选矿工艺范文1
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.
选矿工艺范文2
关键词：钼矿选矿工艺；流程设计；解析
1 钼矿的选矿工艺
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。
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.
选矿工艺范文3
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.
关键词：氧化铅锌矿；浮选；浸出；选冶联合
Key words： oxide lead-zinc ore；flotation；leach；beneficiation-metallurgy process
中图分类号：TD952 文献标识码：A 文章编号：1006-4311（2017）24-0128-03
0 引言
铅锌是重要的有色金属，在国民经济和工业发展中有着不可替代的作用。全世界80%的铅锌是通过硫化铅锌矿冶炼得到的，但是随着逐年的开采，易选的硫化矿资源日益枯竭，氧化铅锌矿资源正得到不断开发。但由于氧化铅锌矿矿物组成复杂，共伴生矿多，嵌布粒度细，泥化现象严重，且可溶性盐含量高，各种难免离子对铅锌可浮性的影响极大[1-4]。因此，目前仅有少部分高品位氧化铅锌矿有开采价值，对低品位难处的氧化铅锌矿用常规的选矿工艺难以回收。目前具有工业价值的氧化铅锌矿主要有白铅矿（PbCO3）、铅矾（PbSO4）、菱锌矿（ZnCO3）、异极矿{Zn4[Si2O7]（OH）2・H2O}等，我国作为一个氧化铅锌矿资源大国，在当前国内铅锌精矿产量无法满足需求，仍大量依赖进口的情况下，加强对氧化铅锌矿回收利用的研究对缓解供需矛盾有重大现实意义。在查阅大量文献的基础上，本文从浮选工艺、浸出工艺和选冶联合工艺对处理氧化铅锌矿的方法进行了综述。
1 浮选工艺
目前铅锌矿选厂通常采用浮选工艺。单一的氧化铅锌矿床较为少见，氧化铅锌矿主要来自于硫化矿的氧化带，既含有氧化矿，又含有硫化矿。氧化铅锌矿的浮选原则主要有两种，一是“先硫后氧”，既按方铅矿―闪锌矿―氧化铅矿―氧化锌矿的顺序浮选；二是“先铅后锌”，既按方铅矿―氧化铅矿―闪锌矿―氧化锌矿的顺序浮选[5]。目前氧化铅锌矿的浮选工艺主要有硫化浮选法、脂肪酸类捕收剂浮选法、螯合剂浮选法、絮凝浮选法。
1.1 硫化―黄药浮选法
硫化―黄药法是回收氧化铅锌的有效途径，国内外选矿工作者对其进行了大量的研究。硫化―黄药法的机理是预先对氧化铅锌进行表面硫化，使氧化铅锌表面覆盖一层疏水较强的硫化物薄膜[6]，再用黄药类捕收剂进行浮选。早期研究发现，矿浆温度加温至50～60℃时，会有利于氧化锌矿物的硫化和药剂的吸附，但硫化剂过量会抑制黄药与矿物表面的作用，且氧化\矿物硫化后需要加硫酸铜活化后才能用黄药捕收。
意大利北部戈尔诺选厂用加温硫化―浮选法浮选铅尾矿[7]，调节矿浆pH值为11，加温矿浆45～50℃硫化，经硫酸铜活化后采用戊基黄药进行捕收，获得锌精矿品位达38.0%，锌回收率76.4%。孙伟[8]等人采用硫化―黄药法浮选白铅矿，硫化―苯硫酚浮选异极矿，对云南沧源某氧化铅锌矿进行浮选工艺研究。用Na2S作为硫化剂，丁黄药为铅捕收剂，苯硫酚为锌捕收剂，2号油为起泡剂，获得铅品位为53.93%，含锌13.13%的铅精矿，锌品位为31.82%，含铅为2.75%的锌精矿，以及铅品位为33.38%，锌品位为19.10%的铅锌混合精矿，铅锌的综合回收率达98%以上。
