本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种铜镍矿伴生贵金属的选别方法。
背景技术：
一般来说，硫化铜镍矿床，不仅铜、镍金属含量十分丰富，矿石中还富含铂、钯、金、银、硒、碲、硫多种元素，这些伴生的稀贵金属元素在矿石中含量虽低，但由于矿体规模巨大，经生产实践或通过试验证实，上述诸元素均可在选冶过程中予以回收利用。
表1铂、钯、金等伴生贵金属元素含量表(克/吨)
其中铂、钯、金、银四个元素密切共生，在各类矿石中均有分布，超基性岩型和接触交代型富矿体中的含量较贫矿体高。由于后期富含铂、钯、金、银、硒、碲的铜矿化迭加，使这些元素在富铜矿石中形成局部富集，因此，这些元素与铜的依存关系较镍更为明显。铜镍比值的升高也是判别上述元素富集的标志。
铂俗称白金，系本矿床中综合利用价值最高的伴生元素之一。铂在各类矿石中均有分布，尤其在富铜矿石中局部富集。铂以硫化物为主，脉石矿物中不含铂，铂矿物及含铂矿物种类甚多，但各类矿石中均以砷铂矿为主，其次为金属互化物，铂的独立矿物和硫化物中的铂含量占铂总量的78.65%，其它主要分散于脉石中，金属氧化物中量微。砷铂矿粒度较大，一般粒度为0.042-1毫米，常见粒度0.1-0.3毫米，其它分散在脉石中的，常呈小于40微米的微粒嵌布于脉石矿物中。砷铂矿硬度大，性极脆，易解离，矿物性质稳定，无磁性。
钯的含量在铂族元素中仅次于铂。经物相分析测定，一矿区矿石中90%以上的钯呈矿物状态存在，二矿区矿石中呈矿物状态存在为74-88%，其余主要在硫化物中呈类质同象，硅酸盐中含量甚微。钯矿物及含钯矿物均与铂一起和碲、铋、金、银、锡、锑等构成多元素矿物。钯矿物虽然种类繁多，但以钯的铋化物和铋碲化物为最多，矿物粒度细小，形状不规则，解理极为发育，多在74微米以下，不易解离。磨矿粒度较粗时难以解离成单体，而磨矿较细则易碎成细小薄片而影响重选效果。
矿床各类矿石中均有金分布，并与铂钯一起形成局部富集。金几乎均呈矿物状态存在于各类矿石中，主要与银构成金银矿和银金矿，以后者为主，并有少量自然金，在富金、铂、钯的矿石中，除上述矿物外，尚有含铂自然金、钯金矿、铂金矿、铂金钯矿、铂铜金矿、锑金铂矿等含金矿物。金矿物中，银、金互化物粒度大小不一，大者可达1毫米，但一般粒径为0.02-0.06毫米，形状极不规则，多数与硫化物、磁铁矿、铬尖晶石连生，金银矿比重在12.5～15.5之间。
矿床中银的分布与金一致，富集规律与铂钯相同。银的矿物以银金矿最为常见，在铂、钯富集的矿石中，银亦相应富集，与铂、钯、金、碲、铋等构成多种极为罕见的矿物。矿石中银的平均品位较金高十多倍，银金矿中含金量较银高2-3倍，银金矿比重在8.1-8.2之间。
与铂、钯不同的是锇、铱、钌、铑这四个元素富集程度差，在矿石中含量较低，且分布不甚均匀，稍有富集，但彼此密切共生。相同之处是富矿石中的含量高于贫矿，这些元素与镍的关系比铜更为密切。
表2某矿床中的部分铂族金属矿物的比重
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。在有色行业生产中，由于贵金属与有用矿物紧密伴生，绝大多数以结合的形式嵌布于脉石中，造成贵金属回收率的偏低。我国大多企业与先进发达国家同行相比，稀有贵金属的回收率低5-8%左右，主要原因在于目前铜镍矿石选矿过程中贵金属是以主金属铜、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；另外一方面，对贵金属进行重选方法富集过程中，脉石矿物会连带产出，如镁、硅等矿物会影响后序火法冶金处理。以某冶炼工艺为例：重选贵金属精矿+一次合金+热滤渣→合金硫化炉熔炼→合金硫化炉吹炼→二次高镍锍缓冷保温→二次高镍锍磨浮选矿→二次合金→贵金属冶炼厂精炼→贵金属产品，贵金属精矿镁（mgo）含量超过6%，就会造成合金硫化炉的生产过程中整体金属流动性变差等问题。
随着有色行业的快速发展，矿石的处理规模越来越大，而稀贵金属的含量在逐年减少，有必要研究探索一种能够提高铜镍矿石中贵金属回收率的新方法，提高矿石贵金属回收率，提高矿产资源的综合利用水平，让稀缺的贵金属矿物最大限度地回收利用，造福国家社会。
技术实现要素：
本发明的目的是为了解决现有技术中存在的技术问题，提供一种经济、适用、简单、选矿效果好且贵金属回收率高的铜镍矿伴生贵金属的选别方法。
为了达到上述目的，本发明采用以下技术方案：一种铜镍矿伴生贵金属的选别方法，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。
进一步地，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。
进一步地，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。
进一步地，所述步骤6中捕收剂为乙基钠黄药，起泡剂为j-622。
进一步地，所述步骤6中一段浮选机充气量为2m3/h。
进一步地，所述步骤7中捕收剂为乙基钠黄药。
进一步地，所述步骤7中二段浮选机充气量为2m3/h。
本发明相对现有技术具有以下有益效果：本发明铜镍矿伴生贵金属的选别方法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。其次，本发明采用多点产出铜镍混合精矿、贵金属的工艺流程，将浮选产品由单一的镍精矿产品基础上增加了贵金属精矿。另外，经过重选+浮选联合选别流程得到的贵金属精矿，可直接进入冶炼生产系统处理，提高了贵金属的回收效率，生产实践证明：该选矿技术针对性强，流程短，工艺能耗低，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。
具体实施方式
下面结合具体实施例对本发明作进一步说明。
实施例1
1、重选
