铜冶炼高品位转炉渣选矿试验研究.pdf
2 0 1 4 年第2 期 有色金属 选矿部分 4 l 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 4 .0 2 .0 1 0 铜冶炼高品位转炉渣选矿试验研究 苏晓亮1 ,廖广东1 ,秦庆伟1 , 2 1 .黄石大江集团有限公司,湖北黄石4 3 5 0 0 5 ;2 .武汉科技大学钢铁冶金及资源利用 教育部重点实验室,武汉4 3 0 0 8 1 摘要某铜冶炼厂采用富氧空气强化吹炼,转炉渣含铜量较高,品位约8 %,采用强化磨矿和延长浮选时间等措施对 该高品位转炉渣进行联合选矿工艺试验研究,开路试验获得合格渣精矿,尾矿含铜0 .3 4 5 %,铜回收率9 7 .8 2 %。 关键词转炉渣;高品位;联合选矿 中图分类号T I Y 9 2 3 * .7 ;T D 9 5 2文献标志码A文章编号1 6 7 1 - 9 4 9 2 2 0 1 4 0 2 - 0 0 4 1 - - 0 4 S t u d yo nC o m b i n e dM i n e r a lP r o c e s s i n gf o r 啦g hG r a d eC o p p e rC o n v e r t e rS l a g S UX i a o l i a n 9 1 ,L I A OO u a n g d o n 矿,{ ≥口、rl } { ,l 百『I l ,d 1 曩 1 .H u a n g s h iD a j m n gG r o u pC o .,L t d .,H m a n g s h iH u b e i4 1 3 5 0 0 5 ,C h i n a ; 2 .K e yL a b o r a t o r yf o rF e r r o u sM e t a l l u r g ya n dR e s o u r c e sU t i l i z a t i o no fM i n i s t r yo f E d u c a t i o n ,W u h a nU n i v e r s i t yo fS c i e n c ea n dT e c h n o l o g y ,W u h a n4 3 0 0 8 1 ,C h i n a A b s t r a c t O x y g e n - e n r i c h e da i ri s u s e dt os t r e n g t h e ni n d u s t r i a lP e i r e e - S m i t h c o n v e r t i n go p e r a t i o n s i n ac o p p e rs m e l t e r .Ah i g hp e r c e n t a g eo fC u a b o u t8 % i sc o n t a i n e di nt h ec o n v e r t e rs l a g .T h er e c o v e r yo f c o p p e rf r o m c o n v e r t e rs l a g u t i l i z i n g c o m b i n e dm i n e r a lp r o c e s s i n gh a sb e e ns t u d i e d .T h ee f f e c t i v ef a c t o r s s u c ha s i m p r o v i n gg r i n d i n gp r o c e s s e sa n de x p a n d i n gf l o t a t i o n t i m ew e r ee x a m i n e d .O p e nc i r c u i te x p e r i m e n t r e s u l t ss h o w st h a t9 7 .8 2 %o fc o p p e rw a sr e c o v e r e da n dc o p p e rt a i l i n g sc o n t m n e d0 .3 4 5 %C u . K e yw o r d s c o n v e r t e rs h g ;h i g hg r a d e ;c o m b i n e dm i n e r a lp r o c e s s i n g 铜渣的磨浮法贫化具有铜回收率高、电耗少、 技术经济指标好等优点0 - 2 ] 。某厂转炉渣选矿系统 由原有的1 0 万如的水淬渣选矿车间扩能改造而 成,目前具备年处理2 2 万t 转炉渣的选矿能力。 