选矿工艺范文

选矿工艺范文（精选11篇）

选矿工艺 第1篇

众所周知矿石中金属矿物主要有自然金、黄铁矿、含砷黄铁矿、白铁矿、毒砂等。脉石矿物主要有石英、玉髓、绢云母、有机碳等。金在矿石中的含量非常低, 属稀有金属。物依稀文贵, 这就决定了金的价值。矿石中金主要以自然金的状态存在, 金与黄铁矿和毒砂等硫化物紧密伴生, 并呈微细粒、弥散状的显微金和次显微金状态赋存在黄铁矿、含砷黄铁矿和毒砂等硫化矿物中, 其中黄铁矿中 (包括少量其它硫化矿物) 包裹的金占73.01%, 毒砂中包裹的金占15.49%, 脉石矿物中包裹的金占11.50%。金和砷的关系紧密, 金主要包含在含砷黄铁矿和毒砂等矿物中。这样把黄金从矿石中提取出来, 首先就需要将原矿石打碎碎和磨细, 并采用选矿方法使矿石中中的金分离出来。现阶段黄金选矿中普遍所使用的是重选和浮选的方法。重选法在砂金生产中占有相当重要的地位, 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。具体流程如下:

一、破碎与磨矿

开选矿厂的人都清楚, 在矿石进行选别之前, 都会对物料进行破碎和磨矿流程。把物料打碎到一定细度后再送入金矿选矿设备进行选别作业, 为什么这样做呢?一是将大块物料进行粗破碎和磨矿处理, 二是为了保证选矿指标的稳定、精矿品位高和尾位品位低, 同时需要将矿物和脉石矿物分离。在金矿选矿设备选别过程中所出现的指标不稳定、精矿品位低、尾矿品位高和中矿产率大等情况, 究其原因往往是由于解离度不够。因此, 碎矿和磨矿是选别前不可缺少的重要环节。它可以为选别作业提供有用矿物解离度大的入选物料。从矿物的结构看, 经破碎后直接得到想当多的单体解离粒的粗粒嵌布的矿石很少, 大多数矿石都必须经过磨碎才能得到比较高的解离度。因此, 碎矿是为磨矿准备原材料, 而磨矿又是碎矿的继续。球磨机设备磨矿是达到充分解离的最后工序。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, 细碎则采用短头型圆锥碎矿机以及对辊碎矿机。中、小型选金厂多会采用两段一闭路碎矿, 而大型选金厂多采用三段一闭路碎矿流程。

二、重选

重选法是一种根据矿物比重差异来分选矿物的方法, 密度不同, 矿物粒子在介质 (水、空气与重液) 中受到流体动力和机械力作用也就不同, 从而造成松散分层和分离条件, 这样一来矿粒自然就会分离出来。重选是选金最古老和普遍的方法之一, 被誉为是选别砂金矿最主要、最有效、最经济的方法。在砂金矿中, 金以单体自然金的形态存在, 密度大于16吨每立方米, 跟脉石密度差较大。重选不会作为一种选矿法单独使用, 往往是被作为联合提金流程的一部分, 在磨矿与分级回路中, 采用跳汰机和螺旋溜槽及摇床配合, 提前回收粗粒单体金, 以利于其后的浮选和氢化作业, 获得合格的金精矿。现在小型金矿应用得较普遍。重选选金设备一般有溜槽、跳汰机以及摇床。近年来我国新发明运用了皮带溜槽、罗斯溜槽、圆形跳汰机、砂金离心洗选机组等新型重选设备, 取得了不错效果。软覆面溜槽还可用来处理浮选和混汞尾矿, 提高回收率。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都起到了积极的作用。

三、浮选

浮选, 漂浮选矿的简称, 是根据矿物颗粒表面物理化学性质的不同, 按矿物可浮性的差异进行分选的方法。据不完全统计, 我国约有80%的岩金矿山都采用浮选法选金, 所产出的精矿大都运到冶炼厂作进一步处理。由于氰化法提金的不断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, 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。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, 为现在我国浮选工艺发展的主方向。当然, 浮选法和其他方法一样有利有弊, 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。

近年来随着科技的不断发展, 为了提高金矿分选效果, 在工艺不断改进的同时, 也在药剂添加和混合用药方面也做了不少改进和研究, 在加药实现自动控制方面也有新的进展。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, 被重选、浮选和氰化法提金工艺所取代。

四、结语

综上所述金矿选矿工艺可以简单梳理为:原矿首先进行破碎后进入双层振动筛筛分, 上层品通过第二次破碎后和中层品一同进行再破碎, 两次破碎品再进行筛分。筛分后的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、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、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起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。

参考文献

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[2]杨金林, 张红梅等.柬埔寨某金矿矿石可选性试验研究[J].中国矿山工程, 2005.

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[4]彭彬兵.难选金矿提金探索试验[J].新疆有色金属, 2006.

铁矿的选矿工艺流程 第2篇

对于铁矿的选矿工艺流程，有利于我们在生产的过程中更加熟练的操作设备看，对于我们的生产起到了积极的促进作用。

（一）矿石破碎

我国选矿厂一般采用粗破、中破和细破三段破碎流程破碎铁矿石。粗破多用1.2ｍ或1.5ｍ旋回式破碎机，中破使用2.1ｍ或2.2ｍ标准型圆锥式破碎机，细破采用2.1ｍ或2.2ｍ短头型圆锥式破碎机。通过粗破的矿石，其块度不大于1ｍ，然后经过中、细破碎，筛分成矿石粒度小于12ｍｍ的最终产品送磨矿槽。

（二）磨矿工艺

我国铁矿磨矿工艺，大多数采用两段磨矿流程，中小型选矿厂多采用一段磨矿流程。由于采用细筛再磨新工艺，近年来一些选矿厂已由两段磨矿改为三段磨矿。采用的磨矿设备一般比较小，最大球磨机3.6ｍ×6ｍ，最大棒磨机3.2ｍ×4.5ｍ，最大自磨机5.5ｍ×1.8ｍ，砾磨机2.7ｍ×3.6ｍ。

磨矿后的分级基本上使用的是螺旋分级机。为了提高效率，部分选矿厂用水力旋流器取代二次螺旋分级机。

（三）选别技术 １.磁铁矿选矿

主要用来选别低品位的“鞍山式”磁铁矿。由于矿石磁性强、好磨好选，国内磁选厂均采用阶段磨矿和多阶段磨矿流程，对于粗粒嵌布的磁铁矿采用前者（一段磨矿），细粒、微细粒嵌布的磁铁矿采用后者（二段或三段磨矿）。我国自己研制的系列化的永磁化，使磁选机实现了永磁化。70年代以后，由于在全国磁铁矿选矿厂推广了细筛再磨新技术，使精矿品位由62％提高到了66％左右，实现了冶金工业部提出精矿品位达到65％的要求。２.弱磁性铁矿选矿

主要用来选别赤铁矿、褐铁矿、镜铁矿、菱铁矿、假象赤铁矿或混合矿，也就是所谓的“红矿”。这类矿石品位低、嵌布粒度细、矿物组成复杂，选别困难。

0年代后，选矿技术方面对焙烧磁选、湿式强磁选、弱磁性浮选和重选等工艺流程、装备和新品种药剂的研究不断改进，使精矿品位、金属回收率不断提高。如鞍钢齐大山选矿厂采用弱磁―强磁―浮选的新工艺流程，获得令人鼓舞的成就。３.多金属共（伴）生矿选矿

这类矿石成分复杂、类型多样，因此采用的方法、设备和流程也各不相同，如白云鄂博铁矿采用反浮选―多梯度磁选、絮凝浮选、弱磁－反浮选－强磁选、弱磁－正浮选、焙烧磁选等不同的工艺流程，以提高铁的回收率，并综合回收稀土氧化物。攀枝花铁矿通过磁选获得TFｅ53％左右的钒铁精矿，磁选后的尾矿通过弱磁扫选－强磁选－重选－浮选－干燥电选，获得钛精矿和硫钴精矿，回收钛和钴。大冶铁矿采用弱磁－强磁和浮选，综合回收铁、铜和钴、硫等元素。

（四）烧结球团技术

烧结技术是我国人造富矿的主要手段。1996年共生产人造富矿16095.6万t，其中重点企业9485.9万t，占58.9%，地方国营企业6133.7万t，占38.1%。我国在细精矿烧结的技术上已达到相当水平。鞍钢早在50年代初就在烧结机上成功地把酸性烧结矿制作方法改为碱性烧结矿制作方法，在世界上第一个用消石灰或生石灰作熔剂解决了细精矿烧结问题。

《生物选矿工艺学》课程教学体会 第3篇

关键词：生物冶金；生物选矿工艺学；课程改革

生物冶金是上世纪60年代以后逐渐发展起来的一种高新技术。尤其是铜的生物浸出—萃取—电积技术近20多年来发展迅猛。在中国，目前，江西德兴铜矿建有处理表外矿的细菌浸出—萃取—电积试验工厂；福建紫金山矿业还建成有年生产能力达1万吨铜（处理混合型铜矿）细菌浸出—萃取—电积生产线。中国有色金属建设集团、金川公司和西部矿业公司等单位正在积极开展产业化应用工作，众多产业化应用急需大量人才和研究人员，据有关资料显示，国内目前专门针对生物冶金方面开展本科教学几乎是空白。中南大学上世纪50年代开展生物冶金研究，虽然文革期间有些中断，但先期打下的基础为后续发展奠定了基础。进入90年代后，先后建立“中国有色金属矿产资源生物提取重点实验室”、“湖南省矿冶生物工程中心”、“生物冶金教育部重点实验室‘等研究平台。在科学研究方面，积极承担包括国家“973计划”、国家自然科学基金创新群体项目、国家高技术产业化示范工程、国家杰出青年基金等重大科研项目。科研的良好发展为人才的培养提供了理想的平台和载体。在人才培养方面，1993年开始在生物冶金方向招收硕士研究生，1995年开始招收博士研究生，2000年生物工程专业开始本科招生，2005年生物技术专业开始本科招生。生物选矿工艺学作为生物冶金的重点专业课程，对生物冶金专门人才培养起着十分重要的作用。但是，由于属于新开课程，还没有形成规范的本科教学体系，未能对特色专业课程体系《生物选矿工艺学》深入系统地研究和探索。从2007年开始，我主讲该门课程，开始探索特色专业课程体系建设的实践。由于生物工程和生物技术专业是我校近年来新开设的专业，根据学生的实际特点和教学目标的要求，我坚持与时俱进，充分利用现有的科学研究资源，尽量改变过去陈旧的教学方法，最大限度地提高教学质量，培养学生的创新思维和创新意识，努力做到学以致用，使学生获得最大的收获。在此，我想总结一下自己教这门课的体会。

