选矿工艺（精选11篇）
选矿工艺 篇1
摘要：随着我国社会经济的不断发展, 对于能源的开发也日益重视。从新中国成立之后, 对锑矿进行了大规模的地质勘探和开发就一直在进行, 并发展了硫化锑精矿鼓风炉挥发熔炼。我国锑矿储量和产量均居世界首位, 并大量出口, 生产高纯度金属锑 (含锑99.999%) 及优质特级锑白, 代表着世界锑业先进生产水平。本文主要介绍的是湖南锑矿的选矿工艺。
关键词：锑矿,选矿,新工艺
引言
从以往的选矿经验总结来看, 锑矿的选矿方法, 主要有手选、重选、浮选等方法。其中, 以采用浮选的选矿厂为较多, 其次为手选, 采用重选的选厂较少。少数锑矿选矿厂采用单一浮选流程, 大多数锑矿选矿厂采用联合流程, 如手选-浮选流程、手选-重选-浮选流程。
1 锑矿的形成
1.1 地质背景
本文主要介绍的是湖南省的锡矿山锑矿田。锡矿山锑矿田位于湘中盆地北部, 为一向南、北两端倾伏的端州背斜, 其轴向为北东30°, 长9km, 宽3km。背斜核部由上泥盆统奈田桥组、锡矿山组组成, 其四周分布为下石炭统岩关阶、大圹阶等。端州背斜核部被纵贯全区的西部大断层顺轴向切割成东西两部分。西翼 (上盘) 下降, 背斜核部仅露出东半部分。
1.2 含矿岩系
锡矿山锑矿田的含矿岩系为上泥盆统奈田桥组, 其大概的厚度为340m。根据岩性特征及古生物组合, 由上而下划分为四个岩性段。即:第一段为砂岩段, 厚45m;第二段为灰岩段, 厚227m;第三段为砂岩灰岩段, 厚38m;第四段为泥灰岩段, 厚30m。其中第三段为本矿田的含矿层。
2 我国锑矿的储量和分布
目前我国的锑产地主要包括贵州万山、务川、丹寨、铜仁、半坡;湖南省新晃等汞矿, 湖南省冷水江市锡矿山、板溪;广西壮族自治区南丹县大厂矿山;甘肃省崖湾锑矿、陕西省旬阳汞锑矿。锑的保有储量70万t, 基础储量239.5万t。占世界总储量的66.2%, 居世界第一。我国锑矿主要分布在湖南、广西、贵州、云南。储量分布高度集中在大型、超大型矿床中。现有锑矿山95处, 大型1处, 中型9处, 从业人员1万人。最著名的锑矿是湖南锡矿山, 还有广西大厂, 贵州睛隆锑矿。1999年产锑矿石138.4万t, 锑精矿9.1万t, 金属锑8.45万t, 70%以上出口, 居世界第一。
我国的国营锑矿山已建成的选厂有25座, 其中主产锑精矿的22座, 副产锑精矿的3座。综合日处理能力为6540t, 主产锑选厂为4190t。其中日处理能力为1000t以上的有3座, 500t以上的2座, 100t以上14座, 100t以下的6座。处理单一硫化锑矿的有11座, 处理硫氧混合锑矿的3座, 处理含锑多金属矿的11座。选矿主要技术经济指标, 以1996年代表90年代国营锑矿山选矿技术经济指标:锑原矿品位1.78%, 锑精矿品位24.29%, 锑尾矿品位0.28%, 选矿金属实际回收率85.24%, 工人实物劳动生产率936.82t/ (人·a) 。锡矿山锑矿田位于湖南省冷水江市 (原属新化县) 东北约15km处, 是我国超大型锑矿, 驰名中外。1949年以来探明锑储量85.9万t (包括矿田内的南区、北区及童家院3~6线的储量) 加上1949年以前采出的矿量, 共约计锑储量达200多万t (《中国矿床发现史?湖南卷》) , 至今找矿还有较大的潜力。锡矿山锑矿开采历史悠久。从清?光绪23年 (1897) 实行民采官收官炼以来已有百年开采历史, 也是近代矿产地质调查最早的矿区之一。1914~1948年曾有不少中外地质学家来此调查。较系统的地质矿产调查和大规模地质勘探始于1955年。由湖南地质勘探公司进行勘探工作。1959~1989年间提交锡矿山矿田飞水岩、物华、童家院等矿床地质勘探报告和补充勘探报告以及科研报告等, 至今找矿又有新的重大进展。
3 锑矿的提取
锑矿的提取方法除应根据矿石类型、矿物组成、矿物构造和嵌布特性等物理化学性质作为基本条件来选择外, 还应考虑有价组分含量和适应锑冶金技术的要求以及最终经济效益等因素。锑矿石的选矿方法有手选、重选、重介质选、浮选等。
3.1 手选
锑矿石手选工艺是利用锑矿石中含锑矿物与脉石在颜色、光泽、形状上的差异进行的。该方法虽然原始, 且劳动强度较大, 但用于锑矿石选矿仍具有特殊意义。因为锑矿物常呈粗大单体结晶或块状集合体晶体产出, 手选常能得到品位较高的块锑精矿, 适合于锑冶金厂竖式焙烧炉的技术要求。此外, 手选还能降低选矿生产成本和能耗, 因此它在我国广泛使用。
3.2 重选
锑矿石的重选工艺对于大多数锑矿石选厂均适用, 因为锑矿物属于密度大、粒度粗的矿物, 易于用重选方法与脉石分离。其中, 辉锑矿属于易选矿石;黄锑华、红锑矿、锑华属于按密度分选的极易选矿石;只有水锑钙属于按密度分选较难选矿石。
3.3 浮选
浮选是锑矿物最主要的提取方法。硫化锑矿物属易浮矿物, 大多采用浮选方法提高矿石晶位。其中, 辉锑矿常先用铅盐作为活化剂, 也有用铜盐或铅盐铜盐兼用的, 然后用捕收剂浮选。常用的捕收剂有丁黄药或页岩油与乙硫氮混合物, 起泡剂为松醇油或2号油。氧化锑矿则属于难浮矿石。
4 锑矿选矿手法
4.1 锑矿石手选的方法
锑矿石的手选是利用提矿石中锑矿物与脉石在颜色, 光泽, 形状上的差异进行的, 这种选矿方法比较原始, 劳动强度大, 但是能够产出大块高品质锑矿精矿, 能够降低选矿成本和能耗。锑矿石手选一般是在手选皮带设备上完成的, 也有不少是在矿坑内或矿口完成的。
4.2 锑矿石重选的方法
重选对于大多数锑矿石选矿均适用, 因为锑矿物属于密度大, 颗粒粗的矿物, 易用用重选法与脉石分离。总之, 不管是单一硫化锑矿石还是硫化-氧化混合锑矿石, 均具有较好的重选条件。且重选费用低廉, 又能在较粗粒度范围内分选出大量合格粗粒精矿, 丢弃大量废石, 因此重选法仍然是锑矿选矿者乐于采用的方法。锑矿重选设备主要是指跳汰机, 有时也会用到摇床。
4.3 锑矿石浮选的方法
浮选是选锑矿最主要的选矿方法, 硫化锑矿物属于易浮矿物, 大多采用浮选方法提高矿石品位。其中:辉锑矿常先用铅盐做活化剂, 也有用铜盐或铅盐铜盐并用的, 然后用捕收剂浮选。常用捕收剂为丁黄药或页岩油与乙硫氮混合物, 起泡剂为松醇油或2号油;氧化锑矿则属难浮矿石, 主要采用重选法选别。
5 锑的选矿工艺
矿石按工艺分类:
(1) 主要是单一的辉锑矿, 其它金属矿物的含量极少。
(2) 含金的辉锑矿石, 这种矿石都含有砷, 并且是以毒砂的形态出现, 与金的共生很密切, 一般锑-砷分离时, 也是锑-金的分离。
(3) 氧硫混合矿, 矿石中不含砷, 但含有比较高的次生氧化锑矿物。目前回收氧化矿只能采用重选的方法。
(4) 含钨金砷等矿物, 但金的含量较高, 白钨矿也可以作为副产品回收。
(5) 含锡、铅、锌、砷等的矿物, 锑是以脆硫锑铅矿、辉锑锡铅矿等出现, 因此锑精。
(6) 矿中含有大量的铅, 并且锡石也是选厂的重要产品。含汞的矿石, 矿石中的主要矿物是辉锑矿和辰砂, 它们可浮性相似。
6 锑矿选矿特点
氧化锑矿石目前不能用浮选的方法回收, 可以用手选或者重选、重介质选矿的方法回收。辉锑矿的可浮性与pH值有关。在酸性介质中可浮性最好;碱性介质中由于矿物表面的碱溶性而不浮;在中性矿浆中辉锑矿需要活化以后才能浮游。目前使最广范的活化剂是硝酸铅, 有时也使用硫酸铜做活化剂, 也可使用两种混合加药。铅是锑精矿的有害杂质, 为了保证精矿质量也可使用硫酸取代硝酸铅, 在酸性介质中浮选辉锑矿。当然对设备提出了更高的要求。
7 结束语
锑矿的用途是主要用于生产锑制品。锑矿在被开发出来以后, 通常可以用作其它合金的组元, 其主要作用是增加合金的强度和硬度。比如轴承合金、蓄电池极板、电缆包皮、焊料、印刷合金 (铅字) 及枪弹中都含锑。除此之外, 高纯度的锑还是半导体锗和硅的掺杂元素。锑还有一种用途就是锑白, 锑白是油漆、搪瓷的阻燃剂和白色颜料的主要原料。硫化锑 (五硫化二锑) 是橡胶的红色颜料。生锑 (三硫化二锑) 用于生产火柴和烟剂。
参考文献
[1]杨洪洲.低品位混合锑矿渣选矿工艺探索试验[J].有色金属 (选矿部分) , 2012 (02) :21～25.
