選礦專業技術論文

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選礦專業技術論文

　　選礦是根據礦石中不同礦物的物理、化學性質，把礦石破碎磨細以后，采用重選法、浮選法、磁選法、電選法等，下面是我為大家帶來的選礦專業技術論文，希望大家喜歡。

選礦專業技術論文

　　選礦專業技術論文【1】

　　摘要：簡述鐵礦選礦廠尾礦濃縮及輸送存在的問題，結合鐵尾礦漿的特點，經過分析計算提出優化建議和優化后經濟效益。

　　關鍵詞：鐵礦選礦廠；尾礦系統；節能降耗

　　０引言

　　某鐵礦選礦廠有兩個選礦車間，一選車間尾礦干礦量約占總尾礦干礦量的７０％以上。一選車間排出的尾礦漿進入濃縮池濃縮，底流礦漿經渣漿泵加壓輸送至尾礦泵站吸漿槽，槽內礦漿經尾礦泵加壓輸送至尾礦庫。尾礦泵為Ⅱ級串聯運行，由于尾礦漿重量濃度偏低，導致尾礦泵輸送量大，耗能顯著。因此，設計擬對尾礦漿濃縮系統進行優化設計，達到尾礦漿濃縮和輸送節能降耗的目的。

　　１工藝設計基礎資料

　　１）一、二選車間年生產鐵尾礦干礦量依次為７９０萬ｔ和２１０萬ｔ；

　　２）尾礦固體密度ρｓ＝２８００ｋｇ／ｍ３；

　　３）一選車間尾礦漿采用５臺Φ５３ｍ濃縮池，每臺濃縮池配套兩臺（－工－備）１５０ＺＪ－Ａ６０型底流渣漿泵（配套８極電機，功率５５ｋＷ，變頻調速），底流礦漿重量濃度Ｃｗ＝３８％，渣漿泵所需揚程約２０ｍ；

　　４）二選車間尾礦濃縮池底流礦漿濃度Ｃｗ＝４５％；

　　５）尾礦泵站內設８臺（兩臺串聯為１組，兩組工作，兩組備用）２５０ＺＪ－Ⅱ－Ａ９６型渣漿泵（配套８極電機，功率９００ｋＷ，Ⅱ級泵變頻調速），礦漿重量濃度Ｃｗ＝３９％，渣漿泵所需總揚程約１８０ｍ；

　　６）尾礦輸送管道采用Ｄ６３０×１０鋼管。

　　２工藝設計參數核算

　　———尾礦濃縮系統設計參數核算。結合現場運行經驗，渣漿泵轉速低于５９０ｒ／ｍｉｎ會出現泵吸口處堵塞現象，導致渣漿泵吸口過流面積減小，電耗增大，而且渣漿泵流量受控，出現“流量最大化，不能再度提高”的現象。因此，按照渣漿泵轉速等于５９０ｒ／ｍｉｎ選取性能參數。查閱１５０ＺＪ－Ａ６０型渣漿泵性能曲線：渣漿泵轉速等于５９０ｒ／ｍｉｎ時，Ｑ＝４００ｍ３／ｈ，Ｈ＝２０ｍ，η＝７５％。單臺渣漿泵配套電機實際運行功率Ｐ＝３８．５ｋＷ。———尾礦輸送系統設計參數核算。查閱２５０ＺＪ－Ⅱ－Ａ１０３型渣漿泵性能曲線：工頻轉速下，Ｑ＝１２２５ｍ３／ｈ，Ｈ＝１０４．３ｍ，η＝７２％。因此，Ⅱ級泵所需揚程為７５．７ｍ，對應的轉速為６３０ｒ／ｍｉｎ，η＝７３．５％。經計算，尾礦輸送水力坡降ｉ＝０．００６５ｍ礦漿柱／ｍ。每組尾礦泵配套電機實際運行功率：Ⅰ級泵Ｐ＝６３９．５ｋＷ，Ⅱ級泵Ｐ＝４５４．５ｋＷ。

　　３優化設計方案

　　———尾礦濃縮系統優化設計方案。設計擬將５臺Φ５３ｍ尾礦濃縮池底流礦漿重量濃度提高至４５％，將底流渣漿泵泵頭更換為１５０ＺＪ－Ａ５０。濃縮池底流礦漿濃度提高后，單臺底流渣漿泵運行參數：Ｑ＝３２０ｍ３／ｈ，Ｈ＝１９．５ｍ，ｎ＝７００ｒ／ｍｉｎ，η＝７５．５％，配套電機實際運行功率Ｐ＝３１．５ｋＷ。———尾礦輸送系統優化設計方案。設計擬將尾礦泵泵頭更換為２５０ＺＪ－Ⅱ－Ａ９６型。濃縮池底流礦漿濃度提高后，進入尾礦泵站吸漿槽的礦漿量降至１９９５ｍ３／ｈ，綜合濃度提高至４５％（忽略軸封水對礦漿濃度的影響），經計算尾礦輸送水力坡降ｉ＝０．００５ｍ礦漿柱／ｍ。尾礦Ⅰ級泵運行參數：Ｑ＝１０２０ｍ３／ｈ，Ｈ＝９１ｍ，ｎ＝７３０ｒ／ｍｉｎ，η＝７２％，配套電機實際運行功率Ｐ＝４９４ｋＷ；Ⅱ級泵運行參數：Ｑ＝１０２０ｍ３／ｈ，Ｈ＝６５ｍ，ｎ＝６２０ｒ／ｍｉｎ，η＝７５％，配套電機實際運行功率Ｐ＝３３９ｋＷ。———現有尾礦輸送管校核。現有尾礦輸送管Ｄ６３０×１０鋼管在通過礦漿體積量１９９５ｍ３／ｈ時，運行流速ｖ＝１．９０ｍ／ｓ，大于臨界淤積流速，且有一定的安全余量，安全可靠。

　　４能耗分析

　　———尾礦濃縮系統能耗分析。優化設計后，尾礦濃縮池底流渣漿泵實際運行功率減少５×（３８．５－３１．５）＝３５ｋＷ，年節省電費（按０．６４元／度計算）３５×２４×３６５×０．６４≈２０萬元。———尾礦輸送系統能耗分析。優化設計后，尾礦泵實際運行功率減少２×（６３９．５－４９４＋４５４．５－３３９）＝５２２ｋＷ，年節省電費（按０．６４元／度計算）５２２×２４×３６５×０．６４≈２９３萬元。———綜合能耗計算。整個尾礦系統年節省電費２０＋２９３＝３１３萬元。

