一种铜冶炼炉渣浮选回收铜的选矿工艺的制作方法
【技术领域】
[0001] 本发明设及选矿技术领域，特别是一种铜冶炼炉渣分粒级回收铜的选矿工艺。
【背景技术】
[0002] 随着我国铜冶炼工业的发展，铜冶炼炉渣逐年增加。到2012年，我国铜冶炼炉渣产 出量约为1.1X104kt.铜冶炼炉渣/a,按含铜0.8%计算，运些炉渣含铜量相当于多个大型 铜矿山的产量。因此对铜冶炼炉渣中的铜进行有效回收，不但能在一定程度上缓解我国铜 资源紧缺的问题，还能减轻炉渣堆存对环境的危害。
[0003]近年来铜冶炼炉渣浮选回收铜研究取得了一定进展，已公开的专利文献有： a.铜冶炼废渣铜回收浮选工艺，公布号CN103736598A，该专利的特点是矿浆经两次 粗选、=次精选、两次精扫选和=次扫选的浮选工艺，获得铜精矿铜回收率60%。
[0004] b.-种铜炉渣选矿工艺，公开号CN104399573A，该专利的特点是采用浮选机+ 浮选柱+立式揽拌磨的机柱磨联合工艺，铜缓冷炉渣含铜品位1.5%，产出含铜23.86%的精 矿和含铜0.25%的尾矿。
[000引C.从炼铜炉渣中浮选回收铜的方法，公布号CN103071598A，该专利的特点是添 加无机锭盐、硫化钢和异戊醇至矿浆的抑值为8~9,再按矿浆中固体质量的0.1~0.3%。的 量，加入异下基黄药，经常规浮选后，得到铜精矿回收率80%。
[0006]d.-种适用于同时选别铜冶炼电炉渣与转炉渣，公布号CN104646184A，该专利 的特点是提供了一种同时适应电炉渣和转炉渣的生产设备配置，可W根据矿石类型，调节 连接，满足电炉渣两段连续磨矿-浮选流程和转炉渣两段磨矿-两段浮选流程，获得铜精 矿铜回收率小于80%。
[0007]e.-种从铜冶炼渣中回收铜、铁和娃的方法，公布号CN104342561A，该专利特点 是对冶炼炉排出的铜冶炼炉渣通入工业纯氧氧化后水淋冷却，铜浮选加入300g/t.铜冶炼 炉渣的乙黄药和lOOg/t.铜冶炼炉渣的松醇油与矿浆进行混合，进入浮选机进行浮选，获 得铜品位为25 %的铜精矿。
[0008]W上现有技术表明，浮选法是铜冶炼炉渣回收铜有效回收方法。铜矿物在铜冶炼 炉渣中两级分化的嵌布特性，使磨矿产物中粗颗粒、微细粒铜矿物较多，中间颗粒少。现有 的浮选技术存在粗粒级和细粒级在浮选过程中相互干扰及药剂制度、浮选时间、矿浆浓度、 充气量等最优浮选条件不匹配的问题，铜矿物在尾矿中损失较大，回收指标不理想，据统 计，我国铜冶炼炉渣浮选尾矿铜品位约0.35%，运与国内部分铜矿山生产原矿品位相当，资 源浪费严重。因此，开发一种铜冶炼炉渣高效回收铜的选矿工艺很有必要。
【发明内容】
[0009]本发明的目的是提供一种能够高效回收铜，提高资源利用率，同时节能降耗的铜 冶炼炉渣分粒级回收铜的选矿工艺。
[0010] 本发明的目的通过下述技术方案来实现： 本发明的铜冶炼炉渣分粒级回收铜的选矿工艺采用磨矿-分级-分粒级选别工艺，用含 球磨机、棒磨机和水力旋流器组成的二段一闭路磨矿流程对铜冶炼炉渣进行磨矿，磨矿产 品粒度-0.044mm占有率80%-90%，采用高频振动细筛将磨矿产品分级为+0.020mm粗粒级产 品和-0.020mm细粒级产品，+0.020mm粗粒级产品经一次粗选、一次精选、二次扫选浮选工艺 产出铜精矿I和尾矿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 出铜精矿n和尾矿n。具体步骤如下： (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n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1,-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n和最终尾矿n。
