Ausmelt炉冶炼渣含铜等离子体贫化探索

新疆五鑫铜业有限责任公司采用Ausmelt铜冶炼技术,电炉贫化渣含铜量为0.5% ~ 0.7%,比国内一些正在开采利用的原生铜矿品位还要高,具有极大的利用潜力。本文首次将等离子体技术用于铜渣贫化,试验结果表明：等离子体具有的瞬间高温,可以打破渣中无定形玻璃体包裹,使铜粒子聚集长大,降低贫化渣含铜量;在以氮气作为工作气体,气体流量 40L/min,反应时间 20 min,静置 120 min的试验条件下,等离子体反应可以将熔炼渣含铜降低至 0.36%;添加焦炭能提高等离子贫化反应效率,贫化后可将渣含铜降至 0.3%以下。     

铜炉渣的强化浮选试验研究

针对云南某冶炼厂的铜炉渣，其含铜2.21%，铜主要以硫化铜、氧化铜和金属铜形式赋存。对该铜炉渣采用细磨后，利用Z-200和烃油类药剂KYY进行强化捕收浮选，分析讨论了磨矿细度、药剂种类及用量和扫选次数对铜浮选回收的影响。试验结果表明，当磨矿细度为-45 μm占90%时，采用KYY作为辅助捕收剂与Z-200组合使用，浮选闭路试验获得品位为24.82%、回收率为88.03%的铜精矿产品，选别指标较好。     

底吹熔炼渣中铜与铁组分贫化分离工业化试验

氧气底吹炼铜工艺具有速度快、能耗低、冰铜品位高等优点,底吹熔炼渣中铜含量高达5%,渣选处理后,尾渣含铜≥0.30%,铜回收率低。尾渣磁选后,铁精矿中全铁含量≤50%,无法利用,大量堆积,既污染环境,又浪费资源。本文利用熔渣物理热与高化学活性的特点,采用新型添加剂,促进熔渣中铜与铁组分长大与沉降,为后续渣选分离创造了条件。工业化试验结果表明,在12m3渣包中加入添加剂,渣选分离后,尾渣含铜比未加药剂降低0.14%,铁精矿中全铁含量≥56%,达到铁精矿的标准,为底吹炼铜熔熔渣综合利用开辟了新的途径。     

含铜金精矿氰化提金和氰渣浮铜试验研究与生产实践

河台金矿浮选金精矿含铜 3 %～ 6%,为了就地产金 ,就金精矿中铜对氰化金浸出率与氰化钠耗量的影响进行了选矿试验研究。研究证明 ,金精矿中铜对金浸出率的影响很大 ,如何采取措施降低铜对氰化浸金的影响 ,减少氰化钠的消耗 ,是提高金浸出率的关键。由于氰渣中含铜量达 3 %以上 ,有必要进行回收。经过试验研究和生产实践 ,采用添加剂A来降低铜对氰化的影响 ,是提高氰化金浸出率、降低氰渣品位和氰化钠消耗的重要途径 ;同时采用药剂B、C、D回收氰渣中的铜 ,能获得较好的指标和效益     

铜冶炼渣中单质铜相强化浮选回收工艺优化及生产实践

本文介绍了铜冶炼渣中单质铜相强化浮选工艺优化方法。探索试验结果表明：优化条件下,铜、金、银回收率分别为93.64%、83.30%、93.65%,铜尾渣铜品位降为0.22%,其中金属铜品位由0.18%降为0.10%,占比由51.43%降为40.91%,有效强化了单质铜相的浮选回收。应用实践证明,优化工艺综合经济效果显著,可实现铜冶炼渣中铜、金、银的高效回收。     

云南羊拉含铜硫铁矿精选试验研究

对云南羊拉含铜硫铁矿进行精选试验,采用一粗二扫二精的浮选工艺得到硫品位33.21%,回收率95.98%的硫精矿,其中含铁48.16%、含铜1.61%、含金0.6g/t。将其用于硫酸生产,可以获得含铁品位60%以上的含铜烧渣,为铜、铁、金资源回收利用创造了条件。     

某低品位铜钼矿选矿试验研究

某低品位铜钼矿含铜0.38%,含钼0.013%,矿石铜、钼品位均较低,难以获得理想的选矿指标,资源未能得到有效利用。以BK304为捕收剂,采用“铜钼混选—铜钼分离”工艺流程,闭路试验可获得钼精矿含钼41.63%,钼回收率70.71%,铜精矿含铜24.14%,铜回收率83.98%;以丁黄为捕收剂,采用“二粗二扫,粗精矿再磨后三次精选”的强化选铜工艺流程,闭路试验可获得铜钼混合精矿含铜23.30%,含钼0.73%,铜回收率为86.96%,钼回收率77.34%。     

