CN110280396A - 一种滑石型硫化铜镍矿浮选降镁的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种滑石型硫化铜镍矿浮选降镁的方法。该选矿方法以滑石型铜镍多金属矿为原料，采用浮选工艺，得到镍精矿，包括步骤有：磨矿、调浆、粗选、扫选、精选作业。经磨矿后依次加入六偏磷酸钠、丁基黄药、丁铵黑药、酸化水玻璃、羧甲基纤维素钠、2#油，加入的羧甲基纤维素钠抑制易浮滑石，酸化水玻璃加强抑制剂选择性。酸化水玻璃可在矿浆体系中形成胶体颗粒，选择性吸附于脉石矿物颗粒表面使其亲水，同时增强抑制剂羧甲基纤维素钠的选择性，在不影响精矿铜镍品位与回收率的基础上铜镍精矿中MgO含量可显著降低3％以上。本发明可有效降低铜镍精矿中MgO含量，提高滑石型硫化铜镍矿选矿指标。

Description

一种滑石型硫化铜镍矿浮选降镁的方法
技术领域
本发明属于冶金技术领域，涉及铜镍矿选矿，特别涉及一种滑石型硫化铜镍矿浮选降镁的方法。
背景技术
镍金属因具有良好的磁性、抗腐蚀性、可延展性以及可塑性等优势，在军工、机械、航空航天、民用不锈钢、医疗机械等领域得到了广泛的应用。目前镍资源开发利用仍然以硫化铜镍矿石为主，全球镍产量的2/3仍然来自于硫化矿，是镍的重要来源。随着镍矿的不断开采，原矿品位逐年降低，难选复杂硫化铜镍矿比例增加，矿石性质复杂，蚀变镁硅酸盐脉石含量升高，目的矿物含量变低，且易被氧化，脉石矿物过粉碎情况严重等问题凸显，精矿指标更难以保证。
滑石等含镁硅酸盐是硫化铜镍矿石的主要脉石矿物，其硬度低，易泥化，自然可浮性较好，再加上少量铜和镍矿物镶嵌和浸染，经巯基类捕收剂进一步活化，在铜镍选矿中不可避免的随镍铜主金属进入精矿，导致浮选产出的镍精矿氧化镁等杂质含量高，影响后续冶炼的进行。精矿中MgO含量的降低会有效提高精矿指标，降低冶炼能耗。因此，改良铜镍矿浮选流程、开发对滑石具有较高选择性的抑制剂，对实现难处理硫化铜镍矿的高效利用具有重要意义。
发明内容
为了克服上述现有技术的缺点，解决难处理硫化铜镍矿与滑石有效分离选矿的技术难题，本发明的目的在于提供一种滑石型硫化铜镍矿浮选降镁的方法，可以有效降低铜镍精矿中氧化镁含量，提高铜镍矿选矿指标，
为了实现上述目的，本发明采用的技术方案是：
一种滑石型硫化铜镍矿浮选降镁的方法，包括以下步骤：
1)矿石的准备与磨矿：对矿石进行磨矿作业，磨矿过程中加入碳酸钠；
2)调浆：在步骤1)磨矿得到的矿浆中依次加入分散剂、捕收剂、抑制剂和起泡剂并进行调浆；
3)浮选分离：
3.1)对步骤2)调浆后的矿浆进行两次硫化铜镍矿物的粗选作业，采用阶段加药阶段选别，将两次选别泡沫产品合并作为粗精矿进行处理；
3.2)粗选尾矿进行三次扫选，得到最终尾矿；
4)粗精矿处理：
4.1)对步骤3)粗选作业获得的粗精矿进行再磨作业；
4.2)调浆：将步骤4.1)磨矿得到的粗精矿矿浆进行调浆；
4.3)浮选分离：进行两次精选，得到最终精矿。
所述步骤1)磨矿作业使得产品细度为-0.074mm含量占75％，碳酸钠用量为1000～2000g/t。
所述步骤2)中，分散剂为六偏磷酸钠，捕收剂为丁基黄药和丁铵黑药，抑制剂为酸化水玻璃和羧甲基纤维素钠，起泡剂为2#油，
所述步骤2)中，六偏磷酸钠用量为180～220g/t；丁基黄药用量为60～100g/t；丁铵黑药用量为60～100g/t；酸化水玻璃用量为450～550g/t；羧甲基纤维素钠用量为250～350g/t；2#油用量为10～30g/t。
