关于铜冶炼渣浮选回收铜的研究现状

关于铜冶炼渣浮选回收铜的研究现状
摘要：随着经济和科技水平的快速发展，我国是铜资源严重短缺的国家，硫化
铜矿物是提铜的主要矿物。

在硫化铜矿石的铜硫浮选分离中，通常涉及到黄铜矿、辉铜矿和斑铜矿等与黄铜矿和磁黄铜矿的分离。

由于矿石性质的复杂性和差异性，有针对性地开展铜硫浮选分离工艺技术研究具有重大意义。

关键词：铜渣；回收铜；焙烧；磁铜矿
引言
铜渣是在火法炼铜的熔硫和转炉过程中产生的副产品，有艾萨炉渣、转炉渣
和贫化电炉渣等，仅2017年我国产生的铜渣量就高达1777.8万t，约占全球铜渣生产量的1/3。

目前，国内大多数铜企都将铜渣丢弃或堆存在渣场，不仅占用了
大量的土地而且对环境造成严重的污染；还有部分铜渣被用来铺路或制作混凝土
等建筑材料，这样虽然解决了铜渣堆存的问题，但是未能回收铜渣中的有价金属。

因此，如何有效合理利用铜渣是当前我国铜冶炼行业亟待解决的难题。

铜渣中的
铜和硅含量丰富，另外还有少量的铜、铜、钙、锌、镍、钴等有价金属[。

对典型铜渣浮选尾矿进行XRF分析，主要化学成分如表1所示，铜渣的全铜含量为
40.44%，远高于我国铜矿石的可采品位，然而目前国内对铜渣中铜的利用率不足1%，因此回收铜是综合利用铜渣的一个重要环节。

1．选矿法回收铜渣中的铜
选矿法处理铜渣是将铜渣磨细到一定的粒度，使铜渣中的有价金属和脉石分
离开，然后通过浮选或磁选等选矿工艺回收铜渣中的铜、铜等有价金属。

通过多
段磁选和添加分散剂富集回收铜冶炼炉渣浮选尾矿中的铜。

结果表明，经多段磁
选后，铜渣中的铜品位从42%提高到49.73%，铜的回收率和铜精矿的产率分别为30.23%和25.39%；在多段磁选过程中再对铜渣进行磨矿并添加六偏磷酸钠和水玻
璃等分散剂，得到的铜精矿中铜的品位提高到51.56%，但是铜的回收率和铜精矿
的产率分别降至27.14%和22.08%。

采用磨矿-浮选-磁选-浮选中矿与磁性矿合并再磨-再浮选-再磁选的阶段磨矿和阶段选别流程对铜渣中的铜和铜进行富集回收，
一段磁选精矿通过再次磨矿将铜渣中的铜和硅分离，然后再进行浮选和磁选，最
终得到了铜品位为62.53%的铜精矿和铜品位为19.82%的硅精矿，回收到35.04%
的铜。

根据炼铜炉渣的矿物特性，将铜渣阶段磨矿和分级后，采用“一粗(选)二扫(选)二精(选)”和“一粗(选)一扫(选)一精(选)”的工艺流程分别对铜渣中的铜和铜进行富集回收，得到了铜品位为14.33%的铜精矿和铜品位为51.67%的铜精矿，铜的
回收率为48.8%，铜的回收率为57.55%。

采用磁选粗选、再磨、磁选精选、反浮
选等工艺对选铜尾矿进行处理，获得铜品位为51.56%的合格铜精矿和铜品位为53.38%的选煤重介质，产率分别为10.24%和53.38%。

2．回收铜渣中的铜
2.1旋流电解
经过不断的发展，旋流电解技术现已广泛运用到了铜电积生产中，经过多年
的生产总结，该工艺已越来越成熟。

旋流电解是基于各金属离子理论析出电位的
差异，即欲被提取的金属只要与溶液体系中其它金属离子有较大的电位差，则电
位较正的金属易于在阴极优先析出，其关键是通过高速溶液流动来消除浓差极化
等对电解的不利因素，避免了在传统电解过程受多种因素(离子浓度、析出电位、
浓差极化、超电位、pH值等)影响的限制，可以通过简单的技术条件生产出高质
量的金属产品。

2.2还原焙烧‐磁选法
还原焙烧-磁选是往铜渣中添加固体或气体还原剂，将铜渣中的亚铜还原成单
质铜，再通过磁选将单质铜与脉石分离，得到铜精矿的一种有效方法。

发现在非
熔融状态下加碳和CaO比用CO更容易还原铜渣中的铜，因为增加的碱性氧化物
能与SiO2反应形成硅酸盐，增加了FeO的活度，降低了反应的温度。

因此提出
了含碳球团-转底炉直接还原工艺综合回收铜渣中的铜、铜和锌等有价金属，铜渣
在1200℃还原焙烧后磁选回收到91%以上的铜。

以焦粉为还原剂、氧化钙为添加剂，对浮选铜尾矿进行还原焙烧和弱磁选，获得了硫磷含量低、铜品位为92.96%
的铜精矿，铜的回收率达到93.49%。

将铜渣、褐煤和CaO以100:30:10的质量比
混合，1250℃还原焙烧50min，再经过磨矿和磁选，获得铜品位为92.05%的直接
还原铜粉，铜的回收率为81.01%。

