一种铜冶炼渣中选矿回收氧化铜的方法.pdf

(19)中华人民共和国国家知识产权局(12)发明专利申请(10)申请公布号CN111482267A(43)申请公布日2020.08.04(21)申请号202010371253.5(22)申请日2020.05.06(71)申请人吉林紫金铜业有限公司地址133300吉林省延边朝鲜族自治州珲春市经济技术合作区(72)发明人刘长东(74)专利代理机构沈阳东大知识产权代理有限公司21109代理人宁佳(51)Int.Cl.B03B9/04(2006.01)B03D1/012(2006.01)权利要求书2页说明书15页附图1页(54)发明名称一种铜冶炼渣中选矿回收氧化铜的方法(57)摘要本发明的一种铜冶炼渣中选矿回收氧化铜的方法，过程为：取水淬渣和转炉渣，或水淬渣，转炉渣和转炉低渣，按比例混合；湿磨至粒度为-45μm占95-98％，获得矿浆；向矿浆内加入Z-200＝70-90g/t，Y89＝130-150g/t，羟肟酸＝20-55g/t，2#油＝15-30g/t，经快速浮选后，进行两次粗选，两次扫选和两次精选，干燥获得铜精矿和尾渣；其中：单次选矿时间为5-10min；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。综合该浮选工艺，能够实现尾渣氧化铜中自由氧化铜的高效回收。CN111482267ACN111482267A权利要求书1/2页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：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％。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。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，