王 怀 郑 晔 郝福来 苑宏倩

(长春黄金研究院，吉林 长春130012)

目前，我国开发的镍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［1-4］，该类矿石资源中硫化矿物集合体嵌布粒度不均匀，不同矿物间共生关系密切，有用矿物不易单体解离;以蛇纹石、滑石为主的脉石矿物蚀变非常严重，且性脆易泥化、天然可浮性好，浮选过程抑制困难。如何有效降低精矿中MgO 含量，实现精矿铜、镍品位的提升一直是该类矿石研究的重点。本研究针对吉林某低品位铜镍硫化矿石进行了铜镍选矿试验研究。

1 矿石性质

吉林某低品位铜镍硫化矿石矿物组成复杂，含镍矿物主要为紫硫镍铁矿、镍黄铁矿，含铜矿物主要为黄铜矿、铜蓝、斑铜矿等，含铁矿物主要为磁铁矿、磁黄铁矿等，脉石矿物主要为蛇纹石、白云石、辉石、绿泥石等。矿石中紫硫镍铁矿和镍黄铁矿约占组成矿物的2.05%，紫硫镍铁矿颗粒内部微裂隙发育，并有磁铁矿充填形成稠密的网脉状，镍黄铁矿多呈填隙结构分布于脉石矿物颗粒间，较易破碎，内部裂隙和微裂隙发育，并有磁铁矿或脉石充填胶结;黄铜矿约占组成矿物的0.69%，黄铜矿为不规则颗粒，常与紫硫镍铁矿、黄铁矿、磁铁矿伴生;磁铁矿约占组成矿物的9.36%;蛇纹石约占组成矿物的48.59%;白云石约占组成矿物的8.34%。矿石主要化学成分分析结果见表1，镍物相分析结果见表2，铜物相分析结果见表3。

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

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Table 3 Copper phase analysis results of raw ore %

表1 表明:矿石镍品位为0.48%、铜品位为0.27%、硫品位为2.60%，属低品位铜镍硫化矿石;MgO 含量为25.52%，将会对铜镍浮选产生不利影响。

表2 表明:矿石中镍主要以硫化镍形式存在，分布率为85.42%，其次为氧化镍和硅酸镍。

表3 表明:矿石中铜主要以硫化铜形式存在，其中次生硫化铜占59.25%、原生硫化铜占25.93%;次生硫化铜磨矿过程易产生泥化，将对浮选回收产生不利影响。

2 试验结果与讨论

2.1 全浮选流程试验

试验矿石为典型的富含镁硅酸盐矿物的低品位铜镍硫化矿石，拟采用图1 所示铜镍混浮流程进行条件试验，试验药剂用量按4∶ 2∶ 1 分配到粗选、扫选1、扫选2 中。

图1 铜镍混浮条件试验流程Fig.1 Flowsheet of Cu-Ni bulk flotation

2.1.1 磨矿细度试验

磨矿细度决定着矿物的单体解离度和易泥化矿物的泥化程度，是影响浮选指标的重要因素［5］。在碳酸钠用量为1 500 g/t、抑制剂SHMP+CMC 总用量为350 +350 g/t、捕收剂丁基黄药+Y －89 总用量为105 +105 g/t 条件下，进行不同磨矿细度铜镍混合浮选试验，结果见图2。

图2 磨矿细度对粗精矿指标的影响Fig.2 Effect of rough concentrate index at different grinding fineness

由图2 可知:随着磨矿细度的提高，铜镍混合精矿中铜、镍品位均先升高后小幅降低，铜、镍回收率逐渐上升，但升高幅度逐渐减小。提高磨矿细度有利于微细粒铜镍矿物从包裹体中解离出来，有利于选别指标的改善，但也会增加磨矿成本。综合考虑，确定磨矿细度为－0.074 mm 占85%。

