CN103301956B - 一种低品位铜钴镍硫化矿的选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种低品位铜钴镍硫化矿的选矿方法，采用的技术方案是依据矿石性质特点，采用选择性絮凝脱泥-浮选工艺，并吸收优先浮选和混合浮选工艺优点，该方法分选效果好，指标稳定，适合矿石性质特点，能有效消除矿泥对浮选的影响，最大程度地回收铜、钴、镍金属。

Description

一种低品位铜钴镍硫化矿的选矿方法
一.技术领域
本发明涉及一种铜钴镍矿选矿方法，具体说是一种低品位铜钴镍硫化矿的选矿方法。
二.背景技术
随着易选金属硫化矿资源的大量开发利用，资源日趋枯竭，研究开发高效清洁回收低品位矿石、开采过程中产生的大量表外矿、尾矿和废石等贫化多金属矿产资源，已成为资源加工的重要研究课题。
含钴超基性岩型硫化铜镍多金属共生贫矿石，伴生有价金属丰富，利用价值高,但矿石中硫化物种类繁多，镶嵌关系复杂，彼此共生密切，相互包含，嵌布粒度细，难以浮选分离。矿石中含有镁矿物蛇纹石、橄榄石、绿泥石等大量易浮脉石成分，在磨矿过程产生大量的次生矿泥，恶化浮选过程，影响硫化矿物可浮性。蛇纹石类脉石在细粒嵌布的低品位硫化矿中，细磨才能使其单体解离，还造成浮选矿浆黏度高。若单独采用加大抑制剂用量来抑制蛇纹石类脉石，会严重影响到有用矿物的回收效果。矿石中铜绝大部分以黄铜矿、斑铜矿等硫化物形式存在，基本不含钴、镍。镍、钴大部分富集在硫化物相中。但镍、钴硫化物相互富含，不能实现选矿分离。采用优先浮选流程，浮铜时被抑制过的镍、钴矿物不易活化，镍、钴回收率低。采用全混合浮选，因矿石中含有大量易浮脉石，易浮矿泥夹带在精矿中降低混合精矿品位；过多的矿泥又严重消耗浮选药剂，恶化浮选过程，影响目的元素的回收率。
针对该类低品位铜钴镍硫化矿，开发出一种分选效果好、经济环保，适合矿石性质特点的选矿工艺，对于提高有限矿物资源利用率具有重要现实意义。
三.发明内容
本发明的目的是寻求一种分选效果好、经济环保，适合矿石性质特点，有效消除矿泥影响和回收低品位硫化铜钴镍矿石中目的元素的选矿方法。为了达到以上目的，本发明一种低品位铜钴镍硫化矿的选矿方法，采用的技术方案是依据矿石性质特点，采用选择性絮凝脱泥-浮选工艺，并吸收优先浮选和混合浮选工艺优点，首先使用六偏磷酸钠作为蛇纹石类脉石的絮凝分散剂，浮选前进行选择性絮凝，使用捕收剂混合胺浮选脱除该部分矿泥；然后添加石灰抑制含钴、镍硫化矿，使用捕收剂Z-200和BK201优先浮选铜矿物，获得铜精矿；浮铜后使用硫酸铜和硫化钠活化含钴、镍硫化矿，使用捕收剂丁基黄药和BK201浮选钴、镍矿物，获得高富集的镍钴混合精矿。
本发明具体包括以下步骤：
1）将经过破碎后的原矿石（a）与水（b）按1：1的比例加入球磨机进行磨矿，至磨矿产品磨矿细度为-0.074mm占90～92%；
2）在浮选机内依次添加细泥分散絮凝剂六偏磷酸钠（c）用量800～1000g/t（以原矿石干矿重量计，下同）和矿泥浮选捕收剂混合胺（d）用量40～50g/t，选择性絮凝后进行脱泥浮选，浮出的矿泥（泡沫产品）并入最终尾矿，槽内产品进行铜粗选；
3）在浮选机内添加调整剂石灰（e）用量1000～1500g/t，搅拌4分钟，调矿浆pH值至10～11，再依次添加捕收剂Z-200（f）用量20～25g/t和BK-201（g）用量10～15g/t，进行铜粗选；铜粗选精矿（A）进入铜精选一，铜粗选尾矿进行铜扫选；
4）在铜精选一作业浮选机内添加石灰（e）用量200～250g/t，搅拌4分钟，保持pH值在10～11，进行第一次铜精选；铜精选一精矿进入铜精选二，铜精选一尾矿（B）返回铜粗选；
5）在铜精选二作业浮选机内添加石灰（e）用量100～150g/t，搅拌4分钟，保持pH值在10～11，进行第二次铜精选；铜精选二精矿即为铜精矿，铜精选二尾矿（C）返回铜精选一；
