2009年中国镍矿石价格增长迅速，国内生产技术不断提升。国内企业为了获得更大的投资收益，在生产规模和产品质量上不断提升。但是来自国际金融危机、外部政策环境恶化、产业上游原料价格上涨，下游需求萎缩等众多不利因素使得铜镍矿石行业在2010年的市场状况及价格走势备受关注。    目前，东盟国家进口的镍矿石高品位的价格下跌幅度比较大，2.0%的镍矿成交价在550元/湿吨左右，而低品位的镍矿石价格浮动不是很大，主要是因为不锈钢一般购买的是高品位的镍矿，而低品位的镍矿石成交量一般比较清淡！因为波动幅度不大，可以说是有价无市！1.5%镍矿石报价320-350元/湿吨！    近期镍矿石价格由于受下游需求的影响不断的下滑。 据贸易商向东盟网透露，近期镍矿石价格基本探底但是目前成交量依然清淡。虽然价格处于低位但是贸易商跟生产不锈钢、镍铁厂商并没有要乘机囤货的迹象；整体上仍然处于观望！其中有很大的程度上是受不锈钢出口退税的影响；我国是镍矿石的进口国，主要出口成品！而今出口退税的取消，极大的打击了不锈钢的出口；目前主要是靠内销；但是目前国内房地产市场的不景气，导致了对不锈钢需求的疲软！进而导致了镍铁、不锈钢价格的继续疲软   短期内镍矿石价格市场还将处于低位震荡的局面，观望情绪浓重！集体等待着国内房产市场的回温拉动内需！ 

1 镍矿石类型 镍矿石主要分为硫化铜镍矿和氧化镍矿。 2 镍的边界及工业品位硫化镍矿石按镍含量可分下列三个品级，富矿石及贫矿石需要经选矿，物富矿石可直接入炉冶炼。硫化镍矿床的矿石按硫化率，即呈硫化物状态的镍与全镍之比将矿石分为： 原生矿石：SNi/TNi>70% 混合矿石：SNi/TNi45～70% 氧化矿石：SNi/TNi 硅酸镍矿石按氧化镁含量分为： 铁质矿石：MgO 铁镁质矿石：MgO 镁质矿石: MgO>20% 3 镍精矿质量标准 (1) 镍精矿质量标准(YB742-82) 该标准适用于硫化铜镍矿石经选矿所得镍精矿，供炼镍用。注：Co、Pt为有价元素应报出数据。 (2) 镍硫精矿质量标准 该标准适用于高冰镍经选矿所得镍硫精矿，供电解和制造镍粉用。4 铜镍主要矿物及其它金属矿物 1、 铜矿物 黄铜矿、墨铜矿、铜蓝、辉铜矿、斑铜矿 2、 镍矿物 镍黄铁矿、针硫镍矿、镍磁黄铁矿、硅酸镍、紫硫镍铁矿 3、 其它金属矿物 磁铁矿、黄铁矿、钛铁矿、铬铁矿、Pt族矿物 4 常见脉石矿物 橄榄石、辉石、斜长石、滑石、蛇纹石、绿泥石、阳起石、云母、石英及碳酸盐、角闪石、白云石、方解石 5 铜镍矿中综合回收元素 硫化镍矿床普遍含铜，常称含铜硫化镍矿床，在镍矿床中铜无需单独制定指标。当镍品位达不到指标而铜可形成单独矿体时，其指标可按铜执行。除铜外，一般常伴生有铁，Cr、Co、Mn、Pt族元素、Au、Ag、Se、Te。  在蛇纹岩、滑石等矿床中含有较高的Ni，常有回收价值。 6 铜镍矿多元素分析项目7 铜镍物相 (1) 铜物相 原生硫化铜、次生硫化铜、结合氧化铜、自由氧化铜 (2) 镍矿物 硫化镍、硅酸镍、硫化镍

硫化铜镍矿石的选矿方法，最主要的是浮选，而磁选和重选通常为辅助选矿方法。浮选硫化铜镍矿石时，常采用浮选硫化铜矿物的捕收剂和起泡剂。确定浮选流程的一个基本原则是，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过程中损失大，而镍精矿中的铜可以得到较完全的回收。铜镍矿石浮选具有下列四种基本流程。       直接用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，可采用这种流程，把铜选成单独精矿。该流程的优点是，可直接获得含镍较低的铜精矿。        1）混合浮选流程：用于选别含铜低于镍的矿石，所得铜镍混合精矿直接冶炼成高冰镍。        2）混合—优选浮选流程：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）混合—优先浮选并从混合浮选尾矿中再回收部分镍：当矿石中各种镍矿物的可浮性有很大差异时，铜镍混合浮选后，再从其尾矿中进一步回收可浮性差的含镍矿物。        铜是镍冶炼的有害杂质，而在铜镍矿石中铜品位又具有工业回收价值，因此铜镍分离技术是铜镍矿石选矿中的一个重要课题。铜镍分离技术分为铜镍混合精矿分离和高冰镍分离工艺两种。通常，前者用于铜镍矿物粒度较粗且彼此嵌布关系不甚紧密的矿石，后者用于铜镍矿物粒度细且彼此嵌布十分致密的矿石。

