权利要求
1.一种适用于难选硫化
铜镍矿的预先分选方法，其特征在于，包括以下步骤：
(1)洗矿分级：将破碎后粒度≤12mm、含水率≤8% 且 1mm 以下细粒级占比 5%-20% 的硫化铜
镍矿待磨物料，通过皮带运输机 1 输送至滚筒擦拭洗矿机;启动滚筒擦拭洗矿机的高压喷淋系统，配合滚筒内螺旋装置输送物料，经滚筒筒体上 1mm 标准筛网筛分，所述筛网误差为±0.1mm，使-1mm 细粒级形成矿浆流入下方泵池，+1mm 粗粒级从排矿口排出至皮带运输机 2;
(2)+1mm 粗粒级定向处理：通过皮带运输机 2 将 + 1mm 粗粒级输送至一段球磨机进行一段一次磨矿;磨矿产物经泵 1 输送至水力旋流器 1 分级，分级后 - 200 目含量≥65% 的溢流 1 自流进入一段
浮选槽 1，沉砂 1 自流进入一段二次球磨机;一段二次球磨机的磨矿产物经水力旋流器 2 分级，分级后 - 200 目含量≥65% 的溢流 2 自流进入一段浮选槽 1，沉砂 2 返回一段二次球磨机形成闭路磨矿;
(3)-1mm 细粒级梯度处理：将泵池中 - 1mm 矿浆输送至小型
浓密机，浓缩至矿浆浓度35%-45%;浓密机溢流水通过泵 2 输送至高压喷淋系统循环利用;浓缩后矿浆经泵 3 输送至水力旋流器 3 分级，分级后 - 200 目含量≥65% 的溢流 3 自流进入一段浮选槽 1，沉砂 3 自流进入一段二次球磨机;
(4)二段磨矿浮选：一段浮选槽 1 排出的一段浮选
尾矿自流进入二段球磨机泵池，经泵 4 输送至水力旋流器 4 分级;分级后 - 200 目含量≥85% 的溢流 4 自流进入二段浮选槽 2，沉砂 4 自流进入二段球磨机;二段球磨机的磨矿产物返回水力旋流器 4 形成闭路磨矿，且磨矿产物中 - 0.074mm 占比≥85%;收集一段浮选槽 1 的一段浮选精矿和二段浮选槽 2 的二段浮选精矿，得到铜镍综合精矿;
(5)流程协同控制：根据小型浓密机溢流浊度动态调整洗矿水流量，当浊度>500NTU时增加 10%-20% 洗矿水量;通过 PLC 控制系统实时监测洗矿水流量、浓密机底流浓度及磨矿细度，实现全流程自动化调节。
2.根据权利要求 1 所述的方法，其特征在于，步骤(1)中，所述硫化铜镍矿待磨物料含硫化铜镍矿物及脉石矿物，所述为硫化铜镍矿物为黄铜矿、镍黄铁矿，所述脉石矿物为橄榄石、辉石，所述且细粒级中已解离矿物占比 20%-30%。
3.根据权利要求 1 所述的方法，其特征在于，步骤(1)中，基于 5t/h 的矿量处理规模，高压喷淋系统的洗矿水流量为 3-5m³/h，优选 4m³/h;滚筒擦拭洗矿机的擦洗时间为20-40s，转速为 18r/min;筛分后 + 1mm 粗粒中 - 1mm 残留量≤5%，-1mm 矿浆中 + 1mm颗粒含量≤3%。
4.根据权利要求 1 所述的方法，其特征在于，步骤(2)和(3)中，一段浮选槽 1 的浮选条件为：矿浆浓度 30%-40%，添加黄药类
捕收剂 100-150g/t 及起泡剂 30-50g/t。
5.根据权利要求 1 所述的方法，其特征在于，步骤(3)中，小型浓密机浓缩前，-1mm 矿浆的浓度为 12.5%-18.5%。
6.根据权利要求 1 所述的方法，其特征在于，步骤(1)-(4)中，水力旋流器 1、2、3、4设置于高于一段浮选槽 1 的同一平台。
说明书
技术领域
