选矿工艺

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选矿工艺范文第1篇

萤石矿产同其他矿产一样，一般采用露天和坑下两种开采方式。本文以湖山白坛下选矿厂为例，对萤石矿选矿工艺流程及其技术指标做以探析：该选矿厂为矿山联合配套工程，选矿中是根据实际情况，确定方案的编制原则，充分利用已有设施，减少投资，降低成本；充分结合现行的生产工艺，确保技术可靠，经济合理，生产安全；充分利用资源的原则，提高选矿回收率；严格执行有关法规，因地制宜制定环保措施，做好环境保护工作。

二、选矿工艺流程分析

1.选矿工艺

本选矿厂已建成投产多年，其产品质量符合酸级萤石精粉质量标准要求，选矿回收率达到85%以上。选矿指标方面符合相关要求，现有的工艺流程成熟：破碎为二段闭路破碎流程；磨浮采用一段闭路磨矿、一粗六精二扫浮选流程；精矿脱水采用浓缩过滤两段脱水流程。

2.工艺流程

原矿经二段一闭破碎筛分后，经给矿机——皮带输送入球磨机磨矿。球磨后的矿石排入分级机，分级后粗粒返回球磨机再磨，分级溢流物加纯碱和油酸、水玻璃搅拌进入粗选，分级溢流物经一粗六精二扫（2系列一粗五精二扫）的选别作业后，生产出制酸级萤石粉精矿，经六（五）段精选后的萤石精矿由输送至浓缩机，经浓缩过、真空过滤后包装存放。

3.工艺路线

本选矿厂的工艺流路线是破碎、脱水共用，球磨、浮选两个系列。

3.1破碎筛分：采用二段一闭一开破碎筛分流程。

3.2磨矿：采用一段闭路磨矿流程。

3.3选别：系列采用磨后一粗二扫、六次精选，精选依次返回的浮选工艺流程，扫选精矿依次回流；系列采用磨后一粗二扫、五次精选，精选依次返回的浮选工艺流程，扫选精矿依次回流。

