本发明涉及冶金技术领域，具体而言，涉及一种炼铜吹炼渣中铜与铅锌选择性磨浮分离的方法。
背景技术：
国内外采用熔炼-吹炼工艺炼铜时，多采用吹炼渣返回流程再熔炼，在熔炼-吹炼过程中铅锌易富集至铁橄榄石矿物，并随吹炼渣循环次数的增加累积成高铅锌含量的吹炼渣，其直接作为冷料返回炼铜流程，严重影响整个炼铜流程的冶炼效率。因此，高铅锌的炼铜转炉渣中铜矿物与铅锌矿物分离问题亟待解决。
对于铜冶炼转炉渣，含铜品位一般高于3％，冶炼渣中粗粒明铜量与渣中铜品位正相关。粗粒明铜由于硬度高、韧性好，致使其难碎难磨。针对铜冶炼转炉渣含有粗粒明铜量多的问题，现场常采用降低球磨机处理量、进一步加强细磨、加倍用药来应对。炼铜吹炼渣中主要矿物是含铁矿物，多为含铁橄榄石，少量为磁性氧化铁矿物，其中多数pb、zn、ni及少量cu易与fe及sio2反应富集于铁橄榄石矿物(me(pb,zn,ni)fesio4)中。铁橄榄石为易碎易磨物料且难以浮选回收的物料。
目前关于铜冶炼吹炼渣处理方法主要有选矿法和还原法。其中，还原法耗能较大，且以产生有害气体。关于铜冶炼吹炼渣的选矿试验研究及生产实例报导较多，但多考虑铜与铁分离为主，而忽略了转炉渣中铜与铅锌的分离。例如，专利“从炼铜转炉渣回收铜的磁浮联合选矿方法(cn102294297a)”采用磁选-浮选联合流程处理铜渣，铜回收率虽可达到96.69％，其忽略了铜与铅锌的分离问题。
技术实现要素：
本发明旨在提供一种炼铜吹炼渣中铜与铅锌选择性磨浮分离的方法，以解决现有技术中铜冶炼吹炼渣处理没有实现铜与铅锌分离的技术问题。
为了实现上述目的，根据本发明的一个方面，提供了一种炼铜吹炼渣中铜与铅锌选择性磨浮分离的方法。该方法包括以下步骤：选择性磨矿及分级分离粗颗粒铜，以及选择性浮选分离含铜矿物与含铅锌的铁硅酸矿物。
进一步地，在选择性磨矿及分级分离粗颗粒铜之前包括对原炼铜渣进行粉碎的步骤，包括：将原炼铜渣进行破碎，筛分分离粒径大于2mm的产品返回破碎或直接作为铜精矿产出，粒径小于2mm的破碎物料送入选择性磨矿及分级分离粗颗粒铜工序。
进一步地，选择性磨矿及分级分离粗颗粒铜步骤包括：将破碎物料给入球磨机进行第一次磨矿，第一次磨矿排矿以0.3mm～0.1mm进行第一次分级，第一次分级溢流进入第一细磨机进行第二次磨矿，第二次磨矿排矿以0.1～0.074mm进行第二次分级，第二次分级溢流给入第二细磨机进行第三次磨矿，第三次磨矿排矿以0.074～0.038mm进行第三次分级，第一次分级、第二次分级、第三次分级的返砂直接作为铜精矿产品。
进一步地，控制第三次分级的末端溢流的矿浆浓度为35～55％进入选择性浮选工序。
进一步地，选择性浮选工序中所采用的浮选药剂不加或欠剂量补加捕收剂，捕收剂用料以入料中含铜矿物所需的化学计量加入，或仅加入起泡剂进行含铜矿物有限浮选；铁硅酸盐抑制剂足量添加。
进一步地，起泡剂为2号油或甲基异丁基甲醇，捕收剂为浮铜捕收剂，浮铜捕收剂为乙基黄药、丁基黄药或z-200，抑制剂为水玻璃、羧甲基纤维素、碳酸钠或磷酸盐。
进一步地，选择性浮选工序以抑制铅锌浮铜的原则，依序进行粗选-多次扫选，浮选精矿合并为铜精矿，扫选尾矿为含铅锌的铁硅酸盐矿物。
进一步地，选择性磨矿以棒磨或球磨方式完成。
进一步地，分级分离粗颗粒铜采用振动筛筛分或螺旋分级机进行分级。
与现有技术相比，本发明的炼铜吹炼渣中铜与铅锌选择性磨浮分离的方法充分利用铜渣中各组分的碎磨特性和表面化学性质差异，采用多段磨矿-分级预先回收粗粒铜，细粒含铜矿物与含铅锌矿物通过抑制铁硅酸矿物浮选分离，实现了铜渣中铜与铅锌有效分离。该方法成本低，流程简单，性能稳定，尤其对高铜品位的吹炼铜渣适应性强。
附图说明
构成本申请的一部分的说明书附图用来提供对本发明的进一步理解，本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明，并不构成对本发明的不当限定。在附图中：
图1示出了根据本发明一实施方式的炼铜吹炼渣中铜与铅锌磨浮分离的工艺流程图。
具体实施方式
