DOC《铜冶炼急冷转炉渣与缓冷电炉渣混合浮选生产实践》

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 精选Ⅰ上层泡沫进入精Ⅱ浮选,由于精Ⅱ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. 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

5000 t

5470 72.5h 电炉渣

2500 t 2524.73 急冷转炉渣

2500 t 2945.27 磨浮 磨浮处理量

5000 t 4628.78 73h 电炉渣

2500 t 236.46 急冷转炉渣

2500 t 2492.32 原矿金属量 t 35.88 原矿品位 % 2.94 精矿产量 t 574.4 精矿金属量 t 8.36 精矿品位

20 % 20.6 尾渣产量 t 3846.25 尾矿品位 Q 0.97 % 0.43 回收率 73.63 % 87. 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%,提高了0.6%. (2)计划尾渣品位Q 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. (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: [1] 杨峰.转炉渣选矿工艺的研究与设计[J].有色金属(选矿部分),2000(3):6-10. [2] 徐明,刘炯天.铜渣浮选回收铜的研究进展[J].金属矿山,2010(增刊):805-808. [3] 王珩.炼铜转炉渣中铜铁的选矿研究[J].有色矿山,2003,32(4):19-23. [4] 邱定幕,吴义千,符斌.我国有色金属资源循环利用[J].有色冶金节能.2005(4):6-13. [5] 胡起生,朱曾汉,高又成.关于湖北省铜、铁矿山上尾矿资源的利用问题 [J].资........