CN101970117B - 含镍硫化物的处理方法 - Google Patents

含镍硫化物的处理方法 Download PDF

Info

Publication number
CN101970117B
CN101970117B CN200980107194.2A CN200980107194A CN101970117B CN 101970117 B CN101970117 B CN 101970117B CN 200980107194 A CN200980107194 A CN 200980107194A CN 101970117 B CN101970117 B CN 101970117B
Authority
CN
China
Prior art keywords
mud
concentrate
flotation
value
particle
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Expired - Fee Related
Application number
CN200980107194.2A
Other languages
English (en)
Other versions
CN101970117A (zh
Inventor
杰弗里·大卫·西尼尔
布伦丹·派克
布里安·贾德
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
BHP Billiton SSM Development Pty Ltd
Original Assignee
BHP Billiton SSM Development Pty Ltd
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Priority claimed from AU2008900101A external-priority patent/AU2008900101A0/en
Application filed by BHP Billiton SSM Development Pty Ltd filed Critical BHP Billiton SSM Development Pty Ltd
Publication of CN101970117A publication Critical patent/CN101970117A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN101970117B publication Critical patent/CN101970117B/zh
Expired - Fee Related legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Images

Classifications

    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00—Flotation
    • B03D1/02—Froth-flotation processes
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00—Flotation
    • B03D1/001—Flotation agents
    • B03D1/004—Organic compounds
    • B03D1/012—Organic compounds containing sulfur

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

公开了一种从包含滑石的矿石或精矿石中分离含镍硫化物的方法。该方法包括在至少一个浮选阶段和至少一个滤清回路中处理矿石或精矿石的泥浆的步骤。该方法还包括对泥浆中的颗粒进行这里描述的连续再磨的步骤。

