各种矿产的浮选1汇总.docx
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各种矿产的浮选1汇总
金矿浮选工艺金矿浮选理论及应用研究
浮选理论及研究近些年来主要集中在硫化矿浮选电化学理论、氧化矿和盐类矿物浮选的溶液化学理论、细粒浮选中高分子絮凝和疏水团聚理论及柱式浮选理论等方面,由于金矿物与硫化矿物,特别是硫化铜矿物的浮选性质极为相似,所以有关硫化矿的浮选理论对金矿浮选也具有指导和借鉴作用,其中浮选电化学理论对金浮选更有直接的应用价值。
电化学理论的发展产生了一个新的应用领域，矿浆电化学,它通过控制矿浆电位可实现无捕收剂浮选。
无捕收剂浮选是通过控制矿浆电位使硫化矿物适度氧化,在其表面生成元素硫（S）从而诱发矿物的疏水性得以浮选。
针对黄金矿物浮选的理论研究所见极少,但在黄金选冶学委会首届年会上发表的一篇论文颇有新意,[1]用溶剂浮选的方法,进行从氯化预处理所得到的含低品位金的氯化溶液中提取金的研究,在自制的装置中将稀溶液中金浮出后（离子浮选）直接进入有机相萃取回收,从含金10-6的氯化液中回收了99%的金且仅用2h,比离子浮选法提高金回收率23%,而且比单纯的溶剂萃取法又大大节省时间。
溶剂浮选有可能为物理及化学的提金方法进一步结合提供新的启示。
[2]
浮选药剂
在新药剂的研究和应用方面以研究改性药剂最为突出,例如改性后的硫代氨基酸盐类、二硫代磷酸盐、一硫代磷酸盐、硫脲等。
在新药剂中适用于金银浮选的也很多,据粗略统计,除去几种常用的药剂外,与浮选金、银有关的新药剂就有约50余种。
这些药剂或对金、银有良好的捕收性,或对与金、银共生的硫化矿物有选择性的捕收、活化或抑制作用。
[2]
捕收剂
由于自然界的有机物的污染,自然金表面通常疏水。
因此,其可浮性,尤其是细粒金可浮性,是重选的极不利因素。
未被污染的适当粒度的金粒只厅起泡剂就能很好.上浮。
黄药通常作为金矿浮选的捕收剂,并常与其它捕收剂（促进剂）联合使用来提高金的回收率。
硫离子活化金的浮选,而铁离子抑制金浮选。
实践中,也用胺回收金。
烷氧基或苯氧基烷基硫拨氨基甲酸酷和硫脉、二烃基或二芳基一硫代磷酸醋和一硫代嶙酸醋、咪哩和氨基唾吩能提高黄铁矿含金中的金浮选的选择性。
一硫代亚磷酸能选择性地从碱金属硫化矿中浮选金。
[3]
活化剂
在金的浮选中,活化剂是可溶性碱金属盐类,其金属离子吸附在矿物表面改变矿物表面特性。
这样扩大了矿物可浮范围,增加浮游速度,改善选择性。
在含金黄铁矿浮选中,广泛使用的活化荆硫酸铜的作用机理还不完全清楚。
研究表明,用硫酸铜作为浮选调整荆时,金、蹄金矿、辉锑金矿、黄铁矿、磁黄铁矿、砷黄铁矿的品位和回收率均有所改善。
有研究表明,使用硫酸铜活化增加粗粒黄铁矿的浮选并全面提高黄铁矿的浮游速度。
铜离子的在黄铁矿表面的吸附取决于矿浆pH值,在碱性矿浆中吸附量较小。
只要不生成沉淀,添加黄药到硫酸铜中,将增加铜在磁铁矿表面的吸附,但在黄铁矿表面的吸附则减少。
现场操作表明,加硫酸铜主要明显影响泡沫稳定性。
有一个最佳的用量,太小泥上浮。
太大泡沫不稳定。
对于辉锑矿的活化,用硫酸铅和硝酸铅常优于用硫酸铜。
[4]
起泡剂
在选单体金时,起泡剂的长度和稳定性十分重要。
大多数金选矿倾向于聚乙二醇醚起泡剂与其他起泡剂的混合使用。
当要求选择性或处理铜金矿（其精矿卖给冶炼厂）时,常使用较弱的起泡剂,如MIBC。
[4]
编辑本段浮选流程
近些年来,金浮选流程也适应矿石性质的需要逐步多样化。
目前,国内试验和采用的有阶段磨浮、泥砂分选、优选富集、分支串流和异步混合浮选等流程。
