广东某含铜污泥冶炼渣富集工艺研究

饶金山 吕昊子 陈志强 胡红喜 刘 勇 蒋 英

（1.广东省科学院资源综合利用研究所，广东广州510650；2.稀有金属分离与综合利用国家重点实验室，广东广州510650；3.广东省矿产资源开发和综合利用重点实验室，广东广州510650）

我国每年产生重金属污泥约6 000万t，含铜0.1%～3%［1］。重金属污泥烧结熔炼产量巨大，是重要的二次铜资源［2］。含铜污泥产生的铜渣含铜1.0%～3.0%，品位低于烧结熔炼的入炉品位（一般要求>8%），直接烧结熔炼成本高。但其中某些金属含量是金属矿开采品位的数倍，直接堆置不仅造成铜资源浪费，而且污染环境［3］。因此，开展铜渣的综合利用研究，对提高铜资源的循环利用率、降低我国铜资源对外的依存率和保护生态环境具有重要意义。

目前铜渣主要采用还原熔炼贫化、熔融还原和湿法冶金等方法回收铜［1］，但预先物理富集再冶金处理是更经济的方法，浮选是最常用方法［4-7］，其次为焙烧—磁选［8-11］。含铜污泥经过烧结熔炼后铜主要以金属铜、铜合金和铜铁矿形式存在，现有铜渣富集研究主要集中于铜精矿冶炼渣，而含铜污泥冶炼渣的研究涉及较少。为使产品的铜品位达到入炉品位要求，本研究以含铜污泥冶炼渣对象，开展了浮选富集工艺研究，以确定最佳的浮选药剂制度及合理的工艺流程，为类似含铜污泥冶炼渣的综合利用提供技术借鉴。

1 铜渣性质

1.1 化学多元素分析

该铜渣取自广东某环保企业，该企业采用鼓风炉熔炼法处理含铜污泥，得到粗铜和铜渣。对铜渣进行化学多元素分析，结果见表1。

由表1可知，铜渣中铜品位为3.50%，远高于硫化铜矿床铜的最低工业品位0.4%［13］，具有重要的回收利用价值。

1.2 铜渣的矿物组成

对该铜渣进行矿物组成分析，结果见表2。

由表2可知，铜渣主要由含铜物质、铁氧化物和硅酸盐渣相物质组成。含铜物质以金属铜和铜镍锡合金为主，少量铜铁矿；主要脉石矿物为辉石和黄长石。在硫化矿捕收剂体系下，含铜物质与铁氧化物、硅酸盐基质可浮性相差大，可直接使用硫化矿捕收剂浮选分离富集。

1.3 含铜物质的粒度分析

含铜物质的粒度分析结果见图1。

由图1可知，含铜物质在0.01～2.56 mm均有分布，但以微细粒级居多，其中-0.01 mm难选粒级占有率约为55%。

1.4 主要含铜物质的嵌布状态

为查明铜渣中含铜物质的嵌布状态，对其进行扫描电镜分析，结果如图2所示。

从图2可以看出，金属铜主要以2种形式存在，一种是金属铜与铜镍锡合金呈固溶体形式连生（图2（a）和（b）），金属铜粒度仅10 μm左右，铜镍锡合金颗粒更粗；另一种是金属铜嵌布在硅酸盐玻璃相中，且与磁铁矿紧密连生（图2（c）），粒度为50 μm左右；少量针状铜铁矿嵌布于硅酸盐玻璃中，并沿铬铁矿边缘交代（图2（d））。以上结果表明，含铜物质嵌布特征复杂，通过重选或磁选难以回收。

1.5 铜渣磨矿产品的粒级分析

将铜渣磨至-0.075 mm占85.76%后进行筛分分析，结果见表3。

由表3可知，+0.15 mm粒级的累计铜品位22.56%，超过了二级铜精矿铜品位要求，可直接作为铜精矿。

2 试验药剂及设备

试验中所使用的药剂包括：丁基黄药（工业级），松醇油（工业级），盐酸（分析纯），氢氧化钠（分析纯）。

试验中所使用的设备包括：颚式破碎机（型号PE-150 mm×250 mm）、辊式破碎机（型号2PGX-400）、锥形球磨机（型号XMQ-240 mm×90 mm），XFD-II型挂槽式浮选机（容积为0.5 L、0.75 L、1.0 L、1.5 L），电热鼓风烘干机（型号LU-920），矿物解离分析仪（MLA-650，内集成了扫描电镜）。

3 富集工艺研究

3.1 浮选探索试验

铜渣常用的捕收剂有黄药［12-16］、黑药［17-18］或组合捕收剂［19］，起泡剂主要为松醇油［20］。本试验以丁基黄药为捕收剂、松醇油为起泡剂，铜渣磨细后不添加pH调整剂（粗选矿浆pH=11），采用“1粗2扫”，进行浮选探索试验，具体流程及药剂制度见图3，结果见表4。

