一种矿石中含离子态铜钴镍矿的选矿方法技术

本发明专利技术属于铜钴镍矿选矿方法，特别是涉及一种矿石中含离子态铜钴镍矿的选矿方法。对原矿中除含有硫化铜钴镍外，还含有大量离子态铜钴镍的铜矿石选矿，采用常规的选矿浮选方法，可以回收硫化铜钴镍矿，但无法回收离子态的铜钴镍，它们将随浮选尾矿的排放而损失在尾矿中。本发明专利技术采用在硫化铜钴镍矿浮选后的尾矿矿浆中加入调整剂、沉淀剂搅拌，矿浆中离子态铜钴镍与沉淀剂反应生成化合物的铜钴镍，然后再采用浮选方法将其回收获得铜钴镍精矿产品，与常规浮选比较钴镍精矿回收率分别提高Co34.01％和Ni31.58％。

【技术实现步骤摘要】

本专利技术涉及一种选矿方法，特别是涉及一种有色金属矿含离子态铜钴镍矿的选矿方法。
技术介绍
该矿石为含有大量离子态铜、钴、镍的铜钴镍矿，矿物间嵌布粒度微细，共生关系密切，以离子态和氧化铜形式存在的铜占19%，钴、镍主要以离子态形式存在，少量铜的以离子态形式存在，且被泥炭质吸附，矿石极其难选。该矿石被发现至今已有50年，50年来由于矿石性质复杂难选，国内外很多研究机构对该矿的回收技术进行了大量的研究工作，均未 获得有效的选矿方法。我国也有较多的该类型矿石，对于离子态的铜、钴、镍无法得到回收，随着选矿尾矿的排放损失在尾矿中。因此，含有离子态铜钴镍的矿石采用常规浮选方法获得的铜钴镍精矿回收率很低。离子沉淀浮选工艺目前仅应用在废水处理中，将废水中的金属离子加药剂沉淀后，浮选回收沉淀物使废水得到净化后排放。目前尚未见到在原矿矿石的选矿尾矿中将金属离子沉淀后再浮选回收的实例。
技术实现思路
对原矿中除含有硫化铜钴镍外，还含有大量离子态铜钴镍的铜矿石选矿，采用常规的选矿浮选方法，可以回收硫化铜钴镍矿，但无法回收离子态的铜钴镍，它们将随浮选尾矿的排放而损失在尾矿中。本专利技术旨在提供一种含离子态铜钴镍的选矿方法，有效回收离子态铜钴镍。为实现上述目的，本专利技术的技术方案是，首先对矿石进行磨矿，磨矿细度为一O.074mm 75% 95% ;经磨矿后的矿浆进行硫化矿铜钴镍混合浮选得到铜钴镍混合精矿；硫化矿铜钴镍混合浮选尾矿进行钴、镍浮选得到钴镍混合精矿；其特征是，再包括以下步骤 (1)在硫化矿铜钴镍混合浮选后的尾矿矿浆中添加调整剂、沉淀剂搅拌反应后，使离子状态存在的钴、镍、铜形成硫化钴、硫化镍、硫化铜的化合物沉淀，其中矿浆PH值控制为7 9 ;所述沉淀剂为硫化纳和硫氣化纳中的一种或两种；所述调整剂的添加量为10克/吨 500克/吨，所述沉淀剂的添加量为200克/吨 2000克/吨； (2)然后在步骤(I)处理后的矿浆中添加10克/吨 100克/吨的捕收剂，10克/吨 30克/吨的起泡剂，然后经过I 3次粗选，粗选后的产品再经过I 4次精选后得到钴镍混合精矿。所述调整剂优选选自碳酸钠、石灰和氢氧化钠中的一种或几种。所述捕收剂优选选自黄药、丁胺黑药、吡咯烷、二硫代氨基甲酸铵、十六烷基三甲基胺氯化物、十二胺盐酸盐、油酸钠和十八胺和十二烷基硫酸钠中的一种或几种；其中黄药包括丁黄药、MB黄药和/或戊黄药。所述硫化矿铜钴镍混合浮选优选为先对磨矿后的矿浆先进行一次或多次粗选，粗选后矿浆再通过I 5次精选，各作业中矿顺序返回前一作业，最终获得铜钴镍混合精矿女口广叩ο所述矿石的矿物组成包括黄铜矿、铜蓝、斑铜矿、辉铜矿、硅孔雀石、铜晕、胶黄铁矿、炭质、石英、多水闻岭石、水白5■母、揭铁矿，少量的硫镇矿、硫钻矿、水钻矿、方铅矿、白云石、方解石；自由离子钴镍赋存在泥炭质结核中，其中离子态的钴、镍含量为Co20% 80%、Ni 20% 80%。下面对本专利技术做进一步的解释和说明 所述沉淀剂和调整剂可以一次添加也可以分次添加，根据粗选的次数来决定，每次粗选前加入沉淀剂和调整剂。本专利技术中所述“克/吨”是指每吨原矿中添加的药剂量，例如沉淀剂用量为200克/吨 2000克/吨，是指每吨原矿中添加沉淀剂200克 2000克。本专利技术所述“各作业中矿顺序返回前一作业”是常规操作，即除浮选的最终产品精矿和尾矿外，在浮选过程中产出的中间产品，如精选尾矿、扫选精矿，习惯称之为中矿，将该中矿从该级作业返回到上一级作业的方法，为中矿循序返回。本专利技术的技术原理是 对于含有大量离子态的钴、镍、铜的铜钴镍矿石的选矿，专利技术的关键技术在于先采用常规浮选方法浮选硫化铜、硫化钴、硫化镍矿，浮选后的尾矿再采用离子沉淀浮选工艺，回收离子态的铜、钴和镍获得钴镍(含铜)精矿产品，即在矿浆中添加调整剂、沉淀剂与离子态的铜钴镍产生化学反应生成金属的化合物后再浮选回收，常规浮选与沉淀浮选相结合的方法。