一种铜镍硫化矿的桥牵诱导选矿方法

技术领域

本发明涉及有色金属矿物选矿技术领域，尤其涉及一种铜镍硫化矿的桥牵诱导选矿方法。

背景技术

我国有色金属资源总量较为丰富，但矿石品位较低，而且矿石的组成呈现出贫矿多、富矿少、单一矿少、伴生矿多的特点，高效回收较为困难。易选粗粒矿物资源的不断减少，导致低品位、细嵌布矿物的高效分选越来越重要。浮选处理某些矿种时，微细粒矿物含量较多，其特点是质量小、比表面积大，导致颗粒-气泡碰撞矿化概率低，脉石颗粒水流夹带严重，常规浮选分选选择性差，难以获得理想指标。

现有技术对微细粒矿石的研究工作主要集中在浮选技术和微细粒浮选设备上。一方面，浮选设备中浮选机长径比较大，使生产操作极为不便，微细粒在柱体移动距离和停留时间较长，会加大氧化程度。离心力场浮选机矿浆的强烈紊动会导致浮选行为难以控制等等，因此，微细粒浮选设备并不适用于已经投产的选厂使用。另一方面，微细粒浮选技术有真空微泡浮选、纳米捕收剂浮选、微生物浸出等一系列方法，但是以上方法对微细粒矿浆的适应性不高，存在药剂消耗大、精矿品位低等问题。因此，这些技术很难在实际生产上大规模推广应用。要解决微细粒矿物的回收利用的现实问题，迫切需要从技术、成本和产品质量等方面寻求新的突破。

微细粒矿石因为其比表面积大、表面能高等特征导致浮选过程颗粒选择性较差。通过加入活化的粗颗粒使其与微细颗粒在强湍流条件下作用下互相接近、碰撞、黏附到活化粗颗粒上，最终活化粗颗粒随着气泡上浮。因此，加入的活化粗颗粒在二段不易浮颗粒与气泡之间形成了桥牵作用，使不易浮细颗粒矿物随气泡上浮。

发明内容

本发明的目的是提供一种铜镍硫化矿的桥牵诱导选矿方法，以优化二段浮选过程中难浮细粒矿物浮选效果，提高镍、铜金属的回收率。

一种铜镍硫化矿的桥牵诱导选矿方法，包括以下步骤：

桥牵介质制备

（1）在矿浆中加入捕收剂乙基黄药：130~150g/t和起泡剂丁铵黑药40~60g/t，并搅拌10~20min后进行优先浮选作业，浮选时间5~6min，得到浮选粗精矿和浮选尾矿，该浮选粗精矿产率为10%~15%；矿浆为铜镍硫化矿矿浆，浓度为20%~24%，-0.074mm粒级含量65%-70%。

（2）将步骤（1）所得浮选粗精矿通过旋流器进行一段分级作业，得到+0.046mm粒级精矿、0.030mm~0.046mm粒级精矿和-0.030mm粒级精矿。

（3）将步骤（1）所得浮选尾矿通过浮选机进行一段粗选作业，浮选浓度为22%~24%，浮选时间为15~20min，获得一段粗选精矿与一段粗选尾矿。

（4）将步骤（2）所得+0.046mm粒级精矿和-0.030mm粒级精矿以及步骤（3）所得一段粗选精矿合并后通过浮选机进行一段一次精选作业，浮选浓度18%~20%，浮选时间15~20min，得到一段一次精选精矿和一段一次精选尾矿。

（5）将步骤（4）所得一段一次精选精矿通过浮选机进行一段二次精选作业，浮选浓度18%~20%，浮选时间15~20min，得到高品位精矿和一段二次精选尾矿，一段二次精选尾矿返一段一次精选作业。

（6）在步骤（2）所得0.030mm~0.046mm粒级精矿加入捕收剂Z200：20~30g/t，并搅拌3~5分钟后，即得到强可浮性精矿。

桥牵诱导选矿

（7）将一段粗选尾矿和一段一次精选尾矿合并进行二段分级作业，得到-0.074mm粒级占80~85%，浓度18~20%的溢流与-0.074mm粒级占15-20%，浓度60~65%的沉砂。

（8）取步骤（6）中所得强可浮性精矿加入步骤（7）中所得溢流中搅拌3~5min后通过浮选机进行二段粗选作业，浮选浓度为18%~20%，浮选时间为20~25min，得到二段粗选精矿和二段粗选尾矿；强可浮性精矿的加入量为二段粗选作业中干矿量的10%~15%。

（9）取步骤（6）所得强可浮性精矿加入步骤（8）所得二段粗选精矿中搅拌3~5min后通过浮选机进行二段一次精选作业，浮选浓度为15~18%，浮选时间25~30min，得到二段一次精选精矿和二段一次精选尾矿；强可浮性精矿的加入量为二段一次精选作业中干矿量的10%~15%。

