CN114405685A - 一种高铁二元系冶炼炉渣的硫化钠选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供一种高铁二元系冶炼炉渣的硫化钠选矿方法，其包括以下步骤，1)粉碎高铁二元系冶炼炉渣得矿粒；2)进行球磨磨矿作业，获得矿浆；3)向矿浆内添加药剂p510、松醇油和硫化钠活化，进行一段快速浮选，得一段精矿；4)快速浮选后剩余的矿浆再次进行球磨磨矿作业，获得矿浆；5)向矿浆内添加药剂p510、松醇油和硫化钠活化，进行二段浮选，得二段精矿；再扫选后干燥出厂。本发明加入硫化钠，可以与氧化铜矿表面的铜离子发生反应，高铁二元系的氧化铜被硫化成为硫化铜，增加疏水性，即增加P510捕收剂对渣中铜的捕收能力，同时降低捕收剂的单耗。
Description
技术领域
本发明涉及冶炼渣选矿技术领域，特别涉及一种高铁二元系冶炼炉渣的硫化钠选矿方法。
背景技术
铜冶炼炉渣是火法冶炼铜中产生的废渣，这些废渣一般都会进行再选取，而目前对其进行操作的铜冶炼炉渣选矿***在处理过程中会产生大量的废水、废渣等，不符合国家节能环保以及资源综合利用的要求。现有国内大型渣选厂，一般与冶炼炉配套存在，即冶炼炉产出炉渣供给选矿回收处理，选矿处理所得铜渣精矿返回冶炼炉作为原料，这就导致渣选厂或铜渣精矿品位高，但尾矿含铜损失大；或舍弃铜渣精矿品位，力保尾矿含铜，即提高选矿回收率，降低铜金属出厂造成的浪费，如：
1、使用药剂Z200和松醇油处理闪速电炉渣和转炉渣的混合渣，原矿铜品位2％，铜渣精矿品位26％作业，尾矿含铜0.3％，贵冶铜渣精矿品位高，但尾矿含铜损失大，回收率仅为85.5％，有用资源回收优势不明显。
2、闪速熔炼渣原矿品位可达2％左右，先使用药剂Z200、松醇油处理，回收率79％左右；后在二段粗选及扫选位置添加硫化钠活化浮选，硫化钠用量150克/吨，添加硫化钠后铜渣精矿品位较原有处理方法无明显提高，尾矿含铜由0.3％下降到0.26％左右，回收率为84％。祥光铜业渣选厂铜渣精矿品位不详，但尾矿含铜品位高，铜金属损失大，有用资源回收优势不明显。
发明内容
为了克服现有技术中存在的不足，本发明提供一种高铁二元系冶炼炉渣的硫化钠选矿方法。
为实现上述目的，本发明一种高铁二元系冶炼炉渣的硫化钠选矿方法，其包括以下步骤，1)粉碎高铁二元系冶炼炉渣得矿粒；2)进行球磨磨矿作业，获得矿浆；3)向矿浆内添加药剂p510、松醇油和硫化钠活化，进行一段快速浮选，得一段精矿；4)快速浮选后剩余的矿浆再次进行球磨磨矿作业，获得矿浆；5)向矿浆内添加药剂p510、松醇油和硫化钠活化，进行二段浮选，得二段精矿；6)二段快速浮选后将尾矿进入扫选，获得扫选精矿；7)将扫选精矿与二段精选的尾矿合并进行球磨磨矿作业，再次扫选；8)重复步骤6-7至最终尾矿产品，至含铜品位0.19％以下，干燥出厂。
优选的，步骤5中，所述二段浮选选用多台的浮选机，其中一台采用“5”的药剂制度。
优选的，所述药剂p510、松醇油和硫化钠活化的用量分别为35-50g/t、40-60g/t、25-40g/t。
优选的，所述药剂p510、松醇油和硫化钠活化的用量比为10：16：5。
优选的，步骤2中，所述矿浆的细度为-200目占比为73％至80％。
优选的，步骤4中，所述矿浆的细度为-400目占比为80％至82％。
优选的，步骤1中，所述矿粒的直径在10㎜-12mm。所述矿粒的直径在10㎜以下。
本发明的有益效果如下：
本发明渣选处理的高铁二元系冶炼炉渣含有大量氧化铜，且为铜铁共生的氧化铜矿物，氧原子亲水性强，对浮选无益。加入硫化钠，硫化钠在水中可以电离出S2-，可以与氧化铜矿表面的铜离子发生反应产生硫化铜金属，高铁二元系的氧化铜被硫化成为硫化铜，增加疏水性，即增加P510捕收剂对渣中铜的捕收能力，同时降低捕收剂的单耗。