投产初期,由于吹炼工艺强化,转炉渣含铜品位较 高,一般原矿品位达8 %,金属铜及氧化铜的分布 率明显升高,硫化铜分布率下降,通过磨矿实现单 体解离后颗粒较粗,无法全部通过浮选过程进行回 收,试生产的尾矿含铜一般为0 .8 %左右,最高时 甚至达2 %,铜流失严重,回收率低。为进一步降 低尾矿品位和提高回收率,本文拟对高品位转炉渣 进行强化磨矿、调整工艺流程及采用重选等方法进 行选矿回收探索。 1 转炉渣的性质及物质组成 灰黑色,部分带黑绿色,结构致密,密度约4 .2 5 x 1 0 3k g ,I n 3 。渣的主要分析结果如表l ~2 和图l 一2 所 示,可以看出,铁主要以磁铁矿 F e ,0 4 和橄榄 石 2 F e O s i 0 9 存在,铜主要以硫化态存在,还 有部分以金属态和氧化态的形式存在,少部分以铁 酸铜形式存在。 表1 转炉渣铜物相组成 T a b l e1 A n a l y s i sr e s u l t so fc o p p e rp h a s eo fc o p p e r c o n v e r t e rs l a g /% 某厂所处理的转炉渣经6 0h 缓冷后,外观呈1 虿飞面菇F 面r 面r 瓦S 『_ 瓦S i 0 万21 C 万1 万1 西 戚分C uF e P b z na om 扣3M 印 基金项目中国蝗主蜃稍基金嘎黾.鲫坦唑艘蟹赴;霸钵迨垒娶窍源利用教育部重点实验室开放基金项目 F M R U 2 0 1 2 0 6 ;科技部 2 0 11 年度科技型中小企业技术刨新基金第一批立项项目 1I C 2 6 2 1 4 2 0 2 5 9 9 。 ’。。‘ 收稿日期2 0 1 3 - - 0 4 2 l修回日期2 0 1 4 - 0 1 1 6 作者简介苏晓亮 1 9 8 4 _ ,男,湖南临武人,助理工程师,主要从事选矿技术工作。 万方数据 4 2 有色金属 选矿部分2 0 1 4 年第2 期 图1明铜嵌布于铁橄榄石和磁铁矿中 F i g .1C o p p e rm e t a ld i s s e m i n a t e di nf a y a l i t ea n d m a g n e t i t e 2 转炉渣浮选试验 实际矿石浮选试验在3L 机械搅拌式浮选机中 进行,每次矿样10 0 0g ,试验用水为自来水,试 验用选矿药剂为生产现场使用药剂,浮选产品分别 烘干称重,经化验品位后计算回收率。 3 结果与讨论 3 .1 转炉渣磨矿试验 在实验室将所取转炉渣经过破碎制样后过2 m m 筛网,采用x M Q 一6 7 型锥形球磨机磨矿,单 次磨矿取样量1k g ,经过1 0 、1 5 、2 0 和2 5m i n 分别磨矿、筛分,分析筛上、筛下含铜分布情况, 相关数据如表3 所示。 表3磨矿时间对粒度及铜分布情况的影响 T a b l e3 E f f e c to fg r i n d i n gt i m eo np a r t i c l es i z ea n d 从表3 可以看出,通过4 组磨矿筛分数据,对 比渣选厂以前处理的诺兰达炉渣,在同样磨矿1 5 m i n ,诺兰达炉渣一7 4 “m 含量为8 8 .4 2 %,而转炉 渣为8 0 .2 %,对比发现转炉渣可磨性较一般炉渣更 难磨。同时发现磨矿后仍存在较多颗粒明铜,对磨 矿及后续浮选作业均有不利影响。 3 .2 主要操作参数的优化 针对高品位转炉渣,本文首先采取常规方法进 行小型浮选试验,考虑到转炉渣原矿品位较高,为 实现“早收多收”目的,浮选试验采用“阶段磨 矿、阶段选别”的工艺流程c 3 训。借鉴多年炉渣选 矿生产实践,小型浮选试验将一段磨矿细度定为 一7 4 灿m 含量7 0 %,二段磨矿细度一4 4 m 定为 7 0 %,药剂制度采用单一的丁基黄药作为捕收剂,松 醇油作为起泡剂进行浮选作业,试验取矿样1k g , 采用x F D 一3 型单槽浮选机进行浮选。通过调整药 剂制度等试验条件,获得选矿指标如表4 所示。 表4小型浮选试验的优化选矿指标 T a b l e4 O p t i m a li n d i c e so fm i n if l o t a t i o ne x p e r i m e n t /% 从表4 可以看出,尽管采用“阶段磨矿一阶段 选别”的工艺流程,因原矿品位过高,且同时原矿 富含较多金属铜颗粒,外加转炉渣中可能仍有部分 有用金属未充分实现单体解离,最终造成浮选尾矿 品位依然较高。 为进一步使矿石中部分连生体实现单体解离, 同时将金属铜颗粒经过磨矿达到足够细,使其能附 着浮选泡沫上浮进入精矿,最终实现降低尾矿品位 的目的。