[2]顾帼华, 刘如意.含锑矿石浮选药剂[J].江西有色金属, 2007 (03) :23～27.
[3]余礼扬.难选氧化锑矿石的浮选工艺[J].有色金属 (选矿部分) , 2003 (03) :21～27.
选矿工艺 篇2
一.2006年6月6日选矿厂正式开工,各级领导到选矿厂进行剪彩,由200吨选厂的原班人员进入500吨选矿厂进行调试工作.二.选矿厂开工时的工艺流程:
三.2006年6月6日开始调试以后,很多问题陆续暴露出来:
1.破碎段:
1)破碎主要的问题是设备问题,设备老出问题,以旋盘破碎机出现的问题最多.破碎破的矿量跟不上球磨机的处理量,通过改进修理旋盘破碎机到年底基本正常,通过人员调整把破碎人员分车三班二运转制,最终解决了破碎处理矿量的问题.2)破碎还有个问题是除尘工艺和设备不行,起不到收尘作用,厂房和厂外都是灰尘,工作环境极差,通过年初的改造,通过2个月的运行,收尘率达到80%以上,极大地改善工作环境还回收了不少粉矿,解决了一个重要环境因素和危险源.又增加经济效益
2.球磨系统：
1）1段球磨机在开车一月后，进行日常检修及清理钢球工作时，发现衬板已碎裂，必须进行更换。经过2天2夜的抢修后完工。更换后的衬板使用到年底
2）2段球磨机开车起来噪音较大，到年底改为橡胶衬板。极大地降低了噪音。
总的来说球磨这块由处理量不大到逐渐增大的过程，到现在为止处理量已达到500吨/日以上，其中钢球配比进行了多次调整，付出了很多艰辛的劳动。科研所最初给的钢球配比为：
1段球磨的钢球配比为： Ø120：Ø 100：Ø80：Ø 60=1：2：5：2
钢球添加总量为：24吨。经过运行磨矿效果不太好。又进行调整为Ø 100：Ø80：Ø 60=5：3：2，经过运行效果还是不好，最后改为：
Ø 100：Ø80：Ø 60=2：5：3，到现在效果还可以，处理量可以达到500吨/日以上，分级机溢流细度-200目53%以上，钢球补加系数也由1降为.0.8。
2段球磨的钢球配比为： Ø80：Ø 60=4：6，钢球添加总量为：18吨。效果不好，Ø80占的比重大，最后改为Ø80：Ø 60：Ø 40=1：5：4，钢球补加系数也由1降为.0.6。到现在看来还有待改进，可以全部添加Ø 40，以增加磨矿效果。
3.旋流器：
旋流器也是很重要的选别设备，旋流器开始使用时效果不是很好，后加装压力表，溢流部分返回砂泵，以保证旋流器进口压力的稳定，并要控制旋流器的进口压力在0.08-0.12之间，旋流器的沉砂嘴也从Ø45，Ø50，Ø65都试过，但压力控制的不是很好，原因是沉砂口离2段球磨太远，沉砂浓度高容易堵塞管路，必须往沉砂管路里加清水，这就降低了磨矿浓度，也不能增大旋流器进口压力。后把旋流器改到2段球磨机给矿鼓上部，解决了管路堵塞的问题，并可以控制旋流器的进口压力在0.08-0.12之间，旋流效果可以，溢流细度-200目在70%以上。
4.跳汰机和摇床：
刚开始调试时，只有1段装了旁动隔膜跳汰机，摇床尾矿砂泵一开就堵，为了重选调试，采用人工挖矿的方法，后改为摇床尾矿到搅拌桶，在用泵打到分级机返砂上端，直接进入1段球磨机，这样1段重选才开始运转，运转也出现了不少问题，如跳汰机电机开始没有装变频，冲次太高。旁动隔膜跳汰机设备出现了不少问题。筛面易损坏，经常更换筛面，后筛面
进行了加固处理，解决了这个问题。摇床的床面也由粗砂型改为细砂型。
刚开始1段重选回收率只有15%左右。经过观察研究决定取2段磨后矿浆进行试验，在摇床上试验发现细粒明金可观，又进行多次取样，试验效果都很好。决定2段安装跳汰机、摇床，并进行摇床尾矿与回水系统相配套改造，把摇床尾矿打到脱泥斗里，沉砂进入2段球磨机。回水进行再利用，经过运转，重选回收率提高到30%以上，摇床用水和球磨用水大部分采用回水，效果很好。
5.浮选：
浮选工艺指标一直处于不稳定状态，时好时坏，受给矿浓度和给矿细度影响较大，年底检修时加装了2台精选机，管路也进行了加粗该造。到4月份又对药剂用量进行了精确的控制。严格按要求添加。到5月份结束浮选回收率达到88%
四．总的来说，通过半年多的调试，设备工艺都进行了极大的改进。工艺基本达到了目标。但也存在一些问题。重选回收率还不是太理想，浮选指标也不是很稳定，重选如果加装尼尔森选矿机，可能还可以提高不少重选回收率。浮选自动化加药系统的安装，可以保证药剂的稳定和稳量的添加，对浮选指标的稳定也有很好的促进作用。
青海赛什塘铜矿选矿工艺优化实践 篇3
【关键词】铜矿；磨矿；浮选药剂；回收率；优化
1、前言
青海赛什塘铜矿是一座以铜、硫为主的多金属硫化矿床，现生产工艺流程为一段磨矿、一次粗选、两次扫选、三次精选；精矿浆通过板式压滤机脱水，尾矿通过油隔离泵输送至尾矿库进行堆存。建矿以来，完成了一系列优化改造，使生产更稳定，选别指标更优化。
2、矿石性质
矿石中金属矿物以磁黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿为主，其次有磁铁矿、方铅矿、闪锌矿，少量及微量矿物种类较多，有白铁矿、斑铜矿、辉铜矿、毒砂、黝铜矿、蓝辉铜矿等；脉石矿物以辉石、石榴石、石英和方解石为主，其次有长石、绿泥石、绿帘石、云母、角闪石和高岭土等。
