罗立群，李金良，黄 红

（1.武汉理工大学资源与环境工程学院，湖北 武汉430070；2.新疆瑞伦矿业有限责任公司，新疆哈密839000；3.武汉理工大学西院图书馆，湖北 武汉430070）

镍冶金工业的原料主要来自硫化铜镍矿石[1]，新疆哈密已探明的镍矿资源分布在6个矿区，预测资源量为1580多万金属吨，镍矿资源储量90余万金属吨，仅次于镍都金川，居中国第2位[2－3]。瑞伦矿业公司哈密黄山南铜镍矿一期日处理矿石1500t项目于2010年10月建成投产。

因投产后的矿石性质与原试验矿石性质发生了很大的变化，矿石泥化程度进一步恶化，浮选过程中泡沫较粘、跑槽现象严重，浮选药剂成本高，生产指标很不理想[4－5]。通过分析试生产期间的大量数据、查明工艺矿物学特征，实施工艺流程结构改造、细化药剂种类与品质、优化用量组合，经技术改造后生产过程稳定、技术指标提高，经济效益显著，表明改造后的流程及技术参数是适合瑞伦矿业哈密铜镍矿分选的，可供类似企业参考。

1 试样性质与工艺矿物学

1.1 矿石的化学成分

由于投产后的矿石性质与原试验矿石性质发生了很大的变化，是造成工艺流程不适应矿石分选过程的主要因素，对此进行了工艺矿物学研究。入选矿石与原试验矿石的多元素化学成分分析及镍和铜的物相分析结果见表1、表2和表3。

表1 入选矿石与原试验矿石主要化学成分对比／（wt%）

表2 入选矿石与原试验矿石镍的物相分析结果／（wt%）

表3 入选矿石与原试验矿石铜的物相分析结果／（wt%）

从表1～3中的多元素分析与铜、镍物相分析可以看出以下内容。

1）两次矿石试样中可供选矿回收的主要元素是镍和铜，入选样含量分别为0.62%和0.15%，而试验样镍、铜稍高，为0.90%和0.28%。

2）为达到富集镍矿物和铜矿物的目的，需要选矿排除或降低的脉石组分主要是SiO2和MgO，次为Al2O3和CaO，四者合计含量达74.77%和77.00%。

3）矿石中镍主要分布在金属硫化物和硅酸盐类矿物中，入选样分别占82.26%和17.74%，试验样则为87.64%和8.20%及4.16%的硫酸镍，前者硫化镍部分即为选矿采用浮选工艺分选镍矿物时镍的最大理论回收率。

4）矿石中铜主要以原生硫化铜和次生硫化铜两种形式存在，二者分布率分别为73.34%、22.00%、86.07%、9.64%，合计达95%左右，从理论上来说，它们均为选矿富集回收铜的对象。

综合化学成分特点，可以认为区内矿石属发生轻微氧化的高氧化镁、中低品位铜镍硫化矿石，通过选矿可获得镍精矿和铜精矿2种产品。

1.2 主要矿物组成及产出形式

矿石新鲜面肉眼下显灰黑色，具星散浸染状构造，个别矿块中金属硫化物分布较为集中。原矿的X射线衍射分析结果见图1，矿石中主要矿物组成及含量见表4。经镜下鉴定、X射线衍射分析和扫描电镜分析综合研究表明，矿石的组成矿物种类较为复杂，金属矿物主要是镍黄铁矿、黄铜矿和磁黄铁矿，次为墨铜矿、黄铁矿、磁铁矿等；脉石矿物以滑石、辉石或橄榄石为主，其次是角闪石、蛇纹石、黑云母、绿泥石和少量辉石及长石，其它微量矿物尚见方解石、铬尖晶石、钛铁矿、榍石和磷灰石等。

图1 原矿的X射线衍射分析图谱

表4 入选矿石与原试验矿石主要矿物组成及含量／（wt%）

镍黄铁矿。选矿富集回收镍的主要目的矿物，分布较为广泛，大部分矿块中均可见及。自形、半自形粒状，反射光下显黄白色，反射率与黄铁矿大致相近，均质体，晶粒内部特征的显微孔洞较为发育。根据晶体形态、粒度特性和与嵌连矿物的交生关系，可将矿石中镍黄铁矿的产出形式大致分为3种。

