＝16g/t，2^#油为10g/t；浮选过程中，z200与y89用药量根据实际操作具有±15％的用量浮动；其中，z-200为硫铵酯，y89为异戊基黄药，2^#油为松醇油；经检测，获得铜精矿铜品位22.022％，尾渣含铜0.425％，以下以该样作为对比试样进行研究，具体数据详见后续对比例1。该试样尾渣铜物相分析如表1所示。

1、对比试样性质分析

表1对比试样尾渣铜物相分析/％

表1结果表明，对比试验过尾渣中铜品位0.425％，其中的氧化铜以自由氧化铜为主。考虑回收成本与经济价值的前提下，可对自由氧化铜的可回收性进行进一步研究与论证。

对对比试样磨矿与浮选过程中依次对半自磨渣、二段球磨渣以及扫二尾渣进行工艺矿物学分析，样品信息及工作内容见表2，在来样细度下，样品经充分混匀，缩分出矿物学分析用样。

表2对比试样磨矿与浮选样品信息及分析内容

矿物组成及相对含量：结合光学显微镜观察、mla测试，并采用化学分析数据校正，获得半自磨渣、二段球磨渣及扫二尾渣矿物组成及相对含量见表3，铜在样品中的平衡配分见表4，扫二尾渣中玻璃相能谱成分见表5。

表3半自磨渣、二段球磨渣及扫二尾渣铜矿物组成及相对含量

表4cu在样品中的平衡配分

表5扫二尾渣中玻璃相能谱成分

由上表3-5可以看出，铜渣以硫化铜形式存在的辉铜矿、斑铜矿、冰铜，以及以单质形式存在的金属铜，均在浮选过程中，多数被逐渐回收；而以氧化铜形式存在于赤铜矿，包裹或嵌布于玻璃相中的铜基本未能被回收。尾渣含铜0.425％，其中的铜约0.307％以氧化铜形式存在，假设采用氧化物捕集剂，使尾渣中的氧化铜下降0.1％，那么每年可增加回收金属铜174吨，具有较高的研究价值。

2、工艺流程改进：

综合对本申请的铜冶炼渣选矿特点进行前期研究发现：1.用选矿方式回收铜冶炼渣中的铜，较直接回熔炼系统有成本低、富集比大、回收率高和环境污染小等特点；2.铜冶炼渣的结晶和铜分子凝聚与冷却速度有密切关系，冷却速度慢，铜分子易凝聚成粗大晶体，有利于选矿指标的提高；而本申请所处理的几种铜渣冷却速度均较快，浮选难度大；3.转炉渣密度大，浮选时沉降速度快，且几乎没有次生矿泥，宜采用高浓度浮选，不仅能减少浮选的槽数，还节省药剂用量；4.转炉渣中间粒级占比大，采用高浓度浮选，有利于浮选指标的控制，提高回收率；5.水淬渣较硬、转炉渣易碎难磨，其中铜的嵌布粒度较细，必须保证较高的磨矿细度才能得到符合浮选工艺要求的物料粒级；因此较缓冷渣的选矿工艺，会增加钢球和电单耗；6.冶炼过程中的吹氧量直接影响铜渣中氧化铜含量，会对浮选指标造成较大影响。

进一步的改进工艺发现，通过改变选矿药剂，回收部分氧化铜，对冶炼渣进一步富集后入炉冶炼的工艺是可行的，具体的浮选药剂制度及工艺流程确定过程如下。

针对尾渣中氧化铜回收，前期改进在快速浮选过程中，单独添加20g/t硫化钠进行氧化铜回收，获得的尾渣含铜同样为0.425％，对氧化铜回收几乎没有作用；单独添加20g/t羟肟酸，能够实现尾渣铜品位达到0.313％，同时添加20g/t羟肟酸和20g/t硫化钠，尾渣铜品位仍然为0.313％，由此可见，硫化钠的单独加入，以及与羟肟酸的配合使用，均对氧化铜回收没有促进作用；

进一步的，在改进快速浮选工艺为添加羟肟酸基础上，在磨矿细度上，提高分级次数到三次分级经半自磨、一次分级，球磨和二次分级处理至粒度为-45μm占97％，能够进一步实现尾渣氧化铜的回收，使尾渣铜品位达到0.307％。