由表4可知，粗精矿的铜品位可达11.71%，铜回收率为69.51%，表明浮选可有效回收铜渣中的铜。

3.2 浮选条件试验

为进一步提升浮选指标，开展了磨矿细度、pH值、捕收剂用量等条件试验，以确定合理的浮选工艺参数，具体试验流程见图3。

3.2.1 磨矿细度试验

在粗选丁基黄药用量为100 g/t、松醇油用量为40 g/t、粗选矿浆pH为11的条件下，考察磨矿细度对尾矿指标的影响，结果见图4。

由图4可知，磨矿细度对浮选指标有重要影响，当磨矿细度从-0.075 mm占60.52%增加到-0.075 mm占85.76%时，尾矿中铜的品位从1.29%下降到0.70%，铜回收率从27.04%下降至12.66%。当磨矿细度进一步增加到-0.075 mm占90.62%时，尾矿中铜的品位和回收率均呈上升趋势，因此确定最佳磨矿细度为-0.075 mm占85.76%。

3.2.2 粗选pH值试验

在磨矿细度为-0.075 mm占85.76%、粗选丁基黄药用量为100 g/t、松醇油用量为40 g/t的条件下，考察粗选pH值对粗精矿指标的影响，结果见图5。

由图5可知，随着粗选矿浆pH的升高，粗精矿铜的回收率逐渐增加，而铜的品位则逐渐下降；当粗选矿浆pH值为11时（不添加pH调整剂），粗精矿铜的品位为12.33%，铜的回收率达到73.70%，继续升高粗选矿浆pH，铜的回收率略微增加，但此时浮选泡沫变粘，不利于浮选过程。综合考虑，确定粗选矿浆的最佳pH值为11，此时不需要外加pH调整剂。

3.2.3 丁基黄药用量试验

在磨矿细度为-0.075 mm占85.76%、松醇油用量为40 g/t、粗选矿浆pH为11的条件下，考察丁基黄药用量对粗精矿指标的影响，结果见图6。

由图6可知，当丁基黄药用量为100 g/t时，粗精矿铜的品位为12.33%、铜的回收率为73.67%。继续增加丁基黄药用量，铜的回收率小幅上升，而粗精矿中铜的品位大幅度降低。综合考虑品位和回收率，确定粗选丁基黄药的最佳用量为100 g/t。

3.3 浮选开路试验

由筛分结果（表2）可知，+0.15 mm粒级产品可直接作为铜精矿，为此，本试验在最佳的磨矿条件和药剂制度下，采用“1粗2精2扫”工艺进行了全粒级浮选和筛分—浮选的对比研究，具体药剂制度及流程见图7，结果见表5。

由表5可知，全粒级开路浮选最终可获得铜品位为20.56%、铜回收率为65.98%的铜精矿；而筛分—浮选最终可获得铜品位15.65%、铜回收率56.52%的浮选铜精矿和铜品位22.56%、铜回收率18.63%的+0.15 mm产品，铜综合回收率达75.15%，尾矿铜品位降低至0.49%，由此可知筛分—浮选流程要优于全粒级浮选流程。

3.4 闭路试验

在全粒级浮选和筛分—浮选开路试验的基础上，进行了闭路试验，试验流程见图8。试验中发现全粒级浮选的中矿明显累积，导致闭路不稳定、金属量不平衡，而筛分—浮选流程闭路容易稳定、金属量平衡，因此，仅将筛分—浮选结果列于表6。

由表6可知，通过筛分—浮选工艺流程可有效回收铜渣中的铜，最终+0.15 mm和浮选精矿的综合铜回收率为85.15%、铜品位为11.90%，满足含铜污泥回炉要求。该结果表明，通过预先筛分，可有效解决中矿累积的问题，稳定浮选过程。

4 结论

（1）含铜污泥冶炼渣的铜品位为3.50%，铜主要以金属铜和铜镍锡合金的形式存在，嵌布粒度微细，而且含铜矿物间嵌布关系复杂。

（2）在磨矿细度为-0.075 mm占85.76%的条件下，以丁基黄药为捕收剂，松醇油为起泡剂，全粒级开路浮选最终可获得铜品位为20.56%、铜回收率为65.98%的铜精矿；而筛分—浮选最终可获得铜品位15.65%、铜回收率56.52%的浮选铜精矿和铜品位22.56%、铜回收率18.63%的+0.15 mm产品，铜的综合回收率达75.15%，尾矿铜品位降低至0.49%。

（3）全粒级闭路浮选中矿易累积，而筛分—浮选闭路试验流程稳定，最终+0.15 mm产品和浮选精矿的综合铜回收率为85.15%、铜品位为11.90%，满足回炉冶炼要求。