　　５結語

　　選礦廠尾礦漿高濃度管道輸送是最為經濟的輸送方式。合理選擇礦漿濃度可降低尾礦濃縮池底流礦漿泵和尾礦輸送渣漿泵運行功率，可減小尾礦輸送管道和回水管道口徑及管道附件，同時可減小尾礦泵站設計規模。優化設計依據目前選礦廠尾礦漿輸送經驗，結合鐵礦選礦廠特點，經過分析選擇合適的礦漿輸送濃度，達到了節能降耗的目的。

　　選礦專業技術論文【2】

　　【摘要】

　　采用多種手段對擬建選礦廠場地的水文地質及工程地質方面進行調查;通過對場地的水文地質條件分析發現，場地的地下水位較高，滲流現象明顯;工程地質條件分析表明，工程場地不均勻，但地基承載力較好。本文通過對場地水文地質條件和工程地質條件的研究并結合實際情況為后續建設的選礦廠基礎設計和建設提供重要依據和建議。

　　【關鍵詞】

　　水文地質;工程地質;基礎設計

　　1工程概況

　　礦山區域位于青藏高原之東南緣、滇西北著名的橫斷山脈中段。擬建選礦廠場地海拔達3450～3550m;位于普朗河東岸緩坡地段，場地沿普朗河方向長約1。4km，垂直于普朗河方向寬50～200m，地形總體由東向西傾，場地內地形坡度較平緩，一般10～15°;植被覆蓋較好，植被以高山松和高山礫石為主，局部分布高原草甸和灌木。本文通過測繪、物探、鉆探、現場原位測試、現場巖土試驗及室內試驗等相結合的綜合方法對擬建選礦廠場地的水文地質和工程地質進行調查和研究;在室內系統的整理、分析所取得的數據和資料，為擬建選礦廠的基礎設計和建設提供建議。

　　2場地水文地質

　　水文地質分析的是地表水以及地下水的分布和形成規律等，它對建筑物及基礎的穩定性和安全性有著極大的影響。（1）地表水。擬建場區處于金沙江源頭流域，是金沙江水源的補給區，區內水系發育，周邊發育的河流為普朗河。通過漂流法對普朗河的流量進行了測定，旱季流量為1。36m3/s，雨季流量為10m3/s。研究區場地內泉點出露較多，泉水流量隨季節的影響變化較大，大多為季節性泉，旱季時大部分斷流。（2）地下水。場地內地下水可劃分松散巖類孔隙水和基巖裂隙水兩種類型，根據場地地層結構，場地內淺部主要分布碎石類土，孔隙大、透水性強，場地地下水以松散巖類孔隙水為主。為取得場地地層的滲透性參數，所采用的水文地質試驗有鉆孔抽水試驗和鉆孔注水試驗。抽、注水實驗的原理是通過從某一含水層（抽水井或注水井）中抽取或注入一定流量的水，并觀測抽水井和觀測孔中水位與時間的變化關系，來判斷水流運動狀態，計算含水層的滲透系數。在室內對抽、注水試驗的數據進行整理繪出的水位與時間的關系圖，圖1、圖2分別為抽水孔XCK21的Q、S－t圖，注水孔XCK6的Q－t圖。通過對XCK21等5個孔進行抽水試驗和對XCK6等6個進行注水試驗，得出第四系松散巖類含水層滲透系數為5。81×10－5～6。03×10－3cm/s。（3）水文地質分析建議。通過鉆孔資料和抽水試驗發現場地的地下水位較高，第四系坡積地層相對松散，屬于強透水性地層，第四系冰積層密實度相對較好，屬于中等～強透水性地層。地下水總體受地形地貌控制在松散巖類孔隙向普朗河流動，如遇地形陡變或局部隔水層時會出露地表形成泉點。在場地平整和基坑開挖時會出現滲流且涌水量較大。所以建議在基礎施工期間考慮采取臨時性的明溝排水或盲溝排水措施，垂直地下水流向設置橫向截水溝，并設置縱向截水溝相連接，使地下水通過導排設施排出場地。永久性排水設施應采取盲溝排水，盲溝應結合地下水易集中滲出部位布置，優先布置在邊坡坡腳、擋墻墻腳部位，形成縱橫交錯的地下水導排系統，將地下水排出場區［3］。

　　3場地工程地質

　　（1）地層。根據現場地質測繪及勘探揭示，擬建場地地表被耕土所覆蓋，其下由第四系坡積層及四系冰積層組成，基底為三疊系上統圖姆溝組2段（T3t2）板巖。坡積層以碎石層為主，角礫和塊石呈局部分布;冰積層以卵石和碎石為主，漂石、塊石和圓礫、角礫層呈夾層狀分布。（2）巖土層物理力學性質。經過室內巖土試驗、現場原位測試及物探手段獲取了場地主要土層的物理力學性質指標，得到的數據如下：通過對主要巖土層物理力學的研究可以得出：坡積層角礫在重型圓錐動力觸探試驗修正錘擊數（N63。5）為4。0擊，呈松散～稍密狀態，其力學性質較差，地基承載力較低;坡積層碎石在重型圓錐動力觸探試驗修正錘擊數（N63。5）為5。7擊，呈松散～稍密狀態，載荷試驗承載力特征值為160kPa，現場直接剪切試驗粘聚力C值為11。01kPa，內摩角φ為25。19°，其力學性質一般，地基承載力一般;坡積層塊石呈稍密狀態，其力學性質一般，地基承載力一般;冰積層圓礫呈稍密狀態，其力學性質一般，地基承載力一般;冰積層卵石、冰積層漂石、冰積層碎石和冰積層塊石力學強度較高。（3）工程地質分析建議。結合現場地質測繪及勘探資料和巖土的物理力學性質，得知場地內除淺表分布的植物層，其余各巖土層均可作為建筑物的基礎持力層。但第四系冰積層內各地層交雜分布，成層性差，各地層間力學性質差異較大，易產生不均勻沉降，不可將這層地層作為地基持力層。在后續的基礎建設中，如果建筑物荷重不大時，可采用第四系冰積地層或冰積地層、坡積地層共同作為天然地基淺基礎持力層，基礎形式可采用條形基礎、獨立基礎或筏板基礎等。當采用冰積地層和坡積地層共同作為同一建筑物的基礎持力層時，應考慮二者力學強度差異較大，存在不均勻沉降問題，可采取對坡積地層進行地基處理或加強上部結構強度以消除不均勻沉降影響。對于荷重較大的建筑物以及動力機器基礎，當采用地基處理方案不能滿足建筑物荷重要求時，可采用樁基礎［4］，以第四系冰積碎石、塊石或卵石、漂石層為樁端持力層。