Description

含镍硫化物的处理方法
技术领域
本发明涉及一种从矿石或精矿石中分离含镍硫化物的方法。 
更具体地，本发明涉及一种从矿石或精矿石中分离含镍硫化物的矿物处理方法，包括从包含滑石的矿石或精矿石的泥浆中泡沫浮选出含镍硫化物的步骤。 
更具体地，本发明涉及一种从矿石或精矿石中分离含镍硫化物的方法。 
背景技术
词语“含镍硫化物”在这里应理解为包括硫化镍和硫化镍铁。含镍硫化物的例子包括镍黄铁矿、针镍矿和紫硫镍矿矿物。 
本申请人在凯斯山(Mount Keith)镍矿床的研究和工作期间做出本发明。 
在1990年代初期发现了凯斯山矿床。该矿床含有含镍硫化物。当时主要的任务是找到一种可处理这种低级别的镍矿石以制得能在现有的澳大利亚和芬兰的两种熔炉中处理的品质精矿的方法。当时研发的并在矿井中使用的方法能处理高达90％的矿石。由于滑石的存在，剩余10％左右包含高级别的滑石矿石的矿石无法被处理成可接受的精矿。在矿体内部滑石矿石以不连续的矿脉存在。已经被挖掘出的滑石矿石仍储存在矿山中。 
处理凯斯山矿山中滑石矿石以及从矿石中分离出含镍硫化物是主要目标。 
此外，处理滑石矿石的方法并不限于凯斯山矿山，也可以成为位于澳大利亚以及其他地区的许多其他矿床的处理方法。 
本申请人进行的研究和研发工作获得以下重要发现。 
1、降低Eh值，例如通过加入连二亚硫酸钠，使矿石中硫化镍的疏水性比滑石颗粒差，结果使瓜尔胶将选择性地包围滑石而不是硫化镍，随后例如 通过加入空气提高Eh值，可提高硫化镍矿物的浮选性，使硫化镍矿石选择性地漂浮起来，而使滑石颗粒剩余在泥浆中。瓜尔胶(也可与其他此类表面改性剂)的作用是使水矿物粘附在瓜尔胶包围的滑石颗粒上，由此抑制滑石颗粒的浮选性。瓜尔胶改变滑石颗粒的表面特性的能力是已知的。然而，本申请人发现，瓜尔胶对于凯斯山矿石类并不十分有效。本申请人发现在自然的浮选条件下，瓜尔胶与滑石和硫化镍发生疏水地相互作用。因而，在自然的浮选条件下瓜尔胶同时包围滑石和硫化镍，结果是瓜尔胶对滑石和硫化镍起到相同作用，在自然浮选条件下无法促进滑石和硫化镍分离。上述Eh值的调节使之可以利用瓜尔胶来抑制滑石浮选，而允许选择性地硫化镍矿石的浮选。 
2、本申请人发现，如这里所说的对选出的泡沫产品进行依次再磨处理能出乎意料地极大改善浮选出的精矿对滑石的排斥度，因而可显著改善滑石和硫化镍的分离。本申请人发现，仅仅部分滑石颗粒的表面使颗粒粘附在气泡上(即，起到疏水的作用)，在(当制备浮选颗粒时进行的)初磨步骤之后对滑石颗粒进行再磨处理能提高不趋于出现这种粘附的滑石表面比例。因此，例如在自然浮选条件下，再磨滑石颗粒能增大滑石的亲水性，使滑石颗粒的浮选性较硫化镍矿物差。词语“连续的再磨”在这里应理解为该方法在初磨步骤之后包括对该方法的各个阶段的生产液流中的颗粒进行一系列再磨的步骤，因而颗粒将经历多于一次的碾磨操作。 
发明内容
本说明书涉及上述发现的第二方面。 
根据本发明，提供一种从包含滑石颗粒的矿石或精矿石中分离含镍硫化物的方法，该方法包括在至少一个浮选阶段中处理矿石或精矿石的泥浆，并且该方法还包括这里所述的对所述泥浆中的颗粒进行连续的再磨。 
矿石或精矿石可以仅包括滑石矿或精矿，或者非滑石和滑石矿石和精矿石的混合物。 
优选地，该方法包括：根据颗粒尺寸将泥浆分成粗颗粒流和细颗粒流的步骤，以及经上述的浮选阶段处理每种生产液流的步骤，因而该方法将包括粗颗粒浮选阶段和细颗粒浮选阶段。 
优选地，细颗粒流包括小于40μm的颗粒。 
优选地，该方法包括：在至少一个滤清回路(cleaner circuit)中处理各个浮选阶段流出的粗颗粒生产液流和细颗粒生产液流的步骤。 
优选地，该方法包括：在分离的粗选阶段中处理粗颗粒生产液流和细颗粒生产液流的步骤，无需将精矿或残渣返回粗选单元。 
优选地，该方法包括：对这里描述的至少一个生产液流中的颗粒进行依次再磨的步骤。 
优选地，该方法包括：在前端滤清回路中滤清从粗颗粒浮选阶段的粗选单元流出的精矿流(concentrate stream)的步骤。 
