選礦工藝精選(九篇)
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第1篇：選礦工藝范文
中圖分類號：O741+.2 文獻標識碼：A 文章編號：
一．前言
加強對銅鐵礦選礦工藝的研究和分析，不僅僅可以促進我國在銅鐵礦選礦工藝方面的發展，促進礦業的開采，同時還有利于促進我國的經濟發展，加大對優質銅鐵礦的開采力度。
二．礦石性質
如表1所示,該礦石中有價元素銅的平均含量為0.85%,主要銅礦物為黃銅礦,此外有少量銅藍、斑銅礦。黃銅礦主要呈粒狀集合體或層狀分布,邊界平滑,易于解離;少量黃銅礦呈細小粒狀包裹于磁鐵礦、赤鐵礦等氧化鐵礦物中,鐵含量為22.23%,主要鐵礦物為磁鐵礦,其次有磁赤鐵礦、假象磁鐵礦、黃鐵礦、針鐵礦、纖鐵礦等;脈石礦物主要為方解石、硅酸鹽等。原礦銅物相分析結果如表2所示。
以- 3mm 綜合樣壓制砂光片, 在顯微鏡下可以看出, 黃鐵礦嵌布粒度較細, - 74μm 占 85.5%, 且少量黃銅礦呈細小粒狀包裹于磁鐵礦、赤鐵礦等氧化鐵礦物中, 或呈細小粒狀、乳滴狀嵌布于閃鋅礦中構成固溶體分離結構, 因此, 會對銅的回收造成一定的影響; 磁鐵礦主要分布在 0.15～0.013mm,粒度較粗, 單體解離較易, 但磁鐵礦中常包裹有黃鐵礦、黃銅礦及脈石礦物包裹體, 同時礦石中脈石礦物鐵染嚴重, 故而勢必影響到鐵的回收。
本試驗中的硫化銅礦和黃鐵礦嵌布粒度較細,呈層狀或細小粒狀,且少量黃銅礦包裹于磁鐵礦、赤鐵礦等氧化鐵礦物中呈細小粒狀,因此對銅的回收會造成一定的影響;磁鐵礦粒度較粗,單體解離較易,但磁鐵礦中常包裹有黃鐵礦、黃銅礦及脈石礦物包裹體,因而浮選勢必帶走部分鐵,從而影響到鐵的回收率。
三．試驗結果與討論
針對該礦石的性質特點,經查閱參考文獻,最終確定采用浮選—磁選聯合流程,即先浮選銅礦物,后磁選鐵礦物。浮選回路將原礦磨至70% -74μm后,采用1次粗選、3次掃選、2次精選獲得銅精礦,浮選藥劑有礦漿抑制劑石灰、捕收劑丁基黃藥、起泡劑2#油。磁選鐵回路將浮選銅尾礦作為選鐵回路的給礦,經過磁選獲得鐵精礦。
1.銅浮選試驗
（一）銅浮選捕收劑用量試驗
該銅鐵礦石銅礦物主要為黃銅礦,但其中次生氧化銅和結合氧化銅各占2.35%。這些銅礦物與原生銅礦物相比,不僅可浮性差異較大,還嚴重影響了硫化銅礦物的可浮性,且不易回收,但其含量少,對選礦指標的波動影響很小。
針對以上問題,本文以原礦磨礦細度為70% -74μm、捕收起泡劑為丁基黃藥+2#油,研究丁基黃藥用量對銅礦物捕收的影響。試驗流程和結果見圖1。從圖1可以看出,丁基黃藥用量為(30+15) g/t對提高銅的回收率有較好的效果。
圖1 銅浮選捕收劑用量試驗結果曲線圖
（二）探索試驗
該礦石銅礦物性質比較簡單, 主要為黃銅礦,但其中次生氧化銅和結合氧化銅各占 10%。這些銅礦物與原生銅礦物相比, 不僅可浮性差異較大, 還嚴重影響了硫化銅礦物的可浮性。如次生硫化銅,容易產生銅離子, 活化了硫化鐵礦物, 在浮選過程中控制困難, 較易造成選礦指標的波動。而結合氧化銅不易回收。
針對以上問題, 探索試驗對磨礦細度及調整劑進行確定, 原礦磨礦細度為 70%- 74μm, 調整劑石灰用量為 2000g/t,主要對銅礦物的捕收起泡劑進行了詳細的試驗研究。
（三）礦樣磨礦細度條件試驗研究
磨礦細度條件試驗流程見圖3,礦樣在不同細度條件下的試驗結果見表3。從表3中可知,磨礦細度為-200目80%時,銅精礦回收率較高,選別指標較好。
（四）礦樣細度試驗
銅鐵礦石中有用礦物浸染粒度細, 有的次生硫化銅常在硫化鐵礦物表面形成包裹層, 甚至呈固溶體存在, 很難單體解離。因此, 磨礦細度不夠, 往往是許多選礦廠銅浮選回收率低的原因。考慮到試驗礦樣銅礦物嵌布粒度較細, 此處考察磨礦細度對銅礦物品位及回收率的影響。試驗原則流程及試驗結果見圖 2。
從圖 2 可以看出, 隨著磨礦細度的增加, 銅礦物的品位逐漸降低, 而銅的回收率在磨礦細度為70%- 74μm 時為 92.79%, 此后隨著細度的增加回收率的增加不明顯, 因此, 綜合考慮總體流程布局以及選礦成本, 確定浮選磨礦細度為 70%- 74μm。
（五）銅鐵分離石灰用量試驗
銅鐵礦石中硫化銅礦物和硫化鐵礦物共生,所以有效地抑制硫鐵礦是提高銅礦品位的有效途徑。本試驗采用廉價黃鐵礦抑制劑CaO,試驗原則流程及試驗結果如圖4、5所示。從圖5可以看出,抑制劑CaO用量為2 500 g/t能有效抑制黃鐵礦,對提高銅的品位有較好的效果.。
圖3 銅鐵分離石灰用量試驗流程圖
圖4抑制劑Ca0用量實驗曲線圖
（五）磨礦細度試驗
銅鐵礦石中有用礦物浸染粒度細, 有的次生硫化銅常在硫化鐵礦物表面形成包裹層, 甚至呈固溶
體存在, 很難單體解離。因此, 磨礦細度不夠, 往往是許多選礦廠銅浮選回收率低的原因。考慮到試驗礦樣銅礦物嵌布粒度較細, 此處考察磨礦細度對銅礦物品位及回收率的影響。
從試驗中可以看出, 隨著磨礦細度的增加, 銅礦物的品位逐漸降低, 而銅的回收率在磨礦細度為70%- 74μm 時為 92.79%, 此后隨著細度的增加回收率的增加不明顯, 因此, 綜合考慮總體流程布局以及選礦成本, 確定浮選磨礦細度為 70%- 74μm。
2.鐵磁選試驗
將銅浮選試驗的尾礦作為鐵磁選試驗的給礦,整個磁選回路由一次粗選和一次精選構成。經條件試驗確定最終粗選磁場強度為 95.49kA/m, 精選磁場強度為 55.70kA/m。
由于磁鐵礦中存在黃鐵礦、黃銅礦及脈石礦物的包裹體, 在對鐵精礦進行提純時, 鐵礦物的單體解離度不夠好, 故而在進行精選之前首先對其進行再磨。再磨細度試驗結果見圖 3。
由圖 3 可以看出, 隨著再磨細度的增加, 鐵精礦的品位依次降低, 但鐵精礦的回收率卻依次增大。綜合考慮選別指標及生產成本, 最終確定鐵粗精礦再磨細度為 92%- 74μm。
3.磨礦試驗
由于該原礦中鐵的嵌布粒度相差較大，而現場只有一段磨礦，為減少投資，不宜進行大規模改造，擬采用一段磨礦，因此控制合適的磨礦細度非常重要.試驗中考查了磨礦細度對磁選效果的影響，即磨礦細度對鐵精礦的品位和回收率及鐵精礦中銅的品位和回收率的影響.從中表明，磨礦細度以一0. 074~$5%左右較合適，既可獲得鐵品位大于60%的鐵精礦，鐵回收率較高，同時鐵精礦含銅也較低.
4.銅尾再選鐵
磁選尾礦經浮選回收銅后的尾礦，其鐵品位為29.25%，鐵礦物主要為細粒的赤鐵礦和褐鐵礦.采用強磁選和搖床重選兩種方案進行從選銅尾礦中再選鐵的試驗，采用強磁選和搖床重選兩種方法從選銅后的尾礦中再選鐵，雖然都能得到鐵品位大于60%的合格鐵精礦，但搖床掃選的回收率遠高于強磁掃選的回收率.考慮到現場有一個停產的搖床車間，稍加改造即可投入生產，因此選用搖床掃選.
