CN102225356B - 一种从硫化铜镍矿石洗矿矿浆中回收镍金属的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
一种从硫化铜镍矿石洗矿矿浆中回收镍金属的选矿方法,其特征是依次包含以下工序:洗矿矿浆重选工序;重选精矿的矿砂储存脱水工序;开路磨矿工序;输送至主流程序检查筛分工序;不合格粒级送至闭路磨矿工序;合格粒级加药送至浮选工序,经粗选、扫选、精选选别后精矿镍品位6%-8%,铜品位1%-1.6%,尾矿镍品位≤0.2,铜品位≤0.04;重选尾矿经浓密机浓缩脱水工序;进入矿泥浮选工序,经高浓度调浆加入分散剂后低浓度浮选,采用分段加药方式加入选矿药剂,精矿镍品位4%-7%,铜品位0.8%-1.5%。本发明具备成本低、生产效率高、有价金属综合回收率高优点,是一种较理想的从铜镍矿物洗矿矿浆中回收镍金属选矿方法。
Description
技术领域
本发明涉及一种从有色金属洗矿矿浆回收金属的选矿方法,适用于从硫化铜矿、硫化镍矿及硫化铜、镍伴生矿洗矿矿浆中提取金属。
背景技术
目前,公知的降低矿泥对有色金属矿石选矿影响的方法是清洗矿石。在洗矿排出的矿浆中富含大量的金属资源,在硫化铜镍矿中,除含镍、铜之外,还伴有钴、铂、钯、金、银等多种稀有元素。有色金属矿石洗矿矿浆的金属回收通常采用浓密机浓缩矿浆,起到储矿和提高浓度的作用,浓密机底流输送至水利旋流器或螺旋分级机进行检查分级,+0.074mm粒级进入磨机闭路磨矿,合格粒级加入分散剂、抑制剂在搅拌槽中搅拌3-5分钟,然后加入捕收剂和起泡剂经过浮选,产出精矿。采用上述的选矿工艺,金属回收率较低,精矿品位不高,且浓密机等浓缩设备排矿口容易堵塞造成工艺操作的不稳定。由于硫化铜镍矿石多为磁黄铁矿、镍黄铁矿,镍黄铁矿和含镍磁黄铁矿,又是脆性、易泥化、易氧化的富含铁硫化矿物,导致该类矿石洗矿矿浆中含泥量较大、粒度不均、矿浆浓度低、矿浆量不稳定。目前,尚未发现有从硫化铜镍矿石洗矿矿浆中回收镍金属的相关文献记载。
发明内容
本发明的目的是提供一种工艺先进、成本低、生产效率高、无二次污染、有价金属综合回收率高的从硫化铜镍矿石洗矿矿浆中回收镍金属的选矿方法。
本发明的目的是通过如下措施来达到的。
一种从硫化铜镍矿石洗矿矿浆中回收镍金属的选矿方法,包括对洗矿矿浆进行泥砂分选,矿砂再磨浮选,矿泥单独处理的过程,其特征是依次包括以下步骤:
①洗矿矿浆重选工序,利用螺旋溜槽对碎矿车间洗矿矿浆中的镍矿物按密度进行分级,获得经过脱泥脱水的重选精矿即矿砂产品,其镍品位≥1%,铜品位≥0.3%;
②矿砂储存、脱水工序,工序①给入的矿砂在储仓内进行自然脱水并储存;
③开路磨矿工序,将脱水后的重选精矿进行开路磨矿后输送至1500t/d主流程系统水利旋流器处进行检查分级,其开路磨矿细度在-200目35%~50%;
④检查筛分工序,经开路磨矿的矿砂随主流程一段分级机溢流矿浆进行检查筛分,细度要求为-200目75%,合格粒级输送至浮选工序⑥进行选别,不合格粒级输送至闭路磨矿工序⑤进行闭路磨矿;
⑤闭路磨矿工序,工序④给入的产品在此进行闭路磨矿,磨矿产品返回检查筛分工序④,磨矿浓度65%~70%,磨矿细度30%~40%;