　　4結語

　　（1）擬建選礦廠場地的地下水位較高，場地的滲透性較強，地下水受地形地貌的'控制，總體上向普朗河方向流動。（2）擬建選礦廠場地在基礎施工時要預防滲流發生，應修建排水措施，可采取明溝排水和盲溝排水相結合的方式;在修建排水工程措施的時候應考慮滲流易發的坡腳和擋墻墻腳。（3）擬建選礦場地巖土力學性質較好，在基礎設計時應注意不同巖土間力學差異，避免出現不均勻沉降;對于荷重不大的可使用條形基礎、獨立基礎或筏板基礎等，如建筑荷載過大可考慮使用樁基礎。

　　參考文獻

　　［1］DL/T5213－2005，水利水電工程地質勘察規范［S］．

　　［2］SL345－2007，水利水電工程地質勘察規范［S］．

　　［3］徐玉龍。山谷型填埋場雨污分流系統設計［J］．環境衛生工程，2010，18（6）：45－46．

　　［4］張世民。深厚軟土中剛柔復合樁基沉降計算及設計分析［D］．杭州：浙江大學，2004．

　　選礦專業技術論文【3】

　　摘要：

　　河北某銅鉬礦主要有用礦物為黃銅礦和輝鉬礦，二者含量較低，且與脈石礦物緊密鑲嵌。對該礦石進行了磨選工藝技術條件研究，結果表明采用“粗磨－銅鉬混合浮選－混合精礦再磨－銅鉬分離”的工藝流程，獲得銅精礦品位Ｃｕ２５．３２％、銅回收率８９．０４％；鉬精礦品位Ｍｏ８．５２％、鉬回收率為８４．３５％。

　　關鍵詞：

　　銅鉬混合浮選；再磨；銅鉬分離

　　河北某銅鉬礦是綜合性礦床，只有充分地綜合利用該礦床的主要和次要組分才是合理的。礦物原料加工技術的發展方向應該是結合環境保護，擴大礦物資源，不斷提高其有價元素利用的綜合系數，最大限度地綜合回收，這是礦山發展的主要趨勢。所以，解決銅鉬綜合利用問題，不僅充分合理地利用有限的礦物資源，同時還可以取得顯著的經濟效益。研究結果表明，礦石中主要有用元素是銅、鉬，可以綜合回收的伴生有益元素包括金和銀。采用銅鉬混合浮選工藝獲得了Ｃｕ含量２０．２５％、Ｍｏ含量０．８５％的銅鉬混合精礦，二者的回收率分別為８９．５３％和８６．６６％；混合精礦中Ａｕ和Ａｇ的含量分別為６．０５ｇ／ｔ和６０ｇ／ｔ，回收率分別為９５．５９％和２０．６１％。銅鉬分離后銅精礦含Ｃｕ２５．３２％、銅回收率８９．０４％；鉬精礦含Ｍｏ８．５２％、鉬回收率為８４．３５％。

　　１礦石性質

　　河北某銅鉬礦為斑巖型礦床，因含礦巖石的后期蝕變強烈，原巖發生了很大的變化，所以該礦石礦物種類較多。非金屬礦物含量多，且復雜；金屬礦物含量低，較為簡單。非金屬礦物主要有：蝕變的鉀長石、斜長石、石英、絹云母、黝簾石、硬石膏、石膏、纖閃石、蛇紋石、滑石、白云石、陽起石、方解石碳酸鹽礦物以及偶見的鋯石、磷灰石、金紅石等。金屬礦物主要有：黃銅礦、磁鐵礦和黃鐵礦以及輝鉬礦，偶見閃鋅礦、方鉛礦等。礦石中的銅主要以原生硫化銅的形式存在，鉬以輝鉬礦的形式存在，兩者含量均達到了工業品位的要求，所以銅鉬為主要的回收對象；金、銀可被富集在銅鉬精礦中，在冶煉過程中加以回收。

　　２選礦試驗

　　斑巖型銅礦是世界上最重要的銅礦類型，常常伴生有鉬，但是該類型礦石中銅和鉬的含量一般較低。通常采用銅鉬混合浮選工藝，原則是浮凈銅，盡量多回收鉬。為了抑制黃鐵礦，介質的ｐＨ值一般保持在堿性范圍內，視黃鐵礦的多少及其可浮性而定。但是輝鉬礦的浮選受介質酸堿度的影響很大，最佳ｐＨ為８．５。銅鉬混浮常用的藥劑是黃藥、丁胺黑藥、煤油、松油和石灰［１］。根據礦石性質的研究結果知，礦石中銅和鉬的賦存狀態為黃銅礦和輝鉬礦，兩者和硫的含量均較低，因此宜采用“銅鉬混合浮選－粗精礦再磨－銅鉬分離”的工藝流程，首先在較粗的磨礦細度下對銅鉬進行混合浮選，盡可能獲得高的回收率，然后粗精礦再磨，最后進行銅鉬分離，得到最終的銅精礦和鉬精礦。

　　２．１銅鉬捕收劑選擇本次研究即采用上述工藝流程，以２＃油為起泡劑、石灰為介質ｐＨ調整劑。首先進行乙黃、丁胺黑藥、ＰＡＣ、丁胺黑藥＋煤油、乙黃藥＋煤油、煤油、Ｚ２００＃等７種捕收劑混浮銅鉬的對比試驗［２］。試驗結果見圖１。可以看出，捕收劑丁胺黑藥、煤油對銅鉬的捕收效果較好，丁胺黑藥＋煤油作捕收劑時銅回收率較高。丁胺黑藥與煤油混合用藥產生交互影響。

