选矿工艺范文

选矿工艺范文第1篇

该矿矿石中主要金属矿物为金银矿和黄铁矿，含有少量的自然金，次要矿物为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿和毒砂。脉石矿物主要为石英、绢云母，其次含有少量的方解石、白云母、绿泥石、高岭土等。矿石中金嵌布粒度较细，大多数为微细粒金，单体金最大粒径为0.2mm，以枝杈状填充于黄铁矿的晶隙中，小于74μm粒级含量的占63.15%，10～37μm粒级占54.85%，最小粒径为1μm，一例状产于石英晶隙中。

2选矿试验结果

对该矿石进行浮选试验。金矿中主要有用矿物是硫化矿，其他矿物中的含金量很少，由于矿石中矿物组成相对简单，有用矿物种类少，考虑使用浮选方法使目的矿物有效地分离。

3选矿工艺设计

由于设计原矿品位与试验样品品位有所差别，因此选矿工艺设计需要对试验流程进行结构调整及优化，同时参照已经生产的类似选矿厂生产实践。

3.1破碎筛分

矿山设计为地下开采，设计规模为2000t/d，采出矿石金品位为2.6g/t，设计破碎工艺为三段两闭路破碎。地下开采出的矿石粒度较大，因此粗碎前需要加格筛将粗碎给矿粒度控制在－400mm。设计破碎工艺流程为三段两闭路流程，粗碎采用双层振动筛进行预先筛分。一层筛网的筛孔为60mm，筛上大于60mm的矿石给入中碎的圆锥破碎机。二层筛面的筛孔为15mm，筛上矿石粒度大于15mm给入细碎圆锥破碎机，筛下产品为－12mm的矿石，作为破碎的最终产品0～12mm直接给入粉矿仓。

3.2磨矿选别

一段磨矿产品细度－74μm占65%。工艺采用单一浮选流程，捕收剂为丁基黄药，用量60g/t，起泡剂为松醇油，用量10g/t。浮选选出金精矿，金精矿经浓缩压滤后得到含水分10%的金精矿。设计的浮选工艺流程有两个显著特点:特点一是设计流程中采用快速浮选，将矿石中易浮选的金先回收;特点二是精选一中矿以及扫选中矿返回再分级再磨，有效提高金的回收率。设计选厂金精矿产品为企业自用，重选工艺对该矿石中的金回收效果不佳，因此设计不考虑重选工艺。浮选工艺可以得到较理想指标的金精矿，流程结构简单且生产成本较低，故选金工艺设计重点考虑浮选流程。浮选回收金的工艺设计是比较成熟的。经过快速浮选－一次粗选、两次扫选、三次精选得到合格金精矿，快速浮选的精矿进精选Ⅱ作业，粗选的精矿进入精选Ⅰ作业。

3.3选矿设计指标

设计确定的选矿指标依据选矿试验、国内金矿的研究成果和类似选矿厂生产实践，同时结合山东市场对金精矿的质量要求，。

3.4配置特点

设计的主要配置特点是，将筛分厂房建在粉矿仓之上，筛下矿石径直落入粉矿仓。上层筛筛上矿石经漏斗进入中碎缓冲仓，下层筛筛上矿石经漏斗进入细碎缓冲仓。分别经下设的振动放矿机给入1台粗腔型圆锥破碎机和1台细腔型圆锥破碎机进行中细碎。破碎产品经带式输送机转运给入1台圆振筛进行筛分，构成三段两闭路破碎循环系统。破碎最终产品粒度为0～12mm。

4结论

该矿矿石类型简单，主要矿物为银金矿和黄铁矿，含有少量的自然金，次要矿物为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿和毒砂。脉石矿物主要为石英、绢云母，其次含有少量的方解石、白云母、绿泥石、高岭土等。设计最终确定选矿工艺流程为一段分级磨矿、快速浮选一次粗选、两次扫选、三次精选，浮选中矿再分级再磨再选工艺流程。捕收剂为丁基黄药，起泡剂为松醇油。粗碎前采用格筛进行粒度控制，有效提高破碎的处理能力。采用一段磨矿分级流程，流程简单且能有使脉石与矿物有效分离。浮选工艺采用快速浮选，将矿石中易浮选的金先回收，一次精选中矿以及扫选中矿返回再分级再磨，有效提高金的回收率。将筛分厂房建在粉矿仓之上，筛下矿石径直落入粉矿仓。上层筛筛上矿石经漏斗进入中碎缓冲仓，下层筛筛上矿石经漏斗进入细碎缓冲仓，分别进入中细碎机。设计生产规模为采选矿石量66万t/a，年产金精矿2.574万t，金精矿品位64g/t，金回收率96%。该选矿厂已于2014年6月正式投产，目前运行正常。

选矿工艺范文第2篇

[关键词]白钨矿 选矿工艺 设计

[中图分类号] P613[文献码] B [文章编号] 1000-405X（2015）-7-47-3

某铜钨矿地处青藏高原东北部，属典型高原大陆性冷湿气候干旱区。其大地构造位置位于同仁-泽库弧后前陆盆地，构造线以北西向为主，出露有二叠系、下三叠统组成的褶皱基底和白垩系、新近系、第四系组成的盖层。侵入岩出露较广，主要集中于鄂都-瓜什则地区，时代多为印支期和燕山期，岩性以中酸性浅成侵入岩为主。区域矿产以有色金属和贵金属为主。全区共求得矿石量860.97万吨，金属量：WO34.29万吨，平均品位0.63。

1矿石性质

本次工作的研究对象是该矿区的矽卡岩型铜钨矿石。

1.1原矿主要化学成份及矿石密度

原矿多元素分析结果列表1。

由表1可知：矿石中主要有用元素为W，品位是WO3 0.81×10-2，其次是Cu 0.34×10-2;Au 0.13×10-6、Ag 12×10-6，达到了综合回收品位;有害元素As、P等含量低，对钨的回收影响不大。

通过对该矿石进行工艺性质测定，测得矿石比重为3.25，-15mm矿石堆积角为33.75°，-15mm矿石摩擦角为28.27°。

1.2主要元素及赋存状态

由显微镜下及电子探针能谱分析，钨元素主要赋存于白钨矿中，白钨矿呈半自形-自形粒状与钙铁石榴石、阳起石、萤石、石英等关系密切，主要分布其粒间;与金属矿物则呈规则-半规则连生。普遍容易解离，解离程度的关键取决于白钨矿的粒度。

