一种适用于低品位铜镍矿降低镍精矿中氧化镁含量及提升镍回收率的浮选工艺 |
|||||||
申请号 | CN202211137177.7 | 申请日 | 2022-09-19 | 公开(公告)号 | CN115318447B | 公开(公告)日 | 2024-02-23 |
申请人 | 西部矿业股份有限公司; 西部矿业集团科技发展有限公司; 新疆瑞伦矿业有限责任公司; | 发明人 | 周华荣; 许永伟; 谢兰馨; 程武忠; 王鹏程; 王铧泰; 赖春华; 王朝; 杨延冬; 郭世杰; 郭万中; 斗孙平; | ||||
摘要 | |||||||
权利要求 | 1.一种适用于低品位铜镍矿降低镍精矿中氧化镁含量及提升镍回收率的浮选工艺,其特征在于:按以下步骤进行: |
||||||
说明书全文 | 一种适用于低品位铜镍矿降低镍精矿中氧化镁含量及提升镍回收率的浮选工艺 技术领域[0001] 本发明涉及有色金属矿物选矿技术领域,尤其涉及一种适用于低品位铜镍矿降低镍精矿中氧化镁含量及提升镍回收率的浮选工艺。 背景技术[0002] 镍以其良好的抗腐蚀性能,而被广泛用于不锈钢和各种合金钢材料的制作,应用范围包括飞机、坦克、舰艇、雷达、导弹、宇宙飞船等特种设备制造领域。目前我国已探明的镍矿多为低品位镍矿,镍金属储量较低,绝大部分镍选矿厂都存在镍精矿氧化镁含量过高的问题。随着氧化镁含量的增加,对下游冶炼企业会造成较大影响,造成炉渣黏度大、渣相分离困难、冶炼回收率低等一系列问题,严重时冶炼无法进行。因此,实现镍精矿降镁既能解决下游企业技术难题,又能提升上游矿山企业的经济效益。 [0003] 针对镍精矿降镁,目前的工业生产普遍采用加大抑制剂的使用来抑制浮选过程中的脉石矿物上浮。然而,该方法存在以下缺点: [0004] (1)抑制剂用量加大会对镍金属上浮造成一定影响,导致最终镍金属选矿回收率下降,影响企业经济效益。 [0005] (2)抑制剂用量加大还会造成浮选作业效率低,选矿作业流程长,操作难度加大,即保了镍精矿含镁,保不了镍回收率,无法做到两者兼顾。同时,也增加药剂消耗、设备能耗等生产成本。 [0006] 因此,如何实现在降低镍精矿镁含量的同时提高最终镍金属回收率是目前亟待解决的问题。 发明内容[0007] 本发明要解决的技术问题是提供一种工艺简单、实用性强、操作性强、生产成本更低、在降镁的同时能提高镍金属回收率的适用于低品位铜镍矿降低镍精矿中氧化镁含量及提升镍回收率的浮选工艺。 [0008] 为解决上述技术问题,本发明采用如下技术方案:一种适用于低品位铜镍矿降低镍精矿中氧化镁含量及提升镍回收率的浮选工艺,其特征在于:按以下步骤进行: [0009] (1)将低品位铜镍原矿取样、磨细; [0010] (2)磨细后的矿浆进行铜镍混合一次快选,得到铜镍混合精矿和铜镍混合一次快选后尾矿; [0011] (3)将步骤(2)得到的铜镍混合一次快选后尾矿进行铜镍混合二次快选,得到铜镍混合粗精矿和铜镍混合二次快选后尾矿; [0012] (4)将步骤(3)得到的铜镍混合二次快选后尾矿进行铜镍混合粗选,得到一个中矿和铜镍混合粗选尾矿; [0013] (5)将步骤(4)得到的铜镍混合粗选尾矿进行三次扫选,得到中矿1、中矿2及中矿3和最终尾矿; [0014] (6)将步骤(5)得到的中矿3返回至步骤(5)中的第二次扫选作业; [0015] (7)将步骤(