5.閉路試驗
在條件試驗確定的最佳工藝流程及條件下進行該銅鐵礦石的閉路試驗,閉路試驗工藝流程及條件見圖5,試驗結果列于表4。
圖5試驗工藝流程及條件
四．結束語
綜上所述，加強對銅鐵礦選礦工藝的研究和分析，不僅僅可以促進選礦研究的發展，同時還有利于促進我國經濟的發展，選礦工藝的研究是具有重大意義的。
參考文獻：
第2篇：選礦工藝范文
關鍵詞：鉬礦選礦工藝；流程設計；解析
1 鉬礦的選礦工藝
1.1 鉬礦的選礦方法
（1）浮選法。輝鉬礦一般都是對片層的形狀，我國大多數都是根據鉬礦的實際性能采用兩道篩選，經過多次的精選工藝，對生產鉬產品具有很大的影響，對環境的污染相對較小。
（2）浮磁重選法。其中對鉬礦進行選礦的時候，其中含有大量的鐵鉬礦石，在對其進行選擇的時候，采用的選取的礦物相對較多，提高資源的利用效率。
（3）浮選-電爐法。可用于含貴金屬的共生鉬礦，如鉑鈀等。
1.2 鉬礦石的浮選流程
對于礦石在選礦的時候，很多都是采用的浮選方法，其中流程主要就是通過對以上的原則進行分析，具有兩大類：（1）選礦采用的浮選工藝流程，在對鉬礦石選礦的過程中，其中主要就是對原生鉬礦石的采集，其中很多都是利用浮選工藝對鉬礦石進行回收利用，同時也適用于含量較少的銅、鉛硫化礦的鉬礦石，對于單一的鉬礦和鐵鉬礦可以大大的提高效率。（2）我們通過對鉬礦石的有效的篩選，可以更好的保證礦石的回收，同時其中還含有大量的可以利用的副產品，對著些產品的回收也就十分的重要，可以提高經濟效益，在處理銅礦中含有的鉬礦、鉛鉬礦等。其中工藝流程也就很大程度是不一樣的，在對銅和鉬礦精選的時候一般分析三道進行操作。如圖1所示。
1.3 輝鉬礦選礦工藝實例
對于礦物中含有礦物中的磨礦物質，其中的細度為-0.074mm占有64%的時候，經過一次的粗選和一次的掃選，進行四次的精選進行選礦流程，其中含有的精礦物質含有鉬45.91%，鉬回收率95.39%。其中對于河南大型的鉬礦具有51.68%，其中對于鉬礦的回收率占有很大程度的技術指標，磨礦導致-200，經過一定的選擇進行設置，鉬礦的粗細進行有效的設置，粗礦中添加適量的水玻璃精選，在經過兩段磨礦的選擇，獲得鉬礦的有效的質量，其中對于鉬礦的回收效率達到85%，在對輝鉬礦在其中分布不均勻，在選礦的時候很難對其進行采集，導致輝鉬礦很多都沒有得到利用，在分離的時候也是十分的困難，通過對其銅和鉬礦石進行分離之后，我們也就要采用其他的選礦工藝，對于含有鉬礦和銅的礦石進行分別處理，更好的提高鉬的回收效率，其中回收率可以到77.5%，其中很有的銅是22%，可以回收93%的銅精礦。
2 鉬礦選礦工藝設計
由于鉬比重較大，首先采用重選工藝探討鉬礦與脈石的分離效果。經重選試驗發現，尾礦中鉬的損失較大，故單一的重選工藝不能充分有效的回收鉬，所得鉬精礦鉬品位較高，但回收率偏低；單一浮選流程中，高品位鉬精礦的回收率75.60%，低品位鉬精礦的回收率達82.63%；采用“重-浮”聯合流程，所得高品位鉬精礦回收率達83.79%，低品位鉬精礦回收率為87.92%，選鉬指標比單一浮選流程明顯提高。但采用“重-浮”聯合流程回收礦石中的鉬、硫不及單一浮選流程簡單，也符合礦石性質特點。從礦產資源充分回收利用角度考慮，認為“重-浮”聯合流程適宜。
3 鉬礦的浮選藥劑
3.1 鉬礦藥劑及作用原理
按照鉬礦的選擇對選礦工藝進行分析，通暢采用的不同的強度的選礦劑，對介質調整整合和不斷提高礦物的抑制劑。首先，對于鉬礦使用的捕收劑，這是在對變壓器和煤油進行分別處理，研究回收過程中的各個因素的影響，其中對鉬礦中含有的藥劑產物進行有效的收集，其中國對于黃藥主要就包括乙基、異丁基、丁基、異戊基、戊基；戊基黃原酸丙烯酯（S-3302）、Z-200。近年來隨著科技的發展，對于藥劑的加工更好的運用現有的礦產，其中烴類油的乳化工藝和乳化劑辛太克斯及環氧丁烷等的應用，可以更好的保證輝鉬礦通過浮選中達到精磨的效果，可以有效的進行處理。運用烴油與硫氫基捕收劑來提高輝鉬礦的可浮性，可以通過另外的捕收劑加快對鉬礦石的分解，對鉬礦石中的藥劑更好的進行利用。為了更好的提高輝鉬礦浮選的標準，可以對其進行各個礦石的性質進行有效的改進，保證充分的分離，但是由于不同的捕收劑在浮選工藝中起到的作用也不同，這是我們可以將烴油與辛太克斯混用、或與硫化礦捕收劑混用會得到較好的結果。（2）起泡劑。其中對于甲基進行分析，甲醛、已醇、艾佛洛斯-568、道佛洛斯-250、松油、萜烯醇等。（3）抑制劑。對于抑制劑就是要對其進行分離，在選礦的過程中，要對硫化鈉進行硫氫化鈉、亞硫酸鈉、硫化氫氣體、磷諾克斯、疏基乙酸鈉等；脈石礦物抑制劑有水玻璃。（4）抑制輝鉬礦的藥劑通常是親水聚合物，如糊精、淀粉、膠、染料及醛與芳族磺酸的縮合物。可以通過電解對其進行吸附作用，對于接觸角測定和合理的管理進行浮選實驗，其中在油浮選試驗中，對其進行研究。并對輝鉬礦浮選的表面進行研究，可以有效的提高浮選的質量，通過研究表明，估算的吸附進行自由值研究，對其吸附之后可以更好的進行回收，能夠有效的抑制輝鉬礦中捕收劑的浮選，更好的提高使用的效果。
3.2 鉬礦浮選藥劑的應用
我們在運用鉬礦浮選工藝進行藥劑處理的時候，其中主要就是對鉬礦中藥劑的材料進行分離處理，得到更好的運用，然而在實際的操作中，采用的捕收劑都是經過銅鉬礦石進行分離，最后得到其中的各個成分，再獲得銅品合格之后，我們也就可以對其進行混合精選，提高其使用的效果，從而獲得銅精礦和鉬精礦。但是對于這種工藝來說不僅僅有效的提取了含量較高的礦物，又可以大大的降低能量的耗費，也可以降低浮選藥劑的費用，對于選礦的工藝也大大的得到提高，可以有效的保證銅礦選礦工藝的預期經濟效益的提高，對于這種浮選工藝使用捕收劑的工程可以提高選礦的效率。對其進行實驗結果分析得知，在運用藥劑對混合鉬礦進行分離的時候，對其中含銅不同比列進行分析，其中鉬礦回收的效率也完全不同，其中精品鉬含量較低，回收的效率越好，其中使用的藥劑是一種可以抑制硫化鈉實現銅和鉬分離的抑制劑。
4 結束語
雖然我國鉬礦資源十分的豐富，但是鉬礦石是不可再生能源，我們要最大限度的鉬礦中的資源，更好的利用現有的鉬礦，這是當前礦山的發展趨勢，也是提高經濟效益的首要，同時不斷的擴大各種金屬產品的數量和廢料的增加，提高經濟可持續發展。
參考文獻
[1]張涇生.浮選與化學選礦現代選礦技術手冊第2冊[M].北京：冶金工業出版社，2011.
第3篇：選礦工藝范文
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.
