銅冶煉渣工藝礦物學研究與磨浮流程優(yōu)化方向探討

余 彬 王禮珊 趙立恒 岳曉華 張建波 王恩志

(楚雄滇中有色金屬有限責任公司，云南 楚雄 675000)

中國的銅礦資源儲量居全球第六位，占全球儲量的3.42%，人均占有量低于世界水平24%[1-4]。中國作為世界上最大的銅消耗國家，銅精礦資源匱乏，自給率不足30%，嚴重依靠進口，且呈逐年擴大趨勢。隨著銅礦產資源的日益減少，開發(fā)與利用二次資源已經(jīng)成為人們的共識[5-8]。各冶煉企業(yè)不斷開展資源綜合回收，研究冶煉爐渣中銅資源的回收與利用，通過爐渣浮選工藝，降低渣浮選尾礦含銅量，提高火法冶煉總流程的銅金屬回收率，以減少銅損失。這不僅是國家強化資源回收的要求，也是企業(yè)減少浪費、實現(xiàn)創(chuàng)效的重要途徑。

楚雄滇中有色金屬有限責任公司銅冶煉產生的電爐渣和轉爐渣經(jīng)緩冷破碎后進行浮選時，因實際生產原料品位升高，初始實驗數(shù)據(jù)失去指導意義。原礦品位升高到2.2%～3.3%，銅精礦品位在15.0%～25.0%，尾渣含銅高達0.27%及以上，渣浮選系統(tǒng)工藝指標波動較大，有必要對銅冶煉爐渣浮選進行工藝礦物學研究[9-11]，查明爐渣的成分、礦物組成、有價金屬的賦存狀態(tài)和嵌布粒度等工藝礦物學特征，找出流程中存在的缺陷，從而提出優(yōu)化和改進措施，穩(wěn)定生產指標，提高產品質量。

1 選礦工藝

楚雄滇中有色金屬有限責任公司火法冶煉系統(tǒng)采用艾薩爐熔池熔煉—轉爐吹煉—陽極爐精煉的生產工藝，生產中產出轉爐渣240～280 t/d(全緩冷)、電爐渣1 000 t/d(300～400 t進行緩冷，其余進行水淬)。其中，電爐渣含銅0.5%～0.8%、轉爐渣含銅5%～8%。緩冷電爐渣和轉爐渣經(jīng)選礦處理回收其中的銅、金、銀。選礦工序設計規(guī)模為700 t/d，分為破碎、磨礦、浮選、脫水四個工序。采用“兩段一閉路”破碎流程，破碎產品粒度≤14 mm。兩段連續(xù)磨礦流程，第一段、第二段球磨機分別與螺旋分級機、旋流器組合，進行閉路磨礦，磨礦細度為-45 μm含量占85%以上。采用兩次粗選—兩次掃選—兩次精選的浮選流程，產出銅精礦和尾渣，精礦含銅≥17%，尾渣含銅≤0.26%。采用濃縮—過濾兩段脫水流程，銅精礦含水≤14%，尾渣含水≤13%。

2 工藝礦物學分析

2.1 原礦的多元素分析和物相分析

原礦多元素分析結果見表1，銅物相分析結果見表2。由表2可知，原礦結合銅分布率5.31%、游離銅分布率8.79%、次生銅分布率76.57%、原生銅分布率9.33%。

表1 原礦多元素分析結果Table 1 Multi element analysis result of raw ore /%

表2 銅物相分析結果Table 2 Phase analysis result of copper /%

2.2 礦物組成和元素賦存狀態(tài)

礦物組成、元素賦存礦物名稱及含量見表3。由表3可知，銅礦物主要為金屬銅、銅锍，少量為輝銅礦、斑銅礦、黃銅礦，微量赤銅礦；硫化物為少量鐵锍，微量其他锍(鉛锍、鋅锍)及其他硫化物；鐵礦物主要為磁鐵礦。脈石礦物主要為橄欖石、輝石、石榴石、其他脈石、玻璃質。銅分布于金屬銅、銅锍、輝銅礦、斑銅礦、黃銅礦、赤銅礦、其他硫化物、脈石。鐵主要分布于磁鐵礦、橄欖石、硫化物、其他脈石。