6）在浮选机内依次添加选铜捕收剂Z-200（f）用量10～15g/t和BK-201用量（g）5～10g/t，进行铜扫选；铜扫选精矿（D）返回铜粗选，铜扫选尾矿进行镍钴混合粗选；
7）镍钴混合粗选：在浮选机内依次添加活化剂硫酸铜（h）用量200～300g/t，调整剂硫化钠（i）用量300～400g/t，捕收剂丁基黄药（j）用量80～100g/t和BK-201（g）用量30～40g/t，进行镍钴混合粗选；混合粗选精矿（E）进入镍钴精选一，混合粗选尾矿进行混合扫选一；
8）不添加任何药剂，进行镍钴第一次空白精选；镍钴精选一精矿进入镍钴精选二，镍钴精选一尾矿（F）返回镍钴混合粗选；
9）不添加任何药剂，进行镍钴第二次空白精选；镍钴精选二精矿进入镍钴精选三，镍钴精选二尾矿（G）返回镍钴精选一；
10）不添加任何药剂，进行镍钴第三次空白精选；镍钴精选三精矿即为镍钴混合精矿，镍钴精选三尾矿（H）返回镍钴精选二；
11）依次添加捕收剂丁基黄药（j）用量20～30g/t和BK-201（g）用量10～20g/t，进行镍钴第一次混合扫选；镍钴混合扫选一精矿（I）返回镍钴混合粗选，镍钴混合扫选一尾矿进行镍钴混合扫选二；
12）不添加任何药剂，进行镍钴第二次空白扫选；镍钴混合扫选二精矿（J）返回镍钴混合扫选一，镍钴混合扫选二尾矿即为最终尾矿。
本发明的特点：
该方法分选效果好，指标稳定，适合矿石性质特点，能有效消除矿泥对浮选的影响，最大程度地回收铜、钴、镍金属。
四.附图说明
图1是本发明一种低品位铜钴镍硫化矿的选矿方法的流程图。
图中标注：a原矿石；b水；c六偏磷酸钠；d.混合胺；e石灰；fZ-200；gBK201；h硫酸铜；i硫化钠；j丁基黄药
A铜粗选精矿；B铜精选一尾矿；C铜精选二尾矿；D铜扫选精矿；E镍钴混合粗选精矿；F镍钴精选一尾矿；G镍钴精选二尾矿；H镍钴精选三尾矿；I镍钴扫选一精矿；J镍钴扫选二精矿。
五.具体实施方式
以下结合附图对本发明作进一步描述
下面结合具体实施例对本发明具体实施方式进一步说明。吉林省临江杉松岗铜钴镍矿床位于吉林省东部临江市境内，矿石构造复杂多变，矿石分选难度大，为含钴超基性岩型硫化铜镍多金属共生贫矿石。采用该矿区不同矿样进行试验对比，实施例1使用的矿石含Cu0.18%，Ni0.09%，Co0.075%；实施例2使用的矿石含Cu0.24%，Ni0.12%，Co0.09%。
实施例1：将经过破碎后的原矿石与水按1：1的比例加入球磨机进行磨矿作业，至磨矿产品磨矿细度为-0.074mm占91%，在浮选机内依次添加细泥分散絮凝剂六偏磷酸钠和矿泥浮选捕收剂混合胺（以原矿石干矿重量计，下同），用量分别为900g/t和45g/t，选择性絮凝后进行脱泥浮选，浮出的矿泥（泡沫产品）并入最终尾矿，槽内产品进行铜粗选作业。添加调整剂石灰用量1250g/t，搅拌4分钟，调矿浆pH值至10～11，再依次添加选铜捕收剂Z-200用量22g/t和BK-201用量12g/t，进行铜粗选；铜粗选精矿进入铜精选一作业，铜粗选尾矿进行铜扫选作业。添加石灰用量225g/t，搅拌4分钟，保持pH值在10～11，进行第一次铜精选；铜精选一精矿进入第二次铜精选，铜精选一尾矿返回铜粗选作业。添加石灰用量125g/t，搅拌4分钟，保持矿浆pH值在10～11，进行第二次铜精选；铜精选二精矿即为铜精矿，铜精选二尾矿返回第一次铜精选作业。依次添加选铜捕收剂Z-200用量12g/t和BK-201用量8g/t，进行铜扫选；铜扫选精矿返回铜粗选，铜扫选尾矿进行镍钴混合粗选。依次添加活化剂硫酸铜用量250g/t，硫化钠用量350g/t，捕收剂丁基黄药用量90g/t和BK-201用量35g/t，进行镍钴混合粗选；混合粗选精矿进入镍钴精选一作业，混合粗选尾矿进行混合扫选一。进行镍钴第一次空白精选，镍钴精选一精矿进入镍钴精选二，镍钴精选一尾矿返回镍钴混合粗选。进行镍钴第二次空白精选，镍钴精选二精矿进入镍钴精选三，镍钴精选二尾矿返回镍钴精选一。进行镍钴第三次空白精选，镍钴精选三精矿即为镍钴混合精矿，镍钴精选三尾矿返回镍钴精选二。再依次添加捕收剂丁基黄药用量25g/t和BK-201用量15g/t，进行镍钴第一次混合扫选；镍钴混合扫选一精矿返回镍钴混合粗选，镍钴混合扫选一尾矿进行混合扫选二。进行镍钴第二次空白扫选，镍钴扫选二精矿返回第一次混合扫选，镍钴扫选二尾矿即为最终尾矿。
