《Separations》：Optimized Partially Preferential Flotation of Low-Grade Cu–Ni Sulfide Ore
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低品位铜镍硫化矿的高效选别具有挑战性，因为含铜和含镍硫化矿物与脉石矿物紧密共生。本研究分析了矿石组成和矿物解离特性，评估了不同浮选流程。通过平衡矿物解离与过细颗粒的不利影响，选择含80%-0.074 mm颗粒的浮选给矿。经流程优化后采用部分优先浮选策略，即先回
低品位铜镍硫化矿的高效选别具有挑战性，因为含铜和含镍硫化矿物与脉石矿物紧密共生。本研究分析了矿石组成和矿物解离特性，评估了不同浮选流程。通过平衡矿物解离与过细颗粒的不利影响，选择含80%-0.074 mm颗粒的浮选给矿。经流程优化后采用部分优先浮选策略，即先回收大部分铜得到铜精矿，剩余铜与镍一起回收得到铜镍混合精矿。在闭路流程中，获得了品位20.65%、回收率78.77%的经济型铜精矿，以及镍品位5.43%、镍回收率61.99%的合格铜镍混合精矿。铜的综合回收率达到88%。部分优先浮选简化了铜镍矿石的分选流程，同时实现了有价金属的大量回收。该技术高效经济，在低品位铜镍硫化矿选矿中具有广阔的应用前景。
一、研究背景与研究意义
铜和镍是制造业、电气工业和建筑等领域的关键金属，从原生矿石中回收铜镍具有重要的经济和工业价值。含铜和含镍硫化矿物常与其他硫化物及含镁硅酸盐脉石伴生，开发有效的选别策略对资源利用至关重要。中国拥有280万吨镍资源，约占全球总量的3%，其中约90%以硫化镍矿床形式存在，因此从硫化矿物中回收镍成为关键研究方向。
浮选是基于有用矿物与脉石物理化学性质差异实现资源回收的有效方法，也是铜镍硫化矿选别的有效途径。然而，矿石品位下降使得高效分离日益困难。此外，浮选结果易受有用矿物分布和脉石矿物含量的影响，需减少或消除脉石在精矿中的夹带，否则会降低产品质量并造成冶金过程严重污染。同时应尽可能从尾矿中回收有价元素，以减少资源损失并提高经济效益。黄铜矿和镍黄铁矿可能呈细粒浸染和紧密共生状态，增加了选择性分离难度。
现有流程中，优先浮选或实际优先浮选流程短而简单，可生产优质精矿，但优先浮选后镍被抑制难以再活化，导致镍回收率低。前人研究将优先浮选与混合浮选结合或采用阶段磨矿以提高回收率。由于各矿床矿物比例和解离特性差异显著，一种矿石的流程无法直接移植到另一种矿石。处理低品位矿石时，既要生产高质量精矿，又要尽量减少铜镍等重金属残留于尾矿，否则会造成严重环境污染。铜镍分离效率低和细粒有用矿物回收差都会导致自然资源浪费。为此，过去开发了复杂流程，但加工成本显著增加，工厂经济效率下降。基于尽早回收有用矿物的原则，黄铜矿可浮性优于镍黄铁矿，早期回收铜可行。因此需开发基于混合浮选的新颖简单流程，从低品位硫化矿中分离铜镍矿物并生产高质量精矿。
本研究所用矿石采自中国新疆阿勒泰地区，主要产于基性-超基性杂岩体中。该矿床含有大量含MgO和FeO的矿物，其泥化作用使其易于与有用矿物一同浮起，给选矿带来问题。此外，目标原矿中含铜和含镍矿物紧密共生且呈细粒嵌布。为通过高效选别方法获得高质量精矿，研究人员研究了矿物学组成、浮选给矿细度和解离度，制定并比较了不同浮选流程，最终采用相对经济简单的部分优先浮选流程，成功实现了低品位铜镍硫化矿的高效浮选。
二、关键技术方法
- 1.
