某低品位铜镍硫化矿浮选工艺流程试验研究.pdf

2 0 1 4 年第4 期有色金属 选矿部分 1 7 d o i 1 0 3 9 6 9 ／j A s s m l 6 7 1 - 9 4 9 2 ．2 0 1 4 ．0 4 ．0 0 5 某低品位铜镍硫化矿浮选工艺流程试验研究 刘豹一，印万忠1 ，孙洪硕2 ，孙乾予s 1 ．东北大学，沈阳1 1 0 8 1 9 ；2 ．酒钢集团宏兴钢铁股份有限公司，甘肃酒泉7 3 5 1 0 0 ； 3 ．辽宁工程技术大学。辽宁阜新1 2 3 0 0 0 摘要针对某低品位铜镍硫化矿矿石的性质和特点，进行了浮选工艺流程的试验研究。试验结果表明原矿中镍 和铜的品位分别为0 ．8 7 ％和0 ．2 8 ％，在“快速浮选 一次粗选、两次精选、两次扫选”工艺条件下，得到了镍品位为 7 ．4 7 ％、回收率为8 3 A 1 ％，铜品位为2 ．3 0 ％、铜回收率为8 0 ．5 1 ％的混合精矿，与常规浮选流程相比，该工艺流程的工艺指 标较好，可实现该矿石的充分回收与利用。 关键词低品位铜镍硫化矿；异步分速浮选；浮选工艺流程 中圈分类号T D 9 2 3 ；T D 9 5 2文献标志码A文章编号1 6 7 1 9 4 9 2 2 0 1 4 0 4 0 0 1 7 0 4 R e s e a r c ho nF l o t a t i o nP r o c e s sf o raL o w - G r a d eC o p p e r - N i c k e lS u l f i d eO r e L ／- UB a 0 1 一，Y I NW a n z h o n 9 1 ，S U NH o n g s h u o e ，S U NQ i a n y u 3 1 ．N o r t h e a s t e r nU n i v e r s i t y ．，S h e n y a n g1 1 0 8 1 9 ，C h i n a ；2 ．H o n g x i n gI r o n ＆S t e e lC o ．， L t d ．，J i u q u a nI r o n ＆S t e e l G r o u p C o ．，L t d ．，d l u q u a nG a n s u7 3 5 1 0 0 ，C h i n a ； 3 ．L i a o n i n gT e c h n i c a lU n i v e r s i t y ，砌nL i a o n i n g1 2 3 0 0 0 ，C h i n a A b s t r a c t B a s e do nt h eo r ep r o p e r t yo fal o wg r a d eC u - N is u l p h i d eo r e ，p r o c e s sf l o w s h e e to ff l o t a t i o n W a sc o n d u c t e d ．T e s t sr e s u l t ss h o w e dt h a ta d o p t i n gt h ef l o w s h e e to ff l a s hf l o t a t i o n ，o n er o u g h i n g ，t w oc l e a n i n g a n dt w o s c a v e n g i n g ，t h e b u l kc o n c e n t r a t eo fn i c k e la n dc o p p e rg r a d i n g7 ．4 7 ％N ia n d2 ．3 0 ％C uw a s o b t a i n e da tr e c o v e r i e so f8 3 ．4 1 ％N ia n d8 0 ．5l ％C uw h e nt h ef e e do r ec o n t a i n e d0 ．