CN103736584A - 一种高品位硫化铜镍矿石的选矿方法 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一种高品位硫化铜镍矿石的选矿方法，属于一种硫化铜镍矿石的选矿方法领域。包含以下工序：①原矿石的破碎筛分工序；②原矿磁选预选工序；③低品位矿石磨选工序；④尾矿重选工序；⑤浮选精矿浓缩过滤工序。本发明在浮选过程中分段加入指定配比的选矿药剂，于低品位（0.5～1.5）%铜镍矿石工艺流程基础上处理高品位（2.5～5）%铜镍矿石。在原矿镍品位3.88%、铜品位0.56%的情况下获得综合镍品位6%以上、综合镍金属回收率95%的铜镍混合精矿。该方法工艺可靠先进、投资少、效益高、有价金属综合回收率高，是一种较理想的利用原工艺流程处理高品位硫化铜矿、硫化镍矿及硫化铜、镍伴生矿的选矿方法。

Description

一种高品位硫化铜镍矿石的选矿方法

技术领域

本发明属于一种硫化铜镍矿石的选矿方法领域，特别是涉及到一种适用于采用低品位工艺流程，对较高品位的硫化铜矿、硫化镍矿及硫化铜、镍伴生矿进行选矿的方法。

背景技术

目前，现有技术当中的有色金属选矿厂处理能力取决于选矿设计阶段确定选矿厂规模。由于设计阶段确定的磨选流程与该地区矿石性质相匹配，有相对固定的处理能力及浮选时间，因此，对于超出该地区原矿品位一定范围的矿石，尤其是高品位铜镍矿石，是不适宜在原选厂的工艺流程中进行选别的。硬性选别不仅会因磨矿处理能力不足（过剩）、浮选时间不足（过剩）造成指标恶化，还会造成严重的金属流失。因此，当选厂需要处理大量非本地区铜镍矿石（外购矿石）时，多选择建厂单独处理或者建立贫矿、富矿分选系统，将本地区原矿石与外购矿石进行贫富分级，分别处理。随着矿山资源的日益枯竭，面临依靠处理外购矿石为主的选矿厂越来越多，由于外购矿石储量不固定、矿石性质不稳定的影响，对于原矿品位过高（低）的外购硫化铜矿、硫化镍矿及硫化铜、镍伴生矿通过上述的选矿处理方法，不仅一次性投入大，而且工艺流程复杂。另外，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，它们又是脆性、易泥化、易氧化的富含铁硫化矿物，因此经常会导致铜镍金属回收率低的现象。目前，尚未发现有利用低品位铜镍矿石工艺流程选别高品位铜镍矿石的相关文献记载。

针对现有技术当中存在的不足之处，本领域亟需要一种新的方法来解决上述问题。

发明内容

本发明所要解决的技术问题是：提供一种工艺先进、投入少、成本低、生产效率高、无二次污染、有价金属综合回收率高的利用低品位铜镍矿石工艺流程选别高品位铜镍矿石的选矿方法。

本发明的目的是通过如下措施来达到的。

一种高品位硫化铜镍矿石的选矿方法，其特征在于：

包括对原矿石的破碎筛分，原矿磁选预选，低品位矿石磨选，尾矿重选，浮选精矿浓缩过滤的处理过程，依次为以下步骤

步骤一、原矿石破碎筛分工序，当原矿石镍品位小于2.5%时，采用三段一闭路工艺进行破碎筛分，原矿石通过皮带机依次经过粗碎机、中碎机、细碎机破碎后，再进入圆振动筛进行检查筛分，

当原矿石镍品位大于2.5%时，采用一段闭路工艺进行破碎筛分，原矿石直接通过皮带机进入细碎机破碎后，再进入圆振动筛进行检查筛分，

原矿石中粒级合格产品通过圆振动筛的筛孔进入下一道工序，不合格产品返回至细碎机继续破碎；

步骤二、原矿磁选预选工序，步骤一给入的均匀粒度矿石采用匀速、均摊、低料层的方式通过一磁场强度为6000奥斯特的磁力滚筒，在磁力滚筒上进行磁选预选，产出镍品位6%～7%以上的磁选富矿及镍品位在1.5%～2.5%的低品位矿石，实现铜镍矿石中磁选富矿及低品位矿石的分级，磁选富矿直接进入精矿仓；

