CN106583022A - 一种含磁黄铁矿的铜镍硫化矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开一种含磁黄铁矿的铜镍硫化矿的选矿方法，属于矿物加工技术领域。本发明采用阶段磨矿、阶段选别，原矿粗磨后采用中强磁场将矿石中磁性矿物预先选出，磁性产品和非磁性产品分别进行浓缩、再磨，磁性产品再磨后采用弱磁进行精选，抛除其中磁铁矿及磁黄铁矿产品；非磁性产品再磨后采用水力旋流器分级，抛除‑0.019mm极细粒级；然后将弱磁尾矿和水力旋流器沉砂合并，进行铜镍混合浮选，得到铜镍混合精矿。本发明具有流程简单、降低粗磨能耗、减少磁黄铁矿及极细粒级对浮选作业影响的优点，适合含磁黄铁矿较高的铜镍硫化矿的回收。
Description
技术领域
本发明涉及一种含磁黄铁矿的铜镍硫化矿选矿方法，属于矿物加工技术领域。
背景技术
铜镍硫化矿石中硫化矿物常呈集合体嵌布，粒度分布不均，硫化镍矿物易过粉碎，易氧化。其中硫化镍的最主要矿物镍黄铁矿的天然可浮性与黄铁矿基本相似，为抑制黄铁矿及磁黄铁矿，浮选需在在强碱性介质中进行，然而此时镍黄铁矿的可浮性也受到抑制，且磁黄铁矿可浮性较镍黄铁矿弱，易在中矿中循环，难以浮出，进而恶化浮选环境。
处理含磁黄铁矿的铜镍硫化矿常采用“混合-优先浮选”及“浮-磁联合”工艺流程。“混合-优先浮选”流程为将黄铜矿、硫化镍矿物及其他硫化矿一并浮出，然后再抑制硫化镍及硫矿物浮选黄铜矿，即采用全浮选流程获得铜精矿和镍精矿。然而，当矿石中磁黄铁矿含量较高时，由于其可浮性较好，在混合浮选过程中随目的矿物一并浮起，而一般磁黄铁矿需用石灰在强碱条件下进行抑制，但强碱介质中，硫化镍矿物也受到一定抑制作用，当进行铜镍分离时，其在中矿矿浆中循环，进而恶化浮选环境。“浮-磁联合”流程是将原矿磨矿后，采用弱磁选机将磁黄铁矿选出，磁选尾矿进行铜硫混合浮选。此方法采用磁选法将强磁性磁黄铁矿预先脱除，消除了其对后续浮选过程的影响，但由于硫化铜镍矿中常含有紫硫镍矿，其磁性也较强，因此在采用单一磁选过程时，部分磁选较强的紫硫镍矿也被选出，造成原矿中有价元素的较大损失。
CN1198963公开了一种硫化铜镍矿的浮选方法，其采用全浮选流程，在浮选前用柠檬酸、EDTA、草酸和酒石酸进行络合预处理，进而改善矿浆中离子组成及矿物表面状态，强化了捕收剂对矿物的吸附能力及选择性，铜、镍回收率可以提高1~3%。然而，此方法采用全浮选流程，当矿物中磁黄铁矿较多时，浮选很难进行，磁黄铁矿会在闭路中矿中形成循环，使得浮选过程难以平衡稳定进行。
王怀等在《某低品位铜镍硫化矿石选矿试验》（金属矿山,2015,(8):79-84）中采用弱磁选对含镍矿物进行富集，获得目的矿物含量高、易泥化脉石含量低的磁性产品和目的矿物含量低、易泥化脉石含量高的非磁性产品，再分别进行磨浮流程处理，分别得到品位和回收率均较高的铜镍混合精矿1和2，使得尾矿中铜、镍品位分别降至0.06%和0.16%，获得了较好的指标。此方法虽部分排除了磁性矿物对混合浮选2过程的影响，但仍局限于使用单一浮选得到铜镍混合精矿，当磁黄铁矿含量较高时，浮选难以抑制，对混合浮选1段流程造成严重影响。
CN105013603A公开了一种硫化铜镍矿的选矿方法，通过先浮选、浮选尾矿经磁选丢尾后再选的方法，尽可能的实现了目标产物的回收。浮选尾矿采用磁选方法以希望抛除微细粒、难处理脉石矿物，但许多未解离的铜镍硫化矿，尤其是一段浮选未浮出的较大颗粒的硫化矿，因其不具磁选而损失在尾矿1中，此外，当磁黄铁矿含量较高时，磁选作业所得精矿中磁黄铁矿含量很高，二段浮选时难以抑制，对最终精矿造成影响。
发明内容
本发明目的是针对现有的硫化铜镍选矿方法中磁黄铁矿难以抑制、无针对磁黄铁矿的有效处理措施等问题，提供一种含磁黄铁矿的铜镍硫化矿的选矿方法。
一种含磁黄铁矿的铜镍硫化矿的选矿方法，采用阶段磨矿、阶段选别，经两段磁选后，抛除强磁性磁铁矿和磁黄铁矿，并将其中磁性较强的紫硫镍矿预先选出，非磁性产品经再磨后抛尾，将弱磁尾矿和旋流器沉砂合并，进行铜镍混合浮选。
