CN104138807A - 一种含层状易浮硅酸盐脉石的硫化铜镍矿选矿方法 - Google Patents

一种含层状易浮硅酸盐脉石的硫化铜镍矿选矿方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种含层状易浮硅酸盐脉石的硫化铜镍矿选矿方法,包括如下工序:对原矿进行研磨,并调制成硫化铜镍矿浆;对硫化铜镍矿浆进行以铜为主的脉石-铜镍等可浮浮选,获得铜镍混合粗精矿和等可浮尾矿;向铜镍混合粗精矿中添加脉石抑制剂和黄药类捕收剂并进行浮选,获得铜镍混合精矿;向铜镍混合精矿中添加石灰并进行浮选,获得铜精矿和第一镍精矿;向等可浮尾矿中添加硫酸铜、黄药类捕收剂和起泡剂并进行浮选,获得第二镍精矿。本发明实施例操作简单、可控性高、对矿石适应性强,不仅能够有效脱除层状易浮硅酸盐脉石,而且可以回收复杂低品位的细粒嵌布的铜矿物和镍矿物,因而降低了铜矿物和镍矿物的浮选分离难度,显著提升了铜精矿和镍精矿的质量和回收率。

Description

一种含层状易浮硅酸盐脉石的硫化铜镍矿选矿方法
技术领域
本发明涉及选矿技术领域,尤其涉及一种含层状易浮硅酸盐脉石的硫化铜镍矿选矿方法。
背景技术
目前,世界各地发现的硫化铜镍矿床,其矿物学性质大致相似。由这些矿床采得的硫化铜镍矿石中,除含有铜、镍外,还伴生有铂、钯、金、银、锇、铱、钌、铑、钴等多种金属元素以及组成结构相似的层状易浮硅酸盐脉石。
在现有技术中,对这些硫化铜镍矿石进行选矿至少存在以下技术难点:
第一,在这些硫化铜镍矿石中,层状易浮硅酸盐脉石含量较高,而层状易浮硅酸盐脉石易泥化、自然可浮性好,因此这对选矿造成了很大负面影响。
第二,在这些硫化铜镍矿石中,黄铜矿可浮性好,而镍矿物的种类很多,可浮性差异较大;尽管部分硫化镍矿物可浮性好,但硫化镍矿物大多易过粉碎,易被氧化。
第三,在这些硫化铜镍矿石中,铜矿物和镍矿物的嵌布粒度不均匀,往往微细粒级含量高,这也给硫化铜镍矿石的选矿增加了很大难度。
正是由于这些技术难点,因此传统的硫化铜镍矿的选矿方法,铜精矿和镍精矿的回收率不理想,而且选矿获得的铜精矿和镍精矿的质量也很差。
发明内容
针对现有技术中的上述不足之处,本发明提供了一种含层状易浮硅酸盐脉石的硫化铜镍矿选矿方法。该选矿方法操作简单、可控性高、对矿石适应性强,不仅能够有效脱除层状易浮硅酸盐脉石,而且可以回收复杂低品位的细粒嵌布的铜矿物和镍矿物,降低了铜矿物和镍矿物的浮选分离难度,显著提升了铜精矿和镍精矿的质量和回收率。
本发明的目的是通过以下技术方案实现的:
一种含层状易浮硅酸盐脉石的硫化铜镍矿选矿方法,包括如下工序:
(1)磨矿调浆工序:对原矿进行研磨,并调制成硫化铜镍矿浆;
(2)等可浮浮选工序:对硫化铜镍矿浆进行以铜为主的脉石-铜镍等可浮浮选,获得铜镍混合粗精矿和等可浮尾矿;
(3)抑制易浮脉石浮选工序:向铜镍混合粗精矿中添加脉石抑制剂和黄药类捕收剂,并进行浮选,获得铜镍混合精矿;
(4)铜镍分离浮选工序:向铜镍混合精矿中添加石灰,并进行浮选,获得铜精矿和第一镍精矿;
(5)镍强化回收浮选工序:向等可浮尾矿中添加硫酸铜、黄药类捕收剂和起泡剂,并进行浮选,获得强化回收的第二镍精矿。
优选地,等可浮浮选工序包括:当硫化铜镍矿浆的重量百分浓度达到15%~50%时,向硫化铜镍矿浆中添加捕收剂和起泡剂,并调浆3~8分钟,再进行以铜为主的易浮脉石-铜镍等可浮浮选。
