新疆某低品位铜镍矿选矿试验研究.pdf

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2 0 有色金属 选矿部分2 0 1 0 年第1 期 新疆某低品位铜镍矿选矿试验研究 邢方丽,肖宝清 北京科技大学土木与环境工程学院,北京1 0 0 0 8 3 摘 要新疆某铜镍矿含铜0 .2 6 %,含镍0 .3 9 %,采用预先脱除滑石铜镍混合浮选铜镍分离的浮选工艺流程, 获得了较好的选矿指标。混合精矿含铜5 .6 2 %、含镍8 .1 8 %、铜回收率7 6 .1 6 %、镍回收率7 5 .7 5 %,铜精矿含铜2 0 .5 8 %、 铜回收率6 6 .3 8 %,镍精矿含镍1 0 .4 6 %、镍回收率7 3 .8 0 %。 关键词铜镍矿;混合浮选;铜镍分离;滑石 中图分类号T D 9 5 2 .1 ;T D 9 5 4文献标识码A文章编号1 6 7 1 9 4 9 2 2 0 1 0 0 1 - 0 0 2 0 - 0 6 新疆某铜镍矿原矿中的镍、铜品位不高,分 别为0 .3 9 %、0 .2 6 %,矿石中镍、铜的氧化率也不 高,对镍、铜而言,该矿为原生硫化矿。其中主 要金属矿物为磁黄铁矿,其次为黄铜矿、镍黄铁 矿、磁铁矿,还有少量的墨铜矿、黄铁矿,偶尔 可见辉铜矿、蓝辉铜矿、闪锌矿、尖晶石等矿物。 脉石矿物主要为滑石、蛇纹石、碳酸盐类矿物, 表1 T a b l e1 其次为绿泥石、云母类矿物,还有少量的辉石、 橄榄石等矿物。 1原矿性质 1 .1 原矿的化学成分分析 原矿主要化学成分分析结果见表l 。 1 .2 铜、镍、铁物相分析 矿石主要化学成分分析结果 T h ea n a l y s i sr e s u l t sc h e m i c a lc o m p o s i t i o no fr u n - o f - m i n eo r e % 相别氧化铜中铜硫化铜中铜墨铜矿中铜 总铜氧化镍中镍硫化镍中镍硅酸盐中镍总镍 0 .2 5 80 .0 1 60 .3 4 10 .0 3 20 .3 8 9 1 0 0 .0 4 .1 18 7 .6 68 .2 31 0 0 .0 磁性铁中铁赤褐铁矿中铁硅酸盐中铁硫化铁中铁总铁 3 .3 7 0 .4 91 .9 14 .7 91 0 .5 6 3 1 .9 14 .6 41 8 .0 94 5 .3 6l o o .0 含量0 .0 1 10 .2 2 20 .0 2 5 占有率 4 .2 68 6 .0 59 .6 9 矿石中铜、镍、铁的化学物相分析结果见表2 。 1 .3 矿石的结构构造及矿物组成 该铜镍矿矿石主要呈细脉浸染构造,有价矿物 呈细脉状弥散于矿石中。矿石最主要结构为海绵晶 铁结构,即显微镜下有用矿物充填在脉石矿物颗粒 粒间空隙中。镍黄铁矿、磁黄铁矿及黄铜矿以粒状 结构共生,组成硫化物脉。硫化矿物存在半自形、 它型结构,出现在脉石矿物中;磁铁矿以粗细不等 的脉状穿插结构,但主要是细脉穿插结构出现在镍 收稿日期2 0 0 9 0 9 2 1 作者简介邢方丽 1 9 8 2 一 ,女,黑龙江大庆人,硕士研究生。 黄铁矿解理中;黄铜矿以细脉充填结构出现在脉石 矿物裂隙中;墨铜矿以镶边结构存在于黄铜矿、磁 黄铁矿及镍黄铁矿磁铁矿表面。滑石以细脉穿插、 镶边结构出现在脉石矿物裂隙中或周边。 金属矿物主要为磁铁矿、磁黄铁矿,其次为镍 黄铁矿、黄铜矿,还有少量的墨铜矿、黄铁矿,偶 尔可见辉铜矿、蓝辉铜矿、尖晶石、紫硫镍矿、方 铅矿等矿物。脉石矿物主要为橄榄石、闪石类矿 物,其次为蛇纹石、滑石、辉石类矿物,有一些绿 万方数据 2 0 1 0 年第l 期邢方丽等新疆某低品位铜镍矿选矿试验研究 2 1 泥石、碳酸盐类矿物,还有少量的长石、云母类矿 物,以及微量的其他矿物。矿物组成及相对含量见 表3 。 