[发明专利]一种硫化铜镍矿不同pH值阶段浮选的选矿方法

说明书

本发明公开了一种硫化铜镍矿不同pH值阶段浮选的选矿方法，涉及金属选矿技术领域，包括分段磨矿浮选等步骤，通过对硫化镍铜矿阶段浮选采用不同的pH值，一段浮选采用弱碱性浮选，回收易浮镍铜矿物；二段采用艾萨磨进行细磨，使细粒有用矿物单体解离，浮选采用高浓度弱酸性浮选，回收难选的镍铜矿物，添加耐酸捕收剂和起泡剂，有效提高铜镍回收率指标。

技术领域

本发明涉及金属选矿技术领域，更具体的是涉及硫化铜镍矿不同pH值阶段浮选的选矿方法。

背景技术

某复杂硫化镍铜矿选矿过程常规采用弱碱性浮选，在细粒镍铜矿物含量较高，氧化蚀变程度高时，精矿镍铜回收率偏低，造成金属损失。相比中性矿浆体系，硫化镍矿物在酸性和碱性条件下均有较好的可浮性，墨铜矿矿物在酸性条件下有较好的可浮性。同时加入硫酸对矿物表面有清洗作用，去除有用矿物表面的蛇纹石等脉石矿物的罩盖，使有用金属矿物能与捕收剂充分作用；但是，酸性介质浮选存在常规浮选药剂如黄药类、黑药类在酸性介质中分解快、浮选过程中消泡的问题，尾矿水pH值偏低难以达标排放的问题等。

发明内容

本发明的目的在于：为了解决上述技术问题，本发明提供一种硫化铜镍矿不同pH值阶段浮选的选矿方法，可降低硫化镍铜矿混合浮选精矿铜镍分离铜镍互含指标。

本发明为了实现上述目的具体采用以下技术方案：一种硫化铜镍矿不同pH值阶段浮选的选矿方法，包括以下步骤：

步骤1、将原矿进行一段磨矿，球磨机中添加碳酸钠调节pH值，磨矿后的矿浆给入搅拌桶，加入捕收剂和辅助捕收起泡剂后搅拌均匀，捕收剂用量为80～150g/t，辅助捕收起泡剂用量为60～120g/t；

步骤2、将步骤1中添加药剂后的矿浆进行一段粗选，一段粗选浓度为20～30％，经过一段粗浮选产出粗选精矿和粗选尾矿，粗选精矿经过两次精选后产出一段精矿，两次中二次精选的尾矿返回一次粗选精矿；

步骤3、将步骤2中一段粗选的尾矿和二次精选的尾矿合并给入旋流器分级，分级出粗粒级产品和细粒级产品，分级后的粗粒级产品采用艾萨磨进行细磨；

步骤4、将步骤3中分级后的细粒级产品与艾萨磨排矿一起给入脱水设备进行脱水，脱水后的矿浆浓度40～60％；

步骤5、将步骤4中脱水后的矿浆给入密闭搅拌桶，搅拌桶内添加98％的浓硫酸，充分搅拌；

步骤6、将步骤5中搅拌好的矿浆给入加药搅拌桶，添加耐酸捕收剂S和耐酸起泡剂A，搅拌均匀，耐酸捕收剂S用量为100～200g/t，耐酸起泡剂A用量为100～200g/t；

步骤7、将步骤6中加药搅拌后的矿浆进行二段粗选，经过二段粗选产出粗选精矿和粗选尾矿，粗选精矿经两次精选后产出二段精矿，两次中二次精选的尾矿返回一次精选；

步骤8、将步骤7中二次粗选尾矿给入搅拌桶添加耐酸捕收剂S，搅拌均匀后进行两次扫选，排出最终尾矿，耐酸捕收剂S的添加量为40～80g/t，二次扫选的精矿返回一次扫选的加药搅拌桶；

步骤9、将步骤4中脱去的回水用于稀释最终尾矿水的酸碱度，使尾矿pH值达标并进行排放；

步骤10、将步骤7中一次精选尾矿和步骤8中一次扫选精矿合并，返回步骤6中的加药搅拌桶。

优选的，所述步骤1中，磨矿浓度为50～70％，磨矿细度为-200目60％～80％，碳酸钠用量为1kg/t～3kg/t。

优选的，所述步骤1中，捕收剂为黄原酸盐类捕收剂，辅助捕收起泡剂为黑药类捕收起泡剂。

优选的，所述步骤3中，旋流器分级细粒级产品细度为-280目70～90％，粗粒级产品浓度为40～60％。

优选的，所述步骤3中，艾萨磨细磨产品粒度为-280目70～90％。