新疆某铜镍硫化矿选矿工艺研究_王朝.pdf

新疆某铜镍硫化矿选矿工艺研究 王朝 1,2,3 卜显忠 1 翁存建 1,2,3 王鹏程 2,3 刘波 4 罗仙平 1， 2,3,5 （1. 西安建筑科技大学资源工程学院， 陕西 西安 710055； 2. 青海省高原矿物加工工程与综合利用重点实验室， 青海 西宁 810006； 3. 青海省有色矿产资源工程技术研究中心， 青海 西宁 810006； 4. 新疆瑞伦矿业责任有限公司， 新疆 哈密 839000； 5. 江西理工大学资源与环境工程学院， 江西 赣州 341000） 摘要新疆瑞伦某铜镍硫化矿原矿含铜0.14， 含镍0.51， 属于高镍低铜硫化铜镍矿。原矿中铜品位较低， 同时含有大量易泥化的滑石、 蛇纹石等脉石矿物， 给该铜镍矿的高效回收带来不利影响。为高效开发利用该铜镍硫 化矿石， 进行了系统的选矿工艺研究。实验室小型闭路试验结果表明 在磨矿细度为-74 μm占75， 以碳酸钠为pH 调整剂， 硫酸铜为活化剂， 水玻璃和CMC为抑制剂， Z-200、 丁铵、 丁黄和戊黄为捕收剂的条件下， 经2粗4精3扫铜镍 混合浮选， 铜镍混合精矿以石灰为pH调整剂、 Z-200为捕收剂、 BK-204为起泡剂， 可获得含铜26.12、 含镍0.55， 铜回收率76.49、 镍回收率0.44的铜精矿， 含镍10.42、 含铜0.39， 镍回收率73.14、 铜回收率9.97， MgO降至 5.88的镍精矿。试验解决了镍精矿中氧化镁杂质含量较高的问题， 提高了精矿质量， 可以为现场生产提供理论依 据。 关键词混合浮选镍黄铁矿黄铜矿蛇纹石滑石 中图分类号TD923文献标志码A文章编号1001-1250 （2019） -04-064-07 DOI10.19614/ki.jsks.201904013 Study on Beneficiation Process of a Copper-Nickel Sulfide Ore in Xinjiang Wang Zhao1,2,3Bu Xianzhong1Weng Cunjian1,2,3Wang Pengcheng 2,3 Liu Bo 4 Luo Xianping1， 2,3,52 （1. School of Resources Engineering， Xian University of Architecture and Technology， Xian 710055， China； 2. Key Laboratory of Plateau Mineral Processing Engineering and Comprehensive Utilization in Qinghai Province, Xining 810006， China； 3. Qinghai Province Nonferrous Mineral Resources Engineering Technology Research Center, Xining 810006， China； 4. Xinjiang Ruilun Mining Co., Ltd., Hami 839000， China； 5. School of Resources and Environmental Engineering， Jiangxi University of Science and Technology, Ganzhou 341000， China） Abstract The raw ore of Xinjiang Ruilun copper-nickel ore contains 0.14 copper and 0.51 nickel, belonging to the high nickel and low copper sulfide copper-nickel