CN106964478A - 一种适于滑石型铜镍硫化矿的全泥浮选方法 - Google Patents

一种适于滑石型铜镍硫化矿的全泥浮选方法 Download PDF

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Abstract

本发明提供了一种适于滑石型铜镍硫化矿的全泥浮选方法，其包括如下步骤：(1)将铜镍硫化矿原矿进行一段磨矿然后筛分，所得+0.074mm粒级部分进入二段磨矿，并将‑0.074mm粒级产品与二段磨矿得到的产品合并；(2)加入浮选活化剂、疏水矿泥分散剂、捕收剂和抑制剂充分调浆后，进行粗选，得到铜镍粗精矿和粗选尾矿；(3)铜镍粗精矿进行精选，精选中矿进行分段集中返回；粗选尾矿进行扫选；所述疏水矿泥分散剂，按重量份计，包括：组分A：15～60份；组分B：3～15份；水：600～2500份；所述组分A为低分子量聚丙烯酸；所述组分B为碳酸钠、烧碱、苛性钾中的任意一种；本发明工艺稳定可靠，铜镍精矿指标优异，具有极好的工业化应用前景。

Description

一种适于滑石型铜镍硫化矿的全泥浮选方法
技术领域
本发明属于选矿领域，具体涉及一种适于滑石型铜镍硫化矿的全泥浮选方法。
背景技术
具有天然疏水性的层状镁硅酸盐矿物是铜镍硫化矿中普遍存在的脉石矿物。为了分离疏水脉石与硫化矿物，选矿工作者使用六偏磷酸钠、水玻璃、羧甲基纤维素等分散剂用于分散抑制疏水脉石矿物，以提高硫化矿物的浮选回收率。然而，上述分散剂普遍存在分散效果差、药剂用量高、影响目的矿物上浮等缺点。研究开发分散效率高、对硫化矿浮选有益的疏水脉石分散剂具有现实意义。
传统的铜镍硫化矿浮选工艺多采用铜镍混合浮选，浮选药剂以硫酸铜作铜镍矿物活化剂，CMC作脉石抑制剂，丁基黄药+丁铵黑药作铜镍矿物捕收剂进行混合浮选，此技术方法存在的问题有：难以有效分散抑制疏水脉石，造成铜镍精矿品质较差、精矿中氧化镁含量较高。
中国发明专利“一种硫化铜镍矿选矿方法”，专利号CN97116773.7及CN98102238公开了几种硫化铜镍矿的选矿方法，但只解决了改变矿浆中的离子组成及矿物表面状态，以提高铜镍硫化矿的回收率，无法适用于疏水脉石含量高、复杂低品位的铜镍硫化矿的浮选分离。
中国发明专利“一种高品位硫化铜镍矿石的选矿方法”虽然获得了较好的技术效果，但其技术方案需将磁选、浮选和重选技术联用，工艺复杂，控制难度高，不适宜推广应用。
有专利报道(如中国专利CN 101220745A)利用聚丙烯酸钠水凝胶防止硫化矿结块，其原理在于水凝胶具有很好的吸水性，可防止氧化反应的产生。因此，其仅能解决在矿石采矿过程中硫化矿长时间存放容易氧化结块的问题。同时，在一般的矿物浮选中，也不会将凝胶作为浮选药剂。
发明内容
针对现有技术的缺点，本发明的目的在于提供一种适于滑石型铜镍硫化矿的全泥浮选方法，该方法包括如下步骤：
(1)将铜镍硫化矿原矿进行一段磨矿，然后对一段磨矿产品进行筛分，分出-0.074mm及+0.074mm粒级部分，其中的+0.074mm粒级部分进入二段磨矿，-0.074mm粒级产品与二段磨矿得到的产品合并作为入浮样品；
(2)向步骤(1)的入浮样品中依次加入浮选活化剂、疏水矿泥分散剂、捕收剂和抑制剂充分调浆后，充入空气进行铜镍粗选，得到铜镍粗精矿和粗选尾矿；
(3)对步骤(2)所得铜镍粗精矿进行精选，对粗选尾矿进行扫选；
所述疏水矿泥分散剂，按重量份计，包括：组分A：15～60份；组分B：3～15份；水：600～2500份；
所述组分A为低分子量聚丙烯酸；所述组分B为碳酸钠、烧碱、苛性钾中的任意一种；优选的，所述低分子量聚丙烯酸的分子量为800～1000，最好是800；
作为优选方案，所述疏水矿泥分散剂，按重量份计，包括：组分A：16份；组分B：4份；水：650份。
所述的铜镍硫化矿原矿磨细采用阶段磨矿，达到入浮样品选择性解离的目的，入浮样品粒度为-0.074mm的含量占85％～90％。
