某铜冶炼高品位混合铜渣选矿工艺研究.pdf
2 0 1 5 年第1 期 有色金属 选矿部分 6 7 d o i 1 0 .3 9 6 9 /j .i s s n .1 6 7 1 - 9 4 9 2 .2 0 1 5 .0 1 .0 1 6 某铜冶炼高品位混合铜渣选矿工艺研究 吴健辉 紫金矿业集团股份有限公司,福建上杭3 6 4 2 0 0 摘要根据铜冶炼混合渣的性质,重点考察捕收剂种类、捕收剂用量、活化剂用量、中矿再磨等因素对渣选铜的影 响。结果表明丁基黄药作捕收剂,用量分别为粗选l1 2 0 9 t .粗选Ⅱ6 0 舭,扫选I 和扫选Ⅱ均为3 0 矾;添加硫化钠作活 化剂,添加量在粗选1 1 6 0 0 虮、扫选I3 0 0 矾的条件下,闭路试验铜精矿品位为3 3 .4 3 %,铜回收率为9 4 .9 6 %。生产实践表明 该工艺技术经济指标良好。 关键词铜冶炼渣;选矿;回收率 中图分类号.“ T D 9 2 6 .4 “ 2 ;T D 9 5 2 .1文献标志码A文章编号1 6 7 1 9 4 9 2 2 0 1 5 0 1 - 0 0 6 7 - 0 5 E x p e r i m e n t a lS t u d yo nM i n e r a lP r o c e s s i n go fS o m eC o p p e rS m e l t i n gM i x e dS l a g W 可J i a n h u i Z i j i nM i n i n gG r o u pC o .,L t d .,S h a 嘲h a n g 凡班姗3 6 4 2 0 0 ,C h i n a A b s t r a c t A c c o r d i n gt o t h en a t u r eo ft h em i x e ds l a go f c o p p e rs m e l t i n g ,t h ee f f e c t so f t h ek i n d so f c o l l e c t o r ,c o l l e c t o ra d d i t i o na m o u n t ,a c t i v a t o ra d d i t i o na m o u n ta n dm i d d l i n gr e s r i n d i n gh a v eb e e ni n v e s t i g a t e d . T h er e s u l t ss h o wt h a t ,u s i n g b u t y l x a n t h a t ea sc o l l e c t o r ,t h ea d d i t i o na m o u n t sa r e12 0g /tf o r t h ef i r s t s t a g e o fr o u g h i n g ,6 0g /tf o rt h es e c o n d s t a g e o fr o u g h i n g ,t w os t a g e sf o rs c a v e n g i n gb o t ha r e3 0g /t , r e s p e c t i v e l y ,u s i n gs o d i u ms u l f i d e a sa c t i v a t o ra d d i t i o n ,t h ea d d i t i o na m o u n t sa r e6 0 0 玑f o rt h es e c o n d s t a g e o f r o u g h i n ga n d3 0 0r o t f o rt h ef i r s t s t a g e o fs c a v e n g i n g ,t h ec o p p e rc o