选矿工艺
选矿工艺范文第1篇
建水铅锌矿为含铅锌硫的复杂矿样，并且锌的氧化率很高，达到67%，针对这种矿样，采用部分混选(铅硫)-选硫化锌-再选(浮选或重选)的工艺流程，得到了良好的选别指标。
1原矿性质
本次试验矿样含铅1．55%、锌10．80%、硫4.19%。主要金属矿物有方铅矿、闪锌矿、菱锌矿，少量黄铁矿和针铁矿等;脉石矿物以方解石和石英为主，有少量白云石、高岭石等，矿样中的有价元素是铅和锌。该矿石中主要化学成分分析结果见表1。
2选矿试验
根据矿石性质，可以看出矿样中有价元素是铅、锌，主要目的矿物是方铅矿、硫化锌、菱锌矿及水锌矿等，还有一定量的黄铁矿，探索性试验结果表明:矿样中的黄铁矿比硫化锌好选，相关研究表明:根据各种铅锌矿物的可浮性及密度差异，此类矿石可以采用混选铅硫-选硫化锌-再选(浮选或重选)氧化锌［1－7］的工艺流程。
2．1铅硫混合浮选作业ZnSO4用量试验在磨矿粒度为－0．074mm粒级占70%、一粗一扫的工艺流程、乙基黄药用量为60+30g/t(粗选+扫选)的条件下，进行选铅硫矿物的ZnSO4用量试验，试验结果见图1。试验结果表明:随着硫酸锌用量增加，锌在铅硫精矿中的损失逐渐减低，可见适当添加硫酸锌对降低锌在铅精矿中的损失有利。本试验选择硫酸锌用量为1000+500g/t(粗选+扫选)。
2．2铅硫混合浮选作业乙基黄药用量试验在磨矿粒度为－0．074mm粒级占70%、一粗一扫的工艺流程、ZnSO4用量1000+500g/t(粗选+扫选)的条件下，进行选硫化铅矿物乙基黄药用量试验，试验结果见图2。试验结果表明:随着乙基黄药用量增加，铅的回收率逐渐增加，但是锌在铅硫中的损失也逐渐增大，综合考虑:乙基黄药用量为40+20g/t(粗选+扫选)。
2．3磨矿粒度试验进行一粗一扫的铅硫混选作业的磨矿粒度试验，试验结果见图3。试验结果表明:随着磨矿粒度变细，铅硫混合精矿中铅的回收率逐渐增加，锌的品位及回收率逐渐降低。综合考虑:磨矿粒度选择－0．074mm粒级占80%。
2．4铅硫混选粗精矿精选作业硫酸锌用量试验对铅硫混合粗精矿进行两次精选的硫酸锌用量试验，试验结果见图4。试验结果表明:随着硫酸锌用量增加，铅硫混合精矿中锌的损失逐渐减低，综合考虑:硫酸锌用量为精选Ⅰ300g/t，精选Ⅱ100g/t。
2．5铅硫分离CaO用量试验对铅硫混合粗选精矿精选两次后的精矿进行铅硫分离的石灰用量试验，试验结果见表3。试验结果表明:随着CaO用量增加(pH值10～14)，铅精矿品位明显提高，但当石灰用量过大时铅的回收率急剧下降，这主要是由于矿浆pH值过高时，乙基黄药的捕收能力大大下降、铅矿物也没被选起来所致。综合考虑，本试验选择CaO用量为1000g/t(pH值11～12)。
2．6选硫化锌矿作业CuSO4用量试验在磨矿粒度－0．074mm粒级占80%、丁基黄药用量40+20g/t(粗+扫选)的条件下，对经一粗一扫混选铅硫后的尾矿进行一粗一扫选硫化锌的CuSO4用量试验，试验结果见图5。试验结果表明:随着CuSO4用量增加，锌精矿品位和回收率均先增加然后基本不变，这主要是由于当硫酸铜用量达到一定量时，硫化锌已绝大部分被活化选起来了，再增加CuSO4用量也不能改善硫化锌选矿指标。综合考虑，本试验选择CuSO4用量200+100g/t(粗选+扫选)。
2．7选硫化锌矿作业丁基黄药用量试验在磨矿粒度－0．074mm粒级占80%、硫酸铜用量200+100g/t(粗+扫选)的条件下对经一粗一扫混选铅硫后的尾矿进行一粗一扫选硫化锌的丁基黄药用量试验，试验结果见图6。试验结果表明:随着丁基黄药用量增加，锌精矿品位和回收率无明显提高。本试验选择丁基黄药用量为50+25g/t(粗选+扫选)。
2．8选氧化锌矿作业Na2S用量试验在磨矿粒度－0．074mm粒级占80%条件下，针对选完铅硫、硫化锌的尾矿进行选氧化锌的活化剂硫化钠用量试验。本作业采用一粗一扫的流程，捕收剂FX用量为200+100g/t，试验结果见图7。试验结果表明:随着Na2S用量增加，氧化锌精矿品位和回收率均先增加后降低。综合考虑，本试验选择Na2S用量为5000+2000g/t(粗选+扫选)。