⑥浮选工序,浮选由三次粗选、二次扫选、一次精选粗选、一次精选扫选,二次扫选精选五个分工序组成,在磨矿后的矿浆中加入选矿药剂后进入浮选工序中的粗选分工序,粗选后的产品进入混合精矿池,一次粗选后的尾矿依次进入二次粗选、三次粗选、一次扫选、二次扫选,二次扫选后的尾矿进入尾矿池,二次扫选后的产品返回一次扫选,一次扫选后的产品返回三次粗选,三次粗选与二次粗选产品进入精选粗选分工序,精选粗选后的产品进入混合精矿池,尾矿进入精选扫选分工序,精选扫选后的产品依次进入一次扫选精选、二次扫选精选,二次扫选精选的产品进入混合精矿池,尾矿返回一次扫选精选,一次扫选精选尾矿返回精选粗选,精选扫选尾矿返回检查分级处水力旋流器,经过浮选工序⑥的混合精矿镍品位可达到6%~8%,铜品位可达到1%~1.6%,尾矿镍品位≤0.2,铜品位≤0.04;);
⑦浓密机浓缩脱水工序,工序①回收的重选尾矿即矿泥部分在浓密机中进行浓缩脱水;
⑧矿泥浮选工序,经脱水的矿泥在搅拌桶内进行高浓度调浆并加入分散剂,通过加水稀释矿浆进行低浓度浮选,向矿浆内依次加入调整剂、活化剂、抑制剂、捕收剂、起泡剂,选矿药剂后进入矿泥浮选工序中的粗选分工序,粗选分工序后的产品依次进入精选分工序中的一次精选、二次精选,精选后产品进入混合精矿池,二次精选尾矿返回一次精选,一次精选尾矿返回浮选工序中的粗选分工序,粗选尾矿进入扫选分工序,扫选后的精矿返回浮选工序中的粗选分工序,扫选尾矿进入尾矿池,经过矿泥浮选工序⑧的混合精矿镍品位4%-7%,铜品位0.8%~1.5%。
该方法,在浮选工序⑧中采用40%~60%的高浓度调浆并加入矿浆分散剂水玻璃,单耗用量500g/t,矿浆经加水稀释至浓度15%~25%的矿浆后进行浮选,采用分段加药的方式添加选矿药剂,所用调整剂为碳酸钠,单耗用量530g/t,活化剂为硫酸铜,单耗用量60g/t,抑制剂为纤维素,单耗用量1050g/t,捕收剂为丁基黄药,单耗用量110g/t,起泡剂单耗用量110g/t,所述的选矿药剂分别用水溶解,配置成浓度10%的水溶液,单独加入。
本发明的从硫化铜镍矿石洗矿矿浆中回收镍金属的选矿方法解决了现有技术存在的金属回收率低、精矿品位低、工艺操作不稳定等难题。该方法工艺先进,实现了洗矿矿浆中物料的泥砂分选,通过矿砂储仓均匀给料,保证操作连续稳定,采用高浓度调浆低浓度浮选的原则将矿泥单独处理;生产成本低,因矿砂并入主流程选别,仅对矿泥部分单独处理,成本降低10%以上;有价金属综合回收率高,针对矿石性质将矿砂与矿泥分别处理,镍精矿品位可稳定在4%~7%,镍金属回收率可提高1%以上,铜金属回收率可提高以上0.9%以上,是一种较理想的从铜镍硫化矿物洗矿矿浆中回收镍金属的选矿方法。
附图说明
下面结合附图说明及具体实施方式对本发明做进一步说明。
图1为硫化铜镍矿石洗矿矿浆中回收镍金属选矿方法的工艺流程图。
图中1为洗矿矿浆重选工序,2为矿砂储存、脱水工序,3为开路磨矿工序,4为检查筛分工序,5为闭路磨矿工序,6为浮选工序,7为浓密机浓缩脱水工序,8为矿泥浮选工序。
具体实施方式
下面利用附图和具体实例对本发明作进一步描述。
参照图1,一种从有色金属洗矿矿浆回收金属的选矿方法依次包含以下步骤:
洗矿矿浆重选工序1,通过φ219mm管路将碎矿车间洗矿矿浆采用自流方式输送至11台BL-1500B螺旋溜槽,利用螺旋溜槽对碎矿车间洗矿矿浆中的镍矿物按密度进行分级,进行脱泥、脱水,使矿浆中矿泥与矿砂分离,获得的重选精矿即矿砂产品,其镍品位≥1%,铜品位≥0.3%;
矿砂储存、脱水工序2,工序1给入的矿砂在堆砌的矿砂储仓内进行自然脱水并储存,目的是储存足量的矿砂供下段工序的连续稳定,并脱除过多水分保证磨机的磨矿浓度;
