一种低品位硫化镍铜矿的新型选矿方法

技术领域

本发明属于硫化镍铜矿选矿技术领域，具体涉及一种低品位硫化镍铜矿的新型选矿方法。

背景技术

目前，在选矿生产中，对于硫化镍铜矿石的选矿工艺应用最广发的为浮游选矿，即浮选。浮选常用的工艺流程包括：两段磨矿、两段粗选、多次精选以及粗扫选，产出高精矿和低精矿两种产品。该工艺对原矿品位较高且矿石硬度大的镍铜硫化矿选别效果较好，但随着不断开采利用,矿产资源趋向贫、细、杂、难方向发展，该工艺暴露出以下问题：

1、磨矿细度逐年提高，虽然有效保证了矿物的单体解离，但矿浆中细粒级矿物占比也跟着提高，现有的工艺流程结构和传统充气搅拌式浮选机无法有效对细粒级矿物进行选别，影响了整体镍铜品位及回收率的稳定及提升；

2、细粒级矿物占比过高时，脉石矿物的细化和泥化问题也进一步演化，导致精矿氧化镁的控制越来越困难，直接影响了精矿品质；

3、原矿品位的下降导致二段浮选、磨矿负荷增加，矿设备设施不能满足目前高满负荷生产的需求。

发明内容

针对现有技术存在的问题，本发明提供了一种低品位硫化镍铜矿的新型选矿方法，本发明具体包括以下内容：

一种低品位硫化镍铜矿的新型选矿方法，包括以下步骤：

(1)一段粗选：将一段磨矿后得到的矿粉加水调浆，添加第一药剂，进行一段粗选，得到一段粗选精矿B1和一段粗选排尾C1；

(2)一段精选：将一段粗选精矿B1加水调浆后添加第二药剂，进行一段精选，得到一段精选精矿K1和一段精选排尾X1；

(3)二段粗选：将一段粗选排尾C1和一段精选排尾X1加水调浆，添加第三药剂，进行二段粗选，得到二段粗选精矿B2和二段粗选排尾C2；

(4)二段一次精选：将二段粗选精矿B2加水调浆，加入第四药剂，进行二段一次精选，得到二段一精精矿D2和二段一精排尾F2；

(5)二段精扫浮选一：将二段一精排尾F2给入二段精扫浮选柱一进行富集，所述二段精扫浮选柱一充气量为8-12m

(6)二段精扫浮选二：将浮选柱一排尾H1给入二段精选浮选柱二进行富集，所述二段精扫浮选柱二充气量为10-14m

(7)二段二精浮选：将步骤(4)得到的二段一精精矿D2和步骤(5)得到的浮选柱一精矿G1给入二段二精浮选机进行富集，得到二段二精精矿I2和二段二精排尾J2；

(8)二段精扫浮选三：将二段二精排尾J2给入二段精扫浮选柱三中进行富集，加水将其浓度调整为7％-10％，得到浮选柱三精矿G3和浮选柱三排尾H3；

(9)一段扫选：将步骤(3)得到的二段粗选排尾C2给入一段扫选，添加第五药剂，进行一段扫选，得到一扫精矿L1和一扫排尾M1；

(10)二段扫选：将一扫排尾M1给入二段扫选，得到二扫精矿N1和二扫排尾X1。

优选的，还包括将步骤(7)得到的二段二精精矿I2与步骤(8)得到的浮选柱三精矿G3混合为低品位精矿K2，将低品位精矿K2送入冶炼工序。

优选的，还包括将步骤(8)得到的浮选柱三排尾H3与步骤(6)得到的浮选柱二精矿G2混合，返回二段一次精选工段与步骤(3)得到的二段粗选精矿B2一起进行二段一次精选。

优选的，还包括将步骤(1)得到的一段粗选排尾C1、步骤(2)得到的一段精选排尾X1、步骤(9)得到的一扫精矿L1、步骤(6)得到的浮选柱二排尾H2混合后，经过二段磨矿得到-200目的物料含量不少于85％的物料A2，将物料A2给入二段搅拌槽，调浆后加第三药剂进行二段粗选。

