CN117358430A - 一种低碱度铜镍矿物浮选分离工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明提供一种低碱度铜镍硫化矿浮选分离工艺，该工艺包括如下步骤：将铜镍硫化矿进行磨矿后，加入石灰，调节pH值，然后加入NaHSO3、改性聚丙烯酰胺和铜捕收剂，进行铜粗选浮选，得到铜粗精矿1和镍粗精矿；向所述镍粗精矿中加入抑制剂石灰、NaHSO3进行多次铜扫选，得到铜粗精矿2和镍精矿；将所述铜粗精矿1和所述铜粗精矿2混合，加入石灰调节pH，然后加入适量NaHSO3、改性聚丙烯酰胺和铜捕收剂，进行多次精选，得到铜精矿；其中，改性聚丙烯酰胺和NaHSO3用于代替部分石灰，和石灰共同作为抑制剂以减少石灰的添加量，抑制矿石中镍的上浮，使得铜镍硫化矿的碱度降低，从而实现低碱度分选铜、镍，减轻矿泡发黏，提高铜镍分离效果。
Description
技术领域
本发明涉及资源环境领域，尤其涉及一种低碱度铜镍矿物浮选分离工艺。
背景技术
我国的镍矿资源中硫化铜镍矿占主体地位，其保有储量占全国总储量的86％左右。对于低品位且含镁硅酸盐矿物较多的铜镍硫化矿，常用混合浮选法或优先选镍。混合浮选的精矿分为直接浮选分离铜镍和混合精矿冶炼成高冰镍后再分离两种方法。由于硫化铜矿可浮性优于镍矿物，直接浮选分离铜镍常为抑镍浮铜。现阶段大部分铜镍浮选分离采用高碱度工艺，添加大量的氧化钙使得矿浆pH值达到12以上。大量添加石灰不仅容易造成浮选泡沫发黏影响精矿质量、管道结垢堵塞影响作业运行，还增加了后续尾矿废水的处理难度及成本。
发明内容
针对现有技术中存在的上述问题，本发明提供一种低碱度铜镍矿物浮选分离工艺，通过在铜粗选浮选和精选时加入改性聚丙烯酰胺代替部分石灰，改性聚丙烯酰胺、NaHSO3和石灰共同作为抑制剂以减少石灰的添加量，使得铜镍硫化矿和铜粗精矿的碱度降低，从而抑制镍黄铁矿中镍的上浮，同时实现低碱度分选铜、镍矿物，减轻矿泡发黏。
具体发明内容如下：
第一方面，本发明提供一种低碱度铜镍硫化矿浮选分离工艺，所述工艺包括如下步骤：
S1、将铜镍硫化矿进行磨矿后，加入石灰，调节pH值，然后加入适量NaHSO3、改性聚丙烯酰胺和铜捕收剂，进行铜粗选浮选，得到铜粗精矿1和镍粗精矿；按每吨矿石计，所述石灰的添加量为0～5000g/t；所述改性聚丙烯酰胺的添加量为0～500g/t；所述NaHSO3的添加量为0～1000g/t；
S2、向所述镍粗精矿中加入抑制剂石灰、NaHSO3进行多次铜扫选，得到铜粗精矿和镍精矿；
S3、将所述铜粗精矿1和所述铜粗精矿2合并，加入石灰调节pH，然后加入适量NaHSO3、改性聚丙烯酰胺和铜捕收剂，进行多次精选，得到铜精矿；按每吨矿石计，所述石灰的添加量为0～3000g/t；所述改性聚丙烯酰胺的添加量为0～200g/t；所述NaHSO3的添加量为0～200g/t。
可选地，步骤S1中，所述改性聚丙烯酰胺为磺酸基聚丙烯酰胺、羟基聚丙烯酰胺和羧基聚丙烯酰胺的混合物；所述磺酸基聚丙烯酰胺、羟基聚丙烯酰胺和羧基聚丙烯酰胺在所述改性聚丙烯酰胺中的质量比均为10％～50％。
可选地，步骤S1中，所述磨矿细度为-200目55％～-400目90％。
可选地，步骤S1中，所述铜粗选浮选的次数为1～2次；每次铜粗选浮选的时间为4～5分钟。
可选地，步骤S2中，按每吨矿石计，所述石灰的添加量为0～2000g/t、所述NaHSO3的添加量为0～1000g/t。
可选地，步骤S2中，所述扫选的次数为1～2次；每次扫选的时间为4～5分钟。
可选地，步骤S3中，所述精选的次数为4～6次；每次的精选时间为2～6分钟。
