一种铜镍矿的选矿方法

摘要

本发明公开了一种铜镍矿的选矿方法，包括破碎、筛分、磨矿分级、一段浮选和二段浮选工艺流程，其特征在于，还包括重力选矿工艺流程和中矿单独再磨再选工艺流程，该选矿方法包括原料预处理、一段浮选、二段浮选、中矿单独再磨再选和重力选矿。该铜镍矿的选矿方法，改善和提高了选别指标，提高贵金属的回收率。采用两种产品的技术方案，打破了通过损失回收率来提高精矿产品品位、降低氧化镁含量的生产格局，释放了回收率的提升空间。采用多点产出铜镍混合精矿的工艺流程，将浮选产品由单一的镍精矿产品改为高品位镍精矿产品和低品位镍精矿产品，是一种经济、适用、简单且选矿效果好的方法。

权利要求

1.一种铜镍矿的选矿方法，包括破碎、筛分、磨矿分级、一段浮选和二段浮选工艺流程，其特征在于，还包括重力选矿工艺流程和中矿单独再磨再选工艺流程，该选矿方法包括以下步骤：A原料预处理

A.1破碎、筛分：将镍含量为0.8～1.3%、贵金属Au+Pt含量为1.5～2.5g/t的铜镍矿进行破碎，通过检查筛分，得到-10毫米粒级含量达到≥85%的细碎产品；

A.2磨矿分级

A.2.1一段磨矿：将步骤A.1得到的细碎产品进行一段磨矿，然后进行一段控制分级，得到-200目含量达到≥65%的一段浮选原料A1；

A.2.2二段磨矿：将步骤B.1得到的一段粗选尾矿产品B2、步骤B.2得到的一段一次精选尾矿产品B4进行二段磨矿，然后进行二段控制分级，得到-200目含量达到≥80%的二段浮选原料A2；

A.3加药、调浆及搅拌

A.3.1将步骤A.2.1得到的一段浮选原料A1给入搅拌槽，添加硫酸铵650～800g/t，使矿浆的PH值达到8.5～9.0；加水将矿浆的浓度调整到28～32%，添加黄药140～150g/t、J-622起泡剂80～90g/t，然后搅拌6～8分钟，得到一段矿浆A3；

A.3.2将步骤A.2.2得到的二段浮选原料A2给入搅拌槽，添加硫酸铵200～300g/t，使矿浆的PH值达到8.5～9.0，加水将矿浆浓度调整到20～25%，添加黄药30～50g/t、J-622起泡剂30～40g/t，然后搅拌6～8分钟，得到二段矿浆A4；

B一段浮选

B.1一段粗选：将步骤A.3.1得到的一段矿浆A3给入浮选机进行一段粗选，往矿浆内

3 2

充入空气0.6～0.8m/m·min，浮选28～32分钟，得到一段粗选精矿产品B1和一段粗选尾矿产品B2；

B.2一段一次精选：将步骤B.1得到的一段粗选精矿产品B1和步骤B.3得到的一段二次精选尾矿产品B5，给入浮选机进行一段一次精选，加水将矿浆浓度调整到17～20%，往矿

3 2

浆内充入空气1.2～1.5m/m·min，浮选15～18分钟，得到一段一次精选精矿产品B3和一段一次精选尾矿产品B4；

B.3一段二次精选：将步骤B.2得到的一段一次精选精矿产品B3给入浮选机进行一段

3 2

二次精选，加水将矿浆浓度调整到12～15%，往矿浆内充入空气1.3～1.5m/m·min，浮选

30～32分钟，得到高品位镍精矿产品B和一段二次精选尾矿产品B5；将一段二次精选尾矿产品B5返回到步骤B.2进行循环选别；将所述高品位镍精矿产品B送往闪速炉熔炼系统；

C二段浮选

C.1二段粗选：将步骤A.3.2得到的二段矿浆A4，给入浮选机进行二段粗选，往矿浆内

3 2

充入空气0.4～0.5m/m·min，浮选18～20分钟，得到二段粗选精矿产品C1和二段粗选尾矿产品C2；

C.2二段一次精选：将步骤C.1得到的二段粗选精矿产品C1和步骤C.3得到的二段二次精选尾矿产品C5，给入浮选机进行二段一次精选，加水将矿浆浓度调整到15～18%，往矿

3 2

浆内充入空气1.2～1.4m/m·min，浮选25～30分钟，得到二段一次精选精矿产品C3和二段一次精选尾矿产品C4；

C.3二段二次精选：将步骤C.2得到的二段一次精选精矿产品C3，给入浮选机进行二段

3 2

二次精选，加水将矿浆浓度调整到12～15%，往矿浆内充入空气1.3～1.5m/m·min，浮选

40～50分钟，得到二段二次精选精矿产品C和二段二次精选尾矿产品C5；将二段二次精选尾矿产品C5返回到步骤C.2进行循环选别，将所述二段二次精选精矿产品C送富氧顶吹炉熔炼系统；

C.4二段一次扫选：将步骤C.1得到的二段粗选尾矿产品C2和步骤C.5得到的二段二次扫选精矿产品C8，给入浮选机进行二段一次扫选，加水将矿浆浓度调整到20～25%，往矿

3 2

浆内充入空气0.8～1.0m/m·min，加入黄药10～20g/t，浮选8～10分钟，得到二段一次扫选精矿产品C6和二段一次扫选尾矿产品C7；

C.5二段二次扫选：将步骤C.4得到的二段一次扫选尾矿产品C7，给入浮选机进行二段

3 2

二次扫选，加水将矿浆浓度调整到18～20%，往矿浆内充入空气0.7～0.9m/m·min，浮选

10～12分钟，得到二段二次扫选精矿产品C8和二段二次扫选尾矿产品T1；将二段二次扫选精矿产品C8返回到步骤C.4中进行循环选别；

D中矿单独再磨再选

D.1中矿再磨：将步骤C.2得到的二段一次精选尾矿产品C4、步骤C.4得到的二段一次扫选精矿产品C6和步骤D.4得到的中矿一次精选尾矿产品D6、步骤D.6得到的中矿扫选精矿产品D8，进行中矿再磨，然后进行中矿控制分级，得到-200目含量≥90%的中矿浮选原料D1；

D.2加药、调浆及搅拌

将步骤D.1得到的中矿浮选原料D1给入搅拌槽，添加硫酸铵300～400g/t，使矿浆的PH值达到8.5～9，加水将矿浆浓度调整到14～16%，加入黄药10～20g/t、J-622起泡剂

3～5g/t，然后搅拌6～8分钟，得到中矿矿浆D2；

D.3中矿粗选：将步骤D.2得到的中矿矿浆D2，给入浮选机进行中矿粗选，往矿浆内充

3 2

入空气0.4～0.5m/m·min，浮选6～8分钟，得到中矿粗选精矿产品D3和中矿粗选尾矿产品D4；

D.4中矿一次精选：步骤将D.3得到的中矿粗选精矿产品D3和步骤D.5得到的中矿二次精选尾矿产品D7，给入浮选机进行中矿一次精选，加水将矿浆浓度调整到13～15%，往矿

3 2

浆内充入空气1.2～1.4m/m·min，浮选8～12分钟，得到中矿一次精选精矿产品D5和中矿一次精选尾矿产品D6；将中矿一次精选尾矿产品D6返回到步骤D.1进行循环选别；

D.5中矿二次精选：将步骤D.4得到的中矿一次精选精矿产品D5，给入浮选机进行中矿

3 2

二次精选，加水将矿浆浓度调整到12～15%，往矿浆内充入空气1.3～1.5m/m·min，浮选

20～25分钟，得到中矿二次精选精矿产品D和中矿二次精选尾矿产品D7；将中矿二次精选尾矿产品D7返回到步骤D.4进行循环选别，将所述中矿二次精选精矿产品D送富氧顶吹熔炼系统；

