某铜矿泥综合回收铜的选矿工艺及工程化实施方案研究

张 宇

（青海鸿鑫矿业有限公司，青海格尔木 816000）

某铜矿泥综合回收铜的选矿工艺及工程化实施方案研究

张 宇

（青海鸿鑫矿业有限公司，青海格尔木 816000）

某铜矿电铜厂产生矿泥含Cu 1.3%，含Ag 11.78 g／t，为综合利用该矿泥中的有价元素，在矿泥性质研究基础之上，进行了一系列条件试验研究，最终采用分级再磨－硫化－混合浮选的工艺流程对矿泥中的铜进行了选矿回收，试验室闭路试验获得铜精矿中含Cu 14.88%，Cu回收率为46.79%，铜精矿中的Ag回收率为61.61%。确定了该工艺经济合理的实施方案，预计需要投入资金约75.2万元，年产铜精矿含铜41.6 t，精矿含银47.12 kg，年效益为114.5万元。

电铜；洗矿；浮选；矿泥

某铜矿电铜厂生产过程中，进入生产工序的原矿中含有部分矿泥，影响堆浸的酸耗和浸出率。为消除此部分矿泥对酸浸的影响，电铜厂对进入生产流程的原矿使用分级机进行清冼脱泥。目前，清洗出的矿泥，由于受生产工艺限制而作为废弃物排放。全年洗矿脱泥排出的矿泥干重约8 000 t，矿泥中平均铜品位为1.3%，银品位11.78 g／t，则每年随矿泥排出铜金属总量约104 t，排出银金属总量约94.24 kg，造成了资源的严重浪费。本研究对矿泥采用分级再磨后硫化－浮选的工艺回收其中的铜与银，取得了良好的效果，并对工艺的实施方案与预期经济效益进行了研究与评估。

1 矿泥性质

矿泥中含有用金属为铜和银，对精矿仓、浓缩池、生产瞬时样合并成一个综合样品（即试验综合样），矿泥铜的物相分析见表1。

表1 矿泥物相分析结果 %

从表1物相分析结果可得出：矿泥中的铜主要以自由氧化铜的形式存在，约占总铜的53.4%，其次是结合氧化铜，约占总铜的31.3%，硫化铜占15.3%。矿泥中可供选矿回收的铜为硫化铜与自由氧化铜，占总铜的68.7%。

试验综合样的筛水析结果见表2。

表2 试验综合样的筛水析结果

从筛水析结果看，矿泥粒级组成中含＋74μm以上粗粒级约30%，其中铜的分布率约为21%，此粒级中的铜嵌布粒度较细，需进行磨矿使其解离以便选矿回收，同时为避免细粒级铜过磨，确定采用分级磨矿的方式进行磨矿。

2 矿泥选矿条件试验

氧化铜矿物的回收主要有浮选与化学两种方法［1］。浮选主要用于处理孔雀石等自由氧化铜矿物，包括硫化－浮选法、脂肪酸类捕收剂直接浮选法、胺类捕收剂浮选法等。化学法主要用于处理硅孔雀石等结合氧化铜矿物［2］。

矿泥中主要回收的目的矿物为自由氧化铜矿，并含有少量硫化铜矿，两种矿物的总含量为68.8%。因此，主要考虑采用浮选法回收该矿泥中的铜。回收工艺主要有硫化铜与氧化铜一同回收的硫化－混合浮选工艺与“先硫后氧”优先浮选工艺［3］。前期探索试验主要考察了这两种工艺对该矿中铜的回收情况，结果表明采用硫化－混合浮选工艺处理该矿，回收率较优先浮选高。

2.1 铜粗选调整剂种类及用量条件试验

硫化－混合浮选法是将矿石中的氧化矿物先用硫化钠、硫氢化钠或其它硫化剂进行硫化，然后用高级黄药作捕收剂与硫化矿一起进行浮选。硫酸铵和硫酸铝有助于氧化矿物的硫化，因此硫化浮选时加入该两种药剂可以显著地改善浮选效果［4］。

本组试验主要考察了硫化钠、硫氢化钠、硫酸铵＋硫化钠、硫酸铝＋硫化钠对铜回收的影响。试验固定捕收剂为丁黄药，用量为200 g／t，2＃油为起泡剂，用量为40 g／t。试验工艺流程如图1所示，试验结果见表3。

