金川镍矿属岩浆熔离型硫化铜镍矿床，共划分为四个矿区，其中二矿区占总储量的76%，一矿区占16%.目前建有两座选矿厂，一选厂处理一矿区矿石，二选厂处理一、二矿区的矿石。二选厂于1964年由北京有色冶金设计研究总院设计，规模为6000t/d.由于一选厂的选矿指标与二选厂有一定可比性，故在本节中列入了一选厂的部分数据。   （1）矿石性质：二矿区矿体分为超基性岩型、交代型和贯入型三种，其中以超基性岩为主的1号、2号矿体最大，约占二区总储量的99%.超基性岩体各岩相呈同心壳状分布，核心为富矿，核外为贫矿，外围是超基性或基性围岩，有的直接与片麻岩、大理岩接触。围岩以二辉橄榄岩为主。各岩相都有少量硫化物。    金属硫化物以磁黄铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿为主，其次有方黄铜矿、黄铁矿、墨铜矿、紫硫镍铁矿，还有少量四方硫铁矿。金属氧化物有磁铁矿、铬尖晶石、赤铁矿等，含量较少。脉石矿物主要是橄榄石，其中部分橄榄石已蛇纹石化，其次是辉石、少量碳酸盐及斜长石等。    二矿区矿石按工业品级又可分为贫矿石、富矿石和特富矿石三类。贫矿以星点状构造为主，富矿以海绵晶铁构造为主，特富矿则以块状构造为主。海绵晶铁构造的金属硫化物以集合体出现，由镍黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿组成。集合体粒度1~5mm.硫化物集合体紧密充填于橄榄石颗粒间，与脉石矿物接触界线明显。镍黄铁矿粒度一般为0.05~1mm，但有少部分呈火焰状嵌布于磁铁矿中，粒度一般小于0.01mm，难以分离。黄铜矿粒度一般在0.1~0.5mm，少部分达1~3mm，也有少量细粒。磁黄铁矿粒度较粗，90%在0.1mm以上。    矿石中除有磁黄铁矿、镍黄铁矿和黄铜矿等主要金属矿物外，还伴生有金属如金、银、铂等。其中金和银对黄铜矿有很大亲和力，多富集在铜精矿中。铂族元素主要以镍黄铁矿固溶体存在，故大多数铂族元素富集在镍精矿中，此外，磁黄铁矿中也有少量的镍和贵金属。    二矿区富矿石普氏硬度10~14，密度3.08t/m3，松散密度1.89t/m3，安息角38°，矿石含水5%.   （2）工艺流程：二选厂原处理一矿区西部贫矿，1983年开始处理二矿区富矿石。二选厂共有两个碎矿系列，四个磨浮系列和两个脱水系列。磨浮第一、第二系列处理一矿区贫矿，处理能力为2000~3000t/d；第三、第四系列处理二矿区富矿，处理能力为3000t/d。本节主要阐述富矿系统的生产状况。    二选矿富矿系统碎矿流程为三段一闭路，阶段磨矿、阶段浮选，浓缩、过滤两段脱水。铜镍精矿干燥作业及硫精矿脱水均设于冶炼厂。    由于二矿区富矿中黄铜矿、镍黄铁矿自然可浮性好，在粗选铜、镍精矿作业中可不加活化剂硫酸铜便可进行铜镍混合浮选，即可在自然ph介质中按硫化物的自然可浮性顺序选别，克服了优先浮选对有用金属采取活化-抑制-再活化的缺点，从而降低了抑制剂和活化剂的用量。工艺流程为两段磨矿后进行混合浮选，获得铜镍精矿。混尾再磨加硫酸铜活化磁黄铁矿再选，其粗精矿经脱水后再加少量硫酸铜精选，获得低镍高硫精矿，为冶炼贫化电炉作硫化剂之用。工艺流程见下图。图中硫精矿暂不生产，以虚线表示。[next] [next]     二矿区富矿硬度较大、难磨，要求磨矿粒度较细，为避免矿石过粉碎，提高分级溢流浓度，采用了棒磨、球磨加旋流器分级的磨矿工艺。该厂第一段磨矿分级一直采用水力旋流器，为使旋流器工作稳定，砂泵均配有液力偶合器调速，在水力旋流器的操作、管理方面积累了一定经验。    一、二选厂近年工艺指标和单位消耗指标及二选厂主要设备（包括贫、富系统）分别见下表： [next]单位消耗指标（按原矿计）名  称乙黄药丁黄药2号油硫酸铜碳酸钠铵黑药硫酸钢球钢棒水电单  位Kg/tKg/tKg/tKg/tKg/tKg/tKg/tKg/tKg/tM3/tKw.h/t数量二选厂（富矿）　0.180.070.17　0.0030.0131.470.74643.5二选厂（贫矿）0.110.030.060.15　　　0.660.45.437一选厂0.190.11　　3.30.1　1.44　6.249.2注：1、二选厂富矿系统暂不产磁黄铁矿；        2、水耗包括回水。回水量为总量的30%.  主  要  设  备序号设备名称及规格单位数量备    注13500╳2100鄂式破碎机溢流型 台1富矿、贫矿系统共用2ф2100标准圆锥破碎机台1同上3ф2100短头圆锥破碎机台2同上4ф1750标准圆锥破碎机台1富矿系统用5ф1750短头圆锥破碎机台2同上61800╳3600自定中心振动筛台7其中2台用于富矿系统7ф2700╳3600棒磨机台4其中2台用于富矿系统8ф2700╳3600溢流型球磨机台9其中4台用于富矿系统9ф2100╳3000溢流型球磨机槽2富矿系统用107A浮选机槽96贫矿系统用116A浮选机台114其中72槽用于富矿系统12BX-8浮选机台80富矿系统用13ф30m浓缩机台5铜镍精矿用14ф15m浓缩机　3硫精矿用一台，富矿系统中矿脱水用2台　40m2折带式过滤机台6铜镍精矿用1520m2折带式过滤机台2硫精矿用16112m2叶片式过滤机台2铜镍精矿用

甘肃金昌镍选矿厂1964年建成，日处理量为1200t/d，现将该厂主要设备能力做如下介绍。项目名称及规格台数最大处理量一、碎矿吨/台·时产品粒度（mm）排口宽度 （mm）矿石松散密度粗碎 中碎 细碎600×900颚式破碎机 Φ1200标准圆锥破碎机 Φ900短头圆锥破碎机2 2 367 110～168 66.7＜150 ＜40 ＜1280 20 81.9t/m3二、磨矿、分级吨/台·时给矿粒度磨矿细度 （－0.074.5 %）一段 二段 三段Φ1500×3000格子球磨机 Φ1500×3000格子球磨机8 46.25＜12mm一段        55 二段（二台）65 三段        75三、浮选浮选（精、粗、扫） 7A浮选机 6A浮选机16 800.225 15～20四、脱水t/m2·d给料浓度%排矿浓度 滤饼水分%精矿密度 t/m3浓密 过滤Φ12米中心传动浓密机 20m2折带过滤机4 60.49 t/m2·h16～18 55～6018～204.0