3.4精矿脱水：采用浓缩、过滤两段脱水流程。

4.选别指标

根据入选原矿的品位，依据本选矿厂多年的生产实践，本着可靠、先进的原则，确定工艺技术指标，选别指标计算见“选别指标计算表”。选别指标计算表

5.脱水设备能力校验

5.1脱水工艺流程

选矿厂采用浓缩、过滤两段脱水流程，符合工艺要求。三班工作制，每班八小时。

5.2小时处理量

小时处理量

Q浓——浓缩、过滤小时处理能力，t/h；

Q——年精矿量，33967.6t/a；

ta浓——浓缩全年作业时间，7200h。

5.3现有设备与能力校验

5.3.1现有设备现有NSZ-12型、NSZ-12型浓缩机各1台， GW10型真空过滤机2台。

5.3.2浓缩能力校验

浓缩作业所需浓缩机总面积：

式中：A-需要的浓缩机面积，m2；

Gd-给入浓缩机的固体量，4.72t/h（113.25 t/d）；

q-单位处理面积，萤石精矿0.8～1.0t/m2.d

NZS-12浓缩机处理面积为113m2，NZS-9浓缩机处理面积为63.6m2，处理能力能够满足生产要求。

5.3.3过滤机能力校验

GW10型真空过滤机生产能力为3.5t/h，现有设备能够满足生产的要求。

6.选矿辅助设施

6.1破碎辅助设备配置

6.1.1破碎给矿设备：采用600×600槽式给矿机给矿。

6.1.2输送设备：B=500皮带输送机4台。

6.1.3除尘设备：选矿厂除尘设施完善，在粗、细破入矿口、排矿口、筛分入矿口、排矿口等产尘点，设置吸尘罩，现有NO6C型布袋除尘器（含引风机）。

6.2磨矿与浮选辅助设备

6.2.1粉矿给矿：现采用φ600型园盘给矿机给矿，能够满足生产要求。

6.2.2粉矿输送：采用B=500胶带运输机。

6.2.3矿浆搅拌：采用φ1500矿浆搅拌桶。

6.3精矿脱水辅助设备

精矿脱水真空系统，现有PHS-600水喷射真空泵。

精矿计量现有2T地中衡。

成品仓库设有Q=3t的电动单梁起重机。

7.药剂与加药设施

7.1药剂种类与消耗

药剂消耗是本选矿长多年的生产实践确定的，在生产中应根据原矿性质进行调整。

7.2药剂制备

碳酸钠制备布置在浮选间，选用XD-1000搅拌桶；盐酸制备布置在浮选厂房的外部，选用φ1500的耐酸搅拌桶2台，交替轮换使用。

7.3 药剂工作制度、添加方式及设备

7.3.1药剂的工作制度

药剂的工作时间与浮选作业一致。

7.3.2药剂的添加方式

自流添加，采用贝特机械隔膜计量泵添加。

8.技术检查

8.1 技术检查的任务、组成

为了检验生产成果、指导生产，定时或不定时对生产过程的原矿、精矿、尾矿进行计量及物理、化学性质等的分析，对磨矿、分级溢流浓细度，粗选作业的酸碱度及药剂添加量进行检查。

8.2 取样、计量系统的方式和设施

8.2.1原矿计量

外部运入的矿石采用120吨地磅，选矿厂内原矿采用皮带秤自动计量，皮带秤安装在球磨机给料皮带上。

8.2.2精矿计量

在过滤机落矿下部设2t地磅，滤品直接卸料装袋称量。

8.2.3取样

原矿有两种样，一是入选样，二是入磨样。入选样在原矿堆场中获取，入磨样在磨机给料皮带中获取。精矿、尾矿、中间样采用样勺人工取样。

8.3 试（化）验室

8.3.1试（化）验室的任务、范围，化验室主要是承担选厂每天的原矿样、产品样和快速分析样。日常分析元素有CaF2、SiO2、CaCO3等。

8.3.2试验室主要承担原矿性质试验。由于原矿性质变化对选矿影响较大，而原矿来源较多，性质各异，所以生产中应加强对原矿性质的试验。

9.生态环境保护及治理措施

9.1废水治理，本设计采取澄清溢流，回用，实现尾矿水“零排放”。建立定期监测水质制度，根据实测资料采取相应措施，如加氯化铝、氯化钙等，提高水质。

9.2尾砂治理，尾矿进行无害化、资源化处理，已被列为萤石资源综合利用示范基地之一。

9.3粉尘治理，采用洒水降尘和重点部位除尘器除尘等措施后，根据类似选厂粉尘浓度实测资料表明，一般在0.3～1.45mg/m3，再经大气稀释后，对环境没有明显污染。

三、结论分析

1.技术经济结论

本选厂基本利用现有厂房、设备等设施，以现有的人员、管理体系，新增投资少，每年能实现销售收入约6114.17万元、增值税276.62万元，销售税金及附加30.43万元，税前利润1320.15万元，税后利润990.11万元，企业经济效益较好。只要萤石原矿的来源有保证，企业有良好的持续经营能力，能保证企业的健康发展，可为当地的和谐社会建设贡献力量。

2.社会影响效果评价

2.1项目符合国家技术产品发展政策。该项目市场容量和市场潜力之大是保障经济效益的基础，该产品最显著的特点就是它的推广使用与销售符合经济发展趋势。以矿产资源的合理利用和严格有效保护为核心，充分发挥矿产资源的经济效益、社会效益和环境效益，为实现国民经济和社会可持续发展提供坚实的资源基础和可靠的物质保障。

2.2实现尾矿无害化处理，使企业的生产与经营能够持续稳定进行，并做到了无尾砂外排，既解决环境污染问题，减少了耕地的占用面积，实现土地资源可持续利用，促进经济、社会和环境的和谐发展。

选矿工艺范文第2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3篇

Abstract： A lead zinc ore mainly contains galena and sphalerite， its monomer dissociation is difficult， which belongs to the refractory ores. Based on its ore properties， different flotation reagents and different flotation processes were used to screen the zinc and lead， and the qualified lead concentrate and zinc concentrate were obtained. After the condition test， the black powder， chunam， copper sulfate， zinc sulfate， sulfur nitrogen and other drugs are added in the lead and zinc roughing selection and carefully chosen selection. The lead grade in the ore reaches 59.88%， its quality is 72.18g， the zinc grade reaches 32.02%， its quality is 24g. This selected process provides a new idea for the ore dressing process.