由于本申请所处理的水淬渣、转炉渣和转炉包底渣均采用急冷冷却方式，较缓冷渣缺乏沉降时间，造成浮选原矿品位随机波动增大，易采用长工艺流程满足原矿品位的变化所带来的影响，因此进行了工艺流程改进，改进后选用上述试验确定的磨矿细度和药剂制度，尾渣铜物相结果见表6所示。

表6尾渣铜物相分析/％

优化效果分析：工业化试验成功实现了尾渣含铜由0.425％(其中约0.306％以氧化铜形式存在)下降到0.302％，(其中约0.219％以氧化铜形式存在)，有可回收价值。选矿处理原矿17.4万吨/年，尾渣含铜下降0.123％计算，年可回收铜金属量205吨，铜综合回收率将提高0.2％，以当前铜价3.5万元计算，可增加边际效益718万元/年。

以下实施例中，混合渣铜回收率计算公式如下：

在上述综合研究基础上，获得本申请改进后的技术方案：

一种铜冶炼渣中选矿回收氧化铜的方法，包括步骤如下：

步骤1：

取铜冶炼渣，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，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％；其中：

水淬渣包括元素及质量百分含量为：cu0.42-1％，sio233.42-39.7％，al2o38.79-9.54％，cao6.53-8.17％，mgo1.39-2.07％，pb0.06-0.088％，zn6.2-7.03％，as0.07-0.082％，s0.74％，fe29.77-34.62％，余量其他；还包括au0.07-0.14g/t，ag1.5-2.5g/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％。

水淬渣中的铜主要存在于含cu玻璃相中，其分配率高达57.49％～73.39％，24.68％～42.5％的铜存在于冰铜中。

转炉渣包括组分及质量百分含量为cu2.8-4.1％，sio218.5-22.5％，al2o30.62-0.88％，cao0.1-0.2％，mgo0.1-0.3％，pb2.10-2.87％，zn2.64-4.38％，as0.011-0.024％，s0.1-0.46％，fe44.19-49.65％，余量其他；还包括au0.068-1.56g/t，ag4.11-18.85g/t。

转炉包底渣包括组分及质量百分含量为cu6.04-15.87％，sio220.39-22.34％，al2o30.33-0.7％，cao0.1-0.2％，mgo0.1-0.3％，pb0.83，zn0.84-1.72％，as0.008-0.016％，s0.55-0.76％，fe47.19-49.85％，余量其他；还包括au0.67-9.28g/t，ag13.61-159.92g/t。

水淬渣获得具体过程为：经过侧吹熔炼、电炉贫化、ps转炉吹炼的火法工艺，熔炼过程产出的熔炼渣经电炉贫化和高压水淬得到水淬渣。

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：

将混合渣湿磨过程中，经半自磨、一次分级，球磨和两次分级处理，共三次分级处理至粒度为-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：

单次选矿时间为5-10min；

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；

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；

获得的铜精矿的铜品位为21.02-24.86％，混合渣中铜回收率为86.23-93.62％，尾渣含铜为0.238-0.306％，尾渣含铜包括非晶相铜和晶相铜，非晶相铜包括氧化铜和硫化铜，氧化铜包括自由氧化铜和结合氧化铜，尾渣含铜中的氧化铜为0.165-0.226％，氧化铜占有率为68.54-71.9％，自由氧化铜为0.141-0.194％，自由氧化铜占有率53.93-63.2％。

实施例1

一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，其工艺流程图如图所示，包括步骤如下：

(1)取水淬渣和转炉渣，二者质量比为3:2，进行混合，获得混合渣，混合渣原矿cu品位为2.548％，其中：

水淬渣为经过侧吹熔炼、电炉贫化、ps转炉吹炼的火法工艺，熔炼过程产出的熔炼渣经电炉贫化和高压水淬得到的水淬渣，水淬渣包括元素及质量百分含量为：cu0.87％，sio236.42％，al2o38.79％，cao8.17％，mgo1.39％，pb0.063％，zn6.58％，as0.076％，s0.74％，fe32.55％，余量其他；还包括au0.11g/t，ag1.8g/t；