金川镍矿属岩浆熔离型硫化铜镍矿床，共划分为四个矿区，其中二矿区占总储量的76%，一矿区占16%。目前建有两座选矿厂，一选厂处理一矿区矿石，二选厂处理一、二矿区的矿石。二选厂于1964年由北京有色冶金设计研究总院设计，规模为6000t/d。由于一选厂的选矿指标与二选厂有一定可比性，故在本节中列入了一选厂的部分数据。 一、矿石性质：二矿区矿体分为超基性岩型、交代型和贯入型三种，其中以超基性岩为主的1号、2号矿体最大，约占二区总储量的99%。超基性岩体各岩相呈同心壳状分布，核心为富矿，核外为贫矿，外围是超基性或基性围岩，有的直接与片麻岩、大理岩接触。围岩以二辉橄榄岩为主。各岩相都有少量硫化物。 金属硫化物以磁黄铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿为主，其次有方黄铜矿、黄铁矿、墨铜矿、紫硫镍铁矿，还有少量四方硫铁矿。金属氧化物有磁铁矿、铬尖晶石、赤铁矿等，含量较少。脉石矿物主要是橄榄石，其中部分橄榄石已蛇纹石化，其次是辉石、少量碳酸盐及斜长石等。 二矿区矿石按工业品级又可分为贫矿石、富矿石和特富矿石三类。贫矿以星点状构造为主，富矿以海绵晶铁构造为主，特富矿则以块状构造为主。海绵晶铁构造的金属硫化物以集合体出现，由镍黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿组成。集合体粒度1～5mm。硫化物集合体紧密充填于橄榄石颗粒间，与脉石矿物接触界线明显。镍黄铁矿粒度一般为0.05～1mm，但有少部分呈火焰状嵌布于磁铁矿中，粒度一般小于0.01mm，难以分离。黄铜矿粒度一般在0.1～0.5mm，少部分达1～3mm，也有少量细粒。磁黄铁矿粒度较粗，90%在0.1mm以上。 矿石中除有磁黄铁矿、镍黄铁矿和黄铜矿等主要金属矿物外，还伴生有金属如金、银、铂等。其中金和银对黄铜矿有很大亲和力，多富集在铜精矿中。铂族元素主要以镍黄铁矿固溶体存在，故大多数铂族元素富集在镍精矿中，此外，磁黄铁矿中也有少量的镍和贵金属。 二矿区富矿石普氏硬度10～14，密度3.08t/m3，松散密度1.89t/m3，安息角38°，矿石含水5%。 二、工艺流程：二选厂原处理一矿区西部贫矿，1983年开始处理二矿区富矿石。二选厂共有两个碎矿系列，四个磨浮系列和两个脱水系列。磨浮第一、第二系列处理一矿区贫矿，处理能力为2000～3000t/d；第三、第四系列处理二矿区富矿，处理能力为3000t/d。本节主要阐述富矿系统的生产状况。 二选矿富矿系统碎矿流程为三段一闭路，阶段磨矿、阶段浮选，浓缩、过滤两段脱水。铜镍精矿干燥作业及硫精矿脱水均设于冶炼厂。 由于二矿区富矿中黄铜矿、镍黄铁矿自然可浮性好，在粗选铜、镍精矿作业中可不加活化剂硫酸铜便可进行铜镍混合浮选，即可在自然ph介质中按硫化物的自然可浮性顺序选别，克服了优先浮选对有用金属采取活化－抑制－再活化的缺点，从而降低了抑制剂和活化剂的用量。工艺流程为两段磨矿后进行混合浮选，获得铜镍精矿。混尾再磨加硫酸铜活化磁黄铁矿再选，其粗精矿经脱水后再加少量硫酸铜精选，获得低镍高硫精矿，为冶炼贫化电炉作硫化剂之用。工艺流程见下图。图中硫精矿暂不生产，以虚线表示。二矿区富矿硬度较大、难磨，要求磨矿粒度较细，为避免矿石过粉碎，提高分级溢流浓度，采用了棒磨、球磨加旋流器分级的磨矿工艺。该厂第一段磨矿分级一直采用水力旋流器，为使旋流器工作稳定，砂泵均配有液力偶合器调速，在水力旋流器的操作、管理方面积累了一定经验。 一、二选厂近年工艺指标和单位消耗指标及二选厂主要设备（包括贫、富系统）分别见下表：单位消耗指标（按原矿计）名  称乙黄药丁黄药2号油硫酸铜碳酸钠铵黑药硫酸钢球钢棒水电单  位Kg/tKg/tKg/tKg/tKg/tKg/tKg/tKg/tKg/tM3/tKw.h/t数量二选厂（富矿）　0.180.070.17　0.0030.0131.470.74643.5二选厂（贫矿）0.110.030.060.15　　　0.660.45.437一选厂0.190.11　　3.30.1　1.44　6.249.2注：1、二选厂富矿系统暂不产磁黄铁矿； 2、水耗包括回水。回水量为总量的30%。    主  要  设  备序号设备名称及规格单位数量备    注13500╳2100鄂式破碎机溢流型 台1富矿、贫矿系统共用2ф2100标准圆锥破碎机台1同上3ф2100短头圆锥破碎机台2同上4ф1750标准圆锥破碎机台1富矿系统用5ф1750短头圆锥破碎机台2同上61800╳3600自定中心振动筛台7其中2台用于富矿系统7ф2700╳3600棒磨机台4其中2台用于富矿系统8ф2700╳3600溢流型球磨机台9其中4台用于富矿系统9ф2100╳3000溢流型球磨机槽2富矿系统用107A浮选机槽96贫矿系统用116A浮选机台114其中72槽用于富矿系统12BX-8浮选机台80富矿系统用13ф30m浓缩机台5铜镍精矿用14ф15m浓缩机　3硫精矿用一台，富矿系统中矿脱水用2台　40m2折带式过滤机台6铜镍精矿用1520m2折带式过滤机台2硫精矿用16112m2叶片式过滤机台2铜镍精矿用

金川镍一选厂生产成本表序号项目单耗单价（元/吨）金额（元/吨）1辅助材料 钢球 衬板 药剂：乙黄药 丁黄药 铵黑药 纤维素 碳酸钠 滤布 水 汽公斤/吨·矿 1.442 0.224 0.188 0.11 0.095 0.01 3.347 0.003m2/t 5.18 0.0270.95 2.47 2.3 2.9 5.4 3.10 0.55 7.00m2/t 0.10 131.26 0.6 0.43 0.32 0.51 0.04 1.83 0.02 0.52 0.352电49.270.0783.883生产工人工资0.794生产工人附加工资0.085厂矿管理费6车间经费1.307选矿单位成本4.56 16.49精矿单位成本（含镍量）3961.72元/吨