图1 调整剂种类及用量试验工艺流程

表3 调整剂种类及用量试验结果

表3试验结果表明采用单一硫化钠、硫化钠＋硫酸铵、硫化钠＋硫酸铝获得的铜粗精矿指标相近，因此，采用单一硫化钠作为该矿调整剂较为合适。在此基础上进行了硫化钠用量条件试验，试验条件同上，试验结果见表4。

表4 硫化钠用量试验结果

表4试验结果表明：随着硫化钠用量的增加，粗精矿产率增加，Cu品位相应下降，Cu作业回收率相应提高，但当硫化钠用量达到1 200 g／t后，Cu的回收率反而下降。因此，硫化钠用量以1 200 g／t为宜。

2.2 全流程闭路试验

在上述条件试验研究的基础上，采用硫化－混合浮选工艺，通过一粗两精两扫的工艺流程对该矿泥进行了全流程闭路试验。试验工艺流程如图2所示，试验结果见表5。

图2 全闭路浮选试验工艺流程

表5 全流程闭路试验综合结果

从表5的试验结果可知，采用该工艺流程进行闭路试验获得的铜精矿含Cu 14.88%，含Ag 173.20 g／t，铜精矿中Cu与Ag的回收率分别为46.79%与61.61%。

3 矿泥入选厂方案

3.1 矿泥产生量

全年洗矿脱泥排出的矿泥干重约8 000 t，矿泥铜品位按1.3%计算，排出铜金属总量约104 t，银品位11.78 g／t，排出银金属总量约94.24 kg。

3.2 处理方案

矿泥中铜氧化率高达84.7%，结合率高达31.3%，矿泥性质与原矿相差较大，因此，需在选厂进行单独处理。经测定矿泥＋74μm粒级产率达29.91%，特别是＋300μm粒级产率虽少，但铜品位达1.533%，因此矿泥需要进行分级细磨后再进行浮选回收铜矿物。结合选厂生产工艺流程，考虑矿泥首先入原矿泵池，经Φ500旋流器分级后，沉砂进行球磨机细磨后与溢流合并进入浮选。

4 方案选取

结合选矿生产实践，对如下两方案从建设投资与生产成本等方面进行了详细的对比。

4.1 方案一

电铜厂洗矿分级溢流自流入一矿浆泵池，池满后用泵入选厂旧充填池，矿泥经自然沉淀，溢流水进入选厂排污池，矿砂经造浆后用渣浆泵打入Ⅱ系统原矿泵池入生产流程。

4.1.1 建设投资

采用该方案的主要工程量及设备选取如下：1.电铜厂泵池。建约储存5 m×5 m×2 m泵池1个。

2.电铜厂至充填池泵选取。电铜厂至充填池泵几何高差为100 m，选用6吋钢管，管线长2 500 m，弯头为50个。矿浆流量38 m3／h，考虑矿浆波动，按50 m3／h选取泵。选取162.5 m高扬程泵2台。

3.储存矿池子。本方案选用原Φ16 m和 Φ17.2 m的旧充填池储存矿泥，池子深4.4 m，按1.2 t／m3容重计，可储存矿约2 000 t。

4.充填池至原矿泵池泵选取。充填池矿造浆自流到原充填泵房，标高1 938 m，Ⅱ系统原矿泵池顶1 950.7 m，几何高差为12.7 m。由于开车时间少，输送管选取10吋钢管，管线长74 m，约8个弯头。为与选厂生产流程相适配，矿浆流程计划为250 m3／h。选取22.5 m高扬程泵2台。

选用150ZJ－I－A50泵，性能参数见表6。

表6 150ZJ－I－A50泵性能参数

方案一投资估算见表7，由表7可知方案一需投资约75.2万元。

表7 方案一投资估算

4.1.2 生产成本

该方案仅为一段闭路磨分级，矿泥入磨浮原矿泵，生产成本减去棒磨（3.0 kWh／t）和3＃球磨（4.9 kWh／t）电单耗，钢棒单耗减少0.5 kg／t，钢球单耗减少0.6 kg／t。Na2S用量1 200 g／t，黄药200 g／t。生产成本见表8，从表8可知，采用方案一处量1 t矿泥的选矿成本约83.03元。

4.2 方案二

电铜厂洗矿分级溢流自流入电铜厂原浓缩池内，矿砂经沉淀后溢流至过磅房沉淀池再沉清，沉清水外排。浓缩池内矿砂经浓缩浓度达50%～60%后，用陶瓷过滤机过滤，过滤矿砂水份13%左右可存放于精矿仓内，吊车装汽车运输至选厂矿砂仓进入生产流程。

