某铜转炉渣浮铜试验.pdf

某铜转炉渣浮铜试验 ① 高玉德１， 曹 苗１，２， 卜 浩１，２， 徐余林３， 姚清贵３， 徐继保３， 凤元武３ （１．广州有色金属研究院，广东 广州 ５１０６５１； ２．中南大学 资源加工与生物工程学院，湖南 长沙 ４１００８３； ３．浙江和鼎铜业有限公司，浙江 杭州 ３１１４０４） 摘 要 对某富氧双侧吹熔炼、Ｐ⁃Ｓ 转炉吹炼工艺产生的炼铜转炉渣进行了浮铜试验。 在磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ７０％条件下， 采用 Ｚ⁃２００ 作捕收剂进行一次浮选直接获得回收率 ９０％以上的高品位铜精矿，浮选尾矿再磨至－０．０３８ ｍｍ 粒级占 ９０％，采用丁基黄 药作捕收剂，经一次粗选、二次精选、二次扫选，扫选精矿返回再磨闭路浮选工艺流程，获得回收率 ６％左右的低品位铜精矿，全流程 试验获得了铜品位为 ３０．０９％、回收率为 ９６．９２％的铜精矿，为该类型转炉渣回收铜提供了技术依据。 关键词 浮选； 铜转炉渣； 阶段磨矿； 选择性再磨 中图分类号 ＴＤ９５２文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１５．０５．０１６ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１５）０５－００５６－０４ Ｆｌｏｔａｔｉｏｎ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｆｏｒ Ｒｅｃｌａｉｍｉｎｇ Ｃｏｐｐｅｒ ｆｒｏｍ Ｃｏｎｖｅｒｔｅｒ Ｓｌａｇ ＧＡＯ Ｙｕ⁃ｄｅ１， ＣＡＯ Ｍｉａｏ１，２， ＢＵ Ｈａｏ１，２， ＸＵ Ｙｕ⁃ｌｉｎ３， ＹＡＯ Ｑｉｎｇ⁃ｇｕｉ３， ＸＵ Ｊｉ⁃ｂａｏ３， ＦＥＮＧ Ｙｕａｎ⁃ｗｕ３ （１．Ｇｕａｎｇｚｈｏｕ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｎｏｎｆｅｒｒｏｕｓ Ｍｅｔａｌ， Ｇｕａｎｇｚｈｏｕ ５１０６５１， Ｇｕａｎｇｄｏｎｇ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｍｉｎｅｒａｌｓ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ａｎｄ Ｂｉｏｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｃｅｎｔｒａｌ Ｓｏｕｔｈ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１００８３， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ； ３．Ｚｈｅｊｉａｎｇ Ｈｅｄｉｎｇ Ｃｏｐｐｅｒ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｈａｎｇｚｈｏｕ ３１１４０４， Ｚｈｅｊｉａｎｇ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｔｅｓｔｓ ｗｅｒｅ ｃｏｎｄｕｃｔｅｄ ｔｏ ｒｅｃｌａｉｍ ｃｏｐｐｅｒ ｆｒｏｍ ａ ｃｏｎｖｅｒｔｅｒ ｓｌａｇ ｐｒｏｄｕｃｅｄ ｂｙ ｏｘｙｇｅｎ⁃ｅｎｒｉｃｈｅｄ ｄｏｕｂｌｅ⁃ｓｉｄｅ⁃ｂｌｏｗｎ ｓｍｅｌｔｉｎｇ ａｎｄ Ｐ⁃Ｓ ｃｏｎｖｅｒｔｅｒ ｂｌｏｗｉｎｇ． Ｗｉｔｈ Ｚ⁃２００ ａｓ ｔｈｅ ｃｏｌｌｅｃｔｏｒ， ａ ｈｉｇｈ ｃｏｐｐｅｒ ｇｒａｄｅ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗｉｔｈ ａ ｃｏｐｐｅｒ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｅｘｃｅｅｄｉｎｇ ９０％ ｃａｎ ｂｅ ｏｂｔａｉｎｅｄ ａｔ ｔｈｅ ｆｉｒｓｔ ｓｔａｇｅ ｏｆ ｄｉｒｅｃｔ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｏｆ ｓｌａｇ ｗｉｔｈ ｇｒｉｎｄｉｎｇ ｆｉｎｅｎｅｓｓ ｏｆ －０．