CN112575190A - 一种复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法 - Google Patents
一种复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN112575190A CN112575190A CN202011326073.1A CN202011326073A CN112575190A CN 112575190 A CN112575190 A CN 112575190A CN 202011326073 A CN202011326073 A CN 202011326073A CN 112575190 A CN112575190 A CN 112575190A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- copper
- nickel
- concentrate
- concentration
- lime
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Granted
Links
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 136
- YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N copper nickel Chemical compound [Ni].[Cu] YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 135
- 229910000570 Cupronickel Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 65
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 58
- 238000000926 separation method Methods 0.000 title claims abstract description 55
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims abstract description 247
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims abstract description 247
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 246
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 87
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims abstract description 63
- 230000002000 scavenging effect Effects 0.000 claims abstract description 52
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 claims abstract description 43
- 239000003814 drug Substances 0.000 claims abstract description 13
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 claims abstract description 5
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims description 59
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims description 59
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims description 59
- DWAQJAXMDSEUJJ-UHFFFAOYSA-M Sodium bisulfite Chemical compound [Na+].OS([O-])=O DWAQJAXMDSEUJJ-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 54
- 235000010267 sodium hydrogen sulphite Nutrition 0.000 claims description 54
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims description 39
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 22
- 239000000126 substance Substances 0.000 claims description 12
- 238000007667 floating Methods 0.000 claims description 8
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims description 8
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims description 5
