CN102896050B - 磁黄铁矿浮选抑制剂及制备、应用和硫化铜镍矿选矿方法 - Google Patents

Abstract

本发明提供了一种用于磁黄铁矿浮选的抑制剂，包括碳酸钠、焦亚硫酸钠和三乙烯四胺，可高效选择性抑制矿浆中的磁黄铁矿，同时对镍黄铁矿、黄铜矿的浮选基本无影响，特别适用于磁黄铁矿含量高、铜镍品位低的难选矿石的浮选分离；本发明还提供了所述磁黄铁矿抑制剂的制备方法及应用方法，其操作均极为简单方便，具有良好的工业化前景。

Description

磁黄铁矿浮选抑制剂及制备、应用和硫化铜镍矿选矿方法

技术领域

本发明涉及一种选矿用的抑制剂，特别涉及一种在浮选含磁黄铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿的矿石（即硫化铜镍矿）时，能够选择性抑制磁黄铁矿的抑制剂及其制备和应用。

背景技术

国内外绝大多数硫化铜镍矿床都伴生磁黄铁矿（Fe_1-xS, 0＜x＜0.223），式中X表示铁原子的亏损数量(即磁黄铁矿结构中空位的数量)。而由于铁原子亏损数量不尽相同，使其成分及结构都会发生变化；当亏损数量增大，S/Fe比增大，磁黄铁矿晶体结构将由六方晶系变为单斜晶系，磁性则由弱至强而可浮性由差变好。

尽管有研究认为磁黄铁矿具由易碎、易泥化、易氧化的特性，属于容易被抑制和较难浮的硫化铁矿物。但由于铁原子亏损造成其可浮性提高，使得其在分选过程中被抑制的效果降低。另外，因一般情况下硫化镍矿物与磁黄铁矿之间的共生关系十分密切，除了往往导致原矿铜镍矿物分选工艺粒度偏细以外，镍容易呈类质同像存在于磁黄铁矿中，当磁黄铁矿（包括黄铁矿）与镍黄铁矿之比很高时，常规方法需先分离出硫化铁精矿，但这部分含镍1wt%左右的硫化铁精矿如果进入镍精矿则造成精矿镍品位偏低，进入尾矿又会造成尾矿镍品位偏高。

国内的金川、吉林、攀枝花、四川丹巴、新疆喀拉通克等硫化铜镍矿山中的主要金属矿物都为磁黄铁矿、镍黄铁矿（或紫硫镍矿）、黄铜矿等，另外，国外很多铜镍矿山也对磁黄铁矿的回收或丢弃进退两难，很多矿山面临着镍黄铁矿与磁黄铁矿的分离问题。

对于含磁黄铁矿的硫化铜镍矿石的选别方法，采用浮选分离是常用的手段。现有技术认为磁黄铁矿最有效的抑制剂是石灰，但在复杂硫化物的浮选中，石灰的选择性抑制效果并不突出，并且一般需与其它试剂复配并且药物用量高。

已有较多学者开始关注并寻找可以选择性抑制磁黄铁矿的有效药剂。例如公开日为1996-05-28，公开号为CA2082831的加拿大专利文献公开了一种磁黄铁矿组合抑制剂——多硫化钙加聚胺，它在浮选含磁黄铁矿、黄铜矿、铁闪锌矿和方铅矿的矿石时，可有效选择性抑制磁黄铁矿，但不适用于含磁黄铁矿的硫化铜镍矿的浮选；克利伯克等利用SO₂和焦亚硫酸钠螯合可活化磁黄铁矿的金属离子，控制磁黄铁矿的氧化还原电位，使其表面性质适合于镍黄铁矿与磁黄铁矿的分离，但该方法在规模化生产时，反应条件不易稳定。加拿大V.Bozkurt的研究结果表明，焦亚硫酸钠与二乙撑三胺组合可有效抑制磁黄铁矿，从而达到磁黄铁矿与镍黄铁矿的分离，但同时证实该组合抑制剂对捕收剂在镍黄铁矿的吸附有一定的影响。