优选地,脉石抑制剂采用羧甲基纤维素钠或羧甲基纤维素钾中的至少一种,其使用量为每吨原矿中添加50~400克;
黄药类捕收剂采用丁基黄药,其使用量为每吨原矿中添加10~200克;
起泡剂采用松醇油,其使用量为每吨原矿中添加20~80克;
石灰的使用量为每吨原矿中添加100~400克;
硫酸铜的使用量为每吨原矿中添加50~500克;
捕收剂采用硫氨酯或硫氮腈酯,其使用量为每吨原矿中添加20~80克。
优选地,在铜镍分离浮选工序中,向铜镍混合精矿中添加石灰后,调浆3~8分钟,并将矿浆的pH值控制在10~13之间进行浮选。
优选地,在镍强化回收浮选工序中,向等可浮尾矿中添加硫酸铜后,调浆3~8分钟,再添加黄药类捕收剂和起泡剂。
优选地,在磨矿调浆工序中,原矿经研磨后,粒度不大于0.074mm的矿石占矿石总重量的60%~90%。
由上述本发明提供的技术方案可以看出,本发明实施例所提供的含层状易浮硅酸盐脉石的硫化铜镍矿选矿方法通过等可浮浮选工序将可浮性好的铜镍混合粗精矿与可浮性不好的等可浮尾矿相分离,并对等可浮尾矿中可浮性不好的镍矿物进行了强化回收,而且及早脱除了铜镍混合粗精矿中的层状易浮硅酸盐脉石,使得易浮脉石对浮选的影响降至最低,再经过铜镍分离浮选工序,即可得到较高品质的铜矿物和镍矿物。可见,本发明实施例操作简单、可控性高、对矿石适应性强,不仅能够有效脱除层状易浮硅酸盐脉石,而且可以回收复杂低品位的细粒嵌布的铜矿物和镍矿物,降低了铜矿物和镍矿物的浮选分离难度,显著提升了铜精矿和镍精矿的质量和回收率。
附图说明
为了更清楚地说明本发明实施例的技术方案,下面将对实施例描述中所需要使用的附图作简单地介绍,显而易见地,下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例,对于本领域的普通技术人员来讲,在不付出创造性劳动的前提下,还可以根据这些附图获得其他附图。
图1为本发明实施例提供的硫化铜镍矿选矿方法的流程示意图。
具体实施方式
下面结合本发明实施例中的附图,对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述,显然,所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例,而不是全部的实施例。基于本发明的实施例,本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例,都属于本发明的保护范围。
下面分别对本发明实施例所提供的硫化铜镍矿选矿方法进行详细描述。
如图1所示,一种含层状易浮硅酸盐脉石的硫化铜镍矿选矿方法,其具体可以包括如下工序:
(1)磨矿调浆工序:对原矿进行研磨,并调制成硫化铜镍矿浆。
具体地,原矿经研磨后,粒度不大于0.074mm的矿石最好占矿石总重量的60%~90%,并将其调制成重量百分浓度在15%~50%之间的硫化铜镍矿浆,这可以方便后续的浮选,并提高浮选效果。
(2)等可浮浮选工序:对硫化铜镍矿浆进行以铜为主的易浮脉石-铜镍等可浮浮选,获得铜镍混合粗精矿和等可浮尾矿。
