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
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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