有名的是在加拿大工业化的舍里特一高尔登法了该操作流程图。此法是将含贵金属少的钻硫化精矿(10-16%Ni, 1-2%Cu，0,3-0,5%Co,33-40%Fe，28-34%S,贵金属0.6g/t)在高压釜用和加压的空气于340-350K (70-80℃)经两段浸出，溶出镍和铜的络合物Ni(NH3)4 2+ , Cu(NH3)4 2+ .浸出完毕后，滤液在高压釜中，于500K用加压空气将S2O3 2+ 等硫的不饱和含氧酸的离子氧化为S042-的一起，使大部分铜沉积为CuS。剩余的铜用H2S处理，FeSO4作为催化剂加进滤液中，在高压釜中于3500kPa(35atm)氢压力，450-470K条件下高压复原，则得档次达99.87%的镍粉。残液中喷吹H2S,沉积钴和镍的混合硫化物，送往钴的收回工序(参看钻冶炼)。

含镍矿藏稀有十种，其中有工业价值的主要为镍黄铁矿（Fe、Ni）9S8、含Ni21%～30%；针硫镍矿NiS、含Ni64.7%；红镍矿NiAs、含Ni43%；含镍磁黄铁矿、含NiOX%。镍与铜常常共生，我国较大型的镍矿，都伴生有铜，实际上为铜镍矿。铜镍矿石中的铜矿藏，一般为黄铜矿，铜镍矿中常含有铂、钯等贵金属，应留意收回。     铜镍矿石浮选常用黄药作捕收剂，松醇油作起泡剂，硫酸铜作活化剂。镍矿藏一般要求在酸至弱碱性介质中浮选，镍黄铁矿浮选的最佳pH值为4，当黄药用量较高时，其浮选的pH值规模较宽，pH＜9.5都可以浮游。在石灰构成的碱性介质中，或有存在时，硫化镍矿藏都会遭到按捺。     在酸性介质中（pH5.0～5.5），Fe2＋和Fe3＋离子对镍黄铁矿的浮选具有必定活化效果。但在碱性介质（pH9～10）中，Fe2＋和Fe3＋离子对镍黄铁矿的浮选具有激烈的按捺效果，由于此刻在镍黄铁矿表面生成FeO（OH）亲水膜，跟着铁离子浓度的添加，按捺效果加强，致使镍黄铁矿彻底被按捺。     含镍磁黄铁矿比其他镍矿藏难浮，要用硫酸铜活化，或用二氧化硫处理在酸性介质中浮选。

1.冰铜和高镍冰铜的冶炼上述精矿在鼓风护、反射炉、闪速炉等冶炼成镍、铜量约，5-20%的冰铜.然后在转炉中优先氧化铁，使之与熔剂SiO2结合造渣，则得含50-60 %Ni，25- 30% Cu的高镍冰铜 2.高镍冰桐中铜的分离镍、铜分离有如下方法: (1)缓冷选矿法。Ni3S2和Cu2S在熔融状态下完全互溶.但 在常温却几乎互不相溶。为此，上述高镍冰铜在从开始凝固温度 附近缓慢冷却时，则Ni3S2, Cu2S和金属镍合金等三相的颗粒分别长大，可用机械方法使之互相分离。很据实际操作，例如在1250K铸造后经过四天缓冷到470K。粉碎后首先通过滋选分离 金属部分(65%Ni, 20%Cu)。在其中富集了高镍冰钥中的铂族元素，而用其他方法另行处理。非磁性部分通过优先浮选分离为镍精矿(73%Ni, 0.6%Cu)和铜精矿 (73%Cu,5%Ni)，作为炼镍和炼钢的系料。 (2)高镍冰铜的浸出脱铜法。高镍冰铜经氧化焙烧后，铜变1.冰铜和高镍冰铜的冶炼上述精矿在鼓风护、反射炉、闪速炉等冶炼成镍、铜量约，5-20%的冰铜.然后在转炉中优先氧化铁，使之与熔剂SiO2结合造渣，则得含50-60 %Ni，25- 30% Cu的高镍冰铜。

（一）闪速炉炼镍技能特色    我国金川公司闪速熔炼体系不单设炉渣贫化电炉，而是在闪速炉沉积池中刺进电极通电加热炉渣。这种炉型（见下图)不只简化了设备装备和工艺操作，并且能够下降能源消耗。闪速炉的反响塔选用铸造、钻孔的铜砖和优质铬镁砖砌筑，炉壁强化冷却作用好，有利于挂渣维护内衬。反响塔内操控熔炼温度高达1650℃，进步了出产能力，沉积池得到过热，确保出产顺利进行。因为沉积池插电极辅佐加热，就答应选用深熔池、高渣层操作，使得炉渣与镍流的别离弄清时刻延伸，有利于进步冶炼收回率。    入炉镍精矿需求枯燥至含水0.3%以下，通过精矿喷嘴自反响塔顶喷入炉内。熔炼发生的熔体在沉积池贫化区收回镍锍后，上层渣通过端墙上的渣口放出，水淬后抛弃。基层低镍铳用运至转炉吹炼成镍高锍。烟气通过余热收回和捕集烟尘，送去出产硫酸。炉体首要结构参数为：反响塔06m×6.4m，沉积池32m×6.4m×4.06m，精矿喷嘴4个，沉积池放锍口7个，反响塔鼓风含氧42％，贫化区电极6根，变压器容量4000kW×2，电极直径800mm，炉渣层厚度800mm，镍锍层厚度500mm。    （二）镍精矿熔炼进程    硫化镍精矿中的首要矿藏为磁黄铁矿（Fe7S8）：镍黄铁矿[（Ni, Fe)9S8]和黄铜矿（CuFeS2）。镍精矿与熔剂随富氧空气一同喷入反响塔后，立即被涣散在高温氧化性气流中，同时发生一系列熔炼反响：    反响产品中的Cu2S, Ni3S2和FeS交融组成低镍锍，氧化物和脉石等生成炉渣，SO2进入烟气。炼镍闪速炉的首要技能指标如下：处理镍精矿量50t/h，镍精矿含（％）Ni7、Cu4、Co 0.18、S 27，贫化炉渣耗电160kWh/t，烟尘率12.3%，炉渣含镍0.2%-0.5％，脱硫率80.2％，低镍锍含（％）Ni 30.9、Cu 17.2、Co 0.54、S 24。

硫化镍矿藏与硅酸盐矿藏的别离硫化镍矿藏(包含砷化物矿藏)和硅酸盐矿藏均包含一系列组成杂乱的矿藏，因而，完成这两类矿藏的定量别离是很困难的。依据不同状况，选用以下的别离办法： (1)溶液法。该法根据硫化镍矿藏可被氧化成硫酸盐矿藏,硅酸盐矿藏与不效果。别离硫化镍矿藏的溶液有饱满水-甲醇溶液。在室温下振动浸取1-2h，一切硫化镍矿藏均溶于饱满水中，硅酸盐矿藏基本不溶，这是现在别离硫化镍矿藏的最简洁易行的办法。值得注意的是，镍黄铁矿在饱满水中溶解较慢，因而，当镍黄铁矿含量高时，宜恰当延伸浸取时刻。其次，使硫化镍矿藏测定成果偏高。所以，用饱满水别离硫化镍矿藏，只适用于硫化矿。为了下降硅酸盐矿藏在饱满水中的浸取率，参加少数方解石可收到很好的效果。当分析含硫较高的试亲时，浸取过程中分出元素硫，包裹未溶解的矿粒,致使浸取不彻底,此刻,可采用-溶液替代饱满水。用-甲醇溶液别离硫化放物的效果优于饱满水,一般在室温下振动浸取,当镍黄铁矿藏的含量高时，可在60℃水浴中回流浸取。有些研究者针对硅酸盐矿藏易溶的特性,提出用20g/LNH4HF2溶液、100g/L酒石酸溶液、50g/LNH4Cl溶液、浓(NH4)2S溶液等先浸取易溶解的硅酸盐。然后用饱满水浸取硫化镍矿藏，于残渣中测定难溶硅酸盐矿藏。 (2)H2O2法。H2O2将硫化矿藏氧化成硫酸镍，而硅酸盐矿藏不效果。可是，因为反响过程中生成的所氢氧化铁(黄铁矿等含铁硫化物氧化的产品)不只吸附镍离子，并且还掩盖在硫化镍矿藏表面，阻挠硫化镍矿藏持续溶解，因而，一般要用100g/L柠檬酸铵溶液处理。其缺陷是需求重复处理几回，硫化镍矿藏方能浸取彻底，增加了操作上的困难，一起硅酸盐矿藏在柠檬酸铵溶液中有适当的溶解量。 (3)HF法。为了防止硅酸盐矿藏的溶解对别离硫化镍矿藏影响,一般以含CuSO4的稀H2SO4及HF溶液浸取硅酸盐矿藏，Cu2+在硫化镍矿藏表面构成硫化铜膜，维护硫化镍矿藏。在规则条件下，一切硅酸盐矿藏被浸取，硫化镍矿藏浸取率为5%-10%。本法只适用于含硫化镍矿藏少的氧化矿。其长处是比较简洁快速。适用各类试样。假如按硫化镍矿藏浸取率对测定成果加以批改，则可得到更为精确的分析数据。 (4)氯化焙烧法。将试样5gNH4Cl混合置于瓷坩埚中,用少数水潮湿，搅匀，在300-350℃焙烧1.5-2h,冷却后，以热水浸取，滤液中测定硫化镍矿藏，残渣中测定硅酸矿藏。

一、位置：位于四川省会理县力溪区的川滇公路上，北距会理县城45公里，西距金江火车站85公里，矿区海拔高1800米以上，平均气温15℃。     二、矿石特性：矿体产于基性、超基性岩体中，为岩浆熔离型硫化铜镍矿床。主要金属矿物有：镍黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、磁铁矿、及少量的黄铁矿。脉石矿物有：橄榄石、辉石、斜长石、黑云母、磷灰石、棕色角闪石、石榴石、蛇蚊石等。金属硫化物以磁黄铁矿为主，镍黄铁矿和黄铜矿均与其紧密共生。硫化物嵌布于硅酸盐矿物晶粒间及裂缝中。大部分硫化物粒度较大，可达3～4毫米，一般为0.18毫米左右。而在浸染矿石中，硫化物呈星点状，一般为0.01～0.005毫米。镍呈硅酸镍状态的占8～10%，这部分镍是橄榄岩中镍代替铁呈类质同相状态存在。矿石密度3～3.5吨/3米。     三、厂史：矿山始建于58年，原由北京有色冶金设计总院设计，采选规模500吨/日，并有年产1200吨高冰镍的粗炼厂以及其它辅助生产设施，60年代初简易投产，服务年限10年。