可选地，步骤S1和步骤S3中，所述铜捕收剂为硫氨脂、乙基黄原酸钠和丁铵黑药中的至少一种。
可选地，步骤S1和步骤S3中，按每吨矿石计，所述铜捕收剂的添加量为0～100g/t。
可选地，步骤S1和S3中，所述pH为8～11。
与现有技术相比，本发明具有以下优点：
本发明提供的一种低碱度铜镍硫化矿浮选分离工艺，在铜粗选浮选和精选过程中，通过加入改性聚丙烯酰胺代替部分石灰，改性聚丙烯酰胺、NaHSO3和石灰共同作为抑制剂以减少石灰的添加量，抑制矿石中镍的上浮，使得铜镍硫化矿和铜粗精矿的碱度降低，从而实现低碱度分选铜、镍。试验结果表明，在铜粗选浮选和精选过程中，与仅用石灰做抑制剂相比，改性聚丙烯酰胺、NaHSO3和石灰共同作为抑制剂的低碱度组合，有效降低了铜粗选浮选和精选过程中的石灰用量和碱度，且铜的回收率不受影响，矿泡发黏的现象有所改善。此外，改性聚丙烯酰胺对环境的污染小，较为环保。
本发明提供的低碱度铜镍矿物浮选分离工艺，改性聚丙烯酰胺、NaHSO3和石灰共同作为抑制剂以减少石灰的添加量，抑制矿石中镍的上浮，使得铜粗选浮选和精选的碱度降低，实现低碱度分选铜、镍矿物，减轻矿泡发黏，提高铜镍分离效果。
附图说明
为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。
图1示出了本发明实施例提供的低碱度铜镍硫化矿浮选分离工艺处理铜镍硫化矿的流程示意图；
图2示出了本发明实施例提供的低碱度铜镍硫化矿浮选分离工艺处理铜镍硫化矿的处理流程示意图；
图3示出了本发明实施例提供的低碱度铜镍硫化矿浮选分离工艺处理铜镍硫化矿的操作流程示意图；
图4示出了常规浮选工艺处理铜镍硫化矿的流程示意图。
具体实施方式
下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述。显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。以下对至少一个示例性实施例的描述实际上仅仅是说明性的，决不作为对本发明及其应用或使用的任何限制。基于本发明中的实施例，任何人在本发明的启示下或是将本发明与其他现有技术的特征进行组合而得出的任何与本发明相同或相近似的产品，均落在本发明的保护范围之内。以及，本领域普通技术人员在没有开展创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
实施例中未注明具体实验步骤或者条件，按照本领域内的现有技术所描述的常规实验步骤的操作或条件即可进行。所用试剂以及其他仪器未注明生产厂商者，均为可以通过市购获得的常规试剂产品。此外，附图仅为本发明实施例的示意性图解，并非一定是按比例绘制。图中相同的附图标记表示相同或类似的部分，因而将省略对它们的重复描述。附图中所示的一些方框图是功能实体，不一定必须与物理或逻辑上独立的实体相对应。
对于相关领域普通技术人员已知的技术、方法和设备可能不作详细讨论，但在适当情况下，所述技术、方法和设备应当被视为授权说明书的一部分。
在本发明的描述中，需要理解的是，使用“第一”、“第二”等词语来限定零部件，仅仅是为了便于对相应零部件进行区别，如没有另行声明，上述词语并没有特殊含义，因此不能理解为对本发明保护范围的限制。
此外，下面所描述的本发明不同实施方式中所涉及的技术特征只要彼此之间未构成冲突就可以相互结合。
