黄、、、邓海波
(中南大学资源加工与生物工程学院)
黄铜矿是一种典型的层间矿物，具有矿物结构元素。结构中有两个结构基元层，一个是以共价键为主的硫化物(Cu，Fe) S层，另一个是以离子键为主的氢氧化物(Mg，A1)(OH)2层(其中Fe可以在类质同象中取代Mg或A1)[1-4]。
黄铜矿的元素一般以Cu、Fe、Ni、Mg、0、H为主，但黄铜矿的元素不固定。不同产地的黄铜矿由于组成元素不同，化学式也不同，如寿王坟铜矿的黄铜矿[Cu 0.93 Fe 1.07s 2]2.26[mg 0.7 lfe 0.29(oh)2]和金川镍铜矿的黄铜矿[Cu 0.778 ni 0.046 fel.176 s 2]1.605[mg 0.799]。但它们共同的结构特征是由金属硫化物和金属氢氧化物组成[1]。
因为黄铜矿是多层矿物，即S(硫化物)和H(氢氧化物)是两个单元层。不同细胞层之间以静电力为主，同一细胞层之间以范德华力为主。黄铜矿解理主要发生在结合力最弱的H层之间，容易且完美。黄铜矿解理面主要是H层，H层最外层是OH。H层中高价金属离子的存在，使得H层表面的OH电子云向内移动，使其表面带正电荷，对水中的OH离子有很强的静电引力，表面的H离子容易与水分子形成氢键，具有极性分子的性质，表现出很强的亲水性。因此，黄铜矿的可浮性很差[2，5-7]。
根据黄铜矿表面极性的特点，合适的捕收剂应满足以下三个条件:(1)具有适当长度的烃基；(2)具有极性基团，易溶于水；(3)可通过静电吸引或氢键作用在黄铜矿表面形成吸附[8]。因此，本文在充分研究某铜镍选矿厂现有浮选工艺中黄铜矿回收的基础上，着眼于强化黄铜矿的捕收，进行了提高黄铜矿浮选回收率的试验研究。
一.矿物样品和测试方法
本研究中的测试样品包括取自现场生产的工艺产品样品和实验室测试的原矿样品。其中，实验室试验所用原矿样品已经鉴定，发现主要金属矿物为镍黄铁矿、磁黄铁矿和黄铜矿。其次是黄铁矿、磁铁矿、斑铜矿、辉铜矿和黄铜矿。主要脉石矿物为橄榄石、辉石和蛇纹石。
金属矿物主要为镍黄铁矿、磁黄铁矿和黄铜矿的集合体，呈细脉状和网状，属于海绵铁和半海绵铁结构。少量黄铜矿、黄铜矿等。以微细浸染状存在于蛇纹石矿脉中。黄铜矿常以微鳞片和细脉的形式嵌布在蛇纹石或橄榄石残渣的边缘，这些都会给黄铜矿的有效回收带来困难。
原矿化学多元素分析结果见表1，铜的物相分析结果见表2。
表1样品多元素分析结果
表1样品的化学成分%
表2样品中铜相的组成%
二。结果和讨论
(1)生产样品分析
实验室试验前，对现场生产过程中的样品进行综合分析，以找出铜镍混合精矿中铜回收率低的原因。除了对调查样品进行化学分析、粒度分析和显微鉴定外，还着重对不同产品中的铜进行物相分析，以了解精矿产品中主要铜矿物相的回收情况。获得的分析结果如表3所示。
表3通过流程图调查产品的铜相分析结果。
表3生产过程中产品中铜相的成分%
表3的分析结果表明，硫化铜相(原生+次生硫化铜)占总铜的81.68%，而黄铜矿相占总铜的15.62%。可见，如何提高黄铜矿的回收率是一个不容忽视的问题。同时，生产工艺对黄铜矿的回收效果很差，反富集现象导致尾矿中56.67%的黄铜矿相。
根据表3的分析结果，结合现场工艺调查的计算指标，对不同产品中硫化铜和黄铜矿两种主要铜矿物相的回收率进行了粗略的计算和分析。计算结果如表4所示。
表4硫化铜和黄铜矿相的回收效果
表4不同产品中硫化铜和铁闪锌矿相的回收率%
表4的计算结果表明，总铜镍精矿中硫化铜相的回收率为86.83%，说明原矿中硫化铜相在生产中得到了很好的回收。但总精矿中黄铜矿相的回收率仅为3.68%，大量黄铜矿没有得到有效回收而损失在尾矿中，导致尾矿中黄铜矿相的含量达到0.17%，高于原矿。显然，这是铜总回收率低的主要原因之一。
因此，通过试验研究，强化黄铜矿的浮选回收是提高总铜回收率的关键。
(2)提高黄铜矿回收率的试验
根据原矿性质和流程检验样品的分析结果，实验室试验的重点是确定合适的磨矿产品粒度组成、合适的浮选药剂配方和合理的浮选流程结构。其中，最重要的是确定能有效回收黄铜矿的浮选药剂或配方。
参照现场生产工艺，以提高铜的总回收率为目标，试验拟采用的总原则是:两段浮选，分段磨矿。由于两段浮选原矿中有用矿物的成分不同，所用药剂也应不同。具体的试剂配方原理如下:
1.第一阶段主要浮选黄铜矿等可浮性好的铜矿物，同时尽可能多的回收黄铜矿。因此，应选用选择性好、捕收能力强的捕收剂或组合捕收剂。
2.第二阶段主要浮选可浮性差的铜矿物。因此，应考虑活化和强捕收的试剂组合。
