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某铜冶炼渣选矿工艺优化试验研究 ① 徐其红，鲁 军，孙忠梅，何小民 （紫金矿业集团股份有限公司，福建 上杭 ３６４２００） 摘 要 在现场工艺流程试验的基础上，对某铜冶炼渣选矿工艺流程和条件进行了优化试验。 在粗磨细度－０．０４５ ｍｍ 粒级占 ７５％、 丁基黄药为捕收剂、Ｎａ２Ｓ 为活化剂、中矿不再磨条件下，闭路流程试验获得的铜精矿品位为 ３４．４７％，回收率为 ９２．６１％。 相比于现 场工艺流程，可简化工艺流程，降低生产成本，提高浮选指标，增加总效益。 关键词 铜冶炼渣； 丁基黄药； Ｎａ２Ｓ； 中矿不再磨 中图分类号 ＴＤ９２３文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１４．０５．０１８ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１４）０５－００７０－０４ Ｏｐｔｉｍｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ Ｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ Ｐｒｏｃｅｓｓ ｆｏｒ Ｓｏｍｅ Ｃｏｐｐｅｒ Ｓｍｅｌｔｉｎｇ Ｓｌａｇ ＸＵ Ｑｉ⁃ｈｏｎｇ， ＬＵ Ｊｕｎ，ＳＵＮ Ｚｈｏｎｇ⁃ｍｅｉ， ＨＥ Ｘｉａｏ⁃ｍｉｎ （Ｚｉｊｉｎ Ｍｉｎｉｎｇ Ｇｒｏｕｐ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｓｈａｎｇｈａｎｇ ３６４２００， Ｆｕｊｉａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｔｈｅ ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ａｎｄ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｆｏｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｎｇ ａ ｃｏｐｐｅｒ ｓｍｅｌｔｉｎｇ ｓｌａｇ ｗｅｒｅ ｏｐｔｉｍｉｚｅｄ． Ａｔ ａ ｐｒｉｍａｒｙ ｇｒｉｎｄｉｎｇ ｆｉｎｅｎｅｓｓ ｏｆ －０．０４５ ｍｍ ７５％， ｗｉｔｈ ｂｕｔｙｌ ｘａｎｔｈａｔｅ ａｓ ｔｈｅ ｃｏｌｌｅｃｔｏｒ ａｎｄ Ｎａ２Ｓ ａｓ ｔｈｅ ａｃｔｉｖａｔｏｒ， ａ ｃｌｏｓｅｄ⁃ｃｉｒｃｕｉｔ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｗｉｔｈｏｕｔ ｔｈｅ ｒｅｇｒｉｎｄｉｎｇ ｏｆ ｍｉｄｄｌｉｎｇｓ ｙｉｅｌｄｅｄ ａ ｃｏｐｐｅｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ａｐｐｒｏａｃｈｉｎｇ ３４．４７％ Ｃｕ ｇｒａｄｅ ａｔ ９２．