诺里尔斯克镍矿冶公司北极圈分公司是俄罗斯最北部的矿冶工业中心。它有3个冶炼厂、6个矿山和2个选矿厂(诺里尔斯克选矿厂和塔尔纳赫斯克选矿厂)。
图1 正优先浮选流程
诺里尔斯克选矿厂原矿包括有诺里尔斯克-1矿床浸染矿石、塔尔纳赫斯克矿床及十月矿床富浸染状矿石和铜矿石。该选矿厂应用带有重选的混合-分离浮选流程。塔尔纳赫斯克选矿厂仅处理十月、塔伊梅尔斯克和斯卡利斯特矿床的富铜-镍矿石,该选厂采用优先-混合-分离浮选流程(图1)。选矿厂获得的产品是铜精矿、镍精矿、磁黄铁矿精矿和抛弃的尾矿。两个选矿厂生产的铜精矿供公司铜冶炼厂处理,诺里尔斯克选矿厂生产的镍精矿供公司镍冶炼厂处理,塔尔纳赫斯克选矿厂生产的镍精矿和磁黄铁矿精矿供纳杰日京斯克冶炼厂处理。1999年1月,诺里尔斯克选矿厂和塔尔纳赫斯克选矿厂建立了选矿厂生产联合体。除了主车间外,尾矿设施和水力运输均合二为一。
诺里尔斯克矿冶公司北极圈分公司有自己的专业研究机构——矿冶试验研究中心,其实它是一个试验室,其主要研究方向是围绕着分公司的生产活动。近年来,在矿冶试验研究中心参与下,对选矿厂生产联合体内的工艺过程完善、设备的现代化和主车间的改造进行了分阶段的工作。因而,在原矿质量下降和矿物组成越来越复杂的情况下,还大大提高了北极圈分公司整个选冶联合体的效率,并且系统地解决了一些生态环境问题。
塔尔纳赫斯克矿床和十月矿床储量大,有用组分含量高,这两个矿床的开发可长期保证诺里尔斯克矿冶公司北极圈分公司和北方镍公司有色金属和贵金属生产增长的需求。
这两个矿床矿石的组成特点向选矿专家提出了寻找有效处理矿石工艺的任务。塔尔纳赫斯克和十月矿床富铜一镍矿石的储量的90%以上是磁黄铁矿类型矿物的变种。这种类型矿石的特点是化学组成不确定的磁黄铁矿(Fe1-xS)含量高(30%~60%),硫化矿物紧密连生,使得用常规的选矿方法,甚至用现代选矿方法和新一代调整剂也难以分离它们。研究结果表明,含镍黄铁矿(主要含镍的矿物)与磁黄铁矿密切相关,甚至呈固溶体存在,形成含镍的磁黄铁矿。在塔尔纳赫斯克矿床的矿石中有两种磁黄铁矿变种:六方磁黄铁矿(Fe8S9~Fe13S14)和单斜磁黄铁矿(Fe7S8)。并且,后者只占总量的20%。诺里尔斯克矿石中存在的六方磁黄铁矿变种(具弱磁性)与国外所处理的铜镍矿石有很大的不同。在加拿大铜一镍矿石中,单斜磁黄铁矿(具铁磁性)很常见。20世纪70年代加拿大的选矿专家成功地用电磁选法选别磁黄铁矿,得到高选择性的磁黄铁矿精矿。
除了矿物相互紧密细粒共生使选矿工艺选择复杂化外,另一个重要特点是类质同像现象普遍,矿石中铂族金属含量高,超过国外磁黄铁矿矿床2~3个数量级。
塔尔纳赫斯克选矿厂于1981年投产。直到1996年都采用设计的正优先浮选流程(图1)。该流程获得以下两个精矿:含25.9%Cu和Ni>1.5%铜精矿,铜回收率73%;含7%Ni的镍精矿,镍回收率为60%。此时分离出的精矿聚集有相当数量的磁黄铁矿。
20世纪80年代末,摆在诺里尔斯克矿冶公司北极圈分公司选矿工作者面前的任务是要大幅度减少进入冶炼生产循环中的铁和硫数量,以提高生产镍冰铜冶炼车问的生产能力和减少二氧化硫向大气中的排放量。
