CN107670843A - 处理含磁黄铁矿的镍矿石的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种处理含磁黄铁矿的镍矿石的方法，该方法包括：(1)将含磁黄铁矿的镍矿石进行破碎处理，以便得到破碎矿；(2)采用球磨机对所述破碎矿进行湿磨处理，以便得到矿浆，其中，所述球磨机的衬板和球均为不锈钢；(3)将所述矿浆与丁基黄药和甲基异丁基甲醇混合搅拌后进行浮选处理，以便分别得到镍精矿和磁黄铁矿。该方法无需添加抑制剂，对环境友好，且成本低廉、操作方面，显著提高了镍精矿的品位及其回收率，经济效益显著。

Description

处理含磁黄铁矿的镍矿石的方法
技术领域
本发明属于冶金行业，具体而言，本发明涉及处理含磁黄铁矿的镍矿石的方法。
背景技术
硫化镍矿石开发利用中磁黄铁矿(或黄铁矿，以下同)的存在大大降低了镍精矿的品位，大幅度增加了镍精矿的冶炼成本，甚至造成低品位镍精矿无法利用。现有技术中，磁黄铁矿和镍黄铁矿两者的浮选分离一般在碱性介质中进行，即添加石灰形成高碱高钙介质条件，形成碱性的矿浆，使其中的磁黄铁矿受到抑制，但镍黄铁矿的可浮性也因此受到了极大的影响，大幅度降低了镍黄铁矿的回收率。另外，制作石灰的过程对环境造成很大的破坏，且石灰形成的碱性矿浆对设备腐蚀严重，同时所得的选矿废水pH较高，大大超出国家规定废水排放的pH允许范围。
因此，现有磁黄铁矿与镍黄铁矿的浮选分离技术有待进一步改进。
发明内容
本发明旨在至少在一定程度上解决相关技术中的技术问题之一。为此，本发明的一个目的在于提出一种处理含磁黄铁矿的镍矿石的方法。该方法无需添加抑制剂，对环境友好，且成本低廉、操作方面，显著提高了镍精矿的品位及其回收率，经济效益显著。
在本发明的一个方面，本发明提出了一种处理含磁黄铁矿的镍矿石的方法，根据本发明的实施例，该方法包括：
(1)将含磁黄铁矿的镍矿石进行破碎处理，以便得到破碎矿；
(2)采用球磨机对所述破碎矿进行湿磨处理，以便得到矿浆，其中，所述球磨机的衬板和球均为不锈钢；
(3)将所述矿浆与丁基黄药和甲基异丁基甲醇混合搅拌后进行浮选处理，以便分别得到镍精矿和磁黄铁矿。
根据本发明实施例的处理含磁黄铁矿的镍矿石的方法，通过采用衬板和球均为不锈钢的球磨机对破碎矿进行湿磨，可显著降低矿浆中的亚铁离子和氢氧化亚铁的含量，进而可消除氢氧化亚铁在镍黄铁矿表面的罩盖和亚铁离子对磁黄铁矿的活化作用，从而达到强化丁基黄药在镍黄铁矿表面的吸附作用以及降低其在磁黄铁矿表面的吸附效果，最终获得品位在10％以上的镍精矿，且镍的回收率达到85％。整个方法分离效果好，成本低廉，操作稳定方便，对设备无腐蚀性，原材料清洁无污染，是一种提高镍精矿品位和回收率的有效方法。
另外，根据本发明上述实施例的处理含磁黄铁矿的镍矿石的方法还可以具有如下附加的技术特征：
在本发明的一些实施例中，在步骤(1)中，所述破碎矿的粒径为1～20mm。由此，有利于提高镍精矿的品位及镍的回收率。
在本发明的一些实施例中，在步骤(2)中，所述矿浆浓度为20～75wt％。由此，可进一步提高镍精矿的品位及镍的回收率。
在本发明的一些实施例中，在步骤(2)中，所述矿浆中粒度不高于0.074mm的占比55～90％。由此，可进一步提高镍精矿的品位及镍的回收率。
在本发明的一些实施例中，在步骤(3)中，所述矿浆与所述丁基黄药和所述甲基异丁基甲醇的质量比为100000：(2～30)：(2～10)。由此，可进一步提高镍精矿的品位及镍的回收率。
在本发明的一些实施例中，在步骤(3)中，所述搅拌时间为2～6分钟。由此，可进一步提高镍精矿的品位及镍的回收率。
在本发明的一些实施例中，在步骤(3)中，所述混合搅拌后矿浆的pH为6～10。由此，可进一步提高镍精矿的品位及镍的回收率。
在本发明的一些实施例中，在步骤(3)中，所述浮选处理的时间为3～10分钟。由此，可进一步提高镍精矿的品位及镍的回收率。
