CN102441495A - 一种降低铜镍精矿中氧化镁含量的浮选方法 - Google Patents
一种降低铜镍精矿中氧化镁含量的浮选方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN102441495A CN102441495A CN2011103100417A CN201110310041A CN102441495A CN 102441495 A CN102441495 A CN 102441495A CN 2011103100417 A CN2011103100417 A CN 2011103100417A CN 201110310041 A CN201110310041 A CN 201110310041A CN 102441495 A CN102441495 A CN 102441495A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- concentrate
- sections
- section
- tailings
- cleaning
- 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.)
- Granted
Links
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 229
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 41
- CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N magnesium oxide Inorganic materials [Mg]=O CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 40
- 229910000570 Cupronickel Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 36
- YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N copper nickel Chemical compound [Ni].[Cu] YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 36
- 238000005188 flotation Methods 0.000 title claims abstract description 22
- 239000000395 magnesium oxide Substances 0.000 title claims abstract description 21
- AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N magnesium;oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[Mg+2] AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title abstract 2
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 claims abstract description 131
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims abstract description 76
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims abstract description 13
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims abstract description 10
- 238000010926 purge Methods 0.000 claims description 40
- 239000002516 radical scavenger Substances 0.000 claims description 32
- 238000007667 floating Methods 0.000 claims description 17
- 230000018044 dehydration Effects 0.000 claims description 16
- 238000006297 dehydration reaction Methods 0.000 claims description 16
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 16
- BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N ammonium sulfate Chemical compound N.N.OS(O)(=O)=O BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 15