针对含磁黄铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿的矿石的浮选分离，由于一般情况下前两者密切共生，国内外相关研究中还未见在浮选分离时，对磁黄铁矿具有高效选择性抑制、但对铜镍的浮选基本无抑制作用的抑制剂，所以也没有好的办法在保证精矿镍较高品位的同时，保证其较高的回收率。

发明内容

本发明的目的之一在于针对现有技术的不足，提供一种成本低、无污染、使用方便的磁黄铁矿浮选抑制剂，在浮选分离含磁黄铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿的矿石时，能够极好的选择性抑制磁黄铁矿，且对铜镍的浮选基本无抑制作用，同时不影响捕收剂对镍黄铁矿、黄铜矿的吸附效果；将该抑制剂用于低品位铜镍矿浮选时，能够使铜镍回收指标获得显著改善，其不仅适用于含磁黄铁矿、镍黄铁矿及黄铜矿的复杂矿物的浮选分离，而且特别适用于磁黄铁矿含量高、铜镍品位低的矿石的浮选分离。

本发明所述的磁黄铁矿选矿的抑制剂，按重量份计含有如下组分：碳酸钠15~30份、焦亚硫酸钠5~10份和三乙烯四胺3~5份。

使用时，将本发明所述的抑制剂直接加入经过至少一次精选的矿浆中，搅拌并浮选即可，抑制剂用量为1000~5000 g/吨原矿（该用量表达方式是指每吨原矿使用抑制剂1000~5000 g，以下皆同）。该抑制剂可与捕收剂等常规浮选药剂同时使用，一般加入该抑制剂后再加入相应有用矿物捕收剂。

本发明中，组分三乙烯四胺本身是一种很强的螯合剂，它能有效降低矿浆中金属离子的浓度，与二乙烯三胺相比，当进行镍黄铁矿和磁黄铁矿的浮选分离时，这种多胺可使捕收剂在磁黄铁矿表面的吸附量大量减少，磁黄铁矿的可浮性受到抑制，但不会影响捕收剂在铜镍矿物表面的有效吸附；另一方面，由于碳酸钠是磁黄铁矿的无机抑制剂，而焦亚硫酸钠是一种强氧化剂，将三乙烯四胺、碳酸钠和焦亚硫酸钠按本发明限定的用量复配后，可有效调整矿浆的氧化还原电位和改变磁黄铁矿的表面性质，提升镍黄铁矿及黄铜矿的浮选性能的同时，使磁黄铁矿可浮性进一步降低，磁黄铁矿的抑制效果更为充分。

基于此，本发明提供的磁黄铁矿组合抑制剂可高效选择性抑制矿浆中的磁黄铁矿，同时对镍黄铁矿、黄铜矿的浮选基本无影响，并且由于抑制剂对磁黄铁矿的高效选择性抑制，使得矿浆能在短时间搅拌和相对较低的pH值环境下达到浮选分离的要求，生产时间有效缩短，并且减轻高碱对设备的不利影响。

本发明所述的磁黄铁矿浮选抑制剂可在含磁黄铁矿的硫化铜镍矿浮选过程中作为磁黄铁矿抑制剂而应用；特别适用于磁黄铁矿含量高、铜镍品位低的难选矿石的浮选分离。采用本发明所述的磁黄铁矿浮选抑制剂，在细磨（如细磨至粒度小于0.074mm矿石含量不低于原矿总重的80%）条件下可分离出含镍低于0.5wt%的硫化铁精矿。

术语解释，本发明所述的含磁黄铁矿的硫化铜镍矿是指含有磁黄铁矿、镍黄铁矿和黄铜矿的多金属硫化矿。

本发明的目的之二在于提供一种制备所述磁黄铁矿浮选抑制剂的方法，是将所述重量份的碳酸钠、焦亚硫酸钠与水混合并搅拌至充分溶解后，加入三乙烯四胺并搅拌至物料呈透明状，得磁黄铁矿浮选抑制剂；其中，所述三种组分的总重量占磁黄铁矿浮选抑制剂总重量的2~10%。

