云南某低品位铜镍硫化矿浮选试验

刘 豹 孙乾予 刘 淼 鲍 雪 王 梓

(1.东北大学资源与土木工程学院，辽宁 沈阳 110819；2.辽宁工程技术大学矿业学院，辽宁 阜新 123000)

云南某低品位铜镍硫化矿浮选试验

刘 豹1，2孙乾予2刘 淼2鲍 雪2王 梓2

(1.东北大学资源与土木工程学院，辽宁 沈阳 110819；2.辽宁工程技术大学矿业学院，辽宁 阜新 123000)

为给云南某低品位铜镍硫化矿石资源的开发利用提供依据，对该矿石进行了工艺矿物学研究和选矿试验。结果表明：①矿石中的主要有用元素为铜、镍，主要有用矿物为黄铜矿、镍黄铁矿、紫硫镍矿、含镍磁黄铁矿，铜镍主要以硫化物形式存在，分别占总铜、总镍的84.09%和85.96%，铜镍紧密共生，分离难度较大，宜采用混浮工艺回收铜镍；②矿石适宜的磨矿细度为-200目占80%，铜镍混浮粗选pH调整剂Na2CO3、脉石矿物抑制剂CMC、镍矿物活化剂CuSO4、捕收剂丁基黄药+硫氨酯适宜的用量分别为800、400、200、90+30 g/t；③采用1次粗选、3次扫选、扫精1扫精选、扫精选精矿与粗精矿合并1次精选、中矿顺序返回闭路流程处理该矿石，最终获得了铜镍品位分别为6.02%和3.97%、铜镍回收率分别为83.05%和84.55%的铜镍混合精矿。

铜镍硫化矿 紧密共生 混合浮选

我国镍矿资源十分丰富，占世界总储量的1/4左右，年产镍约占世界产量的2/3[1]。我国的镍矿以铜镍共生矿和铁镍共生矿为主，铜镍共生矿是我国产镍的主要来源[2-3]。目前，我国铜镍共生矿主要采用浮选工艺回收，较常见的有优先浮选工艺和混合浮选工艺[4-5]，对混浮后的铜镍分离，主要有2种方法[6]：一是直接进行铜镍分离浮选，以获得铜精矿和镍精矿；另一种是将铜镍混合精矿冶炼成高冰镍，再磨矿、浮选分离铜和镍。近年来，随着闪速熔炼技术的出现，大部分选矿厂不再直接进行铜镍浮选分离[7]，而只直接选别出铜镍混合精矿。本研究将以云南某低品位铜镍矿石为原料开展铜镍浮选试验，对于硫的回收本文不作介绍。

1 矿石性质

云南某低品位铜镍矿石矿物组成较复杂，有用金属矿物为黄铜矿、辉铜矿、镍黄铁矿、紫硫镍矿、含镍磁黄铁矿等；铜矿物主要为黄铜矿，以不规则状产出，部分矿粒产出形式较粗，细小粒铜矿物在脉石矿物中以浸染状和片状形式存在；主要含镍矿物为镍黄铁矿、紫硫镍矿、含镍磁黄铁矿，以磁黄铁矿、镍黄铁矿等为载体与矿物紧密共生，部分磁黄铁矿中的镍以类质同相形式存在，紫硫镍矿以细粒形式产出。脉石矿物主要有蛇纹石、滑石、绿泥石、辉石、石英、角闪石等。

矿石主要化学成分分析结果见表1，铜物相分析结果见表2，镍物相分析结果见表3。

表1 矿石主要化学成分分析结果Table 1 The main chemical component analysis of the ore %

表2 矿石铜物相分析结果Table 2 Copper phase analysis of the ore %

表3 矿石镍物相分析结果Table 3 Nickel phase analysis of the ore %

从表1可以看出，矿石铜、镍、铁、硫品位分别达0.88%、0.57%、13.67%、17.05%，因此，该矿石属高硫低铜镍铁多金属矿石。

从表2、表3可以看出，矿石中的铜镍主要以硫化物形式存在，分别占总铜、总镍的84.09%和85.96%，部分铜镍矿物被氧化将影响铜镍的回收率。

2 试验结果及讨论

2.1 铜镍混浮粗选条件试验

铜镍矿石浮选流程主要有优先浮选流程和混合浮选流程。优先浮选流程适用于铜品位远高于镍品位、且铜作为主要回收对象的矿石，该工艺可以获得较高铜品位的铜精矿，由于浮铜时镍矿物受抑制，且不易活化，因此，镍浮选回收率往往偏低。而本试验矿石铜镍品位均较低，且铜镍矿物嵌布关系较复杂，考虑充分回收矿石中的有价金属铜、镍，并便于有效降低浮选精矿中造渣成分MgO的含量，确定采用混合浮选流程对该铜镍矿石进行选矿试验，铜镍混浮粗选条件试验流程见图1。

