一种提高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法

1.本发明涉及选矿技术领域，具体涉及一种提高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法。

背景技术：

2.镍、铜是两种非常重要的金属原料，也是我国重要的战略储备物资，能解决国民企业广泛的生产需求。硫化铜镍矿石是镍、铜的重要来源，我国大型硫化铜镍矿床多为多金属复合硫化矿床，具有嵌布粒度微细，共生关系复杂等特点。近年来，随着矿石开采的不断深入，铜、镍原矿品位急剧下降，含镁脉石矿物含量上升，使用现有的技术难以有效回收铜、镍金属。因此如何实现低品位硫化铜镍矿资源综合利用，已成为提高我国硫化铜镍矿山企业经济效益，促进矿山企业的可持续发展亟待解决的问题。
3.公开号为cn110976074b的专利提供了一种低品位硫化铜镍矿的选矿方法，通过设置两级磨矿与浮选，采用松醇油与十二胺的混合物作为起泡剂，采用超疏水聚氨酯纳米离子作为捕收剂，从而有效脱除脉石矿物，并强化铜镍矿物的浮选效果，提高铜镍混合精矿的品位。但该方法流程较长，步骤较为繁琐，从而影响选别流程指标的稳定性，同时蛇纹石等矿泥对纳米捕收剂的影响并没有考查，并且纳米级原料价格昂贵，应用价值有限。
4.有鉴于此，当前仍然需要研发一种合适的提高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法，进而提供低品位硫化铜镍矿混合精矿综合指标。