主要金属矿物的嵌布特征如下：
黄铜矿（CuFeS2）：呈他形粒状或者粒状集合体产出，与黄铁矿、磁黄铁矿、白铁矿、闪锌矿等嵌布于脉石中。黄铜矿常沿着黄铁矿，磁黄铁矿的解离、裂隙、粒间充填交代，呈港湾状及不规则状嵌布，黄铜矿中常有磁铁矿、黄铁矿、闪锌矿的包裹体存在。综合样中黄铜矿的粒度+0. 026mm的占73.8% 。
黄铁矿（FeS2）：主要呈半自形晶及他形粒状或粒状集合体产出，综合样中黄铁矿的粒度+0.026mm的占85% 。
磁黄铁矿（Fe1-xS）：含量较多，分布不均匀，主要呈半自形晶及他形粒状或粒状集合体产出，与黄铜矿，闪锌矿共生。综合样中磁黄铁矿的粒度+0.026mm占74.2%。
磁铁矿（Fe304）：在矿石中的分布不均匀，局部多见，主要呈半自形晶及他形粒状或粒状集合体产出，与磁黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿伴生嵌布在脉石中。
矿石中金属矿物嵌布关系较为复杂。黄铜矿粒度以中粒为主，少量黄铜矿以细小粒度、星点状和乳滴状嵌布于脉石或黄铁矿中；少部分铜矿物被氧化，局部含有少量铅、锌。
3、选矿工艺流程优化
3.1碎矿系统优化
3.1.1合理调整排矿口，提高碎矿效率
赛什塘铜矿采用三段一闭路破碎流程，排矿口偏大，各段破碎新生成细粒级含量偏低。通过合理调整，将各破碎作业排矿口调整为粗碎180mm、中碎35mm、细碎12mm，减轻了中细碎的负荷，提高了破碎系统效率显著提高碎矿效率。
3.1.2合理改变筛板材质，及时更换筛板
针对筛分效率低的生产现状，先后采用钢丝编织筛板、钢筋焊接筛板、钢板孔筛板、橡胶筛板、锰钢筛板。目前主要采用锰钢筛板，其他筛板耐磨性较差，使用周期较短，故障多，影响生产。同时，要加大检查力度，根据筛板的破损程度及时进行筛板的更换和加固，有效保障筛分作业的稳定进行。
3.2磨矿系统优化改造
3.2.1合理配置钢球比例
在生产磨矿中，钢球对大颗粒矿石的磨矿能力较为明显，为了提高处理能力，必须提高小颗粒的磨矿能力，而提高小颗粒磨矿能力的有效手段是适当增加小球比例，增加钢球的有效磨剥面积。通过大量的试验，目前，赛什塘铜矿装球球径为120mm、80mm、60mm，比例为4：3：3。钢球配比优化后，球磨机台时处理量较改造前显著增加。
3.2.2提高磨矿浓度
通常提高磨矿浓度会改善磨矿效果，但磨矿浓度的提高必须以球磨机进出料平衡为前提，保证球磨机排料顺畅，避免“涨肚”现象的发生。由于赛什塘铜矿矿石易破不易磨、球磨排矿无大颗粒，因此，矿浆具有良好的流动性，为提高磨矿浓度奠定了基础。经过现场调试，磨矿浓度从改造前的67%左右提高至73%左右，在不改变分级溢流矿浆浓细度和物料平衡的前提下，提高了球磨机台时处理量。
3.3选矿试验研究及工艺优化
3.3.1主要试验研究及工艺优化
1994年6月，西北矿冶研究院完成青海赛什塘铜矿矿石选矿工艺流程试验，实验室指标：原矿品位1.46%，选矿回收率为91.3%，精矿品位大于20%，但是现场选别指标不理想。
2003年5月，西北矿冶研究院对赛什塘铜矿矿石进行选矿试验研究，采用新药剂（A2，T12、丁基黄药、石灰）确定的实验室指标为：选矿回收率91.53%，但现场生产指标未达到设计要求。
2005年1月4日，西北矿冶研究院进行现场工业调试，对现场的设备、流程、药剂添加进行改造。改造措施：①粗选浮选机添加矿浆和泡沫挡板；②改三次精选为两次精选，将精I的吸浆槽改至精I第二槽；③完善A2添加方式，T12采用搅拌桶进行配制；④丁基黄药添加点由搅拌桶改至球磨机。同年3月12日，改造基本完成，但工业试验累计指标未能达到合同要求，累计处理矿量1.0069万t，累计铜精矿品位为20.31%，铜回收率为83.39%。从流程考查可以看出，粗选作业回收率仅为70.26%，粗选效率极低是造成生产指标低的主要原因。
2006年，针对赛什塘铜矿的矿石性质，专业技术人员进行新药剂研发工作，配制了M，（高效捕收起泡活化剂），后经现场试用，改良为M2，取得了较为明显的效果，回收率提高到84%。
2009年5月，现场生产技术指标和前期相比呈现较大幅度下降，主要体现在尾矿品位升高，回收率下降，技术指标波动较大。为解决这一问题，甘肃顺鑫药剂厂进行选矿试验和现场调试。本次试验主要考察了不同批次的矿样在相同试验条件下的指标变化情况，试验主要采取了闭路试验的方法，浮选药剂全部取自生产现场。
通过选矿试验和现场调试最终确定：在不改变现场生产工艺流程的前提下，以石灰为pH调整剂、复合黄药为捕收剂、A6为捕收起泡剂，并适当降低精选作业矿浆pH值，取得了较好的效果，选矿回收率为86%，铜精矿品位20%。
2003年8月，建赛什塘铜矿投产时现场选矿回收率仅为78%，目前现场回收率稳定到86%，经过多年努力，回收率提高了8%。
5、结语
优化选矿工艺的各个流程环节，能够明显提高选矿综合利用率，降低能耗及原矿利用率。赛什塘銅矿还将不断研究矿石性质，不断优化工艺流程，不断优化选别指标。
参考文献
[1]青海省赛什塘铜矿扩建工程可行性研究报告（R）.兰州：兰州有色冶金设计研究有限公司，2006.