關鍵詞：氧化鉛鋅礦；浮選；浸出；選冶聯合
Key words： oxide lead-zinc ore；flotation；leach；beneficiation-metallurgy process
中圖分類號：TD952 文獻標識碼：A 文章編號：1006-4311（2017）24-0128-03
0 引言
鉛鋅是重要的有色金屬，在國民經濟和工業發展中有著不可替代的作用。全世界80%的鉛鋅是通過硫化鉛鋅礦冶煉得到的，但是隨著逐年的開采，易選的硫化礦資源日益枯竭，氧化鉛鋅礦資源正得到不斷開發。但由于氧化鉛鋅礦礦物組成復雜，共伴生礦多，嵌布粒度細，泥化現象嚴重，且可溶性鹽含量高，各種難免離子對鉛鋅可浮性的影響極大[1-4]。因此，目前僅有少部分高品位氧化鉛鋅礦有開采價值，對低品位難處的氧化鉛鋅礦用常規的選礦工藝難以回收。目前具有工業價值的氧化鉛鋅礦主要有白鉛礦（PbCO3）、鉛礬（PbSO4）、菱鋅礦（ZnCO3）、異極礦{Zn4[Si2O7]（OH）2?H2O}等，我國作為一個氧化鉛鋅礦資源大國，在當前國內鉛鋅精礦產量無法滿足需求，仍大量依賴進口的情況下，加強對氧化鉛鋅礦回收利用的研究對緩解供需矛盾有重大現實意義。在查閱大量文獻的基礎上，本文從浮選工藝、浸出工藝和選冶聯合工藝對處理氧化鉛鋅礦的方法進行了綜述。
1 浮選工藝
目前鉛鋅礦選廠通常采用浮選工藝。單一的氧化鉛鋅礦床較為少見，氧化鉛鋅礦主要來自于硫化礦的氧化帶，既含有氧化礦，又含有硫化礦。氧化鉛鋅礦的浮選原則主要有兩種，一是“先硫后氧”，既按方鉛礦―閃鋅礦―氧化鉛礦―氧化鋅礦的順序浮選；二是“先鉛后鋅”，既按方鉛礦―氧化鉛礦―閃鋅礦―氧化鋅礦的順序浮選[5]。目前氧化鉛鋅礦的浮選工藝主要有硫化浮選法、脂肪酸類捕收劑浮選法、螯合劑浮選法、絮凝浮選法。
1.1 硫化―黃藥浮選法
硫化―黃藥法是回收氧化鉛鋅的有效途徑，國內外選礦工作者對其進行了大量的研究。硫化―黃藥法的機理是預先對氧化鉛鋅進行表面硫化，使氧化鉛鋅表面覆蓋一層疏水較強的硫化物薄膜[6]，再用黃藥類捕收劑進行浮選。早期研究發現，礦漿溫度加溫至50～60℃時，會有利于氧化鋅礦物的硫化和藥劑的吸附，但硫化劑過量會抑制黃藥與礦物表面的作用，且氧化\礦物硫化后需要加硫酸銅活化后才能用黃藥捕收。
意大利北部戈爾諾選廠用加溫硫化―浮選法浮選鉛尾礦[7]，調節礦漿pH值為11，加溫礦漿45～50℃硫化，經硫酸銅活化后采用戊基黃藥進行捕收，獲得鋅精礦品位達38.0%，鋅回收率76.4%。孫偉[8]等人采用硫化―黃藥法浮選白鉛礦，硫化―苯硫酚浮選異極礦，對云南滄源某氧化鉛鋅礦進行浮選工藝研究。用Na2S作為硫化劑，丁黃藥為鉛捕收劑，苯硫酚為鋅捕收劑，2號油為起泡劑，獲得鉛品位為53.93%，含鋅13.13%的鉛精礦，鋅品位為31.82%，含鉛為2.75%的鋅精礦，以及鉛品位為33.38%，鋅品位為19.10%的鉛鋅混合精礦，鉛鋅的綜合回收率達98%以上。
硫化―黃藥法應用技術較廣泛，更多的用于氧化鉛的回收，但選擇性一般較差，用于復雜低品位的氧化鉛鋅礦難以獲得較好的選礦指標。此外還需要加溫過程和活化過程，流程較復雜，成本較高。
1.2 硫化―胺鹽浮選法
硫化―胺鹽浮選法也叫雷（Rey）法，是Maurice Rey及其助手最早發現的，并且證明伯胺類捕收劑是最有效的。目前，硫化―胺鹽浮選法已經成為浮選氧化鉛鋅的主要方法，國內的氧化鉛鋅選廠大多采用硫化―銨鹽浮選法。該工藝不需要加溫硫化，并且過量硫化鈉不會對后續的浮選產生明顯的抑制作用。
陳錦全[9]等人對某高鐵泥化氧化鉛鋅礦進行硫化―胺鹽法浮選試驗研究，以硫化鈉為硫化劑，混合胺（十二胺、十六胺、十八胺）為捕收劑，在鉛鋅給礦品位為3.54%、5.86%的條件下，獲得鉛精礦品位為45.23%，回收率73.51%，鋅精礦品位40.56%，回收率76.21%的浮選指標。李玉瓊[10]等人對云南普洱某氧化鋅礦采用磨礦前預先脫泥后硫化―胺鹽浮選法回收氧化鋅，以硫化鈉為硫化劑，十八胺為捕收劑，鋅的原礦品位為6.08%，經過一次粗選、三次精選、三次掃選，得到鋅精礦品位37.21%，回收率64.97%。
胺類捕收劑對鉛鋅有良好的選擇性，其選別指標比硫化―黃藥法要好。但硫化―胺鹽浮選法也存在一些缺點：對礦泥和可溶性鹽敏感，對原礦含易泥化的}石礦物選擇性較差，藥劑用量大。實際生產需要脫泥和硫酸清理活化，會使鋅金屬大量損失和工藝流程復雜化。
1.3 脂肪酸類捕收劑浮選法
脂肪酸類捕收劑廣泛的用于硅酸鹽類礦物、磷酸鹽類礦物等氧化礦的浮選，其可直接用于氧化鋅的浮選，也可用于反浮選除去精礦中碳酸鹽和硫酸鹽，提高精礦品位。法國人J.M.Cases[11]等人首先將脂肪酸工藝應用于處理含硅酸鹽脈石的氧化鉛鋅礦的浮選，并采用此工藝處理Sanguninede（桑吉內特）氧化鉛鋅礦石，通過硫化―黃藥浮選白鉛礦，利用Na2CO3和Na2SiO3抑制硅酸鹽脈石礦物，用油酸直接浮選菱鋅礦，最后得到品位為44.60%鋅精礦，回收率為84.50%的選別指標。葉軍建[12]等人在單獨使用丁基黃藥或胺類捕收劑GA-1對礦石中菱鋅礦無捕收效果的情況下，使用脂肪酸類捕收劑FA-1和GA-1的組合捕收劑，給礦鋅品位為8.90%時，通過一次粗選就可獲得鋅精礦品位22.59%，鋅回收率74.03%。
雖然在上世紀20年代就開始了對脂肪酸浮選氧化鉛鋅礦的研究，但脂肪酸類捕收劑對脈石礦物的選擇性較差，對含碳酸鹽和硫酸鹽脈石礦物的氧化鉛鋅礦選別效果很差，尤其是含鐵高的氧化鉛鋅礦更為困難，至今在工業中應用并不廣泛。
1.4 螯合劑浮選法
螯合劑捕收劑由于具選擇性高，捕收能力強的特點而受到人們重視。汪倫[13]等人使用普洱縣氧化鋅礦進行有機螯合劑水楊醛肟活法―胺浮選試驗，采用了一次選別的浮選流程就能獲得品位37.07%，回收率73.92%的鋅精礦。
譚欣[14]等人研究CF捕收劑對菱鋅礦、白鉛礦、方解石、白云石、石英、褐鐵礦的捕收性能，發現CF對菱鋅礦、白鉛礦有良好的捕收性能，對方解石、白云石、石英、褐鐵礦作用較弱。在以CF為捕收劑時，六偏磷酸鈉和硫酸鋅鹽化水玻璃能有效的抑制方解石等脈石礦物的浮選。在常溫和自然pH值的礦漿中就能有效將菱鋅礦、白鉛礦與脈石礦物分離，不需要像黃藥類和胺類捕收劑的堿性環境，并且減去的硫化工序，提高了可操作性，節省大量的能耗和硫化鈉藥劑。規避了黃藥類和胺類捕收劑選擇性不強使氧化鉛鋅礦浮選指標低、藥劑消耗大、操作成本高的缺點。由于螯合劑捕收劑價格較高，發展時間相對較短，穩定性和理論研究仍需進一步完善，目前并未在生產中得到廣泛應用。
1.5 絮凝浮選法
氧化鉛鋅礦在微細粒和礦泥中損失較多是造成氧化鉛鋅礦浮選指標低的一個主要原因。加入選擇性絮凝劑后，細粒氧化鉛鋅礦物團聚成較大顆粒的礦物，使其可浮性提高并且很好地實現了細微粒脈石礦物的分離，有效提高了鉛鋅金屬的回收率。
楊敖[15]等人研究了陰離子絮凝劑2PAM30選擇性絮凝蘭坪水鋅礦的可能性。結果表明，陰離子絮凝劑2PAM30與六偏磷酸鈉和EDTA混用可較好地分離水鋅礦與石英。韓文靜[16]對河南某深度氧化鉛鋅礦石進行了實驗室中型規模絮凝浮選研究。原礦鋅氧化率92.3%，鉛氧化率90.4%，原生礦泥16.8%。以羧甲基纖維素為絮凝劑，采用先鉛后鋅的優先浮選原則。實驗最終得到品位分別為49.83%和40.75%的鉛鋅精礦，鉛鋅回收率分別為42.26%和81.64%。實驗應用于生產后得到鋅精礦品位在30%以上，鋅回收率64%。
2 浸出工藝
浸出工藝主要分為酸浸和堿浸工藝。主要原理是利用溶液選擇性溶解物料中的目的組分，達到有用礦物富集的目的。濕法浸出工藝技術條件要求嚴格，技術難度大，直接浸出對礦石的品位要求較高，根據目前的技術條件，國外浸出含鋅25%左右，國內浸出含鋅30%以上的氧化鋅礦石，才有較好的技術經濟指標[17]。
2.1 酸法浸出