1）呈不规则粒状与磁黄铁矿、黄铜矿或墨铜矿等其它金属硫化物以各种形式紧密镶嵌（图2中A），少数可与磁铁矿交生，部分则以浸染状的形式不均匀分布在脉石中，交代磁黄铁矿，但本身又常被黄铜矿交代，随着交代程度的增强，磁黄铁矿可呈微细的残余包裹在镍黄铁矿中。晶体粒度变化较大，细小者小于0.05mm，少数粗者可至1.5mm左右，一般介于0.1～0.8mm之间，当与磁黄铁矿或黄铜矿混杂交生时，构成的集合体粒度可至1～2.5mm左右。

2）呈细小的叶片状、针状、羽毛状、火焰状或不规则状沿磁黄铁矿解理断续充填分布，而且多见于磁黄铁矿晶粒的中部或显微裂隙的邻近部位，定向排列的特征较为明显，显然这种形式的镍黄铁矿是由固溶体分离作用形成的，粒度变化较大，细小者小于0.02mm。

3）呈细小的粒状或不规则状以浸染状的形式嵌布在部分蚀变较强烈的矿块中，绝大多数与磁黄铁矿毗连而构成细小的连晶，尤其与滑石等叶片状脉石的嵌连关系较为密切（图2中B），而在相邻的橄榄石、角闪石等柱粒状脉石晶粒内部却极少见其分布，因此常表现出局部较为富集的分布特征，粒度一般在0.02mm以下，部分甚至小于0.002mm。

1.3 不同磨矿细度中目的矿物解离度

使矿石中绝大部分目的矿物呈单体状态产出是取得理想技术指标的必要条件[6]。不同磨矿细度条件下矿石中镍黄铁矿和黄铜矿的解离度测定结果列于表5。

图2 试样的显微镜下照片图（反光）

表5 不同磨矿细度目的矿物的解离度／（wt%）

由表5可知，随着磨矿细度由－0.074μm占74.60%提高到79.98%，单体镍黄铁矿所占比例由83.7%提高至90.5%，而黄铜矿则由85.3%上升至92.1%。显然－0.074μm占80%左右的磨矿细度基本可满足获得合格镍精矿和铜精矿的细度要求，不过略粗于根据矿物嵌布粒度推荐的磨矿细度，这与矿石中滑石和蛇纹石等鳞片状脉石含量较高有关。

2 选矿生产流程与改造效果

2.1 原试验推荐流程

对入选矿石原研究单位推荐的磨浮工艺流程为一段磨矿两段预先浮选滑石，两段混合铜镍粗选，三次混合精选，三段扫选，铜镍混合精矿再进行铜镍分离，铜镍矿浮选原闭路试验结果如表6所示[4]。

表6 哈密黄山铜镍矿浮选原闭路试验结果／（wt%）

投产后生产指标和经济效益都不理想，主要是浮选过程中泡沫较粘、跑槽现象严重；浮选过程稳定操作困难；预先浮选滑石产品中含镍较高，影响了后续铜镍浮选的回收率；药剂用量较大，浮选药剂成本高。

产业化之前的试验研究相对比较充分，对矿石除了进行了详细的条件试验和开、闭路试验之外，还进行了相对可磨度试验，其结果如图3所示。各粒度范围的的相对可磨度K（K＝T0／T）处于1.33～1.11，平均为1.26，表明试样相对易磨。

图3 矿石相对可磨度测定曲线图

2.2 改造后的生产流程与结构

通过分析试生产期间的大量数据，认为入选矿石性质与研究试样的性质有根本性的变化，对此重新查明工艺矿物学特征，并补充了矿石测试了硬度系数f等试样的部分参数。

测试硬度系数f时，将待测试样由颜色深浅分为3类：即1为灰黑色；2为土灰色；3为灰白色。试件的抗压强度是在 WE－30型液压式万能材料试验机上进行，通过测得试块的破坏载体，计算出抗压强度为R，得到硬度系数f，即f＝R／100[7]。铜镍矿试样硬度系数f统计结果如表7所示。

