林某低品位铜镍硫化矿石选矿工艺优化研究

摘要吉林某铜镍矿石选矿厂采用粗碎矿石按18 mm筛分、筛下产品进行洗矿一重选一浮选、筛上产品进行中细碎一磨矿一异步浮选～重选的工艺处理低品位硫化铜镍矿石，流程长而复杂，但选矿效率低下。对该矿石进行了选矿工艺优化研究，结果表明：采用简单的全矿石单一异步浮选工艺，在一0.074 mill占70%磨矿细度下，可以获得Ni品位为7.47%、Ni回收率为82.57%、Cu品位为2.19%、Cu回收率为91.74%的铜镍混合精矿。与现场相比，不仅工艺流程和药剂制度得到了极大的简化，而且使cu、Ni的选矿效率分别提高了13.90和5.49个百分点，从而为现场生产工艺的改造提供了依据。关键词 低品位铜镍硫化矿石 选矿工艺优化 选矿效率

Tests of Concentration Optimization for a Low—-grade Copper·-nickel Sulfide Ore in Jflin Yin Wanzhon91-2 Ma Yingqian92 Sun Hongshu03 Wu Ha02 Zhang Lili3 Lu Huanhuan4 (1.Zijin Mining College，Fuzhou University;2.School of Resources&Civil Engineenng，NorthecHtem University;3.Gansu Jiu Steel Group Hongxing Iron&Steel Co.，Ltd.;4.Capital Engineenng& Research Incorporation Qinhuangdao Co.，Ltd.，metallurgical Corporation of China Ltd.) Abstract In a copper·nickel ore concentrator of Jilin，the process of washing—gravity separation—flotation for the un· dersize products by 18 mm screening and the process of crushing--gnnding··asynchronous flotation--gravity separation for oversize products are adopted to handle the low grade sulfide copper—nickel ore.Even if these processes are complicated and long flow.the efficiency of concentration iS lOW.So the ore beneficiation process Was optimized.The results showed that with the simple asynchronous flotation process for the ore，copper·nickel mixed concentrate with Ni grade of 7.47%，Ni recoveries of 82.57%.Cu grade of 2.19%and Cu recovery of 91.74%were obtained under the grinding fineness of一0.074 mm 70%.Compared with the on—site tests，the process and the pharmaceutical system have been greatly simplified，and the Cu.Ni benefieiation efficiency were increased by 1 3.90%and 5.49%respectively.The research provides a basis for the technical transformation of the site production process. Keywords Low-grade copper—nickel sulfide ore，Process optimization，Efficiency of concentration