表3 原矿的矿物组成及相对含量 T a b l e 3 T h ea n a l y s i so fm i n e r a lc o m p o n e n ta n dc o n t e n t o fr u n o f - r n i n eo r e% 金属矿物脉石矿物 矿物名称含量矿物名称含量 2 流程方案的选择 该矿氧化镁含量高达2 9 .4 1 %,脉石矿物以滑 石、蛇纹石为主。针对矿石的特点,进行了两种工 艺流程的探索试验铜镍混选铜镍分离和预先脱 滑石铜镍混选铜镍分离。考虑到铜镍混选前不 进行预先脱除滑石,部分易浮滑石、蛇纹石进入到 粗精矿中,容易造成中矿产率大、精选效率低、药 剂用量大,且铜镍精选作业中部分易浮的滑石、蛇 纹石不容易被C M C 抑制,造成铜镍分离后镍精矿 中氧化镁含量偏高。为了降低滑石、蛇纹石对选别 过程的影响,利用其浮游性好的特点,预先将其先 选别出来,会降低这些矿物对流程的影响。因此后 续试验采用预先浮选滑石铜镍混浮一混合精矿分 离工艺流程[ I 引。 3 选矿工艺研究 3 .1 滑石浮选捕收剂种类试验 从表4 的试验结果可以看出,B K 一2 0 4 作为滑 石的捕收剂,对该矿石中的滑石具有较好的选择 性,损失在滑石中的铜、镍矿物最少。因此。后续 试验采用B K 一2 0 4 作为滑石的捕收剂。 3 .2 铜镍混合粗选条件试验 3 .2 .1 碳酸钠用量试验 固定条件原矿磨至一7 4 斗m 占7 0 %,水玻璃 用量l o o o ∥t ,C M C 用量1 0 0 ∥t ,Z 一2 0 0 与乙基黄药 作铜镍矿物捕收剂,用量分别为2 0 虮和3 0 加,起 表4 滑石浮选捕收剂种类试验结果 T a b l e4T h er e s u l t so fc o l l e c t o rk i n d sa n dd o s a g eo n t h et a l cf l o t a t i o n% 堡 得 擎 回 图1 碳酸钠用量试验结果 F i g .1 T h er e s u l t so fs o d i u mc a r b o n a t ed o s a g et e s t 1 一铜品位;2 一镍品位;3 一M g O 品位;4 - 铜回收率;5 一镍回收率;下同 泡剂B K 一2 0 4 用量1 0 加。 从图l 的试验结果看,随着碳酸钠用量的增 加,铜镍粗精矿品位变化不大,但铜镍回收率逐渐 增加,铜镍粗精矿M g o 含量逐渐降低,综合考虑 后续试验碳酸钠用量选用1 0 0 0 ∥t 。 3 .2 .2C M C 用量试验 由于矿石中含M g o 高达2 9 .4 1 %,且大部分以 极易上浮的滑石、蛇纹石形式存在于矿石中,为提 高混合精矿品位并降低精矿中M g O 的含量,进行 了C M C 用量试验。固定条件原矿磨至一7 4 “m 占 7 0 %,水玻璃用量l o o o ∥t ,碳酸钠用量1 0 0 0 ∥t ,采 用Z 一2 0 0 与乙基黄药作铜镍矿物捕收剂,用量分别 为2 0 加和3 0 趴,起泡剂B K 一2 0 4 用量1 0 驴。 从图2 中可以看出,随着C M C 用量的增加, 铜镍混合精矿品位也随之提高,M g O 含量降低,但 铜镍回收率随着减少。合适的C M C 用量为l O O ∥t 。 3 .2 .3 水玻璃用量试验 固定条件原矿磨至一7 4 肛m 占7 0 %,碳酸钠 用量l o o o ∥t ,采用z 一2 0 0 与乙基黄药作铜镍矿物 万方数据 2 2 有色金属 选矿部分 2 0 1 0 年第1 期 堡 翅 咯 堡 褥 擎 回 图2C M C 用量试验结果 F i g .2 T h er e s u l t so fC M Cd o s a g et e s t 捕收剂,用量分别为2 0 趴和3 0 矿,起泡剂B K 一 2 0 4 用量l O 趴。 堡 遇 瞎 堡 静 娶 回 O5 0 01 0 0 0 1 5 0 02 0 0 02 5 0 03 0 0 0 .