矿产综合利用
Multipurpose Utilization of Mineral Resources
第1期2019年2月
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余彬，张鑫，王礼珊
（楚雄滇中有金属有限责任公司，云南 楚雄 675000）
摘要：本文针对云南楚雄滇中有金属有限责任公司生产过程中产生的急冷转炉渣、缓冷电炉渣混合浮选进行生产实践，采用二段一闭路破碎，两段连续磨矿，两粗选，两扫选和三次精选工艺。通过采取控制入选品位，改造渣浮选碎矿系统，改变药剂添加位置及添加比例，优化浮选流程等措施，急冷转炉渣与缓冷电炉渣混合浮选后获得铜精矿品位为20.6%，尾矿品位0.43%，铜回收率达87%以上，取得了较好的浮选工艺指标。 关键词：铜冶炼；转炉渣；电炉渣；浮选
doi:10.3969/j.issn.1000-6532.2019.01.028
中图分类号：TD989 文献标志码：A 文章编号：1000-6532（2019）01-0127-04
收稿日期：2017-09-20
作者简介：余彬（1986-），男，工程师，主要从事铜冶炼生产工艺技术。
在传统的火法炼铜工艺中，含铜品位极低的熔炼炉渣历来是废弃的。随着冶炼技术的不断发展，绝大多数冶炼厂都使用了富氧空气熔炼，使一次熔炼的冰铜品位升高，导致了熔炼炉渣中铜损失也增加。这样，大量废弃的熔炼炉渣严重影响了冶炼厂的铜回收率。由于楚雄滇中有金属有限责任公司前期生产工艺没有配置铜渣浮选回收系统，转炉产出的转炉渣倒入铸渣模内用水急速冷却后存放，转炉渣不返入电炉，转炉渣分解破碎后少部分进入艾萨熔炼系统，使得生产成本急剧增加，同时也会造成电炉渣含铜增加，每年损失大量铜金属。目前公司库存急冷转炉渣达到 30000 t 左右，金属含量约1400 t ，已堆存多年，回
收率偏低，造成大量资金占用。
2014年公司引进缓冷选矿法（浮选法），此
法具有回收率高，电耗少，技术经济指标好等优点[1]。铜浮选回收率一般在90%，铜精矿含铜在
20%以上，尾渣含铜在0.3%-0.5%[2]。因浮选法选
铜主要借助硫化铜微细晶粒和铜颗粒两物相与渣中其他物相表面物理化学性质的差异来实现渣中铜的回收。浮选效果与渣中铜物相的晶粒有密切关系，在相变温度范围内的缓慢冷却能够促进铜矿物晶粒的缓慢长大，有利于提升浮选效果。而
库存的急冷转炉渣是在高温熔融状态用水急速冷却至室温与缓冷电炉渣按照一定比例混合进行浮选。转炉渣急速冷却会使炉渣形成非晶质构造，这种非晶质构造会阻止微晶粒析出和迁移聚集[3]，进而阻止析出铜粒子的长大，使炉渣中的铜粒子晶粒细而分散，混合后的炉渣容易破碎，但是比较难磨细，即使细磨也很难使其达到单体解离，浮选难度较大，导致炉渣中的铜难浮选回收。严重影响浮选铜精矿的回收率和品位。为了最大限度的回收炉渣中的有价金属，必须对不同的冶炼炉渣进行充分、细致的研究，以实现冶炼炉渣的高效综合利用[4-5]。
1 缓冷选矿法工艺流程
1.1 炉渣缓冷
电炉渣通过渣溜槽放入渣包内，转炉渣直接倒入渣包内，再用专用渣包车运至渣缓冷场冷却，炉渣经
过自然冷却24 h-喷淋冷却24 h-自然冷却8 h 后，再由渣包车运至翻包平台翻倒至渣堆场准备破碎。 1.2 破碎流程
炉渣由移动式的液压碎石机在渣堆场将大块物料破碎到350 mm 以下的粒度。渣堆场内≤350 mm 的冷却渣用装载机运至原矿仓，破碎采用“二段一
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闭路”的破碎流程，破碎产品粒度为≤2 mm 。 1.3 磨矿选别流程
磨矿采用两段连续磨矿流程，第一段、第二段球磨分别与螺旋分级机、旋流器组合，进行闭路磨矿，磨至细度为-0.05 mm 85%后进入浮选作业，浮选采用两粗两扫三精流程，得到合格铜精矿。 1.4 精矿脱水流程
铜精矿的脱水采用浓缩过滤二段脱水流程精矿含水≤12%，精矿成品返回熔炼厂。 1.5 尾矿脱水流程
尾矿的脱水采用浓缩过滤二段脱水流程，尾矿含水≤12%，尾矿成品外卖。
2 急冷转炉渣与缓冷电炉渣混合浮选工艺
针对使用缓冷选矿法对急冷转炉渣和缓冷电炉渣进行混合浮选存在炉渣较难磨细，浮选难度较大，影响炉渣中的铜难浮选回收等问题。根据转炉渣急速冷却时晶体形成原理和特性，我们在现有工艺基础上作如下改变，进行浮选生产试验。2.1 分拣
急冷转炉渣与缓冷电炉渣必须分开堆放。配比前将渣中的杂铜、白冰铜分拣出来，防止入选品位波动大，浮选指标难以控制等情况的发生，保证浮选出来铜精矿指标的准确性及选矿回收率的稳定。分拣出来的杂铜和白冰铜返回转炉生产系统。2.2 混料
将分拣好的急冷转炉渣与缓冷电炉渣严格按照1:1～1:1.5的比例范围经过配料后进入粗碎处理，并根据浮选情况调整急冷转炉渣与缓冷电炉渣配比。2.3 粗碎筛分
急冷转炉渣与缓冷电炉渣进行粗碎后筛分。在破碎系统中，矿石粒度以及处理量直接影响破碎系统的效率和质量，由于原设计高分子振动筛筛孔大，筛下矿石粒度大。进入Ⅰ段磨（1#球磨机）的矿石粒度较粗，难以磨至炉渣单体解离。为提高磨矿效果，就必须控制碎矿最终产品粒度。所以将筛孔尺寸改为12 mm ×12 mm ，振动筛通过
压条固定在振动架上确保进入Ⅰ段磨（1#球磨机）矿石粒度达到标准，粒度合格的矿石进入粉矿仓存放，对于不合格的大块矿石重新返回细碎。2.4 I 段磨矿分级
由于急冷转炉渣硬度高，比较难磨细，在确保入磨粒度的前提下，对入选矿浆细度难控制，所以改变钢球的添加型号来改变入选矿浆细度，确保入选细度达到要求。Ⅰ段磨（1#球磨机）全