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。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。因为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。 直接用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，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。 1)混合浮选流程：用于选别含铜低于镍的矿石，所得铜镍混合精矿直接冶炼成高冰镍。 2)混合—优选浮选流程：从矿石中混合浮选铜镍，再从混合精矿平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，取得高冰镍，对高冰镍再进行浮选别离。 3)混合—优先浮选并从混合浮选尾矿中再收回部分镍：当矿石中各种镍矿藏的可浮性有很大差异时，铜镍混合浮选后，再从其尾矿中进一步收回可浮性差的含镍矿藏。 铜是镍冶炼的有害杂质，而在铜镍矿石中铜档次又具有工业收回价值，因而铜镍别离技能是铜镍矿石选矿中的一个重要课题。铜镍别离技能分为铜镍混合精矿别离和高冰镍别离工艺两种。一般，前者用于铜镍矿藏粒度较粗且互相嵌布联系不甚严密的矿石，后者用于铜镍矿藏粒度细且互相嵌布非常细密的矿石。 金川铜镍矿是大型金属共生硫化铜镍矿。其榜首选矿厂选矿工艺流程首要包含：破碎为三段一闭路流程;磨矿和浮选工序改造为三段磨矿、三段浮选流程。 现在铜镍硫化物矿石首要选用火法冶炼。金川镍矿也不破例，其根本流程分备料(焙烧)—熔炼—吹炼—精粹(电解)等环节。因为该矿归于蛇纹石类型矿石，铜镍矿藏互相细密嵌布，直接选用机械选矿办法进行铜镍别离有困难，因而选用高冰镍浮选别离技能。铜镍混合精矿经转炉熔炼成高冰镍，然后经破碎和磨浮工艺，终究电解成终究产品——电解镍。 吉林磐石矿也是铜镍矿，其选矿工艺流程选用三段一闭路碎矿，阶段磨矿，铜镍混合—别离浮选，镍精矿三段脱水、铜精矿两段脱水的工艺流程。 氧化镍矿现在多选用破碎、筛分等工序预先除掉风化程度弱、含镍低的大块基岩。因为氧化镍矿中的镍常以类质同象涣散在脉石矿藏中，且粒度很细，因而不能用机械选矿办法予以富集，只能直接冶炼。 氧化镍矿的冶炼富集办法，可分为火法和湿法两大类。前者又可分为造硫熔炼、镍铁法和粒铁法;后者又有复原焙烧-常压浸法、高压酸浸法等。

镍矿石选矿(processing of nickel ores) 从含镍矿石中将镍矿藏与脉石矿藏或其他伴生矿藏别离并富集成供冶炼用精矿的进程。选矿产品为镍精矿。 矿藏与资源自然界中含镍的矿藏达50余种，表中为具有工业价值的镍矿藏。现在挖掘的镍矿床有硫化铜镍矿床和氧化矿床两种，前者储量占20%，后者为75%。镍矿床的工业等第依原生矿和氧化矿而有所不同，原生镍矿床鸿沟档次为0.2%～0.3%，氧化镍矿床鸿沟档次为0.5%。氧化镍矿首要是红土镍矿和硅酸镍矿。红土镍矿中铁档次高，硅、镁档次低，镍档次介于1%～2%;硅酸镍矿中铁档次低，硅、镁档次高，镍档次介于1.4%～4.0%。硫化镍矿石中含有的金属矿藏以磁黄铁矿、黄铜矿、镍黄铁矿以及磁铁矿为主，伴生有黄铁矿、钛铁矿、辉铜矿以及铂族元素矿藏;常见的脉石矿藏有橄榄石、辉石、斜长石、蛇纹石、绿泥石等。镍矿石中伴生的铜、钴、金银和铂族元素以及硒、碲等有价元素都应归纳收回。镍矿石的散布相对集中于南太平洋和东南亚诸岛、美洲以及西西伯利亚等区域。硫化镍矿产出国家和区域有加拿大、我国、前苏联、澳大利亚和南非等;氧化镍产出国有古巴、新喀里多尼亚、印度、马来西亚、菲律宾、多米尼加等国。我国镍矿石储量居国际第五位，大部涣散布于甘肃、吉林、新疆等地;首要产地为甘肃省金昌市。 工艺流程镍矿石的选矿流程依据矿石类别分为硫化镍矿选矿工艺和氧化镍矿加工工艺。 硫化镍矿的选矿工艺含镍量大于7%的铜镍矿石可直接送去冶炼;小于3%者需经过选矿，然后将精矿送去冶炼。硫化铜镍矿石常用浮选法进行分选。因为镍黄铁矿、黄铜矿以及含镍磁黄铁矿均属硫化矿，其可浮性各不相同，因而浮选时需经过调整矿浆的pH值，并参加不同的抑制剂，使其别离。硫化铜镍矿的浮选流程基本上能够分为优先浮选流程(包含部分优先浮选)和混合浮选流程两种类型。不管选用哪种分选流程，都需求防止镍进入铜精矿，以防止炼铜时的镍丢失。