６１％ ｒｅｃｏｖｅｒｙ． Ｃｏｍｐａｒｅｄ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｐｒｅｖｉｏｕｓ ｏｎ⁃ｓｉｔｅ ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ｔｅｃｈｎｉｑｕｅ， ｉｔ ｉｓ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｚｅｄ ｗｉｔｈ ａ ｓｉｍｐｌｉｆｉｅｄ ｏｐｅｒａｔｉｏｎ， ｒｅｄｕｃｅｄ ｃｏｓｔ， ｉｍｐｒｏｖｅｄ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｅｆｆｅｃｔ， ａｓ ｗｅｌｌ ａｓ ｉｎｃｒｅａｓｅｄ ｅｃｏｎｏｍｉｃ ｒｅｔｕｒｎｓ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｃｏｐｐｅｒ ｓｍｅｌｔｉｎｇ ｓｌａｇ； ｂｕｔｙｌ ｘａｎｔｈａｔｅ； Ｎａ２Ｓ； ｎｏ ｍｉｄｄｌｉｎｇ ｒｅｇｒｉｎｄｉｎｇ 铜在现代国民经济发展中发挥着不可替代的作 用，例如它在建筑、电子电气、通讯、制造、医学、军事、 化工业、轻工业、农业等各个领域都被广泛的使用［１］。 我国铜渣数量大，每年产出 ４００～５００ 万吨。 至今累计 达 ５ ０００ 多万吨，其中含有 ５０ 多万吨铜及相当数量的 贵金属和稀有金属，因此采用工艺简单及有效的方法 回收铜渣中的有用元素显得尤为重要［２－４］。 目前世界 上对铜渣的处理大部分采用炭热法、烟化法、电炉贫化 法以及浮选法等。 近年来，还常用湿法处理含铜炉渣。 然而就回收铜冶炼渣的经济效果而言，最有前途的还 是浮选法［５－７］。 本文就某 ２０ 万吨／ 年铜冶炼项目开展 冶炼渣选矿试验研究，目的是优化铜冶炼渣选厂设计 工艺流程，为现场技术改造提供各项工艺技术操作参 数，以更好的指导生产。 １ 铜渣性质 某铜冶炼渣化学多元素分析结果及物相分析结果 分别见表 １ 和表 ２。 表 １ 原矿化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ ＣｕＡｕ１）Ａｇ１）ＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ＣａＯＭｇＯ ３．３８１．００６３．２０２８．３０２．９３１．４００．５６ ＰｂＺｎＡｓＭｎＳＦｅＢｉ ０．３８２．７１０．２００．０７２２．７２３７．９０＜０．０１ １） 单位为 ｇ／ ｔ。 表 ２ 原矿样铜物相分析结果 物相铜含量／ ％分布率／ ％ 硫化铜２．８７８３．３３ 金属铜０．４８１３．９４ 氧化铜０．０２４０．７０ 其他０．０７２．０３ 总铜３．４４１００．００ 该铜冶炼渣样品铜品位达 ３．３８％，Ａｕ、Ａｇ 含量分 ①收稿日期 ２０１４－０４－１２ 作者简介 徐其红（１９８５－），女，江西南昌人，工程师，硕士，主要从事矿物加工利用研究工作。 第 ３４ 卷第 ５ 期 ２０１４ 年 １０ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３４ №５ Ｏｃｔｏｂｅｒ ２０１４ 别为 １．００ ｇ／ ｔ 和 ６３．２０ ｇ／ ｔ；主要脉石是含 Ｆｅ２Ｏ３及含 ＳｉＯ２的矿物，主要是铁橄榄石、玻璃。 铜矿主要以硫 化铜矿为主，氧化铜含量较少。 原矿中金属矿物较复 杂，以磁铁矿、含铁铜硫化物、斑铜矿以及辉铜矿为主， 其次为金属铜、黄铜矿、闪锌矿、磁黄铁矿、方铅矿、金 属银等。 