- 229910052921 ammonium sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 15
- 235000011130 ammonium sulphate Nutrition 0.000 claims description 15
- 241001062472 Stokellia anisodon Species 0.000 claims description 8
- 238000005273 aeration Methods 0.000 claims description 8
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims description 6
- 230000011218 segmentation Effects 0.000 claims description 4
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 42
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 abstract description 21
- 239000000463 material Substances 0.000 abstract description 2
- 230000002000 scavenging effect Effects 0.000 abstract 2
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 description 8
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 description 8
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 3
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 3
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000005266 casting Methods 0.000 description 2
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 2
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 2
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 2
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 2
- 239000011347 resin Substances 0.000 description 2
- 229920005989 resin Polymers 0.000 description 2
- 230000000630 rising effect Effects 0.000 description 2
- WYTGDNHDOZPMIW-RCBQFDQVSA-N alstonine Natural products C1=CC2=C3C=CC=CC3=NC2=C2N1C[C@H]1[C@H](C)OC=C(C(=O)OC)[C@H]1C2 WYTGDNHDOZPMIW-RCBQFDQVSA-N 0.000 description 1
- 230000004075 alteration Effects 0.000 description 1
- 230000007797 corrosion Effects 0.000 description 1
- 238000005260 corrosion Methods 0.000 description 1
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 1
- 239000003814 drug Substances 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 239000004088 foaming agent Substances 0.000 description 1
- 230000004927 fusion Effects 0.000 description 1
- 238000010298 pulverizing process Methods 0.000 description 1
- 239000011435 rock Substances 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 1
- 230000031068 symbiosis, encompassing mutualism through parasitism Effects 0.000 description 1