1.3粒度特性

对磨矿细度-0.074mm65%原矿进行了粒度筛析，其筛析结果见表 2。

其中：白钨矿的粒级分布情况如图1所示。

由表2和图1可以看出，白钨矿粒度以大于0.08mm为主，占82.53%%，粒度<0.08mm较少，占17.47%;白钨矿粒度>0.04mm，约占98.25%，小于0.04mm很少，仅为1.75%。从图1可知：在白钨矿粒级分布中，0.16-0.32mm和0.08-0.16mm最多，分别占29.73%和27.11%，其次是0.32-0.64mm，占21.88%，再次是0.04-0.08mm，占15.72%，0.64-1.28mm和<0.01-0.04mm，很少，分别占3.81%和1.75%。

1.4单体解离分析

矿石中WO3主要赋存于白钨矿中。白钨矿粒度较粗，+0.08mm占82.53%%，大部分利于解离回收，但有细粒白钨矿与石英呈包裹连生关系存在，则单体解离就较难。白钨矿与金属矿物也有一定关系，如有细粒包裹于黄铜矿、磁黄铁矿中或黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿等呈细脉状分布于白钨矿裂隙中，磨矿粒度过粗也不利回收。

整体而言，白钨矿的单体解离主要以白钨矿粒度为主，粗粒相对容易解离，细粒则需要适当较细的磨矿细度。

2选矿工艺设计

2.1设计依据

中国是世界钨资源最丰富的国家，约占世界比例的60%，但世界上80%左右的钨资源消耗来自中国。面对我国钨资源的现状，在加大钨资源勘查工作力度的基础上，还必须做好钨资源的开发和综合利用工作，以确保钨业的健康可持续和精细化发展。

研究区的钨资源在西北地区占有很大比重，合理的利用和开发钨资源具有一定的战略意义。通过对该区铜钨矿石进行研究，制定出可行的选矿工艺，为开发该区钨资源提高依据，并提高钨资源的利用率。

2.2工艺设计

2.2.1探讨试验

（1）重选试验

由于白钨比重较大，首先采用重选工艺探讨白钨矿与脉石的分离效果。经重选试验发现，钨精矿中铜超标，且尾矿中钨的损失较大，故单一的重选工艺不能充分有效的回收钨。

（2）单一浮选试验（图2）

（3）等可浮选试验（图3）

2.3工艺指标

通过上述不同工艺流程试验，最终试验结果对比见表3。

由表3可见，选铜采用等可浮选流程，铜回收率在85%以上。选铜尾矿选白钨矿，单一重选流程，所得钨精矿钨品位较高，但回收率偏低;单一浮选流程中，高品位钨精矿的回收率75.60%，低品位钨精矿的回收率达82.63%;“重―磁”联合流程，所得高品位钨精矿回收率达83.79%，低品位钨精矿回收率为87.92%，选钨指标比单一浮选流程明显提高。

采用“重-浮”联合流程回收矿石中的铜、硫、钨不及单一浮选流程简单，但对白钨矿的回收率提高有利，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经济估算

3.1产值估算

每处理100吨含Cu0.33%，含WO30.81%的原矿，其生产产值概算见表4。

按日处理100吨矿石的规模，重-浮流程每处理一吨矿石的生产成本估算结果见表5。

100吨/日选厂生产利润见表6。

4结语

（1）总结白钨矿回收的三种不同的工艺流程闭路试验结果：单一浮选流程的试验结果优于单一重选的结果;“重-浮”联合流程的结果优于单一浮选的结果。虽然联合流程相对复杂，但鉴于钨金属的价格较高，故从提高钨回收率，提高经济效益考虑，通过初步经济估算得出“重-浮”联合流程在效益上优势比较明显，故作推荐流程。该流程的各项指标主要为：

闭路试验主矿物回收指标为：铜精矿品位22.76%、回收率88.35%; “重选+浮选”合并总钨精矿WO3品位53.36%、WO3回收率83.79%。回收了矿石中白钨矿的88.75%。

综合回收情况：硫精矿含硫39.19%、回收率76.38%。金、银在铜精矿和硫精矿中富集情况，铜精矿含金0.42g/t，含银349g/t，银回收率35.48%;硫精矿1含金0.23g/t，含银128g/t，银回收率40.85%。银总回收率76.33%。

（2）按行业标准（YS/T318-2007），铜精矿够Ⅲ级品要求;按行业标准（YS/T 231-2007），钨精矿钨含量够二类Ⅴ级品要求;硫精矿主元素硫含量达到了LJK-37的要求。银在铜精矿含量够计价标准。

Design of beneficiation process for an ore of copper and tungsten

Wang Xinjin1，DANzengpingcuo2，Na Haiyan1

（1.7th party of Qinghai Non-ferrous geological and mineral exploration bureau，Xi’ning Qinghai，810007，China;2. Geothermal Tibet Bureau of Geology and Geological Brigade， Lhasa， Tibet ，850000）

Abstract：On the basis of the study of the characteristics for the ore of copper and tungsten，the flowsheet has been tested， an economy reasonable ore-dressing technological flowsheet has been designed through the results of the different flowsheet test，which can Providea basis for the resource utilization and construction for this mine.

Keywords： tungsten ;beneficiation process; design

参考文献

[1]《选矿手册》编辑委员会[M].北京：冶金出版社，1999.7（2006.1重印）ISBN-5024-1183-6.

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[5]杜淑华，廖力，胡劲松，等.某低品位钨钼矿选矿试验研究[J].有色金属（选矿部分），2009（2）：14-17.

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[7]周源，刘诚.某铜钨矿选矿试验研究[J].有色金属（选矿部分），2011（2）：5-7.

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选矿工艺范文第3篇

1选矿工艺试验研究

1.1擦洗脱泥工艺试验研究擦洗脱泥工艺的研究重点是确定合适的擦洗粒度上限和脱除粒级。笔者对-75mm原矿及破碎至-25mm、-15mm原矿分别进了了擦洗脱泥对比试验研究，三者P2O5、Fe2O3、Al2O3、、MgO、累积试验结果对比曲线分别见图1、图2、图3、图4。从图1可以看出，脱除粒级越细，精矿P2O5品位越低，回收率越高，兼顾品位与回收率，脱除-0.5mm粒级较为适宜，且易于工业化实施。对比（-75+0.5）mm、（-25+0.5）mm、（-15+0.5）mm试验结果曲线发现：三者P2O5品位变化不大，（-75+0.5）mm的P2O5回收率最高；主要杂质Fe2O3、Al2O3、MgO的品位相近，脱除率均比较高，达到60%以上。因此，擦洗脱泥工艺选择对-75mm原矿脱除-0.5mm粒级即可。