n t e n t so fC O Uc e n t r a t ea r e 3 3 .4 3 %,t h ec o p p e rr e c o v e r yr a t i oi s9 4 .9 6 %.Ag o o di n d i c a t o r so b t a i n e di nt h ep r o d u c t i o np r a c t i c e . K e yw o r d s c o p p e rs m e l t i n gm i x e ds l a g ;m i n e r a lp r o c e s s i n g ;r e c o v e r yr a t i o 2 0 1 3 年我国精炼铜6 8 4 万t ,火法炼铜产生大 量铜渣,每生产lt 铜将产出2 .2t 铜渣[ 1 ] ,我国 每年炼铜产出的铜渣高达约15 0 0 万t 。铜渣中存 有大量二次资源,其中铜渣中残余铜含量在O .5 % 以上,价值高∞】。 铜渣的综合利用一直是行业研究热门课题。目 前国内外仅有浮选法获得大规模工业应用,形成了 系列研究成果。针对较高品位铜渣,澳大利亚联邦 科工组织 C S I R O B r u c k a r dW .J .等[ 4 ] 对含铜 5 .1 %氧化铜渣进行先硫化后浮选回收铜的研究,在 p H l1 ,N a 2 S 用量5 0 0 8 0 0s /t ,捕收剂钾黄药用 量1 5 0 2 0 0s /t 条件下,得到了铜回收率8 0 %一8 7 % 的铜精矿;苏晓亮等[ 5 1 对湖北某含铜8 .8 4 %的转炉 铜渣采用强化磨矿、延长浮选时间等措施,获得尾 矿含铜0 .3 4 5 %、铜回收率9 7 .8 2 %良好指标。针对 铜品位较低铜渣,比如,S a r r a f iA .等[ 6 ] 研究添加 3 0g tR 4 0 7 作为捕收剂从含铜l %的铜渣中浮选 铜,经过一段浮选,可得到含铜1 2 .6 %、铜回收率 7 2 %的铜精矿;金锐等[ ,] 对云南耿马铜渣开展了浮 选回收铜的研究,在磨矿细度一7 4 汕m 占9 0 .6 %,捕 收剂K M 一1 0 9 用量1 6 2 趴、硫化钠用量3 .4k g /t 的 条件下,得到了铜品位2 0 .0 8 %、铜回收率8 6 %的 铜精矿;黄自力等Is ] 用黄铁矿还原一浮选法对湖 北某铜冶炼厂含铜1 .3 6 %的铜渣进行了回收铜的研 究,铜渣在温度13 5 0o C 、硫化剂黄铁矿配比为 5 %、还原剂煤粉与硫化剂之比为1 4 、缓冷速率 为5K /r a i n 时,获得含铜5 .8 %、铜回收率7 8 %的 铜精矿。 基金项目江西省教育厅科技计划项目 G J J l 4 4 1 3 箨薯品羿;2 吴0 健1 4 - 辉0 7 - 0 9 1 9 7 4 - ,∥器是晃京;{ 、妊1 0 高级工程师,主要从事有色金属铜锌资源选冶研究及管理工作。作著简介吴健辉,男,福建光泽人,硕士,高级工程师,主要从事有色金属铜锌资源选冶研究及管理工作。 万方数据 6 8 有色金属 选矿部分2 0 1 5 年第1 期 针对某铜冶炼厂试运行期间产生的混合铜渣铜 品位高、嵌布粒度细、成分复杂、微观形态变化等 特点,及沿用常规铜渣浮选工艺及药剂制度未能获 得理想指标,导致渣选厂尾矿含铜过高的现象,本 文系统研究了捕收剂种类及用量、活化剂添加量、 中矿再磨等因素对渣选铜的影响,为该炉渣铜工业 化生产提供参数及技改依据。 1 混合炉渣性质 试样来自某铜冶炼混合渣,成分复杂,以磁铁 矿、含铁铜硫化物、斑铜矿及辉铜矿为主,其次为 金属铜、黄铜矿、闪锌矿、磁黄铁矿、方铅矿、金 属金、银等。铜矿物主要以硫化铜矿为主,其次为 金属铜,氧化铜含量较少。辉铜矿、斑铜矿、含铁 表1 T a b l e1 铜硫化物三者常相互生长构成连晶。