哈萨克斯坦某铜镍硫化矿可选性试验研究.pdf

4 有色金属 选矿部分2 0 1 5 年第3 翅 d o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j ．i s s n ．1 6 7 1 - 9 4 9 2 ．2 0 1 5 ．0 3 ．0 0 2 哈萨克斯坦某铜镍硫化矿可选性试验研究 赵杰，谭欣，王中明，刘方，刘书杰 北京矿冶研究总院矿物加工科学与技术国家重点实验室，北京1 0 2 6 2 8 摘要为了给哈萨克斯坦某地硫化铜镍矿石的开发提供依据，在工艺矿物学研究的基础上，对该矿石进行了可选性试 验研究。结果表明，采用铜镍混浮铜镍一硫分离工艺流程，在磨矿细度为一7 4t u n 占9 0 ％时，选用B K - 3 0 6 与B K - 3 0 2 的组 合药剂作铜镍硫化矿物捕收剂，并在精选过程中针对性地选用新型抑制剂B K - 5 0 9 ，可获得含铜1 1 ．8 2 ％、铜回收率7 9 ．2 3 ％， 含镍4 ．8 5 ％、镍回收率5 3 ．7 8 ％的铜镍混合精矿。 关键词铜镍硫化矿；铜镍混合精矿；浮选；抑制剂 中图分类号T D 9 1 3 ；T D 9 5 2 ．1 ；T D 9 5 4文献标志码A文章编号1 6 7 1 - 9 4 9 2 2 0 1 5 0 3 - 0 0 0 4 - 0 5 E x p e r i m e n t a lS t u d yo nB e n e f i c i a b i l i t yo fC o p p e r - N i c k e lS u l f i d eO r ei nK a z a k h s t a n Z H A O 胁，T A NX i n ，W A N GZ h o n g m i n g ，L I UF a n g ，H US h u j i e S t a t eK e yL a b o r a t o r yo fM i n e r a lP r o c e s s i n g ，B e i j i n gG e n e r a lR e s e a r c hI n s t i t u t eo fM i n i n ga n d M e t a l l u r g y ，B e i j i n g1 0 2 6 2 8 ，C h i n a A b s t r a c t B a s e do nt h e p r o c e s sm i n e r a l o g i c a l s t u d i e so ft h ec o p p e r n i c k e ls u l f i d eo r e ，t h ef l o t a t i o n e x p e r i m e n t sa r ec a r r i e do u ti no r d e rt op r o v i d eas t r o n gf o u n d a t i o nf o re x p l o r i n gt h ec o p p e r - n i c k e ls u l f i d eo r e sf r o m K a z a k h s t a n ．T h er e s u l t ss h o wt h a tw i t ht h ef l o t a t i o np r o c e s so fc o p p e r - n i c k e lb u l kf l o t a t i o n ，c o p p e r - n i c k e la n d s u l p h u rs e p a r a t i o n ，t h ec o p p e r n i c k e lb u l kc o n c e n t r a t ew i l lb ea b l et oc o n t a i n11 ．8 2 ％C uw i t har e c o v e r yr a t eo f 7 9 ．2 3 ％a n d4 。8 5 ％N iw i t har e c o v e r yr a t eo f5 3 ．