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云南某低銅電爐渣綜合回收銅的浮選試驗研究

2023-12-23 02:28羅溪梅韋達勇宋振國王云帆
礦冶 2023年6期
關鍵詞:銅渣黃藥硫化鈉

李 超 羅溪梅,2 韋達勇,2 楊 文 宋振國 王云帆

(1.昆明理工大學 國土資源工程學院,昆明 650093;2.昆明理工大學 復雜有色金屬資源清潔利用國家重點實驗室,昆明 650093;3.礦物加工科學與技術國家重點實驗室,北京 100160;4.昆明理工大學 冶金與能源工程學院,昆明 650093)

銅是國民經濟建設的重要材料,隨著世界經濟的發展,銅需求量和產量都顯著增加[1]。我國作為銅需求量和產量大國,雖然銅資源豐富,但存在貧礦多、中小型礦床多、伴生礦多的問題,能夠開采的量并不多。隨著近年來銅資源的持續開采,我國的銅資源已日漸枯竭,正在開采的銅礦品位僅為0.2%~0.3%。目前煉銅工藝逐漸側重生產效率,銅渣殘余銅含量不斷增加,平均含銅量在0.5%以上,已遠高于銅礦的開采品位[2,3],且冶煉后的爐渣中含有銅、鐵、鈷、鎳、鉛、鋅和硅等大量的有價元素,具有重大開發利用價值。生產實踐表明,每產出1 t精銅會產生2.2 t銅渣[4],我國每年產出銅渣1 500萬t以上[5],處理這些銅渣的方法主要以露天堆放為主,綜合利用率較低,平均利用率約為45%。大量堆放的銅渣,給我國帶來了諸如土地被占用、土壤和水體被污染等一系列的社會問題。因此實現銅渣的資源再利用具有重大的經濟價值和環保價值。

我國的銅渣主要是以鼓風爐、反射爐、電爐、轉爐、閃速爐、熔池熔煉等火法冶煉渣為主[6]。銅渣中含有各種硫化物、氧化物、硫酸鹽等[7]。其中的有價金屬主要是銅和鐵,礦物組成主要為鐵橄欖石、磁鐵礦和脈石組成的玻璃體[8]。如今主要有濕法浸出、火法貧化、重選、浮選和磁選等方式來回收銅渣中的有價銅[9]。濕法浸出的浸出藥劑具有較強的腐蝕性,對設備破壞嚴重,而且產生的廢水也會嚴重污染水資源[10]?;鸱ㄘ毣鞘褂秘毣癄t將銅渣中的銅轉入銅锍中,達到降低銅渣中的銅品位和有效回收有價銅的作用。因此浮選法處理低銅爐渣具有無可比擬的經濟優勢[11]。本文針對云南某冶煉廠電爐銅渣進行了選礦試驗研究,提出了適宜的工藝流程,實現了低銅電爐渣中銅資源的高效回收,為銅渣綜合利用提供了一定的基礎數據支持和參考。

1 原料與方法

1.1 銅渣性質分析

1.1.1 化學多元素分析

試驗所用電爐渣來自云南某銅冶煉廠,化學多元素分析結果見表1。由表1可知,試樣主要成分有Fe、O、Si、S等,其中Cu品位為0.82%,是可回收的主要有價元素,而Fe品位為42.63%,通過X射線衍射分析和探索試驗得知大部分鐵賦存在鐵橄欖石中,磁鐵礦含量較低,鐵橄欖石屬于硅酸鹽類礦物,含有大量的二氧化硅,不能被后續煉鐵所利用[12]。鉛、鋅含量偏低,不做回收考慮。

表1 礦樣化學多元素分析結果

1.1.2 X射線衍射分析

銅渣的X射線衍射分析結果見圖1。由圖1可知,銅渣中的主要成分為鐵橄欖石、鎂鐵尖晶石、磁鐵礦、輝銅礦和黃銅礦。銅主要賦存于輝銅礦和黃銅礦中,其中黃銅礦為原生硫化銅礦,輝銅礦是原生的硫化物氧化分解再經還原作用而形成,常與赤銅礦、銅藍等伴生[13]。鐵賦存于鐵橄欖石和磁鐵礦中。鐵橄欖石、鎂鐵尖晶石為主要的脈石礦物。