硫化―黄药法应用技术较广泛，更多的用于氧化铅的回收，但选择性一般较差，用于复杂低品位的氧化铅锌矿难以获得较好的选矿指标。此外还需要加温过程和活化过程，流程较复杂，成本较高。
1.2 硫化―胺盐浮选法
硫化―胺盐浮选法也叫雷（Rey）法，是Maurice Rey及其助手最早发现的，并且证明伯胺类捕收剂是最有效的。目前，硫化―胺盐浮选法已经成为浮选氧化铅锌的主要方法，国内的氧化铅锌选厂大多采用硫化―铵盐浮选法。该工艺不需要加温硫化，并且过量硫化钠不会对后续的浮选产生明显的抑制作用。
陈锦全[9]等人对某高铁泥化氧化铅锌矿进行硫化―胺盐法浮选试验研究，以硫化钠为硫化剂，混合胺（十二胺、十六胺、十八胺）为捕收剂，在铅锌给矿品位为3.54%、5.86%的条件下，获得铅精矿品位为45.23%，回收率73.51%，锌精矿品位40.56%，回收率76.21%的浮选指标。李玉琼[10]等人对云南普洱某氧化锌矿采用磨矿前预先脱泥后硫化―胺盐浮选法回收氧化锌，以硫化钠为硫化剂，十八胺为捕收剂，锌的原矿品位为6.08%，经过一次粗选、三次精选、三次扫选，得到锌精矿品位37.21%，回收率64.97%。
胺类捕收剂对铅锌有良好的选择性，其选别指标比硫化―黄药法要好。但硫化―胺盐浮选法也存在一些缺点：对矿泥和可溶性盐敏感，对原矿含易泥化的}石矿物选择性较差，药剂用量大。实际生产需要脱泥和硫酸清理活化，会使锌金属大量损失和工艺流程复杂化。
1.3 脂肪酸类捕收剂浮选法
脂肪酸类捕收剂广泛的用于硅酸盐类矿物、磷酸盐类矿物等氧化矿的浮选，其可直接用于氧化锌的浮选，也可用于反浮选除去精矿中碳酸盐和硫酸盐，提高精矿品位。法国人J.M.Cases[11]等人首先将脂肪酸工艺应用于处理含硅酸盐脉石的氧化铅锌矿的浮选，并采用此工艺处理Sanguninede（桑吉内特）氧化铅锌矿石，通过硫化―黄药浮选白铅矿，利用Na2CO3和Na2SiO3抑制硅酸盐脉石矿物，用油酸直接浮选菱锌矿，最后得到品位为44.60%锌精矿，回收率为84.50%的选别指标。叶军建[12]等人在单独使用丁基黄药或胺类捕收剂GA-1对矿石中菱锌矿无捕收效果的情况下，使用脂肪酸类捕收剂FA-1和GA-1的组合捕收剂，给矿锌品位为8.90%时，通过一次粗选就可获得锌精矿品位22.59%，锌回收率74.03%。
虽然在上世纪20年代就开始了对脂肪酸浮选氧化铅锌矿的研究，但脂肪酸类捕收剂对脉石矿物的选择性较差，对含碳酸盐和硫酸盐脉石矿物的氧化铅锌矿选别效果很差，尤其是含铁高的氧化铅锌矿更为困难，至今在工业中应用并不广泛。
1.4 螯合剂浮选法
螯合剂捕收剂由于具选择性高，捕收能力强的特点而受到人们重视。汪伦[13]等人使用普洱县氧化锌矿进行有机螯合剂水杨醛肟活法―胺浮选试验，采用了一次选别的浮选流程就能获得品位37.07%，回收率73.92%的锌精矿。
谭欣[14]等人研究CF捕收剂对菱锌矿、白铅矿、方解石、白云石、石英、褐铁矿的捕收性能，发现CF对菱锌矿、白铅矿有良好的捕收性能，对方解石、白云石、石英、褐铁矿作用较弱。在以CF为捕收剂时，六偏磷酸钠和硫酸锌盐化水玻璃能有效的抑制方解石等脉石矿物的浮选。在常温和自然pH值的矿浆中就能有效将菱锌矿、白铅矿与脉石矿物分离，不需要像黄药类和胺类捕收剂的碱性环境，并且减去的硫化工序，提高了可操作性，节省大量的能耗和硫化钠药剂。规避了黄药类和胺类捕收剂选择性不强使氧化铅锌矿浮选指标低、药剂消耗大、操作成本高的缺点。由于螯合剂捕收剂价格较高，发展时间相对较短，稳定性和理论研究仍需进一步完善，目前并未在生产中得到广泛应用。