8 7 ％N ia n d0 ．2 8 ％C u ． C o m p a r i s o nw i t ht h ec o n v e n t i o n a l f l o t a t i o np r o c e s s ，g o o dr e s u l t sw e r eo b t a i n e d b yu s i n gt h en e wp r o c e s s ， a n dt h ec o m p r e h e n s i v eu t i l i z a t i o no fr e s o u r c eW a sr e a l i z e d ． K e yw o r d s l o w - g r a d ec o p p e r - n i c k e l s u l f i d eo r e ；a s y n c h r o n o u sd i f f e r e n t i a lf l o t a t i o n ；f l o w s h e e to f f l o t a t i o n 镍矿石的一般工业要求原生镍矿的边界品位为 0 ．2 ％～0 ．3 ％，氧化镍矿的边界品位为0 ．7 ％；原生镍 矿的最低工业品位为0 ．3 ％～0 ．5 ％，氧化镍矿的最低 工业品位为1 ％。硫化镍矿石的品级分为三个等级， 特富矿石、富矿石和贫矿石品位分别为3 ％、l ％和 O ．3 ％～0 ．5 ％。硫化铜镍矿很多为铜镍共生，因此要 考虑伴生组分的综合回收问题[ 1 ] 。 铜镍硫化矿的选矿方法应根据主要镍矿物的可 浮性及铜镍矿石的浮选特点来进行，最常用的是浮 选，而磁选和重选一般作为辅助选矿方法[ 2 】。对于 收稿日期2 0 1 3 0 6 - 2 4修回日期2 0 l 伽5 2 1 作者简介刘豹 1 9 7 3 一 ，男，江苏徐州人，副教授，博士研究生。 镍黄铁矿、针硫镍矿和含镍磁黄铁矿均可用丁基或 戊基等高级黄药有效浮选；对于上述3 种镍矿物来 说，石灰的抑制效果都是很不错的。硅酸镍矿物目 前还不能用浮选法回收，因此，矿石中硅酸镍含量 的多少是影响镍回收率的重要因素。铜镍矿石的浮 选工艺具有浮选流程较简单、浮选时间长、精选次 数少、分散精选、多点出精矿、需尽早回收镍矿物 和镍精矿品位不高等特点，为强化镍矿物的浮选， 常采用混合捕收剂。铜镍浮选过程中应使铜进入镍 精矿，而尽可能避免镍进人铜精矿，因为铜精矿中 万方数据 1 8 有色金属 选矿部分2 0 1 4 年第4 期 的镍在冶炼过程中损失大，而镍精矿中的铜却可以 得到较完全的回收。本研究针对某铜镍硫化矿中镍 矿物的不同赋存状态进行了浮选工艺流程试验，取 得了较好的分选指标。 1 原矿分析 1 ．1 原矿多元素分析 为了查明矿石中各有用元素的含量，进行了多 元素分析，结果见表1 。 表l原矿多元素分析结果 T a b l e1 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 fm n o 卜 m i n eore|％ 元素N iC uST F e M g o c a O A 1 2 0 3S i 0 2 含量0 ．8 7 0 ．2 82 ．5 38 ．6 71 7 ．8 73 ．5 17 ．1 44 8 ．8 3 由表1 结果可知，该矿石镍品位为0 ．8 7 ％，铜 品位为0 ．2 8 ％，硫含量为2 ．5 3 ％，属于低品位铜镍 矿石。 1 ．2 铜镍物相分析 为了确定铜、镍在不同铜、镍矿物中的赋存状 态，进行了物相分析，结果见表2 ～3 。 表2镍物相分析结果 T a b l e2 A n 由s i sr e s u l t so fn i c k e lp h a s e ，％ 相别硫酸镍中镍氧化镍中镍硅酸镍中镍硫化镍中镍全镍 分布率0 ．7 03 ．7 85 ．1 69 0 ．