一种降低铜冶炼渣浮选尾矿含铜的工艺.pdf

(19)国家知识产权局(12)发明专利申请(10)申请公布号CN115555134A(43)申请公布日2023.01.03(21)申请号202211072822.1(22)申请日2022.09.02(71)申请人铜陵有色金属集团股份有限公司地址244000安徽省铜陵市长江西路(72)发明人张驰庞勃郭运鑫王周和丁鹏彭时忠张群英江宁(74)专利代理机构铜陵市天成专利事务所(普通合伙)34105专利代理师范智强(51)Int.Cl.B03D1/02(2006.01)B03B1/00(2006.01)权利要求书1页说明书6页附图3页(54)发明名称一种降低铜冶炼渣浮选尾矿含铜的工艺(57)摘要本发明公开了一种降低铜冶炼渣浮选尾矿含铜的方法，包括如下步骤：S1，球磨作业；S2，一粗作业；S3，二粗作业；S4，精选作业；S5，扫选全阶段分级；S6，截断式分级；S7，将筛下部分直接作为尾矿丢弃，筛上部分进行再磨；S8，再磨作业；S9，一次再选作业。适用于熔炼渣、转炉渣和电炉渣等不同类型的渣型。本发明在粗选产品得到后，将扫选全阶段的各个作业点进行分级，测定各粒级的不同铜品位，选择其中回收效果较好的作业点和粒级进行截断式分级，及筛下尾矿可直接丢弃，筛上尾矿进行再磨再选。本发明既可大幅度降低铜冶炼渣含铜量，避免资源浪费，又能大量减少中矿循环量，使得浮选系统运行更加稳定。CN115555134ACN115555134A权利要求书1/1页1.一种降低铜冶炼渣浮选尾矿含铜的方法，包括如下步骤：S1，球磨作业：冶炼渣进入磨机磨细后，得到预定细度的矿浆；S2，一粗作业：将S1磨细后的矿浆进行一粗作业，依次添加调整剂、捕收剂和起泡剂，分别得到粗精矿1和一粗尾矿，粗精矿进入精选系统，一粗尾矿进入二粗作业；S3，二粗作业：将S2得到的一粗尾矿进行二粗作业，依次添加捕收剂和起泡剂，分别得到粗精矿2和二粗尾矿，粗精矿2进入精选系统，二粗尾矿进入扫选作业；S4，精选作业：将S3得到的粗精矿2进入精选作业，根据粗精矿2的铜品位再进行1‑2次精选作业，根据粗精矿1铜品位确定进入精选系统的位置，分别得到铜精矿和2‑3个精尾矿，精尾矿依次返回上部作业；S5，扫选全阶段分级：将S3得到的二粗尾矿进行至少三次扫选作业，分别得到中矿1、中矿2、中矿3和扫选尾矿1、扫选尾矿2、扫选尾矿3，将以上个各作业点进行多粒度分级，并测定各作业点不同粒级的铜品位；S6，截断式分级：通过S5中测定获得的数据，确定分级作业在扫选中的位置和分级粒度；S7，将筛下部分直接作为尾矿丢弃，筛上部分进行再磨；S8，再磨作业：将S7中得到的筛上部分进行立磨机再墨作业，再磨细度为占S6中分级作业粒度的90‑95%；S9，一次再选作业：将S8中再磨后的筛上部分进行再选，依次添加调整剂、捕收剂和起泡剂，该再选作业只需进行一次即可，得到的再选铜精矿进入一精作业，再选尾矿丢弃。2.根据权利要求1所述的一种降低铜冶炼渣浮选尾矿含铜的方法，其特征是所述步骤S4中，所述步骤S4中，粗精矿1铜品＞5%时，可进入二精作业，≤5%时，则进入一精作业，则可保证铜精矿铜品位符合正常标准要求。3.根据权利要求1所述的一种降低铜冶炼渣浮选尾矿含铜的方法，其特征是所述步骤S6中，根据扫选作业粒度分布规律，保证截断式分级位置的粒级铜品位较常规尾矿粒级铜品位小于0.01%，则可更好地实现扫选作业的资源节约，又可使尾矿含铜得到较大的降低。4.根据权利要求1所述的一种降低铜冶炼渣浮选尾矿含铜的方法，其特征是所述步骤S5中的测定粒级为0.045mm和0.038mm。5.根据权利要求4所述的一种降低铜冶炼渣浮选尾矿含铜的方法，其特征是所述步骤S6中截断式分级作业的粒级为0.045mm或0.038mm。6.根据权利要求1至5中任意一项所述的一种降低铜冶炼渣浮选尾矿含铜的方法，其特征是所述的调整剂为硫化钠，捕收剂为丁黄药，起泡剂为2#油。7.根据权利要求1至5中任意一项所述的一种降低铜冶炼渣浮选尾矿含铜的方法，其特征是所述截断式分级根据冶炼渣性质和机械能力。2CN115555134A说明书1/6页一种降低铜冶炼渣浮选尾矿含铜的工艺技术领域[0001]本发明涉及选矿工程技术领域，具体涉及一种降低铜冶炼渣尾矿含铜的方法。背景技术[0002]矿产资源是国民经济持续增长的重要物质基础，人类社会的发展对矿产资源的需求日益增加。而目前国内冶炼铜原料非常紧缺，绝大部分靠进口的铜精矿维持铜冶炼生产，而铜在冶炼过程中会产生大量的炉渣，这些铜冶炼渣中含铜量通常在1％～5％，如果这些炉渣不能被有效回收，不仅会造成环境污染，而且也造成了铜资源的浪费，因此，对这些炉渣进行充分回收再利用，对节约资源及保护环境具有重大的意义。[0003]在冶炼铜工艺过程中所产生的冶炼废渣从广义上讲是一种