选矿工艺精选(九篇)

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第1篇：选矿工艺范文

【关键字】铜铁矿，选矿工艺，研究分析

中图分类号：O741+.2 文献标识码：A 文章编号：

一．前言

加强对铜铁矿选矿工艺的研究和分析，不仅仅可以促进我国在铜铁矿选矿工艺方面的发展，促进矿业的开采，同时还有利于促进我国的经济发展，加大对优质铜铁矿的开采力度。

二．矿石性质

如表1所示,该矿石中有价元素铜的平均含量为0.85%,主要铜矿物为黄铜矿,此外有少量铜蓝、斑铜矿。黄铜矿主要呈粒状集合体或层状分布,边界平滑,易于解离;少量黄铜矿呈细小粒状包裹于磁铁矿、赤铁矿等氧化铁矿物中,铁含量为22.23%,主要铁矿物为磁铁矿,其次有磁赤铁矿、假象磁铁矿、黄铁矿、针铁矿、纤铁矿等;脉石矿物主要为方解石、硅酸盐等。原矿铜物相分析结果如表2所示。

以- 3mm 综合样压制砂光片, 在显微镜下可以看出, 黄铁矿嵌布粒度较细, - 74μm 占 85.5%, 且少量黄铜矿呈细小粒状包裹于磁铁矿、赤铁矿等氧化铁矿物中, 或呈细小粒状、乳滴状嵌布于闪锌矿中构成固溶体分离结构, 因此, 会对铜的回收造成一定的影响; 磁铁矿主要分布在 0.15～0.013mm,粒度较粗, 单体解离较易, 但磁铁矿中常包裹有黄铁矿、黄铜矿及脉石矿物包裹体, 同时矿石中脉石矿物铁染严重, 故而势必影响到铁的回收。

本试验中的硫化铜矿和黄铁矿嵌布粒度较细,呈层状或细小粒状,且少量黄铜矿包裹于磁铁矿、赤铁矿等氧化铁矿物中呈细小粒状,因此对铜的回收会造成一定的影响;磁铁矿粒度较粗,单体解离较易,但磁铁矿中常包裹有黄铁矿、黄铜矿及脉石矿物包裹体,因而浮选势必带走部分铁,从而影响到铁的回收率。

三．试验结果与讨论

针对该矿石的性质特点,经查阅参考文献,最终确定采用浮选—磁选联合流程,即先浮选铜矿物,后磁选铁矿物。浮选回路将原矿磨至70% -74μm后,采用1次粗选、3次扫选、2次精选获得铜精矿,浮选药剂有矿浆抑制剂石灰、捕收剂丁基黄药、起泡剂2#油。磁选铁回路将浮选铜尾矿作为选铁回路的给矿,经过磁选获得铁精矿。

1.铜浮选试验

（一）铜浮选捕收剂用量试验

该铜铁矿石铜矿物主要为黄铜矿,但其中次生氧化铜和结合氧化铜各占2.35%。这些铜矿物与原生铜矿物相比,不仅可浮性差异较大,还严重影响了硫化铜矿物的可浮性,且不易回收,但其含量少,对选矿指标的波动影响很小。

针对以上问题,本文以原矿磨矿细度为70% -74μm、捕收起泡剂为丁基黄药+2#油,研究丁基黄药用量对铜矿物捕收的影响。试验流程和结果见图1。从图1可以看出,丁基黄药用量为(30+15) g/t对提高铜的回收率有较好的效果。

图1 铜浮选捕收剂用量试验结果曲线图

（二）探索试验

该矿石铜矿物性质比较简单, 主要为黄铜矿,但其中次生氧化铜和结合氧化铜各占 10%。这些铜矿物与原生铜矿物相比, 不仅可浮性差异较大, 还严重影响了硫化铜矿物的可浮性。如次生硫化铜,容易产生铜离子, 活化了硫化铁矿物, 在浮选过程中控制困难, 较易造成选矿指标的波动。而结合氧化铜不易回收。

针对以上问题, 探索试验对磨矿细度及调整剂进行确定, 原矿磨矿细度为 70%- 74μm, 调整剂石灰用量为 2000g/t,主要对铜矿物的捕收起泡剂进行了详细的试验研究。

（三）矿样磨矿细度条件试验研究

磨矿细度条件试验流程见图3,矿样在不同细度条件下的试验结果见表3。从表3中可知,磨矿细度为-200目80%时,铜精矿回收率较高,选别指标较好。

（四）矿样细度试验

铜铁矿石中有用矿物浸染粒度细, 有的次生硫化铜常在硫化铁矿物表面形成包裹层, 甚至呈固溶体存在, 很难单体解离。因此, 磨矿细度不够, 往往是许多选矿厂铜浮选回收率低的原因。考虑到试验矿样铜矿物嵌布粒度较细, 此处考察磨矿细度对铜矿物品位及回收率的影响。试验原则流程及试验结果见图 2。

从图 2 可以看出, 随着磨矿细度的增加, 铜矿物的品位逐渐降低, 而铜的回收率在磨矿细度为70%- 74μm 时为 92.79%, 此后随着细度的增加回收率的增加不明显, 因此, 综合考虑总体流程布局以及选矿成本, 确定浮选磨矿细度为 70%- 74μm。

（五）铜铁分离石灰用量试验

铜铁矿石中硫化铜矿物和硫化铁矿物共生,所以有效地抑制硫铁矿是提高铜矿品位的有效途径。本试验采用廉价黄铁矿抑制剂CaO,试验原则流程及试验结果如图4、5所示。从图5可以看出,抑制剂CaO用量为2 500 g/t能有效抑制黄铁矿,对提高铜的品位有较好的效果.。

图3 铜铁分离石灰用量试验流程图

图4抑制剂Ca0用量实验曲线图

（五）磨矿细度试验

铜铁矿石中有用矿物浸染粒度细, 有的次生硫化铜常在硫化铁矿物表面形成包裹层, 甚至呈固溶

体存在, 很难单体解离。因此, 磨矿细度不够, 往往是许多选矿厂铜浮选回收率低的原因。考虑到试验矿样铜矿物嵌布粒度较细, 此处考察磨矿细度对铜矿物品位及回收率的影响。

从试验中可以看出, 随着磨矿细度的增加, 铜矿物的品位逐渐降低, 而铜的回收率在磨矿细度为70%- 74μm 时为 92.79%, 此后随着细度的增加回收率的增加不明显, 因此, 综合考虑总体流程布局以及选矿成本, 确定浮选磨矿细度为 70%- 74μm。

2.铁磁选试验

将铜浮选试验的尾矿作为铁磁选试验的给矿,整个磁选回路由一次粗选和一次精选构成。经条件试验确定最终粗选磁场强度为 95.49kA/m, 精选磁场强度为 55.70kA/m。

由于磁铁矿中存在黄铁矿、黄铜矿及脉石矿物的包裹体, 在对铁精矿进行提纯时, 铁矿物的单体解离度不够好, 故而在进行精选之前首先对其进行再磨。再磨细度试验结果见图 3。

由图 3 可以看出, 随着再磨细度的增加, 铁精矿的品位依次降低, 但铁精矿的回收率却依次增大。综合考虑选别指标及生产成本, 最终确定铁粗精矿再磨细度为 92%- 74μm。

3.磨矿试验

由于该原矿中铁的嵌布粒度相差较大，而现场只有一段磨矿，为减少投资，不宜进行大规模改造，拟采用一段磨矿，因此控制合适的磨矿细度非常重要.试验中考查了磨矿细度对磁选效果的影响，即磨矿细度对铁精矿的品位和回收率及铁精矿中铜的品位和回收率的影响.从中表明，磨矿细度以一0. 074~$5%左右较合适，既可获得铁品位大于60%的铁精矿，铁回收率较高，同时铁精矿含铜也较低.

4.铜尾再选铁

磁选尾矿经浮选回收铜后的尾矿，其铁品位为29.25%，铁矿物主要为细粒的赤铁矿和褐铁矿.采用强磁选和摇床重选两种方案进行从选铜尾矿中再选铁的试验，采用强磁选和摇床重选两种方法从选铜后的尾矿中再选铁，虽然都能得到铁品位大于60%的合格铁精矿，但摇床扫选的回收率远高于强磁扫选的回收率.考虑到现场有一个停产的摇床车间，稍加改造即可投入生产，因此选用摇床扫选.