辉铜矿呈细长 条状、不规则形态分布在斑铜矿中;斑铜矿呈细长 条状分布在含铁硫化铜中。铜矿物颗粒有时与方铅 矿、磁铁矿、闪锌矿、磁黄铁矿构成连晶,粒度较 小的铜矿物常被铁橄榄石或铁硅酸盐包裹。铜矿物 集合体的粒度有8 7 .7 6 %大于4 5 斗m ,金属铜均匀 分布于各粒级,黄铜矿粒度较小,主要集中于 一2 0 “m 粒级,铜矿物嵌布粒度较细。试样化学多 元素分析结果见表1 。由表1 可见,试样含铜 6 .8 6 %,伴生有价金、银含量分别为1 .1 0 姚、 6 3 .0 0 趴,具有综合回收价值。 2 混合渣选铜试验研究 为有效回收铜渣中铜,本试验对细磨粒度、捕 试样化学多元素分析结果 M u l t i - e l e m e n ta n a l y s i sr e s u l to ff l a s h s m e l t i n gs l a g /% 成分 c uA u ” A g ” S i 0 2A J 扣3 C a O M s o P bZ nA sM nSF e B i 含量6 .8 61 .1 06 3 .0 02 9 .1 82 .8 91 .4 40 .5 80 .3 42 .6 7O .1 80 .0 6 82 .7 63 7 .8 8 o .0 1 1 单位为虮,下同。 收剂种类与用量、活化剂硫化钠用量以及中矿再磨 细度等条件进行研究,探索不同条件对铜浮选指标 的影响,条件试验流程如图1 所示。 位r a i n ; 中矿尾矿 图1 条件试验流程 F i g .1 T h ep r o c e s sf l o w s h e e to fc o n d i t i o n a lt e s t 2 .1 磨矿细度对炉渣选铜的影响 适宜的磨矿细度既能保证有用矿物较完全的单 体解离,又不至于造成过粉碎而恶化浮选效果,因 此,寻找适宜的磨矿细度极其重要。试验采用“一 次粗选,一次扫选”的工艺流程结构,试验流程见 图1 ,试验结果见表2 。 表2磨矿细度试验结果 T a b l e2R e s u l to fg r i n d i n gf i n e n e s s | % 由表2 可以看出,随着铜渣磨矿细磨的增大, 铜精矿回收率呈增大趋势,当铜渣细度一4 5 斗m 达 到7 5 %时,继续增加磨矿细磨,对铜精矿回收率影 响不大,目、尾矿损失较低,基于铜浮选效果及磨矿能 耗的考虑,铜渣磨矿细磨选用.4 5 肛m 占7 5 %为宜。 2 .2 捕收剂种类对炉渣选铜的影响 固定磨矿细度为.4 5 斗m 占7 5 %,选取Z 一2 0 0 、 万方数据 2 0 1 5 年第1 期吴健辉某铜冶炼高品位混合铜渣选矿工艺研究的 - _ - _ 。_ _ - ●- 。。●_ _ - - 。。- - ●_ - - _ _ _ _ _ - 。。_ ●_ _ - 。。_ _ - _ _ _ - ●_ 。。_ _ _ _ - 。_ _ _ _ 。_ _ _ - ●- _ _ _ _ - _ _ - - _ _ - ●_ _ - _ _ _ ●_ _ _ - _ 。_ - _ _ 。_ _ _ ●_ _ - ●●_ _ _ _ _ - _ - _ _ _ _ _ - _ _ _ _ _ _ - _ - _ ●_ _ _ _ l _ _ 。_ _ ●_ _ _ _ - _ _ _ _ _ 一- _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 。_ ●_ _ _ 一 丁基黄药、丁基铵黑药、B K 一3 0 1 、L P 一0 l 五种捕 收剂进行渣选铜试验,试验流程见图1 ,试验结果 见表3 。 表3 T a b l e3 捕收剂种类试验结果 R e s u l to fc d l e c t o rt y p e/% 铜精矿1 3 .6 74 1 .6 86 .1 18 2 .8 48 1 .7 2 一笺翼妻享,1 0 让.I ..