吉林吉恩镍业股份有限公司地处吉林省磐石市红旗岭镇，是集采、选、冶、化于一体的中型有色企业。历经几十年的发展，目前选矿厂日处理矿石1500t。原矿中的主要金属硫化物为磁黄铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿和少量黄铁矿。另外，矿石中还含有大量的易泥化的次生富镁硅酸盐脉石矿物，如滑石、纤闪石、绿泥石、蛇纹石和黑云母等，脉石矿物中一般都含有0.1%的镍。原矿石主要为斜方辉岩.苏长岩含矿，由于自变作用和热液作用，其斜方辉石等矿物大部分经纤闪石化、滑石化、绿泥厂化、绢石化等变成纤闪石(透闪石)滑石、绿泥石和绢石等，蚀变较强是极易泥化的富含镁硅酸盐矿物，而主要含镍矿物镍黄铁矿和含镍磁黄铁矿又是性脆易泥化、易氧化的富含铁硫化矿物。因此，原矿石是在磨矿浮选过程中极易泥化和氧化的硫化铜镍矿石，由于矿泥具有质点小、比表面积大、表面键力不饱和等特性，能造成三大恶果：即选矿回收率低、精矿质量差、耗药量大。矿泥造成上述危害的原因主要是在镍黄铁矿、含镍磁黄铁矿表面形成矿泥覆盖层，影响有用矿物对捕收剂的吸附，使浮选受到抑制。按含泥量8%计算，日产生洗矿矿泥120t，富含大量可回收镍矿物。
自1976年起，选矿厂洗矿水资源回收工艺历经5次技改均效果不佳。2008年伊始，公司生产部会同选矿厂自行试验、设计了螺旋流槽脱泥－精矿再磨浮选[1～3]的洗矿水资源回收工艺，自从2008年6月试车运行半年来，洗矿水资源回收技术指标较好，有效地解决了这一困扰选矿厂多年的难题。
一、技改前原洗矿水回收工艺简介
红旗岭铜镍硫化矿磁黄铁矿含量高、脉石矿物易泥化、原生矿泥含量大，选矿厂碎矿工段采用三段一闭路流程，矿石破碎至－16mm后进入图1所示的流程，选别作业采用图1所示的浮选流程，浮选机为6A浮选机。自生产运行以来，发现存在如下问题：①由于原矿性质方面的原因，洗矿水中含泥量过大。②受碎矿工段间断开车的影响，洗矿水矿浆浓度极不稳定，现场考察中最低曾仅有8%～9%。③受碎矿工段间断开车的影响，洗矿水矿浆量忽多忽少，很不稳定。
图1 原洗矿水处理工艺流程
由于以上3点主要因素极大地影响了选别作业效果，使洗矿水进入浮选后，技术指标极不稳定，镍精矿金属回收率偏低。表1为洗矿水改造前随机取样得到的各班的洗矿水技术指标。
表1 2007年改造前洗矿水指标情况
从表1中可看出，现场洗矿水作业的指标极不稳定，指标波动频繁。尽管原矿品位基本相近，但镍金属回收率指标较低，金属损失严重，并且浮选指标波动频繁，没有明显规律。
二、技改后洗矿水回收工艺状况
针对现场金属损失严重、产品指标波动频繁等问题，经选矿试验室相关试验论证后，初步确定采用如图2的工艺流程。将洗矿水矿浆通过φ2l9mm管路自流方式进入9台BL－1500B型螺旋溜槽(北京矿冶研究总院研制)进行一段脱泥脱水，一段精矿进入3台BL－1500B螺旋溜槽进行二段脱泥，脱泥脱水后的最终精矿采用砂泵输送至单独的储矿仓储矿，目的是储存足够的矿浆以备碎矿停车时为浮选作业连续稳定生产提供原料，精矿待沥干水分后进入球磨机再磨，然后进入单独浮选系统，而浮选尾矿同重选矿泥一并进入1#尾矿泵站。试运行以来，洗矿水资源回收工艺运转尚可。该流程工艺简单，易于操作，有效地避免了洗矿水含泥量大、浓度过低及受碎矿车间间断性开车等问题的影响。