步骤三、低品位矿石磨选工序，该工序由磨矿分工序和浮选分工序组成，步骤二中分级出来的低品位铜镍矿石由粉矿仓开始，依次进入由螺旋分级机与溢流型球磨机组成的一段闭路磨矿、水力旋流器与溢流型球磨机组成的二段闭路磨矿，

经过磨矿分工序的矿浆加入选矿药剂后进入浮选分工序，该分工序通过设置在浮选流程中的三通管路改变矿浆流向，形成两套分别适应矿浆中镍金属含量在0.8%～1.5%时，及矿浆中镍金属含量在1.5%～2%时铜镍矿石的浮选流程，

当矿浆中镍金属含量在0.8%～1.5%时，该分工序由三次粗选、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步骤组成，矿浆首先进入浮选分工序中的粗选步骤，粗选后产品进入混合精矿池，

一次粗选后的底流依次进入二次粗选、三次粗选、一次扫选、二次扫选，二次扫选后的底流进入尾矿池，

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步骤，精选粗选后的产品进入混合精矿池，

精选粗选后的底流进入精选扫选步骤，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，

二次扫选精选的尾矿返回一次扫选精选，一次扫选精选底流返回精选粗选，精选扫选底流返回检查分级处水力旋流器，

当矿浆中镍金属含量在1.5%～2%时，通过改变设置在二次粗选、精选扫选泡沫槽的三通管路改变矿浆流向，使该两处浮选产品直接进入混合精矿池，使该分工序由二次粗选、二次扫选、一次精选粗选、一次精选扫选四个分步骤组成，

该分工序由矿浆首先进入浮选分工序中的粗选步骤，粗选后产品进入混合精矿池，一次粗选后的底流进入二次粗选，二次粗选底流依次进入一次扫选、二次扫选，二次扫选后的底流进入尾矿池，

二次扫选后的产品返回一次扫选，一次扫选后的产品返回二次粗选，二次粗选产品进入精选粗选步骤，精选粗选后的产品进入混合精矿池，

精选粗选后的底流进入精选扫选步骤，精选扫选后的产品利用三通管路进入混合精矿池，精选扫选底流返回检查分级处水力旋流器；

步骤四、尾矿重选工序，该工序由一次重选粗选、一次重选扫选二个分工序组成，步骤三产生的铜镍尾矿经尾矿池在此进入尾矿重选粗选工序，重选粗选所得的尾矿为最终尾矿，精矿进入重选精选工序，重选精选所得产品返回步骤三中检查分级处，重选精选尾矿返回重选粗选；

步骤五、浮选精矿浓缩过滤工序，该工序由一次浓密池浓缩工序、陶瓷过滤机脱水工序二个分工序组成，步骤三产生的浮选精矿在浓密机中进行浓缩脱水后进入过滤机过滤，过滤后的混合精矿水分≤18%。

所述步骤一中圆振动筛的筛孔尺寸为20mm，原矿石均匀破碎其粒度值大小为≤20mm。

经过所述的步骤二原矿磁选预选工序后，原矿镍品位由4%将至2.5%以下。

所述的步骤三在浮选分工序中铜镍矿石混合浮选及精选工序的药剂制度为

调整剂为碳酸钠，药剂用量600g/t～800g/t，抑制剂为羧甲基纤维素，药剂用量800g/t～1000g/t，捕收剂用量120g/t～180g/t，由丁基黄药与异戊基黄药按1：1比例构成，起泡剂为复合药剂C125，药剂用量100g/t～180g/t，所述的选矿药剂分别用水溶解，配置成浓度5%或10%的水溶液，采用分段加药方式，在步骤三的各个作业中分段添加。