（10）将步骤（8）中所得二段粗选尾矿通过浮选机进行二段一次扫选作业，浮选浓度为16%~18%，浮选时间10~15min，得到二段一次扫选精矿和二段一次扫选尾矿。

（11）将步骤（9）中二段一次精选精矿依次进行二段二次精选作业、二段三次精选作业，最终得到低品位精矿，二段二次精选尾矿返二段一次精选作业，二段三次精选尾矿返二段二次精选作业。

二段二次精选作业采用浮选机作业，浮选浓度为15~20%，浮选时间为10~15min。二段三次精选作业采用浮选机进行作业，浮选浓度为15~20%，浮选时间为10~15min。

（12）将步骤（9）中所得二段一次精选尾矿与步骤（6）中所得强可浮性精矿搅拌混合3~5min后采用浮选机进行二段精扫选作业，浮选浓度为15%~18%，浮选时间10~15min，得到二段精扫选精矿和二段精扫选尾矿，该二段精扫选精矿返二段一次精选作业，二段精扫选尾矿与二段一次扫选精矿合并返二段分级作业；强可浮性精矿的加入量为二段精扫选作业中干矿量的10%~15%。

（13）将步骤（10）中所得二段一次扫选尾矿采用浮选机进行二段二次扫选作业，浮选浓度16%~18%，浮选时间10~15min，得到二段二次扫选精矿和最终尾矿，该二段二次扫选精矿返二段一次扫选作业。

（14）将步骤（7）中所得沉砂经磨矿后返二段分级作业，磨矿后粒度-0.074mm粒级65%~70%。

与现有技术相比，本发明具有如下有益效果：

（1）本发明中采用现有流程中特定粒级精矿为桥牵介质，工艺简单，现场实施改动较小，生产运行成本低；

（2）微细粒含量较大的二段浮选耗药单耗较高，利用强可浮性精矿进行二段桥牵浮选，显著减少了药剂消耗量；

（3）该发明中所有的桥牵介质均由自身流程中产生，浮选过程不产生二次污染，不需要额外添加其他介质。

附图说明

图1为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

下面结合附图和具体实施例对本发明做进一步解释说明。

实施例1

将铜镍硫化矿通过球磨机磨矿分级至-0.074mm粒级含量65%，矿浆浓度为20%，对上述矿浆进行优先浮选作业。

（1）在矿浆中加入捕收剂乙基黄药：130g/t和起泡剂丁铵黑药40g/t，并搅拌10min后进行优先浮选作业，浮选时间5min，得到浮选粗精矿和浮选尾矿，该浮选粗精矿产率为10%；

（2）将步骤（1）所得浮选粗精矿通过旋流器进行一段分级作业，得到+0.046mm粒级精矿、0.030mm~0.046mm粒级精矿和-0.030mm粒级精矿。

（3）将步骤（1）所得浮选尾矿通过浮选机进行一段粗选作业，浮选浓度为20%，浮选时间为15min，获得一段粗选精矿与一段粗选尾矿。

（4）将步骤（2）所得+0.046mm粒级精矿和-0.030mm粒级精矿以及步骤（3）所得一段粗选精矿合并后通过浮选机进行一段一次精选作业，浮选浓度18%，浮选时间22min，得到一段一次精选精矿和一段一次精选尾矿。

（5）将步骤（4）所得一段一次精选精矿通过浮选机进行一段二次精选作业，浮选浓度18%，浮选时间16min，得到高品位精矿和一段二次精选尾矿，一段二次精选尾矿返一段一次精选作业。

（6）在步骤（2）所得0.030mm~0.046mm粒级精矿加入捕收剂Z200：20g/t，并搅拌3分钟后，即得到强可浮性精矿。

（7）将一段粗选尾矿和一段一次精选尾矿合并进行二段分级作业，得到-0.074mm粒级占80%，浓度18%的溢流与-0.074mm粒级占20%，浓度60%的沉砂。

（8）取步骤（6）中所得强可浮性精矿加入步骤（7）中所得溢流中搅拌3min后通过浮选机进行二段粗选作业，浮选浓度为18%，浮选时间为20min，得到二段粗选精矿和二段粗选尾矿；强可浮性精矿的加入量为二段粗选作业中干矿量的10%。

（9）取步骤（6）所得强可浮性精矿加入步骤（8）所得二段粗选精矿中搅拌3~5min后通过浮选机进行二段一次精选作业，浮选浓度为15%，浮选时间26min，得到二段一次精选精矿和二段一次精选尾矿；强可浮性精矿的加入量为二段一次精选作业中干矿量的10%。