该方法操作简便，容易实施。

本发明的目的之三在于提供一种硫化铜镍矿的选矿方法，其特征在于：包括如下步骤：

（1）将基本单体解离的原矿加水调浆后，进行粗选浮选，得到铜镍粗精矿和尾矿；

（2）铜镍粗精矿经一次精选后，得到精选一精矿和第Ⅰ中矿；

（3）精选一精矿经二次精选后，得到精选二精矿和第Ⅱ中矿；

（4）调节精选二精矿矿浆pH为7.5~9，然后加入所述磁黄铁矿浮选抑制剂，搅拌并浮选分离矿物，得铜镍精矿和第Ⅲ中矿矿浆。

本发明所提供的选矿方法中，粗选浮选、一次精选、二次精选的具体方式允许参照常规技术，即粗选浮选、一次精选、二次精选各工序中所采用的浮选试剂种类、矿浆浓度、pH值、浮选时间等参数均可参照现有的含磁黄铁矿的硫化铜镍矿的选别工艺。

实际操作中，操作者可根据矿物解离程度在各步骤物料分选前，进一步细磨物料，一般而言，粗选步骤中磨矿细度为-200目（即矿石通过200目筛子的含量）矿石含量不低于50~60wt%，精选步骤中磨矿细度为-200目矿石含量不低于80wt%（最佳的是80~90wt%），均可实现本发明的目的。

作为更佳方案，步骤（4）中，磁黄铁矿浮选抑制剂用量为1000~5000g/吨原矿；该用量对调整矿浆的氧化还原电位、改变磁黄铁矿的表面性质、保证镍黄铁矿及黄铜矿的优良上浮及抑制磁黄铁矿可浮性方面效果更优异。

作为更佳方案，步骤（1）中，所述粗选浮选是向调浆所得矿浆中依次加入镍活化剂、有用矿物捕收剂和起泡剂，然后搅拌并浮选，所述镍活化剂为硫酸，捕收剂为丁基黄药和丁铵黑药；硫酸用量为2000~5000 g/吨原矿，丁基黄药用量为100~150 g/吨原矿，丁胺黑药用量为30~50 g/吨原矿，起泡剂用量为20~40 g/吨原矿，矿浆中固体物料的质量分数为20~30%、pH值5~6。

作为更佳方案，步骤（2）中，所述一次精选是对所述铜镍粗精矿进行调浆，然后向铜镍粗精矿矿浆中依次加入镍活化剂、矿泥抑制剂和矿物捕收剂，搅拌并浮选，得到精选一精矿和第Ⅰ中矿；镍活化剂为硫酸，矿泥抑制剂为羧甲基纤维素，矿物捕收剂为丁基黄药和丁铵黑药，硫酸用量为800~1200 g/吨原矿，羧甲基纤维素用量为100~200 g/吨原矿，丁基黄药用量为30~50 g/吨原矿，丁胺黑药用量为10~20 g/吨原矿，调浆所得矿浆中固体物料的质量分数为10~20%、pH为5~6。

作为更佳方案，步骤（3）中，所述二次精选是对精选一精矿进行调浆，然后向精选一精矿矿浆中加入依次加入镍活化剂、矿泥抑制剂和矿物捕收剂，搅拌并浮选，得到精选二精矿和第Ⅱ中矿；步骤（3）中调浆所得矿浆中固体物料的质量分数为7~10%，pH值5~7；镍活化剂为硫酸，矿泥抑制剂为羧甲基纤维素，矿物捕收剂为丁基黄药和丁铵黑药；硫酸用量为500~1000 g/吨原矿，羧甲基纤维素用量为50~100 g/吨原矿，丁基黄药用量为20~30 g/吨原矿，丁胺黑药用量为10~20 g/吨原矿。

在上述对步骤（1）~（3）改进后的更佳方案中，每个步骤中技术参数的进一步优化均能够使该步骤工艺效果优异，例如使镍黄铁矿、黄铜矿捕收效果更好、每一步分选所得的铜镍精矿品位和回收率更高等，进而使得进入下一工序的物料品质更出色。