所述的步骤三中经过浮选分工序的混合精矿镍品位可达到7%～9%，铜品位可达到1%～2%，尾矿镍品位≤0.35%，铜品位≤0.1%。

经过所述的步骤三中磨矿分工序后，矿浆浓度可达30%～35%、细度达到-200目，且细度为-200目的矿浆占总矿浆量的70%～75%。

通过上述设计方案，本发明可以带来如下有益效果：本发明“一种高品位硫化铜镍矿石的选矿方法”解决了现有技术存在的生产投资过大、基建周期长、工艺流程复杂及铜镍金属回收率低、工艺操作不稳定等生产难题。该方法工艺先进，通过磁选预选及尾矿重选实现了选前抛除富矿及降低尾矿金属损失的磁—浮—重联合选别，通过可变更的工艺流程实现了根据原矿性质调节破碎工艺、磨选工艺的流程动态调节，是一种较理想的利用现有设备，尤其是低品位工艺流程选别高品位硫化铜矿、硫化镍矿及硫化铜、镍伴生矿选矿方法。

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为本发明的一种高品位硫化铜镍矿石的选矿方法的工艺流程图。

图中1为原矿石破碎筛分工序，2为原矿磁选预选工序，3为低品位矿石磨选工序，4为尾矿重选工序，5为浮选精矿浓缩过滤工序。

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。

参照附图，一种高品位硫化铜镍矿石的选矿方法依次包含以下步骤：

即对原矿石的破碎筛分，原矿磁选预选，低品位矿石磨矿浮选，浮选精矿浓缩过滤的处理过程，具体如下

原矿石破碎筛分工序1，原选厂采用三段一闭路破碎工艺，在此基础上，在矿石原矿仓附近新建原矿仓一座，利用板式给矿机及皮带机将新矿仓矿石引入三段一闭路工艺检查筛分处。由于铜、镍矿物性质较软，尤其是高品位铜镍矿石具备粒度小、硬度小、易破碎、粉矿多的特点。当处理大量高品位铜镍矿石时，为避免矿石过粉碎、泥化现象并节约能耗，可根据矿石性质（诸如原矿粒度、硬度、品位与矿石泥化程度等）选择三段一闭路破碎流程或一段闭路破碎流程。当原矿镍品位小于2.5%或粒度、硬度较大时，采用三段一闭路流程，矿石通过皮带机依次通过粗碎机、中碎机、细碎机后进入圆振动筛进行检查筛分。当原矿镍品位大于2.5%或粒度、硬度较小时，采用一段闭路流程，利用新设原矿仓及皮带机将矿石引入破碎检查筛分处。矿石直接通过皮带进入细碎机后进入检查筛分，筛孔尺寸20mm，使高品位铜镍硫化矿石均匀破碎其粒度值大小为≤20mm；矿石中合格粒级通过筛孔进入下道工序，不合格产品返回至细碎破碎机继续破碎。由于粒度过大（过小）均不利于后续选别，所以选用了该方法实现铜、镍矿物选择性破碎，避免矿石过粉碎及矿石泥化现象，同时节约了设备能耗。

原矿磁选预选工序2，工序1给入的矿石在进入粉矿仓前，经筛下直接进入一条头部安装有磁力滚筒的皮带机中，在皮带中段设有料层刮铺装置，用于将矿石料层变薄，使矿石均匀的平铺在皮带上。采用匀速、均摊、低料层的方式通过一磁场强度6000奥斯特的磁力滚筒，通过磁选选别提前选出镍品位6%～7%以上的磁性矿物富矿，实现矿石中高、低品位矿物的有效分离，磁选富矿直接进入精矿仓，低品位铜镍矿石进入粉矿仓储存。如此既避免了进入选矿流程造成的回收率损失又节约了选矿成本，同时降低了矿石原矿铜镍品位，有利于后续磨选选别；