表3 元素賦存礦物名稱及含量Table 3 Mineral name and content of elements /%

2.3 磨礦解離與粒度分布

單體解離度63.55%(其中，+38 μm占57.82%、+18 μm占70.47%、-18 μm占71.40%)，包裹體含量2.30%(其中，+38 μm占2.54%、+18 μm占3.56%、-18 μm占2.85%)，近包裹體(解離程度低于20%)含量7.99%(其中，+38 μm占8.20%、+18 μm占9.97%、-18 μm占7.21%)，表面暴露73.68%，未解離表面與磁鐵礦(2.61%)及脈石(23.43%)連生。

銅礦物粒度分布見表4。由表4可知，目的礦物平均粒度14.28 μm，主要分布于-75+38 μm和-38+19 μm中，粗粒(+150 μm)中沒有。微細粒(-9.6+4.8 μm)占14.40%，超細粒(-4.8 μm)占4.39%。

表4 銅礦物粒度分布Table 4 Particle size distributions of copper minerals

2.4 流程平衡計算分析

建立工藝流程數(shù)質量平衡及回收率模型，對全流程進行了銅元素礦物平衡分析、礦物粒度平衡分析、礦物解離度平衡分析。

2.4.1 銅元素礦物平衡分析

銅元素礦物平衡分析結果見表5。由表5可知，黃銅礦和鐵锍回收率低，為48.17%和50.93%；赤銅礦回收率較低，為74.88%；脈石中銅回收率很低，為6.25%；金屬銅、銅锍、輝銅礦、斑銅礦回收率高，分別為96.93%、96.26%和96.45%。

表5 銅元素礦物平衡分析結果Table 5 Mineral balance analysis results of copper /%

2.4.2 礦物粒度平衡分析

表6為銅礦物粒度平衡分析結果，可見，+19 μm銅礦物回收率高，為93.57%～100.0%；-19+4.8 μm銅礦物回收率較低，為77.11%～84.25%；-4.8 μm銅礦物回收率很低，為32.68%。從粒級回收率可以看出，粒度在-37+18 μm內的銅回收率最好，達到了97.75%，+74 μm和-10 μm級別中的銅回收率較低，特別是-10 μm級別中的銅的回收效果最差。尾礦中+74 μm級別中銅的損失占全銅的1.18%，-10 μm級別中銅的損失占全銅的2.36%。

表6 銅礦物粒度平衡分析結果Table 6 Copper mineral particle size balance analysis results /%

2.4.3 礦物解離度平衡分析

如表7銅礦物解離度平衡分析結果，可見包裹體回收率很低，為18.57%；解離程度小于20%的近包裹體回收率較低，為63.44%；解離程度20%～40%的連生體回收率略低，為92.58%；解離程度大于40%的連生體和單體回收率高，為97.77%～99.39%。

表7 銅礦物解離度平衡分析結果Table 7 Equilibrium analysis results of dissociation degree of copper minerals /%

2.5 金屬流失途徑

銅元素損失途徑分析結果見表8。尾礦中損失銅8.77%，脈石含銅形式損失4.10%，是銅流失的最主要途徑。在共生礦物中，金屬銅包裹體占17.54%，其中，12.41%的金屬銅包裹在脈石中。因脈石比表面積大，單體解離度不到20%，不利于磨礦解離和分選，進一步細磨也將難以單體解離。

表9為獨立礦物流失損失銅總回收率解離度平衡分析結果。由表9可知，各獨立礦物流失途徑中，解離程度低于20%的包裹體和貧連生體損失銅總回收率3.03%，占損失率的65.16%；單體流失損失銅總回收率0.97%，占損失率的20.86%；其他連生體流失損失銅總回收率0.65%，占損失率的13.98%。

表9 獨立礦物流失損失銅總回收率解離度平衡分析Table 9 Dissociation balance analysis of total recovery in copper from loss of independent minerals /%

流失的解離程度低于20%的各礦物的包裹體和貧連生體主要為金屬銅、銅锍，其次為黃銅礦、輝銅礦、鐵锍、斑銅礦，少量為赤銅礦。各包裹體和貧連生體礦物粒度普遍均在5 μm以下，難以進一步磨礦解離或磨礦解離的成本太高。