1.5 絮凝浮选法
氧化铅锌矿在微细粒和矿泥中损失较多是造成氧化铅锌矿浮选指标低的一个主要原因。加入选择性絮凝剂后，细粒氧化铅锌矿物团聚成较大颗粒的矿物，使其可浮性提高并且很好地实现了细微粒脉石矿物的分离，有效提高了铅锌金属的回收率。
杨敖[15]等人研究了阴离子絮凝剂2PAM30选择性絮凝兰坪水锌矿的可能性。结果表明，阴离子絮凝剂2PAM30与六偏磷酸钠和EDTA混用可较好地分离水锌矿与石英。韩文静[16]对河南某深度氧化铅锌矿石进行了实验室中型规模絮凝浮选研究。原矿锌氧化率92.3%，铅氧化率90.4%，原生矿泥16.8%。以羧甲基纤维素为絮凝剂，采用先铅后锌的优先浮选原则。实验最终得到品位分别为49.83%和40.75%的铅锌精矿，铅锌回收率分别为42.26%和81.64%。实验应用于生产后得到锌精矿品位在30%以上，锌回收率64%。
2 浸出工艺
浸出工艺主要分为酸浸和碱浸工艺。主要原理是利用溶液选择性溶解物料中的目的组分，达到有用矿物富集的目的。湿法浸出工艺技术条件要求严格，技术难度大，直接浸出对矿石的品位要求较高，根据目前的技术条件，国外浸出含锌25%左右，国内浸出含锌30%以上的氧化锌矿石，才有较好的技术经济指标[17]。
2.1 酸法浸出
酸法浸出是氧化锌矿浸出的主要方法[18]，硫酸是最常用浸出剂。杨大锦[19]等人对云南某含锌11.49%的低品位氧化锌矿采用硫酸堆浸的处理方法，堆高1m、浸出温度在20～32℃之间。用浓硫酸熟化板结后，间歇喷淋、浸出终点液pH值控制在1.0～1.5，堆浸13周后，得到锌的浸出率大于93%。麦振海[20]等人对含锌18.81%，含二氧化硅44.99%高硅低品位氧化锌矿进行加压酸浸工艺研究。在20～22ml浓硫酸/100g矿，压力0.8MPa，温度150℃，浸出时间120min的最佳工艺条件下，得到了过滤性良好的矿浆，Zn的浸出率98.5%。SiO2浸出率0.7%。
酸法浸出对设备腐蚀大，铁钙镁铝等杂质的浸出使浸出液不易净化，特别是由于二氧化硅的溶解带来固液分离的困难，造成技术上的困难。硫酸消耗较大，生产1t锌要要耗酸1t以上，受氧化锌矿石品位的影响，经济效益不明显。
2.2 碱法浸出
碱法浸出具有浸出率较高和环境影响小等优点，其工艺较酸浸简单易控制，对设备腐蚀性小，且碱可循环利用，碱损失率低，能耗低。氧化锌的碱浸工艺用到的碱主要有氢氧化钠和氨水。但目前碱法工艺还不够成熟，目前很多研究工作尚处在实验室研究阶段。
刘三军[21]等人研究了用氢氧化钠和氨-碳酸溶液浸出云南兰坪氧化锌矿石，在氢氧化钠浓度为4mol/L、温度70℃、液固质量比10∶1时，锌浸出率92.6%；在氨-碳酸溶液浓度为5mol/L、温度25℃、液固质量比15∶1时，锌浸出率91.3%。表明氢氧化钠和氨-碳酸溶液都能是氧化锌矿的有效浸出剂。
张保平[22]等人采用氯化铵-氨水做浸出剂，直接从氧化锌矿中提取电锌，氧化锌中的锌以锌氨配合物的形式进入浸出剂中，同时将杂质砷、锑、铁等除去。结果表明：锌浸出率≥93%；浸出液中砷和铁的质量浓度都低于25mg/L，铁的浓度低于15mg/L；浸出液经过一次锌粉除杂后的电积锌中锌的质量分数99.999%，纯度极高。