1.2浮选工艺试验研究浮选工艺的研究重点是确定适宜的浮选方法及药剂制度。该磷矿中的主要脉石矿物为硅酸盐类矿物，因此适宜采用正浮选法。磷矿正浮选工艺通常需要添加碱性pH调整剂、硅酸盐抑制剂及磷矿物捕收剂。碳酸钠，氢氧化钠及石灰是较为普遍采用的碱性无机调整剂，相比较而言，碳酸钠不仅可以调整矿浆的pH值，还能够消除矿浆中难免离子的有害影响【5】，因此，对该矿采用碳酸钠作为pH调整剂较为适宜。水玻璃是一种的价廉有效的硅酸盐抑制剂，被选矿厂广泛应用，也很适宜该矿应用。磷矿捕收剂经过对比试验，选用中化地质矿山总局地质研究院研制生产的AZ-02捕收剂效果较好。在以上研究的基础上，笔者对正浮选工艺中的主要影响因素磨矿细度、药剂用量、浮选浓度及浮选温度进行了择优试验，根据试验结果,采用一次粗选一次扫选一次精选，中矿返回粗选工艺流程进行了闭路流程试验,试验结果见表3。

1.3擦洗脱泥—浮选联合工艺试验结果与评价擦洗脱泥—浮选联合工艺流程见图5，试验结果见图6（数质量流程图）。试验结果表明，擦洗脱泥工艺能够将P2O5品位从15.78％提高至22.82％，脱除的-0.5mm矿泥P2O5品位仅为4.43％，有害杂质Fe2O3、Al2O3、MgO的排除率高，分别达到66.19％、69.09％和64.97％，擦洗脱泥效果显著，同时使进入浮选工艺的入选矿量只占61.71％，有效的降低了矿泥对浮选的干扰，提高了磨矿机效率。对擦洗脱泥后的粗精矿采用一次粗选一次扫选一次精选的正浮选工艺流程，比较简单，易于实现工业化，而且实现了胶磷矿的常温浮选工艺，获得了较优的选矿工艺指标。

2结语

（1）根据该矿矿石性质及可选特性，对该矿预先采用擦洗脱泥工艺效果显著，有效降低了能耗和药耗。（2）该矿采用的常温浮选工艺简单易行，有效提高了磷精矿品位，使磷精粉达到酸法加工用磷矿石一等品Ⅰ级标准。（3）采用擦洗脱泥—浮选联合工艺选别该磷矿，针对性强，很好的解决了单一浮选的缺陷，技术、经济均合理可行，较好的为其他该类型矿山的开发利用提供了参考。

选矿工艺范文第4篇

[关键词]选矿工艺流程 设备改进 分析 研究

中图分类号：TN15.1 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2015）19-0025-01

改革开放三十多年来，我国经济建设以及各项社会事业建设均取得较良好的成果。在我国建筑与工业发展的过程中矿产资源的开发与利用发挥了重要的作用，在矿石开采研究过程中，我国选矿工艺也得到充分的发展，选矿设备也更加趋于合理先进。但是，选矿工艺流程与设备仍存在一些问题。我国矿产资源种类繁多、品种杂乱且分布不均匀的特点，使选矿工艺流程与选矿设备不足与弊端均显露出来，面对愈加增长的矿产资源市场需求，我国矿产开发部门应当注重选矿工艺流程与设备的改进。笔者结合自己多年选矿工作经验探讨矿物的性质与特点，并且在详细介绍选矿工艺流程的基础上探讨选矿机械设备的改进策略。

1 矿物的性质与特点

复杂的地质结构与地理环境以及独特的地质演变历史决定了我们国家矿产资源的分布状况以及其开采状况。我国矿产资源种类丰富多样，品种繁杂，矿产重量也比较大，但是选矿与采矿工作均存在一定的难度，主要体现在矿产资源品种杂乱造成的对选矿工作的干扰。我国目前虽然发展出了多种有效的选矿技术，但仍然无法全面应对选矿技术的多样性需求问题。我国铜矿冶炼部门在上世纪末提出了铜矿石冶炼酸性毒性废气的整治标准，在铜矿石选矿、冶炼以及后期处理中均要加强。

2 选矿工艺流程与设备改进分析

在矿物原料的选择以及加工利用过程中加强选矿操作的质量的控制，保证选矿工艺流程的控制对于提升矿物开发利用水平具有重要的价值。我国目前各个矿产地区选矿方式主要有两种。在矿床地质较高的地区，往往采矿岩层均比较薄，大量废石的混入与掺杂导致矿石贫瘠化，矿含量纯度受到影响，针对这种情况主要采用破碎式选矿措施，将粗颗粒的废弃尾矿剔除，尽量提高矿石质地，然后将经过处理的矿石送入高炉进行冶炼，这种选矿工艺为粗粒重选[1]。另一种选矿方式为细颗粒重选，其主要的操作方式为采用破碎技术对镶嵌分布在矿石内的矿资源进行单体解离，并且采用磁联选的方式将精度较高的矿石整理在一起。

2.1 破碎细磨工艺

矿石开采出来之后首要进行的工作便是破碎与磨矿，这两项操作是选矿工艺流程中的关键环节，同时也具有较大的操作难度和较大的能源力量的消耗。在选矿工艺流程中，应当逐渐强化破碎功能，并且将矿石开采场地石料以及矿石的破碎颗粒达到技术可行的最低限度，并且有效提升操作效率，提高生产质量。目前，我国矿区矿石开采工作所使用的开采设备中通常根据矿区生产要求设置相应大小的矿石破碎操作车间。在矿石选矿工艺流程中，在小型和中型破碎车间通常只进行一段与二段上的开路破碎操作，在大型车间内主要进行三段与四段的破碎工作。另外在对矿石进行破碎之后，高品质矿石仍然不能够有效获得，因此需要进行细磨工艺处理，通过对矿石的细磨操作颗粒较多的矿石才可以得到较为充分的解体，从而获得品质较高的矿石资源[2]。细磨工艺需要在矿石加工的第二段开始干预加入，细磨过程中还应当注意矿石的筛选，通过相同类型矿石的有效分类，实现针对性的细磨操作。我国目前矿石细磨工艺工作效率普遍较低，有时还需要在初次细磨加工的基础上进行第二次细磨进行巩固，这样就造成了较大的成本花费，影响了生产质量，因此应当注重细磨工艺的改进完善。

2.2 弱磁选工艺和反浮选工艺

弱磁选工艺主要处理那些具有较高杂质参杂度与镶嵌度的矿石，通过磨选阶段可以获得纯度较高的矿石，但是其整体的回收效率不高。弱磁选工艺在我国的发展水平并不高，由于加工设备和加工工艺方面存在的不足，在提高矿石精度纯度方面效果不甚明显。在对精矿进行回收时，会受到多种因素的限制，比如矿石材料中过多的杂质杂物、矿石材料过高的精细度要求等。反浮选工艺主要运用在细粒嵌布的矿石的高品质打磨操作中，反浮选工艺主要有两种形式，分别为阴离子反浮选和阳离子反浮选，反浮选工艺对于获得高品质的矿物产品具有极大的促进作用[3]。反浮选工艺是目前获得高品质精矿的主要方式，在大规模的生产活动中具有相应的运用价值，具有较高的工业实践意义。弱磁选工艺操作方式与反浮选工艺操作方式在实际选矿工作中应当科学选用，为了提升选矿质量需要配合以合理的施工流程。