酸法浸出是氧化鋅礦浸出的主要方法[18]，硫酸是最常用浸出劑。楊大錦[19]等人對云南某含鋅11.49%的低品位氧化鋅礦采用硫酸堆浸的處理方法，堆高1m、浸出溫度在20～32℃之間。用濃硫酸熟化板結后，間歇噴淋、浸出終點液pH值控制在1.0～1.5，堆浸13周后，得到鋅的浸出率大于93%。麥振海[20]等人對含鋅18.81%，含二氧化硅44.99%高硅低品位氧化鋅礦進行加壓酸浸工藝研究。在20～22ml濃硫酸/100g礦，壓力0.8MPa，溫度150℃，浸出時間120min的最佳工藝條件下，得到了過濾性良好的礦漿，Zn的浸出率98.5%。SiO2浸出率0.7%。
酸法浸出對設備腐蝕大，鐵鈣鎂鋁等雜質的浸出使浸出液不易凈化，特別是由于二氧化硅的溶解帶來固液分離的困難，造成技術上的困難。硫酸消耗較大，生產1t鋅要要耗酸1t以上，受氧化鋅礦石品位的影響，經濟效益不明顯。
2.2 堿法浸出
堿法浸出具有浸出率較高和環境影響小等優點，其工藝較酸浸簡單易控制，對設備腐蝕性小，且堿可循環利用，堿損失率低，能耗低。氧化鋅的堿浸工藝用到的堿主要有氫氧化鈉和氨水。但目前堿法工藝還不夠成熟，目前很多研究工作尚處在實驗室研究階段。
劉三軍[21]等人研究了用氫氧化鈉和氨-碳酸溶液浸出云南蘭坪氧化鋅礦石，在氫氧化鈉濃度為4mol/L、溫度70℃、液固質量比10∶1時，鋅浸出率92.6%；在氨-碳酸溶液濃度為5mol/L、溫度25℃、液固質量比15∶1時，鋅浸出率91.3%。表明氫氧化鈉和氨-碳酸溶液都能是氧化鋅礦的有效浸出劑。
張保平[22]等人采用氯化銨-氨水做浸出劑，直接從氧化鋅礦中提取電鋅，氧化鋅中的鋅以鋅氨配合物的形式進入浸出劑中，同時將雜質砷、銻、鐵等除去。結果表明：鋅浸出率≥93%；浸出液中砷和鐵的質量濃度都低于25mg/L，鐵的濃度低于15mg/L；浸出液經過一次鋅粉除雜后的電積鋅中鋅的質量分數99.999%，純度極高。
堿法浸出適合于高鈣鎂性氧化鋅礦，浸出雜質含量低，浸出液容易過濾，但是堿法浸出為保證鋅的浸出率，要求較高的液固比，使浸出液鋅離子濃度偏低。氨浸工藝在實際操作過程中氨氣揮發損失嚴重，且對操作人員的健康極為不利。
3 選冶聯合工藝
選冶聯合工藝是將浮選與冶金工藝優勢相結合的一種選別工藝。對于一些性質復雜，含鈣、鎂、硅等較高的氧化礦，使用單一的浮選法難以回收，選冶合工藝常能取得不錯的效果。
采用“硫化焙燒―人造硫化礦浮選”的選冶技術思路，石云良[23]等人對蘭坪氧化鉛鋅礦進行了硫化焙燒浮選試驗研究，焙燒產物經過常規硫化礦的浮選后獲得的混合精礦鉛品位7.85%、鋅品位34.24%，鉛鋅回收率分別為79.13%和79.04%。
李珊珊[24]等人采用循環氨浸―萃取―酸性電積―氨浸出渣浮選的工藝流程處理云南蘭坪高堿性脈石型低品位氧化鋅礦，對氨浸渣再磨后以硫化―黃藥法同時浮選浸出渣中閃鋅礦和殘留菱鋅礦。最終得到鋅品位為22.16%的鋅精礦，回收率為68.97%，鋅的總回收率達92.57%。
簡勝[25]等人采用選冶聯合工藝綜合回收鉛、鋅及鐵。采用常規硫化浮選工藝能得到鉛品位為50.43%、鉛回收率為72.46%的鉛精礦；選鉛尾礦采用配煤高溫還原一磁選工藝，能得到鐵品位為87%左右、鐵回收率在90%左右的金屬鐵粉，鋅在高溫還原過程中的揮發率高達90%左右。
選冶聯合工藝對氧化鉛鋅礦的處理能規避氧化鉛鋅礦中鈣、鎂、硅等雜質的不良影響，既能充分發揮冶煉技術對有價金屬的回收，又能充分發揮浮選技術回收硫化鉛鋅礦的優勢，從整體上提高了資源利用率，降低了能耗。
4 結語
①由于氧化鉛鋅礦礦物組成復雜，共伴生礦多，嵌布粒度細，性脆而易過磨而發生泥化現象，且可溶性鹽含量高，各種難免離子對鉛鋅可浮性的影響極大，造成了其難以選別和利用。
②對于氧化鉛鋅礦的利用，國內外的學者做了大量研究，近年來雖然在氧化鉛鋅礦浮選工藝和藥劑方面研究取得一定成果，但多數還停留在實驗室研究階段，局限性較強，由于經濟技術上的原因，難以進行工業化應用。
③利用新技術簡化藥劑合成的條件，開發廉價高效的新型浮選藥劑，進一步研究細微粒浮選的新工藝，實現氧化鉛鋅礦的高效低成本回收，是當下選礦工作者們努力的一大方向。同時選冶聯合工藝結合冶金和浮選的優勢，能大幅度簡化選別流程和提高選別指標，在氧化鉛鋅礦的選別中有極大的發展潛力。而目前對選冶聯合工藝研究相對較少，值得進一步深入研究。
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第4篇：選礦工藝范文
本試驗結合我國赤鐵礦的選礦實踐，對河北某地微細粒赤鐵礦進行了選礦工藝研究，獲得了較好的工業指標，對其他類似選廠具有參考價值。
1 礦石性質
1.1原礦的化學多元素分析和鐵物相分析
本試驗所研究的礦石是河北某地微細粒赤鐵礦，對原礦進行化學多元素分析及鐵物相分析，其結果見表1和表2。
由表1和表2中可以看出，試驗所用的礦石具有下列特點。
(1)選別赤鐵礦的過程中的主要脈石礦物是SiO2，有害雜質磷和硫都很低，對鐵精礦品位的影響很小。(2)鐵的賦存狀態不盡相同。鐵在磁鐵礦、赤鐵礦中的分布率占86％以上，在其他礦物中的分布較少。
1.2鐵礦物粒度分布
礦石中鐵礦物的分布特點和粒度組成對確定合理的磨礦粒度以及選礦工藝都有重要的影響。在顯微鏡下對鐵礦物的嵌布粒度統計，結果如表3所示。
從表3中可以看出，鐵礦物的單體解離度達到90％以上。必須磨礦至-0.043mm占90％以上。這表明礦石嵌布特征是微細粒，要獲得理想的選礦指標。必須注重磨礦和分級過程，充分發揮預先強磁拋尾的作用，使得在實現礦物較充分單體解離的同時，減少因為過磨所造成的泥化對后續各選別作業的影響。
2 試驗方案
針對此礦石的礦石性質，通過實驗確定了階段磨礦一弱磁選一高梯度強磁選一重選一反浮選方案。較為突出的優點是在磨礦之后，對礦物進行磁選拋尾，然后再對礦物進行強磁選，盡早地拋去一部分尾礦。這樣可以提高之后作業的效率和選礦效果，通過搖床對強磁磁選的尾礦進行選別，其精礦和磁選所得的粗精礦再經過細磨，使鐵礦物充分單體解離，最終由反浮選作業除去脈石礦物，以得到較高鐵精礦品位的產品。
3 試驗結果
3.1方案1試驗結果
通過對磨礦細度，分選濃度、場強大小等選礦條件探索，最終確定在磨礦細度為一0.074mm占83％，給礦濃度為28％，弱磁場強為12000e，強磁場強分別為100000e、8000Oe的條件下，按照圖1所示的流程對原礦進行選別實驗。
試驗結果：對磨礦后的原礦直接進行弱磁選一強磁選一重選最終獲得的混合磁精礦產率為63.23％，鐵品位為52.44％，鐵回收率為90.26％。
SLon立環脈動高梯度磁選機具有較好-的脫泥效果、作業精礦品位高、拋尾效果好的優點，能為浮選作業降低藥劑消耗和獲得高質量的鐵精礦創造良好的條件。搖床成本低廉，富集比高，通過搖床對強磁尾礦的處理，分選出強磁尾礦中的鐵礦物，以提高鐵礦物的回收率。之后，通過對混合鐵精礦進行反浮選來獲得鐵精礦最終合格的產品。由于此鐵礦為微細粒級的赤鐵礦，要得到品位達到規定要求的最終鐵精礦，必須對混合鐵精礦進行再磨。通過再磨細度試驗，在如圖2所示的流程圖的操作條件下，最終確定磨礦細度必須達到-0.043占92％才能得到較好的選別效果。
按照圖3的浮選流程以及藥劑制度，在浮選溫度為30℃的條件，對混合精礦進行反浮選閉路試驗，最終所得結果如表4所示。
由表4可以看出，直接磁選所得到的粗精礦，再磨至-0.043mm占92％后經過一粗一精三掃反浮選，鐵品位可由52.44％提高到65.32％，且回收率為86.43％。
在上述試驗的基礎上，進行階段磨礦一弱磁選一高梯度強磁選一重選反浮選全流程試驗。試驗流程圖見圖4，試驗結果見表5。
由表5可知，對原礦采用上述流程進行選別，獲得的鐵精礦品位可以達到65.32％，且鐵回收率為80.43％。
第5篇：選礦工藝范文
[關鍵詞]金礦選礦廠 工藝設計 研究