水淬渣物相包括晶相和非晶相，晶相质量百分含量为0.93％，非晶相质量百分含量为99.07％；

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

水淬渣cu分配率为冰铜相42.5％，含cu玻璃相57.49％，辉铜矿相＜0.01％，自然铜0.01％；

转炉渣包括组分及质量百分含量为cu3.5％，sio220.2％，al2o30.74％，cao0.15％，mgo0.2％，pb2.61，zn3.50，as0.018，s0.25，fe47.58％，余量其他；还包括au0.11g/t，ag10.38g/t；

(2)混合渣湿磨过程中，经球磨和三次分级处理至粒度为-45μm占95％，获得矿浆，所述矿浆质量浓度为30％；

(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；

快速浮选的药剂制度为：z-200＝80g/t，y89＝144g/t，羟肟酸＝20g/t，2#油＝25g/t；

两次粗选、两次扫选的药剂制度为：

粗1为z200＝70g/t、y89＝70g/t，2^#油为30g/t，粗2为y89＝32.5g/t，2^#油为30g/t，扫1为y89＝15g/t，2^#油为10g/t，扫2为y89＝15g/t，2^#油为10g/t；浮选过程中，z200与y89用药量根据实际操作具有±15％的用量浮动；其中，z200为硫铵酯，y89为异戊基黄药，2^#油为松醇油；

获得铜精矿的铜品位为21.13％，混合渣中铜回收率为86.23％，尾渣含铜为0.302％，具体数据详见下表7。

对比例1-1

同实施例1，区别在于，混合渣进行湿磨时，经过球磨和二次分级处理，至粒度为-45μm占92％，获得矿浆，进行浮选，浮选中的快速浮选中，只加入80g/tz-200和144g/ty89，两次粗选、两次扫选与两次精选过程相同，获得铜精矿和尾渣，铜精矿的铜品位，混合渣中铜回收率、尾渣铜品位以及尾渣中氧化铜和自由氧化铜含量数据如下表7所示。

对比例1-2

同实施例1，区别在于，浮选中的快速浮选中，在80g/tz-200，144g/ty89和羟肟酸＝20g/t基础上，还加入20g/t的硫化钠，两次粗选、两次扫选与两次精选过程相同，获得铜精矿和尾渣，经检测，铜精矿的铜品位仍为0.307％。

实施例2

一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，包括步骤如下：

(1)取水淬渣和转炉渣，二者质量比为3:2，进行混合，获得混合渣，混合渣原矿cu品位为2.548％，其中：

水淬渣为经过侧吹熔炼、电炉贫化、ps转炉吹炼的火法工艺，熔炼过程产出的熔炼渣经电炉贫化和高压水淬得到的水淬渣，水淬渣包括元素及质量百分含量为：cu0.87％，sio236.42％，al2o38.79％，cao8.17％，mgo1.39％，pb0.063％，zn6.58％，as0.076％，s0.74％，fe32.55％，余量其他；还包括au0.11g/t，ag1.8g/t；

水淬渣物相包括晶相和非晶相，晶相质量百分含量为0.93％，非晶相质量百分含量为99.07％；

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

水淬渣cu分配率为冰铜相42.5％，含cu玻璃相57.49％，辉铜矿相＜0.01％，自然铜0.01％；

转炉渣包括组分及质量百分含量为cu3.5％，sio220.2％，al2o30.74％，cao0.15％，mgo0.2％，pb2.61，zn3.50，as0.018，s0.25，fe47.58％，余量其他；还包括au0.11g/t，ag10.38g/t；

(2)混合渣湿磨过程中，经球磨和三次分级处理至粒度为-45μm占97％，获得矿浆，所述矿浆质量浓度为40％；

(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；

快速浮选的药剂制度为：z-200＝80g/t，y89＝144g/t，羟肟酸＝25g/t，2#油＝25g/t；

两次粗选、两次扫选的药剂制度为：

粗1为z200＝70g/t、y89＝70g/t，2^#油为30g/t，粗2为y89＝32.5g/t，2^#油为30g/t，扫1为y89＝15g/t，2^#油为10g/t，扫2为y89＝15g/t，2^#油为10g/t；浮选过程中，z200与y89用药量根据实际操作具有±15％的用量浮动；其中，z200为硫铵酯，y89为异戊基黄药，2^#油为松醇油；

