CN114672640B - 一种高冰镍提取合金的工艺方法 - Google Patents
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Abstract
本发明属于重磁浮联选技术领域，公开了一种高冰镍提取合金的工艺方法，以解决现有技术从高冰镍中提取合金回收贵金属存在的技术问题，本发明包括磨矿分级、粗粒合金提取、细粒合金提取等步骤。本发明对磁选粗精矿进行再磨，使合金与镍铜硫化物有效单体解离，从而有利于提高后续精选精矿中贵金属金铂钯的品位，提高富集比，降低精矿中的含硫量。本发明对一级沉砂二次精选采用尼尔森选矿机重选，利用尼尔森选矿机加大合金相与镍铜硫化矿物相的比重差，使重选精矿达到可直接贵金属冶炼的要求，缩短这部分精矿中贵金属的冶炼流程、减少过程中的分散和损失，可明显提高贵金属的直收率和回收率。
Description
技术领域
本发明涉及重磁浮联选技术领域，具体涉及一种高冰镍提取合金的工艺方法。
背景技术
高冰镍为镍铜混合精矿冶炼富集镍铜后的产物，含镍铜品位高，贵金属主要赋存在镍铜铁合金相中，从高冰镍中回收贵金属以提取其中的合金为主。因镍铜铁合金的比磁化系数高，传统的提取合金工艺为磁选，通常采用磨矿分级返砂一次磁选的工艺流程。由于磨矿分级返砂中的合金与硫化物连生体含量高，磁选选出的磁性产物（也称为一次合金）中含镍铜硫化物较高、贵金属品位低、富集比低，一般需进行二次冶炼产出二次高冰镍，再进行磨矿分级磁选流程，产出含贵金属的二次合金才达到贵金属冶炼的要求，进入后续冶炼流程，过程中物料流转和冶炼中间产物造成贵金属的分散和损失，严重影响贵金属的直收率和回收率提高，阻碍贵金属的快速变现；而且为了使合金中硫含量达到后续冶炼的要求，常常需要控制一次合金的产率，因此部分合金未能经过磁选，直接返回磨矿部分，造成磨矿的负荷加大，能耗增加，磨机的效率降低，同时合金磨细后进入铜镍分选浮选，也造成了贵金属的分散。为此，选择一种能够提高贵金属直收率的合金提取工艺尤为迫切，而现有技术一直不能解决上述技术问题。
发明内容
本发明的目的是为了解决现有技术从高冰镍中提取合金回收贵金属存在的技术问题，提供了一种高冰镍提取合金的工艺方法。
为了达到上述目的，本发明采用以下技术方案：
一种高冰镍提取合金的工艺方法，包括以下步骤：
步骤1、磨矿分级：将破碎后的高冰镍样进行磨矿，将磨矿排出的矿浆进行一次分级，一次分级后粗粒级为沉砂；细粒级进入二级分级，二级分级的粗粒级产品为沉砂，细粒级为溢流产品；
步骤2、将步骤1中一级分级的沉砂采用高梯度磁选机进行磁选，磁选的磁场强度0.15T-0.3T，产出粗精矿及粗尾矿，粗尾矿返回磨矿循环；
步骤3、将步骤2中产出的粗精矿采用立式搅拌磨机进行再磨，磨矿产品细度-200目占50%-70%；
步骤4、将磨矿后的矿浆采用磁选机进行一次精选，精选的磁场强度在0.05T-0.15T，产出一次精选精矿及一次精选尾矿，一次精选尾矿返回磨矿循环；
步骤5、将步骤4中的一次精选精矿采用尼尔森选矿机重选，进行二次精选，产出二次精选精矿及二次精选尾矿，二次精选精矿为含高贵金属量粗粒合金二次精选尾矿进入合金熔炼炉生产二次高镍锍；
步骤6、将步骤1中二级分级的溢流产品采用磁选机进行磁选，磁选磁场强度0.15T-0.3T，选出磁粗精矿及磁粗尾矿；对步骤1中二级分级的沉砂采用磁选机进行磁选，磁选磁场强度0.15T-0.3T，产出的磁粗精矿采用摇床重选，重矿物为细粒合金产物；沉砂磁选和重选的尾矿返回磨矿循环；