本发明的附加方面和优点将在下面的描述中部分给出，部分将从下面的描述中变得明显，或通过本发明的实践了解到。
附图说明
本发明的上述和/或附加的方面和优点从结合下面附图对实施例的描述中将变得明显和容易理解，其中：
图1是根据本发明一个实施例的处理含磁黄铁矿的镍矿石的方法流程示意图。
具体实施方式
下面详细描述本发明的实施例，所述实施例的示例在附图中示出，其中自始至终相同或类似的标号表示相同或类似的元件或具有相同或类似功能的元件。下面通过参考附图描述的实施例是示例性的，旨在用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。
在本发明的一个方面，本发明提出了一种处理含磁黄铁矿的镍矿石的方法，根据本发明的实施例，参考图1，该方法包括：
S100：将含磁黄铁矿的镍矿石进行破碎处理
该步骤中，将含磁黄铁矿的镍矿石进行破碎处理，以便得到破碎矿。含磁黄铁矿的镍矿石中主要包含镍黄铁矿和磁黄铁矿。
根据本发明的一个实施例，破碎矿的粒径并不受特别限制，本领域的技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，破碎矿的粒径可以为1～20mm。发明人发现，破碎矿的粒径大小对选矿技术指标没有影响，综合考虑破碎和磨矿设备的性能及节能的目的，破碎矿的粒径可以为1～20mm。
S200：采用球磨机对破碎矿进行湿磨处理
该步骤中，采用球磨机对破碎矿进行湿磨处理，以便得到矿浆，其中，球磨机的衬板和球均为不锈钢。发明人发现，现有技术中，球磨的过程中消耗掉的衬板和球会成为微细粒铁屑，且在氧气和水存在的情况下极易被氧化，生成氢氧化亚铁，氢氧化亚铁又可生成亚铁离子和氢氧根离子，亚铁离子对磁黄铁矿有活化作用，不利于捕收剂和起泡剂对镍黄铁矿的浮选作用；同时且因镍黄铁矿细磨后表面带负电荷，易吸附亚铁离子，亚铁离子再吸附氢氧根离子，会在镍黄铁矿表面形成FeOH-或Fe(OH)2，从而显著降低阴离子捕收剂丁基黄药对镍黄铁矿的捕收作用。采用衬板和球均为不锈钢的球磨机进行湿磨后，可最大限度的降低矿浆中亚铁离子的含量，进而可避免亚铁离子对磁黄铁矿的活化作用和氢氧化亚铁在镍黄铁矿表面的罩盖作用，从而达到强化丁基黄药在镍黄铁矿表面的吸附作用以及降低其在磁黄铁矿表面的吸附效果，提高镍黄铁矿的浮选效果。
根据本发明的一个实施例，矿浆的浓度并不受特别限制，本领域的技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，矿浆浓度可以为20～75wt％。发明人发现，如果矿浆的浓度过低，则磨矿效率降低，磨矿能耗提高；如果矿浆的浓度过高，则会造成球磨机“涨肚”而无法有效地运转。根据本发明的再一个实施例，矿浆的粒度并不受特别限制，本领域的技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，矿浆中粒度可以为不高于0.074mm的占比55～90％。发明人发现，如果矿浆中矿石的粒径过大，一方面单个矿物颗粒的质量较大，往往难以随泡沫上浮，另外一方面矿物可能没有充分单体解离，即镍黄铁矿、磁黄铁矿与脉石连生或者被包裹，造成镍黄铁矿、磁黄铁矿和脉石分离困难或者根本无法浮选；如果矿浆中矿石的粒径过小，可能造成镍黄铁矿粒度过细，浮选困难，镍回收率降低。
S300：将矿浆与丁基黄药和甲基异丁基甲醇混合搅拌后进行浮选处理
该步骤中，将矿浆与丁基黄药和甲基异丁基甲醇混合搅拌后进行浮选处理，以便分别得到镍精矿和磁黄铁矿。具体的，在浮选的过程中，采用丁基黄药作为捕收剂，甲基异丁基甲醇作为起泡剂，将两者加入到矿浆中，因矿浆中的亚铁离子和氢氧化铁含量较低，丁基黄药和甲基异丁基甲醇在镍黄铁矿表面吸附的作用增强，在磁黄铁矿表面吸附的作用降低，镍黄铁矿表面的疏水性显著增强，可浮性较高，而磁黄铁矿的可浮性显著降低，由此，可将镍黄铁矿浮选出，得到品位在10％以上的镍精矿，且镍的回收率达到85％。