作为更佳方案，本发明中，所述第Ⅰ中矿与第Ⅱ中矿均返回循环再选，即二种中矿均返回下一轮物料的上一级作业中循环处理，具体而言，就是将第Ⅰ中矿返回至下一轮物料选别工艺的步骤（1）的工序中，并与步骤（1）调浆所得物料混合并粗选浮选；将第Ⅱ中矿返回至下一轮物料选别工艺的步骤（2）的工序中，并与铜镍粗精矿混合，然后调浆并进行一次精选；该操作能够提高矿物回收率，且返回上一级作业的物料不会对浮选效果造成影响，工艺效果稳定。

作为更佳方案，本发明中，可对步骤（4）所得第Ⅲ中矿矿浆进行精扫选处理，得到第Ⅳ中矿和硫精矿，第Ⅳ中矿返回上一级作业中循环再选，具体而言就是将所得第Ⅳ中矿返回至下一轮物料的步骤（3）的工序中，并与精选一精矿混合后，调浆并二次精选，提高矿物的回收率。

本发明所述的硫化铜镍矿的选矿方法，由于在磁黄铁矿与镍黄铁矿分选步骤中添加了对磁黄铁矿有高效选择性抑制、但对镍黄铁矿、黄铜矿的浮选基本无影响的磁黄铁矿浮选抑制剂，使磁黄铁矿与其它矿物之间的分选效果获得提升，在不影响矿物回收率的情况下，让所得的铜镍精矿的品位得到大幅度提高；本发明的方法工艺简单、反应条件不苛刻，实施容易，具有极好的工业化应用前景。

本发明的有益效果：

综上所述，本发明提供了一种磁黄铁矿浮选抑制剂及其制备方法、用途以及将该抑制剂用于硫化铜镍矿选矿的选矿方法。与现有技术相比，本发明所述的磁黄铁矿浮选抑制剂对磁黄铁矿具有高效选择性抑制、但对铜镍的浮选基本无抑制作用，并且使用时不会影响捕收剂对镍黄铁矿、黄铜矿的吸附效果，用于含磁黄铁矿、镍黄铁矿及黄铜矿的复杂矿物的浮选分离（特别是磁黄铁矿含量高、铜镍品位低的矿石的浮选分离）时，能够在不影响矿物回收率的情况下，使精矿品位显著提高（如使铜镍精矿中铜品位提高wt 0.70%、镍品位提高2.48 wt%，硫精矿中镍含量可低至0.45 wt%），且成本低廉，对环境危害小；该抑制剂的制备方法及使用方法都极为简单，极具工业化应用前景。

具体实施方式

下面结合具体实施方式对本发明作进一步的详细描述。

一、制备磁黄铁矿浮选抑制剂：

1、按重量份数比称取固体碳酸钠、亚硫酸钠以及液体三乙烯四胺三种组分；

2、将称好的碳酸钠和焦亚硫酸钠混合均匀，然后再加水并搅拌至碳酸钠和焦亚硫酸钠完全溶解；

3、向步骤2所得溶液中加入所述重量的三乙烯四胺并搅拌至物料体系均匀透明，既得所需磁黄铁矿浮选抑制剂。

其中，步骤2中，水的加入量以使三种组分总重量占抑制剂总重量的2~10%即可。

二、采用该组合抑制剂对四川攀枝花盐边低品位铜镍矿进行了浮选试验研究。

1、矿物介绍：四川攀枝花盐边铜镍矿中主要金属矿物为磁黄铁矿，次为镍黄铁矿和黄铜矿，少量有磁铁矿、钛铁矿、黄铁矿等；其中，镍矿物主要为镍黄铁矿、含镍磁黄铁矿，铜矿物主要为黄铜矿，少量为方黄铜矿；脉石矿物主要为辉石、角闪石、蛇纹石等。该矿铜镍品位低，铜品位0.17%、镍品位0.43%，磁黄铁矿含量达到8.33%。

