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铜镍矿选矿技术

目前已知的镍矿物有53种,大多是在高温高压、岩浆凝固或热水溶液沉淀过程中形成的,镍还作为同质异象杂质存在于几十种含二价铁和镁的矿物中。

然而,大部分镍是以硫化矿物和硅酸盐的形式从矿石中提取的,其特性如表所示。

镍的主要开采量来自岩浆硫化铜镍矿床(占从矿石中开采的镍总量的 65%)。这些矿床矿石中的主要矿物是磁黄铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿、磁铁矿、黄铁矿、方铅矿、多辉石、镍矿、磷锌矿、紫铜矿,以及铂族矿物、方铅矿、闪锌矿和斑铜矿。在俄罗斯,这种类型的矿石位于科拉半岛和诺里尔斯克地区。硫化铜镍矿在加拿大开采,那里有大约 40 个这种类型的矿床,在南非、澳大利亚、芬兰、瑞典、挪威和美国也有开采。硫化矿中镍含量为0.3~4%,低铜矿中铜镍比为0.5~0.8,高铜矿中铜镍比为2~4。在这些矿石中,除了铜、镍以外,钴普遍存在,还有金、铂、钯、钌、硒、碲等。

主要镍矿物的特征

矿物 公式  Ni的质量分数,% 密度,克/立方厘米 硬度

镍黄铁矿

磁黄铁矿含镍

硫磷矿

聚亚丙基二硼化物

紫罗兰石

硅镁石

(铁、镍)9S8

从 Fe6S9 到 Fe11S12

硫化镍

砷化镍

硫化镍

硫化镍铁

Ni4(Si4O10)(OH)4∙4H2O

31,22

0.25–14.22

64,67

43.9

57.86

38.94

40.68–46.6

4.5–5.0

4.6–4.7

5.2–5.6

7.6–7.9

4.5–4.8

4.5–4.8

2.27–2.93

3–4

3.5–4.5

3.0–3.5

5.0–5.5

4.5–5.0

4.5–5.0

2.0–3.5

 
根据结构特征,硫化矿可分为以下类型:

浸染状矿石是镍硫化矿石中最常见的类型,此类矿石中的硫化矿物分布于蛇纹石化橄榄石和辉石之间,镍、铜、钴的比例为55–50:28–23:1。

角砾岩矿石是一种富集工业矿石,在矿体中的含量为2%~25%。矿石由滑石化蛇纹岩、千枚岩和凝灰岩碎块组成,被细粒硫化物块胶结,硫化物块由磁黄铁矿、镍黄铁矿和黄铜矿组成,含量为60~75%。镍、铜、钴的比例为56:22:1。

固体硫化矿石与矿体下部的角砾状矿石紧密伴生,主要成分为磁黄铁矿(60~80%)、镍黄铁矿和黄铜矿,镍黄铁矿粒径可达5~10毫米,矿石中镍、铜、钴的含量为35~25:17~14:1。

脉状浸染型和脉状矿石分布不广,主要硫化物矿物为磁黄铁矿、黄铜矿和镍黄铁矿,细小的相互共生体,镍、铜、钴的比例通常为47:48:1。
硅酸盐镍矿的特点是镍含量低(最多 1%),镍钴比为 20...30:1。硅酸盐矿中镍的提取量在总镍产量中不超过 15...20%,这些矿石未经初步富集就进行了加工。

铜镍矿的富集采用直接选择性、集体选择性和联合选择性方案。

 采用选择性浮选方案富集共青城矿的固体矿石

这些矿石的特点是硫化矿物的浮选活性不同,可按以下顺序依次递减:黄铜矿(黄铜矿、镍黄铁矿、方铅矿)、镍黄铁矿和含镍磁黄铁矿、磁黄铁矿。铜和镍矿物的选择性浮选主要是由于硫化物表面的氧化速率不同。镍硫化矿物氧化良好且迅速,而黄铜矿的氧化速度要慢得多。

共青城矿的固体硫化矿石经过中碎和细碎后,送去研磨,研磨分两阶段进行,直至 80% 的粒度为 -0.05 毫米级。第二阶段研磨的水力旋流器排出物中的固体含量达到 20%,因此排出物浓缩至 34% 的固体,同时去除约 50% 的水。浓缩后的产品随后进入三个接触槽,在其中通入空气以氧化硫化矿物的表面。混合 15 分钟后,镍矿物被抑制,铜硫化矿物的浮选活性略有提高。第一次主浮选是在乙基二硫代磷酸酯(每 1% 铜 7 克)、T-66(12 克/吨)和 MIBK(6-10 克/吨)存在下进行的。控制浮选后,硫化矿物聚集体通过加入乙基二硫代磷酸酯(每 1% 铜 1.5 克)和 T-66(每吨 2 克)被额外提取到泡沫产品中,尾矿被分离并送往第一次镍黄铁矿浮选,其中其大颗粒用黄药(每吨 25 克)提取。第一次镍黄铁矿浮选的尾矿被额外研磨至 92% 级 -0.044 毫米的尺寸,并进行初步和验证分类以防止其变泥。第二次镍黄铁矿浮选的尾矿是成品磁黄铁矿精矿,其中含有 2% 的镍和 0.4% 的铜。

