一种铜镍矿的选矿方法技术

本发明专利技术公开了一种铜镍矿的选矿方法，包括破碎、筛分、磨矿分级、一段浮选和二段浮选工艺流程，其特征在于，还包括重力选矿工艺流程和中矿单独再磨再选工艺流程，该选矿方法包括原料预处理、一段浮选、二段浮选、中矿单独再磨再选和重力选矿。该铜镍矿的选矿方法，改善和提高了选别指标，提高贵金属的回收率。采用两种产品的技术方案，打破了通过损失回收率来提高精矿产品品位、降低氧化镁含量的生产格局，释放了回收率的提升空间。采用多点产出铜镍混合精矿的工艺流程，将浮选产品由单一的镍精矿产品改为高品位镍精矿产品和低品位镍精矿产品，是一种经济、适用、简单且选矿效果好的方法。

【技术实现步骤摘要】
【专利摘要】本专利技术公开了，包括破碎、筛分、磨矿分级、一段浮选和二段浮选工艺流程，其特征在于，还包括重力选矿工艺流程和中矿单独再磨再选工艺流程，该选矿方法包括原料预处理、一段浮选、二段浮选、中矿单独再磨再选和重力选矿。该铜镍矿的选矿方法，改善和提高了选别指标，提高贵金属的回收率。采用两种产品的技术方案，打破了通过损失回收率来提高精矿产品品位、降低氧化镁含量的生产格局，释放了回收率的提升空间。采用多点产出铜镍混合精矿的工艺流程，将浮选产品由单一的镍精矿产品改为高品位镍精矿产品和低品位镍精矿产品，是一种经济、适用、简单且选矿效果好的方法。【专利说明】
本专利技术属于选矿
，涉及。
技术介绍
目前世界上主要开采的是镍矿是硫化铜镍矿。金川硫化铜镍矿是世界著名的多金 属共生的大型硫化铜镍矿之一，矿石中不仅含有丰富的镍和铜，还富含有钴、钼、钯、金、银、 硒、碲、硫、铬、铁等多种元素。硫化铜镍矿物主要有镍黄铁矿、紫硫镍铁矿、镍磁黄铁矿、硫 镍钴等以游离硫化铜镍矿形态存在，还有一部分镍以类质同象赋存于磁黄铁中。脉石矿物 主要为蛇纹石。金属矿物与脉石矿物共生关系十分复杂，且嵌布粒度较细。在硫化铜镍矿 磨矿过程中，脉石矿物容易泥化，产生大量细粒级的蛇纹石，由于细粒蛇纹石比表面积大， 表面能高，容易吸附起泡剂和捕收剂而上浮，是影响硫化镍矿物可浮性的主要原因。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。基本原则是以选镍为主，铜、钴等贵金属随镍矿物共浮，产出混合精矿。这 样的选矿方法存在以下几个问题:1、贵金属是以主金属镍的副产品进入到后序工艺，没有单独选别贵金属的工艺，造成 在选矿过程中贵金属富集比和回收率偏低，与先进发达国家同行相比，贵金属的回收率低 5?8%左右。2、二段一次精选选出的尾矿及二段一次扫选选出的泡沫属于中矿，中矿品位较 低，连生体较多，中矿不能充分解离，且中矿中细粒级矿泥又会返回二段浮选流程，恶化选 别作业环境，导致精矿品位的降低和尾矿品位升高，精矿质量难以达到后序冶炼工艺的要 求，且回收率提高的空间非常有限。3、由于浮选过程中得到的铜镍精矿中含有氧化镁，在镍闪速炉熔炼中熔炼时，由 于镍的熔点为1453°C，氧化镁的熔点在1600°C以上，铜镍精矿中氧化镁含量过高不但会造 成冶炼成本增加，而且会造成炉渣相粘度过大，导致冶炼炉结瘤，渣相分离困难，降低冶炼 回收率。在没有有效的降镁技术的情况下，为了满足闪速溶炼对氧化镁的要求，选矿过程中 不得不采取提高精矿品位的方法降低氧化镁，这也是镍铜综合回收率受此限制无法提高的 重要原因之一。4、为了适应对后序冶炼生产工艺对不同原料的要求，对已形成生产规模和成熟工 艺技术的选矿厂来说，技术改造应该在保持现有流程的基础上，不能改变生产格局，也不能 造成生广成本的大幅升闻。
技术实现思路
本专利技术的目的就是针对已有选矿方法中存在的钼族金属回收率低、精矿化镁含量 高、选矿产品单一等制约技术经济指标无法提高的问题，提供一种经济、适用、简单且选矿 效果好的。