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 abstract description 8
- 239000011707 mineral Substances 0.000 abstract description 8
- 229910001779 copper mineral Inorganic materials 0.000 abstract description 4
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 4
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 abstract description 2
- 239000003112 inhibitor Substances 0.000 description 30
- 238000007599 discharging Methods 0.000 description 3
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 3
- 238000005456 ore beneficiation Methods 0.000 description 2
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000002411 adverse Effects 0.000 description 1
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000007547 defect Effects 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000010494 dissociation reaction Methods 0.000 description 1
- 230000005593 dissociations Effects 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000009776 industrial production Methods 0.000 description 1
- 230000005764 inhibitory process Effects 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 239000000178 monomer Substances 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 1
- 238000005728 strengthening Methods 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/44—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0084—Treating solutions
- C22B15/0086—Treating solutions by physical methods
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0084—Treating solutions
- C22B15/0089—Treating solutions by chemical methods
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0453—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0453—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B23/0461—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical methods
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/22—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by physical processes, e.g. by filtration, by magnetic means, or by thermal decomposition
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- General Chemical & Material Sciences (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明公开了一种复杂难选镍铜精矿的铜镍分离的选矿方法,包括混合精矿浓缩脱药、加药搅拌、铜镍分离、两次粗选、粗精矿再磨、铜精选、铜扫选等步骤。本发明针高品位、高铜镍比的铜镍混合精矿分离困难、现有的分离方法药剂制度及流程复杂的问题,开发了高品位、高铜镍比的铜镍混合精矿高效的铜镍分离方法,提高铜镍矿物的分离效果,得到合格的单一铜精矿和镍精矿;同时,能够显著改善铜矿物与镍矿物的分选效率及精度,降低铜镍互含量;为后续的冶炼作业成本降低创造了条件。
Description
技术领域
本发明涉及有色金属矿物选矿技术领域,尤其涉及一种复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法。
背景技术