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明公开了一种降低铜镍精矿中氧化镁含量的浮选方法，一段磨原矿，一段一次精选一段粗选精矿，精扫一段一次精选尾矿；一段二次精选一段一次精选精矿和精扫选精矿，一段一次精选一段二次精选尾矿；一段二次精选精矿脱水；二段磨一段粗选尾矿和精扫选尾矿，一次扫选二段粗选尾矿，二段一次精选二段粗选精矿，二段磨矿一次扫选精矿和二段一次精选尾矿；二次扫选一次扫选尾矿，二段粗选二次扫选精矿；二段二次精选二段一次精选精矿；二段一次精选二段二次精选尾矿；二段三次精选二段二次精选精矿，二段二次精选二段三次精选尾矿，二段三次精选精矿脱水。本浮选方法采用阶段磨矿、分段精选，兼顾铜镍精矿镍品位和回收率，为闪速熔炼提供合格原料。
Description
技术领域
本发明属于选矿技术领域，涉及一种铜镍矿选矿精选作业中氧化镁的控制方法，具体涉及一种降低铜镍精矿中氧化镁含量的浮选方法。
背景技术
浮选得到的铜镍精矿中含有氧化镁，将该铜镍精矿在镍闪速炉熔炼中熔炼时，炉渣的熔化温度和粘度随铜镍精矿中氧化镁含量的增加而增加，导致炉内熔点升高，流动性降低，而且影响炉窑的安全运行，即造成炉体渗漏，炉寿命短，增加了安全隐患。同时，由于镍的熔点为1453 ℃，氧化镁的熔点在1600℃以上，铜镍精矿中氧化镁含量过高不但会造成冶炼成本增加，而且会造成炉渣相粘度过大，导致冶炼炉结瘤，渣相分离困难，降低冶炼回收率。
目前，普遍采用浮选方法对铜镍硫化矿进行回收，得到铜镍精矿，而在浮选过程中存在着提高精矿品位、回收率及降低铜镍精矿中氧化镁含量的问题。
发明内容
为了克服上述现有技术中存在的问题，本发明的目的是提供一种降低铜镍精矿中氧化镁含量的浮选方法，得到高镍低镁的铜镍精矿，为闪速熔化提供合格的原料。
为实现上述目的，本发明所采用的技术方案是，一种降低铜镍精矿中氧化镁含量的浮选方法，采用阶段磨矿、分段精选，兼顾铜镍精矿的品位和回收率，为闪速熔炼提供合格的原料，该浮选方法具体按以下步骤进行：
步骤1：采用现有磨矿装置对原矿进行一段磨矿，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的65%～70%，矿浆重量百分比浓度为28%±3%时，进行一段粗选，得到一段粗选精矿和一段粗选尾矿；
步骤2：将步骤1得到的一段粗选精矿制成重量百分比浓度为15%～23%的矿浆，进行一段一次精选，精选时的充气量为0.4m3/m2·min～0.5m3/m2·min，得到一段一次精选精矿和一段一次精选尾矿；
步骤3：对步骤2中的一段一次精选尾矿进行精扫，得到精扫选精矿和精扫选尾矿；
步骤4：将步骤2得到的一段一次精选精矿和步骤3得到的精扫选精矿进行一段二次精选，得到一段二次精选精矿和一段二次精选尾矿，将该一段二次精选尾矿返回到步骤2，与一段粗选精矿混合后再进行一段一次精选；将一段二次精选精矿经精矿脱水后送闪速冶炼；
步骤5：将步骤1得到的一段粗选尾矿和步骤3得到的精扫选尾矿进行二段磨矿，二段磨矿的浮选重量百分比浓度为22%±3%，在二段闭路磨矿中，当二段磨矿后的矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比为矿浆总重量的80%～85%时，进行二段粗选，得到二段粗选精矿和二段粗选尾矿；
步骤6：将步骤5得到的二段粗选尾矿进行一次扫选，产生一次扫选精矿和一次扫选尾矿，
将步骤5得到的二段粗选精矿进行二段一次精选，产生二段一次精选尾矿和二段一次精选精矿，
将一次扫选精矿和二段一次精选尾矿再送入二段磨矿；
将一次扫选尾矿进行二次扫选，得到二次扫选尾矿和二次扫选精矿，将二次扫选精矿再进行二段粗选，二次扫选的尾矿进入尾矿脱水工序；
步骤7：将步骤6得到的二段一次精选精矿进行二段二次精选，产生二段二次精选精矿和二段二次精选尾矿；
将二段二次精选尾矿送入二段一次精选，再次进行二段一次精选；
步骤8：将步骤7中的二段二次精选精矿进行二段三次精选，产生二段三次精选精矿和二段三次精选尾矿，将二段三次精选尾矿再返回二段二次精选，二段三次精选精矿送入精矿脱水工序。
本发明方法采用阶段性磨矿，强化了阶段磨矿和精选作业的效率，符合镍矿“快选早收”的要求，同时，在一段磨矿中添加调整剂硫酸铵等药剂，保证精矿镍品位的同时，降低了铜镍精矿中氧化镁的含量，为闪速熔化提供了合格的原料。
附图说明
附图是本发明浮选方法的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图和具体实施方式对本发明进行详细说明。
通常情况下，含氧化镁的脉石矿物与铜镍硫化矿物共生，而镍精矿闪速熔炼工艺要求提供高镍低镁原料．即浮选得到的铜镍精矿中镍的含量>6.0％、氧化镁的含量 <6.8％。采用传统浮选方法回收铜镍精矿时，该精矿中氧化镁的含量随精矿品位的提高而降低，但回收率也随精矿品位的提高而降低，为了兼顾精矿品位和回收率，传统浮选方法回收的铜镍精矿中氧化镁的含量大于6.8％，使得闪速熔炼时炉内物料的熔点升高、流动性降低，导致高冰镍产量下降，并且影响闪速炉的安全运行。为了克服上述现有技术中存在的问题，本发明提供了一种流程图如图1所示的能降低铜镍精矿中氧化镁含量的浮选方法，应用阶段磨矿、分段精选，兼顾铜镍精矿的品位和回收率，为闪速熔炼提供合格的原料，该浮选方法具体按以下步骤进行：
步骤1：采用现有磨矿装置对原矿进行一段磨矿，并按每吨原矿中加入0.683～1kg硫酸铵的比例，在一段磨矿过程中加入硫酸铵，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的65～70%，矿浆重量百分比浓度为28±3%时，进行一段粗选，得到一段粗选精矿和一段粗选尾矿；
