第11章镍矿石选矿.pdf

第1 1 章镍矿石选矿 魏明安何发钰 北京矿冶研究总院 1 1 ．1 镍在矿床中的存在形式与工业应用 1 1 ．1 ．1 镍资源概况 镍在地壳中的平均含量为0 ．O l ％，多以化合态形式存在。在自然界中，由于两种富集过 程形成两种类型的镍矿[ 1 ] 硫化镍矿和氧化镍矿。 目前全球探明镍资源[ 2 ] 约1 ．6 亿t ，其中3 0 ％为硫化矿，7 0 ％为红土镍矿，约6 0 ％的镍 产品来自硫化矿。硫化镍矿物主要有镍黄铁矿、紫硫镍铁矿、镍磁黄铁矿、硫镍钴矿和硫钴 铁矿等。其中镍黄铁矿含镍高达3 4 ．2 3 ％，有的富集了铂族元素及部分钴。氧化镍矿物主要 有硅酸镁镍矿、镍蛇纹石、硫酸镁镍、镍绿泥石、镍菱镁矿、红土矿等。各种矿石中镍含量 不同。另外，还有砷化镍矿 N i A s 、碲化镍矿 N i T e 等。 据2 0 0 3 年出版的美国地质调查局的M i n e r a lC o m m o d i t yS u m m a r i e s 统计[ 3 ] 见 表1 1 ．1 ，2 0 0 2 年底世界镍的总储量为6 1 0 0 万t ，储量基础为1 40 0 0 万t 。与1 9 9 9 年的数据 资料相比较，三年间镍的储量增加了1 5 0 0 万t 。储量增加较多的国家是澳大利亚，因西澳地 区低品位的红土型镍矿可利用加压酸浸工艺生产镍产品而进行了调整，镍储量由9 1 0 万t 提 高到了2 2 0 0 万t ，储量基础由1 1 0 0 万t 提高到2 7 0 0 万t ，使澳大利亚不仅在镍的储量上稳居 世界首位，在储量基础上也超过古巴成为世界第一。世界镍资源分布见表1 1 ．1 。我国的镍储 量基础位于澳大利亚、古巴、加拿大、新喀里多尼亚岛、印度尼西亚、南非和俄罗斯之后， 居世界第八位，储量居世界第七位。 表1 1 ．12 0 0 2 年世界镍储量和储量基础 单位万t 国家名称储量 储量基础国家名称储量储量基础 澳大利亚 2 2 0 02 7 0 0 哥伦比亚 9 01 l O 俄罗斯6 6 09 2 0多米尼加 6 91 0 0 古巴 5 6 02 3 0 0 巴西 6 76 0 0 加拿大 5 2 0 1 5 0 0 委内瑞拉 6 16 1 新喀里多尼亚岛4 4 0 1 5 0 0 博茨瓦纳 4 99 2 南非3 7 0 1 2 0 0 希腊4 9 9 0 中国 3 6 07 6 0 津巴布韦 1 ．52 6 印度尼西亚 3 2 01 2 0 0 其他国家 1 3 0 5 1 0 菲律宾 9 45 2 0 世界总计 6 1 0 01 40 0 0 资料来源M i n e r a lC o m m o d i t yS u m m a r i e s ．2 0 0 3 ． 第1 1 章镍矿石选矿 随着探矿的不断深入，新矿体不断被发现，截止到2 0 0 3 年1 0 月，我国有储量基础7 7 7 万t ，其中工业储量3 6 9 万t ，分布于1 8 个省区的8 3 处矿产地中。甘肃省的储量占全国总储 量的6 2 ．2 ％，金川自家嘴子长约6 ．5 k m 的地段内拥有全国6 2 ％的保有储量；储量较多的还 有新疆、云南、吉林、湖北、四川、陕西、青海7 个省区，合计保有储量占全国总储量的 3 4 ．5 ％。 我国镍矿以硫化铜镍矿为主，占全国总储量的8 6 ％，分属于5 个成矿区带，其中金川、 喀拉通克、磐石等骨干镍矿品位较富，伴生有铜、钴、硫及贵金属，可进行综合利用，经济 效益较好；红土型镍矿占全国总储量的9 ．6 ％，主要分布在云南和四川地区，目前只有少量 利用；其他类型镍矿占全国总储量的4 ．4 ％。 我国镍资源储量虽然较为丰富，但特点是，分布不均衡，优质资源少，除金川外，基本 为中小型矿山，这制约了我国镍工业的发展，满足不了国民经济快速增长对镍资源的需求， 为镍资源短缺国。 总体来说，世界镍资源十分丰富，按近年镍矿山产量计算，储量和储量基础静态保证年 限分别在5 0 年和1 0 0 年以上，并且不断有大型和巨型镍矿被发现，找矿潜力也很大。 此外，海洋中的多金属结核中蕴藏着丰富的铜、镍、钴、锰等金属，其中镍的含量在1 亿t 以上。 1 1 ．1 ．2 镍的用途及市场需求 镍是一种重要的工业原料，其主要用途可分为六类[ 4 ] ①各种合金，如含镍不锈钢、钛 镍记忆合金、储氢合金等；②用作镀镍材料；③用作催化剂；④用作化学电源；⑤用于制作 颜料和染料体；⑥用于制作高温陶瓷及磁性材料。 