7 8 ％，o nt h ec o n d i t i o nt h a t 一7 4I x mp a r t i c l e sa c c o u n tf o r9 0 ％， a n dB K - 3 0 6a n dB K - 3 0 2a l ec o m b i n e dt ou s ea sc o l l e c t o r s ，w h i l eB K - 5 0 9i su s e ds p e c i f i c a l l ya st h en e wt y p e d e p r e s s a n td u r i n gt h ep r o c e s so fc l e a n i n g ． K e yw o r d s c o p p e r n i c k e ls u l f i d eo r e ；c o p p e r n i c k e lm i x e dc o n c e n t r a t e ；f l o t a t i o n ；d e p r e s s a n t 为满足国家经济建设的需要，资源性产品的消 耗不断增加。铜镍是国内众多重要行业的主要原 料，近年来铜镍消耗量的不断上升有效促进铜镍选 矿及相关行业的发展。 目前世界上相当一部分铜镍来源于铜镍硫化矿 石，铜镍矿物往往结构复杂，不仅嵌布粒度较细，而 且粒度分布不均匀⋯。铜镍硫化矿的处理方法根据 其品位高低而不同，通常都需经过选矿富集，若铜镍 硫化矿品位高则能直接进行熔炼旧J 。浮选是处理铜 镍硫化矿的主要选矿方法，常用的工艺有混合浮选、 表1 乳出l e1 依次优先浮选、细菌浸出[ 3 ．5 ] 。2 0 世纪9 0 年代以前， 铜镍矿物通常需要进行铜镍分离，随着冶炼行业的 技术更新，现在镍铜混合精矿即能成为合格产品【6J 。 本研究在工艺矿物学研究的基础上，针对哈萨克斯 坦某地硫化铜镍矿石进行可选性试验研究，为开发 利用该资源提供依据。 1 原矿性质 1 ．1 矿石多元素分析 原矿的多元素分析结果见表1 。 原矿多元素分析结果 M u l t i e l e m e n ta n a l y s i sr e s u l t so fr u n o f - m i n eo r e／％ 投稿日期2 0 1 4 - 0 3 - 0 7修回日期2 0 1 5 - 0 3 - 2 2 作者简介赵杰 1 9 8 7 ，男，湖北武汉人，硕士，助理工程师，主要从事选矿理论与工艺方面的研究。 万方数据 2 0 1 5 年第3 期赵杰等哈萨克斯坦某铜镍硫化矿可选性试验研究 5 由表1 可知，矿石中镍含量为0 ．3 3 ％、铜含量为 0 ．5 2 ％，属于低品位铜镍矿石。 表2 T a b l e2 1 ．2 铜和镍的化学物相分析 原矿铜和镍化学物相分析结果见表2 和表3 。 铜物相分析结果 A n a l y s i sr e s u l t so fc o p p e rp h a s e ，％ 由表2 可知，氧化铜、自然铜、硫酸铜、其它铜中 铜含量少，仅占全铜的4 ．2 7 ％，而全铜中9 5 ．7 3 ％的 铜在硫化铜中，因此硫化铜是铜的主要回收对象。 表3镍物相分枵结果 T a b l e3 A n M y s i sr e s u l t so fn i c k e lp h a s e ／％ 由表3 可知，氧化镍中镍含量低，仅占全镍的 1 ．9 6 ％，而全镍中9 8 ．0 4 ％的镍在硫化镍中，因此硫 化镍是镍的主要回收对象。 原矿石中的主要有用组分来源是含镍的磁黄铁 矿、镍黄铁矿和黄铜矿。矿石中有1 6 ．2 7 ％的铜为次 生硫化铜。次生硫化铜矿性脆，容易过粉碎泥化，且 容易氧化，比原生铜矿难浮，可能会影响铜浮选指 标。此外，磁黄铁矿为矿石中矿物组分含量最高的 金属矿物，也是主要的含镍矿物之一，导致铜镍的选 别受到影响，镍的品位难以提高。 2 试验结果与分析 2 ．1 粗选条件试验 由于原矿中含硫较高，且磁黄铁矿为矿石中矿 物组分含量最高的硫矿物和主要的含镍矿物，导致 铜镍混合精矿分离困难，且难以获得含镍4 ．5 ％以上 的镍精矿。因此根据该原生矿石特点，采用铜镍混 浮铜镍．