基于现有铜镍硫化矿在直接浮选分离铜镍时，采用高碱度工艺，添加大量石灰作为抑制剂，抑制镍的上浮，使得矿浆的碱度增加，存在矿泡发黏、矿泥夹带严重，影响精矿品质，管道结垢堵塞影响作业运行，并且后续尾矿废水处理难度大、成本高等问题，本发明提出一种低碱度铜镍硫化矿浮选分离工艺。具体地，在铜粗选浮选和精选过程中，通过加入改性聚丙烯酰胺和NaHSO3代替部分石灰，改性聚丙烯酰胺、NaHSO3和石灰共同作为抑制剂以减少石灰的添加量，使得铜镍硫化矿进行铜粗选浮选以及铜粗矿精选的碱度降低，改善矿泡发黏，提高铜镍分离效果。试验结果表明，在铜粗选浮选和精选过程中，用改性聚丙烯酰胺和NaHSO3代替部分石灰，改性聚丙烯酰胺、NaHSO3和石灰共同作为抑制剂的低碱度组合，有效降低了铜粗选浮选和精选过程中的石灰用量和碱度，且铜、镍矿物的回收率不受影响。此外，减少石灰的添加量后，矿泡发黏的现象有所改善，且改性聚丙烯酰胺对环境的污染小，较为环保。具体的实施方式如下：
第一方面，本发明提供了一种低碱度铜镍硫化矿浮选分离工艺。图1示出了本发明实施例提供的低碱度铜镍硫化矿浮选分离工艺处理铜镍硫化矿的流程示意图，如图1所示，所述工艺包括如下步骤：
S1、将铜镍硫化矿进行磨矿后，加入石灰，调节pH值，然后加入适量NaHSO3、改性聚丙烯酰胺和铜捕收剂，进行多次铜粗选浮选，得到铜粗精矿1和镍粗精矿；按每吨矿石计，所述石灰的添加量为0～5000g/t；所述改性聚丙烯酰胺的添加量为0～500g/t；所述NaHSO3的添加量为0～1000g/t；
本步骤具体实施时，选用的铜镍硫化矿为铜镍矿石或铜镍混合精矿，先将矿石磨矿至细度为-200目55％～-400目90％，加入石灰调整pH值至8～11。然后加入适量改性聚丙烯酰胺、NaHSO3和铜捕收剂，进行铜粗选浮选，得到铜粗精矿1和镍粗精矿。按每吨矿石计，石灰的添加量为0～5000g/t，改性聚丙烯酰胺的添加量为0～500g/t，NaHSO3的添加量为0～1000g/t。其中，改性聚丙烯酰胺和NaHSO3共同作为抑制剂用于代替部分石灰，降低铜粗选浮选的碱度，抑制镍的上浮，且不影响铜、镍矿物的回收。具体地，改性聚丙烯酰胺为磺酸基聚丙烯酰胺、羟基聚丙烯酰胺和羧基聚丙烯酰胺的混合物；磺酸基聚丙烯酰胺、羟基聚丙烯酰胺和羧基聚丙烯酰胺在改性聚丙烯酰胺中的质量比均为10％～50％。当磺酸基聚丙烯酰胺、羟基聚丙烯酰胺和羧基聚丙烯酰胺在改性聚丙烯酰胺中的质量比为1:2:1时，所获得的铜精矿和镍精矿的品质最为优异。铜粗选浮选的次数为1～2次，每次铜粗选浮选的时间为4～5分钟。铜捕收剂为硫氨脂、乙基黄原酸钠和丁铵黑药中的至少一种。按每吨矿石计，捕收剂的添加量为0～100g/t。
S2、向所述镍粗精矿中加入抑制剂石灰、NaHSO3进行多次铜扫选，得到铜粗精矿2和镍精矿；
本步骤具体实施时，将铜粗选浮选得到的镍粗精矿混合，然后加入抑制剂石灰和NaHSO3，进行多次铜扫选，得到铜粗精矿2和镍精矿。每次扫选所得精矿视铜品位情况与铜粗精矿1合并进行下一步的铜精选或顺序返回。具体地，扫选的次数为1～2次，每次扫选的时间为4～5分钟；石灰的添加量为0～2000g/t，NaHSO3的添加量为0～1000g/t。
S3、将所述铜粗精矿1和所述铜粗精矿2合并，加入石灰调节pH，然后加入适量NaHSO3、改性聚丙烯酰胺和铜捕收剂，进行多次精选，得到铜精矿；按每吨矿石计，所述石灰的添加量为0～3000g/t；所述改性聚丙烯酰胺的添加量为0～200g/t；所述NaHSO3的添加量为0～200g/t。
本步骤具体实施时，将得到的铜粗精矿1和铜粗精矿2合并，加入石灰调节pH至8～11，然后加入适量NaHSO3、改性聚丙烯酰胺和铜捕收剂，进行多次精选，得到铜精矿。具体地，精选的次数为4～6次，每次的精选时间为2～6分钟；石灰的添加量为0～3000g/t，改性聚丙烯酰胺的添加量为0～200g/t，NaHSO3的添加量为0～200g/t；铜捕收剂为硫氨脂、乙基黄原酸钠和丁铵黑药中的至少一种，铜捕收剂的添加量为0～100g/t。在本实施例中，改性聚丙烯酰胺和NaHSO3共同作为抑制剂用于代替部分石灰，降低精选的碱度，抑制镍的上浮，且不影响铜、镍矿物的回收。