浮选介质是影响浮选的一个重要因素。由于金川矿石属超基性岩型矿石，蚀变严重，矿石本身呈碱性；且金川矿山采用胶结充填采矿法，使充填料或多或少地混入矿石中，而充填料碱性较强，因此酸法浮选的酸耗很大，且酸的加入易引起设备的腐蚀。因此，采用在自然pH介质（pH值为7～8）的条件下进行浮选。
步骤2：在步骤1得到的一段粗选精矿中加入水，并控制形成的矿浆的重量百分比浓度为15～23%，进行一段一次精选，精选时的充气量为0.4～0.5m3/m2·min，得到一段一次精选精矿和一段一次精选尾矿；
步骤3：对步骤2中的一段一次精选尾矿进行精扫，得到精扫选精矿和精扫选尾矿；
步骤4：将步骤2得到的一段一次精选精矿和步骤3得到的精扫选精矿进行一段二次精选，得到一段二次精选精矿和一段二次精选尾矿，将该一段二次精选尾矿返回到步骤2，与一段粗选精矿混合后再进行一段一次精选；得到的一段二次精选精矿为最终产品—高镍低镁精矿，将该高镍低镁精矿经精矿脱水后送闪速冶炼；
步骤5：将步骤1得到的一段粗选尾矿和步骤3得到的精扫选尾矿进行二段闭路磨矿，二段磨矿的浮选重量百分比浓度为22±3%，在二段闭路磨矿中，当二段磨矿后的矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比为矿浆总重量的80%～85%时，进行二段粗选，得到二段粗选精矿和二段粗选尾矿；
步骤6：将步骤5得到的二段粗选尾矿进行一次扫选，产生一次扫选精矿和一次扫选尾矿，
将步骤5得到的二段粗选精矿进行二段一次精选，产生二段一次精选尾矿和二段一次精选精矿，
将一次扫选精矿和二段一次精选尾矿再送入二段磨矿；
将一次扫选尾矿进行二次扫选，得到二次扫选尾矿和二次扫选精矿，将二次扫选精矿再进行二段粗选，二次扫选的尾矿作为最终尾矿进入尾矿脱水工序；
步骤7：将步骤6得到的二段一次精选精矿进行二段二次精选，产生二段二次精选精矿和二段二次精选尾矿；
将二段二次精选尾矿送入二段一次精选，再次进行二段一次精选；
步骤8：将步骤7中的二段二次精选精矿进行二段三次精选，产生二段三次精选精矿和二段三次精选尾矿，将二段三次精选尾矿再返回二段二次精选，二段三次精选精矿送入精矿脱水工序。
本发明浮选方法采用阶段磨选、分段精选单独出精矿的工艺流程，能够防止矿石过粉碎，减少矿泥产生，得到镍品位≥6.0%、氧化镁≤6.8%的精矿。解决了矿石嵌布粒度不均，特别是蛇纹石的粒度较细、表面积大、表面能高，极易吸附矿浆中的捕收剂和起泡剂上浮的问题，同时降低了精矿中氧化镁的含量。一段精选直接产出高品位的高镍低镁精矿，二段精选产出低品位的高镁低镍精矿。该两种品位的两个精矿打入分矿箱，其中氧化镁含量低于6.8%的精矿供闪速熔炼。
实施例1
采用现有磨矿装置对原矿进行一段磨矿，并按每吨原矿中加入0.683kg硫酸铵的比例，在一段磨矿过程中加入硫酸铵，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的65%，矿浆重量百分比浓度为28%时，进行一段粗选，得到一段粗选精矿和一段粗选尾矿；在一段粗选精矿中加入水，并控制形成的矿浆的重量百分比浓度为15%，进行一段一次精选，精选时的充气量为0.4m3/m2·min，得到一段一次精选精矿和一段一次精选尾矿；对一段一次精选尾矿进行精扫，得到精扫选精矿和精扫选尾矿；将一段一次精选精矿和精扫选精矿进行一段二次精选，得到一段二选精选精矿和一段二次精选尾矿，将该一段二次精选尾矿返回与一段粗选精矿混合后再进行一段一次精选；将一段二次精选精矿经精矿脱水后送闪速冶炼；将一段粗选尾矿和精扫选尾矿进行二段闭路磨矿，在二段闭路磨矿中，当二段磨矿后的矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比为矿浆总重量的80%，浮选重量百分比浓度为22%时，进行二段粗选，得到二段粗选精矿和二段粗选尾矿；将二段粗选尾矿进行一次扫选，产生一次扫选精矿和一次扫选尾矿，将二段粗选精矿进行二段一次精选，产生二段一次精选尾矿和二段一次精选精矿，将一次扫选精矿和二段一次精选尾矿再送入二段磨矿；将一次扫选尾矿进行二次扫选，得到二次扫选尾矿和二次扫选精矿，将二次扫选精矿再进行二段粗选，二次扫选的尾矿作为最终尾矿进入尾矿脱水工序；将二段一次精选精矿进行二段二次精选，产生二段二次精选精矿和二段二次精选尾矿；二段二次精选尾矿送入二段一次精选，再次进行二段一次精选；将二段二次精选精矿进行二段三次精选，产生二段三次精选精矿和二段三次精选尾矿，将二段三次精选尾矿再返回二段二次精选，二段三次精选精矿送入精矿脱水工序。
原矿的镍品位为0.865%，采用本发明方法浮选得到的铜镍精矿的镍品位为6.09%，该铜镍精矿含氧化镁6.45%，总回收率82.38%，总尾矿品位0.175%。
实施例2
