CN102974451A - 一种提高铜镍矿伴生贵金属回收率的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供了一种能提高铜镍中贵金属回收率的选矿方法，采用尼尔森离心选矿机分别对一段二次分级沉砂、一段二次球磨排矿，回收已单体解离的砷铂矿和含金、银等的贵金属矿物。其技术原理是在高倍的强化重力场内，比重大和比重小的矿物的重力差别被极大的放大，使轻重矿物之间的分离比自然重力场内更加容易，从而实现矿物颗粒按比重分选。提前富集和回收部分稀贵金属，选矿后的精矿直接进入到合金硫化炉处理，可较大幅度地提高金、银及贵金属的回收率，而且能够保证原有生产***的正常生产和稳定运行。与原生产***指标相比，该方法贵金属Au和Pt精矿品位提高1.1g/t和2.0g/t，回收率提高5%和10%。
Description
技术领域
本发明属于选矿技术领域，涉及一种提高铜镍矿伴生贵金属回收率的方法。
背景技术
我国的镍矿主要以硫化铜镍矿为主，常伴生Au、Ag等贵金属。根据硫化镍矿石浮选特点和矿物的可浮性，一般采用浮选方法对镍及伴生金属进行富集和回收。在有色行业生产中，由于贵金属与有用矿物紧密伴生，绝大多数以结合的形式嵌布于脉石中，造成贵金属回收率的偏低。与先进发达国家同行相比，稀有贵金属的回收率低5-8%左右，主要原因在于目前铜镍矿石选矿过程中贵金属是以主金属铜、镍的副产品进入到后序工艺，没有单独选别贵金属的工艺。为了解决这个技术难题，我们尝试采用离心强化重力选矿技术，将新型高效强化的离心重力选矿设备即尼尔森浮选机应用在铜镍矿选矿流程中，在浮选前的磨矿回路中提前选别出来一部分贵金属矿物，直接进入到合金硫化炉处理，提高铂族金属的回收率。
随着有色行业的快速发展，矿石的处理规模越来越大，而稀贵金属的含量在逐年减少，有必要研究探索一种能够提高金川铜镍矿石中贵金属回收率的新方法，提高金川矿石贵金属回收率，提高矿产资源的综合利用水平，让稀缺的贵金属矿物最大限度地回收利用，造福国家社会。
发明内容
为了克服上述现有技术中存在的问题，本发明的目的是提供一种提高铜镍矿伴生贵金属回收率的方法，有效富集贵金属，减少贵金属在后序工艺中的分散，避开常规的火法熔炼、吹炼、高锍磨浮和熔铸流程，直接进入到合金硫化炉处理，由于缩短了生产流程，减少了贵金属损失，能够提高金、银及贵金属的回收率。
为实现上述目的，本发明所采用的技术方案是：采用尼尔森离心选矿机分别对一段二次分级沉砂、一段二次球磨排矿，回收已单体解离的砷铂矿和含金、银等的贵金属矿物。将新型高效强化的离心重力选矿设备应用在铜镍矿选矿流程的磨矿回路和最终浮选精矿的选别，具体步骤如下：
步骤1：对原矿进行磨矿，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的65%～70%，矿浆重量百分比浓度为67%～73%时，进行旋流器分级，得到一段磨矿溢流和沉砂两个产品；
步骤2：将步骤1得到的矿浆重量百分比浓度为67%～73%的沉砂作为重选的原矿进入的高效搅拦槽内进行调浆，通过连续加水将矿浆重量百分比浓度稀释调整为40%～60%，由于浓度降低，矿浆体积量增大，矿浆无法全部进入尼尔森选矿机，多余的矿浆通过搅拌槽溢流口返回原磨矿回路进行处理;其中部分矿浆进入尼尔森离心选矿机进行选别，选别时间为35-45分钟;得到尼尔森精矿(简称尼精)和尼尔森尾矿(简称尼尾)两个产品；
步骤3： 步骤2中得到的尼精，重量百分比浓度与原矿相同，约为40-60%左右，精矿矿浆进入到搅拌桶中进行缓冲和搅拌，将高比重的尼精均匀、连续地自流输送到与尼尔森选矿机配套的DUZ全自动间歇水平带式真空过滤机进行脱水，得到含水量为15-20%的精矿产品，自动卸至自制包装袋带进行收集，送冶金工艺处理；
步骤4：尼尔森重选后的尾矿，重量百分比浓度约为40%，与高效搅拌槽溢流合并自流到渣浆泵池，采用渣浆泵将矿浆送至脱水旋流器组脱水，脱出的水（旋流器溢流）补加给球磨机，代替球磨机前端的补加水，沉砂进入原磨矿回路。
所述步骤2中将尼尔森重选机的供水压力调整在276~690kpa范围内，重力加速度达到110G-130G时进行选别。