碱法浸出适合于高钙镁性氧化锌矿，浸出杂质含量低，浸出液容易过滤，但是碱法浸出为保证锌的浸出率，要求较高的液固比，使浸出液锌离子浓度偏低。氨浸工艺在实际操作过程中氨气挥发损失严重，且对操作人员的健康极为不利。
3 选冶联合工艺
选冶联合工艺是将浮选与冶金工艺优势相结合的一种选别工艺。对于一些性质复杂，含钙、镁、硅等较高的氧化矿，使用单一的浮选法难以回收，选冶合工艺常能取得不错的效果。
采用“硫化焙烧―人造硫化矿浮选”的选冶技术思路，石云良[23]等人对兰坪氧化铅锌矿进行了硫化焙烧浮选试验研究，焙烧产物经过常规硫化矿的浮选后获得的混合精矿铅品位7.85%、锌品位34.24%，铅锌回收率分别为79.13%和79.04%。
李珊珊[24]等人采用循环氨浸―萃取―酸性电积―氨浸出渣浮选的工艺流程处理云南兰坪高碱性脉石型低品位氧化锌矿，对氨浸渣再磨后以硫化―黄药法同时浮选浸出渣中闪锌矿和残留菱锌矿。最终得到锌品位为22.16%的锌精矿，回收率为68.97%，锌的总回收率达92.57%。
简胜[25]等人采用选冶联合工艺综合回收铅、锌及铁。采用常规硫化浮选工艺能得到铅品位为50.43%、铅回收率为72.46%的铅精矿；选铅尾矿采用配煤高温还原一磁选工艺，能得到铁品位为87%左右、铁回收率在90%左右的金属铁粉，锌在高温还原过程中的挥发率高达90%左右。
选冶联合工艺对氧化铅锌矿的处理能规避氧化铅锌矿中钙、镁、硅等杂质的不良影响，既能充分发挥冶炼技术对有价金属的回收，又能充分发挥浮选技术回收硫化铅锌矿的优势，从整体上提高了资源利用率，降低了能耗。
4 结语
①由于氧化铅锌矿矿物组成复杂，共伴生矿多，嵌布粒度细，性脆而易过磨而发生泥化现象，且可溶性盐含量高，各种难免离子对铅锌可浮性的影响极大，造成了其难以选别和利用。
②对于氧化铅锌矿的利用，国内外的学者做了大量研究，近年来虽然在氧化铅锌矿浮选工艺和药剂方面研究取得一定成果，但多数还停留在实验室研究阶段，局限性较强，由于经济技术上的原因，难以进行工业化应用。
③利用新技术简化药剂合成的条件，开发廉价高效的新型浮选药剂，进一步研究细微粒浮选的新工艺，实现氧化铅锌矿的高效低成本回收，是当下选矿工作者们努力的一大方向。同时选冶联合工艺结合冶金和浮选的优势，能大幅度简化选别流程和提高选别指标，在氧化铅锌矿的选别中有极大的发展潜力。而目前对选冶联合工艺研究相对较少，值得进一步深入研究。
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选矿工艺范文4
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5
[关键词]煤矿；技术；工艺
[中图分类号]TD163 [文献标识码]A [文章编号]1672-5158（2013）06-0217-01
随着煤炭业的发展，煤矿生产工艺和技术也在不断的提高。但是，一般煤矿具有复杂多变的地貌特征，只有用适合的生产技术及工艺才能使生产高效，使煤矿提高产量。
一、采煤方法和工艺
1、开发煤矿高效集约化生产技术。建设生产高度集中、高可靠性的高产高效矿井开采技术。以提高工作面单产和生产集中化为核心，以提高效率和经济效益为目标，研究开发各种条件下的高效能、高可靠性的采煤装备和工艺简单、高效、可靠的生产系统和开采布置，生产过程监控与科学管理等相互配套的成套开采技术。发展各种矿井煤层条件的采煤机械化，进一步改进工艺和装备，提高应用水平和扩大应用范围，提高采煤机械化的程度和水平。
