江西有色金属  1996, Vol. 10 Issue (4): 14-19
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铜冶炼炉渣选矿贫化流程特点分析[PDF全文]
肖有茂     
白银有色金属公司, 白银 730900
摘要:分析了国内外铜冶炼炉渣选矿贫化的流程特点, 从技术经济、综合利用、节能及环境保护方面考虑, 主张我国铜冶炼炉渣的贫化应坚定地走选矿之路。
关键词铜冶炼    炉渣    选矿    贫化    
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0 前言

全世界火法炼铜工艺生产出来的铜约占总铜90%, 在熔炼和吹炼过程中都产生含铜炉渣。由于涉及资源利用程度、冶炼经济效益和人类生存环境等问题,炉渣贫化历来被人们重视。在现今工业生产领域,炉渣贫化工艺有火法和湿法两大类,湿法以选矿法为主导。火法贫化在鼓风炉、反射炉、电炉等高温炉中进行,至今还有较大的应用范围。选矿贫化自1930年提出技术思路,50年代末日本率先工业应用,之后很多国家相继采用,发展很快。其原因在于它在技术、经济以及节能和环保上都是先进的。它不仅普遍用于贫化转炉渣,一些原先火法不宜再贫化的低铜熔炼炉渣和鼓风炉渣,也属它有效应用范围。我国对铜炉渣选矿贫化的研究起步较早,60年代初白银有色金属公司开始系统研究,随后全国各大铜业公司和研究院所各种规模的试验研究和应用成果相继出现。80年代后期我国第一座炉渣选厂在贵溪建成投产,生产指标超过设计水平。之后新的渣选厂又在大冶等处建成运行。系统分析铜炉渣选矿贫化的流程特点,对促进我国炉渣选矿的发展具有一定意义。

1 实例分析 1.1 日本日立矿业所炉渣选矿

处理日立矿冶所运输机冷却的铜转炉渣,其成分:Cu 6.96%、Fe 42.42%、Au 1.6g/t。选矿总回收率:Cu 95.49%、Fe 84.54%、Au 88.69g/t。铜精矿含Cu 29.44%、Au 6.29g/t, 铁精矿含Cu 0.4%、Fe 46.93%、Au 0.17g/t。中间浓密机溢流为唯一废弃物,含固产率1.06%, 含Cu 0.4%, 工艺流程有如下特点:

a.以浮为主,磁浮联合。对粒度小于15mm的破碎最终产物采用干式磁选,产率5.01%的非磁性产品为高品位白冰铜,其品位:Cu 45%、Fe 19.5%和Au 14.3g/t。磁性产品进磨浮系统。浮选产品占铜总回收率的2/3, 金的1/2。

b.阶段磨矿流程。第一段闭路磨新给矿和一段选别中矿,第二段开路磨一段选别尾矿,第三段开路磨第二段选别尾矿。尾矿是铜损失的主要去向,强调磨尾矿。

c.重视分级。既抓住了磨选的细度和浓度,又及时分离出铁精矿,使铜的损失得到控制。带圆筒筛的一段磨矿产物连续经螺旋分级机、旋流器、中间浓密机3次分级,第一二次分级的粗砂产物与一段磨矿闭路,第三次分级溢流是唯一废弃物,浓缩产物入一段选别。二三段磨矿都带旋流器预先分级,利用磁铁矿易粉碎的特点将旋流器溢流产物作铁精矿及时产出。使各段细度-0.044mm达87%, 浓度达45%, 保证了炉渣选别的基本条件。

d.设中间浮选,及时产出精矿。一二段球磨排矿都设独立浮选槽,快速浮选出两份铜精矿,加上一段选别的铜精矿和二三段粗选泡沫产品集中精选产出的铜精矿,共产4份浮选铜精矿。第三段粗选尾矿是第三份铁精矿。

