李福兰 刘斯佳 柏亚林

(西北矿冶研究院 甘肃 白银 730900)

新疆某铜镍硫化矿铜镍回收试验

李福兰 刘斯佳 柏亚林

(西北矿冶研究院 甘肃 白银 730900)

新疆某铜镍硫化矿石为矿物分布不均匀、粒度粗细不等、镶嵌关系复杂、并伴生有金的低品位原生铜镍硫化矿石。为高效回收矿石中的铜、镍，采用铜镍混浮再分离流程对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明，在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下，采用1粗1扫3精铜镍混浮、1粗1扫2精铜镍分离、中矿顺序返回流程处理该矿石，最终获得了铜品位为22.36%、铜回收率为65.33%、含金115.00 g/t、金回收率为63.94%的铜精矿和镍品位为6.11%、镍回收率为71.25%的镍精矿。

铜镍硫化矿 铜镍混浮 铜镍分离

原生铜镍硫化矿中通常都有磁黄铁矿-镍黄铁矿-黄铜矿组合及黄铜矿-磁铁矿组合，其特点是硫化矿物晶格成分稳定，可浮性好。受蚀变、地下水及风化作用影响形成的次生硫化铜镍矿通常有黄铜矿-针镍矿、白铁矿-紫硫镍矿组合以及次生黄铁矿，其特点是硫化矿物晶格成分不稳定，矿物解理发育，容易氧化，易过粉碎[1-8]。同一铜镍硫化矿体由于地质条件的差异，在不同部位会发生不同程度的蚀变，给浮选分离带来困难[9-12]。

本试验以新疆某铜镍硫化矿为对象，进行了开发利用工艺研究。

1 矿石性质

矿石中主要金属矿物为磁黄铁矿、磁铁矿、紫硫镍矿、黄铜矿、黄铁矿。镍矿物以紫硫镍矿为主，镍黄铁矿少量；铜矿物以黄铜矿为主，方黄铜矿少量。矿物分布不均匀，粒度粗细不等，镶嵌关系复杂，其中紫硫镍矿与磁黄铁矿镶嵌关系密切，互相穿插交代，镍黄铁矿和磁黄铁矿转化成的紫硫镍矿结构变得松散，质地疏脆，在磨矿中易泥化。

矿石主要化学成分分析结果见表1，铜、镍物相分析结果分别见表2和表3。

表1 矿石主要化学成分分析结果

Table 1 Main chemical components analysis of the ore %

成 分CuNiFeSZnSiO2含 量0.230.4210.622.830.0959.34成 分Al2O3CaOMgOAuAg含 量8.823.897.211.232.00

注：Au、Ag的含量单位为g/t。

表2 矿石铜物相分析结果

Table 2 Copper phase analysis of the ore %

铜相别含 量分布率硫化铜0.19082.61次生铜0.0198.26氧化铜0.0219.13总 铜0.230100.00

表3 矿石镍物相分析结果

Table 3 Nickel phase analysis of the ore %

镍相别含 量分布率硫化镍0.38090.48硫酸镍0.0010.23硅酸镍0.0399.29总 镍0.420100.00

从表2可知，矿石中的铜主要以硫化铜的形式存在，占总铜的82.61%，氧化铜含量较低，仅占总铜的9.13%。

从表3可知，矿石中硫化镍占总镍的90.48%，其次是硅酸镍，硫酸镍含量很少。

2 试验结果与讨论

2.1 铜镍混合粗选试验

铜镍混合粗选试验流程见图1。

图1 铜镍混合粗选条件试验流程

2.1.1 磨矿细度试验

磨矿细度试验的活化剂碳酸氢铵+硫酸铜用量为2 000+200 g/t，捕收剂酯-2+异戊基黄药用量为60+20 g/t，试验结果见表4。

表4 磨矿细度试验的铜镍混合粗精矿指标

Table 4 Copper-nickel mixed rough concentrate index at different grinding fineness %

磨矿细度(-0.074mm含量)品 位CuNi回收率CuNi601.202.4291.0084.00651.152.3393.6085.70701.062.2296.4386.65751.002.1096.5086.75801.002.0096.5086.85

从表4可知，随着磨矿细度的提高，粗精矿铜镍品位均小幅下降，回收率上升。综合考虑，确定磨矿细度为-0.074 mm占70%。

2.1.2 碳酸氢铵+硫酸铜用量试验

探索试验表明，铜镍混合粗选的活化剂碳酸氢铵与硫酸铜按质量比10∶1混用时活化效果最显著。因此，按此比较进行用量试验。试验固定磨矿细度为-0.074 mm占70%，酯-2+异戊基黄药用量为60+20 g/t，试验结果见表5。

表5 碳酸氢铵+硫酸铜用量试验铜镍混合粗精矿指标

从表5可知，碳酸氢铵+硫酸铜用量增大，铜镍混合粗精矿铜镍品位和回收率均呈先快后慢的上升趋势。综合考虑，确定碳酸氢铵+硫酸铜粗选用量为2 000+200 g/t。

2.1.3 酯-2+异戊基黄药用量试验

探索试验结果表明，新型捕收剂酯-2与异戊基黄药按质量比3∶1混用时捕收性能最好。因此，按此比例进行了用量试验。试验固定磨矿细度为-0.074 mm占70%，碳酸氢铵+硫酸铜用量为2 000+200 g/t，试验结果见表6。