当矿石中铜的档次高于镍时，须选用优先浮选流程，先取得铜精矿，再浮选得镍精矿;当矿石中铜的档次低于镍时，选用混合浮选流程，得到的铜镍混合精矿有两种别离(或处理)办法：当铜镍矿藏的粒度较粗，且两种矿藏共生不密切时，可用浮选法将其逐个别离，得到铜精矿和镍精矿，然后别离送去冶炼;当铜镍矿藏粒度细，且两种矿藏共生密切时，先将混合精矿送去冶炼，出产出高冰镍后，再用浮选法将铜镍别离。有时，某些镍矿藏的可浮性太差，在混合浮选时来不及浮出，则需再用浮选法或其他选矿办法从混合浮选的尾矿中将其收回，另行分选。 氧化镍矿石加工工艺氧化镍矿中的镍矿藏粒度细微，且多以类质同象涣散赋存于脉石矿藏中，难以用物理办法将其别离出来。因而氧化镍矿多先经破碎、筛分，除掉风化程度差、含镍低的大块岩石，然后送到冶炼厂处理。冶炼办法有火法和湿法两种，常用的为电炉炼冰镍法和浸、酸浸法。典型选矿厂金川铜镍矿第二选矿厂坐落我国甘肃省金昌市，1967年投产，现有四个出产系列，别离处理贫矿和富矿。处理贫矿系列规划为2000～3000t/d，富矿系列为3000t/d。 贫矿选矿流程包含三段球磨两段浮选。第二段球磨将矿石磨至-0.074mm占60%后进行浮选，经一次粗选，一次精选后得铜镍精矿。一段粗选尾矿再磨至-0.074mm占70%后送入二段浮选，经一次粗选、两次扫选、一次精选得铜镍精矿。扫选泡沫再经两次精选又得铜镍精矿。原矿含镍0.5%，铜镍精矿含镍3.5%，收回率50%左右。 富矿系列选矿流程包含三段球磨、两段浮选。将矿石磨至-0.074mm占70%后进行榜首段浮选，经一次粗选、一次精选得铜镍精矿，粗选尾矿再磨至-0.074mm占80%进行第二段浮选，经一次粗选、两次精选得镍精矿。第二段粗选尾矿再经粗选、扫选及精选得硫精矿。原矿含镍1.75%，铜镍精矿含镍6.5%～7.0%，收回率89%～90%。 盘石镍矿选矿厂坐落我国吉林省盘石。选厂规划规划1500t/d，建成于1983年。铜镍硫化矿石中首要金属矿藏有含镍磁黄铁矿、镍黄铁矿、紫硫镍铁矿、黄铜矿及黄铁矿。脉石矿藏有斜方辉石、透闪石、滑石、蛇纹石等。 选矿工艺流程为混合一别离浮选。混合浮选为阶段磨矿流程：先在粗磨(-0.074。mm占50%～55%)条件下混合浮选得铜镍精矿;混合浮选尾矿再磨至-0.074mm占70%～72%后浮选得铜镍精矿。铜镍精矿再浮选别离得铜精矿、镍精矿和低铜镍精矿。原矿含镍1.593%;镍精矿含镍6.524%，含铜0.550%;镍收回率85%，铜收回率28.8%;铜精矿含铜22.2%，含镍1.236%;铜收回率59.90%，镍收回率0.8%。 克拉拉贝尔(Clarabelte)选矿厂坐落加拿大。出产规划3.5万t/d，1971年投产。矿石中首要金属矿藏有含镍磁黄铁矿、镍黄铁矿和黄铜矿。还有少数磁铁矿、钛铁矿和黄铁矿。矿石含泥多。选矿出产流程为泥砂分选、磁选一浮选联合流程。矿石经预先筛分得泥质部分，再经浮选得铜镍精矿;矿砂部分经破碎、磨矿后用磁选法选出磁黄铁矿精矿。磁选尾矿用浮选法得铜镍精矿。原矿含镍1.5%，铜1.2%;铜镍精矿含镍10.6%，铜10.6%;镍收回率71%，铜收回率86%。磁黄铁矿精矿含镍1.3%，铜0.5%;镍收回率22%，铜收回率9%。 科塔拉蒂(Kotalahti)选矿厂坐落芬兰中部，规划1500t/d，1959年投产。矿石中首要金属矿藏有镍黄铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿。脉石矿藏为硅酸盐矿藏。选矿流程为混合浮选一别离浮选。选矿产品为镍精矿与铜精矿。原矿含镍0.78%，铜0.31%;镍精矿含镍6.83%，铜0.81%;镍收回率92.5%，铜收回率27.9%;铜精矿含铜28.6%，镍0.87%;铜收回率62.1%，镍收回率0.7%。 多尼阿博(Donlambo)氧化镍矿处理厂坐落新喀里多尼亚。矿石属硅酸镍。矿石先经圆筒筛擦拭并分出含镍较低的基岩矿块。得到的产品含镍2.5%～2.9%;铜0.05%～0.1%;.MgO20%～28%;SiO235%～40%;Al2O30.2%;CrO22%，将其送至冰镍熔炼体系出产高冰镍，再送精粹厂精粹，或送至电炉熔炼体系，出产出精粹镍铁出售。 莫阿湾(MoaBayr)氧化镍矿处理厂坐落古巴奥连特省。矿石属褐铁矿型含镍、钴氧化矿。原矿含镍1.35%、钴0.146%、铜O.02%、锌0.04%、铁47.5%、247ning凝锰0.8%、三氧化二铬2.9%、二氧化硅3.7%、氧化镁1.7%、三氧化二铝0.5%。矿石经洗矿、筛分、破碎除掉+0.74ITlln含镍低的粗粒级，-0.74mm造浆后进行高压酸浸。固液别离出底流及溢流。加于溢流中得钴镍硫化物产品。钻镍硫化物再送去精粹。