硫分离工艺流程，并对该流程进行详细的 条件试验，原矿选矿试验原则流程见图1 。 根据前期试验结果，捕收剂选用异戊基黄药与 B K _ 3 0 2 复合酯类 组合药剂，起泡剂为B K - 2 0 4 ，采 用两段粗选，进行了粗选条件试验。由试验可知，在 磨矿过程中石灰添加量1 ．0k g ／t ，磨矿细度一7 4 肛m 占6 5 ％，水玻璃用量3 0 0g ／t ，C M C 用量1 0 0g ／t ，异 戊基黄药与B K - 3 0 2 用量为4 0 1 5g ／t ，B K - 2 0 4 用量 1 5g ／t 的条件下，进行第一段粗选，第二段粗选异戊 基黄药与B K ．3 0 2 用量为2 5 1 0g ／t ，B K - 2 0 4 用量5 g ／t ，得到铜镍粗精矿含铜3 ．5 0 ％、含镍1 ．9 2 ％，铜、 镍回收率分别为9 3 ．1 1 ％、8 0 ．0 l ％，可是在后续的精 选试验过程中发现，虽然铜镍粗精矿能获得较高的 铜镍回收率，但得到的铜镍精矿中铜镍品位低，因 此，对粗选条件进行了优化，并对精选主要条件进行 了研究。 原矿 铜镍混合精矿 低镍精矿 图1铜镍混浮一铜镍一硫分离工艺流程 F i g ．1 F l o w s h e e to fc o p p e r n i c k e lb u l k l o t a t i o n - c o p p e r n i c k e la n ds u l p h u rs e p a r a t i o n 2 ．2 铜镍．硫分离再磨试验 为了提高铜镍精矿中的铜、镍品位，使有用矿物 尽可能单体解离，进行了石灰介质中硫化铜镍精矿 铜镍一硫分离再磨试验。试验流程见图2 ，试验结果 见图3 。由图3 可知，当原矿直接磨至一7 4 岬9 0 ％ 较粗选磨至一7 4 恤m6 5 ％、再磨一4 3 斗m9 2 ％，铜镍 精矿中铜、镍品位均明显增加。因此，采用原矿细 磨、粗精矿不再磨有利于铜镍与硫的分离。 2 ．3 铜镍矿物选择性捕收剂试验 为了进一步提高铜镍精矿中铜镍的品位，采用 选择性好的捕收剂进行了石灰介质中硫化铜镍矿物 选择性捕收剂试验。试验流程如图2 ，磨矿细度 一7 4 斗m 占9 0 ％，改变捕收剂用量和种类，进行一段 粗选，试验结果见图4 。 万方数据 6 有色金属 选矿部分2 0 1 5 年第3 期 戊基黄药3 0 ，B K ．2 0 45 图2 铜镍- 硫分离再磨试验工艺流程 F i g ．2 F l o w s h e e to ft h es e p a r a t i o na n dr e g r i n d i n go fc o p p e r - n i c k e la n ds u l p h u rt e s t 图3 分离再磨对铜镍精矿指标的影响 F i g ．3 E f f e c to ft h es e p a r a t i o na n dr e 酾n d i n go n c o p p e r n i c k e lc o n c e n t r a t ei n d e x 1 铜品位；2 - - 镙品位；3 - - 铜回收率；4 镍回收率；下同 由图4 可知，北京矿冶研究总院研制的选择性 捕收剂B K - 3 0 6 复合酯类 与B K - 3 0 2 的组合使用， 一段粗选即能获得含铜6 ．4 6 ％、含镍2 ．7 2 ％，铜、镍 回收率分别为9 0 ．0 7 ％、5 8 ．7 7 ％的铜镍粗精矿，在保 证铜品位及回收率的条件下，提高了铜镍粗精矿的镍 2 5 2 0 零1 5 ＼ 趟 曙1 0 5 3 3 3 3 3 量 4 4 4 4 1 4 阼阼阼阼 1 j 4 仆 1 阼 8 0 6 0 零 钳 擎 4 0 回 2 0 0 品位，因此粗选捕收剂以B K - 3 0 63 2s ／t B K - 3 0 28 g ／t 为宜。 2 ．4 铜镍- 硫分离活性炭用量试验 铜镍混合浮选精矿中残留有大量的浮选药剂， 未经脱药就直接进行铜镍- 硫的分离，会影响抑制剂 作用的发挥。活性炭是良好的脱药剂，进行了石灰 万方数据 2 0 1 5 年第3 期赵杰等哈萨克斯坦某铜镍硫化矿可选性试验研究 7 介质中硫化铜镍混合精矿铜镍一硫分离活性炭用量 试验。