表6 酯-2+异戊基黄药用量试验铜镍混合粗精矿指标

从表6可知，随着酯-2+异戊基黄药用量的增加，铜镍混合粗精矿铜镍品位呈先慢后快的下降趋势，铜镍回收率呈先快后慢的上升趋势。综合考虑，确定酯-2+异戊基黄药用量为60+20 g/t。

2.2 铜镍分离试验

铜镍分离试验的给矿为1粗3精开路浮选试验的铜镍混合精矿，其中存在的大量过剩混浮药剂对铜镍分离不利，因此，试验以活性炭为解吸、脱药药剂。铜镍分离镍矿物抑制剂为石灰和T-15，试验流程见图2。

图2 铜镍分离试验流程

2.2.1 石灰用量试验

铜镍分离抑制剂石灰用量试验的另一种抑制剂T-15用量为500 g/t，试验结果见表7。

表7 铜镍分离粗选石灰用量试验铜、镍粗精矿指标

从表7可知，随着石灰用量的增大，铜粗精矿铜品位上升、铜作业回收率下降；镍粗精矿镍品位和镍作业回收率均上升。在石灰用量为1 000 g/t时铜镍分离效果较好，因此，确定石灰用量为1 000 g/t。

2.2.2 T-15用量试验

铜镍分离抑制剂T-15用量试验的石灰用量为1 000 g/t，试验结果见表8。

表8 铜镍分离粗选T-15用量试验铜、镍粗精矿指标

从表8可知，随着T-15用量的增大，铜粗精矿铜品位上升、铜作业回收率小幅下降，镍精矿镍品位和镍作业回收率呈不同程度的上升趋势。在T-15用量为500 g/t时铜镍分离效果较好，因此，确定T-15用量为500 g/t。

2.3 闭路试验

在条件试验和开路试验基础上进行了闭路试验，试验流程见图3，试验结果见表9。

图3 闭路试验流程

产 品产 率品 位CuNiAuS回收率CuNiAuS铜精矿0.6722.362.49115.0030.9565.333.9863.946.85镍精矿4.890.666.113.4835.8514.0771.2514.1257.90尾 矿94.440.050.110.281.1320.6024.7721.9435.25原 矿100.000.230.421.213.03100.00100.00100.00100.00

注：Au的含量单位为g/t。

从表9可见，采用图3所示的闭路流程处理该矿石，可获得铜品位为22.36%、铜回收率为65.33%、含金115.00 g/t、金回收率为63.94%的铜精矿和镍品位为6.11%、镍回收率为71.25%的镍精矿。

3 结 论

(1)新疆某铜镍硫化矿石中镍矿物以紫硫镍矿为主，镍黄铁矿少量；铜矿物以黄铜矿为主，方黄铜矿少量，其他金属矿物为磁黄铁矿、黄铁矿。矿石中矿物分布不均匀，粒度粗细不等，镶嵌关系复杂，其中紫硫镍矿与磁黄铁矿镶嵌关系密切，互相穿插交代，镍黄铁矿和磁黄铁矿转化成的紫硫镍矿，结构变得松散、性脆，在磨矿中易泥化。原生和次生硫化铜占总铜的90.78%，硫化镍占总镍的90.50%。

(2)矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下，采用1粗1扫3精铜镍混浮、1粗1扫2精铜镍分离、中矿顺序返回流程处理，最终获得了铜品位为22.36%、铜回收率为65.33%、含金115.00 g/t、金回收率为63.94%的铜精矿和镍品位为6.11%、镍回收率为71.25%的镍精矿。

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(责任编辑 罗主平)

Experiments of Copper and Nickel Recovery from a Copper-nickel Sulfide Ore in Xinjiang

Li Fulan Liu Sijia Bai Yalin

(Northwest Research Institute of Mining and Metallurgy，Baiyin 730900，China)

The copper-nickel sulfide ore in Xinjiang with uneven distribution of minerals，wide range particle size distribution，and complex embedment，is a low grade natural copper and nickel sulfide ore associated with gold.Beneficiation experiments of Cu-Ni bulk flotation and then separation of Cu and Ni process are conducted in order to high efficiently recover copper and sulfur.Results indicated that，at the grinding fineness of 70% passing 0.074 mm，copper concentrate with copper grade of 22.36% and recovery of 65.33%，gold grade of 115.00 g/t and recovery of 63.94%，nickel concentrate with nickel grade of 6.11% and recovery of 71.25% were obtained through the process of Cu-Ni bulk flotation of one roughing-three cleaning-one scavenging，Cu and Ni separation of one roughing-two cleaning-one scavenging，and middles back to the flow-sheet in turn to deal with the ore.

Copper-nickel sulfide ore，Copper-nickel bulk flotation，Separation of copper and nickel

2014-07-04

李福兰(1965—)，女，工程师。

TD923+.7

A

1001-1250(2014)-11-071-04