一种降低尼尔森重选贵金属精矿中氧化镁含量的选矿方法技术

技术编号:17791235 阅读:37 留言:0更新日期:2018-04-25 15:01
本发明专利技术公开了一种降低尼尔森重选贵金属精矿中氧化镁含量的选矿方法,包括以下步骤:通过球磨机将尼尔森重选贵金属精矿磨至‑0.074mm占60‑75%,磨矿过程中添加硫酸铜且硫酸铜的添加量为80‑100g/t尼尔森重选贵金属精矿;磨矿后在尼尔森重选贵金属精矿中加入浮选药剂,控制浮选浓度为28‑35%,在高转速搅拌条件下对矿浆进行快速浮选,浮选后即可得到氧化镁含量≤6.6%的精矿。本发明专利技术对尼尔森重选贵金属精矿进行磨矿和浮选工艺回收有价金属,大大提高了贵金属的回收率,金、铂回收率分别可达97‑99%、91‑99%,可抛除约90%的氧化镁,能将尼尔森重选贵金属精矿中的氧化镁降至6.6%以内。本发明专利技术全过程涉及设备少,工艺流程简单,大大降低了处理成本,且现场工业化生产易实施。

A mineral processing method for reducing Nelson content in Magnesium Oxide concentrates

The invention discloses a beneficiation method for reducing the content of Magnesium Oxide in Nelson reelection of precious metal concentrate, including the following steps: grinding the precious metal concentrate of Nelson by a ball mill to 60 of 75%, adding copper sulphate in the grinding process and adding 80 of copper sulphate to the noble metal concentrate by the addition of 80 100g/t Nelson; The flotation reagents were added to the precious metal concentrate of Nelson. The flotation concentration was 28, and the flotation concentration was 35%. The flotation of the pulp was carried out under the condition of high speed agitation. After flotation, the concentrate of less than 6.6% of the Magnesium Oxide content could be obtained. This invention reclaims precious metal concentrate by grinding and flotation process for recovering valuable metals, which greatly improves the recovery rate of precious metals. The recovery rate of gold and platinum can reach 97, 99%, 91, 99%, and about 90% of Magnesium Oxide can be removed. The Magnesium Oxide can be reduced to less than 6.6% in the precious metal concentrate. The whole process of the invention involves less equipment, simple technological process, greatly reduced processing cost and easy implementation of industrial production at the scene.