中圖分類號：G123 文獻標識碼：A 文章編號：1009-914X（2015）13-0267-01
前言：通過結合金亭嶺地區金礦選礦廠的現場生產狀況，總結該地區選礦廠的基本工藝設計流程以及設備選型等實際工作內容，能夠更為系統全面地了解金礦選礦廠的工藝設計內容的核心，以及該項目運作所需要的重點考量的問題。從實踐過程來看，該地區整個選礦廠設備的型號較為適中，而且，工藝設計方案具備一定的可行性與經濟性，操作起來較為科學。隨著金礦選礦廠管理效能的提升，相應的工藝設計方案更加優化，為了順應我國資源整體配置的要求，探究如何更好地執行金礦選礦廠的工藝設計工作的策略具備較高的實踐價值。
一、淺析金礦選礦廠的基本工藝設計內容
（一）淺析金礦選礦廠的行業性質
金礦選礦廠的工作主要是尋找金礦點，并進行選礦分析，金礦選礦廠一般會采取科學系統的選礦方法來進行實際工作，往往工藝設計水平的高低將直接影響到金礦資源的合理開發，以及地方金礦產業經濟的發展。
（二）金礦選礦廠的基本工藝設計原則及其核心內容研究
我國在黃金選別工藝以及浮選藥劑等研制方面較為重視，并且也取得了諸多成績，為實際產業運作注入能量。在進行選礦設計的過程中，需要充分考慮黃金市場的需求及礦產資源的開發利用狀況，而且，盡可能采用先進、大型的節能設備來實踐工藝技術方案。對于金礦選礦廠的基本工藝設計而言，需要重點考量的設計內容便是金礦選礦的現實難題，如合理配置金精礦的選別指標等等，只有做好金礦選礦廠的基本工藝設計方案的制定及其適應性調整，才能更好地進行現場金礦產區的資源開發，以低成本、高效能的工藝設計流程來開發金礦，進而達到資源的合理開發與利用的目的。
二、金礦選礦廠工藝設計的基本流程及其實踐意義分析
近幾年來，隨著我國礦產資源的逐步開發與利用，可以說，有限的礦物質資源在相對縮減，可以被選擇利用的礦產資源日趨減少，于是，在需要礦石的相關產業運作過程中，不得不開采并使用低品位且難以處理的礦石資源，這就給產業鏈條的高質量運作帶來一定的障礙。基于此，需要研究金礦選礦廠工藝設計的基本流程，以及需要改進的選礦策略，進而在保護國家區域環境的同時，以一種低成本的方式，發展我國礦產資源的選礦及其開發工業。
（一）金礦選礦廠工藝設計的基本流程分析
從我國金礦選礦工藝的實踐過程來看，由于“金”的特殊性，即“金”與“硫”、“砷”、“鉛”等金屬共生，而且，其低品位的性質也使得金礦選礦工藝在執行過程中的效能與“金”物質的回收率息息相關，也就是說，金礦選礦工藝設計的內容的編排與整個項目的運營成果有著直接聯系[1]。我國金礦開采相關領域對碎磨流程有所研究，其一般流程為：“破碎――棒磨――球磨”，其基本原則是不同的礦石類型采取不同的工藝流程來進行處理。對于金礦選礦工藝而言，往往采用的是“粗磨――混合浮選――再磨――金硫分離”的工藝流程，但也有采用的是運用“優先浮選金、漂白粉”作為氧化劑的浮選分離黃鐵礦和毒砂、磁選分離磁黃鐵礦和黃砂的工藝等[2]。從實踐成果來看，在金礦選礦工藝所選擇的指標合理的情況之下，其工藝運作過程及其成果都較為優良。
（二）金礦選礦廠工藝設計方案的實踐意義研究
現階段，國家對于環境保護、資源高效開發以及資源的合理配置利用等方面的要求越來越高，節能環保也是世界工業產業發展的必然趨勢，因此，在原有的金礦選礦廠工藝設計方案的基礎上，進一步調整整個方案的節能屬性，便可以達到產業節能運作的實際效果。在具體的實施過程中，通過水力旋流器離心沉降與重力沉降相結合的聯合濃縮等流程的實際操作，能夠有效降低我國金礦選礦廠的投資運作成本，而且，還不影響該廠的工藝設計方案整體操作的可行性，這便是我國金礦選礦廠工藝設計方面的未來發展趨勢[3]。從實際項目的運作狀況來看，就以我國陜西省渭南地區的金礦選礦廠的工藝設計方案來看，鑒于該地區所處的地理位置金礦點較多，且分布較為廣泛。該地區的礦點多屬于含金、銅、鋅等多金屬礦床，礦石多為自形、半自形粒狀結構等[4]。因此，在實際制定金礦選礦工藝設計方案時，需要結合此地區的實際狀況進行工藝設計調整，以此來改善金礦選礦廠運營的經濟效益。
結束語：
總而言之，為了保質保量地實施金礦選礦工藝，則需要對金礦選礦廠的工藝設計流程及其核心內容進行優化，通過結合不同礦區的地質特征，盡可能縮減金礦選礦的成本，配置高契合度的指標來進行金礦選礦分析，只有這樣，才能更好地做好我國金礦選礦廠的經營與管理，為國家各主要采礦地區的金礦資源開發奠定堅實的基礎，提振我國地方經濟的產能效益。
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第6篇：選礦工藝范文
[關鍵詞]重選 磁選機 尼爾森選礦機
[中圖分類號] TH16 [文獻碼] B [文章編號] 1000-405X（2013）-7-24-2
新疆某500t/d金礦選礦廠，在技術改造后于2006年6月6日投產運行。在選礦廠技術改造過程中本著減少污染，保護職工職業健康安全的理念，采用重選工藝取代了原有的混汞提金工藝原礦中的金主要以自然金為主，其次是毒砂和黃鐵礦含金，毒砂、黃鐵礦嵌布特征比較簡單，粒度較粗，磨礦時毒砂、黃鐵礦易解離，尤其是自然金與較粗粒毒砂、黃鐵礦共生關系更為密切，有利于金的回收。礦石中自然金以細粒為主，呈中、細微粒不均勻嵌布，考慮部分較粗粒自然金（粒度>O.1mm）對金回收的影響，防止粗粒自然金在浮選時掉入尾礦，也本著“早收多收”的原則，因此在浮選作業前增加重選作業回收粗粒金十分必要。
選礦廠技改后采用兩段磨礦、一段重選工藝，重選工藝選擇在一段磨礦閉路中使用。由于礦石中約6O%自然金分布于0.038mm以下，一段磨礦細度只有（一200目）35%，一部分細粒金無法達到單體解離，使得該粒級大部分裂隙金及粒問金易損失于重選尾礦，因此重選回收率相對不高，而且在技改設計過程中對重選中礦和尾礦的處理考慮不足，導致中礦和尾礦進入沉降槽后，需要人工挖出，再用車運回原礦倉，不僅操作人員勞動輕度大，而且在裝卸和運輸過程中容易造成不必要的金屬流失，為此從2006年8月開始，對重選流程又進行了一系列的技術改造。
1重選工藝技術改造
1.1原重選工藝
礦石經過一段磨礦后，進入1臺旁動式跳汰機，跳汰精礦進入搖床，搖床精礦直接交煉金室冶煉，中礦和尾礦進入沉降槽人工挖出；尾礦進入分級機分級后進入二段磨礦分級流程，分級溢流進入浮選作業。
1.2原重選工藝中存在的問題及原因分析
（1）重選作業沒有形成閉路。中礦和尾礦礦砂比重大，重金屬含量高，沉積速度快，這部分礦砂流入泵箱中很快沉積，造成砂泵的堵塞而無法實現連續作業。因此中礦和尾礦經過沉降后需要人工挖出，再用車運回原礦倉，平均每班清理重砂8t左右，不僅工人勞動強度大，而且裝卸和運輸過程中的金屬流失增加，金屬量無法平衡，同時還增加了處理成本。
（2）一段重選作業回收不充分，重選回收率低。一段磨礦細度不高，礦石中的金不能完全達到單體解離，采用一段重選無法充分回收細粒級金，而且部分單體解離的粗粒金也會損失在重選尾礦中；由于設備的局限性，跳汰機對單體解離的細粒金選別效果不理想。
（3）重選精礦混入鐵屑質量差。磨礦過程中襯板及碎鋼球產生的鐵屑進入重選精礦，降低了金精礦品位，給冶煉帶來了困難。
1.3對重選作業進行技術改造
在跳汰精礦進入搖床之前，增加磁選設備，消除鐵屑影響；在實現中礦和尾礦閉路循環的基礎上增加二段重選系統；采用尼爾森選礦機回收細粒金。
1.3.1第一階段改造
（1）實現重選流程閉路改造。①將原來閑置的φ1500×1500浮選攪拌桶和儲藥桶進行改裝，增加導流板，改造給礦套管及攪拌葉輪；②選擇合適的渣漿泵，原設計使用的渣漿泵揚程為15 m，流量8.9m3/h，無法滿足工藝量的要求，通過現場測定將渣漿泵更換為流量為15m3/h，揚程21 m 的變頻控制3/2C—AH渣漿泵；③自行設計制造了1臺φ2m的脫泥斗。中礦和尾礦經過充分攪拌后，不再發生沉降堵塞渣漿泵的現象，礦漿經過泵揚送到脫泥斗濃縮后，底流礦漿進入二段球磨機，溢流作為循環水進入流程繼續使用。