5.闭路试验

在条件试验确定的最佳工艺流程及条件下进行该铜铁矿石的闭路试验,闭路试验工艺流程及条件见图5,试验结果列于表4。

图5试验工艺流程及条件

四．结束语

综上所述，加强对铜铁矿选矿工艺的研究和分析，不仅仅可以促进选矿研究的发展，同时还有利于促进我国经济的发展，选矿工艺的研究是具有重大意义的。

参考文献：

第2篇：选矿工艺范文

关键词：钼矿选矿工艺；流程设计；解析

1 钼矿的选矿工艺

1.1 钼矿的选矿方法

（1）浮选法。辉钼矿一般都是对片层的形状，我国大多数都是根据钼矿的实际性能采用两道筛选，经过多次的精选工艺，对生产钼产品具有很大的影响，对环境的污染相对较小。

（2）浮磁重选法。其中对钼矿进行选矿的时候，其中含有大量的铁钼矿石，在对其进行选择的时候，采用的选取的矿物相对较多，提高资源的利用效率。

（3）浮选-电炉法。可用于含贵金属的共生钼矿，如铂钯等。

1.2 钼矿石的浮选流程

对于矿石在选矿的时候，很多都是采用的浮选方法，其中流程主要就是通过对以上的原则进行分析，具有两大类：（1）选矿采用的浮选工艺流程，在对钼矿石选矿的过程中，其中主要就是对原生钼矿石的采集，其中很多都是利用浮选工艺对钼矿石进行回收利用，同时也适用于含量较少的铜、铅硫化矿的钼矿石，对于单一的钼矿和铁钼矿可以大大的提高效率。（2）我们通过对钼矿石的有效的筛选，可以更好的保证矿石的回收，同时其中还含有大量的可以利用的副产品，对着些产品的回收也就十分的重要，可以提高经济效益，在处理铜矿中含有的钼矿、铅钼矿等。其中工艺流程也就很大程度是不一样的，在对铜和钼矿精选的时候一般分析三道进行操作。如图1所示。

1.3 辉钼矿选矿工艺实例

对于矿物中含有矿物中的磨矿物质，其中的细度为-0.074mm占有64%的时候，经过一次的粗选和一次的扫选，进行四次的精选进行选矿流程，其中含有的精矿物质含有钼45.91%，钼回收率95.39%。其中对于河南大型的钼矿具有51.68%，其中对于钼矿的回收率占有很大程度的技术指标，磨矿导致-200，经过一定的选择进行设置，钼矿的粗细进行有效的设置，粗矿中添加适量的水玻璃精选，在经过两段磨矿的选择，获得钼矿的有效的质量，其中对于钼矿的回收效率达到85%，在对辉钼矿在其中分布不均匀，在选矿的时候很难对其进行采集，导致辉钼矿很多都没有得到利用，在分离的时候也是十分的困难，通过对其铜和钼矿石进行分离之后，我们也就要采用其他的选矿工艺，对于含有钼矿和铜的矿石进行分别处理，更好的提高钼的回收效率，其中回收率可以到77.5%，其中很有的铜是22%，可以回收93%的铜精矿。

2 钼矿选矿工艺设计

由于钼比重较大，首先采用重选工艺探讨钼矿与脉石的分离效果。经重选试验发现，尾矿中钼的损失较大，故单一的重选工艺不能充分有效的回收钼，所得钼精矿钼品位较高，但回收率偏低；单一浮选流程中，高品位钼精矿的回收率75.60%，低品位钼精矿的回收率达82.63%；采用“重-浮”联合流程，所得高品位钼精矿回收率达83.79%，低品位钼精矿回收率为87.92%，选钼指标比单一浮选流程明显提高。但采用“重-浮”联合流程回收矿石中的钼、硫不及单一浮选流程简单，也符合矿石性质特点。从矿产资源充分回收利用角度考虑，认为“重-浮”联合流程适宜。

3 钼矿的浮选药剂

3.1 钼矿药剂及作用原理

按照钼矿的选择对选矿工艺进行分析，通畅采用的不同的强度的选矿剂，对介质调整整合和不断提高矿物的抑制剂。首先，对于钼矿使用的捕收剂，这是在对变压器和煤油进行分别处理，研究回收过程中的各个因素的影响，其中对钼矿中含有的药剂产物进行有效的收集，其中国对于黄药主要就包括乙基、异丁基、丁基、异戊基、戊基；戊基黄原酸丙烯酯（S-3302）、Z-200。近年来随着科技的发展，对于药剂的加工更好的运用现有的矿产，其中烃类油的乳化工艺和乳化剂辛太克斯及环氧丁烷等的应用，可以更好的保证辉钼矿通过浮选中达到精磨的效果，可以有效的进行处理。运用烃油与硫氢基捕收剂来提高辉钼矿的可浮性，可以通过另外的捕收剂加快对钼矿石的分解，对钼矿石中的药剂更好的进行利用。为了更好的提高辉钼矿浮选的标准，可以对其进行各个矿石的性质进行有效的改进，保证充分的分离，但是由于不同的捕收剂在浮选工艺中起到的作用也不同，这是我们可以将烃油与辛太克斯混用、或与硫化矿捕收剂混用会得到较好的结果。（2）起泡剂。其中对于甲基进行分析，甲醛、已醇、艾佛洛斯-568、道佛洛斯-250、松油、萜烯醇等。（3）抑制剂。对于抑制剂就是要对其进行分离，在选矿的过程中，要对硫化钠进行硫氢化钠、亚硫酸钠、硫化氢气体、磷诺克斯、疏基乙酸钠等；脉石矿物抑制剂有水玻璃。（4）抑制辉钼矿的药剂通常是亲水聚合物，如糊精、淀粉、胶、染料及醛与芳族磺酸的缩合物。可以通过电解对其进行吸附作用，对于接触角测定和合理的管理进行浮选实验，其中在油浮选试验中，对其进行研究。并对辉钼矿浮选的表面进行研究，可以有效的提高浮选的质量，通过研究表明，估算的吸附进行自由值研究，对其吸附之后可以更好的进行回收，能够有效的抑制辉钼矿中捕收剂的浮选，更好的提高使用的效果。

3.2 钼矿浮选药剂的应用

我们在运用钼矿浮选工艺进行药剂处理的时候，其中主要就是对钼矿中药剂的材料进行分离处理，得到更好的运用，然而在实际的操作中，采用的捕收剂都是经过铜钼矿石进行分离，最后得到其中的各个成分，再获得铜品合格之后，我们也就可以对其进行混合精选，提高其使用的效果，从而获得铜精矿和钼精矿。但是对于这种工艺来说不仅仅有效的提取了含量较高的矿物，又可以大大的降低能量的耗费，也可以降低浮选药剂的费用，对于选矿的工艺也大大的得到提高，可以有效的保证铜矿选矿工艺的预期经济效益的提高，对于这种浮选工艺使用捕收剂的工程可以提高选矿的效率。对其进行实验结果分析得知，在运用药剂对混合钼矿进行分离的时候，对其中含铜不同比列进行分析，其中钼矿回收的效率也完全不同，其中精品钼含量较低，回收的效率越好，其中使用的药剂是一种可以抑制硫化钠实现铜和钼分离的抑制剂。

4 结束语

虽然我国钼矿资源十分的丰富，但是钼矿石是不可再生能源，我们要最大限度的钼矿中的资源，更好的利用现有的钼矿，这是当前矿山的发展趋势，也是提高经济效益的首要，同时不断的扩大各种金属产品的数量和废料的增加，提高经济可持续发展。

参考文献

[1]张泾生.浮选与化学选矿现代选矿技术手册第2册[M].北京：冶金工业出版社，2011.

第3篇：选矿工艺范文

Abstract： Based on the difficulty of oxide lead-zinc ore beneficiation at present， this paper discusses the methods of dealing with the oxide lead-zinc ore from the aspects of flotation， leach and beneficiation-metallurgy process after referring a large number of relevant literature information. In consideration of that the lag of mineral processing technology badly limits the recovery and utilization of lead-zinc oxide ore， it is needed to develop novel theory of flotation and new flotation reagents. Meanwhile it thinks of that the beneficiation-metallurgy process merges the advantages of both the beneficiation and metallurgy， and owns a considerable potentiality， so it may be a breakthrough in the dressing of oxide lead-zinc ore.

关键词：氧化铅锌矿；浮选；浸出；选冶联合

Key words： oxide lead-zinc ore；flotation；leach；beneficiation-metallurgy process

中图分类号：TD952 文献标识码：A 文章编号：1006-4311（2017）24-0128-03

0 引言

铅锌是重要的有色金属，在国民经济和工业发展中有着不可替代的作用。全世界80%的铅锌是通过硫化铅锌矿冶炼得到的，但是随着逐年的开采，易选的硫化矿资源日益枯竭，氧化铅锌矿资源正得到不断开发。但由于氧化铅锌矿矿物组成复杂，共伴生矿多，嵌布粒度细，泥化现象严重，且可溶性盐含量高，各种难免离子对铅锌可浮性的影响极大[1-4]。因此，目前仅有少部分高品位氧化铅锌矿有开采价值，对低品位难处的氧化铅锌矿用常规的选矿工艺难以回收。目前具有工业价值的氧化铅锌矿主要有白铅矿（PbCO3）、铅矾（PbSO4）、菱锌矿（ZnCO3）、异极矿{Zn4[Si2O7]（OH）2・H2O}等，我国作为一个氧化铅锌矿资源大国，在当前国内铅锌精矿产量无法满足需求，仍大量依赖进口的情况下，加强对氧化铅锌矿回收利用的研究对缓解供需矛盾有重大现实意义。在查阅大量文献的基础上，本文从浮选工艺、浸出工艺和选冶联合工艺对处理氧化铅锌矿的方法进行了综述。