粗选水玻璃用量/ g t 4 图3 水玻璃用量试验结果 F i g .3 - n l er e s u l t so fs o d i u ms i l i c a t ed o s a g et e s t 从图3 的试验结果可以看出,随着水玻璃用量 的增加,铜镍混合粗精矿品位逐渐提高,M g o 含 量降低,但水玻璃用量过大对铜、镍矿物有所抑 制,合适的水玻璃用量为1 0 0 0 9 /t 。 3 .2 .4 六偏磷酸钠用量试验 固定条件原矿磨至一7 4 1 x m 占7 0 %,碳酸钠 用量l O O O g /t ,水玻璃用量1 0 0 0 9 /t ,采用Z 一2 0 0 与 乙基黄药作铜镍矿物捕收剂,用量分别为2 0 趴和 3 0 9 /t ,起泡剂B K 一2 0 4 用量l O g /t 。 逻 趟 嘻 堡 褂 娶 回 六偏磷酸钠用量, g t - 1 图4 六偏磷酸钠用量试验结果 F i g .4 T h er e s u l t so fs o d i u mh e x a m e t a p h o s p h a t e d o s a g et e s t 从图4 的试验结果可以看出,随着六偏磷酸钠 用量的增加,铜镍混合精矿中,M g o 含量变化不 大,且铜、镍回收率都有所下降,当六偏磷酸钠用 量从0 趴,增加到1 6 0 9 /t 时,镍回收率从7 0 .1 7 %下 降到6 5 .2 4 %。因此后续试验不加六偏磷酸钠。 3 .2 .5 浮选温度试验 固定条件原矿磨至一7 4 /比m 占7 0 %,碳酸钠用 量1 0 0 0 9 /t ,水玻璃用量1 0 0 0 9 /t ,C M C 用量1 0 0 9 /t 。 采用z 一2 0 0 与乙基黄药作铜镍矿物捕收剂,用量分 别为2 0 矾和3 0 矾,起泡剂B K 一2 0 4 用量1 0 砂。 图5 浮选温度试验结果 F i g .5 T h er e s u l t so ff l o t a t i o nt e m p e r a t u r et e s t 1 一铜品位;2 一镍品位;3 一铜回收率;4 一镍回收率;下同 从图5 的试验结果可以看出,随着浮选温度的 升高,损失在滑石中的铜镍矿物有所增加,尤其是 铜矿物从5 q C 的3 .4 7 %上升到4 l ℃的6 .9 4 %。 3 .2 .6 捕收剂种类试验 本试验选择了几种典型的捕收剂进行了对比试 验,表5 的试验结果表明,铜镍混浮采用Z 一2 0 0 与 丁基黄药组合药剂作捕收剂,所获得的混合精矿铜 镍回收率都高。在后续的试验中选用z 一2 0 0 与丁基 黄药组合作为铜镍混选的捕收剂。 3 .2 .7 磨矿细度试验 从图6 可以看出,随磨矿细度的增加,滑石所 占铜、镍回收率变化不大,铜、镍粗选回收率有所 增加,一7 4 1 z m 占7 0 %时,铜、镍的回收率分别为 7 1 .5 4 %、6 9 .5 1 %,当细度再增加时,铜、镍回收 率变化不大。确定后续试验选用一7 4 1 m 占7 0 %的 磨矿细度。 3 .2 .8 硫酸铜用量试验 从前面的试验可以看出,原矿中铜矿物的可浮 性要优于镍矿物,因此本次试验考察硫酸铜对镍矿 物的活化效果。试验流程见图7 。结果表明,随着 硫酸铜用量的增加,铜、镍回收率下降。因此后续 试验中不添加硫酸铜。 