试验流程见图5 ，试验结果见图6 。 原矿 铜镍精矿 低镍精矿 图5铜镍一硫分离精选试验工艺流程 F i g ．5 F l o w s h e e to fc l e a n i n go fc o p p e r n i c k e l a n ds u l p h u rs e p a r a t i o n 冰 ＼ 赳 咯 活性炭用t 蚤／ g ．t - 1 图6 活性炭用量对铜镍精矿指标的影响 F i g ．6 E f f e c to fa c t i v ec a r b o no nc o p p e r n i c k e l c o n c e n t r a t ei n d e x 由图6 可以看出，随着活性炭用量的增加，铜镍 精矿铜、镍品位和铜回收率逐渐上升，镍回收率基本 保持不变，在活性炭用量增加到1 2 5g ／t 以后，铜镍 精矿镍品位和铜、镍回收率均下降。因此，确定铜镍 分离粗选活性炭用量为1 2 5g ／t 。 2 ．5 铜镍一硫分离抑制剂试验 在活性炭用量为1 2 5g ／t 条件下，考察了石灰用 量对硫化铜镍混合精矿铜镍- 硫分离指标的影响。 试验流程见图5 ，试验结果见图7 。 石灰用量／ k g t 。1 图7铜镍一硫分离石灰用量试验结果 F i g ．7 R e s u h so fl i m eo nc o p p e r n i c k e la n d s u l p h u rs e p a r a t i o nt e x t 由图7 结果可知，在石灰用量低于3 ．0k g ／t 时， 随着石灰用量的增加，铜镍精矿中铜、镍品位均逐渐 增加，铜、镍回收率变化不大；当石灰用量为3 ．0k g ／t 时，铜镍精矿含铜1 1 ．7 1 ％、含镍4 ．0 4 ％，铜、镍回收 率分别为6 5 ．9 7 ％、3 6 ．1 1 ％；当石灰用量超过3 ．0 k g ／t 后，铜镍精矿中铜品位继续增加，而铜回收率则 逐渐降低，铜镍精矿中镍含量和回收率均随着石灰 用量的增加而降低。添加石灰有利于铜镍．硫的分 离，但仍不能获得含镍大于4 ．5 ％的镍精矿。 为了进一步提高铜镍精矿中镍的品位，进行了 硫化铜镍混合精矿铜镍一硫分离新型抑制剂B K 一5 0 9 抑制效果试验，考察了B K - 5 0 9 用量对分离指标的影 响。试验流程见图5 ，试验结果见图8 。 零 趟 略 图8 铜镍- 硫分离B K - 5 0 9 用量试验结果 F i g ．8 R e s u l t so fB K - 5 0 9o nc o p p e r n i c k e la n d s u l p h u rs e p a r a t i o nt e x t 由图8 结果可知，在采用新型抑制剂B K - 5 0 9 时，随着B K - 5 0 9 用量的增加，铜镍精矿铜、镍品位逐 4 3 2 1 O 9 8 7 6 5 4 3 万方数据 8 有色金属 选矿部分2 0 1 5 年第3 期 渐上升，铜、镍回收率逐渐下降，当B K - 5 0 9 用量为 6 ．0k g ／t 时，铜镍精矿含铜1 2 ．5 4 ％、含镍4 ．7 3 ％， 铜、镍回收率分别为7 2 ．3 9 ％、4 2 ．9 1 ％，当B K - 5 0 9 大 于6 ．0k g ／ t 后，铜镍精矿铜、镍品位开始下降，铜、镍 回收率继续下降。使用新型抑制剂B K - 5 0 9 后硫化 铜镍混合精矿铜镍．硫的分离指标优于石灰，并可获 得一个镍品位大于4 ．5 ％的铜镍混合精矿。 2 ．6 闭路试验 闭路试验工艺流程见图9 ，试验结果见表4 。 闭路试验结果表明，采用如图9 所示的浮选工 艺和药剂制度可获得含铜11 ．8 2 ％、含镍4 ．8 5 ％、铜 3结论 回收率7 9 ．2 3 ％、镍回收率5 3 ．7 8 ％的铜镍精矿和含 镍2 ．0 2 ％、含铜3 ．0 0 ％、镍回收率1 3 ．7 6 ％、铜回收 率1 2 ．3 7 ％的低镍精矿。 