为使本领域技术人员更加清楚地理解本发明，现通过以下实施例对本发明所述的一种低碱度铜镍硫化矿浮选分离工艺进行详细说明。
图2示出了本发明提供的低碱度铜镍硫化矿浮选分离工艺处理铜镍硫化矿的处理流程示意图，在铜镍硫化矿中加入石灰调节pH值，然后加入抑制剂改性聚丙烯酰胺和NaHSO3、捕收剂，进行铜粗选浮选，得到铜粗精矿1和镍粗精矿；将镍粗精矿进行多次铜扫选，对扫选泡沫视铜品位情况作为铜粗精矿2与铜粗精矿1合并进入铜精选或顺序返回，多次铜扫选后得到镍精矿；然后将铜粗精矿1和铜粗精矿2混合，加入石灰调节pH值，再加入抑制剂改性聚丙烯酰胺和NaHSO3、捕收剂，进行多次铜精选，得到铜精矿和精选底流；对精选底流继续进行精选，扫选泡沫继续进行扫选，以进一步提炼铜和镍。
图3示出了本发明提供的低碱度铜镍硫化矿浮选分离工艺处理铜镍硫化矿的操作流程示意图，以下实施例1和实施例2均参照该流程图进行铜镍硫化矿的粗选浮选、扫选和精选操作。图4示出了常规高碱度浮选工艺处理矿石的流程，以下对比例1和对比例2均参照该流程图进行铜镍硫化矿的粗选浮选、扫选和精选操作。
实施例1
某硫化铜镍矿的铜镍混合精矿主要金属硫化物有黄铁矿、磁黄铁矿、镍黄铁矿、紫硫镍铁矿、黄铜矿/方黄铜矿，含镍11.68％，含铜8.32％，此外还有少量墨铜矿、毒砂和闪锌矿等矿物。如图3所示，将铜镍混合精矿加入抑制剂石灰2000g/t、改性聚丙烯酰胺1000g/t、NaHSO3 1000g/t、捕收剂硫氨脂(Z200)46g/t调浆2min后进行粗选I浮选，粗选I浮选时间为4min得到铜粗精矿I和粗选I尾矿；粗选I尾矿加入抑制剂石灰1200g/t、NaHSO3 180g/t、捕收剂Z200 23g/t调浆2min，进行粗选II浮选，浮选时间为5min，得到铜粗精矿I和镍粗精矿；镍粗精矿加入抑制剂石灰1200g/t、NaHSO3 180g/t进行扫选I，扫选时间为4min得到扫选尾矿和扫选泡沫；扫选尾矿再次加入抑制剂石灰1200g/t、NaHSO3 180g/t进行扫选II，扫选时间为4min，得到扫选泡沫和镍精矿；对扫选泡沫视铜品位情况顺序返回或者作为铜粗精矿II进行铜精选；铜粗精矿I和铜粗精矿II合并后添加抑制剂石灰500g/t、改性聚丙烯酰胺50g/t、NaHSO3 200g/t、捕收剂Z20023 g/t调浆3min，进行精选I，精选时间为6min，得到精I底流和精I泡沫；精I泡沫加入抑制剂石灰500g/t、改性聚丙烯酰胺50g/t、NaHSO3 120g/t，调浆3min进行精选II，精选II时间为4min，得到精II底流和精II泡沫；精II泡沫加入抑制剂石灰300g/t、改性聚丙烯酰胺30g/t、NaHSO3 40g/t，调浆3min进行精选III，精选III时间为3min，得到精III底流和精III泡沫；精III泡沫加入抑制剂石灰200g/t、改性聚丙烯酰胺15g/t，调浆3min进行精选IV，精选IV时间为2min，得到精选泡沫为铜精矿，精选II、精选III、精选IV的底流返回按顺序返回；精选I得到的底流和扫选I得到的泡沫合并返回至粗选II。此实施例中的改性聚丙烯酰胺的配比为：磺酸基聚丙烯酰胺、羟基聚丙烯酰胺和羧基聚丙烯酰胺在改性聚丙烯酰胺中的质量比为1：2：1，结果附于表1。
对比例1