1 浮选工艺

目前铅锌矿选厂通常采用浮选工艺。单一的氧化铅锌矿床较为少见，氧化铅锌矿主要来自于硫化矿的氧化带，既含有氧化矿，又含有硫化矿。氧化铅锌矿的浮选原则主要有两种，一是“先硫后氧”，既按方铅矿―闪锌矿―氧化铅矿―氧化锌矿的顺序浮选；二是“先铅后锌”，既按方铅矿―氧化铅矿―闪锌矿―氧化锌矿的顺序浮选[5]。目前氧化铅锌矿的浮选工艺主要有硫化浮选法、脂肪酸类捕收剂浮选法、螯合剂浮选法、絮凝浮选法。

1.1 硫化―黄药浮选法

硫化―黄药法是回收氧化铅锌的有效途径，国内外选矿工作者对其进行了大量的研究。硫化―黄药法的机理是预先对氧化铅锌进行表面硫化，使氧化铅锌表面覆盖一层疏水较强的硫化物薄膜[6]，再用黄药类捕收剂进行浮选。早期研究发现，矿浆温度加温至50～60℃时，会有利于氧化锌矿物的硫化和药剂的吸附，但硫化剂过量会抑制黄药与矿物表面的作用，且氧化\矿物硫化后需要加硫酸铜活化后才能用黄药捕收。

意大利北部戈尔诺选厂用加温硫化―浮选法浮选铅尾矿[7]，调节矿浆pH值为11，加温矿浆45～50℃硫化，经硫酸铜活化后采用戊基黄药进行捕收，获得锌精矿品位达38.0%，锌回收率76.4%。孙伟[8]等人采用硫化―黄药法浮选白铅矿，硫化―苯硫酚浮选异极矿，对云南沧源某氧化铅锌矿进行浮选工艺研究。用Na2S作为硫化剂，丁黄药为铅捕收剂，苯硫酚为锌捕收剂，2号油为起泡剂，获得铅品位为53.93%，含锌13.13%的铅精矿，锌品位为31.82%，含铅为2.75%的锌精矿，以及铅品位为33.38%，锌品位为19.10%的铅锌混合精矿，铅锌的综合回收率达98%以上。

硫化―黄药法应用技术较广泛，更多的用于氧化铅的回收，但选择性一般较差，用于复杂低品位的氧化铅锌矿难以获得较好的选矿指标。此外还需要加温过程和活化过程，流程较复杂，成本较高。

1.2 硫化―胺盐浮选法

硫化―胺盐浮选法也叫雷（Rey）法，是Maurice Rey及其助手最早发现的，并且证明伯胺类捕收剂是最有效的。目前，硫化―胺盐浮选法已经成为浮选氧化铅锌的主要方法，国内的氧化铅锌选厂大多采用硫化―铵盐浮选法。该工艺不需要加温硫化，并且过量硫化钠不会对后续的浮选产生明显的抑制作用。

陈锦全[9]等人对某高铁泥化氧化铅锌矿进行硫化―胺盐法浮选试验研究，以硫化钠为硫化剂，混合胺（十二胺、十六胺、十八胺）为捕收剂，在铅锌给矿品位为3.54%、5.86%的条件下，获得铅精矿品位为45.23%，回收率73.51%，锌精矿品位40.56%，回收率76.21%的浮选指标。李玉琼[10]等人对云南普洱某氧化锌矿采用磨矿前预先脱泥后硫化―胺盐浮选法回收氧化锌，以硫化钠为硫化剂，十八胺为捕收剂，锌的原矿品位为6.08%，经过一次粗选、三次精选、三次扫选，得到锌精矿品位37.21%，回收率64.97%。

胺类捕收剂对铅锌有良好的选择性，其选别指标比硫化―黄药法要好。但硫化―胺盐浮选法也存在一些缺点：对矿泥和可溶性盐敏感，对原矿含易泥化的}石矿物选择性较差，药剂用量大。实际生产需要脱泥和硫酸清理活化，会使锌金属大量损失和工艺流程复杂化。

1.3 脂肪酸类捕收剂浮选法

脂肪酸类捕收剂广泛的用于硅酸盐类矿物、磷酸盐类矿物等氧化矿的浮选，其可直接用于氧化锌的浮选，也可用于反浮选除去精矿中碳酸盐和硫酸盐，提高精矿品位。法国人J.M.Cases[11]等人首先将脂肪酸工艺应用于处理含硅酸盐脉石的氧化铅锌矿的浮选，并采用此工艺处理Sanguninede（桑吉内特）氧化铅锌矿石，通过硫化―黄药浮选白铅矿，利用Na2CO3和Na2SiO3抑制硅酸盐脉石矿物，用油酸直接浮选菱锌矿，最后得到品位为44.60%锌精矿，回收率为84.50%的选别指标。叶军建[12]等人在单独使用丁基黄药或胺类捕收剂GA-1对矿石中菱锌矿无捕收效果的情况下，使用脂肪酸类捕收剂FA-1和GA-1的组合捕收剂，给矿锌品位为8.90%时，通过一次粗选就可获得锌精矿品位22.59%，锌回收率74.03%。

虽然在上世纪20年代就开始了对脂肪酸浮选氧化铅锌矿的研究，但脂肪酸类捕收剂对脉石矿物的选择性较差，对含碳酸盐和硫酸盐脉石矿物的氧化铅锌矿选别效果很差，尤其是含铁高的氧化铅锌矿更为困难，至今在工业中应用并不广泛。

1.4 螯合剂浮选法

螯合剂捕收剂由于具选择性高，捕收能力强的特点而受到人们重视。汪伦[13]等人使用普洱县氧化锌矿进行有机螯合剂水杨醛肟活法―胺浮选试验，采用了一次选别的浮选流程就能获得品位37.07%，回收率73.92%的锌精矿。

谭欣[14]等人研究CF捕收剂对菱锌矿、白铅矿、方解石、白云石、石英、褐铁矿的捕收性能，发现CF对菱锌矿、白铅矿有良好的捕收性能，对方解石、白云石、石英、褐铁矿作用较弱。在以CF为捕收剂时，六偏磷酸钠和硫酸锌盐化水玻璃能有效的抑制方解石等脉石矿物的浮选。在常温和自然pH值的矿浆中就能有效将菱锌矿、白铅矿与脉石矿物分离，不需要像黄药类和胺类捕收剂的碱性环境，并且减去的硫化工序，提高了可操作性，节省大量的能耗和硫化钠药剂。规避了黄药类和胺类捕收剂选择性不强使氧化铅锌矿浮选指标低、药剂消耗大、操作成本高的缺点。由于螯合剂捕收剂价格较高，发展时间相对较短，稳定性和理论研究仍需进一步完善，目前并未在生产中得到广泛应用。

1.5 絮凝浮选法

氧化铅锌矿在微细粒和矿泥中损失较多是造成氧化铅锌矿浮选指标低的一个主要原因。加入选择性絮凝剂后，细粒氧化铅锌矿物团聚成较大颗粒的矿物，使其可浮性提高并且很好地实现了细微粒脉石矿物的分离，有效提高了铅锌金属的回收率。

杨敖[15]等人研究了阴离子絮凝剂2PAM30选择性絮凝兰坪水锌矿的可能性。结果表明，阴离子絮凝剂2PAM30与六偏磷酸钠和EDTA混用可较好地分离水锌矿与石英。韩文静[16]对河南某深度氧化铅锌矿石进行了实验室中型规模絮凝浮选研究。原矿锌氧化率92.3%，铅氧化率90.4%，原生矿泥16.8%。以羧甲基纤维素为絮凝剂，采用先铅后锌的优先浮选原则。实验最终得到品位分别为49.83%和40.75%的铅锌精矿，铅锌回收率分别为42.26%和81.64%。实验应用于生产后得到锌精矿品位在30%以上，锌回收率64%。

2 浸出工艺

浸出工艺主要分为酸浸和碱浸工艺。主要原理是利用溶液选择性溶解物料中的目的组分，达到有用矿物富集的目的。湿法浸出工艺技术条件要求严格，技术难度大，直接浸出对矿石的品位要求较高，根据目前的技术条件，国外浸出含锌25%左右，国内浸出含锌30%以上的氧化锌矿石，才有较好的技术经济指标[17]。

2.1 酸法浸出

酸法浸出是氧化锌矿浸出的主要方法[18]，硫酸是最常用浸出剂。杨大锦[19]等人对云南某含锌11.49%的低品位氧化锌矿采用硫酸堆浸的处理方法，堆高1m、浸出温度在20～32℃之间。用浓硫酸熟化板结后，间歇喷淋、浸出终点液pH值控制在1.0～1.5，堆浸13周后，得到锌的浸出率大于93%。麦振海[20]等人对含锌18.81%，含二氧化硅44.99%高硅低品位氧化锌矿进行加压酸浸工艺研究。在20～22ml浓硫酸/100g矿，压力0.8MPa，温度150℃，浸出时间120min的最佳工艺条件下，得到了过滤性良好的矿浆，Zn的浸出率98.5%。SiO2浸出率0.7%。