本文进一步延长了磨矿时间,使一段磨矿 一7 4I x m 含量达到7 5 %以上,二段磨矿细度一4 4 m 达到7 5 %~8 0 %,同时延长浮选时间,得到选矿指 标如表5 所示。 表5延长磨矿时间和浮选时间后的选矿指标 T a b l e5M i n e r a ld r e s s i n gi n d i c e so f e x p a n d i n g C ud i s t r i b u t i o n /% g r i n d i n gt i m ea n df l o t a t i o nt i m e /% 万方数据 2 0 1 4 年第2 期苏晓亮等铜冶炼高品位转炉渣选矿试验研究4 3 图2 转炉渣的背散射电子像及c u 、F e 、S 、0 、S i 元素的相对分布 F i g 2 B a c k s c a t t e r e de l e c t r o ni m a g eo ft h e s l a ga n dX - r a ym a p so ft h ez o n es h o w i n gt h er e l a t i v e d i s t r i b u t i o no fC u ,F e ,S ,0a n dS i 从表5 可以看出,延长磨矿时间后尾矿品位明 显下降,由原来的0 .8 7 %下降至0 .4 5 %,铜回收率 明显提高。但尾矿含铜0 .4 5 %的指标仍然未达到要 求的0 .3 5 %以下。经过对浮选尾矿进行一7 4 m 及 - 4 4t x m 金属含量分析,发现7 4 ~4 4t x m 的铜品位 为0 .8 5 %,金属率占尾矿中4 6 %。因此,考虑进一 步延长磨矿时间和浮选时间,有可能进一步降低尾 矿品位。试验通过将一段磨矿磨至一7 4 “m 占 8 0 %,二段磨矿一4 4 斗m 含量占8 5 %时,得到选矿 指标如表6 所示。 从表6 可以看出,进一步强化磨矿后尾矿含铜 并无明显下降,而精矿品位有所降低,对金属回收 率影响不大,故考虑浮选磨矿一段细度定为一7 4 I x m 含量为7 5 %,二段磨矿细度一4 4 斗m 含量为 万方数据 4 4 有色金属 选矿部分2 0 1 4 年第2 期 表6 进一步延长磨矿时间和浮选时间的浮选指标 T a b l e6M i n e r a ld r e s s i n gi n d i c e so ff u r t h e rt i m e 表7联合选矿试验结果 T a b l e7 E x p e r i m e n t r e s u l t so fc o m b i n e dm i n e r a l e x t e n s i o nf o rg r i n d i n ga n df lotation|%processing|% 7 5 %~8 0 %比较合适。 3 .3 重磁浮联合工艺选矿 由于采用单一浮选多次试验后最好的浮选尾矿 含铜仅为0 .4 5 %,距离尾矿含铜0 .3 5 %目标相差 0 .1 0 %,为进一步降低尾矿指标,提高金属回收率, 考虑到转炉渣的含铜物相主要是高品位冰铜和金属 铜,而金属铜由于密度大,难磨细,可浮性较差, 很难通过浮选法将其完全跟脉石矿物分离[ 5 - 7 1 。根 据其金属铜密度大,颗粒粗的特点,本文探索采用 水力分级的方法先将大部分金属铜与其它化合态铜 进行分离,然后根据矿物中含磁性铁量较多的特 点,经过磁选作业将金属铜与其它化合态铜实现分 离,而经过重选和磁选脱除金属铜的其余矿物再进 入球磨浮选系统进行选矿作业。采用重选、磁选及 浮选法联合的方法,本文在一段磨矿一7 4t i m 含量 7 5 %条件下进行了实验室联合选矿试验,具体试验 数据如表7 所示。 从表7 可以看出,经过重选、磁选及浮选联合 选矿法处理后,最终可得到两种精矿产品,而尾矿 含铜由原来的0 .4 5 %下降至0 .3 4 5 %,尾矿指标基 本符合考核要求,同时铜回收率由9 6 .5 0 %增至 9 7 .8 2 %,为采用重选、磁选及浮选联合工艺处理高 品位转炉渣奠定了基础。 4 结论 1 含有金属铜的高品位转炉渣可磨性相对差, 要获得较好的选矿效果,必须使金属铜及连生体中 的铜经过足够时间磨矿,实现其单体解离有助于获 得较好浮选指标。 2 仅通过单一磨矿浮选法,较难实现转炉渣 中金属铜的有效回收。可利用金属铜的密度及矿石 的磁性,适当采用重选、磁选及浮选的联合选矿方 法获得尾矿含铜低于0 .3 5 %,铜回收率大于9 7 %的 指标,为工业生产奠定了应用基础。 参考文献 [ 1 ] 彭容秋.铜冶金[ M 1 .长沙I 中南大学出版社,2 0 0 4 . 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