采用现有磨矿装置对原矿进行一段磨矿，并按每吨原矿中加入1kg硫酸铵的比例，在一段磨矿过程中加入硫酸铵，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的70%，矿浆重量百分比浓度为31%时，进行一段粗选，得到一段粗选精矿和一段粗选尾矿；在一段粗选精矿中加入水，并控制形成的矿浆的重量百分比浓度为23%，进行一段一次精选，精选时的充气量为0.5m3/m2·min，得到一段一次精选精矿和一段一次精选尾矿；对一段一次精选尾矿进行精扫，得到精扫选精矿和精扫选尾矿；将一段一次精选精矿和精扫选精矿进行一段二次精选，得到一段二选精选精矿和一段二次精选尾矿，将该一段二次精选尾矿返回与一段粗选精矿混合后再进行一段一次精选；将一段二次精选精矿经精矿脱水后送闪速冶炼；将一段粗选尾矿和精扫选尾矿进行二段闭路磨矿，在二段闭路磨矿中，当二段磨矿后的矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比为矿浆总重量的85%，浮选重量百分比浓度为25%时，进行二段粗选，得到二段粗选精矿和二段粗选尾矿；将二段粗选尾矿进行一次扫选，产生一次扫选精矿和一次扫选尾矿，将二段粗选精矿进行二段一次精选，产生二段一次精选尾矿和二段一次精选精矿，将一次扫选精矿和二段一次精选尾矿再送入二段磨矿；将一次扫选尾矿进行二次扫选，得到二次扫选尾矿和二次扫选精矿，将二次扫选精矿再进行二段粗选，二次扫选的尾矿作为最终尾矿进入尾矿脱水工序；将二段一次精选精矿进行二段二次精选，产生二段二次精选精矿和二段二次精选尾矿；二段二次精选尾矿送入二段一次精选，再次进行二段一次精选；将二段二次精选精矿进行二段三次精选，产生二段三次精选精矿和二段三次精选尾矿，将二段三次精选尾矿再返回二段二次精选，二段三次精选精矿送入精矿脱水工序。
原矿镍品位0.98%，采用本发明方法浮选得到的铜镍精矿的镍品位为6.687%，该铜镍精矿含氧化镁5.275%，总回收率85.15%，总尾矿品位0.17%。
实施例3
采用现有磨矿装置对原矿进行一段磨矿，并按每吨原矿中加入0.8415kg硫酸铵的比例，在一段磨矿过程中加入硫酸铵，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的67.5%，矿浆重量百分比浓度为25%时，进行一段粗选，得到一段粗选精矿和一段粗选尾矿；在一段粗选精矿中加入水，并控制形成的矿浆的重量百分比浓度为19%，进行一段一次精选，精选时的充气量为0.45m3/m2·min，得到一段一次精选精矿和一段一次精选尾矿；对一段一次精选尾矿进行精扫，得到精扫选精矿和精扫选尾矿；将一段一次精选精矿和精扫选精矿进行一段二次精选，得到一段二选精选精矿和一段二次精选尾矿，将该一段二次精选尾矿与一段粗选精矿混合后再进行一段一次精选；将一段二次精选精矿经精矿脱水后送闪速冶炼；将一段粗选尾矿和精扫选尾矿进行二段闭路磨矿，在二段闭路磨矿中，当二段磨矿后的矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比为矿浆总重量的82.5%，浮选重量百分比浓度为19%时，进行二段粗选，得到二段粗选精矿和二段粗选尾矿；将二段粗选尾矿进行一次扫选，产生一次扫选精矿和一次扫选尾矿，将二段粗选精矿进行二段一次精选，产生二段一次精选尾矿和二段一次精选精矿，将一次扫选精矿和二段一次精选尾矿再送入二段磨矿；将一次扫选尾矿进行二次扫选，得到二次扫选尾矿和二次扫选精矿，将二次扫选精矿再进行二段粗选，二次扫选的尾矿作为最终尾矿进入尾矿脱水工序；将二段一次精选精矿进行二段二次精选，产生二段二次精选精矿和二段二次精选尾矿；将二段二次精选尾矿送入二段一次精选，再次进行二段一次精选；将二段二次精选精矿进行二段三次精选，产生二段三次精选精矿和二段三次精选尾矿，将二段三次精选尾矿再返回二段二次精选，二段三次精选精矿送入精矿脱水工序。
原矿的镍品位为0.96%，采用本发明方法浮选得到的铜镍精矿的镍品位为6.68%，该铜镍精矿含氧化镁6.075%，总回收率85.15%，总尾矿品位0.17%。
实施例4
采用现有磨矿装置对原矿进行一段磨矿，并按每吨原矿中加入0.7623kg硫酸铵的比例，在一段磨矿过程中加入硫酸铵，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的66.5%，矿浆重量百分比浓度为29.5%时，进行一段粗选，得到一段粗选精矿和一段粗选尾矿；在一段粗选精矿中加入水，并控制形成的矿浆的重量百分比浓度为17%，进行一段一次精选，精选时的充气量为0.425m3/m2·min，得到一段一次精选精矿和一段一次精选尾矿；对一段一次精选尾矿进行精扫，得到精扫选精矿和精扫选尾矿；将一段一次精选精矿和精扫选精矿进行一段二次精选，得到一段二选精选精矿和一段二次精选尾矿，将该一段二次精选尾矿返回与一段粗选精矿混合后再进行一段一次精选；得到的一段二次精选精矿为最终产品—高镍低镁精矿，将该高镍低镁精矿经精矿脱水后送闪速冶炼；将一段粗选尾矿和精扫选尾矿进行二段闭路磨矿，在二段闭路磨矿中，当二段磨矿后的矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比为矿浆总重量的81%，浮选重量百分比浓度为23.5%时，进行二段粗选，得到二段粗选精矿和二段粗选尾矿；将二段粗选尾矿进行一次扫选，产生一次扫选精矿和一次扫选尾矿，将二段粗选精矿进行二段一次精选，产生二段一次精选尾矿和二段一次精选精矿，将一次扫选精矿和二段一次精选尾矿再送入二段磨矿；将一次扫选尾矿进行二次扫选，得到二次扫选尾矿和二次扫选精矿，将二次扫选精矿再进行二段粗选，二次扫选的尾矿作为最终尾矿进入尾矿脱水工序；将二段一次精选精矿进行二段二次精选，产生二段二次精选精矿和二段二次精选尾矿；将二段二次精选尾矿送入二段一次精选，再次进行二段一次精选；将二段二次精选精矿进行二段三次精选，产生二段三次精选精矿和二段三次精选尾矿，将二段三次精选尾矿再返回二段二次精选，二段三次精选精矿送入精矿脱水工序。