酸法浸出对设备腐蚀大，铁钙镁铝等杂质的浸出使浸出液不易净化，特别是由于二氧化硅的溶解带来固液分离的困难，造成技术上的困难。硫酸消耗较大，生产1t锌要要耗酸1t以上，受氧化锌矿石品位的影响，经济效益不明显。

2.2 碱法浸出

碱法浸出具有浸出率较高和环境影响小等优点，其工艺较酸浸简单易控制，对设备腐蚀性小，且碱可循环利用，碱损失率低，能耗低。氧化锌的碱浸工艺用到的碱主要有氢氧化钠和氨水。但目前碱法工艺还不够成熟，目前很多研究工作尚处在实验室研究阶段。

刘三军[21]等人研究了用氢氧化钠和氨-碳酸溶液浸出云南兰坪氧化锌矿石，在氢氧化钠浓度为4mol/L、温度70℃、液固质量比10∶1时，锌浸出率92.6%；在氨-碳酸溶液浓度为5mol/L、温度25℃、液固质量比15∶1时，锌浸出率91.3%。表明氢氧化钠和氨-碳酸溶液都能是氧化锌矿的有效浸出剂。

张保平[22]等人采用氯化铵-氨水做浸出剂，直接从氧化锌矿中提取电锌，氧化锌中的锌以锌氨配合物的形式进入浸出剂中，同时将杂质砷、锑、铁等除去。结果表明：锌浸出率≥93%；浸出液中砷和铁的质量浓度都低于25mg/L，铁的浓度低于15mg/L；浸出液经过一次锌粉除杂后的电积锌中锌的质量分数99.999%，纯度极高。

碱法浸出适合于高钙镁性氧化锌矿，浸出杂质含量低，浸出液容易过滤，但是碱法浸出为保证锌的浸出率，要求较高的液固比，使浸出液锌离子浓度偏低。氨浸工艺在实际操作过程中氨气挥发损失严重，且对操作人员的健康极为不利。

3 选冶联合工艺

选冶联合工艺是将浮选与冶金工艺优势相结合的一种选别工艺。对于一些性质复杂，含钙、镁、硅等较高的氧化矿，使用单一的浮选法难以回收，选冶合工艺常能取得不错的效果。

采用“硫化焙烧―人造硫化矿浮选”的选冶技术思路，石云良[23]等人对兰坪氧化铅锌矿进行了硫化焙烧浮选试验研究，焙烧产物经过常规硫化矿的浮选后获得的混合精矿铅品位7.85%、锌品位34.24%，铅锌回收率分别为79.13%和79.04%。

李珊珊[24]等人采用循环氨浸―萃取―酸性电积―氨浸出渣浮选的工艺流程处理云南兰坪高碱性脉石型低品位氧化锌矿，对氨浸渣再磨后以硫化―黄药法同时浮选浸出渣中闪锌矿和残留菱锌矿。最终得到锌品位为22.16%的锌精矿，回收率为68.97%，锌的总回收率达92.57%。

简胜[25]等人采用选冶联合工艺综合回收铅、锌及铁。采用常规硫化浮选工艺能得到铅品位为50.43%、铅回收率为72.46%的铅精矿；选铅尾矿采用配煤高温还原一磁选工艺，能得到铁品位为87%左右、铁回收率在90%左右的金属铁粉，锌在高温还原过程中的挥发率高达90%左右。

选冶联合工艺对氧化铅锌矿的处理能规避氧化铅锌矿中钙、镁、硅等杂质的不良影响，既能充分发挥冶炼技术对有价金属的回收，又能充分发挥浮选技术回收硫化铅锌矿的优势，从整体上提高了资源利用率，降低了能耗。

4 结语

①由于氧化铅锌矿矿物组成复杂，共伴生矿多，嵌布粒度细，性脆而易过磨而发生泥化现象，且可溶性盐含量高，各种难免离子对铅锌可浮性的影响极大，造成了其难以选别和利用。

②对于氧化铅锌矿的利用，国内外的学者做了大量研究，近年来虽然在氧化铅锌矿浮选工艺和药剂方面研究取得一定成果，但多数还停留在实验室研究阶段，局限性较强，由于经济技术上的原因，难以进行工业化应用。

③利用新技术简化药剂合成的条件，开发廉价高效的新型浮选药剂，进一步研究细微粒浮选的新工艺，实现氧化铅锌矿的高效低成本回收，是当下选矿工作者们努力的一大方向。同时选冶联合工艺结合冶金和浮选的优势，能大幅度简化选别流程和提高选别指标，在氧化铅锌矿的选别中有极大的发展潜力。而目前对选冶联合工艺研究相对较少，值得进一步深入研究。

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第4篇：选矿工艺范文

本试验结合我国赤铁矿的选矿实践，对河北某地微细粒赤铁矿进行了选矿工艺研究，获得了较好的工业指标，对其他类似选厂具有参考价值。

1　矿石性质

1.1原矿的化学多元素分析和铁物相分析

本试验所研究的矿石是河北某地微细粒赤铁矿，对原矿进行化学多元素分析及铁物相分析，其结果见表1和表2。

由表1和表2中可以看出，试验所用的矿石具有下列特点。

(1)选别赤铁矿的过程中的主要脉石矿物是SiO2，有害杂质磷和硫都很低，对铁精矿品位的影响很小。(2)铁的赋存状态不尽相同。铁在磁铁矿、赤铁矿中的分布率占86％以上，在其他矿物中的分布较少。

1.2铁矿物粒度分布

矿石中铁矿物的分布特点和粒度组成对确定合理的磨矿粒度以及选矿工艺都有重要的影响。在显微镜下对铁矿物的嵌布粒度统计，结果如表3所示。

从表3中可以看出，铁矿物的单体解离度达到90％以上。必须磨矿至-0.043mm占90％以上。这表明矿石嵌布特征是微细粒，要获得理想的选矿指标。必须注重磨矿和分级过程，充分发挥预先强磁抛尾的作用，使得在实现矿物较充分单体解离的同时，减少因为过磨所造成的泥化对后续各选别作业的影响。

2　试验方案

针对此矿石的矿石性质，通过实验确定了阶段磨矿一弱磁选一高梯度强磁选一重选一反浮选方案。较为突出的优点是在磨矿之后，对矿物进行磁选抛尾，然后再对矿物进行强磁选，尽早地抛去一部分尾矿。这样可以提高之后作业的效率和选矿效果，通过摇床对强磁磁选的尾矿进行选别，其精矿和磁选所得的粗精矿再经过细磨，使铁矿物充分单体解离，最终由反浮选作业除去脉石矿物，以得到较高铁精矿品位的产品。

3　试验结果

3.1方案1试验结果

通过对磨矿细度，分选浓度、场强大小等选矿条件探索，最终确定在磨矿细度为一0.074mm占83％，给矿浓度为28％，弱磁场强为12000e，强磁场强分别为100000e、8000Oe的条件下，按照图1所示的流程对原矿进行选别实验。

试验结果：对磨矿后的原矿直接进行弱磁选一强磁选一重选最终获得的混合磁精矿产率为63.23％，铁品位为52.44％，铁回收率为90.26％。

SLon立环脉动高梯度磁选机具有较好-的脱泥效果、作业精矿品位高、抛尾效果好的优点，能为浮选作业降低药剂消耗和获得高质量的铁精矿创造良好的条件。摇床成本低廉，富集比高，通过摇床对强磁尾矿的处理，分选出强磁尾矿中的铁矿物，以提高铁矿物的回收率。之后，通过对混合铁精矿进行反浮选来获得铁精矿最终合格的产品。由于此铁矿为微细粒级的赤铁矿，要得到品位达到规定要求的最终铁精矿，必须对混合铁精矿进行再磨。通过再磨细度试验，在如图2所示的流程图的操作条件下，最终确定磨矿细度必须达到-0.043占92％才能得到较好的选别效果。

按照图3的浮选流程以及药剂制度，在浮选温度为30℃的条件，对混合精矿进行反浮选闭路试验，最终所得结果如表4所示。

由表4可以看出，直接磁选所得到的粗精矿，再磨至-0.043mm占92％后经过一粗一精三扫反浮选，铁品位可由52.44％提高到65.32％，且回收率为86.43％。

在上述试验的基础上，进行阶段磨矿一弱磁选一高梯度强磁选一重选反浮选全流程试验。试验流程图见图4，试验结果见表5。

由表5可知，对原矿采用上述流程进行选别，获得的铁精矿品位可以达到65.32％，且铁回收率为80.43％。

第5篇：选矿工艺范文

[关键词]金矿选矿厂 工艺设计 研究

中图分类号：G123 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2015）13-0267-01

前言：通过结合金亭岭地区金矿选矿厂的现场生产状况，总结该地区选矿厂的基本工艺设计流程以及设备选型等实际工作内容，能够更为系统全面地了解金矿选矿厂的工艺设计内容的核心，以及该项目运作所需要的重点考量的问题。从实践过程来看，该地区整个选矿厂设备的型号较为适中，而且，工艺设计方案具备一定的可行性与经济性，操作起来较为科学。随着金矿选矿厂管理效能的提升，相应的工艺设计方案更加优化，为了顺应我国资源整体配置的要求，探究如何更好地执行金矿选矿厂的工艺设计工作的策略具备较高的实践价值。