关键词：铅锌矿；选矿；药剂；铅锌分离

Key words： lead zinc ore；mineral separation；medicament；separation of lead and zinc

中图分类号：TD952 文献标识码：A 文章编号：1006-4311（2016）35-0135-02

0 引言

铅、锌是人类从铅锌矿石中提炼出来的较早的两种金属。铅、锌广泛用于电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等领域。此外，铅金属在核工业、石油工业等部门也有较多的用途[1-3]。为了得到较高品位的铅、锌两种金属，以及对铅、锌选矿工艺中药剂选择更加合理，我们尝试采用合理的工艺流程进行对比实验，获得较高品位和回收率的铅精矿和锌精矿。

1 实验材料及方法

1.1 实验工艺流程设计

铅锌矿中铅、锌、铜三种物质之间关系复杂密切，如采用铅锌混选，其再分离更加困难。因此选用抑锌浮铅优先浮选方法。由于铅矿物嵌布粒状很细，如不进行再磨无法充分回收有用矿物，因此铅粗精矿需再磨后精选工艺流程。如图1所示。

1.2 实验设备

颚式破碎机、单双层两用振动筛、辊式破碎筛分机、棒（球）磨机、变频调速式单槽浮选机、过滤机等设备。

1.3 实验材料

硫酸锌、亚硫酸钠、乙硫氮、硫酸铜以及铅锌矿样。

1.4 原矿化学分析

原矿中赋存较多种化学元素，分析各种化学元素的质量分数对合理回收有用矿物提供了科学依据。如表1所示。

2 实验结果讨论

2.1 铅、锌的粗提纯

2.1.1 铅的粗选

铅的粗选主要采用硫酸锌、碳酸钠、乙硫氮、松油醇等药剂提纯，所用药剂对比例见表2所示。

硫酸锌在水中产生下列反应：

ZnSO4=Zn2++SO42- Zn2++2H2O=Zn（OH）2+2H+

Zn（OH）2为两性化合物，溶于酸生成盐。

Zn（OH）2+H2S04=ZnSO4+2H2O

在碱性介质中，得到HZnO2-和ZnO22-。它们吸附于矿物增强了矿物表面的亲水性。

Zn（OH）2+NaOH=NaHZnO2+H2O

Zn（OH）2+2NaOH=Na2ZnO2+2H2O

同时，发现在第三组实验中，硫酸锌、碳酸钠、乙硫氮的添加量分别增加了400%、600%、100%，主要是三者使用以及量少时，共抑制效果较差，所以增加它们的量，同时与黑药、亚硫酸钠配合使用，矿浆PH控制在5-7的范围内。亚硫酸盐在水中分二步解离，溶液中H2SO3、HSO3-和SO32-的浓度，起抑制作用的主要是HSO3-，使用亚硫酸盐浮选时。亚硫酸（盐）主要用于抑制黄铁矿、闪锌矿。同时利用乙硫氮、黑药和松油醇共用比乙硫氮和松油醇同时共用，增加对铅锌矿中硫化矿、黄铁矿的捕收作用[4]。因此，利用上述药剂共同作用提高铅粗选量。如表2所示。

2.1.2 锌的粗选

三组锌粗选实验中，主要添加药剂是硫酸铜，在此基础上，相比于前两组实验，第三组实验中减少了硫酸铜的添加量40%，添加了大量的生石灰。主要原因是由于锌粗选过程矿浆中Cu2+离子与闪锌矿表面作用给铜锌分离造成困难，加入石灰调整某些可能引起活化的“离子”。石灰在矿物表面分解，并生成Fe（OH）2和Fe（OH）3的亲水薄膜。所形成薄膜抑制了铜、锌表面之间作用。同时被石灰抑制的黄铁矿，利用硫酸铜将矿浆pH值调至6-7，浮选进程被大大地推进。因此在第三组粗选过程中，矿浆中加入了石灰，与其他药剂间起到协同作用，比起前两组铅的提纯纯度增加。如表3所示。