1.2 日本足尾矿业所炉渣选矿

处理足尾矿业所经地坑自然冷却的铜转炉渣,其成分:含Cu 6.03%、Fe 52.39%、Au 0.1g/t、Ag 30g/t, 选矿总回收率:Cu 94.63%, Fe 76.18%, 铜精矿含Cu 16.55%、Au 0.7g/t、Ag 89g/t, 铁精矿含Cu 0.55%、Fe 57.63%、Ag 1g/t, 金痕量。无尾矿。工艺流程的特点如下:

a.干式湿式磁选和浮选联合收铜。对粒度小于10mm的破碎最终产物干式磁选,产出含Cu 23.06%, 铜回收率为24.03%的第一份铜精矿。在第一段磨矿分级回路中插入湿式磁选,产出含Cu 29.66%, 铜回收率21.48%的第二份铜精矿。三段浮选又产出第三份铜精矿。合计5份铜精矿中浮选产品铜的总回收率占55%。

b.抓住重点,强调细磨。影响浮选作业铜回收率主要是单体解离不完全,因而二三段磨矿皆对上段选别的尾矿进行,所达到的细度-0.044mm分别为70.8%、90.3%、94.8%。

c.提高磨矿浓度,保证磨矿效率。湿式磁选尾矿(磁性产物)用旋流器浓缩后返回第一段磨矿,进入第二三段磨矿的物料都经旋流器预先分级、浓缩,以保证各段磨矿浓度。

d.提高浮选浓度和细度。第二段磨矿前预先和检査分级的溢流经旋流器浓缩,磁选尾矿也经旋流器浓缩,两者溢流产物合并后再由浓密机进一步浓缩进二段选别,两者的浓缩产物则直接进二段选别。第三段磨选的物料由旋流器预先浓缩,其溢流作最终铁精矿产出。

1.3 日本佐贺关冶炼厂转炉渣选矿

处理佐贺关冶炼厂经铸模冷却的铜转炉渣和吊包渣壳。其成分:Cu 3.5%, Fe 49.5%, SiO2 22%。选别指标:铜精矿含Cu 20%, 铜回收率93%, 铁精矿含Cu 0.34%, 无尾矿,据称其先进的铜金银回收率皆在98%~99%水平[1]。工艺流程的特点如下:

a.磨浮前采用磁选回收高品位冰铜。

b.第一段磨矿分级回路中插入独立浮选槽快速浮选铜。

c.两段磨选,第一段磨矿产物经连续两次分级保一段选别细度,第二段预先分级溢流作为第一份铁精矿产出,有助于二段磨选浓度提高。二段选别尾矿作为第二份铁精矿,磁浮选总共产4份铜精矿。

1.4 日本大谷地渣选矿

处理小坂冶炼厂铜转炉渣。其成分:Cu 7%、Fe 42%、SiO2 16%。典型浮选指标:铜金银回收率94.5%~93.5%, 弃渣含Cu 0.46%。其流程特点是三段磨选中第一段分级溢流单槽浮选出第一份铜精矿,第二段分级溢流经一粗二精浮选出第二份铜精矿,第三段对二段粗选底流再磨再选,其泡沫产物与第二段精选尾矿返第二段磨矿。

1.5 日本直岛、日比、东予渣选矿

三厂皆处理转炉渣,渣型皆高铁低硅,东予厂铸渣机缓冷渣铜品位居中硅最高铁相同,其成分:含Cu 4.51%、Fe 49.74%、SiO2 21.54%。直岛全浮工艺,磨矿细度-0.044mm占80%~93%。日比磁浮工艺,磨矿细度-0.044mm占90%。东予全浮工艺,第一段细度-0.044mm占45%~48%, 尾矿细度-0.044mm占82%~87%。东予选矿指标:铜回收率在三厂中最低,为92%左右,铜精矿含Cu最高,为33%, 尾矿品位居中,含Cu为0.4%, 尾矿含Fe 48%~50%, 作水泥原料,或用于填海[2~3]

1.6 澳大利亚芒特艾萨矿业公司选矿

选厂周期性地处理铜转炉渣。将转炉渣磨至-0.074占80%, 混入原矿选别系统一并浮选。渣矿合选的比例及相互影响因素得到了解决。渣浮选指标是给料含Cu 3.1%, 精矿含Cu 48.5%, 尾矿含Cu 0.62%[4]

