某铜转炉渣浮铜试验.pdf

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第35卷第5期矿冶工程Vo1_35№52015年1O月MININGANDMETALLURGICALENG姗ERG0ctober2015某铜转炉渣浮铜试验①高玉德,曹苗,卜浩,徐余林。,姚清贵,徐继保。,凤元武(1.广州有色金属研究院,广东广州510651;2.中南大学资源加工与生物工程学院,湖南长沙410083;3.浙江和鼎铜业有限公司,浙江杭州311404)摘要:对某富氧双侧吹熔炼、P-S转炉吹炼工艺产生的炼铜转炉渣进行了浮铜试验。在磨矿细度一0.074him粒级占70%条件下,采用Z-200作捕收剂进行一次浮选直接获得回收率90%1)2_L的高品位铜精矿,浮选尾矿再磨至一0.038mm粒级占90%,采用丁基黄药作捕收剂,经一次粗选、二次精选、二次扫选,扫选精矿返回再磨闭路浮选工艺流程,获得回收率6%左右的低品位铜精矿,全流程试验获得了铜品位为30.09%、回收率为96.92%的铜精矿,为该类型转炉渣回收铜提供了技术依据。关键词:浮选;铜转炉渣;阶段磨矿;选择性再磨中图分类号:TD952文献标识码:Adoi:10.3969/j.issn.0253—6099.2015.05.016文章编号:0253—6099(2015)05—0056—04FlotationTechnologyforReclaimingCopperfromConverterSlagGAOYu—de,CAOMiao’,BUHao',XUYu.1in,YAOQing—gui。,XUJi—bao。,FENGYuan—WU(1.GuangzhouResearchInstituteofNonferrousMetal,Guangzhou510651,Guangdong,China;2.SchoolofMineralsProcessingandBioengineering,CentralSouthUniversity,Changsha410083,Hunan,China;3.ZhefiangCopperCoLtd,Hangzhou311404,Zhefiang,China)Abstract:Testswereconductedtoreclaimcopperfromaconve~erslagproducedbyoxygen—enricheddouble—side-blownsmeltingandP·Sconve~erblowing.WithZ一200asthecollector,ahighcoppergradeconcentratewithacopperrecoveryexceeding90%canbeobtainedatthefirststageofdirectflotationofslagwithgrindingfinenessof一0.074mm70%.Afterregroundtoafinenessof一0.038mm90%.theorewastreatedwithaclosed—circuitflowsheetusingsodiumbutylxanthateasthecollector,consistingofonestageofroughing,twostagesofcleaning,twostagesofscavenging,withthescavengingconcentratereturnedtotheregrindingprocess.Alowgradecopperconcentratecanbeobtainedwiththerecoveryaround6%.Thewholeprocessresultedin96.92%copperrecoverytoaconcentrategrading30.09%Cu.whichprovidesatechnicalreferenceforcopperrecoveringfromthistypeofconve~erslag.Keywords:flotation;copperconverterslag;stagegrinding;selectiveregrinding世界80%的精炼铜来源于火法炼铜,选矿法是处表l转炉渣中矿物组成(质量分数)/%理该类型转炉渣最经济有效的方法之一,选矿法处理能力大,回收率高,成本低,富集效果好,国内外多数铜冶炼厂炉渣综合回收采用选矿法并取得了良好效果1-2]。本文采用粗磨开路浮选、选择性再磨闭路浮选工艺,显著提高了铜精矿品位及回收率。