钼矿选矿工艺和药剂解析 篇4
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。
摘要：文章通过研究某钼矿矿石性质, 进行了选矿工艺流程试验, 对各流程的实验结果进行了对比, 提出了针对该矿的经济、合理的工艺流程, 从而为该区钼资源的开发利用和矿山建设提供了可靠的依据。
关键词：钼矿选矿工艺,流程设计,解析
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 篇5
摘要：对提铜选矿药剂生产废水净化处理,首先,采用武平膨润土、连城膨润土、细煤粉、粉煤灰、炉渣和颗粒活性炭等6种吸附剂,考察在酸性、中性和碱性条件下对废水脱色、除味效果和CODcr去除率的影响.其次,考察微电解一催化氧化联合预处理对6种吸附剂两级吸附净化效果的影响.第三,将微电解、催化氧化、活性炭吸附、石灰中和等物化处理单元进行组合,考察不同顺序组合工艺对净化效果的`影响.结果表明:(1)除活性炭外,增加吸附级数或采用微电解一催化氧化联合预处理,对总体净化效果的提高不明显.(2)采用如下组合工艺:催化氧化→活性炭吸附→微电解→石灰中和,具有较好的净化效果,出水无色、无味、CODcr去除率达到95.69%、可生化性明显改善.作 者：华金铭 HUA Jin-ming 作者单位：紫金矿业集团股份有限公司紫金矿冶设计研究院,福建上杭,364200 期 刊：净水技术 ISTIC Journal：WATER PURIFICATION TECHNOLOGY 年，卷(期)：2008, 27(2) 分类号：X703 关键词：有机废水 物化处理 组合工艺净化★ 矿石品位与矿石加工工艺分析论文
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选矿工艺 篇6
【关键词】选矿工艺；当前成就；未来发展
1.现阶段我国铁矿石遴选中常用技术分析
1.1阶段磨矿﹑弱磁选-反浮选工艺
我国目前入选的磁铁矿由于粒度细，使得磁团聚在选别中的负面影响日益明显，导致依靠单一的磁选法提高精矿品位越来越难，把磁选法与阴离子反浮选结合起来，实现选别磁铁矿石过程中的优势互补，有利于提高磁铁矿石选别精矿品位。阶段磨矿﹑弱磁选—反浮选工艺是我国铁精矿提铁降硅较有效工艺之一。该工艺的主要操作流程为：经一次粗选一次精选获得最终精矿﹑反浮选泡沫经浓缩磁选后再磨﹑再磨产品经脱水槽和多次扫磁选后抛尾﹑磁选精矿返回反浮选作业再选。从整体情况来看，该中选矿工艺主要是利用铁矿石具备的一定强度的磁性，运用磁感应设备，从而定向地将铁矿石选出来。这种选矿工艺起源于上一世纪九十年代，在被引入我国并国产化后，极大地提高了选矿效率。特别在一些品位不高的铁矿山，能够起到非常令人满意的遴选效果。如弓长岭选厂采用阳离子反浮选工艺，经一次粗选一次精选获得最终精矿﹑反浮选泡沫经浓缩磁选后再磨﹑再磨产品经脱水槽和多次扫磁选后抛尾﹑磁选精矿返回反浮选作业再选，精矿铁品位从64%提高至68.89%，精矿中的SiO2含量降至4%以下，铁的作业回收率98%以上。
1.2全磁选选别工艺
阶段磨矿﹑弱磁选—反浮选工艺虽然能够通过遴选，将铁矿石的品位提高到到一个新的水平上。但是，由于采用的弱磁遴选和阶段性磁性遴选，因此很容易导致大量的杂质进入到铁矿石中。而且，由于该工艺所应用的磁感应强度比较弱，不能够比较彻底地选出铁矿石，因此铁矿石资源的利用效率不太令人满意。特别是对一些粉碎性比较强的铁矿山，遴选效率就更低了，从而也限制了它的应用范围。为了有效克服该选矿工艺的缺点，科研工作者又研发出了全磁选矿工艺。全磁选工艺是在现有阶段磨矿﹑弱磁选―细筛再磨再选工艺流程的基础上，再用高效细筛和高效磁选设备进行精选。与反浮选工艺相比该工艺流程简单，工艺可靠，投资省、工期短、易操作。全磁选工艺在首钢矿山选厂应用多年，其铁精矿品位一直保持在67%左右。
1.3超细碎-湿式磁选抛尾工艺
上述两种选矿工艺虽然能够实现比较高的选矿效率，但所选出来的精矿细度一般比较大。而细度大的精矿往往意味着杂质含量比较大，因此，这两种选矿工艺在提高选矿效率上的潜力已经非常有限。在进入新世纪以后，在消化吸收国外先进铁矿石选矿新工艺的基础上，我国科研工作者研发出了超细碎―湿式磁选抛尾工艺。该工艺是将矿石细碎至5mm或3mm以下，然后用永磁中场强磁选机进行湿式磁选抛尾。该工艺对于节能降耗﹑有效利用极贫铁矿石和提高最终铁精矿质量具有特别重要的意义。马钢高村铁矿开发品位20%以下铁矿石，试验研究采用高压辊磨机将矿石细碎至3mm以下，中场强湿式磁选抛除40%左右粗粒尾矿，将入磨物料的铁品位提高至40%左右。
2.我国铁矿石选矿工艺发展中存在的问题分析
2.1矿石开采和遴选工艺的一体化不足
铁矿石的开采工艺对选矿具有直接的影响。因为如果开采工艺落后，就会导致铁矿石的杂质含量大大增加，不利于后续的选矿工作。而且，如果矿石的开采和遴选工艺一体化不足的话，就会因工艺操作断层而影响选矿质量和效率。欧美等发达资本主义国家借助高技术含量的采矿、矿石遴选设备已经实现了铁矿石开采的自动化，并利用自身高度发达的信息技术，用中央电子计算机控制整个采矿和遴选流程。可以说，从采矿点的选择，到矿石的开采，再到对矿石品位的鉴定和遴选，最后到矿石的运输，已经被糅合成了运作一体化的产业链条，实现了铁矿资源的高效开采遴选。而与之形成鲜明对比的是，我国仍然大量的使用人力和一些低技术、低效率的采矿设备进行采矿作业，而且矿石品位的鉴定和遴选依旧依靠人力进行化学分析，不仅耗时耗力，而且鉴定结果的可靠性也不高。况且整个开采和选矿模块比较分散，形不成环环相扣的产业链，难以进行统一的规划和管理。
2.2对多金属共生矿的资源综合利用率不高
我国大多数铁矿产资源都属于伴生矿。但在实际选矿过程中，存在只注重对主要矿产的开采利用，对其他含量少的的伴生资源多采取舍弃策略。造成这个问题的原因是多方面的：一方面，一些施工单位根本不理解“多金属矿”的真正含义，只是主观的认为这种矿和单一矿并无二异，其伴生的其他金属矿被认定成了杂质，在矿石遴选时就将其舍弃。另一方面，矿石的遴选工艺和技术设备落后，无法将伴生金属矿有效地筛选出来，只能在开采阶段就将其避开。特别是选矿工艺的不完善性，导致很多铁矿开采单位即便是了解伴生矿的价值，但出于选矿工艺“不给力”，而难以将这部分价值有效开发出来。
3.未来我国铁矿山选矿工艺的发展趋势探讨
3.1采矿、选矿工艺一体化
采矿、选矿工艺一体化，已经成为了提高选矿效率和铁矿资源利用效率的必有之路。因此，在未来的一段时间内，发展采矿、选矿工艺一体化技术，就成为了科研工作者的重要任务。一方面，铁矿开采企业要积极运用信息技术和机电一体化技术，实现选矿工艺的自动化。同时，构建矿石开采和选矿工艺一体化平台，实现二者的有机结合；另一方面，为了进一步减小选矿过程中的环境污染问题，需要继续对选矿工艺进行绿色化改进，实现环境友好化。
3.2对落后的遴选工艺设备进行现代化改造