表7 铜镍矿试样硬度系数f统计结果／（kg／cm2）

测得各类硬度系数f为：1（灰黑色）的为8.7；2（土灰色）为3.2；3（灰白色）为4.3。依照总体矿石储量，综合硬度系数为6.7，表明该试样的属中硬偏软性的矿石，虽然有利于破碎与磨矿，但是需要注意过粉碎等问题。

根据试生产期间的情况，对浮选工艺流程进行主要技术改造。

1）适当粗磨防止过粉碎，调低镍精矿品位确保镍收率。根据入选矿石的机械性能，生产中确定适当粗磨，控制磨矿细度为78%±1.5%，防止过粉碎导致矿浆粘度过大影响浮选作业；适当降低镍精矿品位，确保镍的综合回收率。

2）取消预先浮选滑石，改为直接铜镍混合浮选。考察混合粗选Ⅰ第1槽和第2槽，镍精矿品位可以达到14.5%～15.2%，氧化镁含量8.3%～9.0%，粗选镍品位较高，而且滑石精矿中损失部分镍回率，据此决定取消预先浮选滑石，直接进行铜镍混合浮选。

3）调整流程结构，实现早收合格产品[7]。遵循能收早收的原则，将原设计混合粗选Ⅰ泡沫精矿进行三次精选作业改为第1槽与第2槽直接出产混合精选产品，混合粗选Ⅰ第3槽泡沫精矿进行一次精选作业出产品和混合粗选I前两槽产品混合。混合粗选Ⅱ泡沫精矿由原设计三次精选作业改为二次精选作业产品与混合粗选I前两槽产品混合。

4）强化中矿选别，提高镍回收率。根据各阶段的考察结果和中矿产品显微镜下观察情况，决定在混合精选Ⅰ之后增加一组精选扫选作业，加强混合精选中矿连生体和浸染体状结构颗粒回收。

2.3 生产改造的技术措施与特点

通过现场磨矿试样的实验室验证，浮选药剂的选用与添加对生产指标影响很大，对此细化药剂种类与品质，优化添加与用量组合，工艺技术改进措施主要有以下方面。

1）细化羧甲基纤维素（MIBC）的使用品质。浮选生产中含有大量氧化镁的滑石及易浮脉石矿物，矿石泥化较为严重，浮选泡沫发黏，泡沫层较厚，混合粗选作业区泡沫无金属光泽，操作中常常出现跑槽现象。大量的杂质进入精矿中，直接影响有用矿物上浮，MIBC用量增加到1200g／t、水玻璃用量增加到1350g／t，对其抑制效果也不理想。根据浮选考察现象，经反复试验发现现场所使用的MIBC代替度（醚化度）在0.4以下，而纯度75%、pH 为7.0镍选矿中MIBC代替度应保持在0.5以上较好。因为代替度是羧甲基纤维素的重要结构参数，它的高低可表示质量的优劣，代替度对含镁硅酸盐的抑制效果有很大影响[9]。

通过试验确定提高羧甲基纤维素质量，代替度≮0.65% 纯度≮75%，pH ＝7.0～8.5对滑石和高氧化镁矿物具有很好的抑制效果，生产现场投入使用后，各项生产理论指标都有了较好的改善，镍精品位提高1.53%、镍精矿氧化镁含量降低2.8%。

2）对矿泥分散剂水玻璃和六偏磷酸钠的优化筛选。① 六偏磷酸钠[（NaPO3）6]对现场矿石中侵染状结构和连生体结构颗粒抑制效果过强，增加了侵染状结构和连生体伴生的金属颗粒在尾矿中损失，影响镍回收率。② 水玻璃（Na2O·nSiO2）对矿泥、滑石、氧化镁分散抑制效果也不理想。模数是水玻璃中的氧化硅和碱金属氧化物的分子比（或摩尔比），经实验论证后，表明不同模数的水玻璃抑制效果有很大的差异，将原设计模数2.7的水玻璃改为模数为3.1。据此取消六偏磷酸钠、并改用高模数水玻璃作为矿泥的分散剂，使用后镍精矿品位提高0.23%，镍回收率提高0.63%，氧化镁降低0.6%，生产指标有很大的提高。

