铜、铅、锌、钼矿选矿方法及技术经济指标
铅锌矿的浮选方法及浮选工艺流程|铅锌浮选设备|铅锌矿选矿设备|铅锌浮选工艺
最新铅锌矿的浮选技术及浮选工艺流程
宋陵矿山机械有限公司
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铅锌矿石一般都要经过选矿富集成精矿才能冶炼铅、锌金属产品。矿石技术加工选冶试验，是地质勘探工作的重要组成部分，是评价矿床能否作商品矿石开发的重要依据之一，因此在地质勘探过程中必须进行矿石可选性试验。在详查或初勘阶段，一般应做实验室初步可选性试验，在初勘或详勘阶段一般要做详细可选性试验。当矿石物质成分复杂，又有巨大综合利用价值的大中型、超大型矿床或属新类型矿石，除进行详细可选性试验外，必要时还要做实验室规模的扩大试验。对某些矿石类型当用选矿方法得不到合格精矿产品或无法单体分离时，还要进行实验室冶炼试验。
在进行矿石可选性试验之前，首先应进行矿床矿石物质成分研究，划分矿石类型，查明元素赋存状态，鉴定矿物种类、矿石结构构造、嵌布粒度特性，为选矿试验制定合理工艺流程提供依据。
铅锌矿石工业类型划分，是在矿石自然类型基础上，按矿石氧化程度不同分为硫化矿石(铅或锌氧化率＜10%)、氧化矿石(铅或锌氧化率＞30%)、混合矿石(铅或锌氧化率10%～30%)。按矿石中有用组分不同，可分为铅矿石、锌矿石、铅锌矿石、铅锌铜矿石、铅锌硫矿石、铅锌铜硫矿石、铅锡矿石、铅锑矿石、锌铜矿石等。按矿石结构构造不同，可分为浸染状矿石、致密块状矿石、角砾状矿石、条带状矿石、细脉浸染状矿石等。
当选冶部门需要按矿石类型、分采、分选(冶)时，而在地质剖面图上能够圈出，且与相邻剖面能对应相连，则应圈出其分布范围，分别计算储量。
铅锌矿的选矿试验，根据矿石类型不同，则选择不同的选矿方法。硫化矿石通常用浮选方法。氧化矿石用浮选或重选与浮选联合选矿，或硫化焙烧后浮选，或重选后用硫酸处理再浮选。对于含多金属的铅锌矿石，一般用磁—浮、重—浮、重—磁—浮等联合选矿方法。
更详细的铅锌选矿技术资料参考：
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铅锌矿选矿浮选工艺流程图：
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新型环保铜矿选矿设备铜矿石浮选技术铜矿的选矿方法和选铜矿工艺流程
（1）浸染状铜矿石的浮选
一般采用比较简单的流程，经一段磨矿，细度-200网目约占50%~70%，1次粗选，2~3次精选，1~2次扫选。如铜矿物浸染粒度比较细，可考虑采用阶段磨选流程。处理斑铜矿的选矿厂，大多采用粗精矿再磨—精选的阶段磨选流程，其实质是混合—优先浮选流程。先经一段粗磨、粗选、扫选，再将粗精矿再磨再精选得到高品位铜精矿和硫精矿。粗磨细度-200网目约占45%~50%，再磨细度-200网目约占90%~95%。
（2）致密铜矿石的浮选
致密铜矿石由于黄铜矿和黄铁矿致密共生，黄铁矿往往被次生铜矿物活化，黄铁矿含量较高，难于抑制，分选困难。分选过程中要求同时得到铜精矿和硫精矿。通常选铜后的尾矿就是硫精矿。如果矿石中脉石含量超过20%~25%，为得到硫精矿还需再次分选。处理致密铜矿石，常采用两段磨矿或阶段磨矿，磨矿细度要求较细。药剂用量也较大，黄药用量100g/（t原矿）以上，石灰8~10kg（t原矿）以上。
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铜矿选矿浮选工艺流程图：
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钼矿选矿方法
