CN105435954B - 一种提高硫化铜镍矿浮选中矿铜镍回收率的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种提高硫化铜镍矿浮选中矿铜镍回收率的方法，可解决硫化铜镍矿浮选中矿循环量大、可浮性差难以回收的技术难点，同时还可降低含镁硅酸盐对硫化铜镍矿浮选的不利影响，降低精矿中氧化镁的含量，减少抑制剂用量，提高铜镍回收率；在硫化铜镍矿浮选过程中，添加酸在常温常压下对硫化铜镍矿中矿（扫选精矿和精选尾矿）进行选择性酸浸脱镁处理，从而减少难浮中矿的循环量、降低含镁硅酸盐对硫化铜镍矿浮选的不利影响；浸出完成后再对浸渣进行浮选提高铜镍回收率，两次浮选的泡沫产品合并作为低品位精矿；本发明工艺合理，流程简单，易于工业化实施。
Description
技术领域
本发明涉及一种提高硫化铜镍矿浮选中矿铜镍回收率的方法，特别是降低含镁硅酸盐对硫化铜镍矿浮选不利影响提高铜镍回收率的方法，运用该方法可以降低含镁硅酸盐对铜镍硫化矿浮选的不利影响和难浮中矿在浮选流程中的循环，降低精矿中氧化镁的含量，提高铜镍回收率。
背景技术
我国硫化铜镍矿资源丰富，但绝大部分硫化铜镍矿具有高镁铁的特点，其主要脉石矿物为蛇纹石、透闪石、绿泥石和滑石等含MgO高的硅酸盐矿物。在硫化铜镍矿的浮选过程中，因含镁硅酸盐矿物表面荷正电，容易与带负电的硫化铜镍矿物发生异象凝聚现象，恶化硫化铜镍矿的浮选过程，引起精矿中MgO含量的升高。
此外，由于硫化铜镍矿中有用矿物嵌布关系复杂，为提高目的矿物的解离度，生产实践中硫化铜镍矿的选别多采用多段磨矿、多段浮选流程，也因此而产生大量的微细粒级难浮中矿，硫化铜镍矿浮选中矿的回收存在以下特点：（1）中矿中铜镍矿物多为贫连生体，嵌布关系复杂、嵌布粒度细；（2）中矿含泥量大、矿石粒度微细；（3）蚀变严重，蛇纹石、透闪石等含镁硅酸盐含量高，MgO含量普遍高达18%以上。在目前大部分硫化铜镍矿浮选工艺流程中，都是将这部分难浮中矿逐级返回至上一级浮选作业中，但这种方式不仅增加了蛇纹石和难浮中矿在浮选流程中的循环，影响铜镍矿物的浮选，降低铜镍的选矿回收率，同时容易引起精矿中MgO含量的升高。因此，如何寻找一种有效、合理的方法处理好这部分难浮中矿，并降低蛇纹石对浮选过程的不利影响，具有重要的实际意义。
为降低蛇纹石等含镁硅酸盐对铜镍矿浮选的不利影响和铜镍精矿中MgO的含量，目前多通过添加大量的浮选调整剂来达到这一目的。主要的调整剂分为矿泥分散剂和含镁硅酸盐的抑制剂，如羧甲基纤维素（CMC）、碳酸钠、硅酸钠和六偏磷酸钠等。但抑制剂的大量使用，容易对铜镍矿物产生抑制作用，影响镍和铜的回收，同时使尾矿过滤沉降困难。因此，如何在不影响铜镍回收率的同时，降低蛇纹石等含镁硅酸盐对浮选的不利影响和降低精矿中MgO的含量一直是铜镍硫化矿选矿的一个难题。刘玉强等人通过在镍精矿加入浓硫酸，使浓硫酸与精矿中的氧化镁反应，产生硫酸镁，在进行固液分离，使其滞留于硫酸溶液中而同精矿分离，但由于精矿中镍铜含量较高，且该方法所使用的硫酸浓度较高，容易造成精矿中镍和铜溶解损失（专利申请号201210526480.6）。冯其明等人采用超声波产生超音速射流及空化作用对原矿浆或加捕收剂后的矿浆进行超声预处理，从而减少蛇纹石等含镁硅酸盐在硫化镍矿物表面的吸附与罩盖，进而降低精矿中氧化镁的含量，该方法虽能减少镍和铜的损失，降低精矿中MgO的含量，但难以工业化应用（专利申请号201310268992.1）。张国范等人根据含镁硅酸盐表面电位高的特点，研制了一种有机组合抑制剂EP，依靠EP溶于水后产生大量的-OH和-COOH，使含镁硅酸盐表面的正电位大大降低，防止含镁硅酸盐和铜镍矿物颗粒间形成“异相凝聚”现象而阻碍浮选的进行，强化对含镁硅酸盐脉石矿物的抑制，但该方法抑制剂用量较大，容易对部分铜镍矿物和连生体颗粒产生抑制作用，影响镍铜的回收（张国范等.矿产保护与利用，1999，(3):28-31）。