原矿的镍品位为0.965%，采用本发明方法浮选得到的铜镍精矿的镍品位为9.852%，该铜镍精矿含氧化镁6.075%，总回收率84.79%，总尾矿品位0.17%。
实施例5
采用现有磨矿装置对原矿进行一段磨矿，并按每吨原矿中加入0.9208kg硫酸铵的比例，在一段磨矿过程中加入硫酸铵，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的69%，矿浆重量百分比浓度为26.5%时，进行一段粗选，得到一段粗选精矿和一段粗选尾矿；在一段粗选精矿中加入水，并控制形成的矿浆的重量百分比浓度为21%，进行一段一次精选，精选时的充气量为0.475m3/m2·min，得到一段一次精选精矿和一段一次精选尾矿；对一段一次精选尾矿进行精扫，得到精扫选精矿和精扫选尾矿； 将一段一次精选精矿和精扫选精矿进行一段二次精选，得到一段二选精选精矿和一段二次精选尾矿，将该一段二次精选尾矿返回，与一段粗选精矿混合后再进行一段一次精选；将一段二次精选精矿经精矿脱水后送闪速冶炼；将一段粗选尾矿和精扫选尾矿进行二段闭路磨矿，在二段闭路磨矿中，当二段磨矿后的矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比为矿浆总重量的84%，浮选重量百分比浓度为20.5%时，进行二段粗选，得到二段粗选精矿和二段粗选尾矿；将二段粗选尾矿进行一次扫选，产生一次扫选精矿和一次扫选尾矿，将二段粗选精矿进行二段一次精选，产生二段一次精选尾矿和二段一次精选精矿，将一次扫选精矿和二段一次精选尾矿再送入二段磨矿；将一次扫选尾矿进行二次扫选，得到二次扫选尾矿和二次扫选精矿，将二次扫选精矿再进行二段粗选，二次扫选的尾矿作为最终尾矿进入尾矿脱水工序；将二段一次精选精矿进行二段二次精选，产生二段二次精选精矿和二段二次精选尾矿；将二段二次精选尾矿送入二段一次精选，再次进行二段一次精选；将二段二次精选精矿进行二段三次精选，产生二段三次精选精矿和二段三次精选尾矿，将二段三次精选尾矿再返回二段二次精选，二段三次精选精矿送入精矿脱水工序。
原矿的镍品位为1.065%，采用本发明浮选方法得到的铜镍精矿的镍品位为7.311%，该铜镍精矿含氧化镁5.625%，总回收率86.5%，总尾矿品位0.17%。
Claims (3)
1. 一种降低铜镍精矿中氧化镁含量的浮选方法，采用阶段磨矿、分段精选，兼顾铜镍精矿的品位和回收率，为闪速熔炼提供合格的原料，其特征在于，该浮选方法具体按以下步骤进行：
步骤1：采用现有磨矿装置对原矿进行一段磨矿，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的65%～70%，矿浆重量百分比浓度为28%±3%时，进行一段粗选，得到一段粗选精矿和一段粗选尾矿；
步骤2：将步骤1得到的一段粗选精矿制成重量百分比浓度为15%～23%的矿浆，进行一段一次精选，精选时的充气量为0.4m3/m2·min～0.5m3/m2·min，得到一段一次精选精矿和一段一次精选尾矿；
步骤3：对步骤2中的一段一次精选尾矿进行精扫，得到精扫选精矿和精扫选尾矿；
步骤4：将步骤2得到的一段一次精选精矿和步骤3得到的精扫选精矿进行一段二次精选，得到一段二次精选精矿和一段二次精选尾矿，将该一段二次精选尾矿返回到步骤2，与一段粗选精矿混合后再进行一段一次精选；将一段二次精选精矿经精矿脱水后送闪速冶炼；
步骤5：将步骤1得到的一段粗选尾矿和步骤3得到的精扫选尾矿进行二段磨矿，二段磨矿的浮选重量百分比浓度为22%±3%，在二段闭路磨矿中，当二段磨矿后的矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比为矿浆总重量的80%～85%时，进行二段粗选，得到二段粗选精矿和二段粗选尾矿；
步骤6：将步骤5得到的二段粗选尾矿进行一次扫选，产生一次扫选精矿和一次扫选尾矿，
将步骤5得到的二段粗选精矿进行二段一次精选，产生二段一次精选尾矿和二段一次精选精矿，
将一次扫选精矿和二段一次精选尾矿再送入二段磨矿；
将一次扫选尾矿进行二次扫选，得到二次扫选尾矿和二次扫选精矿，将二次扫选精矿再进行二段粗选，二次扫选的尾矿进入尾矿脱水工序；
步骤7：将步骤6得到的二段一次精选精矿进行二段二次精选，产生二段二次精选精矿和二段二次精选尾矿；
将二段二次精选尾矿送入二段一次精选，再次进行二段一次精选；
步骤8：将步骤7中的二段二次精选精矿进行二段三次精选，产生二段三次精选精矿和二段三次精选尾矿，将二段三次精选尾矿再返回二段二次精选，二段三次精选精矿送入精矿脱水工序。
2.根据权利要求1所述的降低铜镍精矿中氧化镁含量的浮选方法，其特征在于，所述步骤1中，按每吨原矿中加入0.683kg～1kg硫酸铵的比例，在一段磨矿过程中加入硫酸铵。
3.根据权利要求1所述的降低铜镍精矿中氧化镁含量的浮选方法，其特征在于，所述步骤5中二段磨矿为闭路磨矿。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN 201110310041 CN102441495B (zh) | 2011-10-13 | 2011-10-13 | 一种降低铜镍精矿中氧化镁含量的浮选方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN 201110310041 CN102441495B (zh) | 2011-10-13 | 2011-10-13 | 一种降低铜镍精矿中氧化镁含量的浮选方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN102441495A true CN102441495A (zh) | 2012-05-09 |