获得铜精矿的铜品位为21.08％，混合渣中铜回收率为90.78％，尾渣含铜为0.264％，具体数据详见下表7。

对比例2

同实施例2，区别在于，混合渣进行湿磨时，经过球磨和二次分级处理，至粒度为-45μm占92％，获得矿浆，进行浮选，浮选中的快速浮选中，只加入80g/tz-200和144g/ty89，两次粗选、两次扫选与两次精选过程相同，获得铜精矿和尾渣，铜精矿的铜品位，混合渣中铜回收率、尾渣铜品位以及尾渣中氧化铜和自由氧化铜含量数据如下表7所示。

实施例3

一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，包括步骤如下：

(1)取水淬渣，转炉渣和转炉低渣，三者质量比为4:3:1，获得混合渣，其中：

水淬渣为经过侧吹熔炼、电炉贫化、ps转炉吹炼的火法工艺，熔炼过程产出的熔炼渣经电炉贫化和高压水淬得到的水淬渣，水淬渣包括元素及质量百分含量为：cu0.87％，sio236.42％，al2o38.79％，cao8.17％，mgo1.39％，pb0.063％，zn6.58％，as0.076％，s0.74％，fe32.55％，余量其他；还包括au0.11g/t，ag1.8g/t；

水淬渣物相包括晶相和非晶相，晶相质量百分含量为0.93％，非晶相质量百分含量为99.07％；

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

水淬渣cu分配率为冰铜相42.5％，含cu玻璃相57.49％，辉铜矿相＜0.01％，自然铜0.01％；

转炉渣包括组分及质量百分含量为cu3.5％，sio220.2％，al2o30.74％，cao0.15％，mgo0.2％，pb2.61，zn3.50，as0.018，s0.25，fe47.58％，余量其他；还包括au0.11g/t，ag10.38g/t；

转炉包底渣包括组分及质量百分含量为cu11.33％，sio221.58％，al2o30.56％，cao0.16％，mgo0.19％，pb0.83，zn1.26，as0.012，s0.62，fe48.52％，余量其他；还包括au4.66g/t，ag80.27g/t；

(2)混合渣湿磨过程中，经球磨和三次分级处理至粒度为-45μm占96.72％，获得矿浆，所述矿浆质量浓度为30％；

(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；

快速浮选的药剂制度为：z-200＝80g/t，y89＝144g/t，羟肟酸＝30g/t，2#油＝25g/t；

两次粗选、两次扫选的药剂制度为：

粗1为z200＝75g/t、y89＝75g/t，2^#油为30g/t，粗2为y89＝32.5g/t，2^#油为30g/t，扫1为y89＝16g/t，2^#油为10g/t，扫2为y89＝16g/t，2^#油为10g/t；浮选过程中，z200与y89用药量根据实际操作具有±15％的用量浮动；其中，z200为硫铵酯，y89为异戊基黄药，2^#油为松醇油；

获得铜精矿的铜品位为21.02％，混合渣中铜回收率为91.40％，尾渣含铜为0.293％，具体数据详见下表7。

对比例3

同实施例3，区别在于，混合渣进行湿磨时，经过球磨和二次分级处理，至粒度为-45μm占92％，获得矿浆，进行浮选，浮选中的快速浮选中，只加入80g/tz-200和144g/ty89，两次粗选、两次扫选与两次精选过程相同，获得铜精矿和尾渣，铜精矿的铜品位，混合渣中铜回收率、尾渣铜品位以及尾渣中氧化铜和自由氧化铜含量数据如下表7所示。

实施例4

一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，包括步骤如下：

(1)取水淬渣和转炉渣，二者质量比为2:3，进行混合，获得混合渣，混合渣原矿cu品位为2.94％，其中：

水淬渣铜品位为0.87％，转炉渣铜品位为3-3.5％，转炉包底渣铜品位为6.04-15.87％；

水淬渣为经过侧吹熔炼、电炉贫化、ps转炉吹炼的火法工艺，熔炼过程产出的熔炼渣经电炉贫化和高压水淬得到的水淬渣，水淬渣包括元素及质量百分含量为：cu0.87％，sio236.42％，al2o38.79％，cao8.17％，mgo1.39％，pb0.063％，zn6.58％，as0.076％，s0.74％，fe32.55％，余量其他；还包括au0.11g/t，ag1.8g/t；