低品位矿石磨选工序3，该工序由磨矿分工序和浮选分工序组成，经过工序2，原矿镍品位可由4%将至2.5%以下，这些低品位矿石由粉矿仓开始，依次进入由螺旋分级机与溢流型球磨机组成的一段闭路磨矿、水力旋流器与溢流型球磨机组成的二段闭路磨矿，经过磨矿分工序，矿浆浓度可达（30～35）%、细度为-200目占75%，经过磨矿后，矿浆加入选矿药剂后进入浮选分工序，该分工序由三次粗选、二次扫选、一次精选粗选、一次精选扫选，二次扫选精选五个步骤组成，五个步骤的二次粗选步骤和精选扫选步骤通过管路设置三通管路，可通过调节管路矿浆流向改变浮选流程，当矿浆中镍金属含量正常，浮选时间足够时，矿浆首先进入浮选分工序中的粗选步骤，粗选后产品进入混合精矿池，一次粗选后的底流依次进入二次粗选、三次粗选、一次扫选、二次扫选，二次扫选后的底流进入尾矿池，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步骤，精选粗选后的产品进入混合精矿池，底流进入精选扫选步骤，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，底流返回一次扫选精选，一次扫选精选底流返回精选粗选，精选扫选底流返回检查分级处水力旋流器，当矿浆中镍金属含量过高，浮选时间不足时，可利用高品位镍矿物浮游特性，更改二次粗选及精选扫选步骤矿浆管路，实现流程中合格镍金属矿物的快选快出，经过该工序的混合精矿镍品位可达到7%～9%，铜品位可达到1%～2%，尾矿镍品位≤0.35%，铜品位≤0.1%，该工序浮选药剂制度为：调整剂为碳酸钠，药剂用量（600～800）g/t，抑制剂为羧甲基纤维素，药剂用量（800～1000）g/t，捕收剂用量（120～180）g/t，由丁基黄药与异戊基黄药按1：1比例构成，起泡剂为复合药剂C125，药剂用量（100～180）g/t，所述的选矿药剂分别用水溶解，配置成浓度5%或10%的水溶液，采用分段加药方式，在工序3的各个作业中分段添加；

尾矿重选工序4，该工序由一次重选粗选、一次重选扫选二个分工序组成，工序3产生的铜镍尾矿经尾矿池在此进入由BL1500B型螺旋溜槽组成的尾矿重选粗选工序中，重选粗选所得的尾矿为最终尾矿，精矿进入由BL1500B型螺旋溜槽组成的重选精选工序，重选精选所得产品返回工序3中检查分级处，重选精选尾矿返回重选粗选。

浮选精矿浓缩过滤工序5，该工序由一次浓密池浓缩工序、陶瓷过滤机脱水工序二个分工序组成，在浓缩分工序，工序3产生的铜镍混合精矿进入浓密池中后，通过添加氧化钙对矿浆助凝、分散矿泥，在浓密底流浓度达到50%左右时经管路进入脱水分工序，由于铜镍混合精矿矿浆中含泥量大，矿浆粘稠，脱水分工序需要采用开启备用过滤设备、增加滤片清洗次数等方式改善过滤效果，经过工序5，铜镍混合精矿水分达到小于18%后进入精矿仓。

Claims (6)

1.一种高品位硫化铜镍矿石的选矿方法，其特征在于：

包括对原矿石的破碎筛分，原矿磁选预选，低品位矿石磨选，尾矿重选，浮选精矿浓缩过滤的处理过程，依次为以下步骤

步骤一、原矿石破碎筛分工序，当原矿石镍品位小于2.5%时，采用三段一闭路工艺进行破碎筛分，原矿石通过皮带机依次经过粗碎机、中碎机、细碎机破碎后，再进入圆振动筛进行检查筛分，

当原矿石镍品位大于2.5%时，采用一段闭路工艺进行破碎筛分，原矿石直接通过皮带机进入细碎机破碎后，再进入圆振动筛进行检查筛分，

原矿石中粒级合格产品通过圆振动筛的筛孔进入下一道工序，不合格产品返回至细碎机继续破碎；

步骤二、原矿磁选预选工序，步骤一给入的均匀粒度矿石采用匀速、均摊、低料层的方式通过一磁场强度为6000奥斯特的磁力滚筒，在磁力滚筒上进行磁选预选，产出镍品位6%～7%以上的磁选富矿及镍品位在1.5%～2.5%的低品位矿石，实现铜镍矿石中磁选富矿及低品位矿石的分级，磁选富矿直接进入精矿仓；

步骤三、低品位矿石磨选工序，该工序由磨矿分工序和浮选分工序组成，步骤二中分级出来的低品位铜镍矿石由粉矿仓开始，依次进入由螺旋分级机与溢流型球磨机组成的一段闭路磨矿、水力旋流器与溢流型球磨机组成的二段闭路磨矿，