一、积极开展课程的教学与改革，贴近生物冶金基础研究和产业发展的实际需要，激发学生的学习兴趣

讲课中注重介绍学科前沿领域及其最新研究进展情况，正确处理基础性与前沿性、创新性和本课程与上下游课程的关系，做到及时更新教学内容;根据大四学生面临考研和就业的压力，主要的时间都在复习考研的课程，对专业课往往不太重视，学习动力不足，对就业形势不太了解的状况，我对课程内容设计进行了改革，增加了该课程在工程实践中的实际应用内容；在讲述绪论部分时，我特意增加一节《中南大学生物冶金研究的历史与现状》，这项内容让学生们进一步了解中南大学资源加工与生物工程学院在生物冶金研究领域的雄厚实力，培养科研兴趣。同时增加一些注重专业学科的前景教育和就业问题的知识，让学生明白21世纪将进入生物工程的时代，并了解本专业与生物高新技术、生物冶金的关系，从而加深对专业的热爱，激发学习兴趣。使该课程更加贴进生物冶金工业发展的实际需要。教学中还特别注重向学生推荐学校图书馆和资料室、网络资源，以及与本课程有关的教学参考图书及国内外专业期刊杂志，开阔学生视野，促进学生主动学习。我还主动把《2008长沙国际微生物冶金的基础和应用学术会议》、《第二十四届、二十五届国际矿物加工大会》和《第十六届、十七届和十八届国际生物湿法冶金大会》等的最新学术报告文献内容引入课堂，鼓励大家积极主动学习。

二、运用多媒体课件，丰富教学内容

多媒体集文字、图形、声音、动画等各种信息于一体，能提供理想的教学环境，多媒体课件可使课堂讲授形象生动，提高学生学习生物分离工程的兴趣，激发学习的积极性和主动性。多媒体课件具有高速准确、直观清晰、存储量大、动静结合等特点，日益受到广大学生和教师的青睐。在课堂教学中，我运用自己制作的Powerpoint多媒体课件。这样，不仅没有充分发挥多媒体的功能，还加重了学生的负担，使学生产生厌烦的情绪。为避免“书本搬家，黑板搬家，人灌改电灌”的现象，为了课件形象生动，我在课件中增添了大量的图片以及精彩的Flash、AVI、GIF、SWF等动态素材，设置动画效果让讲授内容分层次进入，确保学生精力集中于讲述内容，实现板书内容与语速的同步，解决多媒体教学速度快，学生记笔记难的不足，丰富了教学内容，大大提高了课件的知识性和趣味性，因而受到了学生的好评。

三、采用灵活多样的教学方式

1.利用多媒体的动态演示功能，将难教变为易教。例如，在讲“生物浸出机理”这一章节时，我先从“微生物浸矿培养”这个动画过程开始，将矿物浸出—提取与分离的过程一步一步演示给大家看，学生在不知不觉中对层析的概念和过程有了很深的印象。在建立了层析的整体印象后，再引入参考教科书中没有列出的生物冶金背景知识的介绍，浸矿的原理和分类，并提出供学生思考和讨论的问题。通过课堂讨论，动态模拟演示，学生了解了课程的主要内容，掌握了基本概念和课程的要点，学习效果非常好。

2.相互比较法。在讲“铜矿生物浸出”和“金矿生物预氧化”的章节时，我把德兴铜矿、紫金山铜矿、紫金山金矿生物冶金的现场工业生产录像片分别放给大家观看，让大家从现场生动的画面中比较各种方法的特点和不同之处，加深印象，避免混淆。这种新的教学方法有利于知识的条理化，同时又培养了学生主动思考、总结归纳的能力。

3.研討式教学。在讲解了几章内容之后，教师给出几个讨论题，要求学生课后自己查资料，然后课堂讨论，最后由老师总结归纳。学生对基本概念、基本理论、重点内容都可以展开激烈讨论，各抒己见。通过讨论，学生对所涉及的内容，越争越明，越辩越清，从而加深了对授课内容的理解，提高了教学效果。

4.利用文献和运用知识撰写学术论文。结合课堂教学内容，教师指导学生进行小课题的研究，撰写小型学术论文，提高参与科研的能力。长期以来，学生学习一直与研究无关，这使得不少学生缺乏独立性和创造性。其实，学生完全可以进行研究性学习。目前，让学生进行小课题研究，已经成为国内外教学中布置作业的一个重要趋势。在美国，小课题被称为project，美国的教学材料中有很多project，学生对完成小课题很有兴趣。在我国，小课题的研究也受到一定重视，成为改善学生学习方式的一个重要途径。我曾积极组织学生开展第二课堂活动，如“硫化铜矿生物浸出过程微生物群落演替规律”、“钙离子对浸矿微生物的生物氧化活性的影响”等实际生物冶金科研小课题的研究，既丰富了课堂知识，又培养了学生的动手能力和科研工作能力。

5.适当板书，注意归纳小结，巩固教与学的成果。在大力推广使用多媒体课件的同时，板书仍然是重要的教课方法之一，不可以被完全取代。为避免多媒体课件运行速度快，学生跟不上的现象发生，我采用多媒体课件和板书相结合的方式讲课，这样既发挥了多媒体的功能，又留给学生思考、记笔记的时间。为巩固教学内容，每次课程结束，我都对当堂讲授内容进行归纳总结；下次讲课之前，我再把上次课的内容归纳一下，然后再讲解新内容，这样就把前后内容自然地衔接了起来，学生听起课来思路比较清楚，学起来有的放矢。

四、积极开展学生互动，虚心听取听课教师和学生意见，不断完善教学方案

学校和学院组织教师教学法活动，重点考察年青教师的教学情况，我虚心听取他们对课堂教学的评价，尤其是教学建议。老教授肖金华老师课后向我提出改进教学的意见，整整用了一个多小时。与听课教师的及时沟通，我学会很多平时不是太在意的教学经验和好的教学方法，受益匪浅。作为课堂教学的受众，课后我还注意搜集学生对教学内容和教学形式的评价、要求和建议，虚心听取学生的意见，不断改进和调整教学方案，使其日趋完善。

总之，为培养面向21世纪需要的生物冶金专业人才，在教学内容和教学方法上，需要一直认真探索，努力做到学以致用。当然，由于课堂教学是一个多因素、多层次的系统，教无定法，方法要为内容服务，只有选择合适的方法，多法并行，从不同侧面、不同角度进行课堂设计，才能上好一堂堂生动的生物选矿工艺学课。

参考文献：

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[6]威廉·H·克伯屈.教学方法原理[M].北京：人民教育出版社，1991.

[7]郑金洲.案例教学指南[M].上海：华东师范大学出版社，2000.

铂矿石选矿工艺及进展 第4篇

目前工业开采的铂族金属矿床主要有3类:第一类为砂铂矿床,通常铂族元素是以松散颗粒或矿块形式的富铂合金存在,该类矿床也是最早开采的铂族金属的主要资源,主要分布于俄罗斯、加拿大、美国和哥伦比亚。第二类为脉铂矿床,主要为铬铁矿型矿石,其以铂族金属为主要回收组分,如南非布什维尔德杂岩体中的梅伦斯基矿脉与UG-2铬铁岩矿脉。第三类为硫化铜镍矿床,这类矿石中的铂族元素通常作为副产品回收,但却是世界铂族金属的主要来源,著名的矿床有俄罗斯诺里尔斯克、加拿大萨德伯里、中国金川等。

2 铂族金属矿选别工艺现状

2.1 砂铂矿的主要选别工艺

该型矿石储量不大,铂族金属矿物多呈游离形态或合金形态存在,易于选别,一般采用重选法,如溜槽、跳汰、摇床等进行富集。由于砂铂矿储量少易于开采选别,为人类最早开采利用的铂矿资源,开采近150年,现多已枯竭,已被脉铂矿、硫化铜镍矿类铂族金属资源接续。

2.2 脉铂矿的主要选别工艺

梅伦斯基矿脉是南非布什维尔德杂岩的主要铂矿体,由辉岩组成,内含铬铁矿夹层。金属硫化物主要有黄铁矿、镍黄铁矿和黄铜矿,铂金属含量4～5g/t,Cu 0.1%～0.16%,Ni0.16%～0.20%,含Cr2O30.1%[1]。对于该型脉铂矿石的选别处理工艺,主要采用浮选方法,在矿山早期处理的矿石中含有部分氧化矿时,也采用重一浮选联合流程,将粗磨后的矿石用摇床或绒面溜槽进行选别,得到部分重选精矿,重选尾矿再磨后通过浮选得到浮选精矿。在采用浮选法处理硫化矿的工艺中,在磨矿回路采用闪速浮选是处理该类矿石的特色,可将磨矿回路中已解离的粗粒硫化物尽快选出。采用该工艺的如Rustenburg铂矿选厂、Nort ham选矿厂[2]等,其选别工艺流程分别见图1中流程A和B。闪速浮选用于磨矿回路中处理旋流器底流,可回收60%以上的铂族元素。

2.3 硫化铜镍矿主要选别工艺

硫化铜镍矿的选别主要是以铜、镍为目的矿物,以产出铜精矿、镍精矿或铜镍混合精矿为主,铂族元素一般随精矿富集。加拿大安大略省的萨德伯里铜一镍矿,其主要硫化矿物是磁黄铁矿、黄铜矿和镍黄铁矿。铂族矿物主要有等轴铋碲钯矿、砷铂矿、碲铂矿,其次为等轴铋铂矿、单斜铋钯矿、六方锑钯矿等。该矿区的铜崖选厂工艺流程见图2。该流程中通过混合浮选先得到以黄铜矿与镍黄铁矿为主的混合精矿,磁黄铁矿进入粗选尾矿。混合精矿通过镍铜分选回路得到铜精矿与镍精矿。粗选尾矿含镍磁黄铁矿及脉石以及少量镍黄铁矿,对其进行磁选得到铁精矿,磁选尾矿再进行浮选得到部分镍精矿[1]。

我国金川铜镍硫化矿床中铜镍储量大,且含铂族金属元素,是我国最大的铂族金属资源产地,铂族金属在选冶过程中随铜镍一同富集。主要金属矿物为镍黄铁矿一黄铜矿一磁黄铁矿一磁铁矿组合,铂族矿物有自然铂、铂金矿、铂金钯矿、砷铂矿等,钯矿物有钯金矿、单斜铋钯矿、铋碲钯矿等。其富矿选矿工艺流程见图3。该流程通过阶段磨、阶段选别,提高矿物单体解离度,分粒级选出铜镍精矿,同时降低了脉石泥化对药剂及选别指标的影响。

