我国硫化铜镍矿浮选工艺及药剂研究现状

硫化铜镍矿是我国最主要的镍矿资源。本文主要介绍了硫化铜镍矿资源的特点,对常见的浮选工艺做了详细介绍并指出其优缺点,在药剂方面对于相关的调整剂、捕收剂和起泡剂进行阐述并总结了其研究现状,同时对提高硫化铜镍矿综合利用率的研究方向进行展望。     

低品位硫化铜镍矿的特性与浮选工艺研究

新疆哈密某低品位硫化铜镍矿石中含镍0.332%、含铜0.208%,目的矿物共生关系复杂、嵌布粒度细,矿石中含镁脉石矿物含量高、可浮性好。为了充分回收矿石中铜镍矿物并降低精矿中的MgO含量,以六偏磷酸钠和CMC作脉石矿物抑制剂,硫酸铜为活化剂,戊黄药、Y-89、丁胺黑药混合为捕收剂,采用"两粗三扫三精"的原则工艺流程,闭路试验获得铜镍混合精矿中镍品位为5.123%,镍回收率为77.80%;精矿中MgO含量为6.11%,达到了冶炼的要求。尾矿中的镍矿物多为不可浮的氧化镍和硅酸镍,工艺流程能较好地适合该矿石性质。     

浅谈硫化铜镍矿选矿厂浮选生产操作

工业生产浮选操作水平是影响浮选指标的重要因素之一。中矿循环量、浮选机充气量、矿浆液位、泡沫冲洗水量等是浮选作业的关键工艺参数,浮选操作过程中应勤于观察浮选槽中泡沫性质的变化,并及时进行工艺参数调整,保证浮选作业的高效、稳定。     

朝鲜某地硫化铜镍矿浮选试验研究

为了给开发朝鲜某地硫化铜镍矿石提供依据,在工艺矿物学研究的基础上,对该矿石进行了浮选试验。试验结果表明,在-0.074 mm占75%的磨矿细度下,经过1次粗选、3次精选、4次扫选,可以得到适合电炉熔炼的合格铜镍混合精矿,精矿镍品位为5.16%,镍回收率为92.13%,铜品位为1.94%,铜回收率为97.47%。     

硫化铜镍矿选矿过程产物工艺矿物学分析

在采用光学显微镜大量观察分析的基础上,结合运用扫描电镜、X射线能谱分析、X射线衍射、ICP和化学物相分析等测试分析仪器,较系统的分析了某硫化铜镍矿选别过程产品,包括一、二段原矿、一、二段精矿和尾矿中的矿物组成及其主要矿物的单体解离等。结果表明,该矿石中约10%和5%的镍、铜元素是以氧化态存在的;两段磨矿产品中主要的镍铜矿物的单体解离度不高;相对较粗颗粒与硫化物不能有效解离,微细粒脉石夹杂是精矿中上浮。建议改进优化磨矿粒度组成,提高相对较粗粒级中硫化物的单体解离,降低微细粒硫化物的含量;强化粗粒和微细粒硫化物的捕收,控制粗粒单体氧化镁矿物的上浮,及微细粒氧化镁矿物的夹杂捕收,可有效提高回收率、降低精矿氧化镁含量。     

某硫化铜镍矿选矿过程产品工艺矿物学研究

在采用光学显微镜分析的基础上,结合运用扫描电镜、X射线能谱、X射线衍射、ICP和化学物相分析等较系统地分析了某硫化铜镍矿选别过程产品,包括一、二段原矿,一、二段精矿和尾矿中产品矿物组成及其主要矿物的单体解离等。结果表明,铜镍矿原矿中约10%的镍和5%的铜元素以氧化态存在,微量硫化相镍、相对较多的硫化相铜是分布于氢镁硫铁矿和墨铜矿中,难以被浮选捕收;精矿中的氧化镁主要来自蛇纹石、橄榄石、滑石、绿泥石、透闪石、透辉石,相对较粗颗粒与硫化物不能有效解离,控制相对较粗粒级中氧化镁的单体解离及单体矿物的上浮,控制微细粒氧化镁矿物的夹杂捕收,是降低精矿氧化镁的关键。     