2.3 反浮选工艺与其他选矿工艺的结合使用

在矿产地区选矿实践中，反浮选工艺是一种能够广泛与其他类型选矿施工工艺相结合的选矿工艺形式，在与不同选矿工艺形式联合使用时应当考虑不同的用户要求与实事求是的矿产材料的选矿性质。通过反浮选工艺与其他选矿工艺的结合能够有效提升选矿工作质量，节省一定的施工成本。反浮选选矿工艺是一种以物理离子原理为基础的选矿方式，并非所有的选矿工艺均能够实现与它的完美结合[4]。在双重选矿工艺流程中，反浮选矿之前就可以获得部分合格的矿石并抛弃无用的尾矿，减少选矿量，改善反浮选作业条件，提高质量并减少浪费。在多重工艺的运用中，还要根据具体的情况来确定，并非所有的矿物资源都适用于多种工艺流程相结合的方式。

3 当下选矿设备的改进策略

我国矿产单位选矿设备的发展与改进方向如下：优化现存的选矿机构，加大科技研发力度重视先进生产经验的引进，不断提升设备性能，最大限度的发挥选矿工作效果，采用高效率、低能耗的新型破碎设备与细磨设备[5]。采用新型外动领匀摆领式破碎机，将连杆作为破碎机的边板，依靠边板的动力传送将连杆与动领分离，让连杆的运动不再束缚动领运动，以获得最理想的破碎效果。新型领式破碎机的运动轨迹能够降低衬板磨损度，破碎比高，具备良好的处理能力。

4 结语

随着我国矿产开采事业的持续发展，开矿部门将会面临更加广阔的市场，市场竞争也会更加激烈。加强选矿工艺流程以及设备的完善与改进，对于提升矿业部门选矿开矿能力，提高其市场竞争力具有极其重要的意义。选矿工艺流程以及设备的改进工作应当以提高生产效率，保证生产质量，降低生产成本和促进矿业部门采矿事业科学可持续发展为主要原则。选矿采矿工作人员应当正视我国在选矿工艺和设备方面存在的不足与缺陷，不断通过吸取先进经验和自主研发等手段来完善提升选矿工艺以及设备的技术水平。

参考文献

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选矿工艺范文第5篇

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.

[2]陈玉林.新型药剂OS-2在钼浮选中的研究与应用[J].有色金属（选矿部分），2010（5）.

选矿工艺范文第6篇

[关键词]硫精矿 选矿工艺 高品位 研究

[中图分类号] TD9 [文献码] B [文章编号] 1000-405X（2015）-3-42-1

近些年来，随着经济的高速发展以及科学技术的日新月异，当前有色金属的价格也逐渐大幅度提高，进而使得原料供应也越来越紧张，为了更好的缓解原料供应这一紧张局面，人们逐渐将焦点转向多金属的难处理矿石中，进而对有色金属加以精选。现如今，对于如何选取高品位硫精矿始终是当前人们研究的热点之一。因此本文对高品位硫精矿选矿工艺进行研究分析有一定的经济价值和现实意义。

1选矿性质和矿物工艺

1.1矿物性质

云浮硫铁矿是我国目前最大的硫铁矿矿山，储量为2.08亿吨，矿石平均含硫31.04%，是生产硫酸的优质化工原料。一般而言，原矿中含有多种元素，矿石中硫和铁主要是一种黄铁矿的形式存在的，是原矿石中的一种目标矿物。黄铁矿主要是一种金黄和浅黄铜色，在工业上常用于硫和二氧化硫生成的一种原料。

1.2选矿工艺

选矿工艺主要是借助于矿物的不同化学性质，进而用重选法、磁选法、浸出法以及浮选法等。在将矿物和脉石矿物分开的过程中，尽可能的对其有用矿物进行分离，将有害杂质去除，并借助冶炼技术，逐渐对硫元素进行提取，同时对硫选矿工艺的水平往往取决于浮选工艺，其生产技术状态对生产过程和产品数量也有着直接性的影响作用。

1.3高品位硫精矿选矿中浮选工艺流程

高品位硫精矿在浮选生产过程中，主要依据于硫的物理化学性质，对其选矿工艺进行确定。目前硫化物有着相对较高的回收率，主要采取正浮选的方法，同时浮选也有正浮选和反浮选，正浮选主要是将矿物浮入泡沫的产物中，并将其脉石矿物留在矿浆中。目前我矿探索使用的浮选工艺流程为两粗四精两扫的工艺流程，主要是在浮选前添加硫酸对矿物进行清洗和活化，并在浮选过程中逐步添加药剂对硫进行捕收，最后在精选段添加抑制剂来抑制杂质的上浮，从而更好地获得高品位硫精矿的目的。

2浮选药剂的类型和设备

2.1药剂

选药剂主要采取捕捉剂、起泡剂和抑制剂，捕捉剂主要是是一种黄药，有乙基和丁基两种黄药，对于硫有着很强的捕收作用。起泡剂主要是2#油，主要作用是使矿浆逐渐形成气泡。而抑制剂主要是采取六偏磷酸钠，对杂质上浮有着抑制作用，同时为高品位硫精矿的获取提供了有利条件。

2.2添加硫酸（H2SO4）

在浮选矿浆中适当添加硫酸，不仅仅对矿物性质有着活化作用，同时也有着对矿物杂物有清洗的作用。

2.3浮选设备

浮选设备主要是对浮选机北京矿冶研究总院CLF-40立方浮选机，XCF16、KYF16立方浮选机等选矿设备加以选用，并依据其搅拌方式和充气的方式，将其逐渐分为充气机械搅拌式、机械搅拌式和压力容器式等。

2.4浮选机矿浆液位控制系统

浮选机矿浆液位控制系统主要是由液位变送器、气动执行机构以及控制器等部分组成的。液位变送器主要是借助于浮球做液位检出元件，其实际的垂直运动更是借助于机械连接，并将其转换成一种角传感器角度的一种变化。矿浆液面自动控制系统技术主要是采取先进的差动电容式转角传感器，有着相对较高的测量精度。

3浮选试验的研究

某一原矿黄铁矿主要成分含量为30%，目的矿物有着较高品位，有着较细的嵌布粒度，同时结合硫化物难选程度。本文在对浮选试验进行研究的过程中，着重分析了硫铅分离试验、硫锌分离试验和硫砷分离试验三种。