ore. The copper grade in the ore is relatively low, and contains a large num- ber of gangue minerals such as talc and serpentine which are easily muddy, which adversely affects the efficient recovery of the copper-nickel sulfide ore. In order to efficiently develop and utilize the copper-nickel sulfide ore, a systematic beneficia- tion process was carried out. The laboratory closed-circuit test results show that the fineness of grinding is -74 μm, account- ing for 75, sodium carbonate is used as pH regulator, copper sulfate is used as activator, and sodium silicate and CMC are depressant. Z-200, ammonium butyl aerofloat, butyl xanthate and amyl xanthate are the collectors, after two roughing, four cleaning, three scavenging copper-nickel mixed flotation, copper-nickel mixed concentrate with lime as pH regulator, Z-200 as collector, BK-204 as foaming agent. Copper concentrate containing 26.12 copper, 0.55 nickel, 76.49 copper recovery and 0.44 nickel recovery, nickel concentrate containing 10.42 nickel, 0.39 copper, 73.14 nickel recovery, and 9.97 copper recovery was obtained. The MgO is reduced to 5.88 in nickel concentrate. It solves the problem of high content of magnesium oxide impurities in nickel concentrate, improves the quality of concentrate and provides theoretical basis for on- site production. KeywordsMixed flotation， Nickel pyrite， Chalcopyrite， Serpentine， Talc 收稿日期2019-02-04 基金项目国家自然科学基金项目 （编号 50704018， 51374116） ， 青海省重大科技专项项目 （编号 2018-GX-A7） 。 作者简介王朝 （1993） ， 男， 硕士研究生。通讯作者罗仙平 （1973） ， 男， 教授， 博士研究生导师。 