为早收、快收一部分可浮性好的含金矿物,在粗选的前部采用可浮出部分合格精矿的优先富集作业,在老选厂中多有采用;阶段磨浮流程对有用组分共生或嵌布粒度不均匀的矿石是成熟有效的工艺，例如烟台鑫海公司矿山设计院用浮选方法处理金矿能根据矿石性质设计创新流程，使金的回收率和品位都有很大提升。
异步混合浮选流程,其原理与等可浮选流程相似,是依据多金属矿石中一种或几种矿物存在易浮和难浮两部分时,按先易后难顺序分步进行混合浮选。
[5]
浮选设备
目前世界上浮选设备的发展趋势仍然是大型化和多样化,同时浮选柱再度兴起。
特别指出的是国内在仿制和借鉴国外浮选机基础上也研制和生产了多种类型和规格的浮选机,黄金矿山则进入了浮选机的更新换代阶段。
浮选机大型化在黄金矿山曾一度受到限制,近几年在一些大、中型选厂陆续安装了4m3几种类型的浮选机,其中BS—K4型使用后,生产实践证明其选别指标均优于XJK型浮选机且节约能耗近50%。
该机还具有适应性强、操作稳定、节省厂房面积等优点。
今后随着规模经营模式的推广,选金浮选机的大型化会继续发展。
浮选柱的研究和应用在经过较长时期的停滞后,近些年来又取得了突破性进展,称为柱式浮选。
从60~90年代发达国家中有关浮选柱的专利多达100余项。
已研制出适应于各种矿石、不同粒度和不同作业需要的浮选柱,在国外黄金矿山已有成功地应用。
国内的黄金矿山尚未发现应用浮选柱的报导。
对浮选金、银有特色的非柱式浮选机应用得也不够,如国外研制的闪速浮选机（SK型）很适于在选金中作为中间选别作业,安装在磨矿与分级机之间,取代混汞或重选设备快速回收粗粒金。
[6]
目前已发现98种金矿物和含金矿物，常见的只有47种，工业直接利用的矿物仅10多种。
我国有近38种含金矿物质,金矿的含金量一般比较少.
重选和浮选是金矿中常用的选矿方法,我国绝大部分金矿均采用以上方法提取金,在选矿技术及选矿设备上都有了很大的改进。
根据矿物中金的结构状态和含金量,可将金矿床矿物分为金矿物、含金矿物和载金矿物三大类。
所谓金的独立矿物，系指以金矿物和含金矿物形式产出的金，它是自然界中金最重要的赋存形式，也是工业开发利用的主要对象。
目前主流的选金工艺，一般都通过破碎机破碎，再进球磨机粉碎,然后通过重选、浮选工艺，提取出来精矿和尾矿，再通过化学方法，最后经过冶炼，其产品最终成为成品金。
金矿选矿工艺可理解为：
原矿进行第一段破碎后进入双层振动筛筛分，上层产品通过再破碎后与中层产品一同进行第二段破碎，第二段破碎产品返回合并第一段破碎产品又进行筛分。
筛分后的最终产品通过第一段球磨机进行磨矿并与分级机构构成闭路磨矿，其分级溢流经旋流器分级后进入第二段球磨机再磨，然后与旋流器构成闭路磨矿。
旋器溢流首先进行优先浮选，其泡沫产品进行二次精选、三次精选最终成为精矿产品，经优先浮选后的尾矿经过一次粗选、一次精选、二次精选、三次精选、一次扫选的选别流程，一次精选的尾矿与一次扫选的泡沫产品一并进入旋流器进行再分级、再选别，二次精选与一次精选构成闭路选别，三次精选与二次精选构成闭路选别。
破碎及研磨
破碎工艺多采用颚式破碎机进行粗碎，采用标准型圆锥破碎机中碎，而细碎则采用短头型圆锥破碎机以及对辊破碎机。
中、小型选金厂大多采用两段一闭路破碎，大型选金厂采用三段一闭路破碎流程。
为提高产量及设备利用系数，选矿厂一般遵循多碎少磨原则，降低入磨矿石粒度。
重选
重力选矿方法是按矿物密度差分选矿石的方法，采用的主要设备有溜槽、摇床、跳汰机和短锥旋流器等。
浮选
国80%的选金厂采用浮选法选金，产出的精矿多送往有色冶炼厂处理。
由于氰化法提金的日益发展和企业为提高经济效益，减少精矿运输损失，多采取就地处理，浮选工艺有较大发展，在选金生产中占有相当的重要地位。
金矿选矿方法-化选
目前的化选方法主要有混汞法提金工艺和氰化法提金工艺。
