选矿读书报告.doc

中国地质大学（武汉）

选矿概论读书报告

学院： 资源学院
专业： 资源勘查工程（矿调）
姓名： 钟晓辉
老师： 朱志斌
班级： 026092
学号： 20091002806

浮选及其在辽宁某铜铅锌硫化矿的应用
026092 钟晓辉 20091002806

一、浮选简介
1、浮选定义
浮选即泡沫浮选，依据各种矿物表面性质差异，从矿浆中借助气泡的浮力，分选矿物的过程。
它是细粒及微细粒分选中应用最广，效果最好的一种选矿方法。由于物料粒度细，重选方法很难分选，而一些磁性或电性差别不大的矿物，难以用磁选或电选分离，但可以根据他们在水中表面性质不同，通过药剂和机械调节，用浮选法分离矿物。
一定浓度矿浆加入浮选药剂后，在浮选机的搅拌和冲气产生的大量气泡的作用下，呈悬浮状态的矿粒与气泡碰撞，可浮性好的矿粒附在气泡上，上浮形成泡沫产品，为精矿，不浮矿物为尾矿，从而达到分选的目的。
它分为表层浮选、全油浮选和泡沫浮选。
另外在浮选过程中，浮选药剂也是不可或缺。
浮选药剂分为捕收剂、起泡剂和调整剂，其作用为：调节矿物的可浮性，调整矿浆的浮选性质，改善气泡的质量，提高气泡矿化过程的选择性和浮选速度。
2、浮选用途
浮选法广泛用于细粒嵌布的金属矿物、非金属矿产、化工原料矿物等的分选。 我国所称的选矿是源自西文的“（oredressing）选矿”，原义可进似地译作矿石调理（是冶炼前的准备工作），现今由于技术内容的扩展，西方通常使用“矿物加工（mineral processing）”一词。目前广为大众学者说接受的浮选，精确地说，应为矿物“泡沫浮选（froth flotation）”。
浮选的另一重要用途是降低细粒煤中的灰分和从煤中脱除细粒硫铁矿。全世界每年经浮选处理的矿石和物料有数十亿吨。大型选矿厂每天处理矿石达十万吨。浮选的生产指标和设备效率均较高，选别硫化矿石回收率在90%以上，精矿品位可接近纯矿物的理论品位。用浮选处理多金属共生矿物，如从铜、铅、锌等多金属矿矿石中可分离出铜、铅、锌和硫铁矿等多种精矿，且能得到很高的选别指标。 浮选适于处理细粒及微细粒物料，用其他选矿方法难以回收小于10μm的微细矿粒,也能用浮选法处理。
3、浮选发展及现状
自1906年发布第一个具有现代泡沫浮选特征的专利（Sulman and pickard,美国专利8351201/1906）至今已有近百年的历史。
现在泡沫浮选已成为最重要的和应用最广泛的一种选矿方法。可应用于以前认为没有工业利用价值的低品位的及结构复杂的矿物。最初用于硫化矿物，逐渐发展到用于氧化矿物和某些非金属矿物和煤炭、石墨等。以至扩展到环保、化工、食品、材料、医药、生物等领域。但是常规的泡沫浮选有其局限性，它的有效分选粒度基本上在0.3~0.01mm（对煤炭0.5~0.03mm）超出此粒度范围泡沫浮选的效果很差。大于0.3~0.5mm的颗粒，其它物理分选法有较好的适应性。近年发展起来的泡沫分离法（foam fractionation）对0.5~1.0mm的颗粒具有良好的应用前景。 小于0.01~0.03mm的微细颗粒迄今也已有一系列成功的分选工艺，近年来利用相界面实现分选的工艺过程发展到可以分离胶粒、离子、分子等更微小的颗粒领域，如电泳分离、离子浮选等。
现代泡沫浮选一般包括以下作业
（1）磨矿——浮选前矿浆准备作业得到粒度适宜、基本上单体解离的矿粒。
（2）调浆加药作业——调节与控制相界面的物理化学性质，促使气泡和不同矿粒的选择性吸附，达到彼此分离的目的。
（3）冲气浮选分离作业——调好矿浆，引入浮选机内，由浮选机冲气搅拌作用，形成大量的气泡，与矿粒相互作用。
（4）产品处理作业——浮选后的泡沫产品与尾矿产品进行脱水分离。