3 铂族金属矿的主要选矿药剂

用浮选法对铂族金属的选别主要针对硫化矿物,一般采用丁基黄药、丁基铵黑药作为捕收剂,起泡剂一般采用松油或甲酚酸,调整剂中一般采用硫酸铜作为活化剂,石灰、碳酸钠以及硫酸、硫酸铵等作为pH调整剂,采用水玻璃、六偏磷酸钠、羧甲基纤维素、淀粉等作为脉石、泥质矿物的抑制剂。如在Rustenburg铂矿选厂就采用硫酸铜作活化剂,黄药作捕收剂,甲酚酸作起泡剂,羧甲基纤维素、淀粉、糊精作脉石抑制剂。金川选厂采用硫酸铜作活化剂、黄药作捕收剂,起泡剂采用西北矿冶研究院研制的硫化镍铜矿石高效起泡剂J-622,pH调整剂采用硫酸铵,脉石抑制剂采用六偏磷酸钠。

关于铂族金属的选矿药剂研究中,比较关注的是捕收剂的研究。Wiss等人研究认为丁基黄药与丁基铵黑药混合用药能提高对磁黄铁矿的回收率[3]。

C.E.沃斯等人[3]研究了三硫代碳酸盐(TTC)来改进Impala铂业公司UG2矿体相关选厂的药剂制度。在该矿MF2选厂浮选铂族金属矿石的黄药(二硫代碳酸盐)与黑药(二硫代磷酸盐)混合用药制度中添加少许十二个碳原子的三硫代碳酸盐(TTC)后,使精矿中脉石矿物量减少、铂族金属品位增加,试验结果见表1。在扩大试验中,添加TTC使浮选气泡由黏而稳定的状态变为小而干净的气泡,抑制剂的用量可降低2/3。在选矿厂探索性试验中,粗选前两槽铬铁矿脱除率增大、精矿铂族金属品位提高,包括第二段再磨和浮选总回路的选矿精矿铂族金属品位提高了44%,而尾矿品位基本不变,结果见表2。不过,该种药剂的分解产物(硫醇)具有挥发性,会产有毒性气体,对操作管理要求较严,使它在选厂中的应用受到了一定限制。

V.A.钱图利亚等人[4]从捕收剂种类入手,研究如何提高俄罗斯诺里尔斯克矿区硫化铜镍矿中含铂族金属硫化矿物的浮选回收率。研究结果表明,经亚烃基氯代乙醇类(尤其是乙烯基氯代醇、丙烯氯代乙醇及丁烯氯代醇)改性的丁基黄原酸钾(亚烃基三硫代碳酸盐)溶液能吸附在铂族金属上形成络合的环状亚烃基三硫代碳酸盐与非离子型捕收剂(异丙基甲基硫代氨基甲酸酯)、离子型捕收剂(丁基黄药)浮选结果相比较,新的药剂制度可提高铜镍硫化物和铂族金属矿物的回收率5%～7%。

4 新型选矿设备在铂族金属矿选矿中的应用

4.1 尼尔森选矿机

用尼尔森选矿机从镍铜硫化矿石中回收铂、钯等是近年来铂族金属选矿应用中的一大进展。

尼尔森选矿机是基于离心原理的强化重力选矿设备。在高倍的强化重力场内,密度大和密度小的矿物的重力差别被放大,这使得轻重矿物之间的分离比自然重力场内更加容易;而特殊设计的物料床层保持结构,在具有专利技术的流态化水和干涉沉降的相互作用下,能够持续地保持松散状态。在上述条件下,重矿物颗粒能够取代轻矿物颗粒在选别床层中占据的位置而保留下来,轻矿物颗粒则作为尾矿排出,从而实现矿物颗粒按密度分选。

俄罗斯诺里尔斯克矿业公司[5]从1996年起先后安装了26台48英寸尼尔森选矿机,用于处理磨矿回路产品、现生产的浮选尾矿及尾矿库中的老尾矿,从铜镍矿石、尾矿中回收铂族元素和金。不仅得到了高品位铂精矿,回收率也显著提高。据尼尔森公司估计,该矿每年用尼尔森机回收的铂族金属可能达4～5t之多。

加拿大萨得伯里的克拉哈贝勒选厂,其矿石中铂族金属含量较高。铂族金属和金选择性地富集于球磨机排矿和水力旋流器底流中。黄利明等人[6]采用常规尼尔森离心选矿机和可变速尼尔森离心选矿机的联合工艺分别对磨矿回路中的磨机排矿及磨矿旋流器分级底流进行回收铂族金属和金的研究。试验结果表明,球磨机排矿用尼尔森离心选矿机二段分选所得精矿铂、钯和金品位分别为137.67、54.27 g/t和155.93 g/t;铂、钯和金回收率分别为84.70%、56.39%和80.50%;铂、钯和金富集比为49.6、31.9和47.7。旋流器底流用尼尔森离心选矿机二段分选所得精矿铂、钯和金品位分别为112.70、47.86 g/t和120.81 g/t;铂、钯和金回收率分别为76.52%、49.93%和77.79%;铂、钯和金富集比为42.3、27.9和43.2。可见用尼尔森离心选矿机能有效回收富集于磨矿回路中的贵金属。

4.2 Isa磨机

Isa磨机是一种长筒形卧式、高转速细磨设备,由于其产品粒度细,单位能耗较磨机低,单台设备处理能力大、能效高,在细磨或超细磨领域有较大的应用前景。

由于国际市场上铂、钯价格比较高,提高铂族金属的回收率创造的经济效益比较大,因此在选矿厂中引入细磨工艺具有很大的经济效益和很高的适应性。南非英美铂业集团公司于2004年在位于Rustenburg铂矿附近的Western Limb尾矿再处理选矿厂首次装了1台M10000型Isa磨机,装机功率2 600 kW,年处理矿石约500多万吨,其用于处理选矿尾矿中粗粒级的中矿和连生在硅质中的铂族金属[7]。尾矿经Isa磨机再磨至90%～51μm后矿物单体解离度提高,浮选指标得到改善,金属回收率提高15%,从45%～50%提高到55%～60%。整个浮选回路的3个铂族元素(铂、钯和铑)的回收率提高3%。WLTR选矿项目于2003年末开始投产,到2005年末已经处理1 350万t尾矿,其中2004年处理434.9万t,2005年处理55 717万t。这两年分别生产6 163万、5 101万盎司铂金。在该工程取得成功经验后,2006年11月在位于Sands-llot的PPL选矿厂主矿流磨矿回路中安装了2台M10000型lsa磨机。

5 国内铂族金属的选矿研究

在我国,铂族金属资源相对贫乏,铂族金属资源95%以上分布于甘肃、云南、四川、黑龙江和河北五省,其中甘肃省占全国储量的44.43%,云南占32.84%,四川占12.8%,黑龙江占3.32%,河北占3.21%[8]。甘肃金川、云南金宝山和四川杨柳坪是我国最主要的3个大型矿床。金川的铂族金属随主要目的矿物硫化铜镍矿一起在选冶过程中得到回收,因此对铂族金属的专门选别工艺研究较少。云南金宝山和四川杨柳坪是除金川外最主要的2个大型铂族金属矿床,根据目前相关试验研究,这两个矿山铜、镍品位较低,是以铂族金属为主要回收组分的矿山,按分类应属脉铂类矿山。由于有用矿物品位低、组成复杂、嵌布粒度细,这两个矿山都属于难选型矿山,因此,国内铂金属的选矿研究多集中于这两个矿山的选别工艺研究。

对金宝山铂矿,杨玉珠等人提出了阶段磨矿、阶段选别,浮选与磁选相结合的工艺流程[9],先通过粗磨,磨矿产品细度为-0.074mm占70%,进行“一粗一扫两精”的浮选选别,得到粗粒级的精矿,然后浮选尾矿进行“一粗一扫”两段磁选,选出上段浮选尾矿中含铂族金属的磁性矿物,再对磁选精矿进行再磨再选,再磨细度为-54μm占98%,之后再选仍采用“一粗一扫两精”的浮选工艺得到另一个细粒级精矿。该试验还对磁选尾矿再磨再选,再磨细度与精矿再磨相同,使铂、钯精矿回收率能提高3%～4%,但由于再磨量大(产率大于60%)且细度细,此段的实际应用价值有限。若舍去磁选尾矿再磨再选段工艺,其研究得出的工艺与李汉文[10]针对矿山浮选流程尾矿进行磁选再磨再浮选回收一致,其研究的磨矿细度为-40μm占90%,两者也基本一致。

对杨柳坪铂矿,胡真[11]等提出了阶段磨矿、阶段选的全浮流程工艺,其一段磨矿细度-0.074mm占70%,磨矿产品通过浮选得到一个粗粒级精矿,浮选尾矿进行二段再磨再选得到另一个细粒级精矿,再磨细度为-0.074mm占95%。刘云[12]也对该矿作过相应研究,也采用浮选工艺,但其建议的磨矿细度更细,-40μm达到90%。

从上述研究中可以看出,这两个铂钯矿山的有用矿物嵌布粒度都很细,矿物组成复杂,必须通过细磨才能实现有用矿物与脉石间的解离,而较细的磨矿细度会使泥化加剧,恶化浮选过程,增加药剂用量,同时细磨也意味着较高的能耗与生产成本。因此这两处铂矿山的进一步开发利用,还需要进一步研究保证回收率、减少细磨量的抛尾工艺,新高效选别设备应用的可行性及高效细磨设备应用的经济性,更高效的选矿药剂等。

参考文献

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[2]I·肖等.铂族矿物性质研究和回收方法综述(Ⅱ)[J].国外金属矿选矿,2005,(1):5-12.

[3]C.E.沃斯等.用三硫代碳酸盐浮选铂族金属矿物[J].国外金属矿选矿,2007,(6):29-33.

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[8]张苺.世界铂族金属矿产资源及开发[J].矿产勘查,2010,(2):114-121.

[9]杨玉珠,简胜,张旭东,梁溢强,乔吉波.金宝山铂钯矿选矿工艺研究[J].矿冶工程,2011,31(5):39-42.

[10]李汉文.从金宝山铂钯浮选尾矿中再回收铂钯的研究[J].广东有色金属学报,2000,12(1):1-4.

[11]胡真,徐晓萍,李汉文,喻莲香,张永乾.西南某低品位铂钯矿选矿工艺研究[J].有色金属,2000,52(4):224-228.

