CN102423728A - 一种含铜硫化镍矿的浮选方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种含铜硫化镍矿的浮选方法,针对浮选过程中含镍硫化物易氧化问题,提供了一种既能保证含镍硫化物不被氧化又能使部分被氧化的镍矿物活化的浮选方法,即在含铜硫化镍矿磨矿作业中加入镍硫化物的抗氧化剂亚硫酸盐,在浮选作业前加入等重量的活化剂硫酸盐,由此既保证了充足的抗氧化剂用量,又满足了阻止或延缓镍硫化物被氧化的需要,而且还对含镍硫化物如镍黄铁矿等具有活化作用,采用本发明的抗氧化方法,较常规不加抗氧化剂的浮选而言,铜镍混合精矿的品位可以提高约1个百分点,铜回收率提高0~2个百分点,镍回收率可提高4~6个百分点。
Description
技术领域
本发明涉及一种含铜硫化镍矿浮选方法,属于选矿领域。
背景技术
我国镍矿资源主要特点是储量分布高度集中,仅甘肃金川镍矿,其储量就占全国总储量的63.9%,新疆喀拉通克、黄山和黄山东三个铜镍矿的储量也占到全国总保有储量的12.2%。我国镍矿主要是硫化铜镍矿,占全国总保有储量的86%,其次是红土镍矿,占全国总保有储量的9.6%。已知含镍矿物约50余种,最主要的含镍硫化物有镍黄铁矿、紫硫镍矿、红砷镍矿等,有相当一部分镍以类质同象赋存于磁黄铁矿中,硫化镍矿床普遍含铜,常称含铜硫化镍矿床。
浮选是处理含铜硫化镍矿的主要选矿方法,而磁选和重选则为辅助的选矿方法。浮选采用硫化铜矿物的捕收剂和起泡剂。一般情况下,选别含铜低于镍的矿石时,通常采用混合浮选的方法得到铜镍混合精矿,再由所得铜镍混合精矿直接冶炼成高冰镍,然后经破碎和磨浮工艺,最后电解获得最终产品电解镍。含铜硫化镍矿中的铜主要以黄铜矿形式产出,但常分散于蛇纹石及磁铁矿中,含铜硫化镍矿中的镍主要以紫硫镍矿,其次为镍黄铁矿、磁黄铁矿等形式产出,由于铂族金属矿物通常与镍、铜硫化物共生且嵌布粒度微细,大多数硫化物呈集合体存在或成群分布于镍矿物中,铂钯除含于硫化物之外,与磁铁矿和脉石有关的铂钯矿物则通常嵌布于矿石中的薄弱部位,当矿石磨至-0.074mm时,绝大多数铜、镍、铂族金属矿物获得单体解离,由于含镍硫化矿物暴露在空气中容易氧化,一旦矿物表面受到氧化,矿物表面形成的亲水基团极容易和浮选体系的液相水分子作用,形成亲水膜,进而覆盖在矿物表面,使得矿物表面亲水,导致浮选过程镍矿物的可浮性下降,其结果是镍矿物以及以其共生的铂钯矿物在浮选过程中得不到有效回收,镍回收率和伴生贵金属回收率随之下降。
混合浮选法生产铜镍混合精矿是含铜硫化镍矿的主要加工处理方法之一,由于含镍硫化矿物的氧化通常使得其可浮性下降,导致镍及其伴生贵金属回收率降低,因此,对于含铜硫化镍矿的浮选,控制含镍硫化矿的氧化过程,在浮选中起着至关重要的作用。
本发明要解决的就是在浮选过程中,含镍硫化物易氧化的问题,对此目前还没有详细的抗氧化技术报道。在实际含铜硫化镍矿浮选过程中,浮选通常采用常规硫化铜矿物的捕收剂和起泡剂如丁基黄药和2号油,有时为了避免脉石矿物泥化对浮选过程造成影响,也加入一定量的矿泥分散剂如硅酸钠在浮选机中进行搅拌和充气浮选,无论是何种类型的浮选机,搅拌的作用在于将矿浆搅拌均匀便于浮选药剂之间的相互作用,充气的作用则在于形成大小适中的气泡将有用矿物携带出来形成矿化泡沫(泡沫精矿),由于有氧体系中硫化铜矿不易氧化,而含镍硫化矿物如磁黄铁矿、镍黄铁矿则易氧化而亲水,在实际生产操作中,硫化铜矿物浮选分离往往采用较强充气搅拌作用或过度充气来实现,此方法用于镍矿浮选,必然造成镍矿物可浮性下降,降低镍的回收率。