3 .3 精选条件试验 3 .3 .1 精选碳酸钠用量试验 万方数据 2 0 1 0 年第1 期邢方丽等新疆某低品位铜镍矿选矿试验研究 2 3 表5 捕收剂种类试验结果 T a b l e5T h er e s u l t so fc o l l e c t o rk i n d sa n dd o s a g et e s t % 堡 爵 娶 圄 图6 磨矿细度试验结果 F i g .6 T h er e s u l t so f ’g r i n d i n gf i n e n e s st e s t 堡 婚 娶 叵 硫酸铜用量, g 一 图7 硫酸铜用量试验结果 F i g .7 T h er e s u l t so fc o p p e rs u l f a t ed o s a g et e s t 图8 的试验结果表明,随着碳酸钠用量的增加 堡 褂 娶 回 精选碳酸钠用量, g ’t - I 图8 精选碳酸钠用量试验结果 F i g .8 T h er e s u h so f s o d i u mc a r b o n a t ed o s a g et e s t 1 一铜品位;2 一镍品位;3 一M g O 品位;4 - 铜回收率;5 一镍回收率 混合精矿品位提高,氧化镁含量降低,合适的碳酸 钠用量为5 0 0 9 /t 。 3 .3 .2 精选C M C 用量试验 图9 表明,随着C M C 用量的增加,混合精矿 的品位也随着提高,M g o 含量也逐渐降低,但 C M C 用量过大对铜、镍矿物均有抑制作用,合适 的C M C 用量是5 0 鼽。 堡 辫 擎 回 精选C M C 用量, g 。一 图9 精选C M C 用量试验结果 F i g .9 T h er e s u l t so fC M Cd o s a g et e s t 1 一铜品位;2 一镍品位;3 一i g O 品位;4 _ 铜回收率;5 一镍回收率 3 .4 铜镍分离试验 3 .4 .1 铜镍分离石灰用量试验 由于在不同p H 值条件下,铜镍硫化矿的可浮 性存在明显的差异,因此进行了铜镍分离石灰用量 试验,试验结果见表6 。 从表6 可以看出,随着石灰用量的增加,矿浆 p H 值升高,铜精矿中铜品位升高、镍品位降低, 铜精矿中镍损失率减少。但试验结果同时表明,单 独使用石灰抑镍浮铜效果不是很理想,部分易浮的 镍矿物进入铜精矿。对铜镍精矿分别进行工艺矿物 学研究表明,铜精矿中的镍矿物及镍精矿中的铜矿 物绝大部分都以单体存在,只有极少数的铜镍连生 体。为了寻求进一步改善铜镍分离效果的工艺措 施,试验考察了先添加活性炭脱药后再加石灰抑制 镍矿物工艺的分离效果。 3 .4 .2 活性炭脱药后铜镍分离试验 万方数据 2 4 . 有色金属 选矿部分2 0 1 0 年第1 期 从表7 试验结果可以看出,经活性炭脱药后, 采用石灰抑制镍矿物取得了较好的分离效果。 3 .5 开路试验 在条件试验的基础上,常温下对滑石浮选尾矿 进行两次粗选、三次精选获得铜镍混合精矿;混合 粗选尾矿经三次扫选得最终尾矿;混合精矿采用活 性炭脱药后,加石灰作为镍矿物的抑制剂,同时采 用Z 一2 0 0 作为铜矿物的捕收剂,经过一次粗选、一 次扫选和一次精选,获得铜精矿和镍精矿,试验结 果见表8 。 3 .6 闭路试验 依据开路试验,对试验条件进行调整和优化后 进行了闭路试验,工艺流程见图1 0 ,试验结果见 表9 。 铜精矿 镍精矿 图1 0 闭路试验工艺流程 F i g .10 f 1 1 l ef l o w s h e e to fc l o s e dc i r c u i tt e s t 5 万方数据 2 0 1 0 年第1 期邢方丽等新疆某低品位铜镍矿选矿试验研究 2 5 表6 铜镍分离石灰用量试验结果 T a b l e6T h er e s u l t so fl i m ed o s a g eo nc o p p e r - n i c k e s e p a r a t i o nt e s t % 表8开路试验结果 T a b l e8T h er e s u l t so fo p e nc i r c u i tt e s t% 表7 活性炭脱药一铜镍分离试验结果 T a b l e7T h er e s u l t so fr e a g e n tr e m o v a lb ya c t i v ec a r b o n 表9 闭路试验结果 - c o p p e r - n i c k e ls e p a r a t i o nt e s t%T a b l e9T h er e s u I t so fc l o s e dc i r c u i tt e s t% 4 结论 1 新疆某铜镍矿中的主要金属矿物为磁黄铁 矿,其次为黄铜矿、镍黄铁矿、磁铁矿,还有少量 的墨铜矿、黄铁矿,偶尔可见辉铜矿、蓝辉铜矿、 闪锌矿、尖晶石等矿物。