一、浅析金矿选矿厂的基本工艺设计内容

（一）浅析金矿选矿厂的行业性质

金矿选矿厂的工作主要是寻找金矿点，并进行选矿分析，金矿选矿厂一般会采取科学系统的选矿方法来进行实际工作，往往工艺设计水平的高低将直接影响到金矿资源的合理开发，以及地方金矿产业经济的发展。

（二）金矿选矿厂的基本工艺设计原则及其核心内容研究

我国在黄金选别工艺以及浮选药剂等研制方面较为重视，并且也取得了诸多成绩，为实际产业运作注入能量。在进行选矿设计的过程中，需要充分考虑黄金市场的需求及矿产资源的开发利用状况，而且，尽可能采用先进、大型的节能设备来实践工艺技术方案。对于金矿选矿厂的基本工艺设计而言，需要重点考量的设计内容便是金矿选矿的现实难题，如合理配置金精矿的选别指标等等，只有做好金矿选矿厂的基本工艺设计方案的制定及其适应性调整，才能更好地进行现场金矿产区的资源开发，以低成本、高效能的工艺设计流程来开发金矿，进而达到资源的合理开发与利用的目的。

二、金矿选矿厂工艺设计的基本流程及其实践意义分析

近几年来，随着我国矿产资源的逐步开发与利用，可以说，有限的矿物质资源在相对缩减，可以被选择利用的矿产资源日趋减少，于是，在需要矿石的相关产业运作过程中，不得不开采并使用低品位且难以处理的矿石资源，这就给产业链条的高质量运作带来一定的障碍。基于此，需要研究金矿选矿厂工艺设计的基本流程，以及需要改进的选矿策略，进而在保护国家区域环境的同时，以一种低成本的方式，发展我国矿产资源的选矿及其开发工业。

（一）金矿选矿厂工艺设计的基本流程分析

从我国金矿选矿工艺的实践过程来看，由于“金”的特殊性，即“金”与“硫”、“砷”、“铅”等金属共生，而且，其低品位的性质也使得金矿选矿工艺在执行过程中的效能与“金”物质的回收率息息相关，也就是说，金矿选矿工艺设计的内容的编排与整个项目的运营成果有着直接联系[1]。我国金矿开采相关领域对碎磨流程有所研究，其一般流程为：“破碎――棒磨――球磨”，其基本原则是不同的矿石类型采取不同的工艺流程来进行处理。对于金矿选矿工艺而言，往往采用的是“粗磨――混合浮选――再磨――金硫分离”的工艺流程，但也有采用的是运用“优先浮选金、漂白粉”作为氧化剂的浮选分离黄铁矿和毒砂、磁选分离磁黄铁矿和黄砂的工艺等[2]。从实践成果来看，在金矿选矿工艺所选择的指标合理的情况之下，其工艺运作过程及其成果都较为优良。

（二）金矿选矿厂工艺设计方案的实践意义研究

现阶段，国家对于环境保护、资源高效开发以及资源的合理配置利用等方面的要求越来越高，节能环保也是世界工业产业发展的必然趋势，因此，在原有的金矿选矿厂工艺设计方案的基础上，进一步调整整个方案的节能属性，便可以达到产业节能运作的实际效果。在具体的实施过程中，通过水力旋流器离心沉降与重力沉降相结合的联合浓缩等流程的实际操作，能够有效降低我国金矿选矿厂的投资运作成本，而且，还不影响该厂的工艺设计方案整体操作的可行性，这便是我国金矿选矿厂工艺设计方面的未来发展趋势[3]。从实际项目的运作状况来看，就以我国陕西省渭南地区的金矿选矿厂的工艺设计方案来看，鉴于该地区所处的地理位置金矿点较多，且分布较为广泛。该地区的矿点多属于含金、铜、锌等多金属矿床，矿石多为自形、半自形粒状结构等[4]。因此，在实际制定金矿选矿工艺设计方案时，需要结合此地区的实际状况进行工艺设计调整，以此来改善金矿选矿厂运营的经济效益。

结束语：

总而言之，为了保质保量地实施金矿选矿工艺，则需要对金矿选矿厂的工艺设计流程及其核心内容进行优化，通过结合不同矿区的地质特征，尽可能缩减金矿选矿的成本，配置高契合度的指标来进行金矿选矿分析，只有这样，才能更好地做好我国金矿选矿厂的经营与管理，为国家各主要采矿地区的金矿资源开发奠定坚实的基础，提振我国地方经济的产能效益。

参考文献

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第6篇：选矿工艺范文

[关键词]重选 磁选机 尼尔森选矿机

[中图分类号] TH16 [文献码] B [文章编号] 1000-405X（2013）-7-24-2

新疆某500t/d金矿选矿厂，在技术改造后于2006年6月6日投产运行。在选矿厂技术改造过程中本着减少污染，保护职工职业健康安全的理念，采用重选工艺取代了原有的混汞提金工艺原矿中的金主要以自然金为主，其次是毒砂和黄铁矿含金，毒砂、黄铁矿嵌布特征比较简单，粒度较粗，磨矿时毒砂、黄铁矿易解离，尤其是自然金与较粗粒毒砂、黄铁矿共生关系更为密切，有利于金的回收。矿石中自然金以细粒为主，呈中、细微粒不均匀嵌布，考虑部分较粗粒自然金（粒度>O.1mm）对金回收的影响，防止粗粒自然金在浮选时掉入尾矿，也本着“早收多收”的原则，因此在浮选作业前增加重选作业回收粗粒金十分必要。

选矿厂技改后采用两段磨矿、一段重选工艺，重选工艺选择在一段磨矿闭路中使用。由于矿石中约6O%自然金分布于0.038mm以下，一段磨矿细度只有（一200目）35%，一部分细粒金无法达到单体解离，使得该粒级大部分裂隙金及粒问金易损失于重选尾矿，因此重选回收率相对不高，而且在技改设计过程中对重选中矿和尾矿的处理考虑不足，导致中矿和尾矿进入沉降槽后，需要人工挖出，再用车运回原矿仓，不仅操作人员劳动轻度大，而且在装卸和运输过程中容易造成不必要的金属流失，为此从2006年8月开始，对重选流程又进行了一系列的技术改造。

1重选工艺技术改造

1.1原重选工艺

矿石经过一段磨矿后，进入1台旁动式跳汰机，跳汰精矿进入摇床，摇床精矿直接交炼金室冶炼，中矿和尾矿进入沉降槽人工挖出；尾矿进入分级机分级后进入二段磨矿分级流程，分级溢流进入浮选作业。

1.2原重选工艺中存在的问题及原因分析

（1）重选作业没有形成闭路。中矿和尾矿矿砂比重大，重金属含量高，沉积速度快，这部分矿砂流入泵箱中很快沉积，造成砂泵的堵塞而无法实现连续作业。因此中矿和尾矿经过沉降后需要人工挖出，再用车运回原矿仓，平均每班清理重砂8t左右，不仅工人劳动强度大，而且装卸和运输过程中的金属流失增加，金属量无法平衡，同时还增加了处理成本。

（2）一段重选作业回收不充分，重选回收率低。一段磨矿细度不高，矿石中的金不能完全达到单体解离，采用一段重选无法充分回收细粒级金，而且部分单体解离的粗粒金也会损失在重选尾矿中；由于设备的局限性，跳汰机对单体解离的细粒金选别效果不理想。

（3）重选精矿混入铁屑质量差。磨矿过程中衬板及碎钢球产生的铁屑进入重选精矿，降低了金精矿品位，给冶炼带来了困难。

1.3对重选作业进行技术改造

在跳汰精矿进入摇床之前，增加磁选设备，消除铁屑影响；在实现中矿和尾矿闭路循环的基础上增加二段重选系统；采用尼尔森选矿机回收细粒金。

1.3.1第一阶段改造

（1）实现重选流程闭路改造。①将原来闲置的φ1500×1500浮选搅拌桶和储药桶进行改装，增加导流板，改造给矿套管及搅拌叶轮；②选择合适的渣浆泵，原设计使用的渣浆泵扬程为15 m，流量8.9m3/h，无法满足工艺量的要求，通过现场测定将渣浆泵更换为流量为15m3/h，扬程21 m 的变频控制3/2C—AH渣浆泵；③自行设计制造了1台φ2m的脱泥斗。中矿和尾矿经过充分搅拌后，不再发生沉降堵塞渣浆泵的现象，矿浆经过泵扬送到脱泥斗浓缩后，底流矿浆进入二段球磨机，溢流作为循环水进入流程继续使用。