世界上已知的镍矿床有硫化铜镍矿、红土镍矿、风化壳硅酸镍矿3种类型，其中红土镍矿和硅酸镍矿中的镍储量占目前世界镍总储量的3/4【11，但从硫化矿石中提取的镍约占目前镍总产量的2/3。从硫化矿中提取镍可以采用简单经济的机械选矿方法，所以，近期内硫化镍矿石仍将是镍的重要来源‘2I。吉林某镍矿矿石属低品位铜镍硫化矿石，选矿厂采用粗碎矿石按18 mm筛分、一18 mm粒级经螺旋分级机洗矿后矿泥进行螺旋溜槽重选～重选轻产品浮选、+18 mm粒级经中碎和细碎后与一18 mno 粒级的洗矿沉砂合并进行一段磨矿、一段磨矿产品与矿泥重选重产品合并进行二段磨矿一异步浮选、异步浮选尾矿进行螺旋溜槽重选的工艺流程生产作为高冰镍原料的铜镍混合精矿，存在流程长而复杂但选矿效率低下的弊端。本研究对该矿矿石进行不分级磨矿一单一浮选试验，期望在大幅度简化选矿工艺流程的同时使选矿效率得到提高。 +国家自然科学基金项目(编号：51074037)，中央高校基本科研业务经费项目(编号：N100601005)。印万忠(1970一)，男，教授，福建省闽江学者计划特聘教授，110004 辽宁省沈阳市和平区文化路3号巷东北大学265信箱。 ·77· 万方数据总第442期 金 属 矿 山 2013年第4期 1矿石性质 1.1矿石化学多元素分析矿石的化学多元素分析结果见表1。表1 矿石化学多元素分析结果 %成分 Ni Cu TFe S Si02 A1203 CaO MgO 含量0.87 0.27 8.67 2.53 48.83 7.14 3.51 17.87 由表1可知，矿石中Ni含量为0.87%、Cu含量为0.27%，属于低品位铜镍矿石，且Cu含量远低于 Ni含量，因而宜采用铜镍混合精矿回收工艺。 1.2 X射线衍射分析对矿石进行x射线衍射(XRD)分析，结果见图 1。趟骤舞挂图1矿石XRD分析结果 △一石英;。一镍黄铁矿;o一滑石;·一黄铜矿; ◆一绿泥石;▲一磁黄铁矿;·一金云母由图1可知，矿石中主要的有用矿物为镍黄铁矿、黄铜矿和磁黄铁矿，主要的脉石矿物为石英、滑石、绿泥石等。 1.3铜镍物相分析矿石中铜和镍的物相分析结果如表2和表3所刁≮。表2 矿石铜物相分析结果 %表3矿石镍物相分析结果 %由表2和表3可知，矿石中硫化铜和硫化镍的分布率分别达到91.40%和90.36%，表明该矿石属于铜镍硫化矿石。 1.4有用矿物嵌布特性黄铜矿多以不规则状产出在磁黄铁矿中，呈细粒嵌布;少部分黄铜矿在脉石矿物中呈片状和浸染状产出。镍黄铁矿基本不含铜，多与磁黄铁矿紧密伴生。部分磁黄铁矿晶格中的铁被镍以类质同象形式取代，形成含镍磁黄铁矿，此外，尚有一些镍黄铁矿在磁黄铁矿中呈极细的火焰状体，或以小颗粒在磁黄铁矿颗粒间连续分布而形成网状结构。 2粗选条件试验由于黄铜矿可浮性较好且含量很低，因此条件试验时仅考察镍的选别效果。 2.1磨矿细度试验在调整剂碳酸钠用量为600 g/t、降镁抑制剂 CMC用量为200 g/t、活化剂硫酸铜用量为100 g/t、捕收剂为90 g/t异丁基黄药+30 g/t丁铵黑药、起泡剂 MIBC用量为40 g/t、浮选时间为3 min的条

件下，改变磨矿细度进行1段粗选，试验结果如图2所示。零趟 Ⅱ呈磷图2磨矿细度对粗精矿镍指标的影响口一镍品位;-一镍回收率由图2可知，当磨矿细度为一0.074 mm占 70%时，粗精矿的镍品位最高，为4.65%，镍回收率也较高。因此，选择在该细度下进行后续试验。为进一步确定所选磨矿细度的合理性，对该细度下的磨矿产品进行了镍矿物单体艇离分析，结果见表4。表4-0.074 lnlll占70%磨矿产品镍矿物单体解离分析结果矿物颗粒类型 镍矿物分布率/%镍矿物镍矿物与磁黄铁矿镍矿物与黄铜矿镍矿物与脉石镍矿物与磁黄铁矿和脉石镍矿物与黄铜矿和脉石合 计 88.38 6.03 2.30 O.57 1.58 1.14 100.oo 万方数据印万忠等：吉林某低品位铜镍硫化矿石选矿工艺优化研究 2013年第4期由表4可知，当磨矿细度为一0.074 mm占 70%时，镍矿物的单体解离度已达到88.38%，未解离者则主要与磁黄铁矿连生，这与磁黄铁矿中含有部分镍矿物有关。因此，选择磨矿细度为一0.074 mm占70%是合理的。 2.2碳酸钠用量试验碳酸钠有一定的缓冲作用，可软化水质，减轻 Ca2+、M92+等离子对浮选过程的干扰。在磨矿细度为～0.074 mm占70%、CMC用量为200 g/t、硫酸铜用量为100 g/t、捕收剂为90 g/t异丁基黄药+30 g/t丁铵黑药、MIBC用量为40 g/t、浮选时间为3 min的条件下，改变碳酸钠用量进行l段粗选，试验结果如图3所示。零 g n量涨图3碳酸钠用量对粗精矿镍指标的影响口一镍品位;_一镍回收率由图3可知，粗精矿的镍品位随着碳酸钠用量的增加不断上升，镍回收率先随着碳酸钠用量的增加缓慢上升，但在碳酸钠用量超过900 g/t后急剧下降。兼顾粗精矿的镍品位和镍回收率，确定粗选碳酸钠用量为900 g/t。 2.3 CMC用量试验 CMC即羧甲基纤维素，在硫化镍矿石的浮选过程中常被用作含镁矿物的抑制剂。