具体地,当硫化铜镍矿浆的重量百分浓度达到15%~50%时,向硫化铜镍矿浆中添加捕收剂和起泡剂,并调浆3~8分钟,再进行以铜为主的脉石-铜镍等可浮浮选。其中,捕收剂最好采用现有技术中的硫氨酯或硫氮腈酯,其使用量最好是每吨原矿中添加20~80克;这些捕收剂能够在矿物表面发生物理吸附、化学吸附和表面化学反应,增强了矿物表面的疏水性,这种矿粒与气泡相碰时能牢固地附着于气泡上,并随气泡上浮。起泡剂最好采用现有技术中的松醇油,其使用量最好是每吨原矿中添加20~80克;这些起泡剂能够在气-水界面上降低界面张力,促使空气在料浆中形成小气泡,扩大分选界面,并保证气泡上升形成泡沫层。
由于硫化铜镍矿中大多会含有易浮的层状硅酸盐脉石,因此如果在这个等可浮浮选工序中,对这些易浮层状硅酸盐脉石进行抑制,那么会对镍矿物的回收率造成很大负面影响。本发明实施例的这个等可浮浮选工序中并未加入抑制剂,因此该工序不会对后续的铜镍矿物浮选以及尾矿沉降造成负面影响。在该等可浮浮选工序中,铜矿物、部分易浮镍矿物、层状易浮硅酸盐脉石以及其他可浮性好矿物进入铜镍混合粗精矿,而可浮性不好的镍矿物、脉石以及其他可浮性不好的矿物进入等可浮尾矿,铜镍混合粗精矿与等可浮尾矿相分离不仅使等可浮尾矿中有效脱除了层状易浮硅酸盐脉石,而且使等可浮尾矿中完成了铜矿物及易浮镍矿物的浮选,这有效避免了易浮层状硅酸盐脉石对等可浮尾矿中的镍矿物浮选造成负面影响,从而使镍矿物的品位和回收率显著提高。
(3)抑制易浮脉石浮选工序:向铜镍混合粗精矿中添加脉石抑制剂和黄药类捕收剂,并进行浮选,获得铜镍混合精矿。
其中,脉石抑制剂最好采用现有技术中的羧甲基纤维素钠或羧甲基纤维素钾中的至少一种,其使用量最好是每吨原矿中添加50~400克;这些脉石抑制剂与层状硅酸盐脉石作用后,可以通过-O-、-OH、-COOH等极性基与水结合,从而使层状硅酸盐脉石矿粒变为亲水性,是易浮脉石的抑制剂。黄药类捕收剂最好采用现有技术中的丁基黄药,其使用量最好是每吨原矿中添加10~200克;这些黄药类捕收剂通过在硫化铜镍矿矿物表面的吸附,提高了矿粒表面的疏水性,促使矿粒随着气泡上浮到矿浆表面。
具体地,铜镍混合粗精矿主要成分是铜矿物、部分易浮镍矿物以及层状易浮硅酸盐脉石。脉石抑制剂能够抑制铜镍混合粗精矿中的层状易浮硅酸盐脉石,因此该抑制易浮脉石浮选工序能够将铜镍混合精矿中的易浮脉石及早脱除,从而将易浮脉石对浮选的影响降至最低,这有效解决了层状易浮硅酸盐脉石严重影响铜镍浮选的难题。
(4)铜镍分离浮选工序:向铜镍混合精矿中添加石灰,并进行浮选,获得铜精矿和第一镍精矿。
具体地,在铜镍分离浮选工序中,向铜镍混合精矿中添加石灰后,并调浆3~8分钟,再将矿浆的pH值控制在10~13之间进行浮选。其中,石灰的使用量最好是每吨原矿中添加100~400克。
铜镍混合精矿中主要成分是铜矿物和镍矿物,而镍矿物主要是镍黄铁矿。在石灰介质中,镍黄铁矿表面除了会生成Fe(OH)3、Ni(OH)2等亲水性产物外,还会牢固地吸附有Ca2+和(CaOH)+,这增强了镍黄铁矿的表面亲水性,并阻碍了捕收剂的吸附,因此镍黄铁矿被有效抑制,难以上浮;而铜矿物可浮性几乎不受影响,从而铜镍混合精矿中的铜矿物与镍矿物得以有效分离。
(5)镍强化回收浮选工序:向等可浮尾矿中添加硫酸铜、黄药类捕收剂和起泡剂,并进行浮选,获得强化回收的第二镍精矿。