磁铁矿选矿工艺设备自动化控制研究 第5篇

2高硬度磁铁选矿常用设备及自动化应用

2.1破碎过程的.自动化控制

破碎设备以国外的设备较为先进，在国产产品引进基础上安装了对应的检测设备及控制装置，能够有效的提升操作稳定性和自动化，具有提升选矿生产能力的作用。国内圆锥形破碎机，其排矿口无法动态调节，只能通过人工定期调整来对矿品粒度进行满足。控制系统主要是通过控制传动电动机的功率。在实施上以恒功率或者功率优化为主要途径，通过废矿量的大小调节来确保主机主语稳定的负荷状态。另外，需要对破碎设备进行严格的温度、流量及压力的测定来优化设备功能。我国多家公司还引用了芬兰的Nord-bergHP破碎机，这个设备具有较强的破碎能力，极大的提升了我国矿场的矿石破碎效率。自动化系统主要是借助串行控制，使得矿品得到动态的管控，充分的体现了破碎处理能力。便于后期的矿石筛分流程优化。借助现代化的网络技术，可以对破碎过程进行远程的控制和分析，从而使得破碎控制自动化水平得到提升[2]。

2.2磨碎分级的自动化控制

对矿石进行磨碎分级是重要的一个环节，磨矿分级的指标分析主要有四个：磨矿处理量、分级粒度、磨矿及溢流的浓度。出了原矿对这些指标与影响外，还会受到矿石流量，返砂水量及充填率等的影响。为此，必须对磨矿分级做进一步的自动化控制来确保运行效率和经确定，为后期进行合格的溢流产品做好保障。磨矿分级过程比较复杂，单输入或者单输出都不能很好的进行系统运行控制。必须通过模糊控制技术进行综合协调，确保各个控制系统能够实现综合性的智能控制效果。按照不同的系统回路，可以进行不同的控制策略。PID控制简单的回路，串级和模糊控制用于复杂回路。每个PID的控制回路参数由模糊控制器进行计算给出。参数的设置要根据矿石的粗细、硬度及负荷量进行对应的变化调整，模糊与PID的并行控制，能够实现局部与全部的协同监控，并且人性化的操作界面有利于操作的便捷性，系统可以根据矿量情况进行自动的调节，在给水控制上也非常简单，计算机系统可以根据浓度进行自动调节。

2.3矿石浮选的自动化控制

2.3.1药剂添加的自动化控制药剂自动化控制添加主要是控制和执行两个环节。多采用PLC技术，主要的执行元件为电磁阀和加药泵两种形式，电磁阀相对成本更低，维护便捷，所以应用最多。浮选的自动加药控制能够实现远程调节和自动控制，通过对加药机的远程控制来实现自动给药，并可以实现多个节点的同时给药。2.3.2液位的调节控制技术做好浮选槽的液位控制，并对气泡的聚集厚度进行测量是比较关键的。但同时这项控制技术也难度较大。目前用于选矿中矿浆液位控制是主要是浮选槽液位测量计，这在国外很多国家已经开始使用，我国在铜矿的选矿中也有一定的应用。2.3.3浮选柱的自动控制应用浮选柱不同于普通的浮选机，它不需要剧烈的搅拌和振动将矿浆注入到浮选柱侯矿浆与系统内的气体形成相反的逆向下降。与气包发生碰撞并附着在气泡上的矿类上升到浮选柱的顶部，最终到达矿浆的与泡沫的表面，从而实现更加微细的矿粒选择回收。浮选柱一般由三个自动控制系统来执行：主要是控制浆面高度、冲洗的水流量以及空气流量[3]。①界面高度控制。界面位置由球状浮子与超声波探测器进行测量，在柱底流管路上的自动夹管阀控制系统发出与泡沫矿浆位置正比例的信号，由的借助U型管原理，通过调节矿槽溢流口高度实现液位调节。②冲洗水流控制。借助流量计进行水流测定并通过控制阀进行自动控制。水流测量必须保持水平稳定，在估算额定冲水量同时可以适当进行偏流的调整，流量大小跟供料的品质、速率及溢流质量的回收率。③空气流的分散控制。合理控制空气流能够确保浮选柱运行良好。先通过流量计进行空气流量测量并借助球形阀进行控制。低于标准值泡沫不稳定，高于则气泡不断凝结。空气流量测定值会随着投放药量、吨位及矿品而发生变化。

3当前选矿设备及自动化中的问题

3.1选矿设备的自动化工艺设计不够合理

由于系统设计不够完善，使得其在运行中无法实现有效的自动控。仪表的选型不准确，无法发挥其正常的测量性能，没有对仪表可能出现的问题进行事前的分析。

3.2缺乏创新性的传感器设计

在选矿自动化设备中，传感器是较为核心的部件。当前的选矿设备中，传感器的安装比较复杂，并且面临着可靠性差，测量精度不够精确等问题，使得选矿自动设备的应用受到影响。另外，由于选矿作业环境比较复杂，可能会导致传感器使用寿命不长。所以，如何对传感器进行设计创新也是一个重要因素。

3.3选矿设备运维工作量大

由于很多选矿厂对各类设备的自动化运行缺乏有效的日常维护，并且缺乏在设备维护方面的专业人才。使得很多运行中的一些问题得不到及时的解决。一旦相关的自动化设备缺少了厂家的技术支持，那么就很有可能因为系统上的故障或者是工况变化无法使自动化设备正常运行。

4未来的选矿工艺设备及自动化发展探析

4.1选矿专业检测仪器的开发和利用

借助电子技术，新型的传感检测仪将具有高分辨率、低噪音。能够开发出具有波谱技术的载流品位分析仪，对含量较低的元素进行测定，辨别相邻元素，更方便选矿的准确进行。

4.2自动控制先进的自动控制理论及其软件

在自动控制的发展方向上，主要是走人工智能化技术。人工智能借助神经元网络、专家系统以及模糊控制，将智能控制系统进行相互关联。特别是DCS和APC在计算机控制系统中的提升了软件和硬件的适用性。人们由单独的模块控制转变为串级比值、预测、模糊控制、最优控制等较为复杂的系统[4]。这些先进的控制理论及软件在选矿自动化中的应用。将进一步推动选矿的自动化技术发展。特别是模糊预测，控制技能控制将会成为选矿过程中主要的自动化发展方向。

5结语

总而言之，我国的选矿自动化技术落后于发达国家。必须积极地进行信息技术、自动化技术以及相关自动化控制设备的研究和应用，全面提升各类技术及设备的创新能力和实际应用水平。以选矿自动化技术的提升，确保矿业的持续发展。

参考文献

[1]彭培祯.PLC控制技术在选矿工艺破碎自动化中的应用[J];设备管理与维修;22期.

[2]张功学,王小龙,游丽嘉.大型振动筛的动性分析及结构优化[J]矿山机械，2013.08.

[3]宋昱晗.微细鳞片石墨和隐晶质石墨选矿工艺特性差异研究[D];武汉理工大学;.

[4]李诺.眼前山难选铁矿石选矿工艺试验研究[D];东北大学;.

高硫铅锌矿选矿新工艺研究及应用 第6篇

【关键词】高硫铅锌矿；浮选；抑制剂；精矿

铅锌金属是当前工业发展过程中不可替代的重金属，随着工业生产的高速发展，我国对于铅锌矿物的需求不断在增加。中国作为世界上锌矿资源最为丰富的国家之一，同时也是铅锌精矿生产国，其铅锌工业的发展直接关系到世界的铅锌工业发展。但日益萎缩的锌矿产量面对世界工业发展更加巨大的需求，对当前我国的铅锌矿采选技术提出了更高的要求。只有进一步的提升采矿效率，提升铅锌矿物产量和质量，才能够进一步应对工业发展的需求。

一、硫化铅锌矿床的主要矿物

铅锌金属因其类似的外电子结构和强烈的亲硫性，单一铅或单一锌矿床极少，常见于综合性矿床之中，特别是大型、特大型矿床。我国铅锌矿物资源分布广泛，经过近半个世纪的发展，采矿技术、采矿规模以及矿物生产都取得了很大的进步，生产产能具有相对集中的特点，全国范围内现已经形成了五个较大的铅锌生产基地。我国硫化矿矿床类型相对齐全，但由于成矿环境十分复杂，继而使得矿床普遍存在较多的伴生成分，矿床所含的铅锌矿物含量也具有铅低锌高的特点。硫化矿床是我国铅锌矿物采选的主要矿床，主要铅锌矿物包括有原生方铅矿和闪锌矿以及铁闪锌矿。

方铅矿具有较强的金属光泽，常与闪锌矿、黄铜矿、黄铁矿等共伴生，其可浮性良好，许多研究表明，方铅矿表面元素六点含量是决定方铅矿无捕收剂情况下的浮选情况。如果利用捕收剂诱导浮选，则会根据捕收剂的不同选择产生不同的化学产物，在方铅矿的浮选过程中，往往会选择重铬酸钾为抑制剂，用以在铜铅混合精矿分离时让铜先被浮选，在对铜铅混合精矿的分离生产中具有良好的分离效果。

含铁量大于10%称为铁闪锌矿，其可浮性往往取决于矿物中铁的含量，研究表明含铁量与闪锌矿的可浮性有一定的关系，一般含铁量越高，可浮性越低，但即便是纯闪锌矿，其可浮性也不高，因此定义闪锌矿为难浮选的矿物。而在闪锌矿水溶液中加入硫酸铜后，其表面经过一系列的氧化行为，形成表面的硫酸铜，具有进一步活化闪锌矿的效用，并且有效的提升了闪锌矿的可浮性。硫酸锌是最常用的闪锌矿抑制剂。

二、硫化矿物浮选行为研究

对于硫化矿物浮选行为研究主要包含了对浮选药剂、矿浆PH值以及矿浆电位三个指标的研究，主要的研究对象为福建金东矿业股份有限公司丁家山铅锌矿的方铅矿和闪锌矿，并采取了单矿物浮选试验。

1. 浮选药剂对铅锌硫矿物的基本浮选行为影响

不同的浮选药剂会产生不同的浮选现象，本文主要对不同的捕收剂和抑制剂进行了实验和研究。

捕收剂选用了丁黄药和乙硫氮两种，按照不同的组分进行了考察。矿浆PH值为7.0的情况下，捕收剂按照一定的速度进行增加。单独使用乙硫氮作为捕收剂，方铅矿和闪锌矿的浮选回收率都随着捕收剂的用量增多出现增加的趋势，当药量达到饱和的时候，趋于平稳。单独使用丁黄药时，方铅矿和闪锌矿的矿物浮选回收率趋势与单独使用乙硫氮一样，但二者的饱和计量有所不同。当使用丁黄药和乙硫氮1：1组分含量的捕收剂时，浮选回收率趋势相同。相比较而言，在方铅矿和闪锌矿的浮选过程中，采用乙硫氮单独捕收剂，在同样的药剂浓度和用量的时候，方铅矿和闪锌矿的最高浮选回收率最大。也就是说，乙硫氮捕收剂的选择性较好，可用于铅锌硫硫化矿优先浮选。