水淬渣物相包括晶相和非晶相，晶相质量百分含量为0.93％，非晶相质量百分含量为99.07％；

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

水淬渣cu分配率为冰铜相42.5％，含cu玻璃相57.49％，辉铜矿相＜0.01％，自然铜0.01％；

转炉渣包括组分及质量百分含量为cu3.5％，sio220.2％，al2o30.74％，cao0.15％，mgo0.2％，pb2.61，zn3.50，as0.018，s0.25，fe47.58％，余量其他；还包括au0.11g/t，ag10.38g/t；

(2)混合渣湿磨过程中，经球磨和三次分级处理至粒度为-45μm占97.72％，获得矿浆，所述矿浆质量浓度为40％；

(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；

快速浮选的药剂制度为：z-200＝80g/t，y89＝144g/t，羟肟酸＝35g/t，2#油＝25g/t；

两次粗选、两次扫选的药剂制度为：

粗1为z200＝75g/t、y89＝75g/t，2^#油为30g/t，粗2为y89＝32.5g/t，2^#油为30g/t，扫1为y89＝16g/t，2^#油为10g/t，扫2为y89＝16g/t，2^#油为10g/t；浮选过程中，z200与y89用药量根据实际操作具有±15％的用量浮动；其中，z200为硫铵酯，y89为异戊基黄药，2^#油为松醇油；

获得铜精矿的铜品位为21.45％，混合渣中铜回收率为92.27％，尾渣含铜为0.255％，具体数据详见下表7。

对比例4

同实施例4，区别在于，混合渣进行湿磨时，经过球磨和二次分级处理，至粒度为-45μm占92％，获得矿浆，进行浮选，浮选中的快速浮选中，只加入80g/tz-200和144g/ty89，两次粗选、两次扫选与两次精选过程相同，获得铜精矿和尾渣，铜精矿的铜品位，混合渣中铜回收率、尾渣铜品位以及尾渣中氧化铜和自由氧化铜含量数据如下表7所示。

实施例5-1

一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，包括步骤如下：

(1)取水淬渣，转炉渣和转炉低渣，三者质量比为4:3:1，获得混合渣，其中：

水淬渣为经过侧吹熔炼、电炉贫化、ps转炉吹炼的火法工艺，熔炼过程产出的熔炼渣经电炉贫化和高压水淬得到的水淬渣，水淬渣包括元素及质量百分含量为：cu0.87％，sio236.42％，al2o38.79％，cao8.17％，mgo1.39％，pb0.063％，zn6.58％，as0.076％，s0.74％，fe32.55％，余量其他；还包括au0.11g/t，ag1.8g/t；

水淬渣物相包括晶相和非晶相，晶相质量百分含量为0.93％，非晶相质量百分含量为99.07％；

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

水淬渣cu分配率为冰铜相42.5％，含cu玻璃相57.49％，辉铜矿相＜0.01％，自然铜0.01％；

转炉渣包括组分及质量百分含量为cu3.5％，sio220.2％，al2o30.74％，cao0.15％，mgo0.2％，pb2.61，zn3.50，as0.018，s0.25，fe47.58％，余量其他；还包括au0.11g/t，ag10.38g/t；

转炉包底渣包括组分及质量百分含量为cu11.33％，sio221.58％，al2o30.56％，cao0.16％，mgo0.19％，pb0.83，zn1.26，as0.012，s0.62，fe48.52％，余量其他；还包括au4.66g/t，ag80.27g/t；

(2)混合渣湿磨过程中，经球磨和三次分级处理至粒度为-45μm占98％，获得矿浆，所述矿浆质量浓度为40％；

(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；

快速浮选的药剂制度为：z-200＝80g/t，y89＝144g/t，羟肟酸＝45g/t，2#油＝25g/t；

两次粗选、两次扫选的药剂制度为：

粗1为z200＝75g/t、y89＝75g/t，2^#油为30g/t，粗2为y89＝32.5g/t，2^#油为30g/t，扫1为y89＝16g/t，2^#油为10g/t，扫2为y89＝16g/t，2^#油为10g/t；浮选过程中，z200与y89用药量根据实际操作具有±15％的用量浮动；其中，z200为硫铵酯，y89为异戊基黄药，2^#油为松醇油；