3 6 1 0 0 ．0 表3 铜物相分析结果 T a b l e3 A n a l y s i s r e s u l t so fc o p p e r p h a s e ，％ 竺鲎酱鞯需鬻全铜 中铜 铜中铜铜中铜中铜中铜 一 含量0 ．0 0 1 2 0 ．0 0 5 50 ．0 1 7 40 ．2 3 5 00 ．0 2 1 00 ．2 8 0 1 分布率O A 31 ．9 66 ．2 18 3 ．9 07 ．5 01 0 0 ．0 铜镍物相分析结果表明，镍和铜在硫化矿物中 分布率分别为9 0 ．3 6 ％和9 1 ．4 0 ％，该矿石属于低品 位铜镍硫化矿石。 原矿中的脉石矿物主要为石英、辉石、滑石、 蛇纹石、绿泥石和云母等；主要金属硫化矿物有镍 黄铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿和少量的黄铁矿等。 2 浮选流程试验研究 2 ．1 常规浮选开路流程试验与快速浮选开路流程 试验 在实验室条件下进行了磨矿细度、碳酸钠用 量、抑制剂、活化剂、捕收剂和起泡剂种类和用 量、浮选时间试验等，最后得出粗选最佳药剂制度 为碳酸钠用量9 0 0 趴、C M C 用量6 0 0 矾、捕收 剂为丁基黄药与丁基铵黑药按2 1 配比总用量为 1 2 0g ／t 、起泡剂M I B C 用量为4 0 眺。最佳浮选机 转子转速为22 0 0d m i n 。其浮选开路流程见图1 ， 试验结果见表4 。 蔓垡 3 原- 7 矿“ - - 淼篇 算荨 3 3 3 1 粗 磨矿细度- 7 4 ．如 占7 0 ％ N a z C 0 39 0 0 C M C6 0 0 丁基黄药 丁基铵黑药1 2 0 2 l 混合 M 珀屺4 0 选 3 鬻二 精矿中矿1 中矿2 写j2I 中矿3尾矿 图1 常规浮选流程 F i g ．1 F l o w s h e e to fc o n v e n t i o n a lf l o t a t i o n 表4常规浮选试验结果 T a b l e4R e s u l t so fc o n v e n t i o n a lf l o t a t i o nt e s t，％ 常规流程试验发现，粗精矿前期泡沫产品品位 较高，通过显微镜下分析，粗精矿中含有大量粗粒 级硫化镍。因此，考虑在粗选前增加一快速浮选， 尽早浮选出有价金属，通过条件试验确定闪速浮选 时间为2 08 为宜。闪浮浮选尾矿进图1 常规流程 分选，为号陕速浮选精矿区别，常规浮选精选精矿 称为慢速精矿。与常规浮选相比，增加一步快速浮 选既可以减轻精选负担，提高精选效率，又可以减 万方数据 2 0 1 4 年第4 期刘豹等某低品位铜镍硫化矿浮选工艺流程试验研究．1 9 少中矿循环量，起到稳定流程的作用。试验结果见 表5 。 表5快速浮选开路试验结果 T a b l e5 O p e nc i r c u i t t e s tr e s u l t so ff a s tf l o t a t i o n ／％ 快速浮选流程混合精矿镍品位为8 ．1 6 ％，镍回 收率为6 6 ．3 4 ％；铜品位为2 ．3 8 ％，铜回收率为 6 0 ．1 9 ％。常规流程精矿镍品位为8 ．3 0 ％，镍回收率 为6 2 ．9 7 ％；铜品位为2 ．6 2 ％，铜回收率为6 1 ．7 5 ％。所 以确定在粗选前增加一步快速浮选是有效的。 2 ．2 异步分速浮选开路流程试验 异步浮选[ 3 】，实质上是两步浮选法，是根据 矿石性质的差异和冶炼厂的特殊要求而应用的浮选 工艺，是在“等可浮”流程的基础上发展起来的一 种新型流程。异步浮选流程见图2 ，浮选结果见表6 。 原矿 快速精矿1 U 磨矿细度7 4p a n 占7 0 ％ 3 术N a ．