钼矿的选矿方法主要是浮选法，回收的钼矿物是辉钼矿。有时为了提高钼精矿质量、去除杂质、将钼精矿再进行化学选矿外理。辉钼矿晶体呈六方层状或板状结构，由沿层间范氏健的S—Mo—S结构和层内极性共价键S—Mo形成的。层与层间的结合力很弱，而层内的共价键结合力甚强。所以辉钼矿极易沿结构层间解裂呈片状或板状产出，这是辉铜矿天然可浮性良好的原因。实践证明：在合适的磨矿细度下，辉钼矿晶体解离发生在S—Mo—S层间，亲水的S—Mo面占很小比例。但过磨时，S—Mo面的比例增加，可浮性下降，虽然此时加入一定量极性捕收剂如黄药类，有利于辉钼矿的回收，但过磨产生的新矿泥影响浮选效果。因此对辉钼矿的选别要避免和防止过磨，在生产上需要采用分段磨矿和多段选别流程，逐步达到单体解离，确保钼精矿的高回收率。钼矿的破碎一般都采用三段一闭路流程，破碎最终产品粒度为12～15毫米。磨矿通常用球磨机或棒磨-球磨流程。亨德森是唯一采用半自磨流程的。浮选采用优先浮选法。粗选产出钼粗精矿，粗扫选尾矿回收伴生矿物或丢弃。钼粗精矿采用两、三段再磨，四，五次精选获得最终钼精矿。钼矿的浮选药剂以非极性油类作捕收剂，同时添加起泡剂。美国和加拿大用表面活性剂辛太克斯（Syntex）作油类乳化剂。根据矿石性质，用石灰作调整剂，水玻璃作脉石抑制剂，有时加氰化物或硫化物抑制其他重金属矿物。为保证钼精矿质量，对钼精矿中所含的铜、铅、铁等重金属矿物和氧化钙以及炭质矿物需进一步进行分离：一般使用硫化钠或硫氢化钠，氰化物或铁氰化物制铜和铁；用重铬酸盐或诺克斯（Nokes）抑制铅。如果使用抑制剂，杂质含量还达不到质量标准，尚需辅以化学选矿处理：次生硫化铜用氰化物浸出；黄铜矿用三氯化铁溶液浸出;方铅矿用盐酸和三氯化铁溶液浸出，均可达到标准含量。含氧化钙的脉石易泥化，因此，对于含此类脉石的矿石切忌过磨。生产上往往添加水玻璃，六聚偏磷酸钠或有机胶作脉石抑制剂或分散剂；也可用活性炭加CMC（羧甲基纤维素）抑制碳酸盐脉石。最终可用盐酸或盐酸加三氯化铁溶液浸出处理。含炭质矿物的分离，首先要查明炭质是属石墨类、沥青类或煤类。这些炭质矿物的可浮性与辉钼矿相近，但密度较小，一般可用重选法进行脱除；使用六聚偏磷酸钠和CMC抑炭浮钼；或加三氯化铁、水玻璃和六聚偏磷酸钠抑制炭质也有效；采用焙烧除去有机炭，也是办法之一。应该指出的是，所有这些炭质矿物的分离方法，目前还不能令人满意，还是一个尚未完全解决的问题。脉石中SiO2（二氧化硅）含量太高，常常是影响钼精矿品位的原因。经查定：SiO2含量随着钼精矿品位提高而下降，两者有相互消费的趋势。只要钼矿物达到单体解离细度，SiO2含量一般可降到标准以下。加活性炭吸附钼表面的油药，再加CMC抑制硅酸盐脉石，SiO2含量也可降到标准以下。
一、名词解释
重力选矿法（简称重选法）：是在运动介质（水）中，按粒度比重和粒度的差异进行分选的分法。
浮选法：是选金生产中，应用最广泛的一种选矿法。是利用矿物表面物理化学性质的差异来选分矿石的一种方法。
混汞法：是一种古老而又简易的选金方法。在矿浆中，金粒被汞（水银）选择性地润湿并形成金汞齐，使它和别的矿物及脉石互相分离，这种方法称为混汞法。
品位：就是矿石或选矿产物中该金属或选矿产物重量之比值，通常用百分数来表示。
产率：选矿产物的重量与原矿重量之比值，通常用百分数来表示。
选矿比：原矿重量与精矿重量的比值，它表示获得1吨精矿需要处理的原矿的吨位。
富矿比：精矿中有用成分的品位和原矿中有用成分的品位之比值。它表示精矿中有用成分的品位和原矿中有用成分的品位高出的倍数。
回收率：选矿的目的就是要把原矿中所含的金属，最大限度地选入到品位更高的精矿中。这个选分过程的完全程度，可以用金属回收率来评定。所谓金属回收率，就是精矿中所含的金属重量与原矿中该金属重量的比值，常用百分数来表示。
二、选矿指标
处理原矿品位(克/吨)＝处理原矿含金量(克) / 处理原矿量(吨)
精矿品位：
是指平均每吨精矿中的含金量，它是反映精矿质量的指标，计算公式为：
精矿品位(克/吨)＝精矿含金量(克) / 精矿数量(吨)
精矿产率：
是指产出的精矿量占原矿量的百分比，它是反映选矿厂质量的指标。计算公式为：
精矿产率(％)＝精矿数量(吨) /原矿数量(吨) ×100％