０７４ ｍｍ ７０％． Ａｆｔｅｒ ｒｅｇｒｏｕｎｄ ｔｏ ａ ｆｉｎｅｎｅｓｓ ｏｆ －０．０３８ ｍｍ ９０％， ｔｈｅ ｏｒｅ ｗａｓ ｔｒｅａｔｅｄ ｗｉｔｈ ａ ｃｌｏｓｅｄ⁃ｃｉｒｃｕｉｔ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｕｓｉｎｇ ｓｏｄｉｕｍ ｂｕｔｙｌ ｘａｎｔｈａｔｅ ａｓ ｔｈｅ ｃｏｌｌｅｃｔｏｒ， ｃｏｎｓｉｓｔｉｎｇ ｏｆ ｏｎｅ ｓｔａｇｅ ｏｆ ｒｏｕｇｈｉｎｇ， ｔｗｏ ｓｔａｇｅｓ ｏｆ ｃｌｅａｎｉｎｇ， ｔｗｏ ｓｔａｇｅｓ ｏｆ ｓｃａｖｅｎｇｉｎｇ， ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｓｃａｖｅｎｇｉｎｇ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｒｅｔｕｒｎｅｄ ｔｏ ｔｈｅ ｒｅｇｒｉｎｄｉｎｇ ｐｒｏｃｅｓｓ． Ａ ｌｏｗ ｇｒａｄｅ ｃｏｐｐｅｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｃａｎ ｂｅ ｏｂｔａｉｎｅｄ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ａｒｏｕｎｄ ６％． Ｔｈｅ ｗｈｏｌｅ ｐｒｏｃｅｓｓ ｒｅｓｕｌｔｅｄ ｉｎ ９６．９２％ ｃｏｐｐｅｒ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｔｏ ａ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｉｎｇ ３０．０９％ Ｃｕ， ｗｈｉｃｈ ｐｒｏｖｉｄｅｓ ａ ｔｅｃｈｎｉｃａｌ ｒｅｆｅｒｅｎｃｅ ｆｏｒ ｃｏｐｐｅｒ ｒｅｃｏｖｅｒｉｎｇ ｆｒｏｍ ｔｈｉｓ ｔｙｐｅ ｏｆ ｃｏｎｖｅｒｔｅｒ ｓｌａｇ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｃｏｐｐｅｒ ｃｏｎｖｅｒｔｅｒ ｓｌａｇ； ｓｔａｇｅ ｇｒｉｎｄｉｎｇ； ｓｅｌｅｃｔｉｖｅ ｒｅｇｒｉｎｄｉｎｇ 世界 ８０％的精炼铜来源于火法炼铜，选矿法是处 理该类型转炉渣最经济有效的方法之一，选矿法处理 能力大，回收率高，成本低，富集效果好，国内外多数铜 冶炼厂炉渣综合回收采用选矿法并取得了良好效 果［１－２］。 本文采用粗磨开路浮选、选择性再磨闭路浮 选工艺，显著提高了铜精矿品位及回收率。 １ 原矿性质 转炉渣取自某铜业公司，该公司采用富氧双侧吹 熔炼、Ｐ⁃Ｓ 转炉吹炼工艺，渣样呈黑色，致密，性脆，密 度为 ４．１２１０３ｋｇ／ ｍ３。 转炉渣中的矿物组成及含量、主要元素化学分析 结果、铜物相分析结果分别如表 １～３ 所示。 表 １ 转炉渣中矿物组成（质量分数） ／ ％ 辉、蓝辉铜矿金属铜黄、斑铜矿磁、赤铁矿方铅矿 ２．９５１．４５１．７９３１．４２０．８１ 闪锌矿硫钴矿铁橄榄石硅灰石玻璃体 ２．３３０．１４４６．４９２．９０９．７２ 由表 １ 可知，转炉渣主要由磁铁矿、赤铁矿、铁橄 榄石、石英和铜矿物组成，７５％以上为铁矿物，主要以 磁铁矿、铁橄榄石形式存在，两者的含铁量占渣中总铁 量的 ９６％以上。 