低品位硫化銅鎳礦的特性與浮選工藝研究

魏金明，羅立群，王 召，劉 斌(1.武漢理工大學(xué)資源與環(huán)境工程學(xué)院，湖北 武漢 430070；2.礦物資源加工與環(huán)境湖北省重點實驗室，湖北 武漢 430070)

低品位硫化銅鎳礦的特性與浮選工藝研究

魏金明1，2，羅立群1，2，王 召1，2，劉 斌1，2
(1.武漢理工大學(xué)資源與環(huán)境工程學(xué)院，湖北 武漢 430070；2.礦物資源加工與環(huán)境湖北省重點實驗室，湖北 武漢 430070)

新疆哈密某低品位硫化銅鎳礦石中含鎳0.332%、含銅0.208%，目的礦物共生關(guān)系復(fù)雜、嵌布粒度細(xì)，礦石中含鎂脈石礦物含量高、可浮性好。為了充分回收礦石中銅鎳礦物并降低精礦中的MgO含量，以六偏磷酸鈉和CMC作脈石礦物抑制劑，硫酸銅為活化劑，戊黃藥、Y-89、丁胺黑藥混合為捕收劑，采用“兩粗三掃三精”的原則工藝流程，閉路試驗獲得銅鎳混合精礦中鎳品位為5.123%，鎳回收率為77.80%；精礦中MgO含量為6.11%，達(dá)到了冶煉的要求。尾礦中的鎳礦物多為不可浮的氧化鎳和硅酸鎳，工藝流程能較好地適合該礦石性質(zhì)。

硫化銅鎳礦；含鎂脈石；浮選工藝；浮選藥劑

鎳作為一種戰(zhàn)略資源，在軍工制造、機械制造、航空航天等領(lǐng)域應(yīng)用廣泛。目前全球60%的鎳產(chǎn)自硫化鎳礦，隨著高品位、易處理的鎳礦資源逐漸減少，必須轉(zhuǎn)向低品位、難處理礦石的開發(fā)與利用[1-2]。硫化銅鎳礦物中目的礦物嵌布粒度不均，部分目的礦物嵌布粒度級細(xì)，難于單體解離，易隨脈石礦物損失在尾礦中，降低鎳礦物的回收率[3]。礦石中含鎂脈石礦物含量高，脈石礦物容易吸附在泡沫表面，不易脫落，增加精礦中脈石礦物含量，影響精礦質(zhì)量[4]。在磨礦過程中，硫化礦物與鋼質(zhì)磨礦介質(zhì)發(fā)生電偶作用增加礦漿中鐵的含量，降低礦漿中溶解氧的濃度，導(dǎo)致鐵的氫氧化物形成而降低礦漿電位，同時親水性的含鐵氫氧化物覆蓋在硫化礦物表面，降低了硫化礦的可浮性[5-7]。

新疆哈密地區(qū)硫化銅鎳礦資源豐富，但銅、鎳品位均不高，硫化銅鎳礦具有礦石結(jié)構(gòu)和組成復(fù)雜，金屬礦物嵌布粒度細(xì)，伴生礦物多，含鎂硅酸鹽脈石礦物易泥化、可浮性好等特點[8]。本文通過對礦石進行工藝礦物學(xué)研究，篩選適合該礦石的浮選工藝，優(yōu)化藥劑制度和操作條件，以提高鎳礦物的回收率并降低精礦中的MgO含量。

1 實 驗

1.1 試樣性質(zhì)

試樣多元素分析結(jié)果如表1所示，銅鎳物相分析結(jié)果如表2、表3所示。原礦中含鎳0.332%，含銅0.208%，其中硫化鎳占78.31%，主要為鎳黃鐵礦，少量或微量紫硫鎳礦、方硫鐵鎳礦、針鎳礦；硫化銅為91.35%，主要為黃銅礦，少量墨銅礦，方黃銅礦、輝銅礦、斑銅礦含量甚低。試樣XRD分析圖譜如圖1所示，脈石礦物主要有綠泥石、滑石、陽起石、鈉長石、石英、伊利石等，為達(dá)到富集鎳礦物和銅礦物的目的，需要選礦排除或降低的脈石組分主要是SiO2和MgO，分別高達(dá)42.49%和23.37%。