需要说明的是，在不冲突的情况下，本申请中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。下面将参考附图并结合实施例来详细说明本发明。
本发明的炼铜吹炼渣中铜与铅锌选择性磨浮分离的方法利用铜渣中含铅锌物料易碎易磨特性及铜矿物难碎难磨特性，提前、有效回收原炼铜渣中的粗粒明铜，通过选择性有限浮选铜分离铜与铅锌，使不同品位的原炼铜渣中有价金属元素可以经过选矿方法分离回收，显著降低冶炼成本。
根据本发明一种典型的实施方式，提供一种炼铜吹炼渣中铜与铅锌选择性磨浮分离的方法。该方法包括以下步骤：选择性磨矿及分级分离粗颗粒铜，以及选择性浮选分离含铜矿物与含铅锌的铁硅酸矿物。
与现有技术相比，本发明的炼铜吹炼渣中铜与铅锌选择性磨浮分离的方法充分利用铜渣中各组分的碎磨特性和表面化学性质差异，采用多段磨矿-分级预先回收粗粒铜，细粒含铜矿物与含铅锌矿物通过抑制铁硅酸矿物浮选分离，实现了铜渣中铜与铅锌有效分离。该方法成本低，流程简单，性能稳定，尤其对高铜品位的吹炼铜渣适应性强。
本发明的方法吹炼铜渣适用性好，从含铜品位1％～25％均可入选。
在本发明一种典型的实施方式中，在选择性磨矿及分级分离粗颗粒铜之前包括对原炼铜渣进行粉碎的步骤，包括：将原炼铜渣进行破碎，筛分分离粒径大于2mm的产品返回破碎或直接作为铜精矿产出，粒径小于2mm的破碎物料送入选择性磨矿及分级分离粗颗粒铜工序。
优选的，选择性磨矿及分级分离粗颗粒铜步骤包括：将破碎物料给入球磨机进行第一次磨矿，第一次磨矿排矿以0.3mm～0.1mm进行第一次分级，第一次分级溢流进入第一细磨机进行第二次磨矿，第二次磨矿排矿以0.1～0.074mm进行第二次分级，第二次分级溢流给入第二细磨机进行第三次磨矿，第三次磨矿排矿以0.074～0.038mm进行第三次分级，第一次分级、第二次分级、第三次分级的返砂直接作为铜精矿产品。
根据本发明一种典型的实施方式，控制第三次分级的末端溢流的矿浆浓度为35～55％进入选择性浮选工序，控制此浓度比例可以直接引入浮选作业，无需二次调浆等。
优选的，选择性浮选工序中所采用的浮选药剂不加或欠剂量补加捕收剂，捕收剂用料以入料中含铜矿物所需的化学计量加入，或仅加入起泡剂进行含铜矿物有限浮选；铁硅酸盐抑制剂足量添加，充分抑制硅酸盐矿物。
优选的，起泡剂为2号油，捕收剂为乙基黄药、丁基黄药或z-200，抑制剂为水玻璃、羧甲基纤维素、碳酸钠或磷酸盐。
根据本发明一种典型的实施方式，选择性浮选工序以抑制铅锌浮铜的原则，依序进行粗选-多次扫选，浮选精矿合并为铜精矿，扫选尾矿为含铅锌的铁硅酸盐矿物。优选的，选择性磨矿以棒磨或球磨方式完成；分级分离粗颗粒铜采用振动筛筛分或螺旋分级机进行分级。
在本发明一典型的实施例中，参照图1所示，炼铜吹炼渣中铜与铅锌选择性磨浮分离的方法依次为：(1)原炼铜渣粒度破碎，以2mm筛分分离难破碎物料与易破碎物料，难破碎物料返回破碎或直接作为铜精矿，易破碎物料进入磨矿-分级工序；(2)-2mm筛下物料给入球磨机进行第一次磨矿，第一次磨矿排矿以0.3mm或0.2mm进行第一次分级，分级溢流进入第一细磨机进行第二次磨矿；(3)第二次磨矿排矿按0.154mm或0.1mm占90％进行第二次分级，分级溢流进入第二细磨机进行第三次磨矿；(4)第三次磨矿排矿按0.074mm或0.038mm占90％进行三次分级，分级溢流进入选择性浮选阶段；(5)步骤(2)～(4)分级返砂返回上一段工序或直接作为铜精矿产出；(6)以末端分级溢流进行选择性浮选分离铜与铅锌，控制浮选矿浆浓度为35～55％；(7)溢流矿浆进入搅拌槽，以少量的乙基黄药/丁基黄药/z-200和2号油，足量的铁硅酸盐矿物抑制剂调浆，调浆后浆料进入浮选分离阶段；(8)以抑制铅锌浮铜的原则，依序进行粗选-多次扫选，浮选精矿合并为铜精矿，含铅锌的铁硅酸盐矿物主要残留在末端扫选尾矿中。
下面将结合实施例进一步说明本发明的有益效果。
实施例1