将步骤C.3得到的二段二次精选精矿产品C和步骤D.5得到的中矿二次精选精矿产品D，合并称为低品位镍混合精矿；

D.6中矿扫选：将步骤D.3得到的中矿粗选尾矿产品D4，给入浮选机进行中矿扫选，加

3 2

水将矿浆浓度调整到13～15%，往矿浆内充入空气0.8～1.0m/m·min，浮选10～12分钟，得到中矿扫选精矿产品D8和中矿扫选尾矿产品T2；将中矿扫选精矿产品D8返回到步骤D.1进行循环选别；

将步骤C.5得到的二段二次扫选尾矿产品T1和步骤D.6得到的中矿扫选尾矿产品T2合并为最终尾矿，经浓缩后送尾矿库堆存；

E重力选矿：在步骤A.2.1的一段磨矿与一段控制分级之间引入重力选矿，回收贵金属Au+Pt；

E.1调浆、搅拌：将步骤A.2.1得到的一段磨矿产品，在进行一段控制分级前，给入高效搅拌槽，加水将矿浆浓度调整到40～60%，然后充分搅拌3～5分钟；得到贵金属Au+Pt矿浆原料E1；

E.2尼尔森重选：将步骤E.1的得到的贵金属Au+Pt矿浆原料E1，给入到尼尔森离心选矿机进行重力选矿，供水压力为276～690kpa，重力加速度为100～120G，选别时间为40～

50分钟，得到含贵金属元素Au+Pt为150～200g/t的贵金属精矿产品E2和贵金属尾矿产品E3；贵金属精矿产品E2经脱水后，供贵金属冶炼系统进行贵金属提取，贵金属尾矿产品E3进入步骤A.2.1的一段控制分级工艺流程。

2.根据权利要求1所述的一种铜镍矿的选矿方法，其特征在于，所述步骤B.3得到的高品位镍精矿产品B中镍含量为8.0～10.5%、氧化镁含量为5.5～6.7%。

3.根据权利要求1所述的一种铜镍矿的选矿方法，其特征在于，所述步骤C.3得到的二段二次精选精矿产品C中镍含量为3.5～5.8%、氧化镁含量为8.0～12.0%。

4.根据权利要求1所述的一种铜镍矿的选矿方法，其特征在于，所述步骤C.5得到的二段二次扫选尾矿产品T1中镍含量为0.17～0.21%。

5.根据权利要求1所述的一种铜镍矿的选矿方法，其特征在于，所述步骤D.5得到的中矿二次精选精矿产品D中镍含量为3.8～4.8%，氧化镁含量为8.5～11.0%。

6.根据权利要求1所述的一种铜镍矿的选矿方法，其特征在于，所述步骤D.6得到的中矿扫选尾矿产品T2中镍含量为0.17～0.21%。

说明书

一种铜镍矿的选矿方法

技术领域

[0001] 本发明属于选矿技术领域，涉及一种铜镍矿的选矿方法。

背景技术

[0002] 目前世界上主要开采的是镍矿是硫化铜镍矿。金川硫化铜镍矿是世界著名的多金属共生的大型硫化铜镍矿之一，矿石中不仅含有丰富的镍和铜，还富含有钴、铂、钯、金、银、硒、碲、硫、铬、铁等多种元素。硫化铜镍矿物主要有镍黄铁矿、紫硫镍铁矿、镍磁黄铁矿、硫镍钴等以游离硫化铜镍矿形态存在，还有一部分镍以类质同象赋存于磁黄铁中。脉石矿物主要为蛇纹石。金属矿物与脉石矿物共生关系十分复杂，且嵌布粒度较细。在硫化铜镍矿磨矿过程中，脉石矿物容易泥化，产生大量细粒级的蛇纹石，由于细粒蛇纹石比表面积大，表面能高，容易吸附起泡剂和捕收剂而上浮，是影响硫化镍矿物可浮性的主要原因。

[0003] 根据硫化镍矿石浮选特点和矿物的可浮性，一般采用浮选方法对镍及伴生金属进行富集和回收。基本原则是以选镍为主，铜、钴等贵金属随镍矿物共浮，产出混合精矿。这样的选矿方法存在以下几个问题：

[0004] 1、贵金属是以主金属镍的副产品进入到后序工艺，没有单独选别贵金属的工艺，造成在选矿过程中贵金属富集比和回收率偏低，与先进发达国家同行相比，贵金属的回收率低5～8%左右。

[0005] 2、二段一次精选选出的尾矿及二段一次扫选选出的泡沫属于中矿，中矿品位较低，连生体较多，中矿不能充分解离，且中矿中细粒级矿泥又会返回二段浮选流程，恶化选别作业环境，导致精矿品位的降低和尾矿品位升高，精矿质量难以达到后序冶炼工艺的要求，且回收率提高的空间非常有限。

[0006] 3、由于浮选过程中得到的铜镍精矿中含有氧化镁，在镍闪速炉熔炼中熔炼时，由于镍的熔点为1453℃，氧化镁的熔点在1600℃以上，铜镍精矿中氧化镁含量过高不但会造成冶炼成本增加，而且会造成炉渣相粘度过大，导致冶炼炉结瘤，渣相分离困难，降低冶炼回收率。在没有有效的降镁技术的情况下，为了满足闪速溶炼对氧化镁的要求，选矿过程中不得不采取提高精矿品位的方法降低氧化镁，这也是镍铜综合回收率受此限制无法提高的重要原因之一。

[0007] 4、为了适应对后序冶炼生产工艺对不同原料的要求，对已形成生产规模和成熟工艺技术的选矿厂来说，技术改造应该在保持现有流程的基础上，不能改变生产格局，也不能造成生产成本的大幅升高。

发明内容

[0008] 本发明的目的就是针对已有选矿方法中存在的铂族金属回收率低、精矿化镁含量高、选矿产品单一等制约技术经济指标无法提高的问题，提供一种经济、适用、简单且选矿效果好的一种铜镍矿的选矿方法。

[0009] 为实现上述目的，本发明采取的技术方案是：

[0010] 一种铜镍矿的选矿方法，包括破碎、筛分、磨矿分级、一段浮选和二段浮选工艺流程，还包括重力选矿工艺流程和中矿单独再磨再选工艺流程，该选矿方法包括以下步骤：

[0011] A原料预处理

[0012] A.1破碎、筛分：将镍含量为0.8～1.3%、贵金属Au+Pt含量为1.5～2.5g/t的铜镍矿进行破碎，通过检查筛分，得到-10毫米粒级含量达到≥85%以上的细碎产品；

[0013] A.2磨矿分级

[0014] A.2.1一段磨矿：将步骤A.1得到的细碎产品进行一段磨矿，然后进行一段控制分级，得到-200目含量达到≥65%的一段浮选原料A1；

[0015] A.2.2二段磨矿：将步骤B.1得到的一段粗选尾矿产品B2、步骤B.2得到的一段一次精选尾矿产品B4进行二段磨矿，然后进行二段控制分级，得到-200目含量达到≥80%的二段浮选原料A2；

[0016] A.3加药、调浆及搅拌

[0017] A.3.1将步骤A.2.1得到的一段浮选原料A1给入搅拌槽，添加硫酸铵650～800g/t，使矿浆的PH值达到8.5～9.0；加水将矿浆的浓度调整到28～32%，添加黄药140～150g/t、J-622起泡剂80～90g/t，然后搅拌6～8分钟，得到一段矿浆A3；

