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(19)中华人民共和国国家知识产权局(12)发明专利申请(10)申请公布号CN109331991A(43)申请公布日2019.02.15(21)申请号201811076696.0(22)申请日2018.09.14(71)申请人金川集团股份有限公司地址737103甘肃省金昌市金川路98号(72)发明人王玛斗崔忠远陈伟李军富江敏高泽东殷建强任晓峰王国文(74)专利代理机构甘肃省知识产权事务中心62100代理人尚鹏(51)Int.Cl.B03B9/00(2006.01)权利要求书2页说明书6页(54)发明名称一种铜镍矿伴生贵金属的选别方法(57)摘要本发明公开了一种铜镍矿伴生贵金属的选别方法,其采用磨矿装置对铜镍原矿进行磨矿并分级得到一段磨矿溢流A1和沉砂A2,并通过尼尔森选矿机对沉砂A2进行选别,得到尼尔森精矿A3和尼尔森尾矿A4,然后对尼尔森精矿A3进行脱水,得到尼尔森精矿A5,对已单体解离的砷铂矿和含金、银等的贵金属矿物进行回收,然后采用浮选方法对重选贵金属精矿进行分选,降低镁、硅等杂质含量,满足后序冶炼要求。本发明适应铜镍矿石共生关系复杂和嵌布粒度不均匀、有用矿物可浮性大的特点,选矿工艺流程采用阶段磨矿、阶段浮选,改善和提高了贵金属选别指标。且在一段磨矿工艺流程中增加重力选矿工艺流程,有利于提前将贵金属富集,提高金、铂等贵金属的回收率。CN109331991ACN109331991A权利要求书1/2页1.一种铜镍矿伴生贵金属的选别方法,其特征在于该方法包括以下步骤:步骤1:采用磨矿装置对铜镍原矿进行磨矿,当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒重量百分比达到矿浆总重量的65%-70%、矿浆重量百分比浓度为67%-73%时,进行旋流器分级,得到一段磨矿溢流A1和沉砂A2两个产品;步骤2:将步骤1得到的沉砂A2作为重选的原矿进入搅拦槽内进行调浆,并通过连续加水将沉砂A2矿浆的质量浓度调整为40%-60%,将沉砂A2矿浆进入尼尔森选矿机进行选别,选别时间为40-50分钟,选别后得到尼尔森精矿A3和尼尔森尾矿A4,不能进入尼尔森选矿机的多余沉砂A2矿浆通过搅拌槽溢流口返回原磨矿回路进行处理;步骤3:将步骤2得到的尼尔森精矿A3进入到搅拌桶中进行缓冲和搅拌,使得尼尔森精矿A3能够均匀、连续地自流输送到与尼尔森选矿机配套的过滤机中进行脱水,得到含水量为15-20%的尼尔森精矿A5;步骤4:将尼尔森尾矿A4送至脱水旋流器组脱水,脱出的水补加给磨矿装置,脱水后的尼尔森尾矿A4进入原磨矿回路;步骤5:将步骤3得到的尼尔森精矿A5经皮带运输机进入搅拌槽中进行调浆,搅拌时间为5-7分钟,得到质量浓度为40-44%的尼尔森精矿A5矿浆,并经软管泵加压打入立式螺旋搅拌磨机,得到细度为200目的精矿产品A6;步骤6:将步骤5中得到的精矿产品A6给入搅拌槽中进行调浆,搅拌时间为5-7分钟,得到质量浓度为20-24%的矿浆,并添加捕收剂100-120g/T、起泡剂25-35g/T、硫酸铜50-70g/T,混合后的矿浆经软管泵加压打入一段浮选机,浮选时间为20-25分钟,得到精矿产品A7和最终尾矿产品A8;步骤7:将步骤6中的精矿产品A7给入到二段浮选机,添加捕收剂20-30g/T,同时加水调浆,得到质量浓度为8-12%的矿浆,浮选时间为7-10分钟,得到最终精矿产品A9和尾矿产品A10;步骤8:将步骤7得到的尾矿产品A10自流回一段浮选机,与精矿产品A6混合循环浮选,将步骤7得到的最终精矿产品A9经软管泵加压打入浓缩机进行一次脱水,得到质量浓度为50-70%的底流A11;步骤9:将步骤8中得到的底流A11经软管泵加压打入过滤机进行二次脱水,得到质量浓度为85-95%的最终产品A12,最终产品A12装袋计量后送冶炼处理。2.根据权利要求1所述的一种铜镍矿伴生贵金属的选别方法,其特征在于:所述步骤2中沉砂A2矿浆进入尼尔森选矿机进行选别时尼尔森选矿机的供水压力为276-690kpa,重力加速度为90-120G。3.根据权利要求1所述的一种铜镍矿伴生贵金属的选别方法,其特征在于:所述步骤5中立式螺旋搅拌磨机的给矿量控制在0.6-1.0T/h。4.根据权利要求1所述的一种铜镍矿伴生贵金属的选别方法,其特征在于:所述步骤6中捕收剂为乙基钠黄药,起泡剂为J-622。5.根据权利要求1所述的一种铜镍矿伴生贵金属的选别方法,其特征在于:所述步骤6中一段浮选机充气量为2m3/h。6.根据权利要求1所述的一种铜镍矿伴生贵金属的选别方法,其特征在于:所述步骤7中捕收剂为乙基钠黄药。2CN109331991A权利要求书2/2页7.根据权利要求1所述的一种铜镍矿伴生贵金属的选别方法,其特征在于:所述步骤7中二段浮选机充气量为2m3/h。3CN109331991A说明书1/6页一种铜镍矿伴生