具体地,在镍强化回收浮选工序中,向等可浮尾矿中添加硫酸铜后,调浆3~8分钟,再添加黄药类捕收剂和起泡剂。其中,硫酸铜的使用量最好是每吨原矿中添加50~500克;硫酸铜是镍黄铁矿的活化剂,能够溶解镍黄铁矿表面的抑制性薄膜,从而有利于捕收剂对镍黄铁矿的捕收。黄药类捕收剂最好采用现有技术中的丁基黄药,其使用量最好是每吨原矿中添加50~200克。起泡剂最好采用现有技术中的松醇油,其使用量最好是每吨原矿中添加20~80克。
在等可浮浮选工序中,等可浮尾矿中已完成了铜矿物的浮选。在该镍强化回收浮选工序中,等可浮尾矿的主要成分是可浮性不好的镍矿物以及其他可浮性不好的脉石,因此针对等可浮尾矿的浮选重点是回收镍矿物。向等可浮尾矿中加入硫酸铜可以有效活化可浮性不好的镍矿物,从而强化回收镍矿物,以提高镍矿物的回收率。
需要说明的是,强化镍浮选作业获得的精矿不需要进行铜镍分离,只有等可浮作业获得的铜镍混合精矿需要进行铜镍分离,因此铜镍分离的矿物量大大减少,简化了铜镍分离作业。
与现有技术相比,采用本发明实施例所提供的硫化铜镍矿选矿方法可以使铜精矿的回收率提高3%~8%,镍精矿的回收率提高1%~5%,铜精矿的品位提高1%~3%,镍精矿的品位提高0.3%~2%,而且铜矿物和镍矿物分离效率提高了5%以上。
由此可见,本发明实施例所提供的硫化铜镍矿选矿方法的流程适应性强、可控性高,对各类含层状易浮硅酸盐脉石的硫化铜镍矿都适用,其他硫化矿的浮选也有借鉴价值。同时,该硫化铜镍矿选矿方法不仅能够有效脱除层状易浮硅酸盐脉石,而且可以回收复杂低品位的细粒嵌布的硫化铜矿物和硫化镍矿物,因而降低了铜矿物和镍矿物的浮选分离难度,显著提升了铜精矿和镍精矿的质量和回收率。
为了更加清晰地展现出本发明所提供的技术方案及所产生的技术效果,下面以几个实施例对本发明所提供的含层状易浮硅酸盐脉石的硫化铜镍矿选矿方法进行详细描述
实施例一
在青海某矿床的原矿中,按重量百分比计,镍含量为0.78%、铜含量为0.16%。该原矿中的金属矿物主要为磁黄铁矿;铜矿物主要为黄铜矿以及少量的墨铜矿、方黄铜矿和铜蓝;镍矿物主要为镍黄铁矿以及少量的紫硫镍矿;铁矿物主要为磁铁矿以及少量的褐铁矿和菱铁矿等;其他少量的硫为黄铁矿,偶见辉砷钴矿等。该原矿中的非金属矿物主要为辉石和蛇纹石,其次为透闪石和绿泥石,还有少量的滑石、橄榄石、钠长石、金云母以及石英等。
采用本发明实施例一的硫化铜镍矿选矿方法对该原矿进行选矿,其具体工序如下:
(1)对该原矿进行研磨,直至粒度不大于0.074mm的矿石占矿石总重量的60%~90%,再加水调制成硫化铜镍矿浆。
(2)当硫化铜镍矿浆的重量百分浓度达到15%~50%时,向硫化铜镍矿浆中添加硫氨酯和松醇油,并调浆3~8分钟,再进行以铜为主的脉石-铜镍等可浮浮选,获得铜镍混合粗精矿和等可浮尾矿。其中,硫氨酯的使用量最好是每吨原矿中添加50克;松醇油的使用量最好是每吨原矿中添加40克。
(3)向铜镍混合粗精矿中添加羧甲基纤维素钠和丁基黄药,并进行浮选,获得铜镍混合精矿。其中,羧甲基纤维素钠的使用量最好是每吨原矿中添加400克;丁基黄药的使用量最好是每吨原矿中添加30克。
(4)向铜镍混合精矿中添加石灰后,调浆3~8分钟,并将矿浆的pH值控制在10~13之间进行浮选,获得铜精矿和第一镍精矿。其中,石灰的使用量最好是每吨原矿中添加200克。