[0018] A.3.2将步骤A.2.2得到的二段浮选原料A2给入搅拌槽，添加硫酸铵200～300g/t，使矿浆的PH值达到8.5～9.0，加水将矿浆浓度调整到20～25%，添加黄药30～50g/t、J-622起泡剂30～40g/t，然后搅拌6～8分钟，得到二段矿浆A4；

[0019] B一段浮选

[0020] B.1一段粗选：将步骤A.3.1得到的一段矿浆A3给入浮选机进行一段粗选，往矿3 2
浆内充入空气0.6～0.8m/m·min，浮选28～32分钟，得到一段粗选精矿产品B1和一段粗选尾矿产品B2；

[0021] B.2一段一次精选：将步骤B.1得到的一段粗选精矿产品B1和步骤B.3得到的一段二次精选尾矿产品B5，给入浮选机进行一段一次精选，加水将矿浆浓度调整到17～20%，3 2
往矿浆内充入空气1.2～1.5m/m·min，浮选15～18分钟，得到一段一次精选精矿产品B3和一段一次精选尾矿产品B4；

[0022] B.3一段二次精选：将步骤B.2得到的一段一次精选精矿产品B3给入浮选机进行3 2
一段二次精选，加水将矿浆浓度调整到12～15%，往矿浆内充入空气1.3～1.5m/m·min，浮选30～32分钟，得到高品位镍精矿产品B和一段二次精选尾矿产品B5；将一段二次精选尾矿产品B5返回到步骤B.2进行循环选别；将所述高品位镍精矿产品B送往闪速炉熔炼系统；

[0023] C二段浮选

[0024] C.1二段粗选：将步骤A.3.2得到的二段矿浆A4，给入浮选机进行二段粗选，往矿3 2
浆内充入空气0.4～0.5m/m·min，浮选18～20分钟，得到二段粗选精矿产品C1和二段粗选尾矿产品C2；

[0025] C.2二段一次精选：将步骤C.1得到的二段粗选精矿产品C1和步骤C.3得到的二段二次精选尾矿产品C5，给入浮选机进行二段一次精选，加水将矿浆浓度调整到15～18%，3 2
往矿浆内充入空气1.2～1.4m/m·min，浮选25～30分钟，得到二段一次精选精矿产品C3和二段一次精选尾矿产品C4；

[0026] C.3二段二次精选：将步骤C.2得到的二段一次精选精矿产品C3，给入浮选机进行3 2
二段二次精选，加水将矿浆浓度调整到12～15%，往矿浆内充入空气1.3～1.5m/m·min，浮选40～50分钟，得到二段二次精选精矿产品C和二段二次精选尾矿产品C5；将二段二次精选尾矿产品C5返回到步骤C.2进行循环选别，将所述二段二次精选精矿产品C送富氧顶吹炉熔炼系统；

[0027] C.4二段一次扫选：将步骤C.1得到的二段粗选尾矿产品C2和步骤C.5得到的二段二次扫选精矿产品C8，给入浮选机进行二段一次扫选，加水将矿浆浓度调整到20～25%，3 2
往矿浆内充入空气0.8～1.0m/m·min，加入黄药10～20g/t，浮选8～10分钟，得到二段一次扫选精矿产品C6和二段一次扫选尾矿产品C7；

[0028] C.5二段二次扫选：将步骤C.4得到的二段一次扫选尾矿产品C7，给入浮选机进行3 2
二段二次扫选，加水将矿浆浓度调整到18～20%，往矿浆内充入空气0.7～0.9m/m·min，浮选10～12分钟，得到二段二次扫选精矿产品C8和二段二次扫选尾矿产品T1；将二段二次扫选精矿产品C8返回到步骤C.4中进行循环选别；

[0029] D中矿单独再磨再选

[0030] D.1中矿再磨：将步骤C.2得到的二段一次精选尾矿产品C4、步骤C.4得到的二段一次扫选精矿产品C6和步骤D.4得到的中矿一次精选尾矿产品D6、步骤D.6得到的中矿扫选精矿产品D8，进行中矿再磨，然后进行中矿控制分级，得到-200目含量≥90%的中矿浮选原料D1；

[0031] D.2加药、调浆及搅拌：将步骤D.1得到的中矿浮选原料D1给入搅拌槽，添加硫酸铵300～400g/t，使矿浆的PH值达到8.5～9，加水将矿浆浓度调整到14～16%，加入黄药10～20g/t、J-622起泡剂3～5g/t，然后搅拌6～8分钟，得到中矿矿浆D2；

[0032] D.3中矿粗选：将步骤D.2得到的中矿矿浆D2，给入浮选机进行中矿粗选，往矿浆3 2
内充入空气0.4～0.5m/m·min，浮选6～8分钟，得到中矿粗选精矿产品D3和中矿粗选尾矿产品D4；

[0033] D.4中矿一次精选：步骤将D.3得到的中矿粗选精矿产品D3和步骤D.5得到的中矿二次精选尾矿产品D7，给入浮选机进行中矿一次精选，加水将矿浆浓度调整到13～15%，3 2
往矿浆内充入空气1.2～1.4m/m·min，浮选8～12分钟，得到中矿一次精选精矿产品D5和中矿一次精选尾矿产品D6；将中矿一次精选尾矿产品D6返回到步骤D.1进行循环选别；

[0034] D.5中矿二次精选：将步骤D.4得到的中矿一次精选精矿产品D5，

[0035] 给入浮选机进行中矿二次精选，加水将矿浆浓度调整到12～15%，往矿浆内充入3 2
空气1.3～1.5m/m·min，浮选20～25分钟，得到中矿二次精选精矿产品D和中矿二次精选尾矿产品D7；将中矿二次精选尾矿产品D7返回到步骤D.4进行循环选别，将所述中矿二次精选精矿产品D送富氧顶吹熔炼系统；

[0036] 将步骤C.3得到的二段二次精选精矿产品C和步骤D.5得到的中矿二次精选精矿产品D，合并称为低品位镍混合精矿；

[0037] D.6中矿扫选：将步骤D.3得到的中矿粗选尾矿产品D4，给入浮选机进行中矿扫3 2
选，加水将矿浆浓度调整到13～15%，往矿浆内充入空气0.8～1.0m/m·min，浮选10～
12分钟，得到中矿扫选精矿产品D8和中矿扫选尾矿产品T2；将中矿扫选精矿产品D8返回到步骤D.1进行循环选别；

[0038] 将步骤C.5得到的二段二次扫选尾矿产品T1和步骤D.6得到的中矿扫选尾矿产品T2合并为最终尾矿，经浓缩后送尾矿库堆存；

[0039] E重力选矿：在步骤A.2.1的一段磨矿与一段控制分级之间引入重力选矿，回收贵金属Au+Pt；

[0040] E.1调浆、搅拌：将步骤A.2.1得到的一段磨矿产品，在进行一段控制分级前，给入高效搅拌槽，加水将矿浆浓度调整到40～60%，然后充分搅拌3～5分钟；得到贵金属Au+Pt矿浆原料E1；

[0041] E.2尼尔森重选：将步骤E.1的得到的贵金属Au+Pt矿浆原料E1，给入到尼尔森离心选矿机进行重力选矿，供水压力为276～690kpa，重力加速度为100～120G，选别时间为40～50分钟，得到含贵金属元素Au+Pt为150～200g/t的贵金属精矿产品E2和贵金属尾矿产品E3；贵金属精矿产品E2经脱水后，供贵金属冶炼系统进行贵金属提取，贵金属尾矿产品E3进入步骤A.2.1的一段控制分级工艺流程。