国内铜镍矿山企业中,大部分矿山都属于高镍低铜矿石,原矿中铜品位偏低,原矿及浮选后得到的铜镍混合精矿中的铜镍比均小于1:2;多数采用原矿浮选得到铜镍混合精矿,混合精矿再进行铜镍分离的技术路线。针对高品位、铜镍比大于1:2的混合精矿目前没有较成熟的选矿铜镍分离方法。使用现有的技术进行铜镍分离不能得到单一的、铜镍互含较低的铜精矿和镍精矿;同时,影响影响铜、镍精矿的质量和回收率。
随着矿山开采深度的增加,原矿铜品位有升高趋势,选矿精矿中铜品位也随之升高,原矿及铜镍混合精矿的铜镍比不断升高接近1:1。没有高效可靠的选矿铜镍分离技术,将会对后续冶炼处理工艺产生不良的影响。因此实现矿产资源综合利用,提高企业经济效益,又减少污染、保护环境、促进矿山企业的可持续性发展,成为亟待解决的问题。
中国发明专利“一种铜镍矿选矿方法”,专利号CN 101972705 A公开了一种铜镍矿选矿及铜镍分离的方法,其流程复杂,不能产出单一的铜、镍精矿;同时,该铜镍分离方法无法适用高品位、高铜镍比的混合精矿的铜镍浮选分离。
发明内容
本发明的目的是针对现有技术的上述缺陷,提供一种经济适用、简单高效,可实现复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法,最终得到高品质、铜镍互含低的单一铜、镍精矿。
为解决上述技术问题,本发明采用如下技术方案:
一种复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法,其特征在于,所述方法包括以下步骤:
(1)将镍铜精矿的矿浆进行浓缩脱药,得到浓缩脱药后的镍铜混合精矿和溢流水;
(2)将浓缩脱药后的镍铜混合精矿加水调浆并加药,得到第一矿浆;加药的药剂为石灰与亚硫酸氢钠;石灰、亚硫酸氢钠、浓缩脱药后的镍铜混合精矿的质量比为(11-12):(1-1.2):1000;
(3)将第一矿浆进行第一次铜镍分离粗选,得到第一铜粗精矿与第一铜粗选尾矿;
(4)将第一铜粗选尾矿通过第一搅拌槽搅拌加药,得到第二矿浆;加药的药剂为石灰与亚硫酸氢钠;
(5)将第二矿浆进行第二次铜镍分离粗选,得到第二铜粗精矿和第二铜粗选尾矿;
(6)将第一铜粗精矿与第二铜粗精矿进行磨矿,得到磨矿产品;
(7)将磨矿产品进行四次铜精选,得到最终铜精矿;
(8)将第二铜粗选尾矿通过第二搅拌槽进行搅拌加药,得到第三矿浆;加药的药剂为石灰与亚硫酸氢钠;
(9)将第三矿浆进行两次铜扫选,第一次铜扫选得到的铜中矿返回第一搅拌槽,第二次铜扫选得到的铜中矿返回第二搅拌槽;第二次铜扫选得到的尾矿为最终镍精矿。
根据上述的复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法,其特征在于,步骤(1)中镍铜精矿的矿浆进行浓缩前的矿浆浓度为15%-18%、浓缩脱药后的镍铜混合精矿的浓度为42%-55%;溢流水排入回水处理系统。
根据上述的复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法,其特征在于,步骤(2)将浓缩脱药后的镍铜混合精矿加水调浆后与石灰、亚硫酸氢钠作用3min-5min。
根据上述的复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法,其特征在于,步骤(3)中第一矿浆进行第一次铜镍分离粗选的工艺条件为:浮选浓度为20%-24%、浮选时间为8min-15min、pH为12-12.5。
根据上述的复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法,其特征在于,步骤(4)中石灰与第一铜粗选尾矿的质量比为(0.96-1.44):1000,亚硫酸氢钠与第一铜粗选尾矿的质量比为(0.154-0.23):1000;将第一铜粗选尾矿通过第一搅拌槽搅拌后与石灰、亚硫酸氢钠作用3min-5min。
根据上述的复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法,其特征在于,步骤(5)中第二矿浆进行第二次铜镍分离粗选的工艺条件为:浮选浓度为15%-16%、浮选时间为5min-7min、pH为12-12.5。
根据上述的复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法,其特征在于,步骤(6)中磨矿产品粒度为-500目含量大于90%。
根据上述的复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法,其特征在于,步骤(7)中四次铜精选设置有选前搅拌槽,第一次铜精选的工艺条件为:向每吨磨矿产品中添加石灰1280g-1920g、亚硫酸氢钠160g-240g、Z-200捕收剂36g-56g后作用3-5min、浮选时间为8min-12min;第二次铜精选的工艺条件为:向每吨第一次铜精选后的磨矿产品中添加石灰960g-1440g、亚硫酸氢钠96g-144g后作用2min-4min、浮选时间为6min-8min;第三次铜精选的工艺条件为:向第二次铜精选后的磨矿产品中添加石灰640g-960g、亚硫酸氢钠32g-48g后作用2min-4min、浮选时间为5min-7min;第四次铜精选的工艺条件为:向第三次铜精选后的磨矿产品中添加石灰320g-480g后作用2min-4min、浮选时间为4min-6min;四次铜精选作业的pH值均为11-12;第一次铜精选得到的铜中矿返回第一搅拌槽,第二次至第四次铜精选得到的铜中矿顺序返回上次铜精选作业。
根据上述的复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法,其特征在于,步骤(8)中石灰与第二铜粗选尾矿的质量比为(0.96-1.44):1000,亚硫酸氢钠与第二铜粗选尾矿的质量比为(0.064-0.096):1000;将第二铜粗选尾矿通过第二搅拌槽搅拌后与石灰、亚硫酸氢钠作用3min-5min。