　　２．２磨礦細度試驗試驗流程如圖２所示，試驗結果見圖３。藥劑制度為：石灰６００ｇ／ｔ，丁胺黑藥＋煤油（５ｇ／ｔ＋１５０ｇ／ｔ，２號油４０ｇ／ｔ）。從試驗結果可以看出，隨著磨礦細度的增加，粗精礦中金屬回收率呈上升趨勢，當磨礦細度達到－０．０７４ｍｍ含量７４．０％時可以獲得滿意的回收效果。因此，第一段磨礦細度確定為－０．０７４ｍｍ含量７４．０％。２．３石灰用量試驗試驗流程如圖２所示，試驗結果見圖４。固定條件：磨礦細度－２００目（－０．０７４ｍｍ）７４％；丁胺黑藥＋煤油（５ｇ／ｔ＋１５０ｇ／ｔ，２＃油４０ｇ／ｔ）。圖４試驗結果說明，石灰的用量對銅、鉬的浮選指標均有影響。隨著石灰用量的增加，銅鉬的品位及回收率逐漸提高，到８００ｇ／ｔ后有下降趨勢。所以石灰的最佳用量確定為６００ｇ／ｔ。

　　２．４捕收劑用量試驗丁胺黑藥對銅的浮選能力比較強，煤油對鉬的捕收能力較強，但兩種藥劑之間有交互作用。采用二因素二水平析因試驗法，設每個因素考查兩個水平：煤油１００和１５０ｇ／ｔ，丁胺黑藥０和５ｇ／ｔ，按交叉分組法組成２２＝４個試點，如圖５所示。考查兩種藥劑對試驗指標的影響。試驗流程如圖２所示，試驗結果見表３。固定條件：磨礦細度－０．０７４ｍｍ７４％，石灰６００ｇ／ｔ，２＃油４０ｇ／ｔ［３］。

　　３銅鉬混合精礦分離試驗

　　銅鉬混合精礦分離試驗主要對Ｎａ２Ｓ、水玻璃、巰基乙酸鈉用量進行了條件試驗，在條件試驗確定的工藝及藥劑制度條件下進行開路流程和閉路流程試驗［４］，試驗結果分別見表５、表６；工藝流程圖和數質量流程圖分別見圖７、圖８。從試驗結果可以看出，通過再磨浮選分離，銅鉬分離效果很好，銅精礦指標較好，但鉬精礦品位太低。鏡下分析發現，鉬精礦中含有易浮的滑石、絹云母等礦物，這些雜質與輝鉬礦的分離非常困難，鉬精礦品位不易提高。

　　４結論

　　１）河北某銅鉬礦為斑巖型礦床，礦石礦物種類較多，非金屬礦物含量多，較為復雜，但金屬礦物較為簡單。主要有用礦物為黃銅礦和輝鉬礦，與脈石礦物緊密鑲嵌，嵌布粒度細，且二者含量均較低。從原礦性質看，可回收的有用元素為銅和鉬。２）斑巖型銅鉬礦一般比較好選，采用“粗磨－銅鉬混合浮選－混合精礦再磨－銅鉬分離”的工藝流程是合理的。獲得銅精礦品位Ｃｕ２５．３２％、銅回收率８９．０４％；鉬精礦品位Ｍｏ８．５２％、鉬回收率為８４．３５％。鉬精礦品位遠未達標，究查其原因主要是鉬精礦中含有易浮的滑石、絹云母等雜質礦物，而且滑石與輝鉬礦自然可浮性極為相近，采用單一浮選法分離困難，作者雖采用了磁選管選別，但作用不顯著，因此應對不合格的鉬精礦考慮其它選別方法除雜，讓鉬精礦品位達標。

　　參考文獻

　　［１］王立剛，劉萬峰，孫志健，等．蒙古某銅鉬礦選礦工藝技術研究［Ｊ］．有色金屬：選礦部分，２０１１（１）：１０－１３．

　　［２］王淀佐．礦物浮選和浮選藥劑［Ｍ］．長沙：中南工業大學出版社，１９８６．

　　［３］許時，等．礦石可選性研究［Ｍ］．北京：冶金工業出版社，１９８１．

　　［４］曾錦明，劉三軍，楊聰仁，等．云南某銅鉬礦選礦工藝研究［Ｊ］．有色金屬：選礦部分，2０１２（３）：１４－１９．

　　選礦專業技術論文【4】

　　摘要：

　　對云南某含錫多金屬硫化礦進行了工藝礦物學和選礦實驗研究。結果表明，礦石中鉛鋅品位低，鉛、鋅礦物相互交代、包裹，嵌布粒度不均勻，采用優先浮鉛、再選鋅的原則流程，利用鉛礦物與鋅、硫礦物間可浮性差異較大的特點，采用石灰、亞硫酸鈉和硫酸鋅抑制鋅、硫，以乙基黃藥為鉛捕收劑優先浮選鉛礦物，選鉛尾礦用硫酸銅作活化劑活化閃鋅礦選鋅；錫礦物與黃鐵礦、磁黃鐵礦等礦物共生關系復雜，且嵌布粒度較細，選鋅尾礦經脫硫浮選后采用重磁聯合流程回收錫礦物。通過閉路實驗，得到含鉛40。92%、銀1610。53g/t、鉛回收率81。25%、銀回收率77。03%的鉛精礦，鋅精礦含鋅43。23%、回收率為85。92%，硫精礦含硫42。57%，作業回收率為87。65%，錫精礦含錫42。38%，作業回收率為59。29%。

