CN102744161A - 一种含铂钯矿物镍铜混合精矿的分离方法 - Google Patents
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Abstract
一种含铂钯矿物镍铜混合精矿的分离方法，其特征是将含铂钯矿物镍铜混合精矿加入活性炭磨矿，调浆，加入矿浆调整剂、抑制剂、捕收剂和起泡剂做镍铜浮选分离，获得铜精矿和镍精矿。本发明的分离方法获得的铜精矿中，铜的品位大于20％，镍的品位低于2％；镍精矿中镍的品位大于3％，镍回收率大于95％。元素铂钯富集到了镍精矿，铂的回收率大于86％，钯的回收率大于93％。本发明方法是一种工艺简单，分离效果好，选别指标高且经济合理的分离方法。
Description
技术领域
本发明涉及一种分离方法，特别涉及一种含铂钯矿物镍铜混合精矿的分离方法。
背景技术
在含铂钯铜镍硫化矿石中，紫硫镍矿与黄铜矿一般紧密共生，有的呈集合体形式存在，具有嵌布粒度较细且不均匀，矿物组成比较复杂，有易浮的脉石矿物等特点。通过浮选方法直接进行镍矿物和铜矿物的分离，难以获得镍品位低于2％的合格铜精矿，故只能通过生产含有铜、镍、铂、钯等金属元素的铜镍混合精矿，将其火法冶炼成高冰镍，然后再进行铜镍浮选分离的方法实现铜镍分离，铂钯金属富集在镍精矿中。我国金川公司铜镍矿石即采用此方法进行回收。使用该方法回收铜镍精矿中的有价元素铜和镍与单独冶炼单一铜精矿或镍精矿相比，成本明显较高，对铂钯元素的综合回收也有不利影响。
俞瑞(难选铜镍硫化矿浮选分离工艺研究，《有色金属(选矿部分)》，1998(5)，19-22)报道，在处理某难选铜镍硫化矿石时，首先在pH值为4.5的酸性介质条件下进行混合浮选，获得铜镍混合精矿，然后以石灰作为调整剂，调整pH值至13以上，添加抑制剂-1，在强碱介质条件下进行铜镍混合精矿分离，获得铜品位24.43％，镍品位2.45％的铜精矿；镍品位6.76％，铜品位0.60％的镍精矿。该工艺从铜镍混合浮选到铜镍浮选分离过程，介质由酸性变为强碱性，存在着石灰用量大的不足，而且强碱条件下，次生矿泥易产生强烈的无选择性凝聚，导致分选过程不稳定。同时，铜精矿中镍品位含量高于2％，造成后续冶炼不经济。
发明内容
本发明的目的在于提供一种含铂钯矿物镍铜混合精矿的分离方法，最终从含铂钯矿物镍铜混合精矿中分离出铜精矿和镍精矿，其伴生的铂钯元素富集到镍精矿。
本发明的分离方法由以下步骤组成：
磨矿：在含铂钯矿物镍铜混合精矿中加入活性炭500～1000克/吨，磨矿至-0.043mm占85～90％，浓密脱水；
调浆：加水至矿浆浓度为35～40％；
镍铜分离：加入矿浆调整剂石灰调节矿浆pH值为10～12，依次加入抑制剂400～1000克/吨、捕收剂40～80克/吨和起泡剂60～120克/吨做一次粗选，获得粗选精矿和粗选尾矿；粗选尾矿矿浆中依次加入捕收剂20～40克/吨和起泡剂40～80克/吨做一次扫选，获得扫选精矿和扫选尾矿，扫选精矿返回至粗选作业形成闭路循环，扫选尾矿为镍精矿；粗选精矿矿浆中加入抑制剂200～500克/吨做一次精选，获得精选精矿和精选中矿，精矿中矿返回至粗选作业形成闭路循环，精选精矿为铜精矿。
所述抑制剂为水玻璃、硫化钠或糊精。
所述捕收剂为乙基黄药、丁胺黑药或乙硫氨酯。
所述起泡剂为柴油、煤油或2号油。
本发明是利用紫硫镍矿与黄铜矿在不同pH值介质中的可浮性差异进行浮选分离。在中性介质条件中，黄铜矿的天然可浮性优于紫硫镍矿；在高碱介质中，紫硫镍矿表面生成亲水性的Fe(OH)3及Ni(OH)3，使其受到抑制，而黄铜矿仍具有良好的可浮性，通过选择性捕收剂作用上浮，从而实现紫硫镍矿和黄铜矿的分离。由于紫硫镍矿是铂钯矿物的载体矿物，在实现镍铜分离的同时，铂钯矿物有效地富集在镍精矿中。本发明的分离方法获得的铜精矿中，铜的品位大于20％，镍的品位低于2％；镍精矿中镍的品位大于3％，镍回收率大于95％，贵金属元素铂钯在镍精矿中得到富集，铂的回收率大于86％，钯的回收率大于93％。该法工艺简单，选别指标高且经济合理。
附图说明
图1本发明工艺流程图。
具体实施方式
为了更好的理解本发明，下面结合实施例进一步阐明本发明的内容，但本发明的内容不仅仅局限于实施例。
本发明以某地铜镍硫化矿石分离获得的含铂钯矿物镍铜混合精矿为例，镍铜混合精矿含铜3.05％，镍3.00％，铂10.77g/t，钯22.60g/t。按照实施例的步骤和表1所列出的药剂用量进行分离。
表1实施例1～6药剂用量(克/吨·含铂钯矿物镍铜混合精矿)
实施例1