（2）根据现场实际情况，在摇床之前选择CTBφ600×900磁选机除去铁屑，避免铁屑进入重选金精矿，以此提高精矿品位。

1.3.2第二阶段改造

在一段磨矿分级溢流处取样进行摇床分矿试验，没有发现明显的金带分布，说明一段分级溢流中的单体解离金很少；在二段球磨机排矿口处取样进行摇床分选试验，发现之前虽然没有经过任何富集作业，但是摇床精矿有明显的金带分布，说明经过二段磨矿提高细度后，还有部分金粒达到了单体解离，并能够被重选作业回收，因此我们选择在二段磨矿回路中增加二段重选系统，同样形成闭路。

1.3.3第三阶段改造

针对矿石性质，在试验室进行了多种方案的尼尔森重选试验，发现尼尔森选矿机对原矿中细粒金的回收相当有效。于是决定在生产流程中采用尼尔森选矿机回收部分流失的细粒金，首先在二段旋流器溢流处进行生产调试，由于旋流器溢流矿浆浓度为土3O%，尼尔森选矿机的处理能力相对不足，只有1/3的矿浆进入尼尔森，重选效果不是很理想，运行10d后，再次将尼尔森选矿机安装在二段磨矿闭路进行生产试验。二段球磨机排矿浓度可以达到6O%，8O%的矿浆可以进入尼尔森选矿机，而且大部分单体解离的金仍然停留在闭路循环中，有利于尼尔森的选别。通过观察，尼尔森选矿机安装在二段磨矿闭路中，精矿进入摇床选别时，金带分布十分明显，试验取得了很好的效果。

2改造前后技术经济指标比较分析

经过一年多的生产实践证明，重选流程更加顺畅，重选产金量和回收率指标大幅度提高，达到了预期的目标，经济效益十分可观。

改造后，重选金精矿中的铁屑明显减少，精矿品位由不足6Og/t提高到8Og/t以上，经过简单处理后就可以直接冶炼；重选中矿和尾矿搅拌充分，基本没有发生渣浆泵堵塞的现象，中矿和尾矿很顺利返回到磨矿流程，重选作业实现了闭路循环，不仅降低了操作人员的劳动强度，减少了金属流失，而且重选用水可以全部实现循环再利用，缓解了用水紧张的矛盾。增加二段重选，同时采用尼尔森选矿机回收细粒金，重选回收率提高了22.11%，选矿总回收率提高2.69%，年回收碎钢球铁精矿220吨，改造效果十分显著。

重选作业全部改造投资费用114.73万元，其中1台下动式跳汰机3.07万元，2台CTBφ600×900磁选机3.2万元，1台6S摇床1.86万元，1台3/2C— AH渣浆泵1.1万元，尼尔森选矿机组100万元，其它材料费5.5万元。改造后，单位处理成本增加3元/t。

按照年处理21万t矿石，入选品位4.38g/t计算，每年可多产黄金24.7kg，增加产值465万元。

通过对重选作业的一系列技术改造，经过生产实践证明是成功的，虽然购买尼尔森选矿机前期投入费用较高，但是由于获得的经济效益相当可观，当年便可收回投资。改造后重选回收率提高幅度较大，选矿总回收率提高2.69%，每年可多产黄金24.7kg，回收碎钢球铁精矿220吨，净增效益287万元。

同时通过技术改造，实现了重选作业的闭路循环，降低了工人的劳动强度，不仅使工艺流程更加顺畅，而且实现了重选用水的循环使用，缓解了用水紧张的矛盾。高科技先进设备的投入使用，增加了企业的科技含量，促进了企业的发展。

参考文献

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第7篇：选矿工艺范文

[关键词]钢铁工业；铁矿浮选工艺；发展

中图分类号：S235 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2015）16-0307-01

在近年来，我国的钢铁行业得到了极快的发展，在钢铁行业发展的同时，其对于原料的需求量也在不断的增加，为了满足钢铁行业发展的需求，部分单位以及矿厂开始注重对新提铁工艺的研究，而新的提铁工艺的应用，使得我国的铁矿生产量得到了有效的提升，尤其是在最近几年来，各种新型分选工艺的粗线以及各种新型、高效浮选药剂的使用，使得我国的铁矿浮选工艺的指标得到了明显的提升。

1.分选工艺进展

就目前世界上所发现的铁矿种类来说，铁矿种类的数量较多，各国针对不同种类的铁矿也进行了不同的研究，研制出了针对不同铁矿进行提取的新型高效的浮选药剂，这一新型高效浮选药剂的使用使得铁矿提取的质量得到了有效的提高，能够在天然铁矿中充分提取出高纯度的精铁矿，这为我国钢铁行业的发展提供了高质量的原材料。而就我国目前钢铁行业采用的选铁工艺来说，主要包括浮选工艺、磁浮选、浮选柱以及生物浮选等工艺，这些工艺联合使用，构成了新型的选铁工艺，在我国钢铁工业中得到了广泛的应用。

1.1 浮选工艺

针对细粒嵌布难选铁矿来说，采用浮选工艺可以有效的提取其中的铁矿，相对于其他的提取工艺来说，浮选工艺能够有效的从细粒物料中提取出优质的铁矿石，从而为钢铁的生产提供高质量的原材料，以保障钢铁工业生产产品的质量。采用浮选工艺主要需要分为两个流程，其一是阴离子捕收剂正浮铁矿，其二是阳离子捕收剂反浮脉石。

浮选工艺中包括正浮选和反浮选，其中在我国现今的铁矿石提取中应用最多的就是弱酸性正浮选，这种工艺的应用主要是为了解决弱磁性铁精矿中的含有的硅酸盐杂质而研究得出的一种浮选方法。

正浮选工艺的应用流程为：将矿石进行两段磨矿石后，进行浮选处理，先要进行一次粗选，然后在进行一次扫选，最后要经历三次精选方可完成浮选。在完成浮选之后，就需要采用中矿再磨工序对矿石进行处理，使得铁矿与连生体之间出现分离，之后在运用螯合捕收剂对分离后的矿石进行精提取，值得注意的是，选用的螯合捕收剂要具有较强的捕收性以及良好的选择性，只有这样才能够获得品味为64.02%的铁精矿石以及回收率达到76.23%的优质铁精矿。

我国在上世纪70年代，研制出反浮选工艺，而这种工艺在80年代得到了广泛的应用，这一工艺的应用使得我国工厂工业的投产率得到了有效的提高，并且使得铁矿生产工厂的铁精矿石的品味得到了极大的提升，由最初的61.5%提高到了65.5%。就目前世界上的大多数国家来说，其都采用磁选阳离子反浮选工艺流程对铁矿进行精矿石的提取，由于这一工艺的应用能够有效的提高铁精矿石的品味，因此针对富矿来说，应用反浮选工艺最为适宜。

而对于脉石为硅质的磁铁精矿进行提质，反浮选脱硅是很好的途径。采用阳离子反浮选磁选，对最终铁精矿进行再选，浮选精矿品位达到68.8%，SiO23.90%，铁回收率98.50%。某厂采用阴离子反浮选后，磁铁精矿品位由原来的64%提高到了67%。反浮选提质效果明显，技术指标较高。某厂进行了工业试验，经43个班次的连续试验，取得了精矿品位65.1%、尾矿品位12.35%、金属回收率70.09%的良好工艺指标。与同期生产指标相比，精矿品位提高1.99个百分点，精矿品位66%，金属回收率74%，尾矿品位11%，提高了精矿产品的市场竞争力。

正浮选虽然具有抛尾矿品位低的特点，但它上浮的精矿量大，故耗药量也大，并且由于现有捕收剂选择性的局限，铁精矿品位难以提高到65%以上，结合铁矿本身性质的限制，使得正浮选应用较少。反浮选工艺克服了正浮选工艺的不足，但现有反浮选铁矿的阳离子捕收剂种类少、合成成本高；阴离子捕收剂药剂制度复杂、产品过滤难，需要在30℃左右才能很好的浮选，所以只有克服了现有药剂的问题，浮选工艺才能实现大规模应用于铁精矿生产。

1.2 磁浮选

磁浮选是最近发展起来的一种选矿方法，目的是在分选工程中同时利用矿物的磁性和可浮性，采用磁浮选设备取代对泡沫产品的多次精选，从而简化选别流程。磁浮选最显著的特点是能大大减少分选的次数，是一种很具潜力的专门的浮选设备。在特定的条件下使用能大大地提高浮选效率和精矿品位。工业生产实践结果表明，采用磁选柱一般情况下可以比采用筒式磁选机提高最终精矿品位2个百分点以上，为“提铁降硅”工程提供了有力的技术支持和保证。

1.3 生物浮选

生物浮选可定义为将微生物作为药剂，使矿物选择性分选的过程。微生物细胞表面或代谢产品中存在的非极性基和极性基团，使得微生物培养液具有表面活性剂分子的类似特性。目前，没有发现针对生物浮选的特定工艺过程或设备，往往采用与常规浮选相同的方法，只是用微生物作为药剂来调节浮选性能。