[0042] 所述步骤B.3得到的高品位镍精矿产品B中镍含量为8.0～10.5%、氧化镁含量为5.5～6.7%。

[0043] 所述步骤C.3得到的二段二次精选精矿产品C中镍含量为3.5～5.8%、氧化镁含量为8.0～12.0%。

[0044] 所述步骤C.5得到的二段二次扫选尾矿产品T1中镍含量为0.17～0.21%。

[0045] 所述步骤D.5得到的中矿二次精选精矿产品D中镍含量为3.8～4.8%，氧化镁含量为8.5～11.0%。

[0046] 所述步骤D.6得到的中矿扫选尾矿产品T2中镍含量为0.17～0.21%。

[0047] 本发明的有益效果是：

[0048] 1、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、混合浮选、快选早收，将易选的镍铜矿物快速地选入精矿，改善和提高了选别指标。

[0049] 2、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、银、铂、钯等贵金属的回收率。

[0050] 3、在二段浮选工艺流程中，引入中矿单独再磨再选工艺流程，既能提高中间矿物的单体解离度，更重要的是可以防止现有技术中的中矿中细粒级矿泥返回到二段浮选流程、恶化二段浮选的选别作业环境的情况。

[0051] 4、采用多点产出铜镍混合精矿的工艺流程，将浮选产品由单一的镍精矿产品改为高品位镍精矿产品和低品位镍精矿产品。一段浮选工艺流程得到的高品位镍精矿产品中，镍含量可达到8.0～10.5%，氧化镁含量低于6.7%，这种高品位镍精矿产品可以满足闪速熔炼炉对氧化镁的质量要求，可直接送闪速熔炼炉进行处理。二段浮选和中矿单独再磨再选工艺流程，得到的混合低品位镍精矿产品中，平均镍含量可达到3.65～5.3%，氧化镁含量低于12.0%，这种低品位镍精矿产品可以满足富氧顶吹炉对氧化镁的质量要求，可直接送富氧顶吹炉进行熔炼处理。采用两种产品的技术方案，打破了通过损失回收率来提高精矿产品品位、降低氧化镁含量的生产格局，释放了回收率的提升空间。

[0052] 本发明提供的选矿方法，其选别技术创新点主要有：

[0053] 1、浮选过程中各作业浮选时间比较长，这有利于矿石中的一部分浮游速度较慢的镍铜矿物能与药剂能有充分的作用时间，一段粗选作业时间28～32分钟，二段粗选时间18～20分钟，一段一次精选，浮选15～18分钟；一段二次精选，浮选30～32分钟；二段一次精选，浮选25～30分钟，二段二次精选，浮选40～50分钟，粗选快收、精选慢收，有利于兼顾精矿质量和回收率。

[0054] 2、粗选的矿浆采用高浓度(浓度为28～32%)、小风量(0.6～0.8m3/m2·min)，这样有利于有用矿物尽可能早回收，由于镍铜混合精矿中粒度较细，矿浆粘度大，精选浮选操3 2
作中应按低浓度(浓度为12～20%)、大风量（精选为1.2～1.5m/m·min）、控制操作条件，有利于保证精矿质量。

[0055] 3、各作业产率控制：

[0056] 产率是指在选矿过程中某产品的重量与原矿重量的百分比。在实际生产中主要通过原矿品位、精矿品位、尾矿品位来进行计算。

[0057] 产率的计算公式为：， ，式中：γ-产率（%），Q0-原矿重量（t），Qk-某一产
品重量（t），α-原矿品位（%），β-精矿品位（%），θ-尾矿品位（%），ε-回收率（%）。

[0058] 一段粗选产率24～26%，一段一次精选产率16～18%，一段二次精选7～9%，二段粗选产率12～14%，二段一次精选产率6～8%，二段二次精选产率3～5%，一次扫选产率18～20%，二次扫选产率9～11%，中矿粗选产率4～6%，中矿一次精选产率4～6%，中矿二次精选产率1～2%，中矿扫选产率1～3%。这样控制各作业产率，能够保证总精矿产率达到13～14%。一段浮选镍回收率达到72%以上，二段浮选镍回收率达到10%以上，中矿再磨再选回收率达到3.5%以上，浮选综合回收率能够达到85.5%以上。

[0059] 4、浮选采用适合铜镍矿石性质的阶段分选、铜镍混合浮选、分段精选的经典工艺与开路粗、扫选，中矿单独再磨再选新工艺相结合的创新工艺。该工艺流程既适应了铜镍矿快选早收的工艺特性，又能以中矿为原料有针对性进行单独再磨再选工艺，最大限度地提高资源利用率。

[0060] 5、在磨矿回路中引入尼尔森离心选矿机分选贵金属，不仅能够较好地富集和回收已单体的砷铂矿和含金、银等贵金属矿物，较大幅度地提高选矿贵金属回收率，而且这部分高品位重选精矿可以得到相应地处理，为后序冶金工艺提高贵金属回收创造了条件。生产实践表明：在磨矿机排矿中增加尼尔森离心选矿机，金、铂等贵金属总量由过去的10～15g/t提高到150～200g/t，富集比可达100多倍，贵金属回收率由30%提高到38～40%。

[0061] 6、选矿方法中采用两产品方案产出高镍低镁和低镍高镁两个混合精矿，既能满足后序闪速熔炼和富氧顶吹工艺的要求，又能从根本上解决传统浮选操作中精矿品位和回收率无法同时提高的对立矛盾，在一、二段浮选操作中不受精矿氧化镁的限制，可以最大幅度地提高金属综合回收率。

[0062] 7、该选矿方法中精选矿浆搅拌时间由原来的3～5分钟提高到6～8分钟，使浮选矿浆与药剂达到均匀的搅拌和充分的作用；再就是捕收剂、起泡剂总用量的60%～70%加入一段浮选作业，使有用矿物早收快收。如整个浮选过程黄药添加量为200～220g/t，一段浮选添加量为140～150g/t，占到总添加量的60～70%。

[0063] 8、使用硫酸铵作为PH值调整剂，一是可以溶去次生硫化镍矿在氧化蚀变过程中形成的氢氧化铁薄膜，使其得到活化，提高矿物表面疏水性；二是可以清洗镍黄铁矿和磁黄铁矿的矿物表面，防止其表面被氧化；三是可以改善铜矿物的可浮性。

附图说明

[0064] 图1是本发明的工艺流程图。

具体实施方式

[0065] 下面结合具体实施例及其附图，对本发明作进一步的详细说明，但本发明的实施方式不限于此。

[0066] 实施例1

[0067] 如图1所示，将镍含量为0.8%，贵金属Au+Pt含量为1.5g/t的铜镍矿进行选矿，包括以下步骤：

[0068] 1原料预处理。

[0069] 1.1破碎、筛分：将镍含量为0.8%，贵金属Au+Pt含量为1.5g/t的铜镍矿进行粉碎，铜镍矿经矿山井下粗碎，运至原矿料仓，原矿粒度≤300mm，通过电振给矿机和皮带运输机给入圆锥破碎机进行中碎，排矿口的尺寸为35mm，得到粒度≤35mm的中碎产品。

[0070] 将中碎产品用皮带运输机给入振动筛进行检查筛分，筛孔尺寸为10mm×26mm，通过筛分后，得到筛上产品和筛下产品。将粒度≤10mm的筛下产品作为破碎筛分作业的最终产品，经皮带运输机运送至粉矿仓储存。将粒度>10mm的筛上产品经皮带运输机给入圆锥破碎机进行细碎，排矿口尺寸10mm，得到细碎产品。

[0071] 将细碎产品再用皮带运输机给入振动筛进行检查筛分，粒度≤10mm的筛下产品经皮带运输机运送至粉矿仓储存，粒度>10mm的筛上产品经皮带运输机返回到圆锥破碎机进行再次进行细碎。最终，铜镍矿全部被破碎至-10mm粒级占85%以上。