优选的，步骤(1)加水将矿浆浓度调整到29％-33％；所述一段磨矿后得到的矿粉中-200目颗粒含量不少于63％；所述第一药剂包括乙黄药130-150g/t、丁胺黑药15-40g/t、硫酸铵270-330g/t。

优选的，步骤(2)加水将矿浆浓度调整到15％-19％；所述第二药剂包括六偏磷酸钠28-32g/t。

优选的，步骤(3)加水将矿浆浓度调整到19％-23％；所述第三药剂包括乙黄药110-124g/t，丁胺黑药13-17g/t。

优选的，步骤(4)加水将矿浆浓度调整到15％-19％；所述第四药剂包括六偏磷酸钠32-36g/t。

本发明的有益效果：

本发明在现有技术的基础上，结合低品位硫化镍铜矿的特点，对选矿流程和选矿方法进行了改进，采用通过“机-柱联合工艺”，充分发挥流程中关键设备浮选柱和浮选机各自特色优势，相互形成配套化技术条件，能有效解决硫化镍、铜矿物嵌布粒度太细、易于过磨和采用常规浮选分选效率低精矿氧化镁含量高的问题，在强化粗粒级矿物回收的基础上，加强了细粒级矿石的捕收，提高对矿石不断贫化、堪布粒度不断细化后的有价金属矿物的回收能力。采用本发明公开的方法，镍的回收率可以提高1.5％以上、铜的回收率可以提高1.1％以上。

在本发明公开的选矿流程中，一段粗选、精选采用浮选机可发挥其对粗粒级的高选别特性，获得高品位、高回收率的精矿。二段精扫采用浮选柱配合对浮选工艺参数的改进，可充分发挥其对细粒级矿物的高选别特性；同时单体解离不充分的矿物可进入浮选机扫选，然后经二段磨矿后返回二段粗选。

附图说明

图1为本发明公开的方法的工艺流程图；

图2为本发明公开的方法的详细工艺流程图；

图3为传统工艺流程图；

图4为实施例1所公开的选矿方法的数质量流程图。

具体实施方式

下面结合附图1-4和具体实施方式对本发明进行详细说明。下面所示的实施例不对权利要求所记载的发明内容起任何限定作用。另外，下面实施例所表示的构成的全部内容不限于作为权利要求所记载的发明的解决方案所必需的。

参考附图1-2，一种低品位硫化镍铜矿的新型选矿方法，包括以下步骤：

(1)一段粗选：将一段磨矿后得到的矿粉加水调浆，所述一段磨矿后得到的矿粉中-200目颗粒含量不少于63％(质量含量，例如65％、70％、75％、77％等)；控制浆料中固体物料的质量含量为29％-33％(例如30％、31％、32％等)，添加第一药剂，进行一段粗选，得到一段粗选精矿B1和一段粗选排尾C1；所述第一药剂包括乙黄药130-150g/t(例如132g/t、135g/t、138g/t、140g/t、145g/t等)、丁胺黑药15-40g/t(例如16g/t、18g/t、20g/t、25g/t、30g/t、35g/t等)、硫酸铵270-330g/t(例如280g/t、290g/t、300g/t、310g/t、320g/t、325g/t等)，其中，g/t表示每吨矿浆添加药剂的克数；

(2)一段精选：将一段粗选精矿B1加水调浆到固体物料的质量含量为15％-19％(例如16％、17％、18％等)，添加第二药剂，进行一段精选，得到一段精选精矿K1和一段精选排尾X1；所述第二药剂包括六偏磷酸钠28-32g/t(例如28.5g/t、29g/t、30g/t、31g/t、31.5g/t等)；

(3)二段粗选：将一段粗选排尾C1和一段精选排尾X1加水调浆至固体物料的质量含量为19％-23％(例如20％、21％、22％等)，添加第三药剂，进行二段粗选，得到二段粗选精矿B2和二段粗选排尾C2；所述第三药剂包括乙黄药110-124g/t(例如112g/t、115g/t、118g/t、120g/t、122g/t等)、丁胺黑药13-17g/t(例如13.5g/t、14g/t、14.5g/t、15g/t、16g/t等)；