2.2 铅、锌的精选

2.2.1 铅的精选

利用粗选实验中得到的三组铅试样再分别进行三组不同精选实验对比，精选次数达到两次。在第一次精选中，三组试样均加入ZnSO4、石灰、松油醇、乙硫氮药剂，第三组的第一次精选时又添加亚硫酸钠药剂，其加入的目的是提高乙硫氮使用量，增加对铅锌矿中硫化矿、黄铁矿的捕收作用[5]。

第二次精选中，前两组试样均没有加入药剂，第三组的第二次精选中加入亚硫酸钠、硫酸锌、黑药和乙硫氮。加入这些药剂目的是提高铅的提取，增加铅的质量。

2.2.2 锌的精选

同上，对粗选后的三组锌试样再进行三组不同的精选实验对比，同时精选次数也达到两次。除第一次精选中前两组试样加入石灰、黄药和松油醇药剂外，其他精选过程中均没有加入药剂。

通过对最终的精选铅锌矿矿样分析，对其的品位以及质量与原矿样进行实验对比发现，如表4所示。

第三组筛选工艺从粗选以及到最后精选筛选出的铅与锌质量以及品位相比于原矿以及另外两组实验均达到了优异程度，筛选出来铅的品位达到了59.88%，质量达到72.18g，锌的品位达到32.02%，质量是24g，这大大改善了铅和锌筛选工艺流程，对药剂选择提出新的改善方向。

3 结论

通过对铅锌矿选矿工艺流程改进的研究，可以得到以下结论：

①实验采用的铅锌矿为硫化铅锌矿石主要金属矿物为黄铁矿，其次为黄铜矿、闪锌矿和方铅矿。由于闪锌矿与方铅矿的之间呈连晶共生的嵌布关系，两者之间十分紧密，因此将单体进行解离难度较大，铅锌矿属于难选矿石。

②通过利用不同药剂以及药剂量对比实验，并采用铅锌优先浮选流程，获得了合格的铅精矿和锌精矿，此工艺流程适宜处理该铅锌矿石。筛选出来铅的品位达到了59.88%，质量达到72.18g，锌的品位达到32.02%，质量是24g，采用该种筛选方式，充分地提高矿样表面疏水性和在气泡上粘着的牢固度，使矿样颗粒有选择性地粘着气泡而上浮，调节表面性质，提高了浮选速度和选择性。为矿样选矿工艺流程改进提供一个新思路。

参考文献：

[1]朱宾，陆智.广西某铅锌矿优先浮选实验研究[J].中国矿业，2013，22（3）：80-82.

[2]刘守信，余江鸿，周涛，等.甘肃小厂坝铅锌矿石选矿试验[J].金属矿山，2013（5）：95-99.

[3]魏以和，周高云，罗廉明.捕收剂与磨矿环境对铅锌矿浮选的影响[J].金属矿山，2007（6）：34-38.

选矿工艺范文第4篇

关键词：马坑 ； 铁矿；选矿工艺

福建省马坑铁矿，是我国华东地区最大的磁铁矿床之一，已探明磁铁矿地质储量B+C+D级为4.3487亿t，其中B+C级为3.1255亿t，D级为1.2231亿t。虽然其储量大、矿石品位中等，选别加工性能还好。但是，由于其矿体埋藏深、地下涌水量大，造成开采难度大、生产运营费用高等原因，以前未能对其进行大规模开以利用。

近几年来由于国内铁矿石生产随着长期开发利用而逐渐减少，老矿山生产能力逐步下降，新矿山的建设又相对滞后，造成国内铁矿石需求缺口较大。为了满足市场需求，也为当地钢铁企业建立起一个比较稳定的铁矿石原料基地，开发利用马坑铁矿有着重要意义。