后因地质储量增加，原设计正直困难时期，厂房简陋，设备不配套。1964年由昆明冶金设计院进行填平补齐设计，65年底重新建成投产、采、选规模500吨/日，服务年限保有14年。历史最好水平为1978年，平均处理量556吨/日。原矿镍品位0.99%，铜品位0.49%。     四、生产概况：选矿工艺流程有以下4个特点     （一）因矿体中部含有镍品位大于3%的富矿脉，故在粗碎后设置手选皮带选富矿直接送炉冶炼。     （二）由于原矿品位波动大，粗选可直接产精矿，并视来矿性质灵活调整槽数。     （三）采用阶段磨矿，多次选别流程，适于粗细分选、难易分选。     （四）脱铜工艺与镍浮选流程分开单独配置，便于根据来矿性质（铜镍比）灵活调整。     综合回收：铜镍硫化矿中伴生金、银、钴、铜、镍的回收率高时，金、银、钻的回收率也相应较高。企业建筑面积17.84万米2选矿厂面积2350米2选矿厂安装总功率2923瓩企业总投资（其中固定资产原值4537万元）4810万元选矿固定资产原值442.5万元企业实现税利13499万元精矿金属成本（以85年计）总成本224万元单位成本7801元原矿加工成本15.97元/吨（85年计）     矿石经竖井提升地面后，经自溜线由前倾式翻罐笼卸入选厂粗矿仓。精矿运输采用3.5吨翻斗汽车。精矿由本企业冶炼厂处理。     选矿工艺流程自建厂后曾进行四次改进，由镍精矿品位3.5%提到高4.1%，镍回收率由77%提高至80%，精矿含氧化镁由12～17%，下降到10%以下，硫回收率由60%提高到80%。给冶炼操作带来好处，减少了炉结和冰铜发粘现象。后来由于深部开采，原矿含铜遂渐增加。为提高经济效益，决定改进选矿工艺，提高镍铜比，从原铜镍精矿中分离出部分铜精矿，以降低镍精矿中的含铜量。     五、工艺流程：见图1。图1  会理镍选矿厂生产流程     六、生产指标：见表1。 表1  主要生产指标项目单位设计历史最好水平1965年1970年1975年1234567处理矿量吨/日500481.66吨/日16500016.2674.9747.741115.55原矿品位（%）Ni0.860.8220.460.610.681Cu0.420.487精矿品位（%）        NiNi3.504.4283.5713.8954.319Cu1.861.509CuNi1.107Cu25.96精矿含量（吨/年）NiNi1130875.295175.509342.544851.384Cu600CuNi158.949Cu回收率（%）NiNi7883.8276.7576.4980.36Cu85CuCu44.45Ni续表1项目1980年1985年1986年1987年1988年189101112处理 矿量474.76472.29.45.38586.48929.6477原矿品位0.6580.6630.6470.5940.377精矿品位4.2914.344.4254.20924.6291.3281.107精矿含量513.477287.15732246487.83689.4064.02回收率81.481.1279.5980.9843.6744.451.14    七、消耗指标：见表2至表8。     八、主要设备能力：见表9。     九、选矿生产成本：见表10。     十、设备荷负率：见表11和表12。 表2  材料消耗、成本、劳动生产率项目单位设计历史最好水平1965年1970年1975年1234567药剂：黄药克/吨250113422454331丁基铵黑药2号油7082153171158石灰1922硫酸铜79252纤维素62124钢球公斤/吨31.4292.3281.79水米3/吨4.5电耗：全厂度/吨51.352.15其中：磨浮度/吨成本：全厂元/吨·原矿9.93选矿车间元/吨·原矿全员劳动生产率吨/人·月23.4266.18工人劳动生产率27.486107.23 续表2  