工藝礦物學(xué)表明，試樣中礦石結(jié)構(gòu)與構(gòu)造復(fù)雜，鎳黃鐵礦與黃銅礦呈致密共生，常以不規(guī)則粒狀與磁黃鐵礦伴生，或以礦物集合體的形式充填于脈石礦物間隙，如圖2(a)中鎳黃鐵礦、磁黃鐵礦、黃銅礦緊密共生，如圖2(b)中磁黃鐵礦包含黃銅礦、鎳黃鐵礦、磁鐵礦。礦物集合體嵌布粒度不均，需要經(jīng)過細(xì)磨才能單體解離。

表1 多元素分析結(jié)果

表2 鎳物相分析結(jié)果

表3 銅物相分析結(jié)果

圖1 原礦XRD圖譜

圖2 原礦顯微鏡照片圖

1.2 實驗設(shè)備及藥劑

試驗礦樣為1.0 kg/次，磨礦選用XMQ-240×90錐形球磨機，浮選使用XFD系列單槽和XFG系列掛槽浮選機。浮選藥劑中碳酸鈉、六偏磷酸鈉、羧甲基纖維素鈉(CMC)、硫酸銅、甲基異丁基丙醇(MIBC)均為分析純，異戊基黃藥、Y-89、丁基黃藥、丁胺黑藥、乙基黃藥、BK-201均為工業(yè)品，所有藥劑均配成溶液添加，試驗用水為自來水。

1.3 實驗方案

1.3.1 不脫泥浮選試驗

圖3 不脫泥浮選試驗流程

試驗用碳酸鈉調(diào)節(jié)礦漿pH值至9，用六偏磷酸鈉和CMC抑制脈石礦物，硫酸銅活化鎳黃鐵礦，捕收劑用戊黃藥，起泡劑使用MIBC，進行兩次粗選，浮選時間分別為4 min和5 min，浮選流程如圖3所示。

1.3.2 浮選脫泥-粗選試驗

為了降低精礦中的MgO含量，提高精礦品位，探討了浮選脫泥-粗選試驗[9]。試驗中脫泥捕收起泡劑為BK-201，進行兩次脫泥，浮選時間分別為4 min；用碳酸鈉調(diào)節(jié)礦漿pH值至9，用六偏磷酸鈉和CMC抑制脈石礦物，硫酸銅活化鎳黃鐵礦，捕收劑用戊黃藥，起泡劑使用MIBC，進行兩次粗選，浮選時間分別為4 min和5 min，浮選流程如圖4所示。

由圖5可知，采用預(yù)先脫泥再浮選工藝，經(jīng)過兩段粗選，精礦鎳品位較不脫泥浮選精礦品位高，但鎳回收率普遍較低。原因是預(yù)先脫泥工藝去除了大量泥化脈石礦物，使后續(xù)浮選過程中獲得的精礦中泥含量較低，精礦品位提高；少量目的礦物在脫泥時因夾雜混入細(xì)泥中，造成鎳礦物的損失，使鎳回收率降低，綜合考慮選取不脫泥直接浮選的方法。

圖4 脫泥浮選-粗選試驗流程圖

圖5 脫泥-浮選和混合浮選對比結(jié)果

2 結(jié)果與討論

2.1 磨礦細(xì)度對銅鎳混合浮選的影響

磨礦細(xì)度決定了試樣的單體解離度和各礦物泥化的程度，浮選時磨礦細(xì)度大小影響選礦指標(biāo)。試驗選取戊黃藥為捕收劑，用量為(90+45) g/t，調(diào)整劑為碳酸鈉、六偏磷酸鈉和CMC，入選細(xì)度分別為-0.074 mm占67.57%、71.16%、75.28%、78.19%、83.56%，考察磨礦細(xì)度對浮選指標(biāo)的影響，試驗結(jié)果如圖6所示。

由圖6可知，隨著磨礦細(xì)度的增加，混合精礦中鎳回收率不斷上升，當(dāng)磨礦細(xì)度從-0.074 mm占75.28%增加至78.19%時，鎳的回收率和精礦鎳品位增幅較大，繼續(xù)增加磨礦細(xì)度至-0.074 mm占83.56%，回收率漲幅較小，由于脈石礦物細(xì)磨后泥化進入精礦，使精礦品位降低。綜合考慮回收率和藥劑用量，選擇磨礦細(xì)度為-0.074 mm占78.19%。

2.2 調(diào)整劑對銅鎳混合浮選的影響

碳酸鈉作為pH值調(diào)整劑，還可以分散礦泥。試驗用戊黃藥、Y-89、丁胺黑藥作為捕收劑，用碳酸鈉分別調(diào)節(jié)礦漿pH值為8、9、10、11，探索不同礦漿pH值對浮選指標(biāo)的影響，試驗結(jié)果見圖7。