总第 514 期 2019 年第 4 期 金属矿山 METAL MINE Series No. 514 April 2019 64 ChaoXing 镍具有良好的化学和热稳定性以及优良的机械 性能， 能耐受多种有机物质的腐蚀， 因此主要用来制 造不锈钢和其他抗腐蚀镍合金， 如镍钢、 铬镍钢等， 广 泛用于电镀、 钢铁、 高镍基合金、 电池、 飞机、 雷达等各 种军工制造业以及民用机械制造业等领域。目前， 我 国的镍金属大部分来自硫化铜镍矿， 硫化铜镍矿中脉 石矿物主要为含钙、 镁的硅酸盐矿物， 泥化严重， 导致 铜镍金属未能综合利用， 造成资源的浪费 ［1］。新疆某 铜镍硫化矿原矿铜镍品位低、 嵌布粒度不均、 含镁硅 酸盐矿物含量较高， 导致精矿MgO含量高， 影响后续 冶炼工艺指标。减少MgO进入精矿的途径主要是通 过选用具有针对性的抑制剂来调整含镁硅酸盐矿物 表面性质， 从而减少含镁硅酸盐矿物在硫化矿表面 的物理吸附 ［2］， 同时也可采用选择性强的抑制剂来 提高脉石矿物的润湿性， 减少MgO进入精矿的可能 性 ［3］。因此， 本研究主要根据铜镍硫化矿的工艺矿 物学特点， 针对镍精矿中氧化镁含量高的问题， 通过 工艺流程及药剂制度的优化， 使得铜镍资源高效回 收利用， 为该铜镍矿资源的高效回收提供理论依据。 1原矿性质 新疆某铜镍矿石镍品位为 0.51、 铜品位为 0.14， 是主要回收的元素， 钴品位0.015， 是可综合 回收的元素。铜矿物主要为黄铜矿， 微量的斑铜矿 和砷铜矿； 镍矿物主要有镍黄铁矿， 微量的辉砷镍矿 和针镍矿； 铁矿物主要有磁黄铁矿、 磁铁矿、 钛铁矿 和黄铁矿； 此外， 还有少量或微量的闪锌矿、 方铅矿、 单斜绿铜锌矿、 黄锡矿等金属矿物； 脉石矿物主要有 闪石、 辉石、 云母、 长石、 绿泥石、 橄榄石等， 另有少量 或微量的石英、 滑石、 方解石、 蛇纹石等。原矿化学 多元素分析结果见表1。 注 Au含量的单位为g/t。 矿石中镍、 铜主要以独立矿物存在， 镍矿物主要 为镍黄铁矿， 铜的独立矿物主要为黄铜矿。矿石的 构造主要为浸染状构造， 矿石结构较复杂， 主要有晶 粒结构、 自形半自形晶结构、 填隙结构、 脉状结构、 共 边结构、 溶蚀结构、 镶边结构等。原矿中镍黄铁矿、 黄铜矿的粒径较大较粗， 但是镍黄铁矿与磁黄铁矿 的关系非常紧密， 在磨矿过程中难以有效解离。此 外， 脉石矿物与镍黄铁矿性质类似， 导致脉石矿物和 镍矿物分离困难， 恶化浮选指标。 2流程方案的确定 一般而言， 铜镍硫化矿采用优先浮选、 混合浮选 再分离和等可浮浮选流程选别。优先浮选工艺适用 于高铜低镍的硫化矿， 但浮选指标较差， 尤其是被抑 制的镍矿物难以重新活化， 药剂成本高； 混合浮选可 得到较好指标的铜镍混合精矿， 但铜镍分离效果差， 精矿产品铜镍互含严重； 等可浮浮选是优先浮出铜 矿物和部分可浮性较好的镍矿物， 然后再进行分离， 这样既可以降低铜镍分离的难度， 又能保证镍精矿 的回收率， 但该工艺的局限性较大， 对矿石性质要求 较高。当原矿为低铜高镍矿石时， 常采用铜镍混浮 流程， 而对于铜镍混合浮选流程而言， 必须保证粗选 阶段铜镍精矿的产率并注意有效控制脉石矿物含量 来进一步提高铜镍精矿的浮选指标 ［4-5］。目前， 行业 中普遍存在的难点是铜镍矿中脉石矿物蛇纹石、 滑 石容易泥化， 造成有用矿物和脉石矿物分离困难， 导 致铜镍的选别指标较差 ［6-8］。在工艺矿物学研究的基 础上， 针对试验矿石性质， 并结合前期探索试验， 最 终确定采用铜镍混浮混合精矿铜镍分离工艺处理 该铜镍硫化矿石。 3试验结果与讨论 3. 1粗选条件试验 在磨矿细度为-74 μm占75、 活化剂硫酸铜用 量为200 g/t， 捕收剂Z-200丁铵丁黄戊黄用量为 21202010 g/t， 起泡剂BK204用量为21 g/t的条件 下， 考察调整剂种类对铜镍混合粗选的影响， 粗选条 件试验流程见图1。 3. 