1.7 白银有色金属公司铜转炉渣选矿

1976年在20t/d规模选厂处理白银公司冶炼厂地坑缓冷的铜转炉渣,其成分:Cu 2.25%、Fe 48.68%、SiO2 23.06%。选矿回收率:Cu 91.45%、Fe 32.50%。铜精矿含Cu 15.90%、含Fe 40.52%。铁精矿含Fe 57.36%、含Cu 0.3%。铁精矿和尾矿合计含Cu 0.22%。工艺流程的特点如下:

a.用旋流器预先分级提高磨矿浓度并强调细磨。三台球磨控制细度-0.043mm分别是66.4%、86.4%、94.0%, 一二台球磨属连续磨的一段磨矿,第三台球磨属第二段磨矿,磨第一段选别粗选泡沫产物。

b.粗精矿再磨后两次精选产出唯一一份铜精矿。

c.第一段选别尾矿经一粗一精磁选产铁精矿和尾矿。

1.8 贵溪冶炼厂渣选矿

处理贵溪冶炼厂用铸渣机缓冷的铜转炉渣,其成分:Cu 4.5%、Fe 49.9%、SiO2 21.0%。选矿指标:铜总回收率92.16%, 铜精矿含Cu 35%, 尾矿含Cu 0.4%。工艺流程的特点如下:

a.两段一闭路破碎流程。总破碎比16.7, 最终粒度小于15mm, 设手选作业剔除大块铜及铁件。

b.三段磨矿,强调细磨。第一段磨矿螺旋分级机与之闭路,磨原渣,第二段磨矿用分设的两个旋流器作预先和检査分级,磨一段选别尾矿和二段粗选尾矿(1991年),第三段磨矿用一旋流器作预先与检査分级,磨二段选别的中矿。第一二三段磨矿达到的细度分别是-0.074mm占55%,-0.044mm占90%, -0.025mm占80%。为保证细度,采取了提高磨矿浓度的措施。第一段选别尾矿、第二段与第三段选别中矿皆用旋流器浓缩后再磨,使三段磨矿排矿浓度分别为:80%、77%、73%。

c.三段选别,强调高效。第一段选别用中间浮选机快速浮选,浮选浓度高达60%, 提前产出粗粒级含Cu 50%的第一份铜精矿,第二段常规浮选,浓度为46%, 产第二份含Cu 35%的铜精矿,同时抛尾。第三段对二段中矿单独处理,浮选浓度为31%[5~6]

1.9 金川有色金属公司渣选矿

金川公司液体转炉渣经电炉贫化所产金属化钴冰铜,缓冷处理后进入选矿过程,先磁选出富钴合金送浸出,磁选尾矿进浮选,产出铜精矿和硫精矿,分别返卡尔德炉和贫化电炉。硫铁矿作硫化剂时金属化钴冰铜含Cu2.8%、Ni 6.01%、Co 1.53%。选别指标为富钴合金含Cu 1.23%、Ni 15.99%、Co 4.17%, 铜精矿含Cu 10.58%, 金属回收率:Co 84.83%[7]、Ni 82.80%。入选物料磨细度-0.074mm为77%。

1.10 大冶有色金属公司渣选矿

大冶公司1991年建成铸渣机后,铜转炉渣在该机上缓冷后送选矿处理,渣含铜2%~4%, 选矿铜回收率93%左右。

1.11 芬兰赫加诺达渣选矿

处理赫加诺达闪速溶炼炉渣,渣罐内的渣在室外堆放24h, 再水冷24h。全浮工艺。浮选指标:渣含Cu 4%, 铜精矿含Cu 30%, 铜回收率91%~92%, 弃渣含Cu 0.35%~0.4%。选矿流程有如下特点:

a.采用自磨机和砾磨机,简化破碎流程。破碎仅用一台600mm×900mm颚式破碎机,加强其排矿的粒度分级,大于80mm粒级作为第一段磨矿——自磨机的磨矿介质,小于80mm大于40mm粒级作为第二段磨矿——砾磨机的介质,小于40mm粒级为第一段磨矿给料。

b.第一段磨矿旋流器与之配套,其溢流产物快速浮选产出第一份高品位铜精矿。

c.第二段选别是一粗二扫二精常规流程,产第二份铜精矿,与第一份铜精矿合并脱水处理,改善脱水特性。

d.第一段快速浮选槽内产物和第二段精选槽内产物合并进旋流器预先分级后送二段磨矿,该旋流器兼检査分级功能,提高了磨矿浓度,溢流细度-0.074mm达95%[8, 10]

