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铜冶炼废镁砖尾渣浮选试验研究 ① 白成庆 (湖南水口山有色金属集团有限公司,湖南 衡阳 421513) 摘 要 某铜冶炼转炉大修拆除的废镁砖经重选回收铜、金、银、铅等有价金属后,对其尾渣进行了浮选回收有价金属的试验研究。 通过优化磨矿细度、浮选矿浆浓度、药剂制度等,获得了含铜 26.96%、含银 2 158.0 g/ t 、含金 6.80 g/ t、含铅 4.98%的铜精矿,铜、金、 银、铅回收率分别为 89.97%、82.12%、89.75%和 86.07%,各种有价金属得到了全面高效地回收,达到了综合回收的目的。 关键词 镁砖尾渣; 浮选; 铜; 磨矿细度; 矿浆浓度; 综合回收 中图分类号 TD923文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2018.03.019 文章编号 0253-6099(2018)03-0079-03 Flotation Treatment of Slag Tailings from Processing of Magnesium-bearing Copper Smelting Bricks BAI Cheng-qing (Hunan Shuikoushan Nonferrous Metals Group Co Ltd, Hengyang 421513, Hunan, China) Abstract After adopting gravity separation to recycle valuable minerals including Cu, Au, Ag and Pb from the magnesium-bearing bricks dismantled from a copper smelting converter, the residue was processed to recovery valuable metal resources by a flotation approach. After optimization of the grinding parameters, the pulp concentration and reagent scheme, a copper concentrate with Cu grade of 26.96%, and with Ag, Au and Pb content of 2 158.0 g/ t, 6.80 g/ t and 4.98%, respectively, was collected. The recoveries for Cu, Au, Ag and Pb attained 89.97%, 82.12%, 89.75%, 86.07%, respectively. All these valuable metals were reclaimed effectively, thus the goal for comprehensive recovery was actualized. Key words magnesium-bearing brick slag; flotation; copper; grinding fineness; pulp density; comprehensive recovery 金、银作为铜矿砂的伴生物在铜冶炼过程中逐 渐富集,最后在铜电解精炼过程中富集于阳极泥中, 大多数冶炼厂生产的金、银采用经典的火法工艺从 阳极泥中经脱铜处理后送入内衬镁砖的转炉中进行 熔炼得到贵铅,贵铅在同一转炉中进行氧化吹炼得 到含金、银的合金板,由于贵铅和合金密度较大,在 熔炼过程中有少量熔融的金属液体渗入转炉内衬镁 砖缝隙和衬砖中,每次炉子大修就会有一大批废镁 砖。 该废镁砖中还含有铜、金、银、铅等有价金属,可通 过选矿方法予以综合回收,具有较大的经济效益和社 会效益[1-3]。 1 尾渣性质 一般在铜冶炼过程中部分铜、金、银、铅以化合物 或金属状态浸蚀到镁砖及其裂隙中,通常大修拆除的 废镁砖经过破碎、磨矿、重选后的尾渣因含镁高不宜配 入冶炼系统再回收其中的铜、金、银、铅等有价金 属[4-5]。 某铜冶炼转炉拆除的废镁砖重选后尾渣,经 取样化验分析结果见表 1。 由表 1 可见,该尾渣中的 主要有价金属为铜、金、银、铅。 表 1 废镁砖尾渣化学多元素分析结果(质量分数) / % CuPbZnAu1)Ag1)SFeMgO 4.200.81<0.101.3350.00.936.1541.12 1) 单位为 g/ t。 该尾渣矿物组成相对简单,各有用矿物铜、金、银、 铅均以化合物或金属状态浸蚀于镁砖中,铜矿物主要 以硫化铜、金属铜和氧化铜形态存在,该尾渣-74 μm 粒级含量约 40%,水溶矿浆 pH 值 8.5。 ①收稿日期 2017-12-05 作者简介 白成庆(1983-),男,山东菏泽人,工程师,硕士,主要从事有色金属选矿技术研究工作。 第 38 卷第 3 期 2018 年 06 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.38 №3 June 2018 万方数据 2 试验及结果 2.1 试验流程 根据尾渣性质,以回收铜、银为主并附带回收金、 铅,故拟采用混合浮选流程,原则流程见图 1。 原矿 磨矿 药剂单位g/t -74 μm占85 粗 选 扫选 1 松醇油 40 20 40 尾矿 粗精矿 中矿1 中矿2 Na2S 1000 Na2S 5 min 5 min 4 min 扫选 2 丁基黄药 丁铵黑药 松醇油 20 10 10 丁基黄药 丁铵黑药 松醇油 20 10 10 丁基黄药 丁铵黑药 300 图 1 试验原则流程 2.2 探索试验 确定浮选铜矿物,富集金、银、铅于铜精矿中。 按 图 1 所示流程进行了一次粗选、二次扫选的探索试验, 结果见表 2。 