金属铜主要以不规则单体形式分布，少数呈 脉状交代其它铜矿物或穿插在脉石中。 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。 ２ 铜渣选矿试验 ２．１ 现场工艺验证试验 试验按照现场工艺流程进行了验证试验，试验流 程如图 １，试验结果见表 ３。 其中精矿 １ 和精矿 ２ 合并 的铜品位为 ３３．１６％，回收率为 ８９．９６％。 图 １ 现场工艺流程 表 ３ 现场工艺验证试验结果 产品名称产率／ ％铜品位／ ％铜回收率／ ％ 精矿 １６．１２４１．８７８０．４６ 精矿 ２２．５２１２．００９．５０ 尾矿９１．３６０．３５１０．０４ 合计１００．００３．１８１００．００ ２．２ 工艺优化试验 为提高铜渣中铜回收率，降低尾矿中铜损失，在现 场工艺流程的基础上进行工艺优化试验。 ２．２．１ 捕收剂种类及用量试验 采用了 ５ 种捕收剂 Ｚ－２００、丁基黄药、丁铵黑药、ＢＫ－３０１ 和 ＬＰ－０１ 进行 筛选试验，试验条件及流程如图 ２，试验结果见表 ４。 图 ２ 粗选捕收剂种类及用量试验流程 表 ４ 粗选捕收剂种类试验结果 捕收剂 种类 用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＡｕＣｕＡｕ Ｚ－２００ 粗选７０ 扫选Ⅰ３５ 扫选Ⅱ１４ 精矿８．１３５．６０６．００８６．２４８６．２３ 中矿 １２．４０６．１０１．００４．３８４．２６ 中矿 ２２．１６３．２００．４６２．０７１．７６ 尾矿８７．３４０．２８０．０５７．３１７．７５ 原矿１００．００３．３４０．５６１００．００ １００．００ 丁基黄药 粗选１２０ 扫选Ⅰ６０ 扫选Ⅱ４０ 精矿８．３６３６．２０６．５３８７．９７９３．１５ 中矿 １２．５０５．４０１．１６３．９２４．９５ 中矿 ２２．０２２．６００．１２１．５３０．４１ 尾矿８７．１２０．２６０．０１６．５８１．４９ 原矿１００．００３．４４０．５９１００．００ １００．００ 丁铵黑药 粗选１００ 扫选Ⅰ５０ 扫选Ⅱ３０ 精矿８．２０３４．８０５．９６８７．５３８５．３８ 中矿 １２．５０５．８８１．９６４．５１８．５６ 中矿 ２２．０８２．０００．４１１．２８１．４９ 尾矿８７．２２０．２５０．０３６．６９４．５７ 原矿１００．００３．２６０．５７１００．００ １００．００ ＢＫ－３０１ 粗选７０ 扫选Ⅰ３５ 扫选Ⅱ１４ 精矿８．４０３４．６０６．００８６．６０８４．９５ 中矿 １２．２０６．３８１．５４４．１８５．７１ 中矿 ２１．９６３．３０１．４９１．９３４．９２ 尾矿８７．４４０．２８０．０３７．２９４．４２ 原矿１００．００３．３６０．５９１００．００ １００．００ ＬＰ－０１ 粗选７０ 扫选Ⅰ３５ 扫选Ⅱ１４ 精矿８．００３７．１２６．２４８７．１９８１．４４ 中矿 １２．４０５．８２１．００４．１０３．９２ 中矿 ２２．１２２．０２０．５２１．２６１．８０ 尾矿８７．４８０．２９０．０９７．４５１２．８４ 原矿１００．００３．４１０．６１１００．００ １００．００ 从表 ４ 可以看出，５ 种捕收剂对铜矿的选择性都 较好，铜粗精矿品位都较高，但以丁基黄药的捕收力最 强，铜、金的回收率都较高，故选用丁基黄药替代 Ｚ－２００为捕收剂。 