优选地，该方法包括：在所述前端滤清回路中滤清精矿流之前，对从粗颗粒浮选阶段的粗选单元流出的所述精矿流中的颗粒进行再磨的步骤。 
优选地，碾磨步骤包括：将颗粒碾磨至40μm的P80的步骤。 
优选地，该方法包括：在所述前端滤清回路中滤清从细颗粒浮选阶段的粗选单元流出的第一部分精矿流的步骤。 
优选地，在后端滤清回路中滤清从细颗粒浮选阶段的粗选单元中流出的第二部分精矿的步骤。 
优选地，该方法包括：在所述后端滤清回路中滤清从所述粗颗粒浮选阶段的扫选单元流出的残渣流的步骤。 
优选地，该方法包括：在所述后端滤清回路中滤清精矿流之前，碾磨从所述粗颗粒浮选阶段的扫选单元流出的精矿流中的颗粒的步骤。 
优选地，所述碾磨步骤包括：将颗粒碾磨至60μm的P80的步骤。 
优选地，该方法包括：在所述后端滤清回路中滤清从所述前端滤清回路流出的残渣流的步骤。 
优选地，该方法包括：在所述后端滤清回路中碾磨来自以下任一种或多种的精矿：(i)从所述细颗粒浮选阶段的粗选单元流出的第二部分精矿，(ii)从所述粗颗粒浮选阶段的扫选单元流出的残渣流，以及(iii)在所述后端滤清回路滤清精矿之前从所述前端滤清回路流出的残渣流。 
优选地，所述碾磨步骤包括：将颗粒碾磨至25μm的P80的步骤。 
优选地，该方法包括：调节泥浆的Eh值，使矿石或精矿石中的含镍硫化物颗粒的疏水性较矿石或精矿石中滑石颗粒差的步骤；向泥浆中加入这里所述的表面改性剂，以包围滑石颗粒而不包围含镍硫化物颗粒的步骤；以及从泥浆中浮选出含镍硫化物颗粒而将滑石颗粒保留在所述泥浆中的步骤。 
词语“表面改性剂”在这里应理解为能抑制被试剂包围的颗粒的浮选性的试剂。此类表面改性剂包括例如瓜尔胶(包括化学改良的瓜尔胶)、多糖(诸如糊精)、以及合成得到的具有所需特性的聚合物。 
优选的表面改性剂是瓜尔胶。 
优选地，向泥浆中加入表面改性剂的步骤包括：加入酸和所述表面改性剂调整泥浆的pH值，以改善后续浮选步骤中的浮选率的步骤。 
优选地，该方法包括：通过降低泥浆的Eh值，使矿石或精矿石中的含镍硫化物的疏水性变差的步骤。 
优选地，该方法包括：通过向泥浆中加入还原剂来降低泥浆的Eh值的步骤。 
优选地，所述还原剂可以是含氧硫磺化合物(oxy-sulphur)，该含氧硫磺化合物游离在泥浆中，以形成具有以下通式的含氧硫离子： 
SnOy z-
其中n大于1，y大于2，z是离子的化合价。 
优选地，该方法包括：将所述泥浆的Eh值降低至少100mV，优选降低200mV的步骤。 
优选地，该方法包括：在向所述泥浆加入所述表面改性剂之后调节所述泥浆的Eh值的步骤，使含镍硫化物颗粒的疏水性更强，从而改善颗粒的浮选性。 
优选地，该方法包括：通过提高所述泥浆的Eh值使矿石或精矿石中含镍硫化物颗粒的疏水性更强的步骤。 
优选地，该方法包括：通过向所述泥浆中提供氧化剂而提高所述泥浆的Eh值的步骤。 
优选地，所述氧化剂是含氧的气体，优选空气。 
优选地，该方法包括：将所述泥浆的Eh值提高至少100mV，优选提高至少200mV的步骤。 
所述泥浆可以具有任意适宜的固体含量。 
依据本发明，还提供了一种实施上述方法的设备。 
附图说明
以下将参照附图例示地描述本发明，附图是依据本发明所述从开采的矿石中分离含镍硫化物矿物的方法的一个实施例的流程图。 
具体实施方式
参见附图，经棒磨机3向旋风分离器5中输送包含含镍硫化物的40％固体矿物泥浆，根据颗粒尺寸将泥浆分成两种液流。泥浆中的矿物成为经冲洗和碾磨操作已经减小了尺寸的矿石流出。 
具有粗颗粒的下溢流(underflow stream)经随后描述的一系列浮选和滤清阶段的处理。 
上溢流(overflow stream)被供应至第二旋风分离器7，根据颗粒尺寸被分为细颗粒下溢流和矿泥上溢流。 
矿泥上溢流被泵至残渣坝。 
细颗粒下溢流经随后描述的一系列浮选和滤清器阶段的处理。 
液流分离点的颗粒尺寸如下所示： 
(a)粗颗粒下溢流-大于40μm； 
(b)细颗粒上溢流-小于40μm；以及 
(c)矿泥上溢流-小于10-15μm。 
附图示出的流程图中对粗颗粒下溢流和细颗粒下溢流有4个主要的处理阶段。 
