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硫化铜镍矿的选矿方法

2017   编辑:中冶有色技术网   来源:金川集团股份有限公司  
2022-03-22 11:44:25

权利要求

1.硫化铜镍矿的选矿方法,其特征在于包括如下步骤:

(1)对原矿进行一段磨矿后,进行一段粗选和两次精选,一次精选中矿与一段粗选中矿进入二段浮选,二次精选中矿返回一次精选,二次精选产品为高品位精矿;

(2)二段磨矿后进行一次粗选,两次精选和两次扫选作业,一次精选和一次扫选中矿返回二段粗选,二次精选和二次扫选中矿分别返回上一级,二次精选产品为二段铜镍混合精矿;

(3)二段浮选尾矿经一次磁选抛尾获得磁精矿,再对一次磁选精矿再磨后进行二次磁选降镁,后对二次磁选精矿进行强捕收浮选作业,采用一次粗选,一次精选和一次扫选作业,浮选中矿顺序返回上级;精选获得精矿与二段铜镍混合精矿合并为低品位精矿,扫选尾矿与一次磁选尾矿及二次磁选尾矿合并为最终尾矿。

2.根据权利要求1所述的硫化铜镍矿的选矿方法,其特征在于其步骤(1)中对原矿进行磨矿,其磨矿产品-200目以下含量占总粒级质量的60%~65%。

3.根据权利要求1所述的硫化铜镍矿的选矿方法,其特征在于其步骤(1)中浮选药剂调整剂硫酸铵用量为0~1000g/t原矿,捕收剂乙基黄药用量为100~500g/t原矿,起泡剂丁铵黑药用量为0~300g/t原矿。

4.根据权利要求1所述的硫化铜镍矿的选矿方法,其特征在于其步骤(2)对二段入选原矿进行磨矿,其磨矿产品-200目以下含量占总粒级质量的80%~85%。

5.根据权利要求1所述的硫化铜镍矿的选矿方法,其特征在于其步骤(2)中浮选药剂调整剂硫酸铵用量为0~500g/t原矿,捕收剂乙基黄药用量为100~300g/t原矿,起泡剂丁铵黑药用量为0~100g/t原矿。

6.根据权利要求1所述的硫化铜镍矿的选矿方法,其特征在于其步骤(3)中一次磁选磁场强度为1000高斯,对其一次磁精矿再磨,其磨矿产品中-200目含量占总粒级质量的80%~85%,二次磁选磁场强度为1000高斯。

7.根据权利要求1所述的硫化铜镍矿的选矿方法,其特征在于其步骤(3)中浮选药剂活化剂硫酸铵用量为0~500g/t二次磁选原矿,硫酸铜用量为0~100g/t二次磁选原矿,抑制剂CMC0~100g/t二次磁选原矿,捕收剂戊基黄药用量0~500g/t二次磁选原矿,捕收剂十八胺用量0~50g/t二次磁选原矿。

说明书


技术领域

本发明涉及硫化铜镍矿的选矿方法,运用该方法可在不影响低品位精矿氧化镁的前提下,显著提高镍和铜的回收率。

背景技术

硫化铜矿是重要的矿产资源,随着不断对硫化铜镍矿的开发利用,硫化铜镍矿性质出以下两个变化:①原矿组成成分、原矿性质发生变化,以现在的工艺流程处理,其金属回收率低;②原矿金属品位下降,氧化镁含量升高,导致精矿氧化镁超标,尤其经过二段磨矿浮选后的低品位精矿,由于其细度高,氧化镁更易超标。冶炼厂闪速炉要求精矿氧化镁含量≤6.5%,富氧顶吹炉要求精矿氧化镁含量≤11.5%。

针对上述性质的第一个问题,由于原矿性质发生变化,如:镍矿物与磁铁矿紧密共生,脉石与磁铁矿紧密共生,铜矿物中墨铜矿含量升高等,导致金属回收率降低,采用浮选法提高回收率,导致精矿品位降低,氧化镁超标,精矿品质不达标,尤其低品位精矿影响更加严重,产品不能出售大量堆存,严重影响生产运营;针对第二个问题精矿中氧化镁超标问题,国内外研究者从药剂制度、和工艺流程做了大量工作。但是针对对氧化镁进行研发的各类抑制,用量少对氧化镁抑制效果不明显,用量高,又不可避免对金属产生抑制作用,降低了金属回收率,而新技术、新工艺存在许多问题,大部分难以应用于工业生产。