4.2.1 建设投资

方案2投资估算见表9，由表9可知方案二需投资约95万元。

表8 方案一生产成本投资估算

表9 方案二投资估算

4.2.2 生产成本

该方案矿泥进入选厂磨浮生产流程，生产成本为电铜厂浓缩过滤成本、运输费、磨浮和脱水成本之和。生产成本见表10。由表10可知，采用方案二处量1 t矿泥的选矿成本约91.6元。

4.3 方案对比

1.投资。方案一投资约75.2万元，方案二投资约95万元。

2.成本。方案一选矿成本约83.03元／t，方案二选矿成本约91.6元／t。

综合考虑投资与生产成本建议采用方案一处理该矿泥。

5 经济效益估算

采用方案一：矿泥进入原废旧充填池储存，矿浆满时用泵打入Ⅱ系统原矿泵入生产流程，全年洗矿脱泥排出的矿泥干重约8 000 t，原Cu品位按1.3%计算，排出铜金属总量约104 t。原矿银品位11.78 g／t，排出银金属总量约94.24 kg。

表10 方案二生产成本投资估算

5.1 全年产值

铜回收率为46.79%，生产中按40.00%测算；银回收率为61.61%，生产中按50.00%测算。则年产精矿含铜41.6 t，按4万元／t计，年产值166.4万元；年产精矿含银47.12 kg，按0.3万元／kg计，年产值14.136万元。两项合计产值180.536万元。

5.2 全年成本

矿泥干重约8 000 t，单价83.03元／t，全年成本66万元。

5.3 全年效益

产值180.536万元－全年成本66万元≈114.5万元。

6 结 论

1.某铜矿电铜厂矿泥含Cu 1.3%，含Ag 11.78 g／t，在矿泥性质基础之上，进行了一系列条件试验研究，最终采用分级再磨后硫化－浮选的工艺流程对矿泥中的铜进行了选矿回收，试验室闭路试验获得铜精矿中含Cu 14.88%，Cu回收率为46.79%，铜精矿中的Ag回收率为61.61%。

2.从建设投资与生产成本等方面对该矿泥选矿工艺实施方案进行了对比，最终推荐电铜厂矿泥采取砂泵输送进入原废旧充填池储存，矿浆满时用泵打入Ⅱ系统原矿泵入生产流程单独浮选。

3.项目建设投入资金约75.2万元，年产精矿含铜41.6 t，精矿含银47.12 kg，年效益约为114.5万元，约1 a就能收回投资费用。并且，通过本方案处理，能够彻底解决电铜厂的排污问题，并充分回收利用了资源。

［1］ 张文彬.氧化铜浮选研究与试验［M］.长沙：中南大学出版社，1992.

［2］ 胡熙庚，黄和慰，毛拒凡，等.浮选理论与实践［M］.长沙：中南工业大学出版社，1991.

［3］ 高起鹏.氧化铜矿硫化浮选几个问题［J］.有色矿冶，2003，（3）：22－24.

［4］ 王双才，李元坤，史光大，等.氧化铜矿的处理工艺及其研究进展［J］.矿产综合利用，2006，（2）：1－5.

Study on Recovering Copper from a Copper M ines Slime and Its Industrial Im plementation

ZHANG Yu
（Qinhai Hongxin Mining Co.Ltd，Geermu 816000，China）

A coppermines slime cotains Cu 1.3%and Ag 11.78 g／t.Based on the ore properties of the slime，a series of testwas conducted.The finally principles process of recovering Cu and Ag is classification，grinding，sulfuration and flotation.A copper concentration containing Cu 14.88%was obtained from the closed-circuit test，and the recovery of Cu and Ag are 46.79%and 61.61%，respectively.Based on the mine plan，compared two implement schemes，it obtained a better implement schemes，which will cost 752，000 yuan，and provide a technical support for enterprisemanagement decision.Through the project，41.6 t copper concentration and 47.12 kg siliver concentration can be obtained every year and its profits can reach 1，145，000 yuan.

electroless copper；dolly；flotation；slime

TD862.1

：A

：1003－5540（2014）05－0017－04

2014－08－12

张 宇（1971－），男，工程师，主要从事选矿生产技术管理工作。