(4)二段一次精选：将二段粗选精矿B2加水调浆到固含量15％-19％(例如16％、17％、18％等)，加入第四药剂，进行二段一次精选，得到二段一精精矿D2和二段一精排尾F2；所述第四药剂包括六偏磷酸钠32-36g/t(例如33g/t、34g/t、35g/t、35.5g/t等)。

(5)二段精扫浮选一：将二段一精排尾F2给入二段精扫浮选柱一进行富集，所述二段精扫浮选柱一充气量为8-12m

(6)二段精扫浮选二：将浮选柱一排尾H1给入二段精选浮选柱二进行富集，所述二段精扫浮选柱二充气量为10-14m

(7)二段二精浮选：将步骤(4)得到的二段一精精矿D2和步骤(5)得到的浮选柱一精矿G1给入二段二精浮选机进行富集，得到二段二精精矿I2和二段二精排尾J2；

(8)二段精扫浮选三：将二段二精排尾J2给入二段精扫浮选柱三中进行富集，加水将其浓度调整为7％-10％(例如7.5％、8％、8.5％、9％、9.5％等)，得到浮选柱三精矿G3和浮选柱三排尾H3；

(9)一段扫选：将步骤(3)得到的二段粗选排尾C2给入一段扫选，添加第五药剂，进行一段扫选，得到一扫精矿L1和一扫排尾M1；

(10)二段扫选：将一扫排尾M1给入二段扫选，得到二扫精矿N1和二扫排尾X1；

(11)将步骤(7)得到的二段二精精矿I2与步骤(8)得到的浮选柱三精矿G3混合为低品位精矿K2，将低品位精矿K2送入冶炼工序；

(12)将步骤(8)得到的浮选柱三排尾H3与步骤(6)得到的浮选柱二精矿G2混合，返回二段一次精选工段与步骤(3)得到的二段粗选精矿B2一起进行二段一次精选；

(13)将步骤(1)得到的一段粗选排尾C1、步骤(2)得到的一段精选排尾X1、步骤(9)得到的一扫精矿L1、步骤(6)得到的浮选柱二排尾H2混合后，经过二段磨矿得到-200目的物料含量不少于85％的物料A2，将物料A2给入二段搅拌槽，调浆后加第三药剂进行二段粗选。

一种低品位硫化镍铜矿的新型选矿方法，包括以下步骤：

1、一段选别

1.1磨矿分级

将硫化镍铜矿原矿经一段磨矿及分级后得到产品-200目含量大于63％，且满足一段选别要求的物料A1

1.2加药、调浆、搅拌

将步骤1.1准备的物料给入搅拌槽，通过加水将矿浆浓度调整到29％-33％，添加乙黄药130-150g/t,丁胺黑药15-40g/t，硫酸铵270-330g/t，然后搅拌5分钟，得到一段粗选给矿A1-1。

1.3粗选

将步骤1.2得到的一段粗选给矿A1-1，给入浮选机进行一段粗选富集，得到一段粗选精矿B1和排尾C1，

1.4精选

一段粗选精矿B1通过加水将浓度调整为15％-19％,并在泵池添加六偏磷酸钠28-32g/t，进行两次精选一次精扫选得到高品位精矿K1和排尾X1，K1进入冶炼工序。

2、二段选别

2.1磨矿分级

将一段粗选排尾矿C1、一段精选排尾X1，扫选精矿L1和浮选柱2尾矿H2经磨矿分级后得到200目含量大于85％，且满足的物料A2。

2.2加药、调浆、搅拌

将步骤2.1准备的物料给入搅拌槽，通过加水将矿浆浓度调整到19％-23％，添加乙黄药110-124g/t，丁胺黑药13-17g/t，然后搅拌5分钟，得到一段粗选给矿A2-1。

2.3粗选

将步骤2.2得到的一段粗选给矿A2-1，给入浮选机进行二段粗选富集，得到二段粗选精矿B2和排尾C2。

2.4精选

2.4.1二段一次精选

将步骤2.3得到的二段粗选精矿B2给入浮选机进行二段一次精选，通过加水将其浓度调整为15％-19％,添加六偏磷酸钠32-36g/t，进行二段一次精选，得到二段一精精矿D2和排尾F2。