将含铜13％、含铅6.8％、含锌4.3％、含铁24％、含sio234％的湖北某炼铜吹炼渣先破碎到2mm再经粗球磨机磨矿3min后，磨矿产品先经0.2mm筛分后，筛下物再细磨3min后再以0.074mm占90％分级， 0.2mm产品与分级返砂合并得到产率为13.5％的cu、pb、zn品位分别为65％、0.4％、0.2％的难碎磨铜精矿。-0.074mm占90％分级溢流产品采用少量丁基黄药一粗一精浮选获得铜品位为24.5％的铜精矿，浮选尾矿中铅、锌回收率分别为93.4％、89.7％。
实施例2
河南某炼铜吹炼渣，铜、铅、锌、铁含量分别为20.3％、12.5％、2.8％、22.6％，该铜渣的物相分析表明，铅锌基本赋存在铁硅酸矿物中，15％铜赋存在硅酸矿物中。铜吹炼渣经破碎、二次磨矿二次分级后，以0.074mm筛子进行筛分分级，分离出35％难磨的铜物料；-0.074mm溢流产品进入浮选分离工序，以z-200、2号油、水玻璃 cmc为浮选药剂调浆浮选，获得总铜综合回收率为95％，70％以上的铅、锌、铁残留在浮选尾矿中。
实施例3
湖南某炼铜转炉渣，铜、铅、锌含量分别为3.2％、0.5％、0.4％，炼铜转炉渣中铜95％是单质铜形式存在，铜矿物按粒度均匀分布，多数集中在-0.1mm以下，铅锌主要赋存在铁橄榄石中；炼铜渣经破碎、二次磨矿二次分级后，0.1mm分级分选出产率33.5％的粗粒度cu；-0.1mm物料进入浮选以乙黄药、2号油为浮选药剂的分离工序，浮选精矿中铜品位和回收率分别23.5％和92.3％，其铅、锌品位均低于0.02％。
以上所述仅为本发明的优选实施例而已，并不用于限制本发明，对于本领域的技术人员来说，本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
1.一种炼铜吹炼渣中铜与铅锌选择性磨浮分离的方法，其特征在于，包括以下步骤：选择性磨矿及分级分离粗颗粒铜，以及选择性浮选分离含铜矿物与含铅锌的铁硅酸矿物。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在所述选择性磨矿及分级分离粗颗粒铜之前包括对原炼铜渣进行粉碎的步骤，所述对原炼铜渣进行粉碎的步骤包括：将所述原炼铜渣进行破碎，筛分分离粒径大于2mm的产品返回破碎或直接作为铜精矿产出，粒径小于2mm的破碎物料送入选择性磨矿及分级分离粗颗粒铜工序。
3.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，所述选择性磨矿及分级分离粗颗粒铜步骤包括：将所述破碎物料给入球磨机进行第一次磨矿，第一次磨矿排矿以0.3mm～0.1mm进行第一次分级，第一次分级溢流进入第一细磨机进行第二次磨矿，第二次磨矿排矿以0.1～0.074mm进行第二次分级，第二次分级溢流给入第二细磨机进行第三次磨矿，第三次磨矿排矿以0.074～0.038mm进行第三次分级，所述第一次分级、所述第二次分级、所述第三次分级的返砂直接作为铜精矿产品。
4.根据权利要求3所述的方法，其特征在于，控制所述第三次分级的末端溢流的矿浆浓度为35～55％进入选择性浮选工序。
5.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，所述选择性浮选工序中所采用的浮选药剂不加或欠剂量补加捕收剂，捕收剂用料以入料中含铜矿物所需的化学计量加入，或仅加入起泡剂进行含铜矿物有限浮选；铁硅酸盐抑制剂足量添加。
6.根据权利要求5所述的方法，其特征在于，所述起泡剂为2号油或甲基异丁基甲醇，所述捕收剂为浮铜捕收剂，所述浮铜捕收剂为乙基黄药、丁基黄药或z-200，所述抑制剂为水玻璃、羧甲基纤维素、碳酸钠或磷酸盐。
7.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，所述选择性浮选工序以抑制铅锌浮铜的原则，依序进行粗选-多次扫选，浮选精矿合并为铜精矿，扫选尾矿为含铅锌的铁硅酸盐矿物。
8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述选择性磨矿以棒磨或球磨方式完成。
9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述分级分离粗颗粒铜采用振动筛筛分或螺旋分级机进行分级。
技术总结