所述步骤3.1)中，第二次粗选依次加入酸化水玻璃、羧甲基纤维素钠、丁基黄药、丁铵黑药和2#油；所述步骤3.2)中，第一次扫选依次加入酸化水玻璃、羧甲基纤维素钠和丁基黄药，第二次扫选依次加入丁基黄药和2#油，第三次扫选加药类型和顺序与第二次扫选相同。
所述步骤3.1)中，酸化水玻璃用量为80～120g/t；羧甲基纤维素钠用量为 40～60g/t；丁基黄药用量为20～30g/t；丁铵黑药用量为4～6g/t；2#油用量为5～10g/t；所述步骤3.2)第一次扫选中，酸化水玻璃用量为30～70g/t，羧甲基纤维素钠用量为20～30g/t，丁基黄药用量为20～30g/t；第二次扫选中，丁基黄药用量为 20～30g/t，2#油用量为5～10g/t；第三次扫选药剂用量与第二次扫选相同。
所述步骤4.1)中，再磨作业使产品细度为-0.074mm含量占90％。
所述步骤4.2)中，在粗精矿矿浆中依次加入六偏磷酸钠、酸化水玻璃、羧甲基纤维素钠进行调浆；所述步骤4.3)中，第二次精选依次加入酸化水玻璃、羧甲基纤维素钠。
所述步骤4.2)中，六偏磷酸钠用量为25～35g/t；酸化水玻璃用量为40～60g/t；羧甲基纤维素钠用量为20～30g/t；所述步骤4.3)第二次精选中，酸化水玻璃用量为30～70g/t，羧甲基纤维素钠用量为20～30g/t。
所述酸化水玻璃由质量比1：(3～1)的柠檬酸和水玻璃配制而成。
滑石型硫化铜镍矿矿石中有大量硬度低，易泥化，自然可浮性较好的滑石，最主要的目的矿物为硫化铜矿和硫化镍矿。与现有技术相比，本发明使用羧甲基纤维素钠和酸化水玻璃组合抑制滑石时，酸化水玻璃可在矿浆体系中形成胶体颗粒，选择性吸附于脉石矿物颗粒表面使其亲水，同时增强抑制剂羧甲基纤维素钠的选择性，在不影响精矿铜镍品位与回收率的基础上显著降低铜镍精矿的MgO含量，所得铜镍混合精矿中镍品位5.2％以上，镍回收率84.0％以上，与原工艺相比，精矿中MgO含量可降低3个百分点以上。
附图说明
图1是本发明的工艺示意图。
具体实施方式
下面结合附图和实施例详细说明本发明的实施方式。
实施例1：
原料：新疆某低品位滑石型硫化铜镍矿矿样，原矿中Ni品位0.35％，Cu品位0.18％，MgO含量26.87％。
流程为：
对矿石进行磨矿作业的细度为-0.074mm含量占75％，磨矿过程加入碳酸钠1000g/t；在磨矿得到的矿浆中依次加入六偏磷酸钠200g/t，丁基黄药80g/t，丁铵黑药40g/t，酸化水玻璃500g/t，羧甲基纤维素钠300g/t，2#油20g/t，进行浮选分离作业；对加入药剂调浆后的矿浆进行两次硫化铜镍矿物的粗选作业，采用阶段加药阶段选别，第二次粗选依次酸化水玻璃100g/t，羧甲基纤维素钠50g/t，丁基黄药20g/t，丁铵黑药10g/t，2#油10g/t，将两次选别泡沫产品合并作为粗精矿进行处理。
对粗选尾矿进行三次扫选，第一次扫选依次加入酸化水玻璃50g/t，羧甲基纤维素钠25g/t，丁基黄药20g/t；第二次扫选依次加入丁基黄药20g/t，2#油5g/t；第三次扫选加药顺序与药剂用量与第二次扫选相同，经三次扫选后得到最终尾矿。
对粗选作业获得的粗精矿进行再磨作业，其产品细度为-0.074mm含量占 90％。在磨矿得到的粗精矿矿浆中依次加入六偏磷酸钠30g/t，酸化水玻璃50g/t，羧甲基纤维素钠25g/t。之后进行两次精选，第二次精选时依次加入酸化水玻璃 50g/t，羧甲基纤维素钠25g/t，经两次精选后得到最终精矿。
选矿实验结果如下所示：