对铜渣进行直接还原和磁选分离能得到品位较
高的直接还原铜粉，但回收率没达到预期，并且会产生大量的CO2等温室气体，
不符合国家节能减排的环保要求。

因此，有学者对铜渣进行了深度还原-磁选研究。

对云南某铜冶炼厂水淬铜渣进行熔融还原炼铜，研究发现添加CaF2产生的F-离
子能破坏熔渣中硅酸盐离子的硅氧四面体结构，从而降低熔池的黏度，调整铜渣
的碱度，1575℃保温焙烧30min，既能回收铜渣中的铜也能降低铜精矿中的硫含量。

在回收铜的研究中，为降低火法冶金炉渣中的磁铜矿含量，利用柴油还原铜
渣中的Fe3O4。

利用氢气在900~950℃焙烧铜渣3~5h制备金属铜，铜和硅实现分离，并伴随着金属铜颗粒的聚集长大，得到纯度较高的还原铜粉和二氧化硅。

深
度还原产物中的铜颗粒呈球状或片状均匀分布，颗粒粒度为80～100μm，与脉石
无明显的夹杂现象，嵌布关系简单，通过磨矿可以实现单体解离，而且还原产物
中的S和P等元素也得到有效脱除，但能耗非常高。

因此，更多的专家学者开始
研究将铜渣中的铜氧化富集到磁铜矿相中，再通过磁选回收。

2.3氧压酸浸
因冰铜在销售时只计铜和金、银的价，且计价系数不高只有80%左右，而其
它金属都不计价，这给公司造成经济损失。

经过不断的试验摸索和一种新材料钛
－碳钢复合材料的加压釜的出现，公司采用了氧压酸浸的工艺来处理铜冰铜，取
得成功。

经过氧压酸浸，铜冰铜中的硫被氧化成单质硫转移到渣中，铜被氧化成
铜离子形式进入溶液，铜以硫酸铜的形式和金、银留在渣中，在高温高压高酸条
件下，绝大部分铜以赤铜矿和黄钙铜矾的形式进入渣中。

2.4湿法处理回收铜渣中的铜
对铜渣焙烧后的焙砂进行硫酸浸出实验，再对浸出渣进行磁选分离，得到铜
精矿。

结果表明，铜渣在液固质量比为4:1，硫酸浓度为18.7%的条件下浸出
40min后，得到品位和回收率分别为61.52%和82.26%的铜精矿。

铜的回收率随浸出温度的升高变化不大，因此室温即可将铜渣中的铜浸出。

但是用酸浸出铜渣中
的铜，萃取液的消耗大。

鲁兴武[40]用氨水和氧化剂对湿法炼锌酸产生的浸铜渣
进行选择性浸出-萃取实验，综合回收铜渣中的铜和锌、以及铜和铜。

其中铜和锌
的浸出率分别达到80%~90%和70%~80%，铜和铜的浸出率随变化不大，仅提升到3%和1%左右。

因此氨水浸出有利于铜渣中的铜、锌等其他元素的脱除，有利于
减少这些金属对后续从铜渣中回收铜的影响。

硫酸化浸出可以有效地回收铜渣中
的铜，氨水或碱能选择性地浸出铜渣中的有价金属。

但湿法技术需要使用大量化
学药剂，不仅腐蚀设备，而且会造成环境污染。

2.5氧化焙烧-磁选法
铜橄榄石是铜渣中的主要相，CaO能与其中的SiO2反应，而FeO被释放出来，通入氧化性气体将FeO氧化成Fe3O4，再通过磨矿和磁选分离，实现铜的富集回收。

对铜渣进行熔融氧化实验，研究气体成分、吹气时间及吹气流量和恒温焙烧
时间等条件对铜冶炼渣中铜组分的选择性富集、长大与粗化的影响。

实验表明，0.001mL/g的油酸钠为分散剂,磨矿粒度为45.8μm，激磁电流强度为2.5A时,可获
得铜品位为54%的铜精矿，回收率90%以上。

将氧化改性后的铜渣研磨至74μm
以下，可得到铜品位为62.8%的铜精矿，回收率为79.3%。

对铜渣进行熔融氧化
改性以富集磁铜矿，可得到回收率和品位较高的磁铜矿精矿，但是高温需要消耗
大量的能量，且铜渣的熔点为1200℃左右，熔融后会与坩埚黏结不易脱离，导致
回收率降低。

因此，有人提出对铜渣进行中低温氧化富集Fe3O4。

研究发现，铜
渣在700℃焙烧2h后，铜橄榄石相全部消失，转化为Fe3O4和少量的Fe2O3，800℃温度下焙烧能实现Fe3O4的最大化富集而不产生大量的Fe2O3，氧气流量
选定为0.1L/min。

调整合适的氧分压，将粒度小于100μm的铜渣和CaO混合后
在850℃电炉中焙烧2h，有Fe3O4生成并聚集。

中低温下对铜渣进行氧化焙烧能
较好地富集Fe3O4，只要控制合理的氧分压，不将Fe3O4过度氧化成Fe2O3，通
过磁选分离实现铜的回收。

以上都是采用火法焙烧的方式对铜渣进行改性处理，
这些方法的整体流程往往较长。

因此，也有学者提出通过湿法处理回收铜渣中的铜。

3.结语
利用铜反射炉—氧压酸浸—旋流电积技术回收粗铜精炼锅铜浮渣中的铜生产
工艺，经过多年的生产实践，取得较大的成功，各项经济技术指标良好，成本低，工艺流程短，环境好，能为公司创造良好的效益。

参考文献:
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