铜镍混合精矿的分离梁经冬（长沙矿冶研究院）几乎所有的硫化镍矿都是硫化铜与硫化镍的共生矿石。
在铜镍矿选矿实践中，铜镍混合-分离浮选是目前普遍采用的方案，具有镍回收率高、设备简化等优点。
国内外浮选厂铜镍分离有两种方式，即混合精矿浮选分离和高冰镍选矿分离。
影响铜镍分离方式的主要因素有：矿石性质、铜镍比值、冶炼对产品质量的要求及铜镍分离过程中贵金属和铂族元素的分布等。
一般来说，对于易分选的矿石，多采用从混合精矿中直接分离；富的铜镍矿石，或用浮选法难分离的混合精矿，则先熔炼成高冰镍，然后再行分离。
由于硫化铜矿物的可浮性远高于硫化镍矿物，故实践中混合精矿的分离均采用抑镍浮铜。
当矿石中含有大量磁黄铁矿需分离时，除了通常的浮选手段外，磁选亦颇为有效。
在处理含有大量矿泥的难选矿石的过程中，有机抑制剂（羧甲基纤维素与古耳胶等）和无机电解质（如焦磷酸钠与六偏磷酸钠等）获得了广泛的应用。
高冰镍的分离，则由于存在合金（富集了贵金属），通常采用浮-磁或磁-浮联合流程。
为便于参考，将国内外的主要铜镍分离方法归纳于表1，将生产中行之有效的脉石和矿泥的抑制剂列于表2。
一、铜镍混合精矿的分离方法1、石灰法磐石镍矿用该法进行生产。
原矿石含Ni1.48、Cu0.35、Tfe9.85、S4.56、SiO243.34、MgO17.3%。
主要金属矿物为磁黄铁矿、黄铜矿、辉镍铁矿及黄铁矿等，氧化程度较低；脉石矿物为顽火辉石、纤闪石、橄榄石等。
当磁黄铁矿与铜镍矿物一起进入混合精矿时，给铜镍分选带来一定困难。
该矿采用先磁（选出磁黄铁矿）后浮（选出铜镍混合精矿，然后用石灰分段抑镍浮铜）流程效果较好。
铜精矿中的铜镍比和镍精矿中的镍铜比均超过了10：1。
前者铜回收率为62%左右，后者镍回收率83%以上。
该矿工业生产实践证明，采用此工艺流程比在冶炼厂进行高冰镍浮选分离铜镍，能降低金属损失和冶炼成本，减少基建投资，有利于生产指标的提高。
用石灰分段抑制镍矿物是基于该矿物本身有难易浮之分。
在铜粗选时，先加少量石灰，使pH保持10-11.5，先抑制易抑的镍矿物，然后在第一次铜精选作业加大量石灰，将pH值提高到12.5以上抑制易浮镍矿物。
分段抑镍法有利于防止中矿（铜—精尾）的表1 铜镍主要分离方法表2 易浮脉石的抑制剂高碱度矿浆返回铜粗选作业时，使之pH值过高，导致镍精矿中的铜损失增多。
苏联贝阡加镍公司1＃选矿厂用石灰法分离铜镍混合精矿，得到高品位铜精矿及铜镍混合精矿，并用磁选进一步回收浮选尾矿中的镍，使镍回收率提高2.75%。
加拿大利沃克选矿厂用石灰法分离铜镍混合精矿的指标是：铜精矿含Cu30%，Ni1%;镍精矿含Ni9%，Cu1%。
2、石灰-氰化钠法加拿大国际公司的两个选厂（林湖和铜崖）均采用该法分离铜镍混合精矿。
该两厂的长期生产实践表明，在高碱度下，当黄药浓度高时，氰化钠可改善分选效率（有效抑制磁黄铁矿和镍黄铁矿）；在精选阶段矿浆加温到35℃左右，以消除氰化物对黄铜矿的暂时抑制现象，或者浮选前，将矿浆搅拌充气，也能达到这种效果。
3、石灰-糊精法芬兰柯达拉蒂选厂用该法生产。
1973年以前采用先混合浮选得到镍铜混合矿，然后从尾矿中选出大量磁黄铁矿。
铜镍混合精矿用石灰-糊精法分离，得到的镍精矿与磁黄铁矿合并为总镍精矿。