简单来说： 
(a)第一阶段是粗颗粒浮选阶段9，其中通过加入连二亚硫酸钠形式的还原剂调节液流的Eh值来预处理旋风分离器5流出的粗颗粒下溢流，随后在存在硫酸和瓜尔胶形式的表面改性剂的情况下在浮选单元中高密度地进行处理； 
(b)第二阶段是细颗粒浮选阶段11，其中通过加入连二亚硫酸钠调节液流的Eh值来预处理旋风分离器7流出的细颗粒下溢流，随后在存在硫酸、柠檬酸和瓜尔胶的情况下低密度地进行浮选； 
(c)第三阶段是“前端”滤清回路13，其中粗颗粒浮选阶段9流出的粗选精矿经再磨，与细颗粒浮选阶段11的第一组单元流出的粗选精矿合并，在存在硫酸和瓜尔胶的情况下进行滤清；以及 
(d)第四阶段是“后端”滤清回路15，其中来自(i)粗颗粒浮选阶段9流出的扫选精矿，(ii)细颗粒浮选阶段11的最后一组单元流出的粗选精矿，以及(iii)前端滤清器13流出的残渣的浮选精矿经再磨后，在存在包括硫酸和瓜尔胶的组合试剂的情况下进行滤清。 
随后将更详细地描述上述任一阶段以及相关的操作条件。 
粗颗粒浮选阶段9
首先，通过加入连二亚硫酸钠调节液流的Eh值来预处理旋风分离器5流出的粗颗粒下溢流，随后在存在硫酸和瓜尔胶的情况下于粗浮选单元51中高密度地进行处理。 
如上所述，加入连二亚硫酸盐的目的是降低Eh值至所需的范围，通常至少降低100mV，使液流中含镍硫化物的疏水性弱至足以使瓜尔胶包围滑石颗粒而不是含镍硫化物颗粒的程度，由此抑制滑石颗粒的浮选性。 
此外，在存在空气(起到氧化剂作用)的情况下，在浮选单元中依次处理液流将起到提高液流Eh值的作用，借此浮选出含镍硫化物，从而形成精矿。 
从粗选单元51流出的精矿被泵至前端滤清回路13 
通过加入连二亚硫酸钠调节液流的Eh值来预处理粗选单元51流出的残渣，随后如上所述在存在硫酸和瓜尔胶的情况下于扫选浮选单元55中高密度地进行处理。 
从扫选单元55流出的残渣被泵至残渣浓缩机57。 
从扫选单元55流出的精矿被泵至塔式磨机81中，在磨机中再磨成60μm的P80。 
随后，将再磨精矿供应至后端滤清回路15 
细颗粒浮选阶段11
通过加入连二亚硫酸钠调节液流的Eh值来预处理旋风分离器7流出的细颗粒下溢流，随后如上所述在存在硫酸、柠檬酸和瓜尔胶的情况下于粗选单元61中低密度地进行浮选。 
从粗选单元61的第一组流出的精矿被泵至前端滤清回路13 
从粗选单元61的最后一组流出的精矿被泵至后端滤清回路15。 
从粗选单元61流出的残渣被泵至残渣浓缩机79 
前端滤清回路13
粗颗粒浮选阶段9的粗选单元51流出的精矿被泵至闪蒸浮选单元(flash floatation cell)19前的旋风机17。 
具有35μm的P80的旋风机17的上溢流被泵至滤清器单元21，在存在包含硫酸和瓜尔胶的组合试剂的情况下进行滤清。 
此外，从细颗粒浮选阶段11中的第一组单元流出的上述精矿被泵至滤清 器单元21，同样在存在包含硫酸和瓜尔胶的组合试剂的情况下进行滤清。 
旋风机17的下溢流被供应至闪蒸浮选单元19。 
从(i)闪蒸单元19以及(ii)滤清器单元21流出的精矿被供应至重滤清器单元23，在存在包含硫酸和瓜尔胶的组合试剂的情况下进行滤清。 
重滤清器单元23制得硫化镍产物流，并被供应至浓缩机49。 
闪蒸浮选单元19流出的残渣重力沉降至塔式磨机25，经再磨成为35微米的额定P80。 
塔式磨机25的产物被供应至旋风机17，如上所述进行处理。 
重滤清器单元23流出的残渣被供应至滤清器单元21，在滤清器中进行处理。滤清器单元21流出的残渣被泵至后端滤清回路15。 
后端滤清回路15
后端滤清回路15处理来自(i)粗颗粒浮选阶段9的扫选单元55流出的精矿，(ii)细颗粒浮选阶段11的最后一组粗选单元流出的精矿，以及(iii)后端滤清器13流出的残渣的浮选精矿。 
这些液流首先被泵至后端滤清回路15上游的扫选阶段29的单元。 
扫选阶段29流出的精矿被泵至旋风机31。 
旋风机31流出的具有25μm的P80的上溢流被泵至滤清器单元35，在存在包含硫酸和瓜尔胶的组合试剂的情况下进行滤清。 