3)得到的铜镍混合粗精矿进行空白精选,得到铜镍混合精矿和尾矿; [0016] (8)将步骤(7)得到的铜镍混合精矿和步骤(2)得到的铜镍混合精矿合并进入铜镍分离环节得到铜精矿和镍精矿; [0017] (9)将步骤(7)得到的尾矿、步骤(4)得到的中矿和步骤(5)得到的中矿1及中矿2合并进行中矿再选,得到精矿和尾矿; [0018] (10)将步骤(9)得到的尾矿返回至步骤(4); [0019] (11)将步骤(9)得到的精矿进行一次铜镍混合精选得到精矿和尾矿: [0020] (12)将步骤(11)得到的精矿进行二次铜镍混合精选得到精矿和尾矿; [0021] (13)将步骤(12)得到的精矿合并至步骤(7)进行空白精选; [0022] (14)将步骤(12)得到的尾矿返回至步骤(9); [0023] (15)将步骤(11)得到的尾矿进行铜镍混合精扫选得到精矿和尾矿; [0024] (16)将步骤(15)得到的精矿返回至步骤(11); [0025] (17)将步骤(15)得到的尾矿返回至步骤(9)。 [0026] 在步骤(1)中,低品位铜镍原矿含铜为0.10‑0.25%、含镍为0.30‑0.60%,其中原矿的磨矿细度‑0.074mm含量占73%‑76%。 [0027] 在步骤(2)中,磨细后的矿浆浓度为27%‑29%;铜镍混合一次快选作业工艺条件为:加入调整剂碳酸钠700‑800g/t,作用时间3‑4min,加入活化剂硫酸铜40‑50g/t,作用时间3‑4min,加入活化剂硫化钠30‑40g/t,作用时间3‑4min,加入分散剂水玻璃900‑1200g/t,作用时间3‑4min,加入抑制剂羧甲基纤维素300‑500g/t,作用时间3‑4min,加入捕收剂丁铵黑药30‑40g/t、丁基黄药10‑20g/t、戊基黄药10‑20g/t、乙硫氨酯为60‑80g/t,作用时间3‑4min;其中浮选时间为1‑2min。 [0028] 在步骤(3)中,铜镍混合二次快选作业工艺条件为:加入分散剂水玻璃200‑300g/t,作用时间3‑4min,加入抑制剂羧甲基纤维素40‑60g/t,作用时间3‑4min,加入捕收剂丁基黄药3‑4g/t和戊基黄药3‑4g/t,作用时间3‑4min;其中浮选时间为2‑3min。 [0029] 在步骤(4)中,铜镍混合粗选作业工艺条件为:加入分散剂水玻璃100‑150g/t,作用时间3‑4min,加入抑制剂羧甲基纤维素10‑15g/t,作用时间3‑4min,加入捕收剂丁基黄药20‑25g/t和戊基黄药20‑25g/t,作用时间3‑4min,加入起泡剂BK‑204为5‑10g/t,作用时间 1‑2min。 [0030] 在步骤(5)中,扫选三次作业的工艺条件为:扫选Ⅰ作业加入捕收剂丁基黄药5‑10g/t,戊基黄药5‑10g/t,作用时间3‑4min;扫选Ⅱ作业加入分散剂水玻璃20‑40g/t,作用时间3‑4min,加入捕收剂丁基黄药3‑5g/t、戊基黄药3‑5g/t、乙硫氨酯为5‑10g/t,作用时间 3‑4min;扫选Ⅲ作业加入捕收剂丁基黄药5‑10g/t、戊基黄药5‑10g/t、丁铵黑药0.5‑1g/t,作用时间3‑4min。 [0031] 在步骤(7)中,空白精选作业的工艺条件为:加入分散剂水玻璃50‑80g/t,抑制剂羧甲基纤维素30‑40g/t,作用时间3‑4min。 [0032] 在步骤(9)中,中矿再选作业的工艺条件为:加入分散剂水玻璃110‑130g/t,抑制剂羧甲基纤维素20‑30g/t,作用时间3‑4min,加入捕收剂丁基黄药10‑20g/t、戊基黄药10‑20g/t、乙硫氨酯为10‑20g/t,作用时间3‑4min。 [0033] 在步骤(11)中,一次铜镍混合精选作业的工艺条件为:加入抑制剂羧甲基纤维素20‑40g/t,作用时间3‑4min。 [0034] 在步骤(12)中,二次铜镍混合精选作业的工艺条件为:加入分散剂水玻璃20‑40g/t,抑制剂羧甲基纤维素5‑10g/t,作用时间3‑4min。 [0035] 本发明首先针对镍精矿中氧化镁含量高的问题,在精选精矿进入铜镍分离之前增加了空白精选作业,进一步对精矿中的氧化镁含量进行抑制,起到“强压”氧化镁的效果。 [0036] 其次,本发明将粗选精矿、扫选精矿、混精扫尾矿、空白精选尾矿汇集后进行中矿再选作业,对原有工艺中损失的镍金属再次浮选回收,起到“强拉”镍回收率的效果。 [0037] 最后,本发明通过空白精选和中矿再选作业,在浮选系统中形成“强压强拉”的浮选流程,从而解决镍精矿镁含量高以及镍金属回收率低的问题。 [0038] 如此,使得本发明具有以下优点:1、本发明所提出的工艺流程在解决镍精矿镁含量高的问题时又提高了镍金属的回收率; [0040] 图1为本发明的工艺流程图; [0041] 图2为传统典型工艺流程图。 具体实施方式[0042] 下面结合附图通过具体实施例对本发明做进一步说明: [0043] 本实施例中,参照图1,按以下步骤进行操作: [0044] (1)将低品位铜镍原矿(含铜0.16%、含镍0.44%)取样、磨细,其中原矿的磨矿细度‑0.074mm含量占75%: [0045] (2)磨细后的矿浆进行铜镍混合一次快选,得到铜镍混合精矿和铜镍混合一次快选后尾矿;其中磨细后的矿浆浓度为28%;其中铜镍混合一次快选作业工艺条件为:加入调整剂碳酸钠750g/t,作用时间3min,加入活化剂硫酸铜45g/t,作用时间3min,加入活化剂硫化钠35g/t,作用时间3min,加入分散剂水玻璃1000g/t,作用时间3min,加入抑制剂羧甲基纤维素350g/t,作用时间3min,加入捕收剂丁铵黑药35g/t、丁基黄药15g/t、戊基黄药15g/t、乙硫氨酯65g/t,作用时间3min;其中浮选时间为2min。 [0046] (3)将步骤(2)得到的铜镍混合一次快选后尾矿进行铜镍混合二次快选,得到铜镍混合粗精矿和铜镍混合二次快选后尾矿;其中铜镍混合二次快选作业工艺条件为:加入分散剂水玻璃230g/t,作用时间3min,加入抑制剂羧甲基纤维素50g/t,作用时间3min,加入捕收剂丁基黄药3g/t、戊基黄药3g/t,作用时间3min;其中浮选时间为2min。 [0047] (4)将步骤(3)得到的铜镍混合二次快选后尾矿进行铜镍混合粗选,得到一个中矿和铜镍混合粗选尾矿;其中铜镍混合粗选作业工艺条件为:加入分散剂水玻璃120g/t,作用时间3min,加入抑制剂羧甲基纤维素14g/t,作用时间3min,加入捕收剂丁基黄药20g/t、戊基黄药20g/t,作用时间3min,加入起泡剂BK‑204 5g/t,作用时间1min。 [0048] (5)将步骤(4)得到的铜镍混合粗选尾矿进行三次扫选,得到三个中矿(中矿1、中矿2及中矿3)和最终尾矿;其中扫选三次作业的工艺条件为:扫选Ⅰ作业加入捕收剂丁基黄药5g/t,戊基黄药5g/t,作用时间3min;扫选Ⅱ作业加入分散剂水玻璃30g/t,作用时间3min,加入捕收剂丁基黄药5g/t、戊基黄药5g/t、乙硫氨酯5g/t,作用时间3min;扫选Ⅲ作业加入捕收剂丁基黄药5g/t、戊基黄药5g/t、丁铵黑药0.5g/t,作用时间3min。 [0049] (6)将步骤(5)得到的中矿3返回至步骤(5)中的第二次扫选作业; [0050] (7)将步骤(3)得到的铜镍混合粗精矿进行空白精选,得到铜镍混合精矿和尾矿;其中空白精选作业的工艺条件为:加入分散剂水玻璃70g/t,抑制剂羧甲基纤维素35g/t,作用时间3min。 [0051] (8)将步骤(7)得到的铜镍混合精矿和步骤(2)得到的铜镍混合精矿合并进入铜镍分离环节得到铜精矿和镍精矿; [0052] (9)将步骤(7)得到的尾矿、步骤(4)得到的中矿和步骤(5)得到的中矿1、中矿2合并进行中矿再选,得到精矿和尾矿;其中中矿再选作业的工艺条件为:加入分散剂水玻璃122g/t,抑制剂羧甲基纤维素22g/t,作用时间3min,加入捕收剂丁基黄药20g/t、戊基黄药 20g/t、乙硫氨酯14g/t,作用时间3min。 [0053] (10)将步骤(9)得到的尾矿返回至步骤(4); [0054] (11)将步骤(9)得到的精矿进行一次铜镍混合精选得到精矿和尾矿;加入抑制剂羧甲基纤维素30g/t,作用时间3min; [0055] (12)将步骤(11)得到的精矿进行二次铜镍混合精选得到精矿和尾矿;其中二次铜镍混合精选作业的工艺条件为:加入分散剂水玻璃30g/t,抑制剂羧甲基纤维素7g/t,作用时间3min。 [0056] (13)将步骤(12)得到的精矿合并至步骤(7)进行空白精选; [0057] (14)将步骤(12)得到的尾矿返回至步骤(9); [0058] (15)将步骤(11)得到的尾矿进行铜镍混合精扫选得到精矿和尾矿; [0059] (16)将步骤(15)得到的精矿返回至步骤(11); [0060] (17)将步骤(15)得到的尾矿返回至步骤(9)。 [0061] 本实施例获得的铜精矿含铜30.24%,铜回收率82.09%,获得的镍精矿含镍10.59%,镍回收率73.36%,镍精矿含镁8.69%。 [0062] 对比例1 [0063] 选别的原矿含铜0.16%、含镍0.44%,采用未加“空白精选”及“中矿再选”作业的浮选工艺,如图2所示,其选别步骤为: [0064] 1)将低品位铜镍原矿取样、磨细:原矿的磨矿细度‑0.074mm含量占75%; [0065] 2)磨细后的矿浆进行铜镍混合一次粗选Ⅰ,得到铜镍混合精矿1和铜镍混合一次粗选Ⅰ后尾矿;其中磨细后的矿浆浓度为28%;其中铜镍混合一次粗选Ⅰ作业工艺条件为:加入调整剂碳酸钠650g/t,作用时间3min,加入活化剂硫酸铜60g/t,作用时间3min,加入活化剂硫化钠20g/t,作用时间3min,加入分散剂水玻璃2000g/t,作用时间3min,加入抑制剂羧甲基纤维素450g/t,作用时间3min,加入捕收剂丁铵黑药80g/t,丁基黄药45g/t,戊基黄药45g/t,乙硫氨酯100g/t,作用时间3min;其中浮选时间为2min。 [0066] 3)将步骤2)得到的铜镍混合一次粗选Ⅰ后尾矿进行铜镍混合一次粗选Ⅱ,得到铜镍混合粗精矿2和铜镍混合一次粗选Ⅱ后尾矿;其中铜镍混合一次粗选Ⅱ作业工艺条件为:加入分散剂水玻璃100g/t,作用时间3min,加入捕收剂丁基黄药25g/t、戊基黄药25g/t、乙硫氨酯18g/t,作用时间3min;其中浮选时间为2min。 [0067] 4)将步骤3)得到的铜镍混合一次粗选Ⅱ后尾矿进行铜镍混合二次粗选Ⅰ,得到一个中矿和铜镍混合二次粗选Ⅰ后尾矿;其中铜镍混合二次粗选Ⅰ作业工艺条件为:加入分散剂水玻璃100g/t,作用时间3min,加入抑制剂羧甲基纤维素10g/t,作用时间3min,加入捕收剂丁铵黑药10g/t、丁基黄药10g/t、戊基黄药10g/t,作用时间3min。 [0068] 5)将步骤4)得到的铜镍混合二次粗选Ⅰ后尾矿进行铜镍混合二次粗选Ⅱ,得到一个中矿和铜镍混合二次粗选Ⅱ后尾矿;其中铜镍混合二次粗选Ⅱ作业工艺条件为:加入分散剂水玻璃300g/t,作用时间3min,加入抑制剂羧甲基纤维素80g/t,作用时间3min,加入捕收剂丁铵黑药20g/t,作用时间3min。 [0069] 6)将步骤5)得到的铜镍混合二次粗选Ⅱ尾矿进行三次扫选,得到三个中矿(中矿1、中矿2及中矿3)和最终尾矿;其中扫选三次作业的工艺条件为:扫选Ⅰ作业加入捕收剂丁铵黑药2g/t、丁基黄药8g/t、戊基黄药8g/t,作用时间3min;扫选Ⅱ作业加入捕收剂丁铵黑药2g/t、丁基黄药2g/t、戊基黄药2g/t、乙硫氨酯5g/t,作用时间3min;扫选Ⅲ作业加入捕收剂丁基黄药2g/t、戊基黄药2g/t、丁铵黑药5g/t,作用时间3min。 [0070] 7)将步骤6)得到的中矿3返回至步骤6)中的第二次扫选作业,将步骤6)得到的中矿2返回至步骤6)中的第一次扫选作业,将步骤6)得到的中矿1返回至步骤5)中的铜镍混合二次粗选Ⅱ作业。 [0071] 8)将步骤4)得到的中矿进行单槽浮选,得到铜镍混合精矿和尾矿。 [0072] 9)将步骤5)得到的精矿和步骤8)得到的尾矿进行混合精选Ⅰ,得到精矿和尾矿; [0073] 10)将步骤9)得到的精矿进行混合精选Ⅱ,得到精矿和尾矿。 [0074] 11)将步骤9)得到的尾矿进行混合精选扫选,得到精矿和尾矿。 [0075] 12)将步骤10)得到的尾矿和步骤11)得到的精矿返回至步骤9)。 [0076] 13)将步骤11)尾矿返回至步骤3)。 [0077] 14)将步骤2)得到的铜镍混合粗精矿1,步骤3)得到的铜镍混合粗精矿2,步骤8)得到的铜镍混合精矿和步骤10)得到的精矿合并进入铜镍分离得到铜精矿和镍精矿。 [0078] 本对比例获得的铜精矿含铜27.62%、铜回收率77.59%,镍精矿含镍6.25%、镍回收率65.32%、镍精矿含镁13.21%。 [0079] 对比实施例1和对比例1,可以发现通过本发明实施例增加空白精选与中矿再选环节,在同样的原矿品位下,铜精矿铜品位增加2.62个百分点,铜回收率增加4.5个百分点,镍精矿镍品位增加4.34个百分点,镍回收率增加8.04个百分点,镍精矿含镁降低4.52个百分点。对比可知本发明所述方法对于降低镍精矿中氧化镁含量以及提高镍回收率是一种十分有效的方法。 [0080] 以上已将本发明做一详细说明,以上所述,仅为本发明之较佳实施例而已,当不能限定本发明实施范围,即凡依本申请范围所作均等变化与修饰,皆应仍属本发明涵盖范围内。 |