1995年在塔尔纳赫斯克选矿厂铜浮选车间引入了24台ΦПΡ-16型充气浮选机。拆掉了102台ΦΜΡ-6.3机械搅拌式浮选机,不仅大大降低了操作费用,而且为进一步工艺改进创造了条件。
1996~1997年间,在两个选矿厂的镍浮选回路中成功地应用了新的浮选药剂:ДМДК(二甲基二硫代氨基甲酸盐,低镍磁黄铁矿的抑制剂)和ДП-4(铂族金属的辅助捕收剂)。
这些新药剂的使用使商品镍精矿的镍回收率提高10%,同时提高了精矿镍品位。处理较高质量的镍精矿,使得镍冶炼车问的处理量提高,减少了冶炼厂向大气中排放的二氧化硫数量。显著的成果是尾矿中硫含量提高8%,而且增加了铂族金属的产量。
1998年,ДМДК药剂又在塔尔纳赫斯克选矿厂磁黄铁矿浮选回路中应用,从而提高铁和硫在尾矿中的回收率,每年向大气中排放的二氧化硫量减少了14万t。同时期,还在镍精选和磁黄铁矿精选中引入了12台ΦПМ-40型充气浮选机,来代替52台ΦΜΡ-6.3机械搅拌式浮选机。
1999年塔尔纳赫斯克选矿厂进行了大规模改造,到2000年,其处理能力增大35%。部分富矿石由诺里尔斯克选矿厂转到塔尔纳赫斯克选矿厂处理。在改造中新一代设备得到应用:
1)与筛分机呈闭路的美国Nordberr HP-700c破碎机使破碎产品粒度从-40mm降为-19mm。
2)应用芬兰奥托昆普公司的OK-130TC浮选机。
3)应用Проскон-2100工艺过程自动化控制系统。
4)应用德国自动调节的矿浆泵和水力旋流器。
由于选矿厂的改造和应用新的设备,选矿厂电耗降至7kWh/t,镍精矿镍回收率提高2%,劳动生产率提高到165%,运输费用降低,运输过程中金属损失由2.5%降到0.5%。
1999年塔尔纳赫斯克选矿厂和诺里尔斯克选矿厂铜粗精矿首次精选中应用亚硫酸氢钠,获得了高质量的铜精矿,大大降低了进入铜精矿中的铁和镍数量。
2001年用优先-混合-分离浮选流程代替原设计的优先浮选流程(图2)。该工艺将低镍磁黄铁矿分离到单独的产品中,低镍磁黄铁矿产品是回收铂族金属的原料。该流程的另一个优点是,将全部脉石矿物都分离到混合浮选尾矿中。这个尾矿可用于充填矿山采空区。应用优先-混合-分离浮选流程后,矿石磨矿细度可从80%-0.074mm降到70%-0.074mm,因而,降低了磨矿车间的能耗。
图2 优先-混合-分离浮选流程
近10年来,由于选矿工艺的完善,选矿厂精矿质量和有用金属回收率得到了提高:
1)镍精矿镍品位从7.02%提高到9.60%。
2)镍精矿镍回收率从60.5%提高到74.0%。
3)铜精矿铜品位从25.9%提高28.5%,镍含量从1.54%降至1.18%。
2003年应用了铜精矿再磨工艺,2004年增加了铜粗精矿第二次精选作业,铜精矿铜回收率提高2%,镍精矿和磁黄铁矿精矿中的镍铜比得到改善。
2004年应用新的含镍磁黄铁矿浮选工艺,即对选矿不同阶段分出的含镍磁黄铁矿进行不同的处理,用机械化学方法活化部分难选精矿。该法可增大镍黄铁矿与磁黄铁矿的可浮性差异。使镍精矿镍品位提高到9.6%~10.0%。特别重要的是,在精矿质量提高的同时,有色金属和贵金属的损失并没有增大。应用新工艺后,进入冶炼厂的每吨镍精矿含硫数量降到3.55t。这是一个重要的生态指标。2005年应用新工艺后,塔尔纳赫斯克选矿厂生产的镍精矿硫数量比1996年低1.4倍。