在磨矿细度为一 0.074 mm占70%、碳酸钠用量为900 g/t、硫酸铜用量为100 g/t、捕收剂为90 g/t异丁基黄药+30 g/t 丁铵黑药、MIBC用量为40 g/t、浮选时间为3 min的条件下，改变CMC用量进行1段粗选，试验结果如图4和图5所示。由图4和图5可知，随着CMC用量的增加，粗精矿的镍品位先上升后下降，镍回收率及Mgo含量和MgO混入率总体呈不断下降趋势。为保证镍的回收率，选择粗选CMC用量为600 g/t。 2.4硫酸铜用量试验在磨矿细度为一0.074 mm占70%、碳酸钠用量为900 g/t、CMC用量为600 g/t、捕收剂为90 g/t 异丁基黄药+30 g/t丁铵黑药、MIBC用量为40 g/t、零 g 喏涨 100 200 300 400 500 600 700 800 CMC用鼍/(g/t1 图4 CMC用量对粗精矿镍指标的影响口一镍品位;-一镍回收率零瓣孥匡。羔 100 200 300 400 500 600 700 800 CMC用量/(g/t) 图5 CMC用量对粗精矿MgO指标的影晌。一M90品位;·一M90回收率浮选时间为3 min的条件下，改变硫酸铜用量进行1 段粗选，试验结果如图6所示。硫酸铜用量/(g/t) 图6硫酸铜用量对粗精矿镍指标的影响 C3--镍品位;-一镍回收率由图6可见，随着硫酸铜用量的增加总第442期 金 氍 砖 灿 2013年第4期效率评价分选效果，其计算公式∞o为 E：{鳖墨×100%， 。一d(100一a)“ ’ 式中，E表示选矿效率，Y表示精矿产率，d和口分别表示原矿品位和粗精矿镍品位。不同捕收剂所获选矿效率如图7所示。可见，采用丁黄药+丁铵黑药组合时选矿效率最高。因此，选取该组合作为捕收剂。誉错裂 b 蚓组合l组{挖组合3组合4组合5 捕收剂种类图7捕收剂种类试验结果 2.5.2捕收剂配比试验在磨矿细度为一0.074 mm占70%、碳酸钠用量为900 g/t、CMC用量为600 g/t、捕收剂总用量为 120 g/t、MIBC用量为40 g/t、浮选时间为3 rain的条件下，改变丁黄药与丁铵黑药的配比进行1段粗选，所获选矿效率如图8所示。

丁黄药与丁铵黑药配比图8捕收剂配比试验结果由图8可知，当丁黄药与丁铵黑药的用量配比为2：1时，获得的选矿效率最高，故选择丁黄药与丁铵黑药的用量配比为2：1。 2.5.3捕收剂用量试验在磨矿细度为一0.074 mill占70%、碳酸钠用量为900 g/t、CNC用量为600 g/t、丁黄药与丁铵黑药配比为2：1、MIBC用量为40 g/t、浮选时问为3 min的条件下，改变丁黄药和丁铵黑药的总用量进行1段粗选，试验结果如图9所示。由图9可知：随着捕收剂用量的增加，粗精矿的镍回收率不断上升而镍品位不断下降。计算各捕收剂用量下的选矿效率，当捕收剂用量为120 g/t时， ·80· 】黄药+】铵黑药用量/(g/t) 图9捕收剂用量对粗精矿镍指标的影响口一镍品位;·一镍回收率选矿效率最高，为66.62%。因此确定粗选捕收剂用量为120 g/t，即丁黄药80 g/t、丁铵黑药40 g/t。 2.6粗选时间试验在磨矿细度为一0.074 mm占70%、碳酸钠用量为900 g/t、CMC用量为600 g/t、捕收剂为80 g/t 丁黄药+40 g/t丁铵黑药、MIBC用量为40 g/t、浮选时间为3 min的条件下进行分批刮泡的1段粗选，试验结果如图10所示。枣理咯礁图10浮选时间对粗精矿镍指标的影响口一镍品位;-一镍回收率由图10可知：当浮选时间为0.5 min时，泡沫产品的镍品位达到6.36%，说明可通过快速浮选先获得一部分合格精矿;当浮选进行3 min时，泡沫产品累计镍品位为4.15%、累计镍回收率达到近 80%，因此选择快速浮选+一段粗选的合计时间为 3 mino 3闭路流程试验在前述条件试验基础上，经开路流程试验探索，确定了图1l所示的闭路试验流程，最终获得了Ni 品位为7.47%、Ni回收率为82.57%、Cu品位为 2.19%、Cu回收率为91.74%的铜镍混合精矿(见表5)。 4试验工艺与现场工艺对比现场所采用的工艺流程如图12所示，2011年流程考查结果见表6。阳∞∞∞∞加坶O 万方数据印万忠等：吉林某低品位铜镍硫化矿石选矿工艺优化研究 2013年第4期：堡坠 药剂用量单位：g/t 磨矿O'0.074 ram70%木碳酸钠900 土CMC 600 术丁黄药80+丁铵黑药40 )I：M1BC 40 快速浮选精矿1厂可粗逸1 尾矿图11闭路试验流程表5 闭路试验结果 %原矿 瓦碎图12现场工艺流程 (下转第85页) ·81· 万方数据布林朝克等：通过热力学多因素耦合控制氧化铁碳热还原顺序 2013年第4期范围内调节总压(或惰气分压)来降低实现氧化铁碳按Fe：O，_Fe，O。一Fe顺序碳热还原所需碳储能。当总压为[email protected]时，实现该还原顺序所需最低碳储能为 19.05 kJ/mol。 (3)只要总压低于0.066 7p㈢，且总压和惰气分压间满足一定关系，即可在碳不储能的情况下实现氧化铁按Fe：O，一Fe，O。_Fe顺序碳热还原。 [2] [3] [4] 参考文献方觉，郝素菊，李振国，等.非高炉炼铁工艺与理论[M].2 版.北京：冶金工业出版社，2002：1.10.黄希祜.钢铁冶金原理[M].3版.北京：冶金工业出版社， 2002：285.王筱留.钢铁冶金学：炼铁部分[M].2版.北京：冶金工业出版社，1994：77-85. Donskoi E，Mcelwain D LS..Estimation and modeling of p“ame· ters for direct reduction iron ore/coal composite partl：physical pa— rametem[J].metallurgical and Materials Transactions：B，2003， 34B(1)：255-266. [5]赵沛，郭培民，张殿伟.低温非平衡条件下氧化铁还原顺序研究[J].钢铁，2006，41(8)：13—15. [6] 张殿伟，郭培民，赵沛.机械力促进碳粉气化反应[J].钢铁研究学报，2007，19(11)：ll—12. [7] Karbasi M，Said iA，Tahmasebi M H..Carbothermic reduction of mechanically activated hematite—graphite—copper mixture[J]. Ironmal【ing Steelmaking，2009，36(2)：82-86. [8] 黎铉海，李秀敏，潘柳萍.机械活化强化1TO废料中铟浸出的动力学研究[J].金属矿山，2006(3)：4648. [9]黎铉海，姚金环.搅拌磨机械活化硬锌渣浸铟的动力学研究 [J].金属矿山，2007(3)：41-44. [10] 黎铉海，刘伟涛，潘柳萍，等.机械活化强化从锑渣氧粉中回收铟锑的工艺研究[c]∥2004年全国矿产资源合理开发、有效利用和生态环境综合整治技术交流会论文集.马鞍山：《金属矿山》杂志社，2004：489-492. 可获得产率为13.66%、铁品位为64.42%、铁回收率为55.42%的铁精矿;选铁尾矿在开路情况下经螺旋溜槽粗选一摇床1次精选，可获得对重选作业和对原矿的产率分别为5.13%和4.43%、TiO：品位为33.88%、对重选作业和对原矿的TiO：回收率分别为32.83%和27.78%的钛精矿，该产品可作为护炉原料销售。

参考文献 [1]戴新宇，余德文.从黑山选钛厂强磁尾矿中选钛的试验研究 [J].金属矿山，2007(12)：128—131.高玉德，邹霓，王国生，等.黑山选铁尾矿选钛试验研究[J].矿产综合利用，2010(2)：19-21.张俊辉，张渊.某低品位钒钛磁铁矿选铁试验研究[J].金属矿山，2008(10)：60-63.陈达，傅文章，洪秉信.某钒钛磁铁矿综合利用试验研究 [J].中国矿业，2011，20(5)：84-86+ 许时.矿石可选性研究[M].2版.北京：冶金工业出版社， 1989.张俊辉，张渊，杨永涛.某低品位钒钛磁铁矿选铁尾矿选钛试验研究[J].矿产综合利用，2009(3)：3-7.郭明彬.攀钢马家田尾矿选铁、选钛工艺研究[J].攀枝花科技与信息，2007，32(4)：1-7. (收稿日期2012—12.11) (上接第81页) 将图1l与图12、表5与表6对比可知，试验在大幅度简化工艺流程和药剂制度的同时，使Ni的选矿效率提高了5.49个百分点、cu的选矿效率提高了13.90个百分点，达到了预期目标。 5 结论 (1)吉林某铜镍矿石属低品位硫化矿石，矿石中主要的硫化矿物为镍黄铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿，主要的脉石矿物为石英、滑石、绿泥石等。 (2)在一0.074 mm占70%磨矿细度下，对该矿石采用1次快速浮选、2次粗选、2次精选、2次扫选的异步浮选工艺进行选别，获得了Ni品位为 7.47%、Ni回收率为82.57%、Cu品位为2.19%、Cu 回收率为91.74%的铜镍混合精矿。 (3)与现场相比，试验流程大大简化，并使Ni 和cu的选矿效率显著提高，可作为现场工艺改造的依据。 [2] [3] 参考文献刘明宝，段理祚，高莹，等.我国镍矿资源现状及利用技术研究[J].中国矿业，2011，20(11)：98.102.刘明宝，印万忠.我国硫化镍矿与红土镍矿资源现状及利用技术研究[J].有色金属工程，201l(3)：25-28.许时.矿石可选性研究[M].北京：冶金工业出版社。1989： 288-295. (收稿日期2013-01-02) ·8