3.1浮选流程

依据该矿石的性质，进而采取正确的浮选工艺流程，并借助于试验，对浮选的方式加以采用，对硫混合而成的精矿分离得出，达到对硫铅进行适当的分离，从而对硫精矿进行选取。

3.2硫铅分离试验

硫铅分离试验中，其分离的方法相对较多。一方面可以采取抑铅先浮硫的方法，借助于重铬酸盐类对方铅矿的浮出加以抑制，并对硫矿物浮出。一方面主要是对抑硫先浮铅的方式加以采用，并借助于氰化物对硫矿物进行抑制，进而实现方铅矿浮现的方法。另一方面则是利用没有的毒药剂进行选取，尽可能的将硫代硫酸钠和亚硫酸钠以及淀粉等进行混合，实现抑铅浮硫的真正效果。

3.3硫锌分离试验

硫锌分离试验主要是对闪锌矿和黄铁矿中高品位硫进行提取，在对石灰加以选择的过程中，就可以将锌和硫直接性的分离，将矿浆的PH值调到11的时候，对于硫浮选的抑制效果最佳，对硫酸铜活化剂和捕收剂丁基黄药加以采用，进而实行硫铅的分离，最后再对硫进行多次精选，从而对高品位硫精矿的获取。

3.4硫砷分离试验

硫砷分离试验中，首先就要对硫进行粗选试验，并采取一次磁选一次粗选。一旦硫粗选试验确定之后，就要进行砷粗选试验，尽可能在硫粗选的基础上增加一次扫选，最后从活化剂和捕收剂方面进行对硫进行多次精选试验。这种硫砷分离试验往往有着相对简单的流程结构和较少的药剂种类，同时也实现了抑砷浮硫的方案，进而获得了高品位硫精矿。

4结语

近些年来，随着我国经济的高速发展，对多金属硫矿物高品位硫精矿选矿中有着多种多样的选矿工艺。在高品位硫精矿选矿的过程中，更要依据于矿石的特点，对不同工艺进行确定，并对合适的药剂加以选择。尤其是在有色金属硫化矿资源逐渐衰竭的今天，相关研究人员更应该加强对浮选理论研究和浮选新工艺的研究，进而服务于我国多金属硫化矿高品位硫精矿的选矿工作，从根本上推动我国矿产业的飞速发展，并保证我国国民经济的可持续健康发展。

参考文献

[1]孟光栋，赵通林.伊朗含硫磁铁矿选矿工艺研究 [J].中国矿业，2013，（11）：104-106.

[2]陈军，刘苗华等.福建某高硫、低品位复杂多金属矿选矿试验研究[J].矿冶工程，2012，32（2）：34-38，41.

[3]陈晓芳.高硫含砷难选金矿石选矿工艺研究[D].江西理工大学，2011.

[4]杨林，光等.云南某高硫铅锌多金属矿选矿试验研究[J].金属矿山，2011，（9）：97-100，106.

选矿工艺范文第7篇

【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：

[1]张忠辉; 程玉刚; 兰尧中 某铜铁矿选矿工艺研究昆明冶金高等专科学校学报2011-01-15期刊

选矿工艺范文第8篇

[关键词]混合矿；碳酸锰矿；胶磷矿；磁选；浮选

中图分类号：TD923 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2016）06-0320-01

我国锰矿和磷矿资源较为丰富，其中前者以软锰矿、硬锰矿、菱锰矿、褐锰矿为主，因杂质含量较高、品位较低，选矿时需经洗矿、重选、磁选、浮选等多种工艺组合；后者以胶磷矿为准，品位同样偏低，选矿时多采用浮选方法。由于锰矿和磷矿经常以混合形式出现，对混合矿选矿工艺进行改进，对综合回收流程进行优化，具有重要的现实意义。

一、锰磷混合矿性质以及矿物分离

（一）矿石性质

低品位混合矿由不同矿石组合而成，矿物组成较为复杂，其具体特征需在显微镜下观察获知，就菱锰矿而言，锰矿石中另有其他矿物种类，多以含锰白云石的形式存在，部分为石英、方解石、绿泥石等，由于镁、硅等成分去除较为困难，要想获得高品位锰矿较为困难；就胶磷矿而言，镜下可见微细颗粒，多位不透明集体，同时伴生方解石、白云石等矿物[1]。综合来看。混合矿样锰、磷品位均比较低，矿石表面性质相似，矿物组成复杂，对二者进行综合回收存在很大难度。

（二）矿物分离

混合矿矿物组成的复杂性给选矿带来了很大难度，也直接决定选矿流程的复杂性，无论是选用混合浮选还是优先浮选，均会消耗大量浮选药剂。锰矿选矿常用方法有洗矿、重力选矿、磁选、浮选等，目前较为成熟的微细粒碳酸锰矿处理工艺有选择性絮凝、磁种分选和泡沫分选；磷矿浮选工艺则分为磷矿正浮选、磷矿反浮选、磷矿反-正浮选、磷矿正-反浮选以及磷矿双反浮选。混合矿样中胶磷矿、白云石、方解石等表面性质较为接近，其中胶磷矿不具有磁性，含锰白云石则具有磁性，为进一步提升矿石品位，可先通过磁选完成锰和磷的分离，再分别对二者进行浮选，整个工艺的分离并不存在技术上的难题，通过高梯度磁选机便可完成，操作较为简便，且限制条件较少，其可行性已得到广泛认可和实践证实。

二、锰矿磁选和磷矿浮选试验研究

（一）锰矿磁选

锰矿磁选有细磨再选和粗磨再选，锰磷分离后的锰矿品位仍较低，由于锰矿石中含锰白云石以及石英嵌布粒度较细，要想进一步提高锰矿品位，需对各矿物进行单体分离，即进行细磨磁选。经细磨再磁选后，矿石中锰含量会得到提高，但这并不能保证获得较高回收率，这与磨矿细度和磁场强度有很大关联，若含锰矿石与其他脉石矿石产生互凝，仍会影响到分选效果，目前较常采用的方法为分散磁选和絮凝磁选，前者是通过在磨矿前后添加六偏磷酸钠、水玻璃等分散剂来消除分散颗粒之间的团聚，这种工艺虽然能够提升精矿品位，但是无法保证回收率；而通过高分子絮凝磁选和疏水絮凝磁选可同时提升精矿品位和回收率[2]。事实上，细磨再选相关工艺的回收率均无法达到理想的效果，为避免矿物过度流失更多采用的是粗磨再选工艺，此时关注的焦点是如何提高精矿品位，需要考虑磨矿细度、磁场强度、水流速度等因素，通过“一粗一精一扫”试验流程，在粗磨条件下直接磁选能够提升锰矿品位。粗选后直接抛尾会造成资源浪费，可通过扫尾对含锰矿物进行再回收，扫选需确定磁场强度；精选则可以进一步提高锰精矿的品位，该流程需对各选矿指标进行综合分析。

