一种低品位铜镍硫化矿高效分选新工艺制造技术

本发明专利技术涉及矿石分选技术领域，具体涉及一种低品位铜镍硫化矿高效分选新工艺。首先将低品位铜镍硫化矿磨矿后进行磁选预富集；磁选预富集后的磁选精矿经磨矿浮选，添加药剂为乙黄药或丁黄药或丁铵黑药，药剂用量为25～100g/t，得到高品位铜镍精矿；然后将磁选预富集后的磁选尾矿进行分级，分级后粗粒级产品经磨矿浮选，添加药剂为乙黄药或丁黄药或丁铵黑药，药剂用量为25～100g/t，得到合格精矿产品，分级后细粒级产品进行磨矿浮选，添加药剂为乙黄药或丁黄药或丁铵黑药，药剂用量为25～100g/t，并添加超分散剂得到合格精矿产品，所得合格精矿产品的镍品位为5～10%。

【技术实现步骤摘要】

本专利技术涉及矿石分选
，具体涉及一种低品位铜镍硫化矿高效分选新工艺。
技术介绍
低品位铜镍硫化矿的选矿是目前世界上一大技术难题，国内外对这一类型矿石的分选研究一直没有停止过。动电电位测试表明，在碱性条件下镍黄铁矿的表面带负电，而蛇纹石脉石矿物表面呈现正电性，带正电的脉石细泥通过静电吸引粘附在带负电的镍黄铁矿表面从而严重影响镍矿物的浮选。表面微成像技术显示在镍矿物和铜矿物的表面存在Mg 和Si成份，证实了细泥粘附在镍铜矿物的表面。低至10%的蛇纹石就足以抑制镍矿物和铜矿物的浮选。许多研究也认为浮选中镍铜矿物受到抑制是由于其表面被细泥覆盖所致，从而影响铜镍矿物的浮选。尽管一些分散剂的加入在一定程度上改善了浮选效果，但总体镍的回收率仍然很低。目前采用的阶段磨矿一阶段选别的技术能减轻因过磨而引起的脉石矿泥对浮选的影响。金川集团有限公司已采用的一种分矿流程如下首先将矿石磨矿到一0. 074mm占 65%左右，通过一次粗选，两次精选，获得部分精矿；粗选尾矿和精选尾矿进行再次磨矿，磨矿细度为一0. 074mm占90%左右，再经二段粗选，两次精选，两次扫选获得最终精矿和尾矿。这种工艺方法使有用矿物回收率和分选得到的精矿品位都不尽理想。
技术实现思路
本专利技术的目的是针对现有技术存在的不足，提供一种低品位铜镍硫化矿高效分选新工艺，提高有用矿物回收率的同时提高了精矿的品位。实现本专利技术目的的技术方案是按如下步骤进行首先将低品位铜镍硫化矿磨矿后进行磁选预富集；磁选预富集后的磁选精矿经磨矿浮选后可以得到高品位铜镍精矿；然后将磁选预富集后的磁选尾矿进行分级，分级后粗粒级产品经磨矿浮选后得到合格精矿产品，分级后细粒级产品加入超分散剂进行磨矿浮选得到合格精矿产品。所述的低品位铜镍硫化矿，镍品位在0. 4 0. 6%。所述的低品位铜镍硫化矿磨矿到磨矿细度为-0. 074mm占10 30%后进行磁选预_集。所述的磁选磁场强度为0. 1 0. 3T。所述的磁选尾矿分级粒度定为0. 037mm 0. 074mm。所述的超分散剂为YB-504或B0K-F-503或6(^4。与现有技术相比，本专利技术的特点及其有益效果是1将低品位铜镍硫化矿磨矿后通过磁选预富集，将大部分硫化铜镍矿物以硫化物集合体形式富集到磁选精矿中，提高了磁选精矿铜和镍的品位，消除了细粒蛇纹石等泥化脉石影响，磁选精矿经磨矿浮选后可以得到高品位铜镍精矿；节省了生产成本的同时，简化了浮选药剂制度；2将磁选预富集后的磁选尾矿进行分级，分级后粗粒级产品由于消除了细粒蛇纹石等易泥化脉石的影响，无需加入超分散剂，经磨矿浮选后便得到合格精矿产品，节省了生产成本的同时，简化了浮选药剂制度；3本专利技术工艺方法与原有阶段磨矿一阶段浮选工艺相比，精矿镍品位可以提高提高 1. 5个百分点左右；镍回收率可以提高5 8个百分点。附图说明图1本专利技术的低品位铜镍硫化矿分选流程图。 具体实施例方式下面结合实施例对本专利技术作详细说明，但本专利技术的保护范围不仅限于下述的实施例。本专利技术实施例采用的超分散剂YB-504由常州市亚邦亚宇助剂有限公司生产， B0K-F-503由广州市鑫瑞化工材料有限公司生产。实施例1 本实施例使用的低品位硫化镍矿为金川 III矿区低品位硫化镍矿。通过光谱和多元素分析该矿石镍品位在0. 4%，铜品位为0. 25%， 铁品位为10%，硫品位为2%，氧化镁品位为32%，为低品位高氧化镁铜镍硫化矿。通过光学显微镜、扫描电镜、能谱仪分析，该矿石中铜镍矿物主要为紫硫镍铁矿、黄铜矿、墨铜矿、少量镍铜微晶集合体等。同时含有9%左右磁铁矿等铁氧化物，脉石矿物为蛇纹石、白云石和绿泥石等硅酸盐矿物。