图2 改造后的洗矿水处理工艺流程
（一）改造后洗矿水资源选别指标
技改后洗矿水处理工艺包括两个部分，用螺旋溜槽进行的重选作业和用GF系列浮选机进行的浮选作业，因此洗矿水资源回收工艺的技术指标应该由这两部分组成。
1、螺旋溜槽脱泥脱水工艺指标
由于洗矿水来自碎矿车间洗矿下来的矿泥，其矿浆量受洗矿水压、矿石含泥量、矿石粒度影响，造成洗矿水矿浆流量不均，时断时续，跟班采样所得试样与实际情况有较大出人。螺旋溜槽脱泥脱水精矿指标见表2所示，时间指2008年6月。其中，6月4日三班镍回收率出现负值和6月11日二班镍回收率大于100%，均不合理，故不具有代表性，可不予采用。
表2 技改后螺旋溜槽脱泥脱水指标
经过实测确定，在螺旋溜槽脱泥脱水工艺的实际产率情况下，其镍金属回收率大约在60%～70%左右。
2、洗矿水再磨浮选工艺指标经过脱泥脱水的洗矿水矿浆经过再磨后，在矿石表面磨出了新鲜的表面并有效的避免了大颗粒矿石难以选别的问题，由于储矿仓储矿使其独立运行不依赖碎矿车间，使选别指标较好，指标情况见表3所示。
表3 2008年6月闻技改后洗矿水浮选指标
3、洗矿水资源回收工艺综合指标选择改造后
洗矿水工艺螺旋溜槽脱泥脱水工艺回收率为70%，再磨浮选工艺平均回收率为75%，则改造后洗矿水作业的综合回收率为52.5%。
（二）技改后存在的问题
通过考察，发现实际试运行生产期间，洗矿水镍金属综合回收率仅为52.5%，远远低于试验得出的镍回收率技术指标(80%)。经考察，发现主要存在以下几个问题：①洗矿水中含有很多微细矿泥，微细矿泥难以重选分离的一个重要原因是表面力增强，矿物密度差的作用被削弱。研究表明，矿粒表面的动电位对颗粒的沉降分层有重要影响。利用这一自然特性借助药剂改变颗粒表面的性质，或者使之选择性团聚后进行重选分离。这是一个研究方向。受现场条件所限，暂不考虑，待条件成熟时再行考虑。②由于螺旋溜槽脱泥脱水工艺受碎矿车间洗矿水水压、矿石含泥量、矿石粒度影响，造成洗矿水矿浆量不稳定、时断时续，分选效果不理想，以至大量目的矿物随矿泥进入尾矿造成损失。③重选精矿脱泥再磨后，仍然含有一定量的洗矿矿泥，且精矿粒度分布不均，－0.074mm粒级含量仅占40%～50%，目的矿物镍单体解离度远远不能满足浮选要求，导致洗矿水浮选阶段镍金属回收率只在75%上下。
（三）改进措施
基于上述洗矿水处理工艺运行中存在的几个问题，考虑采取如下措施：
1、对洗矿水各个产品进行筛分，发现螺旋溜槽粗精矿产品与精矿产品产率、回收率相近，指标见表4。
表4 螺旋溜槽精矿与粗精矿粒级分布
由表4可见，螺旋溜槽粗精矿产品与精矿产品产率、回收率相近。因此建议将螺旋溜槽二段脱泥脱水工艺的3台BL－1500B螺旋溜槽并入一段粗选作业，以改善洗矿水矿浆流量不稳定问题。将螺旋溜槽脱泥脱水工艺精选工艺取消，将3台BL－1500B型螺旋溜槽并人粗选作业。
2、通过现场考察，发现重选精矿经脱泥脱水再磨后，－0.074mm粒级含量仅占40%～50%。因此考虑对其进行第二段磨矿试验探索。试验样取自MQY1200×2400球磨机溢流，未磨、再磨浮选对比情况见表5。