金川镍矿二选厂富矿系统生产成本序号项目单耗单价（元/吨）金额（元/吨）1辅助材料 钢球 衫板 捕收剂：乙黄药        丁黄药 起泡剂：2#油           铵黑药 调整剂：硫酸铜 滤布 钢棒 水 汽公斤/吨·矿 1.28 0.048 0.001 0.177 0.076 0.003 0.145 0.003米2/吨 0.527  米3/吨  0.95 2.47 2.30 2.90 2.40 5.40 1.80 7.0元/米2 0.70  1.16 0.13 0.0023 0.51 0.18 0.02 0.26 0.02 0.37 0.43 0.372电3.413生产工人工资0.374生产工人附加工资0.045固定资产折旧费6厂矿管理费0.977车间经费5.28选矿单位成本13.53精矿单位成本（含镍量）3248.10元/吨·镍

金川镍矿二选厂贫矿系统生产成本序号项目单耗单价（元/吨）金额（元/吨）1辅助材料 钢球 衫板 药剂：乙黄药 丁黄药 2#油 硫酸铜 钢棒 滤布 润滑油 水 汽公斤/吨·矿 0.61 0.048 0.108 0.029 0.057 0.149 0.342 0.003米2/吨3.87 0.021  0.95 2.47 2.30 2.90 2.40 1.8 0.70 7元/米20.1 13  0.56 0.10 0.25 0.09 0.14 0.27 0.24 0.020.39 0.272电37.02度/吨0.070元/度2.893生产工人工资0.374生产工人附加工资0.0456厂矿管理费0.927车间经费3.95选矿单位成本10.49元/吨精矿单位成本（含镍量）元/吨·镍8412.88元/吨镍

黄开国 金川的镍金属储量巨大，为全国镍金属总储量的82%，居世界第二，仅次于加拿大。金川除镍（Ni）金属外，还富含铜（Cu）、钴（Co）、金（Au）、银（Ag）、铂（Pt）、钯（Pd）、锇（Os）、铱（Ir）、钌（Ru）、铑（Rh）等，都有开发利用的工业价值。依靠得天独厚的资源优势，依靠科技进步，按国家发展规划，金川从昔日戈壁滩边的一片荒原，发展成为一座新兴的工业城市，祖国“腾飞的镍都”，年产电解镍4万t，是我国三大资源综合利用基地之一。 然而，金川的丰富资源还远没有得到充分开发利用，从可持续发展看，尚存在许多有待解决的问题，下面仅就选矿技术问题浅谈几点。 一、贫镍矿资源的开发利用问题 按金川矿体圈定的工业品级，含Ni 0.3～0.99%的为贫矿，含Ni≥1%为富矿。至今是“采富留贫”。但有100多万t镍金属藏于贫矿一之中，覆盖于富矿体顶部，为发展生产，降低采矿成本，开发利用贫矿势在必行。而贫矿性质不同于富矿，贫矿原矿Ni （0.65%）、Cu（0.35%）品位不到富矿（Ni 1.6%、Cu 0.83%）的一半，贫矿Mg0含量（28%）却比富矿（22%）高。欲获得同样质量标准的镍精矿，套用富矿选矿技术处理贫矿得不到好结果，必须研究贫镍矿处理新技术。“九五”贫矿选矿科研攻关，我们试验获得的精矿指标是Ni品位6.70%（要求≥6.5%），Cu 3.59%（无要求），含 MgO 5.24%（要求6.0～8.0%），回收率Ni 75.42%（要求75.0%），Cu 77.51%（要求）65.0），其特点是：镍精矿中Mg0含量显著降低，Cu回收率高，工艺流程、药方都很简单，药耗低。如果能解决金川的贫矿选矿问题，则可利用的镍资源将扩大四分之一。 二、提高镍精矿质量、降低其Mg0含量以及蛇纹石的综合利用问题 现在要求选矿产品镍精矿含Ni＞6.0%，Mg0＜6.5%，往往有达不到质量要求（Ni＜6.0%，MgO＞7.0%）的镍精矿仍进入电炉熔炼生产高冰镍，但电炉能耗高、生产成本高、技术落后。已投产多年堪称亚洲第一的金川闪速炉熔炼生产高冰镍的新技术，设备先进、生产能力大、能耗低、生产成本低，将完全取代电炉熔炼。但闪速炉对投入的镍精矿质量有严格的要求（Ni＞6.5、Mg0＜6.5%）。倘若Mg0高，不但熔炼得到的Ni回收率低，成本上升，更会造成炉渣粘度大，导致炉内结瘤，腐蚀炉体，产生漏炉。这是Mg0进入镍精矿对冶炼有害的一面。 另一方面，分选出来的蛇纹石（3Mg0·2SiO2·2H20）如果能开发利用，可用于生产钙镁磷肥（同时回收其中的Ni），生产镁化合物（包括轻质MgO、MgCO3、饲料MgS04·nH2O），生产高级活性SiO2、水玻璃、玻璃原料，综合回收其中的Ni、Co等。金川的原矿中Mg0含量是Ni的20多倍，蛇纹石占采出原矿量的65%以上，是可以综合利用的巨大资源。 至于提高镍精矿质量降低其Mg0含量，从我们的上述贫矿试验结果看，要降低镍精矿中Mg0含量至小于6%是可能的。同时提高镍精矿品位也是可能的。我们曾在“七五”攻关试验中获得好的效果：当原矿含Ni为1.71%时，原矿仅通过一次细磨、一次粗选、一次精选，配合独特的工艺和药方就可获得Ni品位10.20%、回收率83.1%的镍精矿。 三、提高铜回收率的问题 金川现生产的原矿含Cu 0.8%左右，但铜镍精矿中铜品位是3.0%，回收率仅75％左右，比国内铜选矿指标低得多，其原因之一是，重镍轻铜，对提高铜回收率缺乏研究，无专门措施、无指标要求。从我们对贫矿的试验研究表明，当原矿含Cu 0.35%时，可获得铜品位3.59%、铜回收率77.51%的铜镍精矿，铜回收率比镍回收率（75.42%）还高。在混合矿的试验中，铜的回收率为79.02%。可见，提高铜回收率是可能的。如果能使铜与镍的回收率相近，则铜的产量将提高15％。 四、提高铂族元素的回收率问题 金川镍矿富含铂族元素，多以矿物状态赋存，在超基性岩型富镍矿含(g/t)：Pt  0.53、 Pd 0.24、0s 0.024、Ir 0.022、Ru 0.020、Rh 0.010、Au 0.30和Ag 5.5。有一规模最大的Pt富矿地段长98m，宽1～6.4m, Pt平均含量6.15g/t、最高达81.67g/t；Pd平均1.83g/ t，最高为11.8g/t。有人估计，铂族元素的价值占整个矿石价值的35%左右。但目前铂族元素的回收率很低，见有50～60%或更低(29.91%）的，70～80%或更高的。