本发明根据硫化铜镍矿中铜镍的富集规律以及蛇纹石等含镁硅酸盐的物性特点，将高蛇纹石含量的浮选中矿单独处理，而不是将其返回至上一级浮选作业，减少了蛇纹石等含镁硅酸盐在浮选流程中循环。同时，将浮选中矿在常温常压下进行选择性酸浸脱镁处理，在保证铜和镍损失率较低的同时，可明显减少精矿中氧化镁的含量，提高铜镍的选别指标。
发明内容
本发明的目的是提供一种提高硫化铜镍矿浮选中矿铜镍回收率的方法，根据硫化铜镍矿浮选过程中铜和镍的富集规律以及含镁硅酸盐的物性特点，使用一定量的酸在常温常压下对中矿进行选择性酸浸脱镁处理，再对中矿进行浮选，而不是将其返回至上一级浮选作业；该方法降低了蛇纹石等含镁硅酸盐对浮选过程的不利影响和减少了其在浮选流程中的循环，提高了铜镍的选矿回收率。
本发明按以下技术方案实现的：
（1）将硫化铜镍矿磨矿后，进行常规粗选、扫选和精选，精选和扫选过程中，精选尾矿和扫选精矿不返回至上一级精选作业或扫选作业，获得硫化铜镍矿高品位精矿、中矿和尾矿；
（2）使用浓硫酸或质量百分比浓度15~25%的盐酸对中矿进行选择性酸浸脱镁处理，浸出温度为常温，浸出时间为1~1.5h，浸出完成后进行固液分离，滤液返回浸出，浸渣进行浮选；
（3）将步骤（2）所得浸渣加水调浆至矿浆质量百分比浓度为25~30%；
（4）对步骤（3）所得矿浆进行浮选，浮选作业分为两次，第一次浮选加入捕收剂80~120g/t和起泡剂40~60g/t进行调浆，调浆完成后进行浮选，浮选的泡沫产品作为低品位精矿，槽内产品进行第二次浮选，浮选过程中同样加入捕收剂40~60g/t和起泡剂20~30g/t，第二次浮选的泡沫产品与第一次浮选的泡沫产品合并共同作为低品位精矿，第二次浮选的槽内产品作为尾矿废弃。
所述中矿为扫选精矿和精选尾矿。
所述浓硫酸或质量百分比浓度15~25%的盐酸用量为8~15 kg/t，浓硫酸为市购产品。
所述捕收剂为乙基黄药或/和丁基黄药。
所述起泡剂为J-622。
本发明与公知技术相比存在的优点：
1、本发明只针对硫化铜镍矿，对硫化铜镍矿磨矿后，进行常规的粗选、精矿和扫选，精选尾矿和扫选精矿（浮选中矿）不返回至上一级浮选作业，减少了难浮中矿和含镁硅酸盐在浮选流程中的循环；
2、仅对浮选中矿进行选择性酸浸脱镁处理，处理量较少，成本更低，同时降低了精矿中MgO的含量；
3、浸出过程中酸用量仅为8~15kg/t，浸出温度为常温，减少了铜镍在浸出过程中的损失；
4、通过对浮选中矿进行选择性酸浸脱镁处理，减少了抑制剂的使用，改善了浮选作业环境，提高了主金属镍和铜的回收率；
5、本方法工艺流程合理，流程结构简单，易于工业化实施。
附图说明
图1为本发明的工艺流程示意图；
图2为传统工艺流程示意图。
具体实施方式
下面结合附图和实施例对本发明的方法作进一步详细说明，但本发明保护范围不局限于所述内容。
实施例1：矿石样品为甘肃金川某矿区的硫化铜镍矿，原矿含Ni 1.64%，Cu 0.78%，MgO 21%，主要脉石矿物为蛇纹石、滑石和橄榄石。
硫化铜镍矿按照图1所示流程经碎矿磨矿至细度-0.074mm占85.3%，加水调浆至矿浆质量百分比浓度为33%，然后加入抑制剂硅酸钠1200g/t、捕收剂丁基黄药120g/t和起泡剂J-622 60g/t进行搅拌调浆，调浆完成后进行常规的粗选、精选和扫选，精选的槽内产品和扫选的泡沫产品不返回至上一级粗选、精选或扫选作业，获得高品位镍精矿、中矿和尾矿；