俗话说：效率就是生命。遴选设备的工作效率对铁矿资源开采的整体效率有着巨大的影响。因此，应当及时的投入必要的资金，对作业设备进行更新，并积极地同国外先进同行进行技术交流，学习其先进的经验技术，为我所用，切实提高我国铁矿资源的开采效率。另外，还要加强对各个作业模块进行统一规划，统一管理，使之相互协调，共同推进我国铁矿遴选工艺和综合利用效率的发展。
3.3改造选矿工艺，重视对伴生金属矿的开采
一方面，可以通过引进国外先进的选矿技术，在消化吸收的基础上，根据我国铁矿山的特点，发展出能够实现多种矿产品的遴选工艺；另一方面，可以在现用选矿工艺的基础上，连接上多金属遴选设备，实现遴选工艺的初步改造。
参考文献
[1]邹健.利用国外矿产资源发展我国钢铁工业的基本状况及今后发展预测[J].冶金矿山科学技术的回顾与展望.北京：煤炭工业出版社，2010
某钨矿选矿工艺改造效果评价 篇7
某钨矿属于石英脉型白钨矿床,主要有价矿物为白钨矿,脉石矿物主要是石英、长石等,含钙脉石方解石、萤石含量较低,属于白钨-方解石、萤石(重晶石)型矿石[1]。目前矿石开采多年,一直采用常温浮选法进行回收,该流程工艺简单、生产成本低,能获得一定的经济效益[2]。但是,该流程矿石适应性差、中矿循环量大、操作技术难度大,且气温较低的时候选矿指标差,从而导致钨金属损失严重[3,4]。在当前钨资源缺乏的情况下,为充分利用资源,同时也为了保障企业效益的最大化,应考虑尽可能最大限度提高钨选矿回收率。
某矿根据矿石特点,结合加温浮选试验结果,对原有常温浮选工艺改造为加温浮选工艺,获得了良好的技术经济效果。
1 原矿性质
原矿多元素分析结果见表1,原矿钨物相分析结果见表2。
2选矿试验结果
针对目前生产中存在的问题,以及该类型矿石具有改善提高选矿指标的可能性,矿方采取矿样,采用加温浮选工艺进行试验,来考察对选矿指标的影响。原矿WO3品位0.409%,磨矿至-120目占65%后,采用1粗2精3扫的常温浮选工艺,可获得钨粗精矿WO3品位为9.50%,回收率为96.01%的选矿指标;粗精矿浓缩后添加大量水玻璃,在加温到95℃条件下经强烈搅拌50min,再经1粗2精1扫的浮选流程选别,最终获得白钨精矿WO3品位为65.14%,对原矿WO3回收率为92.80%的选矿指标。具体试验指标见表3。
3选矿流程改造
选矿试验结果表明,加温浮选工艺指标明显优于常温浮选工艺。现场根据加温浮选选矿试验结果对原有工艺流程进行改造,改造流程除了增加加温搅拌外,还增加了浓缩作业,以满足后续浮选浓度要求;另外还调整浮选作业流程结构。而原有的破碎、磨矿系统、加药系统和精、尾矿处理系统保持不变。
改造前该矿生产流程:破碎采用二段一闭路破碎工艺,破碎产品粒度为-12mm。磨矿采用一段磨矿,采用螺旋分级机分级,磨矿产品细度为-120目占65%,分级溢流浓度为60%。常温浮选主干流程为1粗8精3扫,浮选后获得钨精矿。改造前生产工艺流程见图1。
改造后工艺流程如下:原矿破碎+磨矿至-120目占65%,常温浮选采用1粗1精3扫工艺流程,获得钨粗精矿,浓缩至60%,加温搅拌,再采用1粗4精3扫的浮选工艺获得白钨精矿。改造后选矿生产工艺流程见图2。
4生产实践对比
4.1 改造前后生产情况对比
改造前采用常温浮选流程,工艺流程简单,一段磨矿+浮选即可获得合格的白钨精矿,且生产成本低;但是该流程中矿循环量很大,浮选槽数量多,泡沫量大,且浮选时间均在20min以上,导致现场浮选操作技术难度大,浮选指标波动较大,金属量流失严重。另外,由于浮选时间长,泡沫量大,精矿冲洗水多,使得扫选作业浓度低,在磨矿较粗的情况下,扫选作业容易沉槽,对生产顺行造成一定的影响。
加温浮选流程相对复杂,生产流程长,浮选作业增加,同时中间还增加加温作业,加大了能源消耗量,生产成本提高。但是加温浮选流程,现场操作简单,生产指标稳定,且指标明显好于常温浮选。不过现场也存在白钨粗精矿浓缩困难的情况,这可能是由于白钨矿过磨而造成的,这也增加了浓缩的成本;另外加温作业对环境造成一定的影响,会增加环保投资。
4.2 改造前后选矿厂生产指标对比
原矿中方解石和萤石的可浮选性与白钨矿极其相似,势必会对白钨矿和脉石的分离造成困难,使得白钨矿精矿品位难以提高。常温浮选条件下很难调整脉石矿物与目的矿物的可浮性;而加温浮选是在高温条件下通过强烈搅拌,利用不同矿物间表面吸附的捕收剂膜解析速度差异,从而提高抑制剂对脉石的选择性,就能够很好地抑制脉石矿物。
改造前后生产指标变化见表4,表中结果表明:常温浮选在高品位的原矿条件下,最终只能获得WO3品位46.50%的白钨精矿,回收率为81.60%。而加温浮选在原矿品位相对较低的情况,还能获得WO3品位59.00%的白钨精矿,且回收率达到83.20%。加温浮选的生产指标大大好于常温浮选。
4.3 改造前后可比消耗
常温浮选与加温浮选对比,常温流程简单,投资省,成本低,但是常温流程中矿循环量大,流程耗水量高;而加温流程复杂,投资高,选矿成本高。根据现场情况,2000t/d的白钨选矿厂,改造费用为350万元(浓缩利用原有浓缩池)。改造前后生产中可比消耗成本见表5。结果表明,处理每吨原矿,加温浮选流程比常温浮选流程成本高2.0757元。
注:I△=改造后-改造前;成本差值=改造后-改造前。
4.4 经济效益
该矿选矿规模为2000t/d,假设两种流程处理矿石原矿品位一致(以WO3品位0.40%计算),而加温浮选工艺在原矿品位提高后,选别后所得的精矿WO3品位为59.00%,回收率为83.20%。两种工艺选别后精矿折算为标准钨精矿,计算选矿厂的经济效益见表6。结果表明,改造后选矿厂经济效益明显,半年就能回收改造成本。
注:标准钨精矿以10万元/t计算。
5 结论
(1)该矿主要有价矿物为白钨矿,脉石矿物主要是石英、长石等,含钙脉石方解石、萤石含量较低,属于白钨-方解石、萤石(重晶石)型矿石类型,既适合于常温浮选流程,也适应于加温浮选流程。
(2)常温浮选流程简单,生产成本低,但是生产指标不稳定,容易受环境影响。加温浮选流程虽然流程复杂,投资高,生产成本高,但是生产指标相对稳定,且指标好于常温浮选流程。
(3)该选矿厂改造后,加温浮选比常温浮选日增经济效益19322.6元,经济效益明显。
摘要：某白钨矿主要有价矿物为白钨矿,该矿采用常温浮选工艺,原矿WO3品位0.40%,选别后可以获得WO3品位46.50%的白钨精矿,精矿回收率为81.60%;而采用加温浮选工艺,原矿WO3品位0.31%,选别后可以获得WO3品位59.00%的白钨精矿,精矿回收率为83.20%:加温浮选工艺经济效益明显。
关键词：白钨矿,常温浮选,加温浮选
参考文献
[1]腾占民.某白钨矿选矿工艺及指标分析[J].赤峰学院学报(自然科学版),2012,28(11):11.
[2]辛亚淘,邓双丽.低品位白钨矿的浮选实践[J].矿山机械,2012,40(2).
[3]赵磊,邓海波,李仕亮.白钨矿浮选研究进展[J].现代矿业,2009(9).