某缓冷渣包中不同区域铜渣的浮选试验研究

采用某铜冶炼企业的选矿现场浮选工艺流程,对渣包中不同区域的铜渣分别进行浮选试验,研究渣包缓冷区域对铜浮选回收率的影响。结果表明:渣包内部的闪速炉渣浮选铜回收率为89.54%,尾矿品位为0.16%;中部炉渣的铜回收率为87.53%,尾矿品位为0.26%;外部炉渣的铜回收率为73.52%,尾矿品位为0.45%。在同一渣包中,铜渣浮选铜损失主要集中在渣包外部的铜渣,以现场的渣包体积进行计算,渣包外部铜渣的铜损失占总损失的70.22%。通过显微分析,造成渣包外部区域浮选指标较差的主要原因是渣包外部的炉渣含铜物质嵌布粒度较细,较细颗粒不能得到有效的单体解离,进而影响浮选指标。     

还原焙烧浸出低品位含铜硫酸渣中的铜

某低品位含铜硫酸渣铜品位为0.29%,铁品位为56.11%,直接采用浮选或硫酸浸出均无法回收硫酸渣中的铜,且影响最终铁精矿的质量,造成铜、铁资源浪费。研究发现,硫酸渣经还原焙烧后,铜主要以硫化铜形式存在,矿物嵌布粒度较细。探讨了浸出剂硫酸浓度、磨矿细度、浸出温度、液固比、浸出时间等参数对还原焙烧后硫酸渣中铜浸出的影响。在浸出剂H2SO4体积浓度为3%、磨矿细度-0.045mm占74.55%、浸出温度70℃、固液比1∶4(g/mL)、浸出时间为3h的最佳浸出条件下,铜的浸出率为77.63%,浸渣Cu含量为0.066%。硫酸渣原样经还原焙烧—磨矿—铜浸出—磁选分离试验,铜的浸出率可达82.68%,还可得到铁品位为66.45%、含铜品位为0.052%的合格铁精矿。实现了硫酸渣中铜、铁资源的回收。     

西北某微细粒铜缓冷渣选矿试验研究及工业实践

针对西北某铜冶炼缓冷渣中,铜主要以细微粒嵌布的冰铜微珠存在的特性,在铜缓冷渣化学组成研究基础上,重点考察缓冷时间、磨矿细度、捕收剂种类及用量等对铜缓冷渣浮选指标的影响,研发了新型微细粒铜缓冷渣浮选特效捕收剂酯-22。小型闭路浮选试验获得铜精矿含铜25.82%,铜回收率88.76%;140×10~4 t/a铜冶炼炉渣选矿系统的工业应用稳定期,连续45个班次获得铜精矿含铜24.02%,铜回收率86.91%,取得了较好的技术指标。     

某铜冶炼企业冶炼炉渣配矿浮选试验研究

采用某铜冶炼企业的选矿现场浮选工艺流程,开展对铜冶炼产生的闪速炉渣和转炉渣性质研究,并对不同配比条件下混合炉渣进行浮选试验,研究两种炉渣不同配比对铜浮选回收率的影响。结果表明:闪速炉渣铜品位为1.51%,转炉渣中铜品位为5.92%。闪速炉渣中铜主要存在形式为硫化铜,占总铜量的82.12%,金属铜和氧化铜以及其他含量相对较少;转炉渣中铜主要存在形式为硫化铜和金属铜,硫化铜含量占总铜量的54.73%,金属铜含量占总铜量的34.80%,氧化铜以及其他铜含量相对较少。闪速炉渣与转炉渣的配比为1:4时获得较好的浮选指标,混合炉渣浮选铜回收率为94.78%,尾矿品位为0.34%。     

铜吹炼渣侧吹贫化新工艺研究

提出把传统的P-S转炉改造为具有将燃料喷射进炉膛保温和固体还原剂从风口喷入熔池功能的还原转炉,创造弱还原气氛处理铜吹炼渣的新工艺。研究结果表明,该工艺能耗低,Fe3O4还原彻底,铜回收率高。处理50 t含Fe3O4为41%的吹炼渣,当控制炉温为1250℃、煤基还原剂输送速率为30 kg/min、渣中Fe/SiO2=1.25时,可将渣中的Fe3O4降至5%以下。工业验证性试验表明,用此工艺处理50 t含Fe3O4为46%的转炉渣,经过还原后弃渣含Cu 0.34%、含磁性氧化铁3.55%,铜的回收率为89.4%。     

从工艺矿物学分析转炉渣选矿存在的问题及对策

铜冶炼的转炉渣是重要的二次金属资源,基本采用浮选法回收。由于其性质复杂,特别是随着铜冶炼工艺的进步,渣中铜的硫化物越来越减少而氧化物越来越增加,加上转炉渣冷却方式等因素的影响,导致转炉渣的性质更为复杂难选。通过对转炉渣的工艺矿物学研究,为改进选矿工艺提供了科学依据,提高了选矿指标。     