由表1可知,转炉渣主要由磁铁矿、赤铁矿、铁橄1原矿性质榄石、石英和铜矿物组成,75%以上为铁矿物,主要以转炉渣取自某铜业公司,该公司采用富氧双侧吹磁铁矿、铁橄榄石形式存在,两者的含铁量占渣中总铁熔炼、P.S转炉吹炼工艺,渣样呈黑色,致密,性脆,密量的96%以上。铜矿物主要有辉铜矿、蓝辉铜矿、黄度为4.12xlOk#m。铜矿、斑铜矿、金属铜等。其它金属矿物有磁铁矿、方转炉渣中的矿物组成及含量、主要元素化学分析铅矿、闪锌矿、硫钴矿等;脉石矿物有铁橄榄石、硅灰石结果、铜物相分析结果分别如表1~3所示。等。经显微镜观察和鉴定,铜矿物主要呈圆粒状、椭圆①收稿Et期:2015—04—05作者简介:高玉德(1963一),男,广东揭阳人,教授级高级工程师,硕士,主要从事选矿工艺技术研究。 第5期高玉德等:某铜转炉渣浮铜试验粒状、乳滴状、长条状、哑铃状、葫芦状等形式产出;铜了铜矿物的单体解离度测定,测定结果如表5所示。转炉渣中除辉铜矿外,少量包裹金属铜、蓝辉铜矿、斑铜矿、黄铜矿等铜矿物呈粒状不均匀分布在铁橄榄石、表5铜矿物单体解离度测量结果玻璃体、磁铁矿的晶界处或被包裹在这些矿物中。矿物名称单体解离度/%单体78.69表2转炉渣中主要元素化学分析结果(质量分数)/%富连生体2I89与磁铁矿连生体6.90CuFeSPbZnSiO2A12O3Au)Ag。)与脉石矿物连生体l1.524。9O47.51.230.581.5618.950.930.588.331)单位为g/t。转炉渣中铜矿物粒度较细,当磨矿细度为一0.038ml/1粒级占98%时,转炉渣中铜矿物连生体达21.31%。为由表2可知,该渣中可回收的元素有铜、金、银、提高包渣中铜的选别指标,转炉渣必须细磨并采用捕铁,属于低硅铁比易选渣,通过浮选可回收铜并综合回收能力较强的捕收剂,加强对连生体的回收,否则将影收金、银,浮选尾矿含铁较高,可为水泥工业提供高质响选矿指标。量的原料。从表4可看出,+O.074mm粗颗粒铜矿物宜采用粗磨进行回收,一O.010mlrl细颗粒铜矿物需要细磨,根表3转炉渣中铜的化学物相分析结果据转炉渣不易磨泥化的特性,采用两段磨矿流程较为合理。2试验及结果转炉渣密度大,沉降速度快,通过总结前人经验J,发现转炉渣浮选适合采用高浓度浮选,以达到减少药剂用量和延长浮选时间的效果,故确定一段浮选浓度为45%~50%,二段浮选浓度40%~45%。由表3可知,该渣中主要以硫化铜为主,且金属铜转炉渣的调浆主要有两种方式:第一种是添加石含量较高,在浮选过程中需强化这部分铜的回收,确保灰,第二种是添加硫化钠。有研究表明,通过石灰改变有价铜元素得到高效率的回收。pH值对铜回收率影响不大,还会降低精矿品位]。铜矿物的粒度是影响炉渣选矿的重要因素,由于硫化钠对金、银的回收有抑制作用,对转炉渣中铜的回冷却方式和冷却时间不同,铜矿物的结晶粒度差别较收没有帮助。故本文未对转炉渣进行调浆,在自然pH大。有研究表明,在低硅和缓冷条件下,炉渣粘度较值下进行,这样药剂制度简单,流程可控。低,渣中铜矿物可以很好地迁移、聚集生长,形成的矿2.1条件试验物结晶粗且集中,磨矿时有利于矿物的单体解离,对提2.1.1磨矿细度试验磨矿细度条件试验流程见高铜和铁品位有着关键作用~3-7]。该转炉渣冷却制度图1,结果见表6。由表6可知,一段磨矿时磨矿细度为自然冷却24h,水冷24h。粒度测定结果见表4。一0.074mm粒级占70%较合适。表4转炉渣中铜矿物粒度(mm)测定结果(质量分数)/%由表4可看出,转炉渣中铜矿物粒度粗细不均,其中+0.074mm的铜矿物占38.06%;-0.038mm的铜矿物占50.08%;一0.010mm的铜矿物占14。64%,在磨矿过程中,这部分铜矿物较难单体解离,将影响铜的选矿指标。为进一步了解转炉渣中铜矿物的单体解离情况,对磨矿细度为-0.038ITlm粒级占98%的渣样进行图1磨矿细度试验 58矿冶工程第35卷表6一段磨矿细度条件试验结果段浮选捕收剂。2.2开路试验在条件试验基础上,进行了开路流程试验,开路流程见图3,结果见表8。扫选精矿筛析结果见表9。在确定一段磨矿细度为-0.074mm粒级占70%的条件下,一段磨矿尾矿进行二段再磨试验,结果见表7。由表7可知,二段磨矿时磨矿细度一O.038mm粒级占90%较合适。表7二段磨矿细度条件试验结果5025铜精矿I铜精矿2精尾矿2精尾矿1扫精矿1扫精矿2尾矿2.1.2捕收剂种类及用量试验由于转炉渣中铜主图3开路试验流程要以硫化铜矿物和金属铜形式存在,故分别以丁基黄表8开路试验结果药、Z一200、丁铵黑药这3种常用的铜矿物捕收剂进行捕收剂种类及用量遴选试验。所采用的流程为一段磨矿粗选试验流程,其中磨矿细度为一0.038mm粒级占90%,浮选浓度46%,试验结果如图2所示。