成品镍精矿为镍黄铁矿浮选浮渣和粗铜浮选尾矿,其中进料为镍黄铁矿浮选精矿I。所得镍精矿含镍7.0–7.2%、铜2.3%。
将控制浮选精矿重新磨矿至 92% 的 -0.044 毫米级,然后与粗铜浮选精矿一起从控制浮选精矿中提取铜精矿。经过第二次主要操作和两次清洁操作后,所得铜精矿含有 26-28% 的 Cu 和 1.7-1.9% 的 Ni。总镍精矿含有 8.0-8.5% 的 Ni 和 4.4-4.7% 的 Cu。为了抑制镍黄铁矿,将石灰加入粗铜浮选,根据方案,石灰的总消耗量为 0.5 克/吨。
 
连续硫化铜镍矿浮选方案
 
连续硫化铜镍矿浮选方案
 
浸染型铜镍矿石采用集体浮选法富集,获得集体铜镍精矿,根据铜镍比,选择性分离成铜精矿和镍精矿或冶炼获得转炉冰铜。如果铜镍比大于 2,则选择性分离集体精矿,但如果该比值小于 2,则将精矿冶炼获得转炉冰铜,然后采用 IN Maslyanitsky 方法分离。

根据集体浮选方案,矿石在第一阶段被粉碎至 -0.074 毫米级的 40-50%,之后矿石被送往循环间浮选,该浮选在 pH 值为 9-10 的碱性介质中进行。捕收剂(丁基、戊基黄原酸酯、丁基二硫代磷酸酯或它们的组合)最好送入磨机,在那里它们可以与磁黄铁矿新暴露的表面相互作用,磁黄铁矿能够快速氧化。
随后进行粗浮选,将中间浮选尾矿进一步研磨至-0.074 毫米级的 60-80% 大小。中间浮选和粗浮选通常在开放循环中进行,中矿在单独的循环中处理,并进一步研磨至-0.074 毫米级的 90-100%。在此循环中获得的精矿与粗浮选的精矿合并。有时,为了提高富集的技术指标,使用单独的浮选砂和矿泥,并提供额外的捕集剂 - 非极性油(煤油、机油等)。Zhdanovskaya 浓缩厂采用集体浮选方案,在那里处理 Zhdanovsky 矿床的贫浸染铜镍矿石。

日丹诺夫斯卡娅选矿厂于1965年投入运行,该厂选矿厂铜镍矿工艺流程图如图49所示。1200毫米矿石分三段破碎至25毫米。第一段破碎采用KKD-1500/180圆锥破碎机,由100吨自卸车送入。粗碎矿石送入中碎、细碎楼,中碎楼共安装有3台KSD-2200B破碎机和6台KMD-2200、KMD-2200破碎机,三台破碎机串联。细碎前,先在6台173-Gr惯性筛上进行初步筛分。

经过第一阶段研磨后,矿浆在球磨机 МШР-3600Х5000 中以螺旋分级机(两台磨机各一台直径为 3,000 毫米的双螺旋分级机)以闭式循环运行,达到 45-50% 的 -0.074 毫米级,固体含量为 41-43% 的矿浆被送往循环间浮选。为了创造碱性环境,将苏打灰(710 克/吨)送入磨机,同时在此引入丁基黄药(60-75 克/吨)作为捕集剂。为了激活硫化镍,将硫酸铜(高达 9 克/吨)和丁基二硫代磷酸盐(7-20 克/吨)送入循环间浮选。
 
铜镍矿集体富集技术方案
 
铜镍矿集体富集技术方案
 
中间浮选尾矿在 МШЦ-3600Х5500 球磨机中重新研磨,球磨机以闭式循环运行,配有 ГЦ-50 旋流器。丁基黄药 (40-50 克/吨) 被送往第二阶段的磨机。旋流器溢流的粒度为 -0.074 毫米级的 80-85%,与硫酸铜 (0-9 克/吨) 和丁基二硫代磷酸盐 (5-15 克/吨) 一起被送往主混合浮选。中间浮选和主混合浮选的精矿合并并重新清洗,用 CMC 抑制脉石矿物,CMC 以 400-560 克/吨的总消耗量被送往每个清洁浮选。所得的铜镍精矿含有 5.8–6% 的镍、2.3–2.75% 的铜和高达 0.2% 的钴,其中铜和镍的提取率约为 75%,钴的提取率约为 65%。
将主混合浮选的尾矿进行对照浮选,其中加入硫酸铜(0-5 g/t)、丁基黄药(8-10 g/t)和丁基二硫代磷酸盐(0-5 g/t)。在磁场强度为 80-96 kA/m 的圆筒磁选机中,通过磁选从对照浮选的尾矿中提取磁铁矿。将中级产品(清洗尾矿和对照浮选的精矿)重新粉碎至 -0.044 mm 级的 90% 大小,并在单独的循环中进行浮选。在 CMC(150 g/t)存在下对中级浮选的精矿进行清洗后,将泡沫产品添加到铜镍精矿中。

浓缩后的成品铜镍精矿送至焙烧车间进行制粒、球团热强化后送往冶金生产。
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