开发“浅埋深、硬顶板、硬煤层高产高效现代采煤成套技术”主要解决以下技术难题。硬顶板控制技术，研究埋深浅地压小的硬厚顶板控制技术，主要通过岩层定向水力压裂、倾斜深孔爆破等顶板快速处理技术，使直接顶能随采随冒，提高顶煤回收率，且基本顶能按一定步距垮落，既有利于顶煤破碎，又保证工作面的安全生产。硬厚顶煤控制技术，研究开发埋深浅、支承压力小条件硬厚顶煤的快速处理技术，包括高压注水压裂技术和顶煤深孔预爆理技术，使顶煤体能随采随冒，提高其回收率。顶煤冒放性差，块度大的综放开采设备配套技术，研制既有利于顶煤破碎和顶板控制，又有利于放顶煤的新型液压支架，合理确定后部输送机能力。两硬条件下放顶煤开采快速推进技术，研究合适的综放开采回采工艺，优化工序，缩短放煤时间，提高工作面的推进度，实现高产高效。5～5.5m宽煤巷锚杆支护技术，通过宽煤巷锚杆支护技术的研究开发和应用，有利于综采配套设备的大功率和重型化，有助于连续采煤机的应用，促进工作面的高产高效。
2、缓倾斜薄煤层长壁开采。主要研究开发：体积小、功率大、高可靠性的薄煤层采煤机、刨煤机研制适合刨煤机综采的液压支架；研究开发薄煤层工作面的总体配套技术和高效开采技术。
3、铡顷斜厚煤层次采全厚大采高长壁综采。应进一步加强完善支架结构及强度，加强支架防倒、防滑、防止顶梁焊缝开裂和四连杆变形、防止严重损坏千斤顶措施等的研究，提高支架的可靠性，缩小其与中厚煤层（采高2.5m左右）高产高效指标的差距。
4、各种综采高产高效综采设备保障系统。要实现高产高效，就要提高开机率，对“支架：围岩”系统，采运设备进行监控。今后研究的重点是：通过电液控制阀组操纵支架和改善“支架：围岩”系统控制，进一走完善液压信息、支架位态、顶板状态、支护质量信包的自动采集系统；乳化液泵站及液压系统运行状态的检测诊断：采煤机在线与离线相结合的“油，磨屑”监测和温度、电信号的监测t带式输送机、刮板输送机全面状态监控。
二、深矿井开采技术
深矿井开采的关键技术是：煤层开采的矿压控制、冲击地压防治、瓦斯和热害治理及深井通风、井巷布置等；需要攻关研究的是：深井围岩状态和应力场及分布状态的特征，深井作业场所工作环境的变化；深井巷道（特别是软岩巷道）快速掘进与支护技术与装备；深井冲击地压防治技术与监测监控技术，深矿井高产高效开采有关配套技术。深矿井开采热害治理技术与装备。
三、“三下”采煤技术
提高数值模拟计算和相似材料模拟等，深入研究开采上覆岩层运动和地表下陷规律，研究满足地表、建筑物、地下水资源保护需要的合理的开采系统和优化参数，发展沉降控制理念和关键技术，包括用地表废料向垮落法工作面采空区充填的系统，研究与应用各种充填技术和组合充填技术，村庄房屋加固改造重建技术，适于村庄保护的开采技术；研究近水体开采的开采设计，工艺参数优化和装备，提出煤炭开采与煤炭城市和谐统一的开采沉陷控制、开采村庄下压煤、土地复垦和矿井水资源化等关键技术。
四、优化巷道布置，减少矸石捧放的开采技术
改进、完善现有采煤方法和开采布置，以实现开采效益最大化为目标，研究开发煤矿地质条件开采巷道布置及工艺技术评价体系专家系统，实现开采方法、开采布置与煤层地质条件的最优匹配。实行全煤巷布置单—煤层开采，矸石基本不运出地面，生产系统要减化，同时实现中采与中掘同走发展，生产效率大幅提高的经验的同时，重点研究高产高效矿井，开拓部署与巷道布置系统的优化，减化巷道布置，优化采区及工作面参数，研究单一煤层集中开拓，集中准备、集中回采的关键技术，大幅度降低岩巷掘进率，多开煤巷，减少出矸率，研究矸石在井下直接处理、作为充填材料的技术，既是减少污染的项有利措施，又减化了生产系统，有利于高产高效集中化开采，应加紧研究。