1粗选调整剂种类对铜镍混合粗选指标的影响 矿石中滑石等易浮易泥化脉石矿物较多， 由于 脉石矿物表面存在选择性吸附， 可阻碍浮选药剂罩 盖在有用矿物表面， 导致目的矿物和脉石矿物分离 困难 ［9-10］。选择高效的抑制剂有利于减少脉石矿物的 上浮， 提高粗精矿的品位。在磨矿细度为-74 μm占 75、 活化剂硫酸铜用量为200 g/t， 捕收剂Z-200丁 铵丁黄戊黄用量为21202010 g/t， 起泡剂BK204 王朝等 新疆某铜镍硫化矿选矿工艺研究2019年第4期 65 ChaoXing 用量为21 g/t条件下， 考察抑制剂种类 （A对应调整剂 为六偏磷酸钠水玻璃CMC， 用量为1 0001 000 200 g/t； B 对应调整剂为碳酸钠水玻璃CMC， 用量 为1 0001 000200 g/t； C对应调整剂为六偏磷酸钠 碳酸钠CMC， 用量为1 0001 000200 g/t； D对应调 整剂为六偏磷酸钠CMC， 用量为200200 g/t） 对铜镍 混合粗选指标的影响。试验结果见图2。 由图2可以看出， 六偏磷酸钠水玻璃CMC组 合调整剂对铜、 镍品位增加效果不明显； 碳酸钠水 玻璃CMC组合调整剂的粗精矿浮选指标较好， 优于 其他组合调整剂， 可获得含铜 0.56、 铜回收率 86.01， 含镍1.54、 镍回收率70.49的铜镍混合粗 精矿； 六偏磷酸钠碳酸钠CMC组合调整剂对镍回 收效果较好， 但不利于铜的回收； 六偏磷酸钠CMC 组合调整剂对铜、 镍整体回收效果均较差。因此后 续使用碳酸钠水玻璃CMC组合调整剂。 3. 2调整剂用量对铜镍混合粗选指标的影响 试验确定使用碳酸钠作pH调整剂， 水玻璃CMC 为组合抑制剂。固定磨矿细度为-74 μm占75、 活 化剂硫酸铜用量为200 g/t， 捕收剂Z-200、 丁铵、 丁黄、 戊黄用量分别为21 g/t、 20 g/t 、 20 g/t和10 g/t， 起泡剂 BK204用量为21 g/t， 进行调整剂用量试验。 在水玻璃和CMC用量分别为1 000 g/t和200 g/t 条件下， 考察碳酸钠用量对铜镍混合粗选指标的影 响， 试验结果见图3。 由图3可知， 随着碳酸钠用量的增大， 粗精矿铜 镍品位先增加后减小， 铜镍回收率先增大后减小， 当 碳酸钠用量在1 500 g/t时， 选别指标最好。因此， 选 择碳酸钠用量为1 500 g/t， 此时可获得含铜0.84、 铜 回收率87.6， 含镍2.48、 镍回收率72.45的铜镍 混合粗精矿。 在碳酸钠和CMC用量分别为1500 g/t和200 g/t 条件下， 考察水玻璃用量对铜镍混合粗精矿指标的 影响， 结果见图4。 由图4可知， 随着水玻璃用量的增大， 铜镍品位 先处于平稳后增大， 铜回收率先增大后减小， 镍回收 率先处于平稳后减小， 当水玻璃用量在750 g/t时， 选 别指标最好。因此， 确定水玻璃用量为750 g/t， 此时 可获得含铜0.44、 铜回收率89.23， 含镍1.38、 镍 回收率76.98的铜镍混合粗精矿。 在碳酸钠和水玻璃用量分别为1 500 g/t和750 g/t条件下， 考察CMC用量对铜镍混合粗精矿指标的 影响， 结果见图5。 由图5可知 随着CMC用量的增大， 铜、 镍品位 先减小后增加， 铜回收率先增加后减小， 镍回收率先 增加后减小； 当CMC用量在200 g/t时， 选别指标最 好。因此， 选择CMC用量为200 g/t， 此时可获得含铜 0.43、 铜回收率 88.23， 含镍 1.39、 镍回收率 77.16的铜镍混合粗精矿。 综上所述， 当碳酸钠、 水玻璃和CMC的用量分别 为1 500 g/t、 750 g/t和200 g/t时， 选别指标最佳。 金属矿山2019年第4期总第514期 66 ChaoXing 3. 3活化剂用量对铜镍混合粗选指标的影响 对于铜镍硫化矿的浮选而言， 单独使用捕收剂 时选别效果较差， 浮选回收率较低 ［11］。