本节研究因实际生产和课题研究的需求，分别选取了巯基乙酸钠、二甲基二硫代氨基甲酸钠、腐植酸钠三种有机抑制剂，在矿浆PH值7.0，捕收剂为单独乙硫氮的情况下，对比三种抑制剂对方铅矿和闪锌矿的浮选影响。

研究表明，单独使用三种抑制剂，两种矿物都随着抑制剂用量而出现了回收率降低的现象，也就是说，三种抑制剂在一定的条件下都可以被应用之铅锌分离，但分量的使用不同，会产生抑制主要产物的可浮性。实际上，三种抑制剂的能力最高的为腐植酸钠，虽低微二甲基二硫代氨基甲酸钠。

2. 矿浆pH对铅锌硫矿物的浮选行为的影响

研究选用了石灰作为浮选矿浆pH调整剂，在固定捕收剂为乙硫氮的条件下，考察了不同矿浆PH值对方铅矿、闪锌矿可浮性的影响。研究表明，当矿浆PH=8的碱性矿浆中，对于方铅矿和闪锌矿的浮选都存在一定的抑制作用，但闪锌矿的抑制作用要明显的高于对方铅矿的抑制，随着矿浆PH值的不断升高，抑制作用越来越强，但对于方铅矿而言，PH=12.5作为一个临界点，临界点之前其抑制作用虽然有加强的趋势，但趋于平稳，临界点之后，抑制作用急剧加强，回收率到达最低点。而对于闪锌矿而言，其抑制作用相对均匀。当PH=13时，此时的矿浆对方铅矿以及闪锌矿都有极强的抑制回收作用，即在高碱条件下，梓硫基本没有可浮性。

三、高硫铅锌矿选矿工艺以及应用

1. 高硫铅锌矿特性

福建金东矿业股份有限公司丁家山铅锌矿为多金属硫化铅锌矿，对其矿石的回收的主要元素為铅锌，以及共伴生的金属银。通过对丁家山铅锌矿的原石取样分析，其矿石中锌的赋存状态十分简单，大部分集中在闪锌矿产中，并以硫化锌的相型存在。矿石中的铅赋存状态与锌相似，大多数都以硫化铅的形式产出。

丁家山铅锌矿铅锌浮选过程相对复杂，原石铅锌矿难选的原因来自以下几个方面：

首先是矿石中的硫含量过高，原矿中硫元素的赋存状态为十分容易浮选的黄铁矿，采用常规的浮选方法，很难获得锌精矿和铅精矿。

其次，原矿中黄铁矿与闪锌矿、方铅矿的关系甚为密切，大多方铅矿、闪锌矿上包含有细小颗粒的黄铁矿，硫化矿物间与脉石矿物关系特别密切，嵌布关系复杂，溶蚀交代现象严重。传统球磨细磨后仍然含有部分方铅矿连生体尚未单体解离，再加上黄铁矿含量大，细粒的黄铁矿与细粒方铅矿、细粒铅锌铁矿物连生体的浮游性相近，致使铅回收率很难达到从物相分析得出的理论回收率。

2. 高硫化矿铅锌分离一般工艺流程

对于高硫化矿床上硫化铅锌矿的铅锌分离处理流程原则有三种最为主流的方式，其一就是优先浮选原则流程，其二则是混合浮选原则，其三则是等可浮选原则。相对而言，第一种浮选原则优于其他两种浮选原则，符合选矿实践中“浮易抑难”以及“浮少抑多”原则，因此被广泛用于我国大多数的硫化铅锌矿选矿生产中。其一般性流程为：矿石——磨矿——加入浮选药剂——浮选硫化铅矿物——浮铅尾矿活选——硫化锌矿物。

3. 对浮选工艺流程的改造设计

基于丁家山铅锌矿难浮选的原因，结合对硫化矿物浮选行为研究，根据丁家山铅锌矿浮选生产需求，现提出了对浮选工藝流程的改造设计。设计的主要原则和理念是利用矿石中矿物的可浮性关系，尽可能的让大部分的“易选快浮”的单体方铅矿和闪锌矿产出大部分精矿，而“难选满浮”的则进行强化处理，浮选尾矿后产生黄铁矿精矿和尾矿。针对该矿难选的原因结合丁家山铅锌矿现场生产实际情况本次工艺设计着重于以下两点：一方面是为了进一步寻找新型抑制剂，部分替代石灰以减少石灰用量，在不影响前选矿指标的前提下力求由“高碱细磨”工艺向“低碱细磨工艺”转变，另一方面则是在试验过程中采用优先浮选流程，通过详细的工艺矿物学研究查明铅浮选中方铅矿解离度，引进先进的磨矿设备改进和完善浮选工艺流程。其工艺选矿步骤如下所示：

原矿进行铅粗选（可选用阶段磨矿方式对原矿进行磨矿，采用乙硫氮作为捕捉剂，铅粗选石灰用量条件调整矿浆PH值，利用留基乙酸钠作为抑制剂）————铅精选——粗浮选锌（锌浮选给矿为浮铅尾矿，在抑制剂的作用下，锌的品味和活性有所降低，因此需要加入的硫酸铜进行活化，采用优先浮选的流程，得到锌粗精矿）——选硫（硫浮选给矿为选锌尾矿）——铅锌矿高精选——尾矿精选。

该工艺流程对比丁家山铅锌矿传统高碱优先浮选工艺流程不同点主要在于以下几点：

首先是在浮选工艺结构和流程是进一步优化，改进优化后的浮选工艺将选锌和选铅形成两个独立的回炉，增加了扫选次数，继而提升了铅锌精矿形成的浮选回收率。同时，当形成了粗精锌矿和粗精铅矿的浮选后，剩下的尾矿将再次进入到各自循环中再次浮选。

其次是在设备精细度上的提升，传统的浮选再磨设备对于原石的再磨处理精度没有改进后的高，改进工艺引用了抄袭搅拌磨处理，提升了方铅矿的解离度。

最后是在相关药剂的选择上的优化，对于抑制剂、捕捉剂的选用也更加科学，用量也更符合对最高浮选回收率的要求。

结语

作为我国重要的铅锌金属生产基地，丁家山铅锌矿具有矿石储量大，品位高等优点，但原矿因其特有的高硫难选细粒浸染的特性，而使得选矿困难。本文则通过对硫化铅锌矿的浮选行为的研究，对其浮选工艺做出了相关的改进设计，以期进一步提升选矿精度和选矿效率。

参考文献

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低品位铁矿的选矿工艺分析 第7篇

1 磁铁石英岩的选矿

磁铁石英岩也可称为铁隧岩、贫铁矿石, 其矿石主要成分为磁铁矿和石英, 以鞍本、五岚和冀东地区分布较为广泛。在进行选矿时, 由于磁铁矿和石英在磁化系数上具有较大的差别, 所以可以根据这点来进行磁选。通常情况下磁铁石英岩的分选工艺是通过破碎和自磨与球磨相结合而完成的, 通过三段细磨后才能进入多段磁选。所以在磁铁石英岩选矿工艺中, 要想能够排出单体脉石, 则需要采用阶段磨矿和磁选相结合的流程, 这样对于下一阶段的磨矿量的降低也起到了一定的作用。

2 磁铁矿石的选矿

磁铁矿石属于矽卡岩型矿石, 是一种具有亚铁磁性的矿物, 其主要成分以四氧化三铁为主, 是重要的炼铁材料。具有较广泛的分布, 其成因也较为复杂。在磁铁矿石中其主要成分为磁铁矿物, 还有部分硫化矿物, 部分矿石中还含有一些有色金属等。其脉石为矽卡岩。矿石呈斑点状.角砾状, 带状和块状。由于磁铁矿中的磁化系数与磁铁石英岩较为相似, 所以在进行选矿时, 则可以利用磁选法回收磁性矿物。其在进行分选工艺流程时, 也是以破碎和磁选相结合的方式进行。通常是以二至四段破碎, 然后再配以一至二段干式磁选。而且进一步深选产品时, 则需要经过细磨后还要进行湿式磁选, 这样才能确保最后获得铁精矿产品。在进行磁铁矿石选矿工艺中, 通常采用磁选———浮选或浮选———磁选等工艺联合进行, 这样不仅能够有效的提高铁精矿的品位, 而且还可以产生相应的稽矿产品, 实现精矿的有效胶硫。在对磁铁矿石进行脱泥时, 通常选用一般的磁选机就可完成, 而且利用全循环供水流程, 有效的实现了水的循环利用, 降低了生产成本。

3 赤铁矿和赤———磁铁矿石的选矿

3.1 目前通过对入选矿石的统计表明, 其中以赤铁矿和赤———磁铁矿石所占比例较大

我国的赤铁矿石的结构主要以细粒和微细粒嵌布的浸染状为主。其主要成分以赤铁矿和石英为主。而且赤———磁铁矿石中其成分以赤铁矿和磁铁矿为主, 但两者之间在比例上有着较大的变化, 通常根据比例来将其划分为矽卡岩型和镜铁矿型。

3.2 赤一磁铁矿石的选矿工艺

现在多采用磁选———重选流程、磁选———浮选流程或重选———磁选———浮选流程。有的选厂先用重选方法回收赤铁矿。再从重选尾矿中用磁选方法回收磁铁矿。也有用浮选法进行精选, 或在最后一段选别前用细筛处理。磁选———重选流程首先用弱磁场磁选回收磁铁矿, 而后用重选法从磁选尾矿中回收赤铁矿, 而磁选———浮选流程则以浮选作为分选赤铁精矿的主要过程, 用重选法回收粗粒赤铁矿和磁铁矿, 用磁选法回收细粒磁铁矿。

3.3 赤铁矿石的选矿

可采用洗矿、重选、浮选、磁选和焙烧磁选法, 或用浮选和电选作为精选作业, 按不同矿石性质组成不同形式的选矿工艺流程。对粗粒或块状矿石混入贫化物料时, 多用蕾悬浮液选矿。有些选矿厂对粒状矿石采用跳汰选矿, 对于中细粒矿石用螺旋选矿机进行重选, 或用强磁选机进行磁选。对于微细粒嵌布的石英铁质岩用浮选法或焙烧磁选法来处理。

3.4 钒钛磁铁矿石的选矿

钒钛磁铁矿石中的磁铁矿与钛矿物连晶, 颗粒粗大。脉石为辉长岩橄榄岩和绿泥石, 颗粒分布不均且难细磨。矿石可磨性系数约为磁铁石英岩的1/2。属于易选、难磨和矿物纯度低的矿石, 伴有工业品位的铍和钒钴镍等有用元素。