在含铂钯矿物镍铜混合精矿中加入活性炭800克/吨，磨矿至-0.043mm占85％，浓密脱水；加水至矿浆浓度为35％；加入矿浆调整剂石灰调节矿浆pH值为12，按照表1所列药剂用量操作，得到铜精矿和镍精矿；得到的铜精矿铜品位为20.22％，铜回收率为66.41％、含镍1.12％、含铂14.85g/t、含钯12.51g/t，镍精矿镍品位为3.21％，镍回收率为96.26％，含铜1.14％，含铂10.32g/t、铂回收率86.18％，含钯23.72g/t、钯回收率94.45％。
实施例2
在含铂钯矿物镍铜混合精矿中加入活性炭1000克/吨，磨矿至-0.043mm占90％，浓密脱水；加水至矿浆浓度为36％；加入矿浆调整剂石灰调节矿浆pH值为11，按照表1所列药剂用量操作，得到铜精矿和镍精矿；得到的铜精矿铜品位为20.78％，铜回收率为68.34％、含镍1.08％、含铂13.71g/t、含钯11.90g/t，镍精矿镍品位为3.21％，镍回收率为96.39％，含铜1.07％，含铂10.44g/t、铂回收率87.23％，含钯23.79g/t、钯回收率94.72％。
实施例3
在含铂钯矿物镍铜混合精矿中加入活性炭500克/吨，磨矿至-0.043mm占90％，浓密脱水；加水至矿浆浓度为40％；加入矿浆调整剂石灰调节矿浆pH值为12，按照表1所列药剂用量操作，得到铜精矿和镍精矿；得到的铜精矿铜品位为20.41％，铜回收率为67.12％、含镍1.23％、含铂13.82g/t、含钯11.24g/t，镍精矿镍品位为3.20％，镍回收率为95.89％，含铜1.11％，含铂10.43g/t、铂回收率87.13％，含钯23.87g/t、钯回收率95.01％。
实施例4
在含铂钯矿物镍铜混合精矿中加入活性炭900克/吨，磨矿至-0.043mm占90％，浓密脱水；加水至矿浆浓度为35％；加入矿浆调整剂石灰调节矿浆pH值为10，按照表1所列药剂用量操作，得到铜精矿和镍精矿；得到的铜精矿铜品位为21.32％，铜回收率为70.12％、含镍0.93％、含铂13.48g/t、含钯9.67g/t，镍精矿镍品位为3.23％，镍回收率为96.88％，含铜1.01％，含铂10.47g/t、铂回收率87.45％，含钯24.04g/t、钯回收率95.71％。
实施例5
在含铂钯矿物镍铜混合精矿中加入活性炭1000克/吨，磨矿至-0.043mm占88％，浓密脱水；加水至矿浆浓度为39％；加入矿浆调整剂石灰调节矿浆pH值为11，按照表1所列药剂用量操作，得到铜精矿和镍精矿；得到的铜精矿铜品位为22.03％，铜回收率为72.45％、含镍1.23％、含铂15.00g/t、含钯14.76g/t，镍精矿镍品位为3.20％，镍回收率为95.88％，含铜0.93％，含铂10.30g/t、铂回收率86.03％，含钯23.47g/t、钯回收率93.45％。
实施例6
在含铂钯矿物镍铜混合精矿中加入活性炭500克/吨，磨矿至-0.043mm占85％，浓密脱水；加水至矿浆浓度为35％；加入矿浆调整剂石灰调节矿浆pH值为12，按照表1所列药剂用量操作，得到铜精矿和镍精矿；得到的铜精矿铜品位为21.66％，铜回收率为71.22％、含镍1.19％、含铂12.64g/t、含钯7.75g/t，镍精矿镍品位为3.20％，镍回收率为96.01％，含铜0.98％，含铂10.56g/t、铂回收率88.23％，含钯24.26g/t、钯回收率96.56％。
Claims (4)
1.一种含铂钯矿物镍铜混合精矿的分离方法，其特征在于由以下步骤组成：
①磨矿：在含铂钯矿物镍铜混合精矿中加入活性炭500～1000克/吨，磨矿至-0.043mm占85～90％，浓密脱水；
②调浆：加水至矿浆浓度为35～40％；
③镍铜分离：加入矿浆调整剂石灰调节矿浆pH值为10～12，依次加入抑制剂400～1000克/吨、捕收剂40～80克/吨和起泡剂60～120克/吨做一次粗选，获得粗选精矿和粗选尾矿；粗选尾矿矿浆中依次加入捕收剂20～40克/吨和起泡剂40～80克/吨做一次扫选，获得扫选精矿和扫选尾矿，扫选精矿返回至一次粗选作业形成闭路循环，扫选尾矿为镍精矿；粗选精矿矿浆中加入抑制剂200～500克/吨做一次精选，获得精选精矿和精选中矿，精矿中矿返回至一次粗选作业形成闭路循环，精选精矿为铜精矿。
2.根据权利要求1所述的分离方法，其特征在于所述抑制剂为水玻璃、硫化钠或糊精。
3.根据权利要求1所述的分离方法，其特征在于所述捕收剂为乙基黄药、丁胺黑药或乙硫氨酯。
4.根据权利要求1所述的分离方法，其特征在于所述起泡剂为柴油、煤油或2号油。
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