1.12 美国肯尼特矿物公司和加拿大诺兰达公司渣选矿

肯尼科特公司处理犹他炼铜厂诺兰达反应炉用30%~35%富氧,产出70%~75%冰铜和含Cu 7%、Fe 42.2%, Fe/SiO2比值为1.85的炉渣。该渣由渣罐缓冷后送浮选厂三段破碎两段磨浮,产出含Cu 40%的铜精矿,铜回收率95%, 尾矿含Cu 0.42%。诺兰达公司处理该公司富氧浓度35%, 冰铜含Cu 72%的熔池熔炼产出的熔炼渣,铁硅比1.5, 磨至-0.044mm为90%选矿,弃渣含Cu 0.35%。

1.13 白银有色金属公司反射炉熔炼渣选矿

1986年在20t/d规模选厂处理公司冶炼厂渣场堆存多年的自然冷却空气熔炼反射炉渣,其成分:Cu 0.746%、Fe 37.56%、SiO2 36.43%、Au 0.53g/t、Ag 11.47g/t。选别指标是铜精矿含Cu 13.39%、Au 4.539g/t、Ag 99.47g/t, 尾矿含Cu 0.354%, 铜回收率53.99%。工艺流程的特点如下:

a.采用简单的一段磨选流程。ϕ1200mm×1200mm球磨机与ϕ500mm螺旋分级机闭路,一粗一扫一精及中矿返回粗选作业的浮选流程。

b.为控制磨矿成本和便于扩大生产规模,将磨矿细度限制在-0.074mm为85.88%。

c.采用较高的浮选浓度,即44.6%。

1988年在相同选厂处理白银公司冶炼厂熔池富氧熔炼渣,其成分:Cu 2.722%、Fe 40.63%、SiO2 27.49%、Au 1.2g/t、Ag 33g/t。选别指标为:铜精矿含Cu 13.259%、Au 4.21g/t、Ag 110.29g/t, 铜回收率89.33%, 弃渣含Cu 0.356%。选矿流程为连续两次磨矿一段选别,入选细度-0.043mm占94.53%, 一粗一扫二精浮选流程,采用较高浮选浓度。

1.14 成都电冶厂渣选矿

四川冶金研究所进行了成都电冶厂鼓风炉渣选矿,渣成分:含Cu 0.49%、Ni 0.62%、SiO2 35.56%、Co 0.084%。试验结果:铜镍精矿含Cu 14.45%、Ni 18.39%, 铜回收率73.85%, 镍回收率64.85%。采用一粗一扫二精流程,磨矿细度为-0.074mm占53.67%[9]

2 综合分析与讨论 2.1

国内外铜冶炼炉渣选矿贫化主要用于处理转炉渣,并日益扩大到处理熔炼炉渣和鼓风炉渣,显示出广阔的应用前景。将转炉渣返熔炼炉贫化的方式,由于熔炼炉采用富氧等强化手段和提高冰铜品位使熔炼渣铜品位升高,而显得不适宜。电炉和鼓风炉对转炉渣的贫化方式,遇到了日趋严峻的能源和环保政策限制。诺兰达反应炉、闪速炉和通富氧的反射炉等熔炼炉,不能解决自身溶炼炉渣贫化的问题。廉价有效又无公害地回收转炉渣和熔炼炉渣中铜金银和铁等有价元素,甚至取消渣场的方式,首推选矿。

2.2

炉渣最好作缓冷处理。国内外多在铸渣机、运输机、地坑、渣罐等装置中缓冷。相对于急冷渣,缓冷渣中铜的结晶粒度较粗而均匀,单体解离度要求较低,选出的精矿质量较高,金属回收较充分,能耗和物耗也较低。

2.3

在破碎工段设立手选作业。对于剔除渣中大块铜件和铁件,保护破碎设备,比金属探测器和电磁铁搭配,更为可靠。

2.4

炉渣单独选矿处理更易把握。磨矿造浆后,渣浆的粘度、粒度、沉降等特性,与矿浆有显著差异。将其单独选矿处理,较之炉渣,和矿石混合处理,更易把握其工艺过程和技术经济指标。在矿石选厂能力有富余时,可考虑渣矿搭配混选,渣矿混合的比例要求严格控制。