（2）根據現場實際情況，在搖床之前選擇CTBφ600×900磁選機除去鐵屑，避免鐵屑進入重選金精礦，以此提高精礦品位。
1.3.2第二階段改造
在一段磨礦分級溢流處取樣進行搖床分礦試驗，沒有發現明顯的金帶分布，說明一段分級溢流中的單體解離金很少；在二段球磨機排礦口處取樣進行搖床分選試驗，發現之前雖然沒有經過任何富集作業，但是搖床精礦有明顯的金帶分布，說明經過二段磨礦提高細度后，還有部分金粒達到了單體解離，并能夠被重選作業回收，因此我們選擇在二段磨礦回路中增加二段重選系統，同樣形成閉路。
1.3.3第三階段改造
針對礦石性質，在試驗室進行了多種方案的尼爾森重選試驗，發現尼爾森選礦機對原礦中細粒金的回收相當有效。于是決定在生產流程中采用尼爾森選礦機回收部分流失的細粒金，首先在二段旋流器溢流處進行生產調試，由于旋流器溢流礦漿濃度為土3O%，尼爾森選礦機的處理能力相對不足，只有1/3的礦漿進入尼爾森，重選效果不是很理想，運行10d后，再次將尼爾森選礦機安裝在二段磨礦閉路進行生產試驗。二段球磨機排礦濃度可以達到6O%，8O%的礦漿可以進入尼爾森選礦機，而且大部分單體解離的金仍然停留在閉路循環中，有利于尼爾森的選別。通過觀察，尼爾森選礦機安裝在二段磨礦閉路中，精礦進入搖床選別時，金帶分布十分明顯，試驗取得了很好的效果。
2改造前后技術經濟指標比較分析
經過一年多的生產實踐證明，重選流程更加順暢，重選產金量和回收率指標大幅度提高，達到了預期的目標，經濟效益十分可觀。
改造后，重選金精礦中的鐵屑明顯減少，精礦品位由不足6Og/t提高到8Og/t以上，經過簡單處理后就可以直接冶煉；重選中礦和尾礦攪拌充分，基本沒有發生渣漿泵堵塞的現象，中礦和尾礦很順利返回到磨礦流程，重選作業實現了閉路循環，不僅降低了操作人員的勞動強度，減少了金屬流失，而且重選用水可以全部實現循環再利用，緩解了用水緊張的矛盾。增加二段重選，同時采用尼爾森選礦機回收細粒金，重選回收率提高了22.11%，選礦總回收率提高2.69%，年回收碎鋼球鐵精礦220噸，改造效果十分顯著。
重選作業全部改造投資費用114.73萬元，其中1臺下動式跳汰機3.07萬元，2臺CTBφ600×900磁選機3.2萬元，1臺6S搖床1.86萬元，1臺3/2C— AH渣漿泵1.1萬元，尼爾森選礦機組100萬元，其它材料費5.5萬元。改造后，單位處理成本增加3元/t。
按照年處理21萬t礦石，入選品位4.38g/t計算，每年可多產黃金24.7kg，增加產值465萬元。
通過對重選作業的一系列技術改造，經過生產實踐證明是成功的，雖然購買尼爾森選礦機前期投入費用較高，但是由于獲得的經濟效益相當可觀，當年便可收回投資。改造后重選回收率提高幅度較大，選礦總回收率提高2.69%，每年可多產黃金24.7kg，回收碎鋼球鐵精礦220噸，凈增效益287萬元。
同時通過技術改造，實現了重選作業的閉路循環，降低了工人的勞動強度，不僅使工藝流程更加順暢，而且實現了重選用水的循環使用，緩解了用水緊張的矛盾。高科技先進設備的投入使用，增加了企業的科技含量，促進了企業的發展。
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第7篇：選礦工藝范文
[關鍵詞]鋼鐵工業；鐵礦浮選工藝；發展
中圖分類號：S235 文獻標識碼：A 文章編號：1009-914X（2015）16-0307-01
在近年來，我國的鋼鐵行業得到了極快的發展，在鋼鐵行業發展的同時，其對于原料的需求量也在不斷的增加，為了滿足鋼鐵行業發展的需求，部分單位以及礦廠開始注重對新提鐵工藝的研究，而新的提鐵工藝的應用，使得我國的鐵礦生產量得到了有效的提升，尤其是在最近幾年來，各種新型分選工藝的粗線以及各種新型、高效浮選藥劑的使用，使得我國的鐵礦浮選工藝的指標得到了明顯的提升。
1.分選工藝進展
就目前世界上所發現的鐵礦種類來說，鐵礦種類的數量較多，各國針對不同種類的鐵礦也進行了不同的研究，研制出了針對不同鐵礦進行提取的新型高效的浮選藥劑，這一新型高效浮選藥劑的使用使得鐵礦提取的質量得到了有效的提高，能夠在天然鐵礦中充分提取出高純度的精鐵礦，這為我國鋼鐵行業的發展提供了高質量的原材料。而就我國目前鋼鐵行業采用的選鐵工藝來說，主要包括浮選工藝、磁浮選、浮選柱以及生物浮選等工藝，這些工藝聯合使用，構成了新型的選鐵工藝，在我國鋼鐵工業中得到了廣泛的應用。
1.1 浮選工藝
針對細粒嵌布難選鐵礦來說，采用浮選工藝可以有效的提取其中的鐵礦，相對于其他的提取工藝來說，浮選工藝能夠有效的從細粒物料中提取出優質的鐵礦石，從而為鋼鐵的生產提供高質量的原材料，以保障鋼鐵工業生產產品的質量。采用浮選工藝主要需要分為兩個流程，其一是陰離子捕收劑正浮鐵礦，其二是陽離子捕收劑反浮脈石。
浮選工藝中包括正浮選和反浮選，其中在我國現今的鐵礦石提取中應用最多的就是弱酸性正浮選，這種工藝的應用主要是為了解決弱磁性鐵精礦中的含有的硅酸鹽雜質而研究得出的一種浮選方法。
正浮選工藝的應用流程為：將礦石進行兩段磨礦石后，進行浮選處理，先要進行一次粗選，然后在進行一次掃選，最后要經歷三次精選方可完成浮選。在完成浮選之后，就需要采用中礦再磨工序對礦石進行處理，使得鐵礦與連生體之間出現分離，之后在運用螯合捕收劑對分離后的礦石進行精提取，值得注意的是，選用的螯合捕收劑要具有較強的捕收性以及良好的選擇性，只有這樣才能夠獲得品味為64.02%的鐵精礦石以及回收率達到76.23%的優質鐵精礦。
我國在上世紀70年代，研制出反浮選工藝，而這種工藝在80年代得到了廣泛的應用，這一工藝的應用使得我國工廠工業的投產率得到了有效的提高，并且使得鐵礦生產工廠的鐵精礦石的品味得到了極大的提升，由最初的61.5%提高到了65.5%。就目前世界上的大多數國家來說，其都采用磁選陽離子反浮選工藝流程對鐵礦進行精礦石的提取，由于這一工藝的應用能夠有效的提高鐵精礦石的品味，因此針對富礦來說，應用反浮選工藝最為適宜。
而對于脈石為硅質的磁鐵精礦進行提質，反浮選脫硅是很好的途徑。采用陽離子反浮選磁選，對最終鐵精礦進行再選，浮選精礦品位達到68.8%，SiO23.90%，鐵回收率98.50%。某廠采用陰離子反浮選后，磁鐵精礦品位由原來的64%提高到了67%。反浮選提質效果明顯，技術指標較高。某廠進行了工業試驗，經43個班次的連續試驗，取得了精礦品位65.1%、尾礦品位12.35%、金屬回收率70.09%的良好工藝指標。與同期生產指標相比，精礦品位提高1.99個百分點，精礦品位66%，金屬回收率74%，尾礦品位11%，提高了精礦產品的市場競爭力。
正浮選雖然具有拋尾礦品位低的特點，但它上浮的精礦量大，故耗藥量也大，并且由于現有捕收劑選擇性的局限，鐵精礦品位難以提高到65%以上，結合鐵礦本身性質的限制，使得正浮選應用較少。反浮選工藝克服了正浮選工藝的不足，但現有反浮選鐵礦的陽離子捕收劑種類少、合成成本高；陰離子捕收劑藥劑制度復雜、產品過濾難，需要在30℃左右才能很好的浮選，所以只有克服了現有藥劑的問題，浮選工藝才能實現大規模應用于鐵精礦生產。
1.2 磁浮選
磁浮選是最近發展起來的一種選礦方法，目的是在分選工程中同時利用礦物的磁性和可浮性，采用磁浮選設備取代對泡沫產品的多次精選，從而簡化選別流程。磁浮選最顯著的特點是能大大減少分選的次數，是一種很具潛力的專門的浮選設備。在特定的條件下使用能大大地提高浮選效率和精礦品位。工業生產實踐結果表明，采用磁選柱一般情況下可以比采用筒式磁選機提高最終精礦品位2個百分點以上，為“提鐵降硅”工程提供了有力的技術支持和保證。
1.3 生物浮選
生物浮選可定義為將微生物作為藥劑，使礦物選擇性分選的過程。微生物細胞表面或代謝產品中存在的非極性基和極性基團，使得微生物培養液具有表面活性劑分子的類似特性。目前，沒有發現針對生物浮選的特定工藝過程或設備，往往采用與常規浮選相同的方法，只是用微生物作為藥劑來調節浮選性能。