步骤7、将步骤6中的磁粗精矿采用反浮选，浮选时间为6-10分钟，浮选的尾矿为细粒合金产品，浮选的泡沫和步骤6中磁选的磁粗尾矿去铜镍分离浮选流程。
进一步地，步骤1中磨矿给料粒度10-18mm，磨矿浓度50%-70%。
进一步地，步骤1中二级分级溢流产品细度小于280目占90%以上，浓度≥40%。
进一步地，步骤7中浮选药剂采用异丙乙硫氨酯，用量60-80g/t。
本发明相对于现有技术，具有以下有益效果：
本发明对磁选粗精矿进行再磨，使合金与镍铜硫化物有效单体解离，从而有利于提高后续精选精矿中贵金属金铂钯的品位，提高富集比，降低精矿中的含硫量。
本发明对一级沉砂二次精选采用尼尔森选矿机重选，利用尼尔森选矿机加大合金相与镍铜硫化矿物相的比重差，使重选精矿达到可直接贵金属冶炼的要求，缩短这部分精矿中贵金属的冶炼流程、减少过程中的分散和损失，可明显提高贵金属的直收率和回收率。
本发明对溢流和沉砂中细粒合金的提取，减少细粒合金进入镍铜硫化矿冶炼后续流程的造成的贵金属分散，提高贵金属直收率。
采用本发明，贵金属金铂钯直收率可提高8-10个百分点。该工艺不仅适用一次高冰镍合金提取，也适用二次高冰镍合金提取。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图和具体实施例对本发明作进一步说明。
实施例1：
一种高冰镍提取合金的工艺方法，包括以下步骤：
步骤1、磨矿分级：将破碎后的高冰镍样(粒度-18mm)进行磨矿，将磨矿排出的矿浆进行一次分级，一次分级后粗粒级为沉砂,沉砂粒度-200目43%，用于粗粒合金的提取。细粒级进入二级分级，二级分级采用水力旋流器，二级分级的粗粒级产品为沉砂，粒度-280目53%，细粒级为溢流产品，粒度-280目90%，二次分级的溢流和沉砂分别提取细粒合金。
步骤2、将步骤1中一级分级的沉砂采用高梯度磁选机进行磁选，磁选的磁场强度0.3T，产出粗精矿，粗精矿含硫15%，粗尾矿返回磨矿循环。
步骤3、将步骤2中产出的粗精矿采用立式搅拌磨机进行再磨，磨矿产品细度-200目的占60%。
步骤4、将磨矿后的矿浆采用磁选机进行一次精选，精选的磁场强度在0.15T，产出一次精选精矿及一次精选尾矿，一次精选精矿含硫10%，一次精选尾矿返回磨矿循环。
步骤5、将步骤4中的一次精选精矿采用尼尔森选矿机重选，进行二次精选，产出二次精选精矿及二次精选尾矿，二次精选尾矿进入合金熔炼炉生产二次高镍锍。产出的二次精选精矿为含贵金属品位高的粗粒合金产品（含贵金属金铂钯980g/t），二次精选尾矿为含贵金属品位低的粗粒合金产品（含贵金属金铂钯330g/t，含硫 9%）。
步骤6、将步骤1中二级分级的溢流产品采用磁选机进行磁选，磁选磁场强度0.3T，选出磁粗精矿及磁粗尾矿。
对步骤1中二级分级的沉砂采用磁选机进行磁选，磁选磁场强度0.3T，产出的磁粗精矿采用摇床重选，重矿物为细粒合金产物（含贵金属金铂钯150g/t，含硫10%），沉砂磁选和重选的尾矿返回磨矿循环。
步骤7、将步骤6中的磁粗精矿采用反浮选，浮选药剂采用异丙乙硫氨酯，用量80g/t，浮选时间为6-10分钟，浮选的尾矿为细粒合金产品（含贵金属金铂钯112g/t，含硫11%），浮选的泡沫和步骤6中磁选的磁粗尾矿去铜镍分离浮选流程。
