一种从熔炼渣中高效回收片状、针叶状金属相铜合金的方法与流程

阅读：评论：0

1.本发明涉及铜冶炼技术领域，尤其涉及一种从熔炼渣中高效回收片状、针叶状金属相铜合金的方法。

背景技术：

2.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。然而，目前国内的冶炼铜原料非常紧缺，绝大部分还是得依靠进口的铜精矿来维持铜冶炼的正常生产。然而，铜在冶炼过程中会产生大量的炉渣，并且这些铜冶炼渣中含铜量可达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。
3.熔炼工艺是目前国内常采用的炼铜工艺之一，其所产生的熔炼渣从广义上讲是一种“人造矿石”，比重较大，平均为3.5～4.0，通常以尾矿含铜作为评判熔炼渣选别效果的好坏。
4.熔炼渣中所含的铜主要以硫化相、金属相和氧化相的形式存在；其中，硫化相和金属相的铜通过浮选方法可以较容易得到，而氧化相的铜浮选难度较大。在熔炼渣中，通常不同相别的铜与磁性铁矿物均共生密切，部分呈单体的形式包裹在磁铁矿中，或与磁铁矿裸露连生，故“正常条件”下通过冶炼工艺排出的铜渣绝大多数均带有磁性。但是在日常冶炼过程中，由于“冶炼原料和冶炼条件”的变化，在冶炼过程中常常会出现部分金属相铜以合金的结构随熔炼渣一同排出，并进入渣选系统；该金属相铜与铁矿物已达到完全解离，因此没有磁性表现，同时其又具有良好的延展性，使得其在磨矿过程中会重塑成片状或针叶状等形态后进入浮选系统(常规形态为颗粒状)；该形态的金属相铜由于重量较大，形态和普通矿渣存异，导致即使通过常规浮选方法可以将大部分金属相铜随气泡上浮，但仍不可避免地会有小部分金属相铜合金落在了尾矿中。需要注意的是，该部分以合金结构存在的金属相铜的铜品位可高达50％以上，故该部分合金铜如若没有及时得到有效回收，就会严重影响尾矿的铜品位，最终导致尾矿跑高的情况出现。
5.据此，目前急需一种能够从熔炼渣中高效回收片状、针叶状金属相铜合金的方法。