[0072] 1.2磨矿分级。

[0073] 1.2.1一段磨矿：将步骤1.1得到的细碎产品进行一段磨矿，然后进行一段控制分级，得到-200目含量达到65～67%的一段浮选原料A1。

[0074] 1.2.2二段磨矿：将步骤2.1得到的一段粗选尾矿产品B2、步骤2.2得到的一段一次精选尾矿产品B4进行二段磨矿，然后进行二段控制分级，得到-200目含量达到80～82%的二段浮选原料A2。

[0075] 1.3加药、调浆及搅拌。

[0076] 1.3.1将步骤1.2.1得到的一段浮选原料A1给入搅拌槽，添加硫酸铵650～700g/t，使矿浆的PH值达到8.5；加水将矿浆的浓度调整到30～31%，添加黄药140g/t、J-622起泡剂80g/t，然后搅拌6分钟，得到一段矿浆A3。

[0077] 1.3.2将步骤1.2.2得到的二段浮选原料A2给入搅拌槽，添加硫酸铵200g/t，使矿浆的PH值达到8.5，加水将矿浆浓度调整到20～21%，添加黄药30g/t、J-622起泡剂30g/t，然后搅拌6分钟，得到二段矿浆A4。

[0078] 2一段浮选。

[0079] 2.1一段粗选：将步骤1.3.1得到的一段矿浆A3给入浮选机进行一段粗选，往矿3 2
浆内充入空气0.6m/m·min，浮选28分钟，得到一段粗选精矿产品B1和一段粗选尾矿产品B2。

[0080] 2.2一段一次精选：将步骤2.1得到的一段粗选精矿产品B1和步骤2.3得到的一段二次精选尾矿产品B5，给入浮选机进行一段一次精选，加水将矿浆浓度调整到17～18%，3 2
往矿浆内充入空气1.2m/m·min，浮选15分钟，得到一段一次精选精矿产品B3和一段一次精选尾矿产品B4。

[0081] 2.3一段二次精选：将步骤2.2得到的一段一次精选精矿产品B3给入浮选机进行3 2
一段二次精选，加水将矿浆浓度调整到12～13%，往矿浆内充入空气1.3m/m·min，浮选30分钟，得到高品位镍精矿产品B和一段二次精选尾矿产品B5；将一段二次精选尾矿产品B5返回到步骤2.2进行循环选别；将镍含量为8.0%、氧化镁含量为6.7%的高品位镍精矿产品B送往闪速炉熔炼系统。

[0082] 3二段浮选。

[0083] 3.1二段粗选：将步骤1.3.2得到的二段矿浆A4，给入浮选机进行二段粗选，往矿3 2
浆内充入空气0.4m/m·min，浮选18分钟，得到二段粗选精矿产品C1和二段粗选尾矿产品C2。

[0084] 3.2二段一次精选：将步骤3.1得到的二段粗选精矿产品C1和步骤3.3得到的二段二次精选尾矿产品C5，给入浮选机进行二段一次精选，加水将矿浆浓度调整到15～16%，3 2
往矿浆内充入空气1.2m/m·min，浮选25分钟，得到二段一次精选精矿产品C3和二段一次精选尾矿产品C4。

[0085] 3.3二段二次精选：将步骤3.2得到的二段一次精选精矿产品C3，给入浮选机进3 2
行二段二次精选，加水将矿浆浓度调整到12～13%，往矿浆内充入空气1.3m/m·min，浮选
40分钟，得到二段二次精选精矿产品C和二段二次精选尾矿产品C5；将二段二次精选尾矿产品C5返回到步骤3.2进行循环选别，将镍含量为3.5%，氧化镁含量为12%的二段二次精选精矿产品C送富氧顶吹炉熔炼系统。

[0086] 3.4二段一次扫选：将步骤3.1得到的二段粗选尾矿产品C2和步骤3.5得到的二段二次扫选精矿产品C8，给入浮选机进行二段一次扫选，加水将矿浆浓度调整到20～21%，3 2
往矿浆内充入空气0.8m/m·min，加入黄药10g/t，浮选8分钟，得到二段一次扫选精矿产品C6和二段一次扫选尾矿产品C7。

[0087] 3.5二段二次扫选：将步骤3.4得到的二段一次扫选尾矿产品C7，给入浮选机进行3 2
二段二次扫选，加水将矿浆浓度调整到18～19%，往矿浆内充入空气0.7m/m·min，浮选10分钟，得到二段二次扫选精矿产品C8和二段二次扫选尾矿产品T1；二段二次扫选尾矿产品T1中，镍含量为0.17%；将二段二次扫选精矿产品C8返回到步骤3.4中进行循环选别。

[0088] 4中矿单独再磨再选。

[0089] 4.1中矿再磨：将步骤3.2得到的二段一次精选尾矿产品C4、步骤3.4得到的二段一次扫选精矿产品C6和步骤4.4得到的中矿一次精选尾矿产品D6、步骤4.6得到的中矿扫选精矿产品D8，进行中矿再磨，然后进行中矿控制分级，得到-200目含量达到90%的中矿浮选原料D1。

[0090] 4.2加药、调浆及搅拌：将步骤4.1得到的中矿浮选原料D1给入搅拌槽，添加硫酸铵300g/t，使矿浆的PH值达到8.5，加水将矿浆浓度调整到14～15%，加入黄药10g/t、J-622起泡剂3g/t，然后搅拌6分钟，得到中矿矿浆D2。

[0091] 4.3中矿粗选：将步骤4.2得到的中矿矿浆D2，给入浮选机进行中矿粗选，往矿浆3 2
内充入空气0.4m/m·min，浮选6分钟，得到中矿粗选精矿产品D3和中矿粗选尾矿产品D4。

[0092] 4.4中矿一次精选：步骤将4.3得到的中矿粗选精矿产品D3和步骤D.5得到的中矿二次精选尾矿产品D7，给入浮选机进行中矿一次精选，加水将矿浆浓度调整到13～14%，3 2
往矿浆内充入空气1.2m/m·min，浮选8分钟，得到中矿一次精选精矿产品D5和中矿一次精选尾矿产品D6；将中矿一次精选尾矿产品D6返回到步骤4.1进行循环选别。

[0093] 4.5中矿二次精选：将步骤4.4得到的中矿一次精选精矿产品D5，给入浮选机进3 2
行中矿二次精选，加水将矿浆浓度调整到12～13%，往矿浆内充入空气1.3m/m·min，浮选
20分钟，得到中矿二次精选精矿产品D和中矿二次精选尾矿产品D7；将中矿二次精选尾矿产品D7返回到步骤4.4进行循环选别，将镍含量为3.8%，氧化镁含量为11%的中矿二次精选精矿产品D送富氧顶吹熔炼系统。

[0094] 将步骤3.3得到的二段二次精选精矿产品C和步骤4.5得到的中矿二次精选精矿产品D，合并称为低品位镍混合精矿。

[0095] 4.6中矿扫选：将步骤4.3得到的中矿粗选尾矿产品D4，给入浮选机进行中矿扫3 2
选，加水将矿浆浓度调整到13～14%，往矿浆内充入空气0.8m/m·min，浮选10分钟，得到中矿扫选精矿产品D8和中矿扫选尾矿产品T2，中矿扫选尾矿产品T2中，镍含量为0.17%；将中矿扫选精矿产品D8返回到步骤4.1进行循环选别。

[0096] 将步骤3.5得到的二段二次扫选尾矿产品T1和步骤4.6得到的中矿扫选尾矿产品T2合并为最终尾矿，经浓缩后送尾矿库堆存。

[0097] 5重力选矿：在步骤1.2.1的一段磨矿与一段控制分级之间引入重力选矿，回收贵金属。

[0098] 5.1调浆、搅拌：将步骤1.2.1得到的一段磨矿产品，在一段控制分级前，给入高效搅拌槽，加水将矿浆浓度调整到40%，然后充分搅拌3分钟；得到贵金属矿浆原料E1。