镍矿石运输的风险同其他诸如煤炭、铁矿石等 类似商品的风险大致相当，不过由于去年有两条镍矿石的船在中国海域沉没，所以其沉船风险就凸显出来了，那么是什么造成沉船风险呢，主要是因为镍矿的含水率过高，在运输过程中水分大量析出，形成自由液面，造成船舶稳定性下降，在外力作用下容易造成倾覆。    所以控制其含水率是镍矿运输风险控制的重要工作，有些国家如印尼、印度等，当地的发货人，往往是自己随便测一个数值，甚至直接根据经验申报含水率，即使找检验人也是不具有资质的检验人，这样无形之中就把风险推给了船公司或保险公司，所以保险公司只能要求船公司或承运人很负责任的去把关，而一般小的船公司或船东也不情愿去花这笔费用找专业的公司去检测，那么保险公司唯一能做的就是通过限定保赔协会的方式，来限定承运船舶，因为这13家保赔险协会已经要求所有在该协会投保的船舶，船东在运输印尼或印度的镍矿前，必须自己花钱雇用符合资质（协会指定名录）的检验人单独进行货物检验，如果含水量高于适运水份极限，就不能承运，否则保赔险不予赔偿。这样保险公司就实现了控制风险的目的。

关于含镍矿石，需求测定镍华、砷化镍矿藏（含硫化镍矿藏）和硅酸盐矿藏。镍华不溶于水，可溶于乙酸，为了避免生成的Fe3+对砷化镍矿藏的溶解，应参加少数抗坏血酸。砷化镍矿藏与硅酸盐矿藏的别离可拜见相关材料。     镍华的测定   称取0.1000-0.5000试样置于缩口烧杯中,参加50mL3g/L抗坏血酸-5%乙酸，于沸水浴上浸取15min，过滤、洗刷。于滤液中测定镍。     砷化镍矿藏与硅酸盐矿藏的测定   参看相关材料饱满水法。

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。图1 硫化铜镍矿石         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。因为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。 1）直接用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，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。图2、优先浮选工艺流程 2）混合浮选流程：用于选别含铜低于镍的矿石，所得铜镍混合精矿直接冶炼成高冰镍。 3）混合—优选浮选流程：从矿石中混合浮选铜镍，再从混合精矿平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，取得高冰镍，对高冰镍再进行浮选别离。 4）混合—优先浮选并从混合浮选尾矿中再收回部分镍：当矿石中各种镍矿藏的可浮性有很大差异时，铜镍混合浮选后，再从其尾矿中进一步收回可浮性差的含镍矿藏。 铜是镍冶炼的有害杂质，而在铜镍矿石中铜档次又具有工业收回价值，因而铜镍别离技能是铜镍矿石选矿中的一个重要课题。铜镍别离技能分为铜镍混合精矿别离和高冰镍别离工艺两种。一般，前者用于铜镍矿藏粒度较粗且互相嵌布联系不甚严密的矿石，后者用于铜镍矿藏粒度细且互相嵌布非常细密的矿石。 金川铜镍矿是大型金属共生硫化铜镍矿。其榜首选矿厂选矿工艺流程首要包含：破碎为三段一闭路流程;磨矿和浮选工序改造为三段磨矿、三段浮选流程。 现在铜镍硫化物矿石首要选用火法冶炼。金川镍矿也不破例，其根本流程分备料(焙烧)—熔炼—吹炼—精粹(电解)等环节。因为该矿归于蛇纹石类型矿石，铜镍矿藏互相细密嵌布，直接选用机械选矿办法进行铜镍别离有困难，因而选用高冰镍浮选别离技能。铜镍混合精矿经转炉熔炼成高冰镍，然后经破碎和磨浮工艺，终究电解成终究产品——电解镍。 吉林磐石矿也是铜镍矿，其选矿工艺流程选用三段一闭路碎矿，阶段磨矿，铜镍混合—别离浮选，镍精矿三段脱水、铜精矿两段脱水的工艺流程。 氧化镍矿现在多选用破碎、筛分等工序预先除掉风化程度弱、含镍低的大块基岩。因为氧化镍矿中的镍常以类质同象涣散在脉石矿藏中，且粒度很细，因而不能用机械选矿办法予以富集，只能直接冶炼。 氧化镍矿的冶炼富集办法，可分为火法和湿法两大类。前者又可分为造硫熔炼、镍铁法和粒铁法;后者又有复原焙烧-常压浸法、高压酸浸法等。