%2 1 焉篙譬 原矿 1 0 0 .06 .8 81 .0 21 0 0 .01 0 0 .0 铜精矿 1 3 .8 64 2 .3 16 .5 3 8 5 .5 6 8 4 .9 3 丁基黄药篡,1 。0 0 毫享篡..钉1 2 镒;⋯.4 01 3 瑚.6 9 原矿 1 0 0 .06 .8 51 .0 71 0 0 .01 0 0 .0 铜精矿1 3 .0 1 3 9 .8 35 .9 6 7 5 .4 97 7 .6 2 丁基铵黑药鬈等毒享罴 篙等篙 原矿1 0 0 .06 .8 61 .0 01 0 0 .0I O O .0 铜精矿1 4 .0 24 0 .4 568 2 .4 8 8 2 .3 1 B K - 3 0 1 冀罢享嘉主翌篡≥等芏嘉 原矿1 0 0 .06 .8 81 .0 21 0 0 .0 1 0 0 .0 铜精矿 1 4 .o l4 2 .6 06 .7 28 6 .8 5 8 5 .8 7 L P - - O l 粗选7 0 中矿 1 2 3 04 .6 5l 0 28 .3 21 1 4 4 扫选3 5 尾矿 7 3 .6 90 .4 50 .0 44 .8 3 2 .6 9 匿芝 塑Q Q 塑璺 塑璺 从表3 可以看出,五种捕收剂对铜矿的选择性 均较好,尤其当采用丁基黄药、L P 一0 1 作为捕收剂 时,所得铜精矿品位分别达到4 2 .3 1 %、4 2 .6 0 %; 但丁基黄药廉价易得,且铜、金回收率可分别达到 8 5 .5 6 %、8 6 .8 5 %,尾矿铜、金品位可分别降低至 0 .4 7 %、0 .0 2 趴。综合考虑,铜渣浮选试验选用丁 基黄药为捕收剂。 2 .3 捕收剂用量对炉渣选铜的影响 固定磨矿细度为- 4 5 斗m 占7 5 %,试验采用丁 基黄药作为捕收剂,考察丁基黄药用量对选铜指标 的影响,试验流程见图1 ,试验结果见表4 。 从表4 可以看出,随着浮选丁基黄药用量的增 加,铜回收率逐渐增加;当粗选作业丁基黄药用量 为1 2 0g /t 、扫选作业丁基黄药用量为6 0 趴时, 精矿铜回收率达到8 7 .0 4 %,继续提高丁基黄药的 用量,脉石矿物进入精矿,致使精矿铜品位下降。因 此选用丁基黄药用量为粗选1 2 0g /t ,扫选6 0 趴。 2 .4 硫化钠用量对炉渣选铜的影响 试样物相分析结果表明铜冶炼渣中含有金属 铜、氧化铜,为了提高铜回收率,降低尾矿品位, 试验研究了硫化钠用量对浮选过程活化性能的影 表4丁基黄药用量试验结果 T a b l e4 R e s u l to fb u t y l x a n t h a t ed o s a g e | % 响。固定磨矿细度- 4 5 斗m 占7 5 %,捕收剂丁基黄 药粗选用量1 2 0g /t ,扫选用量6 0 酢,扫选硫化钠 用量为变量,试验流程见图1 ,试验结果见表5 。 表5硫化钠用量试验结果 T a b l e5R e s u l to fs o d i u ms u l f i d ed o s a g e/% 由表5 可以看出,中矿铜回收率随着活化剂硫 化钠添加量的增大而提高,尾矿铜品位随硫化钠添 加量的增大而降低;当硫化钠用量扫选为6 0 0g /t 时,尾矿品位为0 .4 1 %,铜金属损失率仅为4 .3 2 %, 继续提高硫化钠添加量。工艺指标无明显提高。因 此硫化钠添加量以扫选6 0 0g /t 为宜。 2 .5 中矿再磨、不再磨对炉渣选铜的影响 试验进行了中矿再磨与不再磨对比试验。当中 矿再磨,增加磨矿细度铜的浮选指标无明显增加; 万方数据 7 0 有色金属 选矿部分2 0 1 5 年第1 期 相比于中矿再磨流程,采用中矿不再磨流程, 项选矿指标接近的前提下,可简化工艺流程, 生产成本低,因此试验采用中矿不再磨流程。 