似乎金川尚未有提高铂族元素选矿回收率的专题研究，无针对性选收的技术措施，无考核要求指标，完全是随意、顺其自然。 据报道，最近国际市场，除镍价上扬外，铂（Pt)金属将供不应求，今年全球铂需求短缺将创历史之最，今后五年仍将是需求强劲，铂价坚挺。钯（Pd）是治理汽车尾气污染设置的贵重材料，国际钯金属价格持续上涨，纽约市场不断打破历史最高价记录，今后将继续走强。因此，必须高度重视提高铂族元素选收的研究。 总之，金川的可持续发展，需要包括选矿科技的不断创新。参考文献 1 金川镍钴研究所，峨眉、郑州矿产综合利用研究所．金川工艺矿物与工艺关系，1987年． 2 黄开国、陈万雄、彭先诠、曾晓晰．一种低品位镍矿石的浮选工艺．中国有色金属学报，1999年9月，第9卷，第3期． 3 报导与摘要，铂金属将供不应求．国际钯价持续．上涨，国外金属矿选矿，2000年第2期，46.本文是应 ‘可持续发展’征文而写，被选入《中国人口、资源、环境与可持续发展战略研究》一书，获‘优秀论文证书’，01366号。      原载《国外金属矿选矿》2001. No.1. P.31-32               ☺

金川矿石属蛇纹石多金属硫化矿。为处理其浮选精矿降镁的难题，许多专家学者进行了长时间研讨，在磨浮工艺流程、酸法浮选、降镁药剂方面取得了必定展开。 金川有色金属公司是我国最大的镍出产厂商，所产金属镍占全国产值的80％ 以上。其矿石属蛇纹石多金属硫化矿。共有四个矿区，一矿区镍储量占16.36％，该矿区从60年代中期投产，现年产值仍在100万吨以上。该矿区矿石为海绵晶铁状结构，其次为半海绵晶铁状、斑杂状结构。首要金属矿藏为：黄铁矿、紫硫镍铁矿、黄铜矿及少数磁黄铁矿、镍黄铁矿、白铁矿、墨铜矿等硫化物；此矿石通过选矿，所产精矿因为MgO含量高，精矿一向供矿热电炉作为质料。二矿区规划最大，镍储量占75.39％，二矿区有351个矿体，1号矿体镍储量占四个矿区的57.8％.2号矿体占17.08％，其他349个矿体总和仅占0.51％。该矿区从1983年出矿，一向是1、2号矿体混合出矿1996年2号矿体矿量削减到25％，1997年2号矿体出矿才干根本消失。现在，二矿区年出矿300万吨以上。二矿区富矿石为海绵晶铁状结构，贫矿石为浸染状结构。首要金属矿藏有：磁黄铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿、黄铁矿、方黄铜矿、墨铜矿、紫硫镍铁矿、马基诺矿、磁铁矿、铬尖晶石等；首要脉石矿藏有橄榄石、蛇纹石、辉石、透闪石、碳酸盐、滑石、绿泥石、云母等。镍黄铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿呈粗细粒不均匀嵌布，且互相细密共生。一矿区矿石蛇纹石化蚀变程度大于二矿区矿石，而二矿区1号矿体矿石的蚀变程度又大于2号矿体矿石[1—3]。 长时间以来，浮选精矿降镁就是一个难题，特别是自闪速炉投产以来显得更为严峻。闪速熔炼技能先进，比电炉节能25％左右，其烟气SO，浓度高易于制酸；一同，闪速炉与电炉比较还有产能大、对环境污染小等长处，但对精矿质量要求也更高。精矿中MgO含量有必要小于6.5％[4]。为此。国内许多高校、科研院所及现场工程技能人员作了许多的作业，取得了许多展开。因为一矿区矿石蛇纹石化太严峻，且镍矿藏以紫硫镍铁矿为主，如要将精矿中MgO含量降到6.5％以下，则镍的收回率将大幅下降，这关于镍资源较匮乏的我国是不现实的，因而。一矿区矿石经浮选后，精矿仍供矿热电炉熔炼。近年来，选矿降镁首要针对二矿区矿石。 一、磨浮工艺流程的实验与研讨 磨浮工艺流程通过很多单位长时间研讨。以为结合金川矿石特色。选用阶段磨浮流程较会集磨矿一浮选流程为好[5—10]。这样，粗粒级硫化镍矿藏、硫化铜矿藏就可先期收回以避免过磨引起矿泥罩盖等而影响这部矿藏的收回。 （一））闪速浮选 闪速浮选是近来展开较快的一种快速收回粗粒级有用矿藏的浮选技能，即在磨矿回路中间，经球磨机磨矿后的矿浆进入旋流器分级，沉砂进入闪速浮选机，优先浮选矿石中嵌布粒度粗、可浮性好的金属矿藏，完结早收多收，闪速浮选尾矿回来球磨机。其显着长处是，能削减因过磨而引起的矿泥罩盖然后可前进金属收回率，一同可减轻磨矿回路的循环负荷[11]。金川公司于1997年进行了闪速浮选工业实验，取得了较好的成果[12]，镍、铜总收回率别离比不加闪速浮选机前进1.32％和0.75％。因闪速浮选机产出的精矿粒度较粗，使精矿中—0.074mm粒级含量比不开闪速浮选机低32％，进而使精矿脱水本钱下降。但闪速浮选也只能起到尽早收回已单体解离的粗粒矿藏、削减有用矿藏过磨丢失的作用，并不能大幅度改进精矿质量[12]。因为金川铜镍硫化矿的有用矿藏嵌布粒度粗细不均，细粒级部分的有用矿藏也有必要收回。而细粒级部分则有必要通过再磨才干到达有用矿藏与脉石矿藏单体解离，但此刻，因为蚀变蛇纹石易碎而引起的矿浆泥化现象难以避免，为了收回这部分细粒级有用矿藏，部分蛇纹石将不可避免地一同上浮而进入精矿；因而，为了前进镍、铜选矿收回率就难以大幅度前进终究浮选精矿中Ni、cu档次并大幅度下降MgO含量。工业实践标明，选矿收回率与精矿中Ni、cu档次及MgO含量有密切联系，要下降1％的精矿MgO含量。Ni收回率要丢失1.5％乃至更多。 （二）阶段磨浮粗精矿再磨工艺流程 针对二矿区富矿石，许多单位曾进行了一磨一选或两磨两选粗精矿再磨工艺流程的小型实验及工业实验研讨，都取得了较好的选别目标。在确保镍精矿档次>7％、精矿中镍收回率>88％的前提下。精矿中MgO含量可降到6.5％以下[6—10，13，14]。有人还针对一矿区矿石进行过两磨两选粗精矿再磨工艺流程的实验研讨[3，15，16]，也取得了较好的选别目标。粗精矿再磨工艺流程中，粗选中所选出的粗精矿实践上是有用矿藏的连生体，这样就能大大减轻因过磨而引起的蛇纹石矿泥对浮选的影响，进而改进终究精矿质量。但是，因为粗精矿有必要通过再磨才干精选出合格的终究精矿。这样不光构成整个工艺设备多、能耗较高，并且导致终究精矿粒度变细。构成精矿脱水困难，压滤后水分达13％ 以上，闪速炉前的气流枯燥难以处理如此高水分的精矿，因而到现在为止。