（二）磷矿浮选

锰磷分离后的锰矿品位较低，硅、镁含量较高，对于这类胶磷矿，多采用“正反浮”工艺流程，需要合理选择调整剂、抑制剂、捕收剂、分散剂等。胶磷矿浮选尤为重视磨矿细度，相关试验表明，在磨矿细度为-0.074mm69.5%含量时，精矿产率和回收率分别为48.5%、60.7%；磨矿细度为-0.074mm76.3%含量时，精矿产率和回收率分别为50.1%、65.8%；磨矿细度为-0.074mm85.8%含量时，精矿产率和回收率分别为52.1%、71.5%；磨矿细度为-0.074mm90.5%含量时，精矿产率和回收率分别为53.1%、76.8%；磨矿细度为-0.074mm93.7%含量时，精矿产率和回收率分别为53.6%、74.0%[3]。随着磨矿细度的不断增加，精矿产率也在逐渐上升，直至趋于稳定，而回收率则呈现出先上升后降的变化趋势，分析认为磨矿细度的增加能够增加精矿品位，但是粒度过细也会造成浮选指标恶化。在现有条件下，正浮选结果直接影响精矿品位，以水玻璃为例，该抑制剂主要用于抑制硅酸盐矿物，但过量使用则会在胶磷矿表面形成水化膜，这是导致磷矿回收率较低的主要原因之一。在反浮选试验中，通过脱镁来提升精矿品位，需要通过条件试验来最终确定反浮各阶段药剂最佳用量，并对相关工艺流程进行优化[4]。

结论

综上所述，锰矿和磷矿在工业中应用越来越广，属于战略性资源，这两种矿石在我国储量均较为丰富，但经常二者以低品位且混合形式存在，选矿较为困难，以混合形式回收也难以达到高效回收的矿产利用目标。结合现有选矿工艺，锰矿选矿工艺参数的确定包括粗磨磁选、细磨再磁选等，磷矿选矿工艺流程的确定包括磨砂细度和浮选条件综合分析，基于锰磷混合矿性质，通过磁浮联合流程明确选矿指标，能够提高低品位锰磷矿的综合回收率，相关工艺的改进，对混合矿的开采和选矿，以及锰磷矿的综合利用，均有重要的参考意义

参考文献

[1]艾光华，刘炯天.钨矿选矿药剂和工艺的研究现状及展望[J].矿山机械，2011，10（4）：6-7.

[2]迟骋，徐盛明，王学军，等.兰坪难处理氧化锌矿选冶工艺研究进展[J].矿产保护与利用，2011，10（1）：97-101.

[3]邓冰，张渊，杨永涛，等.嘎依穷低品位铜铅锌多金属矿选矿工艺试验研究[J].有色金属（选矿部分），2015，11（4）：10-13.

选矿工艺范文第9篇

1黑钨矿选矿工艺

黑钨矿大部分为石英脉型，矿石中的矿物组成相对简单，黑钨矿嵌布粒度粗，因此相对白钨矿较容易分选。黑钨矿相对于与其共生脉石矿物的密度较大，因此黑钨矿一般采用重选对其进行预先富集。黑钨矿主要采用跳汰早收、摇床丢尾，多级跳汰、多级摇床、中矿再磨以及黑钨细泥单独处理是近几十年来黑钨矿选矿的核心。黑钨矿还具有弱磁性，因此还可以考虑用磁选回收。随着黑钨矿的开采量日益增长，高品位的黑钨矿日益衰竭，而低品位黑钨矿多呈多金属共存，对选矿工艺要求更高，因此，近几年选矿工作者逐渐尝试重—浮、磁—浮、重—磁—浮的联合流程。罗仙平[26]等用（跳汰+摇床）粗选进行预先富集，粗精矿浮选脱硫，浮选精矿进行强磁精选工艺，原矿WO3含量从0.51%提高到64.27%，回收率达到77.65%。刘清高[27]等首先用高梯度磁选作粗选，重选-磁选-重选相结合的联合工艺流程，对原矿WO3品位0.43%的某黑钨矿进行回收，钨精矿WO3品位提高到66.031%、回收率达到75.46%的良好技术指标。

2黑钨细泥选矿工艺

黑钨矿性脆、易粉碎，大部分黑钨矿在碎矿与磨矿的过程中由于过粉碎，损失在钨细泥中，据报道，将近20%的黑钨矿损失与黑钨细泥中[28]，因此必须加强对钨细泥中钨的回收。钨细泥的回收的方法主要围绕浮选、重选、磁选探索。

（1）捕收剂是黑钨细泥浮选的关键所在，特别是捕收剂的选择性能。为此选矿研究工作者围绕着捕收剂的选择性能进行研究，主要是研究新型高效螯合捕收剂和组合捕收剂，取得了不少进展。方夕辉[29]等将苯甲羟肟酸与731氧化石蜡皂组合作为组合捕收剂使用，pH为7～8的条件下，钨细泥的回收率达到86.01%，相对于传统的重选方法提高了20%的回收率。

（2）钨细泥因其粒度小，用一般的摇床对其进行重选，回收率低，随着新型重选设备离心机以及高梯度磁选机的出现，使得钨细泥的回收有了质的提高。新型离心机是近些年涌现出来的高效重选设备，它的特点是处理量大、回收率高，特别是针对钨细泥这种粒度细的矿，具有良好的回收效果。肖芫华、黄万抚[30]用某公司的新型离心机对WO3品位为0.22%的钨细泥，经过离心机分选可以获得WO3品位为0.65%、回收率为74.18%的钨粗精矿，实现了对钨细泥的大量抛尾。

（3）高梯度磁选机的出现对黑钨矿细泥回收有显著提高，强化回收-10μm微细粒的黑钨细泥[31]。孙仲元、周为吉[32]对某精选厂的黑钨细泥进行试验研究，通过使用振动高梯度磁选机处理原矿含WO3品位5.7%的钨细泥，一次磁选可获得WO3品位18%~21%、回收率60%~62%的钨精矿。随着选矿工作者不断探索，浮选—重选—磁选联合流程得到了很大的发展，使得黑钨细泥的回收得到了很大提高。常祝春[33]等采用磁—浮—重联合工艺流程，对加温细泥尾矿中的细粒黑钨矿进行回收，得到了良好的技术指标，解决了选矿工艺的难题。

黑白钨混合矿的选矿工艺

进入20世纪后，随着钨矿的开采力度不断增大，高品位的钨矿石渐渐开采殆尽，传统的黑白钨混合浮选工艺不再适应于矿石的低、贫、杂化，更多的黑白钨混合浮选新工艺不断涌现出来，其主干流程有两种：（1）硫化矿混合浮选—黑白钨混合浮选—白钨矿加温精选—精选尾矿重选黑钨；（2）硫化矿混合浮选—强磁选黑钨矿—非磁性产品浮选白钨矿—黑钨矿浮选。其中最具有代表性的是GY法、CF法、柿竹园法。

