国内某大型铜矿尾矿综合回收工艺研究

陆欢欢 祝 庆

（矿冶科技集团有限公司）

铜是重要的金属资源，在国民经济和国防建设中有着广泛用途，在国民经济稳定、持续发展的推动下，我国已成为世界上最大的精炼铜、铜材生产国和消费国。根据2019 年中国矿产资源报告发布数据显示，2018 年我国铜矿查明的资源储量（金属量）11 443.49 万t，2020 年中国矿产资源报告发布数据显示，2019年新增矿产资源（金属量）363.8万t。

铜矿在我国是一种紧缺的矿产资源，铜矿资源的特点是大型铜矿少、中小型铜矿多、品位不高、富矿大部分已利用［1］。日前未利用的铜矿平均品位0.6%，而且大多分布在经济不发达的边远地区，开采难度大，成本高，可供近期开发、条件较好、有经济效益的资源不多［2］。

国内某大型铜矿山实际生产浮选尾矿中铜品位在0.05%～0.07%，损失于浮选尾矿中的铜金属量达6 250～8 750 t/a，相当于1 个小型铜矿山的开采铜资源量。如能采取一定的技术方案，进一步回收利用该部分铜资源，对提高不可再生资源利用率、减少资源浪费和增加企业经济效益都具有重要意义。为此，对某浮选尾矿选铜进行了探索试验研究及浮选粗精矿是否单独再磨的对比研究，确定了合理的工艺流程，测算了企业的经济效益［3］。

1 原矿分析

1.1 化学组成分析

试样为选矿厂生产的浮选尾矿，尾矿主要化学成分分析结果（表1）表明，该矿样铜品位0.068%，其他有价成分含量均较低。

1.2 矿样粒度筛析

对该尾矿矿样进行粒度筛析（表2）的结果表明，矿样中铜矿物主要富集在+0.074 mm、-0.025 mm 粒级，其中+0.074 mm 粒级可能主要为含铜连生体，选矿回收应重点考虑该部分铜矿物的回收；-0.025 mm粒级的铜矿物主要为细粒铜矿物损失，回收较为困难。

1.3 单体解离度分析

针对尾矿样开展了工艺矿物学镜下鉴定，对矿样中的主要矿物种类和主要矿物的嵌布特征进行了分析。结果表明，尾矿样中的主要金属矿物为黄铜矿及黄铁矿，但黄铜矿嵌布粒度极细，单体解离度小于5%，且主要以包裹体或贫连生体的形式与脉石矿物紧密连生，其粒度多数都小于0.045 mm。黄铁矿的单体解离度约为75%，黄铁矿粒度最大为0.1 mm，多数分布在0.01～0.06 mm。

2 选矿试验

2.1 粗选条件试验

粗选条件试验主要开展了捕收剂种类和用量试验、起泡剂种类和用量试验、调整剂种类和用量试验，确定了以Z-200 和丁基黄药联合作为捕收剂，用量分别为14 g/t和10 g/t，起泡剂2#油用量7 g/t，CaO用量500 g/t，经1次粗选获得铜精矿品位约0.57%，回收率21.16%的选矿指标。粗选试验结果见表3。

2.2 再磨细度试验

针对粗选粗精矿，在CaO 用量100 g/t、Z-200 用量3.5 g/t 的条件下，考察不同再磨细度对铜精选的影响。试验流程见图1，试验结果见表4。

由表4 可知，随着再磨细度的增大，粗精矿中的铜品位增大，铜精选作业回收率先增大后减小；综合考虑，粗精矿再磨细度-0.043 mm90%为宜。

2.3 磨矿对比试验

根据磨矿细度试验，粗精矿再磨细度以-0.043 mm90%为宜，该铜矿为生产矿山，现有生产流程混合浮选粗精矿再磨细度与该试验基本一致。因此，为了探究粗精矿单独再磨返回现有浮选流程（方案Ⅰ）和粗精矿直接返回现有再磨再选系统（方案ⅠⅠ）哪个效果更优，开展了磨矿对比试验［4-5］。方案Ⅰ浮选粗精矿单独再磨试验流程见图2，方案ⅠⅠ浮选粗精矿返回现有再磨再选系统流程见图3，方案Ⅰ和方案ⅠⅠ闭路试验结果见表5。

