[发明专利]一种提高低品位铜镍矿回收率的浮选方法

说明书

技术领域

本发明涉及冶金技术领域，特别是一种低品位铜镍矿提高回收率的浮选方法。

背景技术

我国的镍矿主要以硫化铜镍矿为主，常伴生Au、Ag等贵金属。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。但是近年来随着矿山的不断深入开发，铜镍矿出矿品位逐年降低，原矿镍品位一般在0.45%~0.60%之间，主要金属矿物为磁铁矿、镍黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿和少量铬铁矿。上述矿物显微镜下粗略统计其体积百分比为2%、1.5%、0.8%、0.4%和0.3%。镍黄铁矿为该矿石中主要镍矿物之一，约占矿石中矿物总量的0.5％，一般粒度细小，多呈粒状或不规则的粒状集合体嵌布于磁铁矿集合体或脉石矿物中；部分被紫硫镍矿和磁铁矿交代成残晶，常进一步转变为紫硫镍矿。镍黄铁矿和紫硫镍矿是该矿石中最重要的含镍金属硫化物。镍黄铁矿常和磁铁矿紧密连生，二者成网状、格子状、筛孔状嵌布，多呈残余结构、网格结构和细粒浸染状结构；部分镍黄铁矿呈细小粒状嵌布于脉石中。由于磁铁矿多呈细微的脉状穿插于镍黄铁矿中，使镍黄铁矿和磁铁矿难以单体解离；有部分镍黄铁矿和黄铜矿构成一种特殊的“微晶集合体”，这种“微晶集合体”铜镍分离难度较大。从处理这类低品位铜镍矿石的历史数据来看，镍回收率一般在55%~60%之间，和同矿区原矿镍品位为1.0%的矿石相比镍回收率差值降低20%左右。因此，有必要研究探索一种更加适合低品位铜镍矿石性质和现场实际的选矿新方法，最大限度地提高资源利用率。

发明内容

为了克服上述现有技术中存在的问题，本发明的目的是提供一种选矿方法，提高低品位铜镍矿石中的镍回收率。

为实现提高低品位铜镍矿回收率的目的，本发明所采用的技术方案是：采用阶段磨矿、分段浮选，在确保铜镍精矿品位的前提下，最大限度地提高铜镍回收率，为富氧顶吹熔炼提供合格的原料，强化了阶段磨矿和浮选作业的效率，符合镍矿“快选早收”的要求，同时，在一段磨矿中添加调整剂碳酸钠等药剂，保证精矿镍品位的同时，提高了低品位矿石铜镍回收率，该浮选方法具体按以下步骤进行：

1. 一种提高低品位铜镍矿回收率的浮选方法，该浮选方法具体按以下步骤进行：

步骤1：采用现有磨矿装置对原矿进行一段磨矿，一段磨矿中添加调整剂碳酸钠，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的65%～70%，矿浆重量百分比浓度为23%～27%时，进行一段粗选，加入乙基钠黄药和丁基铵黑药，得到一段粗选精矿和一段粗选尾矿；

步骤2：将步骤1得到的一段粗选精矿制成重量百分比浓度为15%～23%的矿浆，进行一段精选，精选时通入空气，充气量为0.4m³/m²·min～0.5m³/m²·min，得到一段精选精矿和一段精选尾矿，其中一段精选的精矿为最终精矿的一部分；

步骤3：对步骤2中的一段精选尾矿和步骤1中的一段粗选尾矿进行二段磨矿，磨矿中添加调整剂碳酸钠，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的75%～80%，矿浆重量百分比浓度为17%～21%时，进行二段粗选，加入乙基钠黄药和丁基铵黑药，得到二段粗选精矿和二段粗选尾矿； 

步骤4：将步骤3得到的二段粗选精矿调制为重量百分比浓度为20%～30%的矿浆，进入二段一次精选，得到二段一次精选精矿和二段一次精选尾矿；将步骤3得到的二段粗选的尾矿直接进入二段一次扫选，加入乙基钠黄药，得到二段一次扫选精矿和二段一次扫选尾矿；

步骤5：将步骤4中的二段一次精选的精矿直接进入到二段二次精选，得到的精矿为最终精矿之一，与步骤2中的一段精选精矿共同组成最终精矿，送精矿脱水作业；二段二次精选的尾矿返回到二段一次精选作业循环处理；

步骤6：将步骤4中得到的二段一次精选的尾矿与二段一次扫选的精矿共同返回二段磨矿，磨矿中添加调整剂碳酸钠，磨矿后调浆为重量百分比浓度达到17%～21%，进入二段粗选循环处理；将步骤4中二段一次扫选的尾矿直接进入二段二次扫选，得到二段二次扫选精矿和二段二次扫选尾矿，其中二段二次扫选的精矿返回到二段一次扫选循环处理，二段二次扫选的尾矿为最终尾矿，送给尾矿脱水作业； 

所述步骤1中在一段磨矿过程中加入碳酸钠，按每吨原矿中加入0.667kg～1.0kg碳酸钠的比例添加。

所述步骤3和步骤6中二段磨矿为闭路磨矿，二段磨矿作业中按每吨原矿中加入0.333kg～0.500kg碳酸钠的比例添加。