本发明针对以上硫化铜镍矿选矿过程所存在的问题,结合原矿性质,创造性的提出了尾矿一次磁选抛尾、再磨磁选降镁再富集、磁精矿强捕收提高金属回收率的工艺。尾矿经一次磁选抛尾,磁精矿产率较低,且金属富集,但其粒度较粗,且由于脉石与磁铁矿等磁性矿物共生,其氧化镁含量较高,因此,对一段磁选精矿再磨进行二次磁选,再磨磁选后金属进一步富集,氧化镁含量显著降低,再对二次磁精矿进行强捕收浮选,得到浮选精矿,其氧化镁含量符合要求,金属品位与低品位精矿接近。该工艺可在保证低品位精矿质量的前提下,显著提高镍和铜的回收率。

发明内容

本发明针对现有的选矿技术不足,导致精矿品质差、金属回收率低的问题,创造性的提出了尾矿一次磁选抛尾、再磨磁选降镁再富集、磁精矿强捕收提高金属回收率的工艺,可在保证低品位精矿质量的前提下,显著提高镍和铜的回收率。

本发明的目的是通过以下方案来实现的。

一种硫化铜镍矿的选矿方法,其步骤如下:

第一步:对原矿进行一段磨矿后,进行一段粗选和两次精选,一次精选中矿与一段粗选中矿进入二段浮选,二次精选中矿返回一次精选,二次精选产品为高品位精矿;

第二步:二段磨矿后进行一次粗选,两次精选和两次扫选作业,一次精选和一次扫选中矿返回二段粗选,二次精选和二次扫选中矿分别返回上一级,二次精选产品为二段铜镍混合精矿,二次扫选尾矿作为磁选原料进行磁选。

第三步:二段浮选尾矿经一次磁选抛尾获得磁精矿,再对磁精矿再磨后进行二次磁选降镁再富集,后对二次磁选精矿进行强捕收浮选,采用一次粗选,一次精选和一次扫选作业,浮选中矿顺序返回上级。精选获得精矿与二段铜镍混合精矿合并为低品位精矿,扫选尾矿与一次磁选尾矿及二次磁选尾矿合并为最终尾矿。

所述第一步对原矿进行一段磨矿,其磨矿产品-200目以下含量占总粒级质量的60%~65%。

所述第一步中浮选药剂调整剂硫酸铵用量为0~1000g/t原矿,捕收剂乙基黄药用量为100~500g/t原矿,起泡剂丁铵黑药用量为0~300g/t原矿。

所述第二步中二段原矿进行二段磨矿,其磨矿产品-200目以下含量占总粒级质量的80%~85%。

所述第二步中浮选药剂调整剂硫酸铵用量为0~500g/t原矿,捕收剂乙基黄药用量为100~300g/t原矿,起泡剂丁铵黑药用量为0~100g/t原矿。

所述第三步中一次磁选磁场强度为1000高斯,对其一次磁精矿再磨,其磨矿产品中-200目含量占一次磁选原矿总重量的80%~85%,二次磁选磁场强度为1000高斯。

所述第三步中浮选药剂活化剂硫酸铵用量为0~500g/t二次磁选原矿,硫酸铜用量为0~100g/t二次磁选原矿,抑制剂CMC0~100g/t二次磁选原矿,捕收剂戊基黄药用量0~500g/t二次磁选原矿,捕收剂十八胺用量0~50g/t二次磁选原矿。

本发明的优点及有益效果:

本发明创造性的提出了尾矿一次磁选抛尾、再磨磁选降镁再富集、磁精矿强捕收提高金属回收率的工艺,可在不增加低品位精矿氧化镁的前提下,显著提高镍和铜的回收率。

本发明是将尾矿经过一次磁选抛尾、再磨磁选降镁工艺后镍和铜都有很好的富集,且氧化镁含量低,再对磁精矿进行强捕收,浮选精矿中氧化镁含量达标,且镍和铜回收率较高,再将其与二段铜镍混合精矿合并为低品位精矿,其精矿品质满足富氧顶吹炉对精矿品质的要求,而且提高了金属回收率。

附图说明

图1为本发明的一种硫化铜镍矿的选矿方法的工艺流程图;