丁基黄药用量试验结果见表 ５。 从表 ５ 可知，随 着丁基黄药用量增加，回收率逐渐增加，当粗选Ⅰ用量 ３６ ｇ／ ｔ，粗选Ⅱ用量 ５４ ｇ／ ｔ，扫选用量分别为 ３６ ｇ／ ｔ 和 ２０ ｇ／ ｔ 时，精矿回收率达最高后不再增加。 因此最终 选定丁基黄药用量为粗选Ⅰ ３６ ｇ／ ｔ，粗选Ⅱ ５４ ｇ／ ｔ， 扫选用量分别为 ３６ ｇ／ ｔ 和 ２０ ｇ／ ｔ，此时精矿品位为 ３８􀆱 ００％，回收率为 ８７．９５％，尾矿品位降至 ０．２７％。 １７第 ５ 期徐其红等 某铜冶炼渣选矿工艺优化试验研究 表 ５ 丁基黄药用量试验结果 丁基黄药用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 铜品位 ／ ％ 铜回收率 ／ ％ 粗选Ⅰ２８ 粗选Ⅱ４２ 扫选Ⅰ２８ 扫选Ⅱ１２ 精矿７．３４３８．４２８５．８６ 中矿 １２．９２５．１０４．５３ 中矿 ２２．４０２．６０１．９０ 尾矿８７．３４０．２９７．７１ 原矿１００．００３．２８１００．００ 粗选Ⅰ３２ 粗选Ⅱ４８ 扫选Ⅰ３２ 扫选Ⅱ１６ 精矿７．６０３７．００８５．９３ 中矿 １２．８０５．３０４．５３ 中矿 ２２．３６２．５０１．８０ 尾矿８７．２４０．２９７．７３ 原矿１００．００３．２７１００．００ 粗选Ⅰ３６ 粗选Ⅱ５４ 扫选Ⅰ３６ 扫选Ⅱ２０ 精矿７．８８３８．００８７．９５ 中矿 １２．５４４．９８３．７２ 中矿 ２２．０２２．３４１．３９ 尾矿８７．５６０．２７６．９４ 原矿１００．００３．４０１００．００ 粗选Ⅰ４０ 粗选Ⅱ６０ 扫选Ⅰ４０ 扫选Ⅱ２４ 精矿８．１２３７．１０８７．９２ 中矿 １２．４８５．００３．６２ 中矿 ２２．１０２．５８１．５８ 尾矿８７．３００．２７６．８８ 原矿１００．００３．４３１００．００ ２．２．２ Ｎａ２Ｓ 用量试验 物相分析结果表明铜冶炼渣 中含有金属铜、氧化铜，为了降低尾矿品位，使用硫化 钠进行活化［８］。 进行了两粗两扫试验，两粗选精矿合 并为精矿，两扫选中矿合并为中矿，其中丁基黄药用量 为粗选Ⅰ ３６ ｇ／ ｔ，粗选Ⅱ ５４ ｇ／ ｔ，扫选分别为 ３６ ｇ／ ｔ 和 ２０ ｇ／ ｔ，试验结果见表 ６。 表 ６ Ｎａ２Ｓ 用量试验试验结果 Ｎａ２Ｓ 用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 铜品位 ／ ％ 铜回收率 ／ ％ 扫选Ⅰ０ 扫选Ⅱ０ 精矿１０．６４２８．９０８９．２０ 中矿４．９０２．６０３．７０ 尾矿８４．４６０．２９７．１１ 原矿１００．００３．４５１００．００ 扫选Ⅰ３２０ 扫选Ⅱ１６０ 精矿１０．９４３０．７８８９．９４ 中矿６．３４２．５５４．３２ 尾矿８２．７２０．２６５．７４ 原矿１００．００３．７４１００．００ 扫选Ⅰ４００ 扫选Ⅱ２００ 精矿１０．１２３３．５４８９．５９ 中矿６．９６２．５７４．７２ 尾矿８２．９２０．２６５．６９ 原矿１００．００３．７９１００．００ 扫选Ⅰ４８０ 扫选Ⅱ２４０ 精矿１０．３３２．４１８９．７５ 中矿６．４０２．７０４．６５ 尾矿８３．３００．２５５．６０ 原矿１００．００３．７２１００．００ 扫选Ⅰ５６０ 扫选Ⅱ２８０ 精矿９．７６３５．４３９０．０８ 中矿６．４６２．５２４．２４ 尾矿８３．