圖6 磨礦細(xì)度試驗結(jié)果

圖7 礦漿pH值條件試驗結(jié)果

由圖7可知，礦漿pH值從8增至11時，鎳礦物的回收率逐步增加，當(dāng)pH值從9增至10，鎳的回收率增幅較大，繼續(xù)增大pH值至11，鎳的回收率漲幅較小，精礦鎳品位降幅較大，綜合考慮，用碳酸鈉將礦漿pH值調(diào)至10。

工藝礦物學(xué)表明，礦石中含鎂硅酸鹽脈石礦物含量較高，可浮性好，易于混雜到精礦中造成氧化鎂含量過高。在冶煉的過程中，精礦中MgO含量過高會導(dǎo)致爐渣相黏度過大、爐堂結(jié)瘤而影響正常生產(chǎn)[10]。試驗用六偏磷酸鈉和CMC為組合抑制劑，其中六偏磷酸鈉主要用于分散礦泥[11]，CMC抑制脈石礦物[12]。試驗六偏磷酸鈉和CMC按1∶1混合使用，考察藥劑用量對浮選指標(biāo)的影響，試驗結(jié)果見圖8。

由圖8可知，隨著抑制劑用量不斷增加，精礦鎳品位不斷增加，精礦中氧化鎂的含量不斷減少，但是鎳回收率也不斷減少。當(dāng)抑制劑用量從(400+400) g/t增加至(500+500) g/t時，鎳回收率降幅增大，精礦鎳品位漲幅較小，因此選取六偏磷酸鈉和CMC的用量為400 g/t。

2.3 捕收劑對銅鎳混合浮選的影響

在浮選過程中高選擇性和捕收性能的捕收劑有利于提高精礦品位和回收率，試驗探索了異戊基黃藥、Y-89、丁基黃藥、丁胺黑藥、乙基黃藥對浮選的影響，試驗結(jié)果表明：異戊基黃藥和Y-89的選擇性較強，精礦鎳品位高；丁胺黑藥的捕收能力較強，選擇性較弱，精礦產(chǎn)率大，品位低。綜合考慮使用異戊基黃藥、Y-89、丁胺黑藥按1∶1∶1配比使用。

在入選細(xì)度為-0.074 mm占78.19%，用碳酸鈉調(diào)節(jié)礦漿pH值至10，探索戊黃藥、Y-89、丁胺黑藥用量對浮選指標(biāo)的影響，試驗結(jié)果如圖9所示。

圖8 抑制劑用量試驗結(jié)果

圖9 捕收劑用量試驗結(jié)果

由圖9可知，隨著捕收劑用量不斷增加，鎳的回收率逐漸增加，而精礦鎳品位不斷下降。當(dāng)捕收劑用量從(90+45) g/t增加至(120+60) g/t時，鎳回收率漲幅較小，而精礦鎳品位降幅較大，綜合考慮，粗選1捕收劑用量為90 g/t，粗選2捕收劑用量為45 g/t。

2.4 硫酸銅用量對銅鎳混合浮選的影響

硫酸銅能活化鎳黃鐵礦，浮選時添加硫酸銅能提高鎳礦物的回收率。本次試驗的入選細(xì)度為-0.074 mm占78.19%，捕收劑用戊黃藥、丁胺黑藥、Y-89混合使用，用碳酸鈉調(diào)節(jié)礦漿pH值至10左右，考察硫酸銅用量對銅鎳礦物浮選指標(biāo)的影響，試驗結(jié)果見圖10。

圖10 硫酸銅用量試驗結(jié)果

由圖10可知，隨著硫酸銅用量增加，鎳的回收率不斷增加，精礦鎳品位不斷降低，可能是Cu2+將脈石礦物活化，使脈石礦物活化進入精礦[13]。當(dāng)

硫酸銅的用量從(300+75) g/t增加至(400+100) g/t時，鎳的回收率從73.20%增加至73.55%，漲幅很小，綜合考慮，選擇硫酸銅用量為(300+75) g/t。

2.5 閉路流程試驗

銅鎳混合浮選閉路試驗工藝流程圖如圖11所示，試驗結(jié)果如表4所示。

由表4可知，在磨礦細(xì)度為-0.074 mm占78.19%，用戊黃藥、Y-89、丁胺黑藥作為聯(lián)合捕收劑，經(jīng)過兩粗三掃三精和粗精礦再磨的工藝流程得到的混合精礦中鎳品位為5.123%，鎳回收率為77.20%，粗精礦中MgO含量為6.11%，選礦指標(biāo)較為良好。