根据上述的复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法,其特征在于,步骤(9)中第一次铜扫选与第二次铜扫选的扫选时间均为4min-6min,第一次铜扫选与第二次铜扫选的pH均为11.5-12;复杂难选镍铜精矿含镍的质量百分含量为9%-12%、含铜的质量百分含量为5%-10%。
本发明的有益技术效果:(1)针对高品位、高铜镍比混合精矿导致铜、镍互含严重、影响精矿质量的问题,本发明开发了铜镍混合精矿粗精矿再磨的铜镍分离选矿方法,将得到的粗精矿中的铜矿物的连生体及部分易浮的镍矿物进行了充分的单体解离与浮选抑制;提高铜镍矿物的分离效果,得到合格的单一铜精矿和镍精矿,能够显著改善铜矿物与镍矿物的分选效率及精度。(2)围绕混合精矿高铜镍比导致浮选铜镍分离困难、铜镍分离流程复杂的问题,本发明开发了多点搅拌加药强化药剂作用效果的药剂制度,同时开发了简单高效、适合工业化生产的工艺流程。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
参见图1,本发明的一种复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法,包括以下步骤:
(1)铜镍混合精矿矿浆浓缩脱药:将镍铜精矿的矿浆进行浓缩脱药,得到浓缩脱药后的镍铜混合精矿和溢流水,溢流水是含有脱药剂活性炭等成分的水,将溢流水排入回水处理系统;镍铜精矿的矿浆进行浓缩前的矿浆浓度为15%-18%、浓缩脱药后的镍铜混合精矿的浓度为42%-55%。复杂难选镍铜物料的镍矿物与铜矿物共生关系密切,嵌布粒度细,分离较为困难;复杂难选镍铜精矿含镍的质量百分含量为9%-12%、含铜的质量百分含量为5%-10%。
(2)第一次粗选搅拌调浆加药:将浓缩脱药后的镍铜混合精矿进行加水调浆与加药,得到第一矿浆;加药的药剂为pH调整剂石灰与抑制剂亚硫酸氢钠,pH调整剂石灰与浓缩脱药后的镍铜混合精矿的质量比为(11-12):1000,抑制剂亚硫酸氢钠与浓缩脱药后的镍铜混合精矿的质量比为(1-1.2):1000;将浓缩脱药后的镍铜混合精矿进行加水调浆后与pH调整剂石灰、抑制剂亚硫酸氢钠作用3min-5min。
(3)第一次铜镍分离粗选:将第一矿浆进行第一次铜镍分离粗选,得到第一铜粗精矿与第一铜粗选尾矿;第一矿浆进行第一次铜镍分离粗选的工艺条件为:浮选浓度为20%-24%、浮选时间为8min-15min、pH为12-12.5。
(4)第二次粗选搅拌加药:将第一铜粗选尾矿通过第一搅拌槽搅拌加药,得到第二矿浆;加药的药剂为pH调整剂石灰与抑制剂亚硫酸氢钠,pH调整剂石灰与第一铜粗选尾矿的质量比为(0.96-1.44):1000,抑制剂亚硫酸氢钠与第一铜粗选尾矿的质量比为(0.154-0.23):1000;将第一铜粗选尾矿通过第一搅拌槽搅拌后与pH调整剂石灰、抑制剂亚硫酸氢钠作用3min-5min。
(5)第二次铜镍分离粗选:将第二矿浆进行第二次铜镍分离粗选,得到第二铜粗精矿和第二铜粗选尾矿;第二矿浆进行第二次铜镍分离粗选的工艺条件为:浮选浓度为15%-16%、浮选时间为5min-7min、pH为12-12.5。
(6)粗精矿再磨:将第一铜粗精矿与第二铜粗精矿进行磨矿,得到磨矿产品;磨矿产品粒度为-500目含量大于90%。
(7)铜精选:将磨矿产品进行四次铜精选,第一次铜精选得到的铜中矿返回第一搅拌槽,第二次铜精选至第四次铜精选得到的铜中矿顺序返回上次铜精选作业,四次铜精选后得到的精矿为最终铜精矿;四次铜精选设置有选前搅拌槽,第一次铜精选的工艺条件为:向每吨磨矿产品中添加pH调整剂石灰1280g-1920g、抑制剂亚硫酸氢钠160g-240g、Z-200捕收剂36g-56g后作用3-5min、浮选时间为8min-12min;第二次铜精选的工艺条件为:向每吨第一次铜精选后的磨矿产品中添加pH调整剂石灰960g-1440g、抑制剂亚硫酸氢钠96g-144g后作用2min-4min、浮选时间为6min-8min;第三次铜精选的工艺条件为:向第二次铜精选后的磨矿产品中添加pH调整剂石灰640g-960g、抑制剂亚硫酸氢钠32g-48g后作用2min-4min、浮选时间为5min-7min;第四次铜精选的工艺条件为:向第三次铜精选后的磨矿产品中添加pH调整剂石灰320g-480g后作用2min-4min、浮选时间为4min-6min;四次铜精选作业的pH值均为11-12。
(8)扫选加药搅拌:将第二铜粗选尾矿通过第二搅拌槽进行搅拌加药,得到第三矿浆;加药的药剂为pH调整剂石灰与抑制剂亚硫酸氢钠,pH调整剂石灰与第二铜粗选尾矿的质量比为(0.96-1.44):1000,抑制剂亚硫酸氢钠与第二铜粗选尾矿的质量比为(0.064-0.096):1000;将第二铜粗选尾矿通过第二搅拌槽搅拌后与pH调整剂石灰、抑制剂亚硫酸氢钠作用3min-5min。
(9)铜扫选:将第三矿浆进行两次铜扫选,第一次铜扫选得到的铜中矿返回第一搅拌槽,第二次铜扫选得到的铜中矿返回第二搅拌槽;第二次铜扫选得到的尾矿为最终镍精矿;第一次铜扫选与第二次铜扫选的扫选时间均为4min-6min,第一次铜扫选与第二次铜扫选的pH均为11.5-12。
实施例1
本实施例中复杂难选镍铜精矿含镍的质量百分含量为11.82%、含铜的质量百分含量为10.62%。
(1)铜镍混合精矿矿浆浓缩脱药:将镍铜精矿的矿浆进行浓缩脱药,得到浓缩脱药后的镍铜混合精矿和溢流水,将溢流水排入回水处理系统;镍铜精矿的矿浆进行浓缩前的矿浆浓度为15%、浓缩脱药后的镍铜混合精矿的浓度为42%。
(2)第一次粗选搅拌调浆加药:将浓缩脱药后的镍铜混合精矿进行加水调浆后加入pH调整剂石灰与抑制剂亚硫酸氢钠作用3min,得到第一矿浆,每吨浓缩脱药后的镍铜混合精矿中加入pH调整剂石灰11kg、加入抑制剂亚硫酸氢钠1000g。