【技术实现步骤摘要】
一种降低尼尔森重选贵金属精矿中氧化镁含量的选矿方法
本专利技术属于选矿
,具体涉及一种降低尼尔森重选贵金属精矿中氧化镁含量的选矿方法。
技术介绍
选矿厂处理的镍铜硫化矿中富含金、铂、钯等贵金属,利用尼尔森选矿机可将部分贵金属提前富集和回收,得到富含金、铂、钯的尼尔森重选贵金属精矿。尼尔森重选贵金属精矿在后续冶炼工艺处理时,由于该精矿中氧化镁含量偏高(精矿氧化镁含量在14%-20%之间),而氧化镁的熔点为2852℃,氧化镁含量过高对冶炼存在能耗高、渣量大等问题。前期的冶炼处理工艺主要以少量添加的形式与一次合金配比入炉,但由于氧化镁较高,对冶炼处理过程影响较大,不仅能耗高、渣量大,而且尾渣中贵金属含量较高,贵金属直收率低,冶炼处理难度很大。要使重选贵金属精矿顺利进入冶炼处理,必须降低重选贵金属精矿中氧化镁的含量。而通过火法、湿法冶金技术对该重选贵金属精矿进行降镁的研究处理结果表明,其处理过程不仅能耗大、有污染,且试验指标不理想。
技术实现思路
本专利技术的目的是为了解决现有技术中存在的技术问题,提供一种工艺流程简单、处理成本低、现场工业化生产易实施、贵金属回收率高的降低尼尔森重选贵金属精矿中氧化镁含量的选矿方法。为了达到上述目的,本专利技术采用以下技术方案:一种降低尼尔森重选贵金属精矿中氧化镁含量的选矿方法,该方法包括以下步骤:A、一段磨矿:通过球磨机将尼尔森重选贵金属精矿磨至-0.074mm占60-75%,磨矿过程中添加硫酸铜且硫酸铜的添加量为80-100g/t尼尔森重选贵金属精矿;B、一段开路浮选:磨矿后在尼尔森重选贵金属精矿中加入浮选药剂,控制浮选浓度为28-35%,在高转速搅拌条件下对矿浆进行快速浮选,浮选后即可得到氧化镁含量≤6.6%的精矿。进一步地,所述步骤B中浮选药剂为丁黄药、起泡剂和丁铵黑药,其中丁黄药的用量为150-200g/t磨矿后精矿、起泡剂的用量为70-80g/t磨矿后精矿、丁铵黑药的用量为20-30g/t磨矿后精矿。进一步地,磨矿时球磨机排矿经旋流器分级,沉沙返回球磨机中,溢流给入搅拌桶,溢流产品粒度为-0.074mm占60-75%;浮选时在搅拌桶中添加浮选药剂。本专利技术相对现有技术具有以下有益效果:本专利技术降低尼尔森重选贵金属精矿中氧化镁含量的选矿方法根据尼尔森重选贵金属精矿矿石特性,首先对尼尔森重选贵金属精矿进行一段磨矿工艺,磨矿后对尼尔森重选贵金属精矿进行一段开路浮选工艺回收有价金属,大大提高了贵金属的回收率,金、铂回收率分别可达97-99%、91-99%,可抛除约90%的氧化镁,能将尼尔森重选贵金属精矿中的氧化镁降至6.6%以内,解决了尼尔森重选贵金属精矿中氧化镁含量偏高导致的冶炼处理难的问题,使下一步冶炼工艺能够顺利实施,有利于资源的回收利用。本专利技术全过程涉及设备少,工艺流程简单,大大降低了处理成本,且现场工业化生产易实施,经济环保,所用浮选药剂购买方便,药剂成本低。附图说明图1为本专利技术的工艺流程图。具体实施方式下面结合附图和具体实施例对本专利技术作进一步说明。实施例1对某厂一选车间尼尔森系统产出的尼尔森重选贵金属精矿进行以下处理:A、一段磨矿:通过球磨机对尼尔森重选贵金属精矿进行磨矿,磨矿时球磨机排矿经旋流器分级,沉沙返回球磨机中,溢流给入搅拌桶,溢流产品粒度为-0.074mm占60-75%,磨矿过程中添加硫酸铜且硫酸铜的添加量为80g/t尼尔森重选贵金属精矿;B、一段开路浮选:磨矿后在搅拌桶内的尼尔森重选贵金属精矿中加入浮选药剂,浮选药剂为丁黄药、起泡剂和丁铵黑药,起泡剂为西北矿冶研究院白银药剂厂生产的J-622,主要成分为硫氮腈脂、松醇油,其中丁黄药的用量为150g/t磨矿后精矿、起泡剂的用量为70g/t磨矿后精矿、丁铵黑药的用量为20g/t磨矿后精矿,控制浮选浓度为28%,在高转速搅拌条件下对矿浆进行快速浮选,浮选后即可得到氧化镁含量为4.65%的精矿。经过上述步骤处理后,得到了降镁后的合格精矿产品,具体生产指标见表一。表一一选车间尼尔森重选贵金属精矿降镁生产指标由表一可知,一选车间生产得到的精矿产率为35.01%,精矿镍、铜品位分别为4.79%、2.08%,精矿镍、铜回收率为87.72%、88.78%,金、铂回收率分别为99.04%、98.82%,氧化镁含量为4.65%。实施例2对某厂二选车间尼尔森系统产出的尼尔森重选贵金属精矿进行以下处理:A、一段磨矿:通过球磨机对尼尔森重选贵金属精矿进行磨矿,磨矿时球磨机排矿经旋流器分级,沉沙返回球磨机中,溢流给入搅拌桶,溢流产品粒度为-0.074mm占60-75%,磨矿过程中添加硫酸铜且硫酸铜的添加量为90g/t尼尔森重选贵金属精矿;B、一段开路浮选:磨矿后在搅拌桶内的尼尔森重选贵金属精矿中加入浮选药剂,浮选药剂为丁黄药、起泡剂和丁铵黑药,起泡剂为西北矿冶研究院白银药剂厂生产的J-622,主要成分为硫氮腈脂、松醇油,其中丁黄药的用量为160g/t磨矿后精矿、起泡剂的用量为80g/t磨矿后精矿、丁铵黑药的用量为30g/t磨矿后精矿,控制浮选浓度为30%,在高转速搅拌条件下对矿浆进行快速浮选,浮选后即可得到氧化镁含量为6.58%的精矿。经过上述步骤处理后,得到了降镁后的合格精矿产品,具体生产指标见表二。表二二选车间尼尔森重选贵金属精矿降镁生产指标由表二可知,二选车间生产得到的精矿产率为32.62%,精矿镍、铜品位分别为7.08%、3.94%,回收率为77.26%、82.92%,金、铂回收率分别为97.06%、91.93%,氧化镁含量为6.58%。实施例3对某厂三选车间尼尔森系统产出的尼尔森重选贵金属精矿进行以下处理:A、一段磨矿:通过球磨机对尼尔森重选贵金属精矿进行磨矿,磨矿时球磨机排矿经旋流器分级,沉沙返回球磨机中,溢流给入搅拌桶,溢流产品粒度为-0.074mm占60-75%,磨矿过程中添加硫酸铜且硫酸铜的添加量为100g/t尼尔森重选贵金属精矿;B、一段开路浮选:磨矿后在搅拌桶内的尼尔森重选贵金属精矿中加入浮选药剂,浮选药剂为丁黄药、起泡剂和丁铵黑药,起泡剂为西北矿冶研究院白银药剂厂生产的J-622,主要成分为硫氮腈脂、松醇油,其中丁黄药的用量为180g/t磨矿后精矿、起泡剂的用量为75g/t磨矿后精矿、丁铵黑药的用量为25g/t磨矿后精矿,控制浮选浓度为32%,在高转速搅拌条件下对矿浆进行快速浮选,浮选后即可得到氧化镁含量为2.72%的精矿。经过上述步骤处理后,得到了降镁后的合格精矿产品,具体生产指标见表三。表三三选车间尼尔森重选贵金属精矿降镁生产指标由表三可知,三选车间生产得到的精矿产率为41%,精矿镍、铜品位分别为6.6%、3.26%,回收率为80.37%、84.99%,金、铂回收率分别为98.45%、93.42%,氧化镁含量为2.72%。实施例4对某厂四选车间尼尔森系统产出的尼尔森重选贵金属精矿进行以下处理:A、一段磨矿:通过球磨机对尼尔森重选贵金属精矿进行磨矿,磨矿时球磨机排矿经旋流器分级,沉沙返回球磨机中,溢流给入搅拌桶,溢流产品粒度为-0.074mm占60-75%,磨矿过程中添加硫酸铜且硫酸铜的添加量为85g/t尼尔森重选贵金属精矿;B、一段开路浮选:磨矿后在搅拌桶内的尼尔森重选贵金属精矿中加入浮选药剂,浮选药本文档来自技高网...
一种降低尼尔森重选贵金属精矿中氧化镁含量的选矿方法