粗精矿再磨工艺没有用于工业出产[2]。 （三）两产品计划 因为金川二矿区镍铜矿石中磁黄铁矿较多，约束了精矿中镍档次的进一步前进(在确保镍收回率前提下)及精矿中MgO含量的进一步下降。有的选矿学者以为，只要从混合精矿中别离出一个低镍磁黄铁矿精矿，才干取得更高镍档次、更低MgO含量的镍铜精矿。为此曾进行了两产品计划工艺的实验研讨[17]。成果标明，在天然pH条件下，选用较简略的工艺流程即可取得两个终究精矿—— 镍铜精矿和磁黄铁精矿。镍铜精矿中镍档次达11％以上。MgO含量降到5％以下，镍收回率达80％以上；磁黄铁精矿中镍档次为1％左右，MgO含量11％以上。镍收回率l0％左右。与一产品计划比较，镍铜精矿中镍档次大幅前进、MgO含量显着下降，且镍的总收回率有所前进；但至今没有找到经济有用处理磁黄铁精矿的办法。因而，两产品计划仍未在出产实践中运用。有人[5]还曾提出对精矿进行恰当分配以产出两个镍铜精矿，低镁高镍精矿供闪速炉熔炼。高镁低镍精矿供电炉熔炼。但其工艺流程、药剂准则杂乱。且对镍的总收回率前进不大，因而也未能用于出产实践。 二、酸法浮选 浮选介质是影响浮选的一个重要因素，许多单位曾进行过酸性、中性、碱性介质条件的比照浮选实验研讨，成果标明，铜镍收回率以酸性介质的浮选目标最高，碱性介质的次之，中性介质的最低[18]。酸法浮选的首要特色是：在酸性介质中，次生硫化镍矿藏—— 紫硫镍铁矿在氧化蚀变过程中构成的表面氢氧化铁薄膜可被溶去，使紫硫镍铁矿得以活化；一同，镍黄铁矿、含镍磁黄铁矿的矿藏表面能被及时清洗，避免其表面氧化，进而前进其可浮性；金川镍铜矿选矿中铜的收回率远比镍的收回率低，其首要原因是其间的墨铜矿可浮性低，而墨铜矿可浮性低的原因首要是因为墨铜矿中的水镁石层要比铜铁硫化物层松软，磨矿时墨铜矿易沿水镁石层开裂而具亲水性，在酸性介质中可溶去墨铜矿表面的水镁石层，显露铜铁硫化物表面进而可活化墨铜矿的浮选；矿石中钴、金、银及铂族元素等也可随铜镍矿藏浮出量的添加而前进其收回率[19]。但是，因为金川矿石属超基性岩型矿石，蚀变严峻，矿石自身呈碱性；且金川矿山选用胶结充填采矿法，使充填料或多或少地混入矿石中，而充填料碱性较强刨；因而酸法浮选的酸耗很大，且酸的参加易引起设备的腐蚀。因而，虽然酸法浮选目标较好，仍未能在出产实践中运用，选厂一向是选用在天然pH介质(pH＝8，5～9.5)条件下进行浮选。 三、降镁药剂 为了处理精矿降镁难题，金川公司和许多高校、科研单位进行了多年攻关，进行了多种工艺条件及药剂准则的实验研讨，取得了显着前进。大都研讨者普遍以为[3、6、8、18]，CMC、六偏磷酸钠、水玻璃均能有用地按捺以蛇纹石为主的含镁脉石矿藏，小型实验目标都较好，但是在工业出产中因各种因素，降镁办法都难以完结。 据报道[21]，组合按捺剂EP对蛇纹石具有很好的按捺作用，单矿藏实验和实践矿石实验取得了较好的成果。 西北矿冶研讨院进行了许多的抑镁新药剂研讨作业。其间JCD降镁新药，由T－1140无机盐和29#有机聚合物及0#中性油三者组合而成。对镍黄铁矿和含镍磁黄铁矿等有活化作用；29#药剂是钙镁按捺剂，合作T－1140对蛇纹石有较强的按捺作用；0#油为T－1140和29#药剂的辅佐药剂，起消粘、调泡和帮忙降镁作用[9]。JCD新药剂1992年3月完结小型实验，同年6月完结工业实验[14]。实验目标见表1[9]。现场一向沿用至今，是现在工业实践中运用最成功的抑镁药剂组合。但工业出产中也发现，因药剂功能不稳定，矿石性质动摇等原因而引起精矿中MgO含量动摇较大。 电化学浮选是当时选矿技能的前沿浮选工艺，若能成功运用于出产实践，可较好地处理因当选物料性质杂乱多变引起选矿功率低的难题。“九五”期间，有的单位曾进行了电位调控浮选实验研讨，首要内容包含：浮选工艺优化；电控浮选工艺参数的自动检测；计算机在线操控。实验室实验作用较抱负，Ni收回率大于90％ 的前提下，精矿中MgO含量小于6.5％u引。但现场工业实验未能成功。 按金川矿体圈定的工业等第，含镍0.3％ ～0.99％的为贫矿，含镍≥1％的为富矿，至今仍是“采富留贫”。但有100多万吨镍金属藏于贫矿之中，覆盖于富矿体顶部，为下降采矿本钱，扩展可使用的镍资源，开发使用贫矿势在必行。但是贫矿性质不同于富矿，贫矿原矿Ni(0.55％)、Cu(0.35％)档次不到富矿(Nil.6％、Cu0，83％)的一半，贫矿MgO含量(28％)却比富矿(22％)高。贫矿的选矿要比富矿愈加困难，许多单位进行了贫矿选矿工艺的“九五”科技攻关，取得了很大展开，但是在确保精矿中MgO含量低于7％条件下，镍收回率只能到达75％左右 引。如要进一步前进镍的收回率，就难以确保精矿中MgO含量低于7％。 四、结语 因为金川镍矿石性质特别，原矿含硫低。磁黄铁矿含量较少，对下降镍精矿氧化镁含量难度大。因脉石矿藏含蛇纹石高且易浮；一同金川矿石性质动摇较大，不同矿区矿石性质差异较大，这给精矿降镁带来很大难度。即便浮选中运用象JCD这类特效降镁新药剂，处理其易选的二矿区矿石，也只能在确保较高收回率的一同下降精矿中MgO含量0.6％～1％左右[2]。从近几年现场出产实践成果看。对易处理的二矿区矿石，Ni收回率可达86％左右，精矿中Ni档次在7％左右，而精矿中MgO 含量在6.8％左右；关于原矿档次更低且含MgO更高更难处理的一矿区矿石，虽经多单位多年的联合攻关，选矿降镁难题仍未霸占。精矿中MgO含量仍在10％左右，不能用先进的闪速炉熔炼，只能送电炉冶炼。但电炉能耗高，出产本钱高，污染严峻，技能落后。镍精矿闪速熔炼体系已于1992年就建成投产，技能先进，能耗低，污染小，出产本钱低，出产才干大。本能够彻底替代电炉，但闪速炉对投入的精矿质量有严厉的要求(Ni>6.5％，MgO 参考文献： [1]金川镍钴研讨所，峨眉郑州矿产综合使用研讨所.金川镍矿工艺矿藏与工艺联系[R].1987. 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黄开国  胡熙庚  曾晓晰（金川）     一、原矿性质与产品方案的关系     金川二矿区矿石中，主要的金属矿物是：镍黄铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿等，这三种矿物紧密共生、互相包裹、穿插连生极为普遍，有的镍黄铁矿呈火焰状、雪花状、羽毛状、针状产于磁黄铁矿中，呈微细粒嵌布。