在国际市场上，镍的主导消费市场是冶金市场，占镍消费总量的8 0 ％以上，单是不锈钢 产业就消耗了6 0 ％以上的总消费量。近三年西方国家镍的消费结构为不锈钢6 2 ％、合金钢 8o A 、有色金属合金1 4 ％、电镀8 ％、铸件3 ％、其他5 ％。在这些消费领域中，对镍的要求 都比较高，一般要求纯镍，只有不锈钢冶炼由于可在冶炼后期对炉料进行精炼，所以对原料 没有过高的要求，并且出于成本的考虑，倾向于使用镍铁和烧结镍这类粗镍，这带动了对红 土矿镍资源的开发与利用。 近1 0 年，全球镍需求由于市场调节，基本处于供需平衡。今后，随着全球不锈钢产业的 发展 尤其是中国 ，未来几年镍消费的增长率将达到5 ％。由于全球硫化镍矿资源已出现危 机，新增产量十分有限。此外，新红土镍矿开发受到工艺技术不成熟、投资额大、融资困难 等因素影响，难以在2 0 0 6 年前建成投产。预计未来几年的镍市场可能出现供应严重短缺的局 面。据预测，未来全球镍需求增长的7 0 ％以上将来自中国镍消费市场。2 0 0 2 年，中国镍表观 消费量达9 万t ，2 0 0 5 年，中国镍表观消费量达到1 5 万t 左右，2 0 1 0 年将超过2 0 万t [ 2 ] 。 1 1 ．1 ．3 镍的市场价格 2 0 0 0 年1 月～2 0 0 5 年6 月世界镍价 镍价单位为美元／t 走势图 图1 1 ．1 。 1 1 ．2 镍的选矿技术进展 硫化镍矿的处理一般都经过选矿，只有个别的高品位硫化镍矿不经过选矿而直接进行熔 炼。选矿时可根据原料的性质、冶炼工艺、环保等要求分别选出镍精矿、铜精矿、镍铜混合 1 5 4 第二篇各种矿产资源的选矿评述 f 甚 粼 V ＼ 盎 磷 0 I ／0 1 ／2 0 0 03 l ，1 2 ／2 0 0 03 l ／1 2 ／2 0 0 l3 1 ／1 2 ／2 0 0 23 1 ／1 2 ／2 0 0 3 3 0 ／1 2 ／2 0 0 4 年月日 图1 1 ．1 世界镍价格走势图 资料来源L M E 精矿和磁黄铁矿。现在世界上所有从硫化镍矿石中生产镍的工厂都是选出镍铜混合精矿。 1 9 9 0 年以前加拿大I N C O 公司的铜崖厂，其选矿厂是进行铜镍分离的，当镍精矿采用闪速熔 炼后，选矿厂不再铜镍分选而是产出镍铜混合精矿。其原因，作者认为一是有利于铂族贵金 属的回收，二是避免低铜镍精矿在闪速炉熔炼过程中的烟道结瘤。由于威西斯湾的镍矿不含 贵金属，所以其新建工厂设计中又考虑采用铜镍分选。选矿厂选出磁黄铁矿，主要是为了提 高精矿中的含镍品位和减少进入熔炼的含硫量。所选出的这种含镍1 ．5 ％左右的磁黄铁矿， I N C O 铜崖厂1 9 7 4 年前曾用来生产铁球团并回收铜镍，实行铜镍分选后，铁球团厂停产， 1 9 9 0 年又产出混合精矿后，磁黄铁矿采用堆存处理。现在世界上仅俄罗斯的诺里尔斯克的纳 杰什金斯克冶炼厂对选出的磁黄铁矿采用湿法处理回收其中的镍铜和硫。 尽管镍价在2 0 0 0 年后跌入低谷，但对镍的选矿研究并没有停止，尤其是2 0 0 3 年后半年 随着镍价的大幅度提高，对镍 包括硫化镍和氧化镍 回收的研究更进入了一个小高潮。纵 观这几年的研究成果，主要体现在以下几个方面①镍的选矿工艺得到了进一步发展，特别 是随着开发不同矿石性质的硫化镍矿而开发了几种新的选矿工艺；②对镍选矿的药剂 包括 调整剂和捕收剂 进行了重点研究；③开发出新型的镍选矿设备；④镍的综合回收得到更多 重视；⑤含镍矿物的浮选理论研究取得了一定进展。 1 1 ．2 ．1 新工艺的开发 镍矿石的选矿流程种类和结构[ 5 ] 与矿石的性质和产品种类密切相关。根据硫化铜镍矿石 的浮选性质，在镍矿石的选矿实践中，多采用阶段磨选流程结构，另外快速浮选或分速浮选、 泥沙分选和分离浮选、磁浮联合流程以及较少的精选次数等也是处理硫化镍矿石的可用流程。 俄罗斯诺里尔斯克选矿厂生产的特点是①使矿源最大限度地靠近加工企业；②处理同 一类型矿石原料，采用最合理的选矿工艺流程，减少消耗和提高工艺指标；③处理过去堆存 的矿石，生产选矿副产品。目前处理三种不同类型的矿石原料浸染状矿石、铜矿石和堆存 的磁黄铁矿精矿。根据不同的矿石性质，采用三种不同的选矿工艺[ 6 ] 。 