【技术保护点】
一种降低尼尔森重选贵金属精矿中氧化镁含量的选矿方法,其特征在于该方法包括以下步骤:A、一段磨矿:通过球磨机将尼尔森重选贵金属精矿磨至‑0.074mm占60‑75%,磨矿过程中添加硫酸铜且硫酸铜的添加量为80‑100g/t尼尔森重选贵金属精矿;B、一段开路浮选:磨矿后在尼尔森重选贵金属精矿中加入浮选药剂,控制浮选浓度为28‑35%,在高转速搅拌条件下对矿浆进行快速浮选,浮选后即可得到氧化镁含量≤6.6%的精矿。

【技术特征摘要】
1.一种降低尼尔森重选贵金属精矿中氧化镁含量的选矿方法,其特征在于该方法包括以下步骤:A、一段磨矿:通过球磨机将尼尔森重选贵金属精矿磨至-0.074mm占60-75%,磨矿过程中添加硫酸铜且硫酸铜的添加量为80-100g/t尼尔森重选贵金属精矿;B、一段开路浮选:磨矿后在尼尔森重选贵金属精矿中加入浮选药剂,控制浮选浓度为28-35%,在高转速搅拌条件下对矿浆进行快速浮选,浮选后即可得到氧化镁含量≤6.6%的精矿。2.根据权利要求1所述的一种降低尼尔森重选...

【专利技术属性】
技术研发人员:罗春华高红苏晓晖蒲银春李莉娜方湘天王春燕
申请(专利权)人:金川集团股份有限公司
类型:发明
国别省市:甘肃,62

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