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提高某铜镍矿铜镍分选技术指标的试验研究 ① 刘绪光 （吉恩镍业股份有限公司，吉林 磐石 132311） 摘 要 对某铜镍混合精矿进行了铜镍分选试验研究。 在充分研究该矿石性质及现场存在问题基础上，采用新的工艺流程和药剂 制度，混合精矿经细磨后采用硫化钠及活性炭进行脱药调浆，脱药后在高 pH 值条件下，以硫酸锌＋亚硫酸钠为镍矿物抑制剂，Z200 为铜矿物捕收剂，进行浮铜抑镍，铜镍分选指标得到显著改善，并在工业实践中取得了良好效果，具有一定推广价值。 关键词 浮选； 铜镍硫化矿； 回收率； 铜镍分离； 铜精矿； 镍精矿 中图分类号 TD923；TD952文献标识码 Adoi10.3969／ j.issn.0253－6099.2019.02.016 文章编号 0253－6099（2019）02－0068－03 Experimental Study on Cu-Ni Separation for a Copper-Nickel Ore LIU Xu-guang （JIEN Nickel Industry Co Ltd， Panshi 132311， Jilin， China） Abstract Experimental study on Cu-Ni separation was conducted for a copper-nickel bulk concentrate. On the basis of fully investigation of ore properties and on-site operation problems， the technical process and reagent system were optimized. The bulk concentrate was finely grinded and stirred to remove reagents using sodium sulfide and activated carbon. Then， copper flotation by depressing nickel minerals was conducted in the high alkaline pulp， using ZnSO4and Na2SO3as nickel depressants and Z200 as a copper collector， resulting in Cu／ Ni separation index remarkably improved. This approach has also showed good results in commercial practice and has a promising prospect of marketization. Key words flotation； Cu-Ni sulfide ore； recovery； Cu-Ni separation； copper concentrate； nickel concentrate 吉林吉恩镍业股份有限公司选矿厂日处理铜镍矿 石 1 500 t，其矿石主要源于红旗岭地区一号矿体和七 号矿体。 为了延长矿山服役年限，选矿厂开始逐年增 加外购矿石处理量，自 2015 年初开始大量处理吉林某 地含金铜镍矿石后，铜、镍分离指标一直不好，主要体 现在铜、镍分选泡沫发粘、铜镍精矿互含偏高，造成一 定程度的金属损失。 为改善技术指标，提高经济效益， 在试验室条件下，采用新的工艺流程与药剂制度进行 试验，显著提高铜镍分离效果。 1 矿石性质 该含金铜镍硫化物所属矿床位于吉林省东南部， 属深部岩浆熔离贯入型矿床。 矿物均产于镁铁-超镁 铁质杂岩体中，含矿岩石类型主要有斜方辉石岩、角闪 辉石岩、辉石角闪岩、橄榄辉石岩、辉石橄榄岩，这些岩 石普遍含斜方辉石、褐色角闪石、棕色云母。 对该矿石 浮选获得的铜镍混合精矿进行镜下考查得知，该混合 精矿金属矿物主要为镍黄铁矿、紫硫镍铁矿，次为硫铁 镍矿、马基诺矿、黄铜矿、磁黄铁矿，其他金属矿物有褐 铁矿、闪锌矿、方铅矿、磁铁矿、赤铁矿、铜蓝等。 非金 属矿物主要为石英、长石、云母、角闪石、辉石、蛇纹石、 绿泥石、方解石、萤石、炭质及少量其他矿物。 镜下见 镍矿物单体解离度为 35％左右，连生关系较复杂，多 呈共结结构；呈细小包裹状态的铜、镍矿物含量较高； 黄铜矿微细颗粒在闪锌矿中呈固溶体分布，镍黄铁矿 呈固溶体在磁黄铁矿中分布等；镍矿物颗粒细小；脉石 矿物颗粒较大。 该铜镍混合精矿化学多元素分析及主 要矿物粒级分布情况分别见表 1 和表 2。 表 1 浮选混合精矿化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ CuNiCoPbZnFe 10.825.890.260.0120.01431.79 SMgO SiO2 Au1）Ag1） 24.696.189.978.2231.47 1） 单位为 g／ t。 ①收稿日期 2018－09－19 作者简介 刘绪光（1980－），男，吉林磐石人，工程师，硕士，主要从事选矿技术研究及管理工作。 