材料消耗、成本、劳动生产率项目单位1980年1981年1982年1983年1984年1985年8910111213药剂：黄药克/吨269227226185113119丁基铵黑药克/吨191839302号油克/吨10391929882102石灰克/吨4730423028321922硫酸铜克/吨10812931047999纤维素克/吨106911091346299钢球公斤/吨2.2112.2132.1781.4291.92.438水米3/吨电耗：全厂磨浮度/吨51.349.7753.5753.0152.3752.4成本：全厂选矿车间元/吨·原矿12.8612.8516.2315.3214.8815.97全员劳动生产率吨/人·月32.9634.5522.4328.1823.2216.7工人劳动生产率49.6853.5833.4042.2533.4524.53 表3  破碎机衬板消耗项目材质寿命（月）消耗量（公斤/吨矿）破碎机规格固定颚板大虎口15Mn240.015600×900小虎口15Mn260.003400×600动颚板大虎口15Mn280.007600×900小虎口15Mn2100.002400×600动锥衬板标  准15Mn230.007φ900短  头15Mn230.008φ900轧 臼标  准15Mn230.008φ900短  头15Mn230.008φ900 表4  磨机衬板消耗项目球磨机材质寿命（月）消耗（公斤/吨）磨机规格φ2100×1200筒体衬板15Mn2100.25端衬板15Mn280.048磨机口衬板15Mn2120.012 表5  钢球消耗类别产品－200目%固体 （%）磨矿介质尺寸（毫米）装载负荷（%）消耗量（公斤/吨）材质球磨45～5040～42120、100401.9稀土铁球80、60、40再磨60～6536～3860、40421.03稀土铁球 表6  筛网、滤布、砂泵、浮选机磨耗或寿命项目材质寿命（月）消耗（公斤/吨）设备规格筛网1.35×2.7M上层A320（天）0.010钢筋φ8m/m下层10.007钢筋φ6m/m滤布民用帆布10.00210M2 φ=2.6ML=1.3M车间砂泵4SP叶轮白口铁20（天）0.005φ400×205m/m泵壳10.007φ420×160m/m尾矿砂泵4PH叶轮HT－115（天）0.0049φ340/φ160×155m/m泵壳HT－160.0022φ510/φ160×202m/m浮选机5A叶轮耐磨铸铁30.108φ500×180m/m盖板耐磨铸铁30.108φ600×125m/m 表7  电力消耗项目消耗（度/吨原矿）破碎、运输筛分3.3磨矿、分级（包括再磨）浮选42脱水1.2其他（照明、水泵、机修）7.0总计53.5 表8  生产用水项目单位消耗实际总耗水量吨/日3600新水量吨/日3600每吨原矿消耗新水量米3/日7.5 表9  主要设备能力项目名称及规格台数最大处理量一、碎矿吨/台·时产品粒度（毫米）排矿口宽度（毫米）矿石密度粗碎PEF600×900148～50－15080～85中碎PEF400×600117～20－9065～70KCд900155～57＋501518细碎KMдф900134～36－1811～13二、磨矿分级吨/台·时给矿粒度（毫米）磨矿细度－200目%一段圆锥型球磨机ф2400×120039.5～10－1845～50二段″″″110～12－0.9260～65三、浮选米3/吨·日作业浓度（%）给矿浓度（毫米）一次选别粗选5A60.013240～42－0.92精选5A20.004323～25二次选别粗选5A30.013232～34－0.272精选5A10.002229～31三次选别粗选5A60.013220～22－0.152精选5A20.004318～19扫选5A460.10618～19脱铜铜镍分离一次212～16二次18～12四、脱水吨/米2日给矿浓度（%）排矿浓度滤并水份%精矿密度浓缩周边式传动φ15M10.3527～3060～703.4～3.6铜精矿沉淀池2过滤圆筒外滤式（镍）10米224.7950～6016.5～173.4～3.6圆筒外滤式（铜）10米2140～6013～14表10  选矿生产成本序号项目单耗单价（元/公斤）金额（元/吨）1辅助材料公斤/吨矿钢球（稀土）2.4380.551.34衬板捕收剂  黄药0.122.500.30黑药0.035.700.17起泡剂 2#油0.1002.600.26调整剂 硫酸铜0.1001.950.195石灰3.000.0550.165抑制剂 