将中矿合并后加入浓硫酸10kg/t进行选择性酸浸脱镁，浸出时间为1h，浸出完成后过滤得到滤液和浸渣，滤液返回浸出，浸渣加水调浆至矿浆质量百分比浓度为28%，然后加入捕收剂丁基黄药90g/t、起泡剂J-622 40g/t进行调浆，调浆完成后进行第一次浮选，浮选泡沫产品作为低品位精矿，尾矿在依次加入丁基黄药40g/t、起泡剂J-622 20g/t进行调浆后进行第二次浮选，浮选泡沫产品与第一次浮选泡沫产品合并作为低品位精矿，槽内产品作为尾矿废弃，最终低品位精矿和高品位精矿中Cu和Ni的总回收率分别为79.73%、90.02%，MgO含量4.21%；
采用图2所示的工艺流程，将硫化铜镍矿经碎矿磨矿至细度-0.074mm占85.3%，加水调浆至矿浆质量百分比浓度为33%，然后依次加入抑制剂硅酸钠2000g/t、捕收剂丁基黄药120g/t和起泡剂J-622 60g/t进行搅拌调浆，调浆完成后进行常规的粗选、精选和扫选，精选和扫选过程中，精选槽内产品和扫选泡沫产品返回至上一级粗选、精选和扫选作业，最终获得铜镍精矿和尾矿两个产品，精矿中Cu和Ni的总回收率分别为77.32%、86.42%，精矿中MgO含量为6.8%。可见，采用该发明，精矿中氧化镁的含量可由6.8%降低至4.21%，并同时提高铜镍回收率2.41和3.6个百分点，粗选过程中抑制剂硅酸钠的用量由2000g/t降低至1200g/t。
实施例2：矿石样品为云南白马寨铜镍矿区的硫化铜镍矿，原矿平均含Ni 1.2%，Cu 0.7%，MgO 16.67%，主要脉石矿物为蛇纹石、绿泥石、白云石和石英。
硫化铜镍矿按照图1所示流程经碎矿磨矿至细度-0.074mm占76.43%后，加水调浆至矿浆质量百分比浓度为30%，然后依次加入抑制剂硅酸钠1600g/t，捕收剂乙基黄药100g/t和起泡剂2#油 40g/t进行搅拌调浆，调浆完成后进行常规的粗选、精选和扫选，精选的槽内产品和扫选的泡沫产品不返回至上一级粗选、精选或扫选作业，获得高品位镍精矿、中矿和尾矿；
将浮选中矿合并后加入浓硫酸8kg/t进行选择性酸浸脱镁，浸出时间为1.5h，浸出完成后过滤得到滤液和浸渣，滤液返回浸出，浸渣加水调浆至矿浆质量百分比浓度为25%，然后依次加入捕收剂乙基黄药80g/t，起泡剂J-622 50g/t进行调浆，调浆完成后进行第一次浮选，浮选泡沫产品作为低品位精矿，槽内产品加入乙基黄药50g/t，起泡剂J-622 25g/t进行调浆后进行第二次浮选，浮选泡沫产品与第一次浮选泡沫产品合并共同作为低品位精矿，槽内产品作为尾矿废弃，最终低品位精矿和高品位精矿中Cu和Ni的总回收率分别为81.58%、88.4%，MgO含量3.8%。
采用图2所示的工艺流程，将硫化铜镍矿经碎矿磨矿至细度-0.074mm占76.43%，加水调浆至矿浆质量百分比浓度为30%，然后依次加入抑制剂硅酸钠3000g/t，捕收剂乙基黄药100g/t和起泡剂2#油40g/t进行搅拌调浆，调浆完成后进行常规的粗选、精选和扫选，精选槽内产品和扫选泡沫产品返回至上一级粗选、精选和扫选作业，最终获得铜镍精矿和尾矿两个产品，精矿中Cu和Ni的回收率分别为78.86%、85.4%，精矿中MgO含量为5.4%。可见，采用该发明，可使精矿中氧化镁的含量由5.4%降低至3.8%，并同时提高铜镍回收率2.72和3.0个百分点，粗选过程中抑制剂硅酸钠的用量由3000g/t降低至1600g/t。
实施例3：矿石样品为新疆某低品位硫化铜镍矿，原矿平均含Ni 0.52%，Cu0.39%，MgO 9.32%，主要脉石矿物为滑石、绿泥石、白云石和透闪石。