在处理浸染状矿石时，除采用常规的浮选工艺外还采用闪速浮选和从浮选尾矿中重选回 收贵金属。①闪速浮选 快速浮选 。它是用特制的浮选机处理同原矿磨矿机构成闭路的水 力旋流器的沉砂，所得混合粗精矿再磨。这些工序可以避免贵金属矿物的过磨，并防止在后 O O O O O O O O O O O O O 0 O∞∞∞∞∞∞∞∞∞∞∞∞∞∞∞ 8 7 6 5 4 3 2 ●O 9 8 7 6 5 4 第1 1 章镍矿石选矿 续浮选作业中损失于细泥中。此时，经一次闪速浮选就可获得无需精选的符合质量要求的混 合泡沫精矿；②从浮选尾矿中重选回收贵金属矿物。该工序用于回收可浮性不好的贵金属矿 物 铂族金属矿物及其金属互化物 。诺里尔斯克选矿厂从1 9 9 6 年开始应用重选方法，采用 离心选矿机 尼尔森离心选矿机一4 8 进行重选。该工艺流程的优点在于同重选一浮选工艺 相比，其贵金属回收率可提高4 ％以上，同全浮选工艺相比，贵金属回收率提高1 0 ％～1 2 ％。 在铜镍矿石处理中也采用优先浮选流程。该工艺流程的特点是采用优先浮选流程，顺序 获得铜精矿和镍精矿。米哈诺布尔选矿研究设计院过去提出的是混合一分离浮选工艺流程。实 验室对比试验指标表明，优先浮选流程所得精矿质量和金属回收率均较高。 在处理堆存的磁黄铁矿精矿时，采用贵金属重选预选和给矿磨矿擦洗，从而得到满足冶 炼要求的精矿，并确保有色金属和贵金属较高的选矿回收率。堆存的磁黄铁矿精矿是有价值 的有色金属及贵金属的矿源之一。由于长期存放，其物质成分、矿物结构和工艺特性都发生 了显著改变，需研制专门的选矿工艺处理。①由于在这种物料中含有大量的以矿物形式存在 的铂族金属，所以选矿流程用重选预选，即用尼尔森离心选矿机- 4 8 选别，此时可获得铂族金 属品位和回收率均较高的重选精矿。②该工艺包括矿浆浓缩和再磨工序 磨矿粒度达到 - - 0 ．0 4 5 m m 占8 0 ％“ - 8 2 ％ ，以清除硫化矿物表面上的氧化膜 擦洗 ，在特定的药剂制度下 进行粗选和精选。精选后的镍黄铁矿精矿与由浸染状矿石和富矿石中分离出来的镍精矿一起 送到镍冶炼厂。 诺里尔斯克镍公司所处理的矿石大部分为磁黄铁矿。处理硫化铜一镍矿石的成熟经验表明， 在原矿浮选分离时，将磁黄铁矿作为单独产品富集，在冶金生产中处理所得到的磁黄铁矿精矿， 这样除解决了经济问题外，也同时解决了生态问题，减少了二氧化硫向空气中的排放量[ 7 ] 。 热磁选矿工艺可能是处理磁黄铁矿精矿的方向之一。此工艺的基础足，当磁黄铁矿中的 硫与铁的原子比减少到1 或更小时，镍和钴在硫化铁中的溶解度变小，此时形成具有F e N i - C o 结构的金属相和具有陨硫铁晶格常数的硫化铁相。金属产物和硫化物可以用选矿方法 如磁选 进行分离。硫蒸气分压减至磁黄铁矿平衡压以下，就会降低硫与总金属比值。在通 人大量的惰性气体和还原气体时，通过与硫反应生成稳定的化合物，或者提高金属的含量 如添加金属铁或含铁氧化相和还原剂 均可以实现此工艺。 热磁选矿试验采用的磁黄铁矿精矿的组成为 ％ N i2 。0 2 、C u0 ．4 9 、C o0 ．0 9 3 、 F e4 8 ．6 和 2 7 ．7 。精矿的矿物组成如下 体积％ 磁黄铁矿7 5 “ - 8 0 、镍黄铁矿2 “ - - 4 、铁氧 化物5 、硅酸盐2 0 ～2 5 。原生的磁黄铁矿有两种结构变种，即单斜磁黄铁矿和六方磁黄铁矿。 原矿中含有0 ．2 ％～o ．5 ％的类质同象杂质镍。 试验结果表明最好的结果是在温度为9 0 0 ℃、磁黄铁矿与转炉渣重量比等于1 1 时得 到的。镍在磁选精矿中的回收率为9 2 ．1 8 ％，此时，磁选精矿含镍7 ．0 2 ％。在温度不变时， 随炉料中磁黄铁矿量的增加，镍在磁选精矿中的回收率降低。当配料成分恒定时，焙烧温度 从9 0 0 ℃提高到1 0 0 0 ℃时进入磁选精矿中的镍的回收率降低了。 佩钦加镍公司对选矿厂进行了技术改造。新工艺投入生产后，通过采用新式设备和工艺过 程的自动控制系统，提高了选矿过程的技术和经济指标。这一新工艺能在确保达到原有回收率 的条件下，产出含N i l o ％的精矿。在制定工艺方案时主要从以下两个方面进行了研究r 8 ] 1 选择合理的粗精矿精选工艺流程。 2 选择有效的药剂制度以便能在保持或提高金属回收率的条件下，降低粗精矿和最终精 矿中硅酸盐矿物含量。 