2.浮選藥劑的發展
目前很多國家都在利用陽離子捕收劑從磁鐵礦精礦中浮選出二氧化硅，已生產出很多用于浮選石英的陽離子捕收劑的品種：十二胺、C13～C15二胺、十二烷基和硬脂酰基胺其它牌號捕收劑。十二胺是陽離子反浮選工藝常采用也是效果較好的捕收劑。但是采用胺類常規陽離子反浮選工藝，存在藥劑配制不便、浮選泡沫粘度大、選擇性較差、需要加溫等實際問題。雖然許多選廠現已認識到陰離子反浮選工藝仍存在藥劑制度復雜、產品過濾難，特別是陰離子捕收劑需要在30℃左右才能很好地浮選，加熱成本高，導致了選礦成本高，也認識到陽離子反浮選工藝的優越性，但由于陽離子反浮選在國內出現的時間短、陽離子捕收劑的種類少、對新的陽離子藥劑的了解程度不夠、供應陽離子藥劑的廠商少等因素，導致陽離子反浮選工藝沒有被大多數選廠采用。隨著陽離子反浮選捕收劑合成工藝的成熟、合成成本的降低、種類的增加，在浮選工藝日趨成熟的過程中，陽離子反浮選的優勢將日趨明顯，同時陽離子反浮選會被更多的選廠應用于生產優質鐵精礦，這將為選廠帶來巨大的經濟利益，同時也將促進選廠對資源的合理利用和環境的保護。
3.趨勢與展望
3.1研制高效、低耗、低毒的新型浮選藥劑，開發高效陽離子捕收劑、研究捕收劑之間的協同效應將是浮選藥劑研究的主導方向。重點是開發捕收能力強、選擇性好、耐低溫的優良捕收劑。
3.2生物藥劑作為一種新型的特殊藥劑，以其來源廣、成本低、能耗小、污染小的特點，在選礦和濕法冶金領域已得到重視。深入了解生物藥劑的研究現狀及應用，必定會影響和改變目前的選礦和冶金現狀。
4.結語
總而言之，鐵礦浮選工藝的應用，不僅使得我國的鐵礦提取的質量得到了有效的提高，而且在一定程度上也提高了鐵礦的提取數量，鐵礦浮選工藝的發展和應用，有效緩解了我國鋼鐵工業在發展的過程中，對原材料的急切需求，為我國鋼鐵工業的發展提供了高質量的原材料，而隨著新型浮選藥劑的研究和出現，會進一步推動我國鋼鐵行業的發展，也會在一定程度上影響到我國選礦和冶金的發展。
參考文獻
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[2] 袁致濤，韓躍新等.鐵礦選礦技術進展及發展方向[J].有色礦冶，2006（22）：10～15.
[3] 邱冠周，伍喜慶等.近年浮選進展[J].金屬礦山，2006（1）：42～46.
第8篇：選礦工藝范文
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.
關鍵詞： 選煤廠；選煤工藝；“跳汰+浮選”
Key words： coal preparation plant；coal preparation technique；"jigging+flotation"
中圖分類號：TD94 文獻標識碼：A 文章編號：1006-4311（2013）28-0055-02
1 國內外選煤工藝現狀發展趨勢
國家保護、產業升級將對煤炭質量提出更高的要求，環境保護已成為我國的一項基本國策。發展和推廣潔凈煤技術是保證我國能源安全和可持續發展的戰略選擇。隨著各個行業對煤炭產品質量的進一步提高，全社會環境意識的進一步增強，發展以煤炭洗選加工、煤炭轉化、煤的潔凈燃燒為標志的潔凈煤技術成為煤炭行業的必然選擇。
在我國，選煤廠常用的選煤工藝大致分為兩種，一種是跳汰選煤工藝，另一種是跳汰——浮選——重介相結合的選煤工藝。煉焦煤選煤廠的選煤工藝較復雜，原煤入選粒度范圍在50～0mm。煤廠通常采用重介浮選工藝篩選難選煤或極難選煤，采用跳汰—浮選工藝篩選中等可選煤或易選煤；動力煤選煤廠的選煤工藝較為簡單。原煤入選粒度上、下限分別為100（300）mm和25（13或6）mm。
2 “跳汰+浮選”選煤工藝在選煤廠的應用
2.1 跳汰選煤特點：①工藝流程單一，設備操作和維護簡便，篩選能力大；②選煤精度無煤型限制，無論是難選煤，還是易選煤、中等可選煤，選煤精度均符合要求。這項優點決定了跳汰分選始終是國內煤廠最主要的選煤方式，影響范圍廣；③可根據原煤特性或用戶產品質量要求靈活設計，具備分級跳汰、混合跳汰等形式，可實現跳汰主選、跳汰主—再選、跳汰主選—重介再選等多種工藝流程。④SKT跳汰機入料粒度范圍寬，擁有先進的機械性能、優秀的處理能力和較高的分選精度，而且整機大部分操作已實現了自動化，設備運行穩定可靠。具體來說，它具有以下優點：1）工藝流程簡單——原煤通過SKT跳汰機后，能夠一次性被分選矸石、中煤和精煤，可滿足原煤分級入選、混合入選等多項選煤要求；2）設備具備系列化、大型化——SKT跳汰機有4～35m2共計二十余種規格，可滿足各種廠型選用；3）分選精度高——SKT跳汰機技術指標優越：處理能力為10～20t/m2·h，不完善度I≤0.16，數量效率≥90%；4）建廠投資及加工成本低——可比傳統重介選工藝節省費用20%以上。
2.2 工藝分析：九礦選煤廠主要設備均為國內、外較先進的選煤設備。其中：跳汰機選用的是天地科技股份公司唐山分公司生產的型號為SKT-12跳汰機，通過先進的電控氣動風閥的進、排風使洗水產生脈動，實現按密度進行三產品（精煤、中煤、矸石）的分選；煤泥水的分級選用的是澳大利亞生產的MINCO380分級旋流器，其特點是構造簡單，維修量少，處理量大，沒有運動部件，分離過程快。精煤脫水設備主要為SCHENCK（AUSTRALIA）COMPANY（申克澳大利亞公司）生產的SCC-1500離心機和SLG3048W三通道振動篩。此兩種設備噪音小，脫水效果好，維修量小，維護方便。浮選精煤脫水設備為山東煤礦萊蕪機械廠制造的GPJ60型加壓過濾機，其特點是全自動化操作，處理能力大，產品水分20%以下。煤泥水濃縮系統選用的申克天津分公司生產的直徑16m的高效濃縮機。
2.2.1 跳汰分選系統 2000噸的原煤緩沖倉下安裝有4臺變頻給料機，每臺以150t/h的能力穩定地將原煤給入皮帶，通過皮帶直接送入1臺12m2跳汰機（SKT-12）進行洗選。跳汰機的溢流經固定篩泄水后進入一臺3.0m*4.8m直線三通道脫水篩（其中中部600mm寬篩面用來作為精煤泥回收），脫水后的-50mm精煤進入一臺scc1500離心機再次脫水后進入精煤產品皮帶，轉運到1500噸精煤倉。
跳汰機的矸石（中煤）經斗式提升機脫水后，矸石直接入矸石倉，中煤通過皮帶運至鐵路煤倉或南煤場。
在主廠房設有低壓鼓風機和兩臺高壓壓風機，為跳汰機提供低壓、高壓用風，同時也為加壓過濾機供高壓風。
2.2.2 浮選系統及加壓過濾機系統 三通道脫水篩-0.5mm篩下水進入脫泥篩下的煤泥水桶，并經1臺分級旋流器入料泵給入2臺Φ380mm的分級旋流器，分級旋流器的溢流自流入礦漿預處理器，經加藥攪拌后自流入一臺12m3的浮選機中，浮選精煤進入浮選精礦桶，然后由1臺泵送入60m2加壓過濾機進行脫水，脫水后的精煤進入精煤產品皮帶后轉運至1500噸的精煤倉。加壓過濾機的濾液進入濾液桶，然后由一臺泵給入高效濃縮機。浮選尾礦自流入高效濃縮機中。分級旋流器底流進入直線振動篩，脫除細泥后直接進入精煤離心機，精煤部分篩下水和精煤離心機離心液一起自流至掃地泵坑。
2.2.3 煤泥水濃縮系統 浮選尾礦、壓濾機濾液、加壓過濾機的濾液進入一臺直徑16米的高效濃縮機入料緩沖池，并經比液位表面低的濃縮機入料管穩定切線給入入料井。在濃縮機入料管和中心入料池所設的絮凝劑加藥點共三個，自動加藥裝置將絮凝劑摻入料池，用以沉淀進入濃縮機的煤泥水。濃縮機的溢流進入外側設有水泵的循環水池，為生產系統供應補加水和噴水。濃縮機下方設一臺能夠將濃縮煤泥水給入壓濾系統的底流泵。濃縮機正下方有一重疊式布設的事故池。如濃縮機需要排空，可打開下方的放料閥使煤泥水流入事故池，待清除故障后可通過事故池中的返回水泵把煤泥水抽回濃縮機。