所述精选的次数为三次，每次精选得到各自的精选中矿，最后一次精选除了得到精选中矿外还得到铜镍精矿，精选一、二、三中矿分别为第Ⅰ中矿、第Ⅱ中矿、第Ⅲ中矿。
所述扫选的次数为三次，每次扫选得到各自的扫选中矿，最后一次扫选除了得到扫选中矿外还得到最终尾矿，扫选一、二、三中矿分别为第Ⅳ中矿、第Ⅴ中矿、第Ⅵ中矿。
步骤(2)中，所述浮选活化剂为小分子酸，所述小分子酸为苹果酸，所述捕收剂为戊基钾黄药和Mac-10，所述抑制剂为田箐胶和羧甲基纤维素钠。
优选的，步骤(2)中，所述活化剂的使用量为1000～1500g/t原矿，所述戊基钾黄药的使用量为180～200g/t原矿，所述Mac-10的使用量为50～100g/t原矿；所述田箐胶的使用量为500～800g/t原矿，所述羧甲基纤维素钠的使用量为50～100g/t原矿。
优选的，每次精选中加入的戊基钾黄药为35g/t原矿，Mac-10为15g/t原矿，田箐胶为50g/t原矿，羧甲基纤维素钠为20g/t原矿。
优选的，每次扫选加入的小分子酸为400g/t原矿，疏水矿泥分散剂为100g/t原矿，戊基钾黄药为35g/t原矿，Mac-10为10g/t原矿，田箐胶为20g/t原矿，羧甲基纤维素钠为10g/t原矿。
优选的，所述的第Ⅰ中矿与第Ⅳ中矿、第Ⅴ中矿和第Ⅵ中矿合并，集中返回至铜镍粗选工序再选；所述的第Ⅱ中矿与第Ⅲ中矿合并，集中返回至精选一工序再选。
本发明的有益效果：
本发明方法包括选择性解离、粗选、扫选、深度精选、中矿分批集中返回等步骤，适用于滑石、含镍磁黄铁矿含量高的难处理中低品位铜镍硫化矿的浮选分离；
本发明中所用了特殊的疏水矿泥分散剂，并采用中矿分批集中返回的方式有效提高中矿的分选效率；
本发明工艺稳定可靠，针对性和可实施性强，简单合理，铜镍精矿指标优异，具有极好的工业化应用前景。
附图说明
图1为本发明选矿工艺示意图。
具体实施方式
下面通过实施例对本发明进行具体描述，有必要在此指出的是以下实施例只是用于对本发明进行进一步的说明，不能理解为对本发明保护范围的限制，该领域的技术熟练人员根据上述发明内容所做出的一些非本质的改进和调整，仍属于本发明的保护范围。
实施例1
制备疏水矿泥分散剂：
1、称取低分子量聚丙烯酸(分子量为800)16份，碳酸钠4份，并混合；
2、然后向上述所得物中加入水介质650份进行充分搅拌溶解，直至呈高亮度混合液，即得所需疏水矿泥分散剂。
采用疏水矿泥分散剂对某复杂低品位铜镍矿进行浮选试验研究。
1、矿石特性：
某低品位硫化镍矿石，原矿铜品位0.36％、镍品位0.80％，氧化镁含量26.36％。矿石普遍受到强烈蚀变，矿石中的金属矿物粒度较细，呈细粒星散状、浸染状分布于脉石中，同时脉石矿物发生绿泥石化、滑石化。矿石中硫化矿物以磁黄铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿、黄铁矿为主，其中磁黄铁矿含量较高(4％以上)；脉石矿物以变质矿物滑石、蛇纹石、辉石、绿泥石、角闪石为主，其中滑石、蛇纹石、辉石含量高(矿物含量合计40％以上)，其可浮性较好，较难抑制；且它们硬度低，矿石经磨矿后泥化严重；增加了选矿难度。
2、选矿工艺：
(1)将铜镍硫化矿原矿进行一段磨矿，然后对一段磨矿产品进行筛分，分出-0.074mm及+0.074mm粒级部分，其中的+0.074mm粒级部分进入二段磨矿，-0.074mm粒级产品与二段磨矿得到的产品合并作为入浮样品；
(2)向步骤(1)的入浮样品中依次加入浮选活化剂、疏水矿泥分散剂、组合捕收剂、组合抑制剂充分调浆后，充入空气进行铜镍粗选，得到铜镍粗精矿和粗选尾矿；
(3)将铜镍粗精矿进行三次精选，每次精选得到各自的精选中矿，最后一次精选除了得到精选中矿外还得到铜镍精矿，精选一、二、三中矿分别为第Ⅰ中矿、第Ⅱ中矿、第Ⅲ中矿；