低品位硫化铜镍矿按照图1所示流程经碎矿磨矿至细度-0.074mm占82.34%后，加水调浆至矿浆质量百分比浓度为32.3%，然后依次加入抑制剂硅酸钠2000g/t，捕收剂丁基黄药120g/t和起泡剂J-622 60g/t进行搅拌调浆，调浆完成后进行常规的粗选、精选和扫选，精选的槽内产品和扫选的泡沫产品不返回至上一级粗选、精选或扫选作业，获得高品位镍精矿、中矿和尾矿；
将浮选中矿合并后加入浓硫酸15kg/t进行选择性酸浸脱镁，浸出时间为1.2h，浸出完成后过滤得到滤液和浸渣，滤液返回浸出，浸渣加水调浆至矿浆质量百分比浓度为30%，然后依次捕收剂110g/t（丁基黄药50g/t、乙基黄药60 g/t），起泡剂J-622 60g/t进行调浆，调浆完成后进行第一次浮选，浮选泡沫产品作为低品位精矿，槽内产品加入捕收剂60g/t（丁基黄药30g/t、乙基黄药30g/t），起泡剂J-622 30g/t进行调浆后进行第二次浮选，浮选泡沫产品与第一次浮选泡沫产品合并共同作为低品位精矿，槽内产品作为尾矿废弃，最终低品位精矿和高品位精矿中Cu和Ni的总回收率分别为78.32%、82.6%，MgO含量4.34%。
采用图2所示的工艺流程，将硫化铜镍矿经碎矿磨矿至细度-0.074mm占82.34%，加水调浆至矿浆质量百分比浓度为32.3%，然后加入抑制剂硅酸钠3200g/t，捕收剂丁基黄药120g/t和起泡剂J-622 60g/t进行搅拌调浆，调浆完成后进行常规的粗选、精选和扫选，精选槽内产品和扫选泡沫产品返回至上一级粗选、精选和扫选作业，最终获得铜镍精矿和尾矿两个产品，精矿中Cu和Ni的回收率分别为74.43%、78.26%，精矿中MgO含量为5.16%。可见，采用该发明，可使精矿中氧化镁的含量由5.16%降低至4.34%，并同时提高铜镍回收率3.89和4.43个百分点，粗选过程中抑制剂硅酸钠的用量由3200g/t降低至2000g/t。
实施例4：矿石样品为云南白马寨铜镍矿区的硫化铜镍矿，原矿平均含Ni 1.2%，Cu 0.7%，MgO 16.67%，主要脉石矿物为蛇纹石、绿泥石、白云石和石英。
硫化铜镍矿按照图1所示流程经碎矿磨矿至细度-0.074mm占76.43%后，加水调浆至矿浆质量百分比浓度为30%，然后依次加入抑制剂硅酸钠1600g/t，捕收剂乙基黄药100g/t和起泡剂2#油 40g/t进行搅拌调浆，调浆完成后进行常规的粗选、精选和扫选，精选的槽内产品和扫选的泡沫产品不返回至上一级粗选、精选或扫选作业，获得高品位镍精矿、中矿和尾矿；
将浮选中矿合并后加入质量百分比浓度20%的盐酸9kg/t进行选择性酸浸脱镁，浸出时间为1h，浸出完成后过滤得到滤液和浸渣，滤液返回浸出，浸渣加水调浆至矿浆质量百分比浓度为27%，然后依次加入捕收剂乙基黄药100g/t，起泡剂J-622 45g/t进行调浆，调浆完成后进行第一次浮选，浮选泡沫产品作为低品位精矿，槽内产品加入乙基黄药55g/t，起泡剂J-622 25g/t进行调浆后进行第二次浮选，浮选泡沫产品与第一次浮选泡沫产品合并共同作为低品位精矿，槽内产品作为尾矿废弃，最终低品位精矿和高品位精矿中Cu和Ni的总回收率分别为80.92%、87.38%，MgO含量4.21%。
采用图2所示的工艺流程，将硫化铜镍矿经碎矿磨矿至细度-0.074mm占76.43%，加水调浆至矿浆质量百分比浓度为30%，然后依次加入抑制剂硅酸钠3000g/t，捕收剂乙基黄药100g/t和起泡剂2#油40g/t进行搅拌调浆，调浆完成后进行常规的粗选、精选和扫选，精选槽内产品和扫选泡沫产品返回至上一级粗选、精选和扫选作业，最终获得铜镍精矿和尾矿两个产品，精矿中Cu和Ni的回收率分别为78.86%、85.4%，精矿中MgO含量为5.4%；可见，采用该发明，可使精矿中氧化镁的含量由5.4%降低至4.21%，并同时提高铜镍回收率2.06和1.98个百分点，粗选过程中抑制剂硅酸钠的用量由3000g/t降低至1600g/t。