滤清器单元35流出的精矿被泵至滤清器单元37，在存在包含酸和瓜尔胶的组合试剂的情况下经再次滤清。 
滤清器单元35流出的残渣被泵至残渣浓缩机41。 
滤清器单元37制得硫化镍产物流被供应至浓缩机43。 
滤清器单元37流出的残渣返回滤清器单元35。 
旋风机31流出的下溢流经重力返回塔式磨机33以进行额外的再磨至25μm的P80。磨机排出物重新泵回至旋风机31。 
由于滑石颗粒的自然浮选性，设计附图示出的本发明方法的流程图的例 子时一个目标就是最小化再循环次数。加入与前段滤清器13相分离的后端滤清器15能在无需返回前段滤清器的情况下实现精矿级的目标。在“后端”滤清器15前设置另一个再磨阶段也是有利的。 
连二亚硫酸盐
本发明方法的一个重要特征是Eh值的调节，即，在将液流供应至浮选单元之前降低生产液流的Eh值以及在选择性包围滑石颗粒而不是硫化镍颗粒之后提高Eh值。 
如上所述，这个Eh值的调节使硫化镍矿物的疏水性较滑石颗粒差，结果是瓜尔胶将选择性包围滑石而不是硫化镍颗粒。 
随后例如通过向浮选单元中加入空气来提高Eh值的方式能够提高Eh值并改善硫化镍矿物的浮选性，使硫化镍矿物可选择性浮选出，而使滑石颗粒保留在生产液流中。 
连续的再磨处理
实验室作业已经显示，前端滤清器13流出的残渣以及粗颗粒浮选阶段9的扫选单元55流出的精矿的再磨处理将减少随后与含镍硫化物一起浮选出的滑石的量，从而有利于这些液流随后的浮选反应。 
硫酸
本申请人在实验室作业中发现，与瓜尔胶一起加入硫酸可在该方法感兴趣的整个颗粒尺寸范围中改善含镍硫化物相对于滑石颗粒的浮选率。 
实验室作业发现，最优的pH值是大约4.5，进一步降低pH值需要加更多的酸，并没有对冶金术有任何改进。 
实验室作业发现，当加入硫酸以便赋予4.5的浮选pH值时能清楚显著地实现改变性能的步骤。举例来说，实验室作业发现，对于14％Ni(0.5％MgO回收)的精矿级别目标来说，加入硫酸将提高大约15％的回收率。 
此外，实验室作业发现，与常规流程图相比较，本发明方法减少了20～25％硫酸的使用。 
此外，实验室作业发现，对细粒粗选阶段11来说，与硫酸一起加入连二亚硫酸盐和柠檬酸至pH值为7与加入硫酸至pH值为4.5同样有效。在细粒粗选-扫选浮选中，连二亚硫酸盐和柠檬酸可部分代替硫酸这个发现非常重要。这种代替可减少40～50％的硫酸损耗。 
瓜尔胶
在许多年处理和检测滑石矿石的过程中，已经评估了滑石浮选抑制剂的差异。 
这些浮选抑制剂包括多种不同的瓜尔胶，包括化学改良的瓜尔胶；多糖，诸如糊精；以及包含多种不同的功能基团的合成制得的聚合物。 
尽管做了大量的工作，但瓜尔胶仍被选择作为本发明方法的抑制剂。 
本申请人所进行的实验室作业确认了与瓜尔胶制备相关的两个重要发现。 
第一个发现是制备以及以0.5％浓度加入瓜尔胶将得到与制备以及以0.25％浓度加入瓜尔胶相同的反应。 
第二个发现是在超盐水中制备的瓜尔胶与一般用水中制备的瓜尔胶具有相同的反应。 
黄原酸盐
优选的捕收剂是乙基黄原酸钠。 
粗选阶段
由于滑石颗粒的自然浮选性，设计本发明方法时的一个目标是最小化循环次数。因此，流程图包括对于粗颗粒流和细颗粒流的分离的粗选阶段和开环回路阶段，即，不需要使精矿或残渣重新返回粗选单元。 
迄今在进行的实验室和试验工厂作业显示，本发明的方法对于从滑石矿石中选择性分离含镍硫化物非常有效。 
在不脱离本发明的精神和范围的情况下能对上述本发明所述方法的实施例进行许多变型。 
例如，有时上述描述指的是再磨阶段的特定的颗粒尺寸，但本发明并不 仅限于此，也可延伸至任意适宜的颗粒尺寸。 
再例如，有时上述描述将连二亚硫酸钠称作还原剂，但本发明并不仅限于此，也可延伸至任意适宜的还原剂。 
再例如，有时上述描述将空气称作氧化剂，但本发明并不仅限于此，也可延伸至任意适宜的氧化剂。 
再例如，有时上述描述将瓜尔胶称作表面改性剂，但本发明并不仅限于此，也可延伸至任意适宜的表面改性剂。 
再例如，有时上述描述将塔式磨机称作用于生产液流中颗粒的再磨设备，但本发明并不仅限于此，也可延伸至任意适宜的碾磨设备。 