| CN102441495B CN102441495B (zh) | 2013-08-21 |
Family
ID=46004723
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN 201110310041 Active CN102441495B (zh) | 2011-10-13 | 2011-10-13 | 一种降低铜镍精矿中氧化镁含量的浮选方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN102441495B (zh) |
Cited By (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN102974466A (zh) * | 2012-10-12 | 2013-03-20 | 金川集团股份有限公司 | 一种提高低品位铜镍矿回收率的浮选方法 |
| CN104759355A (zh) * | 2015-04-28 | 2015-07-08 | 中冶北方（大连）工程技术有限公司 | 一种微细粒赤铁矿大循环返矿阴离子反浮选工艺 |
| CN105435970A (zh) * | 2015-12-28 | 2016-03-30 | 昆明理工大学 | 一种铜冶炼炉渣浮选回收铜的选矿工艺 |
| CN107952589A (zh) * | 2017-11-17 | 2018-04-24 | 金川集团股份有限公司 | 一种降低尼尔森重选贵金属精矿中氧化镁含量的选矿方法 |
| CN112474030A (zh) * | 2020-11-19 | 2021-03-12 | 金川集团股份有限公司 | 一种硫化铜镍矿的选矿方法 |
| CN115025884A (zh) * | 2022-05-07 | 2022-09-09 | 金川集团股份有限公司 | 一种适用于细粒硫化铜镍矿分选的机-柱联选工艺 |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4283017A (en) * | 1979-09-07 | 1981-08-11 | Amax Inc. | Selective flotation of cubanite and chalcopyrite from copper/nickel mineralized rock |
| CN1171299A (zh) * | 1997-08-19 | 1998-01-28 | 北京矿冶研究总院 | 一种硫化铜镍矿选矿方法 |
| CN1198963A (zh) * | 1998-06-09 | 1998-11-18 | 北京矿冶研究总院 | 一种硫化铜镍矿的浮选方法 |
| CN1651148A (zh) * | 2005-02-04 | 2005-08-10 | 吉林吉恩镍业股份有限公司 | 硫化镍、铜尾矿综合回收工艺 |
| CN101972705A (zh) * | 2010-11-05 | 2011-02-16 | 江西理工大学 | 一种铜镍矿的选矿方法 |
-
2011
- 2011-10-13 CN CN 201110310041 patent/CN102441495B/zh active Active
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4283017A (en) * | 1979-09-07 | 1981-08-11 | Amax Inc. | Selective flotation of cubanite and chalcopyrite from copper/nickel mineralized rock |
| CN1171299A (zh) * | 1997-08-19 | 1998-01-28 | 北京矿冶研究总院 | 一种硫化铜镍矿选矿方法 |
| CN1198963A (zh) * | 1998-06-09 | 1998-11-18 | 北京矿冶研究总院 | 一种硫化铜镍矿的浮选方法 |
| CN1651148A (zh) * | 2005-02-04 | 2005-08-10 | 吉林吉恩镍业股份有限公司 | 硫化镍、铜尾矿综合回收工艺 |
| CN101972705A (zh) * | 2010-11-05 | 2011-02-16 | 江西理工大学 | 一种铜镍矿的选矿方法 |
Cited By (9)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN102974466A (zh) * | 2012-10-12 | 2013-03-20 | 金川集团股份有限公司 | 一种提高低品位铜镍矿回收率的浮选方法 |
| CN104759355A (zh) * | 2015-04-28 | 2015-07-08 | 中冶北方（大连）工程技术有限公司 | 一种微细粒赤铁矿大循环返矿阴离子反浮选工艺 |
| CN105435970A (zh) * | 2015-12-28 | 2016-03-30 | 昆明理工大学 | 一种铜冶炼炉渣浮选回收铜的选矿工艺 |