步骤1：采用球磨机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%、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φ3000×3000mm的搅拦槽内进行调浆，并通过连续加水将沉砂a2矿浆的质量浓度调整为40%，将沉砂a2矿浆进入尼尔森选矿机进行选别，尼尔森选矿机的供水压力为276kpa，重力加速度为120g，选别时间为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φ800×1000mm的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。
2、浮选
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分钟，得到质量浓度为40%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，给矿量控制在0.6t/h，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分钟，得到质量浓度为20%的矿浆，并添加捕收剂乙基钠黄药100g/t、起泡剂j-62225g/t、硫酸铜50g/t，混合后的矿浆经软管泵加压打入一段浮选机，一段浮选机充气量为2m3/h，浮选时间为20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，添加捕收剂乙基钠黄药20g/t,同时加水调浆，得到质量浓度为8%的矿浆，二段浮选机充气量为2m3/h，浮选时间为7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%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%的最终产品a12，最终产品a12装袋计量后送冶炼处理。
本实施例中，铜镍原矿镍品位为0.6%，铜品位0.5%，贵金属au+pt含量为1.0g/t，经过本发明实施例1的方法选别得到的贵金属au为70g/t，pt含量为360g/t。其中还含镍5.5%，含铜3.0%，含氧化镁5.5%。
实施例2
1、重选
步骤1：采用球磨机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60%，将沉砂a2矿浆进入尼尔森选矿机进行选别，尼尔森选矿机的供水压力为690kpa，重力加速度为90g，选别时间为40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。
2、浮选
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7分钟，得到质量浓度为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，给矿量控制在1.0t/h，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7分钟，得到质量浓度为24%的矿浆，并添加捕收剂乙基钠黄药120g/t、起泡剂j-62235g/t、硫酸铜70g/t，混合后的矿浆经软管泵加压打入一段浮选机，一段浮选机充气量为2m3/h，浮选时间为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，添加捕收剂乙基钠黄药30g/t,同时加水调浆，得到质量浓度为12%的矿浆，二段浮选机充气量为2m3/h，浮选时间为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95%的最终产品a12，最终产品a12装袋计量后送冶炼处理。
本实施例中，铜镍原矿镍品位为1.2%，铜品位1%，贵金属au+pt含量为2.0g/t，经过本发明实施例2的方法选别得到的贵金属au为90g/t，pt含量为400g/t。其中还含镍6.5%，含铜4%，含氧化镁6.5%。
实施例3
1、重选
步骤1：采用球磨机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68%、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50%，将沉砂a2矿浆进入尼尔森选矿机进行选别，尼尔森选矿机的供水压力为500kpa，重力加速度为100g，选别时间为45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。
2、浮选
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6分钟，得到质量浓度为42%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，给矿量控制在0.8t/h，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6分钟，得到质量浓度为22%的矿浆，并添加捕收剂乙基钠黄药110g/t、起泡剂j-62230g/t、硫酸铜60g/t，混合后的矿浆经软管泵加压打入一段浮选机，一段浮选机充气量为2m3/h，浮选时间为23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，添加捕收剂乙基钠黄药25g/t,同时加水调浆，得到质量浓度为10%的矿浆，二段浮选机充气量为2m3/h，浮选时间为8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60%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90%的最终产品a12，最终产品a12装袋计量后送冶炼处理。
本实施例中，铜镍原矿镍品位为0.9%，铜品位0.7%，贵金属au+pt含量为1.5g/t，经过本发明实施例3的方法选别得到的贵金属au为80g/t，pt含量为380g/t。其中还含镍6%，含铜3.5%，含氧化镁6%。