(3)第一次铜镍分离粗选:将第一矿浆进行第一次铜镍分离粗选,得到第一铜粗精矿与第一铜粗选尾矿;第一矿浆进行第一次铜镍分离粗选的工艺条件为:浮选浓度为20%、浮选时间为8min、pH为12。
(4)第二次粗选搅拌加药:将第一铜粗选尾矿通过第一搅拌槽搅拌后加入pH调整剂石灰与抑制剂亚硫酸氢钠作用3min,得到第二矿浆。每吨第一铜粗选尾矿中加入pH调整剂石灰960g、加入抑制剂亚硫酸氢钠154g。
(5)第二次铜镍分离粗选:将第二矿浆进行第二次铜镍分离粗选,得到第二铜粗精矿和第二铜粗选尾矿;第二矿浆进行第二次铜镍分离粗选的工艺条件为:浮选浓度为15%、浮选时间为5min、pH为12。
(6)粗精矿再磨:将第一铜粗精矿与第二铜粗精矿进行磨矿,得到磨矿产品;磨矿产品粒度为-500目含量为90.05%。
(7)铜精选:将磨矿产品进行四次铜精选,第一次铜精选得到的铜中矿返回第一搅拌槽,第二次铜精选至第四次铜精选得到的铜中矿顺序返回上次铜精选作业,四次铜精选后得到的精矿为最终铜精矿;四次铜精选设置有选前搅拌槽,第一次铜精选的工艺条件为:向每吨磨矿产品中添加pH调整剂石灰1300g、抑制剂亚硫酸氢钠160g、Z-200捕收剂36g后作用3min、浮选时间为8min;第二次铜精选的工艺条件为:向每吨第一次铜精选后的磨矿产品中添加pH调整剂石灰960g、抑制剂亚硫酸氢钠96g后作用2min、浮选时间为6min;第三次铜精选的工艺条件为:向第二次铜精选后的磨矿产品中添加pH调整剂石灰640g、抑制剂亚硫酸氢钠32g后作用2min、浮选时间为5min;第四次铜精选的工艺条件为:向第三次铜精选后的磨矿产品中添加pH调整剂石灰320g后作用2min、浮选时间为4min;四次铜精选作业的pH值均为11。
(8)扫选加药搅拌:将第二铜粗选尾矿通过第二搅拌槽进行搅拌后加入pH调整剂石灰与抑制剂亚硫酸氢钠后作用3min,得到第三矿浆。每吨第二铜粗选尾矿中加入pH调整剂石灰1000g、加入抑制剂亚硫酸氢钠70g。
(9)铜扫选:将第三矿浆进行两次铜扫选,第一次铜扫选得到的铜中矿返回第一搅拌槽,第二次铜扫选得到的铜中矿返回第二搅拌槽;第二次铜扫选得到的尾矿为最终镍精矿;第一次铜扫选与第二次铜扫选的扫选时间均为4min,第一次铜扫选与第二次铜扫选的pH均为11.5。
选矿试验结果如下表所示:
表1浮选试验指标
实施例2
本实施例中复杂难选镍铜精矿含镍的质量百分含量为9.65%、含铜的质量百分含量为7.48%。
(1)铜镍混合精矿矿浆浓缩脱药:将镍铜精矿的矿浆进行浓缩脱药,得到浓缩脱药后的镍铜混合精矿和溢流水,将溢流水排入回水处理系统;镍铜精矿的矿浆进行浓缩前的矿浆浓度为18%、浓缩脱药后的镍铜混合精矿的浓度为55%。
(2)第一次粗选搅拌调浆加药:将浓缩脱药后的镍铜混合精矿进行加水调浆后加入pH调整剂石灰与抑制剂亚硫酸氢钠作用5min,得到第一矿浆,每吨浓缩脱药后的镍铜混合精矿中加入pH调整剂石灰12kg、加入抑制剂亚硫酸氢钠1200g。
(3)第一次铜镍分离粗选:将第一矿浆进行第一次铜镍分离粗选,得到第一铜粗精矿与第一铜粗选尾矿;第一矿浆进行第一次铜镍分离粗选的工艺条件为:浮选浓度为24%、浮选时间为15min、pH为12.5。
(4)第二次粗选搅拌加药:将第一铜粗选尾矿通过第一搅拌槽搅拌后加入pH调整剂石灰与抑制剂亚硫酸氢钠作用5min,得到第二矿浆。每吨第一铜粗选尾矿中加入pH调整剂石灰1400g、加入抑制剂亚硫酸氢钠240g。
(5)第二次铜镍分离粗选:将第二矿浆进行第二次铜镍分离粗选,得到第二铜粗精矿和第二铜粗选尾矿;第二矿浆进行第二次铜镍分离粗选的工艺条件为:浮选浓度为16%、浮选时间为7min、pH为12.5。
(6)粗精矿再磨:将第一铜粗精矿与第二铜粗精矿进行磨矿,得到磨矿产品;磨矿产品粒度为-500目含量为95.05%。
(7)铜精选:将磨矿产品进行四次铜精选,第一次铜精选得到的铜中矿返回第一搅拌槽,第二次铜精选至第四次铜精选得到的铜中矿顺序返回上次铜精选作业,四次铜精选后得到的精矿为最终铜精矿;四次铜精选设置有选前搅拌槽,第一次铜精选的工艺条件为:向每吨磨矿产品中添加pH调整剂石灰1920g、抑制剂亚硫酸氢钠240g、Z-200捕收剂56g后作用5min、浮选时间为12min;第二次铜精选的工艺条件为:向每吨第一次铜精选后的磨矿产品中添加pH调整剂石灰1440g、抑制剂亚硫酸氢钠144g后作用4min、浮选时间为8min;第三次铜精选的工艺条件为:向第二次铜精选后的磨矿产品中添加pH调整剂石灰960g、抑制剂亚硫酸氢钠48g后作用4min、浮选时间为7min;第四次铜精选的工艺条件为:向第三次铜精选后的磨矿产品中添加pH调整剂石灰480g后作用4min、浮选时间为6min;四次铜精选作业的pH值均为12。
(8)扫选加药搅拌:将第二铜粗选尾矿通过第二搅拌槽进行搅拌后加入pH调整剂石灰与抑制剂亚硫酸氢钠后作用5min,得到第三矿浆。每吨第二铜粗选尾矿中加入pH调整剂石灰1440g、加入抑制剂亚硫酸氢钠96g。
(9)铜扫选:将第三矿浆进行两次铜扫选,第一次铜扫选得到的铜中矿返回第一搅拌槽,第二次铜扫选得到的铜中矿返回第二搅拌槽;第二次铜扫选得到的尾矿为最终镍精矿;第一次铜扫选与第二次铜扫选的扫选时间均为6min,第一次铜扫选与第二次铜扫选的pH均为12。
选矿试验结果如下表所示:
表2浮选试验指标
Claims (10)
1.一种复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法,其特征在于,所述方法包括以下步骤:
(1)将镍铜精矿的矿浆进行浓缩脱药,得到浓缩脱药后的镍铜混合精矿和溢流水;
(2)将浓缩脱药后的镍铜混合精矿加水调浆并加药,得到第一矿浆;加药的药剂为石灰与亚硫酸氢钠;石灰、亚硫酸氢钠、浓缩脱药后的镍铜混合精矿的质量比为(11-12):(1-1.2):1000;
