一、渣料性质

1.1 渣料形态

该冶炼厂所产炉渣分为熔炼渣及转炉渣两种，产出比例约为5:1，熔炼渣含铜品位在3-3.5%之间，外表呈深灰色，部分渣料由于含铁的氧化物呈红褐色，如图一所示，杂质成分主要有磁铁矿、铁橄榄石、铁镁橄榄石等，约占炉渣60%。

转炉渣含铜品位波动较大，约在2-8%之间，渣料外观呈灰黑色，部分渣料因表面氧化呈灰绿色，如图二所示，渣料成分复杂，且金属铜含量偏高，渣料采用渣包冷却，由于渣包数量限制，冷却时间不足，导致铜物料结晶不均匀，金属铜在冷却过程中，结晶体在0.05mm-0.2mm之间，且磁铁矿、铁橄榄石致密嵌布，如图三所示，可磨性较差，常在磨矿作业过程中由于单体解离度不够造成生产指标不理想。

图一 熔炼渣与铁的氧化物共生    图二 转炉渣表面氧化

图三 转炉渣中金属铜与磁铁矿、铁橄榄石致密嵌布

1.2 冶炼渣多元素分析情况

 熔炼渣：转炉渣为5:1配料生产，混合渣料主要成分为Fe、SiO_2、

Cu、S，根据多元素分析表所示，Fe、SiO₂含量近60%。

表1 混合渣料多元素分析结果

注：Au、Ag单位为g/t。

1.3 冶炼渣中铜矿物成分物相分析情况

物相分析结果显示，混合渣料主要以硫化铜矿（含硫化亚铜）为主，占总铜含量的87.24%，金属铜占比8.59%，氧化矿占比4.14%。

表2 混合渣料物相分析结果

二、影响回收率的原因分析

2.1 渣尾矿铜在不同粒级中的分布

通过对渣尾矿进行筛分及化验分析结果可知，主要跑尾部分在+325目及-500目，说明渣料未充分单体解离，导致部分细颗粒结晶体回收不充分。

表3 渣尾矿筛分、化验结果

2.2 渣尾矿中铜矿物的嵌布特征

铜渣选尾矿中铜矿物的主要赋存状态主要为自然铜，另外含有少量黄铜矿、辉铜矿及斑铜矿，自然铜形态不规则，呈片状，其连生体多与磁铁矿连生，少量与脉石矿物连生，嵌布粒度主要在 3-30 微米。

如图四及图五所示。

图四                                图五

2.3 尾矿再磨再选

   通过对渣尾矿增加一次扫选可得尾矿品位0.347%，回收率19.06%，而将渣尾矿通过再磨至-325目占比85%左右，进行浮选，渣尾矿含铜率下降至0.192%，回收率提高至64.47%，如表4、表5所示：

表4 渣尾矿直接浮选结果

表5 渣尾矿通过再磨浮选结果

说明磨矿细度对铜金属回收率影响较大，渣尾矿中由于部分铜矿物未单体解离，导致尾矿品位偏高。

2.4 磨矿细度探索性试验

磨矿试验为一段开路实验，药剂条件为丁基黄药120g/t，松醇油45g/t，试验结果如图六所示：

图六 磨矿细度试验曲线图

   从图六可以看出，随着磨矿细度的增加，精矿品位及铜金属回收率均呈逐步上升又逐步下降的趋势，在磨矿细度88%（-325目）左右，其回收率及精矿品位达到最好水平。

2.5 捕收剂替代试验

对一段浮选采用丁基黄药120g/t、丁基黄药+仲辛基黄药80+40g/t、丁基黄药+异戊基黄药80+40g/t、丁基黄药+Z-200# 80+40g/t进行捕收剂探索实验，实验结果如下图七所示，可见单独使用丁基黄药作为捕收剂捕收能力偏弱，精矿品位及尾矿品位均偏高，回收率最低，分别增加仲辛基黄药、异戊基黄药、Z-200#捕收能力有不同程度提升，丁基黄药+Z-200#取得最好的试验指标：

图七 捕收剂试验曲线图

采用丁基黄药与高级黄药组合作为快速浮选捕收剂，快速浮选精矿铜回收率有所提高；采用丁基黄药与Z-200#作为快速浮选捕收剂，总用量为120g/t的情况下，快速浮选精矿回收率为83.93%，回收率提高显著。

将丁基黄药120g/t及丁基黄药+Z-200# 80+40g/t的浮选尾矿进行二段磨矿试验，得出在相同再磨条件下新产出合格粒级产出率提高了7.82%，对优化二段磨矿效率，提高二段浮选回收率有非常好的效果，通过对更换药剂后进行全流程试验，尾矿品位下降至0.206%，回收率由提高1.1%。

2.6 重选法预先回收金属铜试验

考虑到转炉渣含金属铜偏高，金属铜在经过一段磨矿-旋流分级后，旋流分级沉砂品位可达到13%以上，对沉砂矿样进行淘洗，可见大量金属铜薄片，如图八所示，说明金属铜可磨性较差，在一段磨矿-旋流分级过程中出现累计，导致一段旋流分级沉砂品位大幅度提高。为有效降低金属铜对后续浮选的影响，尝试在一段磨矿末端增加一段重选预先回收金属铜，为降低二段磨矿能耗，优化磨矿效率创造条件，实验采用一段螺旋溜槽分选+摇床精选，实验流程如下图九所示，选矿结果如下表6所示：

图八 一段分级沉砂中可见大量片状金属铜

图九 金属铜预选重选实验流程图

表6  金属铜预选重选实验结果表（%）

由试验结果可知，经过溜槽选矿+摇床选矿后，可得渣精矿品位15.35%，未能达到18%以上，且回收率只有5.14%，试验效果不达预期，说明辉铜矿和磁铁矿通过重选无法得到有效的分离，溜槽精矿中铜矿物和磁铁矿同步富集，溜槽精矿经过摇床选别后，摇床精矿中铜的品位仍不能达到18%以上，且摇床精矿产率较低，铜回收率也较低。

三、结语

（1）影响该渣选矿厂回收率指标的主要因素在磨矿细度上，由于部分含铜矿物结晶体偏小，在现有的磨矿条件下，未能充分单体解离出来，部分小颗粒结晶体与磁铁矿等杂质成分连生，导致分选不充分，制约了选矿回收率指标的进一步优化。

（2）经过重选预先分选部分金属铜的方法无法有效提高磨矿效率，对降低渣尾矿含铜指标，提高铜矿物回收率未产生积极效果。

（3）采用丁基黄药+Z-200#两种捕收剂联合用药，可有效提高一段快速浮选回收率，优化二段磨矿条件，二段磨矿效率明显提升，可降低渣尾矿含铜品位0.054%，提高综合回收率1.1%。

参考文献

（1）赵凯.程相利.齐渊洪等.水淬铜渣的矿物学特征及其硅铁分离【J】.过程工程学报，2012，12（1）：38-43.

（2）田锋.从某冶炼厂水淬铜炉渣浮选回收铜的试验研究【J】.金属矿山，2009（8）：170-173.

（3）黄明琪.雷贵春.贵溪冶炼厂转炉渣选矿生产10年综述【J】.江西有色金属，1998,12（2）：17-20.

（4）张锦林.铜冶炼渣的可磨性及综合回收性能的影响因素分析研究【J】.甘肃冶金，2010,32（1）：28-33.