五、采场围岩控制技术
1、进一走完善采场围岩控制理论。以科学合理、优化高效的岩层控制技术来保证开采活动的安全、高效低成本为目标。深入总结我国几十年的矿山压力研究成果，以理论分析（解析法）、现代数学力学（统计分析预测、数值法）和实测法相结合运用先进的计算机技术，深入研究各种煤层地质及开采条件，如及倾斜、大采高、大采深采场矿山压力显现规律及围岩破坏与平衡机理，不断完善采场围岩控制技术。
2、研究坚硬顶板与破碎顶板条件下应用高技术低成本岩层控制技术目前，由于直用高压注水、深孔预裂爆理坚硬顶板和应用化学加固技术存在工艺复杂、成本高的问题，因而需进一步研究开发新技术、新工艺、新材料来解决这些问题。
3、放顶煤开采岩层和支架围岩相互作用机理。研究放顶煤开采力学模型、围岩应力、顶煤破碎机理、支架、顶煤、直接顶、基本顶相互作用关系，运用离散元等方法研究顶煤放落规律，提出放煤优化准则和提高顶煤回收率的途径。
4、伎护质量与顶板动态监测技术。在总结缓倾斜中厚长壁工作面开展支护质量于顶板动态监测方面，应进一步在坚硬顶板、破碎顶板、急倾斜、放顶煤工作面开展支护质量与顶板动态监测，同时应不断完善现有的监测技术，发展智能化监测系统，改进监测仪表，使监测仪表向直观、轻便、小型化方向发展。
选矿工艺范文6
关键词：选矿；工艺；浮选
1新药剂研究与应用
1.1捕收剂
近年来，针对难选氧化铜矿浮选，研究开发出了大量新型高效捕收剂和高效组合捕收剂，并在实践中得到了广泛推广应用。
中南大学钟宏等研制的新型鳌合捕收剂ZH，对氧化铜矿物具有较好的选择性，在处理低氧化率的混合型铜矿时，分别与黄药、Y89组合，有利于提高铜品位和铜回收率，与单用黄相比，铜回收率分别提高1.59%和2.22%。
北京矿冶研究总院研制的鳌合型氧化矿捕收剂BJ-60，与孔雀石、硅孔雀石、假孔雀石等氧化矿物作用，能改善其浮选性能。小型试验表明：与丁黄药对比，采用BJ-60为捕收剂浮选含铜为2.14%的氧化矿，铜的回收率提高10.5%。
汤雁斌[1]报道了新型鳌合剂B-130对难选氧化铜矿物选择捕收性能强，能加快难选铜矿物的浮游速度，同时能有效地排除矿泥对浮选的干扰，是难选氧化铜矿物的高效捕收剂，应用于铜绿山难选氧化铜矿选矿中，可提高铜回收率10.53%、金回收率8%~10%，同时Na2S、丁黄药、2#油用量均有不同程度下降。
为了消除矿泥对汤丹难选氧化铜矿浮选的影响，胡绍彬[2]研制出CA-943和SS-44药剂。CA-943与L-胺磷酸盐按1：1的比例添加，可很好地消除矿泥对浮选的影响，此外，还能改善操作，降低了硫化钠的用量。SS-44是铜金银的捕收剂，对于高含泥矿石分选具有明显作用，闭路试验研究表明：原矿品位约0.82%，氧化率86.05%，结合氧化铜33.35%，矿泥含量达30%左右时，可获得铜精矿品位16.05%、铜回收率61.57%的良好指标。
1.2活化剂
氧化铜矿物硫化浮选时，添加适量的活化剂是提高氧化铜矿物浮选指标的一项重要措施。
