权利要求
1.一种硫化
铜镍矿中提高
浮选贵金属回收率的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：
(1)一段磨矿：将硫化铜镍原矿进行一段磨矿;
(2)一段分级：将一段磨矿得到的矿浆分为一段细粒级矿浆和一段粗粒级矿浆;所述一段粗粒级矿浆返回一段磨矿再次磨矿;
(3)一段浮选：向所述一段细粒级矿浆中添加浮选
捕收剂进行一段粗选，一段粗选产出的粗精矿1进行一段精选，一段精选产出混合精矿1;一段粗选
尾矿进行二段粗选，产出粗精矿2，所述粗精矿2与一段精选尾矿合并进行两次二段精选，得到混合精矿2;
(4)二段分级与二段磨矿：将二段粗选的尾矿分为二段细粒级尾矿和二段粗粒级尾矿，将所述二段粗粒级尾矿进行二段磨矿;
(5)二段浮选：将二段磨矿后的产品和所述二段细粒级尾矿合并，加入pH调整剂调整pH值至3.5-4.5，再加入硫化矿捕收剂和起泡剂进行三段粗选，三段粗选产生的粗精矿3经过两次三段精选后得到混合精矿3;三段粗选产生的尾矿经过一段扫选和二段扫选得到二段浮选尾矿。
2.根据权利要求1所述的硫化铜
镍矿中提高浮选贵金属回收率的选矿方法，其特征在于，步骤(1)中，一段磨矿得到的矿浆浓度为65-80%。
3.根据权利要求1所述的硫化铜镍矿中提高浮选贵金属回收率的选矿方法，其特征在于，步骤(2)中，采用水力旋流器对矿浆进行分级，所述一段细粒级矿浆中细度为-200目的粒径占比为60-75%。
4.根据权利要求1所述的硫化铜镍矿中提高浮选贵金属回收率的选矿方法，其特征在于，步骤(3)中，一段浮选的矿浆浓度为30-40%，所述浮选捕收剂的总用量为100-180g/t，所述浮选捕收剂中黄药和黑药的用量比为(2-3):1。
5.根据权利要求4所述的硫化铜镍矿中提高浮选贵金属回收率的选矿方法，其特征在于，所述黄药包括乙基黄药和丁基黄药中的一种或几种，所述黑药包括丁铵黑药。
6.根据权利要求1所述的硫化铜镍矿中提高浮选贵金属回收率的选矿方法，其特征在于，步骤(4)中，采用
艾砂磨机进行二段磨矿，二段磨矿得到的矿浆浓度为40-50%，矿浆中细度为-280目的粒径占比为80-90%。
7.根据权利要求1所述的硫化铜镍矿中提高浮选贵金属回收率的选矿方法，其特征在于，步骤(5)中，所述pH调整剂包括硫酸，所述硫化矿捕收剂包括S10346捕收剂，所述起泡剂包括290A起泡剂。
8.根据权利要求7所述的硫化铜镍矿中提高浮选贵金属回收率的选矿方法，其特征在于，所述S10346捕收剂的用量为30-60g/t，所述290A起泡剂的用量为10-30g/t。
说明书
技术领域
[0001]本发明涉及硫化铜镍矿浮选技术领域，具体涉及一种硫化铜镍矿中提高浮选贵金属回收率的选矿方法。
背景技术
[0002]硫化铜镍矿是镍、铜等主金属的重要来源，同时常伴生金、银、铂、钯等贵金属，其综合回收利用对提升
矿产资源价值、增强企业经济效益具有重要意义。目前，硫化铜镍矿的选矿工艺主要以浮选法为主，其中二段磨浮工艺因能实现矿物的分级解离与分选，在行业内得到广泛应用，但随着高品位硫化铜镍矿资源的日益枯竭，可开
采矿石逐渐呈现“贫、细、杂”的特征，现有二段磨浮工艺在实际应用中仍存在诸多亟待解决的问题。
[0003]传统硫化铜镍矿二段磨浮工艺多采用统一的磨矿和浮选参数，未针对易浮硫化矿物与微细粒级难浮硫化矿物的解离特性进行差异化设计，导致易浮矿物分选不充分、微细粒级难浮矿物解离不足，不仅影响铜、镍主金属的回收率，还会造成伴生贵金属的大量流失，同时难以分选出不同品质的铜镍混合精矿，无法满足后续冶炼工序的多样化需求。在磨矿环节，常规磨矿设备缺乏有效的自分级功能，容易出现物料过粉碎现象，脉石矿物过磨后会形成矿泥，罩盖在有用矿物表面，阻碍浮选过程中的有效分选，进一步降低精矿品质。