2.浮选药剂的发展

目前很多国家都在利用阳离子捕收剂从磁铁矿精矿中浮选出二氧化硅，已生产出很多用于浮选石英的阳离子捕收剂的品种：十二胺、C13～C15二胺、十二烷基和硬脂酰基胺其它牌号捕收剂。十二胺是阳离子反浮选工艺常采用也是效果较好的捕收剂。但是采用胺类常规阳离子反浮选工艺，存在药剂配制不便、浮选泡沫粘度大、选择性较差、需要加温等实际问题。虽然许多选厂现已认识到阴离子反浮选工艺仍存在药剂制度复杂、产品过滤难，特别是阴离子捕收剂需要在30℃左右才能很好地浮选，加热成本高，导致了选矿成本高，也认识到阳离子反浮选工艺的优越性，但由于阳离子反浮选在国内出现的时间短、阳离子捕收剂的种类少、对新的阳离子药剂的了解程度不够、供应阳离子药剂的厂商少等因素，导致阳离子反浮选工艺没有被大多数选厂采用。随着阳离子反浮选捕收剂合成工艺的成熟、合成成本的降低、种类的增加，在浮选工艺日趋成熟的过程中，阳离子反浮选的优势将日趋明显，同时阳离子反浮选会被更多的选厂应用于生产优质铁精矿，这将为选厂带来巨大的经济利益，同时也将促进选厂对资源的合理利用和环境的保护。

3.趋势与展望

3.1研制高效、低耗、低毒的新型浮选药剂，开发高效阳离子捕收剂、研究捕收剂之间的协同效应将是浮选药剂研究的主导方向。重点是开发捕收能力强、选择性好、耐低温的优良捕收剂。

3.2生物药剂作为一种新型的特殊药剂，以其来源广、成本低、能耗小、污染小的特点，在选矿和湿法冶金领域已得到重视。深入了解生物药剂的研究现状及应用，必定会影响和改变目前的选矿和冶金现状。

4.结语

总而言之，铁矿浮选工艺的应用，不仅使得我国的铁矿提取的质量得到了有效的提高，而且在一定程度上也提高了铁矿的提取数量，铁矿浮选工艺的发展和应用，有效缓解了我国钢铁工业在发展的过程中，对原材料的急切需求，为我国钢铁工业的发展提供了高质量的原材料，而随着新型浮选药剂的研究和出现，会进一步推动我国钢铁行业的发展，也会在一定程度上影响到我国选矿和冶金的发展。

参考文献

[1] 韩跃新等.我国金属矿山选矿技术进展及发展方向[J].金属矿山，2006（1）：34～38.

[2] 袁致涛，韩跃新等.铁矿选矿技术进展及发展方向[J].有色矿冶，2006（22）：10～15.

[3] 邱冠周，伍喜庆等.近年浮选进展[J].金属矿山，2006（1）：42～46.

第8篇：选矿工艺范文

Abstract： Taking the coal preparation process in the ninth mine coal preparation plant as an example， the article discussed the characteristics and application scope of "jigging+flotation" coal preparation process， and stated the workflow of the technology， and provided valuable reference for coal preparation quality in the whole plant.

关键词： 选煤厂；选煤工艺；“跳汰+浮选”

Key words： coal preparation plant；coal preparation technique；"jigging+flotation"

中图分类号：TD94 文献标识码：A 文章编号：1006-4311（2013）28-0055-02

1 国内外选煤工艺现状发展趋势

国家保护、产业升级将对煤炭质量提出更高的要求，环境保护已成为我国的一项基本国策。发展和推广洁净煤技术是保证我国能源安全和可持续发展的战略选择。随着各个行业对煤炭产品质量的进一步提高，全社会环境意识的进一步增强，发展以煤炭洗选加工、煤炭转化、煤的洁净燃烧为标志的洁净煤技术成为煤炭行业的必然选择。

在我国，选煤厂常用的选煤工艺大致分为两种，一种是跳汰选煤工艺，另一种是跳汰——浮选——重介相结合的选煤工艺。炼焦煤选煤厂的选煤工艺较复杂，原煤入选粒度范围在50～0mm。煤厂通常采用重介浮选工艺筛选难选煤或极难选煤，采用跳汰—浮选工艺筛选中等可选煤或易选煤；动力煤选煤厂的选煤工艺较为简单。原煤入选粒度上、下限分别为100（300）mm和25（13或6）mm。

2 “跳汰+浮选”选煤工艺在选煤厂的应用

2.1 跳汰选煤特点：①工艺流程单一，设备操作和维护简便，筛选能力大；②选煤精度无煤型限制，无论是难选煤，还是易选煤、中等可选煤，选煤精度均符合要求。这项优点决定了跳汰分选始终是国内煤厂最主要的选煤方式，影响范围广；③可根据原煤特性或用户产品质量要求灵活设计，具备分级跳汰、混合跳汰等形式，可实现跳汰主选、跳汰主—再选、跳汰主选—重介再选等多种工艺流程。④SKT跳汰机入料粒度范围宽，拥有先进的机械性能、优秀的处理能力和较高的分选精度，而且整机大部分操作已实现了自动化，设备运行稳定可靠。具体来说，它具有以下优点：1）工艺流程简单——原煤通过SKT跳汰机后，能够一次性被分选矸石、中煤和精煤，可满足原煤分级入选、混合入选等多项选煤要求；2）设备具备系列化、大型化——SKT跳汰机有4～35m2共计二十余种规格，可满足各种厂型选用；3）分选精度高——SKT跳汰机技术指标优越：处理能力为10～20t/m2·h，不完善度I≤0.16，数量效率≥90%；4）建厂投资及加工成本低——可比传统重介选工艺节省费用20%以上。

2.2 工艺分析：九矿选煤厂主要设备均为国内、外较先进的选煤设备。其中：跳汰机选用的是天地科技股份公司唐山分公司生产的型号为SKT-12跳汰机，通过先进的电控气动风阀的进、排风使洗水产生脉动，实现按密度进行三产品（精煤、中煤、矸石）的分选；煤泥水的分级选用的是澳大利亚生产的MINCO380分级旋流器，其特点是构造简单，维修量少，处理量大，没有运动部件，分离过程快。精煤脱水设备主要为SCHENCK（AUSTRALIA）COMPANY（申克澳大利亚公司）生产的SCC-1500离心机和SLG3048W三通道振动筛。此两种设备噪音小，脱水效果好，维修量小，维护方便。浮选精煤脱水设备为山东煤矿莱芜机械厂制造的GPJ60型加压过滤机，其特点是全自动化操作，处理能力大，产品水分20%以下。煤泥水浓缩系统选用的申克天津分公司生产的直径16m的高效浓缩机。

2.2.1 跳汰分选系统 2000吨的原煤缓冲仓下安装有4台变频给料机，每台以150t/h的能力稳定地将原煤给入皮带，通过皮带直接送入1台12m2跳汰机（SKT-12）进行洗选。跳汰机的溢流经固定筛泄水后进入一台3.0m*4.8m直线三通道脱水筛（其中中部600mm宽筛面用来作为精煤泥回收），脱水后的-50mm精煤进入一台scc1500离心机再次脱水后进入精煤产品皮带，转运到1500吨精煤仓。

跳汰机的矸石（中煤）经斗式提升机脱水后，矸石直接入矸石仓，中煤通过皮带运至铁路煤仓或南煤场。

在主厂房设有低压鼓风机和两台高压压风机，为跳汰机提供低压、高压用风，同时也为加压过滤机供高压风。

2.2.2 浮选系统及加压过滤机系统 三通道脱水筛-0.5mm筛下水进入脱泥筛下的煤泥水桶，并经1台分级旋流器入料泵给入2台Φ380mm的分级旋流器，分级旋流器的溢流自流入矿浆预处理器，经加药搅拌后自流入一台12m3的浮选机中，浮选精煤进入浮选精矿桶，然后由1台泵送入60m2加压过滤机进行脱水，脱水后的精煤进入精煤产品皮带后转运至1500吨的精煤仓。加压过滤机的滤液进入滤液桶，然后由一台泵给入高效浓缩机。浮选尾矿自流入高效浓缩机中。分级旋流器底流进入直线振动筛，脱除细泥后直接进入精煤离心机，精煤部分筛下水和精煤离心机离心液一起自流至扫地泵坑。

2.2.3 煤泥水浓缩系统 浮选尾矿、压滤机滤液、加压过滤机的滤液进入一台直径16米的高效浓缩机入料缓冲池，并经比液位表面低的浓缩机入料管稳定切线给入入料井。在浓缩机入料管和中心入料池所设的絮凝剂加药点共三个，自动加药装置将絮凝剂掺入料池，用以沉淀进入浓缩机的煤泥水。浓缩机的溢流进入外侧设有水泵的循环水池，为生产系统供应补加水和喷水。浓缩机下方设一台能够将浓缩煤泥水给入压滤系统的底流泵。浓缩机正下方有一重叠式布设的事故池。如浓缩机需要排空，可打开下方的放料阀使煤泥水流入事故池，待清除故障后可通过事故池中的返回水泵把煤泥水抽回浓缩机。

