铜矿选矿——原矿、精矿、尾矿三者与回收率的关系

选矿回收率怎么计算添加时间： 2010-04-11一、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。

铜矿石提高回收率的选矿新工艺探究铜矿石是一种比较常见的矿物资源，人们用它来提取铜。

但由于铜矿石中含杂质较多，使得提取铜的回收率较低。

因此，开发新的选矿工艺，提高铜矿石的回收率，一直是研究人员的重要课题。

一、铜矿石的特点铜矿石主要包含石英、方铅矿、黄铜矿等物质，其中还含有不同程度的铜矿物。

在选矿过程中，以硫化铜矿石为主要原料，使用浮选法进行提取。

但是，铜矿石中的杂质非常多，如硫化物、氧化物、碳酸盐等，这些杂质的存在会直接影响铜矿石的回收率。

同时，铜矿石在选矿中还面临着矿石粒度较小、硬度较大、提取难度较大等问题。

1. 湿法冶炼传统的铜矿石提取技术是通过干法冶炼来提取铜的。

这种方法的效果并不理想，而且环境污染手段较多。

因此，湿法冶炼成为了提高回收率的重要方法之一。

该方法主要采用盐酸浸出或氰化法进行提取，通过加热或气氛控制来提高提取效率。

湿法冶炼的优点在于其处理铜矿石速度较快，但易产生废液、废气等环境问题，应当采用高效的环保技术手段。

2. 磁选法磁选法是铜矿石提高回收率时最常用的一种方法，通过控制磁场的强度和方向来实现铜矿石的选择性排列和提取。

此方法可以根据磁性的储存情况实现对杂质和铜矿物的分离。

不同的杂质物质的磁铁性不同，利用这种不同使铜矿石中纯铜的含量得到提高。

3. 缩微胶体磁选缩微胶体磁选是近年来发展起来的一种铜矿石提取新方法，该方法主要利用纳米材料的特殊性质实现对铜矿石的提取。

研究发现，使用缩微胶体进行铜矿石的提取，不但可以改善矿石粘附现象，还可以实现对于微细铜矿物的提取。

缩微胶体磁选技术的出现，为铜矿石的提取带来了新的思路。

三、结语铜矿石提取回收率的提高，是矿业领域不断努力的目标。

通过不断的研究和尝试新的技术手段，未来必定会取得突破性的进展。

选择合适的提高铜矿石回收率的工艺，不仅可以保护环境，还可以减少人力和物力的浪费，更重要的是，能够有效的节约成本，提高经济效益。

附件2铜矿资源合理开发利用“三率”最低指标要求（试行）铜矿资源合理开发利用“三率”是指铜矿山开采回采率、选矿回收率和综合利用率等三项指标，是评价铜矿企业开发利用矿产资源效果的主要指标。

经研究，确定其最低指标要求如下：一、“三率”指标要求（一）开采回采率。

1.地下开采。

依据矿体厚度和铜（当量）品位的不同，铜矿开采回采率确定为75～92%间共9个指标要求（详见表1）。

其中，铜为单一铜矿时按铜品位不同确定其开采回采率；当铜矿含有多种共伴生元素时，依据铜当量品位确定其开采回采率。

铜当量品位是指矿床铜品位与其伴生有价元素依据市场价格折算铜品位之和，其计算公式为：a当=a k+a1f1+a2f2+…+a i f i式中：a当------铜当量品位，%；a k------主元素铜品位，%;a1a2…a i---有价副产元素品位，%；f1f2…f i---有价副产元素的换算系数;f(换算系数)=某一共伴生矿产品产值/铜矿产品产值。

表1 地下开采时开采回采率指标要求单位：%2.露天开采。

大型铜矿山的开采回采率不低于95%，对于中小型矿山或矿体形态变化大、矿体薄、矿岩稳固性差的矿山，其开采回采率不低于92%。

（二）选矿回收率。

根据矿石类型、结构构造类型、品位、粒度等不同的影响因素，矿选矿回收率应分别达到以下指标要求（详见表2）。

表2铜矿选矿回收率指标要求单位：%（三）共伴生矿产资源综合利用率。

国家鼓励铜矿山综合利用金、银、硫、铁等共伴生资源，根据铁的回收状态、铜品位和含硫品位的不同，确定其共伴生矿产资源（能够回收、利用的有价元素）综合利用率指标要求如表3。

