金川銅鎳礦浮選中礦脫鎂浸渣選礦試驗研究

楊子軒,謝　賢,韓　彬,童　雄,黎繼永

(1.昆明理工大學國土資源工程學院，昆明　650093；2.省部共建復雜有色金屬資源清潔利用國家重點實驗室，昆明　650093；3.云南省金屬礦尾礦資源二次利用工程研究中心，昆明　650093；4.云南華聯鋅銦股份有限公司，文山　663701)

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金川銅鎳礦浮選中礦脫鎂浸渣選礦試驗研究

楊子軒1,2,3,謝賢1,2,3,韓彬2,3,4,童雄1,2,3,黎繼永1,2,3

(1.昆明理工大學國土資源工程學院，昆明650093；2.省部共建復雜有色金屬資源清潔利用國家重點實驗室，昆明650093；3.云南省金屬礦尾礦資源二次利用工程研究中心，昆明650093；4.云南華聯鋅銦股份有限公司，文山663701)

以金川銅鎳礦浮選中礦為研究對象，采用化學多元素分析、XRD衍射分析、物相分析、粒度分析等工藝礦物學檢測手段，對試樣性質進行了研究。經過酸浸脫鎂，浸渣中鎳品位為2.06%，銅品位為2.05%。為高效回收其中的銅、鎳，在工藝礦物學分析基礎上，采用單因素試驗法，進行了選礦試驗研究。結果表明，在磨礦細度為-0.037 mm占80%的情況下，采用兩次粗選的試驗流程處理該試樣，可獲得鎳精礦品位3.17%，鎳精礦含銅2.83%，鎳、銅回收率分別為95.46%、91.78%。試驗確定的工藝流程較簡單，有效的回收了試樣中的有價金屬銅、鎳，是該試樣中銅、鎳的理想回收工藝。

銅鎳礦; 脫鎂; 浸渣; 浮選

1　引　言

根據2015年美國地質調查報告(USGS)顯示，陸地上品位≥1%的鎳資源大約為1.3億金屬噸[1]。主要鎳礦有硫化(銅)鎳礦床、氧化鎳礦(包括紅土鎳礦和風化殼硅酸鎳礦)兩大類型，前者大約占世界資源的60%，后者占40%，以及少量硫化礦型鉑族金屬礦床[2]。

鎳是一種具有眾多優良性能的有色金屬，因而有著廣泛的用途和巨大的市場需求，已成為發展現代航空工業、國防工業和建立人類高水平物質文化生活的現代化體系中一種不可缺少的有色金屬[3]。我國金川是世界上著名的銅鎳礦產地，鎳金屬儲量550萬噸，列世界同類礦床第三位。但是經過多年的開采，鎳礦資源越來越"貧、細、雜"化，金川鎳礦現已大多數為貧礦(含鎳0.3%～1.0%)，約占74%左右。品位低、嵌布粒度細和結合形態復雜的"難選礦"以及選冶過程中某些中間產品(如浮選中礦)，也是用之成寶、棄之成災的礦產資源，因此，對這類復雜難處理礦石中有價金屬的分離研究具有重要的理論研究意義和實際價值[4]。

2　試樣性質

2.1銅和鎳物相分析

物相分析是用以確定礦石中主要組分和伴生有益組分的賦存狀態、物相種類、含量和分配率。其原理是基于礦石中的各種礦物在各種溶劑中的溶解度和溶解速度不同，采用不同濃度的各種溶劑在不同條件下處理所分析的礦樣，使礦石中各種礦物進行分離，從而可測出試樣中某種元素呈何種礦物存在和含量多少。鎳礦物化學物相一般硫酸鎳、硫化鎳、硅酸鎳等。銅礦物的化學物相一般為膽礬、游離氧化銅、結合氧化銅、硫化銅等4個類別。試樣的銅、鎳化學物相分析結果分別見表1和2。

表1　鎳化學物相分析結果

表2　銅化學物相分析結果

由表1可知，該礦樣中，鎳礦物主要賦存于為硫化礦、硅酸鹽和硫酸鎳中，鎳含量分別為1.29%、0.12%和0.02%，可回收利用的鎳礦物為硫化礦中的鎳，分布率為90.21%。

由表2可知，該礦樣總銅的含量1.452%，主要以硫化銅的形式存在，其銅的含量和分布率分別是1.40%和96.42%，是可回收的主要銅礦物；其他含銅礦物如膽礬、游離氧化銅、結合氧化銅的含量和分布率較低。