2、实验方法为一次粗选、两次扫选、三次精选和一次精扫选的闭路实验方法。

实施例1按重量份取20份固体碳酸钠、5份焦亚硫酸钠以及3份三乙烯四胺配置磁黄铁矿抑制剂，抑制剂中，三种组分总重量占抑制剂总重量的2%。

具体步骤：

（1）粗选浮选—将基本单体解离的矿料加水调浆至矿浆所含固体质量分数为20%，pH值为5~6，然后向矿浆中加入硫酸2000 g/吨原矿（即每吨原矿使用硫酸2000g），搅拌2min，再加入丁基黄药100 g/吨原矿，搅拌1min，再加入丁铵黑药30 g/吨原矿，并搅拌1min，再加入起泡剂松醇油20 g/吨原矿，并搅拌1min，充气搅拌1min后，刮泡7min，得到铜镍粗精矿和尾矿；本步骤中的尾矿经两次扫选处理，第一次扫选时依次加入硫酸1500 g/吨原矿、丁基黄药35 g/吨原矿和丁胺黑药30 g/吨原矿，第二次扫选时依次加入硫酸500 g/吨原矿、丁基黄药20 g/吨原矿和丁胺黑药15 g/吨原矿，最后得到对原矿产率不低于90%和含镍0.075wt%的最终尾矿，二次扫选所得中矿依次返回下一轮物料的上一级作业进行再选；    

（2）对所述铜镍粗精矿进行调浆，使矿浆所含固体质量分数为10%，pH为5~6，然后向铜镍粗精矿矿浆中依次加入硫酸800 g/吨原矿，搅拌2min，再加入羧甲基纤维素100 g/吨原矿，搅拌2min，再加入丁基黄药30 g/吨原矿，搅拌1min，再加入丁铵黑药10 g/吨原矿，充气搅拌1min后，刮泡6min，得到精选一精矿和第Ⅰ中矿；所得第Ⅰ中矿返回下一轮物料的上一级作业循环再选；

（3）对所述精选一精矿进行调浆，使矿浆所含固体质量分数为7%，pH值5~7，然后向精选一精矿矿浆中依次加入硫酸500 g/吨原矿，搅拌2min，再依次加入羧甲基纤维素50 g/吨原矿，搅拌2min，加入丁基黄药20 g/吨原矿，搅拌1min，再加入丁铵黑药10 g/吨原矿，充气搅拌1min，刮泡4min，得到精选二精矿和第Ⅱ中矿，第Ⅱ中矿返回下一轮物料的上一级作业循环再选；

（4）对精选二精矿矿浆进行调浆，使矿浆所含固体物料质量分数为5%(本步骤中，精选二精矿矿浆中固体物料质量分数可在5~10%)，pH为7.5~9，然后按1200 g/吨原矿的比例向精选二精矿矿浆中加入所述磁黄铁矿浮选抑制剂，充气搅拌5min时间，刮泡3min，得铜镍精矿和第Ⅲ中矿矿浆，对第Ⅲ中矿矿浆进行精扫选处理，得到第Ⅳ中矿和硫精矿，第Ⅳ中矿返回下一轮物料的上一级作业中循环再选。

对照例

对照例的操作方法与实施例1相同，区别在于：步骤（4）中未添加磁黄铁矿浮选抑制剂。实施例1与对照例实验结果对比见表1：

表1

从附表中的试验结果可以看出：添加本发明的组合抑制剂后，闭路试验所得铜镍精矿中铜镍的品位大幅度提高，而铜和镍的回收率与未添加组合抑制剂的闭路精矿中铜和镍的回收率相差不大。

实施例2

本实施例操作与实施例1相同，区别在于：

抑制剂配制时，是按重量份取15份固体碳酸钠、10份焦亚硫酸钠以及5份三乙烯四胺进行配置，抑制剂中，三种组分总重量占抑制剂总重量的5%。

选矿时：

步骤（1）中，矿浆所含固体质量分数为30%，pH值为5~6，硫酸用量为3000 g/吨原矿，丁基黄药用量为150 g/吨原矿，丁铵黑药用量为50 g/吨原矿，松醇油用量为30 g/吨原矿；

步骤（1）中尾矿第一次扫选时硫酸用量为2000 g/吨原矿、丁基黄药用量为55 g/吨原矿，丁胺黑药用量为50 g/吨原矿；尾矿第二次扫选时硫酸用量为1000 g/吨原矿，丁基黄药用量为40 g/吨原矿，丁胺黑药用量为30 g/吨原矿，最后得到对原矿产率不低于90%和含镍0.079wt%的最终尾矿；    