(4)将粗选尾矿进行三次扫选，每次扫选得到各自的扫选中矿，最后一次扫选除了得到扫选中矿外还得到最终尾矿，扫选一、二、三中矿分别为第Ⅳ中矿、第Ⅴ中矿、第Ⅵ中矿。
步骤(1)中，所述的铜镍硫化矿原矿磨细采用阶段磨矿，达到入浮样品选择性解离的目的，入浮样品粒度为-0.074mm含量85％～90％。
步骤(2)中，所述铜镍粗选加入的浮选药剂种类和用量依次为活化剂苹果酸1000g/t原矿，疏水矿泥分散剂800g/t原矿，捕收剂戊基钾黄药180g/t原矿、Mac-10为50g/t原矿，抑制剂田箐胶500g/t原矿、羧甲基纤维素钠50g/t原矿。
步骤(3)中，所述将铜镍粗精矿进行三次精选，每次精选加入的浮选药剂种类和用量依次为捕收剂戊基钾黄药35g/t原矿、Mac-10为15g/t原矿，抑制剂田箐胶50g/t原矿、羧甲基纤维素钠20g/t原矿。
步骤(4)中，所述将粗选尾矿进行三次扫选，每次扫选加入的浮选药剂种类和用量依次为活化剂小分子酸400g/t原矿，疏水矿泥分散剂100g/t原矿，捕收剂戊基钾黄药35g/t原矿、Mac-10为10g/t原矿，抑制剂田箐胶20g/t原矿、羧甲基纤维素钠10g/t原矿。
所述的第Ⅰ中矿与第Ⅳ中矿、第Ⅴ中矿以及第Ⅵ中矿合并，集中返回至铜镍粗选工序再选；所述的第Ⅱ中矿与第Ⅲ中矿合并，集中返回至精选一工序再选。
依据矿石特性，浮选试验在磨矿细度为-200目含量占86.1％时，粗选加入本发明实施例1的分散剂800g/t和相应的活化剂、捕收剂、抑制剂，一次粗选即可获得铜品位2％、镍品位4.2％，铜镍回收率大于81％的铜镍粗精矿，非常有利于下一步精选提高铜镍品位；粗选尾矿经三次扫选，每次扫选加入本发明的实施例1的分散剂100g/t，最终尾矿铜、镍品位分别降至0.045％及0.12％，铜镍损失率在10％左右。
在详细的条件试验的基础上，采用选择性解离，一次粗选、三次扫选、三次精选、中矿分批集中返回的浮选闭路试验获得了满意的技术指标：铜镍精矿铜品位2.95％、镍品位6.19％，铜回收率87％、镍回收率84.05％，氧化镁含量5.95％；尾矿铜品位0.053％、镍品位0.14％，镍损失率15.95％。
实施例2
制备疏水矿泥分散剂：
1、称取低分子量聚丙烯酸(分子量为1000)60份，烧碱15份，并混合；
2、然后向上述所得物中加入水介质2500份进行充分搅拌溶解，直至呈高亮度混合液，即得所需疏水矿泥分散剂。
在选矿工艺上，除了步骤(2)中，铜镍粗选加入的浮选药剂种类和用量依次为活化剂苹果酸1500g/t原矿，疏水矿泥分散剂1000g/t原矿，捕收剂戊基钾黄药200g/t原矿、Mac-10为100g/t原矿，抑制剂田箐胶800g/t原矿、羧甲基纤维素钠100g/t原矿之外，其余与实施例1一致。
实施例3
制备疏水矿泥分散剂：
1、称取低分子量聚丙烯酸(分子量为900)15份，苛性钾3份，并混合；
2、然后向上述所得物中加入水介质600份进行充分搅拌溶解，直至呈高亮度混合液，即得所需疏水矿泥分散剂。
在选矿工艺上，除了步骤(2)中，铜镍粗选加入的浮选药剂种类和用量依次为活化剂苹果酸1300g/t原矿，疏水矿泥分散剂900g/t原矿，捕收剂戊基钾黄药190g/t原矿、Mac-10为80g/t原矿，抑制剂田箐胶600g/t原矿、羧甲基纤维素钠80g/t原矿之外，其余与实施例1一致。
对照例
对照例的操作方法与实施例1相同，区别在于：浮选过程中未添加分散剂。
实施例1～实施例3与对照例实验结果对比见表1：
表1
从附表中的试验结果可以看出：添加本发明的分散剂后，闭路试验所得铜镍精矿中铜镍的品位大幅度提高，而铜镍回收率与未添加分散剂的铜镍回收率相当。
最后需要说明的是，以上实施例仅用于说明本发明的技术方案而非限制，尽管参照较佳实施例对本发明的技术方案进行了详细说明，本领域技术人员应当理解，可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本发明的宗旨和范围，其均应涵盖在本发明的保护范围当中。