某硫化铜镍矿的铜镍混合精矿主要金属硫化物有黄铁矿、磁黄铁矿、镍黄铁矿、紫硫镍铁矿、黄铜矿/方黄铜矿，含镍11.68％，含铜8.32％，此外还有少量墨铜矿、毒砂和闪锌矿等矿物。采用常规高碱度浮选工艺处理矿石的流程见图4，抑制剂全部为石灰和NaHSO3，用于和本发明进行对比。如图4所示，将铜镍混合精矿加入抑制剂石灰11000g/t、NaHSO31000g/t、捕收剂硫氨脂(Z200)46g/t调浆2min后进行粗选I浮选，粗选I浮选时间为4min得到铜粗精I和粗选I尾矿；粗选I尾矿加入抑制剂石灰1200g/t、NaHSO3 180g/t、捕收剂Z20023g/t调浆2min，进行粗选II浮选，浮选时间为5min，得到铜粗精矿II和镍粗精矿；镍粗精矿加入抑制剂石灰1200g/t、NaHSO3 180g/t进行扫选I，扫选时间为4min得到扫选尾矿和扫选泡沫；扫选尾矿再次加入抑制剂石灰1200g/t、NaHSO3 180g/t进行扫选II，扫选时间为4min得到扫选泡沫和镍精矿；对扫选泡沫视铜品位情况顺序返回或者作为铜粗精矿II进行铜精选；铜粗精矿I和铜粗精矿II合并后添加抑制剂石灰1600g/t、NaHSO3 200g/t、捕收剂Z20023g/t调浆3min，进行精选I，精选时间为6min，得到精I底流和精I泡沫；精I泡沫加入抑制剂石灰1200g/t、NaHSO3 120g/t，调浆3min进行精选II，精选II时间为4min，得到精II底流和精II泡沫；精II泡沫加入抑制剂石灰800g/t、NaHSO3 40g/t，调浆3min进行精选III，精选III时间为3min，得到精III底流和精III泡沫；精III泡沫加入抑制剂石灰400g/t，调浆3min进行精选IV，精选IV时间为2min，得到精选泡沫为铜精矿，精选II、精选III、精选IV的底流顺序返回；精选I得到的底流和扫选I得到的泡沫合并返回至粗选II。结果附于表1。
表1
相比常规高碱度浮选工艺处理铜镍硫化矿，本发明用改性聚丙烯酰胺代替部分石灰，改性聚丙烯酰胺、NaHSO3和石灰共同作为抑制剂的低碱度组合，显著降低了体系的石灰用量和pH值，有效分离了铜、镍矿物，精矿的品质得到大幅提高，资源得到节约且不影响铜、镍矿物的回收，具有显著的优越性。
实施例2
西北某硫化铜镍矿的铜镍混合精矿主要金属硫化物有黄铁矿、磁黄铁矿、镍黄铁矿、紫硫镍铁矿、黄铜矿/方黄铜矿，含镍9.28％，含铜7.17％，此外还有少量墨铜矿、毒砂和闪锌矿等矿物。
如图3所示，将铜镍混合精矿加入抑制剂石灰2000g/t、改性聚丙烯酰胺1000g/t、NaHSO3 1000g/t、捕收剂乙基黄原酸钠50g/t，调浆2min后进行粗选I浮选，粗选I浮选时间为5min，得到铜粗精矿I和粗选I尾矿；粗选I尾矿加入抑制剂石灰5000g/t、NaHSO3 320g/t、捕收剂乙基黄原酸钠50g/t调浆2min，进行粗选II浮选，浮选时间为5min，得到铜粗精矿I和镍粗精矿；镍粗精矿加入抑制剂石灰5000g/t、NaHSO3 320g/t进行扫选I，扫选时间为4min得到扫选尾矿和扫选泡沫；扫选尾矿再次加入抑制剂石灰5000g/t、NaHSO3 320g/t进行扫选II，扫选时间为4min得到扫选泡沫和最终镍精矿；对扫选泡沫视铜品位情况顺序返回或者作为铜粗精矿II进行铜精选；铜粗精矿I和铜粗精矿II合并后添加抑制剂石灰800g/t、改性聚丙烯酰胺70g/t、NaHSO3 200g/t、捕收剂乙基黄原酸钠50g/t调浆3min，进行精选I，精选时间为6min，得到精I底流和精I泡沫；精I泡沫加入抑制剂石灰400g/t、改性聚丙烯酰胺45g/t、NaHSO3 150g/t，调浆3min进行精选II，精选II时间为4min，得到精II底流和精II泡沫；精II泡沫加入抑制剂石灰200g/t、改性聚丙烯酰胺30g/t、NaHSO3 40g/t，调浆3min进行精选III，精选III时间为3min，得到精III底流和精III泡沫；精III泡沫加入抑制剂石灰300g/t、改性聚丙烯酰胺20g/t，调浆3min进行精选IV，精选IV时间为2min，得到精选泡沫为铜精矿，精选II、精选III、精选IV的底流顺序返回；精选I得到的底流和扫选I得到的泡沫合并返回至粗选II再选。