实施例5：矿石样品为甘肃金川某矿区的硫化铜镍矿，原矿含Ni 1.64%，Cu0.78%，MgO 21%，主要脉石矿物为蛇纹石、滑石和橄榄石。
硫化铜镍矿按照图1所示流程经碎矿磨矿至细度-0.074mm占85.3%，加水调浆至矿浆质量百分比浓度为33%，然后加入抑制剂硅酸钠1200g/t、捕收剂丁基黄药115g/t和起泡剂J-622 55g/t进行搅拌调浆，调浆完成后进行常规的粗选、精选和扫选，精选的槽内产品和扫选的泡沫产品不返回至上一级粗选、精选或扫选作业，获得高品位镍精矿、中矿和尾矿；
将中矿合并后加入质量百分比浓度15%的盐酸15kg/t进行选择性酸浸脱镁，浸出时间为1.5h，浸出完成后过滤得到滤液和浸渣，滤液返回浸出，浸渣加水调浆至矿浆质量百分比浓度为30%，然后加入捕收剂丁基黄药90g/t、起泡剂J-622 40g/t进行调浆，调浆完成后进行第一次浮选，浮选泡沫产品作为低品位精矿，尾矿在依次加入丁基黄药40g/t、起泡剂J-622 20g/t进行调浆后进行第二次浮选，浮选泡沫产品与第一次浮选泡沫产品合并作为低品位精矿，槽内产品作为尾矿废弃，最终低品位精矿和高品位精矿中Cu和Ni的总回收率分别为78.4%、88.32%，MgO含量4.86%；
采用图2所示的工艺流程，将硫化铜镍矿经碎矿磨矿至细度-0.074mm占85.3%，加水调浆至矿浆质量百分比浓度为33%，然后依次加入抑制剂硅酸钠2000g/t、捕收剂丁基黄药120g/t和起泡剂J-622 60g/t进行搅拌调浆，调浆完成后进行常规的粗选、精选和扫选，精选和扫选过程中，精选槽内产品和扫选泡沫产品返回至上一级粗选、精选和扫选作业，最终获得铜镍精矿和尾矿两个产品，精矿中Cu和Ni的总回收率分别为77.32%、86.42%，精矿中MgO含量为6.8%。可见，采用该发明，精矿中氧化镁的含量可由6.8%降低至4.86%，并同时提高铜镍回收率1.08和1.9个百分点，粗选过程中抑制剂硅酸钠的用量由2000g/t降低至1200g/t。
Claims (4)
1.一种提高硫化铜镍矿浮选中矿铜镍回收率的方法，其特征在于具体步骤如下：
（1）将硫化铜镍矿磨矿后，进行常规粗选、扫选和精选，精选和扫选过程中，精选尾矿和扫选精矿不返回至上一级粗选、精选或扫选作业，获得硫化铜镍矿高品位精矿、中矿和尾矿；
（2）使用浓硫酸或质量百分比浓度15~25%的盐酸对中矿进行选择性酸浸脱镁处理，浸出温度为常温，浸出时间为1~1.5h，浸出完成后进行固液分离，滤液返回浸出，浸渣进行浮选；
（3）将步骤（2）所得浸渣加水调浆至矿浆质量百分比浓度为25~30%；
（4）对步骤（3）所得矿浆进行浮选，浮选作业分为两次，第一次浮选加入捕收剂80~120g/t和起泡剂40~60g/t进行调浆，调浆完成后进行浮选，浮选的泡沫产品作为低品位精矿，槽内产品进行第二次浮选，浮选过程中同样加入捕收剂40~60g/t和起泡剂20~30g/t，第二次浮选的泡沫产品与第一次浮选的泡沫产品合并共同作为低品位精矿，第二次浮选的槽内产品作为尾矿废弃。
2.根据权利要求1所述的提高硫化铜镍矿浮选中矿铜镍回收率的方法，其特征在于：浓硫酸或质量百分比浓度15~25%的盐酸用量为8~15 kg/t。
3.根据权利要求1或2所述的提高硫化铜镍矿浮选中矿铜镍回收率的方法，其特征在于：捕收剂为乙基黄药或/和丁基黄药。
4.根据权利要求3所述的提高硫化铜镍矿浮选中矿铜镍回收率的方法，其特征在于：起泡剂为J-622。
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