昆明冶金研究院针对不同类型矿石性质特点独立开发出苯并三唑(BTA)、二硫酚硫代二唑(D2)和D3等多种新型活化剂，已广泛应用于生产，取得较好的浮选指标。不同类型的氧化铜矿石的试验研究及生产实践表明：在使用BTA时，配合丁黄药、柴油浮选与单加黄药相比，在精矿品位相同的情况下，表现出浮选速度更快，回收率更高；而D2表现出的特点是，可以直接滴加、浮选速度明显加快、能明显加快精矿、尾矿的脱水、且用量仅为硫化钠的1/5~1/3。
乙二胺磷酸盐是氧化铜矿物浮选的最有效活化剂之一，广泛应用于氧化铜矿浮选实践中。沈阳有色金属研究院对山西某氧化铜矿进行硫化浮选，应用乙二胺磷酸盐做活化剂，取得了较好的浮选指标，当原矿含铜1.4%时，铜氧化率79.25%，结合率33.08%，精矿品位达21.15%，回收率达66.76%。
1.3起泡剂
难选氧化铜浮选时，选择优良的起泡剂也是提高氧化铜矿选别指标不容忽视的方面，近年来研制出了一些新型高效的起泡剂。
李晓阳等[3]人报导了新型起泡剂730E用于高氧化率、高结合率的难选氧化铜矿的浮选中，与使用松醇油相比，不但铜精矿品位略有提高，而且730E可提高铜的回收率3%。
新型起泡剂W-701起泡性能良好，生产应用中泡沫层稳定、流动性好、易操作、可减少细泥对浮选的干扰，且该泡沫对Cu及伴生Au、Ag有较强的吸附能力，处理铜绿山低品位、高含泥、高结合率、高氧化率的难选氧化铜矿石的工业试验研究表明：与使用2#油起泡剂相比，铜精矿中Cu、Au、Ag的品位分别提高了5.41%、4.78g/t、25.3g/t，回收率分别提高了7.7、4.03、6.96个百分点。
2浮选新工艺研究与应用
氧化铜矿浮选方法主要包括直接浮选法和硫化浮选法。直接浮选法应用较早，适用于矿物组成简单，性质不复杂的氧化铜矿石，其研究重点主要是寻求高效浮选药剂。硫化浮选法就是指加硫化剂使氧化铜矿硫化，然后再用普通硫化铜矿浮选剂进行浮选，因此，硫化浮选的关键是硫化过程进行的好坏。
针对某高硫难选氧化铜矿石，周源等研究采用新的药剂制度，先添加硫化剂硫化，再用丁黄药+经肟酸+煤油组合捕收剂强化捕收，工业试验结果表明：与原生产指标相比，铜回收率提高20.54个百分点，精矿铜品位提高1.04个百分点。
罗新民等[4]人进行的某难选氧化铜矿浮选工艺研究时，试验结果表明：采用分段硫化浮选，添加丁黄药+丁胺黑药组合捕收剂，获得了理想的选别效果。
高洪山和杨奉兰[5]对氧化率为91%以上的湖北石头嘴铜矿矿石，采用多段添加硫化钠的硫化预处理，并采用混合捕收剂(35号药、丁黄药、羟肟酸)以及多点出精矿、减少中矿循环的选矿工艺，研究结果表明，铜、金回收率分别提高25.98%和10.81%。
费九光[6]针对内蒙古特殊难选多金属氧化铜矿，采用先充分硫化后，再利用组合捕收剂捕收，减少循环次数，以“大开路”为主的闭路浮选试验，获得铜精矿品位15%，回收率73%左右的理想选矿指标。
罗传胜、雷鸣等[7]人针对大冶铜绿山低品位难选氧化铜矿，进行原矿预处理-磨矿浮选工艺流程，硫化钠、改性黄药(KD4)与复合油(W-2)联用试验，研究结果表明：该工艺能从含Cu0.96%(铜氧化率98%、结合铜占有率28%)，Au0.75g/t(包裹金占23%)的原矿中浮选出含Cu33.15%、Au24.96/t的优质铜精矿，且铜、金回收率分别达64.53%、63.11%。
3化学选矿新工艺研究与应用
针对铜绿山矿低品位、高含泥难选氧化铜矿石，汤雁斌[8]探讨了采用化学选矿新工艺综合开发处理，推荐了“酸化制粒堆浸浸铜-氰化浸金-浸渣回收铁”的原则工艺流程，试验结果表明：金属回收指标远高于常规“硫化浮选”工艺流程，该工艺技术先进合理，适合现厂应用，在同类难选氧化铜矿石的矿山具有推广价值。