图1 铜镍混合浮选条件试验流程Fig.1 Flowsheet of Cu-Ni bulk flotation tests

2.1.1 磨矿细度试验

矿石磨矿细度的高低在很大程度上决定着分选指标的好坏[8]，因此，首先进行了磨矿细度试验。试验固定pH调整剂Na2CO3用量为600 g/t，抑制剂CMC用量为300 g/t，活化剂CuSO4用量为200 g/t，捕收剂丁基黄药用量为90 g/t，试验结果见图2。

图2 磨矿细度试验结果Fig.2 The result at different grinding fineness■—铜品位；●—镍品位；□—铜回收率；○—镍回收率

由图2可以看出，随磨矿细度的提高，混合粗精矿铜镍品位小幅下降，铜镍回收率先明显上升后小幅下降，铜镍回收率变化趋势的拐点在磨矿细度为-200目占80%时。综合考虑，确定磨矿细度为-200目占80%。

2.1.2 Na2CO3用量试验

Na2CO3作为pH调整剂，其在矿浆中水解对矿浆pH值有一定的缓冲作用，且有利于软化水质、降低溶液中的钙镁离子对目的矿物浮选的干扰。Na2CO3用量试验固定磨矿细度为-200目占80%，CMC用量为300 g/t、CuSO4为200 g/t、丁基黄药为90 g/t，试验结果见图3。

由图3可以看出，随着Na2CO3用量的增加，铜镍混合粗精矿铜镍品位和铜镍回收率均先上升后下降。综合考虑，确定Na2CO3用量为800 g/t。

图3 Na2CO3用量试验结果Fig.3 The result on different dosage of Na2CO3■—铜品位；●—镍品位；□—铜回收率；○—镍回收率

2.1.3 CMC用量试验

矿石中主要脉石矿物蛇纹石和滑石均为高镁硅酸盐矿物，CMC对此类矿物具有较好的抑制作用。CMC用量试验固定磨矿细度为-200目占80%，Na2CO3用量为800 g/t、CuSO4为200 g/t、丁基黄药为90 g/t，试验结果见图4。

图4 CMC用量试验结果Fig.4 The result on different dosage of CMC■—铜品位；●—镍品位；□—铜回收率；○—镍回收率

由图4可以看出，随CMC用量的增加，铜镍混合粗精矿铜品位下降、镍品位上升，铜镍回收率先上升后下降。综合考虑，确定CMC粗选用量为400 g/t。

2.1.4 CuSO4用量试验

由于镍矿物可浮性较差，添加适量的CuSO4有利于提高镍矿物的可浮性。CuSO4用量试验固定磨矿细度为-200目占80%，Na2CO3用量为800 g/t、CMC为400 g/t、丁基黄药为90 g/t，试验结果如图5。

图5 CuSO4用量试验结果Fig.5 The result on different dosage of CuSO4■—铜品位；●—镍品位；□—铜回收率；○—镍回收率

由图5可以看出，随CuSO4用量的增加，铜镍混合粗精矿铜镍品位、铜回收率微幅下降，而镍回收率先显著上升后微幅下降。综合考虑，确定CuSO4粗选用量为200 g/t。

2.1.5 捕收剂试验

2.1.5.1 捕收剂选择试验

捕收剂选择试验固定磨矿细度为-200目占80%，Na2CO3用量为800 g/t、CMC为400 g/t、CuSO4为200 g/t，捕收剂粗选用量均为90 g/t，试验结果见表4。

表4 捕收剂选择试验混合粗精矿指标Table 4 Rough flotation concentrate index for collector selectivity %

由表4可以看出，丁基黄药与硫氨酯按质量比3∶1混合为铜镍混合浮选的捕收剂，可以获得较高铜镍回收率的混合精矿。因此，确定丁基黄药+硫氨酯(质量比为3∶1)为铜镍混合浮选的捕收剂。