技术实现要素：

5.鉴于目前存在的上述不足，本发明提供一种高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法，本发明针对低品位硫化铜镍矿浮选回收率较难提高，现有药剂制度复杂等问题，开发了提高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法。本发明实现了对低品位硫化铜镍矿金属资源的高效回收率，显著提高了铜、镍回收率，为后续作业降低了生产成本。
6.为了达到上述目的，本发明提供一种提高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法，包括以下步骤：
7.步骤1：将硫化铜镍矿原矿加入调整剂并磨矿，得到原始矿浆；
8.步骤2：向所述原始矿浆中依次加入抑制剂、捕收剂并混合，进行铜镍粗选ⅰ，得到第一粗选精矿和第一尾矿；
9.步骤3：向所述第一粗选精矿中加入抑制剂并混合，进行铜镍精选ⅰ，得到第二粗选精矿和第一中矿；
10.步骤4：向所述第二粗选精矿中加入抑制剂并混合，进行铜镍精选ⅱ，得到高品位精矿；
11.步骤5：将所述第一尾矿与所述第一中矿混合后加入调整剂并进行再磨，得到第二矿浆；
12.步骤6：向所述第二矿浆中依次加入抑制剂、捕收剂并混合，进行铜镍粗选ⅱ，得到
第三粗选精矿和最终尾矿；
13.步骤7：向所述第三粗选精矿中加入抑制剂并混合，进行铜镍精选ⅲ，得到第四粗选精矿；
14.步骤8：向所述第四粗选精矿中加入抑制剂并混合，进行铜镍精选ⅳ，得到低品位精矿；
15.步骤9：将所述高品位精矿和所述低品位精矿混合，得到铜镍混合精矿。
16.依照本发明的一个方面，所述步骤1中，磨矿后细度为-74um的颗粒含量大于75％。
17.依照本发明的一个方面，所述调整剂包括添加量为50-100g/t的硫酸铜、添加量为70-150g/t的硫酸铵和添加量为20-50g/t的硫酸锌中的至少一种。
18.依照本发明的一个方面，所述步骤2和步骤6中，所述抑制剂包括添加量为100-200g/t的氟化钙、添加量为100-200g/t的氟化钠和添加量为100-200g/t的氟化钾中的至少一种。
19.依照本发明的一个方面，所述步骤3和步骤7中，所述抑制剂包括添加量为50-100g/t的氟化钙、添加量为50-100g/t的氟化钠和添加量为50-100g/t的氟化钾中的至少一种。
20.依照本发明的一个方面，所述步骤4和步骤8中，所述抑制剂包括添加量为20-50g/t的氟化钙、添加量为20-50g/t的氟化钠和添加量为20-50g/t的氟化钾中的至少一种。
21.依照本发明的一个方面，所述捕收剂包括丁基黄原酸钠、o-异丙基-n-乙基硫逐氨基甲酸酯和二丁基二硫代磷酸铵。
22.依照本发明的一个方面，所述丁基黄原酸钠的添加量为100-200g/t；所述o-异丙基-n-乙基硫逐氨基甲酸酯的添加量为20-50g/t；所述二丁基二硫代磷酸铵的添加量为10-30g/t。
23.依照本发明的一个方面，所述步骤5中，再磨后细度为-74um的颗粒含量大于93％。
24.依照本发明的一个方面，所述硫化铜镍矿原矿具体为硫化铜镍矿加水调浆而成。
25.本发明的有益效果：
26.(1)本技术在磨矿前加入调整剂，调整剂水解产生的cu
2+
、nh
+
和zn
2+
离子中的任一离子均可与硫化铜镍表面结合生成相应的活化产物，有利于磨矿以及后续铜镍矿与捕收剂相结合，有效改善混合粗选浮选环境；对第一尾矿进行再磨，使得第一尾矿中难选铜镍矿物进一步单体接力，提高铜镍综合回收率；
27.(2)本技术通过抑制剂水解产生的强电荷氟离子对含镁脉石矿物进行优先絮团亲水，并通过丁基黄原酸钠、o-异丙基-n-乙基硫逐氨基甲酸酯和二丁基二硫代磷酸铵组合药剂对铜、镍金属进行有效富集，从而达到铜镍矿物与脉石矿物分离的目的；
28.(3)本发明流程短，易于操作，药剂制度简单，药剂用量少，成本较低，有利于实际生产。
附图说明
29.图1为本发明实施例所述的一种提高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法的流程图。
具体实施方式
30.为使本发明更加容易理解，下面结合具体实施例，进一步阐述本发明。应理解，这些实施例仅用于说明本发明而不用于限制本发明的范围，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。除非另有定义，下文所用专业术语和本领域专业技术人员所理解的含义一致；除非特殊说明，本文所涉及的原料、试剂均可从市场购买，或通过公知的方法制得。
31.一种提高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法，如图1所示，具体包括以下步骤：
32.步骤1：将硫化铜镍矿原矿加入调整剂并磨矿，得到原始矿浆；其中，所述硫化铜镍矿原矿具体为硫化铜镍矿加水调浆而成；磨矿后细度为-74um的颗粒含量大于75％；调整剂包括添加量为50-100g/t的硫酸铜、添加量为70-150g/t的硫酸铵和添加量为20-50g/t的硫酸锌中的至少一种；
33.步骤2：向所述原始矿浆中依次加入抑制剂、捕收剂并混合，进行铜镍粗选ⅰ，得到第一粗选精矿和第一尾矿；其中，所述抑制剂包括添加量为100-200g/t的氟化钙、添加量为100-200g/t的氟化钠和添加量为100-200g/t的氟化钾中的至少一种；所述捕收剂包括丁基黄原酸钠、o-异丙基-n-乙基硫逐氨基甲酸酯和二丁基二硫代磷酸铵；优选的，所述丁基黄原酸钠的添加量为100-200g/t；所述o-异丙基-n-乙基硫逐氨基甲酸酯的添加量为20-50g/t；所述二丁基二硫代磷酸铵的添加量为10-30g/t；
34.步骤3：向所述第一粗选精矿中加入抑制剂并混合，进行铜镍精选ⅰ，得到第二粗选精矿和第一中矿；其中，所述抑制剂包括添加量为50-100g/t的氟化钙、添加量为50-100g/t的氟化钠和添加量为50-100g/t的氟化钾中的至少一种；
35.步骤4：向所述第二粗选精矿中加入抑制剂并混合，进行铜镍精选ⅱ，得到高品位精矿；其中，所述抑制剂包括添加量为20-50g/t的氟化钙、添加量为20-50g/t的氟化钠和添加量为20-50g/t的氟化钾中的至少一种；