二、浮选应用
辽宁某铜铅锌硫化矿床及其矿山现有一规模为120t/d的小型选矿厂，由于矿石中各主要金属矿物嵌布粒度较细、共生关系密切 ,生产中铜精矿含铅和锌、铅精矿含锌严重超标 ,造成产品品质不高、销售不畅,最终不得不以铜铅混合精矿这种低价值产品出售,严重地影响了企业的经济效益。新工艺有效地解决了铜铅分离困难和精矿互含严重超标问题,获得了质量优良的铜精矿、铅精矿及锌精矿。
其试验的具体过程如下：
1、矿物性质
首先通过对原矿多元素、矿石的物质组成和主要金属的嵌布特征进行分析，得出：该矿铜铅品位低，浸染颗粒细，多种有用矿物致密共生。
2、条件探索及方案选择
由前期优先浮铜的探索性试验表明,铜矿物回收率极低,且精矿中大部分为铅锌矿物。根据这一情况,决定采用铜铅混浮—铜铅分离—混浮尾矿抑硫浮锌的技术路线。
2．1 铜铅混浮矿浆PH值试验
矿浆pH值是铜铅矿物浮选的重要影响因素。试验采用石灰来调整矿浆PH值。根据试样中铜、铅、锌各矿物的嵌布粒度并考虑现场情况,对于粗选作业,确定磨矿细度为- 74μm占75%。
根据结果得出：随着矿浆pH值的增大，铜铅混合粗精矿中铜铅品位同时升高,回收率也有所增加,但当矿浆pH为11.5时,粗精矿中锌品位降幅有限而铜回收率开始下降, 因此, 适宜的浮选矿浆pH值为11.5左右。
2．2 抑制剂对铜铅混浮的影响
铜铅锌硫化矿属于复杂硫化矿,铜铅与锌之间很难分离,除合适的矿浆pH值以外,ZnSO4 和Na2SO3 组合使用作为抑制剂，浮铜铅，抑制锌，能起到很好的作用，能降低铜铅混合精矿中的锌含量。因此,在矿浆pH为11.5条件下进行了铜铅混浮粗选ZnSO4 +Na2SO3 组合抑制剂的用量试验。
试验结果表明，当ZnSO4 +Na22SO3 用量增加时，抑制能力增强，粗精矿产率变小，铜铅回收率降低，综合分析得，ZnSO4 +Na22SO3用量控制在1 500 g/ t + 600 g/ t较合适。
2．3 铜铅混浮捕收剂的选择
采用石灰作矿浆PH调整剂，固定矿浆Ph在10.5—11之间，考察了乙黄药、丁黄药、乙硫氮、苯胺黑药、等捕收剂以及乙硫氮+苯胺黑药组合捕收剂对铜铅混合浮选的影响，结果表明以上各捕收剂均对铜铅矿物有一定的捕收作用。但就捕收能力和选择性而言,乙硫氮+苯胺黑药较合适，该组合捕收剂既能保证铜铅的回收率，又能大大降低粗精矿中锌含量。
因此,选择乙硫氮+苯胺黑药作为铜铅混浮的捕收剂。
2．4 铜铅混浮捕收剂的用量
采用（ZnSO4+Na2SO3）作锌矿物的抑制剂，矿浆PH值在11.5左右，改变捕收剂（乙硫氮+苯胺黑药）用量，试验结果见表5。从表5可知，当捕收剂用量控制在40g/t时，随着乙硫氮的降低和苯胺的增加，粗精矿产率减小，铜铅品位增加，回收率上升；锌含量减少。
综合分析得，药剂用量为乙硫氮15g/t+苯胺黑药30 g/t较为适当。
2．5 铜铅分离试验
