某铜熔炼渣综合回收试验研究

某铜熔炼渣综合回收试验研究
【摘要】针对某铜熔炼渣嵌布粒度细，共生关系紧密的性质特点，采用细磨工艺，以碳酸钠作为调整剂，丁基黄药+Z-200作为组合捕收剂浮选回收铜，取得了良好的选别指标。

浮选尾矿磁选回收铁，选别效果不明显。

【关键词】铜熔炼渣；细磨工艺；组合捕收剂；磁选
Comprehensive Recovery Study on A Smelting Slag of Copper
YＡＯShu－jun
（Tongling Nonferrous Metals GroupHoldings Co.,Ltd.，Metal Brand Company，ＴｏｎｇｌｉｎｇAnhui，244000）
【Abstract】A smelting slag of copper is characterized by fine disseminated extent and close symbiosis. Using fine grinding process on the condition of high-alkaline and Butyl xanthate+Z-200 as collector to flotate the copper, has achieved a better flotation effect. Flotation tailings magnetic separation recycling iron, the effect is not obvious.
【Key words】Ｓmelting slag of copper；Ｆine grinding process；Combination of collector；Ｍagnetic separation
1矿样性质
熔炼渣从某种意义上说是一种“人造矿石”，一般为黑色致密块状，渣中主要矿物为铁橄榄石，磁铁矿和硫化铜矿物等，铁橄榄石和磁铁矿占炉渣总量的90%以上。

炉渣与天然的矿石比较，具有韧性大、硬度高、比重大等性质特点。

渣中主要成份为铁和硅，其余为铜及少量的金、银、镍、钴等有价成份。

熔炼渣多元素与铜、铁物相分析结果分别见表１、表2和表3所示。

表１熔炼渣多元素分析结果/%
注：Au，Ag单位为g/t。

表２铜物相分析结果/%
2选矿试验研究
由多元素和物相分析结果可以看出，该熔炼渣主要可回收元素为铜和铁，铜矿物主要以硫化铜和金属铜为主，铁矿物主要以磁铁矿和碳酸铁为主，根据矿石性质特点，采用浮选回收铜—浮尾磁选回收铁的原则流程对铜、铁进行综合回收。

表３铁物相分析结果/%
2.1磨矿细度试验
由熔炼渣结构特点知，渣中铜相晶粒嵌布较细，多数在50～70微米以下，且与其它渣相组分结合紧密，必须细磨才能达到单体解离。

为查明磨矿细度对浮选指标的影响，以丁基黄药作为铜矿物的捕收剂进行磨矿细度试验。

试验流程与结果分别见图１和图２。

图1磨矿细度试验流程
图2磨砂细度试验结果
由试验结果可以看出，随着磨矿细度的增加，铜精矿品位变化不大，铜回收率逐步提高，尾矿品位逐步下降。

当磨矿细度-0.044mm占86%时，铜精矿品位为5.25%，回收率为85.23%。

继续增大磨矿细度至-0.044mm占92.0%时，铜精矿品位为4.91%，回收率为85.97%，铜精矿品位有所下降。

初步认为磨矿粒度过细，部分脉石矿物夹杂上浮，致使铜精矿品位下降。

综合考虑铜品位和回收率，
确定磨矿细度以-0.044mm占86%为宜。

2.2调整剂用量试验
通过探索试验，确定以碳酸氢钠作为矿浆的pH调整剂，为查明碳酸钠用量对铜浮选指标的影响，进行了碳酸钠用量试验。

试验流程与结果分别见图１和图３所示。

图3调整剂用量实验结果
由试验现象看，加入适量的调整剂碳酸钠后，浮选泡沫层较稳定。

当碳酸氢钠用量为600g/t时，铜精矿品位为5.61%，铜回收率为86.09%，尾矿铜损失率为13.91%。

继续加大碳酸钠用量，铜品位和回收率变化不明显。

结合现场生产实际，确定碳酸钠用量为600g/t。

2.3捕收用量试验
通过探索试验，以丁基黄药和Z-200按1:1组合作为铜矿物的捕收剂，为确定最佳捕收剂用量，进行捕收剂用量试验，试验流程见图１，试验结果见图４。

图4捕捉剂用量实验结果
由试验结果可知，随着捕收剂用量的增大，铜回收率逐步增加，铜精矿品位逐步下降。

当丁基黄药+Z-200（1:1）用量为80g/t时，铜精矿品位为6.0%左右，铜精矿回收率为83.0%左右。

继续增大捕收剂用量，铜回收率变化不大，铜精矿品位下降明显。

综合考虑铜精矿品位和回收率，确定捕收剂用量为80g/t。

2.4浮选浓度试验
浮选浓度是影响炉渣选别的又一关键因素，根据炉渣比重大，容易沉槽的性质特点，结合现场生产实际可知，在高浓度矿浆条件下，有利铜矿物的综合回收。

为了确定合理的矿浆浓度，进行了浮选浓度试验，试验流程见图１，试验结果见图５。

图5浮选浓度实验结果
由图５试验结果可以看出，当浮选浓度21%提高到36%时，铜回收率由81.7%增加到87.6%，铜精矿品位由6.4%降低到4.9%。

随着浮选浓度的增加，铜精矿上浮量逐渐增大，铜回收率逐步提高，铜精矿品位却有所下降。

结合炉渣比重大，体积浓度相对较低等性质特点，建议现场适当增大浮选浓度，这样既节省药剂，又有利于铜回收率的提高。

受实验室浮选作业条件限制，浮选浓度仍以26%作为后续作业条件。

2.5闭路试验
在条件试验的基础上，结合现场经验，采用次粗选三次扫选三次精选—中矿集中返回再磨的工艺流程进行闭路试验，试验流程与结果分别见图６和表４所示。

图6闭路试验流程
表４选铜闭路试验结果/%
闭路试验结果为铜精矿品位25.18%，回收率84.06%，尾矿品位0.201%，尾矿回收率为15.96%。

2.6浮尾选铁试验
对浮选尾矿在1200高斯的磁场强度下，采用一次粗选一次精矿的流程进行磁选试验，试验结果如表５所示。

由磁选试验结果可以看出，经过一次粗选一次精选，磁性矿铁品位为49.38%，铁回收率为2.37%。

3结语
表５浮尾选铁试验结果/%
３．１该熔炼渣主要可回收元素为铜和铁，其中铜矿物与铁矿物嵌布粒度较细，多数在50～70μm以下，且与其它渣相共生嵌布，必须通过细磨才能使有用矿物达到单体解离。

３．２熔炼渣含铜1.21%，主要以硫化铜和金属铜的形式存在，采用一次粗选三次扫选三次精选—中矿集中返回再磨的流程，以常见丁基黄药+Z-200作为铜矿物捕收剂，获得良好的浮选效果。

闭路试验结果为铜精矿品位25.18%，回收率84.06%。

３．３熔炼渣含铁39.60%，主要以磁性铁和碳酸铁的形态存在，浮尾经过一次粗选一次精选获得磁性矿品位为49.38%，回收率为2.37%，选别效果不明显。

初步认为熔炼过程中硅酸盐与氧化铁呈熔融状嵌布，难以有效分离，部分硅酸铁被磁化，导致磁性铁品位难以提高。

【参考文献】
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