技术实现要素：

6.本发明所要解决的技术问题在于提供一种从熔炼渣中高效回收片状、针叶状金属相铜合金的方法，其首次利用熔炼渣中铜铁的共生与解离之间的磁性差异，并结合该部分金属相铜合金与普通矿渣存异，采用“永磁机弱磁选+电磁机强磁选+磁尾矿分级”的方法，将完全解离的片状、针叶状金属相铜合金得以有效回收，不仅大大减少了片状、针叶状金属相铜合金对尾矿铜品位的影响，又充分回收了该部分铜矿物，避免造成资源浪费。
7.本发明采用以下技术方案解决上述技术问题：
8.一种从熔炼渣中高效回收片状、针叶状金属相铜合金的方法，包括如下步骤：
9.s1、磨矿作业：
10.将熔炼渣进入磨机磨细后，得到预定细度的矿浆；
11.s2、永磁机弱磁选：
12.将步骤s1得到的矿浆进入永磁机进行弱磁选作业，分别得到弱磁精矿和弱磁尾矿；
13.s3、电磁机强磁选：
14.将步骤s2得到的弱磁尾矿进入电磁机进行强磁选作业，分别得到强磁精矿和强磁尾矿；
15.s4、分级作业：
16.将步骤s3得到的强磁尾矿进行分级筛分，筛上的粗粒强磁尾矿即为片状和/或针叶状金属相铜合金，筛下的为细粒强磁尾矿；
17.s5、浮选作业：
18.将步骤s2、s3和s4分别得到的弱磁精矿、强磁精矿和细粒强磁尾矿共同进入浮选作业，最终得到铜精矿和浮选尾矿；
19.s6、将步骤s4得到的片状和/或针叶状金属相铜合金汇同s5得到的铜精矿进入冶炼系统或作为产品销售，浮选尾矿丢弃。
20.作为本发明的优选方式之一，所述步骤s1中，预定细度的矿浆指：磨矿细度-0.045mm占75％～80％的矿浆。
21.作为本发明的优选方式之一，所述步骤s2中，永磁机弱磁选作业的磁场强度为2000gs～3000gs。
22.作为本发明的优选方式之一，所述步骤s3中，电磁机强磁选作业的磁场强度为7000gs～8000gs。
23.作为本发明的优选方式之一，所述步骤s4中，采用高频振动筛进行分级筛分。
24.作为本发明的优选方式之一，所述步骤s4中，筛分粒径为0.038mm。
25.作为本发明的优选方式之一，所述步骤s5中，浮选作业采用常规的“二粗三精三扫”的闭路流程。
26.作为本发明的优选方式之一，所述步骤s5中，浮选过程：硫化钠作为调整剂，丁黄药作为捕收剂，2#油作为起泡剂。
27.原理：
28.传统熔炼渣中回收铜的方法，由于缺少对完全解离的片状、针叶状金属相铜合金回收步骤，不仅对尾矿铜品位产生影响，还造成了的资源浪费。
29.对此，本发明首创式地提出了一种回收方法，其增加了回收熔炼渣中完全解离的片状、针叶状金属相铜合金的过程。其中，采用“永磁机弱磁选+电磁机强磁选”的方式是利用熔炼渣中铜铁的共生与解离之间的磁性差异进行层层筛选，采用“磁尾矿分级”的方式是利用该部分金属相铜合金与普通矿渣的形状与大小差异进行筛分。
30.本发明相比现有技术的优点在于：
31.(1)本发明属于首创，首次利用熔炼渣中铜铁的共生与解离之间的磁性差异，并结合该部分金属相铜合金与普通矿渣存异，采用“永磁机弱磁选+电磁机强磁选+磁尾矿分级”的方法，将完全解离的片状、针叶状金属相铜合金得以有效回收，不仅大大减少了片状、针
叶状金属相铜合金对尾矿铜品位的影响，又充分回收了该部分铜矿物，避免造成资源浪费；
32.(2)在本发明的粗粒强磁尾矿中，除了片状、针叶状金属相铜合金存在外，还存有部分难以通过常规浮选回收的氧化相铜，本发明进一步将铜资源进行了有效回收；
33.(3)本发明工艺流程适用性广，尤其适用于冶炼原料和冶炼工艺条件多变时产生的铜熔炼渣。
附图说明
34.图1是实施例1中回收工艺步骤图；
35.图2是对比例1中回收工艺步骤图。
具体实施方式
36.下面对本发明的实施例作详细说明，本实施例在以本发明技术方案为前提下进行实施，给出了详细的实施方式和具体的操作过程，但本发明的保护范围不限于下述的实施例。
37.实施例1
38.安徽某熔炼渣选厂，在浮选原矿渣铜品位为1.70％左右，铜物相组成如表1所示。采用本实施例方法进行片状、针叶状金属相铜合金回收，即，在常规的浮选系统前端添加“弱磁选+强磁选+分级”作业流程，其中，弱磁强选场强为2500gs，强磁强选场强为8000gs，分级作业的筛分粒径为0.038mm。
39.表1原矿的铜化学物相分析结果(wt％)
40.相别金属铜之铜硫化铜之铜氧化铜之铜其他总铜铜含量/％0.8780.7800.3870.0452.09占有率/％42.0137.3218.522.15100.00
41.参照图1，本实施例的一种从熔炼渣中高效回收片状、针叶状金属相铜合金的方法，具体如下：
42.s1、磨矿作业：
43.将熔炼渣进入磨机磨细后，得到磨矿细度-0.045mm占75％的矿浆；
44.s2、永磁机弱磁选：
45.将步骤s1得到的矿浆进入永磁机进行弱磁选作业，磁场强度为2500gs，分别得到弱磁精矿和弱磁尾矿；
46.s3、电磁机强磁选：