Claims (23)

1.一种从包含滑石颗粒的矿石中分离含镍硫化物的方法，该方法包括在初磨步骤中处理矿石的泥浆，该方法还包括根据颗粒尺寸将泥浆分成粗颗粒流和细颗粒流，因而该方法包括粗颗粒浮选阶段和细颗粒浮选阶段；所述方法在初磨步骤之后包括对该方法的不同阶段的各生产液流中的颗粒进行一系列再磨的步骤，从而使泥浆中的颗粒经历多于一次的碾磨操作，其中至少一个再磨的步骤包括重新碾磨至少部分的来自粗颗粒浮选阶段和细颗粒浮选阶段的精矿。
2.如权利要求1所述的方法，其中包括：在至少一个滤清回路中处理从各个浮选阶段中流出的粗颗粒生产液流和细颗粒生产液流的步骤。
3.如权利要求1所述的方法，其中包括：在分离的粗选阶段中处理粗颗粒生产液流和细颗粒生产液流的步骤，无需将精矿或残渣返回至粗选单元。
4.如权利要求1所述的方法，其中包括：在前端滤清回路中滤清从所述粗颗粒浮选阶段的粗选单元流出的精矿流的步骤。
5.如权利要求4所述的方法，其中包括：在所述前端滤清回路中滤清所述精矿流之前，碾磨所述粗颗粒浮选阶段的粗选单元流出的精矿流中的颗粒的步骤。
6.如权利要求4所述的方法，其中包括：在所述前端滤清回路中滤清从所述细颗粒浮选阶段的粗选单元流出的第一部分精矿流的步骤。
7.如权利要求6所述的方法，其中包括：在后端滤清回路中滤清从所述细颗粒浮选阶段的粗选单元流出的第二部分精矿的步骤。
8.如权利要求7所述的方法，其中包括：在所述后端滤清回路中滤清从所述粗颗粒浮选阶段的扫选单元中流出的残渣流的步骤。
9.如权利要求7所述的方法，其中包括：在所述后端滤清回路滤清所述精矿流之前，对所述粗颗粒浮选阶段的扫选单元流出的精矿流中的颗粒进行碾磨的步骤。
10.如权利要求7所述的方法，其中包括：在所述后端滤清回路中滤清从所述前端滤清回路流出的残渣流的步骤。
11.如权利要求10所述的方法，其中包括：在所述后端滤清回路中碾磨来自以下任一种或多种的精矿：(i)从所述细颗粒浮选阶段的粗选单元流出的第二部分精矿、(ii)从所述粗颗粒浮选阶段的扫选单元流出的残渣流、以及(iii)在所述后端滤清回路滤清精矿之前从所述前端滤清回路流出的残渣流。
12.如权利要求1所述的方法，其中包括：调节Eh值使矿石中的含镍硫化物颗粒的疏水性较滑石颗粒差的步骤、向所述泥浆中加入表面改性剂以包围滑石颗粒而不包围含镍硫化物颗粒的步骤、以及从所述泥浆中浮选出含镍硫化物颗粒而将滑石颗粒保留在泥浆中的步骤。
13.如权利要求12所述的方法，其中向所述泥浆中加入表面改性剂的步骤包括：加入酸与表面改性剂以调节所述泥浆的pH值，由此改善随后浮选步骤的浮选率。
14.如权利要求12所述的方法，其中包括：通过降低所述泥浆的Eh值使矿石中含镍硫化物的疏水性变差的步骤。
15.如权利要求14所述的方法，其中包括：通过向所述泥浆中加入还原剂以降低所述泥浆的Eh值的步骤。
16.如权利要求14所述的方法，其中包括：将所述泥浆的Eh值降低至少100mV。
17.如权利要求16所述的方法，其中包括：将所述泥浆的Eh值降低至少200mV的步骤。
18.如权利要求14所述的方法，其中包括：在向所述泥浆加入表面改性剂之后调节所述泥浆的Eh值的步骤，使含镍硫化物颗粒疏水性更强，借此改善颗粒的浮选性。
19.如权利要求18所述的方法，其中包括：通过提高所述泥浆的Eh值使矿石中含镍硫化物颗粒的疏水性更强的步骤。
20.如权利要求19所述的方法，其中包括：通过向所述泥浆中提供氧化剂而提高所述泥浆的Eh值的步骤。
21.如权利要求19或20所述的方法，其中包括：将所述泥浆的Eh值提高至少100mV的步骤。
22.如权利要求21所述的方法，其中包括：将所述泥浆的Eh值提高至少200mV的步骤。
23.根据权利要求1，12，14，19任一项所述的方法，所述矿石是精矿石。
CN200980107194.2A 2008-01-09 2009-01-09 含镍硫化物的处理方法 Expired - Fee Related CN101970117B (zh)