磁黄铁矿“单矿物”中仍有1.09%镍。这就使得矿物分选困难，产品质量不高。据表1中的概算值估算： 表1  矿物及元素含量（概算值）%代号矿物名称原矿中各矿物含量矿物中各元素含量NiFeSCuA B C镍黄铁矿 黄 铜 矿 磁黄铁矿4.4 3.0 1031 — 1.032 30 5834 35 39— 33 —     （一）一产品方案，即A+B+C，由三种纯矿物选收在一起组成的精矿，镍回收率为100%时，最佳精矿产率是4.4+3.0+10=17.4%，精矿镍含量是：        但知，精矿一级品一般只是纯矿物品位的80%左右，如方铅矿含Pb 86.6%，铅精矿一级品要求含Pb 70%（86.6%×81%）；闪锌矿含Zn 67%，锌精矿一级品要求含Zn 55%（=67%×82%），因而，一产品方案镍精矿品位一般也只能是8.6%×80%=6.9%左右。这也许就是现场镍精矿品位一直徘徊在6%左右，多年来一产品方案的试验研究工作，难以获得高回收率的同时镍精矿品>8%的原因所在。当然，如果是原矿中磁黄铁矿和黄铜矿含量减少，或允许降低镍回收率，提高镍精矿品位仍是可能的。     （二）两产品方案，即A＋B为第一产品，C为第二产品。由于A、B两者紧密共生、可浮性比较相近，选收在一起最佳精矿产率是7.4%，品位是18.9%，镍精矿品位较高，一般也不会大于15%（=18.9%×80%）。但回收率不很高。因为，产品C中镍的回收率有6.8%以上，尾矿中通常也损失10%左右。     （三）三产品方案，即A、B、C各自分开，产品A镍精矿品位很高，在24%以上，因镍在各产物中损失，回收率不高，还由于三种矿物紧密共生，有的呈微细粒嵌布，因而磁选未能凑效，浮选的前提只能是细磨，以及寻找特效的药方和分离工艺。各产品方案计算结果见表2。 表2  各产品方案估算结果（%）产品方案最佳产率最高回收率最高品位×80%A+B+C A+B A+C A B C17.4 7.4 14.4 4.4 3.0 10100 93.2 100 93.2 0 6.88.6 18.9 10.4 31.0 0 1.06.9 15.1 8.3 24.8 0 0.8     该矿石中的脉石矿物：蛇纹石、橄榄石、辉石、闪石、滑石、绿泥石等都是含镁矿物，它们在原矿中占矿物含量的70%右左，相对硬度较低，易泥化；只要选矿工艺和药方不妥，分离就困难，容易夹杂上浮，这就是镍精矿含镁高的原因所在。     由于该矿石矿物（包括有用矿物和脉石矿物）组成、嵌布、嵌镶关系都很复杂，伴生铂族元素等有益组分繁多，要得到很好的分选和合理的回收，看来需要一套特殊的工艺和药方。     二、本研究的工艺特点     本研究的工艺特点是：一次细磨、强搅拌分散、选择性抑制、活化、捕收，在弱碱性介质中经一次粗选、一次精选、一次扫选、中矿再浮一次的单一浮选工艺，获得两个符合要求的产品。     （一）一次细磨     一次磨矿浮选粗选结果见表3。表中以分选效率E为判据。 ，式中 —精矿回收率， —精矿产率， —原矿品位，—纯矿物品位，纯镍黄铁矿含Ni，这里取 =31%。本研究评价试验结果除沿用常见的品位、回收率外，还使用了综合效率E（以下同）。由表3知，一次细磨至94.2%-200目，可获得较高的分选效率。另有研究报告也表明，原矿磨至70%-200目时，硫化矿物的单体解离度仅73.4%。可见，要获得好的分选效果，细磨至矿物单体解离是前提。因为选矿是矿物分选，分是前提，选是关键。 表3  磨矿细度与浮选效率的关系（%）细度 -200目50.560.572.183.090.194.2效率E58.566.267.468.368.070.8     （二）强搅拌     强搅拌在一个特制的容器中进行，对镍矿浮选起了很好的作用，见表4。很明显，随着搅拌时间的增长，浮选泡沫中镍回收率逐步提高，精矿质量也相应提高，含MgO量相应降低。强搅拌30分钟后浮选粗选2分钟，就可获得合格镍精矿，镍品位11.02%，回收率66%。浮选30分钟，总回收率达91.0%。强搅拌的作用，可能的解释是：强搅拌能分散矿泥、促进药效、促进疏水性缔合，有载体、助凝、中介等作用。 表4  强搅拌时间对浮选粗选的影响（%）搅拌时间（分） 浮选时间         2分钟8分钟镍回收率20分钟 镍回收率30分钟 镍回收率镍品位含MgO镍回收率30′ 20′ 10′ 0′11.02 — 12.10 10.946.53 — 6.65 8.1366.0 58.1 59.2 —79.3 76.8 74.4 71.788.2 87.2 84.6 83.391.0 90.2 89.4 88.3     注：原矿含镍1.69%。     （三）弱碱性介质浮选     该矿石的矿浆自然pH值为8.86，浮选效果并不很好，添加酸或碱调浆，浮选指标都能提高，见表5。很明显，在碳酸钠用量为2400克/吨，pH值为9.94的弱碱性矿浆中，浮选效果最佳。 表5  矿浆pH值与浮选效果的关系矿浆pH5.826.287.018.86（自然）9.9410.46效率E62.264.464.062.865.764.9     从东乃良总工程师等人对镍黄铁矿和蛇纹石的表面ζ电位测定结果（见图1）也可以看出，在pH为7左右，镍黄铁矿（曲线1）表面的ζ电位最低（约-40mV）与蛇纹石（曲线3）的表面ζ电位（-0mV）差别最大，蛇纹石易于静电吸附于镍黄铁矿表面，不利于分选；而在酸性或碱性介质中，两矿物ζ电位差较小，pH为3和12处，两者表面电位均相等，因而不容易产生静电吸附，有利于分选。所以，镍黄铁矿在弱酸性或弱碱性矿浆中浮选效果好，尤其在弱碱性矿浆中浮选，便于生产管理，有利于提高产品质量。       （四）有选择性的活化、抑制、捕收     如图1所示，加入活化剂CuSO4后，镍黄铁矿的ζ电位（曲线2）在-25～-20mV之间很平稳，与加入抑制剂CMC后的蛇纹石表面ζ电位（曲线4）在-20～-35mV之间很相近，两者同性相斥，不易产生矿泥吸附，有利于分选。     