流失的各單體礦物，主要為黃銅礦，其次為金屬銅、銅锍、赤銅礦，少量為輝銅礦、鐵锍、斑銅礦。

2.6 各工藝節(jié)點銅回收率分析

1)粗選Ⅰ：黃銅礦、赤銅礦、鐵锍中銅回收率低，脈石中銅回收率很低。-38+4.8 μm銅礦物回收率高，+38 μm和+4.8 μm銅礦物回收率低。包裹體和近包裹體回收率很低，連生體回收率較低，近單體和單體回收率高。

2)粗選Ⅱ：黃銅礦、赤銅礦、鐵锍回收率很低，金屬銅、斑銅礦回收率較低，輝銅礦、銅锍回收率較高。+75 μm銅礦物回收率高，-48 μm銅礦物回收率很低。包裹體和近包裹體回收率很低，單體回收率偏低。

3)精選：鐵锍和黃銅礦回收率低，脈石中銅回收率很低。+38 μm銅礦物回收率高，-38+4.8 μm銅礦物回收率較低，+4.8 μm銅礦物回收率很低。包裹體回收率低，近包裹體回收率較低，單體回收率不高，銅損失率最高。

4)掃選Ⅰ：各礦物回收率低，不同粒度銅礦物回收率均低，不同解離程度銅礦物回收率均低。

5)掃選Ⅱ：各礦物回收率低，斑銅礦、黃銅礦和脈石中銅回收率最低，輝銅礦、赤銅礦次之，不同粒度銅礦物回收率均低，不同解離程度銅礦物回收率均低。

2.7 選礦理論回收率

根據(jù)精礦品位、尾礦品位分析化驗結果進行多種途徑預測，結果見表10，銅金屬理論回收率94.33%，理論精礦品位26.22%。銅金屬實際回收率91.23%，實際精礦品位20.13%?；厥章噬a指標比理論指標低3.1%，精礦品位生產指標比理論指標低6.09%，選礦指標還有一定提升空間。

表10 銅回收率變化模型預測Table 10 Prediction of copper recovery model /%

3 磨浮流程分析

3.1 磨礦流程分析

磨礦分級礦漿流程圖如圖1所示。

圖1 磨礦分級礦漿流程Fig.1 Flowsheet of grinding and classification pulp

1)Ⅱ段磨磨礦濃度64.04%，從磨礦參數(shù)控制上講相對偏低，主要是旋流沉砂濃度控制偏低，生產中可以通過調整旋流器排口比、進漿壓力等提高分級效率和沉砂濃度，從而提高Ⅱ段磨磨礦濃度。

2)磨礦、分級效率計算結果見表11。由表11可知，Ⅰ段螺旋分級的分級效率較好，Ⅰ段磨礦新生-48 μm磨機技術效率為0.86 t/(m3·h)，磨機技術效率比較好，但Ⅱ段磨礦新生-48 μm磨機技術效率只有0.22 t/(m3·h)，相對偏低。原因主要是Ⅱ段磨磨礦濃度偏低，另外Ⅱ段磨循環(huán)負荷偏小，若適當提高循環(huán)負荷，磨礦效果尚有一定的改善空間。

表11 磨礦分級效率計算Table 11 Grinding classification efficiency calculation

3)提高磨礦細度難以進一步提高目的礦物單體解離度和降低包裹體及近包裹體含量，且容易增加超細粒級(-4.8 μm)的占有率。應通過其他方式來降低包裹體及近包裹體含量。

3.2 浮選流程分析

浮選分級礦漿流程圖如圖2所示。樣品濃度、品位測定結果見表12。

表12 樣品濃度、品位測定結果Table 12 Determination results of sample concentration and grade /%

圖2 浮選分級礦漿流程Fig.2 Flowsheet of flotation classification pulp

1)銅在粗選Ⅰ作業(yè)中已有86.28%得到回收，富集比較高，浮選作業(yè)效率較好，泡沫品位達到23.58%，說明此礦物浮選速率較快。大量可浮銅礦物直接成為最終精礦，后續(xù)工藝尤其是粗選Ⅱ可浮銅礦物的量過少，可能造成后續(xù)工藝環(huán)節(jié)可浮性礦物減少，再加上藥劑濃度偏低，微細粒礦物和連生體捕收不充分。