2 原矿性质

2.1矿床特征和矿石类型

马坑铁矿为大型矽卡岩型磁铁矿床，按矿石自然类型分为石榴型磁铁矿、透辉石型磁铁矿和石英型磁铁矿，按矿物成分含量分为原生磁铁矿和以含磁铁矿为主而伴生辉钼矿的铁钼矿。其中，铁钼矿和原生磁铁矿性质极为近似。

2.2矿石的矿物组成

矿石中金属矿物主要有磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿等。非金属矿物以硅酸盐矿物为主，矿石中含量最多的脉石矿物为石榴石，其他还有透辉石、钙铁辉石、符山石、石英、方解石、绿泥石、角闪石等。

2.3矿石的结构构造

矿石主要为半自形晶粒状或它形晶粒状结构、似海绵陨铁结构以及各种交代结构，其次为块状构造，稀疏浸染状构造及角砾状构造等。

2.4原矿化学多元素分析及铁物相分析

原矿化学多元素分析结果见表1，原矿铁物相分析结果见表2。

从原矿多元素、铁物相分析结果可知：马坑铁矿的原矿是以磁铁矿为主的矿石，其它铁矿物含量较低。矿石中磷含量很低，但S含量相对偏高。对矿物中SiO2、Al2O3、CaO、MgO 分析表明该矿物为酸性铁矿石。

3 选矿试验

在1976年6月曾由江苏省地质局实验室对龙岩马坑中矿段磁铁矿及氧化矿进行可选性试验，其最终精矿品位仅为63%左右，以及选矿试验内容深度亦较浅，未能满足选矿厂二期建设的要求，为此2002年12月由马鞍山矿山研究院提交了《福建龙岩马坑矿业有限责任公司一期技改选矿试验研究报告》，试验研究进行了选铁的小型试验及扩大连选试验，为一期选矿厂一期技改提供了设计依据。但随着矿石开采深度的加大，矿石性质可能有所变化，尤其是嵌布粒度亦可能发生变化，为此马坑矿业股份有限公司委托中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司对其采出的有代表性的二期矿样进行了小型及连续扩大选矿试验研究。并在2009年7月提交了《马坑矿业股份有限公司二期铁矿石小型及连续扩大选矿工艺研究报告》，为二期选矿厂建设提供了设计依据。试验工作在完成小型试验的基础上，再完成了扩大连选试验。扩大连选试验进行了细筛闭路循环和细筛筛上单独再磨再选两种流程试验。试验流程及指标分别见图1 和图2。

由试验报告可以看出：

1）将原矿破碎到50~0mm粒度条件下，进行干式磁选预选，可抛除产率20.74%、铁品位6.89%的废石，干式磁选预选较果较好。

2）马坑铁矿石属粗细不均匀嵌布，采用阶段磨矿阶段选别流程是合理的，可以及早丢弃合格尾矿，减少了二段磨矿的入磨量。当一

段磨矿细度-0.076mm50%左右，经一次弱磁选可选出产率为20.97%、铁品位为8.86%的合格尾矿。

3）无论采用阶段磨选―细筛筛上单独再磨再选流程还是采用阶段磨选―细筛筛上返回二段磨矿流程，在二段磨矿细度-0.076mm达到85%时，采用细筛工艺，经过两次精选均可获得铁品位65%、回收率＞87%的铁精矿，而且两种流程试验指标几乎一样。且无论采用哪一种流程，对细筛的给料都需要进行有效地脱磁，才能达到使用细筛的目的。