开路磨矿工序3,将脱水后的重选精矿利用一台抓斗吊车将其给入一个给矿漏斗,经皮带给入φ1200×2400溢流型球磨机再磨,进行开路磨矿后输送至1500t/d主流程系统φ500水利旋流器处进行检查筛分,其开路磨矿-200目,且-200的含量为35%~50%;
检查筛分工序4,经开路磨矿的矿砂随主流程一段分级机溢流矿浆进入两台φ500水利旋流器进行检查筛分,细度要求为-200目,且-200的含量为75%,合格粒级输送至浮选工序6进行选别,不合格粒级输送至闭路磨矿工序5进行闭路磨矿;
闭路磨矿工序5,工序4给入的产品在此进入一台φ2700×3600溢流型球磨机闭路磨矿,磨矿产品返回检查筛分工序4,磨矿浓度65%~70%,磨矿细度30%~40%,因洗矿矿浆中含有部分未达到单体解离的有用矿物,如包裹体,需要进行闭路再磨保证矿物单体解离度;
6、浮选工序,浮选由三次粗选、二次扫选、一次精选粗选、一次精选扫选,二次扫选精选分工序组成,在磨矿后的矿浆中加入选矿药剂后进入浮选工序中的粗选分工序,粗选后的产品进入混合精矿池,一次粗选后的尾矿依次进入二次粗选、三次粗选、一次扫选、二次扫选,扫选后的尾矿进入尾矿池,二次扫选后的产品返回一次扫选,一次扫选后的产品返回三次粗选,三次粗选与二次粗选产品进入精选粗选分工序,精选粗选后的产品进入混合精矿池,尾矿进入精选扫选分工序,精选扫选后的产品依次进入一次扫选精选、二次扫选精选,二次扫选精选的产品进入混合精矿池,尾矿返回一次扫选精选,一次扫选精选尾矿返回精选扫选,精选扫选尾矿返回检查筛分处水利旋流器,经过浮选工序6的混合精矿镍品位可达到6%~8%,铜品位可达到1%~1.6%,尾矿镍品位≤0.2,铜品位≤0.04;
浓密机浓缩脱水工序7,工序1回收的重选尾矿即矿泥部分在浓密机中进行浓缩脱水;
矿泥浮选工序8,经脱水的矿泥在搅拌桶内进行高浓度调浆并加入分散剂水玻璃,单耗用量500g/t,通过加水稀释矿浆浓度至15%-25%进行低浓度浮选,采用分段加药方式进行加药,药剂种类如下,调整剂碳酸钠,单耗用量530g/t,活化剂硫酸铜,单耗用量60g/t,抑制剂羧甲基纤维素,单耗用量1050g/t,捕收剂丁基黄药,单耗用量110g/t,复合捕收起泡剂为复合药剂C125,单耗用量110g/t,矿泥进入矿泥浮选工序中的粗选分工序,粗选分工序后的产品依次进入精选分工序中的一次精选、二次精选,精选后产品进入混合精矿池,二次精选尾矿返回一次精选,一次精选尾矿返回浮选工序中的粗选分工序,粗选尾矿进入扫选分工序,扫选后的精矿返回浮选工序中的粗选分工序,扫选尾矿进入尾矿池,经过矿泥浮选工序8的混合精矿镍品位4%~7%,铜品位0.8%~1.5%。
Claims (2)
1.一种从硫化铜镍矿石洗矿矿浆中回收镍金属的选矿方法,包括对洗矿矿浆进行泥砂分选,矿砂再磨浮选,矿泥单独处理的过程,其特征是依次包括以下步骤:
①洗矿矿浆重选工序,利用螺旋溜槽对碎矿车间洗矿矿浆中的镍矿物按密度进行分级,获得经过脱泥脱水的重选精矿即矿砂产品,其镍品位≥1%,铜品位≥0.3%;
②矿砂储存、脱水工序,工序①给入的矿砂在储仓内进行自然脱水并储存;
③开路磨矿工序,将脱水后的重选精矿进行开路磨矿后输送至1500t/d主流程系统水利旋流器处进行检查分级,其开路磨矿细度在-200目,且-200目的含量为35%-50%;
④检查筛分工序,经开路磨矿的矿砂随主流程一段分级机溢流矿浆进行检查筛分,细度要求为-200目,且-200目的含量为75%,合格粒级输送至浮选工序⑥进行选别,不合格粒级输送至闭路磨矿工序⑤进行闭路磨矿;