经过磨矿分工序的矿浆加入选矿药剂后进入浮选分工序，该分工序通过设置在浮选流程中的三通管路改变矿浆流向，形成两套分别适应矿浆中镍金属含量在0.8%～1.5%时，及矿浆中镍金属含量在1.5%～2%时铜镍矿石的浮选流程，

当矿浆中镍金属含量在0.8%～1.5%时，该分工序由三次粗选、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步骤组成，矿浆首先进入浮选分工序中的粗选步骤，粗选后产品进入混合精矿池，

一次粗选后的底流依次进入二次粗选、三次粗选、一次扫选、二次扫选，二次扫选后的底流进入尾矿池，

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步骤，精选粗选后的产品进入混合精矿池，

精选粗选后的底流进入精选扫选步骤，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，

二次扫选精选的尾矿返回一次扫选精选，一次扫选精选底流返回精选粗选，精选扫选底流返回检查分级处水力旋流器，

当矿浆中镍金属含量在1.5%～2%时，通过改变设置在二次粗选、精选扫选泡沫槽的三通管路改变矿浆流向，使该两处浮选产品直接进入混合精矿池，使该分工序由二次粗选、二次扫选、一次精选粗选、一次精选扫选四个分步骤组成，

该分工序由矿浆首先进入浮选分工序中的粗选步骤，粗选后产品进入混合精矿池，一次粗选后的底流进入二次粗选，二次粗选底流依次进入一次扫选、二次扫选，二次扫选后的底流进入尾矿池，

二次扫选后的产品返回一次扫选，一次扫选后的产品返回二次粗选，二次粗选产品进入精选粗选步骤，精选粗选后的产品进入混合精矿池，

精选粗选后的底流进入精选扫选步骤，精选扫选后的产品利用三通管路进入混合精矿池，精选扫选底流返回检查分级处水力旋流器；

步骤四、尾矿重选工序，该工序由一次重选粗选、一次重选扫选二个分工序组成，步骤三产生的铜镍尾矿经尾矿池在此进入尾矿重选粗选工序，重选粗选所得的尾矿为最终尾矿，精矿进入重选精选工序，重选精选所得产品返回步骤三中检查分级处，重选精选尾矿返回重选粗选；

步骤五、浮选精矿浓缩过滤工序，该工序由一次浓密池浓缩工序、陶瓷过滤机脱水工序二个分工序组成，步骤三产生的浮选精矿在浓密机中进行浓缩脱水后进入过滤机过滤，过滤后的混合精矿水分≤18%。

2.根据权利要求1所述的一种高品位硫化铜镍矿石的选矿方法，其特征在于：所述步骤一中圆振动筛的筛孔尺寸为20mm，原矿石均匀破碎其粒度值大小为≤20mm。

3.根据权利要求1所述的一种高品位硫化铜镍矿石的选矿方法，其特征在于：经过所述的步骤二原矿磁选预选工序后，原矿镍品位由4%将至2.5%以下。

4.根据权利要求1所述的一种高品位硫化铜镍矿石的选矿方法，其特征在于：所述的步骤三在浮选分工序中铜镍矿石混合浮选及精选工序的药剂制度为

调整剂为碳酸钠，药剂用量600g/t～800g/t，抑制剂为羧甲基纤维素，药剂用量800g/t～1000g/t，捕收剂用量120g/t～180g/t，由丁基黄药与异戊基黄药按1：1比例构成，起泡剂为复合药剂C125，药剂用量100g/t～180g/t，所述的选矿药剂分别用水溶解，配置成浓度5%或10%的水溶液，采用分段加药方式，在步骤三的各个作业中分段添加。

5.根据权利要求1所述的一种高品位硫化铜镍矿石的选矿方法，其特征在于：所述的步骤三中经过浮选分工序的混合精矿镍品位可达到7%～9%，铜品位可达到1%～2%，尾矿镍品位≤0.35%，铜品位≤0.1%。

6.根据权利要求1所述的一种高品位硫化铜镍矿石的选矿方法，其特征在于：经过所述的步骤三中磨矿分工序后，矿浆浓度可达30%～35%、细度达到-200目，且细度为-200目的矿浆占总矿浆量的70%～75%。

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