　　關鍵詞：

　　多金屬硫化礦；礦物學；優先浮選；重磁聯合流程；鉛；鋅

　　1前言

　　錫石多金屬硫化物礦床是我國錫礦床的特征類型，分布十分廣泛，儲量約占全國原生礦床的3/4，幾乎在所有成礦帶中均存在。該類礦床的礦石成分復雜，礦石中含大量硫化物為其特征，主要有黃鐵礦、方鉛礦、閃鋅礦、磁黃鐵礦、黃銅礦及一些銀、銻、鉛的復雜化合物。含錫礦物除錫石外，還有黝錫礦及輝銻錫鉛礦等，且錫石常以微細粒分布在礦石中。其選礦流程復雜，回收率低[13]。開采和利用錫石多金屬硫化礦成為當前研究的重要課題。含鉛鋅多金屬硫化礦的選別以浮選法為主[4，5]。鉛鋅具有共同的成礦物質來源和相似的地球化學行為，有類似的外層電子結構，都具有強烈的親硫性，并形成相同的易溶絡合物，因此，鉛鋅在自然界中特別是在原生礦床中嵌布關系較為密切，常常共生，浮選鉛過程中，部分鋅礦物隨著泡沫產品混雜到鉛精礦中，降低了精礦品質，同時導致鋅回收率降低[4，6]。我國錫礦石常伴生有其他組分，結構復雜，目的礦物性質不盡相同，單獨采用傳統的重選法及浮選法都難以將礦石中的各有用組分綜合回收利用[79]。本實驗采用亞硫酸鈉和硫酸鋅作組合抑制劑，預先抑制可浮性較好的鋅礦物，減少了鋅礦物對鉛浮選的影響，提高了鉛精礦品位，同時也提高了鋅浮選回路中鋅的入選品位。鋅浮選以乙硫氮作鋅礦物的捕收劑，由于其對黃鐵礦及脈石礦物的捕收能力較弱，因而具有良好的選擇性，在回收率與其他藥劑相近的情況下，可獲得較高品位的鋅精礦。礦石中錫礦物結晶粒度細、分布廣、錫石與黃鐵礦及脈石間的共生關系復雜。本研究對選鋅尾礦再磨后用浮選脫硫、再用搖床選出錫精礦、磁選除去磁性礦物，提高了錫精礦的品位和回收率。

　　2實驗

　　2。1材料與試劑

　　2。1。1實驗礦樣礦樣采自云南南部某地，能代表礦區礦石的基本性質。多元素分析、物相分析和XRD分析結果見表1，2和圖1。從表1可看出，礦石中的有價元素主要為鋅、鉛、錫、銀，其中伴生的貴金屬銀可隨鉛精礦綜合回收，有害元素主要為砷，含量較低，在選別過程中可不予考慮。脈石礦物以石英及含鈣、鋁、鎂的硅酸鹽為主。表2表明，礦石中的鋅氧化率很低（5。72%），鋅主要以獨立礦物形式賦存于閃鋅礦及鐵閃鋅礦中。礦石中鉛的氧化率為14。85%，硫化鉛中鉛的含量占總鉛的83。58%，是選礦回收的主要目的礦物。錫主要是以酸不溶錫（錫石）形式賦存，占錫金屬率的89。75%，這部分錫是可供選礦回收的最大理論回收率；還有10。25%的錫以酸溶錫形式賦存，這部分錫在目前選礦工藝中難以回收，是影響錫回收率提高的重要因素。圖1顯示，礦石中金屬礦物主要為黃鐵礦、方鉛礦、閃鋅礦、鐵閃鋅礦、錫石及少量黃銅礦。脈石礦物主要為方解石、白云母、白云石、綠泥石及密陀僧等。銀僅有少部分賦存于獨立礦物硫銻銅銀礦中，大部分以分散形式存在于硫化礦物中。錫石粒度最大為0。7mm，以0。0150。06mm為主，最小為0。002mm，主要呈細粒狀、微細粒狀形式嵌布于黃鐵礦、石英、方解石、白云母、絹云母中或磁黃鐵礦、鐵閃鋅礦、閃鋅礦、硫銻鉛礦、毒砂、石英、方解石晶粒間。因此，回收錫時需注意錫礦物與其他礦物間的解離問題。需選擇合適的磨礦細度。

　　2。1。2試劑石灰（天津藥劑三廠），硫酸鋅（天津藥劑三廠），亞硫酸鈉（天津藥劑三廠），乙硫氮[（C2H5）NCSSNa3H2O，湖南株洲華宏化工廠]，乙基黃藥（C2H5OCSSNa，淄博華創化工有限公司），丁基黃藥（C4H6OCSSNa，青島澳通國際有限公司），硫酸銅（天津藥劑三廠），25#黑藥（C14H15O2PS2，株洲選礦藥劑廠），2#油（C10H17OH，湖南株洲華宏化工廠），濃硫酸（天津市大茂化學試劑廠），丁胺黑藥[主要成分為（C4H9O）2PSSNH4，株洲選礦藥劑廠]。

　　2。2實驗設備與分析儀器XMQ—24090錐形球磨機（吉林省探礦機械廠），XFD型單槽浮選機（吉林省探礦機械廠），XTLZ型真空過濾機（西昌一零二廠），101—3型電熱鼓風干燥箱（南京實驗儀器廠），HC。TP11B。10型托盤醫藥天平（北京醫用天平廠），標準套篩（浙江上虞砂篩廠），6s型搖床（石城縣綠洲選礦設備制造廠），XCGS型50磁選管（南昌市力源礦冶設備有限公司），D/max—2200X射線衍射儀（日本理學公司）。

　　2。3實驗方法最大粒度50mm的礦樣經顎式破碎機開路破碎至6mm以下，再用對輥機閉路破碎至小于2mm，用移錐法混勻后，用四分法縮分出化驗樣、實驗樣和備樣。每次稱取500g樣品、量取250mL水加入錐形球磨機磨礦。浮選實驗采用1。5LXFD（粗、掃選）和0。5LXFD（精選）型單槽浮選機，將礦樣及適量水倒入浮選槽內，依次加入pH調整劑、抑制劑（活化劑）、捕收劑、起泡劑，加入抑制劑（活化劑）后攪拌3min，加入捕收劑及起泡劑后均攪拌1min，再充氣刮泡，進行浮選條件實驗。將浮選產品過濾、烘干、稱重，縮分制樣后送檢，確定磨礦細度及藥劑用量。進行鉛浮選一粗一掃兩精、鋅浮選一粗一掃一精、中礦順序返回的鉛鋅回路閉路實驗。對浮鋅尾礦按兩次粗選的流程進行脫硫浮選實驗，以確定再磨細度及藥劑用量。脫硫浮選尾礦給入搖床，分選后得錫精礦、錫中礦、尾礦。錫精礦進入XCGS型50磁選管確定實驗場強，非磁性產品為錫精礦，磁選尾礦返回搖床重選。原礦多元素分析、鉛鋅錫的物相組成、實驗產品的品位均采用化學滴定法測定。元素i在各產品中的回收率用下式計算。