低品位铅锌矿选矿工艺探析 篇8
关键词：铅锌矿石,优先浮选,石灰
1 试料
对于试料应当从该含铅3.11%、含锌2.50%的矿脉中进行采集分析。矿石中含有的主要金属矿物有:方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、黄铁矿、自然银、金银矿、辉银矿及少量的菱锰矿. 脉石矿物为萤石、绢云母、石英、方解石等。其中, 闪锌矿, 菱形十二面体完全解理、光泽以及与方铅矿密切共生, 因颜色变化很大, 所以不易鉴定, 通常呈粒状集合体产生;方铅矿是人类最早开采的矿石之一, 主要为岩浆作用后的产物, 呈立方体的晶形, 集合通常为粒状或致密状块;方铅矿有些是铅灰色、黑色条痕、强金属光泽、立方体完全解理、硬度小、密度大, 具有天然可浮性总是和闪锌矿生在一起。
2 试验结果与讨论
在观察完矿石嵌布的特征后, 为了控制选矿成本以及生产管理, 特选择优先选铅再浮锌的方法提炼铅锌, 试验中需要用到的设备是500ml机械搅拌充气浮选机和小型球磨机。
2.1 磨矿细度的影响
磨矿产品的细度一般小于0.074mm, 适宜的磨矿细度, 一般应根据矿石的嵌布特性, 经试验确定或通过生产实践加以确定。磨矿细度的大小直接影响精矿品位的高低与产品的回收率。在磨矿浓度为60%的条件下进行磨矿细度对浮选影响的试验. 通常采用一粗、一扫混浮的流程, 将黄药作捕收剂, 水玻璃作抑制剂, 随着磨矿细度的增加, 铅锌在尾矿中的损失减少; 当磨矿细度增加到一定度再继续增加, 尾矿中铅锌的损失有增大的趋势.;当磨矿细度为-0.074mm66.40%时, 尾矿中的铅锌损失最少。
2.2 药剂产生的影响
尽管该矿具有良好的天然可浮性, 但为了能更好更快的将铅锌分开, 就将对浮锌作业中的活化剂及优先选铅作业中的抑制剂进行试验, 以确保一切都顺利进行。
2.2.1 石灰用量多少的影响
石灰用量对矿石中铅锌的回收率有着重大影响, 经过试验, 石灰用量对铅回收率的影响及锌在铅精矿中的损失情况说明, 当石灰的用量增加时, 铅的回收率也在增加, 而锌在铅精矿中的损失减少;然而当石灰的用量一再增加时, 铅和锌的品位几乎不变, 但是铅的回收率却在减少, 所以当石灰用量为8kg/t的时候, 铅精矿品位为17.35%, 此时铅回收率比较高, 为9.91%, 与此同时锌的损失也比较少。所以, 试验表明石灰的合适用量为8kg/t。
2.2.2 选铅作业中石灰添加选择的影响
在浮铅粗选的作业当中, 将石灰用量及其他条件设定好, 再将石灰加在磨机和石灰加在浮选槽做比较, 结果如表1 所示:
在磨矿的时候, 石灰可大面积的和矿物表面接触, 着力于矿物表面, 加强了抑制效果, 减少了选别时间。从表中可以得知, 石灰加在磨机里的效果要比加在浮选槽里的效果好很多。
2.2.3 硫酸锌用量多少的影响
为了提高磨矿中的分选成果, 特地对硫酸锌的用量开展了试验, 也同时可以加强浮铅作业中方锌的抑制。硫酸锌用量对锌损失率以及铅的回收率影响说明, 硫酸锌的用量增加的时候, 铅的回收率也在增加, 锌在铅中的损失在减小。当硫酸锌的用量为1.6kg/t时, 铅的回收率很高, 为95.96%, 铅的品位为18.07%, 此时锌的损失也很少, 分选效果最好, 所以浮铅粗选作业中硫酸锌的最佳用量为1.6kg/t。
2.2.4 硫酸铜用量多少将对浮锌产生影响
在浮铅作业中, 锌会被抑制, 所以选择铅的矿时得先将锌激活, 那么就得用到硫酸铜, 同样进行了用量试验说明, 如果不添加硫酸铜, 闪锌矿是不浮的。硫酸铜的用量增加时, 锌的回收率也在增加。当硫酸铜的用量增长到100g/t时, 锌在矿中的损失很少, 锌精矿品位为30.99%, 回收率为83.7.%, 并保持不变, 所以硫酸铜的最佳用量为100g/t。
2.3 工艺流程试验
所有试验都以完成, 试验的结果如表2 所示:
上表说明, 选择如此简单的工艺流程以及普通药剂, 就可以选出合格的铅精矿和锌精矿, 而且回收率也是很高的。相比之下, 看到锌在铅中的品位和回收率有点不尽理想, 但这也是有原因的, 在矿石中, 锌与铅的连生矿物质较多, 且连生界面处于港湾状, 自然而然分离就比较困难了。
3 结论
根据铅锌矿石的原矿性质, 进行了多种药剂试验和磨矿细度的研究, 试验结果表明:采用铅优先浮选工艺和合理的药剂条件, 可以有效的实现铅锌分离。获得铅精矿品位为61.58%, 回收率为87.01%, 锌精矿品位为48.69%, 回收率为62.91% 的较理想指标。
参考文献
[1]崔涛, 赖浚, 袁野.低品位多金属矿石焙砂浸出铜锌工艺研究[J].湿法冶金, 2015 (05) .
某高硫铅锌矿选矿工艺研究 篇9
矿石中主要金属矿物有闪锌矿、方铅矿、黄铁矿、白铅矿, 另有少量铁闪锌矿、白铁矿、磁黄铁矿;主要脉石矿物为石英、方解石、白云石、硅酸盐矿物及碳质物等。原矿主要化学元素分析结果及铅锌物相分析结果分别见表1～3。-3mm粒度筛析结果见表4。
* 单位为g/t。
2 试验结果与讨论
2.1 铅浮选条件试验
2.1.1 矿浆pH值对铅浮选的影响
调整浮选矿浆pH值的目的是抑制可浮性较好的黄铁矿, 通常要求在碱性条件下, 但是有人提出过高的碱性会对铅矿物造成一定的抑制作用。
因此, 矿浆pH调整剂要求既能形成抑制黄铁矿的环境, 又不宜使得碱度过高而影响铅矿物的回收。试验分别采用石灰和碳酸钠作为矿浆pH值调整剂, 在相同的pH值 (pH≈9.0) 条件下发现碳酸钠对硫的抑制不及石灰好, 因此试验确定使用石灰作为矿浆pH值调整剂。条件试验确定了铅粗选石灰最佳用量为1000g/t。
2.1.2 硫化钠对铅浮选的影响
硫化钠在铅浮选作业中有两个作用, 一是作为部分氧化铅矿物的硫化剂, 另一作用是锌矿物的抑制剂, 可跟硫酸锌配合使用共同抑制锌矿物。试验发现, 随着硫化钠用量的增加, 在不影响铅回收的情况下, 进入到铅精矿中的锌含量呈下降的趋势, 其抑制机理推测为硫化钠在锌矿物上的吸附阻止了捕收剂的吸附, 并且硫化钠能够解吸锌矿物表面的捕收剂。试验确定最佳的铅粗选硫化钠和硫酸锌的用量分别为500g/t和2000g/t。
2.1.3 捕收剂对铅浮选的影响
铅捕收剂采用乙硫氮, 并使用Z-200作为辅助捕收剂兼起泡剂, 试验确定二者的铅粗选最佳用量分别为40g/t和15g/t。
2.1.4 磨矿细度对铅浮选的影响
由于本试验矿样的矿石性质决定了铅为较难回收对象, 且铅的嵌布粒度较锌细, 锌浮选相对容易。因此, 试验主要考察了磨矿细度对铅浮选的影响, 同时, 给出了不同磨矿细度下, 铅精矿中的锌含量。试验结果见表5。
从表5中的结果可以看出, 随着磨矿细度的增加, 铅在铅精矿中的回收率逐渐增加, 而锌在铅精矿中的损失逐渐减少, 这说明, 随着磨矿细度的增加, 铅的连生体 (主要为铅与锌的连生体) 逐渐减少, 单体逐渐增加。当磨矿细度由-200目含量由84.00%增加到92.50%时, 铅的回收率增加幅度不大 (增加0.67%) , 其他选矿指标也趋于稳定, 况且, 工业上要使磨矿细度达到-200目90%以上, 一般采用多段磨矿。因此, 综合磨矿成本和选矿指标两方面来考虑, 选择一段磨矿, 磨矿细度为-200目84.00%。
2.2 锌浮选条件试验
2.2.1 矿浆pH值对锌浮选的影响
硫化锌矿 (主要是闪锌矿) 的浮选, 通常要求在较高的碱度下进行, 采用石灰作为锌浮选的矿浆pH值调整剂, 试验发现, 在矿浆pH≈11的条件下, 锌精矿的指标最佳, 此时石灰用量为2000g/t, 固定其他试验条件为:硫酸铜400g/t, 丁基黄药60g/t, 2号油40g/t。
2.2.2 活化剂硫酸铜对锌浮选的影响
被抑制的闪锌矿通常用硫酸铜活化, 才能恢复较好的可浮性。因此本试验研究采用硫酸铜为活化剂并进行其用量试验, 试验最终确定的硫酸铜最佳用量为300g/t, 高于这个用量时, 矿浆中硫酸铜浓度的增加对锌浮选指标的影响甚微。