此实施例的改性聚丙烯酰胺的配比为：磺酸基聚丙烯酰胺、羟基聚丙烯酰胺和羧基聚丙烯酰胺在改性聚丙烯酰胺中的质量比为1：2：1，结果附于表2。
对比例2
西北某硫化铜镍矿的铜镍混合精矿主要金属硫化物有黄铁矿、磁黄铁矿、镍黄铁矿、紫硫镍铁矿、黄铜矿/方黄铜矿，含镍9.28％，含铜7.17％，此外还有少量墨铜矿、毒砂和闪锌矿等矿物。
采用常规高碱度浮选工艺处理矿石的流程见图4，抑制剂全部为石灰和NaHSO3，用于和本发明的实施例3进行对比。如图4所示，将铜镍混合精矿加入抑制剂石灰9000g/t、NaHSO3 1000g/t、捕收剂乙基黄原酸钠50g/t，调浆2min后进行粗选I浮选，粗选I浮选时间为5min，得到铜粗精矿I和粗选I尾矿；粗选I尾矿加入抑制剂石灰5000g/t、NaHSO3 320g/t、捕收剂乙基黄原酸钠50g/t调浆2min，进行粗选II浮选，浮选时间为5min，得到铜粗精矿II和镍粗精矿；镍粗精矿加入抑制剂石灰5000g/t、NaHSO3 320g/t进行扫选I，扫选时间为4min得到扫选尾矿和扫选泡沫；扫选尾矿再次加入抑制剂石灰5000g/t、NaHSO3 320g/t进行扫选II，扫选时间为4min得到扫选泡沫和镍精矿；对扫选泡沫视铜品位情况顺序返回或者作为铜粗精矿II进行铜精选；铜粗精矿I和铜粗精矿II合并后添加抑制剂石灰1200g/t、NaHSO3 200g/t、捕收剂乙基黄原酸钠50g/t调浆3min，进行精选I，精选时间为6min，得到精I底流和精I泡沫；精I泡沫加入抑制剂石灰900g/t、NaHSO3 150g/t，调浆3min进行精选II，精选II时间为4min，得到精II底流和精II泡沫；精II泡沫加入抑制剂石灰700g/t、NaHSO340g/t，调浆3min进行精选III，精选III时间为3min，得到精III底流和精III泡沫；精III泡沫加入抑制剂石灰600g/t，调浆3min进行精选IV，精选IV时间为2min，得到精选泡沫为铜精矿，精选II、精选III、精选IV的底流顺序返回；精选I得到的底流和扫选I得到的泡沫合并返回至粗选II。结果附于表2。
结果分析与实施例1和实施例2具有相似的趋势，此处不再重新给出。
本发明提供一种低碱度铜镍矿物浮选分离工艺，通过在铜粗选浮选和精选时加入改性聚丙烯酰胺代替部分石灰，改性聚丙烯酰胺、NaHSO3和石灰共同作为抑制剂以大幅减少石灰的添加量，使得铜镍硫化矿和铜粗精矿的碱度降低，从而抑制矿石中镍的上浮，实现低碱度分选铜、镍矿物，减轻矿泡发黏，且不影响铜、镍矿的回收率。
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何的一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。此外，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进行结合和组合。
对于方法实施例，为了简单描述，故将其都表述为一系列的动作组合，但是本领域技术人员应该知悉，本发明并不受所描述的动作顺序的限制，因为依据本发明，某些步骤可以采用其他顺序或者同时进行。其次，本领域技术人员也应该知悉，说明书中所描述的实施例均属于优选实施例，所涉及的动作和部件并不一定是本发明所必须的。