通过大量单一捕收剂和组合捕收剂的筛选试验，试验最终确定乙基黄药+二乙基二硫代氨基甲酸盐+丁基铵黑粉(ZHl)组合药剂为一段浮选的最佳捕收剂配方。乙基氮能与铜、镍矿物表面的铜、镍原子形成非常稳定的络合物。该反应选择性好，既能提高铜和镍的回收率，又能最大限度地减少氧化镁的上浮。丁基铵黄药与铜、镍矿物表面的铜、镍原子形成的盐的溶度积比它们的黄药小得多，因而比黄药捕收剂具有更好的捕收能力和选择性。
表5 ZHL组合捕收剂与丁基黄药对比试验结果
ZHl与丁基黄药钠浮选结果对比
表5中的试验结果表明，与丁黄药相比，粗精矿中铜和镍的回收率分别提高了2.14%和7.23%，其中黄铜矿的回收率提高了23.5%，表明ZH1组合配方在回收铜和镍矿物方面非常有效，特别是黄铜矿的回收率大大提高。
在浮选过程中，为了尽可能不影响一段浮选尾矿中有用矿物的可浮性，一段浮选没有使用任何调整剂。
对于第二阶段浮选，试验结果表明，乙基黄药+二乙基二硫代氨基甲酸盐+Y89的组合配方(ZH2)最佳，其中Y89为高品位的长碳链黄药混合物，对金属硫化矿物具有较强的捕收能力。在强化二段捕收的同时，在再磨过程中加入(NH4)2S04和CMC作为调整剂，降低二段精矿中的氧化镁，加入CuS04活化可浮性差的铜镍矿物，从而提高二段混合精矿中铜镍的回收率。
在两段浮选工艺中，采用丁醚醇作为起泡剂，其指标优于BK206和MIBC起泡剂，特别是对提高黄铜矿回收率有显著效果。
在确定最佳药剂配方的基础上，试验进一步确定了药剂添加方式和用量，以及浮选工艺的合理结构。最终闭路浮选试验流程及药剂条件见图1，试验指标见表6。
表6测试指标与生产指标对比
表6试验和生产之间的浮选指标对比%
表6生产指标与试验指标对比结果表明，铜回收率为74.46%，镍回收率接近生产指标86.41%，精矿氧化镁含量为6.27%。与生产指标相比，铜的总回收率提高了3.56%，其中黄铜矿的回收率在试验的总精矿中表现明显。与生产的总精矿相比，当原矿中黄铜矿含量相近时，试验得到的总精矿中黄铜矿的回收率提高了45.90%，充分说明试验中采用药剂配方提高矿石中黄铜矿的回收率是非常有效的。
三。结论
通过实验研究，可以得出以下结论:
(1)根据两段浮选中原矿的不同性质，分别采用不同的药剂配方，即第一段采用组合药剂ZH1，不添加任何调整剂；在第二阶段，使用组合捕收剂ZH2、(NH4)2S04、CMC和CuS04作为调节剂。该药剂配方可获得优于现场药剂制度的分选指标。
(2)在一段浮选试验流程中，设置精细扫选作业，不仅可以提高混合精矿中铜镍的回收率，还可以提高一段混合精矿的质量。
(3)采用试验药剂配方，在所得铜镍混合精矿其他指标相近的情况下，铜的总回收率提高了3.99%，其中黄铜矿的回收率提高了45.90%，充分体现了试验配方对黄铜矿的有效回收。
参考
[1]崔琳。金川黄铜矿的氢氧根和化学式的测定[J].有色金属:矿物加工，1987，(2): 40-43。
[2]崔琳。黄铜矿的元素价态、层间结构与浮选性能[J].有色金属:矿物加工，1987，(3): 44-49。
[3]秦山，，陈燕菁。M & ouml中国铁闪锌矿的穆斯堡尔谱[J].北京大学学报，1997，33(2):175-180。
[4] T. V. Gubaidulina，N. I. Chistyakova和V. S. Rusakov，层状铁羟基硫化物Tochilinite和valleriite的穆斯堡尔谱研究[J].俄罗斯科学院通报:物理学，2007，71(9):1269-1272。
黄爱萍，孟远志。黄铜矿的性质及其对铜选矿回收率的影响[J].金川科技，2001，(2): 16-17。
[6]贾，孙传尧，费崇初，等.金川矿石中脉石矿物易浮原因探讨[J].采矿与冶金，2007，16 (3) 95-100。
[7]余。[5]拉普捷夫，舍甫琴科，乌拉卡耶夫，SOZ溶液中钒铁矿的硫化[J]冶金学报，2009，98(3-4):201-205 .
耿连生。黄铜矿捕收剂类型的理论探讨与实践[J].矿业快报，2000，(23): 7-9。
提高铜镍矿回收率的浮选试验
、周俞林、邓海波、黄
(中南大学资源加工与生物工程学院)
摘要
通过对某铜镍选矿厂浮选产品的分析，发现铜镍精矿中的铁闪锌矿回收率很低，这可能是铜总回收率低的主要原因。对原矿进行了实验室浮选试验。
对铁闪锌矿浮选有效的组合捕收剂为ZHl(乙基黄酸钠+二乙基二硫代氨基甲酸钠三水合物+二丁基二硫代磷酸铵)和ZH2(乙基黄酸钠+二乙基二硫代氨基甲酸钠三水合物+Y89)。通过采用合理的调整剂和浮选流程，最终在实验室取得了较好的效果。在铜镍精矿其他浮选指标大致相似的情况下，总铜回收率提高了3.99%，针铁矿回收率提高了45.90%。
关键词:铁镍矿:铜镍矿；浮选；恢复
关键词TAG： 有色金属 镍
