铜底吹熔炼炉渣选矿生产实践

（青海铜业有限责任公司，青海 西宁 810000）

铜是我国国民经济发展中不可替代的重要原材料，然而我国铜资源相对贫乏，铜精矿对外依存度高[1]。青海铜业有限责任公司（下简称青海铜业）100kt/a阴极铜项目采用富氧底吹熔炼、底吹吹炼工艺，是青藏高原首家铜冶炼企业。底吹熔炼炉造锍过程产生的熔炼渣约35万t/a，熔炼渣含铜3%～5%，铜金属含量高，具有较高的回收价值。青海铜业采用选矿法处理熔炼炉渣，经过近一年的熔炼渣选矿生产实践，不断完善选矿生产工艺，渣精矿铜品位20%～22%，渣尾矿铜品位降低至0.25%。

1 熔炼渣性质

缓冷后的熔炼渣是一种黑色、致密、坚硬，耐磨的玻璃相，外观呈粒状和条状，夹杂有少量的针、片状，表面有金属光泽，颗粒形状不规则、棱角分明。熔炼渣多元素分析结果见表1。

表1 熔炼渣多元素分析结果

熔炼渣中主要矿物有冰铜、金属铜、铁酸盐、铁橄榄石、玻璃相，另有少量或微量的黄铜矿、氧化铜矿物、闪锌矿、石英、云母、长石、方解石、白云石等，熔炼渣中的主要矿物及相对含量见表2。

表2 熔炼渣主要矿物及相对含量

熔炼渣中的含铜矿物有冰铜、金属铜、黄铜矿和氧化铜矿物，冰铜矿物量较大，其余铜矿物量很小。熔炼渣中铜矿物嵌布粒度细，冰铜主要呈粒状、圆点状产出，部分冰铜颗粒被铁橄榄石、玻璃相、铁酸盐等矿物包裹或边缘连生，平均粒径0.033mm，多数分布在-0.053mm+0.020mm粒级内。金属铜主要呈长粒状、圆粒状产出，多数金属铜被铁酸盐、铁橄榄石、玻璃相等矿物包裹或连生，平均粒径0.026mm，多数分布在-0.038mm+0.020mm粒级内，-0.010mm粒级含量达11.62%。熔炼渣中的玻璃相与冰铜和金属铜关系较为密切，有25.15%的冰铜、22.61%的金属铜与玻璃相连生或被其包裹。

2 工艺流程及主要设备

（1）选矿工艺流程。主要工艺流程：渣包接取熔融状态熔炼渣，由渣包车运输至缓冷场，经自然缓冷、水冷后使用移动式液压破碎机破碎至＜500mm进入原矿仓，板式给料机将熔炼渣送入颚式破碎机破碎至＜250mm经皮带运输机输送至粗矿仓，再经板式给料机、皮带运输机输送至半自磨机，半自磨排矿至12mm圆筒筛，筛上物料返回半自磨机，筛下物料经一段旋流器分级，分级溢流进入快速浮选作业，浮选泡沫作为最终精矿的一部分。一段分级沉砂进入一段球磨机，一段球磨机排矿返回旋流器进行分级。快速浮选尾矿进入二段旋流器分级，分级沉砂进入二段球磨机再磨，再磨后的排矿返回二段分级。二段分级溢流进入经二次粗选、二次精选及二次扫选，一粗泡沫进入总精矿，精选尾矿、扫选泡沫集中返回二段球磨再磨，得到浮选精矿和浮选尾矿，再经浓密机、陶瓷过滤机二段脱水最终得到脱水精矿和脱水尾矿产品。熔炼渣选矿工艺流程见图1。

（2）主要设备。缓冷系统配备渣包车3台、移动式液压破碎机2台、12m³焊接渣包127个、8m³焊接渣包58个；破碎系统板式给料机1台、PWD75106颚式破碎机1台、皮带运输机1条；磨矿设备有4845半自磨机、3254溢流型球磨机、3245溢流型球磨机、φ350×4水力旋流器、φ250×6水力旋流器等。浮选有9台CLF-16、5台CLF-4粗粒浮选机；精矿脱水采用1台φ18m中心传动高效浓密机、2台45㎡陶瓷过滤机；尾矿脱水采用1台φ30m中心传动高效浓密机、4台45㎡陶瓷过滤机。

图1 青海铜业渣选矿工艺流程图

3 选矿生产实践

（1）缓冷。铜冶炼渣可视为一种人造矿石，其铜矿物颗粒大小取决于炉渣冷却速度，在相变温度以上采取缓慢冷却，有利于铜矿物晶粒的析出和长大，易于磨矿单体解离和选别处理。但自然缓冷时间不宜过长，我厂缓冷实践表明，自然缓冷时间过长会导致渣的硬度提高，不利于破碎和磨矿，同时可能出现整包或红心的情况。综合考虑，将缓冷制度确定为自然缓冷8h～10h，水冷48h且包壁温度低于60℃倒包。气温对铜渣缓冷效果有一定的影响，通过对2019年一、二季度熔炼渣铜矿物结晶粒度进行对比分析，发现随着气温的上升，熔炼渣中冰铜、金属铜颗粒平均粒度没有明显变化，但较小的冰铜晶粒（＜0.053mm）、金属铜颗粒（＜0.020mm）呈长大趋势。水冷却初始阶段要尽量加大冷却水量，使炉渣急速降温收缩产生大量裂隙，让冷却水进入炉渣内部，提高冷却速度。若冷却水含泥量大、盐分过高可能堵塞裂隙，阻止冷却水向炉渣内部渗透，产生红心。