2.2.4 煤泥压滤系统 煤泥水经浓缩底流通过泵给入压滤机入料搅拌桶，再经压滤机入料泵给入1台150m2压滤机中进行压滤。压滤机滤饼进入位于压滤机下方的一条宽1400mm的皮带，压滤机滤液自流入滤液桶，经泵转到浓缩机入料缓冲池。

2.2.5 扫地水系统 原煤分选系统、煤泥浓缩和压滤系统可实现自动操控，PLC控制系统可以实时对桶位、分级旋流器的压力进行监控。厂房内扫地水、各类桶的溢流等均能自动流入扫地泵坑，通过扫地泵送至弧形筛，筛上产品直接掺入煤泥，筛下水返回到浮选机。

2.2.6 电气及自动化工艺控制系统 选煤厂工程电气系统（E.I&C）实现自动控制，由一个开放的实时多任务计算机监控系统、MCC和变频调速器、现场仪表/传感器以及其他电器设备组成。MCC设在主厂房旁，为主厂房跳汰系统、浓缩系统及皮带运输机等用电设备等提供动力。变频调速器用于加压过滤机入料泵等的变频调速。这些变频调速器可以被全厂控制系统控制。全厂动力电源采用低压380V控制及照明系统采用低压380/220V。

全厂装机容量1716kw，变压器选用两台1250KVA的S11型全密封变压器。MCC低压配电屏设备选用固定分隔式低压配电柜屏，该配电屏柜体采用模数化结构，美观大方。全厂无高压电动机，低压段单母线分列运行，向各用电设备及配电点采用放射式供电。

2.2.7 计算机监控系统组成 九矿选煤厂系统控制范围除了涉及主要的跳汰系统、浮选系统和浓缩加压过滤系统外，还包括共同参与控制的皮带和振动给煤机。计算机监控系统提供全厂范围的实时监控，主控室监控系统使用美国GE公司IFIX软件组态构成系统监控软件平台，实现全厂的系统监控和生产的统筹管理，该级采用ETHERNET协议进行通讯。现场控制单元是由美国GE公司的90-30系列PLC装置组成，完成全厂生产流程的实时过程控制。其它如加压过滤机、跳汰机、压滤机、絮凝剂自动加药系统实行单机自动控制，但主控室可以监控。

①设备集中控制功能。设备的集中控制涵盖了程序或单机启停、集中连锁、事故闭锁、就地解锁和预警等控制内容。设备运行模式包括单机就地控制、单机集中控制和顺序控制三种。1）顺序控制：全厂设备统一由计算机基于启、停车顺序和联锁控制实施自动监控；2）单机集中控制：操作者手动启停机操作设备；3）单机就地控制：采用该模式进行设备维护。以顺序控制器、负责人集中控制模式进行控制时，控制系统为设备提供联锁保护。

②调节控制功能。计算机监控系统与手动监控相比控制效果更加稳定。本系统主要由以下功能：1）桶位自动控制：控制方式：通过压力变送器对桶底部压力施测，转换成桶位信号PLC的PID控制模块，与已设的液位值作对比，将二者的差值转换成电信号传输至桶上部的加水阀信号接收端，对各桶位实施控制。控制分手动和自动，可随时切换。2）单机设备自动控制：跳汰机、加压边滤机、压滤机、自动加药机各配套有独立的PLC控制柜，形成单机自动化系统。3）生产管理功能。生产管理功能包括动态阅览选煤厂主要设备及相关的设备运行状态，自动记录报表数据，统计分析关键的技术参数，自动绘制其变化趋势及历史曲线，同时编制并打印工艺参数表，全程实现动态管理。

计算机监控系统对设备运行时间进行自动记录，将其显示在操作员站上。系统自动计算各称重传感器的数据、系统利用率、产量等有关生产数据，全厂每班运行时间和截至目前本年度的生产时间可以通过这些数据计算得出。各瞬时值将以图形方式显示并记录在班报表中，班累计值在交接时可被打印输出。

各种工况数据以组画面、趋势图、流程图及报警画面等形式在操作员站上显示作。计算机监控系统支持全面的报警监测及管理工具，出现异常状况时，可为操作员失误提供及时的正确的报警提示。每一个点都可被分配以一个报警优先级并被组态以声音报警。

3 实施结果

选煤厂主要设备均为国内、外较先进的选煤设备，工艺流程先进合理，洗选效率高，产品结构灵活，投资省，见效快。选用先进、可靠、高效设备，降低能耗，提高精煤回收率。对需要调整的工艺设备，利用变频器进行适时调控，既满足工艺调控需要，又能根据需要调整电机输出功率，起到了节能的作用。耗能电耗6.4度/t，低于同类选煤厂8度/t水平，水耗0.1m3/t，低于同类选煤0.15m3/t水平。

参考文献：

[1]吴大为.浮游选煤技术[M].中国矿业大学出版社.

第9篇：选矿工艺范文

[关键词]浮选；脱碳；全泥氰化

中图分类号：TD953 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2015）11-0078-01

某金矿石为含碳微细粒嵌布难选金矿石，对于此类矿石采用常规氰化提金或常规浮选工艺处理，金回收率均很低，因此，本试验分别采取不脱碳与预先浮选脱碳两种方法进行比较；与此同时，考虑到磨矿细度是影响分选指标的重要因素，所以本试验对不同磨矿细度条件下的结果做出了对比；并对尾矿采取全泥氰化的方式以此来降低尾矿品位，进一步提高金回收率。结合试验矿石性质，本试验在磨矿细度（-0.074mm）达到90%条件下，采用预先浮选脱碳、尾矿全泥氰化及相关技术措施，通过一次粗选、四次扫选、四次精选工艺流程进行闭路试验，获得了较为理想的浮选技术指标。

1 矿石性质

该矿石金属矿物主要为黄铁矿，其次为毒砂，还有少量的闪锌矿和黄铜矿； 主要脉石矿物为石英、绢云母，其次为碳酸盐类矿物。矿石中的金与硫化物关系密切，载金矿物主要为黄铁矿。矿石构造以浸染状为主，其次为细脉浸染状、角砾状。矿石结构以晶粒结构和压碎结构为主。

2 浮选试验研究

由于矿石中含有碳，载金矿物主要为黄铁矿，赋存在黄铁矿中的裂隙金、晶金和包体金占总量的63.30%，所以进行了脱碳与不脱碳工艺流程试验，以此来确定矿石中碳对浮选结果的影响，最终对比试验结果显示进行脱碳工艺流程选别指标比较理想。

2.1 磨矿细度试验

磨矿细度是影响分选指标的重要因素之一[1]，不同的磨矿细度获得粒度组成不同的磨矿产品，进而影响矿物的单体解离度和可选性。不同的磨矿细度会使浮选精矿品位和回收率产生很大的差异。要实现较好的浮选指标，必须使各种矿物基本达到单体解离，但又不至于过粉碎而使浮选结果恶化，所以磨矿细度至关重要。在磨矿细度（-0.074mm）分别达到55.83%和90%条件下进行浮选试验，当磨矿细度-0.074mm达到90%时，浮选试验所得各项指标均好于磨矿细度-0.074mm达到55.83%时的数据。

2.2 硅酸钠用量试验

磨矿细度比较细使得磨矿产生大量的矿泥对浮选指标有一定的影响，所以对作为分散剂的硅酸钠进行用量试验，当硅酸钠用量为2000g/t时，金粗精矿品位、回收率达到最大值，工艺流程见图1。

2.3 捕收剂种类及用量试验

经过多种捕收剂试验，结果显示：以丁基黄药和25#钠黑药配合作为捕收剂浮选效果比较好。确定丁基黄药用量为60g/t，25#钠黑药在粗选与扫选的用量分别为20g/t和50g/t。

3 闭路试验

闭路试验工艺流程及工艺条件见图2（图中药剂用量单位为g/t）。

试验最终结果，碳精矿品位达到2.05g/t，金精矿品位达到17.05g/t%，混合精矿品位为4.44 g/t，金回收率为73.25%。

4 尾矿全泥氰化

针对闭路试验所得结果，尾矿品位为0.4g/t，采取继续对尾矿开展全泥氰化[2]试验，获得尾矿氰化氰渣金品位为0.22g/t，-0.074mm品位0.20g/t，产率93.75%，氰化回收率为45%。

5 结语

所研究矿石属于含碳微细粒包裹金矿石，针对矿石性质，试验主要采取的技术措施为：①提高磨矿细度，磨矿细度-0.074mm达到90%，提高有用矿物的单体解离度。②预先脱碳，减少碳对金浮选的干扰。③尾矿全泥氰化，降低最终尾矿的品位，提高金的回收率。

研究采用一次粗选、四次扫选、四次精选工艺流程进行闭路试验，最终获得金精矿品位17.05g/t，混合金矿金回收率为73.25%，对尾矿采取全泥氰化措施，获得尾矿氰化氰渣品位为0.22g/t，-0.074mm品位0.20g/t，产率93.75%，氰化回收率达45%，该选别指标比较理想。

参考文献