3.5 褐铁矿的选矿

褐铁矿石的选矿褐铁矿石主要呈鲡状, 粉状和致密块状结构, 鲕粒大小不一, 除主要矿物为褐铁矿外, 还含有少量赤铁矿菱铁矿。脉石主要为石英、碌泥石、方解石、泥质物和黏土等矿物, 还含有锰磷坤等杂质。目前广泛采用洗矿, 重选, 磁选联合流程。

3.6 细粒嵌布磁铁矿选矿

主要表现在选矿工艺的发展和完善, 选矿设备的更新和改造, 选矿综合指标的不断提高等方面:采用新型破碎机, 或改造旧有圆锥破碎机, 或改开路破碎流程为闭路破碎漉程, 以降低磨矿能耗, 减小了磨矿石粒度, 提高了磨机处理能力。

3.7 细粒嵌布赤铁矿石选矿

细粒嵌布赤铁矿石的开发利用, 促进了赤铁矿浮选、重选、强磁选和焙烧磁选等选矿工艺的发展。赤铁矿全浮选流程。采用脂肪酸类阴离子捕收剂, 碳酸钠作矿浆调整剂 (矿浆p H值为9.10) 。浮选赤铁石英岩类型矿石中的赤铁矿, 解决了矿浆黏度太, 精矿脱水难等问题。采用二段浓缩作业。降低了金属流失;强磁一浮选流程。主要特点是通过强磁选将矿石中的单体石英和易泥化的绿泥石等脉石矿物在粗摩条件下排出, 成为合格精矿, 从而为进一步细磨和浮选创造有利条件, 焙烧———磁选流程。

3.8 磁———赤铁矿石选矿

3.8.1 重选———磁选———浮选流程。在对磁———赤铁矿石进行粗磨时, 不可避免的会出现部分铁矿物呈现单体解离的情况, 通过重选———磁选———浮选流程可以及时回收部分粗粒级铁矿物, 而且各中间产品也能够及时进行回收, 有效的提高了优质铁精矿产品的回收率。

3.8.2 磁选———重选流程。部分磁———赤铁矿石呈细粒嵌布, 对于这种情况则利用磁选来将部分磁铁矿物进行回收, 然后再利用尾矿用螺旋溜槽和离心选矿机来对弱磁性矿物进行回收。

3.8.3 连续磨矿———磁选 (弱磁———强磁) ———反浮选流程。

3.9 多金属铁矿石选矿

对于矿石中的铁、铌和稀土等矿物则可以采用弱磁———强磁———浮选联合流程进行回收。通过对将矿石粒度磨到一定程度时, 然后将磁性铁矿物利用弱磁选回收, 利用弱磁选来分离出含铁硅酸盐, 这样就可以实现稀土矿物和铌矿物的初步富集, 然后再利用浮选法来进行回收, 从而确保回收到高质量的稀土和铌精矿产品。

4 结束语

对于低品位铁矿资源, 由于具有其自身的独特性, 所以在开发利用上也与其他矿产资源具有较大的不同之处。所以为了确保低品位铁矿资源能够得到更好的开发利用, 则需要对其采矿工艺进行不断的探索和研究, 从而确保实现在开发过程中实现预期的利润, 确保产值的最大化。

摘要：我国地大物博, 矿产资源丰富。在当前钢铁业发展过程中, 铁矿石作为不可或缺的重要生产加工原材料, 对推动钢铁企业的发展至关重要。我国的铁矿石储量相对来讲还是较多的, 但矿产资源质量不高。所以需要在选矿上下足功夫, 以便于铁矿石能够得到更好的开发和利用。文章分别对磁铁石英岩的选矿、磁铁矿石的选矿及赤铁矿和赤——磁铁矿石的选矿进行了具体的分析, 为铁矿石的开发奠定了良好的基础。

关键词：低品位,铁矿石,磁铁矿,赤铁矿,选矿工艺

参考文献

[1]叶力佳.河北某低品位铁矿选矿工艺流程研究[J].矿冶, 2009 (12) .

[2]华炎生.紫金山金矿低品位矿石选矿工艺优化研究[J].黄金, 2007 (3) .

试论选矿的工艺和流程 第8篇

在我们设计选矿的工艺流程时, 我们要细心认真的进行工艺流程的计算, 其中包含着数量、质量、矿浆等因素的准确计算, 然后结合有关的计算数据来选择玄抗的设备, 以及需要消耗的原材料的估计和预算, 这样才能够既经济又有效。相反, 如果我们的计算不够准确, 甚至是没有相关的预算, 就会出现很多既费时又费力的现象, 很长时间内都无法寻找到良好的平衡点。本人结合自己多年的选矿工作的经验和经历, 对选矿的工艺流程谈谈自己的看法和建议, 帮助大家分析选矿过程中工艺流程计算的条件、方法, 希望能够在以后的工作中给予大家一定的帮助。

1 简述现阶段我国矿产开发过程中存在的问题

虽然科学技术在近几年的快速发展之后, 我们在经济和技术上取得了空前的发展成果, 使得我们国家的矿产领域得到了迅猛的发展, 使得我国的国民经济得到了惊人的发展, 但是, 任何事情都不会十全十美, 在这样快速发展的过程中, 在我们矿产的选矿行业中还是存在着一定的问题和弊端。首先, 我国的地势十分复杂, 矿质体的结构也十分具有特点, 使得矿产的分布形式和结构存在着很大的不同, 这就为我们的选矿效果带来了很大障碍, 从而不得不使我们提高自己的选矿成本, 在矿产开发的过程中必须配备不同的选矿设备和技术, 而且只有这样才能够取得良好的效果;其次, 就是资源储存量的快速下降, 在我国对着越来越多的人投入到矿产开发的行业, 矿产被开发利用的速度逐渐增快, 这样原本就很稀缺的矿产资源就会面领着数量频发的严峻形势, 虽然我国在这个方面也作出了一些努力, 却还是出现了资源短缺的现象, 这也就在无形中给选矿专业增大了技术和设备的和压力, 给我们提出了更好的要求;最后, 我国在资源划分的过程中比较细腻, 这样就会出现十分丰富的资源种类, 在原本就很稀少的矿物资源面前, 每个种类就会更加稀缺, 由此也就为我们的选矿工艺和流程带来了更大的困难。

为此, 我们在矿产资源开发的总体大趋势下, 一定要决定好自己所利用的选矿工艺和流程, 并且能够在准确的了解矿物质的特点和选矿的工艺流程之后, 大胆的穿心和探索更加有效的选矿技术, 不断提高我们选矿工艺的效率和水平, 从而促进整个矿产产业的科学、快速发展。

2 简述矿物质的性质以及特点

想要使我们选矿的工艺和流程更加具有高效化, 就必须做到“石材施工”, 为此我们就必须全面了解、牢固掌握我们所开采的矿产的性质和特点以及所选矿物质的特点和性质:

由于我国矿产的分布不集中, 矿物质的种类比较繁多, 而且矿物资源十分缺乏等情况, 我们必须充分发挥选矿工艺流程的特点来扬长避短, 从而最大限度的开发和利用我们的宝贵矿产资源。为此我们在动工开采和选矿的过程中一定要做好充分的取样调查和计算准备, 确保自己全面正确的掌握其特点和性质, 然后结合这些因素选择最为适宜的选矿工具。

例如, 我们在西南煤厂进行选矿工作之前, 对其进行了全面的、科学的调查和研究, 发现其矿石主要形式是赤铁硬研为主, 在这其有用的矿物质主要是半假象的赤铁矿, 并且还有少量的各种金属矿石, 这样形式丰富多样的矿产种类给我们的选矿工作带来了很大的不便, 并且矿石的分布情况和结构也给我们的工作带来了一定的难度。但是, 由于我们在开工之前做好了充分的准备和调查, 并且在设计和计算的过程中也都考虑了这些因素, 寻找了最有效的选矿方式, 利用了最适宜的设备和技术, 才确保顺利、高效的完成选矿工作。

3 选矿过程中工艺流程计算的基本条件

在设计选矿的工艺流程过程中我们必须具有基本的选矿指标:在选矿的工艺流程中基本指标使我们通过对所要选择的矿物质进行取样研究或是计算、测量得到的, 并且在我们计算工艺流程的过程中就结合这些数据和内容。例如, 在取样研究的过程中我们需要清楚的得到所选择矿物质的宁都、品味等指标。这样才能够确保工艺流程的基本计算, 准确的定位和设定选矿的工艺流程。

在选定指标的时候我们必须要让基本指标达到要求的数目, 这样才能够得以准确的计算;而且在选定指标的过程中不要与试验的数据完全相同, 要给自己留有一定的余地, 这样才能够保证自己的品味低于试验的指标, 才能够使精矿的数量大于试验的, 最后抛弃的尾矿数目才能够小于我们的试验;在对黑色金属进行选择的时候, 我们一般把品位数确定为整数的百分数或是小数点后好记录的数据, 这样才能够使数据计算起来比较方便。

4 选矿过程中工艺计算的基本方式方式

在选矿工艺流程的设计和计算过程中, 会根据选矿的不同要求和流程的不同, 在计算中存在着不同的难度, 为此, 我们就要根据具体的要求和情况, 来选择最为适宜的计算方式, 例如, 在我们最初的研究阶段, 我们可以忽略一些不必要的中间作业, 制作忽略的尾数计算, 这样便会减轻我们的工作量, 使计算更加简便和准确;在初步设计选矿的工艺和流程时, 我们要仔细认真的按照科学的方法进行准确的计算。并且在选矿的工艺流程计算中拥有很多的公式和方式, 我们必须结合自己的计算的特点和方式来选择适宜的公式。这样才能够确保自己的计算十分精确, 在工作的过程中才能够省时省力。

同时我们还需要注意在选矿过程中对矿物质的基本操作, 以及矿物质所特有的化学性质, 并且最大限度的利用这些内容来简化我们的选矿流程, 从而使我们的选矿工作取得良好的效果。

总之, 矿产产业的发展是社会不断发展的趋势, 也是我们经济生活不断进步而必须存在的行业, 同时也是保障我们日常生活多必须的矿质体的主要手段。为此, 我们必须重视我国的矿产开发产业, 重视选矿的工艺和流程, 运用最科学、有效的方式来提高我们选矿工作的质量和效率。

摘要：在我们设计选矿的工艺流程时, 我们要细心认真的进行工艺流程的计算, 其中包含着数量、质量、矿浆等因素的准确计算, 然后结合有关的计算数据来选择玄抗的设备, 以及需要消耗的原材料的估计和预算, 这样才能够既经济又有效。