[0001]本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种适用于复杂难选硫化铜镍矿的预先分选方法，尤其适用于 “两段一闭路破碎 + 两磨两选” 传统工艺的优化升级，通过 1mm粒度精准分级、粗细粒定向处理及循环节水技术，解决传统工艺中粉矿多、原生细粒过磨、磨矿能耗高的问题，实现硫化铜镍矿的绿色高效分选。
背景技术
[0002]硫化铜镍矿是镍、铜、
钴等
战略金属的核心来源，其选矿效率直接决定资源利用率与企业经济效益。随着开采年限增长，国内典型复杂难选硫化铜镍矿呈现两大关键问题：
贫矿比例显著上升：富矿资源枯竭导致贫矿入选比例从早期 30% 升至 60% 以上，脉石矿物含量增加、铜镍品位降低，选矿难度大幅提升;
细粒级矿物占比升高：受原生矿石结构及开采工艺影响，原矿中 1mm 以下细粒级占比从 5% 升至 10-15%，该类细粒级表面能高、易泥化，难以通过传统工艺高效分选。
[0003]传统 “两磨两选” 工艺存在明显缺陷：破碎后 95% 物料达 12mm 以下即进入球磨机，但其中 5mm 以下物料占比 49%、1mm 以下占比 15%;1mm 以下细粒级(莫氏硬度 4-5)需随粗粒经历两次闭路磨矿，易泥化形成 “矿泥罩盖”，阻碍
浮选药剂吸附，导致回收率降低，且该部分无效磨矿占总磨矿能耗的 3-5%，同时引发 “细粒过磨、粗粒欠磨” 的失衡问题。
[0004]现有洗矿技术多用于
铝土矿、氧化铁矿等，依赖大量水资源且设备针对氧化矿设计，洗矿废水多直接排放或简单回用;而难选硫化铜镍矿的 1mm 以下细粒级含大量有用金属，需浮选回收，无法直接废弃。因此，行业亟需一种 “精准分级 - 定向处理 - 循环利用”的新一代分选方法，从根本上解决传统工艺的技术瓶颈。
发明内容
[0005]针对传统工艺的过磨、高耗、流程不协同问题，本发明的目的是提供一种适用于难选硫化铜镍矿的预先分选方法，通过提前分离 1mm 以下细粒级并优化处理路径，实现 “减少过磨、循环节水、提效降本” 的目标，提升难选硫化铜镍矿的综合回收率与资源利用率。
[0006]为了实现上述目的，本发明采取的技术方案为：
一种适用于难选硫化铜镍矿的预先分选方法，包括以下步骤：
(1)洗矿分级：将破碎后粒度≤12mm、含水率≤8% 且 1mm 以下细粒级占比 5%-20% 的硫化铜镍矿待磨物料，通过皮带运输机 1 输送至滚筒擦拭洗矿机;启动滚筒擦拭洗矿机的高压喷淋系统，配合滚筒内螺旋装置输送物料，经滚筒筒体上 1mm 标准筛网筛分，所述筛网误差为±0.1mm，使-1mm 细粒级形成矿浆流入下方泵池，+1mm 粗粒级从排矿口排出至皮带运输机 2;
(2)+1mm 粗粒级定向处理：通过皮带运输机 2 将 + 1mm 粗粒级输送至一段球磨机进行一段一次磨矿;磨矿产物经泵 1 输送至水力旋流器 1 分级，分级后 - 200 目含量≥65% 的溢流 1 自流进入一段浮选槽 1，沉砂 1 自流进入一段二次球磨机;一段二次球磨机的磨矿产物经水力旋流器 2 分级，分级后 - 200 目含量≥65% 的溢流 2 自流进入一段浮选槽 1，沉砂 2 返回一段二次球磨机形成闭路磨矿;