研究表明，细粒硅酸盐矿泥颗粒 特别是层状结构硅酸盐矿物 具有特殊的不均质性， 部分疏水的矿物表面在水介质中能形成单矿物的聚集体，并附着在硫化矿物颗粒的表面。它 们覆盖在硫化矿物表面以后，会阻碍捕收剂在硫化矿物上的固着，并因此大大降低硫化矿物 1 5 6 第二篇各种矿产资源的选矿评述 的浮选速度和可浮性。在保证金属回收率的前提下，能使夹带到泡沫产品中的硅酸盐矿物含 量减少三分之一的方法，就是将浮选时获得的中间泡沫产品返回到粗选作业中。 对于选择性浮选药剂分别研究了①对镍黄铁矿具有选择性的捕收剂；②层状结构硅酸 盐矿物的抑制剂；③硫化矿物的调整剂。由于硫化矿对硫及其衍生物的亲合力，因而属于含 硫的浮选调整剂的一些试剂，能有助于从硫化矿物表面上除去硅酸盐矿泥，增强捕收剂的固 着，并因此而扩大硫化矿物与硅酸盐矿物的可浮性差别。探索性试验研究表明，通过采用属 于含硫还原剂这样一类的调整剂后，可明显地强化铜一镍矿石的浮选。应该指出，这种试剂 调整剂 的效果不仅表现在粗选作业中，而且也表现在精选作业中，也就是说，这种新试剂 不像硫化钠那样会从硫化矿物表面解吸捕收剂。 然而，选矿厂的操作经验表明，不采用工艺过程自动控制系统就不可能进一步提高选矿 过程的技术一经济指标。佩钦加镍公司的选矿厂实际上是俄罗斯唯一有可能全面实施工艺过程 自动化控制的选矿厂，因为自控系统在这里已得到广泛使用，并用于研究工业过程。 现在，借助于P l o s k o n2 0 0 型自动控制系统，已实现了工艺流程3 0 0 多个点的控制。 在I 级控制系统中，根据处理矿石的类型，使液面保持在一定的范围内。在Ⅱ级控制系统中 控制工艺过程，并确保在尾矿金属损失最低的条件下，精矿镍品位保持规定的值。 国内研究者对包括金川在内的镍矿石开展了大量的研究工作，并取得了一定的研究进展。 常永强对金i l l - - 矿区贫矿石的选矿工艺进行了研究。在原矿含镍0 ．6 3 9 ％、铜0 ．3 6 ％、 氧化镁2 7 ．7 4 ％时，根据矿石性质，确定在磨矿细度一o ．0 7 4 m m 占8 0 ％的条件下，采用弱酸 性介质的浮选工艺，实验室闭路试验取得了含镍6 ．5 5 ％、铜4 ．0 4 ％、氧化镁4 ．2 4 ％的混合 精矿，镍、铜的回收率分别为8 0 ．2 0 ％和8 4 ．2 5 ％[ 9 ] 。 徐石东，曾新民对金川龙首混合矿选矿降镁工艺进行了研究，并在生产中进行了实践。 对现场流程进行局部改动，强化一、二次精选，即将原流程中一次粗选直接出精矿，改为一 次精选泡沫再进行一次精选；二次粗选和三次粗选的泡沫合并后再进行两次集中精选，并且 在精选作业中添加降镁剂E 4 。与现场流程条件小型闭路试验指标相比，在精矿镍品位和回收 率稍高的情况下，使精矿中M g O 含量降到了7 ％以下[ 1 引。 尹文新等采用混合浮选并增加磨矿细度，提高了矿物的单体解离度[ 1 1 ] 。采用二段连续磨 矿一浮选的工艺流程，精选作业从一次精选增加至三次，又对精尾开路精选，中矿返回磨矿作 业，使精尾不在精选回路循环并且使中矿连生体可进一步得到解离。添加新的捕收起泡剂 C - 1 2 5 、调整剂A S 、抑制剂M C 等浮选药剂组合，取消2 5 号黑药来强化浮选，克服了镍矿物 易泥化、易氧化和浮游速度慢的缺点，也克服了精选区泡沫发黏的不足，既提高了精矿品位， 又能保证镍回收率基本持平。铜镍分离采用铜一镍混合精矿再磨、脱药、异步浮选的新工艺， 既提高铜镍矿物的单体解离度，又克服了含镍矿物可浮性差的不足，为铜镍分离创造了良好 的分选条件。采用石灰 硫酸锌 亚硫酸钠组合抑制剂强化了抑镍浮铜的效果，也克服了单 独使用石灰抑制镍矿物造成泡沫发黏、机械夹杂太多的缺点，再配合黄铜矿选择性捕收剂 Z - 2 0 0 ，强化铜矿物可浮性及细颗粒铜矿物的回收，使镍精矿中镍铜比显著提高，新工艺无 毒、无需加温。通过工艺流程改进及应用新药剂组合，获得了较好的铜镍矿石的选别指标。 镍精矿镍品位和回收率分别由6 ．3 3 9 ％和8 5 ．1 9 ％提高到7 ．7 8 9 ％和8 6 ．0 0 ％。铜精矿铜品位 和回收率分别由2 3 ．0 4 ％和5 9 ．2 8 ％提高到2 4 ．2 3 ％和8 2 ．5 0 ％。镍精矿镍铜比由原来的9 ．2 0 提高到2 5 ．8 。每年可为企业增加显著的经济效益。 某镍矿原矿中除含可选性较好的硫化镍矿物外，还含有一定量的氧化镍、硫酸镍及硅酸 镍等矿物。