传统的铜铅分离主要的方法是用氰化物或重铬酸钾浮铅抑铜, 这些方法会导致少量贵金属溶解和产生环境污染, 因此本次试验采用水玻璃、亚硫酸纳和羧甲基纤维素的组合抑制剂来抑制方铅矿。三种药剂在铜铅分离中抑制作用各有不同特点： 羧甲基纤维素对方铅矿有较好的抑制作用, 但是对黄铜矿的浮游性也有较大的影响, 不利于回收率的提高；水玻璃对方铅矿的抑制作用稍弱, 但对铜矿物浮游性影响也小, 铜回收率高；亚硫酸钠对铜矿物有活化作用,而在方铅矿表面生成亲水性硫酸铅抑制方铅矿。利用这三种药剂各自的特点进行组合产生的协同效应来抑铅浮铜，经过多次配比试验最终确定了三种药剂的最佳配比为：水玻璃：亚硫酸纳：羧甲基纤维素为2：6：1。为了提高分选指标, 在铜铅分离作业前采用活性炭脱药。试验结果表明, 活性炭用量为800g/t时分选效果较好。确定以上条件后, 进行了铜铅分离的闭路试验。
2．6 选锌粗选试验
采用硫酸铜作活化剂、丁黄药作捕收剂,石灰作抑制剂抑硫浮锌。经调优试验,确定锌粗选的适宜条件为:硫酸铜400 g/ t ,丁黄药80g/ t, 2号油30 g/ t,矿浆pH为12.5。在此条件下,可获得含Zn 51. 24%、含Pb 0. 24%、含Cu 0. 12%、Zn回收率78. 36%的锌粗精矿。
3 全流程闭路试验及结果
在上述试验的基础上，进行了铜铅混浮—铜铅分离—混浮尾矿抑硫浮锌的全流程闭路试验,闭路流程铜铅混选为一粗二扫二精,铜铅分离为一粗二扫二精,选锌为一粗三扫二精，中矿循序返回。
闭路试验获得Cu品位28. 54%、Cu回收率65.62 %的铜精矿, Pb品位55.69%、Pb回收率83. 21%的铅精矿和Zn品位51.09%、Zn回收率90.87%的锌精矿。
4 结 论
（1）针对该矿石性质,采用铜铅混浮—铜铅分离—混浮尾矿抑硫浮锌的浮选工艺,混合浮选以乙硫氮+苯胺黑药为捕收剂、ZnSO4 +Na2 SO3为抑制剂, 并控制矿浆pH值在11.5左右，实现铜铅矿物与锌硫矿物的分离。
（2）应用无毒的水玻璃、亚硫酸钠和羧甲基纤维素组合抑制剂，替代了氰化物和重铬酸钾，成功的实现了铜铅分离，有利于环境保护。

三、 总结
由于需浮选处理的矿石中的有用成分含量越来越低，浸染粒度越来越细，成分越来越复杂难选，同时，浮选领域不断扩大，包括其他选矿方法难于奏效的细泥物料的处理，老选矿厂尾矿的再处理，各种废旧金属材料的回收以及各种废料的处理、利用，以及污水的净化等。
为了浮选工艺能更好的为矿业与选矿的发展和服务及其自身发展，因此必须：
①继续发展新的浮选工艺和大型高效的浮选设备；
②研究作用力强，选择性好，用量少，无毒或毒性小的浮选药剂；
③研究浮选数学模型以及过程的自动控制，使过程最佳化，达到最好的分选效果，以提高经济效益；
④进一步从矿物工艺学、化学、物理学、表面化学、流体动力学、概率统计等方面深入研究浮选机理，以指导浮选生产实践，进一步发展浮选理论体系。
希望今后，包括浮选在内的选矿工艺能不断创新、发展，在人们的生活、生产中发挥更大的作用，为人类造福！
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