发明内容
针对含铜硫化镍矿浮选过程中含镍硫化物易氧化问题,本发明提供了一种含铜硫化镍矿浮选的方法,是一种具有抗氧化和活化作用的浮选方法。
将含铜硫化镍矿放入磨矿机中湿磨,同时在磨矿过程中加入抗氧化剂,磨矿后,在粗选、扫选作业前搅拌调浆时添加分散剂,再加入活化剂、捕收剂、起泡剂进行浮选,经过一次粗选、二次扫选和二次精选后,得到铜镍混合精矿和尾矿。
本发明通过在浮选过程中添加防止含镍硫化物氧化的抗氧化剂,同时在粗选、扫选作业前加入一定量的硫酸盐来完成浮选过程,既保证了镍硫化物不被氧化,又使部分被氧化的镍硫化物活化,促进了黄药、黑药等硫化矿捕收剂在矿物表面的有效吸附,从而提高镍的回收率。
本发明的处理对象是含铜硫化镍矿,其中镍矿物主要以镍黄铁矿、紫硫镍矿、含镍磁黄铁矿形式存在。
本发明方法通过如下具体步骤实现:
将含铜硫化镍矿石湿磨至-200目的重量比占80%~90%,同时在磨矿机内添加500~1000克/吨亚硫酸盐,在粗选、扫选作业前搅拌调浆时加入1000~1500克/吨分散剂,再加入500~1000克/吨的硫酸盐、150~200克/吨捕收剂、60~80克/吨起泡剂进行浮选,经过一次粗选、二次扫选和二次精选后,产出铜镍混合精矿和尾矿,粗选、扫选和精选为常规浮选方法。
本发明中所述亚硫酸盐为亚硫酸钠或偏亚硫酸钠。
本发明中分散剂为硅酸钠(水玻璃)或六偏磷酸钠。
本发明中所述硫酸盐为硫酸铜或硫酸铵。
本发明中所述捕收剂为丁基黄药与丁铵黑药按4:1重量比混合而成的组合捕收剂。
本发明中所述起泡剂为常规使用的2号油。
该抗氧化剂用于“气-液-固”三相浮选体系中,不仅可以防止含镍硫化矿物的氧化,而且可将部分氧化的含镍硫化矿物表面通过添加硫酸盐在矿物表面生成一种稳定的金属硫化物薄膜而得到活化,但使用中,如果抗氧化剂用量不足,则易造成部分含镍硫化物表面被氧化,镍浮选回收率降低;如果抗氧化剂过量,则又会造成矿物表面亲水基团的物理吸附,从而影响含镍硫化矿物的可浮性,因此在生产实践中,抗氧化剂的用量是具有抗氧化又具有活化作用的浮选方法的关键点。
与现有技术相比,本发明有如下的优点:
1、本发明方法在不改变现有流程及设备基础上,通过在湿式磨矿机内添加抗氧化剂,尽可能早地防止了含镍硫化物氧化。
2、本发明方法既保证了防止含镍硫化物被氧化的用量,又对部分被氧化的含镍硫化物起到活化作用,且操作简单。
3、与常规不加抗氧化剂的浮选方法相比,采用本发明的抗氧化浮选方法,金属回收率提高,铜镍混合精矿的品位可以提高约1个百分点,铜回收率提高0~2个百分点,镍回收率可提高4~6个百分点。
附图说明
图1是本发明含铜硫化镍矿浮选工艺流程示意图。
具体实施方式
下面结合附图和实施例对本发明作进一步详细说明,但本发明的保护范围不限于所述内容。
实施例1:本含铜硫化镍矿浮选方法,具体操作步骤如下:
含铜硫化镍矿原矿样性质如下:Cu 0.17%(质量百分含量,下同),氧化率8.96%; Ni0.22%,氧化率25%;CaO 2.57%;MgO 30.90%;Al2O3 2.16%;SiO2 35.93%;Fe2O3 6.63%;Pt 1.7 g/t,Pd 2.32g/t。
第一组试验是将上述含铜硫化镍矿石湿磨至-200目的重量比占90%,并在磨矿过程中加入亚硫酸钠500克/吨,在粗选、扫选作业前搅拌调浆时加入硅酸钠总量1500克/吨,再加入硫酸铜总量500克/吨、常规丁基黄药与丁铵黑药组合的捕收剂(丁基黄药:丁铵黑药=4:1)总量200克/吨、起泡剂2号油总量80克/吨进行浮选,经过一次粗选、二次扫选和二次精选后,产出铜镍混合精矿和尾矿。
第二组试验基本步骤和过程与第一组试验完全相同,只是将抗氧化剂亚硫酸钠的加入量提高至1000克/吨,同时加入与抗氧化剂用量相同的活化剂硫酸铜,具体浮选技术指标见表1。
表1 含铜硫化镍矿浮选体系不同抗氧化条件得到的选矿指标对比
由表1中的数据可见,在亚硫酸钠用量较低为500克/吨时,此时加入的亚硫酸钠为适宜用量,且加入等重量的活化剂硫酸铜时抗氧化和活化作用效果明显,混合精矿品位提高了0.89个百分点,在铜的品位和回收率基本保持不变的情况下,镍回收率提高了6.31个百分点;而当亚硫酸钠用量升高到1000克/吨时,加入等摩尔量的硫酸铜的抗氧化和活化效果不明显,表明此时用量已过量,与不加抗氧化剂相比,混合精矿品位仅提高0.32个百分点,在铜品位和回收率基本保持不变的情况下,镍回收率仅提高了0.97个百分点。
实施例2:本含铜硫化镍矿浮选方法,具体操作步骤如下:
含铜硫化镍矿原矿样性质如下:Cu 0.38%(质量百分含量,下同),氧化率15.12%; Ni0.58%,氧化率12%;CaO 9.15%;MgO 12.39%;Al2O3 8.69%;SiO2 43%;Fe2O3 6.63%;Pt 2.13g/t,Pd 2.39g/t。
第一组试验是将上述含铜硫化镍矿石湿磨至-200目的重量比占80%,并在磨矿过程中加入亚硫酸钠500克/吨,在粗选、扫选作业前搅拌调浆时加入硅酸钠总量1200克/吨,再加入活化剂硫酸铵总量500克/吨,常规丁基黄药与丁铵黑药组合的捕收剂(丁基黄药:丁铵黑药=4:1)总量150克/吨、起泡剂2号油总量70克/吨进行浮选,经过一次粗选、二次扫选和二次精选后,产出铜镍混合精矿和尾矿。
第二组试验基本步骤和过程与第一组试验完全相同,只是将抗氧化剂亚硫酸钠的加入量提高至1000克/吨,同时加入与抗氧化剂用量相同的活化剂硫酸铵1000克/吨,具体浮选技术指标见表2。
表2 :含铜硫化镍矿浮选体系不同抗氧化条件得到的选矿指标对比
由表2中的数据可见,在亚硫酸钠用量较低为500克/吨时,此时加入的亚硫酸钠为适量,加入等重量的活化剂硫酸铵时抗氧化和活化作用效果明显,与实施例1相类似,混合精矿中铜品位提高了0.35个百分点、镍品位提高了0.56个百分点,铜回收率增加了2.24个百分点,镍回收率提高了4.4个百分点;而当亚硫酸钠用量升高到1000克/吨时,加入等等重量的活化剂硫酸铵1000克/吨其抗氧化和活化效果不明显,表明此时用量已过量,与不加抗氧化剂相比,混合精矿品位仅提高0.39个百分点,铜回收率提高了2.06个百分点,镍回收率仅提高了1.42个百分点。