(3)将第一矿浆进行第一次铜镍分离粗选,得到第一铜粗精矿与第一铜粗选尾矿;
(4)将第一铜粗选尾矿通过第一搅拌槽搅拌加药,得到第二矿浆;加药的药剂为石灰与亚硫酸氢钠;
(5)将第二矿浆进行第二次铜镍分离粗选,得到第二铜粗精矿和第二铜粗选尾矿;
(6)将第一铜粗精矿与第二铜粗精矿进行磨矿,得到磨矿产品;
(7)将磨矿产品进行四次铜精选,得到最终铜精矿;
(8)将第二铜粗选尾矿通过第二搅拌槽进行搅拌加药,得到第三矿浆;加药的药剂为石灰与亚硫酸氢钠;
(9)将第三矿浆进行两次铜扫选,第一次铜扫选得到的铜中矿返回第一搅拌槽,第二次铜扫选得到的铜中矿返回第二搅拌槽;第二次铜扫选得到的尾矿为最终镍精矿。
2.根据权利要求1所述的复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法,其特征在于,步骤(1)中镍铜精矿的矿浆进行浓缩前的矿浆浓度为15%-18%、浓缩脱药后的镍铜混合精矿的浓度为42%-55%;溢流水排入回水处理系统。
3.根据权利要求1所述的复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法,其特征在于,步骤(2)将浓缩脱药后的镍铜混合精矿加水调浆后与石灰、亚硫酸氢钠作用3min-5min。
4.根据权利要求1所述的复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法,其特征在于,步骤(3)中第一矿浆进行第一次铜镍分离粗选的工艺条件为:浮选浓度为20%-24%、浮选时间为8min-15min、pH为12-12.5。
5.根据权利要求1所述的复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法,其特征在于,步骤(4)中石灰与第一铜粗选尾矿的质量比为(0.96-1.44):1000,亚硫酸氢钠与第一铜粗选尾矿的质量比为(0.154-0.23):1000;将第一铜粗选尾矿通过第一搅拌槽搅拌后与石灰、亚硫酸氢钠作用3min-5min。
6.根据权利要求1所述的复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法,其特征在于,步骤(5)中第二矿浆进行第二次铜镍分离粗选的工艺条件为:浮选浓度为15%-16%、浮选时间为5min-7min、pH为12-12.5。
7.根据权利要求1所述的复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法,其特征在于,步骤(6)中磨矿产品粒度为-500目含量大于90%。
8.根据权利要求1所述的复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法,其特征在于,步骤(7)中四次铜精选设置有选前搅拌槽,第一次铜精选的工艺条件为:向每吨磨矿产品中添加石灰1280g-1920g、亚硫酸氢钠160g-240g、Z-200捕收剂36g-56g后作用3-5min、浮选时间为8min-12min;第二次铜精选的工艺条件为:向每吨第一次铜精选后的磨矿产品中添加石灰960g-1440g、亚硫酸氢钠96g-144g后作用2min-4min、浮选时间为6min-8min;第三次铜精选的工艺条件为:向第二次铜精选后的磨矿产品中添加石灰640g-960g、亚硫酸氢钠32g-48g后作用2min-4min、浮选时间为5min-7min;第四次铜精选的工艺条件为:向第三次铜精选后的磨矿产品中添加石灰320g-480g后作用2min-4min、浮选时间为4min-6min;四次铜精选作业的pH值均为11-12;第一次铜精选得到的铜中矿返回第一搅拌槽,第二次至第四次铜精选得到的铜中矿顺序返回上次铜精选作业。
9.根据权利要求1所述的复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法,其特征在于,步骤(8)中石灰与第二铜粗选尾矿的质量比为(0.96-1.44):1000,亚硫酸氢钠与第二铜粗选尾矿的质量比为(0.064-0.096):1000;将第二铜粗选尾矿通过第二搅拌槽搅拌后与石灰、亚硫酸氢钠作用3min-5min。
10.根据权利要求1所述的复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法,其特征在于,步骤(9)中第一次铜扫选与第二次铜扫选的扫选时间均为4min-6min,第一次铜扫选与第二次铜扫选的pH均为11.5-12;复杂难选镍铜精矿含镍的质量百分含量为9%-12%、含铜的质量百分含量为5%-10%。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202011326073.1A CN112575190B (zh) | 2020-11-24 | 2020-11-24 | 一种复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202011326073.1A CN112575190B (zh) | 2020-11-24 | 2020-11-24 | 一种复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN112575190A true CN112575190A (zh) | 2021-03-30 |
CN112575190B CN112575190B (zh) | 2022-09-02 |
Family
ID=75123740