2 c 0 39 0 0 3 I c M c6 0 0 3 木丁基黄药 丁基铵黑药1 2 0 2 1 混合 l 土M I B C 加 快速l 浮选 粗l 选I - _ I ●●_ _ _ _ _ _ _ _ 2 ．6 7 3 球N a 0 33 0 0 3 土c M c2 0 0 3 冰丁基黄药2 0 丁基铵黑药1 0 14M I B C2 0 粗I 选Ⅱ l 选I 1 中矿1 2 2 木丁基黄药2 0 liM I B c2 0 扫l 选I 2 2 f 丁基黄药l O l 14M I B c2 0 中≥2 离 慢速精矿2中矿4中矿3尾矿 图2 异步分速浮选开路流程 F i g ．2O p e n - c i r c u i tf l o w s h e e to fa s y n c h r o n o u s d i f 玷r e n t i a lf l o t a t i o n 表6异步分速浮选开路流程试验结果 T a b l e6 O p e n c i r c u i t r e s u l t so f a s y n c h r o n o u s d i f f e r e n t i a lf l o t a t i o np r o c e s s ／％ 产品名称产率 ． 品位回收率 快速精矿1 4 ．4 68 ．0 2 ’2 ．5 7 4 1 ．1 14 0 ．5 9 慢速精矿2 2 ．3 79 ．0 4 3 ．2 52 4 ．6 32 7 ．2 8 中矿1 1 0 ．4 2 0 ．5 8o ．1 26 ．9 54 ．4 3 中矿2 5 ．9 0 0 ．4 6 0 ．1 5 3 ．1 23 ．1 3 中矿3 3 ．7 20 ．3 50 ．1 4 1 ．5 01 ．8 4 中矿4 3 ．3 83 ．1 60 ．6 6 1 2 ．2 87 ．9 0 尾矿 7 0 ．7 50 ．1 30 ．0 61 0 ．4 2 1 4 ．8 2 原矿 1 0 0 ．00 ．8 70 ．2 8 1 0 0 ．01 0 0 ．0 据图2 可知，粗选I 箱矿和粗选Ⅱ精矿合并到 一起进行精选，这样势必会增加一次精选作业负 担，使得分选效率不高，精矿品位达不到要求，因 此进行两次精选是必要的。由表6 可知，中矿1 、 中矿2 和中矿3 镍品位较低，说明该流程中矿分选 效果明显，总体分选效果较好。精选Ⅱ尾矿即中矿 4 镍品位较高为3 ．1 6 ％，闭路时这部分中矿可以返 回到精选I 作业，然后再分选，增加对这部分矿石 中有用成分的回收。 3 几种开路流程特点及各自优缺点 在几种工艺流程开路试验结果的基础上，分析 每种工艺的特点并总结各自优缺点，结果如表7 所示。 表7几种工艺流程优缺点对比 T a b l e7 A d v a n t a g ea n dd i s a d v a n t a g ec o m p a r i s o no f s e v e r a lp r o c e s s e s 4 异步浮选闭路流程试验研究 为解决精选Ⅱ尾矿镍品位较高的问题，进行异 步浮选闭路流程试验，闭路时这部分矿浆可以返 回到精选I 作业，进行再分选，浮选结果如表8 所示。 下转第3 1 页 精5 万方数据 2 0 1 4 年第4 期董金海等云南某低品位铅锌硫化矿选矿工艺研究3 1 中优先浮选铅，获得了精矿品位5 2 ．1 1 ％、回收率 8 1 ．5 6 ％的铅精矿和精矿品位5 0 ．7 3 ％、回收率 8 9 ．1 6 ％的锌精矿，矿石中银大部分富集于铅精矿和 锌精矿中，实现了资源的综合回收。 3 试验确定的选别工艺对该矿石具有较强的 适用性，其流程简单可靠，选别指标较好，药剂成 本低廉，适合建设大型选矿厂。本试验对今后矿山 的开发和生产提供了一定的依据。 4 该矿石原矿含铜0 ．0 7 ％，主要以黄铜矿形 式存在，由于品位低，本试验未进行单独回收。但 其最终大部分富集于铅精矿中，对铅精矿品质造成 了影响。今后还应当继续探索铜铅分离的可行性。 