铜矿物主要有辉铜矿、蓝辉铜矿、黄 铜矿、斑铜矿、金属铜等。 其它金属矿物有磁铁矿、方 铅矿、闪锌矿、硫钴矿等；脉石矿物有铁橄榄石、硅灰石 等。 经显微镜观察和鉴定，铜矿物主要呈圆粒状、椭圆 ①收稿日期 ２０１５－０４－０５ 作者简介 高玉德（１９６３－），男，广东揭阳人，教授级高级工程师，硕士，主要从事选矿工艺技术研究。 第 ３５ 卷第 ５ 期 ２０１５ 年 １０ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３５ №５ Ｏｃｔｏｂｅｒ ２０１５ 粒状、乳滴状、长条状、哑铃状、葫芦状等形式产出；铜 转炉渣中除辉铜矿外，少量包裹金属铜、蓝辉铜矿、斑 铜矿、黄铜矿等铜矿物呈粒状不均匀分布在铁橄榄石、 玻璃体、磁铁矿的晶界处或被包裹在这些矿物中。 表 ２ 转炉渣中主要元素化学分析结果（质量分数） ／ ％ ＣｕＦｅＳＰｂＺｎＳｉＯ２Ａ１２Ｏ３Ａｕ１）Ａｇ１） ４．９０４７．５１．２３０．５８１．５６１８．９５０．９３０．５８８．３３ １） 单位为 ｇ／ ｔ。 由表 ２ 可知，该渣中可回收的元素有铜、金、银、 铁，属于低硅铁比易选渣，通过浮选可回收铜并综合回 收金、银，浮选尾矿含铁较高，可为水泥工业提供高质 量的原料。 表 ３ 转炉渣中铜的化学物相分析结果 相别铜含量／ ％铜分布率／ ％ 辉、蓝辉铜矿２．３６４８．１６ 黄铜矿０．６２１２．６５ 金属铜１．４３２９．１８ 氧化铜０．３５７．１５ 其他铜０．１４２．８６ 合计４．９０１００．００ 由表 ３ 可知，该渣中主要以硫化铜为主，且金属铜 含量较高，在浮选过程中需强化这部分铜的回收，确保 有价铜元素得到高效率的回收。 铜矿物的粒度是影响炉渣选矿的重要因素，由于 冷却方式和冷却时间不同，铜矿物的结晶粒度差别较 大。 有研究表明，在低硅和缓冷条件下，炉渣粘度较 低，渣中铜矿物可以很好地迁移、聚集生长，形成的矿 物结晶粗且集中，磨矿时有利于矿物的单体解离，对提 高铜和铁品位有着关键作用［３－７］。 该转炉渣冷却制度 为自然冷却 ２４ ｈ，水冷 ２４ ｈ。 粒度测定结果见表 ４。 表 ４ 转炉渣中铜矿物粒度（ｍｍ）测定结果（质量分数） ／ ％ －０．０１００．０１０～０．０３８ ０．０３８～０．０７４０．０７４～０．４１７０．４１７～１．１６８＋１．１６８ １４．６４３５．４４１１．８６２７．９２６．１０４．０４ 由表 ４ 可看出，转炉渣中铜矿物粒度粗细不均，其 中＋０．０７４ ｍｍ 的铜矿物占 ３８．０６％；－０．０３８ ｍｍ 的铜矿 物占 ５０．０８％；－０．０１０ ｍｍ 的铜矿物占１４．６４％，在磨矿 过程中，这部分铜矿物较难单体解离，将影响铜的选矿 指标。 为进一步了解转炉渣中铜矿物的单体解离情 况，对磨矿细度为－０．０３８ ｍｍ 粒级占 ９８％的渣样进行 了铜矿物的单体解离度测定，测定结果如表 ５ 所示。 表 ５ 铜矿物单体解离度测量结果 矿物名称单体解离度／ ％ 单体７８．６９ 富连生体２．８９ 与磁铁矿连生体６．９０ 与脉石矿物连生体１１．５２ 转炉渣中铜矿物粒度较细，当磨矿细度为－０．０３８ ｍｍ 粒级占９８％时，转炉渣中铜矿物连生体达 ２１．３１％。 为 提高包渣中铜的选别指标，转炉渣必须细磨并采用捕 收能力较强的捕收剂，加强对连生体的回收，否则将影 响选矿指标。 从表 ４ 可看出，＋０．０７４ ｍｍ 粗颗粒铜矿物宜采用 粗磨进行回收，－０．０１０ ｍｍ 细颗粒铜矿物需要细磨，根 据转炉渣不易磨泥化的特性，采用两段磨矿流程较为 合理。 ２ 试验及结果 转炉渣密度大，沉降速度快，通过总结前人经 验［８］，发现转炉渣浮选适合采用高浓度浮选，以达到 减少药剂用量和延长浮选时间的效果，故确定一段浮 选浓度为 ４５％～５０％，二段浮选浓度 ４０％～４５％。 转炉渣的调浆主要有两种方式第一种是添加石 灰，第二种是添加硫化钠。 