浮选试验精矿指标：铜镍混合精矿中镍、铜品位分别为5.20％、2.84％，回收率分别为84.23％、89.34％，与原工艺相比，精矿中镍、铜品位和回收率相差不大，而MgO含量从9.42％降低到6.31％。
实施例2：
原料：哈密某低品位滑石型硫化铜镍矿矿样，原矿中Ni品位0.42％，Cu品位0.29％，MgO含量28.57％。
流程为：
1)矿石的准备与磨矿：对矿石进行磨矿作业的细度为-0.074mm含量占75％，磨矿过程中加入碳酸钠2000g/t；
2)调浆：在步骤1磨矿得到的矿浆中依次加入六偏磷酸钠190g/t，酸化水玻璃480g/t，羧甲基纤维素钠350g/t，丁基黄药150g/t，丁铵黑药15g/t，2#油用量为20g/t；
3)浮选分离：
(1)对步骤2加入药剂调浆后的矿浆进行硫化铜镍矿物的粗选作业，
(2)粗选尾矿进行四次扫选，第一次扫选依次加入酸化水玻璃140g/t，羧甲基纤维素钠用量为90g/t，丁基黄药用量为40g/t，丁铵黑药用量为9g/t；2#油用量为10g/t；第二次扫选依次加入丁基黄药用量为20g/t；丁铵黑药用量为5g/t； 2#油用量为5g/t；第三次扫选和第四次扫选加药顺序与药剂用量与第二次扫选相同，经四次扫选后得到最终尾矿。
向粗选作业获得的粗精矿中依次加入六偏磷酸钠用量为50g/t，酸化水玻璃 90g/t，羧甲基纤维素钠用量为50g/t，调浆后进行第一次精选；第二次精选依次加入酸化水玻璃90g/t，羧甲基纤维素钠50g/t，经两次精选后得到最终精矿。
选矿实验结果如下所示：
浮选试验精矿指标：铜镍混合精矿中铜、镍品位分别为4.09％、5.62％，回收率分别为91.37％、86.11％，与原工艺相比，镍、铜品位和回收率基本不变，而精矿中MgO含量从9.16％降低到5.93％。
实施例3：
原料：陕西某滑石型硫化铜镍矿矿样，原矿中Ni品位0.62％，Cu品位0.38％， MgO含量27.58％。
流程为：
对矿石进行磨矿作业的细度为-0.074mm含量占75％，磨矿过程中加入碳酸钠1500g/t；在磨矿得到的矿浆中依次加入分散剂六偏磷酸钠100g/t，捕收剂丁基黄药60g/t和丁铵黑药20g/t，抑制剂酸化水玻璃300g/t和羧甲基纤维素钠 200g/t，起泡剂2#油20g/t，进行浮选分离作业；对加入药剂调浆后的矿浆进行两次硫化铜镍矿物的粗选作业，采用阶段加药阶段选别，第二次粗选依次加入酸化水玻璃100g/t，羧甲基纤维素钠50g/t，丁基黄药20g/t，丁铵黑药10g/t，2# 油10g/t，将两次选别泡沫产品合并作为粗精矿进行处理。
对粗选尾矿进行三次扫选，第一次扫选酸化水玻璃40g/t，羧甲基纤维素钠 20g/t，丁基黄药20g/t；第二次扫选依次加入丁基黄药10g/t，2#油5g/t；第三次粗选(扫选)加药顺序与药剂用量与第二次扫选相同，经三次扫选后得到最终尾矿。
对粗选作业获得的粗精矿进行再磨作业，其产品细度为-0.074mm含量占90％。在磨矿得到的粗精矿矿浆中依次加入六偏磷酸钠20g/t，酸化水玻璃30g/t，羧甲基纤维素钠20g/t。之后进行两次精选，第二次精选时依次加入酸化水玻璃 30g/t，羧甲基纤维素钠20g/t，经两次精选后得到最终精矿。
选矿实验结果如下所示：
浮选试验精矿指标：铜镍混合精矿中镍、铜品位分别为6.84％、4.53％，回收率分别为87.75％、88.39％，与原工艺相比，镍、铜品位和回收率没有降低，而精矿中MgO含量从8.22％降低到5.18％。

Claims (10)