[0011] (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、起泡剂给入系统巧选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n作业、获得泡沫产品系统I扫选n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%-25.0〇/〇; e、 将系统I精选尾矿、系统I扫选I精矿与系统I扫选n精矿返回到二段棒磨机再磨再 选； 系统I选矿参数： 粗选:捕收剂下基黄药:90g/t?铜冶炼炉渣，起泡剂2#油：30g/t?铜冶炼炉渣，揽拌 2min，浮选时间：6min; 精选:至白精选，浮选时间4min; 扫选I:捕收剂下基黄药:30g/t?铜冶炼炉渣，起泡剂2#油：5g/t?铜冶炼炉渣，揽拌 2min，浮选时间：3min; 扫选n:捕收剂下基黄药：10g/t?铜冶炼炉渣，揽拌2min，浮选时间：3min; (4)系统n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n铜粗选作业，获得泡沫产品系统n粗精矿和槽积系统n粗选尾矿； b、 将系统n粗精矿给入系统n精选I作业，获得泡沫产品系统n精选I精矿和槽积系统 n精选I尾矿； c、 将系统n精选I精矿给入系统n精选n作业，获得泡沫产品铜精矿n和槽积系统n 精选n尾矿； 铜精矿n产率1.0%-2.0%%、铜品位15%-25%，铜回收率20.0%-35.0%〇/〇; d、 将系统n粗选尾矿加入捕收剂、起泡剂给入系统n扫选I作业，获得泡沫产品系统n 扫选I精矿和槽积系统n扫选I尾矿； e、 将系统n扫选I尾矿加入捕收剂给入系统n扫选n作业、获得泡沫产品系统n扫选 n精矿和槽积尾矿n; 获得尾矿n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n精选I尾矿、系统n精选n尾矿、系统n扫选I精矿与系统n扫选n精矿按 顺序分别返回到前一作业； 系统n选矿参数： 粗选:调整剂:碳酸钢500g/t?铜冶炼炉渣和水玻璃400g/t?铜冶炼炉渣，揽拌3min; 捕收剂：Z-20060g/t?铜冶炼炉渣，起泡剂:MIBC30g/t?铜冶炼炉渣，揽拌2min，浮选时 间：7min; 精选I:空白精选，浮选时间4min; 精选n:空白精选，浮选时间3min; 扫选I:捕收剂：Z-20020g/t?铜冶炼炉渣，起泡剂:MIBC5g/t?铜冶炼炉渣，揽拌 2min，浮选时间：3min; 扫选n:捕收剂:Z-200lOg/t?铜冶炼炉渣，揽拌:2min，浮选时间：3min。
[0012] 与现有技术比较本发明的优点是： (1)本发明中铜冶炼炉渣采用二段一闭路磨矿分级流程，棒磨机作为最后一段磨矿，在 铜矿物单体解离的同时，有效的避免了物料过粉碎而引起的泥化，磨矿产品的粒级分布有 利于微细粒级窄粒级选别，有利于铜的浮选指标提升。
[0013] (2)本发明采用分粒级浮选工艺，对不同粒级产品采用与之对应的最佳选别条件， 避免了选别过程中粗细粒铜矿物在浮选过程中的相互干扰对指标的影响，及粗粒级铜矿物 与细粒级铜矿物在浮选药剂制度、浮选时间、矿浆浓度、充气量等最优选别条件不匹配等问 题，节约了药剂成本，降低了能耗成本，获得较好的选矿指标。
【附图说明】
[0014]附图1为本发明的工艺流程图。
【具体实施方式】
[0015]下面结合附图和具体实施例对本发明进行详细说明。
[0016]如图1所示，本发明是一种铜冶炼炉渣分粒级浮选回收铜的工艺，含球磨机、棒磨 机和水力旋流器组成的二段一闭路磨矿流程对原矿进行磨矿后，采用高频振动细筛将磨矿 产品分级为+0.020mm粗粒级产品和-0.020mm细粒级产品，+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铜精矿和尾矿，-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铜精矿和尾矿。具体实施步骤如下： 步骤1:将破碎后粒度为0~12mm，铜品位0.60%-1.00%的物料，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 80〇/〇-90〇/〇。
[0017] 步骤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n进行铜选别。
[0018] 步骤3:系统I铜选别工艺 a、将步骤2所获得的粗粒级产物依次加入下基黄药、2#油调浆后给入系统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。
[0019]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。
[0020] 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%。
[0021] C、将系统I粗选尾矿加入捕收剂下基黄药、起泡