[0004]在浮选条件控制方面，传统工艺多采用碱性浮选环境，该环境下蛇纹石等含镁脉石矿物易泥化并吸附于目标矿物表面，加剧矿泥干扰，同时微细粒矿物的浮游速度较慢，金属硫化物的回收效率受限。此外，浮选过程中会消耗大量清水，而现有工艺对浮选精矿、尾矿的回水回收利用缺乏系统性设计，大多采用统一回用或直接排放的方式，不仅造成水资源的浪费，还会导致回水中富集的
浮选药剂无法有效利用，增加生产过程中药剂的添加成本，不符合节能降耗的行业发展趋势。
[0005]为解决上述部分问题，专利CN115672539B公开了一种铜镍矿二段磨浮的选矿工艺，该工艺利用艾萨磨自动分级功能，实现开路磨矿，合格产品能够及时排出，有效降低物料过粉碎，使有用矿物充分单体解离，产出粒级分布较窄的磨矿产品，同时采用微泡浮选强化微细粒级矿物的回收，提高精矿品质和金属回收率，增强了经济效益，解决了铜镍矿选厂二段磨浮过程中普遍存在分级效率不高，粒级分布过宽，过磨现象严重，微细级金属颗粒回收难等问题。但该工艺在差异化浮选设计、浮选pH值精准控制以及回水分类回收利用的精细化程度上仍有提升空间，未能充分实现易浮与难浮矿物的高效分选、水资源与药剂的最大化利用，难以满足当前硫化铜镍矿综合回收的更高需求。
发明内容
[0006]针对上述现有技术中存在的问题，本发明提供了一种硫化铜镍矿中提高浮选贵金属回收率的选矿方法。
[0007]为实现上述目的，本发明的技术方案如下：
一种硫化铜镍矿中提高浮选贵金属回收率的选矿方法，包括以下步骤：
(1)一段磨矿：将硫化铜镍原矿进行一段磨矿;
(2)一段分级：将一段磨矿得到的矿浆分为一段细粒级矿浆和一段粗粒级矿浆;所述一段粗粒级矿浆返回一段磨矿再次磨矿;
(3)一段浮选：向所述一段细粒级矿浆中添加浮选捕收剂进行一段粗选，一段粗选产出的粗精矿1进行一段精选，一段精选产出混合精矿1;一段粗选尾矿进行二段粗选，产出粗精矿2，所述粗精矿2与一段精选尾矿合并进行两次二段精选，得到混合精矿2;
(4)二段分级与二段磨矿：将二段粗选的尾矿分为二段细粒级尾矿和二段粗粒级尾矿，将所述二段粗粒级尾矿进行二段磨矿;
(5)二段浮选：将二段磨矿后的产品和所述二段细粒级尾矿合并，加入pH调整剂调整pH值至3.5-4.5，再加入硫化矿捕收剂和起泡剂进行三段粗选，三段粗选产生的粗精矿3经过两次三段精选后得到混合精矿3;三段粗选产生的尾矿经过一段扫选和二段扫选得到二段浮选尾矿。
[0008]进一步地，步骤(1)中，一段磨矿得到的矿浆浓度为65-80%。
[0009]进一步地，步骤(2)中，采用水力旋流器对矿浆进行分级，所述一段细粒级矿浆中细度为-200目的粒径占比为60-75%。
[0010]进一步地，步骤(3)中，一段浮选的矿浆浓度为30-40%，所述浮选捕收剂的总用量为100-180g/t，所述浮选捕收剂中黄药和黑药的用量比为(2-3):1。
[0011]进一步地，所述黄药包括乙基黄药和丁基黄药中的一种或几种，所述黑药包括丁铵黑药。
[0012]进一步地，步骤(4)中，采用艾砂磨机进行二段磨矿，二段磨矿得到的矿浆浓度为40-50%，矿浆中细度为-280目的粒径占比为80-90%。
[0013]进一步地，步骤(5)中，所述pH调整剂包括硫酸，所述硫化矿捕收剂包括S10346捕收剂，所述起泡剂包括290A起泡剂。
[0014]进一步地，所述S10346捕收剂的用量为30-60g/t，所述290A起泡剂的用量为10-30g/t。
[0015]与现有技术相比本发明的有益效果为：