圖1 X射線衍射分析結果

1.1.3 物相分析

為進一步考察銅的賦存狀態,對銅渣進行了物相分析,結果見表2。由表2可知,銅渣中主要以易選的硫化銅為主,難選氧化銅較少,其中輝銅礦等次生硫化銅含量最高,次生銅礦物不僅易于過磨,增加尾礦損失,而且次生硫化銅礦(銅藍為主)非常容易氧化溶解,銅離子會活化閃鋅礦和黃鐵礦,影響捕收劑的選擇性,降低浮選性能[14]。原生硫化銅礦物-黃銅礦含量次之。因此,在浮選過程中考慮加入適量硫化鈉活化次生硫化銅,以提高次生硫化銅的回收率[15]。

表2 礦樣銅物相分析結果

1.2 試驗方法與藥劑

根據銅冶煉渣的性質,采用一次粗選流程進行條件試驗,試驗流程見圖2。條件試驗獲得浮選的最佳條件,在此基礎上進行開路試驗和閉路試驗。浮選所用浮選機為3、1、0.5、0.2 L XFD型單槽式浮選機,浮選試驗所用的活化劑為硫化鈉,分散劑為水玻璃,捕收劑乙基黃藥和Z-200,起泡劑為松醇油。試樣300 g/份,選擇浮選槽轉速為1 902 r/min,試驗控制刮板的刮泡頻率約12 r/min。

圖2 條件試驗流程圖

2 試驗結果與討論

2.1 磨礦細度試驗

磨礦細度是影響浮選行為的重要因素之一,磨礦細度過細易造成過碎和泥化,弱化捕收劑的選擇捕收能力,還會增加浮選成本,而粒度過粗又不利于銅礦物的單體解離,影響銅的回收指標[16]。固定自然pH值,硫化鈉用量200 g/t,水玻璃用量600 g/t,組合捕收劑乙基黃藥40 g/t+Z-200 40 g/t,起泡劑松醇油用量10 g/t,礦漿濃度33%,采用一段粗選流程進行磨礦細度條件試驗,試驗流程見圖2,試驗結果見圖3。從圖3可以看出,磨礦細度的提高,銅品位也隨之提高,而銅回收率則呈現出先提高后緩慢下降的趨勢。這可能是因為銅的嵌布粒度微細,細磨可以使銅礦物與玻璃狀脈石礦物解離,從而使銅品位和回收率都提高,但磨礦細度過細會導致礦物過磨和泥化,導致脈石礦物上浮從而降低了捕收劑對銅的選擇性,使精礦品位降低,同時也導致銅的流失[17]。綜合考慮,選擇磨礦細度為-45 μm含量占90%。

圖3 磨礦細度對浮選指標的影響

2.2 礦漿pH值試驗

礦漿pH值是影響浮選技術指標的重要因素之一,它不僅可以影響礦物表面性質,而且影響各種浮選藥劑的浮選性能。在磨礦細度-45 μm含量占90%,硫化鈉用量200 g/t,水玻璃用量600 g/t,組合捕收劑乙基黃藥40 g/t+Z-200 40 g/t,起泡劑松醇油用量10 g/t,礦漿濃度33%的條件下,采用一段粗選流程探究了礦漿pH值對浮選指標的影響,試驗結果見圖4。從圖4可知,在整個礦漿pH值范圍內,精礦銅品位和回收率變化不大,因此認為礦漿pH值對銅渣浮選影響較小,無需添加pH值調整劑,在自然pH值下就可以進行試驗。

圖4 礦漿pH值對浮選指標的影響

2.3 硫化鈉用量試驗

由銅渣試樣物相分析可知,試樣中原生硫化銅占比不足40%,次生硫化銅占比60%以上,原生硫化銅的天然可浮性較好,上浮速度快,可直接作為最終產品。而次生硫化銅非常容易氧化,需加入硫化鈉活化后才能高效浮選富集[15]。在自然pH值,磨礦細度-45 μm含量占90%,水玻璃用量600 g/t,組合捕收劑乙基黃藥40 g/t+Z-200 40 g/t,起泡劑為松醇油用量10 g/t,礦漿濃度33%的條件下,采用一段粗選流程考察硫化鈉用量對浮選指標的影響,試驗結果見圖5。由圖5可知,硫化鈉用量的增加,精礦銅品位先提高,在用量為200 g/t后逐漸下降,銅回收率同樣先提高,在400 g/t用量達到最高值,而后大幅下降。這可能是因為隨著硫化鈉用量增加,硫化鈉不僅活化了次生硫化銅可能還活化了脈石礦物,導致銅品位略微降低。當硫化鈉用量為500 g/t時,銅回收率大幅降低,說明此時硫化鈉對原生硫化銅產生了抑制作用。綜合考慮在粗選階段加入200 g/t硫化鈉,可在二段粗選階段再加部分硫化鈉,以達到最佳活化效果。