混汞法提金工艺是一种古老的提金工艺，既简便，又经济，适于粗粒单体金的回收，但对于环境有很大的污染，逐渐被重选、浮选和氰化法提金工艺所取代。
氰化法提金工艺包括：
氰化浸出、浸出矿浆的洗涤过滤、氰化液或氰化矿浆中金的提取和成品的冶炼等几个基本工序。
金矿选矿方法-冶炼
冶炼是提取金的最后一道工序，冶炼有粗炼和精炼之分。
黄金冶炼在我国发展很快，多数采用传统的坩埚法熔炼，生产出合质金，或者送往有色金属冶炼厂加工提炼成品金。
金矿选矿方法-堆浸
我国金矿资源中，低品位氧化矿石量占有一定的比例，处理这类矿石采用常规氰化法提金工艺经济上不合算，而采用堆浸生产工艺尚有经济效益。
金矿选矿设备工艺流程
金在矿石中的含量极低，为了提取黄金，需要将矿石破碎和磨细并采用选矿方法预先富集或从矿石中使金分离出来。
黄金选矿中使用较多的是重选和浮选，重选法在砂金生产中占有十分重要的地位，浮选法是岩金矿山广为运用的选矿方法，目前我国80%左右的岩金矿山采用此法选金，选矿技术和装备水平有了较大的提高。
（一）破碎与磨矿
据调查，我国选金厂多采用颚式破碎机进行粗碎，采用标准型圆锥破碎机中碎，而细碎则采用短头型圆锥碎矿机以及对辊碎矿机。
中、小型选金厂大多采用两段一闭路碎矿，大型选金厂采用三段一闭路碎矿流程。
为了提高选矿生产能力，挖掘设备潜力，对碎矿流程进行了改造，使磨矿机的利用系数提高，采取的主要措施是实行多碎少磨，降低入磨矿石粒度。
（二）重选
重选在岩金矿山应用比较广泛，多作为辅助工艺，在磨矿回路中回收粗粒金，为浮选和氰化工艺创造有利条件，改善选矿指标，提高金的总回收率，对增加产量和降低成本发挥了积极的作用。
山东省约有10多个选金厂采用了重选这一工艺，平均总回收率可提高2%～3%，企业经济效益好，据不完全统计，每年可得数百万元的利润。
河南、湖南、内蒙古等省（区）亦取得好的效果，采用的主要设备有溜槽、摇床、跳汰机和短锥旋流器等。
从我国多数黄金矿山来看，浮—重联合流程（浮选尾矿用重选）适于采用，今后应大力推广阶段磨矿阶段选别流程，提倡能收、早收的选矿原则。
（三）浮选
据调查，我国80%左右的岩金矿山采用浮选法选金，产出的精矿多送往有色冶炼厂处理。
由于氰化法提金的日益发展和企业为提高经济效益，减少精矿运输损失，近年来产品结构发生了较大的变化，多采取就地处理（当然也由于选冶之间的矛盾和计价等问题，迫使矿山就地自行处理）促使浮选工艺有较大发展，在黄金生产中占有相当的重要地位。
通常有优先浮选和混合浮选两种工艺。
近年来在工艺流程改造和药剂添加制度方面有新的进展，浮选回收率也明显提高。
据全国40多个选金厂，浮选工艺指标调查结果表明，硫化矿浮选回收率为90%，少数高达95%～97%;氧化矿回收率为75%左右;个别的达到80%～85%。
近年来，浮选工艺流程的革新改造以及科研成果很多，效果明显。
阶段磨浮流程，重—浮联合流程等，是目前我国浮选工艺发展的主要趋势。
如湘西金矿采用重—浮联合流程，进行阶段磨矿阶段选别，获得较好指标，回收率提高6%以上；焦家金矿、五龙金矿、文峪金矿、东闯金矿等也取得一定的效果。
又如新城金矿，原流程为原矿直接浮选，由于含泥较高（矿石本身含泥高，再加采矿尾砂胶结充填强度不够，带入部分泥砂）使选矿指标连续下降。
经考查试验，采用了泥砂分选工艺流程，回收率由93.05%提高到95.01%，精矿品位135g/t提高到140g/t，稳定了生产。
金厂峪金矿由于原矿品位逐年下降，因此使浮选指标降低，经与沈阳黄金学院等单位合作试验研究采用分支浮选工艺，提高了浮选指标和精矿品位。
这一科研成果（于1988年1月黄金总公司通过了技术鉴定），为浮选工艺改造得到了新的启示。
当然，浮选法和其他方法一样不是万能的，不可能对所有含金矿石都有效，主要还要考虑矿石性质，在选择工艺流程时，需进行多方面的论证和试验。