3）优化起泡药剂组合。原设计铜镍混选流程采用BK－204作为起泡剂，在生产现场操作中发现泡沫兼并效果不理想，抑制剂和分散剂用量偏多，为了降低药剂成本，通过试验决定使用Z－200和2号油组合药剂，工业生产投入使用后泡沫具有了良好的兼并效果，不但滑石上浮量有所降低，而且抑制剂和分散剂用量都有较大幅度的降低。

4）强化捕收剂的筛选与使用。原设计捕收剂为丁黄药和Z－200，为了进一步提高铜镍回收率，对捕收剂进行了优化筛化比较，结果表明丁黄药与Y89－2、Z－200三种捕收剂组合使用可达到药剂“协同效应”，镍回收率提高1.04%，同时氧化镁含量未增加。

5）加强镍连生体回收，提高镍总收率。经流程考察和显微镜观察分析，扫选作业区伴生镍黄铁和部分磁黄铁逐步上浮，但上浮速度慢，少部分易损失在尾矿中，为了进一步提高这部分金属回收，在扫选Ⅰ加入100g／t硫酸铜对伴生镍黄铁矿和磁黄铁矿进行活化，起到明显的效果，镍回收率提高1.6%左右。

2.4 改造的生产实践效果

采用新的工艺流程和改进后的药剂制度后，实现了生产过程稳定，多次生产考察的数质量流程结果如图4。在提高浮选技术指标、节约药剂成本、降低运行费用等方面成效显著[10]。

图4 新疆哈密铜镍矿铜镍浮选数质量流程图

1）提高生产技术指标，增加经济效益。与试生产期间相比，在镍精矿品位提高3.6%前提下镍回收率提高5.67%。按年处理矿石25万t计，可多收镍金属99.2t，销售价按20万元／t计算，增加经济效益1984万元。

2）优化药剂种类与用量，节约药剂成本。①羧甲基纤维素使用代替度0.4以下的处理每吨矿石用量为1200g，单耗金额5.62元／t；而使用代替度≮0.65，纯度75%，使用量400g／t，单耗金额5.4元／t，替换使用后全年可节约成本5.4万元。②水玻璃原用量1350g／t，经技术改进后优化，药剂用量为500g／t，全年可节约成本29.3万元。③预先浮选滑石工艺中设计硫化钠用量800g／t，取消预先浮选滑石工艺后，硫化钠停止使用，全年可节约成本38.0万元。④取消预先浮选滑石工艺后，BK－204停止使用，全年可节约成本12.5万元。

3）减少电量消耗，降低运行成本。取消预先浮选滑石工艺流程后，节约调浆搅拌槽1台，装机功率15kW；粗选浮选机16m3的6台，装机功率30kW／台；扫选浮选机6m33台，装机功率11kW／台。混合精选三次精选作业改为二次混合精选作业，节约2.8m3浮选槽2台，装机功率11kW；经技改后全年节电约133.5×104kW·h，经济效益100.14万元。此外，还节约设备保养与维修费用3万多元。

由此技术改造，不但实现了企业稳定生产，还可创经济效益达2172万多元。实践表明：紧密结合入选矿石性质，优化工艺流程结构，细化药剂配伍与使用，取得了较好的经济技术指标。

3 结论

1）试样为轻微氧化的高氧化镁、中低品位铜镍硫化 矿 石，含 镍 为 0.62% ～0.89%，含 铜 为0.15%～0.26%，镍主要以硫化物（镍黄铁矿）和硅酸镍的形式存在。脉石矿物以滑石、辉石或橄榄石含量较高，矿石为星散浸染状构造，结构较为松疏。

2）矿石机械性能属中硬偏软、易碎易磨矿石，综合硬度系数为6.7，相对可磨度为1.26，易生成细泥恶化分选环境，适宜的磨矿细度为78%±1.5%。

3）现场技术改造中坚持生产实践与小型试验相结合，不断进行优化组合，适时调低镍精矿品位确保镍收率和生产过程稳定。

4）生产改造不但实现了企业稳定生产，还可创2172万多元的经济效益。表明紧密结合入选矿石性质、优化工艺流程结构、细化药剂配伍与使用是取得良好经济技术指标的关键。

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