[0099] 5.2尼尔森重选：将步骤5.1的得到的贵金属矿浆原料E1，给入到尼尔森离心选矿机进行重力选矿，供水压力为276kpa，重力加速度为100G，选别时间为40分钟，得到含贵金属Au+Pt为150g/t的贵金属精矿产品E2和贵金属尾矿产品E3；贵金属精矿产品E2经脱水后，供贵金属冶炼系统进行贵金属提取，贵金属尾矿产品E3进入步骤1.2.1的一段控制分级工艺流程。

[0100] 本实施例中，入选铜镍矿的镍品位为0.8%，贵金属Au+Pt含量为1.5g/t，经过本发明方法选别得到的贵金属Au+Pt含量为150g/t。得到的高品位镍精矿产品，含镍8.0%、含氧化镁6.7%。得到的低品位镍精矿产品有两种，一种含镍3.5%、含氧化镁12.0%，另一种含镍3.8%、含氧化镁11.0%，平均含镍3.65%，含氧化镁11.5%。

[0101] 综合精矿品位是按照高、低精矿的品位、产率及原矿量分别推算出精矿量和精矿含镍量，加权平均后所得出。

[0102] 计算公式经简化后的公式为： 。

[0103]。

[0104] 回收率是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。回收率是重要的选矿指标，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。回收率的计算对整个选矿过程及任意阶段、一个作业均适用。

[0105] 在实际生产中通常使用原矿品位、精矿品位、尾矿品位计算选矿回收率。， ，式中：α-原矿品位（%），β-精矿品位（%），θ-尾矿品
位（%），ε-回收率（%），Qk-精矿产量（t），Q0-原矿量（t）。

[0106] 本实施例中，经计算得到：综合精矿镍品位为6.0%，最终尾矿镍品位为0.17%，综合镍回收率为82.3%。

[0107] 实施例2

[0108] 如图1所示，将镍含量为1.05%，贵金属Au+Pt含量为1.8g/t的铜镍矿进行选矿，包括以下步骤：

[0109] 1.原料预处理。

[0110] 1.1破碎、筛分：将镍含量为1.05%，贵金属Au+Pt含量为1.8g/t的铜镍矿进行粉碎，铜镍矿经矿山井下粗碎，运至原矿料仓，原矿粒度≤300mm，通过电振给矿机和皮带运输机给入圆锥破碎机进行中碎，排矿口的尺寸为35mm，得到粒度≤35mm的中碎产品。

[0111] 将中碎产品用皮带运输机给入振动筛进行检查筛分，筛孔尺寸为10mm×26mm，通过筛分后，得到筛上产品和筛下产品。将粒度≤10mm的筛下产品作为破碎筛分作业的最终产品，经皮带运输机运送至粉矿仓储存。将粒度>10mm的筛上产品经皮带运输机给入圆锥破碎机进行细碎，排矿口尺寸10mm，得到细碎产品。

[0112] 将细碎产品再用皮带运输机给入振动筛进行检查筛分，粒度≤10mm的筛下产品经皮带运输机运送至粉矿仓储存，粒度>10mm的筛上产品经皮带运输机返回到圆锥破碎机进行再次进行细碎。最终，铜镍矿全部被破碎至-10mm粒级占90%以上。

[0113] 1.2磨矿分级。

[0114] 1.2.1一段磨矿：将步骤1.1得到的细碎产品进行一段磨矿，然后进行一段控制分级，得到-200目含量达到66～68%的一段浮选原料A1。

[0115] 1.2.2二段磨矿：将步骤2.1得到的一段粗选尾矿产品B2、步骤2.2得到的一段一次精选尾矿产品B4进行二段磨矿，然后进行二段控制分级，得到-200目含量达到82～83%的二段浮选原料A2。

[0116] 1.3加药、调浆及搅拌。

[0117] 1.3.1将步骤1.2.1得到的一段浮选原料A1给入搅拌槽，添加硫酸铵680～750g/t，使矿浆的PH值达到8.8；加水将矿浆的浓度调整到32～33%，添加黄药145g/t、J-622起泡剂85g/t，然后搅拌7分钟，得到一段矿浆A3。

[0118] 1.3.2将步骤1.2.2得到的二段浮选原料A2给入搅拌槽，添加硫酸铵260g/t，使矿浆的PH值达到8.8，加水将矿浆浓度调整到22～23%，添加黄药40g/t、J-622起泡剂35g/t，然后搅拌7分钟，得到二段矿浆A4。

[0119] 2一段浮选。

[0120] 2.1一段粗选：将步骤1.3.1得到的一段矿浆A3给入浮选机进行一段粗选，往矿3 2
浆内充入空气0.7m/m·min，浮选30分钟，得到一段粗选精矿产品B1和一段粗选尾矿产品B2。

[0121] 2.2一段一次精选：将步骤2.1得到的一段粗选精矿产品B1和步骤2.3得到的一段二次精选尾矿产品B5，给入浮选机进行一段一次精选，加水将矿浆浓度调整到18～19%，3 2
往矿浆内充入空气1.3m/m·min，浮选16分钟，得到一段一次精选精矿产品B3和一段一次精选尾矿产品B4。

[0122] 2.3一段二次精选：将步骤2.2得到的一段一次精选精矿产品B3给入浮选机进行3 2
一段二次精选，加水将矿浆浓度调整到13～14%，往矿浆内充入空气1.4m/m·min，浮选31分钟，得到高品位镍精矿产品B和一段二次精选尾矿产品B5；将一段二次精选尾矿产品B5返回到步骤2.2进行循环选别；将镍含量为8.8%、氧化镁含量为6.29%的高品位镍精矿产品B送往闪速炉熔炼系统。

[0123] 3二段浮选。

[0124] 3.1二段粗选：将步骤1.3.2得到的二段矿浆A4，给入浮选机进行二段粗选，往矿3 2
浆内充入空气0.45m/m·min，浮选19分钟，得到二段粗选精矿产品C1和二段粗选尾矿产品C2。

[0125] 3.2二段一次精选：将步骤3.1得到的二段粗选精矿产品C1和步骤3.3得到的二段二次精选尾矿产品C5，给入浮选机进行二段一次精选，加水将矿浆浓度调整到16～17%，3 2
往矿浆内充入空气1.3m/m·min，浮选28分钟，得到二段一次精选精矿产品C3和二段一次精选尾矿产品C4。

[0126] 3.3二段二次精选：将步骤3.2得到的二段一次精选精矿产品C3，给入浮选机进3 2
行二段二次精选，加水将矿浆浓度调整到13～14%，往矿浆内充入空气1.4m/m·min，浮选
45分钟，得到二段二次精选精矿产品C和二段二次精选尾矿产品C5；将二段二次精选尾矿产品C5返回到步骤3.2进行循环选别，将镍含量为4.3%、氧化镁含量为10.8%的二段二次精选精矿产品C送富氧顶吹炉熔炼系统。

[0127] 3.4二段一次扫选：将步骤3.1得到的二段粗选尾矿产品C2和步骤3.5得到的二段二次扫选精矿产品C8，给入浮选机进行二段一次扫选，加水将矿浆浓度调整到21～23%，3 2
往矿浆内充入空气0.9m/m·min，加入黄药15g/t，浮选9分钟，得到二段一次扫选精矿产品C6和二段一次扫选尾矿产品C7。