　　3結果與討論

　　礦物中鉛和鋅主要以硫化物形式存在，錫主要以錫石形式存在。方鉛礦、閃鋅礦在不同浮選條件下可浮性存在一定差異，方鉛礦受到抑制后較難活化，抑制方鉛礦的藥劑對環境的危害程度較抑制閃鋅礦的藥劑更大。結合現場實際情況及各礦物間性質的差異，采取先浮鉛再浮鋅的優先浮選方案。磨礦后表面新鮮的黃鐵礦得到有效抑制。若采用混合浮選或等可浮流程，鋅礦物和黃鐵礦表面均吸附捕收劑，分離浮選時除去礦物表面的捕收劑更困難。綜上所述，本實驗采用鉛、鋅、硫優先浮選、尾礦選錫的工藝流程。

　　3。1磨礦細度對鉛、鋅浮選的影響通過改變磨礦時間控制磨礦細度，磨礦產品經鉛粗選鉛掃選后得到鉛精礦，選鉛尾礦經鋅粗選鋅掃選得到鋅精礦。鉛粗選藥劑為（g/t）：石灰6000，硫酸鋅2000，亞硫酸鈉2000，乙基黃藥100，2#油40；鉛掃選藥劑除不加石灰外，其余與鉛粗選相同，但用量減半。鋅粗選藥劑為（g/t）：硫酸銅500，乙硫氮100，丁基黃藥100，2#油20；鋅掃選藥劑除2#油用量與鋅粗選相同外，其余比鋅粗選用量減半。鉛粗選和鉛掃選精礦合并為鉛精礦，鋅粗選和鋅掃選精礦合并為鋅精礦。磨礦細度對浮選的影響見圖2。由圖可知，隨磨礦細度增加，鉛精礦和鋅精礦回收率逐漸升高，當粒度0。074mm顆粒占70%時，鉛精礦及鋅精礦回收率較低。這是因為顆粒較粗時，有用礦物與脈石礦物單體解離不夠，捕收劑不能有效地作用于有用礦物表面，降低了有用礦物被氣泡浮載的機率，導致回收率較低；隨磨礦細度增加，與脈石礦物連生的有用礦物的單體解離度逐漸升高，藥劑作用更充分，精礦回收率漸漸升高；當磨礦細度達0。074mm顆粒占75%時，鉛精礦及鋅精礦回收率隨磨礦細度升高增加幅度較小，表明有用礦物已基本單體解離，繼續提高磨礦細度，對浮選回收率的提高影響很小。綜合考慮選礦成本及后續選礦流程，確定磨礦細度為0。074mm顆粒占75%（0。037mm顆粒占43%）。

　　3。2石灰用量高堿體系中黃鐵礦表面發生反應（1），生成親水性的Fe（OH）3和SO42，降低了黃鐵礦的可浮性。石灰體系中（CaO6mmol/L）黃鐵礦的XRS分析中的Ca擴展譜[Ca（2P）]（見圖3）表明，黃鐵礦表面會吸附CaSO4和Ca（OH）2等親水性物質，進一步抑制黃鐵礦浮選[10，11]。Li等[12]通過計算黃鐵礦（100）面電子結構及表面能級分布密度得出在石灰體系中，黃鐵礦表面由于吸附OH和Ca（OH）+而使浮選行為惡化，降低其可浮性。為了延長石灰的作用時間，直接將石灰加入錐形球磨機中。石灰用量對鉛精礦及鋅精礦品位和回收率的影響見圖4。由圖可看出，隨石灰用量增大，鉛精礦及鋅精礦的品位逐漸升高，表明增加石灰用量可加強對黃鐵礦的抑制。精礦回收率逐漸增加，表明此時礦漿的pH值有利于捕收劑對鉛礦物及鋅礦物的捕收。石灰用量為8000g/t時，鉛精礦及鋅精礦的回收率最大，且品位較高，繼續增加其用量，鉛精礦及鋅精礦回收率降低，這可能是石灰在抑制黃鐵礦的過程中，部分與黃鐵礦連生在一起的鉛礦物、鋅礦物也被抑制。因此，確定石灰用量為8000g/t。

　　3。3鉛粗選條件實驗

　　3。3。1抑制劑種類ZnSO4和Na2SO3是閃鋅礦的有效抑制劑。Cao等[13]認為ZnSO4在抑制閃鋅礦時，理論上是Zn（OH）2和Zn（OH）+發揮了作用。一方面Zn（OH）2和Zn（OH）+吸附在閃鋅礦表面，使其親水；另一方面，Zn（OH）2和Zn（OH）+使細粒閃鋅礦團聚，減少了進入泡沫精礦中的細粒。Shen等[14]認為Na2SO3對閃鋅礦的抑制作用為：（1）可在閃鋅礦表面生成ZnSO3親水層；（2）消耗礦漿中的Cu2+等活化離子；（3）促進氧化反應，使黃藥分解；（4）調節氧化還原電位，阻礙捕收劑在閃鋅礦表面的吸附。田松鶴[15]則認為ZnSO4與Na2SO3組合使用對閃鋅礦的抑制效果最佳，二者混合可形成水溶性的絡合物吸附在閃鋅礦表面，使其親水而受到抑制，還能與Cu2+作用生成絡合物而消除Cu2+對閃鋅礦的活化作用。浮選藥劑組合使用效果大于其單獨使用的效果之和[16]。抑制劑種類對鉛精礦品位及回收率的影響見圖5，用量固定4000g/t，鉛精礦為鉛粗選的精礦，硫酸鋅與亞硫酸鈉（1：1）組合使用，鉛精礦品位較單獨用藥高近2%，而回收率變化不大。這可能是因為二者混合形成水溶性的鋅酸鹽絡合物陰離子，與閃鋅礦有相同的電子排布和幾何結構，只吸附于閃鋅礦表面，使閃鋅礦的可浮性降低，不易被捕收劑浮起，導致精礦品位提高。