2.2脫鎂前后試樣元素含量及組分變化

脫鎂試驗均為實驗室小型試驗。每次試驗稱取100 g具有代表性的試樣進行浸出，試驗在容積1000 mL大燒杯中進行，進行每組試驗時，先將濃硫酸用水稀釋至浸出時所需的濃度，置于燒杯內，并將燒杯放入恒溫水浴鍋內加熱至預設溫度，保持恒溫；在恒定的攪拌速度下至浸出所需時間，停止攪拌并抽濾，取樣分析浸出渣或浸出液中MgO、Ni和Cu的含量，計算其的浸出率。

表3　礦樣和浸出渣主要化學成分分析對比結果

圖1　浸出渣XRD分析圖譜Fig.1　XRD analysis results of leach residues

由表3可知，試樣經過酸浸后，有用礦物銅、鎳含量得到明顯的富集，均從1.3富集到2.0左右；有害雜質MgO的含量得到大幅度降低，從原來的20.87%下降到5.87%；圖1XRD圖譜顯示，浸渣主要成分為磁黃鐵礦(Fe1-xS)、黃銅礦(CuFeS2)和少量未浸出的滑石(Mg3Si4O10(OH)2)。

2.3脫鎂前后試樣粒度變化

由圖2可知，試驗脫鎂前后微細粒級的變化較大，脫鎂前細粒級的含量較高，-0.010 mm粒級占18.87%；脫鎂后-0.010 mm粒級僅占7.01%；說明浸出可以減少微細粒級的礦物，降低礦泥對浮選的影響。這是由于蛇紋石、透閃石等鎂質硅酸鹽性脆易過磨，微細粒多為該類礦物，經酸浸后，鎂質硅酸鹽溶于硫酸中，消除了很大一部分微細粒礦物。

圖2　激光粒度分布曲線(a)脫鎂前；(b)脫鎂后Fig.2　Laser particle size distribution curve(a)before magnesium removal；(b)after magnesium removal

2.4脫鎂前后礦樣形貌特征變化

圖3為試樣脫鎂前后顯微鏡下觀察的形貌特征結果。由圖可知，試樣脫鎂前，礦物顆粒間的“異相凝聚”現象非常明顯(見圖3(a)和(b))；經過酸浸處理后，可以顯著的消除掉礦物顆粒間的“異相凝聚”現象(見圖3(c)和(d))，使礦物顆粒分散開來，利于銅鎳礦物的浮選。

綜上所述，試樣經過酸浸脫鎂后，銅、鎳得到了富集；微細粒礦物含量減少，降低礦泥對浮選的影響；顯著的消除掉礦物顆粒間的“異相凝聚”現象，使礦物顆粒分散開來，利于銅鎳礦物的浮選。

圖3　脫鎂前后礦樣形貌特征(a)和(b)脫鎂前；(c)和(d)脫鎂后Fig.3　Appearance characteristics of sample ore before and after magnesium removal(a)，(b)before magnesium removal；(c)，(d)after magnesium removal

3　結果與討論

3.1試驗條件

圖4　條件試驗流程圖Fig.4　Flow sheet of condition tests

條件試驗給礦為脫鎂浸渣，試驗采用一次粗選一次掃選的試驗流程，試驗流程圖見圖4。

3.1.1磨礦細度試驗

由于銅、鎳礦物粒度極細，與其他礦物致密共生，為了提高目的礦物的解離度，進行了磨礦細度的優化，不同細度條件下的浸出渣進行浮選作業，試驗的粗選階段調整劑六偏磷酸鈉+硅酸鈉用量為400+200 g/t，活化劑硫酸銅用量為400 g/t，捕收劑丁基黃藥用量為120 g/t，起泡劑J-622用量為60 g/t，掃選階段所用藥劑種類與粗選階段相同，二藥劑用量均減半，試驗結果見表4。

表4　磨礦細度試驗結果

由表4可知，經浸出后的浸渣浮選，銅、鎳精礦品位和回收率均隨著磨礦細度增加呈顯上升的趨勢，磨礦細度為80% -0.037 mm時，粗精礦銅、鎳的品位分別為2.81%和2.92%；作業回收率分別為91.99%和95.32%，尾礦的銅、鎳品位降至0.46%和0.27%。考慮選別效果，浸出后的磨礦細度確定為-0.037 mm 占80%。