表 2 探索试验结果 产品 名称 产率 / % 品位/ %回收率/ % CuAu1)Ag1)CuAuAg 粗精矿15.429.833.60852.036.0942.6037.98 中矿 111.535.161.80508.014.1715.9616.73 中矿 27.183.421.10330.05.856.086.77 尾矿65.871.900.70205.043.8935.3738.52 原矿100.004.201.30350.0100.00100.00100.00 1) 单位为 g/ t。 从表 2 可以看出,铜、金、银回收率在 55% ~65% 之间且富集比较低。 试验过程中发现,粗选矿浆类似 浆糊状,产出的尾矿有类似絮状、胶状沉淀,说明粗选 矿浆浓度需进一步降低。 2.3 矿浆浓度试验 在探索试验基础上进行了粗选矿浆浓度条件试验, 结果见表 3。 从表 3 可以看出,矿浆浓度在 8%左右时, 铜、金、银回收率较高,所以选定粗选矿浆浓度为 8%。 2.4 尾矿粒级分析 矿浆浓度 8%的浮选尾矿含铜 0.94%、金 0.45 g/ t、 银 71.5 g/ t。 为了解各金属在各粒级中的分布情况, 表 3 粗选矿浆浓度试验结果 矿浆浓度 / % 精矿产率 / % 品位/ %回收率/ % CuAu1)Ag1)CuAuAg 1225.3812.873.461 109.377.7867.1780.06 819.9517.264.631 447.382.0070.0583.45 519.0717.974.761 496.381.5969.5180.91 1) 单位为 g/ t。 对该尾矿进行了筛分处理,结果见表 4。 从表 4 可以 看出,铜、银 60%以上分布在+74 μm 粒级,83%以上分 布在+55 μm 粒级。 因此选定磨矿细度-74 μm 粒级 占 100%、-55 μm 粒级占 90%进一步试验。 表 4 尾矿筛分结果 粒度 / μm 产率 / % 品位/ %分布率/ % CuAg1)CuAg +74 14.803.90306.061.4063.34 -74+5524.90 0.8059.021.1920.55 -55 60.300.2718.817.4116.11 合计100.000.9471.5100.00100.00 1) 单位为 g/ t。 2.5 开路试验 磨矿细度-74 μm 粒级占 100%、-55 μm 粒级占 90%,粗选矿浆浓度 8%,按照图 1 所示流程进行了开 路试验,结果见表 5。 从表 5 可以看出,铜、银回收率 达 90%,金回收率达 80%以上;中矿 2 铜、金、银品位 均较高,有必要延长浮选时间。 表 5 开路试验结果 产品 名称 产率 / % 品位/ %回收率/ % CuAu1)Ag1)CuAuAg 粗精矿9.2826.887.002 096.059.3949.9755.57 中矿 17.0516.864.801 568.028.3026.0331.58 中矿 23.863.711.60319.03.414.753.52 尾矿79.810.520.3140.99.8919.259.33 原矿100.004.201.30350.0100.00100.00100.00 1) 单位为 g/ t。 2.6 全流程闭路试验 在开路试验基础上,进行了一次粗选、三次扫选、 二次精选的闭路试验,试验结果见表 6,流程见图 2。 表 6 闭路试验结果 产品 名称 产率 / % 品位/ %回收率/ % CuAu1)Ag1)PbCuAuAgPb 铜精矿 14.0226.96 6.80 2 158.0 4.9889.9782.1289.7586.07 尾矿85.980.490.2742.00.1310.0317.8810.2513.93 原矿100.004.201.30350.00.81 100.00 100.00 100.00 100.00 1) 单位为 g/ t。 08矿 冶 工 程第 38 卷 万方数据 原矿 磨矿 药剂单位g/t -55 μm占90 粗 选 扫选 1 松醇油 40 20 40 尾矿铜精矿 精选 1 精选 2 Na2S 1000 Na2S 扫选 2 扫选 3 丁基黄药 丁铵黑药 松醇油 松醇油 松醇油 20 10 10 丁基黄药 丁铵黑药 20 10 10 丁基黄药 丁铵黑药 20 10 10 丁基黄药 丁铵黑药 500 图 2 闭路试验流程 闭路试验获得的铜精矿含铜26.96%、含银2158.0 g/ t、含金 6.80 g/ t、含铅 4.98%,铜、金、银、铅回收率分 别为 89.97%、82.12%、89.75%和 86.07%。 对铜精矿和尾矿进行了化学多元素分析,结果见 表 7。 从表7 可以看出,铜精矿含氧化镁26.13%,尾矿 含氧化镁 43.56%。 表 7 铜精矿及尾矿化学多元素分析结果(质量分数) / % 产品名称CuAu1)Ag1)PbSFe SiO2 CaOMgO 铜精矿26.966.80 2 158.0 4.98 6.188.674.301.9326.13 尾矿0.490.2742.00.13 0.165.7423.182.6943.56 1) 单位为 g/ t。 3 结 语 1) 该废镁砖重选尾渣需细磨至-55 μm 粒级占 90%,粗选矿浆浓度要求很低(约 8%),采用硫化钠分段 硫化、分段给药,以丁基黄药与丁铵黑药为混合捕收剂, 以松醇油为起泡剂,采用一次粗选三次扫选二次精选, 可使有价金属得到全面回收。 铜精矿铜品位 26.96%、 含银 2 158.0 g/ t 、含金 6.80 g/ t、含铅 4.98%,铜、金、银、 铅回收率分别为 89.97%、82.12%、89.75%和 86.07%。 2) 浮选虽然解决了有价金属的富集回收问题,但 铜精矿中氧化镁依然高达 26.13%,对冶炼生产依然有 一定影响,需进一步研究降低铜精矿中氧化镁含量的 途径。 3) 该矿物密度低,浮选浓度较低、细度较细,所以 生产上宜采用浮选柱选矿,有利于细粒级矿物的回收 和提高精矿品位及实现规模化生产。 4) 尾矿中氧化镁含量高达 43.56%,可作为加工 镁砖或镁粉的原料,还可作为提取硫酸镁、碳酸镁的原 料,并可在提取过程中综合回收尾矿中的铜、金、银,使 有价金属得到综合回收。 参考文献 [1] 朱海锋,黄红军,孙 伟,等. 电炉渣浮选的工艺改造研究与生产 实践[J]. 有色金属(选矿部分), 2014(4)64-66. 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