4）磁铁矿嵌布粒度细，细磨是提高精矿品位的关键，采用细筛工艺是稳定精矿产品质量的有效手段。

5）试验中由于合同约定只做到精矿品位65%。为了适应将来可能用于生产球团矿的需要，就会需要更高的精矿品位。所以，进一步提高精矿品位的试验探索是很有必要的。

6）本次试验矿样只针对马坑铁矿一期技改工程设计的需要采取，对一期技改工程具有一定的代表性，但对整个矿区而言，其试验结果仅能作为整个矿区选矿厂工艺流程设计的参考。

4合理选矿工艺流程

据马坑铁矿地质报告显示，该矿石伴生有钼等有用组分，但限于试验工作的深度及本文的探讨范围，这里只考虑铁的回收选矿工艺。

根据扩大连选试验结果，无论采用阶段磨选―细筛筛上单独再磨再选流程，还是采用阶段磨选―细筛筛上返回二段磨矿流程，都可获得合格的铁精矿。为了保证生产流程的可靠、稳定，推荐采用干选抛废石―阶段磨选―细筛筛上单独再磨再选的选铁工艺流程，其具体流程见图3。

推荐采用干选抛废石―阶段磨选流程的理由是显而易见的。采用干选抛弃废石后，矿石品位可以恢复甚至略高于地质品位，降低了入磨矿量，显著降低选矿成本。同样的理由，采用阶段磨选流程可以及早丢弃合格尾矿，符合“能丢早丢”的原则，有利于选矿工序节能降耗。

试验结果表明，采用细筛工艺可以稳定铁精矿的产品质量指标的作用。当磨矿细度-0.076mm占85%时，如果不设细筛，只靠磁选得

不到65%的精矿品位，同样的磨矿细度时，磁选精矿通过细筛分级，筛下部分可以获得大于65%的品位。在上述磨矿细度时，精矿筛析试验结果表明，+0.104mm品位为58.30%，-0.104mm品位为65.48%，即在-0.104mm粒级处存在着品位较大幅度上升这样的分离点；且筛上产率为12.46%。这样的结果适合于采用细筛工艺来提高精矿品位的条件。

细筛筛上返回二段磨矿流程，又称为自循环流程。尽管它可以使得流程结构相对较为简单，少一段磨矿和选别作业。但是，如果筛上物料为连生体等难磨粒子时，再进入二段磨矿后并未得当很好的解离，往往又以合格产品分级出来，容易产生筛上循环负荷逐渐增大，形成恶性循环，造成磨矿作业、选别作业生产过程不正常。如大石河选矿厂，生产开始时，筛上量约为50%，经过一段时间以后上升到了70~80%。筛上负荷增加，还会造成泵池跑槽，泵不能正常工作。所以，它要求二段球磨机及细筛都要有更大的处理能力，以满足流程量变化的要求。自循环流程的缺点就是比细筛筛上单独再磨流程难于控制生产过程的稳定。

细筛筛上单独再磨再选流程更适应于嵌布粒度细的矿石。马坑铁矿石嵌布粒度细，在试验报告中也体现出磨矿细度越细，精矿品位越高这样的结果。筛上粗粒级单独再磨再选可以减少不必要的细磨。

细筛筛上单独再磨流程相对于自循环流程，其结构较为复杂，增加了生产作业环节。但是，细筛筛上单独再磨流程更能适应生产中流程量的变化，利于保证生产的正常进行。如果将来要求进一步提高精矿品位，或者在后期开采深部矿体时，磁铁矿嵌布粒度更细，而要求降低磨矿细度时，细筛筛上单独再磨流程也较自循环流程具有更好的适应能力。