表4闭路试验结果 T a b l e4 R e s u l t so ft h ec l o s e d c i r c u i tt e s t／％ 原矿 铜镍精矿低镍精矿 图9 闭路试验工艺流程 F i g ．9 F l o w s h e e to ft h ec l o s e d c i r c u i tt e s t 1 原矿为浸染型硫化铜镍矿石，矿石中主要回收 元素为铜和镍，其品位分别为0 ．5 2 ％和0 ．3 3 ％。矿石 中镍矿物主要为含镍的磁黄铁矿和镍黄铁矿等；铜矿 物主要为黄铜矿，其次为次生硫化铜矿物，由于原生 矿石中含硫较高，且主要以含镍的磁黄铁矿为主，造 成铜镍分离困难，并影响到铜和镍的回收指标。 2 在对原矿性质系统分析的基础上，采用铜镍 混浮一铜镍一硫分离的工艺流程，含镍较低的磁黄铁 矿等硫化物在浮选过程中通过选择性捕收剂B K - 3 0 6 下转第4 3 页 万方数据 2 0 1 5 年第3 期徐其红等某金矿选矿工艺研究 4 3 2 摇床重选一浮选试验流程摇床重选可以较好 的回收原矿中的金，尾矿中金的损失率仅为6 ．0 9 ％。 但该选矿厂日处理矿石30 0 0 50 0 0t ，建设提供选 矿方案，因摇床处理量少，占地面积大，对厂房要求 及基建投资高等缺点，因此不推荐摇床重选方案。 3 尼尔森 摇床重选一浮选试验流程尼尔森重选精 矿产率为1 ．1 9 ％、品位为6 4 ．0 3g ／t 、回收率为 8 6 ．5 8 ％，经摇床精选获得精矿品位为4 8 0 ．6 0g ／t 、回 收率为8 3 ．3 4 ％，尼尔森尾矿浮选金精矿品位为 1 1 ．2 0g ／t 、回收率为1 0 ．9 7 ％，总回收率为9 4 ．3 1 ％， 尾矿损失率为2 ．4 5 ％。因为试验室尼尔森重选给矿 量较少，现场给矿量大，精矿富集比大，因此精矿品 位实际生产中更高，摇床设备的增加与否可视实际 情况而定。该工艺首先采用尼尔森重选回收粗颗粒 金，然后浮选回收尾矿中的剩余部分细粒金。尼尔 森处理能力较大，设备占地面积小，可防止粗颗粒金 沉槽，且可以产出高品位金，与浮选工艺的结合，可 以很好地回收原矿中的金。 综合考虑经济技术对比分析结果，推荐适宜该 矿的流程为尼尔森重选一浮选工艺流程，由于受矿 量及实验室条件的限制，摇床中矿未返回，因此实际 金精矿回收率应可再提高1 至2 个百分点，且生产 中尼尔森给矿量大，精矿富集比更高。 4结论 1 该金矿主要回收的有价元素为金，含量为 0 ．9 0g ／t ，原矿中金属矿物含量较少，以黄铁矿为主， 含量仅为0 ．1 0 ％。脉石矿物主要有石英、绢云母、钠 长石。原矿中金矿物主要以单体金为主，单体解离 度为8 6 ．3 ％，部分呈细脉状交代毒砂，被黄铁矿包 裹，少量与脉石、褐铁矿连生。金矿物嵌布粒度较 粗，粒度大于1 0 0 斗m 占6 5 ．9 ％，粒度小于4 0 斗m 占 1 3 ％。 2 浮选、尼尔森 摇床重选一浮选、摇床重选一 浮选三种工艺试验流程都能较好地回收原矿中的 金。但属尼尔森重选一浮选工艺最适合该矿的性 质，尼尔森重选可回收粗颗粒金，得到高品位的金精 矿，且其处理能力大。浮选可回收尼尔森尾矿中的 剩余部分细粒金。浮选工艺存在部分粗颗粒金沉槽 的现象，且金精矿含泥较多，品位较低。摇床重选一 浮选工艺存在摇床处理量少，占地面积大等缺点。 3 尼尔森重选一浮选试验尼尔森重选精矿产率 为1 ．1 9 ％、品位为6 4 ．0 3g ／t 、回收率为8 6 ．5 8 ％，经 摇床精选获得精矿品位为4 8 0 ．6 0g ／t 、回收率为 8 3 ．3 4 ％，尼尔森尾矿浮选金精矿品位为11 ．2 0g ／t 、 回收率为1 0 ．9 7 ％，该工艺总的回收率为9 4 ．3 1 ％， 尼尔森尾矿浮选最终尾矿损失率为2 ．4 5 ％。 参考文献 [ 1 ] 陈清波，李妍妍．关于贫硫化物石英脉含金矿石工艺流程 几个问题的探讨[ J ] ．黄金，1 9 9 5 ，1 6 5 3 6 ．3 8 ． [ 2 ] 张成强，李洪潮，张红新，等．某低品位原生金矿选矿试验 研究[ J ] ．中国矿业，2 0 1 0 ，2 1 1 1 8 9 - 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