表3铜矿山矿产资源综合利用率指标要求单位：%二、监督管理（一）本指标要求是国土资源主管部门监督管理铜矿山企业合理开发利用矿产资源的重要依据。

（二）本指标要求是编制和审查铜矿山矿产资源开发利用方案、矿山设计的依据。

新建或改扩建铜矿山的“三率”指标应达到本指标要求。

（三）现有生产矿山在本指标要求发布之日后的两年内达到本指标规定要求。

选矿回收率怎么计算一、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。

选矿指标知识大全处理原矿品位(克/吨)＝处理原矿含金量(克)/处理原矿量(吨)精矿品位：就是指平均值每吨精矿中的含金量，它就是充分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：就是指生产量的精矿量占到原矿量的百分比，它就是充分反映选矿厂质量的指标。

计算公式为：精矿产率为(％)＝精矿数量(吨)/原矿数量(吨)×100％尾矿品位：就是指选矿厂排弃的尾矿中，平均值每吨尾矿中的含金量。

它就是充分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％=理论废旧的金属量(克)/处置原矿金属量(克)×100％选矿实际回收率(％)＝金精矿含金量(克)/原矿含金量(克)×100％(离子交换回收率)浸出率：就是所指经干料作业已熔化金的金属量占到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％冲洗率为：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：就是指通过转让结晶而划出的金泥含金量占到贵液含金量的百分比。

计算公式为：转让率为(％)＝金泥含金量(克)/贵液含金量(克)×100％氰化回收率：就是指氰化金泥含金量占到氰原矿含金量的百分比。

某地铜矿选矿工艺技术试验摘要：对某铜矿的试验样品进行了先选硫化铜，再选氧化铜的浮选工艺。

采用该流程，可获得铜精矿品位：18.35％、尾矿品位0.40％、回收率85.57％的技术指标：对浮选尾矿用一定量的硫酸浸出可将尾矿降至0.15％。

充分表明了该铜矿具有较高的资源价值。

J1.本次试验的矿样由新疆某铜矿负责采取，矿样取自于两个矿体、矿样编号：DHy1、DHy2。

矿样经破碎、混匀、缩分、最大粒度－２mn。

原矿化学元素分析结果如下：DHy1、Cu:1.76% 、Au:0.26g/t 、Ag:3.66g/t DHy2Cu:3.15% 、Au:0.28g/t、Ag:3.54g/t说明：此次对DHy2样品全部破碎加工再次进行了化验，上次样品Cu品位2.91％，此次为3.15％。

经分析判断：DHy1矿样氧化率较DHy2低，氧化矿主要是孔雀石，硅孔雀石、蓝铜矿、绿铜矿为主，硫化铜矿主要是黄铜矿为主。

2.试验方案的确定由于氧化铜矿的选矿方法主要是经硫化剂硫化后，再用黄药、黑药等作捕收剂进行浮选，硫化剂主要是硫化钠、硫化钙、硫氢化钠等。

所以说氧化铜浮选关键是硫化的好坏，用量大了对硫化铜有抑制作用，用量小了，氧化铜矿活化不足，导致铜的回收率降低。

故本研究采用先选硫化矿后选氧化矿的工艺流程来浮选高氧化率的DHy2矿样，其流程如图图１根据浮选现象和以往经验，固定硫化铜粗选条件为：磨矿细度－２００目；７７－８０％，PH值７－８。

捕收剂为：丁基黄药＋丁铵黑药（１５０＋５０）g/t，起泡剂为２＃油用量６０g/t。

氧化矿浮选条件为变量：当硫化钠用量从５００-３０００g/t范围内，随着硫化钠用量的增加，回收率也在增加，在２５００-３０００g/t范围内达到最大值，超过３０００g/t时，随着硫化钠用量的增加，精矿品位和回收率不断降低，综合整个流程和药剂成本考虑，氧化铜矿的粗选应以保证回收率为主，所以选择粗选为2200g/t。