3.1.2調整劑種類試驗

由于該銅鎳中礦中含有大量的鎂硅酸鹽，且粒度微細，泥化嚴重。為了改善浮選礦漿環境，進行了礦漿調整劑種類的的優化，浸渣浮選條件優化選擇的調整劑有六偏磷酸鈉、羧甲基纖維素(CMC)、硅酸鈉、六偏+硅酸鈉(2∶1)和六偏+CMC(2∶1)[5]，粗選階段用量均為600 g/t，活化劑硫酸銅用量為400 g/t，捕收劑丁基黃藥用量為120 g/t，起泡劑J-622用量為60 g/t，掃選階段所用藥劑種類與粗選階段相同，而藥劑用量均減半，實驗結果見表5。

表5　調整劑種類試驗結果

續表

由表5結果可知，總體上采用單一調整劑的效果沒有組合調整劑的效果好，采用六偏+硅酸鈉(配比2∶1)時，效果最好，此時銅、鎳作業回收率分別達到91.99%和95.32%。這是由于六偏磷酸鈉有分散作用，而硅酸鈉可以抑制二氧化硅和硅酸鹽礦物，兩者有很好的藥劑協同作用。所以適當的抑制劑為六偏磷酸鈉+硅酸鈉(配比2∶1)。

3.1.3調整劑用量試驗

圖5　組合調整劑用量試驗結果Fig.5　 Results of dosage of combination regulators tests

為了精確組合抑制劑的用量，進行了六偏+硅酸鈉(配比2∶1)用量試驗，粗選階段綜合用量分別為200、400、600、800和100 g/t，活化劑硫酸銅用量為400 g/t，捕收劑丁基黃藥用量為120 g/t，起泡劑J-622用量為60 g/t，掃選階段所用藥劑種類與粗選階段相同，而藥劑用量均減半，實驗結果見圖5。

由圖5可知，隨著組合調整劑用量的加大，銅、鎳回收率呈現先上升后下降的趨勢，而銅、鎳品位則緩慢上升。當組合調整劑用量超過600 g/t時，銅和鎳回收率均有所下降，鎳下降幅度更明顯。導致這種現象的原因過大用量的調整劑對與脈石連生的銅鎳礦物起抑制作用，導致回收率下降。所以適合的組合調整劑用量為600 g/t，即六偏磷酸鈉400 g/t+硅酸鈉200 g/t。

3.1.4捕收劑種類試驗

選用適當類型的捕收劑是實現銅鎳礦物與脈石有效分離的關鍵。試樣的工藝礦物學研究表明，銅、鎳主要賦存于硫化礦物中，硫化礦的可浮性較好，一般采用黃藥類或者黑藥類捕收劑就可以獲得較好的選礦指標。因此，進行了捕收劑種類的的優化，浸渣浮選條件優化選擇的捕收劑有乙基黃藥、丁基黃藥、戊基黃藥、BK320和丁銨黑藥[6]，粗選階段用量均為120 g/t，活化劑硫酸銅用量為400 g/t，起泡劑J-622用量為60 g/t，掃選階段所用藥劑種類與粗選階段相同，而藥劑用量均減半，實驗結果見表6。

表6　捕收劑種類試驗結果

續表

由表6可知，黃藥類和黑藥類捕收劑對微細粒銅鎳礦物的選擇性和捕收能力有較大差異，總體上黃藥藥捕收劑優于黑藥類。綜合考慮品位和回收率，可以按以下的順序依次降低：丁基黃藥>乙基黃藥>戊基黃藥>BK320。丁基黃藥對微細粒銅鎳礦物具有良好的選擇捕收性能，可獲得鎳品位和回收率分別為2.92%和95.31%的粗精礦。而丁銨黑藥捕收劑對該銅鎳礦的選擇捕收效果較差，未能較好的實現目的礦物與脈石礦物的分離。因此，適宜的捕收劑為丁基黃藥。