圖5 硫化鈉用量對浮選指標的影響

2.4 水玻璃用量試驗

分散劑可以防止細泥的沉降和凝聚,降低礦漿黏度,抑制礦泥在礦物上的罩蓋作用[18,19]。水玻璃是一種常用的無機分散劑,不僅可以分散礦泥并且可以抑制含硅脈石。固定自然pH值,磨礦細度-45 μm含量占90%,硫化鈉用量200 g/t,組合捕收劑乙基黃藥40 g/t+Z-200 40 g/t,起泡劑松醇油用量10 g/t,礦漿濃度33%,采用一次粗選流程探究水玻璃用量對浮選指標的影響,試驗結果見圖6。由圖6可知,在不加入水玻璃的情況下,銅精礦品位較低,而水玻璃用量的提高,銅精礦品位先上升,在水玻璃用量為600 g/t后開始降低,而精礦銅回收率同樣先上升,在水玻璃用量400 g/t后開始大幅下降。這可能是因為水玻璃用量不足,礦泥影響較大,脈石等雜質上浮,影響精礦品位;而水玻璃用量過高導致精礦被抑制,回收率大幅下降,且高用量的水玻璃會消耗更多的捕收劑。綜合考慮產品指標及藥劑成本等,確定水玻璃用量為400 g/t。

圖6 水玻璃用量對浮選指標的影響

2.5 捕收劑種類試驗

固定自然pH值,硫化鈉用量200 g/t,磨礦細度-45 μm含量占90%,水玻璃用量600 g/t,起泡劑松醇油用量10 g/t,礦漿濃度33%,采用一次粗選流程進行單一捕收劑種類對比試驗,試驗結果見表3。通過表3可以看出,乙基黃藥和Z-200具有強選擇性,精礦銅品位較高,但捕收能力弱,因此回收率較低,而丁基銨黑藥、丁基黃藥和異戊基黃藥都具有較強的捕收能力,因此精礦回收率較高,但品位較低。

表3 單一捕收劑條件試驗結果

為了獲得合格品位和回收率的銅精礦,在自然pH值,磨礦細度-45 μm含量占90%,硫化鈉用量200 g/t,水玻璃用量600 g/t,起泡劑松醇油用量10 g/t,礦漿濃度33%的條件下,進行了組合捕收劑對比試驗,試驗結果見表4。通過組合捕收劑對比試驗可知,Z-200和乙基黃藥組合使用時,精礦銅品位為22.7%,銅回收率為57.5%,綜合選礦指標比單一捕收劑和其他種類組合捕收劑好,因此選擇Z-200和乙基黃藥作為該銅渣的組合捕收劑。

表4 組合捕收劑條件試驗結果

為發揮組合藥劑“協同效應”,試驗在總捕收劑用量為80 g/t的情況下,固定自然pH值,硫化鈉用量200 g/t,磨礦細度-45 μm含量占90%,水玻璃用量600 g/t,起泡劑松醇油用量10 g/t,礦漿濃度33%,對組合捕收劑乙基黃藥+Z-200進行了配比試驗,試驗結果見圖7。通過組合捕收劑配比試驗可知,在Z-200∶乙基黃藥為1∶3的試驗條件下,充氣后起泡現象如圖7(a)所示,礦化泡沫較少,還存在黏附礦粒較少的虛泡,泡沫層較薄且無法覆蓋液面,泡沫大小不均勻且較脆易破滅不易刮出,精礦富集程度較低。銅精礦產率明顯降低,銅品位有所提高,但回收率較低,可能是因為Z-200用量較低,沒有充分發揮其起泡性能和選擇捕收能力。在Z-200∶乙基黃藥為3∶1的條件下,充氣后起泡效果如圖7(b)所示,礦化泡沫明顯增多,且虛泡明顯增多,泡沫層變厚,泡沫變小且大小均勻,黏度明顯增加刮出后泡沫也不破滅,在浮選槽前端富集了大量精礦,富集程度明顯提高。銅精礦產率提高,銅品位略微偏低,但回收率提高,可能是因為乙基黃藥用量較低,銅選擇性較差,且Z-200用量較高,起泡性能過強。在Z-200∶乙基黃藥為1∶1的條件下,起泡效果如圖7(c)所示,礦化泡沫增多,且虛泡數量明顯降低,泡沫層較厚,泡沫大小不勻但穩定性合適,刮出后泡沫及時破滅,且浮選槽前端同樣富集了大量精礦,富集程度較圖7(b)更高。精礦銅品位和回收率都較高,浮選指標優越。綜合考慮,確定乙基黃藥與Z-200用量比為1∶1,即乙基黃藥 40 g/t+Z-200 40 g/t,銅品位為22.63%,銅回收率為57.45%。