2 .6 渣选铜闭路试验 在各起回收,有价金属得到较好的综合回收。 降低 3工业应用 在条件试验及开路试验的基础上进行了闭路试 验,药剂制度及工艺流程如图2 所示,试验结果见 磨矿0 磨矿细度- 4 5 岫7 5 % 3 I 丁基黄药1 2 0 1 I 松醇油2 0 粗选II 铜精矿1 型 3 精选fI 3 。一3 尸 1 铜精矿2 尾矿 图2 闭路试验工艺流程 3 .1 工艺流程优化实践 该铜冶炼渣原设计采用阶段磨矿、阶段选别、 铜半优先浮选、中矿再磨再选的原则流程,对混合 渣进行再次选矿,回收混合渣中的有用成分。设计 指标为原矿铜品位2 .4 4 %,铜精矿铜品位2 6 %,铜 回收率8 7 %,尾渣含铜0 .3 5 %。以实验室研究结果 为指导,对原设计工艺流程不断进行改造,并优化 其工艺参数,流程结构为“两次粗选、两次精选、 两次扫选、扫选中矿和精选I 中矿集中返回至混合 渣原矿处共同进入球磨机,取消中矿单独再磨再 选”,优化流程改造后选矿生产指标见表7 。由表7 可知,改造优化后的工艺流程适应性强,低品位铜 冶炼渣同样能取得较好的指标。 表7 T a b l e7 近几年生产指标情况 P r o d u c t i o ni n d e x /% 3 .2 经济效益测算 1 优化后的选矿工艺流程,能够满足生产的 要求,铜尾矿指标降到0 .2 6 %,比设计值0 .3 5 %还 低0 .0 9 %,按年处理炉渣5 0 万t 测算,可多回收金 属铜约4 0 7t ,年创造经济效益20 0 0 多万元。 F i g .2 T h ep r o c e s sf l o w s h e e to fc l o s e d c i r c u i tt e s t 2 取消中矿单独再磨再选后,年可节约电费 表6闭路试验结果 2 0 0 多万元。 T a b l e6R e s u l to fc l o s e d - c i r c u i tt e s t ,%4结论 中矿不再磨闭路试验得到铜精矿1 品位为 4 2 .7 3 %、回收率为8 6 .6 9 %,铜精矿2 品位为 1 0 .1 9 %、回收率为8 .2 8 %,即两精矿合并产率为 1 9 .5 2 %,铜品位为3 3 .4 3 %,回收率为9 4 .9 6 %。其 中金品位为5 .0 0 加,回收率为9 5 .2 8 %,银品位为 3 0 0 .2 0g /t ,回收率为9 2 .7 4 %,金、银与铜精矿一 1 铜冶炼混合渣性质较复杂,以磁铁矿、含 铁铜硫化物、斑铜矿以及辉铜矿为主,脉石矿物主 要是铁橄榄石、石英砂。铜品位较高,达6 .8 6 %, 伴生有价金、银含量分别为1 .1 0 、6 3 .0 0 鼽。炉渣 中铜矿物嵌布粒度较细,铜矿物集合体嵌布粒度 4 5 斗m 占8 7 .7 6 %。 2 冶炼混合渣最佳选铜的工艺条件为丁基 黄药为捕收剂,用量为粗选I1 2 0g /t ,粗选Ⅱ6 0 趴,扫选I 和扫选Ⅱ均为3 0s /t ;添加硫化钠作为 活化剂,添加量以粗选1 1 6 0 0g /t ,扫选I3 0 0g /t 。 3 试验结果指导现场工艺流程改造和优化取 万方数据 2 0 1 5 年第1 期吴健辉某铜冶炼高品位混合铜渣选矿工艺研究7 1 得良好效果。相对于中矿再磨,采用中矿不单独再 磨流程在各项选矿指标接近的前提下,可简化工艺 流程,降低生产成本,优化后铜尾矿指标降到 0 .2 6 %,比设计值0 .3 5 %降低0 .0 9 %。 参考文献 [ 1 ] 江锋,黄红军,孙伟,等,不同含铜炉渣选矿对比试 验研究[ J ] .有色金属 选矿部分 ,2 0 1 3 6 6 0 - 6 3 . 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