1GY法

GY法是由广州有色金属研究院自主研发的黑白钨混合浮选新工艺，该工艺的关键在于新型螯合捕收剂GY，它的极性基团可与黑白钨矿物表面产生螯合作用或者化学吸附，对黑钨和白钨都有良好的捕收性能。张忠汉[34]等针对柿竹园多金属矿石，研发出GY法黑白钨混合浮选新工艺。该工艺的方法主要是：用改性水玻璃作为萤石等脉石矿物的抑制剂，用铅盐作为钨矿物的活化剂，自主研发的新型螯合捕收剂GY混合浮选黑白钨矿，先进行加温浮选出白钨矿；再用GY浮选尾矿浮出黑钨精矿。能够将含0.47%WO3的原矿提高到70.07%，回收率达到81.26%。周晓彤[35]等采用改性水玻璃作为脉石矿的的抑制剂，活化剂ZP活化钨矿，新型螯合捕收剂GY浮选钨矿，对含WO30.599%原矿，小型试验获得73.26%WO3的白钨精矿，回收率为73.20%，66.25%WO3的黑钨精矿，回收率为13.55%，钨总回收率达到86.73%。

2CF法

CF法时北矿院研发出来的黑白钨混合浮选新工艺，该工艺的改变以往在碱性条件下回收黑白钨矿，找到了一种能够在自然pH值条件下对黑白钨进行混合浮选的新型捕收剂CF。该药剂的作用机理是新型螯合剂能与黑白钨形成的螯合物能够稳定的固着在矿物表面，而与含Ca2+脉石矿物难于形成稳定的螯合物，使之更加容易分离。该工艺主要是加入少量的水玻璃做为调整剂，硝酸铅做为钨矿的活化剂，以及新型药剂CF作为钨矿捕收剂，起泡剂采用起泡性能强的乳化油酸或油酸，在自然pH值（7～9）条件下进行钨矿浮选。肖庆苏[36]等针对柿竹园多金属矿分别进行了烧碱法、石灰法、CF法的对比实验，试验结果表明，CF法的工艺指标明显高于其它两种工艺。CF法还可以适应低温浮选条件。当时半工业试验正好是寒冬时期，虽然车间温度达到-3℃，矿浆温度最低时仅5℃，CF法浮选钨仍然能够正常运行。

3柿竹园

柿竹园法是由多个研究机构联合共同研制成功的黑白钨混合浮选新工艺。该技术[37]采用组合捕收剂混合浮选黑白钨矿，新型螯合捕收剂CF和GYB联合使用混浮黑白钨矿和回收黑钨细泥，该方法改变了传统的黑白钨矿分步浮出，而是将黑白钨同时浮出，解决了白钨矿与含钙脉石矿物的分选困难的难题。

选冶联合工艺

随着钨矿品位的日趋下降，钨矿物的化学成分和矿物组成更为复杂，选矿面临的压力越来越大。虽然选矿技术不断的进步，精矿品位能达到要求，但是回收率却往往不高。同时随着冶炼技术的不断发展，冶炼对处理低品位复杂矿的适应能力日益提高。因此对于低品位钨细泥精矿、钨中矿、及其它难选的含钨中间产品一般采用化学处理的方法。利用浮选选出一定品位钨精矿，再利用化学方法处理。黑钨矿的化学处理方法主要有[38]苏打烧结法、苏打溶液压煮法、苟性钠溶液分解法。杨利群[39]采用苏打烧结法对低品位钨矿和废钨渣进行试验研究，可以将渣中的钨降至0.5%以下。白钨矿的化学处理方法主要有盐酸分解法和硝酸分解法、苏打烧结法、苏打压煮法、碱分解法、热球磨碱煮法、氟化物分解法、氯化法。丁治英[40]等采用氟盐对白钨矿进行浸出，通过热力学计算绘制平衡浓度对数图，并通过此图对氟盐浸出白钨矿工艺进行了热力学分析。宋善章[41]发明了一种分解白钨矿的方法，该法主要经过两次压煮，再进行磷酸回收。该法能够解决碱分离后含碱过高的问题，但是该法操作较繁琐，而且费用较高。普崇恩等[42]发明了一种黑白混合钨矿的联合碱分解工艺。该工艺先将黑白钨矿磨细，再对白钨矿和黑钨矿分别进行碱压煮分解；白钨矿经过压煮后的钨酸钠溶液直接用于黑钨矿的碱分解；钨的分解率可达到99%；李军、谢金明[43]等采用NaOH对黑白钨混合矿进行分解，并研究其研究因素。试验结果表明：在温度180℃，液固比0.8∶1，碱用量1.6倍，搅拌转速550～650r/min，保温时间2h，添加剂用量为1.5～2倍的条件下，钨矿分解效率最好。

结语

过去几十年我国主要是以黑钨矿为主，随着黑钨矿开采力度的增大，黑钨矿越来越接近枯竭，因此白钨矿的开采迫在眉睫。白钨矿选矿的难题在于白钨矿与含钙脉石矿物的可浮性相近，不能很好的将它们分离。同时黑白混合钨矿的低品位、嵌布粒度细、脉石矿物复杂等也是限制黑白混合钨矿的因素。

（1）对于白钨矿选矿所遇到的难题，人们在彼得罗夫法的基础上对其加以改造和优化，为了创造更好的工作环境和节省成本，开发出常温浮选法，对于白钨矿选矿的发展起了很大的作用。

（2）随着黑钨矿的储量接近枯竭，传统的单一浮选已经不能适应低品位的黑钨矿，多种选矿方法联合使用成为黑钨矿选矿的发展趋势。针对于细粒级的钨细泥，开发出高效率的选矿设备至关重要。

（3）黑白钨混合矿的低品位、嵌布粒度细、脉石成分复杂，使得传统的黑白钨混合浮选工艺不再适合，往往采用浮选、重选、磁选等多种选矿方法的联合浮选工艺，针对不同的黑白钨混合矿选择合理的选矿工艺是一项重要的任务。

（4）虽然选矿技术的发展使精矿品位达到要求，但是回收率却往往不高，并且随着冶炼技术的发展，对于低品位的精矿也能进行冶炼，因此在未来的钨选矿技术的发展可以朝着选冶联合技术发展，回收率高且污染低。

选矿工艺范文第10篇

关键词：难选铅锌矿；选矿工艺；技术改造

1 案例介绍

2007年，内蒙建成了某铅锌矿，主要是对天然的矿石的进行加工生产。虽然顺利建成，但是由于其存在的铅锌矿石难选的问题，导致该厂无法正常的生产，甚至有很长的一段时间内是处于停产的状态的。该矿厂为了可以尽快地进行生产并且得到经济效益，他们在某设计研究院的帮助下对其整体的工艺进行了改造。这个研究院在对该厂的各种数据和资料进行分析以后，提出了针对性比较强的改造方案。而矿厂在改造之后，不仅可以进行正常的生产，而且还取得了非常大的成功。