某铜转炉渣中铜的浮选回收试验

某铜冶炼厂转炉渣含铜4.60%,是具有较高经济价值的二次资源。对该转炉渣进行选铜试验研究,采用硫氨酯作铜捕收剂,在-0.075 mm占90%的磨矿细度下,经1粗3精2扫选闭路浮选,获得了铜品位为32.46%、铜回收率为89.75%的铜精矿,为该转炉渣中铜的回收提供了技术依据。     

铜冶炼渣选矿试验研究

本文以缓冷电炉渣和转炉渣混合形成的典型铜渣为研究对象,通过研究混合铜渣中的矿物组成、元素赋存状态、嵌布特性等确定了铜渣分选的理论基础。并在铜渣物化性质分析的基础上研究了不同种类的调整剂、捕收剂和起泡剂对铜渣浮选的影响,确定了该混合铜渣浮选适宜的药剂制度为磨矿细度-48um 85%,硫化钠400g/t、石灰500g/t、丁基黄药+Z-200为 150g/t+40g/t、2#油140g/t的条件下,获得了Cu品位24.26%的精矿和0.207%的浮选尾矿,铜回收率达到92.78%,铜渣中的铜金属得到了有效回收利用。     

铜冶炼炉渣混合浮选工艺研究及生产实践

针对楚雄滇中有色金属公司铜冶炼过程产生的电炉渣、转炉渣进行了混合浮选研究。混合渣含铜1.710%,磨至细度为-50μm占90%后进入浮选作业,通过两次粗选、两次扫选、粗精矿不磨三次精选的工艺流程,可获得铜精矿品位为21%,尾矿品位0.28%以下,回收率85%以上的工艺指标。在实际生产中,通过对工艺流程的改造,又进一步优化了浮选指标。     

顶吹转炉处理低品位废杂铜的生产实践

我公司顶吹转炉处理原料为铜精炼渣和铜品位低于90%的废杂铜混料,投产第一个月存在弃渣含铜品位较高且不稳定的问题,多次出现"泡沫渣"现象,增加了公司铜金属回收成本。对其进行研究分析,在保证正常生产的情况下,改进措施,使弃渣铜品位达到1.0%以下,杜绝"泡沫渣"现象,提高了金属回收率,减少生产成本。     

Complex treatment of mining and metallurgical wastes for recovery of base metals

A complex process for the recovery of copper and zinc from mining and metallurgical wastes has been investigated and proposed. It includes sulfuric acid leaching of old pyrite flotation tailings to produce ferric containing leach solution; followed by ferric leaching of copper converter slag flotation tailings with the leach solution. A sample of old pyrite flotation tailings from the concentrator containing 0.36% of copper and 0.23% of zinc was leached with 10% sulfuric acid in the column. Recovery of copper and zinc reached 47.1% and 47.2%, respectively. The pregnant leach solutions contained 15.9 g/L of ferric iron. The subsequent ferric leaching of copper converter slag flotation tailings containing 0.53% copper and 2.77% zinc with the pregnant leach solution was conducted. The effects of various process parameters on the leaching dynamics of metals under batch conditions were investigated. Under the best conditions (temperature 70 °C, pulp density 30%, ferric iron concentration 15.9 g/L, initial pH of the pulp 0) the recovery of copper and zinc reached 79.6% and 43.7%, respectively. It was concluded that acid leaching of base metals from old pyrite flotation tailings with pregnant leach solution for the ferric leaching of copper converter slag flotation tailings is a prospective and promising technique for the complex treatment of mining and metallurgical wastes.     

从炼铜厂炉渣中回收铜铁的研究

针对铜转炉渣中铜铁硅矿物紧密共生、呈细粒不均匀嵌布及渣硬度高、难磨的特点，进行了多种磨矿与选别流程组合的对比试验，最后选用磨矿(-0.043mm 79．6％)-浮选-磁选-浮选中矿与磁性矿合并再磨(-0．040mm99．32％)-再浮-再磁的阶段磨矿阶段选别的流程，其中第一段磁选精矿再磨是铁硅单体分离获得合格铁精矿的关键．在转炉渣含铜1．58％(硫化铜和金属铜占78．68％)、含铁53．54％(磁性氧化铁占28．53％)的情况下，获得铜精矿品位19．82％，回收率85．48％的选铜指标，同时综合回收了渣中磁性氧化铁，得到铁品位62．525％、回收率35．02％、含SiO2 9．94％的合格铁精矿．     

铜冶炼转炉渣选铜的试验研究

研究从铅冶炼转炉渣中回收铜的浮选工艺。研究结果表明,浮选采用一次粗选、一次精选和二次扫选的流程,药剂采用工基黄药、松醇油,可获得铜精矿品位29．82％,铜回收率93．58％的浮选指标。