2.1.2 碳酸钠用量试验

碳酸钠具有分散矿浆，降低矿泥覆盖的作用［6-7］。在磨矿细度为－0.074 mm 占85%、抑制剂SHMP +CMC 总用量为350 +350 g/t、捕收剂丁基黄药+Y －89 总用量为105 +105 g/t 条件下，进行碳酸钠用量条件试验，结果见图3。

图3 碳酸钠用量对粗精矿指标的影响Fig.3 Effect of rough concentrate index on dosage of sodium carbonate

由图3 可知，随着碳酸钠用量的增加，混合粗精矿铜、镍品位变化不大，铜、镍回收率逐渐升高，但升高幅度逐渐减小。综合考虑，确定碳酸钠用量为2 000 g/t。

2.1.3 抑制剂种类及用量试验

镍黄铁矿易与蛇纹石等发生异相凝聚，降低镍黄铁矿的浮选回收率。SHMP 通过化学吸附或溶出蛇纹石表面的镁离子等方式调节蛇纹石的表面电性，从而抑制蛇纹石，减弱其对硫化铜镍矿物的吸附与罩盖［8］。在pH 为9 左右时，CMC 能够靠静电作用吸附于蛇纹石等易浮硅酸盐矿物表面，CMC 中—COO－基团也可与蛇纹石表面的金属离子发生化学吸附，将蛇纹石抑制［9］。在调整剂碳酸钠用量为2 000 g/t、磨矿细度为－0.074 mm 占85%、捕收剂丁基黄药+Y－89 总用量为105 +105 g/t 条件下，进行抑制剂种类以及用量试验，结果见表4。

表4 抑制剂种类及用量试验结果Table 4 Test results at different type and dosage of depressor

由表4 可知:SHMP 有利于提高铜镍混合粗精矿铜、镍品位和铜、镍回收率;CMC 会降低铜镍混合精矿铜、镍品位，提高铜、镍回收率;适当增加SHMP 和CMC 用量，在保证铜、镍回收率基本不变的情况下可提高精矿铜、镍品位，因此，确定采用SHMP+CMC 为抑制剂，总用量为525 +525 g/t。

2.1.4 捕收剂种类试验

在碳酸钠用量为2 000 g/t、磨矿细度为－0.074 mm 占85%、抑制剂SHMP+CMC 总用量为525 +525 g/t 条件下，进行捕收剂Y－89、丁基黄药及其组合药剂用量试验，结果见表5。

表5 捕收剂种类试验结果Table 5 Test results at different type of collector

由表5 可知:Y－89 的捕收能力强、选择性弱，会将部分铜镍矿物连生体以及不含镍的硫化矿物捕收上来，导致混合粗精矿铜、镍品位下降。同丁基黄药相比，Y －89 与金属离子的缔合能力更强，可与矿浆中金属离子形成鳌合物，因而其捕收能力强于丁基黄药［10-11］。丁基黄药与Y－89 的组合药剂浮选效果更为理想。综合考虑，确定采用丁基黄药与Y －89 组合为捕收剂，总用量为105 +105 g/t。此时获得的铜镍混合粗精矿铜、镍品位分别为1.21%、1.72%，铜、镍回收率分别为78.27%、63.54%，尾矿铜、镍品位可降低至0.07%和0.21%，浮选指标不佳。

工艺矿物学分析表明:矿石中磁黄铁矿、磁铁矿含量较高，紫硫镍铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿等有用金属硫化物与磁铁矿嵌布关系密切，因此拟通过磁选对含镍矿物进行富集，获得硫化物含量高、易泥化脉石含量低的磁性产品和硫化物含量低、易泥化脉石含量高的非磁性产品，然后再分别磨浮的磁浮联合流程处理该矿石。

2.2 磁选—浮选流程试验

2.2.1 磁选磨矿细度试验

为了确定适宜的磁选粒度，在磁场强度为160 kA/m、矿浆浓度为30%的条件下，采用RC/CRSφ400×300 型电磁筒式磁选机对原矿进行不同磨矿细度磁选试验，结果见表6。