(3)-1mm 细粒级梯度处理：将泵池中 - 1mm 矿浆输送至小型浓密机，浓缩至矿浆浓度 35%-45%;浓密机溢流水通过泵 2 输送至高压喷淋系统循环利用;浓缩后矿浆经泵 3输送至水力旋流器 3 分级，分级后 - 200 目含量≥65% 的溢流 3 自流进入一段浮选槽1，沉砂 3 自流进入一段二次球磨机;
(4)二段磨矿浮选：一段浮选槽 1 排出的一段浮选尾矿自流进入二段球磨机泵池，经泵 4 输送至水力旋流器 4 分级;分级后 - 200 目含量≥85% 的溢流 4 自流进入二段浮选槽 2，沉砂 4 自流进入二段球磨机;二段球磨机的磨矿产物返回水力旋流器 4形成闭路磨矿，且磨矿产物中 - 0.074mm 占比≥85%;收集一段浮选槽 1 的一段浮选精矿和二段浮选槽 2 的二段浮选精矿，得到铜镍综合精矿;
(5)流程协同控制：根据小型浓密机溢流浊度动态调整洗矿水流量，当浊度>500NTU 时增加 10%-20% 洗矿水量;通过 PLC 控制系统实时监测洗矿水流量、浓密机底流浓度及磨矿细度，实现全流程自动化调节。
[0007]优选的，步骤(1)中，所述硫化铜镍矿待磨物料含硫化铜镍矿物及脉石矿物，所述为硫化铜镍矿物为黄铜矿、镍黄铁矿，所述脉石矿物为橄榄石、辉石，所述且细粒级中已解离矿物占比 20%-30%。
[0008]优选的，步骤(1)中，基于 5t/h 的矿量处理规模，高压喷淋系统的洗矿水流量为3-5m³/h，优选 4m³/h;滚筒擦拭洗矿机的擦洗时间为 20-40s，转速为 18r/min;筛分后 +1mm 粗粒中 - 1mm 残留量≤5%，-1mm 矿浆中 + 1mm 颗粒含量≤3%。
[0009]优选的，步骤(2)和(3)中，一段浮选槽 1 的浮选条件为：矿浆浓度 30%-40%，添加黄药类捕收剂 100-150g/t 及起泡剂 30-50g/t。
[0010]优选的，步骤(3)中，小型浓密机浓缩前，-1mm 矿浆的浓度为 12.5%-18.5%。
[0011]优选的，步骤(1)-(4)中，水力旋流器 1、2、3、4 设置于高于一段浮选槽 1 的同一平台。
[0012]本发明的核心技术方案为“1mm 分级为界、粗细粒定向处理、全流程水循环 + 智能控制”，具体步骤上所述，各步骤的技术逻辑与优势如下：
洗矿分级：以 1mm 为粒度阈值，通过滚筒擦拭洗矿机 + 高压喷淋 + 标准筛网实现粗细粒高效分离，避免 1mm 以下细粒随粗粒进入多段磨矿，从源头减少过磨;
粗粒定向磨矿：+1mm 粗粒仅经一段磨矿分级后浮选，磨矿量较传统工艺减少 15-20%，降低单位电耗;
细粒梯度处理：-1mm 细粒经浓缩提高浓度稳定性，分级后已解离矿物直接浮选，减少药剂消耗与泥质干扰;
二段精准再磨：仅对一段浮选尾矿(未解离粗颗粒)进行再磨，避免无效磨矿，提升综合回收率;
循环与智能控制：浓密机溢流水回用降低 50% 补水需求，PLC 系统实时调节参数，保障流程稳定性。
[0013]本发明的有益效果为：
1、能耗降低：磨矿量减少 15-20%，单位矿石磨矿电耗降低 3-5kWh/t。
[0014]2、回收率提升：铜镍矿物单体解离度达 80-85%，综合回收率提升至 88-90%，一段浮选回收率较传统工艺提高 2-3%。
[0015]3、节水降药：洗矿水循环利用使补充水量降低 50%，药剂消耗量减少 15-20%。
[0016]4、流程优化：流程稳定性提升 40-50%，浮选泡沫中泥质含量减少 70%，分选效率显著提高。
附图说明
