黄俊玮 张亚辉 张成强 李洪潮 张红新

(1.武汉理工大学资源与环境工程学院，湖北武汉430070;2.中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所，河南郑州450006)

我国目前开发的镍矿石资源主要为富含镁硅酸盐脉石矿物的低品位铜镍硫化矿石资源［1-2］，占全国镍产量85%的金川集团镍矿石就是这种性质矿石的典型代表。在此类性质矿石分选过程中，有效降低浮选精矿中MgO含量，实现精矿铜、镍品位的提升一直是相关选矿科研工作者研究的重点［3］。

张亚辉等［4］研究表明，铜镍硫化矿中的主要含镁脉石矿物蛇纹石、绿泥石等在浮选过程中，除了通过连生体、矿泥罩盖和机械夹杂等途径进入精矿外，经Cu2+、Ni2+活化后的浮选也是其进入精矿的重要途径。D.Fornasiero等［5］研究发现，在 pH=7～10的范围内(铜镍硫化矿浮选的pH值一般为8.5～9.5)，Cu2+、Ni2+能够有效活化蛇纹石和绿泥石。张亚辉、曹钊等［6-7］研究发现，Cu2+、Ni2+能够有效地吸附在绿泥石表面，从而强化捕收剂对绿泥石的捕收。

以往关于铜镍硫化矿浮选降镁的研究，主要集中在对蛇纹石、绿泥石等含镁脉石矿物抑制剂和分散剂的研制上，而对如何消除Cu2+、Ni2+对蛇纹石和绿泥石的活化却研究较少。张亚辉等［4］提出，在使用EDTA、草酸、柠檬酸等络合剂清洗吸附在蛇纹石、绿泥石等脉石矿物表面的Cu2+、Ni2+的基础上，再对蛇纹石、绿泥石等脉石矿物加以高效抑制是保证铜镍硫化矿浮选降镁效果的有效途径。张亚辉、熊学广等［8］通过使用柠檬酸－六偏磷酸钠这一络合剂－抑制剂组合，有效降低了金川铜镍硫化矿浮选精矿MgO含量1.24个百分点。

西北某铜镍矿镁含量较高，现场采用一段闭路磨矿、1粗2精优先提取部分合格精矿、粗选尾矿闭路再磨、1粗3精2扫、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石，最终获得的混合精矿镍、铜品位分别为8.67%、4.50%，镍、铜回收率为82.56%、70.18%，MgO含量为6.72%。为了进一步优化磨选工艺、降低铜镍混合精矿MgO含量，提高精矿铜、镍品位和回收率，本试验采用EDTA二钠－六偏磷酸钠－JC药剂体系，对从现场生产流程中取得的有代表性矿石进行了选矿试验研究。

1 矿石性质

1.1 矿石主要化学成分分析

矿石主要化学成分分析结果见表1。

表1 矿石主要化学成分分析结果Table 1 Main chemical analysis results of raw ore%

从表1可知，矿石中具有回收价值的金属元素为Ni、Cu，品位分别为1.29%和0.87%;主要杂质成分为SiO2和MgO，含量分别为33.94%和29.02%。

1.2 矿石镍铜物相分析

矿石镍、铜物相分析结果见表2、表3。

表2 矿石镍物相分析结果Table 2 Nickel phase analysis results of raw ore%

表3 矿石铜物相分析结果Table 3 Copper phase analysis results of raw ore for raw ore %

从表2、表3可知，矿石中的镍主要以硫化镍的形式存在，占总镍的95.89%，是浮选回收的主要对象之一;矿石中的铜主要以硫化铜及次生硫化铜(主要为墨铜矿)的形式存在，占总铜的96.55%，也是浮选回收的主要对象。

1.3 矿石的XRD分析

矿石XRD分析结果见图1。

图1 矿石XRD图谱Fig.1 X-ray diffraction image of raw ore

从图1可知，矿石中的主要含镍矿物为镍黄铁矿，含镁矿物主要为利蛇纹石、镍绿泥石和滑石，含铜矿物未检出与其在原矿中含量低有关［9］。因此，该矿石是典型的富含镁硅酸盐脉石矿物的低品位铜镍硫化矿石。

2 试验结果与讨论

2.1 EDTA二钠－六偏磷酸钠－JC药剂体系铜镍混浮条件试验

2.1.1 粗选条件试验

粗选条件试验流程见图2。

图2 粗选条件试验流程Fig.2 Conditioning tests flow-sheet of rough concentration

2.1.1.1 磨矿细度试验

磨矿细度试验的Cu2+、Ni2+络合清洗剂EDTA二钠用量为2 500 g/t，含镁脉石矿物抑制剂六偏磷酸钠用量为200 g/t，捕收剂丁基黄药用量为200 g/t，起泡剂J622用量为60 g/t，试验结果见表5。

表5 磨矿细度试验混合粗精矿指标Table 5 Mixed rough concentrate indicators of grinding fineness tests %