第 39 卷第 2 期 2019 年 04 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.39 №2 April 2019 万方数据 表 2 混合镍精矿粒级测量结果 粒级 范围 粒级 ／ mm 含量／ ％ 镍黄铁矿、紫硫镍铁 矿、硫铁镍矿等 磁黄铁矿黄铜矿 粗粒＋0.103.5012.008.00 中粒 －0.10＋0.0757.50 25.0016.00 －0.075＋0.05324.00 21.0022.00 细粒 －0.053＋0.03735.00 20.0023.00 －0.037＋0.01018.00 19.0021.50 微粒－0.01010.002.008.00 呈固溶体2.001.001.50 合计100.00100.00100.00 2 试验原则流程的确定 根据红旗岭地区铜镍硫化矿物的选别经验，该混 合精矿镍矿单体解离度偏低，存在大量细小铜、镍矿物 且以类质同像状态存在且连生，确定采用混合精矿细 磨后进行脱药调浆，脱药后在高 pH 值条件下进行选 铜抑镍（贵金属进入铜精矿中）的浮选流程［1］。 试验 原则流程见图 1。 63 0/23 ,3 * 23D3623 -0.074 mmC85 8.5 min 2 3 5 min 3 min CaO pH14 Na2SO3ZnSO4 3 min CaO pH14 Na2SO3ZnSO4 3 min CaO pH14 Na2SO3ZnSO4 2 2 7 min 2 1 8.5 min 5 min Na2SC 5 min Z200 CaO pH13 Na2SO3ZnSO4 5 min 图 1 试验原则流程 由于该混合精矿脉石矿物颗粒粗大，粒度也不必 过细，避免有用矿物及脉石矿物过粉碎造成选择性降 低，从而影响技术指标及药剂消耗［2］。 另外，由于镍矿 物呈固溶体及与黄铜矿连生（包裹）比例达到 26.5％，铜 矿物呈固溶体及与镍矿物矿连生（包裹） 比例达到 39％，说明该混合精矿分选后，铜镍精矿互含将会较 高，为了避免镍损失于铜精矿当中，在采取高 pH 值抑 制镍矿物的同时，势必产生部分铜矿物损失于镍精矿 中，导致合理的镍、铜金属回收率不会很高。 3 试验结果 3.1 磨矿细度试验 依据浮选试验原则流程，参考红旗岭地区铜镍矿石 铜镍分选药剂制度，在混合精矿磨矿脱药后，进行铜镍 分选一次粗选、一次精选的磨矿细度试验，结果见表 3。 表 3 磨矿细度试验结果 －0.074 mm 粒级 含量／ ％ 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ NiCuNiCu 铜精矿40.42.1221.6314.8980.95 80 中矿26.468.993.6841.369.02 镍精矿33.337.553.2043.7510.03 合计100.005.4410.77100.00100.00 铜精矿38.621.8522.613.5181.29 85 中矿24.806.503.6030.478.31 镍精矿36.598.103.0556.0210.39 合计100.005.2910.74100.00100.00 铜精矿41.782.0521.4916.0680.85 92 中矿20.427.34.1227.947.57 镍精矿37.817.903.4056.0011.58 合计100.005.3311.10100.00100.00 由表 3 可见，在磨矿细度－0.074 mm 粒级占 85％ 情况下，铜精矿产率较小且品位较高，故此在磨矿细度 －0.074 mm 粒级占 85％情况下进行后续试验。 3.2 脱药剂用量试验 采用图 1 所示工艺流程，在磨矿细度－0.074 mm 粒级占 85％条件下进行了铜镍混合精矿脱药剂用量 试验，脱药剂由硫化钠与活性炭按 1 ∶1混合构成，结果 见表 4。 表 4 脱药剂用量对铜镍混合精矿分离效果的影响 脱药剂用量 ／ （gt －1 ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ NiCuNiCu 铜精矿39.031.6124.9912.5077.73 600镍精矿60.977.214.5887.5022.27 原矿100.005.0312.55100.00100.00 铜精矿38.751.5125.9611.2978.35 1 200镍精矿61.257.504.5488.7121.65 原矿100.005.1812.84100.00100.00 由表 4 可见，随着脱药剂用量增加，铜精矿指标显 著提高，铜精矿铜镍比与前组试验结果相近，镍精矿中 铜镍互含现象明显改善，说明该矿石虽然难以实现铜 矿物与镍矿物单体解离，但因其脉石矿物颗粒粗大，金 属矿物与脉石矿物容易实现单体解离。 较之磨矿细 度，药剂制度调整对该混合精矿铜镍分选效果的影响 更明显，也为优化药剂制度后混合精矿直接入选提供 了一定可行性。 最终确定脱药剂用量为 1 200 g／ t。 3.3 捕收剂用量试验 采用图 1 所示工艺流程，脱药剂用量 1 200 g／ t，其 他条件不变，进行了铜矿物捕收剂 Z200 用量试验，结果 96第 2 期刘绪光 提高某铜镍矿铜镍分选技术指标的试验研究 万方数据 见表 5。 由表 5 可见，铜矿物捕收剂 Z200 用量变化对 选别指标影响不大，综合推荐捕收剂用量 40 g／ t 为宜。 