一种铜冶炼炉渣浮选回收铜的选矿工艺.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CN105435970A(43)申请公布日2016.03.30(21)申请号201510997638.1(22)申请日2015.12.28(71)申请人昆明理工大学地址650093云南省昆明市一二.一大街文昌路68号(72)发明人李健民刘殿文闫守凯周涛戴兴征申培伦李飞宋凯伟韩玉光徐晓会(74)专利代理机构昆明正原专利商标代理有限公司53100代理人金耀生(51)Int.Cl.B03D1/02(2006.01)B03B1/00(2006.01)权利要求书2页说明书6页附图1页(54)发明名称一种铜冶炼炉渣浮选回收铜的选矿工艺(57)摘要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Ⅱ和尾矿Ⅱ。提高了浮选条件的针对性，降低了药剂成本及能耗成本，同时达到了铜冶炼炉渣中铜的高效回收的目的。CN105435970ACN105435970A权利要求书1/2页1.一种铜冶炼炉渣浮选回收铜的选矿工艺，其特征在于按以下步骤进行：（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Ⅱ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最终铜精矿Ⅱ和最终尾矿Ⅱ；（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Ⅰ扫选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Ⅱ作业、获得泡沫产品系统Ⅰ扫选Ⅱ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%；e、将系统Ⅰ精选尾矿、系统Ⅰ扫选Ⅰ精矿与系统Ⅰ扫选Ⅱ精矿返回到二段棒磨机再磨再选；系统Ⅰ选矿参数：粗选：捕收剂丁基黄药：90g/t·铜冶炼炉渣，起泡剂2#油：30g/t·铜冶炼炉渣，搅拌2min，浮选时间：6min；精选：空白精选，浮选时间4min；扫选Ⅰ：捕收剂丁基黄药：30g/t·铜冶炼炉渣，起泡剂2#油：5g/t·铜冶炼炉渣，搅拌2min，浮选时间：3min；扫选Ⅱ：捕收剂丁基黄药：10g/t·铜冶炼炉渣，搅拌2min，浮选时间：3min；（4）系统Ⅱ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Ⅱ铜粗选作业，获得泡沫产品系统Ⅱ粗精矿和槽积系统Ⅱ粗选尾矿；b、将系统Ⅱ粗精矿给入系统Ⅱ精选Ⅰ作业，获得泡沫产品系统Ⅱ精选Ⅰ精矿和槽积系统Ⅱ精选Ⅰ尾矿；c、将系统Ⅱ精选Ⅰ精矿给入系统Ⅱ精选Ⅱ作业，获得泡沫产品铜精矿Ⅱ和槽积系统Ⅱ精选Ⅱ尾矿；铜精矿Ⅱ产率1.0%-2.0%%、铜品位15%-25%，铜回收率20.0%-35.0%%；d、将系统Ⅱ粗选尾矿加入捕收剂、起泡剂给入系统Ⅱ扫选Ⅰ作业，获得泡沫产品系统Ⅱ扫选Ⅰ精矿和槽积系统Ⅱ扫选Ⅰ尾矿；2CN105435970A权利要求书2/2页e、将系统Ⅱ扫选Ⅰ尾矿加入捕收剂给入系统Ⅱ扫选Ⅱ作业、获得泡沫产品系统Ⅱ扫选Ⅱ精矿和槽积尾矿Ⅱ；获得尾矿Ⅱ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Ⅱ精选Ⅰ尾矿、系统Ⅱ精选Ⅱ尾矿、系统Ⅱ扫选Ⅰ精矿与系统Ⅱ扫选Ⅱ精矿按顺序分别返回到前一作业；系统Ⅱ选矿参数：粗选：调整剂：碳酸钠500g/t·铜冶炼炉渣和水玻璃400g/t·铜冶炼炉渣，搅拌3min；捕收剂：Z-20060g/t·铜冶炼炉渣，起泡剂：MIBC30g/t·铜冶炼炉