从表5可知，随着磨矿细度的提高，混合粗精矿铜、镍品位下降，铜、镍回收率和MgO指标均上升。综合考虑，确定磨矿细度为－0.074 mm占88.68%。

2.1.1.2 EDTA二钠用量试验

EDTA二钠用量试验的磨矿细度为－0.074 mm占88.68%，六偏磷酸钠用量为200 g/t，丁基黄药为200 g/t，J622 为 60 g/t，试验结果见表 6。

表6 EDTA二钠用量试验混合粗精矿指标Table 6 Mixed rough concentrate indicators of disodium EDTA dosage tests

从表6可知，随着EDTA二钠用量的增大，混合粗精矿铜、镍品位和铜、镍回收率小幅上升，MgO指标小幅下降。综合考虑，确定EDTA二钠粗选用量为2 500 g/t。

2.1.1.3 六偏磷酸钠用量试验

六偏磷酸钠用量试验的磨矿细度为－0.074 mm占88.68%，EDTA二钠用量为2 500 g/t，丁基黄药为200 g/t，J622 为 60 g/t，试验结果见表 7。

从表7可知，随着六偏磷酸钠用量的增加，混合粗精矿铜、镍品位上升，铜、镍回收率下降，MgO指标下降。综合考虑，确定六偏磷酸钠粗选用量为200 g/t。

表7 六偏磷酸钠用量试验混合粗精矿指标Table 7 Mixed rough concentrate indicators of sodium hexametaphosphate dosage tests

2.1.1.4 丁基黄药用量试验

丁基黄药用量试验的磨矿细度为－0.074 mm占88.68%，EDTA二钠用量为2 500 g/t，六偏磷酸钠为200 g/t，J622 为 60 g/t，试验结果见表 8。

表8 丁基黄药用量试验混合粗精矿指标Table 8 Mixed rough concentrate indicators of butyl xanthate dosage tests

从表8可知，随着丁基黄药用量的增大，混合粗精矿铜、镍品位下降，铜、镍回收率上升，MgO指标上升。综合考虑，确定丁基黄药粗选用量为200 g/t。

2.1.1.5 J622用量试验

J622用量试验的磨矿细度为 －0.074 mm占88.68%，EDTA二钠用量为2 500 g/t，六偏磷酸钠为200 g/t，丁基黄药为200 g/t，试验结果见表9。

表9 J622用量试验混合粗精矿指标Table 9 Mixed rough concentrate indicators of J622 dosage tests

从表9可知，随着J622用量的增大，混合粗精矿铜、镍品位下降，铜、镍回收率上升，MgO指标上升。综合考虑，确定J622粗选用量为60 g/t。

2.1.2 精选1抑制剂JC用量试验

JC是自制的含镁脉石矿物抑制剂，使用时需配制成pH=3的酸性溶液进行添加。其抑制机理主要包括2个方面:其一，JC含有的亲水基团通过与脉石矿物表面的金属镁离子作用吸附在含镁脉石矿物表面，从而抑制含镁脉石矿物;其二，JC对层状硅酸盐矿物有较强的刻蚀作用，从而破坏其天然可浮性。JC的酸性溶液调整剂为硫酸，试验流程见图3，试验结果见表10。

图3 精选条件试验流程Fig.3 Conditioning tests of cleaning concentration

表10 JC用量试验混合精矿1指标Table 10 Mixed concentrate indicators of JC dosage tests

从表10可知，随着JC用量的增大，混合精矿1的铜、镍品位上升，铜、镍回收率及MgO指标均下降。综合考虑，确定JC用量为3 kg/t。

2.2 闭路试验

在条件试验和开路试验基础上进行了EDTA二钠－六偏磷酸钠－JC体系混浮铜镍闭路试验，试验流程见图4，试验结果见表11。

图4 闭路试验流程Fig.4 The closed-circuit test flowsheet

表11 闭路试验结果Table 11 The closed-circuit test results %

从表11可见，采用图4所示的1粗2精3扫、中矿顺序返回的铜镍混浮闭路流程处理该矿石，最终获得了镍、铜品位分别为8.95%、5.21%，镍、铜回收率分别为82.91%和71.56%，MgO含量为6.13%的铜镍混合精矿。

4 结论

(1)在EDTA二钠－六偏磷酸钠－JC体系下，采用1粗2精3扫、中矿顺序返回的铜镍混浮闭路流程处理该矿石，最终获得了镍、铜品位分别为8.95%、5.21%，镍、铜回收率分别为 82.91%和71.56%，MgO含量为6.13%的铜镍混合精矿。

(2)与现场工艺流程相比，优化后的工艺流程更简洁，既减少了粗选尾矿再磨作业，又大幅度简化了浮选工艺流程，且混合精矿镍、铜品位分别提高了0.28、0.71个百分点，镍、铜回收率分别提高了0.35、1.38个百分点，MgO含量下降了0.59个百分点，达到了较好的优化工艺流程、提高分选指标的效果。

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