近几年来，为提高分选效果，在工艺不断改进的同时，对药剂添加制度和混合用药方面也作了不少改进和研究，在加药实现自动控制方面也有新的进展。
（四）化选-水冶提金工艺
1.混汞法提金
混汞法提金工艺是一种古老的提金工艺，既简便，又经济，
适于粗粒单体金的回收。
我国不少黄金矿山还沿用这一方法。
随着黄金生产的发展和科学技术进步，混汞法提金工艺也不断得到了改进和完善。
由于环境保护要求日益严格，有的矿山取消了混汞作业，为重选、浮选和氰化法提金工艺所取代。
在黄金生产中，混汞法提金工艺仍有其重要的作用，在国内外均有应用实例。
目前河北张家口、辽宁二道沟、吉林夹皮沟、山东沂南等不少金矿应用了此工艺。
辽宁二道沟金矿原为单一浮选流程，根据矿石性质改为混汞加浮选联合流程，总回收率提高7.81%（混汞回收率达64.6%），尾矿品位由0.74g/t降到0.32g/t，年获效益为158万元。
混汞法提金工艺关键在于如何采取防护措施，消除汞毒污染。
2.氰化法提金工艺
氰化法提金工艺是现代从矿石或精矿中提取金的主要方法。
氰化法提金工艺包括：
氰化浸出、浸出矿浆的洗涤过滤、氰化液或氰化矿浆中金的提取和成品的冶炼等几个基本工序。
我国黄金矿山现有氰化厂基本采用两类提金工艺流程，一类是以浓密机进行连续逆流洗涤，用锌粉置换沉淀回收金的所谓常规氰化法提金工艺流程（CCD法和CCF法），另一类则是无须过滤洗涤，采用活性炭直接从氰化矿浆中吸附回收金的无过滤氰化炭浆工艺流程（CIP法和CIL法）。
常规氰化法提金工艺按处理物料的不同又分两种：
一种是处理浮选金精矿或处理混汞、重选尾矿的氰化厂。
采用这种工艺的多是大型国营矿山。
如河北金厂峪；辽宁五龙、河南杨寨峪；山东招远、新城、焦家、三山岛金矿。
另一种是处理泥质氧化矿石，采用全泥搅拌氰化的提金厂。
如吉林海沟；黑龙江团结沟；安徽新桥金银矿等矿山。
我国早在30年代已开始使用氰化法提金工艺。
台湾金瓜石金矿在1936～1938年期间，采用氰化-锌粉置换工艺提取黄金，年产黄金15万两。
进入20世纪60年代后，为了适应国民经济的发展，大力发展矿产金的生产，在一些矿山先后采用间歇机械搅拌氰化法提金工艺和连续搅拌氰化法提金工艺取代渗滤氰化法提金工艺。
1967年，首先在山东招远金矿灵山和玲珑选金厂实现了连续机械搅拌氰化工艺生产黄金，氰化法提金由70%提高到93.23%，从此连续机械搅拌氰化法提金工艺在全国各大金矿迅速获得推广。
1970年金厂峪金矿、1977年五龙金矿氰化厂相继建成投产，此后国内又陆续建成投产了一批机械搅拌氰化厂，氰化法提金工艺进入了一个新的发展阶段。
黄金生产的不断发展和金矿资源的迅速开发，自20世纪80年代起泥质高的含金氧化矿石大量增加，开发对这类矿石进行全泥氰化搅拌浸出的研究，并在黑龙江团结沟金矿建设一座日处理500t矿石的氰化厂，1983年投入生产。
从此，全泥氰化法提金工艺日渐推广应用，先后在河南、吉林、河北、陕西、内蒙古等地采用此法建厂提金。
与此同时，为解决泥质氧化矿石在浓密过滤固液分离上的困难，于1979年11月长春黄金研究所开始对团结沟金矿的矿石采用无过滤的炭浆法提金工艺，进行了历时两年的试验研究，获得了成功。
在此基础上，于1984年8月在河南灵湖金矿自行设计利用国产设备建成我国第一座日处理50t矿石的炭浆法提金厂。
使我国氰化法提金工艺向前迈进了一大步。
炭浆法提金工艺成为处理泥质氧化矿石的岩金矿山就地产金的重要方法之一。
此后在吉林、河南、内蒙古、陕西等地建起了炭浆法提金厂。
1984年末，冶金工业部黄金局为推动炭浆法提金工艺在我国的应用，移植消化国外先进技术和设备，与美国戴维麦基公司合作，在陕西省西潼峪金矿、河北省张家口金矿，分别建起了一座日处理矿石250t（西潼峪）和一座450t（张家口）的炭浸提金厂。