高铁二元系冶炼炉渣硬度大，铜金属颗粒分布不均匀，细粒级铜金属颗粒单体解离度低，需要磨到非常细有用铜金属才能与脉石矿物解离。渣选厂采用快浮快选的浮选方法，目的是尽可能在不同的细度条件下将矿浆里的颗粒不均的铜金属尽快选出。在制定硫化钠的药剂制度时完全遵循这个科学原理，对症下药，在一段快速浮选位置使用硫化钠，快速拉出一部分高品位铜渣精矿。在二段浮选部位改造二段流程中第一台浮选机为快速浮选机，使用硫化钠，快速拉出另一部分合格品位铜渣精矿，避免该部分合格铜渣精矿再次进入二段精选做无用功，铜渣精矿工艺时间间隔2小时左右，减少后续浮选机的压力。
对点加药，快浮快选，精准用药可以节约硫化钠用量。本发明硫化钠药剂用量单耗为30克/吨左右。
夏日高温情况，高铁二元系冶炼炉渣的缓冷条件差，渣中铜颗粒结晶生长不充分，浮选效果差。此时可在扫选位置增加硫化钠加药点，提高扫选回收率，降低尾矿含铜损失。
附图说明
图1为步骤3)里的第一部分高品位铜渣精矿产品，含铜28％-35％；
图2为步骤4)里的细度-400目(0.037mm)占比80％-82％左右的合格矿浆；
图3为步骤5)里的第二部分铜渣精矿产品，含铜品位13％-17％左右；
图4为步骤5)里的第三部分合格渣精矿，品位在15％-20％左右；
图5为步骤5)里的最终铜渣精矿产品，含铜品位22％-25％左右；
图6为步骤5)里的最终尾矿产品，含铜品位0.17％-0.19％左右。
具体实施方式
为更好的说明本发明的目的、技术方案和优点，下面将结合具体实施例对本申请作进一步说明。
实施例1：
本发明在原富氧双侧吹熔炼工艺的基础上开发出了一种新型冶炼工艺，主要包括以下步骤：
1)选择原矿品位2％左右的高铁二元系冶炼炉渣，包含熔炼渣和转炉渣，熔炼渣主要成分：Cu1.1％，Fe40％。转炉渣主要成分：Cu4.5％，Fe45％。熔炼渣和转炉渣以4:1比例搭配进入破碎工序，破碎所得直径10㎜以下的矿粒。
2)破碎合格矿粒进入球磨机，进行磨矿作业，获得细度-200目(0.074㎜)占比80％的合格矿浆。
3)矿浆进入一段浮选机，添加药剂p510、松醇油，同时添加硫化钠活化，p510药剂25g/t，松醇油20g/t，硫化钠15g/t，采用快速浮选，提前获得第一部分高品位铜渣精矿产品，约占总铜渣精矿量的40％至50％，含铜品位28％-35％左右。
4)一段浮选机尾矿矿浆进入二段磨机，进入二段磨机的尾矿矿浆占总处理矿量的90％，进行磨矿作业，获得细度-400目(0.037㎜)占比82％的合格矿浆。
5)矿浆进入二段浮选机，添加药剂p510、松醇油，同时添加硫化钠活化，p510药剂10g/t，松醇油15g/t，硫化钠10g/t，进行二段浮选，快速获得第二部分高品位铜渣精矿产品，约占总铜渣精矿量的5％-10％，含铜品位13％-17％左右。
本发明渣选厂的二段浮选包含三台40m3浮选机，其中一台采用快速浮选方式，可获得第二部分13％-17％合格铜渣精矿。后两台浮选精矿泡沫进入二段精选处理，再获得第三部分合格渣精矿产品，品位在15％-20％左右。三部分合格铜渣精矿合并成为最终铜渣精矿产品，含铜品位22％-25％左右，铜金属回收率90％-93％％，干燥返回熔炼炉。一段快速浮选铜渣精矿占比45％-55％左右，二段快速浮选铜渣精矿占比5％-10％左右，二段精选获得的第三部分合格渣精矿占比35％-40％左右。此三部分合并成为最终铜渣精矿产品，二段浮选机后两台浮选尾矿进入扫选，添加药剂p510、松醇油，同时添加硫化钠活化，进行两段扫选作业，扫选具体药剂用量为：p510药剂5g/t，松醇油15g/t，硫化钠5g/t。扫选精矿与二段精选的尾矿合并进入二段磨机循环，再磨再选。扫选尾矿为最终尾矿产品，含铜品位0.17％-0.19％左右，干燥出厂。
表1产品化验结果
本实施例中，步骤5)里的最终铜渣精矿产品和最终尾矿产品的化验单，化验金、银稀贵金属元素的品位。其中银从原矿7.3g/t富集到69g/t，富集比高达9.45，富集效果理想，减少银在最终尾矿产品中的流失。
实施例2