因此， 在浮 选时要添加一定量的活化剂来提高粗选指标。在 磨矿细度为-74 μm占75、 pH调整剂碳酸钠用量 为1 500 g/t、 抑制剂水玻璃和CMC的用量分别为750 g/t和200 g/t， 捕收剂Z-200、 丁铵、 丁黄、 戊黄用量分 别为21 g/t、 20 g/t、 20 g/t和10 g/t， 起泡剂BK204用量 为21 g/t条件下， 考察活化剂硫酸铜用量对铜镍混合 粗精矿指标的影响， 试验结果见图6。 由图6可知 随着硫酸铜用量的增加， 混合粗精 矿铜品位逐渐降低， 但降低幅度不明显， 铜回收率先 升高后降低； 镍品位和镍回收率均先升高后降低； 当 硫酸铜用量为150 g/t时， 选别指标相对最好。因此， 选择硫酸铜用量为150 g/t， 此时可获得含铜0.34、 铜回收率88.98， 含镍1.09、 镍回收率78.05的铜 镍混合粗精矿。 3. 4捕收剂种类对铜镍混合粗选指标的影响 采用铜镍混浮流程可以减少采用抑铜浮镍或抑 镍浮铜流程造成被抑制的矿物后续未能有效活化而 造成金属矿物的损失， 影响选矿指标。为在保证混 合粗精矿中铜、 镍回收率的前提下， 尽可能降低混合 粗精矿中钙镁矿物的含量， 保证铜镍的选别指标 ［2］， 在粗选阶段选择最佳的捕收剂种类更为重要。针对 现场实际情况， 分别以丁黄、 丁铵、 戊黄和异戊黄为 捕收剂进行浮选试验， 结果表明， 采用单一的药剂粗 精矿的产率较大， 铜、 镍品位均比较低， 同时铜的回 收率不高。组合捕收剂的协同作用对捕收硫化矿具 有一定的选择性并强化浮选效果 ［12-13］。因此， 考察了 组合药剂对铜镍混合浮选指标的影响， 主要探索了 丁黄Z-200、 戊黄Z-200、 丁黄丁铵Z-200、 丁黄 Z-200丁铵戊黄4组捕收剂对选别指标的影响。结 果表明， 对于复杂低品位铜镍硫化矿而言， 采用组合 捕收剂相比单一捕收剂的效果要好， 多种药剂组合 使用可提高浮选指标。因此， 确定混合粗选捕收剂 为丁黄Z-200丁铵戊黄组合药剂。 3. 5捕收剂用量对铜镍混合粗选指标的影响 固定磨矿细度为-74 μm占75、 pH调整剂碳酸 钠用量为1 500 g/t、 抑制剂水玻璃和CMC的用量分别 为750 g/t和200 g/t， 起泡剂BK204用量为21 g/t进行 试验。 在丁铵、 丁黄和戊黄的用量分别为20 g/t、 20 g/t 和10 g/t时， 考察Z-200用量对铜镍混合粗精矿指标 的影响， 试验结果见图7。 由图 7 可知， 混合粗精矿铜、 镍品位均随着 Z- 200用量的增加而降低， 镍回收率先升高后降低， 铜 回收率基本保持不变。在Z-200用量为28 g/t时， 选 别指标相对最好。因此， 选择Z-200用量为28 g/t， 此 时可获得含铜0.29、 铜回收率89.23， 含镍0.92、 镍回收率78.44的混合粗精矿。 在Z-200、 丁黄和戊黄的用量为28 g/t、 20 g/t和 10 g/t时， 考察丁铵用量对铜镍混合粗精矿指标的影 响， 试验结果见图8。 由图8可知， 随着丁铵用量的增加， 铜、 镍品位先 降低后趋于稳定， 铜、 镍回收率先增加后减少。在丁 铵用量为60 g/t时， 选别指标相对最好。因此， 选择 丁铵用量为60 g/t， 此时可获得含铜0.26、 铜回收率 90.23， 含镍0.81、 镍回收率79.38的混合粗精 矿。 在Z-200、 丁铵和戊黄的用量为28 g/t、 60 g/t和 10 g/t时， 考察丁黄用量对铜镍混合粗精矿指标的影 王朝等 新疆某铜镍硫化矿选矿工艺研究2019年第4期 67 ChaoXing 响， 试验结果见图9。 由图9可知， 随着丁黄用量的增加， 铜品位变化 不明显， 镍品位逐渐降低， 铜、 镍回收率先升高后趋 于稳定。在丁黄用量为20 g/t时， 选别指标相对最 好。