黄开国  陈万雄  彭先淦 曾晓晰(金川)    迄今世界上金属镍仍主要由硫化镍矿石提取[1]，在硫化镍矿石选矿中，贫矿由于镍品位低，而含MgO高（达27%～28%），故选别困难。使用现有的工艺、药方［2～6］得不到符合闪速熔炼要求的镍精矿。针对低品位硫化镍矿石的工艺矿物学特征，本研究提出的浮选工艺的优点是：利用组合捕收剂强化镍矿物的捕收和利用改性抑制剂强化对含MgO脉石矿物的抑制；浮选结果获得了MgO含量很低的合格镍精矿。     一、试样及试验方法     （一）试样     矿石试样取自中国金川有色金属公司，原矿主要元素分析结果见表1。原矿由50多种矿物组成，金属矿物占11.3%，主要有磁黄铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿、方黄铜矿、磁铁矿、铬铁矿，其次是紫硫镍铁矿、铜兰、孔雀石、墨铜矿等。脉石矿物占88.7%，主要有橄榄石、辉石、蛇纹石、透闪石、滑石及云母、碳酸盐等。原矿中Ni和Cu含量低，分别为0.66%和0.35%，硫化镍占86.07%，氧化镍为13.11%，水溶镍0.82%，属硫化镍和氧化镍的混合型镍矿石。镍、铜矿物的嵌布粒度较细，且不均匀，常相互穿插、紧密共生或包裹在脉石矿物之中。含镁脉石矿物含量高，MgO含量达28.6%，属难选的贫矿石。 表1  原矿主要元素化学分析结果（%） Table 1   Chemical analysis of ore（%）NiCuCoMgOCaO0.660.350.02328.552.54SiO2Al203TFeS35.33.4812.032.54    单矿物样：镍黄铁矿由金川有色金属公司特富矿块（含Ni 6.0%）提纯而来，先将特富矿块破碎至＜1.5mm，进行弱磁场磁选丢弃强磁性磁黄铁矿，余下部分用瓷球磨机磨至＜0.106mm，然后用JZCF型交直流变频磁选仪进行不同磁场强度的磁析，最后用强磁场磁选，分离出非磁性矿物黄铜矿、弱磁性矿物镍黄铁矿，获得的镍黄铁矿试样含Ni 29.75%，矿物纯度86.7%。蛇纹石为叶蛇纹石矿物标本，破碎后进行拣选，然后用瓷球磨机细磨至＜0.075mm，获得的蛇纹石试样含MgO 34.61%，矿物纯度83.20%。     （二）试验方法     矿石浮选试验，根据低品位硫化镍矿石的工艺矿物学特性，采用浮选法确定各最佳工艺条件，每个试验试样量为500g。     捕收剂吸附量测定采用UV-3000型岛津分光光度计，是通过测定剩余溶液中黄药浓度来分别测定浮选条件下镍黄铁矿表面对乙黄药(EX）或丁黄药（BX）的吸附量，采用亚铁灵比色法[7]测定丁铵黑药（ABD）的吸附量。     矿物表面Zeta电位的测定使用Zeta电位分析仪。     二、试验结果及机理探讨     （一）试验结果     对浮选各工艺因素的条件试验以及综合最佳工艺条件的闭路试验，其流程是：一次磨至80%的粉末粒径＜0.075mm，一次粗选、一次扫选、三次精选，中矿顺序返回。新药方以EX与ABD为组合捕收剂分批添加，Na2C03为调整剂，CuSO4为活化剂，水玻璃为分散剂，ACMC为抑制剂分别在适当的地点添加。闭路试验流程及药剂条件见图1，试验指标见表2。本工艺流程药方简单，各项指标较好，尤其是精矿中MgO含量低，铜的回收率高。新药方最显著的特点是采用EX与ABD组合捕收剂和改性抑制剂ACMC。    表2  闭路试验结果 Table 2  Flotation results of the locked testProductMass/%Assay/%Recovery/%NiCuMgONiCuConcentrate7.466.703.595.2475.4277.51Tailing92.540.1760.08430.4824.5822.49Feed100.000.660.3528.60100.00100.00    （二）机理探讨     组合药剂的研究和应用是当今浮选药剂进展的趋势[8～10]。本研究利用组合捕收剂强化对镍矿物的捕收，利用改性抑制剂强化对含MgO矿物的抑制取得了明显效果。下面将给出试验结果，并对其浮选剂与矿物的作用机理进行初步探讨。        1、组合捕收剂EX与ABD     捕收剂对比试验结果（表3）和吸附量测定（表4）证实，EX与ABD组合使用优于BX与ABD组合使用。 