根据本发明的一个实施例，矿浆与丁基黄药和甲基异丁基甲醇的质量比并不受特别限制，本领域的技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，矿浆与丁基黄药和甲基异丁基甲醇的质量比可以为100000：(2～30)：(2～10)。发明人发现，如果矿浆与丁基黄药和甲基异丁基甲醇的质量比过高，即捕收剂和起泡剂的用量偏小，则镍黄铁矿和磁黄铁矿的可浮性变差，镍精矿中磁黄铁矿含量降低，镍精矿品位提高，但镍精矿回收率明显降低；如果矿浆与丁基黄药和甲基异丁基甲醇的质量比过低，即捕收剂和起泡剂的用量偏大，则镍黄铁矿好磁黄铁矿的可浮性较好，造成镍精矿中磁黄铁矿含量增加，镍精矿品位降低，分离效果变差，选矿药剂成本增加。根据本发明的再一个实施例，搅拌时间并不受特别限制，本领域的技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，搅拌时间可以为2～6分钟。发明人发现，如搅拌时间过短，丁基黄药和甲基异丁基甲醇不能足够分散，这些药剂更不能充分与矿物发生作用，影响镍黄铁矿的可浮性；如搅拌时间过长，丁基黄药将会与矿浆中的氧气反应而失效，大大降低捕收效果，影响镍黄铁矿的可浮性。根据本发明的又一个实施例，混合搅拌后矿浆的pH并不受特别限制，本领域的技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，混合搅拌后矿浆的pH可以为6～10。发明人发现，混合搅拌后矿浆中水约67wt％，镍黄铁矿约6wt％，磁黄铁矿约22wt％，其他约5wt％。
根据本发明的又一个实施例，浮选处理的时间并不受特别限制，本领域的技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，浮选处理的时间可以为3～10分钟。发明人发现，如浮选处理的时间过短，则丁基黄药和甲基异丁基甲醇不能充分与矿物作用，影响镍黄铁矿的可浮性；如浮选处理的时间过长，则丁基黄药将会与矿浆中的氧气反应而失效，大大降低捕收效果，影响镍黄铁矿的可浮性。
根据本发明实施例的处理含磁黄铁矿的镍矿石的方法，通过采用衬板和球均为不锈钢的球磨机对破碎矿进行湿磨，可显著降低矿浆中的亚铁离子和氢氧化亚铁的含量，进而可消除氢氧化亚铁在镍矿石表面的罩盖和亚铁离子对磁黄铁矿的活化作用，从而达到强化丁基黄药在镍矿石表面的吸附作用以及降低其在磁黄铁矿表面的吸附效果，最终获得品位在10％以上的镍精矿，且镍的回收率达到85％。整个方法分离效果好，成本低廉，操作稳定方便，对设备无腐蚀性，原材料清洁无污染，是一种提高镍精矿品位和回收率的有效方法。
下面参考具体实施例，对本发明进行描述，需要说明的是，这些实施例仅仅是描述性的，而不以任何方式限制本发明。
实施例1
将南非某含磁黄铁矿的镍矿石进行破碎处理，该矿石中镍黄铁矿的含量为6.9wt％，磁黄铁矿的含量为45wt％，得到粒径不大于2mm的破碎矿；然后采用含有不锈钢材质衬板和球的球磨机对破碎矿进行湿磨处理，得到浓度为35wt％、粒度不高于0.074mm占比80％的矿浆；接着将捕收剂丁基黄药和起泡剂甲基异丁基甲醇按照质量比100000：6：2加入到矿浆中，搅拌3分钟，矿浆的pH值变为8.2；最后浮选6分钟，得到镍精矿和磁黄铁矿。镍精矿的镍品位为9.58％，镍回收率达85.6％。
实施例2
将加拿大某含磁黄铁矿的镍矿石进行破碎处理，该矿石中镍黄铁矿的含量为1.68wt％，磁黄铁矿的含量为12.43wt％，得到粒径不大于2mm的破碎矿；然后采用含有不锈钢材质衬板和球的球磨机对破碎矿进行湿磨处理，得到浓度为35wt％、粒度不高于0.074mm占比75％的矿浆；接着将捕收剂丁基黄药和起泡剂甲基异丁基甲醇按照质量比100000：7：2.5加入到矿浆中，搅拌3分钟，矿浆的pH值变为8.1；最后浮选7分钟，得到镍精矿和磁黄铁矿。镍精矿的镍品位为10.62％，镍回收率达75.6％。