表6 不同磨矿细度磁选试验结果Table 6 Magnetic separation results at different grinding fineness %

由表6 可知:随着磨矿细度的提高，磁性产品铜、镍品位先升高后降低，铜、镍回收率均降低。在－0.074 mm占30%的磨矿细度条件下进行磁选，铜镍矿物可在磁性产品中得到有效富集。确定磨矿细度为－0.074 mm 占30%。

2.2.2 磁选—浮选试验

在条件试验基础上，确定采用图4 流程进行磁选—浮选开路流程试验，结果见表7。

图4 磁选—浮选试验流程Fig.4 Flowsheet of magnetic-flotation separation

表7 磁选—浮选试验结果Table 7 Test results of magnetic-flotation process%

由表7 可知:与采用单一浮选流程相比，该流程获得的混合精矿铜、镍回收率分别提高了3.33 和9.76 个百分点。而两种流程最终磨矿细度相同，增加磁选后的药剂用量略低于单一浮选流程。原矿进行磁选时，含镍矿物有效富集于磁选精矿中，蛇纹石等部分易泥化矿物进入磁选尾矿中，磁选精矿中铜镍矿物浮选得到改善，就整体而言，利大于弊。

2.3 闭路试验

在条件试验的基础上，进行了磁选—浮选闭路流程试验，试验流程见图5，试验结果见表8。

由表8 可知:磁性产品浮选精矿指标明显优于非磁性产品浮选精矿指标;原矿在粗磨条件下经1 次磁选，磁性产品和非磁性产品分别进行再磨—浮选流程处理，获得了铜品位为4.53%、镍品位为6.65%、铜回收率为54.63%、镍回收率为44.90%的铜镍混合精矿1 和铜品位为1.88%、镍品位为3.37%、铜回收率为23.98%、镍回收率为24.13%的铜镍混合精矿2，尾矿铜、镍品位分别降至0.06%和0.16%。

图5 闭路试验工艺流程Fig.5 Flowsheet of closed-circuit test

表8 闭路试验结果Table 8 Closed-circuit test results %

3 结 论

(1)吉林某低品位铜镍硫化矿石矿物组成复杂，矿石中含镍矿物主要为紫硫镍铁矿、镍黄铁矿，含铜矿物主要为黄铜矿、铜蓝、斑铜矿等，含铁矿物主要为磁铁矿、磁黄铁矿等，脉石矿物主要为蛇纹石、白云石、辉石、绿泥石等。

(2)矿石磨细至－0.074 mm 占85%后，以碳酸钠为调整剂、CMC+SHMP 为抑制剂、Y－89 +丁基黄药为捕收剂，在最佳药剂制度下经1 粗2 扫流程处理，获得的铜镍混合粗精矿铜品位为1.21%、镍品位为1.72%、铜回收率为78.27%、镍回收率为63.54%，采用单一浮选流程的选别指标较差。

(3)矿石磨细至－0.074 mm 占30%时进行弱磁选，磁性产品和非磁性产品分别再磨至－0.074mm占85%后进行1 粗2 精2 扫闭路试验，获得了铜品位为4.53%、镍品位为6.65%、铜回收率为54.63%、镍回收率为44.90% 的铜镍混合精矿1 和铜品位为1.88%、镍品位为3.37%、铜回收率为23.98%、镍回收率为24.13%的铜镍混合精矿2，尾矿铜、镍品位分别降至0.06%和0.16%。

(4)矿石紫硫镍铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿等有用金属硫化物与磁铁矿嵌布关系密切，通过磁选对含镍矿物进行富集，获得硫化物含量高、易泥化脉石含量低的磁性产品和硫化物含量低、易泥化脉石含量高的非磁性产品，然后再分别进行磨浮流程处理，可实现该铜镍硫化矿石的有效分选。

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