2 矿石的性质及实验

2.1 矿石的性质

首先，矿石中存在的有价金属元素分别为铅、锌、金、银等，对他们进行价值分析我们可以知道其都具有非常高的回收价值。除此之外，由于矿石很容易被氧化，所以导致这些矿石在成矿的时候，会因为整体构造相对破碎而导致其孔隙比较多，这样其中的铅锌等矿石就会变成其氧化物。根据相关的数据调查分析可以知道，铅锌矿里面的矿物的直径都是小于0.03毫米的，而且在这些矿石中，小于0.01毫米的又占绝大多数。但是通过实际的观察分析可以知道，这些矿石在形成的过程中，总会被其他的矿物包裹，这就导致在后面的加工，例如碎磨的过程中，非常难将其进行单体解理，这样就会影响矿物质的整体分离和富集。而从矿物的存贮的状态来看，我们发现，矿石的结构是非常的多样的，在形成的过程中，矿石都会互相的包裹穿插，有些破碎了的矿石会以胶结物的形式存在。还有一些矿石可能会被氧化，这样就导致矿石在选矿分离的时候会非常的困难。还有一些比较特殊的矿厂，例如金、银矿厂，他们虽然是以矿物的形式存在的，但是其整体的分布比较均匀，并且非常的细微，使其回收相对而言比较简单。通过以上的种种描述，我们可以知道，该矿厂的矿石结构是复杂的，它是属于复杂分布的铅锌混合矿，这种矿厂将其划分为难选矿厂。

2.2 具体的实验

该设计院在对其进行改造和研究的时候，发现该单位选择重-浮的流程，作为其产出铅精矿与金精矿的主要工艺技术。虽然矿厂在选择工艺的时候经过了大量的实验计划，但是在实际的生产当中，其富集程度仍然比较低，这样就导致该矿厂在随后不能够生产出较为合格的锌精矿、采用这种工艺流程，我们得到铅精矿的铅含量为42.57%，其中含金量为22.44g/t，含银量为556.27g/t。回收率按照铅、金、银的顺序排列分别为60.09%、36.21%、35.35%。该研究院在进行实验的时候，只回收金和铅，小部分回收银，并且不回收锌。但是从这一系列的实验我们可以看出，实验的过程比较简答，导致其研究的深度是不够的，并且在最终选择的时候，所选择矿品的质量都比较高，与一般的矿产元素分析产生较大的差异，因此出现了了不一致性。

3 工艺改造的方案及经济效益比较

3.1 原工艺生产流程以及改造之后的生产流程

首先进行原工艺流程的论述。从上文的论述中可以知道，铅锌矿的分离一直是我们在选矿的时候较为重视的也是比较困难得一个问题。并且从上文的论述中也可以知道矿区中矿物的分布关系是比较复杂的。根据实际的统计数据我们可以知道，该矿厂在进行回收时，扣除了回收所需要的成本之后，基本上没有得到利润。并且开始的工艺流程非常的复杂，所需要选择的药剂种类也非常的繁多，加上本来矿厂的性质就不是特别的稳定，导致在选择的时候非常的困难。因此我们就对其生产的工艺进行了改造，希望可以解决这样一个问题。

接下来我们对改造之后的生产流程进行描述。首先，我们将原矿采用一定压力的磨机进行粗磨之后，需要采用螺旋流槽重选脱泥抛尾的方法将其进行分离，所分离的粗磨细读为-0.074毫米，比重为55%～60%。在进行第一轮的浓度提高之后，在选用不同的磨机对其进行硫化矿的复选，在选择完毕之后，由于在原矿中其锌的品位也比较高，所以我们所选择的流程是先选择浮硫化铅，再进行浮硫化锌的选择，然后选择浮氧化铅，最后选择浮氧化锌。总体概括来说就是先进行铅的浮选，后进行锌的浮选。进行浮选之后，为了提高精矿的质量与品味，我们再用小一点的磨机对其进行最后的研磨。以此，所有的工艺流程基本完成。具体的浮选指标如表1所示。

在此工艺中需要注意，在设备布置上我们应将重选放在浮选车间的后面，这样就可以对场地进行充分的利用。不仅可以减少工程的投资的施工难度，也可以保证整体的改在可以在原来的车间内进行布置，并且保证车间的宽敞，方便进行工作。

3.2 经济效益比较

首先我们从矿厂的价值进行比较测算可以得知，铅锌矿在按照如上所述的流程进行改造之后，当其选矿厂恢复了正常的生产的时候，我们所需要的各项生产技术指标都达到了预期的水平要求。虽然当期在这方面的市场发展不是特别的乐观，但是该矿厂仍然取得了比较好的经济效益。

然后我们再从其生产成本的角度对其进行比较。在进行改造之前，平均的价值是每吨的金属量就需要2837.2元的成本，这是该厂所记载的财务资料，我们经过一系列的测算可以得知，将其折合成为每吨的原矿处理费用的时候，为190.6元每吨原矿。这个成本在这个行业中是属于较高的。成本高自然就会导致其利润随之下降。而在我们对其进行改造之后，该矿产的季度平均值为2217.4元每吨金属量，相比于改造之前降低了大约600多元，将其折合成原矿的时候，也仅仅为139.8元每吨原矿，相比降低了50元左右。由此可见，经过生产工艺改造之后的生产成本大大降低，从侧面提高了经济效益，这样一来，企业的营业利润就会随之增长，那么其经济效益也就随之提高。同时，由于我们将生产工艺流程简化，使得在生产的过程中，其药剂的种类很大程度上减少，这样就保证了生产的指标相对稳定，操作工艺也相对简单。

4 结束语

综上所述，我们对内蒙古该矿产的生产实践和矿石的性质进行了简单的分析，并且对原来的选矿工艺进行了改造，使其工艺流程变得更加的简单、易操作。通过改造工艺，并且将这项工艺进行实践检验，发现改造之后的工艺可以大大降低企业的生产成本，并且促进其提高经济效益。目前我国仍然有很多与文章类似的难选铅锌矿的技术研究，希望通过这一系列的研究和发展，促进我国的选矿工艺改造发展的更加迅速。

参考文献

[1]张庆丰，赵争争.司家营研山铁矿综合尾矿选矿试验[J].现代矿业，2016（06）.

[2]张凤华，于洋，黄伟.印度尼西亚某褐铁矿的工艺矿物学特征及提铁降杂试验研究[J].中国矿业，2016（06）.