铜冶炼炉渣选矿降低尾矿含铜工艺控制的实践

刘 新 傅振南 张志辉

(巴彦淖尔飞尚铜业有限公司，内蒙古 巴彦淖尔 015542)

某厂火法冶炼系统的工艺为富氧底吹熔池熔炼—P-S转炉吹炼—反射式阳极炉精炼，产生铜冶炼炉渣为底吹炉熔炼炉渣、吹炼炉渣，选矿系统所使用原料矿为熔炼炉渣和吹炼炉渣混合型炉渣。铜冶炼炉渣铜矿物主要为金属铜和铜硫，微量赤铜矿。杂质矿物组成主要为磁铁矿、铁橄榄石和玻璃体，少量铁酸钙和石英，微量闪锌矿、方铅矿、磁黄铁矿和黄铁矿等硫化物，其他微量矿物包括锌铁尖晶石、铬铁矿、磷灰石、金红石、重晶石、萤石、榍石、锆石和独居石等。由于各铜冶炼企业冶炼技术的不同，硫化铜矿、氧化铜矿、金属铜及化合铜以不同含量分布于炉渣中，炉渣中金属铜含量直接影响浮选尾矿含铜量[1，2]，本文参考铜冶炼渣浮选回收铜矿物的影响因素[3，4]及冶炼铜渣的特性[5]，结合生产实际采取一系列工艺控制措施，在尾矿含铜指标控制方面取得了良好效果。

1 铜冶炼工艺控制

由表1可知，炉渣中铜主要以硫化铜的形式存在，分布率分别达78.20%，次为金属铜，其分布率为14.04%；从炉渣选矿尾矿中铜的化学物相分析(见表2)中可以看出，炉渣尾矿中损失的铜以金属铜为主，占损失总铜的45.36%。

表1 样品中铜的化学物相分析结果Table 1 Chemical phase analysis results of copper in samples /%

表2 炉渣尾矿中铜的化学物相分析结果Table 2 Chemical phase analysis results of copper in slag tailings /%

结合这一情况，为保持尾矿含铜量在0.16%以下，建议从熔炼、吹炼源头入手，严格控制熔炼工艺，控制入炉矿物含杂量[6]，控制熔炼炉渣Fe/SiO2在1.6～1.8以减少渣量，增加缓冷时间，以利于铜物相的迁移长大；控制熔炼炉渣黏度、密度等；控制吹炼炉Fe/SiO2在1.9～2.2，减少渣量，吹炼炉放渣时静止澄清2～5 min，避免吹炼过吹等，减少炉渣夹带金属铜，为降低尾矿含铜指标做好前期铺垫。

2 选矿各工艺控制

为保持尾矿含铜量在0.16%以下，建议在炉渣选矿生产过程中对各阶段工艺参数进行控制。最初选矿设计工艺流程为：冶炼渣48 h缓冷—三段一闭路破碎筛分—两段磨矿分级—两次粗选、两次扫选、两次精选—精、尾矿浓密、过滤二段机械脱水。经查阅资料，在生产实践中探索改进。

2.1 炉渣缓冷工艺参数控制

2.1.1 缓冷时间控制

炉渣的缓慢冷却有利于铜相粒子迁移聚集长大和改善渣的耐磨性[2]，冶炼炉渣缓冷控制工艺为(更改原设计渣缓冷工艺)：冶炼渣经渣包受渣后，运抵缓冷场，经15 h自然冷却后，向渣包内浇注冷却水，24 h后冷却水加倍，直至48 h后(平均达到60 h以上)，当渣包外表温度<60 ℃时，进行倒包处理。倒包后炉渣成散装，不存在红心现象，否则相应增加缓冷时间，另当入包炉渣温度变高时适当延长缓冷时间1～2 h。

2.1.2 该缓冷工艺控制下的矿物产出形式

金属铜——冶炼炉渣中铜的次要赋存矿物，在冶炼炉渣中较少出现，呈不规则状或条带状嵌布在磁铁矿、铜硫矿物粒间或边缘，粒度多分布在0.02～0.4 mm(见图1a、图1e、图1f)。

铜硫——冶炼炉渣中铜的主要赋存矿物。主要由硫化亚铜和硫化亚铁互相熔解而成，炉渣中铜硫以斑铜矿和辉铜矿为主，少量方黄铜矿，微量黄铜矿，呈团块状或不规则状嵌布在玻璃体中，部分沿磁铁矿、铁橄榄石等粒间充填，粒度粗者可达1.6 mm，主要分布在0.1～1.0 mm(见图2a、图2e、图2f)，分布在0.02 mm以上的硫化铜矿物约91%，见表3。

表3 铜矿物的嵌布粒度Table 3 Disseminated particle size of copper minerals

Cu—金属铜；CS—辉铜矿，Cu、Fe、S密集；亮白色—方铅矿，Pb、S密集；M—磁铁矿，Fe密集；G—玻璃体，Fe、Si等密集；F—铁橄榄石图1 铜冶炼渣中金属铜嵌布在铜硫中的扫描电镜面分析图像Fig.1 SEM image of copper embedded in copper sulfur in copper smelting slag