通过对比，理论上2 个方案均可行，且方案ⅠⅠ可利用现有磨矿分级设施，节省投资，但经分析认为，方案ⅠⅠ存在多个方面的不可靠因素。

（1）虽然现有流程混合粗选精矿磨矿细度与试验再磨细度接近，但按照测算，返回的粗精矿量约为立磨机新矿量的20%，立磨机磨矿和分级系统能力不足。

（2）再选粗精矿多为贫连生体且粒度偏细，与新给矿的粒度组成有所不同，矿石可磨度也较原矿发生了一定的变化，因此很难达到预想的磨矿效果，而后续浮选最重要的影响因素是粗精矿再磨后目的矿物的单体解离度。

（3）尾矿再选粗精矿铜品位0.58%，与混合粗选精矿铜品位4.429%差距较大，如果直接进入精选，将对精矿品位和回收率产生一定的影响。

（4）根据现场开展的小型流程试验结果表明，尾矿再选粗精矿返回主流程再磨和单独再磨后返回主流程工艺路线相比，最终浮选铜精矿回收率低0.67个百分点，产率低0.11 个百分点，进一步说明单独再磨的磨矿效果优于返回主流程再磨的结论。

因此，本着稳妥可靠的原则，方案Ⅰ单独再磨方案对目的矿物单体解离度和浮选指标均有保证。

3 方案设计

该铜矿山为在产矿山，矿山规模4.2万t/d，共2个系列。为了探究应用上述工艺综合回收浮选尾矿中的铜金属是否具有经济价值，针对1个系列进行了现场改造方案设计。

3.1 工艺流程

根据上述试验结果，此次方案设计采用浮选尾矿1次粗选，粗选粗精矿再磨后返回现有混合浮选的工艺流程，工艺流程见图4。

3.2 设备选择

根据上述工艺和规模确定的主要工艺设备见表6。

3.3 投资估算

依据上述工艺及设备选型开展了相关辅助专业设计，并根据设计内容进行了投资估算，项目建设投资为1 758.79 万元，其中工程费用1 436.53 万元；工程建设其他费用207.20 万元；预备费115.06 万元，投资估算结果见表7。

3.4 成本分析

项目生产成本主要由新增系统的生产成本和原系统的生产成本组成。

（1）新增系统生产成本。经测算，达产年生产成本为1 032.79 万元（不含折旧为952.19 万元），原矿单位生产成本为1.64 元/t（不含折旧为1.51 元/t）。达产期新系统生产成本估算见表8。

（2）利用原系统生产成本。原系统生产成本包括药剂以及电量等相关成本。经测算，达产原系统生产成本约210.91 万元/a。

（3）总成本费用。总成本费用包括生产成本、管理和销售费用。经测算，达产期年总成本费用1 358.81 万元。

3.5 效益分析

经测算，该项目年均利润总额289.59 万元，总投资收益率14.93%；同时，税后全投资财务内部收益率16.25%，高于财务基准收益率；当折现率取10%时，全投资财务净现值约812.12 万元，大于零，项目全投资回收期5.86 a。综上所述，项目有较强的盈利能力和投资回收能力。

4 结 语

（1）原矿工艺矿物学研究表明，尾矿样含铜0.068%，其他有价成份均较低。

（2）粒度筛析结果表明，尾矿样中的铜矿物主要富集在+0.074 mm 及-0.025 mm 粒级，其中+0.074 mm粒级主要为含铜连生体，选矿回收应重点考虑该部分铜矿物的回收；-0.025 mm 粒级的铜矿物主要为细粒铜矿物损失，回收较为困难。

（3）浮选试验结果表明，采用Z-200 与丁基黄药组合捕收剂经1 次粗选，获得的粗精矿铜品位约0.57%，铜粗选作业回收率约21.16%。

（4）磨矿对比试验表明，浮选粗精矿单独再磨返回现有浮选流程较浮选粗精矿直接返回现有再磨再选流程更优。

（5）通过对现有选矿厂其中1个系列进行方案设计表明，通过采用合理工艺，综合回收浮选尾矿中的铜精矿，不仅可以提高资源利用率，还可为企业创造巨大的经济效益。