步骤（2）中调浆后，矿浆所含固体质量分数为20%，pH为5~6，一次精选时硫酸用量为1200 g/吨原矿，羧甲基纤维素用量为200 g/t·原矿，丁基黄药用量为50 g/吨原矿，丁铵黑药用量为20 g/吨原矿；

步骤（3）中调浆使矿浆所含固体质量分数为10%，pH值6~7，硫酸用量为1000 g/吨原矿，羧甲基纤维素用量为100 g/吨原矿，丁基黄药用量为30 g/吨原矿，丁胺黑药用量为20 g/吨原矿；

步骤（4）中调浆使矿浆所含固体物料质量分数为10%，pH为7.5~9，磁黄铁矿抑制剂用量为2600 g/吨原矿。

实施例3

本实施例操作与实施例1相同，区别在于：

抑制剂配制时，是按重量份取30份固体碳酸钠、7份焦亚硫酸钠以及4份三乙烯四胺进行配置，抑制剂中，三种组分总重量占抑制剂总重量的10%。

选矿时：

步骤（1）中，矿浆所含固体质量分数为25%，pH值为5~6，硫酸用量为5000 g/吨原矿，丁基黄药用量为130 g/吨原矿，丁铵黑药用量为40 g/吨原矿，松醇油用量为40 g/吨原矿；

步骤（1）中尾矿第一次扫选时硫酸用量为1700 g/吨原矿、丁基黄药用量为45 g/吨原矿，丁胺黑药用量为40 g/吨原矿；尾矿第二次扫选时硫酸用量为750 g/吨原矿，丁基黄药用量为30 g/吨原矿，丁胺黑药用量为25 g/吨原矿，最后得到对原矿产率不低于90%和含镍0.078wt%的最终尾矿；    

步骤（2）中调浆后，矿浆所含固体质量分数为15%，pH为5~6，一次精选时硫酸用量为1000 g/吨原矿，羧甲基纤维素用量为150 g/吨原矿，丁基黄药用量为40 g/吨原矿，丁铵黑药用量为15 g/吨原矿；

步骤（3）中调浆使矿浆所含固体质量分数为10%，pH值6~7，硫酸用量为750 g/吨原矿，羧甲基纤维素用量为75 g/吨原矿，丁基黄药用量为25 g/吨原矿，丁胺黑药用量为15 g/吨原矿；

步骤（4）中调浆使矿浆所含固体物料质量分数为7%，pH为7.5~9，磁黄铁矿抑制剂用量为5000 g/吨原矿。

实施例4

本实施例与实施例1相同，区别在于：

抑制剂中，三种组分总重量占抑制剂总重量的10%。

选矿时：

步骤（1）中，矿浆所含固体质量分数为30%，pH值为5~6，硫酸用量为5000 g/吨原矿，丁基黄药用量为150 g/吨原矿，丁铵黑药用量为50 g/吨原矿，松醇油用量为40 g/吨原矿；

步骤（1）中尾矿第一次扫选时硫酸用量为2000 g/吨原矿、丁基黄药用量为55 g/吨原矿，丁胺黑药用量为50 g/吨原矿；尾矿第二次扫选时硫酸用量为1000 g/吨原矿，丁基黄药用量为40 g/吨原矿，丁胺黑药用量为30 g/吨原矿，最后得到对原矿产率不低于90%和含镍0.067wt%的最终尾矿；

步骤（2）中调浆后，矿浆所含固体质量分数为20%，pH为5~6，一次精选时硫酸用量为1200 g/吨原矿，羧甲基纤维素用量为200 g/吨原矿，丁基黄药用量为50 g/吨原矿，丁铵黑药用量为20 g/吨原矿；

步骤（3）中调浆使矿浆所含固体质量分数为10%，pH值6~7，硫酸用量为1000 g/吨原矿，羧甲基纤维素用量为100 g/吨原矿，丁基黄药用量为30 g/吨原矿，丁胺黑药用量为20 g/吨原矿。

实施例2~4所得铜镍精矿的品质如表2:

表2

此外，通过研制筛选试验可知，采用磁选法或其它组合抑制剂分离该铜镍粗精矿中的磁黄铁矿的效果都较差，镍硫互含严重；且本组合抑制剂的组份是不能随意替代或更换的，一旦更换，则达不到本组合抑制剂所带来的在几乎不影响回收率的情况下提高铜镍精矿的品位的效果。

最后需要说明的是，以上实施例仅用于说明本发明的技术方案而非限制，尽管参照较佳实施例对本发明的技术方案进行了详细说明，本领域技术人员应当理解，可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本发明的宗旨和范围，其均应涵盖在本发明的保护范围当中。 

Claims (4)

1.一种硫化铜镍矿的选矿方法，其特征在于：包括如下步骤：

（1）将基本单体解离的原矿加水调浆后，进行粗选浮选，得到铜镍粗精矿和尾矿；

（2）铜镍粗精矿经一次精选后，得到精选一精矿和第Ⅰ中矿；

（3）精选一精矿经二次精选后，得到精选二精矿和第Ⅱ中矿；

（4）调节精选二精矿矿浆pH为7.5~9，然后加入磁黄铁矿浮选抑制剂，搅拌并浮选分离矿物，得铜镍精矿和第Ⅲ中矿矿浆，所述磁黄铁矿浮选抑制剂按重量份计含有如下组分：碳酸钠15~30份、焦亚硫酸钠5~10份和三乙烯四胺3~5份，所述磁黄铁矿浮选抑制剂用量为1000~5000g/吨原矿；

步骤（1）中，所述粗选浮选是向调浆所得矿浆中依次加入镍活化剂、有用矿物捕收剂和起泡剂，然后搅拌并浮选，所述镍活化剂为硫酸，有用矿物捕收剂为丁基黄药和丁铵黑药；

    其中，矿浆中固体物料的质量分数为20~30%、pH值为5~6，硫酸用量为2000~5000 g/吨原矿，丁基黄药用量为100~150 g/吨原矿，丁铵黑药用量为30~50 g/吨原矿，起泡剂用量为20~40 g/吨原矿；

步骤（2）中，所述一次精选是对所述铜镍粗精矿进行调浆，然后向铜镍粗精矿矿浆中依次加入镍活化剂、矿泥抑制剂和矿物捕收剂，搅拌并浮选，得到精选一精矿和第Ⅰ中矿；

所述镍活化剂为硫酸，矿泥抑制剂为羧甲基纤维素，矿物捕收剂为丁基黄药和丁铵黑药，硫酸用量为800~1200 g/吨原矿，羧甲基纤维素用量为100~200 g/吨原矿，丁基黄药用量为30~50 g/吨原矿，丁铵黑药用量为10~20 g/吨原矿；

步骤（2）中，调浆所得矿浆中固体物料的质量分数为10~20%、pH为5~6。

2.根据权利要求1所述的硫化铜镍矿的选矿方法，其特征在于：步骤（3）中，所述二次精选是对精选一精矿进行调浆，然后向精选一精矿矿浆中加入依次加入镍活化剂、矿泥抑制剂和矿物捕收剂，搅拌并浮选，得到精选二精矿和第Ⅱ中矿；

步骤（3）中的镍活化剂为硫酸，矿泥抑制剂为羧甲基纤维素，矿物捕收剂为丁基黄药和丁铵黑药，硫酸用量为500~1000 g/吨原矿，羧甲基纤维素用量为50~100 g/吨原矿，丁基黄药用量为20~30 g/吨原矿，丁铵黑药用量为10~20 g/吨原矿；

步骤（3）中，调浆所得矿浆中固体物料的质量分数为7~10%，pH值5~7。

3.根据权利要求1或2所述的硫化铜镍矿的选矿方法，其特征在于：所述第Ⅰ中矿、第Ⅱ中矿分别返回下一轮物料选别工艺的步骤（1）、步骤（2）的工序中循环再选。

4.根据权利要求3所述的硫化铜镍矿的选矿方法，其特征在于：对步骤（4）所得第Ⅲ中矿矿浆进行精扫选处理，得到第Ⅳ中矿和硫精矿，所述第Ⅳ中矿返回下一轮物料选别工艺的步骤（3）的工序中循环再选。