本研究采用了几种对镍黄铁矿捕收的选择性都比丁基黄药强的捕收剂：SN、AX、IBX等。它们的浮选效果都比丁基黄药好（见表6），SN居优。 表6  几种选择性较强的捕收剂与丁基黄药浮选效果比较捕收剂丁基黄药SNAXIBX效率，E%64.368.467.266.3     （五）一个最简单的开路浮选流程     本研究采用一个极其简单的一次细磨、强搅拌、一次粗选、一次精选、一次扫选、中矿再浮一次的单一浮选开路试验流程（见图2），没有闭路，可避免恶性循环。当原矿含镍为1.69%、含铜1.15%、含氧化镁27.81%时，采用不同药方都能获得两个合格产品：镍精矿（精矿I）和含镍磁黄铁矿（精矿Ⅱ）。各项指标见表7。表7  几套药方的试验结果（%）药方产品品位回收率NiCuNiCuSNa精矿I 精矿Ⅱ10.38 1.067.68 0.5280.0 10.882.3 7.4SNb精矿I 精矿Ⅱ11.30 1.4081.6 7.2AZ精矿I 精矿Ⅱ11.09 1.2082.4 6.0SZ精矿I 精矿Ⅱ10.93 1.2283.1 5.6    其中第一套药方（SNa）的组成是（克/吨）：碳酸钠3200、硫酸铜500、硫酸铵160、水玻璃1380、CMC 10、SN 240、IBX 100、松醇油130。     三、结论     （1）根据金川二矿区矿石的矿物组成、嵌布特性，综合分析计算表明，采用现有的一产品方案要进一步提高镍精矿品位是有困难的。采用两产品方案能显著提高镍精矿品位，减少精矿量，成倍地提高现有镍冶炼电炉处理量，给企业带来更大效益。三产品方案能最大限度地提高镍精矿品位，但镍的回收率明显降低，还需要有特效的药方和工艺。     （2）本研究给出了一个极其简单有效的单一浮选新工艺：一次细磨、强搅拌分散、选择性抑制、活化、捕收，在弱碱性矿浆中经一次粗选、一次精选、一次扫选、中矿再浮一次，采用几套药方均能获得镍精矿和含镍磁黄铁矿两个合格产品。本文发表于1990.4.全国第二届有色金属选矿学术会，文集P.257-261    ☺

新起泡剂BK-206在金川镍矿的应用研究   周高云   曾新民   刘元科   李绍民      摘要：根据金川镍矿的实际情况，成功地研制了新型起泡剂BK-206，它具有起泡速度快、起泡能力强和价格便宜等特点。小型试验和工业试验表明，BK-206在金川镍矿具有很好的适应性，用BK-206起泡剂取代生产中的J622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200万元。    关键词：BK-206起泡剂；J622；选矿试验      起泡剂具浮游选矿过程中不可或缺的选矿药剂。起泡剂的种类、用量和选择性是浮选工艺中必须考虑的。由于历史原因，我国许多矿山多年来习惯使用松醇油。但是，松醇油本身具有一些缺点，其浮选泡沫较粘，对不同的选矿工艺流程来说，许多情况都难以达到理想的选矿指标。松醇油的主要化学成分是一个环状结构，相对说来，难以生物降解。在当今注重环境保护的大环境下，人们对其使用持谨慎态度。    人工合成起泡剂是化学合成工业的发展产物。生产实践已经证明，相当多的人工合成起泡剂在许多方面都超过了天然起泡剂的浮选性能。它们是来源稳定，生产量大，在浮选效果以及生产成本上都有优越性。随着我国化学工业的发展，我国化工及石油化工产品合成浮选起泡剂并应用于生产实践正越来越受到人们的重视。    金川有色金属公司选矿厂是我国最大的镍选矿厂。该选矿厂自建厂以来。不断发展壮大，目前处理量达10000t/d，可以处理贫、富两种类型的矿石。选矿工艺流程采用两段磨矿，一段磨浮和二段磨浮分别得到镍精矿。捕收剂主要使用丁基黄药，也有乙丁基黄药和丁基铵黑药，起泡剂J622带有一定的捕收剂，还采用多种调整剂降低精矿中氧化镁含量。    金川有色金属公司选矿厂过去采用的起泡剂是松醇油，由于松醇油的浮选泡沫较粘，生产中常常难以得到满意的指标，因此，后来科研单位合作开发了性能较好的J622起泡剂满足了当时的生产需求。随着科技的不断进步以及对生产指标要求的不断提高，选矿厂又要求一种性能更好的起泡剂来解决目前生产中存在的问题。前几年由于国际上的镍价格持续走低，原材料价格又不断升高，企业业绩呈不断下滑趋势，因此，降低选矿生产成本，提高企业经济效益势在必行。而降低选矿药剂成本是企业内部挖潜、提高经济效益的最直接的手段之一。    根据金川有色金属公司选矿厂的生产需要，以及多年来起泡剂研究方面的成功经验，我们成功地研制了一种新起泡剂BK-206。该起泡剂较好地适应了金川选矿厂是生产需要，选矿指标良好，药剂用量少，大大地降低了选矿药剂成本，给企业带来了较大的经济效益。   1  矿石性质      金川镍矿二矿区的富矿石属于蛇纹石类型硫化镍铜矿，矿石中矿物组成复杂。主要金属矿物有镍黄铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿及少量的蚀变产物，如紫硫铁矿、墨铜矿、黄铁矿等。金属镍矿物的原生性较好，硫化率96%，而铜矿物中氧化率较高，达13.33%，另外还有近10%的次生硫化铜存在。脉石矿物以蛇纹石为主，其次有橄榄石、辉石、、透闪石、绿泥石、云母、碳酸盐等蚀变产物。   2  BK-206起泡剂的物化性能      BK-206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0.84～0.87.该起泡剂具有起泡速度快、起泡能力强的特点。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。   3  起泡剂的起泡性能试验      试验对J622、BK-206两种药剂的起泡性能进行了考查。    下面是两种起泡剂的用量和溶液pH值对起泡剂起泡的影响。    BK-206和J622两种起泡剂的用量与其起泡后泡沫高度的对比关系见图1。   图1  起泡剂用量与泡沫高度的关系      溶液pH值对两种起泡剂的起泡性能的影响见表1。   