有研究表明，通过石灰改变 ｐＨ 值对铜回收率影响不大，还会降低精矿品位［９］。 硫化钠对金、银的回收有抑制作用，对转炉渣中铜的回 收没有帮助。 故本文未对转炉渣进行调浆，在自然 ｐＨ 值下进行，这样药剂制度简单，流程可控。 ２．１ 条件试验 ２．１．１ 磨矿细度试验 磨矿细度条件试验流程见 图 １，结果见表 ６。 由表 ６ 可知，一段磨矿时磨矿细度 －０．０７４ ｍｍ 粒级占 ７０％较合适。 原矿 一段磨矿 药剂单位g/t 丁基黄药 松醇油 一段 浮选 铜精矿1 100 50 二段磨矿 丁基黄药 松醇油 粗 选 铜精矿2尾矿 100 50 图 １ 磨矿细度试验 ７５第 ５ 期高玉德等 某铜转炉渣浮铜试验 表 ６ 一段磨矿细度条件试验结果 －０．０７４ ｍｍ 粒级含量 ／ ％ 铜精矿 １ 产率 ／ ％ 品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ ６５１４．３６３０．１７８７．５４ ７０１３．８０３２．５８９０．６１ ７５１４．１０３１．４０９０．０５ ８０１４．３９３０．６４８９．４１ 在确定一段磨矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ７０％的 条件下，一段磨矿尾矿进行二段再磨试验，结果见 表 ７。 由表 ７ 可知，二段磨矿时磨矿细度－０．０３８ ｍｍ 粒级占 ９０％较合适。 表 ７ 二段磨矿细度条件试验结果 －０．０３８ ｍｍ 粒级含量 ／ ％ 铜精矿 ２ 产率 ／ ％ 品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ ８０６．０４５．３７５９．００ ８５６．８５４．８９６２．０５ ９０８．２８４．５５６７．２４ ９５８．７２４．１３６３．１７ ２．１．２ 捕收剂种类及用量试验 由于转炉渣中铜主 要以硫化铜矿物和金属铜形式存在，故分别以丁基黄 药、Ｚ⁃２００、丁铵黑药这 ３ 种常用的铜矿物捕收剂进行 捕收剂种类及用量遴选试验。 所采用的流程为一段磨 矿粗选试验流程，其中磨矿细度为－０．０３８ ｍｍ 粒级占 ９０％，浮选浓度 ４６％，试验结果如图 ２ 所示。 捕收剂用量／g t-1 精矿铜品位／ 精矿铜回收率／ 回 回 回 回 ＠ ＠ ＠ ＠ 回 回 回 回 ① ① ① ① A A A A A A A A 40 36 32 28 24 100 98 96 94 92 90 88 86 84 82 80 78 406080100 120 140 160180200 220 丁基黄药，品位 丁按黑药，品位 Z-200，品位 丁基黄药，回收率 丁按黑药，回收率 Z-200，回收率 回 A ① 回 ＠ A 图 ２ 捕收剂试验结果 由图 ２ 可以看出，３ 种捕收剂均适合转炉渣的浮 选，随着药剂用量增加，回收率不断增高，精矿夹杂变 多，精矿品位降低。 Ｚ⁃２００ 具有用量少的特点，当用量 为 ５０ ｇ／ ｔ 时，精矿品位较高；丁基黄药具有捕收能力强 的特点，当用量为 １６０ ｇ／ ｔ，回收率较高；丁铵黑药，在 选择性上不如 Ｚ⁃２００，在捕收能力方面不如丁基黄药， 不予考虑。 综合上述因素，为获得较高的回收率和精 矿品位，采用 Ｚ⁃２００ 作一段浮选捕收剂，丁基黄药作二 段浮选捕收剂。 ２．２ 开路试验 在条件试验基础上，进行了开路流程试验，开路流 程见图 ３，结果见表 ８。 扫选精矿筛析结果见表 ９。 原矿药剂单位g/t Z-200 松醇油 一段 浮选 铜精矿1 50 50 丁基黄药 松醇油 粗 选 尾矿 90 45 丁基黄药 松醇油 扫选 1 50 25 丁基黄药 松醇油 扫选 2 扫精矿1 扫精矿2 50 25 精尾矿1 精选 1 精选 2 铜精矿2精尾矿2 -0.074 mm占70 -0.038 mm占90 图 ３ 开路试验流程 表 ８ 开路试验结果 产品名称产率／ ％品位／ ％回收率／ ％ 铜精矿 １１２．