如能成功进行铜铅分离，不仅有利于增加矿山经济 效益，而且能够更充分地实现资源的综合利用，达 到节约资源的目的。 参考文献 [ 1 ] 邱廷省，赵冠飞，朱冬梅，等．四川某难选硫化铅锌银矿 石浮选试验[ J ] ．金属矿山，2 0 1 2 1 2 6 2 - 6 5 ． [ 2 ] 罗仙平，陈晓明，钱有军，等．江西某铅锌银多金属硫化 矿石选矿工艺研究[ J ] ．金属矿山，2 0 1 2 1 2 5 7 - - 6 1 ． [ 3 ] 苏建芳，孙伟，黄红军，等．云南某复杂铅锌银硫化矿 综合回收试验研究[ J ] ．有色金属 选矿部分 ，2 0 1 1 6 8 - 1 2 ． [ 4 ] 王云，张丽军．复杂铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研 究[ J ] ．有色金属 选矿部分 ，2 0 0 r 7 6 1 - 6 ． [ 5 ] 张泾生，阙煊兰．矿用药剂[ M ] ．北京冶金工业出版社， 2 0 0 8 1 6 9 2 2 2 ． [ 6 ] 廖雪珍，彭兴均，顾晓玲．厂坝铅锌矿提高选矿指标试验 研究[ J ] _ 甘肃冶金，2 0 0 8 ，3 0 3 2 5 2 7 ． [ 7 ] 张发军．新疆某铅锌矿的选矿工艺研究[ J ] ．有色金属 选矿部分 ，2 0 1 2 4 8 - 1 0 ． [ 墨] 林美群，魏宗武，莫伟，等．广西某难选铅锌矿石铅锌 分离试验研究[ J ] ．金属矿山，2 0 0 7 1 0 7 2 7 4 ． 、 ／乱 仓 仓 仓 仓 仓 仓 仓 僚 命 命 仓 仓 岔 僚 岔 仓 岔 岔 命 命 岔 岔 令 金 令 岔 命 命 岔 岔 命 岔 岔 上接第1 9 页 表8闭路试验结果 T a b l e8R e s u l t so fc l o s e d - c i r c u i tt e s t | ％ 该流程精矿指标为镍品位7 ．4 7 ％、镍回收率 8 3 ．4 1 ％，铜品位2 ．3 0 ％、铜回收率舳．5 1 ％，混合 精矿产率为9 ．7 2 ％，尾矿镍品位为0 ．1 6 ％。原矿镍 品位0 ．8 7 ％，原矿铜品位0 ．2 8 ％，计算可得选矿效 率为E 陌 7 4 ．3 9 ％，既F 7 0 ．3 2 ％。 5 结论 1 该矿石中主要硫化矿物为黄铜矿、磁黄铁 矿、镍黄铁矿还和少量的黄铁矿，主要的脉石矿物 为石英、滑石、绿泥石和蛇纹石等；原矿含镍 0 ．8 7 ％、含铜0 ．2 8 ％；在铜和镍的各种赋存状态中， 镍和铜的硫化物分别占各自总赋存量的9 0 ．3 6 ％和 9 1 ．4 0 ％。该矿石属于低品位铜镍硫化矿。 2 通过对常规浮选开路流程、快速浮选开路 流程、异步分速浮选开路流程的研究，说明快速浮 选流程优于常规浮选流程，异步分速浮选流程优于 快速浮选流程，但异步分速浮选开路流程存在精矿 Ⅱ品位偏高的缺点。 3 最终确立了异步浮选闭路流程，得到了镍 品位7 ．4 7 ％、镍回收率8 3 ．4 1 ％，铜品位2 ．3 0 ％、铜 回收率8 0 ．5 1 ％的指标，实现了低品位铜镍矿石的 综合利用。 参考文献 [ 1 ] 李江涛，库建刚，程琼．某硫化铜镍矿浮选试验研究 [ J ] ．矿产保护与利用，2 0 0 6 1 3 7 3 9 ． [ 2 ] T 雅尔辛．镍矿石的磁浮选[ J ] ．国外金属矿选矿，2 0 0 1 9 1 矧． [ 3 ] 周如松．异步浮选工艺的发展[ J ] ．湖南有色金属，1 9 9 2 ， 8 3 1 4 6 - 1 4 9 ． [ 4 ] 卢烁十，孙传尧．滑石的晶体化学研究及其在有色金属 硫化矿选矿中的浮选现状和实践[ J ] ．矿冶，2 0 1 0 ，1 9 3 8 一1 1 ． [ 5 ] 卢烁十，孙传尧．几种硫酸盐矿物可浮性的晶体化学研 究[ J ] ．金属矿山，2 0 0 8 5 4 9 - 5 2 ． 万方数据