本发明提供了一种能提高铜镍中贵金属回收率的选矿方法，其技术原理是在高倍的强化重力场内，比重大和比重小的矿物的重力差别被极大的放大，使轻重矿物之间的分离比自然重力场内更加容易，从而实现矿物颗粒按比重分选。提前富集和回收部分稀贵金属，选矿后的精矿直接进入到合金硫化炉处理，可较大幅度地提高金、银及贵金属的回收率，而且能够保证原有生产***的正常生产和稳定运行。与原生产***指标相比，该方法贵金属Au和Pt精矿品位提高1.1g/t和2.0g/t，回收率提高5%和10%。
附图说明
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图对本发明进行详细说明。
本发明提供一种提高铜镍矿伴生贵金属回收率的方法，采用尼尔森离心选矿机分别对一段二次分级沉砂、一段二次球磨排矿，回收已单体解离的砷铂矿和含金、银等的贵金属矿物。将新型高效强化的离心重力选矿设备应用在铜镍矿选矿流程的磨矿回路和最终浮选精矿的选别，具体步骤如下：
步骤1：对原矿进行磨矿，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的65%～70%，矿浆重量百分比浓度为67%～73%时，进行旋流器分级，得到一段磨矿溢流和沉砂两个产品；
步骤2：将步骤1得到的矿浆重量百分比浓度为67%～73%的沉砂作为重选的原矿进入的高效搅拦槽内进行调浆，通过连续加水将矿浆重量百分比浓度稀释调整为40%～60%，由于浓度降低，矿浆体积量增大，矿浆无法全部进入尼尔森选矿机，多余的矿浆通过搅拌槽溢流口返回原磨矿回路进行处理;其中部分矿浆进入尼尔森离心选矿机，将尼尔森重选机的供水压力调整在276~690kpa范围内，重力加速度达到110G-130G时进行选别，选别时间为35-45分钟;得到尼尔森精矿(简称尼精)和尼尔森尾矿(简称尼尾)两个产品；
步骤3： 步骤2中得到的尼精，重量百分比浓度与原矿相同，约为40-60%左右，精矿矿浆进入到搅拌桶中进行缓冲和搅拌，将高比重的尼精均匀、连续地自流输送到与尼尔森选矿机配套的DUZ全自动间歇水平带式真空过滤机进行脱水，得到含水量为15-20%的精矿产品，自动卸至自制包装袋带进行收集，送冶金工艺处理；
步骤4：尼尔森重选后的尾矿，重量百分比浓度约为40%，与搅拌槽溢流合并自流到渣浆泵池，采用渣浆泵将矿浆送至脱水旋流器组脱水，脱出的水（旋流器溢流）补加给球磨机，代替球磨机前端的补加水，沉砂进入原磨矿回路。
实施例1
对原矿进行磨矿，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的65%~70%，矿浆重量百分比浓度为67%~73%时，通过球磨机补加水将重量百分比浓度降为40%-45%时，由渣浆泵输送至搅拦槽中进行缓冲，一部分矿浆通过搅拌槽溢流品返回原***，另一部分进入到尼尔森离心选矿机进行选别，同时保证供水压力为276~690kpa，重力加速度达到110G时，选别时间为35分钟。得到尼尔森精矿(简称尼精)和尼尔森尾矿(简称尼尾)两个。其中尼精自流输送到DUZ全自动间歇水平带式真空过滤机脱水，得到的水份为15-20%的精矿产品，用包装带进行收集待后序冶金工艺处理。尼尾与高效搅拌槽溢流自流到渣浆泵池，采用渣浆泵将矿浆送至原***旋流器进行分级，溢流进入浮选流程，沉砂进入球磨机进行循环处理。
原矿中Au和Pt的含量分别为0.1g/t和0.2g/t，采用本发明选矿方法得到的精矿Au和Pt的含量分别约为40g/t和170g/t，Au和Pt对原矿的回收率能够达到40-45%，比原***对原矿的贵金属回收率提高5%-8%。
实施例2
对原矿进行磨矿，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的65%～70%，矿浆重量百分比浓度为70%~73%时，进行分级，得到溢流和沉砂两个产品；溢流进入浮选作业，而沉砂作为尼尔森重选的原矿进入搅拦槽中进行调浆，当浓度调整为55~60%时，一部分矿浆通过搅拌槽溢流品返回原***，另一部分进入到尼尔森离心选矿机进行选别，同时保证供水压力为276~690kpa，重力加速度达到130G时，选别时间为45分钟。得到尼尔森精矿(简称尼精)和尼尔森尾矿(简称尼尾)两个产品。其中尼精自流输送到DUZ全自动间歇水平带式真空过滤机脱水，得到水份为15-20%的精矿产品，用包装带进行收集待后序冶金工艺处理。尼尾与高效搅拌槽溢流自流到渣浆泵池，采用渣浆泵将矿浆送至旋流器组脱水，脱出的水（旋流器溢流）补加给球磨机，代替球磨机前端的补加水，沉砂进入球磨机进行循环处理。