３１３６．２１９０．０８ 铜精矿 ２０．９５１２．２４２．３６ 精尾矿 １２．１６１．２７０．５６ 精尾矿 ２０．６６２．９８０．３９ 扫精矿 １５．１１２．５５２．６３ 扫精矿 ２５．３２１．７７１．９０ 尾矿７３．４９０．１４２．０８ 原矿１００．００４．９５１００．００ 表 ９ 扫选精矿筛析结果 产品名称粒度／ ｍｍ产率／ ％品位／ ％回收率／ ％ 扫精矿 １ ＋０．０３８５０．５３ ４．８９９６．９０ －０．０３８４９．４７ ０．１６３．１０ 扫精矿 ２ ＋０．０３８５０．１５ ３．３８９５．７８ －０．０３８４９．８５ ０．１５４．２２ 由表 ９ 可知，扫精矿 １ 和扫精矿 ２ 作为中矿，具有 产率大、＋０．０３８ ｍｍ 粒级铜占有率高的特点，可用再磨 再选取代顺序返回工艺，通过再磨将中矿中的贫连生 体打开，使有用矿物尽可能地单体解离，经过再次选别 达到提高整体回收率的目的。 ２．３ 闭路浮选试验 以开路试验和筛析试验为基础，确定了阶段磨矿、 阶段浮选、扫选精矿返回再磨的闭路试验流程，试验流 程见图 ４，试验结果见表 １０。 ８５矿 冶 工 程第 ３５ 卷 原矿药剂单位g/t Z-200 松醇油 一段 浮选 铜精矿1铜精矿2尾矿 50 50 丁基黄药 松醇油 粗 选 扫选 1精选 1 80 40 丁基黄药 松醇油 40 20 扫选 2精选 2 丁基黄药 松醇油 40 20 -0.074 mm占72 -0.038 mm占90 图 ４ 闭路试验流程 表 １０ 闭路试验结果 产品名称产率／ ％品位／ ％回收率／ ％ 精矿１５．８５３０．０９９６．９２ 尾矿８４．１５０．１８３．０８ 原矿１００．００４．９２１００．００ 由表 １０ 可知，闭路试验可获得品位为 ３０．０９％、回 收率为 ９６．９２％的铜精矿，尾矿含铜 ０．１８％。 ３ 结 论 １） 与常规的转炉渣选矿工艺流程相比，此流程不 需调整剂，只采用 Ｚ⁃２００、丁基黄药、２＃油 ３ 种药剂，具 有流程简单、药剂种类少、操作方面等优点。 ２） 通过选择性磨矿，将转炉渣中部分难选含铜矿 物尽可能地单体解离，提高了整体铜的总回收率。 ３） 采用粗磨开路浮选，选择性再磨闭路浮选工 艺，全流程试验获得品位为 ３０．０９％、回收率为 ９６．９２％ 的铜精矿。 参考文献 ［１］ 宋 温，刘晓蕾． 铜冶炼转炉渣选铜的试验研究［Ｊ］． 有色金属， ２００１（３）７８－８０． ［２］ 徐其红，鲁 军，孙忠梅，等． 某铜冶炼渣选矿工艺优化试验研究 ［Ｊ］． 矿冶工程，２０１４（５）７０－７３． ［３］ 匡敬忠，曾军龙，肖坤明． 从冶炼铜渣回收铜铁的试验研究［Ｊ］． 矿业研究与开发，２０１２（４）５４－５７． ［４］ 黄海威，王国生，徐晓萍． 某复杂多金属矿浮选回收铜银的研究 ［Ｊ］． 矿冶工程，２０１４（６）４５－４８． ［５］ 周晓文，罗仙平． 江西某含铜多金属矿选矿工艺流程试验研究 ［Ｊ］． 矿冶工程，２０１４（１）３２－３６． ［６］ 孔令强． 刚果（金）某难选铜钴矿浮选试验研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１３（３）５８－６１． ［７］ 邱廷省，邱仙辉，尹艳芬，等． 铜锌硫化矿浮选分离过程及动力学 分析［Ｊ］． 矿冶工程，２０１３（２）４４－４７． ［８］ 高起鹏． 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个百分点，浮尾品位下降 了 ０．３６ 个百分点。 ４） ＫＳ 系列产品工业试验均取得了较好的选别指 标，在生产应用中效果良好。 可在同类型矿石生产中 推广使用。 ９５第 ５ 期高玉德等 某铜转炉渣浮铜试验