其具体步骤如下：
（1）将原矿破碎、粗磨至粒度-0.074mm占50%~70%，得到铜镍硫化矿原矿矿样；
（2）在磁场强度为0.4T~0.6T的条件下，磁选步骤（1）的铜镍硫化矿原矿矿样得到磁性产品和非磁性产品；
（3）调节步骤（3）的磁性矿的矿浆浓度为60~80%，细磨至粒度-0.074mm占85%~95%，在磁场强度为0.1T~0.2T的条件下，磁选细磨的磁性产品得到强磁性产品和弱磁性产品；
（4）将步骤（2）的非磁性产品细磨至粒度-0.074mm占85%~95%，然后进行旋流器脱泥得到沉砂和溢流；
（5）将步骤（3）的弱磁选产品和步骤（4）的沉砂合并，调节矿浆浓度为25~35%，按每吨混合矿计，依次添加调整剂1000~2000g/t、分散剂500~2000g/t、活化剂300~600g/t、捕收剂50~200g/t、起泡剂30~60g/t，进行浮选得到铜镍混合精矿和浮选尾矿。
所述步骤（4）溢流的粒度小于0.019mm。
所述步骤（5）调整剂为石灰或碳酸钠。
所述步骤（5）分散剂为水玻璃或六偏磷酸钠。
所述步骤（5）活化剂为硫酸铜、硫酸铵或硝酸铅。
所述步骤（5）捕收剂为丁基黄药、乙基黄药或Z-200。
所述步骤（5）起泡剂为2#油、煤油或柴油。
本发明中原矿粗磨后采用中强磁场将矿石中磁性矿物预先选出，磁精矿和非磁性产品分别进行浓缩、再磨，磁精矿再磨后采用弱磁进行精选，抛除其中磁铁矿及磁黄铁矿产品；非磁性产品再磨后采用水力旋流器抛尾，抛除其中极细粒级；然后将弱磁尾矿和水力旋流器沉砂合并，进行铜镍混合浮选，得到铜镍混合精矿。
本发明的有益效果是：
1）采用阶段磨矿、阶段选别，降低粗磨能耗，可使单体解离矿物及时分选出来，防止过粉碎现象；利用铁磁性矿物和紫硫镍矿嵌布关系紧密特点，预先选出具磁性的大颗粒团体，降低浮选给矿量，减少药剂用量；
2）中强磁精矿进入弱磁选，进一步脱除磁铁矿、磁黄铁矿等强磁性矿物，避免了强磁性矿物在浮选作业中矿循环，引发浮选涨肚现象；
3）水力旋流器抛掉-0.019mm极细粒级矿，降低了原生矿泥及次生矿泥对浮选指标的影响，减少蛇纹石、绿泥石、云母、滑石等易泥化脉石矿物对浮选作业的影响，从而减少了入浮给矿量，降低了药耗。
附图说明
图1为本发明的流程示意图。
具体实施方式
下面结合具体实施方式对本发明做进一步详细说明，但本发明的保护范围并不限于所述内容。
实施例1：本实施例以某铜镍硫化矿为研究对象，矿石中Ni品位0.61%，Cu品位0.44%，主要矿物组成为黄铜矿、紫硫镍矿、镍黄铁矿、磁黄铁矿、黄铁矿、蛇纹石、滑石等，其中磁黄铁矿含量为12.20%。采用如图1 所示的工艺流程，其具体步骤如下：
（1）将原矿破碎、粗磨至粒度-0.074mm占50%，得到铜镍硫化矿原矿矿样；
（2）在磁场强度为0.6T的条件下，在永磁滚筒中磁选步骤（1）的铜镍硫化矿原矿矿样得到磁性产品和非磁性产品；
（3）调节步骤（3）的磁性产品的矿浆浓度为60%，细磨至粒度-0.074mm占85%，在磁场强度为0.1T的条件下，在永磁滚筒中磁选细磨的磁性产品得到强磁性产品和弱磁性产品；
（4）将步骤（2）的非磁性产品细磨至粒度-0.074mm占90%，然后进行水力旋流器脱泥，得到沉砂和-0.01mm极细粒级的溢流；
（5）将步骤（3）的弱磁性产品和步骤（4）的沉砂合并，调节矿浆浓度为25%，按每吨混合矿计，依次添加调整剂石灰1000g/t、分散剂水玻璃2000g/t、活化剂硫酸铜300g/t、捕收剂丁基黄药100g/t、起泡剂2#油30g/t，进行一粗两精两扫的浮选得到浮选铜镍精矿和浮选尾矿。
最终得到Cu品位4.48%、回收率68.52%，Ni品位6.97%、回收率76.87%的铜镍混合精矿。
实施例2：本实施例原矿与实施例1相同。采用如图1 所示的工艺流程，具体步骤如下：
（1）将原矿破碎、粗磨至粒度-0.074mm占60%，得到铜镍硫化矿原矿矿样；
（2）在磁场强度为0.5T的条件下，在永磁滚筒中磁选步骤（1）的铜镍硫化矿原矿矿样得到磁性产品和非磁性产品；