2.4.2二段一次精扫

将步骤2.4.1得到的二段一次精选排尾F2给入浮选柱1进行富集，浮选柱充气量在8-12m

将步骤2.4.2得到的浮选柱1排尾H1给入浮选柱2进行富集，浮选柱充气量在10-14m

2.4.3二段二次精选

将步骤2.4.1得到的二段一精精矿D2和步骤2.4.2得到的浮选柱1的精矿G1给入浮选机进行富集，得到二段二精精矿I2和二段二精排尾J2。

2.4.4二段二次精扫

将步骤2.4.3得到的二段二次排尾J2给入浮选柱3进行富集，通过加水，将其浓度调整为7％-10％，得到浮选柱3精矿G3和排尾H3。

将步骤2.4.3得到的二段二精精矿I2和将步骤2.4.4得到的浮选柱3精矿G3混合为低品位精矿K2,K2进入冶炼工序。

将步骤2.4.4得到浮选柱3排尾H3与步骤2.4.2得到的浮选柱2精矿G2混合，返回二段一次精选与步骤2.3得到的二段粗选精矿B2混合。

扫选

3.1一次扫选

将步骤2.3得到的二段粗选排尾C2给入浮选机进行一次扫选，添加乙黄药70-90g/t，得到一扫精矿L1和排尾M1。

3.2二次扫选

将步骤3.1得到的一扫排尾M1给入二段扫选得到精矿N1和排尾X1，N1返回一段扫选，X1作为系统尾矿经浓缩后送到尾矿库堆存。

采用本发明工艺流程与原工艺流程浮选时间对比数据如表1所示。

表1本发明与原工艺流程浮选时间对比表

从表1中可以看出，采用本发明后一段精选时间稍有增加，二段两次精选浮选时间明显增加。

实施例1

矿石为金川硫化镍矿某矿浆样，原矿镍品位0.79％，原矿铜品位0.40％，主要含镍矿物为镍黄铁矿，主要脉石矿物为蛇纹石、橄榄石。

硫化镍铜矿选矿流程参考附图1，一段磨矿细度-200目含量65％，一段粗选矿浆浓度33％，按照每吨原矿145g乙黄药、30g丁胺黑药，300g硫酸铵添加药剂，一段粗选精矿进入一段精选，一段一次精选处按每吨原矿30g添加六偏磷酸钠，一段一精排尾进入一段一精扫，精矿进入一段二精，一段二精精矿为高品位精矿，排尾返回上一级，一段一精扫精矿进入一段一精，排尾与一段粗选尾矿、浮选柱2排尾及二段一扫精矿进入二段磨矿。二段磨矿细度为-200目含量大于85％，二段粗选浓度为20％，按照每吨原矿120g黄药,15g丁胺黑药添加药剂，二段粗选精矿进入二段一次精选，其排尾进入浮选柱1进行富集，浮选柱充气量在8-12m

本实施例数质量流程图见附图4，本实施例主要选别指标见表2。

表2本实施例的浮选指标表

对比例1

硫化镍铜矿传统选矿流程如图3所示，一段磨矿细度-200目含量65％，一段粗选矿浆浓度33％，按照每吨原矿145g乙黄药、30g丁胺黑药，300g硫酸铵添加药剂，一段粗选精矿进入一段精选，一段一次精选处按每吨原矿30g添加六偏磷酸钠，一段一精精矿精矿进入一段二精，一段二精精矿为高品位精矿，排尾返回上一级，一段粗选排尾、二段一扫精矿及二段一次精扫选排尾进入二段磨矿。二段磨矿细度为-200目含量大于85％，按照每吨原矿120g黄药,15g丁胺黑药添加药剂，二段粗选精矿进入二段一次精选，其精矿进入二段二次精选，排尾进入二段一次精扫选，二段二次精选排尾与二段一精扫选精矿一起进入二段二次精扫选，二段二次精扫选精矿与二段二次精选精矿混合为低品位精矿，排尾返回二段二次精选，二段粗选排尾进入扫选，按每吨原矿80g添加乙黄药，经两次富集后排尾为最终尾矿。