| CN105435970B (zh) * | 2015-12-28 | 2018-08-03 | 昆明理工大学 | 一种铜冶炼炉渣浮选回收铜的选矿工艺 |
| CN107952589A (zh) * | 2017-11-17 | 2018-04-24 | 金川集团股份有限公司 | 一种降低尼尔森重选贵金属精矿中氧化镁含量的选矿方法 |
| CN112474030A (zh) * | 2020-11-19 | 2021-03-12 | 金川集团股份有限公司 | 一种硫化铜镍矿的选矿方法 |
| CN112474030B (zh) * | 2020-11-19 | 2022-03-15 | 金川集团股份有限公司 | 一种硫化铜镍矿的选矿方法 |
| CN115025884A (zh) * | 2022-05-07 | 2022-09-09 | 金川集团股份有限公司 | 一种适用于细粒硫化铜镍矿分选的机-柱联选工艺 |
| CN115025884B (zh) * | 2022-05-07 | 2024-04-09 | 金川集团股份有限公司 | 一种适用于细粒硫化铜镍矿分选的机-柱联选工艺 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN102441495B (zh) | 2013-08-21 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN102441495B (zh) | 一种降低铜镍精矿中氧化镁含量的浮选方法 | |
| CN101733190B (zh) | 一种含硫复合铁矿尾矿的选矿方法 | |
| CN101985111B (zh) | 一种铜硫矿的分离方法 | |
| CN101491789B (zh) | 闪速炉、转炉和贫化电炉三种铜冶炼工艺混合渣的选矿工艺 | |
| CN102218376B (zh) | 一种高碳钼镍矿高效浮选分离回收钼镍的方法 | |
| CN102294297B (zh) | 从炼铜转炉渣回收铜的磁浮联合选矿方法 | |
| CN104148163B (zh) | 一种处理低品位锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法 | |
| CN106000639B (zh) | 一种含高品位冰铜的铜冶炼转炉渣处理工艺 | |
| CN102357406B (zh) | 泥质氧化铅锌矿的选矿方法 | |
| CN107812605A (zh) | 一种提铜降硅的选矿工艺 | |
| CN101791587B (zh) | 高氟、高钾钠氧化铁矿提铁降氟、降钾钠选矿工艺 | |
| CN103143447B (zh) | 含有共伴生金属的高氧化率复杂铜矿的选矿方法 | |
| CN102876882A (zh) | 一种从稀土尾矿中回收铁并生产高品位铁精粉的方法 | |
| CN104759353A (zh) | 高硫难选铜矿石分步回收铜矿物的方法 | |
| CN102513204A (zh) | 炼铜转炉渣回收铜的筛分、浮选联合工艺选矿方法 | |
| CN102489409A (zh) | 一种氧化锌矿浮选过程中矿浆pH值调整方法 | |
| CN103480495B (zh) | 一种从铜钴矿酸浸冶炼渣中选冶结合回收铜钴的方法 | |
| CN102974466A (zh) | 一种提高低品位铜镍矿回收率的浮选方法 | |
| CN101632957A (zh) | 处理含碳酸铁的赤铁矿矿石的工艺 | |
| CN102513203A (zh) | 一种高磷硫菱铁矿资源回收利用的方法 | |
| CN104607305A (zh) | 一种铌锆矿的选矿分离方法 | |
| CN103272700B (zh) | 一种从铜钴矿酸浸冶炼渣中浮选回收铜钴的方法 | |
| CN103252290B (zh) | 一种从高铁硫化矿中选铁闪锌矿的工艺 | |
| CN101869873B (zh) | 一种提高铜矿难选伴生钼回收率的方法 | |
| CN101890395A (zh) | 从煤矸石中提取煤炭和硫铁矿的方法 |
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 | ||
| TR01 | Transfer of patent right | ||
| TR01 | Transfer of patent right |
Effective date of registration: 20240614 Address after: 737100 No. 2 Lanzhou Road, Beijing Road Street, Jinchuan District, Jinchang City, Gansu Province Patentee after: Jinchuan Group Nickel Cobalt Co.,Ltd. Country or region after: China Address before: 737103 No. 98, Jinchuan Road, Jinchang, Gansu Patentee before: Jinchuan Group Co.,Ltd. Country or region before: China |