为实现上述目的，本专利技术采取的技术方案是: ，包括破碎、筛分、磨矿分级、一段浮选和二段浮选工艺流程，还包括重力选矿工艺流程和中矿单独再磨再选工艺流程，该选矿方法包括以下步骤: A原料预处理 A.1破碎、筛分:将镍含量为0.8?1.3%、贵金属Au+Pt含量为1.5?2.5g/t的铜镍矿进行破碎，通过检查筛分，得到-10毫米粒级含量达到> 85%以上的细碎产品； A.2磨矿分级 A.2.1 一段磨矿:将步骤A.1得到的细碎产品进行一段磨矿，然后进行一段控制分级，得到-200目含量达到> 65%的一段浮选原料Al ； A.2.2 二段磨矿:将步骤B.1得到的一段粗选尾矿产品B2、步骤B.2得到的一段一次精选尾矿产品B4进行二段磨矿，然后进行二段控制分级，得到-200目含量达到> 80%的二段浮选原料A2 ； A.3加药、调浆及搅拌 A.3.1将步骤A.2.1得到的一段浮选原料Al给入搅拌槽，添加硫酸铵650?800g/t，使矿浆的PH值达到8.5?9.0 ;加水将矿浆的浓度调整到28?32%，添加黄药140?150g/t、J-622起泡剂80?90g/t，然后搅拌6?8分钟，得到一段矿浆A3 ； A.3.2将步骤A.2.2得到的二段浮选原料A2给入搅拌槽，添加硫酸铵200?300g/t，使矿浆的PH值达到8.5?9.0，加水将矿浆浓度调整到20?25%，添加黄药30?50g/t、J-622起泡剂30?40g/t，然后搅拌6?8分钟，得到二段矿浆A4 ； B 一段浮选 B.1 一段粗选:将步骤A.3.1得到的一段矿浆A3给入浮选机进行一段粗选，往矿浆内充入空气0.6?0.8m3/m2.min，浮选28?32分钟，得到一段粗选精矿产品BI和一段粗选尾矿产品B2 ； B.2 一段一次精选:将步骤B.1得到的一段粗选精矿产品BI和步骤B.3得到的一段二次精选尾矿产品B5，给入浮选机进行一段一次精选，加水将矿浆浓度调整到17?20%,往矿浆内充入空气1.2?1.5mVm2.min，浮选15?18分钟，得到一段一次精选精矿产品B3和一段一次精选尾矿产品B4 ； B.3 一段二次精选:将步骤B.2得到的一段一次精选精矿产品B3给入浮选机进行一段二次精选，加水将矿浆浓度调整到12?15%，往矿浆内充入空气1.3?1.5mVm2.π?η，浮选30?32分钟，得到高品位镍精矿产品B和一段二次精选尾矿产品Β5 ;将一段二次精选尾矿产品Β5返回到步骤B.2进行循环选别；将所述高品位镍精矿产品B送往闪速炉熔炼系统； C 二段浮选 C.1 二段粗选:将步骤Α.3.2得到的二段矿浆Α4，给入浮选机进行二段粗选，往矿浆内充入空气0.4?0.5m3/m2.min，浮选18?20分钟，得到二段粗选精矿产品Cl和二段粗选尾矿产品C2 ； C.2 二段一次精选:将步骤C.1得到的二段粗选精矿产品Cl和步骤C.3得到的二段二次精选尾矿产品C5，给入浮选机进行二段一次精选，加水将矿浆浓度调整到15?18%，往矿浆内充入空气1.2?1.4mVm2.min，浮选25?30分钟，得到二段一次精选精矿产品C3和二段一次精选尾矿产品C4 ； C.3 二段二次精选:将步骤C.2得到的二段一次精选精矿产品C3，给入浮选机进行二段二次精选，加水将矿浆浓度调整到12~15%，往矿浆内充入空气1.3~1.5mVm2 ^min,浮选 40~50分钟，得到二段二次精选精矿产品C和二段二次精选尾矿产品C5 ;将二段二次精选尾矿产品C5返回到步骤C.2进行循环选别，将所述二段二次精选精矿产品C送富氧顶吹炉溶炼系统；C.4 二段一次扫选:将步骤C.1得到的二段粗选尾矿产品C2和步骤C.5得到的二段二次扫选精矿产品C8，给入浮选机进行二段一次扫选，加水将矿浆浓度调整到20~25%，往矿浆内充入空气0.8~1.0mVm2 ? min，加入黄药10~20g/t，浮选8~10分钟，得到二段一次扫选精矿产品C6和二段一次扫选尾矿产品C7 ；C.5 二段二次扫选:将步骤C.4得到的二段一次扫选尾矿产品C本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种铜镍矿的选矿方法，包括破碎、筛分、磨矿分级、一段浮选和二段浮选工艺流程，其特征在于，还包括重力选矿工艺流程和中矿单独再磨再选工艺流程，该选矿方法包括以下步骤：A原料预处理A.1破碎、筛分：将镍含量为0.8～1.3%、贵金属Au+Pt含量为1.5～2.5g/t的铜镍矿进行破碎，通过检查筛分，得到?10毫米粒级含量达到≥85%以上的细碎产品；A.2磨矿分级A.2.1一段磨矿：将步骤A.1得到的细碎产品进行一段磨矿，然后进行一段控制分级，得到?200目含量达到≥65