2．9选氧化锌矿作业FX用量试验在磨矿粒度－0．074mm粒级占80%条件下，针对选完铅硫、硫化锌的尾矿进行了选氧化锌的捕收剂FX用量试验。本作业采用一粗一扫流程，硫化钠用量为5000+2000g/t，试验结果见图8。试验结果表明:随着FX用量增加，氧化锌精矿品位和回收率均先增加后降低。本试验选择FX用量为200+100g/t。
2．10选氧化锌矿精选作业水玻璃用量试验由于原矿中SiO2含量较高，达到27%，为了提高氧化锌作业氧化锌精矿的指标，在选别作业中加入水玻璃以抑制硅矿物。试验结果见图9，试验指标表明:随着水玻璃用量增加，氧化锌精矿品位有所提高，但锌回收率也有所下降。综合考虑:选择粗选作业水玻璃用量2000g/t。
2．11流程试验在上述条件试验的基础上，进行了混选铅硫-选硫化锌-再浮选氧化锌闭路流程试验和混选铅硫-选硫化锌-再重选氧化锌的流程试验，试验流程见图10和图11，试验结果见表4和表5。试验结果表明，采用混选铅硫-选硫化锌-再浮选氧化锌流程和混选铅硫-选硫化锌-再重选氧化锌流程都能获得较好的选矿指标，但氧化锌浮选流程较重选流程氧化锌指标较好。
选矿工艺范文第2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.
选矿工艺范文第3篇
关键词南非磷尾矿；流程改造；淘洗机
随着我国经济的快速发展，钢铁工业的发展也达到了空前水平，同时带动了上游资源产业的发展。由于国内铁矿石远不能满足冶炼需求，在大量进口国外成品矿石和投资国外矿山的同时，一些企业为实现“短、平、快”地获得原料的目的，开始利用国内富余的选矿生产能力对国外铁品位较高又达不到冶炼要求的矿石及选矿副产品进行加工，以得到合格精矿。2016年9月司家营铁矿在选矿试验的基础上，开始采用选厂五系列流程以南非磷尾矿(南非矿)为原料进行生产。实际生产中发现，新进的南非矿性质与原试验时的有明显差异，可选性差距大，达不到试验时的回收指标。为保证精矿品位和产量，司家营铁矿选厂根据每船矿样性质调整选矿工艺流程。
1磁铁矿选矿工艺改造流程
试样取自河钢矿业棒磨山铁矿料场的南非磷尾矿，FeO/TFe=44．18，－6mm粒级占99．95%，+0．15mm占67．44%，主要化学成分分析结果结表1。从表1可知，南非矿铁品位55．50%，品位较高，可进行回收利用。2016年下半年开始，司家营铁矿对原棒磨山磁铁矿选矿工艺流程进行改造，以进行南非矿选别加工。改造后的工艺流程见图1．2016年10月开始采用该流程对京唐港的南非矿进行加工生产。由于京唐港的南非矿性质较试验时差很多，结果最终铁精矿品位只能达到63%左右，且流程生产能力低，一段球磨机(3600mm×4500mm)处理量仅120～130t/(h•台)。因此停止生产，准备采用研山铁矿浮选尾矿再选流程处理。
2浮选尾矿再选工艺改造流程
2016年10月从京唐港南非矿取样进行探索试验发现:相同条件下，京唐港南非矿磨矿10min时磨矿细度－0．074mm占70．8%，铁精矿品位63.07%;磨矿12min磨矿细度－0．074mm占79.6%，铁精矿品位63．33%，现场生产时铁精矿品位和磨机台时处理量达不到预期。为实现试验时的全封闭、全粒级磨矿条件，司家营铁矿在现场允许的条件下进行了工艺流程改造，改造后的工艺流程见图2，并于2017年1月12日采用该流程重新加工生产南非矿。
3新进南非矿选矿工艺流程
2017年2月7日新进一船南非矿，云母含量较高，原矿铁品位仅52%，并含一些胶结块。试验能获得62%以上的铁精矿，但生产上达不到。通过使用淘洗机，分别可使铁精矿品位达到61．67%(大淘洗机)、62．85%(小淘洗机)，较不使用淘洗机的铁精矿品位最高60．98%有所提高。考虑到仅使用淘洗机时磨机台时处理量低，通过提高磨矿浓度、增设脱磁器等方法，在铁精矿品位基本不变的前提下，将台时处理量提高了30t左右。3月15日，又到一船质量更差南非矿，不仅云母含量继续增加，胶结块也增多了，并含有石块，原矿铁品位仅49．44%。尽管可使生产流程的铁精矿品位达到62%以上，但磨机台时处理量下降了20t。按完善后的图3工艺流程进行生产，磨机处理量为130～135t/(h•台)，铁精矿品位62．0%～62．5%。
4结论
选矿工艺范文第4篇
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％。