这些非硫化镍矿物可选性差，致使选矿厂尾矿含镍较高E 1 2 ] 。现尾矿坝库存量为 5 万“ - 6 万t ，按平均含镍0 ．8 ％计，镍金属量为4 0 0 ～5 0 0 t 。有效地回收尾矿中的镍金属是缓 解矿产资源日渐枯竭的有效措施之一。尾矿镍物相分析结果表明，尾矿中硫化镍和氧化镍分 第l l 章镍矿石选矿 1 5 7 别占1 8 ．5 7 ％；硫酸镍和硅酸镍分别占3 1 ．4 3 ％。硫酸镍在矿浆中易溶解，使矿浆呈弱酸性； 氧化镍在稀酸溶液中易溶解；硅酸镍在较高酸度下也能部分溶解；而硫化镍能在稀酸溶液中 部分溶出，在氧化环境中能较好地溶出。根据物料的特点，应用浸出一沉淀法处理尾矿，获得 含镍2 0 ％～3 3 ％的镍硫化物，回收率达到6 0 ％- - 7 4o A 。浸出一沉淀法是尾矿资源再生利用的 一条新途径。 周怡玫对于某含硫化、氧化混合镍矿的矿石进行了试验研究，针对该硫、氧混合镍矿中 可溶性矿物较多的特点，研究采用沉淀剂石灰，使矿浆中可溶性离子N i 、F e 、M g 等生成难 溶的N i O H 、F e 0 H 2 、M g O H 。沉淀等，消除了对浮选的不利影响。沉淀浮选法比常规 浮选法提高回收率2 0 ％左右L 13 | 。 温建康等对金川低品位镍矿资源进行了生物浸出的研究，认为贫矿和尾矿具有良好的生 物可浸性，尾矿比贫矿更容易浸出。采用以氧化亚铁硫杆菌为主的混合浸矿菌株浸出金川尾 矿，镍、铜、钴浸出率分别可达8 7 ．8 4 ％、8 4 ．0 5 ％和8 6 ．3 5o A ；对贫矿利用细菌浸出，镍、 铜、钴的浸出率分别达到8 8 ．7 8 ％、4 7 ．6 8 ％和6 5 ．6 5 ％。针对金川矿石碱性脉石多，导致普 通T f 菌浸出过程中耗酸量大、p H 值不稳的特点，采用诱变技术选育了耐高p H 值的浸矿 菌株。该菌株应用于金川尾矿和贫矿浸出，浸出指标接近普通T f 菌浸出指标，为金川低品 位资源生物浸出工业化应用奠定了良好的基础E 1 4 ] 。 1 1 ．2 ．2 新药剂的研究进展 随着镍市场的好转，镍的选矿药剂得到了较快地发展。国内见诸报道最多的是对于新药 剂在金川镍矿石的应用研究。 北京矿冶研究总院周高云等根据金川镍矿的实际情况，成功地研制了新型起泡剂B K - 2 0 6 ，小型试验和工业试验表明，B K 一2 0 6 在金川镍矿具有很好的适应性，用B K - 2 0 6 起泡剂 取代生产中的J - 6 2 2 不仅精矿中镍回收率有所提高，精矿中镁含量降低，而且每年可节省药 剂费用近2 0 0 万元。试验中对松醇油、J - 6 2 2 、B K - 2 0 6 三种药剂进行了闭路试验对比。试验 结果表明，三种药剂当中，指标最好的是B K - 2 0 6 ，最差的是松醇油。药剂用量最少的是B K - 2 0 6 ，最多的是松醇油。松醇油、J - 6 2 2 、B K 一2 0 6 的药剂总用量分别为6 8 ．8 、5 9 ．4 、2 5 ．3 g ／t [ 15 | 。 B K - 2 0 6 起泡剂是以石油化工产品为原料经过化学加工而成的。该起泡剂的有效成分高， 主要含高级脂肪醇及醚酯类化合物。外观为浅黄及浅棕色油状透明液体，微溶于水，与醇、 酮等有机溶剂互溶，产品密度为0 ．8 4 ～o ．8 7g ／c m 3 。该起泡剂具有起泡速度快、起泡力强的 特点。产品性能稳定，原料来源广泛，生产成本较低，价格便宜，毒性较小，有利于环境保 护。 中南大学张国范等针对金川镍矿二矿区富矿石，进行了新型镍矿捕收剂B s - 4 和降镁组合 抑制剂的研究。通过药剂选择与药剂用量试验，确定了以新型螯合捕收剂B s - 4 和丁黄药为组 合捕收剂，丁铵黑药为起泡剂，调整剂为碳酸铵、六偏磷酸钠以及蛇纹石的组合抑制剂E P 的浮选药剂制度，并进行了小型闭路试验，试验结果表明精矿中镍的回收率达到9 1 ．5 3 ％， 铜为8 8 ．0 4 ％，氧化镁的含量为5 ．9 5 ％[ J6 | 。 湖南株洲选矿药剂厂向平等和金川公司刘广龙针对金；q - - - 矿区富矿石开展了用“P N 4 0 5 Y 8 9 2 ”捕收起泡剂代替现场用“丁黄药 J - 6 2 2 ”的选镍铜试验研究[ 1 7 , 1 8 3 。结果表明，新 药方对铜镍矿物的选择性捕收作用比现场药方强，在精矿品位有所提高，精矿中氧化镁含量 有所降低的条件下，镍铜回收率得到显著提高。