表3  捕收剂对比试验结果 Table 3  Experimental results for different collectorsCollectorDosage /(g·t-1)Mass conc. /%Assay/%Recovery/%Other conditions of both collectorsBX140+6015.082.9668.65ABD(45+15)g/2EX140+6016.072.8470.28Flotation time(6+6)min表4  镍黄铁矿对捕收剂吸附量测定结果 Table 4   Adsorption of collectors on pentlandite surfaceNo.Original concentration/（mg·L-1）Adsorbed amount on pentlandite/（mg·L-1）EXBXABDEXBXABD①400.449②1201.206③1601.225④120401.4380.469⑤1201.312⑥1601.400⑦120401.3310.433     表4显示：     （1）单独使用EX时，EX用量增大，EX的吸附量也增加（见②，③），当EX与ABD组合使用时，各自的吸附量比单独使用同一用量药剂时的吸附量都高（见④），它们在镍黄铁矿表面的总吸附量大大增加；     （2）BX单独使用时，在镍黄铁矿表面的吸附（见⑤，⑥），均高于单独使用相同用量的EX（见②，③），但当BX与ABD组合使用时，两者的总吸附量（见⑦）却比EX与ABD组合时低（见④）。此时ABD的吸附量甚至比单用ABD时（见①）还低。     上述结果的可能解释是EX与ABD组合产生了“协同效应”，发生了“共吸附”，而BX与ABD组合似乎是发生了“竞争吸附”。协同效应最显著的特征是一种捕收剂的吸附促进另一种捕收剂的共吸附，从而提高矿物表面的总吸附量，提高其药剂的作用效果。还有研究认为，阴离子与阴离子捕收剂配合使用时，这两种不同捕收剂在矿物表面的吸附可以是共吸附，也可以是竞争吸附。竞争吸附的结果是强捕收剂成分优先吸附于矿物表面，阻碍弱捕收剂的再吸附。     以上吸附量测定结果证明，在浮选试验中显示出EX与ABD组合效果优于BX与ABD组合是可靠的，本研究以EX与ABD为组合捕收剂是正确的。     2、改性抑制剂ACMC     本研究所用抑制剂ACMC是在31种不同抑制剂及其组合剂对蛇纹石的抑制对比试验中筛选出来的。用于低品位硫化镍矿石浮选降低镍精矿中Mg0含量时，分别考查了不同聚合度和不同取代度的CMC及ACMC对精选精矿Mg0含量的影响，试验结果见表5。 表5  ACMC与CMC在精选中的对比试验结果 Table 5  Comparison between CMC and ACMC in cleanersDepressantDosage/(g·t-1)Mass/%Ni assay/%MgO assay/%Ni recovery/%No078.406.198.7492.39ACMC14049.508.593.6977.82ACMC24048.098.473.5173.56CMC14047.498.234.9473.10CMC24047.818.174.4572.71     Note：CMC1 and ACMC1-Low polymerization degree；          CMC2 and ACMC2-High polymerization degree           The mass and recovery are referred to cleaning operation     由表5可见：     （1）不加CMC和ACMC时，尽管精选作业镍回收率高，但其精矿镍品位低，Mg0含量高，达不到要求，而无论用CMC或ACMC都能降低精矿中Mg0的含量；     （2）聚合度高的CMC2比聚合度低的CMC1抑制作用强，而改性的ACMC2比CMC2更强。在保证镍精矿Mg0含量达到要求的情况下，本研究选用聚合度低的ACMC1作为抑制剂效果好。    为查明其原因，本研究分别测定有、无CMC1和ACMC1存在时，不同pH下镍黄铁矿和蛇纹石表面Zeta电位的变化，测定结果见图2。    由图2可见：     （1）无抑制剂时，镍黄铁矿表面Zeta电位在pH4处变号，pH＞4，Zeta电位为负，pH＜4，Zeta电位为正；蛇纹石表面Zeta电位在pH l1处变号，pH＞11，Zeta电位为负，pH＜11，Zeta电位为正。硫化镍矿浮选通常在pH8～9的矿浆中进行，这时镍黄铁矿表面Zeta电位为负，蛇纹石表面的Zeta电位为正，两者易发生异凝聚，导至镍精矿含Mg0高，镍品位低。     （2）加入抑制剂CMC1或ACMC1后，两矿物表面Zeta电位均变负，ACMC1比CMC1使蛇纹石表面Zeta电位变得更负，而ACMC1比CMC1使镍黄铁矿表面Zeta电位变负得少些，即ACMC1对蛇纹石的抑制比CMC1更强，而ACMC1对镍黄铁矿的抑制比CMC1弱些，即ACMC1使两矿物表面的Zeta电位更相近，不易产生异凝聚。这就是本研究选用ACMC作为抑制剂的原因。     三、结论     通过对低品位硫化镍矿的浮选试验研究，以及对组合捕收剂乙黄药与丁铵黑药、改性抑制剂ACMC作用机理探讨得到如下结论：     （1）以乙黄药与丁铵黑药为组合捕收剂，分批添加；Na2C03为调整剂，水玻璃为分散剂，硫酸铜为活化剂，ACMC为抑制剂，分别在适当地点添加；在适当细磨的条件下，可以很好地浮选低品位硫化镍矿石，当原矿品位为Ni 0.66%，Cu 0.35%和MgO 28.60%时，可获得含Ni 6.70%，Cu 3.59%和MgO 5.24%的优质精矿，铜、镍回收率分别为77.5%和75.4%。     （2）在低品位硫化镍矿石浮选中，浮选试验及吸附量测定都证实乙黄药与丁铵黑药组合使用优于丁黄药与丁铵黑药组合使用。乙黄药与丁铵黑药合理搭配使用，能发生“共吸附”，产生“协同效应”、使吸附量增加。丁黄药与丁铵黑药组合，似乎是发生“竟争吸附”。可见，组合用药需要根据矿石性质、药剂性能等因素，合理搭配和配比，按适当的顺序添加。     （3）改性抑制剂ACMC抑制含镁脉石矿物效果显著，在镍矿石浮选的精选作业添加40g/t ACMC，就可以使开路浮选精矿中Mg0含量从8.74%降到3.7%以下，在闭路试验中精矿MgO含量也只有5.24%，其效果优于相应的CMC。ACMC是在CMC的基团上引入小分子物质，加强了CMC对含镁脉石矿物的吸附和亲水性。通过对ACMC作用前后的蛇纹石和镍黄铁矿表面Zeta电位测定，得到了一些关于ACMC抑制作用机理的证据。    REFERENCES     参考文献    1.Welss.N L.SME Mineral Processing Handbook．New York：Society of Mining Engineers, 1985．     2. Zhang Maojun（张卯钧）et al. Mineral Processing Handbook（选矿手册）．Beijing：Metallurgical Industry Press, 1989：345～403．     3.  Zeng Xinmin（曾新民）．Nonferrous Metals, Mineral Processing（有色金属，选矿部分），1996,（1）：1．     4.  Meng Yueli（孟悦礼）．Nonferrous Metals, Mineral Processing（有色金属，选矿部分）．1996,（4）：1．     5.  Peng Xiangan（彭先淦）et al．Metallic Ore Dressing Abroad（国外金属矿选矿），1998，（4）：30．     6.  Kirjavainen V et al．Metallic Ore Dressing Abroad（国外金属矿选矿），1998，（1）：3．     7.  Xue Yulan（薛玉兰）et al．Journal of Central South University of Technology中南工业大学学报），1995，26（5）、595．     8.  Zhu Jianguang（朱建光）．Metallic Ore Dressing Abroad(国外金属矿选矿），1996, (3)：46．     9.  Jian Baixi（见百熙）．Flotation Reagents（浮选药剂）．Beijing: Metallurgical Industry Press, 1985：353～358．     10.  Zhang Kai（张凯The Combined Use of Flotation Reagents（浮选药剂的组合使用）．Beijing: Metallurgical Industry Press, 1994：1～28，98～173．本文 英文版发表于1999.5. 马来西亚 RAMM ’99学术会，论文集P.683-688本文 中文版原载 中国有色金属学报1999.9. No.3. P.601-605   ☺