据调查张家口金矿达到93.54%（1988年炭浆回收率为90.25%）的回收率。
金川镍矿选矿工艺流程简介
镍矿选矿工艺流程
破碎为三段一闭路流程，最大给矿块度为400mm，最终破碎产品粒度为12mm。
磨矿和浮选工序自投产以来，在原有设计的基础上，不断地改进和完善，将原来的两段磨矿和两段浮选流程改为三段磨矿，三段浮选流程。
磨矿和浮选分为两个平行系统，每个系统的磨矿作业由6台1500*3000mm的球磨机分别与1200的螺旋分级机和500mm的旋流器相配合，组成三段闭路磨矿流程。
采用了球磨机装球合理配比措施，将100，80，60和40mm的钢球分别按20%，30%，30%，20%配比添加，实践证明效果良好，使最终磨矿细度达80%-200目。
浮选作业的粗，扫选采用JJF-4型浮选机，精选采用XJK浮选机，组成三段浮选回路。
采取多点产出合格精矿，加丁基铵黑药等技术措施强化浮选，改善了选矿指标。
当原矿含镍1.6%时，可得浮选镍精矿含镍6.3%，回收率88-89%。
脱水工艺和设备的改进，将20平方米的圆筒式外过滤机改为折带式过滤机，可经精矿滤饼水分由原来的23-20%。
在过滤中采用矿浆蒸气加温工艺，改善了矿浆的分散性，从而进一步提高了过滤效率，降低了精矿滤饼水分；新建的精矿沉淀池，用于回收浓密机中的细粒精矿，同时为澄清水的循环使用创造了条件。
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金川镍矿选矿产品方案及两产品浮选工艺
2010-6-314:
19:
19 中国选矿技术网 浏览 170次
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
Ni
Fe
S
Cu
A
B
C
镍黄铁矿
黄铜矿
磁黄铁矿
4.4
3.0
10
31
—
1.0
32
30
58
34
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Pb86.6%，铅精矿一级品要求含Pb70%（86.6%×81%）；闪锌矿含Zn67%，锌精矿一级品要求含Zn55%（=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
C
17.4
7.4
14.4
4.4
3.0
10
100
93.2
100
93.2
0
6.8
8.6
18.9
10.4
31.0
0
1.0
6.9
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
50.5
60.5
72.1
83.0
90.1
94.2
效率E
58.5
66.2
67.4
68.3
68.0
70.8
（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
10.94
6.53
—
6.65
8.13
66.0
58.1
59.2
—
79.3
76.8
74.4
71.7
88.2
87.2
84.6
83.3
91.0
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pH
5.82
6.28
7.01
8.86（自然）
9.94
10.46
效率E
62.2
64.4
64.0
62.8
65.7
64.9
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
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