纤维素0.1003.500.35滤布0.002米/吨1.7元/米0.003润滑油, , , ,0.10水煤0.7550.0290.022电63.6瓩/吨0.16.363生产工人工资2.394生产工人附加工资0.185固定资产折旧0.616大修基金1.117车间经费3.96选矿单位成本15.97精矿单位成本338.59 表11  主要车间及设备负荷率、运转率车间名称综合生产能力（额定）负荷率%运转率%一、碎矿车间480  吨/日9614.14中碎机1008  吨/日细碎机636  吨/日二、磨浮车间480  吨/日9622.60磨矿机0.59吨/米·时（按新生－200计算）浮选机0.152米3/吨·日三、脱水车间87（精矿）吨/日6.92过滤机4.79吨/米·日表12  磨机运转率、利用率项目单位历史最好水平1984年年工作日天345153磨机运转率%78.431.51磨机利用率%74.1321.98停车主要原因检修及其它资源枯竭及所占工时1889∶0024129∶03容积利用系数吨/米3·时0.6010.55     十一、三废治理     （一）尾矿库：尾矿库有新老两处，老库位于选厂西北角，力马河（居民区）上游，1959年10月至1979年元月为使用期。新库位于选厂东面，力马河下游的齐登甫附近，79年1月投入使用。由于矿山储量增加，生产期延长，尾矿库在1974年又进行了扩建设计，75年增加100万米3。至85年底止，已堆放尾砂20万米3，还可使用8年。尾矿堆放仍采用分散管排放，人工堆坝形式。尾矿坝扩建投资为157万元。     （二）尾矿输送系统：现尾矿库采用两处倒虹、多段明渠和砂泵扬送等混合方式输送。管、渠全长6.8公里。明槽坡度2.2%，泵站采用2台4PS砂矿吕联运行，扬程64.8米。输送为两段，前段为选厂至砂泵站（包括两处倒虹和500米明沟）中段即砂泵站以后约5公里处。回水通过两级泵站返回供砂泵站用水，枯水期，也可送高位水池供车间使用。     （三）尾矿水处理：排出尾矿水属弱碱性，因浮选用药简单，量少。尾矿水只要充分澄清，严格控制，就可避免对下游污染。据环保部门监测，车间废水（特别是药台）是个污染源。1985年测定资料：见表13。根据上述测定资料，我们将全厂废水集中流入30米3的处理池，经搅拌澄清后，清水用泵返回车间使用，沉淀物定期处理，集中堆放于渣场。     尾矿矿浆浓度18%～20%；矿浆密度1.136吨/米3，尾矿密度2.88吨/米3，容量1.237吨/米3；回水利用率50%，矿浆pH=8。 表13  废水排放含量含量排放物NiCu硫化物SSCODPH单位毫克/升毫克/升毫克/升毫克/升含量0.19～0.360.12～0.740.7～1.2215～18628～4811.6～12.7平均0.2430.530.827543012     十二、投资效果     （一）总投资及单位投资：企业总投资4810万元，原矿选矿加工费用为15.97元/吨。     （二）选矿厂主要效益指标：见表14。 表14  选矿厂主要效益指标全员劳动生产率（吨/人·日）1983年28.18工人劳动生产率（吨/人·日）1983年29.79每吨原矿安装功率（瓩/吨）5.85职工总人数263人其中：工人249人技术人员8人服务及其他19人综合利用伴生金属含量1181.713吨已回收金属498.024吨     十三、其它     （一）矿石物相及化学分析：见表15。     （二）矿物组成及粒度分析：见表16。 表15  矿石物相及化学分析多元素分析产品名称元素  %NiCuFeSSiO2CaOMgO原矿0.7350.4412.944.334.304.3017.1精矿4.42.6436.9822.721.571.579.1尾矿0.1360.0468.940.364.724.7219.2镍物相分析相别硫化镍硅酸镍全镍含量%占有率%含量%占有率%含量%占有率%原矿0.48284.860.08615.140.568100精矿2.8271.941.1028.063.92100尾矿0.05150.500.0549.500.101100铜物相分析相别硫化铜氧化铜全铜含量%占有率%含量%占有率%含量%占有率%原矿0.18597.370.0052.630.190100 表16  矿物组成及粒度分析粒度分析粒级 （毫米）原矿精矿尾矿产率%累计%产率%累计%产率%累计%＋0.19624.4524.450.196～0.1528.5522.0011.460.152～0.1218.5541.658.198.1119.570.121～0.0888.3550.007.0815.2711.1630.730.088～0.0743.7253.724.0419.315.3836.110.074～0.03712.2765.9926.0945.1018.0254.130.037～0.01913.4479.4326.2971.6918.0272.150.019～0.00510.0589.4818.6190.3015.0487.55－0.00510.52100.009.70100.0012.40100.00合计100.00100.00100.00矿物组成及相对含量 续表16含量%矿物名称辉石类云母磁黄铁矿氢氧化铁化锰炭质绿泥石蛇纹石透闪石石英长石黄铜矿镍黄铁矿未知矿物方解石合计原矿57.516.475.815.644.623.562.041.71.251.180.350.06100精矿10.7913.841.36.514.193.053.630.657.888.050.120.03100尾矿57.7217.14.245.125.432.171.764.280.420.960.230.57100     （三）磨矿分析产品筛析：见表17。 表17  磨矿分级产品筛析粒级（毫米）通过量百分数  %给矿排矿返砂溢流圆锥型球磨机一段磨矿＋1520.372.462.7415～1030.445.599.1010～520.566.218.552～2.58.365.086.332.5～1.22.172.172.5911.2～0.46.3820.1525.450.4～0.1214.2933.2234.1631.980.121～0.0741.467.854.0116.25－0.0745.9717.277.0751.27合计100100100100圆锥型球磨机二段磨矿＋0.27216.553.36.640.272～0.19615.547.2112.131.210.196～0.15214.2510.0117.423.440.152～0.1219.5310.0618.320.800.121～0.1016.123.24.034.770.101～0.0815.8519.6519.1221.990.08～0.0741.604.111.711.93－0.07420.5642.4620.6365.86合计100100100100     （四）水力旋流器给矿及产品筛析：见表18。 表18  水力旋流器给及产品筛析粒级（毫米）重量  %备注给矿溢流沉砂＋0.2726.230.6316.55规格：φ3000.272～0.1966.741.4915.54锥角：20°0.196～0.1527.042.3914.25给矿粒度0.152～0.1214.120.109.53－0.92毫米0.121～0.10110.316.796.12给矿口：φ75毫米0.101～0.080.908.4615.85沉砂管：φ50毫米0.08～0.0744.731.101.60溢流管：φ75毫米－0.07459.9379.0420.56处理量：29.32吨合计100100100排砂口25～30毫米浓度  %34.9424.6775.6    （五）料仓贮量：见表19。 表19  料仓贮量料仓类型物料粒度（毫米）贮存时间（时）有效容积（米3）料仓结构特点粗碎受矿仓－4502100钢筋水泥矩仓粉矿仓－1824500钢筋水泥矩仓成品仓－0.1522490钢盘水泥方仓

盘石镍矿选矿厂于1976年由北京有色冶金规划研讨总院规划，规划规划为1500t/d，1980年建成投产。其间铜镍别离浮选部分于1983年投产。   （1） 矿石性质：选厂供矿的一矿区和七矿区均属大型 岩浆熔离型硫化铜镍矿床，其首要矿体会集，档次也较高。矿厂中除主金属镍外，尚伴生有可归纳收回的铜、钴等金属。两矿区的首要金属硫化物为含镍磁黄铁矿、镍黄铁矿、紫硫镍铁矿、黄铜矿和黄铁矿；硫化矿藏含量占矿石总量的20%左右，其间磁黄铁矿占硫化物的60%以上，磁黄铁矿与镍黄铁矿之比为3~4：1.脉石矿藏首要有斜方辉石、透闪石、滑石、蛇纹石等。    铜镍物相分析标明硫化物中镍和铜别离为93.2%和97.18%。很多磁黄铁矿和易浮、易泥化的次生硅 酸盐脉石矿藏如滑石、纤闪石、次闪石、蛇纹石等是影响铜镍混合精矿档次和收回率的首要因素。