抑制剂CMC在青海某硫化铜镍矿浮选中的应用

青海某硫化铜镍矿滑石化强蚀变现象较多,脉石矿物以辉石、橄榄石、滑石等钙镁硅酸盐矿物为主,浮选过程存在混合精矿镍、铜品位较低,氧化镁含量偏高的问题。针对这一问题,试验研究采用CMC为抑制剂使镁硅酸盐矿物得到了很好的抑制,确定精选添加CMC用量为300g/t,闭路试验获得了精矿镍、铜品位分别为5.94%、1.18%,回收率分别为82.23%、79.93%的选别指标,氧化镁含量从优化前的15.05%降至2.93%。     

硫化铜镍矿分选难点与工艺技术进展

针对硫化铜镍矿的浮选分离技术,详细总结了其选矿过程中铜镍矿物难于单体解离、含镁脉石矿物易于混杂、磨矿与分选过程溶液化学变化、铜镍分离中铜镍互含较高等技术难点,分别介绍了优先浮选、混合浮选、阶段磨浮、预先脱泥-浮选及浸出等工艺特点和应用,归纳了新型浮选药剂在硫化铜镍矿分选中的应用现状,分析了磨矿介质的类型和浮选电化学环境对浮选过程的影响,展望了硫化铜镍矿浮选技术发展趋势,指出加强磁选、生物浸出等非浮选工艺的研究能强化镍资源的回收。     

提高高含量云母硫化铜铁矿铜浮选指标的研究

通过对高含量云母硫化铜铁矿铜浮选指标的研究，研制开发出新型浮选药剂“316”，在不改变现有流程的前提下，提高了铜浮选的技术经济指标。     

某低品位难选铜镍硫化矿高效降镁与铜镍分离

新疆某强蚀变型铜镍硫化矿铜镍品位低,氧化镁含量高,铜镍矿物嵌布粒度微细,共生关系密切,属于难选铜镍矿石。针对矿石含镁脉石矿物组成复杂、铜镍矿物呈细粒集合体嵌布的特点,采用"铜镍混浮—混合精矿脱药再磨—铜镍分离"工艺与FY高效抑制剂获得合格的铜精矿与镍精矿。结果表明,对铜镍混合粗精矿,采用组合抑制剂FY精选降镁,可得含铜2.41%、镍4.37%的铜镍混合精矿,精矿含氧化镁由10.64%降至4.61%。铜镍混合精矿经活性炭与硫化钠脱药,再磨至-38μm占85%,石灰与Na_2SO_3抑制镍矿物,Z-200浮选铜矿物,得到含铜22.07%、氧化镁2.65%,回收率73.23%的铜精矿,含镍6.01%、氧化镁5.51%,回收率82.11%的镍精矿,实现铜镍精矿的高效降镁与铜镍有效分离。     

吉林某低品位铜镍硫化矿石选矿工艺优化研究

吉林某铜镍矿石选矿厂采用粗碎矿石按18 mm筛分、筛下产品进行洗矿-重选-浮选、筛上产品进行中细碎-磨矿-异步浮选-重选的工艺处理低品位硫化铜镍矿石,流程长而复杂,但选矿效率低下。对该矿石进行了选矿工艺优化研究,结果表明：采用简单的全矿石单一异步浮选工艺,在-0.074 mm占70%磨矿细度下,可以获得Ni品位为7.47%、Ni回收率为82.57%、Cu品位为2.19%、Cu回收率为91.74%的铜镍混合精矿。与现场相比,不仅工艺流程和药剂制度得到了极大的简化,而且使Cu、Ni的选矿效率分别提高了13.90和5.49个百分点,从而为现场生产工艺的改造提供了依据。     