47.将步骤s2得到的弱磁尾矿进入电磁机进行强磁选作业，磁场强度为8000gs，分别得到强磁精矿和强磁尾矿；
48.s4、分级作业：
49.采用高频振动筛对步骤s3得到的强磁尾矿进行分级筛分，筛分粒径为0.038mm，筛上的粗粒强磁尾矿即为片状和/或针叶状金属相铜合金，筛下的为细粒强磁尾矿；
50.s5、浮选作业：
51.将步骤s2、s3和s4分别得到的弱磁精矿、强磁精矿和细粒强磁尾矿共同进入浮选作业，浮选作业采用常规的“二粗三精三扫”的闭路流程，浮选过程以硫化钠作为调整剂，丁
黄药作为捕收剂，2#油作为起泡剂，最终得到铜精矿和浮选尾矿；
52.s6、将步骤s4得到的片状和/或针叶状金属相铜合金汇同s5得到的铜精矿进入冶炼系统或作为产品销售，浮选尾矿丢弃。
53.本实施例选矿试验结果如表2所示。
54.表2实施例1选矿试验结果(wt％)
55.产品名称产率铜品位铜回收率粗粒强磁尾矿1.2614.878.96浮选铜精矿7.4522.3879.77∑铜精矿8.7121.2988.73浮选尾矿91.290.25811.27原矿100.002.09100.00
56.其中，粗粒强磁尾矿和浮选尾矿的铜物相组成分别如表3和表4所示。
57.表3实施例1中粗粒强磁尾矿的铜化学物相分析结果(wt％)
58.相别金属铜之铜硫化铜之铜氧化铜之铜其他总铜铜含量/％9.453.201.660.5614.87占有率/％63.5521.5211.163.77100.00
59.表3物相分析结果表明，粗粒强磁尾铜品位为14.87％，而其中的金属相铜含量高达9.45％，使得原本浮选系统不易回收的该铜相通过该推荐工艺得到。
60.表4实施例1中浮选尾矿的铜化学物相分析结果(wt％)
61.相别金属铜之铜硫化铜之铜氧化铜之铜其他总铜铜含量/％0.0270.0710.1330.0270.258占有率/％10.4727.5251.5510.46100.00
62.表4物相分析结果表明，该推荐工艺所得到的浮选尾矿中，金属相铜含量仅剩0.027％，含量极低，说明该铜相已基本作为目的矿物获得，难以进入尾矿影响尾矿含铜。
63.对比例1
64.本对比例不采用“弱磁选+强磁选+分级”作业流程，而是将磨细后的原矿直接进入浮选系统(浮选作业过程与实施例1相同)，如图2所示。
65.本对比例选矿试验结果如表5所示。
66.表5对比例1选矿试验结果(wt％)
[0067][0068][0069]
其中，浮选尾矿的铜物相组成分别如表6所示。
[0070]
表6对比例1浮选尾矿的铜化学物相分析结果(wt％)
[0071]
相别金属铜之铜硫化铜之铜氧化铜之铜其他总铜铜含量/％0.0570.0680.1450.0240.294占有率/％10.4727.5251.5510.46100.00
[0072]
实施例1和对比例1的试验结果表明，在浮选系统前端添加“弱磁选+强磁选+分级”作业流程，可以得到铜品位较高的粗粒强磁尾矿，该部分含有较多的片状、针叶状金属相铜合金和少量的难以从浮选系统获得的已解离氧化相铜，粗粒强磁尾矿其可与浮选铜精矿混合后作为总铜精矿；同时，在浮选系统前端添加“弱磁选+强磁选+分级”作业流程后，浮选尾矿中金属相铜降低明显，氧化相铜也有降低趋势，最终使得浮选铜矿含铜显著降低。
[0073]
对比例2
[0074]
本对比例与实施例1工艺基本相同，主要不同之处在于：将强磁选磁场强度变为6000gs。
[0075]
本对比例选矿试验结果如表7所示。
[0076]
表7对比例2选矿试验结果(wt％)
[0077][0078][0079]
实施例1和对比例2的试验结果表明，同样在浮选系统前端添加“弱磁选+强磁选+分级”作业流程，将强磁磁场强度降为6000gs后，获得粗粒强磁尾矿铜品位相对较低，总使得铜精矿铜品位低于20％，故难以将粗粒强磁尾矿直接作为选矿产品。
[0080]
对比例3
[0081]
本对比例与实施例1工艺基本相同，主要不同之处在于：将分级作业的筛分粒级变为0.045mm。
[0082]
本对比例选矿试验结果如表8所示。
[0083]
表8对比例3选矿试验结果(wt％)
[0084]
产品名称产率铜品位铜回收率粗粒强磁尾矿0.4217.123.51浮选铜精矿7.7422.3184.22∑铜精矿8.7121.2987.73浮选尾矿91.840.27412.27
原矿100.002.05100.00
[0085]
实施例1和对比例3的试验结果表明，同样在浮选系统前端添加“弱磁选+强磁选+分级”作业流程，将分级作业的筛分粒级放粗为0.045mm时，使得-0.045mm，+0.038mm粒级的强磁尾矿进入浮选，粗粒强磁尾矿产率降低，该粒级强磁尾矿通过浮选回收的效果较实施例1差。
[0086]
此外，如将分级作业的筛分尺寸变小，不仅同样会降低粗粒强磁尾矿的铜品位，还会导致渣选厂产能降低、经济负担增加等不利因素。