本发明提供了一种硫化铜镍矿中提高浮选贵金属回收率的选矿方法，采用一段磨矿-水力旋流器分级的闭路循环，精准控制一段细粒级矿浆-200目占比在60-75%，保证了嵌布粒度较粗的铜镍矿物及贵金属充分解离，同时避免过磨现象，减少矿泥对浮选的不利影响;一段浮选采用黄药与黑药复配的捕收剂体系，且严格控制二者用量比为(2-3):1，复配药剂兼具强捕收性和高选择性，能够有效捕收一段矿浆中的铜镍矿物和伴生贵金属，提高一段浮选的回收效率;二段分级与二段磨矿环节针对性处理二段粗选尾矿，采用艾砂磨机对二段粗粒级尾矿进行磨矿，控制磨矿后矿浆-280目占比在80-90%，实现了尾矿中嵌布粒度更细的铜镍及贵金属矿物的充分解离，为后续二段浮选奠定基础;二段浮选采用硫酸调整矿浆pH至3.5-4.5的酸性条件，配合专用硫化矿捕收剂S10346和290A起泡剂，该药剂组合在酸性矿浆环境中对难选的细粒级贵金属矿物具有优异的捕收效果，同时通过三段粗选-两次精选-两段扫选的精细化流程，最大限度回收尾矿中的贵金属;本申请整个流程采用多段分选、精矿分级收集的方式，既保证了主金属铜镍的高回收率，又显著提升了伴生贵金属的回收效率，有效提高了硫化铜镍矿的综合利用价值和企业经济效益。
附图说明
[0016]图1示出了本发明的工艺流程图。
具体实施方式
[0017]为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白，以下结合附图通过具体实施例对本发明进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅用以解释本发明，并不用于限制本发明。
[0018]参考附图1，一种硫化铜镍矿中提高浮选贵金属回收率的选矿方法，包括以下步骤：
(1)一段磨矿：将硫化铜镍原矿进行一段磨矿;
(2)一段分级：将一段磨矿得到的矿浆分为一段细粒级矿浆和一段粗粒级矿浆;一段粗粒级矿浆返回一段磨矿再次磨矿;
(3)一段浮选：向一段细粒级矿浆中添加浮选捕收剂进行一段粗选，一段粗选产出的粗精矿1进行一段精选，一段精选产出混合精矿1;一段粗选尾矿进行二段粗选，产出粗精矿2，粗精矿2与一段精选尾矿合并进行两次二段精选，得到混合精矿2;
(4)二段分级与二段磨矿：将二段粗选的尾矿分为二段细粒级尾矿和二段粗粒级尾矿，将二段粗粒级尾矿进行二段磨矿;
(5)二段浮选：将二段磨矿后的产品和二段细粒级尾矿合并，加入pH调整剂调整pH值至3.5-4.5，再加入硫化矿捕收剂和起泡剂进行三段粗选，三段粗选产生的粗精矿3经过两次三段精选后得到混合精矿3;三段粗选产生的尾矿经过一段扫选和二段扫选得到二段浮选尾矿。
[0019]本发明中，步骤(3)中混合精矿1和混合精矿2经过浓密过滤后的回水在一段磨矿分级及浮选过程中回用;步骤(5)中的混合精矿3和尾矿经过浓密过滤后的回水在二段浮选过程中回用。
[0020]在本发明的一个实施例中，步骤(1)中，一段磨矿得到的矿浆浓度为65-80%。
[0021]在本发明的一个实施例中，步骤(2)中，采用水力旋流器对矿浆进行分级，一段细粒级矿浆中细度为-200目的粒径占比为60-75%。
[0022]在本发明的一个实施例中，步骤(3)中，一段浮选的矿浆浓度为30-40%，浮选捕收剂的总用量为100-180g/t，浮选捕收剂中黄药和黑药的用量比为(2-3):1。
[0023]在本发明的一个实施例中，黄药包括乙基黄药和丁基黄药中的一种或几种，黑药包括丁铵黑药。
[0024]在本发明的一个实施例中，步骤(4)中，采用艾砂磨机进行二段磨矿，二段磨矿得到的矿浆浓度为40-50%，矿浆中细度为-280目的粒径占比为80-90%。
[0025]在本发明的一个实施例中，步骤(5)中，pH调整剂包括硫酸，硫化矿捕收剂包括S10346捕收剂，起泡剂包括290A起泡剂。
[0026]在本发明的一个实施例中，S10346捕收剂的用量为30-60g/t，290A起泡剂的用量为10-30g/t。
[0027]实施例1
一种硫化铜镍矿中提高浮选贵金属回收率的选矿方法，具体步骤如下：
(1)一段磨矿：将硫化铜镍原矿进行一段磨矿，控制磨矿后矿浆浓度为65%，确保原矿初步解离，为后续分级奠定基础。
[0028](2)一段分级：将一段磨矿后的矿浆送入水力旋流器进行分级，得到一段细粒级矿浆和一段粗粒级矿浆。其中，一段细粒级矿浆中-200目的粒径占比为60%;一段粗粒级矿浆再次一段磨矿，形成闭路磨矿循环，确保粗粒矿物充分解离。