（10）将步骤（8）中所得二段粗选尾矿通过浮选机进行二段一次扫选作业，浮选浓度为16%，浮选时间12min，得到二段一次扫选精矿和二段一次扫选尾矿。

（11）将步骤（9）中二段一次精选精矿依次进行二段二次精选作业（浮选浓度16%）、二段三次精选作业（浮选浓度17%），最终得到低品位精矿，二段二次精选尾矿返二段一次精选作业，二段三次精选尾矿返二段二次精选作业。

（12）将步骤（9）中所得二段一次精选尾矿与步骤（6）中所得强可浮性精矿搅拌混合3min后采用浮选机进行二段精扫选作业，浮选浓度为15%，浮选时间13min，得到二段精扫选精矿和二段精扫选尾矿，该二段精扫选精矿返二段一次精选作业，二段精扫选尾矿与二段一次扫选精矿合并返二段分级作业；强可浮性精矿的加入量为二段精扫选作业中干矿量的10%。

（13）将步骤（10）中所得二段一次扫选尾矿采用浮选机进行二段二次扫选作业，浮选浓度16%，浮选时间12min，得到二段二次扫选精矿和最终尾矿，该二段二次扫选精矿返二段一次扫选作业。

（14）将步骤（7）中所得沉砂经磨矿后返二段分级作业。

选矿试验结果如下表1所示：

表1 实施例1中二段选矿结果对比

由试验结果可以看出：二段选矿过程中由于加入强可浮性精矿作为桥牵介质，与未加桥牵介质选矿结果相比，低品位精矿中的镍、铜回收率都有所提高。

实施例2

将铜镍硫化矿通过球磨机磨矿分级至-0.074mm粒级含量68%，矿浆浓度为22%，对上述矿浆进行优先浮选作业。

（1）在矿浆中加入捕收剂乙基黄药：140g/t和起泡剂丁铵黑药50g/t，并搅拌15min后进行优先浮选作业，浮选时间5min，得到浮选粗精矿和浮选尾矿，该浮选粗精矿产率为13%；

（2）将步骤（1）所得浮选粗精矿通过旋流器进行一段分级作业，得到+0.046mm粒级精矿、0.030mm~0.046mm粒级精矿和-0.030mm粒级精矿。

（3）将步骤（1）所得浮选尾矿通过浮选机进行一段粗选作业，浮选浓度为22%，浮选时间为18min，获得一段粗选精矿与一段粗选尾矿。

（4）将步骤（2）所得+0.046mm粒级精矿和-0.030mm粒级精矿以及步骤（3）所得一段粗选精矿合并后通过浮选机进行一段一次精选作业，浮选浓度20%，浮选时间22min，得到一段一次精选精矿和一段一次精选尾矿。

（5）将步骤（4）所得一段一次精选精矿通过浮选机进行一段二次精选作业，浮选浓度18%，浮选时间16min，得到高品位精矿和一段二次精选尾矿，一段二次精选尾矿返一段一次精选作业。

（6）在步骤（2）所得0.030mm~0.046mm粒级精矿加入捕收剂Z200：25g/t，并搅拌4分钟后，即得到强可浮性精矿。

（7）将一段粗选尾矿和一段一次精选尾矿合并进行二段分级作业，得到-0.074mm粒级占85%，浓度20%的溢流与-0.074mm粒级占15%，浓度62%的沉砂。

（8）取步骤（6）中所得强可浮性精矿加入步骤（7）中所得溢流中搅拌3~5min后通过浮选机进行二段粗选作业，浮选浓度为20%，浮选时间为20min，得到二段粗选精矿和二段粗选尾矿；强可浮性精矿的加入量为二段粗选作业中干矿量的10%。

（9）取步骤（6）所得强可浮性精矿加入步骤（8）所得二段粗选精矿中搅拌4min后通过浮选机进行二段一次精选作业，浮选浓度为18%，浮选时间26min，得到二段一次精选精矿和二段一次精选尾矿；强可浮性精矿的加入量为二段一次精选作业中干矿量的10%。

（10）将步骤（8）中所得二段粗选尾矿通过浮选机进行二段一次扫选作业，浮选浓度为18%，浮选时间23min，得到二段一次扫选精矿和二段一次扫选尾矿。

（11）将步骤（9）中二段一次精选精矿依次进行二段二次精选作业（浮选浓度15%）、二段三次精选作业（浮选浓度18%），最终得到低品位精矿，二段二次精选尾矿返二段一次精选作业，二段三次精选尾矿返二段二次精选作业。

（12）将步骤（9）中所得二段一次精选尾矿与步骤（6）中所得强可浮性精矿搅拌混合4min后采用浮选机进行二段精扫选作业，浮选浓度为18%，浮选时间13min，得到二段精扫选精矿和二段精扫选尾矿，该二段精扫选精矿返二段一次精选作业，二段精扫选尾矿与二段一次扫选精矿合并返二段分级作业；强可浮性精矿的加入量为二段精扫选作业中干矿量的10%。