Claims (10)

1.一种适于滑石型铜镍硫化矿的全泥浮选方法，其特征在于，所述方法包括如下步骤：
(1)将铜镍硫化矿原矿进行一段磨矿，然后对一段磨矿产品进行筛分，分出-0.074mm及+0.074mm粒级部分，其中的+0.074mm粒级部分进入二段磨矿，-0.074mm粒级产品与二段磨矿得到的产品合并作为入浮样品；
(2)向步骤(1)的入浮样品中依次加入浮选活化剂、疏水矿泥分散剂、捕收剂和抑制剂充分调浆后，充入空气进行铜镍粗选，得到铜镍粗精矿和粗选尾矿；
(3)对步骤(2)所得铜镍粗精矿进行精选，对粗选尾矿进行扫选；
所述疏水矿泥分散剂，按重量份计，包括：组分A：15～60份；组分B：3～15份；水：600～2500份；
所述组分A为低分子量聚丙烯酸；所述组分B为碳酸钠、烧碱、苛性钾中的任意一种；优选的，所述低分子量聚丙烯酸的分子量为800～1000，最好是800；
作为优选方案，所述疏水矿泥分散剂，按重量份计，包括：组分A：16份；组分B：4份；水：650份。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)中，所述的铜镍硫化矿原矿磨细采用阶段磨矿，达到入浮样品选择性解离的目的，入浮样品粒度为-0.074mm的含量占85％～90％。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(3)中，所述精选的次数为三次，每次精选得到各自的精选中矿，最后一次精选除了得到精选中矿外还得到铜镍精矿，精选一、二、三中矿分别为第Ⅰ中矿、第Ⅱ中矿、第Ⅲ中矿。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(3)中，所述扫选的次数为三次，每次扫选得到各自的扫选中矿，最后一次扫选除了得到扫选中矿外还得到最终尾矿，扫选一、二、三中矿分别为第Ⅳ中矿、第Ⅴ中矿、第Ⅵ中矿。
5.根据权利要求1～4任一项所述的方法，其特征在于，步骤(2)中，所述浮选活化剂为小分子酸，所述小分子酸为苹果酸，所述捕收剂为戊基钾黄药和Mac-10，所述抑制剂为田箐胶和羧甲基纤维素钠。
6.根据权利要求5所述的方法，其特征在于，步骤(2)中，所述活化剂的使用量为1000～1500g/t原矿，所述戊基钾黄药的使用量为180～200g/t原矿，所述Mac-10的使用量为50～100g/t原矿；所述田箐胶的使用量为500～800g/t原矿，所述羧甲基纤维素钠的使用量为50～100g/t原矿。
7.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，每次精选中加入的戊基钾黄药为35g/t原矿，Mac-10为15g/t原矿，田箐胶为50g/t原矿，羧甲基纤维素钠为20g/t原矿。
8.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，每次扫选加入的小分子酸为400g/t原矿，疏水矿泥分散剂为100g/t原矿，戊基钾黄药为35g/t原矿，Mac-10为10g/t原矿，田箐胶为20g/t原矿，羧甲基纤维素钠为10g/t原矿。
9.根据权利要求4述的方法，其特征在于，所述的第Ⅱ中矿与第Ⅲ中矿合并，集中返回至精选一工序再选。
10.根据权利要求9所述的方法，其特征在于，所述的第Ⅰ中矿与第Ⅳ中矿、第Ⅴ中矿和第Ⅵ中矿合并，集中返回至铜镍粗选工序再选。
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