1973年以后，为了提高镍回收率，改为在pH为5.5的酸性矿浆中全浮镍黄铁矿、黄铜矿和磁黄铁矿，然后分段添加抑制剂进行铜镍分离。
其要点是先用少量抑制剂抑制难浮镍矿物，然后强烈抑制易浮镍矿物。
该厂铜镍分选为（%）：铜精矿含Cu28.45,Ni0.77,铜回收率64.6；镍精矿含Ni5.61，Cu0.65，镍回收率93.2（原矿含Ni0.7， Cu0.3）。
4、石灰-蒸汽加温法苏联采用该法有效地解决了易浮镍矿物的铜镍分离。
该法要点是：往浓度较高（40%）的矿浆中添加石灰，同时通入蒸汽，使矿浆温度升至67-75℃，搅拌15-20分钟，以加速捕收剂等从镍矿物和磁黄铁矿表面解吸，并在这些矿物表面生成比较稳定的氧化膜，从而加强对它们的抑制。
矿浆加温后，稀释到32+2%固体，进行铜的快速浮选，尾矿为镍精矿。
苏联诺里斯克选厂采用该法获得良好效果，免去以往的四段浓密机脱药工艺，不仅提高了生产能力，改善了分选指标，还使镍精矿含铜降低了15%。
国际镍公司铜崖选厂也采用此法生产，当控制pH值在9.8—10范围内，可有效抑制磁黄铁矿，使铜镍混合精矿品位由原来的Cu4.6，Ni4.4分别提高到8和6%。
5、矿浆充气法该法是基于铜、镍矿物和磁黄铁矿三者之间的氧化性质不同，通过选前矿浆充气来扩大它们的可浮性差异。
苏联诺里斯克矿区的塔那赫矿选厂（1981年投产）进行了该法的半工业试验，获得了良好结果：铜精矿品位由19.25%提高到28.44%；镍精矿的镍铜比由1.78%增至2.15%，镍回收率由57.64提高到70.09%。
加拿大国际镍公司采用矿浆预先充气和添加微量氰化钠和分选出部分难选中矿作单独处理等措施，使铜精矿含镍降至0.79%，镍精矿含铜降至0.07%。
6、电化学法有人用碳酸钠为调整剂将铜镍混合精矿矿浆的pH值调至10，并添加抑制剂氰化钠，将矿浆的氧化还原电位控制在-390微伏，经15-20分钟充气搅拌后，氧化还原电位升至-330微伏，添加黄药优先浮选镍黄铁矿，捕收剂添加量与镍品位成正比；之后，再添加硫酸铜调整剂，使其与氰离子反应生成金属盐，使电位上升至-240至-200微伏，在该条件下无需加捕收剂黄铜矿便上浮，其最终浮选尾矿为磁黄铁矿。
据称该工艺可用于处理高品位物料，能从混合精矿中生产含镍28%的镍精矿和含铜30%以%以上的铜精矿。
二、铜镍混合精矿脱除黄铁矿和磁黄铁矿的方法1、浮选法我国某镍公司的铜镍混合精矿中，黄铁矿含量达12.86%，其中含镍0.06%，采用活性炭或硫化钠脱药、加温氧化以及用石灰与亚硫酸等抑制的结果均不佳。
但当混合精矿再磨后，添加20克/吨氰化钾，可使铜镍混合精矿品位由5.86%提高到8.488%，黄铁矿含镍0.93%，含硫28.11%。
国际镍公司萨德伯里矿有一种可浮性较高的、无磁性的磁黄铁矿（六方晶系，Fe ＞0.87S）,加大量石灰抑制，则影响铂族金属的回收；用苏打加氰化物的效果虽好，但污染环境；而利用磁黄铁矿与铜镍矿物之间浮选速度的差别，采取控制浮选时间、薄泡沫层和低矿浆面等措施后，脱除磁黄铁矿的效果较好（作业脱除率为75%），铜、镍和铂族金属的回收率分别为75，70和50%。