磁铁矿——冶炼炉渣磁铁矿多数呈自形—半自形粒状，部分呈晶状、鱼骨状或羽状，粒度粗者可达0.8 mm，主要分布在0.03～0.4 mm。除少量包裹微细粒铜矿物外，大部分磁铁矿与铜矿物嵌连关系较为简单。

玻璃体——冶炼炉渣中的基底物质，根据成分的不同可分为高铁钙硅质玻璃体、铁钙硅质玻璃体、铝硅质玻璃体和含铅锌玻璃体等不同类型玻璃态相，非晶质。冶炼炉渣中以铁钙硅质玻璃体为主，次为高铁钙硅质玻璃体和铝硅质玻璃体。玻璃体构成了三种炉渣的基底物质，铜矿物、磁铁矿和铁橄榄石等均嵌布其中，均为高温下不同物相分离的产物。因此，铜矿物与玻璃体的嵌连关系最为复杂，大量微细粒铜矿物浸染状嵌布在玻璃体中，这将增加磨矿作业中铜矿物的解离难度。因此控制入炉物料铝、钙等杂质含量有利于提高铜矿物解离度。

CS—铜硫，Cu、Fe、S密集；M—磁铁矿，Fe密集；G—玻璃体，Fe、Ca、Si等密集；F—铁橄榄石图2 铜冶炼渣中铜硫嵌布在磁铁矿和玻璃体粒间的扫描电镜面分析图像Fig.2 SEM analysis of copper sulfur intercalation between magnetite and vitreous particles in copper smelting slag

由图1、图2可以看出，在该缓冷工艺控制条件下铜冶炼炉渣中的铜矿物嵌布粒度明显增大。

2.2 铜冶炼炉渣破碎工艺控制

根据铜冶炼渣脆、硬、易碎难磨的物理特性，实行“多碎少磨”的原则，减小入磨粒度，以降低能耗。因此，破碎系统采用三段一闭路，给矿粒度<600 mm，破碎最终产品粒度<12 mm，具体工艺流程及设备型号见图3。

图3 铜冶炼渣破碎工艺流程图 Fig.3 Crushing process flowsheet of copper smelting slag

2.3 磨矿细度的工艺控制

选择合适的磨矿粒度使矿石中绝大部分目的矿物呈单体状态产出，是获得理想技术指标的必要条件，不同磨矿细度下铜矿物的解离度见表4。

表4 不同磨矿细度样品中铜矿物的解离度Table 4 Dissociation degree of copper minerals in samples with different grinding fineness

由表3知，磨矿细度从-0.074 mm粒级占65%提高至85%时，铜矿物的解离度提升幅度很小；磨矿细度提高到-0.043 mm粒级占90%时，解离度为76.03%，加上连生体(>3/4)合计值为86.82%。根据实践可知，为保证尾矿含铜量在0.16%以下，建议一段球磨磨矿细度控制在-0.074 mm粒级占65%以上，二段球磨磨矿细度控制在-0.043 mm粒级占92%以上。

2.4 浮选工艺控制

根据铜冶炼渣的特性，磨浮过程中应合理控制两段磨矿细度及入选矿浆浓度，实现“早收快收、节能降耗”的原则，通过试生产阶段的实际情况，将原设计精选二产出精矿，更改为粗选一的第一、二槽及精选二同时产出精矿。另外，为更好地降低尾矿含铜量，提高选矿回收率，增加了扫选三。更改后的磨浮工艺控制见图4。

图4 磨浮工艺流程图Fig.4 Flowsheet of grinding and floating process

经实践表明，为得到理想的工艺指标，两段球磨磨矿细度工艺控制：一段磨矿溢流细度-0.074 mm粒级占65%以上；二段磨矿溢流细度-0.044 mm粒级占92%以上。球磨入浮选矿浆浓度控制：一段球磨入选矿浆浓度50%～53%；二段球磨入选矿浆浓度30%～33%。

2.5 磨浮水质控制

有研究表明磨浮水质对选矿指标存在较大的影响，其中磨浮用水的金属离子含量[7]、pH值、固体颗粒物含量等影响尤为明显。该厂选矿用水使用烟气制酸中和水、浮选利用回水循环使用，无论从环境保护方面还是从降低工业用水、节能降耗方面，亦或是降低浮选药剂的消耗方面都是十分必要的。为不影响选矿指标，烟气制酸中和水水质控制严格按照《硫酸工业污染物排放标准》(GB 26132—2010)执行；磨浮用水由于回水循环利用，要时刻检测关注浮选水质情况。经实践表明：浮选水pH值控制在7～8，固体颗粒物含量控制在400 mg/L以下，避免浮选用水中絮凝状物质的存在以及合理控制浮选用水金属离子含量有利于尾矿含铜指标控制。因此，经常置换磨浮水质，有利于降低尾矿含铜指标。

3 结论

该冶炼厂结合生产实际通过对铜冶炼工艺、炉渣缓冷工艺、磨矿细度、浮选工艺、磨浮水质等严格工艺控制，采取一系列有利于铜冶炼炉渣选矿的措施，取得了良好效果，自2014年11月份试生产以来，炉渣选矿磨浮系统现处理量达到900～1 000 t/d(设计能力800 t/d)，浮选后铜精矿品位平均为25.05%，铜金属回收率为97.80%，尾矿含铜平均0.16%以下的较好指标。