表3传统选矿流程的浮选指标表

从表2和表3的数据对比可以看出，采用本发明公开的方法选矿，镍回收率提高了1.72％，铜回收率提高了1.15％。

实施例2

矿石为金川硫化镍矿某矿浆样，原矿镍品位0.86％，原矿铜品位0.42％，主要含镍矿物为镍黄铁矿，主要脉石矿物为蛇纹石、橄榄石。

硫化镍铜矿选矿流程参考附图1，一段磨矿细度-200目含量65％，一段粗选矿浆浓度33％，按照每吨原矿140g乙黄药、30g丁胺黑药，300g硫酸铵添加药剂，一段粗选精矿进入一段精选，一段一次精选处按每吨原矿30g添加六偏磷酸钠，一段一精排尾进入一段一精扫，精矿进入一段二精，一段二精精矿为高品位精矿，排尾返回上一级，一段一精扫精矿进入一段一精，排尾与一段粗选尾矿、浮选柱2排尾及二段一扫精矿进入二段磨矿。二段磨矿细度为-200目含量大于85％，二段粗选浓度为20％，按照每吨原矿110g黄药,15g丁胺黑药添加药剂，二段粗选精矿进入二段一次精选，其排尾进入浮选柱1进行富集，浮选柱充气量在8-12m3/min,实施泡沫喷淋，淋洗水量在35-45m3/min，泡沫层厚度控制在800-900mm，浮选柱1精矿与二段一精精矿一起给入二段二精，排尾给入浮选柱2进行富集，浮选柱充气量在10-14m3/min,实施泡沫喷淋，淋洗水量在35-45m3/min，泡沫层厚度控制在850-950mm，浮选柱2精矿进入二段一精，尾矿进入二段磨矿。二段二精排尾进入浮选柱3进行富集，浮选柱充气量在10-14m3/min,实施泡沫喷淋，淋洗水量在35-45m3/min，泡沫层厚度控制在800-900mm，浮选柱3精矿与二段二精精矿混合为低品位精矿，二段粗选排尾进入扫选，按每吨原矿80g添加乙黄药，经两次富集后排尾为最终尾矿。

表4本实施例的浮选指标表

对比例2

硫化镍铜矿的传统选矿流程如图3所示，一段磨矿细度-200目含量65％，一段粗选矿浆浓度33％，按照每吨原矿140g乙黄药、30g丁胺黑药，300g硫酸铵添加药剂，一段粗选精矿进入一段精选，一段一次精选处按每吨原矿30g添加六偏磷酸钠，一段一精精矿精矿进入一段二精，一段二精精矿为高品位精矿，排尾返回上一级，一段粗选排尾、二段一扫精矿及二段一次精扫选排尾进入二段磨矿。二段磨矿细度为-200目含量大于85％，按照每吨原矿110g黄药,15g丁胺黑药添加药剂，二段粗选精矿进入二段一次精选，其精矿进入二段二次精选，排尾进入二段一次精扫选，二段二次精选排尾与二段一精扫选精矿一起进入二段二次精扫选，二段二次精扫选精矿与二段二次精选精矿混合为低品位精矿，排尾返回二段二次精选，二段粗选排尾进入扫选，按每吨原矿80g添加乙黄药，经两次富集后排尾为最终尾矿。

表5传统选矿流程的浮选指标表

从表4和表5的数据对比可以看出，采用本方案流程后镍回收率提高了1.54％，铜回收率提高了1.44％。

回收率是重要的选矿指标指精矿产品中的金属或其它有用组分的重量与原矿中这种物质重量的百分比，它反映了选矿过程中金属、非金属或其它有用成分的回收程度和选矿技术水平、管理工作质量。回收率计算对整个选矿过程及任意阶段、一个作业均适用。

对所公开的实施例的上述说明，使本领域专业技术人员能够实现或使用本发明。对这些实施例的多种修改对本领域的专业技术人员来说将是显而易见的，本文中所定义的一般原理可以在不脱离本发明的精神或范围的情况下，在其它实施例中实现。因此，本发明将不会被限制于本文所示的实施例，而是要符合与本文所公开的原理和新颖特点相一致的最宽的范围。