\褥赳n鐾盏翠譬蛏图2捕收剂试验结果由表9可知,扫精矿1和扫精矿2作为中矿,具有由图2可以看出,3种捕收剂均适合转炉渣的浮产率大、+0.038mm粒级铜占有率高的特点,可用再磨选,随着药剂用量增加,回收率不断增高,精矿夹杂变再选取代顺序返回工艺,通过再磨将中矿中的贫连生多,精矿品位降低。Z-200具有用量少的特点,当用量体打开,使有用矿物尽可能地单体解离,经过再次选别为50g/t时,精矿品位较高;丁基黄药具有捕收能力强达到提高整体回收率的目的。的特点,当用量为160g/t,回收率较高;丁铵黑药,在2-3闭路浮选试验选择性上不如Z.200,在捕收能力方面不如丁基黄药,以开路试验和筛析试验为基础,确定了阶段磨矿、不予考虑。综合上述因素,为获得较高的回收率和精阶段浮选、扫选精矿返回再磨的闭路试验流程,试验流矿品位,采用Z一200作一段浮选捕收剂,丁基黄药作二程见图4,试验结果见表10。 第5期高玉德等:某铜转炉渣浮铜试验59原矿药剂单位:g/t3结论1)与常规的转炉渣选矿工艺流程相比,此流程不需调整剂,只采用z一200、丁基黄药、2油3种药剂,具有流程简单、药剂种类少、操作方面等优点。2)通过选择性磨矿,将转炉渣中部分难选含铜矿物尽可能地单体解离,提高了整体铜的总回收率。3)采用粗磨开路浮选,选择性再磨闭路浮选工艺,全流程试验获得品位为30.09%、回收率为96.92%的铜精矿。参考文献:[1]宋温,刘晓蕾.铜冶炼转炉渣选铜的试验研究[J].有色金属,2OOl(3):78—8O.[2]徐其红,鲁军,孙忠梅,等.某铜冶炼渣选矿工艺优化试验研究[J].矿冶工程,2o14(5):70—73.铜精矿1铜精矿2尾矿[3]匡敬忠,曾军龙,肖坤明.从冶炼铜渣回收铜铁的试验研究[J].图4闭路试验流程矿业研究与开发,2o12(4):54-57.[4]黄海威,王国生,徐晓萍.某复杂多金属矿浮选回收铜银的研究[J].矿冶工程,2o14(6):45—48.表10闭路试验结果[5]周晓文,罗仙平.江西某含铜多金属矿选矿工艺流程试验研究[J].矿冶工程,2o14(1):32—36.[6]孔令强.刚果(金)某难选铜钴矿浮选试验研究[J].矿冶工程,2o13(3):58-61[7]邱廷省,邱仙辉,尹艳芬,等.铜锌硫化矿浮选分离过程及动力学分析[J].矿冶工程,2o13(2):44—47.[8]高起鹏.某铜转炉渣中铜的浮选回收试验[J].金属矿山,2o12由表10可知,闭路试验可获得品位为30.09%、回(4):16o一162.收率为96.92%的铜精矿,尾矿含铜0.18%。[9]魏明安.铜转炉渣选矿回收技术研究[J].矿冶,2004(3):38-41.(上接第55页)工业试验前期,碳酸铁矿占25.47%,完全符合选提高到66.40%,提高了0.27个百分点,浮尾品位由矿要求,所以指标也很稳定。工业试验后期,碳酸铁矿21.20降到20.84%,降低了0.36个百分点,各药剂用比例增加到38.24%,碳酸铁含量由2.57%升至2.93%,量基本相同。升高14.01%。3结语第一阶段采场按选矿要求对3种类型矿石按规定比例供矿,一是严格控制难选矿的出矿量,二是每天供1)KS系列产品是针对鞍山式贫赤铁矿特点研制矿的可选性相对稳定,故试验系统指标稳定且明显优开发的一系列新型浮选用捕收剂,是RA和MZ系列于生产系统。分析平均指标可见,试验系统比生产系药剂的更新换代产品,具有自主知识产权。统的浮精品位提高了0。52个百分点,浮尾品位降低了2)KS一1I在齐大山选厂的工业试验结果表明:与0.36个百分点,药剂单耗基本相近。生产用捕收剂RA一515选别指标相比,使用Ks.Ⅱ作捕第二阶段采场不按比例出矿,也不严格控制难选收剂,浮精品位提高了0.12个百分点,浮尾品位下降矿的出矿量,而且每天各种类型矿石比例波动很大,其了1.17个百分点。中红矿比例最高62.5%,最低13.04%,难选矿比例最3)KS—HI在东鞍山烧结厂的工业试验结果表明:高62.5%,这期间难选矿比例远远超出标准,由此造成与生产用捕收剂KS—I选别指标相比,使用Ks一Ⅲ作捕试验系统指标稳定性较差。分析平均指标可见,药剂收剂,浮精品位提高了O.27个百分点,浮尾品位下降用量接近的情况下试验系统比生产系统的浮精品位提了0.36个百分点。高了0.04个百分点,浮尾品位降低了0.25个百分点。4)Ks系列产品工业试验均取得了较好的选别指整个工业试验平均指标对比结果表明:与现场用标,在生产应用中效果良好。可在同类型矿石生产中KS—I相比,使用KS一11I作捕收剂,浮精品位由66.13%推广使用。

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