刘 芬, 刘小平, 唐冬梅
(江西铜业集团有限公司 德兴铜矿,江西 德兴334224)
传统的火法炼铜工艺产生熔炼炉渣含铜品位极低,历来是废弃物[1]。 废弃的炉渣也可看作是一种人造矿石,具有天然矿石的一些特征,炉渣的物理化学性质与冶炼原料的特性及冶炼的操作因素有很大的关系[2-3]。 现代铜冶炼炉渣经过充分缓冷技术处理,可使铜的硫化物和金属铜的结晶颗粒长大,故此可以通过浮选工艺对炉渣中的铜进行回收[4]。 目前大部分铜熔炼厂采用浮选工艺回收炉渣中的铜,得到含高铜低铁的铜精矿[5-6],然后返回冶炼厂熔炼[7]。 实际生产证明该项技术是高效低耗回收废渣中铜的有效途径之一[8-9]。
试样取自四川康西铜冶炼厂转炉渣矿堆和电炉渣矿堆。 为了保证取样具有代表性,在矿堆合理地布置取样点,然后采用挖取法在各个取样点进行取样,所取矿样经自然晾干后分别破碎至-2 mm,分别混匀缩分出电炉渣75 kg 和转炉渣25 kg,将两者混合混匀缩分成1 kg/份进行装袋,所得混合渣作为试验样,剩余电炉渣和转炉渣样分别装袋备用。 试样化学多元素分析结果见表1,铜物相分析结果见表2。 混合渣铜品位为2.39%、铁品位为32.98%。
表1 试样化学多元素分析结果(质量分数)/%
由表1~2 可以看出:
1) 样品中可供选矿进一步富集回收的元素主要是铜和铁;铅、锌、金、银等其他有价金属元素因含量过低,综合利用意义不大。
2) 为达到富集有用组分的目的,需要选矿排除的脉石组分主要是SiO2,次为Al2O3、K2O 和CaO。
3) 样品中铜主要以类原生硫化铜、类次生硫化铜、金属铜等形式存在。
表2 试样铜物相分析结果
采用浮选工艺来回收富集冶炼渣中的铜,其条件试验原则流程见图1。
图1 试验流程
试验设备包括XMQ⁃Φ240×90 锥形球磨机,XMQ⁃63 型0.75 L、0.50 L 挂槽式浮选机等。
试验所用药剂包括pH 调整剂石灰,活化剂硫化钠,捕收剂丁基黄药、乙基黄药、Z200、Mac⁃12、TL201、TL202,起泡剂松醇油。
浮选浓度40%,浮选pH 值控制在7.5 ~8.0 之间,按图1 所示流程进行了磨矿细度条件试验,结果如图2所示。 从图2 可以看出,随磨矿细度提高,精矿铜品位及铜回收率都有较大的提升,在磨矿细度-43 μm 粒级占80%时,浮选指标最优,铜精矿铜品位达到了44.00%,铜回收率为84.25%。
图2 磨矿细度试验结果
在磨矿细度-43 μm 粒级占80%条件下,按图1所示流程进行了石灰用量条件试验,结果如图3 所示。从图3 可以看出,随着石灰用量增加,铜精矿品位下降较为明显,当石灰用量1 000 g/t、pH 值为9.00 左右时,浮选效果达到最佳,铜总回收率为89.32%。
图3 石灰用量试验结果
磨矿细度-43 μm 粒级占80%,石灰用量1 000 g/t,按图1 所示流程考查了浮选浓度对浮选指标的影响,结果如图4 所示。 从图4 可以看出,浮选矿浆浓度从30%提升到55%时,粗精矿铜品位和回收率均先上升后下降,当浮选矿浆浓度40%时,粗精矿铜品位与回收率达到最佳。
图4 浮选浓度试验结果
按照图1 所示流程,在磨矿细度-43 μm 粒级占80%条件下研究了粗选作业硫化钠添加量对浮选指标的影响,结果见图5。 结果表明,随着硫化钠用量增加,粗精矿铜回收率和品位均呈现出先上升后下降的趋势。 综合考虑铜回收率及品位,确定较适宜的硫化钠用量为300 g/t。
图5 硫化钠用量试验结果
按图1 所示流程,在磨矿细度-43 μm 粒级占80%条件下,选定Z200、乙基黄药、丁基黄药、Mac⁃12、TL201、TL202 等几种捕收剂,进行了捕收剂种类试验,结果见表3。 结果表明,丁基黄药、乙基黄药在提升粗精矿品位上有明显的优势,但铜回收率降低较为显著,TL201及TL202 捕收剂在铜回收率上有优势,但粗精矿铜品位降低过多,不利于铜的回收。 综合考虑粗精矿品位及回收率,选用Z200 作为铜捕收剂。
表3 捕收剂种类试验结果
通过试验条件的优化,进行了闭路流程试验,结果见表4,闭路流程及药剂条件见图6。
表4 闭路试验结果
图6 闭路试验流程
闭路试验可获得铜品位27.64%、回收率94.25%的铜精矿,表明此冶炼渣可选性较好,回收铜指标较高。
1) 磨矿细度-43 μm 粒级占80%,浮选浓度40%,石灰用量1 000 g/t、pH 值9 左右,以Z200 作选铜捕收剂、硫化钠作活化剂,铜冶炼混合渣经一粗两扫闭路浮选,可获得铜品位27.64%、回收率94.25%的铜精矿,表明此冶炼渣可选性较好。
2) 适量添加硫化钠有利于混合渣中铜的回收。