获得铜精矿的铜品位为23.55％，混合渣中铜回收率为92.48％，尾渣含铜为0.252％，具体数据详见下表7。

实施例5-2

同实施例5，区别在于，浮选中的快速浮选中，羟肟酸加入量提高至55g/t，两次粗选、两次扫选与两次精选过程相同，获得铜精矿和尾渣，铜精矿的铜品位以及尾渣中氧化铜和自由氧化铜含量数据如下表7所示。

对比例5

同实施例5，区别在于，混合渣进行湿磨时，经过球磨和二次分级处理，至粒度为-45μm占92％，获得矿浆，进行浮选，浮选中的快速浮选中，只加入80g/tz-200和144g/ty89，两次粗选、两次扫选与两次精选过程相同，获得铜精矿和尾渣，铜精矿的铜品位，混合渣中铜回收率、尾渣铜品位以及尾渣中氧化铜和自由氧化铜含量数据如下表7所示。

实施例6

一种铜冶炼渣的浮选回收有价金属的方法，包括步骤如下：

(1)取水淬渣，转炉渣和转炉低渣，三者质量比为2.37:2.95:1.18，获得混合渣，其中：

水淬渣为经过侧吹熔炼、电炉贫化、ps转炉吹炼的火法工艺，熔炼过程产出的熔炼渣经电炉贫化和高压水淬得到的水淬渣，水淬渣包括元素及质量百分含量为：cu0.87％，sio236.42％，al2o38.79％，cao8.17％，mgo1.39％，pb0.063％，zn6.58％，as0.076％，s0.74％，fe32.55％，余量其他；还包括au0.11g/t，ag1.8g/t；

水淬渣物相包括晶相和非晶相，晶相质量百分含量为0.93％，非晶相质量百分含量为99.07％；

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

水淬渣cu分配率为冰铜相42.5％，含cu玻璃相57.49％，辉铜矿相＜0.01％，自然铜0.01％；

转炉渣包括组分及质量百分含量为cu3.5％，sio220.2％，al2o30.74％，cao0.15％，mgo0.2％，pb2.61，zn3.50，as0.018，s0.25，fe47.58％，余量其他；还包括au0.11g/t，ag10.38g/t；

转炉包底渣包括组分及质量百分含量为cu11.33％，sio221.58％，al2o30.56％，cao0.16％，mgo0.19％，pb0.83，zn1.26，as0.012，s0.62，fe48.52％，余量其他；还包括au4.66g/t，ag80.27g/t；

(2)混合渣湿磨过程中，经球磨和三次分级处理至粒度为-45μm占98％，获得矿浆，所述矿浆质量浓度为40％；

(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；

快速浮选的药剂制度为：z-200＝80g/t，y89＝144g/t，羟肟酸＝55g/t，2#油＝25g/t；

两次粗选、两次扫选的药剂制度为：

粗1为z200＝80g/t、y89＝80g/t，2^#油为30g/t，粗2为y89＝35g/t，2^#油为30g/t，扫1为y89＝16g/t，2^#油为10g/t，扫2为y89＝16g/t，2^#油为10g/t；浮选过程中，z200与y89用药量根据实际操作具有±15％的用量浮动；其中，z200为硫铵酯，y89为异戊基黄药，2^#油为松醇油；

获得铜精矿的铜品位为24.86％，混合渣中铜回收率为93.62％，尾渣含铜为0.238％，具体数据详见下表7。

对比例6-1

同实施例6，区别在于，混合渣进行湿磨时，经过球磨和二次分级处理，至粒度为-45μm占92％，获得矿浆，进行浮选，浮选中的快速浮选中，只加入80g/tz-200和144g/ty89，两次粗选、两次扫选与两次精选过程相同，获得铜精矿和尾渣，铜精矿的铜品位，混合渣中铜回收率、尾渣铜品位以及尾渣中氧化铜和自由氧化铜含量数据如下表7所示。

对比例6-2

同实施例6，区别在于，浮选中的快速浮选中，在80g/tz-200，144g/ty89和羟肟酸＝45g/t基础上，还加入45g/t的硫化钠，两次粗选、两次扫选与两次精选过程相同，获得铜精矿和尾渣，经检测，铜精矿的铜品位仍为0.238％。