工业试验获得与小试指标重现性很好的试验 结果①新药方的选择性好，获得的精矿中氧化镁含量比现场药方低。②新药方的捕收力 1 5 8 第二篇各种矿产资源的选矿评述 强，在获得精矿品位相当条件下，镍铜回收率分别提高0 ．6 4 ％和0 ．9 7 ％。③新药方P N 4 0 5 用量低，大幅度降低了药剂成本，根据药剂耗用量和药剂价格计算，新药方的单位成本降低 0 ．8 5 元／t 。P N 4 0 5 毒性低，用量也低，有利于改善车间生产条件，降低选矿药剂对环境的污 染程度。 铁岭选矿药剂厂宁致强等针对金川公司的含镍矿石性质开发出捕收剂T - 2 0 8 和起泡剂H 一 4 0 7 组合药剂制度，与现场使用的Y - 8 9 和P N 4 0 5 相比，在精矿品位相当的情况下，镍、铜 回收率分别提高了0 ．8 2 ％和0 ．6 3 ％。精矿中氧化镁含量降低了0 ．1 8 ％。新型起泡剂起泡效 果好，泡沫稳定，不发粘，浮选易于控制[ 19 | 。 叶雪均等针对采自新疆某铜镍矿矿体的富矿，采用部分优先浮铜一铜镍混浮一铜镍分离 的阶段磨选流程，能较好地适应高铜低镍硫化矿的直接浮选分离，并对浮游速度快的铜矿物 实现早收多收，精矿质量较高[ 2 引。 Y B - 5 是广州有色金属研究院生产的一种降镁效果好的脉石抑制剂，为铜镍分离并获得高 质量铜、镍精矿提供了条件，试验表明Y B - 5 在N a z C 0 3 介质中抑制含镁矿物的效果比在石灰 介质中好。在低碱度石灰介质中采用Y B 组合抑制剂可实现铜镍分离，提高铜、镍精矿质量。 在本工艺条件下小型闭路试验获综合铜精矿含C u3 2 ．2 6 ％、C u ／N i 为4 7 ．4 4 ，铜回收率达 9 1 ．6 6 ％；镍精矿含N i4 ．6 0 ％，N i ／C u 达1 1 ．2 2 ，镍金属回收率为8 0 ．6 3 ％。 在北京矿冶研究总院最近针对金川龙首富矿和二矿区富矿进行的试验研究中，研究者通 过利用具有作用力强、选择性好的捕收剂和调整剂，配合工艺流程的改进，不但提高了镍的 选矿回收率，而且镍铜混合精矿的品质得到进一步改善。 1 1 ．2 ．3 镍浮选理论研究进展 E ．E ．奥斯特洛兹娜娅等利用纯矿物研究了二甲基二硫代氨基甲酸酯的作用机理。吸附 试验表明，黄铜矿和镍黄铁矿对二甲基二硫代氨基甲酸酯的吸附量很小，而磁黄铁矿和脉石 矿物对它的吸附量很大，浮选试验结果证明，在二甲基二硫代氨基甲酸酯与丁基黄药联合使 用时，黄铜矿和镍黄铁矿的可浮性增强，而磁黄铁矿和脉石矿物的可浮性减弱[ 2 1 | 。 s ．克雷别克等研究了在有或没有S M B S 焦亚硫酸钠N a zS 20 5 存在时，三种螯合剂 二乙撑三胺D E T A 、三乙撑四胺T A T E 和柠檬酸 分别对磁黄铁矿的去活化／抑制行为。所 研究矿石中的磁黄铁矿是六面体形的晶体。分批浮选试验结果表明，单用D E T A 和T A T E 对磁黄铁矿的抑制作用比较弱，但是，它们与S 0 2 或S M B S 联合使用可大大增强对磁黄铁矿 的抑制作用，对镍黄铁矿和磁黄铁矿的分离选择性有协同作用。在解释该现象时，主要考虑 S M B S ／S 0 2 的氧化还原／浸出性质，D E T A 和T A T E 对金属离子的螯合使磁黄铁矿表面去活 化并形成了亲水螯合物 连二硫酸镍 亚硫酸盐的氧化产物 。试验结果表明在有或没有 S M B S 存在时，柠檬酸对镍铜精矿的分离指标改善不多。试验中浮选的p H 高达1 2 ．3 ，所获 得的镍精矿含2 7 ．5 ％N i 约含8 3 ．4 ％镍黄铁矿 ，镍回收率为9 1 ％，镍精矿中仅含1 5 ．2 ％ 磁黄铁矿。而铜精矿含2 1 ．3 ％C u 约含6 3 ．3 ％黄铜矿 ，铜回收率为9 7 ％，其中含1 6 ％磁黄 铁矿[ 2 2 | 。 刘谷山研究了C u 2 、F e 3 、N i 2 等几种金属离子E 2 3 3 和不同氧化剂[ 2 4 ] 对C u 。S 、N i 。S 2 矿 物浮选行为的影响，结果表明①F e 3 存在对C u z S 、N i 。S 2 矿物均有显著的抑制作用，并且 与矿浆电位有较好的对应关系。②C u 2 的存在对N i 。s 2 矿物的浮选有活化作用。③N i 2 存在 对N i 。