圖11 銅鎳礦混合浮選閉路試驗流程圖

表4 硫化銅鎳礦混合浮選閉路試驗結(jié)果

2.6 尾礦中鎳損失

閉路浮選尾礦鎳物相分析結(jié)果如表5所示，鏡下觀察結(jié)果如圖12所示。由表5可知，尾礦中鎳含量為0.080%，其中硫化鎳含量為0.037%，其余均為不可浮的硅酸鎳和氧化鎳等含鎳礦物；鏡下觀察結(jié)果顯示尾礦中金屬礦物含量較少，約為2%，僅有極微量的黃銅礦(圖12(a))和鎳黃鐵礦(圖12(b))，粒徑在0.002～0.03 mm和0.002～0.02 mm之間，呈不規(guī)則粒狀與脈石礦物連生。表明鎳黃鐵礦和黃銅礦均被有效回收，只有極微量的細(xì)粒級目的礦物因未單體解離，與脈石礦物連生一同進入尾礦，尾礦中的多數(shù)鎳礦物為氧化鎳和硅酸鎳，這部分含鎳礦物難于用浮選方法回收[14]。

表5 浮選尾礦鎳物相分析

圖12 浮選尾礦鏡下觀察結(jié)果

3 結(jié) 論

1)原礦試樣中含鎳0.332%，含銅0.208%，其中硫化鎳占78.31%，硫化銅占91.35%；脈石礦物組分主要是SiO2和MgO，含量分別為42.49%和23.37%。有用礦物伴生關(guān)系復(fù)雜，礦石中目的礦物嵌布粒度不均，部分金屬礦物嵌布粒度極細(xì)，單體解離困難。

2)在磨礦細(xì)度為-0.074 mm占78.19%，用碳酸鈉調(diào)節(jié)礦漿pH值至10，使用戊黃藥、Y-89、丁胺黑藥作為捕收劑，用硫酸銅作為活化劑，六偏磷酸鈉和CMC作為抑制劑，經(jīng)過兩粗三掃三精和粗精礦再磨的原則流程，閉路試驗獲得的銅鎳混精礦中鎳品位為5.123%，鎳回收率為77.20%，有效提高了鎳的回收率；精礦中MgO含量為6.11%，達(dá)到冶煉要求。

3)觀察與測試表明：閉路浮選尾礦中金屬礦物約為2%，只有極微量的鎳黃鐵礦和黃銅礦，且礦物的粒度細(xì)小，多未單體解離。尾礦中硫化鎳含量為0.037%，其余均為不可浮的硅酸鎳和氧化鎳。表明該工藝流程和藥劑制度能有效的將銅鎳礦物回收。

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Characteristics and flotation separation of law grade sulfide nickel-copper ore

WEI Jinming1，2，LUO Liqun1，2，WANG Zhao1，2，LIU Bin1，2
(1.School of Resources and Environmental Engineering，Wuhan University of Technology，Wuhan 430070，China；2.Key Laboratory of Mineral Resources Processing and Environment of Hubei，Wuhan 430070，China)

A low grade refractory sulfide nickel-copper ore from Hami district of Xinjiang Uygur Autonomous region contained nickel 0.332% and copper 0.208%.The relationships between minerals and gaugues were complex and particle sizes of valuable minerals were fine，and the gangues in the ore are high in magnesium content and good in floatability.Flotation reagents have settled by six sodium hexametaphosphate and CMC as gangues’ depressors，sulfate copper is uesd as activator，and amyl xanthate，Y-89 and butylamine aerofloat as mixed collectors in odter to make full recovery of the valuable nickel and copper minerals and decrease the content of MgO in the concentrate.After the closed-circuit flotation process of two roughing-three scavening-three cleaning，the final concentrate with nickle grade of 5.123%，nickle recovery of 77.80%.The concent of MgO in the concentrate is only 6.11%，according with the requirement of smelting.Most of the nickel minerals in the tailings are non-floating oxide nickel and silicate nickel.This indicates that the flotation process can be well suited to the nature of the ore.

sulfide nickle-copper ore；magnesium-content gangue；flotation process；flotation reagent

2017-04-13 責(zé)任編輯：趙奎濤

魏金明(1993-)，男，碩士研究生，研究方向為難選復(fù)雜多金屬礦分選與提取。

羅立群(1968-)，男，博士，高級工程師，主要從事礦物資源的高效利用與清潔生產(chǎn)研究，E-mail：lqluollq@hotmail.com。

TD923；TD952

A

1004-4051(2017)08-0120-06