７８０．２６５．６７ 原矿１００．００３．８４１００．００ 注化验存在系统误差，总体化验品位偏高。 由试验结果可知，随着活化剂硫化钠用量增至扫 选Ⅰ为 ４８０ ｇ／ ｔ，扫选Ⅱ为 ２４０ ｇ／ ｔ 时，尾矿品位、损失 率降至最低，尾矿品位为 ０．２５％，损失率为 ５．６０％。 因 此试验选此用量为最佳用量。 ２．２．３ 磨矿细度试验 按照以上优化条件，进行了粗 磨细度条件试验，进行了两粗两扫试验，两粗选精矿合 并为精矿，两扫选中矿合并为中矿，结果见表 ７。 由结 果可见，随着磨矿细度增至－０．０４５ ｍｍ 粒级占 ７５％时， 尾矿品位、损失率逐渐降低。 因此，磨矿细度选－０．０４５ ｍｍ 粒级占 ７５％。 表 ７ 粗选磨矿细度试验结果 －０．０４５ ｍｍ 粒级 含量／ ％ 产品 名称 产率 ／ ％ Ｃｕ 品位 ／ ％ Ｃｕ 回收率 ／ ％ 精矿１０．２０２８．０５８８．８２ ６５ 中矿６．８０２．００４．２２ 尾矿８３．０００．２７６．９６ 原矿１００．００３．２２１００．００ 精矿１０．３２２９．５０８９．３３ ７０ 中矿６．９０２．１５４．３５ 尾矿８２．７８０．２６６．３２ 原矿１００．００３．４１１００．００ 精矿１０．３６３０．１２９０．２６ ７５ 中矿６．８２１．９０３．７５ 尾矿８２．８２０．２５５．９９ 原矿１００．００３．４６１００．００ 精矿１０．７６２７．８０８９．８２ ８０ 中矿５．９２２．２１３．９３ 尾矿８３．３２０．２５６．２５ 原矿１００．００３．３３１００．００ ２．２．４ 中矿再磨、不再磨闭路试验 在开路条件试验 的基础上进行了中矿再磨与不再磨闭路对比试验，中 矿不再磨闭路试验流程见图 ３，中矿再磨流程中矿返 回如图 １，闭路试验结果见表 ８。 图 ３ 中矿不再磨闭路试验流程 ２７矿 冶 工 程第 ３４ 卷 表 ８ 闭路流程试验结果 流程 产品 名称 产率 ／ ％ 铜品位 ／ ％ 铜回收率 ／ ％ 精矿 １６．０１４１．３８７８．２０ 中矿再磨 精矿 ２２．６３１７．７２１４．６２ 尾矿９１．３６０．２５７．１８ 合计１００．００３．１８１００．００ 精矿 １６．２４４３．０９８０．８１ 中矿不再磨 精矿 ２２．７０１４．５４１１．８０ 尾矿９１．０６０．２７７．３９ 合计１００．００３．３３１００．００ 从试验结果可知相比于中矿再磨流程，采用中矿 不再磨流程，在各项选矿指标接近的前提下，可简化工 艺流程，降低生产成本低。 ３ 初步经济分析 １） 中矿再磨成本。 再磨机、分级给料泵、浮选柱 等总功率约 ７００ ｋＷ／ ｈ，钢球消耗量为 １．００ ｋｇ／ ｔ，按 ５ 元／ ｋｇ 计，进入磨机矿量以 ３７ ｔ 计，产率以 ４４％计，电 费以 １．００ 元／ 度计，每吨原矿节约再磨成本为 ７００ ｋＷ／ ｈ８０％３７ ｔ４４％１．００元／ （ｋＷｈ）＋ １．００ ｋｇ／ ｔ４４％５ 元／ ｋｇ＝８．８６ 元／ ｔ。 ２） 药剂成本。 按照初步设计书捕收剂 Ｚ－２００ 用 量为 １３０ ｇ／ ｔ，Ｚ－２００以 １８ ０００ 元／ ｔ 计，则 Ｚ－２００ 药剂 成本为 １．３１０ －４ ｔ／ ｔ１８ ０００ 元／ ｔ＝２．３４ 元／ ｔ； 优化试验捕收剂丁基黄药用量为 １４６ ｇ／ ｔ，丁基黄 药以 １０ ０００ 元／ ｔ 计，则丁基黄药药剂成本为 １．