实施例2：按照图1本发明工艺流程实施方式，试验步骤及工艺参数、药剂制度与实施例1完全相同。本发明实施例1、实施例2具体的工艺指标见表1。
由表1所示的实施例1、实施例2实施例的实施情况表明，采用本发明方法，实施例1在原矿石含Cu0.18%，Ni0.09%，Co0.075%，可得到铜品位20.85％、铜回收率85.56％的铜精矿，钴品位3.55％、镍品位4.25%的镍钴混合精矿，钴回收率93.25％，镍回收率93.03%；实施例2在原矿石含Cu0.24%，Ni0.12%，获得铜品位21.49％、铜回收率85.06％的铜精矿，钴品位3.47％、镍品位4.62%的镍钴混合精矿，钴回收率94.08％，镍回收率93.94%。该方法分选效果好，指标稳定，适合矿石性质特点，能有效消除矿泥对浮选的影响，最大程度地回收铜、钴、镍金属。
表1各实施例结果

Claims (1)

1.一种低品位铜钴镍硫化矿的选矿方法，采用选择性絮凝脱泥-浮选工艺，并吸收优先浮选和混合浮选工艺优点，其特征在于：具体包括以下步骤：
1)将经过破碎后的原矿石(a)与水(b)按1：1的比例加入球磨机进行磨矿，至磨矿产品磨矿细度为-0.074mm占90～92％；
2)在浮选机内依次添加细泥分散絮凝剂六偏磷酸钠(c)用量800～1000g/t和矿泥浮选捕收剂混合胺(d)用量40～50g/t，选择性絮凝后进行脱泥浮选，浮出的矿泥，即泡沫产品，并入最终尾矿，槽内产品进行铜粗选；
3)在浮选机内添加调整剂石灰(e)用量1000～1500g/t，搅拌4分钟，调矿浆pH值至10～11，再依次添加捕收剂Z-200(f)用量20～25g/t和BK-201(g)用量10～15g/t，进行铜粗选；铜粗选精矿(A)进入铜精选一，铜粗选尾矿进行铜扫选；
4)在铜精选一作业浮选机内添加石灰(e)用量200～250g/t，搅拌4分钟，保持pH值在10～11，进行第一次铜精选；铜精选一精矿进入铜精选二，铜精选一尾矿(B)返回铜粗选；
5)在铜精选二作业浮选机内添加石灰(e)用量100～150g/t，搅拌4分钟，保持pH值在10～11，进行第二次铜精选；铜精选二精矿即为铜精矿，铜精选二尾矿(C)返回铜精选一；
6)在浮选机内依次添加选铜捕收剂Z-200(f)用量10～15g/t和BK-201用量(g)5～10g/t，进行铜扫选；铜扫选精矿(D)返回铜粗选，铜扫选尾矿进行镍钴混合粗选；
7)镍钴混合粗选：在浮选机内依次添加活化剂硫酸铜(h)用量200～300g/t，调整剂硫化钠(i)用量300～400g/t，捕收剂丁基黄药(j)用量80～100g/t和BK-201(g)用量30～40g/t，进行镍钴混合粗选；混合粗选精矿(E)进入镍钴精选一，混合粗选尾矿进行混合扫选一；
8)不添加任何药剂，进行镍钴第一次空白精选；镍钴精选一精矿进入镍钴精选二，镍钴精选一尾矿(F)返回镍钴混合粗选；
9)不添加任何药剂，进行镍钴第二次空白精选；镍钴精选二精矿进入镍钴精选三，镍钴精选二尾矿(G)返回镍钴精选一；
10)不添加任何药剂，进行镍钴第三次空白精选；镍钴精选三精矿即为镍钴混合精矿，镍钴精选三尾矿(H)返回镍钴精选二；
11)依次添加捕收剂丁基黄药(j)用量20～30g/t和BK-201(g)用量10～20g/t，进行镍钴第一次混合扫选；镍钴混合扫选一精矿(I)返回镍钴混合粗选，镍钴混合扫选一尾矿进行镍钴混合扫选二；
12)不添加任何药剂，进行镍钴第二次混合扫选；镍钴混合扫选二精矿(J)返回镍钴混合扫选一，镍钴混合扫选二尾矿即为最终尾矿；
以上该方法提到的药剂用量皆以原矿石干重量计。
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