在磁黄铁矿中，除镍呈类质同象存在外，一部分镍黄铁矿呈固溶体状况嵌布其间，脉石矿藏一般也含镍0.1%以下，故欲进步镍精矿档次，除了扫除脉石外，还必须选出含镍低的磁黄铁矿。   （2） 工艺流程：选用三段一闭路碎矿流程，磨浮为阶段磨矿、铜镍混合-别离浮选工艺流程。见下两图。 [next]    铜镍别离浮选流程的首要特点是选用无别离浮选，即用石灰替代，采纳阶段按捺的办法，扫除磁黄铁矿搅扰，使铜镍得以别离，铜镍别离浮选即简化了冶炼进程，减少了金属丢失，又降低了冶炼产品成本。实践证明，工艺流程是合理的，由此别离的铜精矿的铜镍比与镍精矿的镍铜比均大于10，是我国在选镍技能方面的一项重要效果。    此外，铜镍混合浮还考虑了铜镍精矿脱除磁黄铁矿的磁选作业，但这部分设备没有投入生产。镍精矿选用三段脱水，铜精矿选用两段脱水。    选矿厂工艺目标、单位耗费目标及首要设备别离见下表：[next]工 艺 指 标项目1980年1981年1982年1983年1984年1985年原矿档次，%镍1.2951.4111.3021.2461.31.593铜0.360.396镍精矿档次，%镍5.6066.0965.9026.4346.336.524铜0.9430.55铜精矿档次，%镍　　　　1.0831.236铜23.94222.2镍精矿收回率，%镍84.0984.384.584.583.485铜44.828.8铜精矿收回率，%镍　　　　0.50.8铜43.359.9注：1983年9月铜镍别离浮选投产，故1983年前无铜产品的目标。 单位耗费目标（按原矿计）称号丁黄药25号黑药碳酸钠羧甲基纤维素石灰钢球水电单位g/tg/tg/tg/tg/tg/tM3/tKw.h/t数量158291159092493661927645.2[next]

该类型矿石多为岩浆熔离型铜镍矿，其间含镍3%以上的富矿石可供直接冶炼；含镍小于3%的矿石，则需选矿处理。     一、硫化铜镍矿的矿藏组成和选矿办法     该类矿石中常见金属矿藏有：磁黄铁矿、镍黄铁矿和黄铜矿，此外还有磁铁矿、黄铁矿、钛铁矿、铬铁矿、墨铜矿、铜蓝、辉铜矿、斑铜矿以及铂族矿藏等；脉石矿藏有：橄榄石、辉石、斜长石、滑石、蛇纹石、绿泥石、阳起石和云母等，有时还有石英和碳酸盐等。     铜镍矿石中铜首要以黄铜矿形状存在；而镍首要呈镍黄铁矿、针硫镍矿、紫硫镍铁矿等游离硫化镍形状存在，有适当一部分镍以类质同像赋存于磁黄铁矿中，还有少数硅酸镍。     硫化铜镍矿石的选矿办法，最首要的是浮选，而磁选和重选一般为辅助选矿办法。    二、首要镍矿藏的可浮性及铜镍矿石的浮选特色     镍黄铁矿、针硫镍矿和含镍磁黄铁矿均可用丁基或戊基等高档黄药有用浮选。镍黄铁矿和针硫镍矿的可浮性介于黄铜矿与磁黄铁矿之间。镍黄铁矿在弱酸性、弱碱性或中性介质中均能取得较好浮选；针硫镍矿在弱酸性、中性或弱碱性介质中也可用丁基黄药较好浮选；含镍磁黄铁矿适于在酸性或弱酸性介质中浮选，但浮选速度较慢。     镍黄铁矿、针硫镍矿和含镍磁黄铁矿三者均可用石灰按捺，但其程度不同。磁黄铁矿较易按捺，而按捺镍黄铁矿和针硫镍矿则要求过量石灰。与磁黄铁矿和黄铁矿不同，其他碱不按捺镍黄铁矿和针硫镍矿。独自运用石灰别离镍黄铁矿和黄铜矿的作用不够好，一般需加少数来按捺镍黄铁矿。镍黄铁矿能较快地被空气中的氧所氧化，在其表面生成氢氧化铁膜，可浮性下降，磁黄铁矿比镍黄铁矿在空气中氧化更快。硫酸铜是镍黄铁矿，尤其是磁黄铁矿的活化剂。镍矿藏被石灰（而不是被氧化物）按捺后，可用硫酸铜再活化。为了改进硫酸铜对镍矿藏的活化，有时需预先增加少数。     硅酸镍矿藏现在尚不能用工业浮选法选出，因而，矿石中的硅酸镍含量的多少是影响镍收回率凹凸的重要因素。     根据铜镍矿石的性质，其浮选工艺具有下列特色：浮选流程较简略、浮选时间长、精选次数少、涣散精选多点出精矿，尽早收回镍矿藏；镍精矿档次一般为4~8%，高者可达13~15%。脱除磁黄铁矿以及滑石、绿泥石、阳起石、蛇纹石、云母等易浮脉石是改进镍精矿质量的要害；为强化镍矿藏浮选，常选用混合捕收剂；为脱除磁黄铁矿常选用浮选和磁选联合流程。     三、铜镍矿石的浮选流程     浮选硫化铜镍矿石时，常选用浮选硫化铜矿藏的捕收剂和起泡剂。断定浮选流程的一个根本原则是，宁可使铜进入镍精矿，而尽可能防止镍进入铜精矿。由于铜精矿中的镍在冶炼过程中丢失大，而镍精矿中的铜能够得到较彻底的收回。铜镍矿石浮选具有下列四种根本流程：    四、直接优先浮选或部分优先浮选流程     当矿石中含铜比含镍量高得多时，可选用这种流程，可把铜选成独自精矿。该流程的长处是，可直接取得含镍较低的铜精矿。