[0017]图1为一种适用于难选硫化铜镍矿的预先分选方法工艺流程图。
具体实施方式
[0018]以下以5t/h的难选硫化铜镍矿处理规模为例，详细说明本发明的实施过程：
1、原料准备
待处理物料为破碎后粉矿仓待磨物料，粒度≤12mm，其中 1mm 以下细粒级占比15%、含水率 6%;物料含黄铜矿(铜镍矿物)、橄榄石(脉石矿物)，细粒级中已解离矿物占比25%。
[0019]2、洗矿分级(1mm 精准分离)
通过皮带运输机 1 将待磨物料送入滚筒擦拭洗矿机，启动高压喷淋系统(洗矿水流量 4m³/h);
调节滚筒转速 18r/min，控制物料停留时间 30s(确保擦洗充分)，通过 1mm 标准筛网筛分;
筛分后 - 1mm 细粒级形成矿浆(浓度 15%)流入泵池，+1mm 粗粒级(-1mm 残留量3%)经皮带运输机 2 输送至一段球磨机。
[0020]3、+1mm 粗粒级定向处理
一段一次磨矿：一段球磨机将 + 1mm 粗粒磨矿后，经泵 1 输送至水力旋流器 1分级，溢流 1(-200 目占比 68%)自流进入一段浮选槽 1;
一段二次磨矿：水力旋流器 1 的沉砂 1 进入一段二次球磨机，磨矿产物经水力旋流器 2 分级，溢流 2(-200 目占比 67%)进入一段浮选槽 1，沉砂 2 返回一段二次球磨机形成闭路磨矿;
一段浮选：向一段浮选槽 1 加入黄药类捕收剂 120g/t、起泡剂 40g/t，控制矿浆浓度 32%，浮选后得到一段浮选精矿(铜镍品位符合要求)。
[0021]4、 -1mm 细粒级梯度处理
浓缩：将泵池中 - 1mm 矿浆(浓度 15%)输送至小型浓密机，浓缩至浓度 40%;浓密机溢流水(占比 15%、含固量 1.5%)通过泵 2 输送至高压喷淋系统回用;
分级：浓缩后矿浆经泵 3 输送至水力旋流器 3，分级后溢流 3(-200 目占比66%)进入一段浮选槽 1，沉砂 3 进入一段二次球磨机;
协同浮选：溢流 3 与溢流 1、2 混合浮选，浮选泡沫中泥质含量较传统工艺减少72%。
[0022]5、二段磨矿浮选
一段浮选槽 1 排出的一段浮选尾矿(含未解离粗颗粒)自流进入二段球磨机泵池，经泵 4 输送至水力旋流器 4 分级;
水力旋流器 4 的沉砂 4 进入二段球磨机，磨矿至 - 0.074mm 占比 85%，磨矿产物返回水力旋流器 4 形成闭路磨矿;
水力旋流器 4 的溢流 4(-200 目占比 86%)进入二段浮选槽 2，浮选后得到二段浮选精矿;合并一段、二段浮选精矿，铜镍综合回收率达 89%。
[0023]6、流程协同控制
通过 PLC 控制系统实时监测以下参数：洗矿水流量(稳定 4m³/h)、浓密机底流浓度(40%)、一段磨矿细度(-200 目 68%);当浓密机溢流浊度升至 550NTU 时，自动将洗矿水流量增至 4.6m³/h，确保分级效果。
说明书附图(1)
声明：
“适用于难选硫化铜镍矿的预先分选方法” 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。
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编辑：北方有色网
来源：金川集团镍钴股份有限公司
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