(5)向等可浮尾矿中添加硫酸铜,并调浆3~8分钟后,添加丁基黄药和松醇油,再进行浮选,强化回收的第二镍精矿。其中,硫酸铜的使用量最好是每吨原矿中添加200克;丁基黄药的使用量最好是每吨原矿中添加50~100克;松醇油的使用量最好是每吨原矿中添加60克。
采用本发明实施例一的硫化铜镍矿选矿方法对该原矿进行选矿的结果如下:按重量百分比计,在获得的铜精矿中,铜含量为24.41%、镍含量为1.93%,而铜的回收率为47.53%;在获得的镍精矿中,镍含量为8.20%、铜含量为0.48%,而镍的回收率为77.43%。
采用现有技术中的选矿方法对该原矿进行选矿;其选矿结果如下:按重量百分比计,在获得的铜精矿中,铜含量为23.01%、镍含量为2.23%,而铜的回收率为40.51%;在获得的镍精矿中,镍含量为7.38%、铜含量为0.64%,而镍的回收率为76.26%。
经对比可知,与现有技术相比,采用本发明实施例所提供的硫化铜镍矿选矿方法使铜精矿的回收率提高了7.02%,镍精矿的回收率提高了1.17%,铜精矿的品位提高了1.30%,镍精矿的品位提高了0.82%。同时,采用本发明实施例所提供的硫化铜镍矿选矿方法,铜矿物和镍矿物获得了快速有效分离。
实施例二
在新疆某矿床的原矿中,按重量百分比计,镍含量为0.80%、铜含量为0.20%。该原矿中的金属矿物主要为磁黄铁矿;铜矿物主要为黄铜矿以及少量的墨铜矿、方黄铜矿和铜蓝;镍矿物主要为镍黄铁矿以及少量的紫硫镍矿、砷镍矿、辉砷镍矿、含钴的辉砷镍矿等;铁矿物主要为磁铁矿以及少量的褐铁矿和菱铁矿等。该原矿中的非金属矿物主要为透闪石、滑石和辉石,其次为蛇纹石、橄榄石、透辉石、绿泥石、阳起石、阳起石石棉和蛇纹石石棉,还有少量的金云母、钠长石、石英以及方解石等。
采用本发明实施例二的硫化铜镍矿选矿方法对该原矿进行选矿,其具体工序如下:
(1)对该原矿进行研磨,直至粒度不大于0.074mm的矿石占矿石总重量的60%~90%,再加水调制成硫化铜镍矿浆。
(2)当硫化铜镍矿浆的重量百分浓度达到15%~50%时,向硫化铜镍矿浆中添加硫氨酯和松醇油,并调浆3~8分钟,再进行以铜为主的脉石-铜镍等可浮浮选,获得铜镍混合粗精矿和等可浮尾矿。其中,硫氨酯的使用量最好是每吨原矿中添加60克;松醇油的使用量最好是每吨原矿中添加40克。
(3)向铜镍混合粗精矿中添加羧甲基纤维素钠和丁基黄药,并进行浮选,获得铜镍混合精矿。其中,羧甲基纤维素钠的使用量最好是每吨原矿中添加150克;丁基黄药的使用量最好是每吨原矿中添加20克。
(4)向铜镍混合精矿中添加石灰后,调浆3~8分钟,并将矿浆的pH值控制在10~13之间进行浮选,获得铜精矿和第一镍精矿。其中,石灰的使用量最好是每吨原矿中添加100克。
(5)向等可浮尾矿中添加硫酸铜,并调浆3~8分钟后,添加丁基黄药和醇油,再进行浮选,强化回收的第二镍精矿。其中,硫酸铜的使用量最好是每吨原矿中添加100克;丁基黄药的使用量最好是每吨原矿中添加120克;松醇油的使用量最好是每吨原矿中添加70克。
采用本发明实施例二的硫化铜镍矿选矿方法对该原矿进行选矿的结果如下:按重量百分比计,在获得的铜精矿中,铜含量为25.15%、镍含量为1.23%,而铜的回收率为62.14%;在获得的镍精矿中,镍含量为7.95%、铜含量为0.40%,而镍的回收率为80.67%。