　　3。3。2捕收劑種類黃藥類是浮選工藝中重要的硫化礦捕收劑，對方鉛礦具有良好的捕收效果。黃藥吸附在方鉛礦表面形成疏水膜，使水分子與方鉛礦表面的距離變大，削弱了二者的親和力，增加了礦物表面的疏水性，與氣泡相撞時，便能牢固地附著于氣泡上而上浮[7]。黑藥類捕收能力較弱，選擇性較好，且其具有起泡性，因此浮選過程中一般不添加起泡劑。高pH值下乙硫氮對方鉛礦具有較好的捕收能力，而對閃鋅礦及黃鐵礦則捕收能力較弱，是鉛鋅分離常用的捕收劑。原礦中含銀，丁胺黑藥可強化銀的回收，同時其起泡性能也可消除加入的起泡劑對精礦品質的影響。捕收劑種類實驗結果見圖6，用量均為100g/t。從圖可看出，以乙硫氮作捕收劑，因其捕收能力強，所得鉛精礦回收率最高，其中存在較多黃鐵礦，導致精礦品位偏低；丁胺黑藥選擇性較差，使鉛精礦品位最低；25#黑藥的捕收能力較弱，粒度較粗的鉛礦物不能被有效捕收，使精礦回收率偏低。綜合鉛精礦品位及回收率，選用乙基黃藥作為鉛的捕收劑。

　　3。4鋅粗選條件實驗

　　3。4。1硫酸銅用量對閃鋅礦有活化作用的金屬離子有Cu2+，Hg+，Ag+，Pb2+等。充分考慮活化效果、價格及對環境的危害程度，常采用CuSO4作為閃鋅礦的活化劑。加入CuSO4后，首先脫去閃鋅礦表面的抑制劑，繼而Cu2+在閃鋅礦表面發生復分解反應，最終在閃鋅礦表面生成活化膜[17]。在堿性介質中，Cu2+與閃鋅礦發生如下反應。圖7為CuSO4用量對鋅品位和回收率的影響，鋅精礦為鋅粗選精礦。隨CuSO4用量增加，鋅精礦品位及回收率均增大，CuSO4用量為400g/t時，鋅品位和回收率均最大，表明加入CuSO4提高了閃鋅礦的可浮性，利于捕收劑與閃鋅礦表面接觸。繼續增大CuSO4用量，鋅精礦回收率基本不變，表明礦漿中易浮的ZnS礦物已基本浮起，而鋅精礦品位卻逐漸降低，可能是因為礦漿中過量的Cu2+對部分黃鐵礦產生活化作用，促進在其表面生成疏水性薄膜，附著在氣泡上而浮出。

　　3。4。2捕收劑種類為有效抑制黃鐵礦，選鋅通常在pH10條件下進行，而黑藥類捕收劑在高堿性條件下的捕收能力較差。另外，組合用藥可強化藥劑性能，在原有藥劑中引入新的官能團，以達到活性及選擇性兩全的效果。抑硫浮鋅過程中既要高效捕收閃鋅礦，又要抑制黃鐵礦，確保精礦品位及回收率。進行了丁基黃藥、乙硫氮及二者組合（配比為1：1）的對比實驗。捕收劑種類對鋅精礦品位及回收率的影響見圖8，用量均為100g/t。由圖可知，單獨使用丁基黃藥捕收效果最好，鋅精礦回收率高達81。43%，但選擇性差，精礦中含較多雜質組分，品位僅有28。72%；乙硫氮對黃鐵礦及脈石礦物的捕收能力較弱，具有良好的選擇性，獲得的精礦品位最高，回收率與單獨使用丁基黃藥相差不大；而組合用藥并未發揮藥劑間的協同效應，增大藥劑吸附量及礦粒與氣泡的附著強度。因此，確定采用乙硫氮作為鋅的捕收劑。

　　3。5鉛鋅浮選閉路實驗采用一段磨礦至0。074mm顆粒占75%進行浮選，鉛浮選采用一粗一掃二精得到鉛精礦，鋅浮選采用一粗一掃一精得到鋅精礦。鉛鋅浮選閉路流程見圖9，實驗結果見表3。由表3可知，銀主要富集到鉛精礦及鋅精礦中，僅有11。53%的銀損失于尾礦中；鉛精礦中鉛回收率為81。25%，鉛精礦和鋅精礦中鋅總回收率為91。17%。PbS含量占總鉛的83。58%，ZnS含量占總鋅的93。06%，實驗值與之接近，表明可選鉛鋅硫化物基本被選出，繼續提高鉛、鋅精礦回收率難度較大。曾建紅[18]對某鉛鋅硫化礦進行選礦工藝研究，采用鉛優先浮選、鋅硫混合、鋅硫分離的流程，經閉路實驗獲得了含鋅46。94%、鋅回收率67。22%的鋅精礦，約10%的鋅損失于鉛精礦中，表明在抑鋅浮鉛的過程中未很好地抑制鋅。采用硫酸鋅、亞硫酸鈉組合捕收，抑鋅效果顯著，僅有約5%的鋅進入鉛精礦中，很好地實現了鉛鋅分離。

　　3。6浮鋅尾礦脫硫條件實驗黃鐵礦與錫石連生體的比重接近，如果脫硫效果不好，會使大量黃鐵礦留在錫重選的給礦中，造成搖床分帶不明顯，影響錫精礦的品質及回收率。因此，強化脫硫對錫的回收意義重大。

　　3。6。1磨礦細度對硫、錫回收的影響礦石中的錫具有粒度細、分布廣泛、單體解離度低等特點，主要呈細粒狀、微細粒狀形式嵌布于載體礦物中。為提高錫的回收率，對浮鋅尾礦再磨后，進行脫硫浮選實驗。磨礦產品經一次粗選后得到硫精礦。對比各磨礦細度下硫精礦中硫、錫品位及回收率，得到最佳磨礦細度。藥劑條件為：用濃硫酸控制礦漿pH值為45，丁基黃藥200g/t，2#油50g/t。硫、錫精礦中硫和錫回收率均按作業回收率計算得到。磨礦細度對硫精礦品位和回收率的影響見圖10。可見隨磨礦細度增加，硫精礦中硫品位及回收率逐漸升高，錫含量卻逐漸降低，可能是由于再磨提高了礦物的單體解離度，使硫、錫礦物逐漸分離，同時再磨會擦洗掉黃鐵礦表面的親水性薄膜，生成新鮮的黃鐵礦表面，增強了黃鐵礦對捕收劑的吸附能力。當含量大于75%時，繼續提高磨礦細度，精礦中硫品位及回收率上升緩慢，錫品位基本保持不變，表明有用礦物已基本單體解離。綜合考慮磨礦成本及實驗指標，確定浮選尾礦脫硫浮選磨礦細度為0。037mm顆粒占75%。