因此， 选择丁黄用量为20 g/t， 此时可获得含铜 0.26、 铜回收率90.23， 含镍0.81、 镍回收率 79.38的混合粗精矿。 在Z-200、 丁铵和丁黄的用量为28 g/t、 60 g/t和 20 g/t时， 考察戊黄用量对铜镍混合粗精矿指标的影 响， 试验结果见图10。 由图10可知， 随着戊黄用量的增加， 铜、 镍品位 逐渐降低， 铜、 镍回收率先升高后趋于稳定。在戊黄 用量为15 g/t时， 选别指标相对最好。因此， 选择戊 黄用量为15 g/t， 此时可获得含铜0.27、 铜回收率 91， 含镍0.88、 镍回收率91的混合粗精矿。 综上所述， 当Z-200用量为28 g/t、 丁铵用量为 60 g/t、 丁黄用量为20 g/t、 戊黄用量为15 g/t时， 浮选 指标最佳。 3. 6磨矿细度对铜镍混合粗选指标的影响 磨矿细度决定了目的矿物与脉石矿物是否充分 单体解离， 合适的矿物单体解离度才能使浮选指标更 优。在调整剂碳酸钠用量为1 500 g/t、 抑制剂水玻璃 和CMC的用量分别为750 g/t和200 g/t， 活化剂硫酸铜 的用量为150 g/t， 捕收剂Z-200、 丁铵、 丁黄、 戊黄用量 分别为28 g/t、 20 g/t、 20 g/t和10 g/t， 起泡剂BK204用 量为21 g/t条件下， 考察磨矿细度对铜镍混合粗精矿 指标的影响， 试验结果见图11。 由图11可知， 随着磨矿细度从70增加到92 时， 混合粗精矿铜、 镍品位逐渐降低， 铜、 镍回收率先 增加后降低。当磨矿细度为-74 μm占75时， 选别 指标较好， 此时可获得含铜0.27、 铜回收率91.00， 含镍0.88、 镍回收率80.22的混合粗精矿。因此， 选择磨矿细度为-74 μm占75。 3. 7闭路试验 根据生产实际模拟闭路中矿返回对浮选指标的 影响， 在条件试验的基础上进行闭路试验， 试验流程 见图12， 试验结果见表2。 由表2可知， 采用铜镍混浮再分离的流程小型闭 路试验可获得含铜 26.12、 含镍 0.55， 铜回收率 76.49、 镍回收率0.44的铜精矿， 含镍10.42、 含铜 0.39， 镍回收率73.14、 铜回收率9.97的镍精矿； 镍精矿中MgO含量降至5.88， 达到镍精矿的要求， 获得了较好的浮选指标， 最大程度回收了铜、 镍矿 物。 4结论 （1） 矿石镍品位为0.51、 铜品位为0.14， 是主 要回收的元素， 钴品位0.015， 是可综合回收的元 素。原矿中镍矿物主要为镍黄铁矿， 铜矿物主要为 黄铜矿， 含镁硅酸盐脉石矿物含量较高。矿石结构 较复杂， 主要有晶粒结构、 自形半自形晶结构、 填隙 结构、 脉状结构、 共边结构、 溶蚀结构、 镶边结构等； 金属矿山2019年第4期总第514期 68 ChaoXing 原矿中铜、 镍矿物嵌布粒度不一， 易泥化脉石矿物含 量较高， 给选矿带来不利的影响， 因此， 该铜镍硫化 矿属难选矿石类型。 （2） 在工艺矿物学研究的基础上， 采用铜镍混合 浮选粗精矿铜镍分离工艺处理该铜镍硫化矿， 最 终 可 获 得 含 铜 26.12 、 含 镍 0.55 ， 铜 回 收 率 76.49、 镍回收率0.44的铜精矿， 含镍10.42、 含铜 王朝等 新疆某铜镍硫化矿选矿工艺研究2019年第4期 69 ChaoXing 0.39， 镍回收率73.14、 铜回收率9.97的镍精矿； 镍精矿中MgO含量降至5.88， 解决了镍精矿中氧化 镁杂质含量较高的问题， 提高了精矿质量， 为该铜镍 硫化矿的高效开发利用提供了理论依据。 参 考 文 献 傅雷， 仲冰.中国矿产资源现状与思考 ［J］ .资源与产业， 2008， 10 （1） 83-86. 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