2.1.5.2 丁基黄药+硫氨酯用量试验

丁基黄药+硫氨酯(3∶1)粗选总用量试验固定磨矿细度为-200目占80%，Na2CO3用量为800 g/t、CMC为400 g/t、CuSO4为200 g/t，试验结果见图6。

图6 丁基黄药+硫氨酯用量试验结果Fig.6 The result on different total dosage of xanthate+thionocarbamates■—铜品位；●—镍品位；□—铜回收率；○—镍回收率

由图6可以看出，随着丁基黄药+硫氨酯(3∶1)总用量的增加，铜镍混合粗精矿铜镍品位下降，铜镍回收率先上升后下降。综合考虑，确定丁基黄药+硫氨酯粗选总用量为120 g/t，即丁基黄药+硫氨酯粗选用量为90+30 g/t。

2.2 闭路试验

在条件试验和开路试验基础上进行了铜镍混合浮选闭路试验，试验流程见图7；为了有效提高铜镍混合精矿的铜镍品位，在精选作业中改用CMC+水玻璃联合抑制脉石矿物[9-10]，试验结果见表5。

图7 闭路试验流程Fig.7 Flowsheet of closed circuit operation

表5 闭路试验结果Table 5 The result of closed circuit operation %

由表5可见，采用图7所示的闭路流程处理该矿石，可获得铜镍品位分别为6.02%和3.97%，铜镍回收率分别为83.05%和84.55%的铜镍混合精矿。

3 结 论

(1)云南某铜镍矿石属高硫低铜镍铁多金属矿石，主要有用元素为铜、镍，主要有用矿物为黄铜矿、镍黄铁矿、紫硫镍矿、含镍磁黄铁矿，铜镍主要以硫化物形式存在，分别占总铜镍的84.09%和85.96%，铜镍紧密共生，分离难度较大，宜采用混浮工艺回收铜镍。

(2)在磨矿细度为-200目占80%的情况下，采用1次粗选、3次扫选、扫精1扫精选、扫精选精矿与粗精矿合并1次精选、中矿顺序返回闭路流程处理该矿石，最终获得了铜、镍品位分别为6.02%和3.97%，铜、镍回收率分别为83.05%和84.55%的铜镍混合精矿。

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(责任编辑 罗主平)

Floatation Experiment on a Low Grade Cu-Ni Sulfide Ore from Yunnan Province

Liu Bao1,2Sun Qianyu2Liu Miao2Bao Xue2Wang Zi2

(1.CollegeofResourcesandCivilEngineering，NortheasternUniversity，Shenyang110819，China;2.SchoolofMining，LiaoningUniversityofEngineeringandTechnology，Fuxin123000，China)

In order to provide basis for exploitation and utilization of a low grade copper-nickel sulfide ore from Yunnan province，mineralogy and relevant mineral processing experiments on this ore was conducted.The results showed that：①The valuable elements of the ore are mainly copper and nickel，valuable minerals are mainly chalcopyrite，nicopyrite，violarite and nickel-bearing pyrrhotite.Copper and nickel mainly exist in the form of their sulfide，accounting for 84.09% and 85.96% separately，and copper and nickel are closely associated with each other and difficult to separate.Bulk flotation will be suitable to recover copper and nickel；②The optimal grinding fineness was 80% passing 200 mesh，and Na2CO3，CMC，CuSO4,and butyl-xanthate+thiamine ester were used as pH modifier，inhibitor of gangue minerals，activator for copper and nickel minerals，and collectors separately with corresponding proper dosage for bulk flotation of 800 g/t，400 g/t，200 g/t and 90+30 g/t；③Copper and nickel mixed concentrate with copper grade and recovery of 6.02% and 83.05%，nickel grade and recovery of 3.97% and 84.55% separately was achieved through process of one roughing，three scavenging，concentrate-scavenging for firstly scaveng concentrate，one cleaning for mixed concentrates of scaveng concentrate and rough concentrate，and middles back to the flowsheet in turn.

Copper-nickel sulfide mine，Close intergrowth，Bulk floatation

2013-12-04

刘 豹(1973—)，男，副教授，博士研究生，硕士研究生导师。

TD923+.7

A

1001-1250(2014)-03-080-04