2)粗選Ⅱ及掃選富集比較低，浮選作業(yè)效率低，粗選Ⅱ精礦品位僅為1.09%，主要是可浮性較好的銅礦物大部分在粗選Ⅰ已得到回收，粗選Ⅱ可浮性銅礦物量較少，另外捕收劑和起泡劑可能不足，協(xié)同效應減弱，藥劑濃度不夠，不利于微細粒單體的充分捕收，因此單體流失嚴重。

3)精選Ⅰ、精選Ⅱ尾礦中細粒、微細粒銅礦物含量高，雖然精選浮選時間較長，但進入精選的可浮性礦物含量較少，不利于微細粒單體的充分捕收，浮選過程中的協(xié)同效應(背負效應)減弱，單體流失嚴重，造成精選作業(yè)微細粒礦物和連生體捕收不充分，并造成精選作業(yè)能力配置浪費。

4)銅金屬粒度分布如圖3所示，生產流程中精選Ⅰ尾礦(中礦)返回Ⅱ段磨旋流分級后進入Ⅱ段磨機，但由于精選Ⅰ尾礦較細，-48 μm已達到90.13%，比旋流分級細度還細，返回的中礦經(jīng)旋流器后大部分從溢流中回到浮選流程，只有很少部分被帶入沉砂后進入磨機再磨，對提高中礦解離的作用不大。精選Ⅰ尾礦直接返回粗選Ⅰ或者單獨再磨較為合理。

圖3 銅金屬粒度分布圖Fig.3 Particle size distribution of copper metal

5)掃選泡沫目的礦物平均粒度較細(掃選Ⅰ泡沫目的礦物平均粒度8.85 μm，掃選Ⅱ泡沫目的礦物平均粒度7.57 μm)，-10 μm銅礦物含量高，但單體解離度低，銅礦物單體回收率低，單體流失較為嚴重，順序返回上段作業(yè)效果并不好。

6)掃選Ⅱ泡沫產率較高、泡沫富集差，生產操作中已出現(xiàn)大量刮水，應注意控制液位。部分浮選機無泡沫刮出，主要是部分浮選機葉輪、蓋板磨損，間隙變大，攪拌和充氣量不夠。

4 工藝流程優(yōu)化方向探討

4.1 磨礦流程優(yōu)化

1)在生產中開展提高旋流分級效率、提高沉砂濃度的試驗工作。通過調整旋流器排口比和增加進口壓力，提高分級效率，同時把沉砂濃度提高到72%～75%，提高Ⅱ段磨磨礦濃度，提高Ⅱ段磨機技術效率。通過調整旋流器排口比，適當提高Ⅱ段磨循環(huán)負荷，把循環(huán)負荷提高到250%左右，磨礦效果尚有提升空間。

2)控制好磨機裝球率，確保裝球率穩(wěn)定，調整Ⅱ段磨機鋼球添加配比，增加磨機研磨效果，進一步增加-38 μm粒級含量。

4.2 浮選流程優(yōu)化

1)開展全流程整體均衡配置和藥劑制度優(yōu)化試驗研究，強化單體微細粒級礦物的捕收，減少脈石夾帶，提高泡沫品位，為后續(xù)作業(yè)留下部分可浮性好的礦物，增強后續(xù)作業(yè)的協(xié)同效應。生產操作中注意掃選液位控制，避免刮水，強化設備維護，保證浮選機攪拌能力和充氣量。

2)研究中礦處理方式，開展中礦脫水后全量單獨再磨及返回點確定試驗研究，找到最優(yōu)中礦處理流程。

5 結論

1)原礦目的礦物平均粒度29.53 μm，主要分布于6.75～73.6 μm，單體解離度63.55%。表面暴露73.68%，未解離表面與磁鐵礦(2.61%)及脈石(23.43%)連生，提高磨礦細度難以進一步提高目的礦物單體解離度和降低包裹體及近包裹體含量。

2)原礦中包裹體和近包裹體(解離程度小于20%)回收率很低，僅為4.24%～13.48%。連生體(解離程度20%～80%)回收率較低，為37.14%～62.59%。近單體(解離程度大于80%)回收率較高，為68.81%，單體回收率較低，為57.24%，較多單體未能上浮而進入后續(xù)工藝，增加了損失的風險。

3)原礦磨礦工藝和磨礦細度基本適宜，通過改變渣礦冷卻方式和控制冷卻速度來改變目的礦物結晶粒度，可降低包裹體及近包裹體含量，提高礦物的可選性。