[0087]
实施例2
[0088]
安徽某熔炼渣选厂，在浮选原矿渣铜品位为1.70％左右，铜物相组成如表9所示。采用本实施例方法进行片状、针叶状金属相铜合金回收，即，在常规的浮选系统前端添加“弱磁选+强磁选+分级”作业流程，其中，弱磁强选场强为3000gs，强磁强选场强为7000gs，分级作业的筛分粒径为0.038mm。
[0089]
表9实施例2中原矿的铜化学物相分析结果(wt％)
[0090]
相别金属铜之铜硫化铜之铜氧化铜之铜其他总铜铜含量/％0.8250.6820.3040.0271.84占有率/％44.8437.0716.521.47100.00
[0091]
本实施例的一种从熔炼渣中高效回收片状、针叶状金属相铜合金的方法，具体如下：
[0092]
s1、磨矿作业：
[0093]
将熔炼渣进入磨机磨细后，得到磨矿细度-0.045mm占80％的矿浆；
[0094]
s2、永磁机弱磁选：
[0095]
将步骤s1得到的矿浆进入永磁机进行弱磁选作业，磁场强度为3000gs，分别得到弱磁精矿和弱磁尾矿；
[0096]
s3、电磁机强磁选：
[0097]
将步骤s2得到的弱磁尾矿进入电磁机进行强磁选作业，磁场强度为7000gs，分别得到强磁精矿和强磁尾矿；
[0098]
s4、分级作业：
[0099]
采用高频振动筛对步骤s3得到的强磁尾矿进行分级筛分，筛分粒径为0.038mm，筛上的粗粒强磁尾矿即为片状和/或针叶状金属相铜合金，筛下的为细粒强磁尾矿；
[0100]
s5、浮选作业：
[0101]
将步骤s2、s3和s4分别得到的弱磁精矿、强磁精矿和细粒强磁尾矿共同进入浮选作业，浮选作业采用常规的“二粗三精三扫”的闭路流程，浮选过程以硫化钠作为调整剂，丁黄药作为捕收剂，2#油作为起泡剂，最终得到铜精矿和浮选尾矿；
[0102]
s6、将步骤s4得到的片状和/或针叶状金属相铜合金汇同s5得到的铜精矿进入冶炼系统或作为产品销售，浮选尾矿丢弃。
[0103]
本实施例选矿试验结果如表10所示。
[0104]
表10实施例2选矿试验结果(wt％)
[0105]
产品名称产率铜品位铜回收率粗粒强磁尾矿1.5112.7810.46
浮选铜精矿6.4222.5278.36∑铜精矿7.9320.5588.82浮选尾矿92.070.22411.18原矿100.001.84100.00
[0106]
实施例3
[0107]
安徽某熔炼渣选厂，在浮选原矿渣铜品位为1.46％左右，铜物相组成如表11所示。采用本实施例方法进行片状、针叶状金属相铜合金回收，即，在常规的浮选系统前端添加“弱磁选+强磁选+分级”作业流程，其中，弱磁强选场强为2000gs，强磁强选场强为7500gs，分级作业的筛分粒径为0.038mm。
[0108]
表11原矿的铜化学物相分析结果(wt％)
[0109][0110][0111]
本实施例的一种从熔炼渣中高效回收片状、针叶状金属相铜合金的方法，具体如下：
[0112]
s1、磨矿作业：
[0113]
将熔炼渣进入磨机磨细后，得到磨矿细度-0.045mm占76％的矿浆；
[0114]
s2、永磁机弱磁选：
[0115]
将步骤s1得到的矿浆进入永磁机进行弱磁选作业，磁场强度为2000gs，分别得到弱磁精矿和弱磁尾矿；
[0116]
s3、电磁机强磁选：
[0117]
将步骤s2得到的弱磁尾矿进入电磁机进行强磁选作业，磁场强度为7500gs，分别得到强磁精矿和强磁尾矿；
[0118]
s4、分级作业：
[0119]
采用高频振动筛对步骤s3得到的强磁尾矿进行分级筛分，筛分粒径为0.038mm，筛上的粗粒强磁尾矿即为片状和/或针叶状金属相铜合金，筛下的为细粒强磁尾矿；
[0120]
s5、浮选作业：
[0121]
将步骤s2、s3和s4分别得到的弱磁精矿、强磁精矿和细粒强磁尾矿共同进入浮选作业，浮选作业采用常规的“二粗三精三扫”的闭路流程，浮选过程以硫化钠作为调整剂，丁黄药作为捕收剂，2#油作为起泡剂，最终得到铜精矿和浮选尾矿；
[0122]
s6、将步骤s4得到的片状和/或针叶状金属相铜合金汇同s5得到的铜精矿进入冶炼系统或作为产品销售，浮选尾矿丢弃。
[0123]
本实施例选矿试验结果如表12所示。
[0124]
表12实施例3选矿试验结果(wt％)
[0125]
产品名称产率铜品位铜回收率粗粒强磁尾矿1.0212.208.53
浮选铜精矿5.2321.5477.26∑铜精矿6.2520.020.00浮选尾矿93.750.22114.21原矿100.001.46100.00
[0126]
以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换和改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