表5 脱泥脱水精矿未磨、再磨浮选对比
由表5可见，重选精矿再磨浮选后，各项技术指标大幅提高，取得满意的结果。遂考虑将经过螺旋溜槽脱泥脱水后的精矿磨矿后引入大系统3号球磨机处的2FG－24螺旋分级机当中，实现大颗粒进入大系统一段磨矿机进行再磨，合格粒级则随大系统矿浆进入下一作业，从而进入大系统浮选。由于洗矿水脱泥脱水后的精矿矿浆量较小，利用大系统的缓冲作用使这部分镍资源得到有效回收，尾矿品位在正常范围内波动，没有对大系统产生负面影响。同时将原脱泥脱水后抛弃的尾矿改人现洗矿水GF型浮选机，尽可能的回收重选尾矿中损失的镍矿物。
（四）工艺再次改进后的技术指标
工艺改进后，原GF型洗矿水浮选机改作选别洗矿水脱泥脱水后的含泥尾矿，其浮选指标见表6。
表6 工艺再次改进后含泥尾矿浮选指标
因螺旋溜槽脱泥脱水后的精矿并入到大系统后没有对大系统指标产生负面影响，故选择洗矿水资源在大系统中的回收率为80%，螺旋溜槽脱泥脱水工艺因取消精选作业回收率略有提高，其回收率为70%～75%，含泥尾矿浮选的回收率为29.8%，则工艺改进后的综合回收率为64.94%，尚与试验室试验的结果有一定差距，相信随着时间的推移，生产逐步正常后，技术指标将有所改善。
（五）改进前后对比
改造前后洗矿水资源回收技术指标对比情况见表7。吉恩镍业选矿厂年平均处理矿量36万t，每天产生洗矿水矿量占每天处理量的8%，原矿镍品位为1%，镍价按2008年7月的每吨电解镍16万元计，选矿厂镍金属计价为电解镍的60%。从表7可见，洗矿水技术改进后的技术指标提高明显，效益显著。
表7 改造前后洗矿水资源指标对比
镍价按2008年7月的每吨电解镍16万元计，选矿厂镍金属计价为电解镍的60%。从表7可见，洗矿水技术改进后的技术指标提高明显，效益显著。
三、结语
1、较之改造前洗矿水3%～4%的镍精矿品位、45%左右的镍金属回收率，经洗矿水工艺改造后，取得了与主流程相近的5%～7%的镍精矿品位、64.94%的镍金属回收率。按可比原矿折算后，镍金属综合回收率可提高接近0.5%，效果显著。
2、采用螺旋溜槽脱泥.精矿再磨浮选的洗矿水资源回收工艺对吉恩镍业股份有限公司洗矿水资源回收工艺技改的新途径，避免了以往技改工艺的种种弊端。洗矿水资源的镍金属回收率得到明显提高，有效解决了多年来的矿泥资源金属流失问题，效果显著，可显著提高公司资源利用率，提高经济效益。
3、生产试运行结果表明，此次技术改造科学合理、切实可行，能够达到较理想的矿泥资源回收效果。
4、此次洗矿水资源回收工艺改造尚存在微细矿泥中镍金属回收率不高的问题，有待今后考虑相应措施(如考虑使用对下一阶段浮选没有影响的药剂对微细矿泥表明改性、以提高重选技术指标；延长浮选时间等)予以解决。
参考文献
[1] 孙玉波.重力选矿[M].北京:冶金工业出版社,1991.
[2] 谢广元.选矿学[M].徐州:中国矿业大学出版社,2001.
[3] 王淀佐、邱冠周、胡岳华.资源加工学[M].北京:科学出版社,2005.
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