一种提高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法.pdf

(19)国家知识产权局(12)发明专利申请(10)申请公布号CN115445777A(43)申请公布日2022.12.09(21)申请号202211189754.7B03D101/06(2006.01)(22)申请日2022.09.28B03D101/02(2006.01)B03D103/02(2006.01)(71)申请人中南大学地址410000湖南省长沙市岳麓区麓山南路932号(72)发明人孙磊曹杨孙伟汪清清胡岳华(74)专利代理机构长沙轩荣专利代理有限公司43235专利代理师汪金连(51)Int.Cl.B03D1/00(2006.01)B03D1/002(2006.01)B03D1/014(2006.01)B03B9/00(2006.01)权利要求书1页说明书5页附图1页(54)发明名称一种提高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法(57)摘要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。CN115445777ACN115445777A权利要求书1/1页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。2CN115445777A说明书1/5页一种提高低品位硫化铜镍矿的铜镍浮选回收率的方法技术领域[0001]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[0002]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