[发明专利]一种选矿提铜工艺有效

专利信息
申请号: 201310085928.X 申请日: 2013-03-18
公开(公告)号: CN103157557A 公开(公告)日: 2013-06-19
发明(设计)人: 耿联胜 申请(专利权)人: 阳谷祥光铜业有限公司
主分类号: B03D1/00 分类号: B03D1/00;B03B1/00
代理公司: 北京集佳知识产权代理有限公司 11227 代理人: 赵青朵;李玉秋
地址: 252327 山东*** 国省代码: 山东;37
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摘要:
搜索关键词: 一种 选矿 工艺
【说明书】:

技术领域

发明涉及铜冶炼技术领域,尤其涉及一种选矿提铜工艺。

背景技术

随着社会的发展,铜矿资源日趋减少,低品位高杂质的铜矿资源不断被开发,使得能够用于铜冶炼的铜精矿的铜品位不断降低,铜精矿成分日趋复杂。

为了适应铜精矿成分的变化,火法冶炼作为铜冶炼的主要工艺不断优化工艺,并通过提高氧化强度,提高了火法冶炼特别是熔炼过程的脱杂能力,制备了高品位的冰铜。但是随之而来的问题是熔炼渣量大,熔炼渣含铜量增加,且成分更为复杂。

目前,国家注重提高资源的综合回收率,降低有价资源的浪费。因此为了提高铜的综合回收率,一般对铜熔炼渣采取电炉贫化和选矿工艺等贫化处理工艺。选矿工艺适合于大规模生产,成为了主要的贫化处理工艺。但是传统的选矿工艺采取一次磨矿一次浮选或多次分阶段浮选,且浮选时只考虑硫化铜矿或氧化矿采用不同的浮选药剂或处理方式进行浮选。

铜熔炼渣与铜矿石的组成成分不同,铜熔炼渣中铜以金属态颗粒、氧化态化合物、硫化态化合物等状态存在,且含量也比较高,还存在粒度大小随冷却效果的不同而不同,使得粒度差别较大。若采用现有的浮选工艺将造成回收精矿含铜品位偏低,渣尾矿含铜偏高,铜回收率较低,生产成本高等问题。为了适应铜冶炼技术发展趋势,提高资源综合利用率,降低尾矿含铜量,本申请提供了一种选矿提铜工艺。

发明内容

本发明解决的技术问题在于提供一种处理尾矿铜品位较高的选矿提铜工艺。

本发明提供了一种选矿提铜工艺,包括以下步骤:

a)将铜炉渣进行一段磨矿;

b)将步骤a)得到的炉渣进行一段浮选,得到第一渣精矿和一段浮选尾矿;

c)将所述一段浮选尾矿进行二段磨矿;

d)将步骤c)得到的炉渣进行活化,将活化后的炉渣进行二段浮选。

优选的,所述步骤c)中进行二段磨矿之后还包括:

将二段磨矿后的炉渣进行浮选。

优选的,所述步骤c)中进行二段磨矿之后还包括:

将二段磨矿后的炉渣进行二次活化,将二次活化后的炉渣进行浮选。

优选的,所述一段浮选的捕收剂为乙硫氨酯与丁基黄药,起泡剂为松醇油。

优选的,所述二段浮选的捕收剂为丁基黄药,起泡剂为松醇油。

优选的,所述二段浮选之前调整所述活化后的炉渣的pH值为碱性,并添加水玻璃进行分散。

优选的,所述活化的溶液为第一溶液、第二溶液或第三溶液;所述第一溶液为硫酸、氢氧化钠溶液与硫化钠溶液,所述第二溶液为氨水与硫化钠溶液,所述第三溶液为铵盐与硫化钠溶液。

优选的,每吨步骤c)得到的炉渣中添加的所述硫酸、氢氧化钠与硫化钠的质量比为(50kg~80kg):(20kg~30kg):(100g~300g);所述硫酸的浓度为98wt%。

优选的,每吨步骤c)得到的炉渣中添加的所述氨水与硫化钠的质量比为(20kg~80kg):(200g~800g),所述氨水的浓度为28wt%。

优选的,每吨步骤c)得到的炉渣中添加的所述铵盐与硫化钠的质量比为(50kg~80kg):(500g~1000g)。

本发明提供了一种选矿提铜工艺,在处理铜炉渣的过程中,流程包括:一段磨矿-一段浮选-二段磨矿-活化-二段浮选的过程;一段磨矿将粗粒嵌布的矿物优先达到单体解离状态,在一段磨矿后进行一段浮选,将一段磨矿后达到单体解离且可浮性强的氧化铜矿物、自然铜、硫化铜矿物在粗粒状态下提前选出,防止在二段磨矿过程中出现“过磨”现象,随后的二段磨矿将一段磨矿后没有单体解离的细粒嵌布的铜矿物进行研磨使之充分达到单体解离状态;二段磨矿后的活化使难选的铜矿物充分得到活化;最后的二段浮选在细粒状态下全面回收各类铜矿物,从而完成炉渣中铜的提取,本发明通过多次、分阶段的提取冶炼炉渣中的铜,使炉渣中铜含量降低,并且达到弃渣标准。

具体实施方式

为了进一步理解本发明,下面结合实施例对本发明优选实施方案进行描述,但是应当理解,这些描述只是为进一步说明本发明的特征和优点,而不是对本发明权利要求的限制。

本领域技术人员熟知的,铜冶炼后的炉渣的铜品位只有小于0.6%时才能被排放,为了适应铜冶炼高杂质铜精矿、强化富氧冶炼的发展趋势,提高资源综合利用率,降低生产成本,需要开发一种处理高含铜、成分组成复杂熔炼渣的选矿工艺。

本发明实施例公开了一种选矿提铜工艺,包括以下步骤:

a)将铜炉渣进行一段磨矿;

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