部添加型号为Φ100 mm 的钢球，Ⅰ段磨（1#球磨机）出来的矿浆经双螺旋分级机分级处理后，粒度合格的矿液流入沙泵池，粒度较大的矿砂重新进入Ⅰ段磨形成闭合磨矿处理。2.5 改变药剂添加比例
在前期的生产实践中，我公司已初步掌握急冷转炉渣与缓冷电炉渣浮选药剂配比要求，硫化钠用量350～400 g/t ，丁基黄药用量300～400 g/t ，丁铵黑药用量70～150 g/t ，2#油用量500～700 g/t 。生产过程中要依据混合急冷转炉渣与缓冷电炉渣的实际检测结果及浮选情况按相应比例进行调整，从而提高炉渣铜回收率。2.6 改变药剂添加位置
药剂在浮选作业中有着巨大的影响力，如果药剂不充分与矿浆融合，将直接影响到浮选作业指标，包括回收率、精矿品位、尾渣含铜。现添加药剂是将药剂添加进搅拌桶内，而搅拌桶体太深，矿物比重大，整个搅拌桶振动大，在生产过程中搅拌桶电机多次发热自停，大部分药剂从粗一第1台浮选机被带出，使后面的流程药剂与矿物作用减弱。所以改变药剂添加点的位置，使药剂直接加入沙泵池。药剂进入沙泵池后，通过泵的作用及直径250 mm 旋流器、球磨机的作用，再进入浮选。药剂与沙泵池内的矿液提前混合，延长药剂与矿液的反应时间，使药剂与矿物充分反应后进入浮选，保证浮选时得到平衡厚实的泡沫层，提高金属回收率。降低尾渣含铜。2.7 分级、Ⅱ段磨矿
砂泵池内的矿液进入到250 mm 旋流器分级处理后，粒度合格的溢流矿浆进入粗Ⅰ，粒度不合格的沉砂矿浆进入Ⅱ段磨（2#球磨机）再磨处理，为保证磨矿效果Ⅱ段磨内全部添加型号为Φ60 mm 的钢球。
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2.8 粗选、扫选
在生产过程中，进入粗Ⅰ前两槽所选泡沫指
标已达到生产要求，使粗Ⅰ的1#、2#浮选机刮出
的泡沫直接作为精矿产品进入精矿浓缩池，底部
股骨头仪渣浆进入粗Ⅰ的3#、4#浮选机浮选，如果刮出的
泡沫品位达到冶炼要求，可以直接排入精矿浓缩
池内，不达标则进入精Ⅰ继续浮选；粗Ⅰ的3#、4#
浮选机渣浆溢流到粗Ⅱ内，粗Ⅱ刮出的泡沫流入
精Ⅰ内；渣浆溢流进入扫选Ⅰ处理后，上层泡沫
返回粗Ⅱ，渣浆溢流进入扫选Ⅱ继续浮选；扫选
Ⅱ刮出的泡沫返回扫选Ⅰ，渣浆直接排入尾矿浓
缩池内。
2.9 精选
CS CN
精选Ⅰ上层泡沫进入精Ⅱ浮选，由于精Ⅱ
果蔬纤维代餐粉所刮出的泡沫品位已能够达到冶炼要求（铜精矿
≥20%），精选Ⅱ刮出泡沫直接进入精矿浓缩池。
根据精矿品位的波动情况，适时开启精Ⅲ，以保
障精矿品位达到冶炼要求。
3 生产结果
原计划急冷转炉渣、缓冷电炉渣按1:1比例进
行混选，本次实际共破碎原矿5470 t，其中急冷转
炉渣2945.27 t，缓冷电炉渣2524.73 t，实际混选比
例1:1.17。混合渣浮选生产情况见表1。
冬瓜去皮机
表1混合渣浮选生产情况
Table 1 Flotation production of mixed slags
系统指标名称计划单位实际运行时间
碎矿
破碎量5000t547072.5 h 电炉渣2500t2524.73
急冷转炉渣2500t2945.27
磨浮处理量5000t4628.7873 h 电炉渣2500t236.46
急冷转炉渣2500t2492.32
磨浮
原矿金属量t35.88
原矿品位%2.94
精矿产量t574.4
精矿金属量t8.36
精矿品位20%20.6
尾渣产量t3846.25
尾矿品位0.97%0.43
回收率73.63%87.00
提高了0.6%。
（2）计划尾渣品位≤0.97%，实际为0.43%，
降低了0.54%。
（3）计划回收率73.63%，实际为87%，提高
了13.37%。
4 结语
（1）从碎矿系统生产情况可以看出，该混合
渣进入破碎流程的炉渣粒度较细，容易破碎，碎
矿台效可达到75 t/h以上，碎矿台效较缓冷混合渣
有较大的提高。
（2）从磨浮系统看，在确保选矿技术指标的
前提下，该混合渣硬度较大，难磨。若要取得较
好的选矿技术指标，必须强化磨矿，控制好进入
磨机的碎矿粒度，尽量多碎少磨，让有用矿物充
分单体解离。
（3）从浮选药剂使用量看，该混合渣比重较
大，有用矿物沉降速度快，难以上浮。由于急冷
转炉渣露天摆放时间较长，粒度小，氧化严重，
故硫化钠用量较大。由于急冷转炉渣在当时生产
铸渣时，结晶长大时间很短，导致Cu、Au、Ag
等金属结晶颗粒较小，浮选捕收困难，黑药、黄
药等捕收剂用量增加。摆线齿轮
（4）本次急冷转炉渣和缓冷电炉渣混合浮选
指标较好，为公司解决了“非缓冷渣堆存多年，
一直采用艾萨炉处理，处理量较小，且成本高，
回收率偏低，造成大量资金占用”一大难题。该
急冷转炉渣与急冷电炉渣采用渣浮选处理结束后，
可为公司产生经济效益。
参考文献：
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本次试验计划急冷转炉渣：缓冷电炉渣=1:1，
实际为1:1.17。实际碎矿量为5470 t，磨浮处理量
为4628.78 t，有近840 t非缓冷混合渣在粉矿仓内
参与后期缓冷转炉渣浮选。
（1）计划精矿品位20.00%，实际为20.6%，
余彬等：铜冶炼急冷转炉渣与缓冷电炉渣混合浮选生产实践
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Study on Investigation and Analysis of Lead and Zinc Ore Production
Indexes
Tang Qian 1, Huang Jianping 2, Yu Gaoxue 1, Dai Zilin 2, Yang Jianjun 1, Li Guiying 2, Zhu Dongpo 1