技术特征：

1.一种从熔炼渣中高效回收片状、针叶状金属相铜合金的方法，其特征在于，包括如下步骤：s1、磨矿作业：将熔炼渣进入磨机磨细后，得到预定细度的矿浆；s2、永磁机弱磁选：将步骤s1得到的矿浆进入永磁机进行弱磁选作业，分别得到弱磁精矿和弱磁尾矿；s3、电磁机强磁选：将步骤s2得到的弱磁尾矿进入电磁机进行强磁选作业，分别得到强磁精矿和强磁尾矿；s4、分级作业：将步骤s3得到的强磁尾矿进行分级筛分，筛上的粗粒强磁尾矿即为片状和/或针叶状金属相铜合金，筛下的为细粒强磁尾矿；s5、浮选作业：将步骤s2、s3和s4分别得到的弱磁精矿、强磁精矿和细粒强磁尾矿共同进入浮选作业，最终得到铜精矿和浮选尾矿；s6、将步骤s4得到的片状和/或针叶状金属相铜合金汇同s5得到的铜精矿进入冶炼系统或作为产品销售，浮选尾矿丢弃。2.根据权利要求1所述的从熔炼渣中高效回收片状、针叶状金属相铜合金的方法，其特征在于，所述步骤s1中，预定细度的矿浆指：磨矿细度-0.045mm占75％～80％的矿浆。3.根据权利要求1所述的从熔炼渣中高效回收片状、针叶状金属相铜合金的方法，其特征在于，所述步骤s2中，永磁机弱磁选作业的磁场强度为2000gs～3000gs。4.根据权利要求1所述的从熔炼渣中高效回收片状、针叶状金属相铜合金的方法，其特征在于，所述步骤s3中，电磁机强磁选作业的磁场强度为7000gs～8000gs。5.根据权利要求1所述的从熔炼渣中高效回收片状、针叶状金属相铜合金的方法，其特征在于，所述步骤s4中，分级作业的筛分粒径为0.038mm。6.根据权利要求1所述的从熔炼渣中高效回收片状、针叶状金属相铜合金的方法，其特征在于，所述步骤s5中，浮选作业采用“二粗三精三扫”的闭路流程。7.根据权利要求1所述的从熔炼渣中高效回收片状、针叶状金属相铜合金的方法，其特征在于，所述步骤s5中，浮选过程：硫化钠作为调整剂，丁黄药作为捕收剂，2#油作为起泡剂。

技术总结

本发明提供了一种从熔炼渣中高效回收片状、针叶状金属相铜合金的方法，步骤如下：将熔炼渣进入磨机，得矿浆；将矿浆进入永磁机进行弱磁选，得到弱磁精矿和弱磁尾矿；将弱磁尾矿进入电磁机进行强磁选，得到强磁精矿和强磁尾矿；将强磁尾矿进行分级筛分，筛上的粗粒强磁尾矿为片状或针叶金属相铜合金，筛下的为细粒强磁尾矿；将弱磁精矿、强磁精矿和细粒强磁尾矿进入浮选作业，得到铜精矿和浮选尾矿；将片状和/或针叶状金属相铜合金汇同铜精矿进入冶炼系统或作为产品销售，浮选尾矿丢弃。本发明首次将完全解离的片状、针叶状金属相铜合金有效回收，不仅减少了片状、针叶状金属相铜合金对尾矿铜品位的影响，又充分回收了该部分铜矿物。物。物。