尹才所[9]等人采用NH3-NH4F或NH3-NH4HF2以常压活化氨浸(ATB法)处理东川铜矿低
品位难选氧化铜矿石，结果表明：与NH3-(NH4)2C03或NH3-(NH4)2S04传统浸出体系相比，ATB新氨浸体系可使浸出温度由140℃降至30~50oC，浸出压力由1.5MPa降至常压，浸出时间由4h降至2h，铜浸出率提高7%~9%，实现了氧化铜矿的直接常压氨浸。
细菌浸出则是利用微生物或其代谢产物溶浸提取矿石中有用金属的一种新技术，具有装备简单、流程短、建设和操作成本低、对环境友好及可利用低品位复杂难处理矿石等特点，现已成为世界各国矿冶工程研究和应用的热点，是21世纪最具竞争力的矿冶技术之一。目前生物冶金提铜技术产铜占全球铜产量25%以上，该技术在智利、南非、澳大利亚、美国、加拿大应用广泛，我国在江西德兴铜矿、紫金山铜矿等地已对微生物氧化提取铜实现了工业化。
浸出-沉淀-浮选法(L-P-F法)其核心是将难浮的氧化铜矿石用硫酸浸出后沉淀，转化为金属铜，再用浮选法将金属铜和硫化铜矿物一起浮出，该工艺已成功应用于美国比尤特选厂。对新疆某铜矿的深度氧化、可浮性极差的难选氧化铜矿石进行了L-P-F法工艺研究，取得了铜回收率84.22%、铜精矿品位45.09%的良好指标。
目前，浸出-萃取-电积技术已经得到了很大的发展，主要生产方法有堆浸法和搅拌浸出法两种。某厂生产实践表明，搅拌浸出工艺与堆浸工艺相比，投资高，单位生产成本高，但回收效率好，土地的占用量小，环境污染少，生产周期短，经济效益显著。永平铜矿难选氧化铜矿提铜的研究和生产实践表明，利用堆浸-萃取-电积工艺处理该难选氧化矿也获得了良好的经济效益。
李运刚[10]针对个旧卡房白沙坡低品位难选氧化铜矿(铜80%以上与铁、锰结合，属特别难处理矿物)，进行氧化焙烧-还原焙烧-氨浸试验，结果表明：铜浸出率可达87.59%，砷仅有5%一6%进入浸液，60%~70%进入浸渣中，25%~30%进入挥发物中，氧化焙烧-还原焙烧-氨浸法能有效地把有价金属铜提取出来。
离析法的实质是将矿石磨细到一定粒度，再加人卤化物和还原剂进行焙烧。离析-浮选法是一种火法化学处理与浮选相结合的方法。难选氧化铜矿石的离析-浮选就是将矿石破碎到一定的粒度以后，混以少量的食盐(0.1%~1.0%)和煤粉(0.5%~2.0%)，隔氧加热至900℃左右，矿石中的铜便以金属状态在碳粒表面析出，将焙砂隔氧冷却后经磨矿进行浮选，即得铜精矿。离析-浮选法最大的优点是能解决那些不能用常规选矿方法处理的矿石，它可以综合回收矿石中的有用金属。陈连秀等[11]探讨了利用离析-浮选法处理新疆喀拉通难选氧化铜镍矿(结合率高、高碱性脉石矿物)，与硫化直接浮选相比，离析-浮选法效果较好。
4结束语
在开发难选氧化铜矿资源过程中，浮选工艺应用最广，开发高效浮选药剂或组合药剂是其研究的主攻方向，另外，浮选工艺优化、浮选设备改进及大型化也是其重要研究方向。对于部分难以用浮选法分选的难选氧化铜矿石，化学选矿新工艺(尤其是浸出-萃取-电积新工艺)开始被大量采用，该工艺成本低，污染少，适应性强，成为开发难选氧化铜矿技术发展的重要方向。为了提高资源综合利用水平，在难选氧化铜矿资源开发过程中，选-冶联合工艺发挥着越来越重要的作用。
参考文献
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