碳酸氢钠添加量对比试验：参照实施例1，在保证试验原矿样品来源一致、试验样品重量同为500克、浮选药剂制度相同的前提下，改变每组试验的碳酸氢钠用量，四组试验碳酸氢钠用量分别是0g/500g、0.02g/500g、0.04g/500g和0.06g/500g。
试验数据：0g用量试验组铜渣精矿品位14.557％,铜渣精矿含铜回收率93.5％；0.02g用量试验组对应铜渣精矿品位11.801％,铜渣精矿含铜回收率92.4％；0.04g用量试验组对应铜渣精矿品位13.215％,铜渣精矿含铜回收率93.4％；0.06g用量试验组对应铜渣精矿品位12.604％,铜渣精矿含铜回收率90.8％。
试验小结：碳酸氢钠的添加及用量增减对铜渣精矿品位指标影响不大。
实施例3
取四份净重500g的代表样品(编号：①②③④)，球磨磨矿试验时间分别设定15min、20min、25min和30min，筛析得出-400目细度分别为57.21％、66.5％、80.6％和87.23％，按次序进行四套浮选试验，保持浮选条件基本同实施例1一致，分别获得铜渣精矿含铜回收率60.19％、67.39、80.17％和67.69％，最终确定二段磨矿细度80.6％(对应回收率80.17％)为最佳磨矿细度。
通过最佳球磨细度的探索试验，对比不同磨矿细度(矿浆中炉渣粒径)对回收率的影响，确定了一段最佳磨矿细度为-200目占比73％-80％左右，二段磨矿细度-400目占比80％-82％左右。
相比于现有技术，本发明在原富氧双侧吹熔炼工艺的基础上开发出了一种新型冶炼工艺，取消原有的贫化电炉，在侧吹熔炼炉内采用Fe/SiO2为1.8～2.0左右的高铁“二元系”渣型组织生产，炉渣品位在1.2％左右，该高铁二元系冶炼炉渣可进行综合回收。
最后所应当说明的是，以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非对本发明保护范围的限制，尽管参照较佳实施例对本发明作了详细说明，本领域的普通技术人员应当理解，可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本发明技术方案的实质和范围。
Claims (7)
1.一种高铁二元系冶炼炉渣的硫化钠选矿方法，其特征在于：包括以下步骤，
1)粉碎高铁二元系冶炼炉渣得矿粒；
2)进行球磨磨矿作业，获得矿浆；
3)向矿浆内添加药剂p510、松醇油和硫化钠活化，进行一段快速浮选，得一段精矿；
4)快速浮选的尾矿矿浆进入二段球磨作业，获得矿浆，获得矿浆；
5)向矿浆内添加药剂p510、松醇油和硫化钠活化，进行二段浮选，得二段精矿；
6)二段快速浮选后将尾矿进入扫选，获得扫选精矿；
7)将扫选精矿与二段精选的尾矿合并进行球磨磨矿作业，再次扫选；
8)重复步骤6-7至最终尾矿产品，至含铜品位0.19％以下，干燥出厂。
2.如权利要求1所述的高铁二元系冶炼炉渣的硫化钠选矿方法，其特征在于：步骤5中，所述二段浮选选用多台的浮选机，其中一台采用“5”的药剂制度。
3.如权利要求1所述的高铁二元系冶炼炉渣的硫化钠选矿方法，其特征在于：所述药剂p510、松醇油和硫化钠活化的用量分别为35-50g/t、40-60g/t、25-40g/t。
4.如权利要求3所述的高铁二元系冶炼炉渣的硫化钠选矿方法，其特征在于：所述药剂p510、松醇油和硫化钠活化的用量比为10：16：5。
5.如权利要求1所述的高铁二元系冶炼炉渣的硫化钠选矿方法，其特征在于：步骤2中，所述矿浆的细度为-200目占比为73％至80％。
6.如权利要求1所述的高铁二元系冶炼炉渣的硫化钠选矿方法，其特征在于：步骤4中，所述矿浆的细度为-400目占比为80％至82％。
7.如权利要求1所述的高铁二元系冶炼炉渣的硫化钠选矿方法，其特征在于：步骤1中，所述矿粒的直径在10㎜-12mm。
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