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN202011326073.1A Active CN112575190B (zh) | 2020-11-24 | 2020-11-24 | 一种复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN112575190B (zh) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN115582210A (zh) * | 2022-10-12 | 2023-01-10 | 中南大学 | 一种铜镍混合精矿脱药后铜镍浮选分离选矿工艺 |
CN117358430A (zh) * | 2023-11-22 | 2024-01-09 | 有研资源环境技术研究院(北京)有限公司 | 一种低碱度铜镍矿物浮选分离工艺 |
Citations (10)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4460459A (en) * | 1983-02-16 | 1984-07-17 | Anschutz Mining Corporation | Sequential flotation of sulfide ores |
RU2252822C1 (ru) * | 2003-11-11 | 2005-05-27 | ОАО "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Способ флотации сульфидных минералов меди из халькопирит-кубанитовых пирротинсодержащих медно-никелевых руд |
US7004326B1 (en) * | 2004-10-07 | 2006-02-28 | Inco Limited | Arsenide depression in flotation of multi-sulfide minerals |
CN101176860A (zh) * | 2007-11-22 | 2008-05-14 | 山东国大黄金股份有限公司 | 一种从提金尾渣中浮选铜、铅、锌精矿的方法 |
CN101972705A (zh) * | 2010-11-05 | 2011-02-16 | 江西理工大学 | 一种铜镍矿的选矿方法 |
CN102806147A (zh) * | 2012-08-23 | 2012-12-05 | 金川集团股份有限公司 | 一种高镍锍浮选分离铜镍的方法 |
CN109701750A (zh) * | 2019-03-05 | 2019-05-03 | 西部矿业股份有限公司 | 一种从铜镍混合精矿中回收金银的选矿方法 |
CN109909071A (zh) * | 2019-03-05 | 2019-06-21 | 西部矿业股份有限公司 | 一种高泥质低品位难选铜镍矿石的选矿方法 |
CN110124871A (zh) * | 2019-06-20 | 2019-08-16 | 广西大学 | 一种铜钼混合精矿浮选分离的界面调控方法 |
CN111545340A (zh) * | 2020-04-24 | 2020-08-18 | 金川集团股份有限公司 | 一种低药剂消耗的铜镍混合精矿铜镍分离的方法 |
-
2020
- 2020-11-24 CN CN202011326073.1A patent/CN112575190B/zh active Active
Patent Citations (10)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4460459A (en) * | 1983-02-16 | 1984-07-17 | Anschutz Mining Corporation | Sequential flotation of sulfide ores |
RU2252822C1 (ru) * | 2003-11-11 | 2005-05-27 | ОАО "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Способ флотации сульфидных минералов меди из халькопирит-кубанитовых пирротинсодержащих медно-никелевых руд |
US7004326B1 (en) * | 2004-10-07 | 2006-02-28 | Inco Limited | Arsenide depression in flotation of multi-sulfide minerals |
CN101176860A (zh) * | 2007-11-22 | 2008-05-14 | 山东国大黄金股份有限公司 | 一种从提金尾渣中浮选铜、铅、锌精矿的方法 |
CN101972705A (zh) * | 2010-11-05 | 2011-02-16 | 江西理工大学 | 一种铜镍矿的选矿方法 |
CN102806147A (zh) * | 2012-08-23 | 2012-12-05 | 金川集团股份有限公司 | 一种高镍锍浮选分离铜镍的方法 |
CN109701750A (zh) * | 2019-03-05 | 2019-05-03 | 西部矿业股份有限公司 | 一种从铜镍混合精矿中回收金银的选矿方法 |
CN109909071A (zh) * | 2019-03-05 | 2019-06-21 | 西部矿业股份有限公司 | 一种高泥质低品位难选铜镍矿石的选矿方法 |
CN110124871A (zh) * | 2019-06-20 | 2019-08-16 | 广西大学 | 一种铜钼混合精矿浮选分离的界面调控方法 |