[0128] 3.5二段二次扫选：将步骤3.4得到的二段一次扫选尾矿产品C7，给入浮选机进行3 2
二段二次扫选，加水将矿浆浓度调整到19～20%，往矿浆内充入空气0.8m/m·min，浮选11分钟，得到二段二次扫选精矿产品C8和二段二次扫选尾矿产品T1；将二段二次扫选精矿产品C8返回到步骤3.4中进行循环选别；二段二次扫选尾矿产品T1中，镍含量为0.18%。

[0129] 4中矿单独再磨再选。

[0130] 4.1中矿再磨：将步骤3.2得到的二段一次精选尾矿产品C4、步骤3.4得到的二段一次扫选精矿产品C6和步骤4.4得到的中矿一次精选尾矿产品D6、步骤4.6得到的中矿扫选精矿产品D8，进行中矿再磨，然后进行中矿控制分级，得到-200目含量达到92%的中矿浮选原料D1。

[0131] 4.2加药、调浆及搅拌：将步骤4.1得到的中矿浮选原料D1给入搅拌槽，添加硫酸铵350g/t，使矿浆的PH值达到8.8，加水将矿浆浓度调整到15～16%，加入黄药15g/t、J-622起泡剂4g/t，然后搅拌7分钟，得到中矿矿浆D2。

[0132] 4.3中矿粗选：将步骤4.2得到的中矿矿浆D2，给入浮选机进行中矿粗选，往矿浆3 2
内充入空气0.45m/m·min，浮选7分钟，得到中矿粗选精矿产品D3和中矿粗选尾矿产品D4。

[0133] 4.4中矿一次精选：步骤将4.3得到的中矿粗选精矿产品D3和步骤D.5得到的中矿二次精选尾矿产品D7，给入浮选机进行中矿一次精选，加水将矿浆浓度调整到14～15%，3 2
往矿浆内充入空气1.3m/m·min，浮选10分钟，得到中矿一次精选精矿产品D5和中矿一次精选尾矿产品D6；将中矿一次精选尾矿产品D6返回到步骤4.1进行循环选别。

[0134] 4.5中矿二次精选：将步骤4.4得到的中矿一次精选精矿产品D5，给入浮选机进3 2
行中矿二次精选，加水将矿浆浓度调整到13～14%，往矿浆内充入空气1.4m/m·min，浮选
23分钟，得到中矿二次精选精矿产品D和中矿二次精选尾矿产品D7；将中矿二次精选尾矿产品D7返回到步骤4.4进行循环选别，将镍含量为4.5%，氧化镁含量为10.5%的中矿二次精选精矿产品D送富氧顶吹熔炼系统。

[0135] 将步骤3.3得到的二段二次精选精矿产品C和步骤4.5得到的中矿二次精选精矿产品D，合并称为低品位镍混合精矿。

[0136] 4.6中矿扫选：将步骤4.3得到的中矿粗选尾矿产品D4，给入浮选机进行中矿扫3 2
选，加水将矿浆浓度调整到14～15%，往矿浆内充入空气0.9m/m·min，浮选11分钟，得到中矿扫选精矿产品D8和中矿扫选尾矿产品T2；将中矿扫选精矿产品D8返回到步骤4.1进行循环选别，中矿扫选尾矿产品T2中，镍含量为0.18%。

[0137] 将步骤3.5得到的二段二次扫选尾矿产品T1和步骤4.6得到的中矿扫选尾矿产品T2合并为最终尾矿，经浓缩后送尾矿库堆存。

[0138] 5重力选矿：在步骤1.2.1的一段磨矿与一段控制分级之间引入重力选矿，回收贵金属。

[0139] 5.1调浆、搅拌：将步骤1.2.1得到的一段磨矿产品，在进行一段控制分级前，给入高效搅拌槽，加水将矿浆浓度调整到50%，然后充分搅拌4分钟；得到贵金属矿浆原料E1。

[0140] 5.2尼尔森重选：将步骤5.1的得到的贵金属矿浆原料E1，给入到尼尔森离心选矿机进行重力选矿，供水压力为490kpa，重力加速度为110G，选别时间为45分钟，得到含贵金属Au+Pt为178g/t的贵金属精矿产品E2和贵金属尾矿产品E3；贵金属精矿产品E2经脱水后，供贵金属冶炼系统进行贵金属提取，贵金属尾矿产品E3进入步骤1.2.1的一段控制分级工艺流程。

[0141] 本实施例中，入选铜镍矿的镍品位1.05%，贵金属Au+Pt含量为1.8g/t，经过本发明方法选别得到的贵金属Au+Pt含量为178g/t。得到的高品位镍精矿产品，含镍8.8%、含氧化镁6.29%。得到的低品位镍精矿产品有两种，一种含镍4.3%、含氧化镁10.8%，另一种含镍4.5%、含氧化镁10.5%，平均含镍4.4%，含氧化镁10.65%。

[0142] 。

[0143] 与实施例1的原理相同，本实施例中，经计算得到：综合精矿镍品位为6.2%，最终尾矿镍品位为0.18%，综合镍回收率为85.33%。

[0144] 实施例3

[0145] 如图1所示，将镍含量为1.3%，贵金属Au+Pt含量为2.5g/t的铜镍矿进行选矿，包括以下步骤：

[0146] 1.原料预处理。

[0147] 1.1破碎、筛分：将镍含量为1.3%，贵金属Au+Pt含量为2.5g/t的铜镍矿进行粉碎，铜镍矿经矿山井下粗碎，运至原矿料仓，原矿粒度≤300mm，通过电振给矿机和皮带运输机给入圆锥破碎机进行中碎，排矿口的尺寸为35mm，得到粒度≤35mm的中碎产品。

[0148] 将中碎产品用皮带运输机给入振动筛进行检查筛分，筛孔尺寸为10mm×26mm，通过筛分后，得到筛上产品和筛下产品。将粒度≤10mm的筛下产品作为破碎筛分作业的最终产品，经皮带运输机运送至粉矿仓储存。将粒度>10mm的筛上产品经皮带运输机给入圆锥破碎机进行细碎，排矿口尺寸10mm，得到细碎产品。

[0149] 将细碎产品再用皮带运输机给入振动筛进行检查筛分，粒度≤10mm的筛下产品经皮带运输机运送至粉矿仓储存，粒度>10mm的筛上产品经皮带运输机返回到圆锥破碎机进行再次进行细碎。最终，铜镍矿全部被破碎至-10mm粒级占95%以上。

[0150] 1.2磨矿分级。

[0151] 1.2.1一段磨矿：将步骤1.1得到的细碎产品进行一段磨矿，然后进行一段控制分级，得到-200目含量达到67～68%的一段浮选原料A1。

[0152] 1.2.2二段磨矿：将步骤2.1得到的一段粗选尾矿产品B2、步骤2.2得到的一段一次精选尾矿产品B4进行二段磨矿，然后进行二段控制分级，得到-200目含量达到83～85%的二段浮选原料A2。

[0153] 1.3加药、调浆及搅拌。

[0154] 1.3.1将步骤1.2.1得到的一段浮选原料A1给入搅拌槽，添加硫酸铵780～800g/t，使矿浆的PH值达到9.0；加水将矿浆的浓度调整到32～34%，添加黄药150g/t、J-622起泡剂90g/t，然后搅拌8分钟，得到一段矿浆A3。

[0155] 1.3.2将步骤1.2.2得到的二段浮选原料A2给入搅拌槽，添加硫酸铵300g/t，使矿浆的PH值达到9.0，加水将矿浆浓度调整到23～25%，添加黄药50g/t、J-622起泡剂40g/t，然后搅拌8分钟，得到二段矿浆A4。

[0156] 2一段浮选。

[0157] 2.1一段粗选：将步骤1.3.1得到的一段矿浆A3给入浮选机进行一段粗选，往矿3 2
浆内充入空气0.8m/m·min，浮选32分钟，得到一段粗选精矿产品B1和一段粗选尾矿产品B2。