首先对金川III矿区低品位硫化铜镍矿进行一段棒磨，磨矿细度为-0.074mm占 10%下通过采用磁一 (GX)167型鼓式磁选机，磁场强度为0. 1T，进行磁选，磁选精矿采用球磨机磨矿到磨矿细度为-0. 074mm占90%，进行浮选得到高品位精矿；然后磁选尾矿进行分级，分级后的+0. 037mm粗粒级产品磨矿到-0. 074mm占90%后浮选得到合格精矿产品，磁选尾矿分级后-0. 037mm细粒级添加超分散剂YB-504用量为500g/t后进行高效浮选。分选后，磁选精矿浮选后可以得到精矿镍品位6. 25%，磁选尾矿分级后+0. 037mm 粒级产品经浮选后可以得到精矿镍品位3. 55%，磁选尾矿分级后-0. 037mm粒级产品经浮选后可以得到精矿镍品位5. 03%。本专利技术得到综合精矿指标与原方法得到的产品指标对比，本专利技术方法得到的精矿镍品位5. 01%比原方法提高1. 63个百分点；镍回收率67. 89%比原方法提高7. 73个百分点；尾矿镍品位0. 14%比原方法降低0. 03个百分点；精矿铜品位2. 99%比原方法提高0. 84 个百分点；铜回收率64. 82%比原方法提高3. 59个百分点；尾矿铜品位0. 09%比原方法降低 0.01个百分点。实施例2 本实施实例使用的低品位硫化镍矿为金川III矿区低品位硫化镍矿。通过光谱和多元素分析该矿石镍品位在0. 5%，铜品位为0. 30%，铁品位为10%，硫品位为2. 3%，氧化镁品位为 30%,为低品位高氧化镁铜镍硫化矿。通过光学显微镜、扫描电镜、能谱仪分析，该矿石中铜镍矿物主要为紫硫镍铁矿(镍黄铁矿)、黄铜矿、墨铜矿、少量镍铜微晶集合体等。同时含有 10%左右磁铁矿等铁氧化物，脉石矿物为蛇纹石、白云石和绿泥石等硅酸盐矿物。首先对金川III矿区低品位硫化铜镍矿进行一段棒磨，磨矿细度为-0.074mm占 30%下通过采用磁一 (GX) 167型鼓式磁选机，磁场强度为0. 30T，进行磁选，磁选精矿采用球磨机磨矿到磨矿细度为-0. 074mm占90%，进行浮选得到高品位精矿；然后磁选尾矿进行分级，分级后的+0. 043mm粗粒级产品磨矿到-0. 074mm占90%后浮选得到合格精矿产品，磁选尾矿分级后-0. 043mm细粒级添加超分散剂B0K-F-503用量为100g/t后进行高效浮选。分选后，磁选精矿浮选后可以得到精矿镍品位7. 25%，磁选尾矿分级后+0. 043mm 粒级产品经浮选后可以得到精矿镍品位3. 46%，磁选尾矿分级后-0. 043mm粒级产品经浮选后可以得到精矿镍品位5. 23%。本专利技术得到综合精矿指标与原方法得到的产品指标对比，本专利技术方法得到的精矿镍品位5. 16%比原方法提高1. 04个百分点；镍回收率69. 97%比原方法提高5. 37个百分点；尾矿镍品位0. 16%比原方法降低0. 03个百分点；精矿铜品位3. 13%比原方法提高0. 55 个百分点；铜回收率70. 74%比原方法提高3. 32个百分点；尾矿铜品位0. 09%比原方法降低 0. 02个百分点。实施例3 本实施实例使用的低品位硫化镍矿为金川III矿区低品位硫化镍矿。通过光谱和多元素分析该矿石镍品位在0. 61%，铜品位为0. 38%，铁品位为10%，硫品位为2. 4%，氧化镁品位为四％，为低品位高氧化镁铜镍硫化矿。通过光学显微镜、扫描电镜、能谱仪分析，该矿石中铜镍矿物主要为紫硫镍铁矿(镍黄铁矿)、黄铜矿、墨铜矿、少量镍铜微晶集合体等。同时含有10%左右磁铁矿等铁氧化物，脉石矿物本文档来自技高网...

【技术保护点】
１．一种低品位铜镍硫化矿高效分选新工艺，其特征在于按如下步骤进行：首先将低品位铜镍硫化矿磨矿后进行磁选预富集；磁选预富集后的磁选精矿经磨矿浮选，添加药剂为乙黄药或丁黄药或丁铵黑药，药剂用量为２５～１００ｇ／ｔ，得到高品位铜镍精矿；然后将磁选预富集后的磁选尾矿进行分级，分级后粗粒级产品经磨矿浮选，添加药剂为乙黄药或丁黄药或丁铵黑药，药剂用量为２５～１００ｇ／ｔ，得到合格精矿产品，分级后细粒级产品进行磨矿浮选，添加药剂为乙黄药或丁黄药或丁铵黑药，药剂用量为２５～１００ｇ／ｔ，并添加超分散剂得到合格精矿产品，所得合格精矿产品的镍品位为５～１０％。

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员：韩跃新，程少逸，袁致涛，张柳一，赵礼兵，张秀品，高鹏，赵毕文，
申请(专利权)人：东北大学，金川集团有限公司，
类型：发明
国别省市：89