(1. Shanxi Silver Mine, Shangluo, Shanxi,China; 2. Guangdong Research Institute of Rare Metals, Guangzhou,
Guangdong, China)
Abstract: In order to improve flotation efficiency of concentrator, a better flotation index of lead-zinc o
re was obtained, and the technological process of mineral processing was investigated. The influence of pH, return water and raw ore grade on the flotation index of lead-zinc ore was studied respectively. The results show that the pH has little effect on the Pb flotation index, high flotation pulp pH inhibition of zinc, lead and zinc roughing pulp pH is about 11, the lead-zinc flotation grade and recovery rate were the highest; the higher ore grade lead-zinc flotation concentrate grade and recovery rate were significantly increased, and the tailings grade basically unchanged. When the feed water is damming used, the viscosity of lead flotation froth and the separation effect is poor, the operation of lead flotation is difficult to control, and the recovery rate of lead flotation is decreased. By analysis, it was found that lead-zinc flotation tailings are most coenobium, needing to fine grinding of Pb and Zn for monomer dissociation.Keywords: Lead-zinc ore; Process survey; Flotation
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Production Practice of the Mixed Flotation of the Copper Smelting Quench
Slag and the Slow-cooling Electric Slag
Yu Bin , Zhang Xin , Wang LiShan
（Chuxiong Dianzhong non-ferrous metal co.Ltd., Chuxiong, Yunnan, China ）
Abstract: This paper aims at the production practice of the mixed flotation of the quench slag and the slow cooling furnace slag produced in the production process of Yunnan Chuxiong Dianzhong-power nonferrous Metals Limited Liability company, adopting the "two-stage one-closed-circuit" crushing, two-stage continuous grinding, two ronghing, two scavenging and three cleaning. By taking control of the selected grade and reforming the slag flotation system, changing the adding position and proportion of the medicament and optimizing the flotation process, the copper concentrate grade is 20.6%, the tailings grade is 0.43%, the copper recovery rate is more than 87%, and a better flotation process index is obtained.Keywords: Copper smelting; Converter slag; Electric furnace slag; Flotatio
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