（3）调节步骤（3）的磁性产品的矿浆浓度为70%，细磨至粒度-0.074mm占90%，在磁场强度为0.15T的条件下，在永磁滚筒中磁选细磨的磁性产品得到强磁性产品和弱磁性产品；
（4）将步骤（2）的非磁性产品细磨至粒度-0.074mm占85%，然后进行水力旋流器脱泥，得到沉砂和-0.01mm极细粒级的溢流；
（5）将步骤（3）的弱磁性产品和步骤（4）的沉砂合并，调节矿浆浓度为30%，按每吨混合矿计，依次添加调整剂石灰1000g/t、分散剂六偏磷酸钠500g/t、活化剂硫酸铵400g/t、捕收剂Z-200 50g/t、起泡剂煤油40g/t，进行一粗两精两扫的浮选得到浮选铜镍精矿和浮选尾矿。
最终得到Cu品位4.66%、回收率70.64%，Ni品位7.15%、回收率78.19%的铜镍混合精矿。
实施例3：本实施例以西北某铜镍硫化矿为研究对象，矿石中Ni品位1.19%，Cu品位0.57%，主要矿物组成为黄铜矿、紫硫镍矿、镍黄铁矿、磁黄铁矿、蛇纹石、滑石、绿泥石等，其中磁黄铁矿含量为10.07%。采用如图1 所示的工艺流程，具体步骤如下：
（1）将原矿破碎、粗磨至粒度-0.074mm占70%，得到铜镍硫化矿原矿矿样；
（2）在磁场强度为0.4T的条件下，在永磁滚筒中磁选步骤（1）的铜镍硫化矿原矿矿样得到磁性产品和非磁性产品；
（3）调节步骤（3）的磁性产品的矿浆浓度为80%，细磨至粒度-0.074mm占95%，在磁场强度为0.2T的条件下，在永磁滚筒中磁选细磨的磁性产品得到强磁性产品和弱磁性产品；
（4）将步骤（2）的非磁性产品细磨至粒度-0.074mm占95%，然后进行水力旋流器脱泥，得到沉砂和-0.019mm极细粒级的溢流；
（5）将步骤（3）的弱磁性产品和步骤（4）的沉砂合并，调节矿浆浓度为35%，按每吨混合矿计，依次添加调整剂碳酸钠1500g/t、分散剂水玻璃1000g/t、活化剂硝酸铅600g/t、捕收剂乙基黄药200g/t、起泡剂柴油60g/t，进行一粗两精两扫的浮选得到浮选铜镍精矿和浮选尾矿。
最终得到Cu品位5.21%、回收率75.41%，Ni品位10.74%、回收率74.43%的铜镍混合精矿。
Claims (7)
1.一种含磁黄铁矿的铜镍硫化矿的选矿方法，其特征在于，具体步骤如下：
（1）将原矿破碎、粗磨至粒度-0.074mm占50%~70%，得到铜镍硫化矿原矿矿样；
（2）在磁场强度为0.4T~0.6T的条件下，磁选步骤（1）的铜镍硫化矿原矿矿样得到磁性产品和非磁性产品；
（3）调节步骤（3）的磁性矿的矿浆浓度为60~80%，细磨至粒度-0.074mm占85%~95%，在磁场强度为0.1T~0.2T的条件下，磁选细磨的磁性产品得到强磁性产品和弱磁性产品；
（4）将步骤（2）的非磁性产品细磨至粒度-0.074mm占85%~95%，然后进行旋流器脱泥得到沉砂和溢流；
（5）将步骤（3）的弱磁性产品和步骤（4）的沉砂合并，调节矿浆浓度为25~35%，按每吨混合矿计，依次添加调整剂1000~2000g/t、分散剂500~2000g/t、活化剂300~600g/t、捕收剂50~200g/t、起泡剂30~60g/t，进行浮选得到铜镍混合精矿和浮选尾矿。
2.根据权利要求1所述的含磁黄铁矿的铜镍硫化矿的选矿方法，其特征在于：步骤（4）溢流的粒度小于0.019mm。
3.根据权利要求1所述的含磁黄铁矿的铜镍硫化矿的选矿方法，其特征在于：步骤（5）调整剂为石灰或碳酸钠。
4.根据权利要求1所述的含磁黄铁矿的铜镍硫化矿的选矿方法，其特征在于：步骤（5）分散剂为水玻璃或六偏磷酸钠。
5.根据权利要求1所述的含磁黄铁矿的铜镍硫化矿的选矿方法，其特征在于：步骤（5）活化剂为硫酸铜、硫酸铵或硝酸铅。
6.根据权利要求1所述的含磁黄铁矿的铜镍硫化矿的选矿方法，其特征在于：步骤（5）捕收剂为丁基黄药、乙基黄药或Z-200。
7.根据权利要求1所述的含磁黄铁矿的铜镍硫化矿的选矿方法，其特征在于：步骤（5）起泡剂为2#油、煤油或柴油。
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