（13）将步骤（10）中所得二段一次扫选尾矿采用浮选机进行二段二次扫选作业，浮选浓度18%，浮选时间12min，得到二段二次扫选精矿和最终尾矿，该二段二次扫选精矿返二段一次扫选作业。

（14）将步骤（7）中所得沉砂经磨矿后返二段分级作业。

选矿结果如下表2所示

表2 实施例2中二段选矿结果对比

由试验结果可以看出：二段选矿过程中由于加入强可浮性精矿作为桥牵介质，与未加桥牵介质选矿结果相比，低品位精矿中的镍、铜回收率都有所提高。

实施例3

将铜镍硫化矿通过球磨机磨矿分级至-0.074mm粒级含量70%，矿浆浓度为24%，对上述矿浆进行优先浮选。

（1）在矿浆中加入捕收剂乙基黄药：150g/t和起泡剂丁铵黑药60g/t，并搅拌20min后进行优先浮选作业，浮选时间6min，得到浮选粗精矿和浮选尾矿，该浮选粗精矿产率为15%；

（2）将步骤（1）所得浮选粗精矿通过旋流器进行一段分级作业，得到+0.046mm粒级精矿、0.030mm~0.046mm粒级精矿和-0.030mm粒级精矿。

（3）将步骤（1）所得浮选尾矿通过浮选机进行一段粗选作业，浮选浓度为24%，浮选时间为20min，获得一段粗选精矿与一段粗选尾矿。

（4）将步骤（2）所得+0.046mm粒级精矿和-0.030mm粒级精矿以及步骤（3）所得一段粗选精矿合并后通过浮选机进行一段一次精选作业，浮选浓度20%，浮选时间18min，得到一段一次精选精矿和一段一次精选尾矿。

（5）将步骤（4）所得一段一次精选精矿通过浮选机进行一段二次精选作业，浮选浓度20%，浮选时间18min，得到高品位精矿和一段二次精选尾矿，一段二次精选尾矿返一段一次精选作业。

（6）在步骤（2）所得0.030mm~0.046mm粒级精矿加入捕收剂Z200：30g/t，并搅拌5分钟后，即得到强可浮性精矿。

（7）将一段粗选尾矿和一段一次精选尾矿合并进行二段分级作业，得到-0.074mm粒级占85%，浓度20%的溢流与-0.074mm粒级占15%，浓度65%的沉砂。

（8）取步骤（6）中所得强可浮性精矿加入步骤（7）中所得溢流中搅拌5min后通过浮选机进行二段粗选作业，浮选浓度为20%，浮选时间为25min，得到二段粗选精矿和二段粗选尾矿；强可浮性精矿的加入量为二段粗选作业中干矿量的15%。

（9）取步骤（6）所得强可浮性精矿加入步骤（8）所得二段粗选精矿中搅拌5min后通过浮选机进行二段一次精选作业，浮选浓度为18%，浮选时间27min，得到二段一次精选精矿和二段一次精选尾矿；强可浮性精矿的加入量为二段一次精选作业中干矿量的15%。

（10）将步骤（8）中所得二段粗选尾矿通过浮选机进行二段一次扫选作业，浮选浓度为18%，浮选时间23min，得到二段一次扫选精矿和二段一次扫选尾矿。

（11）将步骤（9）中二段一次精选精矿依次进行二段二次精选作业（浮选浓度20%）、二段三次精选作业（浮选浓度20%），最终得到低品位精矿，二段二次精选尾矿返二段一次精选作业，二段三次精选尾矿返二段二次精选作业。

（12）将步骤（9）中所得二段一次精选尾矿与步骤（6）中所得强可浮性精矿搅拌混合5min后采用浮选机进行二段精扫选作业，浮选浓度为18%，浮选时间12min，得到二段精扫选精矿和二段精扫选尾矿，该二段精扫选精矿返二段一次精选作业，二段精扫选尾矿与二段一次扫选精矿合并返二段分级作业；强可浮性精矿的加入量为二段精扫选作业中干矿量的15%。

（13）将步骤（10）中所得二段一次扫选尾矿采用浮选机进行二段二次扫选作业，浮选浓度18%，浮选时间13min，得到二段二次扫选精矿和最终尾矿，该二段二次扫选精矿返二段一次扫选作业。

（14）将步骤（7）中所得沉砂经磨矿后返二段分级作业。

选矿结果如下表3所示：

表3 实施例3中二段选矿结果对比

由试验结果可以看出：二段选矿过程中由于加入强可浮性精矿作为桥牵介质，与未加桥牵介质选矿结果相比，低品位精矿中的镍、铜回收率都有所提高。