3.1.5捕收劑用量試驗

捕收劑丁基黃藥的用量不僅直接影響精礦的品位和回收率，而且影響浮選藥劑的成本。因此，為了精確捕收劑的用量，進行了捕收劑用量優化，粗選階段用量分別為80 g/t、100 g/t、120 g/t、140 g/t和200 g/t，粗選階段用量均為120 g/t，調整劑六偏+硅酸鈉(配比2∶1)用量為600 g/t，活化劑硫酸銅用量為400 g/t，起泡劑J-622用量為60 g/t，掃選階段所用藥劑種類與粗選階段相同，而藥劑用量均減半，結果見圖6。

由圖6可知，隨著捕收劑丁黃用量的增加，粗精礦中銅、鎳的回收率呈現上升趨勢，品位卻呈下降趨勢。當捕收劑丁黃的用量大于120 g/t時，銅、鎳回收率基本趨于平緩，增加藥劑用量，回收率增加平緩；而銅、鎳的品位卻有明顯的下降。當捕收劑丁黃的用量為120 g/t時，可獲得銅、鎳品位分別為2.81%、2.92%，作業回收率分別為91.99%、95.31%銅鎳粗精礦。因此，綜合考慮銅、鎳的品位和回收率，藥劑成本等因素，適宜的捕收劑用量為120 g/t。

圖6　捕收劑用量試驗結果Fig.6　Results of dosage ofcollectors tests

圖7　硫酸銅用量試驗結果Fig.7　Results of dosage of CuSO4

3.1.6硫酸銅用量試驗

硫酸銅是礦物加工過程中最常用的活化劑之一，其主要作用是溶解鎳黃鐵礦表面阻礙捕收劑作用的抑制薄膜，使其得到活化。因此，試驗采用硫酸銅作為鎳黃鐵礦的活化劑，并對其用量進行優化，粗選階段用量分別為0 g/t、200 g/t、300 g/t、400 g/t和500 g/t，調整劑六偏+硅酸鈉(配比2∶1)用量為600 g/t，起泡劑J-622用量為60 g/t，掃選階段所用藥劑種類與粗選階段相同，而藥劑用量均減半，試驗結果見圖7。

由圖7結果可知，采用硫酸銅作為活化劑的效果不明顯。不添加硫酸銅時，銅、鎳的品位分別為2.95%、3.27%，回收率分別為89.22%、93.41%，具有很好的效果。增加硫酸銅用量后，銅、鎳的回收率有所提高，但是品位下降的幅度較大。出現這種現象的原因是，浮選的給礦是酸浸的浸出渣，通過酸洗后，鎳黃鐵礦表面的抑制薄膜被清洗掉，所以在選擇性脫鎂的同時也活化了鎳黃鐵礦。綜合考慮品位和回收率以及生產成本，不添加硫酸銅。

3.1.7起泡劑種類試驗

J-622是西北礦冶研究院針對金川銅鎳礦特性，特別研發的一種具有捕收特性的起泡劑，對銅鎳礦具有很好的效果。因此，對起泡劑的種類進行優化，主要對J-622和2#油進行對比試驗，用量均為60 g/t，調整劑六偏+硅酸鈉(配比2∶1)用量為600 g/t，活化劑硫酸銅用量為400 g/t，掃選階段所用藥劑種類與粗選階段相同，而藥劑用量均減半，試驗結果見表7。

表7　起泡劑種類試驗結果

由表7試驗結果可知，在同樣用量的條件下，采用J-622作為起泡劑，可以獲得銅、鎳品位分別為2.83%、3.17%，回收率分別為91.78%、95.46%，相比2#油，回收率基本不變，而鎳的品位得到了較高的提升，綜合考慮，采用J-622作為金川銅鎳礦選礦的起泡劑，用量為60 g/t。

圖8　開路試驗工藝流程Fig.8　Schematic representation of an opened circuit

圖9　閉路試驗工藝流程Fig.9　Schematic representation of an closed circuit

3.2“二粗、二精”開路試驗

在粗選最佳藥劑制度下，進行了兩次粗選兩次精選的全開路浮選試驗，由于粗精礦銅鎳品位較低，所以增加了兩次精選，開路試驗流程如圖8所示，結果見表8。

由表8可知，在浮選最優試驗條件下，經兩次粗選-兩次精選試驗開路流程，可獲得銅、鎳品位分別為3.45%和3.93%，回收率分別為60.12%和63.57%的鎳精礦產品。但是經過兩道精選，銅和鎳的品位沒有得到很好的提高，回收率下降幅度很大，所以取消精選作業。