5 结语

1）马坑铁矿石采用干选抛废石是可行的。可以达到抛除采矿作业混入的废石，提高矿石入选品位，减少后续磨选作业的矿石量。

2）采用阶段磨矿阶段选别工艺流程是合理的，可以及早丢弃合格尾矿，减少了二段磨矿的入磨量。

选矿工艺范文第5篇

关键词：金红石 选矿 钛赤铁矿 重选 强磁选 浮选

中图分类号：TD97 文献标识码：A 文章编号：1672-3791（2013）03（b）-0132-02

我国的钛矿资源居世界之首，已探明的钛资量为8.73×108 t（以TiO2计）[1]；我国钛矿类型主要有两种：钛铁矿和金红石矿。其中，钛铁矿占我国钛资源总储量的98%，金红石仅占2%[2]。钛铁矿型主要分布在钒钛磁铁矿矿床中，主要分布在四川攀枝花地区，难以直接用于海绵钛和优质钛白粉的生产；而金红石矿是自然界中含钛最高的一种钛矿，是海绵钛和钛白粉生产的优质原料，但我国金红石矿矿点分散、原矿品位低、杂质成分多、嵌布情况复杂，利用难度较大。研究发现，国内多数金红石矿属难选微细粒金红石矿，不仅嵌布粒度细，而且金红石品位也非常低，为了充分开发利用难选金红石矿资源，国内多家研究单位先后对该矿进行了综合回收利用的选矿试验研究，目的是为该矿的工业化利用提供科学依据。

1 原矿性质

1.1 化学分析及矿物组成

该矿石主要由金红石、钛赤铁矿、钛磁铁矿、榍石等矿物组成。含钛矿物主要为金红石，其次为钛赤铁矿、钛磁铁矿、榍石及含钛硅酸盐矿物。化学成分见表1，矿物组成分析结果见表2。

从矿物组成分析来看，该矿除金红石矿具有回收价值外，钛赤铁矿、赤褐铁矿可以进行综合回收，从而提高该矿的经济价值。

1.2 金红石的嵌布特征

金红石矿物呈他形、半自形柱状，多以集合体形式沿脉石矿物的片理方向排列分布；其次为钛赤铁矿连生体和呈细小的粒状被角闪石、黑云母石英包裹，目的矿物金红石嵌布粒度较细，为0.01～0.2 mm不等，属细粒、微细粒不均匀嵌布。

1.3 金红石在各粒级的分布情况

对该矿破碎至5 mm以下进行筛析，测定各粒级金红石的单体解离情况，测定结果表明，当粒度达到0.01 mm单体解离度达到94%，即该金红石矿金红石嵌布粒度呈微细粒，处理该矿必须磨矿到0.019 mm以下。破碎产品粒级在-0.037 mm以下时TiO2品位较低，金属分布率也较低，说明该矿在磨矿前进行有控制的粗粒磨矿能够防治矿物泥化，同时该矿中含有部分矿泥。

1.4 主要矿物物理参数测定

对该矿进行了主要矿物的物理参数测定，测定表明：脉石矿物与金属矿物在密度上差异较大，可通过重选的方法除去大量的脉石矿物（榍石、角闪石和粘土矿物泥质等）。从比磁化系数差异可知，金红石与钛铁矿、赤铁矿、榍石、云母和绿泥石等有较大的差异，可通过磁选的方法除去磁性矿物。从导电性可知，金红石是良导体，而榍石、云母和绿泥石等是非导体，可通过电选的方法除去这些矿物，从而进一步提高金红石的品位。因此，该金红石矿理论研究的工艺路线为：重选—强磁选—电选联合流程。

2 难选金红石矿以往的试验研究

针对难选金红石矿品位低，粒度细的特点，国内多家单位进行过相关研究工作，研究的主要技术路线为：（1）全粒级浮选—强磁选工艺；（2）重选—强磁选—电选联合流程。

2.1 全粒级浮选-强磁选工艺流程

对嵌布粒度细的矿石，采用浮选的方法，能够实现金红石与脉石的分离并保证金红石的回收率。相关研究单位在实验室进行了全粒级浮选—强磁工艺选矿试验[4]，试验指标为磨矿细度74μm占80%时，精矿品位TiO282.85%，回收率53.11%。

2.2 重选—强磁选—电选联合流程

从理论分析，难选金红石矿适合流程为：重选—强磁选—电选工艺流程[4]，相关单位进行了选矿试验研究。该试验重选采用分级重选工艺，重选设备采用离子波型摇床，试验流程见图1，试验指标为磨矿细度38μm占80%时，精矿品位TiO292.16%，回收率65.26%。