%的一段浮选原料A1；A.2.2二段磨矿：将步骤B.1得到的一段粗选尾矿产品B2、步骤B.2得到的一段一次精选尾矿产品B4进行二段磨矿，然后进行二段控制分级，得到?200目含量达到≥80%的二段浮选原料A2；A.3加药、调浆及搅拌A.3.1将步骤A.2.1得到的一段浮选原料A1给入搅拌槽，添加硫酸铵650～800g/t，使矿浆的PH值达到8.5～9.0；加水将矿浆的浓度调整到28～32%，添加黄药140～150g/t、J?622起泡剂80～90g/t，然后搅拌6～8分钟，得到一段矿浆A3；A.3.2将步骤A.2.2得到的二段浮选原料A2给入搅拌槽，添加硫酸铵200～300g/t，使矿浆的PH值达到8.5～9.0，加水将矿浆浓度调整到20～25%，添加黄药30～50g/t、J?622起泡剂30～40g/t，然后搅拌6～8分钟，得到二段矿浆A4；B一段浮选B.1一段粗选：将步骤A.3.1得到的一段矿浆A3给入浮选机进行一段粗选，往矿浆内充入空气0.6～0.8m3/m2·min，浮选28～32分钟，得到一段粗选精矿产品B1和一段粗选尾矿产品B2；B.2一段一次精选：将步骤B.1得到的一段粗选精矿产品B1和步骤B.3得到的一段二次精选尾矿产品B5，给入浮选机进行一段一次精选，加水将矿浆浓度调整到17～20%，往矿浆内充入空气1.2～1.5m3/m2·min，浮选15～18分钟，得到一段一次精选精矿产品B3和一段一次精选尾矿产品B4；B.3一段二次精选：将步骤B.2得到的一段一次精选精矿产品B3给入浮选机进行一段二次精选，加水将矿浆浓度调整到12～15%，往矿浆内充入空气1.3～1.5m3/m2·min，浮选30～32分钟，得到高品位镍精矿产品B和一段二次精选尾矿产品B5；将一段二次精选尾矿产品B5返回到步骤B.2进行循环选别；将所述高品位镍精矿产品B送往闪速炉熔炼系统；C二段浮选C.1二段粗选：将步骤A.3.2得到的二段矿浆A4，给入浮选机进行二段粗选，往矿浆内充入空气0.4～0.5m3/m2·min，浮选18～20分钟，得到二段粗选精矿产品C1和二段粗选尾矿产品C2；C.2二段一次精选：将步骤C.1得到的二段粗选精矿产品C1和步骤C.3得到的二段二次精选尾矿产品C5，给入浮选机进行二段一次精选，加水将矿浆浓度调整到15～18%，往矿浆内充入空气1.2～1.4m3/m2·min，浮选25～30分钟，得到二段一次精选精矿产品C3和二段一次精选尾矿产品C4；C.3二段二次精选：将步骤C.2得到的二段一次精选精矿产品C3，给入浮选机进行二段二次精选，加水将矿浆浓度调整到12～15%，往矿浆内充入空气1.3～1.5m3/m2·min，浮选40～50分钟，得到二段二次精选精矿产品C和二段二次精选尾矿产品C5；将二段二次精选尾矿产品C5返回到步骤C.2进行循环选别，将所述二段二次精选精矿产品C送富氧顶吹炉熔炼系统；C.4二段一次扫选：将步骤C.1得到的二段粗选尾矿产品C2和步骤C.5得到的二段二次扫选精矿产品C8，给入浮选机进行二段一次扫选，加水将矿浆浓度调整到20～25%，往矿浆内充入空气0.8～1.0m3/m2·min，加入黄药10～20g/t，浮选8～10分钟，得到二段一次扫选精矿产品C6和二段一次扫选尾矿产品C7；C.5二段二次扫选：将步骤C.4得到的二段一次扫选尾矿产品C7，给入浮选机进行二段二次扫选，加水将矿浆浓度调整到18～20%，往矿浆内充入空气0.7～0.9m3/m2·min，浮选10～12分钟，得到二段二次扫选精矿产品C8和二段二次扫选尾矿产品T1；将二段二次扫选精矿产品C8返回到步骤C.4中进行循环选别；D中矿单独再磨再选D.1中矿再磨：将步骤C.2得到的二段一次精选尾矿产品C4、步骤C.4得到的二段一次扫选精矿产品C6和步骤D.4得到的中矿一次精选尾矿产品D6、步骤D.6得到的中矿扫选精矿产品D8，进行中矿再磨，然后进行中矿控制分级，得到?200目含量≥90%的中矿浮...

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员：王码斗，崔忠远，李玉金，李庆恒，李军富，陈伟，江敏，
申请(专利权)人：金川集团股份有限公司，
类型：发明
国别省市：