⑤闭路磨矿工序,工序④给入的产品在此进行闭路磨矿,磨矿产品返回检查筛分工序④,磨矿浓度65%-70%,磨矿细度要求为-200目,且-200目的含量为30-40%;
⑥浮选工序,浮选由三次粗选、二次扫选、一次精选粗选、一次精选扫选,二次扫选精选五个分工序组成,工序④给入的矿浆加入选矿药剂后进入浮选工序中的粗选分工序,粗选后的产品进入混合精矿池,一次粗选后的尾矿依次进入二次粗选、三次粗选、一次扫选、二次扫选,二次扫选后的尾矿进入尾矿池,二次扫选后的产品返回一次扫选,一次扫选后的产品返回三次粗选,三次粗选与二次粗选产品进入精选粗选分工序,精选粗选后的产品进入混合精矿池,尾矿进入精选扫选分工序,精选扫选后的产品依次进入一次扫选精选、二次扫选精选,二次扫选精选的产品进入混合精矿池,尾矿返回一次扫选精选,一次扫选精选尾矿返回精选粗选,精选扫选尾矿返回检查分级处水力旋流器,经过浮选工序⑥的混合精矿镍品位可达到6%-8%,铜品位可达到1%-1.6%,尾矿镍品位≤0.2,铜品位≤0.04;
⑦浓密机浓缩脱水工序,工序①回收的重选尾矿即矿泥部分在浓密机中进行浓缩脱水;
⑧矿泥浮选工序,经脱水的矿泥在搅拌桶内进行高浓度调浆并加入分散剂,通过加水稀释矿浆进行低浓度浮选,向矿浆内依次加入调整剂、活化剂、抑制剂、捕收剂、起泡剂,选矿药剂后进入矿泥浮选工序中的粗选分工序,粗选分工序后的产品依次进入精选分工序中的一次精选、二次精选,精选后产品进入混合精矿池,二次精选尾矿返回一次精选,一次精选尾矿返回浮选工序中的粗选分工序,粗选尾矿进入扫选分工序,扫选后的精矿返回浮选工序中的粗选分工序,扫选尾矿进入尾矿池,经过矿泥浮选工序⑧的混合精矿镍品位4%-7%,铜品位0.8%~1.5%。
2.根据权利要求1所述的一种从硫化铜镍矿石洗矿矿浆中回收镍金属的选矿方法,其特征是在浮选工序⑧中采用40%~60%的高浓度调浆并加入矿浆分散剂水玻璃,单耗用量500g/t,矿浆经加水稀释至浓度15%~25%的矿浆后进行浮选,采用分段加药的方式添加选矿药剂,所用调整剂为碳酸钠,单耗用量530g/t,活化剂为硫酸铜,单耗用量60g/t,抑制剂为纤维素,单耗用量1050g/t,捕收剂为丁基黄药,单耗用量110g/t,起泡剂单耗用量110g/t,所述的选矿药剂分别用水溶解,配置成浓度10%的水溶液,单独加入。
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PP01 | Preservation of patent right | ||
PP01 | Preservation of patent right |
Effective date of registration: 20180524 Granted publication date: 20130227 |
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PD01 | Discharge of preservation of patent | ||
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Date of cancellation: 20190125 Granted publication date: 20130227 |