本实施例中，粗粒合金贵金属金铂钯直收率为66%，细粒合金贵金属金铂钯直收率为14%，贵金属总直收率为80%。
实施例2：
一种高冰镍提取合金的工艺方法，包括以下步骤：
步骤1、磨矿分级：将破碎后的高冰镍样(粒度-18mm)进行磨矿，将磨矿排出的矿浆进行一次分级，一次分级后粗粒级为沉砂,沉砂粒度-200目占37%，用于粗粒合金的提取。细粒级进入二级分级，二级分级采用水力旋流器，二级分级的粗粒级产品为沉砂，粒度-280目46%，细粒级为溢流产品，粒度-280目92%，二次分级的溢流和沉砂分别提取细粒合金。
步骤2、将步骤1中一级分级的沉砂采用高梯度磁选机进行磁选，磁选的磁场强度0.15T，产出粗精矿，粗精矿含硫14%，粗尾矿返回磨矿循环。
步骤3、将步骤2中产出的粗精矿采用立式搅拌磨机进行再磨，磨矿产品细度-200目的占60%。
步骤4、将磨矿后的矿浆采用磁选机进行一次精选，精选的磁场强度在0.07T，产出一次精选精矿及一次精选尾矿，一次精选精矿含硫9%，一次精选尾矿返回磨矿循环。
步骤5、将步骤4中的一次精选精矿采用尼尔森选矿机重选，进行二次精选，产出二次精选精矿及二次精选尾矿，二次精选尾矿进入合金熔炼炉生产二次高镍锍。产出的二次精选精矿为含贵金属品位高的粗粒合金产品（含贵金属金铂钯1120g/t），二次精选尾矿为含贵金属品位低的粗粒合金产品（含贵金属金铂钯310g/t，含硫9%）。
步骤6、将步骤1中二级分级的溢流产品采用磁选机进行磁选，磁选磁场强度0.15T，选出磁粗精矿及磁粗尾矿。
对步骤1中二级分级的沉砂采用磁选机进行磁选，磁选磁场强度0.15T，产出的磁粗精矿采用摇床重选，重矿物为细粒合金产物（含贵金属金铂钯100g/t，含硫11%），沉砂磁选和重选的尾矿返回磨矿循环。
步骤7、将步骤6中的磁粗精矿采用反浮选，浮选药剂采用异丙乙硫氨酯，用量80g/t，浮选时间为6-10分钟，浮选的尾矿为细粒合金产品（含贵金属金铂钯80g/t，含硫12%），浮选的泡沫和步骤6中磁选的磁粗尾矿去铜镍分离浮选流程。
本实施例中，粗粒合金贵金属金铂钯直收率为62%，细粒合金贵金属金铂钯直收率为16%，贵金属总直收率为78%。
实施例3：
一种高冰镍提取合金的工艺方法，包括以下步骤：
步骤1、磨矿分级：将破碎后的高冰镍样(粒度-18mm)进行磨矿，将磨矿排出的矿浆进行一次分级，一次分级后粗粒级为沉砂,沉砂粒度-200目占41%，用于粗粒合金的提取。细粒级进入二级分级，二级分级采用水力旋流器，二级分级的粗粒级产品为沉砂，粒度-280目52%，细粒级为溢流产品，粒度-280目93%，二次分级的溢流和沉砂分别提取细粒合金。
步骤2、将步骤1中一级分级的沉砂采用高梯度磁选机进行磁选，磁选的磁场强度0.22T，产出粗精矿，粗精矿含硫15%，粗尾矿返回磨矿循环。
步骤3、将步骤2中产出的粗精矿采用立式搅拌磨机进行再磨，磨矿产品细度-200目的占60%。
步骤4、将磨矿后的矿浆采用磁选机进行一次精选，精选的磁场强度在0.05T，产出一次精选精矿及一次精选尾矿，一次精选精矿含硫10%，一次精选尾矿返回磨矿循环。
步骤5、将步骤4中的一次精选精矿采用尼尔森选矿机重选，进行二次精选，产出二次精选精矿及二次精选尾矿，二次精选尾矿进入合金熔炼炉生产二次高镍锍。产出的二次精选精矿为含贵金属品位高的粗粒合金产品（含贵金属金铂钯1080g/t），二次精选尾矿为含贵金属品位低的粗粒合金产品（含贵金属金铂钯302g/t，含硫9%）。