实施例3:本含铜硫化镍矿浮选方法,具体操作步骤如下:
含铜硫化镍矿原矿样性质如下:Cu 0.25%(质量百分含量,下同),氧化率10.21%; Ni 0.35%,氧化率20%;CaO 5.57%;MgO 21.90%;Al2O3 4.16%;SiO2 39.93%;Fe2O3 6.63%;Pt 2.1 g/t,Pd 2.34g/t。
第一组试验是将上述含铜硫化镍矿石湿磨至-200目的重量比占85%,并在磨矿过程中加入偏亚硫酸钠750克/吨,在粗选、扫选作业前搅拌调浆时加入六偏磷酸钠总量1000克/吨,再加入等重量的活化剂硫酸铜750克/吨、常规丁基黄药与丁铵黑药组合的捕收剂(丁基黄药:丁铵黑药=4:1)总量180克/吨、起泡剂2号油总量60克/吨进行浮选,经过一次粗选、二次扫选和二次精选后,产出铜镍混合精矿和尾矿。
第二组试验基本步骤和过程与第一组试验完全相同,只是将抗氧化剂偏亚硫酸钠的加入量提高至1000克/吨,同时加入与抗氧化剂用量相同的活化剂硫酸铜1000克/吨,具体浮选技术指标见表3。
表3:含铜硫化镍矿浮选体系不同抗氧化条件得到的选矿指标对比
由表3中的数据可见,在亚硫酸钠用量较低为750克/吨时,此时加入的亚硫酸钠为较适宜用量,且加入等重量的活化剂硫酸铜时抗氧化和活化作用效果明显,与实施例1相类似,混合精矿中铜品位提高了0.25个百分点、镍品位提高了0.44个百分点,铜回收率基本保持不变,镍回收率提高了4.05个百分点;而当亚硫酸钠用量升高到1000克/吨时,加入等重量的活化剂硫酸铵1000克/吨其抗氧化和活化效果不明显,表明此时用量已过量,与不加抗氧化剂相比,混合精矿品位仅提高0.44个百分点,铜回收率基本保持不变,镍回收率仅提高了3.12个百分点。
Claims (7)
1.一种含铜硫化镍矿的浮选方法,其特征在于:将含铜硫化镍矿放入磨矿机中湿磨,同时在磨矿过程中添加抗氧化剂,磨矿后,在粗选、扫选作业前搅拌调浆时添加分散剂、再加入活化剂、捕收剂、起泡剂进行浮选,经过一次粗选、二次扫选和二次精选后,得到铜镍混合精矿和尾矿。
2.根据权利要求1所述的含铜硫化镍矿的浮选方法,其特征在于:将含铜硫化镍矿石湿磨至-200目的重量比占80%~90%,同时在磨矿机内添加500~1000克/吨亚硫酸盐,在粗选、扫选作业前搅拌调浆时加入1000~1500克/吨分散剂,再加入500~1000克/吨的硫酸盐、150~200克/吨捕收剂、60~80克/吨起泡剂进行浮选,经过一次粗选、二次扫选和二次精选后,产出铜镍混合精矿和尾矿。
3.根据权利要求2所述的含铜硫化镍矿的浮选方法,其特征在于:亚硫酸盐为亚硫酸钠或偏亚硫酸钠。
4.根据权利要求1或2所述的含铜硫化镍矿的浮选方法,其特征在于:分散剂为硅酸钠或六偏磷酸钠。
5.根据权利要求2所述的含铜硫化镍矿的浮选方法,其特征在于:硫酸盐为硫酸铜或硫酸铵。
6.根据权利要求1或2所述的含铜硫化镍矿的浮选方法,其特征在于:捕收剂为丁基黄药与丁铵黑药按4:1重量比混合而成的组合捕收剂。
7.根据权利要求1或2所述的含铜硫化镍矿的浮选方法,其特征在于:起泡剂为2号油。
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