[0029](3)一段浮选：将一段细粒级矿浆浓度调整至30%，向矿浆中添加浮选捕收剂，捕收剂总用量为100g/t，其中乙基黄药与丁铵黑药的用量比为2:1;进行一段粗选，一段粗选产出的粗精矿1送入一段精选作业，经一段精选得到混合精矿1;一段粗选尾矿送入二段粗选作业，产出粗精矿2;将粗精矿2与一段精选尾矿合并，依次进行两次二段精选，得到混合精矿2。上述混合精矿1和混合精矿2经浓密过滤后的回水，直接回用于一段磨矿分级及一段浮选工序，实现水资源循环利用。
[0030](4)二段分级与二段磨矿：将二段粗选的尾矿送入分级设备，分离为二段细粒级尾矿和二段粗粒级尾矿;将二段粗粒级尾矿送入艾砂磨机进行二段磨矿，控制磨矿后矿浆浓度为40%，矿浆中-280目的粒径占比为80%，深度解离嵌布粒度更细的矿物。
[0031](5)二段浮选：将二段磨矿后的产品与二段细粒级尾矿合并，向矿浆中添加硫酸，调整矿浆pH值至3.5;再加入硫化矿捕收剂S10346和起泡剂290A，其中S10346捕收剂用量为30g/t，290A起泡剂用量为10g/t，进行三段粗选，三段粗选产生的粗精矿3依次经过两次三段精选，得到混合精矿3;三段粗选产生的尾矿依次进行一段扫选和二段扫选，最终得到二段浮选尾矿。
[0032]实施例2
一种硫化铜镍矿中提高浮选贵金属回收率的选矿方法，具体步骤如下：
(1)一段磨矿：将硫化铜镍原矿进行一段磨矿，控制磨矿后矿浆浓度为72%，确保原矿初步解离，为后续分级奠定基础。
[0033](2)一段分级：将一段磨矿后的矿浆送入水力旋流器进行分级，得到一段细粒级矿浆和一段粗粒级矿浆。其中，一段细粒级矿浆中-200目的粒径占比为68%;一段粗粒级矿浆再次一段磨矿，形成闭路磨矿循环，确保粗粒矿物充分解离。
[0034](3)一段浮选：将一段细粒级矿浆浓度调整至35%，向矿浆中添加浮选捕收剂，捕收剂总用量为140g/t，捕收剂中包括乙基黄药、丁基黄药和丁铵黑药，其中乙基黄药与丁基黄药的用量比为1:1，黄药与丁铵黑药的用量比为2.5:1;进行一段粗选，一段粗选产出的粗精矿1送入一段精选作业，经一段精选得到混合精矿1;一段粗选尾矿送入二段粗选作业，产出粗精矿2;将粗精矿2与一段精选尾矿合并，依次进行两次二段精选，得到混合精矿2。上述混合精矿1和混合精矿2经浓密过滤后的回水，直接回用于一段磨矿分级及一段浮选工序，实现水资源循环利用。
[0035](4)二段分级与二段磨矿：将二段粗选的尾矿送入分级设备，分离为二段细粒级尾矿和二段粗粒级尾矿;将二段粗粒级尾矿送入艾砂磨机进行二段磨矿，控制磨矿后矿浆浓度为45%，矿浆中-280目的粒径占比为85%，深度解离嵌布粒度更细的矿物。
[0036](5)二段浮选：将二段磨矿后的产品与二段细粒级尾矿合并，向矿浆中添加硫酸，调整矿浆pH值至4.0;再加入硫化矿捕收剂S10346和起泡剂290A，其中S10346捕收剂用量为45g/t，290A起泡剂用量为20g/t，进行三段粗选，三段粗选产生的粗精矿3依次经过两次三段精选，得到混合精矿3;三段粗选产生的尾矿依次进行一段扫选和二段扫选，最终得到二段浮选尾矿。
[0037]实施例3
一种硫化铜镍矿中提高浮选贵金属回收率的选矿方法，具体步骤如下：
(1)一段磨矿：将硫化铜镍原矿进行一段磨矿，控制磨矿后矿浆浓度为80%，确保原矿初步解离，为后续分级奠定基础。
[0038](2)一段分级：将一段磨矿后的矿浆送入水力旋流器进行分级，得到一段细粒级矿浆和一段粗粒级矿浆。其中，一段细粒级矿浆中-200目的粒径占比为75%;一段粗粒级矿浆再次一段磨矿，形成闭路磨矿循环，确保粗粒矿物充分解离。
[0039](3)一段浮选：将一段细粒级矿浆浓度调整至40%，向矿浆中添加浮选捕收剂，捕收剂总用量为180g/t，其中丁基黄药与丁铵黑药的用量比为3:1;进行一段粗选，一段粗选产出的粗精矿1送入一段精选作业，经一段精选得到混合精矿1;一段粗选尾矿送入二段粗选作业，产出粗精矿2;将粗精矿2与一段精选尾矿合并，依次进行两次二段精选，得到混合精矿2。上述混合精矿1和混合精矿2经浓密过滤后的回水，直接回用于一段磨矿分级及一段浮选工序，实现水资源循环利用。