36.步骤5：将所述第一尾矿与所述第一中矿混合后加入调整剂并进行再磨，得到第二矿浆；其中，所述调整剂包括添加量为50-100g/t的硫酸铜、添加量为70-150g/t的硫酸铵和添加量为20-50g/t的硫酸锌中的至少一种；再磨后细度为-74um的颗粒含量大于93％；
37.步骤6：向所述第二矿浆中依次加入抑制剂、捕收剂并混合，进行铜镍粗选ⅱ，得到第三粗选精矿和最终尾矿；其中，所述抑制剂包括添加量为100-200g/t的氟化钙、添加量为100-200g/t的氟化钠和添加量为100-200g/t的氟化钾中的至少一种；所述捕收剂包括丁基黄原酸钠、o-异丙基-n-乙基硫逐氨基甲酸酯和二丁基二硫代磷酸铵；优选的，所述丁基黄原酸钠的添加量为100-200g/t；所述o-异丙基-n-乙基硫逐氨基甲酸酯的添加量为20-50g/t；所述二丁基二硫代磷酸铵的添加量为10-30g/t；
38.步骤7：向所述第三粗选精矿中加入抑制剂并混合，进行铜镍精选ⅲ，得到第四粗选精矿；其中，所述抑制剂包括添加量为50-100g/t的氟化钙、添加量为50-100g/t的氟化钠和添加量为50-100g/t的氟化钾中的至少一种；
39.步骤8：向所述第四粗选精矿中加入抑制剂并混合，进行铜镍精选ⅳ，得到低品位精矿；其中，所述抑制剂包括添加量为20-50g/t的氟化钙、添加量为20-50g/t的氟化钠和添
加量为20-50g/t的氟化钾中的至少一种；
40.步骤9：将所述高品位精矿和所述低品位精矿混合，得到铜镍混合精矿。
41.需要说明的是，本技术的调整剂、抑制剂和捕收剂的添加量的单位“g/t”表示每吨硫化铜镍矿添加调整剂、抑制剂或捕收剂的克数。
42.实施例1
43.一种提高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法，包括以下步骤：
44.步骤1：将硫化铜镍矿加水调浆后，加入100g/t的硫酸铜和150g/t的硫酸铵，然后球磨进行磨矿(磨矿后细度为-74um的颗粒含量大于75％)，得到原始矿浆；
45.步骤2：向所述原始矿浆中依次加入200g/t的氟化钙，混合后向其中加入200g/t丁基黄原酸钠、50g/t o-异丙基-n-乙基硫逐氨基甲酸酯和30g/t二丁基二硫代磷酸铵，混合后进行铜镍粗选ⅰ，得到第一粗选精矿和第一尾矿；
46.步骤3：向所述第一粗选精矿中加入100g/t的氟化钙并混合，进行铜镍精选ⅰ，得到第二粗选精矿和第一中矿；
47.步骤4：向所述第二粗选精矿中加入50g/t的氟化钙并混合，进行铜镍精选ⅱ，得到高品位精矿；
48.步骤5：将所述第一尾矿与所述第一中矿混合后加入50g/t的硫酸铜和75g/t的硫酸铵并进行再磨(再磨后细度为-74um的颗粒含量大于93％)，得到第二矿浆；
49.步骤6：向所述第二矿浆中依次加入200g/t的氟化钙，混合后向其中加入200g/t丁基黄原酸钠、50g/t o-异丙基-n-乙基硫逐氨基甲酸酯和30g/t二丁基二硫代磷酸铵，混合后进行铜镍粗选ⅱ，得到第三粗选精矿和最终尾矿；
50.步骤7：向所述第三粗选精矿中加入100g/t的氟化钙并混合，进行铜镍精选ⅲ，得到第四粗选精矿；
51.步骤8：向所述第四粗选精矿中加入50g/t的氟化钙并混合，进行铜镍精选ⅳ，得到低品位精矿；
52.步骤9：将所述高品位精矿和所述低品位精矿混合，得到铜镍混合精矿。
53.通过本实施例的上述方法得到铜镍混合精矿含镍7.73％、镍回收率72.94％，含铜4.53％、铜回收率64.92％，含氧化镁6.00％。
54.实施例2
55.一种提高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法，包括以下步骤：
56.步骤1：将硫化铜镍矿加水调浆后，加入100g/t的硫酸铜和50g/t的硫酸锌，然后球磨进行磨矿(磨矿后细度为-74um的颗粒含量大于75％)，得到原始矿浆；
57.步骤2：向所述原始矿浆中依次加入200g/t的氟化钠，混合后向其中加入200g/t丁基黄原酸钠、50g/t o-异丙基-n-乙基硫逐氨基甲酸酯和30g/t二丁基二硫代磷酸铵，混合后进行铜镍粗选ⅰ，得到第一粗选精矿和第一尾矿；
58.步骤3：向所述第一粗选精矿中加入100g/t的氟化钠并混合，进行铜镍精选ⅰ，得到第二粗选精矿和第一中矿；
59.步骤4：向所述第二粗选精矿中加入50g/t的氟化钠并混合，进行铜镍精选ⅱ，得到高品位精矿；
60.步骤5：将所述第一尾矿与所述第一中矿混合后加入50g/t的硫酸铜和25g/t的硫
酸锌并进行再磨(再磨后细度为-74um的颗粒含量大于93％)，得到第二矿浆；
61.步骤6：向所述第二矿浆中依次加入200g/t的氟化钠，混合后向其中加入200g/t丁基黄原酸钠、50g/t o-异丙基-n-乙基硫逐氨基甲酸酯和30g/t二丁基二硫代磷酸铵，混合后进行铜镍粗选ⅱ，得到第三粗选精矿和最终尾矿；
62.步骤7：向所述第三粗选精矿中加入100g/t的氟化钠并混合，进行铜镍精选ⅲ，得到第四粗选精矿；
63.步骤8：向所述第四粗选精矿中加入50g/t的氟化钠并混合，进行铜镍精选ⅳ，得到低品位精矿；
64.步骤9：将所述高品位精矿和所述低品位精矿混合，得到铜镍混合精矿。
65.通过本实施例的上述方法得到铜镍混合精矿含镍6.69％、镍回收率71.90％，含铜4.31％、铜回收率63.68％，含氧化镁6.25％。
66.对比例1
67.对比例与实施例1的区别是步骤1和步骤5不加调整剂，而是直接球磨，其它操作与实施例1相同。
68.通过对比例的上述方法得到的铜镍混合精矿含镍4.58％、镍回收率62.1％，含铜3.05％、铜回收率52.4％，含氧化镁8.62％。
69.以上所述，仅为本发明的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本领域技术的技术人员在本发明公开的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。因此，本发明的保护范围应以所述权利要求的保护范围为准。