表8　開路試驗結果

3.3“二粗”閉路試驗

增加精選次數，銅鎳品位得不到很好的提高，回收率卻大幅度下降。因此，進行了取消精選試驗，試驗流程見圖9，試驗結果見表9。

由表9結果可知，經過簡單的兩次粗選的流程，可獲得品位和作業回收率分別為3.17%、95.46%的十級鎳精礦，鎳精礦含銅2.83%，銅的回收率為91.78%，精礦含MgO為4.97%(工業標準為6.5%)，效果優良。

表9　閉路試驗結果

4　結　論

(1)試樣經酸浸脫鎂后，有用礦物銅、鎳含量得到明顯的富集，均從1.3富集到2.0左右；有害雜質MgO的含量得到大幅度降低，從原來的20.87%下降到5.87%；試樣酸浸脫鎂前后微細粒級的變化較大，脫鎂前細粒級的含量較高，-0.010 mm粒級占18.87%；脫鎂后-0.010 mm粒級僅占7.01%；說明浸出可以減少微細粒級的礦物，降低礦泥對浮選的影響；試樣經過酸浸處理后，可以顯著的消除掉礦物顆粒間的“異相凝聚”現象，使礦物顆粒分散開來，利于銅鎳礦物的浮選;

(2)增加精選次數，銅鎳品位得不到很好的提高，回收率卻大幅度下降。因此，進行了取消精選試驗，經過簡單的兩次粗選的流程，可獲得品位和作業回收率分別為3.17%、95.46%的十級鎳精礦，鎳精礦含銅2.83%，銅的回收率為91.78%，精礦含MgO為4.97%(工業標準為6.5%)，效果優良。

[1] U.S.Geological Survey, Mineral Commodity Summaries, February 2014.

[2] 曉華.世界銅鎳礦物原料基地:回顧與展望(下)[J].國土資源情報,2008,(12):32-39.

[3] Malte J,Richard W,Thomas O.Mineralogical siting of platinum-group elements in pentlandite from the Bushveld Complex,South Africa[J].MineraliumDeposita,2015:501.

[4] Devin L S,Harold C C,Dante S L.The formation and alteration of the Renazzo-like carbonaceous chondrites III:Toward understanding the genesis of ferromagnesian chondrules[J].MeteoritPlanetSci.,2015:501.

[5] 張國范，盧毅屏，馮其明.抑制劑EP降低鎳精礦中氧化鎂含量研究[J].礦產保護與利用,1999,(3):28-31.

[6] 馮其明,張國范,盧毅屏.新型捕收劑BS-4對鎮黃鐵礦捕收性能及作用機理[J].中南工業大學學報(自然科學版:),1999,30(3):244-247.

Experimental Research on Mineral Processing of Leaching Slag of Magnesium Removal of Cu-Ni Ore Flotation Middling from Jinchuan

YANGZi-xuan1,2,3,XIEXian1,2,3,HANBin2,3,4,TONGXiong1,2,3,LIJi-yong1,2,3

(1.Faculty of Land Resource Engineering,Kunming University of Science and Technology,Kunming 650093,China;2.State Key Laboratory of Complex Nonferrous Metal Resources Clean Utilization,Kunming 650093,China;3.Yunnan Province Engineering Research Center for Reutilization of Metal Tailings Resources,Kunming 650093,China;4.Yunnan Hualian Zinc & Indium Stock Co.Ltd.,Wenshan 663701，China)

The Cu-Ni oreflotation middling from Jinchuan as research object, using the process mineralogy detection means of chemical multielement analysis,XRD analysis,phase analysis,grain size analysis and so on, properties of the samples were studied. After magnesium removal by acid leaching,the grade of Ni is 2.06%, the grade of Cu is 2.05%. Based on the analysis of process mineralogy detection, using single factor experiment method, carried out the experimental research on mineral processing. The results showed that at the grinding fineness of -0.037 mm accounted for 90%, through the process of two stage rougher flotation, nickel concentrate with nickel grade of 3.17% and recovery of 95.46%, and nickel concentrate with copper grade of 3.17%and recovery of 95.46%. The process flow is simple and effective, and it is an ideal recovery process for copper and nickel in the sample.

Cu-Ni ore;magnesium removal;leaching slag;flotation

楊子軒(1991-)，男，碩士研究生.主要從事稀貴金屬提取方面的研究.

童雄，教授，博導.

TU526

A

1001-1625(2016)06-1725-08