2、磁选法国际镍公司萨德伯里选矿厂于1985年将磁选机场强由750奥提高到1000奥后，可将磁黄铁矿的脱除率提高到20%，而铜、镍和铂族金属的回收率不降低。
三、铜镍混合精矿脱除浮选活性高的脉石的方法当矿石中含有大量易泥化的浮选活性高的硅酸盐矿物时，矿石很难选。
国内外生产实践和科学研究表明，高分子化的（如羧甲基纤维素等）和无机电解质（焦磷酸钠与六偏磷酸钠等）是这类矿泥的有效抑制剂。
苏联贝阡加镍公司2＃选厂采用磺化纤维素代替羧甲基纤维素后，精矿中镍的回收率平均增加0.89%，最好的班可达3%，同时药剂用量减少15%。
加拿大谢邦德选矿厂生产的镍精矿品位含镍4-5%，含氧化镁11-12%，由于使用了新型有效含镁脉石抑制剂CeKol（瑞典出口品）及Finnfl×300（芬兰出品），镍含量混合精矿中氧化镁含量降至202%，镍含量升高至14%。
该两种抑制剂单独或混合使用均可获得良好效果。
磐石镍矿的实践表明，用芦苇纸浆制成的羧甲基纤维素，可有效抑制辉石型含镁脉石；该药剂对西北某镍矿物质富矿石中蛇纹石类型的含镁脉石也有较好的抑制作用。
某镍矿则采用六偏磷酸钠抑制蛇纹石、橄榄石、辉石和绿泥石等脉石矿物。
四、高冰镍铜镍分离方法1、浮选分离法浮选法是目前国内外广泛采用的方法，它与分层熔炼法相比，具有分离指标较好、铂族金属富集程度高、经济效果和劳动条件均得到改善等优点。
2、浮-磁联合法这是高冰镍浮选分离技术的一项进展，特点是磁选能有效地分选出富含铂族元素的合金。
该工工艺的基本过程是：在氢氧化钠或石灰造成的高碱度介质中（pH12-13）抑镍浮铜（我国几个镍公司以丁黄药为捕收剂，加拿大和美国则采用二苯胍）；二段磨矿的分级返砂则进行磁选，得到富集了铂族元素的合金。
加拿大铜崖冶炼厂的高冰镍分离流程是这类方法的一个典型例子（见图1）图1 加拿大铜崖冶炼厂高冰镍分离流程3、电化学法苏联北方镍公司进行高冰镍分离时，用电化学法取得了下述效果：○1提高了铜镍分离的选择性，使镍精矿和铜精矿的互含量分别降低0.4—0.45和0.8—0.9%；○2使辉铜矿的浮选速度加快，提高生产能力50%；○3精、扫选次数减少，浮选机缩减35%，黄药用量由800克/吨降至500克/吨，氢氧化钠用量亦有所降低。
加拿大也在这方面进行了研究，结果不但降低了浮选药剂耗量，还降低了铜精矿的含镍量。
电化学的基本原理是，往矿浆中通入定向电流，使其在矿物表面产生吸附-脱附现象。
当往矿浆中充正电荷时，能使硫化镍表面的双黄药脱附，而转向硫化铜矿物表面吸附，从面改善铜镍分离的选择性。
小结1、浮选法在铜镍分离生产实践中获得了普遍应用，是分层熔炼分离法的一大进步。
由于磁选能有效而经济地脱除磁黄铁矿和综合回收铂族金属，浮-磁联合法在铜镍混合精矿与高冰镍分离两个方面的应用日益广泛。
2、在浮选分离实践中，均采用抑镍浮铜。
选择性抑制镍矿物的方法众多，其中，石灰或与其它药剂的组合法，以其有效、价廉、无毒，在生产上最为常见；对于某些难分离的物料，往往附加蒸汽加温和充气氧化等强化因素。
电化学法是近期发展起来的又一强化手段。
、3、排除活性矿泥和含镁硅酸盐脉石，对于提高铜镍分选指标有重要意义。
在国内外生产和研究常用的各种有机和无机抑制剂中，以羧甲基纤维素和六偏磷酸钠比较有效。