原矿中Au和Pt的含量分别为0.1g/t和0.2g/t，采用本发明选矿方法得到的精矿Au和Pt的含量分别约为43g/t和190g/t，Au和Pt对原矿的回收率能够达到47-53%，比原***对原矿的贵金属回收率提高5%-9%。
实施例3
对原矿进行磨矿，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的65%～70%，矿浆重量百分比浓度为70%~73%时，进行分级，得到溢流和沉砂两个产品；溢流进入浮选作业，而沉砂作为尼尔森重选的原矿进入搅拦槽中进行调浆，当浓度调整为45%~55%时，一部分矿浆通过搅拌槽溢流品返回原***，另一部分进入到尼尔森离心选矿机进行选别，同时保证供水压力为276~690kpa，重力加速度达到120G时，选别时间为40分钟。得到尼尔森精矿(简称尼精)和尼尔森尾矿(简称尼尾)两个。其中尼精自流输送到DUZ全自动间歇水平带式真空过滤机脱水，得到的水份为15-20%的精矿产品，用包装带进行收集待后序冶金工艺处理。尼尾与高效搅拌槽溢流自流到渣浆泵池，采用渣浆泵将矿浆送至旋流器组脱水，脱出的水（旋流器溢流）补加给球磨机，代替球磨机前端的补加水，沉砂进入球磨机进行循环处理。
原矿中Au和Pt的含量分别为0.1g/t和0.2g/t，采用本发明选矿方法得到的精矿Au和Pt的含量分别约为50g/t和200g/t，Au和Pt对原矿的回收率能够达到50-55%，比原***对原矿的贵金属回收率提高5%-10%。
Claims (2)
1.一种提高铜镍矿伴生贵金属回收率的方法，具体步骤如下：
步骤1：对原矿进行磨矿，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的65%～70%，矿浆重量百分比浓度为67%～73%时，进行旋流器分级，得到一段磨矿溢流和沉砂两个产品；
步骤2：将步骤1得到的矿浆重量百分比浓度为67%～73%的沉砂作为重选的原矿进入的高效搅拦槽内进行调浆，通过连续加水将矿浆重量百分比浓度稀释调整为40%～60%，由于浓度降低，矿浆体积量增大，矿浆无法全部进入尼尔森选矿机，多余的矿浆通过搅拌槽溢流口返回原磨矿回路进行处理;其中部分矿浆进入尼尔森离心选矿机进行选别，选别时间为35-45分钟;得到尼尔森精矿(简称尼精)和尼尔森尾矿(简称尼尾)两个产品；
步骤3： 步骤2中得到的尼精，重量百分比浓度与原矿相同，约为40-60%左右，精矿矿浆进入到搅拌桶中进行缓冲和搅拌，将高比重的尼精输送到与尼尔森选矿机配套的DUZ全自动间歇水平带式真空过滤机进行脱水，得到含水量为15-20%的精矿产品，自动卸至自制包装袋带进行收集，送冶金工艺处理；
步骤4：尼尔森重选后的尾矿，重量百分比浓度约为40%，与搅拌槽溢流合并自流到渣浆泵池，采用渣浆泵将矿浆送至脱水旋流器组脱水，脱出的水（旋流器溢流）补加给球磨机，代替球磨机前端的补加水，沉砂进入原磨矿回路。
2.根据权利要求1所述的一种提高铜镍矿伴生贵金属回收率的方法，其特征在于步骤2中将尼尔森重选机的供水压力调整在276~690kpa范围内，重力加速度达到110G-130G时进行选别。
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Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| C06 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| C10 | Entry into substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| C12 | Rejection of a patent application after its publication | ||
| RJ01 | Rejection of invention patent application after publication |
Application publication date: 20130320 |