某铜铅锌多金属硫化矿石的浮选试验

某铜铅锌多金属硫化矿石中的有用金属矿物主要为方铅矿、闪锌矿、黄铜矿，其次是斑铜矿、蓝铜矿、异极矿和铅矾等，为了确定铜铅锌回收工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下，采用1粗3精2扫铜铅混浮、1粗3精2扫铜铅分离、1粗2精1扫选锌流程处理矿石，可获得铜品位为22.13%、铜回收率为80.08%的铜精矿，铅品位为62.32%、铅回收率为79.63%的铅精矿，以及锌品位为52.56%、锌回收率为82.20%的锌精矿。在铜铅分离过程中，无氰无铬环保型铅组合抑制剂CHP的使用是实现铜、铅高效分离的关键。     

云南某硫化铜矿浮选试验研究

针对云南某单一硫化铜矿,进行了系统的浮选试验研究,通过Mac-10与680黄药捕收剂的组合使用,经过两段磨矿,闭路试验指标：铜精矿品位27.32%,回收率93.10%。元素银在铜精矿中也得到富集,便于综合利用。     

某低品位铜镍硫化矿石选矿试验

吉林某低品位铜镍硫化矿石铜品位为0.27%、镍品位为0.48%。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。试验研究表明,采用单一浮选流程不能获得较好的选别指标;由于矿石中紫硫镍铁矿、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,因此采用弱磁选对含镍矿物进行富集,获得目的矿物含量高、易泥化脉石含量低的磁性产品和目的矿物含量低、易泥化脉石含量高的非磁性产品,再分别进行磨浮流程处理。结果表明：原矿磨细至-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-0.074 mm占85%后采用1粗2精2扫闭路浮选流程处理,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%,实现了对该铜镍硫化矿石的有效分选。     

硫化铜镍矿的研究进展

介绍了国内外对硫化铜镍矿的选矿工艺、新型浮选药剂的应用、精矿降镁、贵金属的处理及泥化现象的控制等方面的研究进展。     

铜镍硫化矿浮选中抑制蛇纹石的研究进展

我国镍矿石资源主要为富含蛇纹石脉石矿物为主的低品位铜镍硫化矿,为解决浮选精矿降镁这一技术难题,科研工作者们对此展开了大量研究对国内抑制蛇纹石的研究进展情况进行综述,提出了今后的研究方向。     

某硫化铜钼矿石的浮选试验研究

针对西藏某铜钼矿石进行了浮选工艺试验研究。采用铜钼混合浮选-铜钼混合精矿再磨后铜钼分离的选别工艺流程及适宜的药剂制度,小型闭路试验获得了钼精矿品位45.34%、钼回收率74.82%,铜精矿品位31.75%、铜回收率96.39%,其中铜精矿含金18.05 g/t、含银347.70 g/t、金回收率49.41%、银回收率68.91%。     

吉林某难选铜镍硫化矿石选矿试验

吉林某难选铜镍硫化矿石铜品位为0.19%、镍品位为0.42%。矿石中铜镍矿物共生密切,嵌布粒度微细。为给该矿石的开发利用提供依据,进行了铜镍混合浮选-分离浮选试验。结果表明：在磨矿细度为 -0.074 mm占80%条件下,以硫酸铜为活化剂、乙基黄药+丁铵黑药为捕收剂、2号油为起泡剂、CMC为精选抑制剂,经1粗3精2扫铜镍混合浮选获得铜镍混合精矿,铜镍混合精矿再磨至-0.038 mm占90%,以石灰为抑制剂、乙基黄药为捕收剂,经1粗3精2扫铜镍分离浮选,获得了铜品位为24.62%、铜回收率为79.04%、镍品位为0.73%、镍回收率为1.06%的铜精矿及镍品位为5.73%、镍回收率为75.85%、铜品位为0.11%、铜回收率为3.22%的镍精矿,实现了铜镍的有效综合回收。