采用现有技术中的选矿方法对该原矿进行选矿;其选矿结果如下:按重量百分比计,在获得的铜精矿中,铜含量为23.36%、镍含量为1.68%,而铜的回收率为57.10%;在获得的镍精矿中,镍含量为7.62%、铜含量为0.55%,而镍的回收率为78.37%。
经对比可知,与现有技术相比,采用本发明实施例所提供的硫化铜镍矿选矿方法使铜精矿的回收率提高了5.04%,镍精矿的回收率提高了2.30%,铜精矿的品位提高了1.79%,镍精矿的品位提高了0.33%。同时,采用本发明实施例所提供的硫化铜镍矿选矿方法,铜矿物和镍矿物获得了快速有效分离。
综上可见,本发明实施例操作简单、可控性高、对矿石适应性强,不仅能够有效脱除层状易浮硅酸盐脉石,而且可以回收复杂低品位的细粒嵌布的铜矿物和镍矿物,因而降低了铜矿物和镍矿物的浮选分离难度,显著提升了铜精矿和镍精矿的质量和回收率。
以上所述,仅为本发明较佳的具体实施方式,但本发明的保护范围并不局限于此,任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内,可轻易想到的变化或替换,都应涵盖在本发明的保护范围之内。因此,本发明的保护范围应该以权利要求书的保护范围为准。

Claims (6)

1.一种含层状易浮硅酸盐脉石的硫化铜镍矿选矿方法,其特征在于,包括如下工序:
(1)磨矿调浆工序:对原矿进行研磨,并调制成硫化铜镍矿浆;
(2)等可浮浮选工序:对硫化铜镍矿浆进行以铜为主的易浮脉石-铜镍等可浮浮选,获得铜镍混合粗精矿和等可浮尾矿;
(3)抑制易浮脉石浮选工序:向铜镍混合粗精矿中添加脉石抑制剂和黄药类捕收剂,并进行浮选,获得铜镍混合精矿;
(4)铜镍分离浮选工序:向铜镍混合精矿中添加石灰,并进行浮选,获得铜精矿和第一镍精矿;
(5)镍强化回收浮选工序:向等可浮尾矿中添加硫酸铜、黄药类捕收剂和起泡剂,并进行浮选,获得强化回收的第二镍精矿。
2.根据权利要求1所述的硫化铜镍矿选矿方法,其特征在于,等可浮浮选工序包括:当硫化铜镍矿浆的重量百分浓度达到15%~50%时,向硫化铜镍矿浆中添加捕收剂和起泡剂,并调浆3~8分钟,再进行以铜为主的脉石-铜镍等可浮浮选。
3.根据权利要求2所述的硫化铜镍矿选矿方法,其特征在于,脉石抑制剂采用羧甲基纤维素钠或羧甲基纤维素钾中的至少一种,其使用量为每吨原矿中添加50~400克;
黄药类捕收剂采用丁基黄药,其使用量为每吨原矿中添加10~200克;
起泡剂采用松醇油,其使用量为每吨原矿中添加20~80克;
石灰的使用量为每吨原矿中添加100~400克;
硫酸铜的使用量为每吨原矿中添加50~500克;
捕收剂采用硫氨酯或硫氮腈酯,其使用量为每吨原矿中添加20~80克。
4.根据权利要求1至3中任一项所述的硫化铜镍矿选矿方法,其特征在于,在铜镍分离浮选工序中,向铜镍混合精矿中添加石灰后,调浆3~8分钟,并将矿浆的pH值控制在10~13之间进行浮选。
5.根据权利要求1至3中任一项所述的硫化铜镍矿选矿方法,其特征在于,在镍强化回收浮选工序中,向等可浮尾矿中添加硫酸铜后,调浆3~8分钟,再添加黄药类捕收剂和起泡剂。
6.根据权利要求1至3中任一项所述的硫化铜镍矿选矿方法,其特征在于,在磨矿调浆工序中,原矿经研磨后,粒度不大于0.074mm的矿石占矿石总重量的60%~90%。
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