表 5 铜镍混合精矿捕收剂用量试验结果 捕收剂用量 ／ （gt －1 ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ NiCuNiCu 铜精矿32.651.6624.5910.2964.22 20 中矿25.144.9811.1223.7622.35 镍精矿42.218.233.9865.9513.43 原矿100.005.2712.5100.00100.00 铜精矿33.761.2825.298.6665.75 40 中矿26.2810.7221.4126.5722.23 镍精矿39.9717.929.0264.7712.02 原矿100.004.9912.98100.00100.00 铜精矿33.081.6024.6910.3463.37 60 中矿26.744.9511.6225.8924.12 镍精矿40.188.124.0163.7712.51 原矿100.005.1212.89100.00100.00 3.4 抑制剂用量试验 采用图 1 所示工艺流程，铜矿物捕收剂 Z200 用量 40 g／ t，其他条件不变，进行了铜镍混合精矿抑制剂 用量试验，抑制剂由硫酸锌与亚硫酸钠按 1 ∶1混合构 成，结果见表 6。 通过药剂制度调整，在抑制剂用量 450 g／ t 条件下取得了镍铜比 2.4 ∶1的镍精矿，不足之 处在于铜精矿中镍损失率增加，需要通过控制铜精矿 产率，减少镍金属损失。 表 6 铜镍混合精矿抑制剂用量试验结果 抑制剂用量 ／ （gt －1 ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ NiCuNiCu 铜精矿45.452.17021.32018.1583.70 300 中矿24.248.9503.60039.927.54 镍精矿30.307.5203.35041.938.77 原矿100.005.4311.58100.00100.00 铜精矿47.631.9922.4218.3585.88 450 中矿20.758.63.4934.565.82 镍精矿31.627.693.2647.098.29 原矿100.005.1612.43100.00100.00 铜精矿46.612.1120.6918.8584.44 600 中矿21.718.503.5035.376.65 镍精矿31.677.543.2145.778.90 原矿100.005.2211.42100.00100.00 3.5 开路试验 依据条件试验确定的药剂制度，采用图 2 所示工 艺流程进行了铜镍分选试验，最终获得了镍品位 8.19％、铜品位 3.44％、镍金属回收率 85.11％的镍精矿 产品及铜品位 21.63％、镍品位 2.12％、铜金属回收率 80.95％的铜精矿产品。 试验结果见表 7。 4 结 语 1） 通过药剂制度与工艺流程的改进，该铜镍硫 63 0/23 ,3 * 23623 -0.074 mmC85 8.5 min 2 3 5 min 3 minCaO pH14 3 min CaO pH14 Na2SO3ZnSO4 100 3 min CaO pH14 Na2SO3ZnSO4 200 2 2 5.5 min 2 1 7 min 5 min Na2SC 5 min Z200 CaO pH14 Na2SO3ZnSO4 5 min A0g/t 1200 600 37.5 图 2 铜镍分选开路试验流程 表 7 开路试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位％回收率／ ％ NiCuAu1）Ag1）NiCuAuAg 铜精矿40.212.1221.632.2039.8314.8980.9510.4151.23 镍精矿 133.337.553.2510.6123.4843.7510.0341.4224.92 镍精矿 226.468.993.68015.5428.3141.369.0248.1723.85 镍精矿59.798.193.4412.7925.6285.1119.0589.5948.77 原矿100.005.7410.7717.4217.42100.00 100.00 100.00 100.00 1） 单位为 g／ t。 化矿石的铜镍分选技术指标得到显著改善，获得了镍 品位 8.19％、铜品位 3.44％、金含量 12.79 g／ t、银含量 25.62 g／ t，镍、铜、金、银回收率分别为 85.11％、19.05％、 89.59％和 48.77％的镍精矿产品及铜品位 21.63％、镍品 位 2.12％、金含量 2.20 g／ t、银含量 39.83 g／ t，铜、镍、金、 银回收率分别为 80.95％、14.89％、10.41％和 51.23％的 铜精矿产品。 2） 由于主要含镍矿物镍黄铁矿、磁黄铁矿与金铜 矿物、黄铜矿等连生关系较复杂、多呈共结结构，导致铜 镍矿物难以有效单体解离并在分选中分开，造成铜镍精 矿互含高，同时也是铜精矿品位不宜过高的重要原因。 3） 由于镍矿物颗粒细小，－0.010 mm 粒级含量过 高，导致部分镍金属的嵌布粒度细、性质复杂，特别是 分布在磁铁矿中的镍很难用浮选方法回收，也是镍金 属回收率难以提高的主要原因之一。 参考文献 ［1］ 刘绪光. 红旗岭铜镍硫化矿石铜镍分离试验研究［J］. 中国矿山 工程， 2008（4）12－16. ［2］ 刘绪光. 提高某铜镍矿石镍金属回收率的试验研究及工业实 践［J］. 黄金， 2013（10）57－59. 引用本文 刘绪光. 提高某铜镍矿铜镍分选技术指标的试验研究［J］. 矿冶工程， 2019，39（2）68－70. 07矿 冶 工 程第 39 卷 万方数据