技术特征：

1.一种提高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法，其特征在于，包括以下步骤：步骤1：将硫化铜镍矿原矿加入调整剂并磨矿，得到原始矿浆；步骤2：向所述原始矿浆中依次加入抑制剂、捕收剂并混合，进行铜镍粗选ⅰ，得到第一粗选精矿和第一尾矿；步骤3：向所述第一粗选精矿中加入抑制剂并混合，进行铜镍精选ⅰ，得到第二粗选精矿和第一中矿；步骤4：向所述第二粗选精矿中加入抑制剂并混合，进行铜镍精选ⅱ，得到高品位精矿；步骤5：将所述第一尾矿与所述第一中矿混合后加入调整剂并进行再磨，得到第二矿浆；步骤6：向所述第二矿浆中依次加入抑制剂、捕收剂并混合，进行铜镍粗选ⅱ，得到第三粗选精矿和最终尾矿；步骤7：向所述第三粗选精矿中加入抑制剂并混合，进行铜镍精选ⅲ，得到第四粗选精矿；步骤8：向所述第四粗选精矿中加入抑制剂并混合，进行铜镍精选ⅳ，得到低品位精矿；步骤9：将所述高品位精矿和所述低品位精矿混合，得到铜镍混合精矿。2.根据权利要求1所述的提高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法，其特征在于，所述步骤1中，磨矿后细度为-74um的颗粒含量大于75％。3.根据权利要求1所述的提高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法，其特征在于，所述调整剂包括添加量为50-100g/t的硫酸铜、添加量为70-150g/t的硫酸铵和添加量为20-50g/t的硫酸锌中的至少一种。4.根据权利要求1所述的提高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法，其特征在于，所述步骤2和步骤6中，所述抑制剂包括添加量为100-200g/t的氟化钙、添加量为100-200g/t的氟化钠和添加量为100-200g/t的氟化钾中的至少一种。5.根据权利要求1所述的提高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法，其特征在于，所述步骤3和步骤7中，所述抑制剂包括添加量为50-100g/t的氟化钙、添加量为50-100g/t的氟化钠和添加量为50-100g/t的氟化钾中的至少一种。6.根据权利要求1所述的提高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法，其特征在于，所述步骤4和步骤8中，所述抑制剂包括添加量为20-50g/t的氟化钙、添加量为20-50g/t的氟化钠和添加量为20-50g/t的氟化钾中的至少一种。7.根据权利要求1所述的提高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法，其特征在于，所述捕收剂包括丁基黄原酸钠、o-异丙基-n-乙基硫逐氨基甲酸酯和二丁基二硫代磷酸铵。8.根据权利要求7所述的提高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法，其特征在于，所述丁基黄原酸钠的添加量为100-200g/t；所述o-异丙基-n-乙基硫逐氨基甲酸酯的添加量为20-50g/t；所述二丁基二硫代磷酸铵的添加量为10-30g/t。9.根据权利要求1所述的提高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法，其特征在于，所述步骤5中，再磨后细度为-74um的颗粒含量大于93％。10.根据权利要求1所述的提高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法，其特征在于，所述硫化铜镍矿原矿具体为硫化铜镍矿加水调浆而成。

技术总结

本发明公开了一种提高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法，包括硫化铜镍矿调浆加药、磨矿、混合粗选、二次混合精选、粗选尾矿与中矿再磨再选等步骤。本发明针对低品位硫化铜镍矿浮选回收率较难提高，现有药剂制度复杂等问题，开发了提高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法。本发明实现了对低品位硫化铜镍矿金属资源的高效回收率，显著提高了铜、镍回收率，为后续作业降低了生产成本。为后续作业降低了生产成本。为后续作业降低了生产成本。