[0158] 2.2一段一次精选：将步骤2.1得到的一段粗选精矿产品B1和步骤2.3得到的一段二次精选尾矿产品B5，给入浮选机进行一段一次精选，加水将矿浆浓度调整到19～20%，3 2
往矿浆内充入空气1.5m/m·min，浮选18分钟，得到一段一次精选精矿产品B3和一段一次精选尾矿产品B4。

[0159] 2.3一段二次精选：将步骤2.2得到的一段一次精选精矿产品B3给入浮选机进行3 2
一段二次精选，加水将矿浆浓度调整到14～15%，往矿浆内充入空气1.5m/m·min，浮选32分钟，得到高品位镍精矿产品B和一段二次精选尾矿产品B5；将一段二次精选尾矿产品B5返回到步骤2.2进行循环选别；将镍含量为10.5%、氧化镁含量为5.5%的高品位镍精矿产品B送往闪速炉熔炼系统。

[0160] 3二段浮选。

[0161] 3.1二段粗选：将步骤1.3.2得到的二段矿浆A4，给入浮选机进行二段粗选，往矿3 2
浆内充入空气0.5m/m·min，浮选20分钟，得到二段粗选精矿产品C1和二段粗选尾矿产品C2。

[0162] 3.2二段一次精选：将步骤3.1得到的二段粗选精矿产品C1和步骤3.3得到的二段二次精选尾矿产品C5，给入浮选机进行二段一次精选，加水将矿浆浓度调整到17～18%，3 2
往矿浆内充入空气1.4m/m·min，浮选30分钟，得到二段一次精选精矿产品C3和二段一次精选尾矿产品C4。

[0163] 3.3二段二次精选：将步骤3.2得到的二段一次精选精矿产品C3，给入浮选机进3 2
行二段二次精选，加水将矿浆浓度调整到14～15%，往矿浆内充入空气1.5m/m·min，浮选
50分钟，得到二段二次精选精矿产品C和二段二次精选尾矿产品C5；将二段二次精选尾矿产品C5返回到步骤3.2进行循环选别，将镍含量为5.8%、氧化镁含量为8.0%的二段二次精选精矿产品C送富氧顶吹炉熔炼系统。

[0164] 3.4二段一次扫选：将步骤3.1得到的二段粗选尾矿产品C2和步骤3.5得到的二段二次扫选精矿产品C8，给入浮选机进行二段一次扫选，加水将矿浆浓度调整到24～25%，3 2
往矿浆内充入空气1.0m/m·min，加入黄药20g/t，浮选10分钟，得到二段一次扫选精矿产品C6和二段一次扫选尾矿产品C7。

[0165] 3.5二段二次扫选：将步骤3.4得到的二段一次扫选尾矿产品C7，给入浮选机进行3 2
二段二次扫选，加水将矿浆浓度调整到19～20%，往矿浆内充入空气0.9m/m·min，浮选12分钟，得到二段二次扫选精矿产品C8和二段二次扫选尾矿产品T1；二段二次扫选尾矿产品T1中，镍含量为0.21%；将二段二次扫选精矿产品C8返回到步骤3.4中进行循环选别。

[0166] 4中矿单独再磨再选。

[0167] 4.1中矿再磨：将步骤3.2得到的二段一次精选尾矿产品C4、步骤3.4得到的二段一次扫选精矿产品C6和步骤4.4得到的中矿一次精选尾矿产品D6、步骤4.6得到的中矿扫选精矿产品D8，进行中矿再磨，然后进行中矿控制分级，得到-200目含量为95%的中矿浮选原料D1。

[0168] 4.2加药、调浆及搅拌。

[0169] 将步骤4.1得到的中矿浮选原料D1给入搅拌槽，添加硫酸铵400g/t，使矿浆的PH值达到9.0，加水将矿浆浓度调整到15～16%，加入黄药20g/t、J-622起泡剂5g/t，然后搅拌8分钟，得到中矿矿浆D2。

[0170] 4.3中矿粗选：将步骤4.2得到的中矿矿浆D2，给入浮选机进行中矿粗选，往矿浆3 2
内充入空气0.5m/m·min，浮选8分钟，得到中矿粗选精矿产品D3和中矿粗选尾矿产品D4。

[0171] 4.4中矿一次精选：步骤将4.3得到的中矿粗选精矿产品D3和步骤D.5得到的中矿二次精选尾矿产品D7，给入浮选机进行中矿一次精选，加水将矿浆浓度调整到14～15%，3 2
往矿浆内充入空气1.4m/m·min，浮选12分钟，得到中矿一次精选精矿产品D5和中矿一次精选尾矿产品D6；将中矿一次精选尾矿产品D6返回到步骤4.1进行循环选别。

[0172] 4.5中矿二次精选：将步骤4.4得到的中矿一次精选精矿产品D5，给入浮选机进3 2
行中矿二次精选，加水将矿浆浓度调整到14～15%，往矿浆内充入空气1.5m/m·min，浮选
25分钟，得到中矿二次精选精矿产品D和中矿二次精选尾矿产品D7；将中矿二次精选尾矿产品D7返回到步骤4.4进行循环选别，将镍含量为4.8%，氧化镁含量为8.5%的中矿二次精选精矿产品D送富氧顶吹熔炼系统。

[0173] 将步骤3.3得到的二段二次精选精矿产品C和步骤4.5得到的中矿二次精选精矿产品D，合并称为低品位镍混合精矿。

[0174] 4.6中矿扫选：将步骤4.3得到的中矿粗选尾矿产品D4，给入浮选机进行中矿扫3 2
选，加水将矿浆浓度调整到14～15%，往矿浆内充入空气1.0m/m·min，浮选12分钟，得到中矿扫选精矿产品D8和中矿扫选尾矿产品T2；中矿扫选尾矿产品T2中，镍含量为0.21%；将中矿扫选精矿产品D8返回到步骤4.1进行循环选别。

[0175] 将步骤3.5得到的二段二次扫选尾矿产品T1和步骤4.6得到的中矿扫选尾矿产品T2合并为最终尾矿，经浓缩后送尾矿库堆存。

[0176] 5重力选矿：在步骤1.2.1的一段磨矿与一段控制分级之间引入重力选矿，回收贵金属。

[0177] 5.1调浆、搅拌：将步骤1.2.1得到的一段磨矿产品，在进行一段控制分级前，给入高效搅拌槽，加水将矿浆浓度调整到60%，然后充分搅拌5分钟；得到贵金属矿浆原料E1。

[0178] 5.2尼尔森重选：将步骤5.1的得到的贵金属矿浆原料E1，给入到尼尔森离心选矿机进行重力选矿，供水压力为690kpa，重力加速度为120G，选别时间为50分钟，得到含贵金属Au+Pt为200g/t的贵金属精矿产品E2和贵金属尾矿产品E3；贵金属精矿产品E2经脱水后，供贵金属冶炼系统进行贵金属提取，贵金属尾矿产品E3进入步骤1.2.1的一段控制分级工艺流程。

[0179] 本实施例中，入选铜镍矿的镍品位1.3%，Au+Pt含量为2.5g/t，经过本发明方法选别得到的贵金属Au+Pt含量为200g/t。得到的高品位镍精矿产品，含镍10.5%、含氧化镁5.5%。得到的低品位镍精矿产品有两种，一种含镍5.8%、含氧化镁8.0%，另一种含镍4.8%、含氧化镁8.5%，平均含镍5.3%，含氧化镁8.25%。

[0180]。

[0181] 与实施例1的原理相同，经计算，本实施例的综合精矿镍品位为8.2%，最终尾矿镍品位为0.21%，经计算，综合镍回收率为86.05%。