以上对本发明所提供的一种低碱度铜镍硫化矿浮选分离工艺进行了详细介绍，本文中应用了具体个例对本发明的原理及实施方式进行了阐述，以上实施例的说明只是用于帮助理解本发明的方法及其核心思想；同时，对于本领域的一般技术人员，依据本发明的思想，在具体实施方式及应用范围上均会有改变之处，综上所述，本说明书内容不应理解为对本发明的限制。
Claims (10)
1.一种低碱度铜镍硫化矿浮选分离工艺，其特征在于，所述方法包括如下步骤：
S1、将铜镍硫化矿进行磨矿后，加入石灰，调节pH值，然后加入适量NaHSO3、改性聚丙烯酰胺和铜捕收剂，进行铜粗选浮选，得到铜粗精矿1和镍粗精矿；按每吨矿石计，所述石灰的添加量为0～5000g/t；所述改性聚丙烯酰胺的添加量为0～500g/t；所述NaHSO3的添加量为0～1000g/t；
S2、向所述镍粗精矿中加入抑制剂石灰、NaHSO3进行多次铜扫选，得到铜粗精矿2和镍精矿；
S3、将所述铜粗精矿1和所述铜粗精矿2合并，加入石灰调节pH，然后加入适量NaHSO3、改性聚丙烯酰胺和铜捕收剂，进行多次精选，得到铜精矿；按每吨矿石计，所述石灰的添加量为0～3000g/t；所述改性聚丙烯酰胺的添加量为0～200g/t；所述NaHSO3的添加量为0～200g/t。
2.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤S1中，所述改性聚丙烯酰胺为磺酸基聚丙烯酰胺、羟基聚丙烯酰胺和羧基聚丙烯酰胺的混合物；所述磺酸基聚丙烯酰胺、羟基聚丙烯酰胺和羧基聚丙烯酰胺在所述改性聚丙烯酰胺中的质量比均为10％～50％。
3.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤S1中，所述磨矿细度为-200目55％～-400目90％。
4.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤S1中，所述铜粗选浮选的次数为1～2次；每次铜粗选浮选的时间为4～5分钟。
5.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤S2中，按每吨矿石计，所述石灰的添加量为0～2000g/t；所述NaHSO3的添加量为0～1000g/t。
6.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤S2中，所述扫选的次数为1～2次；每次扫选的时间为4～5分钟。
7.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤S3中，所述精选的次数为4～6次；每次的精选时间为2～6分钟。
8.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤S1和步骤S3中，所述铜捕收剂为硫氨脂、乙基黄原酸钠和丁铵黑药中的至少一种。
9.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤S1和步骤S3中，按每吨矿石计，所述铜捕收剂的添加量为0～100g/t。
10.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤S1和S3中，所述pH为8～11。
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