CN111545340A (zh) * | 2020-04-24 | 2020-08-18 | 金川集团股份有限公司 | 一种低药剂消耗的铜镍混合精矿铜镍分离的方法 |
Non-Patent Citations (3)
Title |
---|
J.JANDOVÁ 等: "Separation of copper and cobalt–nickel sulphide concentrates during processing of manganese deep ocean nodules", 《HYDROMETALLURGY》 * |
李宁钧等: "铜镍浮选分离新型抑制剂NJ的试验研究", 《矿业研究与开发》 * |
杨文彪等: "粗精再磨工艺在某高铜镍比矿石选矿中的研究及应用", 《矿产综合利用》 * |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN115582210A (zh) * | 2022-10-12 | 2023-01-10 | 中南大学 | 一种铜镍混合精矿脱药后铜镍浮选分离选矿工艺 |
CN117358430A (zh) * | 2023-11-22 | 2024-01-09 | 有研资源环境技术研究院(北京)有限公司 | 一种低碱度铜镍矿物浮选分离工艺 |
CN117358430B (zh) * | 2023-11-22 | 2024-06-14 | 有研资源环境技术研究院(北京)有限公司 | 一种低碱度铜镍矿物浮选分离工艺 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN112575190B (zh) | 2022-09-02 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN102029220B (zh) | 低品位复杂铅锑锌分离浮选的方法 | |
CN102218376B (zh) | 一种高碳钼镍矿高效浮选分离回收钼镍的方法 | |
CN112575190B (zh) | 一种复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法 | |
CN109821661A (zh) | 一种高硫铅锌矿低碱无硫酸浮选工艺 | |
CN105381867B (zh) | 一种隐晶质石墨的浮选方法 | |
CN101480631A (zh) | 一种高碳钼镍矿的选矿方法 | |
CN110013918B (zh) | 一种全浮选工艺提高半原生半氧化金矿金回收率的方法 | |
CN111686925B (zh) | 一种低品位稀土矿中回收稀土、萤石和重晶石的选矿工艺 | |
CN114904659B (zh) | 一种滑石与辉钼矿浮选分离组合抑制剂的梯级强化抑制方法 | |
CN101974694A (zh) | 一种从炼铜炉水淬渣中回收金属铜的生产方法 | |
CN104014420B (zh) | 一种低品位氧硫混合铅锌矿多金属回收的方法 | |
CN111229473B (zh) | 一种铋硫分离过程中银导向回收选矿方法 | |
CN212263543U (zh) | 一种重力分选系统 | |
CN109701750B (zh) | 一种从铜镍混合精矿中回收金银的选矿方法 | |
CN108339672A (zh) | 一种富钾板岩中回收钾长石的工艺方法 | |
CN111097591A (zh) | 一种提高渣选铜精矿回收率的药剂以及方法 | |
CN116213122A (zh) | 一种提高高残留药剂混浮硫化矿浮选分离效率的方法 | |
CN107413513A (zh) | 硫化铜锌矿的浮选方法 | |
CN110773326A (zh) | 一种井下水回用于白钨矿浮选的方法 | |
CN114643133B (zh) | 一种非均匀分布的硫化铜镍尾矿的选矿方法 | |
CN105597941A (zh) | 一种从硫铁矿烧渣中提取铁精粉的工艺方法 | |
CN112221719B (zh) | 一种低品位铜硫矿石提高伴生金回收率的方法 | |
CN110653074B (zh) | 一种同一选别流程兼顾处理不同性质矿石的选矿方法 | |
CN114682388A (zh) | 一种含砷浸染型金矿的浮选药剂、制备方法和使用方法 | |
CN111215252A (zh) | 一种枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收选矿方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
GR01 | Patent grant | ||
GR01 | Patent grant | ||
TR01 | Transfer of patent right | ||
TR01 | Transfer of patent right |
Effective date of registration: 20240219 Address after: 737100 No. 2 Lanzhou Road, Beijing Road Street, Jinchuan District, Jinchang City, Gansu Province Patentee after: Jinchuan Group Nickel Cobalt Co.,Ltd. Country or region after: China Address before: 737103 No. 98, Jinchuan Road, Jinchang, Gansu Patentee before: JINCHUAN GROUP Co.,Ltd. Country or region before: China |