2.2.3 捕收剂的种类及用量
试验分别选用了乙基黄药, 丁胺黑药和丁基黄药作为锌矿物的捕收剂进行了捕收剂种类筛选试验。试验结果表明, 在高碱度下, 丁基黄药的捕收性和选择性都优于其他两种药剂。试验确定使用丁基黄药作为锌矿物的捕收剂, 确定的最佳锌粗选用量为30g/t。
2.3 硫浮选试验
原矿中的硫含量较高, 因此选完铅、锌之后, 进行了硫的综合回收试验。采用酸化水玻璃 (硫酸和水玻璃的质量比为2∶1) 作为活化剂, 丁基黄药作为捕收剂, 条件试验确定硫粗选的酸化水玻璃用量为3000g/t, 丁基黄药用量为250g/t, 2号油用量为40g/t。
2.4 闭路试验
在前面试验的基础上, 进行了试验室闭路试验。闭路试验结果见表6, 试验流程见图1。
从表6的结果中可以看出, 铅精矿和锌精矿中的铅锌互含都较低, 说明试验较好解决了铅锌分离的问题, 同时发现铅精矿中铅的回收率不高, 只有76.17%, 有一部分铅分布在锌精矿和硫精矿中。通过电子探针发现, 这部分铅矿物粒度细, 跟碳质物结合紧密, 较难被药剂吸附, 估计是通过机械夹带作用而分散到各个浮选产品中了, 这部分铅矿物常规选矿难以回收。
3 结 论
某高硫铅锌矿石, 含硫15.78%, 采用石灰作为黄铁矿抑制剂和矿浆pH值调整剂, 配以选择性较好的乙硫氮和Z-200作为铅矿物的联合捕收剂, 较好的解决了矿石中硫对铅浮选的影响, 获得了较优的选矿指标。试验采用一段磨矿 (磨矿细度-200目84.00%) , 铅、锌、硫顺序优先浮选工艺, 可获得合格的铅精矿、锌精矿和硫精矿。闭路试验可获得产率3.66%, Pb品位57.32%, Zn品位2.13%, Pb回收率76.17%的铅精矿;产率17.28%, Zn品位52.55%, Pb品位1.16%, Zn回收率97.04%的锌精矿, 并综合回收了有价元素S, 试验获得了产率为21.58%, S品位40.10%, 回收率为56.07%的硫精矿。
摘要：本次试验针对某高硫铅锌矿石, 采用石灰作为矿浆pH调整剂, 控制矿浆pH值在9.0左右, Na2S+ZnSO4作为锌矿物的组合抑制剂, 乙硫氮+Z-200作为铅矿物的组合捕收剂, 采用铅、锌、硫依次优先浮选流程, 获得了较满意的试验指标。
关键词：高硫,硫化铅锌矿,优先浮选
参考文献
[1]胡熙庚.有色金属硫化矿选矿[M].北京:冶金工业出版社, 1987.
选矿工艺 篇10
1 德勒诺尔铁矿的概况
位于甘肃省肃北地区的德勒诺尔铁矿已具有23条矿体, 资源量可达上亿吨, 其所属的秦祁昆构造域是祁连钼、钨、铁、镍、铬、铜、铅锌的成矿地带, 有着非常丰富的矿产资源。在2009年, 成为矿产业“重头戏”的德勒诺尔铁矿由金泽集团投资顺利完成了6000万元的探矿工程的投资, 形成了甘肃较大规模的铁矿工程。
2 铁矿的选矿工艺
2.1 磁选工艺
铁矿的磁选工艺, 是利用铁矿之间的磁性差异, 来实现矿物的分离的。其选矿方法主要是用来解决铁矿石等黑色金属矿的选别, 依据磁场的不同强度, 可以将其分为强磁选和弱磁选。强磁选工艺可以对赤铁矿的选别进行处理, 若磁选工艺则可以对磁铁矿进行选别的处理。
一般而言, 磁选的工艺是在磁选机中进行的。当磁选机的选别空间获取矿物颗粒的混合物时, 磁选机的磁力就会对具有磁性矿物的颗粒进行作用, 使与磁力相反的机械力得到一定的克服, 将分离的矿物吸附在磁选机的圆筒上, 在通过转筒的作用, 使矿物推至到排矿端, 形成磁性产品。而不具有磁性的矿物颗粒因不受磁力影响, 而在机械力合力的作用之下, 经排矿管排除, 形成非磁性产品。如图1。
2.2 矿物的磁性
(1) 矿物的磁性分类。
自然界中不同物质的原子结构是不同的, 这就形成了各种物质的不同磁性。矿物磁选的依据是矿物的磁性, 物理学中矿物质的类型一般分为铁磁性、顺磁性、逆磁性三种。下图是铁磁性、顺磁性、逆磁性物质的磁化场强度与磁化强度之间的关系示意图, 由图可以看出, 逆磁性和顺磁性物质的关系是直线关系, 但铁磁性物质的情况就有所不同, 其磁化强度在开始的时候有着很大的变化, 之后逐渐的平缓起来, 最终达到磁性的饱和 (如图2) 。
(2) 矿物磁性对矿物选别的影响。
在磁选的矿物选别中, 矿物的磁性影响是最大的。当强磁性矿物进入到磁选机中时, 会沿着磁力线取向形成磁束和磁链, 单个颗粒的退磁系数比微细颗粒的退磁系数要大的多, 但它的磁感应强度和磁化率又比微细颗粒小很多。磁选机中的磁链形成对颗粒的湿选有着很好的效果。一般来说, 磁链的磁化率比单个磁性颗粒的磁化率要高的多。
当非磁性颗粒混合在磁链中时, 磁性产品的性质会有所降低, 致使形成的磁链对磁性产品产生不利的影响。除对磁性产品的质量有影响外, 磁链还会对选别中的磨矿分级产生一定的影响。在矿物选别的磨矿阶段, 一部分磁链会进入分级机中, 将分级粒度变粗, 使第二阶段的磨矿分级作业产生不良的效果, 影响了矿物的选分指标。所以, 在第二阶段的作业开始之前, 就要对强磁性物料进行脱磁。通过磁性精矿的脱磁, 过滤机的处理能力就会得到一定的提高。
低比磁化率的脉石矿物 (方解石、石英石) 和高比磁化率的强磁性磁铁矿能够组成磁铁矿石。在脉石矿粒单体和磁铁矿矿粒得到充分的分离时, 两者之间的磁化率比就会在400～800以上, 使单体脉石与强磁性磁铁矿的分离率得以提高。但脉石矿物与磁铁矿的连生体就难以与磁铁矿的矿粒分离, 这是由于连生体中磁铁矿含量百分比与连生体的比磁化率成正比所导致的。如果忽略不计连生体中的脉石矿物的比磁化率, 就可以对纯磁铁矿比磁化率与不同磁铁矿连生体的比磁化率的相对大小进行近似值的计算。下图是磁铁矿连生体的比磁化率与纯净磁铁矿矿粒的比磁化率 (被设为1) 之比 (如表1) 。
依据图表可以看出, 若对纯净的磁铁矿颗粒与50%以上的磁铁矿的连生体进行分离, 其分离难度相对就非常的大, 这是由于分离成分的比磁化率之比较小而引起的。此外, 在磁铁矿形成的磁链中, 磁铁矿含量较高的连生体也容易夹杂在磁链中, 影响矿物矿粒连生体的分离。
对于恒定条件下的磁选机而言, 无论是湿选法对连生体和相当纯的磁铁矿矿粒的分离, 还是利用干选法对两者的分离, 其效果都不是很好。若要对分离效率进行提高, 就要采用旋转交变磁场的磁选机, 也可对其它的选矿方法 (浮选法) 进行分离处理的结合, 来除去单体脉石和磁选精矿中的连生体。
当细粒的弱磁性矿石、矿物进入到磁选机中时。在磁选机的磁场中就不会形成磁束和磁链。这些物质的磁感应强度和磁化率都很低, 导致磁选的回收率不高, 影响了其矿物的分离。但通过高梯度强磁场磁选机的应用, 就在很大程度上提高了磁选的回收率。
在弱磁性矿石的选别中, 如果强磁场磁选机的磁力分布不均, 其分离成分的比磁化系数就不能过小。若系数值过小, 磁性产品中就会含有大量的连生体。当磁选机的磁力得到均匀的分布时, 分离成分的比磁化率之比就会降低, 弱磁性矿石就能得到较好的分离。
由于磁铁矿石在氧化的作用下, 其磁性就会有所减弱, 此时, 磁铁率大于85%的磁铁矿物就要用弱磁场磁选法进行矿物分离的处理, 就会有较好的选别效果;磁铁率在15%至85%的混合矿石, 可进行其它磁选方法与弱磁场磁选的结合进行矿物的选别;对于磁铁率小于15%的赤铁矿石, 则可以进行单一浮选的方法进行矿物的选别处理。
3 结语
在肃北德勒诺尔铁矿中, 铁矿物细粒级含量非常的高, 并与脉石矿物共生在一起, 很难对其进行选别。但通过选矿工艺的有效实施, 这一问题就能得到很好的解决。因此, 在铁矿的选别中, 无论是德勒诺尔铁矿, 还是其它地区的铁矿, 在已有的基础上进行选矿工艺的进一步研究, 都是非常必要的。
参考文献
[1]孙炳泉, 近年来我国难选复杂铁矿石选矿技术进展[J].金属矿山, 2006 (3) :11～1 4.