[0040](4)二段分级与二段磨矿：将二段粗选的尾矿送入分级设备，分离为二段细粒级尾矿和二段粗粒级尾矿;将二段粗粒级尾矿送入艾砂磨机进行二段磨矿，控制磨矿后矿浆浓度为50%，矿浆中-280目的粒径占比为90%，深度解离嵌布粒度更细的矿物。
[0041](5)二段浮选：将二段磨矿后的产品与二段细粒级尾矿合并，向矿浆中添加硫酸，调整矿浆pH值至4.5;再加入硫化矿捕收剂S10346和起泡剂290A，其中S10346捕收剂用量为60g/t，290A起泡剂用量为30g/t，进行三段粗选，三段粗选产生的粗精矿3依次经过两次三段精选，得到混合精矿3;三段粗选产生的尾矿依次进行一段扫选和二段扫选，最终得到二段浮选尾矿。
[0042]对比例1
将硫化铜镍原矿进行一段磨矿至-200目占比65%，矿浆浓度65%，直接进行一段浮选，捕收剂为单一乙基黄药，用量150g/t;一段浮选尾矿进行二段磨矿至-200目占比85%，矿浆浓度45%，进行二段浮选，捕收剂为乙基黄药，用量80g/t;两段浮选精矿合并得到最终混合精矿。
[0043]对实施例1-3及对比例1的金属回收率见表1。
[0044]由上表可知，本申请的选矿方法相较于常规两段磨浮工艺，铜、镍回收率提升混合精矿38-10混合精矿3个百分点，贵金属(金、银、铂、钯)回收率提升混合精矿315-23混合精矿3个百分点，显著提高了硫化铜镍矿中主金属和贵金属的综合回收效率。
[0045]本发明提供了一种硫化铜镍矿中提高浮选贵金属回收率的选矿方法，采用一段磨矿-水力旋流器分级的闭路循环，精准控制一段细粒级矿浆-200目占比在60-75%，保证了嵌布粒度较粗的铜镍矿物及贵金属充分解离，同时避免过磨现象，减少矿泥对浮选的不利影响;一段浮选采用黄药与黑药复配的捕收剂体系，且严格控制二者用量比为(2-3):1，复配药剂兼具强捕收性和高选择性，能够有效捕收一段矿浆中的铜镍矿物和伴生贵金属，提高一段浮选的回收效率;二段分级与二段磨矿环节针对性处理二段粗选尾矿，采用艾砂磨机对二段粗粒级尾矿进行磨矿，控制磨矿后矿浆-280目占比在80-90%，实现了尾矿中嵌布粒度更细的铜镍及贵金属矿物的充分解离，为后续二段浮选奠定基础;二段浮选采用硫酸调整矿浆pH至3.5-4.5的酸性条件，配合专用硫化矿捕收剂S10346和290A起泡剂，该药剂组合在酸性矿浆环境中对难选的细粒级贵金属矿物具有优异的捕收效果，同时通过三段粗选-两次精选-两段扫选的精细化流程，最大限度回收尾矿中的贵金属;本申请整个流程采用多段分选、精矿分级收集的方式，既保证了主金属铜镍的高回收率，又显著提升了伴生贵金属的回收效率，有效提高了硫化铜镍矿的综合利用价值和企业经济效益。
[0046]上文描述了本发明的一些示例性实施例，可以理解，上述实施例仅用于解释本发明，并不构成对本发明保护范围的限定。这些实施例中的特征可以合适的方式进行重新组合，而由此获得的方案仍在本发明要求的保护范围内。基于上述实施例，本领域技术人员在没有做出创造性劳动的前提下所获得的所有其他实施例，也即凡在本申请的精神和原理之内所作的所有修改、等同替换和改进等，均落在本发明要求的保护范围内。
说明书附图(1)
声明：
“硫化铜镍矿中提高浮选贵金属回收率的选矿方法” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
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编辑：北方有色网
来源：金川集团股份有限公司
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2026年08月06日 ~ 08日 
