某水淬銅渣階段磨礦—階段選別回收銅試驗研究

吳彩斌，雷存友，劉瑜，余潯，王幫敬，楊斌

（1．江西理工大學江西省礦業工程重點實驗室,江西贛州 341000；2．中國瑞林工程技術有限公司,江西南昌 330031）

某水淬銅渣階段磨礦—階段選別回收銅試驗研究

吳彩斌1，雷存友2，劉瑜1，余潯2，王幫敬2，楊斌2

（1．江西理工大學江西省礦業工程重點實驗室,江西贛州 341000；2．中國瑞林工程技術有限公司,江西南昌 330031）

某銅冶煉水淬渣中銅、鐵為主要的有價元素,含銅0．70%、含鐵39．84%。銅礦物主要為單質銅、氧化銅礦和硫化銅,鐵以硅酸鐵形式存在。銅礦物與主要脈石礦物橄欖石等嵌布關系復雜,嵌布粒度極細微,屬于極難選二次銅資源。為了回收該水淬渣中的銅,對選銅工藝進行了研究,確定了階段磨礦－階段選別工藝流程,閉路試驗能獲得品位為13．24%,回收率為33．77%的銅精礦,尾礦含銅品位為0．48%,獲得了較為理想的選礦指標。

水淬銅渣；浮選；階段磨礦；階段回收

銅是我國僅次于石油的第二大戰略原料,97%以上銅由火法冶煉生產,通常每生產1 t銅將產生2～3 t的銅渣[1－2]。由于冶煉渣中還含有較高品位的銅、鐵資源,因此一直是國內外研究的熱點[3－4]。根據冷卻方式不同,爐渣可分為水淬渣、自然冷卻渣、保溫冷卻渣等。陳江安等采用新型活化劑LH－1浮選回收自然冷卻渣中銅,能使銅精礦品位達到23．76%,回收率為52．14%[5]。楊威等采用磷酸乙二胺作活化劑,Y89和丁胺黑藥混合,并添加烷基羥肟酸作捕收劑浮選回收保溫冷卻渣中的銅,經一粗一掃兩精流程,獲得銅精礦品位為11．52%,回收率達59．89%[6]。對自然冷卻渣、保溫冷卻渣及緩冷渣浮選回收銅,國內外成功案例較多,但對于水淬銅渣,由于渣礦物成分較多,物相復雜,且相互之間存在連生與包裹現象,導致有價金屬與脈石成分分離困難,此外銅嵌布粒度極細及含銅品位低,導致銅的回收指標差、難度大,國內外鮮有研究報導[7－9]。本文針對某銅冶煉水淬渣銅嵌布采用階段磨礦—階段回收新工藝,獲得了良好試驗指標。

1 試驗材料及研究方法

1.1 試料性質

試料來自某銅冶煉廠老水淬銅渣。試料多元素分析結果見表1,銅物相分析結果分別見表2,光學顯微觀察結果見圖1。

圖1 水淬渣光學顯微結果

從水淬渣的光學顯微圖片可知,銅以極細粒(幾個微米)的硫化銅與稍粗的單質銅嵌布在硅酸鐵及玻璃質中。若要有效回收銅,必須采取超細磨才能使銅礦物單體解離。由于單質銅和輝銅礦的嵌布粒度大小不一,又必須采用階段磨礦階段選別工藝,才能獲得較好的指標。

表1 水淬渣化學多元素分析結果%

表2 銅的化學物相分析結果%

從表1～表2中可以看出,該水淬渣主要成分為鐵和硅,主要的有價元素為銅和鐵;Pb、Zn含量低,基本不具有回收價值;Au、Ag可以作為伴生元素富集在銅精礦中綜合回收。其中銅主要以單質銅、氧化銅和硫化銅形式存在,少量以硫酸銅形式存在；鐵主要為硅酸鐵形式存在,很難獲得合格鐵精礦,故本試驗不對鐵進行回收試驗研究。

1.2 試驗試劑及設備

試驗中采用的捕收劑為Z－200和丁基黃藥,調整劑為硫化鈉,起泡劑為松醇油。試驗設備有XFD、XFG型系列浮選機、XMQ－240*90錐形球磨機、DCC型真空過濾機,以及101型電熱恒溫鼓風干燥箱等。

1.3 試驗方法

采用階段磨礦—階段選別的流程對銅礦物進行綜合回收。一段磨礦浮選試驗主要考察磨礦細度、捕收劑種類及用量對銅精礦的影響；二段磨礦浮選試驗主要考察Na2S用量、石灰用量、二段磨礦細度及捕收劑用量對銅精礦和最終尾礦的影響。