2.5

磁浮联合工艺的应用。炉渣中常有金属铜和冰铜或白冰铜的单体和局部富集,它们的磁性相对炉渣的其余部分明显较弱,在选铜的尾渣中或流程的合适处,配置磁场强度适宜的弱磁场磁选机,将渣中四氧化三铁等磁性铁矿物分离成铁精矿,能有效提高渣选矿的综合效益。

2.6

多段细磨,使有价成分解离充分。多2~3段磨矿,最终细度-0.044mm占85%以上,第二段和第三段对前段选别尾矿或中矿再磨矿,或兼处理后段或本段选别中矿。

2.7

要求较高的磨、选浓度。磨矿浓度多在75%以上,浮选浓度多在40%以上。因渣浆不同于矿浆的若干特性。多用螺旋分级机、水力旋流器、浓密机等脱水浓缩提高磨选浓度。

2.8

设置快速浮选作业。在第一段磨矿分级回路中插入快速浮选作业或对分级溢流快速浮选。尽早产出优质铜精矿。

2.9

适时分批产出铜精矿。除干式磁选和湿式磁选产出各自的铜精矿外,阶段浮选和中矿单独处理也要求选出合格铜精矿,实现早收多收。

2.10

铁精矿也注重及早产出,渣中铜铁矿物磨碎速率和密度的差异,有时使磨矿预先分级溢流中铜品位降至尾矿级以下,含铁较高,可将其当作铁精矿及早产出。

2.11

各种铜精矿合并脱水。湿式作业产出的各份铜精矿,粒度有明显差异。炉渣铜精矿的脱水性能优于矿石铜精矿。合并脱水可改善总体脱水效率,并可为熔炼炉提供质量稳定的铜精矿。

2.12

与国外相比,我国铜冶炼渣选矿工艺较为简单,选别指标却不相上下,技术经济较为适合我国国情。低品位空气熔炼反射炉渣选矿贫化,我国属先导型研究,国外仅见原苏联曾有室内研究报道。在流程中用干式磁选或湿式磁选,预先选出渣中高品位冰铜、白冰铜和金属铜的单体和富连体,用闪速浮选机在60%以上高浓度和粗粒度下,尽早产出优质铜精矿,炉渣和矿石混合入选等方向,都应做探索研究,逐步完善。这将有助于进一步提高我国铜渣选矿指标,拓宽应用领域。

3 结语

综上所述,我国铜冶炼炉渣的选矿具备了较为雄厚的技术基础。现面临矿产资源迅速枯竭和能源紧缺,铜冶炼厂及区域环境污染严重的状况,建立更多的选矿生产线对铜冶炼炉渣作贫化处理并综合开发利用,将对我国铜工业的发展带来深远影响。

参考文献
[1]
藤原丰东胜. 佐贺关冶炼厂炉渣选矿[J]. 国外金属矿选矿, 1981(3): 28.
[2]
周复汉译. 日本东予炼铜厂转炉渣选矿过程简介. 有色冶炼, 1985, (1): 58
[3]
横川武. 日本别子铜矿的炉渣选矿[J]. 国外金属矿选矿, 1973(5): 40.
[4]
Richard M S Watsford. 铜冶炼厂转炉渣在芒特艾萨矿业公司选厂浮选[J]. 有色冶炼, 1985(9): 25.
[5]
王治华. 选冶联合流程处理转炉渣[J]. 有色冶炼, 1984(8): 24–30.
[6]
王治华. 提高转炉渣选矿工艺指标的途径[J]. 江西铜业工程, 1995(2): 17–19.
[7]
崔学仲, 曹祥瑞, 彭淑媛. 自镍铜转炉渣中回收钴[J]. 有色金属(冶), 1982(1): 34–39.
[8]
刘钰, 等. 芬兰有色金属选矿技术考察[J]. 国外金属矿选矿, 1986(10): 24.
[9]
四川省冶金研究所. 鼓风炉渣选矿试验[J]. 有色金属, 1981(3): 17.
[10]
刘钰, 梁子盛. 芬兰有色金属选矿简介[J]. 白银科技, 1987(2): 16.