表1 pH值对起泡剂泡沫高度（mm）的影响药剂用量/(mg·100ml-1水)pH7pH9BK-206 J6223.8 12.1340 345335 340      由起泡剂起泡性能试验可以看出，BK-206和J622相比，从药剂用量上讲，起泡剂BK-206的起泡性能明显比J622强，当两者的泡沫高度相同时，BK-206的用量大致是J622的1/3.溶液pH值对两种起泡剂的影响较小，泡沫高度几乎没有多大的变化，也即两种起泡剂受溶液的pH值影响较小。 [next] 4  BK-206起泡剂的选矿试验   4.1 小型选矿试验    选矿试验矿样取自生产现场分级溢流样。    试验对松醇油、J622、BK-206三种起泡剂进行了对比试验。其它浮选条件不变，磨矿细度为一段65%-74µm、二段80%-74µm，磨矿时添加1100g/t硫酸铵。选矿用水为现场回水。    一段粗选结果表明，三种起泡剂中BK-206的起泡能力最强，在较少用量下，即可得到较高的回收率，在相近的回收率指标下，其用量比松醇油和J622少的多。    针对一段粗选结果，又进行了三种药剂的全开路和闭路试验。闭路试验流程见图2，试验结果见表2。   图2  闭路试验流程   表2 闭路试验结果/%药剂 名称产品 名称产率品位回收率NiCuMgONiCu松醇油精矿1 精矿2 总精矿 尾矿 原矿10.23 5.50 15.73 84.27 100.08.508 4.170 6.992 0.243 1.3044.502 1.648 3.503 0.263 0.7737.21 15.16 9.99 29.35 26.3166.75 17.59 84.34 15.66 100.059.58 11.74 71.32 28.68 100.0J-622精矿1 精矿2 总精矿 尾矿 原矿10.24 5.35 15.59 84.41 100.08.208 6.671 7.680 0.214 1.3784.564 2.084 3.713 0.255 0.7946.62 10.0 7.78 29.67 26.2560.99 25.90 86.89 13.11 100.058.84 14.00 72.84 27.16 100.0BK-206精矿1 精矿2 总精矿 尾矿 原矿10.21 5.01 15.22 84.78 100.09.071 4.922 7.706 0.209 1.3494.830 1.997 3.898 0.244 0.8005.46 10.27 7.04 29.43 26.0368.64 18.26 86.90 13.10 100.061.65 12.49 74.14 25.86 100.0    试验对三种药剂分别就三种矿样进行了闭路试验。试验结果表明，三种药剂当中，指标最好的是BK-206，最差的是松醇油。药剂用量最少的是BK-206，最多的是松醇油。松醇油、J622、BK-206的药剂总量分别为68.8、59.4、25.3g/t。    小型选矿试验结果表明，BK-206起泡剂不仅矿样完全代替金川选矿厂目前正在使用的J622，而且可大大地减少药剂用量，降低选矿生产成本。 4.2 工业试验    为了更好地验证BK-206起泡剂在工业生产中的实际使用效果，金川公司选矿厂在小型选矿试验的基础上，于1998年8月25日至10月7日对BK-206和J622两种药剂进行了工业平行对比试验。试验和生产系统的指标见表3。 表3 BK-206和J622两种药剂的工业试验结果/%药剂 名称用量 /(g·t-1)处理矿 量/t产品 名称品位回收率NiCuMgONiCuBK-2068.434687.05精矿 尾矿 原矿6.956 0.195 1.3983.461 0.229 0.8046.14288.52 11.48 100.076.60 23.40 100.0J-62236.431645.24精矿 尾矿 原矿6.96 0.197 1.4003.523 0.224 0.8106.24688.44 11.56 100.077.33 22.67 100.0   工业试验结果表明，在原矿品位和精矿品位相当的条件下，使用BK-206时镍精矿回收率略有提高，而且精矿中氧化镁含量还稍有下降；BK-206的用量比J622的用量少得多，大约减少70%；BK-206的起泡性能强，泡沫稳定，有利于生产操作。工业试验与小型结果十分吻合。   5  药剂消耗及经济效益评估      工业试验期间其它浮选药剂的消耗基本保持一致，按正常消耗处理。这里只计算BK-206和J622两种药剂和消耗成本。两者的单价均为金川公司内部使用价。表4为两种药剂的单耗成本。   表4 BK-206和J622的单耗及成本药  剂单耗/(g·t-1)单价/(元·t-1)成本/(元·t矿-1)BK-206 J6228.4 36.49500 255000.0798 0.9282    如果按选矿厂磨浮年间全年处理二矿区富矿220万t计算，那么全部用BK-206代替J622，选矿厂每年可节省起泡剂费用186.65万元。    如果将提高回收率和提高精矿品位以及精矿氧化镁含量的降低的效益计算在内，那么使用BK-206代替J622的效益将更加可观。   6  结论      1．BK-206起泡剂是以石油化工产品经化学加工而成的，具有原料来源广泛，合成工艺简单，生产成本低，起泡速度快和起泡力强等特点。    2．小型选矿试验表明，BK-206起泡剂具有很强的起泡能力，在松醇油、J622、BK-206三种药剂中，BK-206的选矿指标最好。不仅能保证主矿物的回收指标，而且也能保证氧化镁的指标。工业试验表明，在原矿品位和精矿品位相当的条件下，使用BK-206时镍精矿回收率略有提高，而精矿中氧化镁含量还稍有下降。    3．BK-206起泡剂不仅用量少，而且具有降低的价格，其用量比J622降低约70%。若全部使用BK-206代替J622每年可为选矿厂节省药剂费用近200万元。    4．建议金川有色金属公司选矿厂在进行逐步的适应性使用后全面推广使用BK-206起泡剂。