[发明专利]一种铜镍矿的选矿方法

说明书

技术领域

本发明属于选矿技术领域，涉及一种铜镍矿的选矿方法。

背景技术

目前世界上主要开采的是镍矿是硫化铜镍矿。金川硫化铜镍矿是世界著名的多金属共生的大型硫化铜镍矿之一，矿石中不仅含有丰富的镍和铜，还富含有钴、铂、钯、金、银、硒、碲、硫、铬、铁等多种元素。硫化铜镍矿物主要有镍黄铁矿、紫硫镍铁矿、镍磁黄铁矿、硫镍钴等以游离硫化铜镍矿形态存在，还有一部分镍以类质同象赋存于磁黄铁中。脉石矿物主要为蛇纹石。金属矿物与脉石矿物共生关系十分复杂，且嵌布粒度较细。在硫化铜镍矿磨矿过程中，脉石矿物容易泥化，产生大量细粒级的蛇纹石，由于细粒蛇纹石比表面积大，表面能高，容易吸附起泡剂和捕收剂而上浮，是影响硫化镍矿物可浮性的主要原因。

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。基本原则是以选镍为主，铜、钴等贵金属随镍矿物共浮，产出混合精矿。这样的选矿方法存在以下几个问题：

1、贵金属是以主金属镍的副产品进入到后序工艺，没有单独选别贵金属的工艺，造成在选矿过程中贵金属富集比和回收率偏低，与先进发达国家同行相比，贵金属的回收率低5～8%左右。

2、二段一次精选选出的尾矿及二段一次扫选选出的泡沫属于中矿，中矿品位较低，连生体较多，中矿不能充分解离，且中矿中细粒级矿泥又会返回二段浮选流程，恶化选别作业环境，导致精矿品位的降低和尾矿品位升高，精矿质量难以达到后序冶炼工艺的要求，且回收率提高的空间非常有限。

3、由于浮选过程中得到的铜镍精矿中含有氧化镁，在镍闪速炉熔炼中熔炼时，由于镍的熔点为1453℃，氧化镁的熔点在1600℃以上，铜镍精矿中氧化镁含量过高不但会造成冶炼成本增加，而且会造成炉渣相粘度过大，导致冶炼炉结瘤，渣相分离困难，降低冶炼回收率。在没有有效的降镁技术的情况下，为了满足闪速溶炼对氧化镁的要求，选矿过程中不得不采取提高精矿品位的方法降低氧化镁，这也是镍铜综合回收率受此限制无法提高的重要原因之一。

4、为了适应对后序冶炼生产工艺对不同原料的要求，对已形成生产规模和成熟工艺技术的选矿厂来说，技术改造应该在保持现有流程的基础上，不能改变生产格局，也不能造成生产成本的大幅升高。

发明内容

本发明的目的就是针对已有选矿方法中存在的铂族金属回收率低、精矿化镁含量高、选矿产品单一等制约技术经济指标无法提高的问题，提供一种经济、适用、简单且选矿效果好的一种铜镍矿的选矿方法。

为实现上述目的，本发明采取的技术方案是：

一种铜镍矿的选矿方法，包括破碎、筛分、磨矿分级、一段浮选和二段浮选工艺流程，还包括重力选矿工艺流程和中矿单独再磨再选工艺流程，该选矿方法包括以下步骤：

A原料预处理

A.1破碎、筛分：将镍含量为0.8～1.3%、贵金属Au+Pt含量为1.5～2.5g/t的铜镍矿进行破碎，通过检查筛分，得到-10毫米粒级含量达到≥85%以上的细碎产品；

A.2磨矿分级

A.2.1一段磨矿：将步骤A.1得到的细碎产品进行一段磨矿，然后进行一段控制分级，得到-200目含量达到≥65%的一段浮选原料A1；

A.2.2二段磨矿：将步骤B.1得到的一段粗选尾矿产品B2、步骤B.2得到的一段一次精选尾矿产品B4进行二段磨矿，然后进行二段控制分级，得到-200目含量达到≥80%的二段浮选原料A2；

A.3加药、调浆及搅拌

A.3.1将步骤A.2.1得到的一段浮选原料A1给入搅拌槽，添加硫酸铵650～800g/t，使矿浆的PH值达到8.5～9.0；加水将矿浆的浓度调整到28～32%，添加黄药140～150g/t、J-622起泡剂80～90g/t，然后搅拌6～8分钟，得到一段矿浆A3；

A.3.2将步骤A.2.2得到的二段浮选原料A2给入搅拌槽，添加硫酸铵200～300g/t，使矿浆的PH值达到8.5～9.0，加水将矿浆浓度调整到20～25%，添加黄药30～50g/t、J-622起泡剂30～40g/t，然后搅拌6～8分钟，得到二段矿浆A4；

B一段浮选

B.1一段粗选：将步骤A.3.1得到的一段矿浆A3给入浮选机进行一段粗选，往矿浆内充入空气0.6～0.8m³/m²·min，浮选28～32分钟，得到一段粗选精矿产品B1和一段粗选尾矿产品B2；