（2）磨矿。磨矿采用半自磨加一段球磨，中矿再磨的流程，设计处理量44.3t/h，给料粒度-250mm。半自磨初装钢球充填率8%，按50:50比例填装φ120mm、φ100mm钢球，日常补加120mm钢球。目前渣处理量50～60t/h,给料粒度-200mm，半自磨机钢球充填率控制在8%～10%，钢球单耗0.4～0.5Kg/t，排矿细度-0.074mm约42%；一、二段球磨机钢球充填率32%-34%，球磨钢球单耗0.3kg/t，一段旋流器溢流浓度50%±2%，细度-0.074mm占70%-75%，二段旋流器溢流浓度40%±2%，细度-0.045mm占70%。生产中遇到熔炼渣过氧化的情况时半自磨处理量降低能耗升高，主要原因是过氧化的熔炼渣硬度偏高，在半自磨机内不易破碎，被磨成大小不一的卵石难以排出，增加了半自磨机的混合充填率，半自磨主电机电流升高且处理量低。给料粒度也是影响半自磨处理量的关键因素，研究表明，随着半自磨机给矿粒度的增大，其比能耗增加，而处理量降低。因此，为提高半自磨处理能力，降低能耗，应尽可能减小给矿粒度，尤其是对硬度较大的矿石。

（3）浮选。青海铜业采用阶段磨矿阶段选别、高浓度浮选的工艺流程。一段分级溢流在浓度50%的条件下进行快速浮选，得到铜品位30%-35%的泡沫产品进入总精矿；快速浮选尾矿与精选尾矿、扫选泡沫合并进入二段磨矿分级流程再磨，二段分级溢流浓度40%经两次粗选、两次精选、两次扫选，最终产出精尾矿产品。要降低尾矿铜品位，必须在快速浮选阶段回收大部分铜，避免金属后窜。目前快速浮选可回收约70%的铜金属，二段溢流铜品位约1.6%，需要进一步提高一段磨矿细度，提高快速浮选回收率，降低二段溢流铜品位。目前使用的捕收剂为Z-200和异戊基黄药，起泡剂为松醇油，松醇油用量180g/t，Z-200用量150g/t，异戊基黄药用量70g/t，可产出铜品位22%的精矿，尾矿铜品位稳定至0.25%。目前浮选药剂用量整体偏高，起泡剂用量过大导致浮选泡沫发黏，影响泡沫层富集效果，精选阶段富集比偏低，总精矿铜品位偏低，今后需要进一步优化药剂用量降低药剂成本。生产中，实际渣处理量及入选品位高于设计指标，浮选中矿量大，中矿泵池液位偏高甚至外溢。将中矿输送方式改造为中矿自流，解决了中矿输送问题，节省了中矿渣浆泵的运维费用，为提高处理量、稳定选别指标创造了有利条件。

（4）脱水。浓密机底流浓度一般控制在60%左右，浓度过高可能导致渣浆泵、管道堵塞，浓度过低过滤机处理量降低。由于铜渣比重大，沉降速度快，陶瓷过滤机运行过程中要增大搅拌耙搅拌频率，搅拌频率过低可能导致陶瓷板边缘滤饼过厚甚至压耙。陶瓷过滤机采用高差排液的方式，受排液管高度偏低的影响真空压力只能达到-0.055MPa，精矿水分偏高。为此对滤液排放装置进行了改造：①滤液排放管由斜向下的钢管改为垂直向下的PE聚乙烯管，滤液排放更加顺畅且避免管道腐蚀；②滤液收集水箱溢流口高度降低，实际排液高差由6m提高至7.2m。改造后真空压力达到-0.065MPa，精矿水分降低至12%以下。原脱水系统陶瓷过滤机使用新水，过滤机滤液直接返回选矿循环水池，新水用量大、选矿循环水池外溢。为解决这一问题，在过滤厂房安装了滤液水收集再利用系统为过滤厂房供水，其他各处新水使用点全部改造使用选矿循环水，解决了新水用量大、供水压力不稳定的问题，实现了选矿水平衡，目前只需补充日常蒸发及精尾矿损失的水。

4 结束语

青海铜业选矿车间经过一年多的选矿实践及工艺优化，各项选别指标较设计有一定的提升，但还有提升空间，存在一些问题有待探索解决：①优化熔炼渣缓冷制度。研究不同气温条件下自然缓冷最优时间，确定水冷阶段用水量与冷却速度的关系，缩短缓冷时间，提高渣包利用率。②继续提高磨矿细度。熔炼渣中铜矿物单体解离有利于选别作业，要继续探索提高磨矿细度的磨矿分级工艺，提高选别指标。③尾矿综合回收利用。渣浮选尾矿含铁40%以上，具有极大的回收利用价值，要进一步探索浮选尾矿回收铁，提高铁精矿品质的工艺。