　　3。6。2礦漿pH值對硫浮選的影響選鉛選鋅過程中，為抑制黃鐵礦加入了大量石灰，礦漿pH值很高。而黃鐵礦在酸性條件下才具有良好的可浮性，因此，需加酸降低礦漿pH值活化黃鐵礦。硫酸會提高黃鐵礦表面自身的氧化電位，阻礙親水物質再生，同時去除吸附在黃鐵礦表面的CaSO4，Ca（OH）2，Fe（OH）3等親水物質，使之露出新鮮的表面[19]。且硫酸來源廣泛、價格便宜，采用硫酸調節礦漿的pH值。礦漿pH值對硫浮選的影響見圖11。隨pH值降低，硫精礦回收率逐漸升高，表明加入硫酸一定程度上清洗了礦物表面并使黃鐵礦活化，增大了捕收劑對黃鐵礦的吸附力；繼續降低pH值，硫精礦品位及回收率逐漸降低，主要是由于礦漿中過量的H+改變了黃鐵礦表面的帶電性質，影響了丁基黃藥與黃鐵礦的作用效果。由此確定最適宜礦漿pH值為34。

　　3。6。3丁基黃藥用量對硫浮選的影響礦石中的硫主要以黃鐵礦形式存在。黃鐵礦具有良好的天然可浮性，通常情況下，只要礦漿pH值在合適范圍內，加入適量黃藥類捕收劑就能有效捕收黃鐵礦。黃藥在黃鐵礦表面發生氧化反應生成疏水性的雙黃藥，從而提高其可浮性[20]。圖12為丁基黃藥用量對硫精礦品位及回收率的影響。由圖可知，丁基黃藥用量為200g/t時，浮選指標最佳。繼續增加其用量，精礦中硫回收率基本不變，品位卻明顯降低，這主要是因為捕收劑用量過大，部分脈石浮起而混入精礦中，降低了精礦品質。綜合硫精礦中硫、錫品位及回收率，確定脫硫浮選丁基黃藥用量為200g/

　　3。7錫回收條件實驗

　　3。7。1搖床重選脫硫浮選后的尾礦給入搖床，經搖床分選后分別得到錫精礦、錫中礦及尾礦。搖床重選的實驗結果見表4。從表可看出，經搖床分選后可得錫品位32。37%、回收率62。35%的錫精礦及錫品位0。69%、回收率5。02%的低品位錫中礦。

　　3。7。2磁選精選礦石中含部分磁黃鐵礦，其與錫石的比重相差不大，采用重選不能有效分離。為提高錫精礦品位，經搖床分選后的精礦進入磁選管中，通過調節電流確定最佳磁場強度。從圖13可看出，隨磁場強度增加，錫精礦品位逐漸升高，表明磁選可有效分離錫石及脈石礦物。大于1400Oe后繼續增加磁場強度，錫精礦回收率逐漸降低，可能由于磁場強度過大，部分與磁黃鐵礦連生在一起的錫石進入尾礦，造成部分錫石流失。故選擇磁場強度為1400Oe。

　　3。8硫、錫綜合回收實驗根據脫硫浮選及回收錫條件實驗結果，確定浮鋅尾礦進行二段磨礦至0。037mm顆粒占75%進入硫浮選，硫浮選采用兩次粗選得到硫精礦，尾礦進入搖床，分選得到錫精礦、錫中礦、尾礦，錫精礦進入磁選管，調節磁場強度為1400Oe，得到錫精礦，尾礦返回搖床再選，搖床選出的中礦作為錫中礦。其實驗流程圖見圖14，實驗結果列于表5。由表5可知，仍有5。02%的錫損失于硫精礦中，表明與黃鐵礦結合在一起的錫礦物未完全單體解離；最終有30。94%的錫損失于尾礦中，可能以極細粒被脈石礦物包裹，繼續提高磨礦細度及選用高效的重選設備可能會進一步提高選礦指標。

　　4結論

　　對云南某含錫多金屬硫化礦進行選礦實驗，考察了磨礦細度、工藝流程、藥劑種類及用量、磁場強度等對產品指標的影響，得到以下結論：（1）該礦含鋅2。44%、鉛1。36%、錫0。32%、銀57。5g/t，礦石中的有用礦物主要為方鉛礦、閃鋅礦、錫石，其次為黃鐵礦；脈石礦物以石英、長石為主，其次為白云母、絹云母、方解石及白云石。僅有少量銀獨立賦存于硫銻銅銀礦中，絕大部分以類同象形式分布于方鉛礦、閃鋅礦中，因此銀可賦存于鉛精礦、鋅精礦中而得到回收。（2）礦石中鉛礦物可浮性差異較大，大部分可浮性較好的鉛礦物使用少量乙基黃藥就能浮出，少部分鉛礦物可浮性較差，在鋅浮選階段被浮起而進入鋅精礦中；同時閃鋅礦由于受到礦石中含硫化銅礦物產生的Cu2+的活化作用，較難抑制，使用大量抑制劑和采用多次精選，鋅含量均難以降低。（3）采用硫酸鋅與亞硫酸鈉組合抑制劑（配比為1：1）抑制閃鋅礦，實驗指標較佳。鉛浮選采用一粗一掃二精的流程，鋅浮選采用一粗一掃一精的流程，經閉路實驗，獲得了含鉛40。92%、鉛回收率81。25%的鉛精礦及含鋅43。23%、回收率85。92%的鋅精礦。鉛精礦中含銀1610。53g/t，銀回收率為77。03%。（4）浮鋅尾礦再磨，強化脫硫，搖床選出的錫精礦采用磁選法除鐵。最終獲得品位為42。38%、作業回收率為59。29%的錫精礦。

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