扫Ⅰ为５００g/t，扫Ⅱ为３００g/t为宜。

什么是原矿精矿尾矿刚矿山采来的矿就是原矿,原矿经破碎后进入第一道浮选,即粗选,产生粗精矿和粗尾矿,粗尾矿再进行浮选,即扫选,则产生扫精矿和扫尾矿粗精矿再进行浮选,即精选,则产生精精矿和精尾矿每次浮选后精矿和尾矿之外的就叫中矿矿石经初次选别后，如浮选、重选或磁选，将其中所含水量的部分脉石或围岩选出，而得到了高于原矿品位的产物，称为粗精矿，一般还达不到精矿质量的要求，这一工序称为粗选服务业。

将粗精矿进行再选以得到合格的精矿，这工序称为精选作业。

有时需要将粗精矿经过几次精选才能得到合格精矿，其作业依次称为一次精选、二次精选、三次精选……。

一般粗选尾矿还不能作为最终尾矿废弃，往往还需进入下一步作业处理，这一作业称为扫选。

为了提高金属的回收率，有时需要经过多次扫选才能得出最终尾矿。

矿石经过选别作业处理后，除去了大部分的脉石与杂质，使有用矿物得到富集的产品称之为精矿。

精矿是选矿厂的最终产品，有时也叫最终精矿，一般作为冶炼的原料。

最终精矿要使其主要成分及杂质含量都达到国家标准，才能称为合格精矿。

对于精矿，中矿，尾矿，每次浮选后精矿和尾矿之外的就叫中矿。

一原矿经过选别作业处理后，其主要成分已在精矿中富集，有的经过综合处理后，矿石的次要成分或其他伴生金属也得到回收。

所以剩余的部分产物则含有用成分很低，这部分产物称之为尾矿，或叫最终尾矿。

应当指出，在尾矿中仍然含有受目前技术水平限制而难于提取的有用成分，但将来有可能成为再利用的原料。

因此，一般都将尾矿堆放在尾矿库保存起来。

在选别过程中得到的中间产物称为中矿。

中矿的有用成分含量一般介于精矿和尾矿之间。

在选别过程中，中矿一般需要返回适当作业地点处理，或者进行单独处理。

选矿厂浮选回收率计算方法
一种产品计算方法
回收率=（原矿品位一尾矿品位）X精矿品位/（精矿品位一尾矿品位）x原矿品位产
率X精矿品位/原矿品位=回收率
两种产品时（以铅锌为例）计算方法
产率计算分母（锌含锌一锌尾）X （铅含铅一铅尾）一（铅含锌一锌尾）X （锌含铅—铅尾）
锌产率分子（锌原矿一锌尾）X （铅含铅一铅尾）一（铅含锌一锌尾）X （铅原矿一铅尾）
锌产率二锌产率分子/产率计算分母回收率=锌产率X锌精品位/锌原矿品位、
以下类同
锌产率分子（锌含锌一锌尾）X （铅原矿一铅尾）一（锌原矿一锌尾）X （锌含铅
一铅尾）
三种产品时（以锌铅铜）为例）计算方法
计算产率分母=（A1B2C3+A2B3C1+A1B3C2）（A1B3C2+A2B1C3+A3B2C1）锌产率分子=(A0B2C3+A2B3C0+A3B0C—2) ( A0B3C2+A2B0C3+A3B2C0)
铅产率分子=(A1B0C3+A0B3C1+A3B1C—0) ( A1B3C0+A0B1C3+A3B0C1) 铜产率分子=(A1B2C0+A2B0C1+A10C B2) —(A1B0C2+A2B1C0+A0B2C1)。

试论选矿品位与回收率的相关度【摘要】: 相关度的把握对选矿技术研究、工业生产控制和确定适宜的选矿技术指标具有重要指导作用。

选矿回收率与原矿品位、精矿品位、尾矿品位相关,相关度以尾矿品位最大,原矿品位次之,精矿品位最小。

【关键词】: 选矿;回收率;品位;相关度]中图分类号：td9 文献标识码：a 文章编号：0 引言：选矿技术研究、选矿生产技术管理的目标是提高资源利用率、减少环境污染,降低成本,提高效率,获得较高利润。