2.3 存在的问题

（1）本次研究的金红石矿原矿品位较低，选矿比大，选矿生产成本较高，仅进行了实验室试验研究，没有考虑研究成果工业化应用的市场价值。

（2）该矿堪布粒度属微细粒级，以往的研究成果均采用直接磨矿至选矿工艺需要的单体解离，比如重选工艺磨矿粒度达到37μm，磨矿成本很高。

（3）采用浮选工艺对原矿进行全粒级浮选，浮选时原矿量很大，药剂消耗量大，生产成本高。

（4）采用重选试验设备为非工业化应用的离子波型摇床，根据生产经验，重选选矿粒度下限为74μm（-200目）占80%，而实验室采用的摇床选矿粒度甚至达到了19μm，其试验结果工业化推广可能性小。

（5）采用电选工艺作为精选作业对原矿粒度要求严格，根据工业电选机生产实践表明，工业电选机在给矿粒度37μm以下时，选矿效果极差，因此，以往研究中采用的电选工艺在工业应用上存在较大的问题。

综上所述，以往针对难选金红石矿进行的研究成果以实验室研究为主，其研究的成果工业化推广难度大，而且成果工业化应用加工成本过高，可能导致研究成果无法市场化。

3 新工艺试验研究

3.1 新工艺技术路线

（1）因该金红石矿品位低，如果要降低生产成本必须进行提前抛尾，结合该矿的嵌布特点、各个粒级的单体解离情况以及各矿物的特性分析后认为，该矿适合采用重选抛尾。

（2）根据矿物组成可知，该矿中含有钛赤铁矿、赤褐铁矿等铁矿物，这些矿物采用重选将进入金红石矿物中，需要通过强磁选分离出铁矿物。在分离出的铁矿物通过精选可以得到赤褐铁精矿的副产品，从而提高该矿的综合利润。

（3）针对微细粒矿干式电选工业实施不可行的问题，新工艺采用浮选工艺进行金红石精选，从而得到最终的金红石产品。

3.2 新工艺流程试验

通过对矿石性质、原矿工艺特性的研究，结合以往对难选金红石矿研究存在的问题，从工业化是否具有操作性的角度出发，本次研究工艺流程为：重选—反强磁—浮选联合流程。其试验工艺路线为：螺旋抛尾—摇床粗精选—反强磁选除铁—铁矿物经过强磁、摇床重选得到赤铁精矿—除铁后粗精矿经过浮选、强磁最终得到金红石精矿。新工艺流程见图2。对新工艺流程分别进行了螺旋抛尾磨矿细度条件试验、强磁条件试验、浮选药剂条件试验以及浮选流程闭路试验。通过各个条件试验，最后进行扩大连选试验，新工艺连选扩大试验结果见表3。

3.3 新工艺流程试验评价

（1）新工艺从工业化应用角度出发，采用了低成本选矿工艺，同时对金红石矿中钛赤铁矿进行了综合回收利用，尽可能提高该矿的综合经济价值。

（2）新工艺流程采用螺选粗粒抛尾，大幅度降低了选矿加工成本，使该矿的工业化利用开发成为可能。

（3）新流程采用浮选取代干式电选作为精选工艺，能够有效避免微细粒电选工业化利用的难题，给该矿日后的开发奠定了基础。

（4）通过对新流程扩大连选试验的研究，使难选金红石矿工业化利用的研究更接近生产，试验达到预期的研究结果。

4 结语

（1）根据矿物嵌布特性及组成研究，该金红石矿属低品位微细粒难选矿石，尽管以往对该矿有相关研究，但其研究的工艺流程工业实施难度大。

（2）根据新工艺流程扩大连选试验研究表明：通过“重选—强磁—浮选”工艺能够对该矿进行有效回收，试验得到TiO2品位86.55%、回收率为43.28%的金红石精矿；同时得到6.52%的（钛）赤铁精矿，其中TFe含量56.09%，TiO2为9.36%，TiO2回收率22.94%；扩大连选试验TiO2总回收率为66.22%。其研究为国内同类型的难选金红石矿工业化开发利用奠定了基础。

参考文献

[1]王志，袁章福.中国钛资源综合利用技术现状与新进展[J].化工进展，2004，23（4）：349.

[2]吴贤，张健.中国钛资源分布及特点[J].钛工业进展，2006，23（6）：8.