４６１０ －４ ｔ／ ｔ１０ ０００ 元／ ｔ＝１．４６ 元／ ｔ 改用丁基黄药后，捕收剂药剂成本节约（２．３４ 元／ ｔ －１．４６ 元／ ｔ＝）０．８８ 元／ ｔ。 优化试验硫化钠药剂用量为 ７２０ ｇ／ ｔ，硫化钠以 ２ ０００元／ ｔ 计，则硫化钠药剂成本为 ７．２０１０ －４ ｔ／ ｔ２ ０００元／ ｔ＝１．４４ 元／ ｔ 添加硫化钠后产率增加量以 ０．５％计，铜精矿价格 以 １０ ０００ 元／ ｔ 计，则每吨矿增加的效益额为 ０．５％１０ ０００元／ ｔ －１．４４ 元／ ｔ ＝４８．５６ 元／ ｔ ３） 总效益增加额。 每吨矿增加总效益额为 ８．８６ 元／ ｔ ＋０．８８ 元／ ｔ ＋４８．５６ 元／ ｔ ＝５８．３０ 元／ ｔ 年增加效益额为 ５８．３０ 元／ ｔ２０１０４ｔ７５％＝８７４．５０１０４元 其中该厂产渣量约为 ２０１０４ｔ７５％＝１５１０４ｔ。 ４ 结 论 １） 铜冶炼渣中主要回收的元素是铜， Ａｕ、Ａｇ 含 量达到综合回收的要求，可富集在铜精矿产品中回收， 主要脉石是含 Ｆｅ２Ｏ３及含 ＳｉＯ２的矿物。 原矿中金属 矿物较复杂，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、玻璃。 铜矿主要 由硫化铜矿为主，占总铜的 ８３．３３％，其中金属铜占总 铜 １３．９４％，氧化铜含量较少，为 ０．７０％。 ２） 经过条件优化，粗磨细度可降低至－０．０４５ ｍｍ 粒级占 ７５％，捕收剂可采用丁基黄药取代 Ｚ－２００，活化 剂硫化钠可有效降低尾矿品位，提高铜回收率。 相比 于现场采用的中矿再磨流程，采用中矿不再磨流程，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。 优化条件下中矿不再磨闭路流程试验得到最 终铜精矿产率为 ８．９４％、铜品位为 ３４．４７％、回收率为 ９２．６１％。 ３） 相比于现场工艺流程，优化工艺可简化工艺流 程，降低生产成本，提高浮选指标，可增加总效益额 ８７４．５０１０４元。 参考文献 ［１］ 刘小舟． 我国重要有色金属资源铜矿的现状及展望［Ｊ］． 西北 地质，２００７，４０（１） ８３－８７． ［２］ 刘大星，蒋开喜，王成彦． 铜湿法冶金技术的国内外现状及发展趋 势［Ｍ］∥邱定蕃． 有色金属进步科技与展望纪念有色金属创 刊 ５０ 周年专辑． 北京冶金工业出版社，１９９９２１９－２２５． ［３］ 王少青，卢荣富． 炉渣选矿在我国的发展与应用［Ｊ］． 有色矿山， １９９３（３）４２－４６． ［４］ 雷贵春． 浅论铜渣选矿及综合利用［Ｊ］． 矿产综合利用，１９９６（５） １７－２０． ［５］ 杨 威，刘有才，符剑刚，等． 某高结合率氧化铜渣的浮选试验研 究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１１（３）５１－５４． ［６］ 丁长云，黄建芬． 白银公司冶炼厂转炉渣的浮选处理［Ｊ］． 甘肃有 色金属，１９９７（３）８－１１． ［７］ 凌云汉． 从炼铜炉渣中提取有价金属［Ｊ］． 化工冶金，１９９９（２） ２２０～２２３． ［８］ 金 锐，王景双，龙秋容． 复杂铜冶炼渣浮选试验研究［Ｊ］． 江西 有色金属，２００９（１）１２－１４． ３７第 ５ 期徐其红等 某铜冶炼渣选矿工艺优化试验研究