脉石矿物主要为滑石、蛇 纹石、碳酸盐类矿物,其次为绿泥石、云母类矿 物,还有少量的辉石、橄榄石等矿物。 2 该铜镍矿属高氧化镁低品位铜镍矿,含 铜0 .2 6 %,镍0 .3 9 %,氧化镁2 9 .4 1 %,采用预选浮 选滑石铜镍混选铜镍分离工艺流程进行试验研 究,最终取得了满意的指标,铜精矿含铜2 0 .5 8 %, 铜回收率6 6 .3 8 %;镍精矿含镍1 0 .4 6 %,镍回收 率7 3 .8 0 %。 参考文献 [ 1 ] 刘谷山,冯其明,张国范,等.某铜镍硫化矿浮选脱除滑 石的研究[ J ] .金属矿山,2 0 0 5 . 9 3 5 3 7 ,5 3 . [ 2 ] 刘绪光.红旗岭铜镍硫化矿石铜镍分离试验研究[ J ] .中 国矿山工程,2 0 0 8 ,3 7 4 1 2 1 6 . [ 3 ] 郭宏.降低精矿铜镍互含提高铜、镍回收率的试验研究 [ J ] .黄金,2 0 0 5 ,2 6 3 3 4 - 36 .. E X P E R I M E N T A LS T U D Yo NAL O 、懈R A D EC o P P E R - N I C K E Lo R EI NX I N J L ~N G X I N GF a n g l i ,X I A OB a o q i n g S c h o o l0 1 厂D I ,豇a n dE n v i r o n m e n t a lE n g i n e e r i n g ,U n i v e r s i t y B e O i n g ,B e i j i n g10 0 0 8 3 ,C h i n a A B S T R A C T T h eo r ef o u n di nX i n j i a n gc o n t a i n sC u0 .2 6 %a n dN i0 .3 9 %.G o o db e n e f i c i a t i o ni n d e x e sc a n b eo b t a i n e d b yr e m o v i n gt a l c i na d v a n c e - b u l kf l o t a t i o n o fC ua n d N i s e p a r a t i n gC ua n dN i .Ab u l kc o n c e n t r a t ew i t h 5 .6 2 %o fc o p p e ra n d8 .1 8 %o fn i c k e lC a Bb eo b t a i n e db yar e c o v e r yo f7 6 .1 6 %C ua n d7 5 .7 5 %N i .T h e c o p p e rc o n c e n t r a t ec o n t a i n sC u2 0 .5 8 %w i t h t h er e c o v e r yo f6 6 .3 8 %.a n dt h en i c k e lc o n c e n t r a t eg r a d ei S 1 0 .4 6 %N iw i t ht h er e c o v e r yo f7 3 .8 0 %. 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