S 2 矿物浮选影响不大，但当其用量较大时，可能由于消耗黄药而影响C u 2 S 矿物的浮 选。在比较了K M n 0 4 和K z C r z0 7 调浆的浮选结果后可知这两种氧化剂都具有选择性抑制作 用，这种抑制作用与矿浆电位有很好的对应关系。尽管它们的用量相差很大，但是它们的共 第1 1 章镍矿石选矿 同点就是都能使N i 。S 2 矿浆电位升高到 3 8 0 m V 以上。因此，K M n 0 4 和K 2 C r 2 0 ，对N i 。S 2 矿 物的抑制作用主要是由于电位作用的结果。它们的抑制作用在机理上是相同的，都是使矿物 表面氧化生成亲水性表面膜而抑制矿物的浮选。 V ．基里亚维内[ 25 | 、E ．E ．奥斯罗日拉娅等[ 2 6 ] 和E ．E ．奥斯特洛兹娜娅等[ 2 7 ] 不同的研 究者在不同时期分别研究了硫代硫酸根离子对硫化镍铜矿石浮选选择性的影响。研究发现， 在铜镍矿石铜浮选回路中添加亚硫酸盐或亚硫酸氢盐可提高铜的回收率，但同时提高镍浮选 给矿中硫代硫酸根离子浓度，可以抑制镍矿物的浮选。研究结果还表明，在镍浮选回路中增 加捕收剂的用量，添加硫酸分解硫代硫酸根离子或添加过氧化氢调整剂，可阻止硫代硫酸根 离子对镍矿物的抑制。另外，使用硫代硫酸镍络合物可以无需提高矿浆碱性而实现镍黄铁矿 与磁黄铁矿和黄铜矿的浮选分离 将后者转入泡沫产品中 ；而随着矿浆碱度的提高，硫代硫 酸铜对黄铜矿的抑制作用不会减弱，对镍黄铁矿和磁黄铁矿的抑制作用增强，且镍黄铁矿和 磁黄铁矿的分离指数稳步增大。因此，在镍一磁黄铁矿浮选回路中、在有硫代硫酸盐络合物存 在的情况下必须确定必要的p H 值。 B ．八钱图利亚等考查了在用丁基黄药作捕收剂时，低分子量的有机药剂 - - 甲基二硫 代氨基甲酸钠，D M D K 对磁黄铁矿可浮性的影响。通过测定丁基黄药和D M D K 在磁黄铁 矿表面的吸附量，研究了D M D K 对丁基黄药与磁黄铁矿相互作用的影响。研究结果表明，有 D M D K 存在时，磁黄铁矿对丁基黄药的吸附量大幅度降低，使其可浮性减弱。在这种情况 下，约6 0 ％～7 0 ％的仅能使矿物表面弱疏水化的D M D K 吸附在磁黄铁矿表面上形成了较大 的覆盖层，从而降低疏水性强的丁基黄药在矿物表面上的吸附量，进而降低磁黄铁矿的可浮 性[ 2 8 ] 。 V ．马利夏克等在浮选分离南非M e r e n s k y 矿石中的铂族金属和贱金属与硅酸盐脉石时， 发现铂族金属和贱金属的损失较大。因此研究了镍黄铁矿与长石的相互作用及其对它们浮选 分离的影响‘29 | 。 通过研究镍黄铁矿一长石浮选体系中，捕收剂的吸附、离子活化、离子在矿物表面上的分 布之间的关系，借助Z e t a 电位测定、微浮选试验和瞬时飞行二次离子质谱 T o F - S I M S 分 析法研究了长石和镍黄铁矿表面上异丁基钠黄药、硫酸铜和钙离子相互作用对它们可浮性的 影响。试验结果表明，所研究的镍黄铁矿和长石的等电点分别为p H 8 ．5 和4 ．2 。Z e t a 电位、 p H 曲线和T o F - S I M S 分析结果表明，在所研究的p H 范围内，在镍黄铁矿表面上有黄原酸 离子和铜 Ⅱ 离子存在。在黄原酸离子存在时，镍黄铁矿的浮选回收率很高，在p H 4 和9 范围内，铜离子和黄原酸离子存在时，镍黄铁矿的回收率更高。黄原酸离子不吸附在长石表 面上。但从所获得的资料表明，在p H9 时长石被铜 Ⅱ 离子组分所覆盖，然后黄原酸离 子吸附在其上，因而引起长石浮选。在试验中，p H9 时长石的可浮性比p H4 时要高。在 p H9 时钙离子的存在抑制了铜 I I 离子的吸附，降低其可浮性，其浮选回收率与没有铜 I I 离子存在时一样。在所试验浓度范围内，钙离子对镍黄铁矿的浮选回收率影响不大。 1 1 ．2 ．4 选矿设备的研究进展 一种新的浮选设备能帮助津巴布韦镍矿提高其镍回收率[ 3 0 3 。选矿设备生产者多尔一奥利 弗向南部非洲的采矿业介绍了这种设备，V e r t iM i x 系统专门设计用于提高浮选回路中粗粒级 的回收率。这种设备在此之前已在南美铜矿进行了大量的试验。这种新的V e r t iM i x 浮选设 备是原有设备的改进装置，它能在较低的能耗和较短的停留时间内提高回收率。V e r t iM i x 浮 选槽与六边形泡沫收集槽结合，有效利用地面空间。