1.一种滑石型硫化铜镍矿浮选降镁的方法，其特征在于，包括以下步骤：
1)矿石的准备与磨矿：对矿石进行磨矿作业，磨矿过程中加入碳酸钠；
2)调浆：在步骤1)磨矿得到的矿浆中依次加入分散剂、捕收剂、抑制剂和起泡剂并进行调浆；
3)浮选分离：
3.1)对步骤2)调浆后的矿浆进行两次硫化铜镍矿物的粗选作业，采用阶段加药阶段选别，将两次选别泡沫产品合并作为粗精矿进行处理；
3.2)粗选尾矿进行三次扫选，得到最终尾矿；
4)粗精矿处理：
4.1)对步骤3)粗选作业获得的粗精矿进行再磨作业；
4.2)调浆：将步骤4.1)磨矿得到的粗精矿矿浆进行调浆；
4.3)浮选分离：进行两次精选，得到最终精矿。
2.根据权利要求1所述滑石型硫化铜镍矿浮选降镁的方法，其特征在于，所述步骤1)磨矿作业使得产品细度为-0.074mm含量占75％，碳酸钠用量为1000～2000g/t。
3.根据权利要求1所述滑石型硫化铜镍矿浮选降镁的方法，其特征在于，所述步骤2)中，分散剂为六偏磷酸钠，捕收剂为丁基黄药和丁铵黑药，抑制剂为酸化水玻璃和羧甲基纤维素钠，起泡剂为2#油。
4.根据权利要求3所述滑石型硫化铜镍矿浮选降镁的方法，其特征在于，所述步骤2)中，六偏磷酸钠用量为180～220g/t；丁基黄药用量为60～100g/t；丁铵黑药用量为60～100g/t；酸化水玻璃用量为450～550g/t；羧甲基纤维素钠用量为250～350g/t；2#油用量为10～30g/t。
5.根据权利要求3所述滑石型硫化铜镍矿浮选降镁的方法，其特征在于，所述步骤3.1)中，第二次粗选依次加入酸化水玻璃、羧甲基纤维素钠、丁基黄药、丁铵黑药和2#油；所述步骤3.2)中，第一次扫选依次加入酸化水玻璃、羧甲基纤维素钠和丁基黄药，第二次扫选依次加入丁基黄药和2#油，第三次扫选加药类型和顺序与第二次扫选相同。
6.根据权利要求5所述滑石型硫化铜镍矿浮选降镁的方法，其特征在于，所述步骤3.1)中，酸化水玻璃用量为80～120g/t；羧甲基纤维素钠用量为40～60g/t；丁基黄药用量为20～30g/t；丁铵黑药用量为4～6g/t；2#油用量为5～10g/t；所述步骤3.2)第一次扫选中，酸化水玻璃用量为30～70g/t，羧甲基纤维素钠用量为20～30g/t，丁基黄药用量为20～30g/t；第二次扫选中，丁基黄药用量为20～30g/t，2#油用量为5～10g/t；第三次扫选药剂用量与第二次扫选相同。
7.根据权利要求1所述滑石型硫化铜镍矿浮选降镁的方法，其特征在于，所述步骤4.1)中，再磨作业使产品细度为-0.074mm含量占90％。
8.根据权利要求5所述滑石型硫化铜镍矿浮选降镁的方法，其特征在于，所述步骤4.2)中，在粗精矿矿浆中依次加入六偏磷酸钠、酸化水玻璃、羧甲基纤维素钠进行调浆；所述步骤4.3)中，第二次精选依次加入酸化水玻璃、羧甲基纤维素钠。
9.根据权利要求8所述滑石型硫化铜镍矿浮选降镁的方法，其特征在于，所述步骤4.2)中，六偏磷酸钠用量为25～35g/t；酸化水玻璃用量为40～60g/t；羧甲基纤维素钠用量为20～30g/t；所述步骤4.3)第二次精选中，酸化水玻璃用量为30～70g/t，羧甲基纤维素钠用量为20～30g/t。
10.根据权利要求3、4、5、6、8或9所述滑石型硫化铜镍矿浮选降镁的方法，其特征在于，所述酸化水玻璃由质量比1：(3～1)的柠檬酸和水玻璃配制而成。
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