选矿工艺范文第5篇
关键词：泥化；难选煤；分选工艺；重介；分级入选
中图分类号：P616.4
1 概况
观文煤矿选煤厂隶属于四川省古叙煤田观沙煤业有限责任公司，位于四川省泸州市古蔺县境内。本选煤厂入选观文煤矿原煤，建设规模为1.20Mt/a。
本选煤厂前二十年入选观文煤矿C11、C19、C24、C25煤层原煤，煤种以无烟煤三号为主、含少量贫煤。选煤厂可随矿井开采C11、C19主导煤层时间不同分别以出动力用煤或高炉喷吹用煤为主，同时可根据市场需求出化工用煤。
2 原煤煤质资料分析
根据四川省古叙煤田观沙煤业有限责任公司提供的原煤筛分浮沉试验报告，现将观文煤矿主要开采煤层C11、C19煤质资料摘录如下：
表1 C11煤层筛分试验报告表
粒级
mm 产物名称 产率 质量
占全样% 筛上累计% Mad % Ad % St.d % Qgr.v.d MJ/kg
>100 0.930 0.930 2.75 56.55 5.30
100～50 3.521 4.451 2.17 69.73 3.40
50～25 煤 7.704 12.156 2.04 65.60 3.21 8.31
25～13 煤 13.697 25.852 3.38 59.72 3.16 11.01
13～6 煤 12.967 38.820 1.18 55.91 2.94 12.59
6～3 煤 21.059 59.878 3.36 52.66 2.43 14.09
3～1 煤 14.852 74.730 3.85 48.41 1.71 16.07
1～0.5 煤 15.295 90.025 3.56 43.02 1.37 18.28
0.5～0 煤 9.975 100.000 1.86 37.78 1.19 20.10
毛煤总计 100.000 2.88 52.09 2.32
表2 C19煤层筛分试验报告表
粒级
mm 产物名称 产率 质量
占全样% 筛上累计% Mad % Ad % St.d % Qgr.v.d MJ/kg
>100 7.532 7.532 2.39 29.67 0.39
100～50 17.713 25.245 2.51 34.19 0.48
50～25 煤 22.316 47.561 2.36 35.25 0.68 21.98
25～13 煤 12.382 59.943 2.75 35.89 0.87 21.65
13～6 煤 11.757 71.700 2.68 34.81 1.23 21.88
6～3 煤 11.211 82.911 3.17 32.14 1.05 23.08
3～1 煤 6.837 89.748 3.06 33.48 1.11 22.36
1～0.5 煤 5.126 94.874 3.12 31.63 0.97 23.16
0.5～0 煤 5.126 100.000 2.99 35.21 0.90 21.53
总 计 100.000 2.69 34.01 0.81
表3 C11煤层50～0.5mm级浮沉试验表
密度级
g/cm? 占本级
% 灰分
% 硫分
% 浮物累计 沉物 累计 分选密度±0.1
产率
% 灰分
% 硫分
% 产率
% 灰分
% 硫分
% 密度
g/cm? 产率
%
1.40～1.50 4.21 15.03 0.88 4.21 15.03 0.88 100.00 53.71 2.47 1.40 9.0
1.50～1.60 14.39 20.97 1.02 18.60 19.62 0.99 95.79 55.42 2.54 1.50 39.5
1.60～1.70 13.74 29.09 1.10 32.34 23.65 1.04 81.40 61.50 2.81 1.60 59.8
1.70～1.80 7.81 37.23 1.09 40.15 26.29 1.05 67.66 68.09 3.15 1.70 37.4
1.80～2.00 6.90 46.20 1.70 47.05 29.21 1.14 59.85 72.11 3.42 1.80 11.8
>2.00 52.95 75.49 3.65 100.00 53.71 2.47 52.95 75.49 3.65 1.90 7.2
合 计 100.00 53.71 2.47