圖7 組合捕收劑配比試驗結果及起泡效果對比(a:Z-200:乙基黃藥=1∶3;b:Z-200:乙基黃藥=3∶1;c:Z-200:乙基黃藥=1∶1)

2.6 開路試驗

由于不同物相的銅之間存在可浮性和浮選速度的差異,一段快速浮選可將易浮銅礦作為合格精礦選出,再對快速浮選的尾礦進行活化捕收。因此,開路試驗采用一段磨礦、一段快速浮選、兩段分步浮選的工藝流程,開路試驗流程為兩粗兩精兩掃,試驗流程見圖8,開路試驗結果見表5。從表5可知,采用兩段粗選兩段精選兩段掃選的開路流程,在一段磨礦細度-45 μm含量占90%,一段粗選組合捕收劑乙基黃藥40 g/t+Z-200 40 g/t,活化劑硫化鈉200 g/t,分散劑水玻璃400 g/t,二段粗選組合捕收劑乙基黃藥40 g/t+Z-200 40 g/t用量不變,活化劑硫化鈉100 g/t條件下,最終可獲得銅品位23.47%、回收率66.97%的銅精礦,且尾礦品位為0.16%。此流程不僅簡單、還能獲得合格品位回收率的銅精礦,同時尾礦品位降到了0.2%以下,解決了該選礦廠尾礦品位偏高的問題。

表5 開路試驗結果

圖8 開路試驗浮選流程圖

2.7 閉路試驗

閉路試驗流程見圖9,試驗結果見表6。該流程一段快速浮選選出合格精礦,簡化了原本合格粗精礦進行精選和進入閉路循環的流程,降低了生產成本,并且解決了該銅冶煉渣選礦廠尾礦品位偏高的問題,僅一段快速浮選就可以獲得銅品位25.52%、銅回收率62.04%的銅精礦??焖俑∵x尾礦活化捕收獲得銅品位15.43%、銅回收率14.99%的次銅精礦,混合得到銅品位22.64%、回收率77.03%的合格銅精礦,且尾礦品位僅為0.182%,浮選指標良好,充分回收了電爐銅渣中銅資源。

表6 閉路試驗結果

圖9 閉路試驗浮選流程圖

3 結論

1)云南某銅冶煉渣選礦廠的銅渣中的銅品位為0.82%,且其中主要成分為橄欖石、鎂鐵尖晶石、磁鐵礦、輝銅礦和黃銅礦。通過物相分析可知,銅主要是以次生硫化銅和原生硫化銅形式存在,且不同物相的銅之間存在可浮性和浮選速度的差異,可通過快速浮選選出易浮銅礦作為合格精礦,再對快速浮選尾礦活化捕收,不僅簡化了工藝流程,降低了生產成本,而且實現了銅資源的充分利用。

2)試驗中單一捕收劑效果不理想,乙基黃藥+Z-200的組合捕收劑不僅選擇性良好且兼具優秀的捕收能力,因此可作為一種銅渣的高效組合捕收劑。

3)采用一段磨礦、一段快速浮選、兩段分步浮選的工藝流程,在磨礦細度-45 μm含量占90%,組合捕收劑乙基黃藥40 g/t和Z-200 40 g/t,硫化鈉為活化劑,水玻璃為分散劑的條件下,可以得到銅品位為22.64%,銅回收率為77.03%的合格銅精礦,尾礦品位降至0.182%,浮選指標良好,電爐銅渣中銅資源得到了充分回收利用。

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