针对某氧化铜矿石档次低、氧化率和结合率都比较高的特色，张建文等在增加硫化剂硫化和硫铵活化的前提下，以水玻璃和六偏磷酸钠构成组合按捺剂，以混合黄药680、丁基铵黑药和羟肟酸构成组合捕收剂，进行了浮选实验研讨。断定了氧化铜矿藏的最佳浮选条件与药剂准则，经过闭路实验取得了铜精矿档次17.39%，铜收回率59.36%的分选技能目标。 马洁珍等对新疆阿舍勒铜矿黄铁矿型铜锌多金属矿石进行了矿石性质分析和选矿实验研讨，合现场出产实践，选用旋流—静态微泡浮选柱异步分选，强化收回的工艺进行技能改造，使得选矿技能目标得到了明显进步，铜收回率由投产初期77.59%进步到86.43%，锌收回率由20.48%进步到48.94%。 针对某混合铜钴矿石的氧化率较高、含有很多的碳质矿泥、用惯例浮迭法不能得到抱负收回功率的问题，欧乐明等经过预先浮选脱泥，消除碳质矿泥对浮选进程的影响，然后对硫化铜钴矿藏和氧化铜钴矿藏进行异步浮选，并选用硫化剂强化氧化铜钴矿藏的浮选效果。成果标明，选用这些办法今后，取得的铜钴精矿的铜，档次21.12%，铜收率88.55%，含钴0.116%，钻的收回率31.39%。 魏党生对广东某铜钼矿石进行了浮选实验研讨，断定了混合浮选—抑硫浮铜钼—铜钼别离的工艺流程，在磨矿细度75.00%－0.074mm的条件下进行混合浮选，将混合浮选粗精矿再磨至86.00%－0.043mm后，用石灰按捺黄铁矿，进行铜钼浮选得硫精矿，终究选用Na2S抑铜进行铜钼别离，别离得铜精矿和钼精矿。 鲁立胜等对某低档次难选铜钼矿石进行了可选性实验研讨，断定了铜钼混合浮选—铜钼别离—选钼尾矿选铜一选铜尾矿回来铜钼混合浮选的工艺流程，捕收剂选用异丁基黄药替代BK301C，并对流程和药剂增加点加以恰当调整，以利于钼、铜选别目标的安稳和进步，终究取得了较为抱负的技能。 王立刚等针对西藏某氧化率较高的铜钼矿石进行了选矿工艺实验研讨。成果标明，选用先选硫化矿后氧化矿的工艺，用Dy -1油作捕收剂、杂醇作起泡剂，用水玻璃按捺脉石矿藏、磷诺克斯按捺方铅矿，取得了较好的归纳技能目标。 依据某钼精矿档次低、氧化率高的特色，库建刚等进行了压碱浸实验研讨。成果标明，选用常压碱浸多接连浸出时，不只能确保钼的浸出率到达95%以上，而且降低了药剂本钱，一起，浸出液中钼的浓度可取得大幅进步。 赵相等针对某难选钼矿进行了混合浮选实验研讨。选用硫化钼矿藏和氧化钼矿藏混合浮选的准则工艺流程，粗精矿浓缩后在高碱度下加温精选，精选精矿用酸浸除掉碳酸盐及其它酸溶性脉石矿藏，取得了钼档次和收回率别离为45.65%和70.68%的钼精矿。 针对某辉钼矿矿石嵌布粒度较细、含铅较高的特色，徐引行等选用水玻璃和磷诺克斯为按捺剂、杂醇为起泡剂、Dy-1油为捕收剂，进行了体系的实验研讨。因为对粗精矿再磨后的精选尾矿进行2次扫选后，直接扔掉扫选尾矿，避免了方铅矿等硫化物矿藏在浮选回路中构成恶性循环，终究取得了钼档次大于57.00%，含铅低于0.06%的高品质钼精，标明这些办法的使用效果是非常明显的。 宋成盈等对低档次辉钼矿矿石的浸出工艺进行了体系的实验研讨。在碱性条件下，辉钼矿矿石不经焙烧，用氧气氧化法将其间的二硫化钼转化为钼酸钠，滤液经酸化、萃取即可得到金属钼；针对这一浸出工艺，研讨者调查了反响时间、反响压强、反响温度、浓度及拌和转速等要素对钼浸出率影响，经过工艺条件优化，使钼的浸出率到达了99%以上，这样的实验成果适当令人满意。 吕鑫磊等对某辉钼矿精选尾矿进行了浮选柱分选实验研讨。以半工业型旋流一静态微泡浮选柱为分选设备，选用1次粗选、2次精选的工艺流程，不只能够进步精选尾矿再磨再选的分选目标，而且简化了现场1次粗选、1次精选、6次精选的浮选的工艺流程，取得了钼档次38.59%，收回率23.26%的精矿产品，与现场浮选机分选技能目标比较，钼档次和钼收回率别离进步了1.3个百分点和4.72个百分点。   师伟红对某贫镍矿石进行了体系的浮选实验研讨。试中选用碳酸钠、水玻璃、CMC的联合效果按捺易浮的脉石矿藏，操控矿泥走向，减小矿泥对镍浮选进程的晦气影响，在原矿不预先脱泥的条件下，经过2次粗选、1次扫选、3次精选，取得了镍精矿档次3.03%，镍收回率78.67%的分选目标。 针对我国南边某杂乱难选硅镍矿石难以经过选矿办法进行富集的状况，车小奎等选用常压酸浸法进行了浸出实验研讨。在磨矿细度－0.074mm占78.60%，液固比6:1，硫酸浓度2.60mol/L，拌和强度170r/min，浸出温度60℃的条件下，浸出6h，浸出贵液中镍的浸出率86%左右，浸渣含镍0.12%左右，浸出液经3次萃取后，Ni2+浓度能够到达沉镍要求。