与现有技术相比，本专利技术的优势在于 采用本专利技术的选矿方法可以提高铜钴镍矿精矿产品回收率，使该类矿石资源能最大限度的得到有效利用。附图说明图I是本专利技术的一种矿石中含离子态铜钴镍的选矿方法的工艺流程图。具体实施例方式以下仅是本专利技术的优选实施方式，本专利技术的保护范围并不仅局限于此实施例，与本专利技术构思无实质性差异的各种工艺方案均在本专利技术的保护范围内。澳大利亚某地铜钴镍多金属矿产出于沉积炭质页岩型矿床，矿石中的有价矿物为铜、钴、镍。原矿含铜2. 80%，铜以原生硫化铜、次生硫化铜、结合氧化铜、碳酸铜和自由铜离子五种形式存在，其中自由离子铜占总铜的12. 09% ;钴、镍在原矿中的品位分别为O. 16%、O.16%，以独立矿物、机械混入和泥炭质吸附三种形式存在，其特点是细而分散，钴、镍矿物以硫化物形态存在的分别占38. 13%，29. 27%，而大部分钴矿物、镍矿物以离子状态存在且被泥炭质吸附分别占56. 89%,56. 25%，这部分在水中以离子状态存在的钴、镍矿物采用常规选矿浮选的方法无法回收，随着尾矿矿衆的排放而损失在尾矿中。对于该矿产资源在之前没有有效的选矿回收方法，以离子状态存在的铜矿物及钴矿物、镍矿物均无法回收，因此一直没有被开采利用。下面利用本专利技术的对上述矿石进行选矿，包括以下步骤 首先对矿石进行磨矿，磨矿细度一 O. 074mm占92% ;经磨矿后的矿浆进行硫化矿铜钴镍混合浮选得到铜钴镍混合精矿硫化矿铜钴镍混合浮选时加入调整剂(氢氧化钠)200g/吨、捕收剂(丁黄药)100 g/吨、起泡剂20 g/吨，浮选硫化铜、硫化钴、硫化镍矿，经过一次粗选二至四次精选两次至四次扫选，各作业中矿顺序返回前一级作业，获得铜钴镍混合精矿广品； 然后，(I)在上述硫化矿铜钴镍混合浮选尾矿中加入调整剂(碳酸钠)300克/吨和沉淀剂(硫化钠或硫氢化钠)200 2000克/吨，常温搅拌5分钟后，控制尾矿pH值为7 9 ; (2)再加入80克/吨的捕收剂(丁黄药和丁胺黑药)常温搅拌2分钟后，浮选离子状态的铜、钴、镍矿物,通过三次粗选一次精选,获得铜钴镍混合精矿产品； 其中，沉淀剂分三次加入，第一次粗选前加入200 1000克/吨、第二次粗选前加入50 500克/吨、第三次粗选前加入50 500克/吨。获得选矿指标方案1，常规浮选获得铜钴镍精矿含Cu 16. 12%、Co O. 25%、NiO. 28%,回收率分别为Cu 94. 67%、Co 32. 03%、Ni 36. 19% ;沉淀浮选获得钴镍精矿含CoO. 24%、Ni O. 22%，回收率分别为Co 34. 01%、Ni 31. 58% ;钴镍总回收率分别为66. 04%、67. 77% ； 方案2常规浮选铜浮选时增加两次精选，铜钴镍精矿含Cu 22. 02%、Co O. 38%、NiO. 35%，回收率Cu 83. 46%、Co 31. 87%、Ni 28. 67% ;沉淀浮选获得钴镍精矿及钴镍中矿合计钴、镍回收率分为35. 62%,35. 66%，钴、镍总回收率分别为67. 49%,64. 33% ； 方案I与常规浮选比较钴、镍精矿回收率分别提高Co 34. 01%和Ni 31. 58%。方案2与常规浮选比较钴、镍精矿回收率分别提高Co 35. 本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种矿石中含离子态铜钴镍矿的选矿方法，首先对矿石进行磨矿，磨矿细度为－0.074mm？75%～95%；经磨矿后的矿浆进行硫化矿铜钴镍混合浮选得到铜钴镍混合精矿；硫化矿铜钴镍混合浮选尾矿进行钴、镍沉淀浮选得到钴镍混合精矿；其特征是，再包括以下步骤：（1）在硫化矿铜钴镍混合浮选后的尾矿矿浆中添加调整剂、沉淀剂搅拌反应后，使以离子状态存在的钴、镍、铜形成硫化钴、硫化镍、硫化铜的化合物沉淀，其中矿浆pH值控制为7～9；所述沉淀剂为硫化钠和硫氢化钠中的一种或两种；所述调整剂的添加量为10克/吨～500克/吨，所述沉淀剂的添加量为200克/吨～2000克/吨；？（2）在步骤（1）处理后的矿浆中添加10克/吨～100克/吨的捕收剂，10克/吨～30克/吨的起泡剂，然后经过1～3次粗选，粗选后的产品再经过1～4次精选后得到钴镍混合精矿。

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员：朱一民，张晓峰，周菁，潘高产，李天霞，周玉才，焦科诚，胡婷婷，
申请(专利权)人：湖南有色金属研究院，
类型：发明
国别省市：