[2]杨海波, 德瑞克高频细筛在选矿厂扩产和节能中的应用[J].金属矿山, 2005 (11) :24～26.
拉么锌矿选矿工艺流程初探 篇11
拉么锌矿选矿车间以回收锌、铜为主, 综合回收银 (银富集于铜精矿) 。硫、砷、锡一直未回收, 2007年在浮选之前增加了六台磁选机, 用于磁选出矿石中的硫精矿 (磁黄铁矿) 。另在铜、锌浮选后增加重选、浮选混合流程, 用于回收矿石中的锡、砷、硫。选矿工艺流程见下图:
2 生产状况
二工段建成三年来, 效果一直不大理想, 据今年前几个月的检测结果看, 重选锡的实收率一般只有5%左右, 最高达10%, 锡回收率较低。而硫精矿中含砷高达3-5%, 为不合格产品。一直未能达到销售要求。另磁选出的硫精矿 (磁性矿物) 也含有不少的锌、铜, 影响锌、铜回收率。二月份磁选硫精矿分析结果见下表:
锌金属含量约为0.8%左右, 根据供销部门提供的数据, 每月生产硫铁精矿1000吨左右, 每月从硫铁精矿中流失8吨 (0.8%*1000=8) 以上的锌金属, 另外也流失一定量的铜金属。
综上所述, 对拉么锌矿选矿工艺流程进行试验研究很有必要。
3 矿石性质
拉么矿区位于大厂矿田的中部笼箱盖矿区的南段, 为高温热液交代充填而成的矽卡岩多金属矿床。
主要金属矿物有:黄铜矿、铁闪锌矿、锡石、毒砂、黄铁矿、磁黄铁矿和白铁矿等, 脉石有:石榴石, 辉石、云母、石英, 阳起石、角闪石、绿泥石、方解石、萤石等。
常见金属矿物产出特征:
黄铜矿 (Cu Fe S2) :黄铜矿分布面较广, 呈不均匀分布, 在不同矿体中数量分布不等, 颗粒粗细不均, 部分呈不规则的集合体产出, 与磁黄铁矿, 黄铁矿、白铁矿、毒砂等矿物在一起接触共生, 部分量乳浊状赋存于铁闪锌矿的晶体中, 另外还有部分呈不规则状不均匀状嵌布于脉石矿物中。颗粒约0.002mm, 最粗的约3mm左右。黄铜矿中偶有毒砂颗粒包裸体。
铁闪锌矿 (Zn Fe S2) :铁闪锌矿颗粒呈集合体产出, 铁闪锌矿和黄铜矿关系密切, 常见锌里有铜、铜里有锌的固溶体呈乳浊状或不规则状不均匀地分布在它们的集合体里。
磁黄铁矿 (FenSn+1) :磁黄铁矿呈不规则状颗粒, 大部分与黄铜矿、铁闪锌矿、脉石矿物共生, 少量的与黄铁矿、白铁矿、毒砂一起共生, 部分受黄铁矿、白铁矿、黄铜矿、脉石等不同程度地侵蚀交代。另外还有极微量的磁黄铁呈乳浊状存在于铁闪铁矿晶体中。
毒砂 (Fe As S2) :颗粒粗细不均匀, 大部分结晶较好, 常与磁黄铁矿、黄铜矿共生偶与白铁矿共生。另外还有部分毒砂颗粒呈不均匀状产于脉石矿物中, 有时毒砂颗粒中包有黄铜矿。毒砂经常被脉石矿物侵蚀。毒砂粒度多为2.7~0.1mm, 最细约0.02mm。极个别包裹在黄铜矿中。
锡石 (Sn O2) :普遍呈不规则的颗粒, 与黄铜矿, 毒砂等硫化矿物一起共生不多, 多与脉石共生, 锡石粒度一般很细, 最粗约0.3mm, 最细约0.005mm, 0.074mm以下的约占锡石总量的三分之二左右。仅个别锡石晶体中含有黄铜矿、黄铁矿、白铁矿。
黄铁矿 (Fe S2) :少量自形或半自形晶, 多数呈不规则颗粒, 与黄铜矿或者脉石共生, 与磁黄铁矿、铁闪锌矿或毒砂结合少, 黄铁矿有时被脉石矿物所侵蚀。
白铁矿 (Fe S2) :全部呈不规则状, 量很少, 与黄铜矿, 黄铁矿混在一起产于脉石中, 原矿锡石单体解离度测定:
锡石 (Sn O2) :多与脉石共生, 锡石最粗的约0.3mm, 最细的约0.005mm, 0.074mm (200目) 以下的锡石约占总量的三分之二左右。锡石嵌布粒度细属难选矿石。
4 硫化矿试验
4.1 探索试验流程和结果见下图和表
探索性铜浮选试验流程图
从试验结果看出, 近90%的铜上浮也有近90%的砷上浮, 铜、砷可浮性相差不大。考虑进行铜、砷混合浮选后, 再进行铜、砷分离。
4.2 条件试验
(1) 捕收剂试验
根据生产现场实际情况, 采用丁基黄药和丁基铵黑药混合捕收药剂, 药剂总量约60g/T。试验流程见下图:
混合捕收剂配比试验结果
结果表明采用各种配比捕收剂试验, 铜回收率基本相同, 但随着丁基铵黑药用量加大, 铜含锌量变高, 采用药剂配比1:2。
(2) 硫酸锌用量试验
硫酸锌用量试验流程见下图:
硫酸锌用量试验结果
铜、砷分离试验结果
从铜、砷分离试验结果表明, 在适合的药剂制度下, 铜、砷分离是可行的, 而且, 从三个方案来看, 用组合药剂抑制砷效果较佳。
(4) 铜、砷闭路试验
根据试验结果进行闭路试验, 闭路流程试验条件见附表1, 闭路流程试验图见附图, 试验结果见附表2。
闭路流程试验条件表: (附表1)
闭路试验结果: (附表2)
5 结论
(1) 试验矿样含Cu 0.36%、Zn 4.86%、S 6.72%、As 2.84%。
(2) 小型闭路试验获得铜精矿含Cu17.29%、含Zn4.15%、含As 0.33%, 铜回收率80.21%。砷精矿含砷23.43%, 砷回收率83.08%。达到初步预期目标。
(3) 浮锌采用现生产锌流程, 不需另做试验, 初步确定生产方案:浮选—磁选—重选。选锡重选方案留待下步解决。