2 試驗結果

2.1 一段磨礦細度的影響

水淬銅渣與自然礦石相比具有硬度高、嵌布粒度細、易碎難磨等特點。渣中銅礦物較自然銅礦物細小、分散、不均勻、磨礦細度要求較高,為確定水淬渣浮選的最佳磨礦細度,進行了磨礦細度試驗。試驗流程見圖2,試驗結果見圖3。

圖2 轉爐渣選礦試驗流程

圖3 磨礦細度試驗結果

從圖3可以看出,隨著磨礦細度的增加,銅精礦的品位依次降低,銅精礦回收率依次增加,當細度超過－74 μm占70%時回收率增長緩慢,而銅精礦品位下降較快,綜合考慮確定最佳磨礦細度為－74μm占70%。

2.2 一段捕收劑種類的影響

丁基黃藥、Z－200、丁胺黑藥、BK－905、MAC－10為銅渣中選銅常用的高效捕收劑。在磨礦細度為－74 μm目70%,松醇油為起泡劑的條件下,進行了捕收劑種類篩選試驗,試驗結果見圖4。

圖4 捕收劑種類試驗結果

從圖4可以看出,4種捕收劑對銅礦物都有較好的浮選效果,從銅品位看,依次為Z-200＞BK-905＞MAC-10＞丁基黃藥＞丁胺黑藥；從銅回收率看,依次為丁胺黑藥＞丁基黃藥＞Z-200＞MAC-10＞BK-905。綜合考慮銅精礦品位及回收率,一段選用Z-200作為選銅捕收劑,二段為降低最終尾礦品位選用丁黃+ Z-200組合藥劑為捕收劑。

2.3 一段捕收劑用量的影響

試驗確定使用Z-200為選銅捕收劑,在磨礦細度為-74 μm占70%,起泡劑松醇油為20 g/t條件下進行了捕收劑用量試驗。試驗結果見表圖5。

圖5 捕收劑用量試驗結果

從圖5中可以看出,隨著Z-200用量的加大,銅精礦的品位逐漸降低,而回收率依次增加,當Z-200用量達到30 g/t時,銅精礦品位下降較大,而回收率增長較慢。綜合考慮,確定Z-200的最佳用量為30 g/t。

2.4 二段Na2S用量的影響

由工藝礦物學可知,該銅渣中粗粒銅礦物主要為單質銅,細粒級的主要為硫化銅和氧化銅礦。由于硫化鈉對單質銅的浮選有一定的抑制作用,故硫化鈉只加在二段浮選中。在一段磨礦細度為-74 μm占70%,捕收劑Z-200為30 g/t,松醇油20 g/t進行一段浮選,浮選尾礦再磨至-38 μm占85%,捕收劑丁黃+ Z-200分別為120+30 g/t,2#20 g/t進行了Na2S用量試驗。試驗結果見圖6。

圖6 Na2S用量試驗結果

由圖6可以看出,隨著Na2S用量的增加,二段浮選銅精礦的品位先增加再降低,回收率逐漸增加。但當Na2S用量達到1 000 g/t時,由于硅酸鐵也被硫化大量上浮導致銅粗精礦品位下降較快,而回收率變化緩慢。綜合考慮,確定Na2S用量1 000 g/t。

2.5 二段石灰用量試驗

pH是浮選過程的重要的工藝參數,起到調節礦漿電位的作用,礦物通常在一定的pH值范圍內才能獲得良好的浮選[10]。石灰由于廉價易得,是硫化礦浮選常用的pH調整劑。在硫化鈉用量的條件試驗的基礎上,進行了pH條件試驗。試驗結果如圖7。

圖7 氧化鈣用量試驗結果

由圖7可以看出,隨著氧化鈣用量的加大,礦漿的pH逐漸升高,隨著pH的升高,對脈石的抑制作用加強。隨著氧化鈣用量的加大,銅精礦品位逐漸增加,而回收率逐漸降低,對連生體的抑制作用加強。綜合考慮確定二段粗選不加氧化鈣,此時礦漿的pH為8。

2.6 二段磨礦細度的影響

由于水淬渣中的銅嵌布粒度特別微細,甚至只有幾個微米,故二段磨的細度是決定銅綜合回收率及品位的關鍵因素。固定其他條件不變,進行了二段磨細度條件試驗。試驗結果如圖8。