图2为传统工艺流程示意图。

具体实施方式

结合附图,下面通过实施例进一步说明本发明方法和效果,但并不以任何方式限制本发明。

实施例1:矿石样品为金川硫化铜镍矿某矿浆样,原矿含镍1.01%,含铜0.5%,主要脉石为橄榄石、蛇纹石。

硫化铜镍矿按照图1所示流程,一段磨矿细度-200目产品含量为65%,一段浮选中粗选按照每吨原矿300g硫酸铵、200g乙黄药、40g丁铵黑药添加,精选不加药,一段粗选尾矿与一段一次精选中矿进入二段选别,一段二次精选中矿返回上一级,一段二次精选产品为高品位精矿。二段磨矿细度为-200目产品含量为85%,二段浮选中粗选按照每吨原矿100g乙黄药、20g丁铵黑药添加,一次扫选按照每吨原矿50g乙黄药、20g丁铵黑药添加,二次扫选按照每吨原矿30g添加,精选不加药精选和扫选中矿顺序返回上一级。扫选尾矿进行一次磁选抛尾,磁场强度为1000高斯,一次磁选精矿再磨矿,磨至-200目含量占80%,再进行二次磁选降镁再富集,磁场强度为1000高斯,二次磁选精矿进行强捕收浮选浮选作业,粗选按照每吨二次磁选原矿250g硫酸铵、50g硫酸铜、100gCMC,180g戊黄药和20g十八胺、40g丁铵黑药添加,扫选按照每吨二次磁选原矿90g戊黄药、10g十八胺,20g丁铵黑药添加。浮选精矿与二段铜镍混合精矿合并为低品位精矿,浮选尾矿与一次磁选和二次磁选尾矿合并为最终尾矿。试验结果见表1。

表1

硫化铜镍矿按照图2所示流程,一段磨矿细度-200目产品含量为65%,一段浮选中粗选按照每吨原矿300g硫酸铵、200g乙黄药、40g丁铵黑药添加,精选不加药,一段粗选尾矿与一段一次精选中矿进入二段选别,一段二次精选中矿返回上一级,一段二次精选产品为高品位混合精矿。二段磨矿细度为-200目产品含量为85%,二段浮选中粗选按照每吨原矿100g乙黄药、20g丁铵黑药添加,一次扫选按照每吨原矿50g乙黄药、20g丁铵黑药添加,二次扫选按照每吨原矿30g添加,精选不加药精选和扫选中矿顺序返回上一级,二段二次精选产品为低品位精矿。试验结果见表2。

表2

由表1和表2的数据对比可以发现,本发明方案镍回收率提高了1.80%,铜回收率提高了3.40%。

实施例2:矿石样品为金川硫化铜镍矿某矿浆样,原矿含镍1.15%,含铜0.55%,主要脉石为橄榄石、蛇纹石。

硫化铜镍矿按照图1所示流程,一段磨矿细度-200目产品含量为65%,一段浮选中粗选按照每吨原矿300g硫酸铵、200g乙黄药、40g丁铵黑药添加,精选不加药,一段粗选尾矿与一段一次精选中矿进入二段选别,一段二次精选中矿返回上一级,一段二次精选产品为高品位精矿。二段磨矿细度为-200目产品含量为85%,二段浮选中粗选按照每吨原矿100g乙黄药、20g丁铵黑药添加,一次扫选按照每吨原矿50g乙黄药、20g丁铵黑药添加,二次扫选按照每吨原矿30g添加,精选不加药精选和扫选中矿顺序返回上一级。扫选尾矿进行一次磁选抛尾,磁场强度为1000高斯,一次磁选精矿再磨矿,磨至-200目含量占80%,再进行二次磁选降镁再富集,磁场强度为1000高斯,二次磁选精矿进行强捕收浮选浮选作业,粗选按照每吨二次磁选原矿250g硫酸铵、50g硫酸铜、100gCMC、180g戊黄药和20g十八胺、40g丁铵黑药添加,扫选按照每吨二次磁选原矿90g戊黄药、10g十八胺,20g丁铵黑药添加。浮选精矿与二段铜镍混合精矿合并为低品位精矿,浮选尾矿与一次磁选和二次磁选尾矿合并为最终尾矿。试验结果见表3。

表3

硫化铜镍矿按照图2所示流程,一段磨矿细度-200目产品含量为65%,一段浮选中粗选按照每吨原矿300g硫酸铵、200g乙黄药、40g丁铵黑药添加,精选不加药,一段粗选尾矿与一段一次精选中矿进入二段选别,一段二次精选中矿返回上一级,一段二次精选产品为高品位混合精矿。二段磨矿细度为-200目产品含量为85%,二段浮选中粗选按照每吨原矿100g乙黄药、20g丁铵黑药添加,一次扫选按照每吨原矿50g乙黄药、20g丁铵黑药添加,二次扫选按照每吨原矿30g添加,精选不加药精选和扫选中矿顺序返回上一级,二段二次精选产品为低品位精矿。试验结果见表4。

表4

由表3和表4的数据对比可以发现,本发明方案镍回收率提高了2.39%,铜回收率提高了3.11%。

全文PDF

硫化铜镍矿的选矿方法.pdf

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“硫化铜镍矿的选矿方法” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究,如用于商业用途,请联系该技术所有人。
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