阙绍娟 黄荣强 卢 琳

(1.广西冶金研究院，广西南宁530023;2.广西国土资源规划院，广西南宁530022)

1 矿石性质

1.1 矿石化学分析

矿石化学多元素分析结果见表1，铜镍物相分析结果见表2。

从表1可知:矿石的铜、镍含量分别为0.25%、0.43%，属低品位铜镍矿石，其他有价元素含量较低，不考虑回收。

表1 原矿多元素分析结果Table 1 Main chemical components of the ore %

从表2可以看到，铜有15.66%呈氧化态，镍除了有2.79%呈氧化态外，还有18.14%以硫酸镍和硅酸镍形式存在，这些将对铜镍的浮选回收造成不利影响。

表2 铜、镍物相分析结果Table 2 Copper and nickel phase analysis of the ore%

1.2 岩矿鉴定

矿石的矿物组成测定结果见表3。

表3 矿石矿物组成Table 3 Mineral composition of the ore %

从表3可以看出:矿石中金属矿物主要有镍黄铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿、方黄铜矿、黄铁矿等，脉石矿物主要有角闪石、长石、阳起石、方解石等;镍主要以镍黄铁矿形式存在，铜主要以黄铜矿存在。

镍黄铁矿与黄铜矿共生关系密切，嵌布粒度粗细不均。少量黄铜矿、镍黄铁矿的微细颗粒包裹于磁黄铁矿中，对精矿产品质量和镍铜分离有影响。

2 试验方案的确定［6-10］

为了确定合适的试验方案，首先进行了优先浮选和混合浮选的探索试验。试验流程见图1、图2，试验结果见表4。

图1 优先浮选探索试验流程Fig.1 Exploratory flowsheet for selective flotation

图2 混合浮选探索试验流程Fig.2 Exploratory flowsheet for bulk flotation

表4 优先浮选和混合浮选探索试验结果Table 4 Comparison of selective flotation and bulk flotation process %

由表4可知:优先浮选时，有高达21.33%的镍损失于铜粗精矿中，其他的镍在浮铜阶段受到石灰抑制后又很难再被硫酸铜活化，因而导致镍粗精矿的镍回收率只有46.46%。而混合浮选时，混合粗精矿的铜、镍回收率均较高，分别达到83.30%和62.85%。

Current Loop Control Algorithm of PMSM Based on ADRC Principle……………WANG Fuxin， GAO Shijie(3·24)

在以上试验基础上，又探索了对混合精矿进行铜镍分离的可能性。结果表明，将混合精矿细磨并经活性炭脱药后，无论是用石灰还是用腐植酸钠作为镍黄铁矿的抑制剂，铜精矿、镍精矿的相互夹杂均非常严重，说明混合精矿难以有效分离。

此外，鉴于试样中含有1.2%的磁黄铁矿，还以磁选管为磁选设备，考察了通过预先磁选来提高混合精矿品位的必要性。结果表明，磁选确实可将试样中磁性较强的磁黄铁矿预先选出，磁性物中铜、镍的夹带也较少，但混合精矿铜镍品位的提高并不明显。因此，从简化流程考虑，没有必要进行预先磁选。

综上所述，试验确定采用单一混合浮选方案，仅产出铜镍混合精矿。

3 条件试验

按照图3流程进行铜镍混合浮选条件试验，确定的磨矿细度及调整剂、捕收剂的种类和用量。

3.1 磨矿细度确定

在调整剂为200 g/t硫酸铜、捕收剂为100(80+20)g/t丁黄药条件下进行磨矿细度试验，结果见表5。

图3 条件试验流程Fig.3 Flowsheet for Cu-Ni bulk rough flotation

表5 磨矿细度试验结果Table 5 Test results on various grinding fineness%

表5表明:磨矿细度较粗时，混合粗精矿铜、镍品位较高，但铜、镍回收率较低。随着磨矿产品中－0.074 mm粒级含量增加，混合粗精矿铜、镍品位降低，但铜、镍回收率逐渐提高。综合考虑精矿质量、回收率指标及磨矿成本，磨矿细度取－0.074 mm占74%较为合适。

3.2 调整剂对比试验

黄铜矿可浮性好，而镍黄铁矿对矿浆环境比较敏感。为提高镍的选别指标，分别采用硫酸、硫酸铜、碳酸钠为矿浆调整剂，在捕收剂为100(80+20)g/t丁黄药条件下进行对比试验，结果见表6。

表6 调整剂对比试验结果Table 6 Comparative test results on various regulators

表6表明:不添加调整剂，混合粗精矿铜、镍品位和回收率都较低;添加硫酸铜，可提高铜、镍选别指标，但提高幅度不大。硫酸和碳酸钠均能较大幅度提高混合粗精矿铜、镍品位和回收率，但硫酸用量大，对设备有腐蚀性，碳酸钠用量较小且廉价易购，作为调整剂较为适宜。

3.3 捕收剂种类试验

在碳酸钠用量为2 000 g/t的条件下，分别采用铜镍混浮生产上常用的丁黄药、乙硫氮、丁铵黑药及新药DY作为捕收剂进行对比试验，试验结果见表7。

表7 捕收剂种类对比试验结果Table 7 Comparative test results on various collectors

表7表明:由于丁铵黑药具有捕收能力强、选择性差的特性，使得以丁铵黑药为捕收剂时，存在混合粗精矿铜、镍回收率较高但品位较低的矛盾。以乙硫氮和DY作捕收剂时，两者所获选别指标接近并介于丁铵黑药和丁黄药所获选别指标之间。综合来看，以丁黄药为捕收剂较合理:混合粗精矿铜、镍品位和回收率最高，且丁黄药常规易购、使用方便。

3.4 丁黄药用量试验

在碳酸钠用量为2 000 g/t条件下进行丁黄药用量试验，结果见表8。

从表8可以看到，随着丁黄药用量增加，混合粗精矿铜、镍品位逐渐降低而铜、镍回收率逐渐提高，但丁黄药用量由100(80+20)g/t增加到120(100+20)g/t时，铜、镍回收率提高幅度不大。因此，选择丁黄药用量为100(80+20)g/t。

4 闭路流程试验

混合浮选闭路试验流程见图4，试验结果见表9。

表8 丁黄药用量试验结果Table 8 Test results on dosage of butyl xanthate

图4 闭路试验流程Fig.4 Flowsheet of closed circuit operation

表9 闭路试验结果Table 9 The result of closed circuit operation %

从表9可以看到:采用1粗2扫2精闭路混浮流程，获得的铜镍混合精矿产率为3.79%、铜品位为5.77%、镍品位为8.31%、铜回收率为86.33%、镍回收率为76.60%，选别指标良好。

5 结语

(1)试样铜品位0.25%、镍品位0.43%，属低品位铜镍矿石。试样中脉石矿物含量高，铜、镍矿物有一定程度的氧化且关系密切、矿物间相互包裹严重，影响精矿品位和回收率的提高。

(2)在－0.074 mm占74%磨矿细度下，采用1粗2扫2精铜镍混合浮选工艺流程，可获得铜镍混合精矿铜、镍品位分别为5.77%、8.31%，铜、镍回收率分别为86.33%、76.60%的较好试验指标。

(3)试验所用药剂均为常规药剂，工艺流程简单，易于在生产中实施应用。

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