镍矿主要分为两种，分别是硫化铜镍矿和氧化镍矿。这里主要为您讲述硫化铜镍矿选矿方法。在介绍选矿方法之前，我们首先要提醒您注意，在硫化铜镍矿选矿过程中，应遵循一个原则，那就是宁可使铜进入镍精矿，而尽可能避免镍进入铜精矿。因为铜精矿中的镍在冶炼时很难提取，而镍精矿中的铜则可轻易回收。　　硫化铜镍矿中铜、镍含量的高低以及矿物的差异性决定采用什么样的选矿方法。 　　1、当矿石中的铜含量低于镍含量时，应采用混合浮选法，将所得铜镍混合精矿直接冶炼成高冰镍。 　　2、当硫化铜镍矿石中的铜含量远远高于镍含量时，应采用混合—优先浮选方法。 　　该方法是从矿石中混合浮选铜镍，再从混合精矿中分选出含低镍的铜精矿和含铜的镍精矿。该镍精矿经冶炼后，获得高冰镍，对高冰镍再进行浮选分离。 　　3、当矿石中各种镍矿物的可浮性有很大差异时，应采用混合—优先浮选并从混合浮选尾矿中再回收部分镍的方法。先将铜镍混合浮选，再从其尾矿中进一步回收可浮性差的含镍矿物。 　　硫化铜镍矿选矿设备有：破碎机阶段中，粗碎应选用颚式破碎机，中细碎则选用圆锥破碎机;磨矿阶段要选用湿式球磨机;浮选过程中应选用镍矿浮选机;另外还需要用到高效浓缩机、振动给料机、圆振动筛和螺旋分级机等设备。

硫化铜镍矿的处理办法视原矿中镍档次的凹凸而定，含镍3%以上的高档次矿石可直接冶炼；低档次贫镍铜矿石要经浮选富集，得出铜镍混合精矿。对铜镍混合精矿的处理有两种计划：一是直接用浮选法别离，分别得铜精矿和镍精矿；另一方面是将铜镍混合精矿熔炼取得铜镍锍，然后再用浮选法处理大铜镍硫中别离了铜精矿和镍精矿。     一、浮选计划     硫化铜镍浮选计划有优先浮选和混合浮选两种计划。因为优先浮铜后被按捺的镍矿藏不易活化，镍的收回率低，因而优先浮选流程较少用。铜镍混合浮选是现在较通用的计划，关于矿石中含镍磁黄铁矿较多的矿石，可用磁选分出一部分含镍磁黄铁矿，然后再浮选；或先浮黄铜矿和镍黄铁矿，再浮镍磁黄铁矿，所得含镍低的含镍磁黄铁矿精矿再用水冶法收回其间的镍。     二、铜镍别离     铜镍混合精矿别离，都是抑镍浮铜。因为镍黄铁矿、含镍磁黄铁矿易氧化，因而在别离前加强搅搅拌充气可强化按捺作用。     浮铜抑镍的首要办法有石灰法、石灰＋、石灰＋蒸汽加温、石灰＋氢盐、石灰＋YFA（黄腐酸）、石灰＋糊精。关于难别离的混合精矿选用石灰＋蒸汽加温法较有用。以下介绍其间几种办法：     （一）石灰＋蒸汽加温法：矿浆加石灰并通入蒸汽，在高温蒸汽（60～70℃）作用下，硫化镍表面捕收剂吸附易于掉落，敏捷构成Ni（OH）2亲水膜而被按捺。一起，矿浆加温可加速镍矿藏表面氧化，避免黄药在其表面再吸附。     （二）石灰＋法：加石灰一起参加少数以按捺黄铁矿和磁黄铁矿。石灰的作用是解吸矿藏表面吸附的黄药；虽对黄铜矿有按捺作用，但其可浮性康复适当快，而镍黄铁矿和磁黄铁矿则永久被按捺，因而仍可得较高的铜收回率。     （三）石灰＋YFA（黄腐酸）：混合运用石灰和YFA这两种药剂，吸附镍黄铁矿表面的钙离子和YFA阴离子相互作用构成黄腐酸钙，增强了对镍黄铁矿的按捺。一起，选取Z－200作为黄鲷矿的捕收剂是一个重要因素。     （四）石灰＋糊精法。其按捺次序为先按捺含镍磁黄铁矿，再按捺镍黄铁矿。这一办法在加拿大汤普逊选厂和芬兰可扎兰蒂选厂的使用都取得了明显的分选作用。     三、硫化铜镍矿石浮选实例     某矿是以镍、铜为主的大型金属硫化矿床。首要金属矿藏有镍黄铁矿、黄铜矿，其次为黄铁矿、磁黄铁矿等。脉石以蛇纹石、辉石为主，其次为碳酸盐、云母等。有用矿藏呈不均匀嵌布，且细密共生。     该矿选厂选用铜镍混合浮选，再用浮选法进行铜镍别离，分别得铜精矿和镍精矿。其选别准则流程如图1所示，终究选别目标见表1。  图1  某铜镍矿选别准则流程 表1  终究选别目标元 素原矿档次/%精矿档次/%收回率/%铜 镍0.40 0.6526.50 5.8465.30 90.60