步骤6、将步骤1中二级分级的溢流产品采用磁选机进行磁选，磁选磁场强度0.20T，选出磁粗精矿及磁粗尾矿。
对步骤1中二级分级的沉砂采用磁选机进行磁选，磁选磁场强度0.22T，产出的磁粗精矿采用摇床重选，重矿物为细粒合金产物（含贵金属金铂钯110g/t，含硫12%），沉砂磁选和重选的尾矿返回磨矿循环。
步骤7、将步骤6中的磁粗精矿采用反浮选，浮选药剂采用异丙乙硫氨酯，用量80g/t，浮选时间为6-10分钟，浮选的尾矿为细粒合金产品（含贵金属金铂钯76g/t，含硫13%），浮选的泡沫和步骤6中磁选的磁粗尾矿去铜镍分离浮选流程。
本实施例中，粗粒合金贵金属金铂钯直收率为65%，细粒合金贵金属金铂钯直收率为14%，贵金属总直收率为79%。
Claims (5)
1.一种高冰镍提取合金的工艺方法，其特征是，包括以下步骤：
步骤1、磨矿分级：将破碎后的高冰镍样进行磨矿，将磨矿排出的矿浆进行一次分级，一次分级后粗粒级为沉砂；细粒级进入二级分级，二级分级的粗粒级产品为沉砂，细粒级为溢流产品；
步骤2、将步骤1中一级分级的沉砂采用高梯度磁选机进行磁选，磁选的磁场强度0.15T-0.3T，产出粗精矿及粗尾矿，粗尾矿返回磨矿循环；
步骤3、将步骤2中产出的粗精矿采用立式搅拌磨机进行再磨，磨矿产品细度-200目占50%-70%；
步骤4、将磨矿后的矿浆采用磁选机进行一次精选，精选的磁场强度在0.05T-0.15T，产出一次精选精矿及一次精选尾矿，一次精选尾矿返回磨矿循环；
步骤5、将步骤4中的一次精选精矿采用尼尔森选矿机重选，进行二次精选，产出二次精选精矿及二次精选尾矿；
步骤6、将步骤1中二级分级的溢流产品采用磁选机进行磁选，磁选磁场强度0.15T-0.3T，选出磁粗精矿及磁粗尾矿；
步骤7、对步骤1中二级分级的沉砂采用磁选机进行磁选，磁选磁场强度0.15T-0.3T，产出的磁粗精矿采用摇床重选，重矿物为细粒合金产物；沉砂磁选和重选的尾矿返回磨矿循环；
步骤8、将步骤6中的磁粗精矿采用反浮选，浮选时间为6-10分钟，浮选的尾矿为细粒合金产品，浮选的泡沫和步骤6中磁选的磁粗尾矿去铜镍分离浮选流程。
2.根据权利要求1所述的一种高冰镍提取合金的工艺方法，其特征是：所述步骤1中磨矿给料粒度10-18mm，磨矿浓度50%-70%。
3.根据权利要求1所述的一种高冰镍提取合金的工艺方法，其特征是：所述步骤1中二级分级溢流产品细度小于280目占90%以上，浓度≥40%。
4.根据权利要求1所述的一种高冰镍提取合金的工艺方法，其特征是：所述步骤7中浮选药剂采用异丙乙硫氨酯，用量60-80g/t。
5.根据权利要求1所述的一种高冰镍提取合金的工艺方法，其特征是：所述步骤5中，二次精选精矿为高品位粗粒合金，直接进贵金属冶炼，二次精选尾矿为低品位粗粒合金进入合金熔炼炉生产二次高镍锍。
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| PB01 | Publication | ||
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| GR01 | Patent grant | ||
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