尾矿品位：
是指选矿厂排弃的尾矿中，平均每吨尾矿中的含金量。它是反映在选矿过程中金属损失程度的指标。计算公式为：
尾矿品位(克/吨)＝尾矿含金量(克)/尾矿数量(吨)
尾矿量(吨)＝处理原矿量(吨)－精矿量(吨)
选矿回收率：
是指采用各种选矿方法获得的最终产品含金量占处理原矿含金量的百分比。按理论和实际回收率两种方法计算。
选矿理论回收率(％)＝精矿品位×(原矿品位－尾矿品位)/(原矿品位×(精矿品位－尾矿品位) )×100％
=理论回收的金属量(克) /处理原矿金属量(克)×100％
选矿实际回收率(％)＝金精矿含金量(克)/原矿含金量(克)×100％
(浮选回收率)
浸出率：
是指经浸出作业已溶解金的金属量占氰原矿金属量的百分比。计算公式为：
浸出率＝已溶解金的金属量(克)/氰原矿金属量(克)×100％
=( 氰原矿金属量(克)－浸渣金属量(克) )/氰原矿金属量(克)×100％
洗涤率：
是指贵液中含金量占浸出溶解金的金属量的百分比。计算公式为：
洗涤率(％)= 贵液含金量(克) / 浸出已溶金的金属量(克)×100％
=( 氰原矿金属量(克)－浸渣金属量(克) －排液金属量(克))/( 氰原矿金属量(克)－浸渣金属量(克) )×100％
置换率：
是指通过置换沉淀而析出的金泥含金量占贵液含金量的百分比。计算公式为：
置换率(％)＝金泥含金量(克) /贵液含金量(克)×100％
氰化回收率：
是指氰化金泥含金量占氰原矿含金量的百分比。计算公式为：
氰化回收率(％)＝金泥含金量(克)/氰原矿含金量(克)×100％
＝浸出率(％)×洗涤率(％)×置换率(％)
氰化金泥冶炼回收率：
是指冶炼后合质金含量占氰化金泥量的百分比。计算公式为：
冶炼回收率＝合质金含金量(克)/金泥含金量(克)×100％
氰化选冶回收率：
是指氰化厂最终产品合质金含金量占氰原含金量的百分比。计算公式为：
氰化冶炼回收率＝合质金含金量(克)/氰原含金量(克)×100％
＝氰化回收率(％)×金泥冶炼回收率(％)
＝浸出率(％)×洗涤率(％)×置换率(％)×金泥冶炼回收率
选冶总回收率：
是指选冶车间加工处理产出的各种最终合格产品的金属量总和与原矿金属量之百分比。计算公式为：
选冶厂回收率(％)＝各种最终产品金属量之和(克)/原矿金属量(克)×100％
选矿比：
是指处理原矿量与选出精矿量的比例，即每选出一吨金精矿所需要原矿石吨数，以倍数表示：
选矿比(倍)＝原矿处理量(吨)/精矿量(吨)
磨矿机利用系数：
是指磨矿机每立方米有效容积在单位时间(小时)内所处理的新增合格粒度矿量。计算公式为：
磨矿机利用系数(吨/立方米.台时)＝最终新增合格粒度产出率(％)×原矿处理量(吨) / (各台磨矿机容积(立方米)×作业小时数之和)
磨矿机作业率：
是指磨矿机实际作业时间占日历时间的百分比，计算公式为：
磨矿机作业率(％)＝各磨矿机实际作业台时数之和/磨矿机日历作业台时数之和×100％
平均日处理量：
平均日处理量是指平均每个选矿工作日所处理的原矿量。计算公式为：
平均日处理量(吨/日)＝原矿处理量(吨)/ 选厂作业天数(日)
选厂作业天数应以磨矿机是否开动来确定，只要开动就算一天，而不论当天开动时间的多少。
选矿车间全员实物劳动生产率：
是指矿山选矿全部职工在报告期内，平均每人所完成的原矿处理量。计算公式为：
选矿车间全员实物劳动生产率(吨/人)＝原矿处理量(吨)/ 选冶车间全部职工平均人数(人)选矿车间工人实物劳动生产率：
是指选矿厂平均每个工人在报告期内所完成的原矿处理量。计算公式为：
选矿车间工人实物劳动生产率(吨/人)＝原矿处理量(吨)/ 选矿车间工人平均人数(人) 选氰物料消耗：
是指在选矿、氰化过程中每处理一吨原矿石或金精矿所消耗的主要物料数量。计算公式为：物料单耗(消耗量单位/吨)＝某种物料耗用总量(消耗单位)/ 原矿处理量(吨)
或＝某种物料耗用总量(消耗单位) /金精矿量