矿物解离度测量：采用热场发射扫描电子显微镜配备能谱仪，结合AMICS-Mining自动矿物特征定量分析系统进行数据处理，获取矿物解离数据。
- 2.
分批浮选试验：使用系列XGF-II浮选机进行分批浮选实验，3 L槽用于粗选和扫选，1.5、0.75和0.50 L槽用于精选，矿浆浓度维持在10–25%，所有流程保持自然pH值。
- 3.
样品制备与表征：矿石样品先用颚式破碎机破碎至小于2 mm，再用棒磨机研磨。采用X射线衍射分析物相组分，X射线荧光光谱仪和电感耦合等离子体发射光谱仪进行化学成分分析。
三、研究结果
3.1 条件试验
3.1.1 浮选给矿细度的影响：浮选给矿粒度对浮选至关重要。研究发现，随?0.074 mm含量增加，铜品位和回收率先升后降。当?0.074 mm含量达80%时效果最佳，低于此值时解离不充分导致铜镍分离效率低，超过此值时细粒恶化铜回收和铜镍分离。
3.1.2 矿物解离分析：对含70%和80% ?0.074 mm颗粒的浮选给矿进行解离度对比。含80% ?0.074 mm颗粒时，完全解离的黄铜矿和镍黄铁矿比例分别增至52.64%和29.72%，解离度大于90%且≤100%的比例分别达到62.79%和50.28%。黄铜矿解离度高于镍黄铁矿。未解离的黄铜矿和镍黄铁矿主要与磁黄铁矿、铁氧化物、橄榄石和滑石共生。
3.1.3 药剂用量影响：Z-200作为捕收剂，最佳用量为50 g/t；氧化钙和亚硫酸钠作为抑制剂，最佳用量分别为1000 g/t和700 g/t；水玻璃最佳用量为200 g/t。
3.2 优先浮选
3.2.1 优先浮选结果：采用阶段磨矿结合黄铜矿优先浮选流程，获得铜品位17.77%、铜回收率84.83%的铜精矿，以及镍品位2.70%、镍回收率55.70%的镍精矿。但第二铜精矿铜品位仅1.38%、镍品位3.28%，未能满足冶金和其他工业应用质量标准。
3.2.2 优化优先浮选结果：通过在铜精选前增加粗精矿再磨，铜精矿铜品位提升至19.94%，镍品位降至0.57%。调整再磨位置后，第二铜精矿铜品位升至5.00%、镍品位升至5.55%，但镍回收率因产率下降而降低。镍精矿镍品位提升至3.81%，仍低于要求的5.00%。
3.3 部分优先浮选
采用部分优先浮选流程，先回收大部分铜，剩余铜与镍形成混合精矿，取消铜镍分离浮选步骤。开路流程中获得铜品位23.97%、铜回收率78.41%的铜精矿，以及镍品位7.92%、镍回收率14.15%的镍混合精矿。闭路流程中，获得铜品位20.65%、铜回收率78.77%的铜精矿，以及镍品位5.43%、镍回收率61.99%的铜镍混合精矿，铜综合回收率达88%。铜精矿达到三级品标准并符合结算标准，混合精矿符合冶炼标准。
四、结论
本研究证明，部分优先浮选流程对于低品位铜镍硫化矿的选别更为简单高效。矿物解离分析表明，未解离的黄铜矿和镍黄铁矿主要与磁黄铁矿和橄榄石共生。含80% ?0.074 mm颗粒细度的浮选给矿足以使粗选优先从镍黄铁矿和其他矿物中回收黄铜矿。在优化的部分优先浮选流程中，生产过程产出两种有价值产品：铜精矿和铜镍混合精矿。铜精矿的铜品位和回收率分别为20.65%和78.77%；铜镍混合精矿的镍品位和回收率分别为5.43%和61.99%。此外，铜镍混合精矿中铜含量为1.28%，意味着额外回收了9.77%的铜，铜综合回收率达到88%。部分优先浮选流程可避免金属损失于尾矿，并降低长流程带来的成本。该流程是低品位铜镍硫化矿选别的一种有前景的替代方案。