重钢太和铁矿选矿工艺设计优化 第9篇

1 原矿性质

太和铁矿为晚期岩浆分异矿床。矿石中有多种矿物成分,其中金属矿物有氧化矿物和硫化矿物,脉石矿物有原生矿和次生矿两类。

矿石依其含铁量的划分为高品位(Fe1)、中品位(Fe2)、低品位(Fe3)、及表外矿(Fe4)四种类型,其结构、构造和矿物成份大致相同。

高品位矿石(Fe1)一般呈致密块状及云雾构造,含铁量大于45%,占表内矿石总量的7.8%。中品位矿石(Fe2)一般呈斑朵及致密浸染状构造,含铁量为30%～45%,占表内矿石总量的43.4%。低品位矿石(Fe3)一般呈中等浸染状、稀疏浸染状及条带状构造,含铁量为20%～30%,占表内矿石总量的48.8%,表外矿(Fe4)以稀疏浸染状为主,含铁量为15%～20%。

矿物主要化学成分见表1,含量见表2。

2 选矿试验研究简述

全矿区脉石平均粒径为1.67mm,钛磁铁矿平均粒径为0.37mm,钛铁矿的平均粒径为0.55mm,硫化物的平均粒径为0.15mm。金属矿物中铁、钛矿物粒度粗于硫化矿物类粒度,脉石矿物颗粒较金属矿物粗大,有利于采用粗粒抛尾的和“阶磨阶选”选矿工艺。

太和铁矿属于多金属矿床,主要回收钒钛磁铁铁精矿、钛精矿并综合回收钴硫精矿。

选矿产品的理论指标:铁精矿TFe品位56.55%,回收率74.96%,钛精矿品位48%～49.09%,回收率56.64%～50.92%。

2.1 选铁试验

大量的选铁试验研究表明,选铁工艺采用原矿磨至-0.4mm,经过一粗、一扫、一精的磁选流程可获得合格的钒钛铁精矿。太和铁矿1985年建成投产的70万t/a的选矿厂就是按此流程进行设计的。

为了进一步提高钒钛铁精矿品位,2003年太和铁矿对原有70万t/a生产线进行了技术改造,将一段磨选流程改造成二段阶磨阶选流程。改造后铁精矿品位提高到56.5%左右,但回收率较改造前大幅度降低,仅为68%左右。为此委托长沙矿冶研究院进行了选矿试验研究,获得了较好的选矿指标,选铁原则流程见图1,试验结果见表3。

2.2 选钛试验

1990年,地质矿产部矿产综合利用研究所利用太和铁矿70万t/a铁选厂生产的选铁尾矿进行了选钛试验。试验采用的流程为:选铁尾矿—一段强磁选—磨矿、分级—中磁扫铁—二段强磁选—浮硫—浮钛,获得了TiO2品位为48%的钛精矿,TiO2回收率为56.64%,同时可以综合回收硫精矿和次铁精矿。选钛原则流程见图2,试验结果见表4。

选钛试验表明,采用“强磁抛尾—粗精矿再磨—强磁选”的流程,可以大量抛弃合格尾矿,减少浮钛入选量和药耗,优化了浮选,并有明显的经济效益。

采用“阶磨阶选”工艺选铁,“强磁—浮选”工艺选钛,经260万t/a选矿厂的生产实践,表明是适合其该矿石性质特点的选矿工艺,其流程结构合理,生产稳定可靠,技术经济指标先进,已成为国内处理该类型矿石的成熟工艺。

3 选矿工艺流程设计主要特点

3.1 采用洗矿筛与槽式擦洗机联合洗矿流程强化细粒级物料的洗矿

由于矿山为露天开采,开采初期原矿含泥量大。粗破碎后的原矿必须进行洗矿才能解决中细碎、筛分、溜槽及矿仓堵塞的问题。

选矿厂原来的洗矿流程是振动筛洗矿,振动筛下细粒采用直线筛脱水工艺,由于-10mm粒级物料比例较大,且含泥、沙量较高,仍旧存在堵塞的问题,必须对-10mm粒级进行洗矿。直线筛改为擦洗机细粒物料的洗矿得到很好的解决,通过两段联合洗矿流程来强化细粒级物料的洗矿效果。

设计选用了SANDVIK LF2460D-W双层洗矿筛和美国杰弗朗机械设备有限公司TTCW3618双拼粗砂洗矿机联合洗矿。LF2460D-W双层洗矿筛主要处理+10mm的矿石,-10mm的物料由TTCW3618洗矿机处理。

美国杰弗朗机械设备有限公司生产的TCW3618双拼粗砂洗矿机处理干矿能力为200t/h,选择2台就能满足工艺要求,且每台设备的占地面积只有国产设备的一半。

3.2 采用高压辊磨进行超细破碎以降低选矿工序能耗

设计破碎流程采用“三段一闭路破碎+高压辊磨”工艺,以节省能耗,提高磨矿的处理能力,将细碎产品适当放粗的物料给入高压辊磨闭路流程,高压辊磨闭路筛下产品进入磨矿。

为了进一步验证高压辊磨机对球磨机磨矿能力的影响,太和铁矿采用1台GM1500/800高压辊磨机进行了工业试验,得出如下结论:

(1)由于入磨粒度降低(高压辊磨前入磨粒度F80=10mm, 高压辊磨后入磨粒度F80=5mm),Ф3645球磨机的处理量由112t/h上升为146t/h,提高30%。

(2)使用高压辊磨系统后铁精矿的单位电耗由45.95kwh/t铁精矿矿(不包括水系统和脱水),下降为42.64kwh/t铁精矿矿(不包括水系统和脱水),降低了3.31kwh/t铁精矿。

高压辊磨多项试验和研究表明:高压辊磨作业能大幅度提高产品的的粉矿含量,使平均粒度大幅下降。同时使各颗粒内部产生大量的微裂纹,矿石易碎性大幅改善,使后续碎磨变得更加容易和高效,实现了“多破少磨”的目的。

设计中也考虑了破碎的旁路系统,如果高压辊磨机出现问题,矿石也可只经细碎筛分(筛孔改小)进入磨选系统,这样可以灵活的组织生产提高设备的作业率。

3.3 集成脱磁器的应用成功解决钒钛磁铁矿的脱磁问题

攀西地区钒钛磁铁矿选矿的另一特点就是矿石矫顽力大,脱磁难度大。脱磁效果不好,严重影响分级、过滤及最终精矿品位。通过多年的试验和生产验证,使太和钒钛磁铁矿的脱磁问题得到攻克。但脱磁器的最大规格只能达到DN100,大于DN100的脱磁效果差,剩磁严重。本工程磁选系统设计虽然已经分成了几个系列,但是由于单台设备的磁选精矿量较大,精矿管的管径远远大于DN100,无法直接安装常规脱磁器进行脱磁,为此设计采用集成脱磁器成功解决了太和钒钛磁铁矿的脱磁问题。

集成脱磁器的单个脱磁器内管为Ф110mm×5mm,管长为2000mm,材质为聚乙烯高温耐磨管,脱磁器线圈的规格为:Ф130mm(内径)×Ф160mm(外径)×900mm(长),每个脱磁器线圈均带有一个控制柜,也需有足够的集成脱磁器安装高差和控制柜的安装空间。

4 结 语

1.攀西钒钛磁铁矿属于多金属矿床,主要回收的有用金属为铁、钛、钒、硫钴。钒、钛属国家稀缺、重要的战略性物资,是世界公认的稀有资源,但目前综合回收的选矿生产指标还不是很理想,如钛精矿品位只有47%左右,回收率只有35%左右,如何进一步提高产品的品位和回收率指标,是选矿工作者需要继续攻克的课题。

2.在选矿设计中必须密切与现场实际生产情况相结合,把以往生产中出现的问题在设计中得到解决,为选矿厂顺利投产奠定基础。

3.采用了高压辊磨工艺,经过工业生产验证可大大降低选厂的碎磨成本,提高选厂的经济效益。

摘要：通过对重钢太和钒钛磁铁矿的矿石性质特点及选矿试验结果的分析,确定了太和铁矿630万t/a选矿厂合理的选矿工艺流程。并对流程结构、工艺设计特点等进行了综合论述。

关键词：钒钛磁铁矿,选矿工艺,设计优化

参考文献

[1]太和铁矿选钛试验报告[R].成都:地质矿产部矿产综合利用研究所,1990.

[2]刘建远,黄瑛彩.高压辊磨机在矿物加工领域的应用[J].金属矿山,2010(6):1-8.

四川某铅锌银矿选矿工艺研究 第10篇

1 矿石性质

1.1 矿物组成

对矿石进行化学成份分析, 原矿主要化学成份分析结果见表1。分析结果显示:该矿物是以铅、锌、银为主的多金属矿石。主要金属矿物有方铅矿、闪锌矿。此外还有少量的白铅矿、菱锌矿、褐铁矿、赤铁矿和磁黄铁矿。脉石主要有方解石、白云石、石英、石膏、绢云母等, 银多富集在方铅矿中。

1.2 矿石物相组成

矿的化学物相分析结果见表2。分析结果表明:矿物主要以硫化矿为主, 矿石中铅、锌的氧化率分别为8.51%、4.41%,

1.3 试验流程

该矿物的主要有用成份是铅、锌、银, 是一个铅低锌高的矿物, 同时铅、锌的氧化率较低, 以硫化矿为主, 因此采用优先浮选法, 即先选铅后选锌, 银富集在铅锌精矿中回收。

2 试验结果与讨论

2.1 铅捕收剂的试验

选铅捕收剂常用的是乙硫氮、苯胺黑药, 乙黄药, 本次试验就三种捕收剂进行了对比试验 (验流程见图1) 。试验结果表明, 使用黄药作捕收剂, 铅粗精矿中的锌杂质偏高, 铅品位偏低;乙硫氮、苯胺黑药两种捕收剂都可用于该矿石的选别, 只是采用乙硫氮选别时用量稍大一些。后面的试验选取苯胺黑药作选铅的捕收剂。

表3是粗选苯胺黑药的用量对铅锌浮选指标的影响, 由表可见, 随着捕收剂用量的增加, 铅粗精矿中的铅品位逐渐上升, 铅回收率也相应增加, 在50g/t后, 回收率和主品位都有所下降, 因此粗选采用50g/t的苯胺黑药用量。