圖8 二段磨礦細度結果

從圖8中可以看出,銅精礦的品位先降低再增加,回收率一直增加。這主要是由于磨礦細度在-38 μm占90%以前,銅的解離度沒有增加,隨著細度增加,細粒上浮增多,銅品位降低,回收率增加；當細度超過-38 μm占90%時,銅的解離度迅速增加,銅精礦品位和回收率隨之迅速增加。故確定最佳二段磨礦細度為-38 μm占100%。

2.6 捕收劑用量的影響

通過一段浮選捕收劑種類篩選試驗可知,Z-200具有較強的選擇性,而丁基黃藥具有強捕收能力,綜合考慮,采用Z-200與丁黃組合作為二段浮選的捕收劑。固定一段條件進行浮選,浮選尾礦再磨至-38 μm占100%,Na2S用量為1 000 g/t,松醇油為20 g/t進行了捕收劑用量試驗。試驗結果見圖9。

圖9 捕收劑用量結果

從圖9中可以看出,使用丁基黃藥與Z-200組合藥劑作為二段細粒硫化銅和氧化銅礦浮選,具有較好的效果。隨著捕收劑丁基黃藥與Z-200用量的增加,銅精礦品位逐漸降低,回收率依次增加,當用量為120+30 g/t時,試驗指標較好,故確定其最佳用量為120+30 g/t。

2.7 閉路試驗流程

在條件試驗最佳藥劑基礎上,進行了全流程閉路試驗研究,試驗流程如圖10所示,試驗結果如表4所示。產品名稱產率品位回收率CuAuAgCuAuAg KCu10.8315.24--18.08--KCu20.9511.5--15.69--混合銅精礦1.7813.241.614733.7735.435.26

圖10 閉路試驗流程

從表4中可以看出,采用階段磨礦—階段選別新工藝,浮選閉路試驗可獲得最終混合精礦品位為13.24%,回收率為33.77%的良好試驗指標,同時尾礦含銅品位也降至0.48%。同時銅精礦中的金、銀品位分別達到1.6 g/t和147 g/t,金銀同步實現了綜合回收。

3 結論

1）該水淬銅渣中含銅0.7%,含鐵39.84%,含SiO226.20%,Pb、Zn含量低,主要有價元素為銅、鐵；銅主要以單質銅、輝銅礦及氧化銅存在,嵌布粒度極其細微,需要細磨才能獲得較高回收指標。

2）根據水淬渣的性質特點,采用階段磨礦―階段回收的工藝流程對銅礦物進行綜合回收。以Z-200為捕收劑,松醇油為起泡劑進行了一段浮選,浮選尾礦再磨至細度-0.038 mm占100%以Na2S為硫化劑,丁黃+Z-200捕收劑,松醇油為起泡劑進行二段浮選。

3）采用階段磨礦―階段回收工藝為基礎進行閉路試驗,可獲得品位為13.24%回收率為33.77%的最終銅精礦,同時銅精礦中的金、銀品位達到1.6 g/t和147 g/t,實現了金銀的綜合回收。

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Research on Stage Grinding-Stage Recovering Process to Recover Copper from Water-Cooled Slag

WU Caibin1,LEI Cunyou2,LIU Yu1,YU Xun2,WANG Bangjing2,YANG Bin2
(1．Jiangxi Key Laboratory of Mining Engineering,Jiangxi University of Science and Technology,Ganzhou,Jiangxi,341000,China; 2．China Nerin Engineering Co．,Ltd．,Nanchang,Jiangxi 330031,China)

The slag stemmed from copper metallurgy with copper and iron content of 0．62%and 35．58%separately was from Yuntong．Main copper minerals in the slag were elemental copper,cooper oxide and cooper sulfides,and iron is mainly in the form of iron silicate．Copper minerals were finely disseminated and closed associated with olivine in the slag,which belongs to the refractory secondary copper resource．Concentration process for copper recovery was conducted in order to recover copper from the slag,which was determined as stage grinding－stage recovering．The laboratory closed－circuit experiment was made,and a copper concentrate with a Cu grade of 13．24%and a Cu recovery of 33．77%was obtained．The Cu grade of the flotation tailings was 0．48%．These beneficiation indexes were ideal．

water－cooled copper slag;flotation;stage grinding;stage recovering

TD952

A

1004－4345（2014）06－0001－04

2014－09－24

江西省科技支撐計劃項目（20132BBG70016）。

吳彩斌(1972—),男,教授,博士,從事礦物加工工程和固體廢棄物資源化技術的研究工作。