2.2.4 煤泥壓濾系統 煤泥水經濃縮底流通過泵給入壓濾機入料攪拌桶，再經壓濾機入料泵給入1臺150m2壓濾機中進行壓濾。壓濾機濾餅進入位于壓濾機下方的一條寬1400mm的皮帶，壓濾機濾液自流入濾液桶，經泵轉到濃縮機入料緩沖池。
2.2.5 掃地水系統 原煤分選系統、煤泥濃縮和壓濾系統可實現自動操控，PLC控制系統可以實時對桶位、分級旋流器的壓力進行監控。廠房內掃地水、各類桶的溢流等均能自動流入掃地泵坑，通過掃地泵送至弧形篩，篩上產品直接摻入煤泥，篩下水返回到浮選機。
2.2.6 電氣及自動化工藝控制系統 選煤廠工程電氣系統（E.I&C）實現自動控制，由一個開放的實時多任務計算機監控系統、MCC和變頻調速器、現場儀表/傳感器以及其他電器設備組成。MCC設在主廠房旁，為主廠房跳汰系統、濃縮系統及皮帶運輸機等用電設備等提供動力。變頻調速器用于加壓過濾機入料泵等的變頻調速。這些變頻調速器可以被全廠控制系統控制。全廠動力電源采用低壓380V控制及照明系統采用低壓380/220V。
全廠裝機容量1716kw，變壓器選用兩臺1250KVA的S11型全密封變壓器。MCC低壓配電屏設備選用固定分隔式低壓配電柜屏，該配電屏柜體采用模數化結構，美觀大方。全廠無高壓電動機，低壓段單母線分列運行，向各用電設備及配電點采用放射式供電。
2.2.7 計算機監控系統組成 九礦選煤廠系統控制范圍除了涉及主要的跳汰系統、浮選系統和濃縮加壓過濾系統外，還包括共同參與控制的皮帶和振動給煤機。計算機監控系統提供全廠范圍的實時監控，主控室監控系統使用美國GE公司IFIX軟件組態構成系統監控軟件平臺，實現全廠的系統監控和生產的統籌管理，該級采用ETHERNET協議進行通訊。現場控制單元是由美國GE公司的90-30系列PLC裝置組成，完成全廠生產流程的實時過程控制。其它如加壓過濾機、跳汰機、壓濾機、絮凝劑自動加藥系統實行單機自動控制，但主控室可以監控。
①設備集中控制功能。設備的集中控制涵蓋了程序或單機啟停、集中連鎖、事故閉鎖、就地解鎖和預警等控制內容。設備運行模式包括單機就地控制、單機集中控制和順序控制三種。1）順序控制：全廠設備統一由計算機基于啟、停車順序和聯鎖控制實施自動監控；2）單機集中控制：操作者手動啟停機操作設備；3）單機就地控制：采用該模式進行設備維護。以順序控制器、負責人集中控制模式進行控制時，控制系統為設備提供聯鎖保護。
②調節控制功能。計算機監控系統與手動監控相比控制效果更加穩定。本系統主要由以下功能：1）桶位自動控制：控制方式：通過壓力變送器對桶底部壓力施測，轉換成桶位信號PLC的PID控制模塊，與已設的液位值作對比，將二者的差值轉換成電信號傳輸至桶上部的加水閥信號接收端，對各桶位實施控制。控制分手動和自動，可隨時切換。2）單機設備自動控制：跳汰機、加壓邊濾機、壓濾機、自動加藥機各配套有獨立的PLC控制柜，形成單機自動化系統。3）生產管理功能。生產管理功能包括動態閱覽選煤廠主要設備及相關的設備運行狀態，自動記錄報表數據，統計分析關鍵的技術參數，自動繪制其變化趨勢及歷史曲線，同時編制并打印工藝參數表，全程實現動態管理。
計算機監控系統對設備運行時間進行自動記錄，將其顯示在操作員站上。系統自動計算各稱重傳感器的數據、系統利用率、產量等有關生產數據，全廠每班運行時間和截至目前本年度的生產時間可以通過這些數據計算得出。各瞬時值將以圖形方式顯示并記錄在班報表中，班累計值在交接時可被打印輸出。
各種工況數據以組畫面、趨勢圖、流程圖及報警畫面等形式在操作員站上顯示作。計算機監控系統支持全面的報警監測及管理工具，出現異常狀況時，可為操作員失誤提供及時的正確的報警提示。每一個點都可被分配以一個報警優先級并被組態以聲音報警。
3 實施結果
選煤廠主要設備均為國內、外較先進的選煤設備，工藝流程先進合理，洗選效率高，產品結構靈活，投資省，見效快。選用先進、可靠、高效設備，降低能耗，提高精煤回收率。對需要調整的工藝設備，利用變頻器進行適時調控，既滿足工藝調控需要，又能根據需要調整電機輸出功率，起到了節能的作用。耗能電耗6.4度/t，低于同類選煤廠8度/t水平，水耗0.1m3/t，低于同類選煤0.15m3/t水平。
參考文獻：
[1]吳大為.浮游選煤技術[M].中國礦業大學出版社.
第9篇：選礦工藝范文
[關鍵詞]浮選；脫碳；全泥氰化
中圖分類號：TD953 文獻標識碼：A 文章編號：1009-914X（2015）11-0078-01
某金礦石為含碳微細粒嵌布難選金礦石，對于此類礦石采用常規氰化提金或常規浮選工藝處理，金回收率均很低，因此，本試驗分別采取不脫碳與預先浮選脫碳兩種方法進行比較；與此同時，考慮到磨礦細度是影響分選指標的重要因素，所以本試驗對不同磨礦細度條件下的結果做出了對比；并對尾礦采取全泥氰化的方式以此來降低尾礦品位，進一步提高金回收率。結合試驗礦石性質，本試驗在磨礦細度（-0.074mm）達到90%條件下，采用預先浮選脫碳、尾礦全泥氰化及相關技術措施，通過一次粗選、四次掃選、四次精選工藝流程進行閉路試驗，獲得了較為理想的浮選技術指標。
1 礦石性質
該礦石金屬礦物主要為黃鐵礦，其次為毒砂，還有少量的閃鋅礦和黃銅礦； 主要脈石礦物為石英、絹云母，其次為碳酸鹽類礦物。礦石中的金與硫化物關系密切，載金礦物主要為黃鐵礦。礦石構造以浸染狀為主，其次為細脈浸染狀、角礫狀。礦石結構以晶粒結構和壓碎結構為主。
2 浮選試驗研究
由于礦石中含有碳，載金礦物主要為黃鐵礦，賦存在黃鐵礦中的裂隙金、晶金和包體金占總量的63.30%，所以進行了脫碳與不脫碳工藝流程試驗，以此來確定礦石中碳對浮選結果的影響，最終對比試驗結果顯示進行脫碳工藝流程選別指標比較理想。
2.1 磨礦細度試驗
磨礦細度是影響分選指標的重要因素之一[1]，不同的磨礦細度獲得粒度組成不同的磨礦產品，進而影響礦物的單體解離度和可選性。不同的磨礦細度會使浮選精礦品位和回收率產生很大的差異。要實現較好的浮選指標，必須使各種礦物基本達到單體解離，但又不至于過粉碎而使浮選結果惡化，所以磨礦細度至關重要。在磨礦細度（-0.074mm）分別達到55.83%和90%條件下進行浮選試驗，當磨礦細度-0.074mm達到90%時，浮選試驗所得各項指標均好于磨礦細度-0.074mm達到55.83%時的數據。
2.2 硅酸鈉用量試驗
磨礦細度比較細使得磨礦產生大量的礦泥對浮選指標有一定的影響，所以對作為分散劑的硅酸鈉進行用量試驗，當硅酸鈉用量為2000g/t時，金粗精礦品位、回收率達到最大值，工藝流程見圖1。
2.3 捕收劑種類及用量試驗
經過多種捕收劑試驗，結果顯示：以丁基黃藥和25#鈉黑藥配合作為捕收劑浮選效果比較好。確定丁基黃藥用量為60g/t，25#鈉黑藥在粗選與掃選的用量分別為20g/t和50g/t。
3 閉路試驗
閉路試驗工藝流程及工藝條件見圖2（圖中藥劑用量單位為g/t）。
試驗最終結果，碳精礦品位達到2.05g/t，金精礦品位達到17.05g/t%，混合精礦品位為4.44 g/t，金回收率為73.25%。
4 尾礦全泥氰化
針對閉路試驗所得結果，尾礦品位為0.4g/t，采取繼續對尾礦開展全泥氰化[2]試驗，獲得尾礦氰化氰渣金品位為0.22g/t，-0.074mm品位0.20g/t，產率93.75%，氰化回收率為45%。
5 結語
所研究礦石屬于含碳微細粒包裹金礦石，針對礦石性質，試驗主要采取的技術措施為：①提高磨礦細度，磨礦細度-0.074mm達到90%，提高有用礦物的單體解離度。②預先脫碳，減少碳對金浮選的干擾。③尾礦全泥氰化，降低最終尾礦的品位，提高金的回收率。
研究采用一次粗選、四次掃選、四次精選工藝流程進行閉路試驗，最終獲得金精礦品位17.05g/t，混合金礦金回收率為73.25%，對尾礦采取全泥氰化措施，獲得尾礦氰化氰渣品位為0.22g/t，-0.074mm品位0.20g/t，產率93.75%，氰化回收率達45%，該選別指標比較理想。
參考文獻