2.2 铅粗选抑制剂筛选试验

对于含铅锌的矿石, 采用优先浮选法优先选铅就要控制好选铅时锌的上浮量, 锌上浮多了既要影响铅精矿的质量, 同时也损失了锌回收。抑锌常用的是硫酸锌与亚硫酸钠组合或硫酸锌与硫化钠组合或硫酸锌与碳酸钠组合。通过三种组合抑制剂的对比试验发现:硫化钠+硫酸锌组合不仅使锌受到抑制, 同时铅也得到了一定的抑制, 而硫酸锌与碳酸钠组合含锌较高, 因此选取亚硫酸钠+硫酸锌组合。亚硫酸钠+硫酸锌用量配比常规是1∶2, 考虑到矿物的差异, 试验了配比1∶1, 1∶2, 1∶3三种情况, 试验的结果表明亚硫酸钠+硫酸锌用量配比1∶1的指标较好。

对亚硫酸钠+硫酸锌加入点进行了对比试验, 试验的结果见表4。由表4结果可见, 在两种加药条件下, 铅粗精矿含锌变化不大, 但对铅品位有影响, 加入球磨机处铅粗精矿的铅品位比加入浮选前的高。在以后的试验中, 采用加入球磨机的条件。

表5是亚硫酸钠+硫酸锌用量配比1:1的结果, 从表中结果可见, 随着抑制剂用量的增加, 铅粗精矿中的锌杂质有所降低, 铅品位逐渐升高, 在300g/t以后锌含量相近, 铅含量开始下降。因此选取300g/t+300g/t的用量作为后续试验的条件。

2.3 选铅作业选别时间的影响

考察了铅粗选和扫选时间对指标的影响, 结果见表6。试验的结果表明, 两种条件下指标相近, 因此采用4+2的浮选时间。

2.4 选锌石灰用量试验

不同的矿物在不同的PH范围有不同的活性, 根据经验, 硫化锌在一定的碱性条件下有一定的活性, 调碱性常用石灰作调整剂。变化石灰的用量, 探索不同的PH值对选锌作业的影响, 试验结果见图2。

从试验的现象来看, 加入石灰后, 泡沫层丰富并且稳定性好, 试验的指标也显示:随着石灰用量的增加, 锌品位和回收率都逐渐升高, 用量大于4.5kg/t以后, 升高的速度放缓, 因此选择石灰用量4.5kg/t。

2.5 硫酸铜与丁黄药的用量试验

变化硫酸铜与丁黄药的用量, 试验结果表明:粗选+扫选用量为硫酸铜400+100g/t与丁黄药50+10g/t的指标最好。前面的条件试验显示, 该矿石分离趋势明显, 在选铅作业中, 即使加入很少量的抑制剂, 锌上浮量也很少, 而大部分的铅在很短的时间上浮了;选锌作业, 在高碱条件下选别效果较好。

3 闭路试验

根据前面试验的最佳条件进行闭路试, 在这里选择了三种细度条件进行闭路试验, 试验流程见图3, 闭路试验结果见表7。

有表7结果可见标来看, 细度从71%增加到91%, 铅精矿的品位变化较大, 其他指标影响较小。银的回收率不高, 在铅精矿中只有30%左右, 锌精矿中27%左右, 尾矿中的银占到40%, 说明还有相当部分的银以其它形式存在。

4 结论

(1) 选铅作业中, 采用亚硫酸钠和硫酸锌组合按1:1的比例抑制效果较好。选锌作业采用高碱工艺, 选别效果更好。

(2) 在磨矿细度71%-200目的条件下, 可得到铅精矿含铅58.36%, 锌5.43%, 铅回收率91.98%;锌精矿含锌56.76%, 铅0.3%, 锌回收率94.96%, 银总回收率57.84%的选矿指标。

参考文献

[1]刘德军, 代淑娟, 秦贵杰.内蒙古某铅锌矿铅锌分离的研究与实践[J].有色矿冶, 2000 (3) :8-11.

[2]孙伟, 张祥峰, 刘加林, 等.云南沧源某氧化铅锌矿浮选工艺研究[J].金属矿山, 2012 (3) :78-81.

[3]黄承波, 魏宗武, 林美群.云南某氧化铅锌矿选矿试验研究[J].中国矿业, 2010 (5) :75-77.

[4]叶贤东, 文书明, 汪伦.开路粗选在会理锌矿的应用研究[J].有色金属 (选矿部分) , 2001 (2) :18-20.

[5]陈志强.金狮岭铅锌矿选矿工艺的研究[J].广东有色金属学报, 1995 (2) :109-113.

江西某铜矿选矿工艺试验研究 第11篇

1 矿石性质

1.1 原矿多元素分析

原矿多元素分析结果见表1。

*单位为g/t。

由表1可见, 本矿石铜品位为0.82%, 已达工业品位要求, 为主要回收元素;银品位为1.10 g/t, 达到综合利用品位要求;金、锌等其他元素含量均未达到综合利用标准, 暂无回收价值, 但可使金在选矿产品中的富集, 达到综合回收的目的。

1.2 原矿矿物组成

岩矿鉴定结果表明, 矿石中金属矿物主要为黄铜矿、黄铁矿, 次要为闪锌矿、磁铁矿, 微量为方铅矿、斑铜矿和辉铜矿等。非金属矿物主要为绢云母、石英和绿泥石, 次要为菱铁矿、方解石和长石, 微量为锆石、磷灰石等。

1.3 矿石中有益元素的赋存状态

铜为矿石中主要的回收金属, 经岩矿鉴定和电子探针分析结果表明, 铜主要以黄铜矿的形式存在, 占到全铜含的95.41%, 其他铜主要存在于斑铜矿和辉铜矿中。矿石中黄铜矿矿物为2.40%, 黄铜矿中含Cu为32.60%。根据光片观察和砂光片电子探针扫描, 均未发现金、银独立矿物。黄铜矿含金为0.32%, 含银为0.02%;闪锌矿含金为0.86%;黄铁矿含金为0.11%, 含银为0.01%。黄铜矿中含银相对较其他硫化物高, 闪锌矿中包含金相对较多, 其次为黄铜矿、黄铁矿。

2 试验研究

矿石物质组成研究结果表明, 该矿石为硫化铜矿石, 铜矿物具有良好的可浮性, 确定采用浮选工艺流程进行试验研究[1,2,3]。

2.1 磨矿细度试验

磨矿细度是影响选矿指标和选矿成本的主要因素之一。为此, 在固定药剂的条件下进行了磨矿细度试验, 试验流程见图1, 试验结果见图2。

从图2可以看出, 随着磨矿细度的增加, 铜精矿品位和铜的回收率逐渐增加;但是, 当磨矿细度增至-0.074mm 85%以后, 铜的回收率开始下降, 尾矿铜品位增高, 这说明本矿石中所含绿泥石等脉石矿物在磨矿过程中易于泥化, 磨矿细度太细将导致泥化严重, 影响选铜效果。根据试验结果, 选择磨矿细度-0.074mm为75%。

2.2 铜粗选条件试验

2.2.1 捕收剂种类与用量试验

目前, 硫化铜矿物浮选的捕收剂种类繁多[4], 为了确定适合于本矿石铜的捕收剂, 选择乙基黄药、丁基黄药、SN-9#、Z-200等几种常用捕收剂在磨矿细度为-0.074mm 75%的条件下, 进行对比试验研究, 试验结果见表2。

由表2可知, SN-9#对铜的捕收能力较强, 选择性较好, 铜的品位和回收率均较高。选择SN-9#作为本矿石铜的捕收剂。因此, 选择SN-9#作为本矿石铜的捕收剂。SN-9#用量试验结果见图3。

从图3可以看出, 随着SN-9#用量增加, 精矿铜品位逐渐降低, 精矿中铜的回收率逐渐增加;当SN-9#用量增至60g/t时, 铜的回收率提高幅度不大。综合考虑, 选择SN-9#用量为45g/t。

2.2.2 2#油用量试验

以2#油作铜浮选起泡剂, 并进行了用量试验试验, 结果见图4。

从图4可见, 随着2#油用量增加, 精矿铜品位逐渐降低, 铜的回收率不断增加;当2#油用量增至80 g/t时, 铜的回收率提高幅度较小, 脉石矿物大量上浮, 铜精矿品位明显下降。综合考虑铜精矿品位和回收率, 选择2#油用量为60 g/t。

2.3 铜粗精矿精选试验

原矿经过粗选所获铜粗精矿品位为17%左右。据镜下观察, 铜粗精矿中除黄铜矿之外, 主要为绢云母、石英、绿泥石等脉石矿物, 其次为黄铁矿和闪锌矿等金属硫化物。精选的目的是分离出铜粗精矿中的脉石矿物、金属硫化物等非目的矿物, 提高铜精矿品位, 获得质量合格的铜精矿。试验结果见表3。

2.4 闭路试验

在条件试验和开路试验的基础上, 进行了浮选闭路流程试验。试验流程见图5, 试验结果见表4。试验结果表明, 采用“一粗一扫三精”的浮选流程及其工艺条件, 从原矿中获得产率3.76%的铜精矿, 铜精矿中含铜21.73%、银29.0 g/t、金1.03 g/t。精矿中铜回收率为98.21%、银回收率为88.31%, 其选别指标达到国内外同类型矿石先进水平。

*单位为g/t。

3 矿山技术经济分析

根据矿床储量、建设条件和选矿试验指标, 拟建一个采选规模300 t/d的矿山企业, 该矿年含税销售收入2942.12万元, 年所得税234.93万元, 年税后利润704.79万元, 投资利润率24.35%, 投资利税率34.31%。其结果表明, 该矿由于铜品位较高, 选矿工艺流程简单, 选别指标较好, 因此具有较好的开发经济效益。

4 结论

(1) 矿石性质研究表明, 该矿石中铜主要以黄铜矿等硫化铜形式赋存, 属硫化铜矿石。矿石中金、银等伴生有益组分, 虽然含量低, 但与黄铜矿、黄铁矿、闪锌矿等硫化物关系密切, 在选矿过程中将随黄铜矿等硫化物一块富集, 可综合回收利用。

(2) 针对该矿石性质, 采用“一粗一扫三精”的浮选流程从原矿中可获得产率3.76%, 含铜21.73%、银29.0 g/t、金1.03 g/t, 回收率铜为98.21%、银为88.31%的铜精矿。试验结果表明, 该矿石铜、银、金等有用组分可选性能良好, 通过选矿富集可供工业利用;所制定的选矿工艺流程符合本矿石性质, 选别指标良好。

(3) 根据矿床储量、建设条件和选矿试验指标, 对本矿的未来开发经济效益进行了初步分析, 其结果表明, 该矿具有较好的开发经济效益。

参考文献

[1]胡真.西部某低品位硫化铜矿选矿工艺流程的研究[J].有色金属 (选矿部分) , 2004 (6) :14-17.

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