Applications Claiming Priority (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
AU2008900101A AU2008900101A0 (en) 2008-01-09 Processing nickel bearing sulphides
AU2008900101 2008-01-09
PCT/AU2009/000027 WO2009086607A1 (en) 2008-01-09 2009-01-09 Processing nickel bearing sulphides

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN101970117A CN101970117A (zh) 2011-02-09
CN101970117B true CN101970117B (zh) 2013-09-11

Family

ID=40852716

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN200980107194.2A Expired - Fee Related CN101970117B (zh) 2008-01-09 2009-01-09 含镍硫化物的处理方法

Country Status (10)

Country Link
US (1) US8753593B2 (zh)
EP (1) EP2242586B1 (zh)
JP (1) JP5709525B2 (zh)
KR (1) KR20110025637A (zh)
CN (1) CN101970117B (zh)
AU (1) AU2009203904B2 (zh)
CA (1) CA2725223C (zh)
CO (1) CO6280514A2 (zh)
EA (1) EA018909B1 (zh)
WO (1) WO2009086607A1 (zh)

Families Citing this family (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US9028782B2 (en) 2008-01-09 2015-05-12 Bhp Billiton Ssm Development Pty Ltd. Processing nickel bearing sulphides
PE20191341A1 (es) * 2017-02-28 2019-09-30 Cidra Corporate Services Llc Configuraciones de proceso para evitar el exceso de triturado de concentrados de barrido
US9968945B1 (en) * 2017-06-23 2018-05-15 Anglo American Services (UK) Ltd. Maximise the value of a sulphide ore resource through sequential waste rejection
US11203044B2 (en) 2017-06-23 2021-12-21 Anglo American Services (UK) Ltd. Beneficiation of values from ores with a heap leach process

Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US6036025A (en) * 1997-03-26 2000-03-14 Boc Gases Australia Limited Mineral flotation separation by deoxygenating slurries and mineral surfaces
CN1681600A (zh) * 2002-09-16 2005-10-12 Wmc资源有限公司 改进贵金属的回收率

Family Cites Families (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US2919802A (en) 1956-07-18 1960-01-05 Sherritt Gordon Mines Ltd Method of concentrating ores
JPS59166258A (ja) * 1983-03-11 1984-09-19 Dowa Mining Co Ltd 浮遊選鉱法
CA2116322A1 (en) 1991-08-28 1993-03-18 Geoffrey David Senior Processing of ores
CA2151316C (en) * 1995-06-08 1999-06-15 Sadan Kelebek Process for improved separation of sulphide minerals or middlings associated with pyrrhotite
US6170669B1 (en) 1998-06-30 2001-01-09 The Commonwealth Of Australia Commonwealth Scientific And Industrial Research Organization Separation of minerals
AUPQ437899A0 (en) * 1999-11-30 1999-12-23 Wmc Resources Limited Improved flotation of sulphide minerals
AUPR343701A0 (en) * 2001-02-28 2001-03-29 Wmc Resources Limited pH adjustment in the flotation of sulphide minerals
US9028782B2 (en) 2008-01-09 2015-05-12 Bhp Billiton Ssm Development Pty Ltd. Processing nickel bearing sulphides

Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US6036025A (en) * 1997-03-26 2000-03-14 Boc Gases Australia Limited Mineral flotation separation by deoxygenating slurries and mineral surfaces
CN1681600A (zh) * 2002-09-16 2005-10-12 Wmc资源有限公司 改进贵金属的回收率

Also Published As

Publication number Publication date
AU2009203904A1 (en) 2009-07-16
AU2009203904B2 (en) 2013-06-20
CO6280514A2 (es) 2011-05-20
US20110038770A1 (en) 2011-02-17
JP2011509176A (ja) 2011-03-24
US8753593B2 (en) 2014-06-17
EP2242586A4 (en) 2012-04-11
CA2725223A1 (en) 2009-07-16
CN101970117A (zh) 2011-02-09
EP2242586B1 (en) 2015-04-22
WO2009086607A1 (en) 2009-07-16
EA201170059A1 (ru) 2011-06-30
KR20110025637A (ko) 2011-03-10
EP2242586A1 (en) 2010-10-27
WO2009086607A8 (en) 2010-08-26
CA2725223C (en) 2016-06-07
JP5709525B2 (ja) 2015-04-30
EA018909B1 (ru) 2013-11-29

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Schlesinger et al. Extractive metallurgy of copper
CN101965226B (zh) 含镍硫化物的处理方法
PL245083B1 (pl) Sposób pozyskiwania metali wartościowych z rudy
CN101970117B (zh) 含镍硫化物的处理方法
AU2008201799B2 (en) Differential flotation of mixed copper sulphide minerals
KR101191788B1 (ko) 다단분쇄에 의한 몰리브덴광의 부유선별 방법
CA3161961C (en) Recovering metal from metal-bearing material
CN114308368A (zh) 一种铜锡矿分选工艺
CA3161875C (en) Processing method
Orlich et al. The application of froth flotation for gold recovery at Newmont Mining Corporation
韓百歳 Development of Copper Recovery Processes from Low-Grade-Copper Resources by Flotation and High-Pressure Oxidative Leaching

Legal Events

Date Code Title Description
C06 Publication
PB01 Publication
C10 Entry into substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
C14 Grant of patent or utility model
GR01 Patent grant
CF01 Termination of patent right due to non-payment of annual fee
CF01 Termination of patent right due to non-payment of annual fee

Granted publication date: 20130911

Termination date: 20160109