锥形底圆槽可使浮选容积最大达2 0 0 m 3 。 该公司新的V e r t iM i x 定子系统使粗粒级的回收达到最好，并且其高级程序控制使这一现代 1 6 0 第二篇各种矿产资源的选矿评述 选矿设备简单而且高效。安装功率为1 1 0 ～1 2 8k W h ，在最大的多尔一奥利弗浮选槽中，给 料速度可达8 0 0 t ／h 。多尔一奥利弗选矿设备已在南部非洲的许多矿山使用了近8 0 年，其主要 用户有南非的I m p a l aP l a t i n u m 公司和B C L 铜一镍矿。 萨德伯里镍矿石含有大量脉石矿物磁黄铁矿 F e ss 9 ，磁黄铁矿使得该类矿石难磨。文 献提出用“磁浮选法”来有效地处理含磁黄铁矿的矿石[ 3 1 | 。该法通过外加磁场将泡沫产品中 的磁性磁黄铁矿留在浮选槽中，而降低浮选精矿中的磁黄铁矿的含量。在该研究中，用B o x W i l s o n 试验设计方法研究了3 个变量 起泡剂用量、捕收剂用量和空气流量 ，此外还对其 他一些变量 磁铁转速、磨矿细度、矿浆浓度和浮选时间 单独进行了研究。在最佳条件下 用含1 ．9 2 ％镍的鹰桥镍矿石进行磁浮选试验，一段选别获得的精矿镍品位为1 3 ．5 6 ％，回收 率为7 4 ．3 2 ％。通过精选和扫选可以进一步提高精矿品位和回收率。该法与常规方法相比， 指标较好。 在该试验工作中所用的磁浮选装置如图1 1 ．2 所示。该装置主要由浮选槽、主磁铁、副磁 铁、泡沫排放槽和返回管组成。浮选槽中进行常规浮选，它通过机械搅拌和槽底供给压缩空 气产生气泡。但与常规浮选槽不同的是，浮选槽顶部密封起来，泡沫被迫通过窄的回流通道 8 m m 宽 。旋转的主磁铁捕俘泡沫中的磁性颗粒，将它们吸到返回管中，最终返回到浮选槽 里。其目的是使可能夹带到磁产品中的镍黄铁矿能再次回收。借助副磁铁使磁性产品脱离主 磁铁。主磁铁装在由非铁磁性材料制成的空心圆筒中，借助可变速电动机，主磁铁可转动。 在主磁铁的影响下，副磁铁转动，所以副磁铁不需要电动机。 泡沫通道 图1 1 ．2 磁浮选装置示意图 主磁系由3 排、每排4 个磁铁共1 2 个永磁铁组成。主磁铁是由钕铁硼制成的圆柱形稀土 磁铁。每个磁铁的直径为2 2 m m ，高为1 0 m m 。表面磁场强度为3 8 0 0 G s 。副磁铁由2 排、每 排2 个共4 个陶瓷永磁铁组成。磁铁截面为长方柱形，其尺寸为1 0 m m X 2 2 m m X 4 7 m m 。表 面磁场强度为1 2 0 0 G s 。 返回管安装在浮选槽的底部，与浮选空气给入管相切。落入返回管的磁性物料需要流体 介质，因此，需要有少量的矿浆通过顶部连接管返回。在除去磁性物料后，剩余的非磁性泡 沫产品通过缝隙从浮选槽排到与适当容器相连的泡沫槽中。使用泡沫冲洗水是有好处的，这 可通过在泡沫槽顶部中心安装冲洗水喷嘴来实现。 磁浮选装置操作还需要一些相应的辅助装置，如矿浆水平电控制装置、冲洗水槽、补加 水槽、螺旋阀门和空气流量计。 曾荣等系统运用图像处理技术对摄像头和视频捕获卡采集到的浮选泡沫图像进行分析， 计算出泡沫颜色参数、气泡个数和大小、泡沫的稳定度和移动速度等泡沫物理参数。根据它 第1 1 章镍矿石选矿1 6 1 们评估浮选过程，并建立数学模型来预测浮选泡沫层精矿品位。该系统已经应用到金川公司 选矿厂，取得了较好的效果[ 3 2 | 。 尼尔森选矿机的应用[ 33 | 。俄罗斯诺里尔斯克镍公司经过多年开采，已经堆存了大量选矿 尾矿，由于堆存尾矿的提升难度很大，因此为处理1 号尾矿场的物料研制一种工艺方案就需 要相当大的投资。按照下述重选工艺原矿浆两段筛分成1 5 ．0 r a m 和1 ．5 m m 粒级，在直径 2 5 0 m m 的R e b s 牌号的水力旋流器组中进行初步分级，随后再用尼尔森 K n e l s o n - 4 8 重选 机从矿砂部分富集铂族金属。为了提高铂族金属以及与硫化矿物伴生的铜和镍的回收率， 2 0 0 2 年又在该流程中增设了一道使用充气式浮选机操作的浮选工序。 试验结果表明，在按重选一浮选流程处理时，重选一浮选混合精矿总回收率明显地高于只 采用重选流程时获得的指标 在回收铜和镍时的重选精矿产率为0 ．1 ％～o ．2 ％的条件下，重 选精矿回收率铂族金属总量1 5 ％～2 0 ％、铂3 0 ％～3 5 ％和钯1 0 ％，- - 1 5 ％