对比例1
将南非某含磁黄铁矿的镍矿石进行破碎处理，该矿石中镍黄铁矿的含量为6.9wt％，磁黄铁矿的含量为45wt％，得到粒径不大于2mm的破碎矿；然后采用现有普通碳钢材质的球磨机对破碎矿进行湿磨处理，得到浓度为35wt％、粒度不高于0.074mm占比80％的矿浆；接着将捕收剂丁基黄药和起泡剂甲基异丁基甲醇按照质量比100000：6：2加入到矿浆中，搅拌3分钟，矿浆的pH值变为8.2；最后浮选6分钟，得到镍精矿和磁黄铁矿。镍精矿的镍品位为5.56％，镍回收率达78.82％。
结合实施例1可知，采用本发明的方法可将镍精矿的品位提高72.3％，镍回收率提高6.78％。
对比例2
将加拿大某含磁黄铁矿的镍矿石进行破碎处理，该矿石中镍黄铁矿的含量为1.68wt％，磁黄铁矿的含量为12.43wt％，得到粒径不大于2mm的破碎矿；然后采用现有普通碳钢材质的球磨机对破碎矿进行湿磨处理，得到浓度为35wt％、粒度不高于0.074mm占比75％的矿浆；接着将捕收剂丁基黄药和起泡剂甲基异丁基甲醇按照质量比100000：7：2.5加入到矿浆中，搅拌3分钟，矿浆的pH值变为8.1；最后浮选7分钟，得到镍精矿和磁黄铁矿。镍精矿的镍品位为10.62％，镍回收率达75.6％。
结合实施例2可知，采用本发明的方法可将镍精矿的品位提高56.63％，镍回收率提高9.8％。
在本说明书的描述中，参考术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不必须针对的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。此外，在不相互矛盾的情况下，本领域的技术人员可以将本说明书中描述的不同实施例或示例以及不同实施例或示例的特征进行结合和组合。
尽管上面已经示出和描述了本发明的实施例，可以理解的是，上述实施例是示例性的，不能理解为对本发明的限制，本领域的普通技术人员在本发明的范围内可以对上述实施例进行变化、修改、替换和变型。

Claims (8)

1.一种处理含磁黄铁矿的镍矿石的方法，其特征在于，包括：
(1)将含磁黄铁矿的镍矿石进行破碎处理，以便得到破碎矿；
(2)采用球磨机对所述破碎矿进行湿磨处理，以便得到矿浆，其中，所述球磨机的衬板和球均为不锈钢；
(3)将所述矿浆与丁基黄药和甲基异丁基甲醇混合搅拌后进行浮选处理，以便分别得到镍精矿和磁黄铁矿。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤(1)中，所述破碎矿的粒径为1～20mm。
3.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，在步骤(2)中，所述矿浆浓度为20～75wt％。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤(2)中，所述矿浆中粒度不高于0.074mm的占比55～90％。
5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤(3)中，所述矿浆与所述丁基黄药和所述甲基异丁基甲醇的质量比为100000：(2～30)：(2～10)。
6.根据权利要求1或5所述的方法，其特征在于，在步骤(3)中，所述搅拌时间为2～6分钟。
7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤(3)中，混合搅拌后矿浆的pH为6～10。
8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤(3)中，所述浮选处理的时间为3～10分钟。
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