追求较高的资源回收率,使资源得到最大化利用,是选矿生产加工的主要目的。

选矿理论回收率是通过分析测定原矿、精矿、尾矿品位计算出来的,选矿收率的高低与原矿、精矿、尾矿品位是相关的。

以中低品位胶磷矿选矿为例,分析探讨三者对选矿收率的影响,找到影响选矿收率的较大因素是什么,得到影响度和相关度的一般规律,对指导选矿技术研究和工业生产合理控制,确定选矿技术经济指标具有重要作用。

为此,探讨分析品位与选矿收率间的相关度是十分必要的。

1 选矿收率与品位的关系选矿理论收率与原矿品位、精矿品位、尾矿品位的关系式为:式中:α原矿品位%,β精矿品位%,θ尾矿品位%,ε选矿理论回收率%。

从此关系式可知,选矿收率与原矿品位、精矿品位、尾矿品位密切相关。

2 品位与选矿收率的相关度分析2.1 入选原矿品位与选矿收率的相关度分析假设中低品位胶磷矿经过浮选,获得精矿品位30%,尾矿品位8%,入选原矿品位在15% ~26%之间变化,变化度为0. 5%,选矿理论收率变化情况及相关度分析结果见表1。

表1数据说明,在精矿品位、尾矿品位一定时,随着入选原矿品位的提高,选矿收率提高,选矿收率与入选原矿品位呈正相关,相关度δ=4. 68~1. 64,相关度相对较大,说明原矿品位的变化对选矿收率的影响相对较大。

2.2 精矿品位与选矿收率的相关度分析假设中低品位胶磷矿入选原矿品位21%,经过浮选,尾矿品位8%,获得精矿品位在27% ~33%之间变化,变化度为0. 5%,选矿理论收率变化情况及相关度分析结果见表2。

地矿科普：选矿名词解释⼀、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。

浮选：依据矿物表⾯物理化学性质的差异进⾏分选的⽅法。

泡沫浮选：以泡沫为载体依据矿物表⾯物理化学性质的差异分选细粒物料的⽅法。

可选性：矿物浮选的难易程度。

品位：⽬的物在矿⽯中所占有的百分⽐。

精矿产率：矿物浮选精矿产品在原矿中所占有的百分⽐。

润湿：润湿是⾃然界中常的现象，是由于液体固体表⾯排挤在固体表⾯所产⽣的⼀种界⾯作⽤。

三相润湿周边：当⽓泡附着浸⼊⽔中的矿物表⾯，达到润湿平衡时，⽓泡在矿物表⾯所形成三相接触点围成的周边。

润湿接触⾓：过三相润湿周边上任⼀点P作⽓液界⾯的切线,与固液界⾯之间所形成的包括液相的夹⾓。

润湿阻滞：润湿过程中，润湿周边展开或移动受到阻碍，使平衡接触⾓发⽣改变，这种现象称为润湿阻滞。

⽔化作⽤：⽔分⼦在矿物表⾯（或离⼦表⾯）定向排列。

疏⽔矿物表⾯：润湿性差、接触⾓⼤的疏⽔表⾯。

亲⽔矿物表⾯：润湿性好、接触⾓⼩的亲⽔表⾯。

铜矿石提高回收率的选矿新工艺探究摘要：在选矿工艺研究中，将达到单独回收工业品位的目的矿物命名，如某铜矿或某金矿。

有时为方便矿石类型的描述，如果其中共生有其它有价元素也达到了工业品位要求，则将其中含量相对较高而经济价值高的作为主命名，如金铜矿石就是指金为工业主矿物，铜为副矿物。

而铜金矿石是指铜为工业主矿物，金为副矿物。

文章针对以氯铜矿为富铜矿物的金铜矿石开展选矿工艺研究，提供全面的工艺矿物信息，以矿物可浮性差异浮选分离铜、金，尾矿多种工艺回收氯铜矿的选矿研究手段，为该类矿产资源的综合利用以技术指引。

关键词：铜矿石；回收率；选矿新工艺使用新的选矿技术方法，提高铜矿石中铜的回收率，除了能够给企业增加经济利润外，还有利于提高资源利用率，避免资源的浪费。

我国铜矿资源虽然较为丰富，但是其中低品位、复杂难选铜矿资源的比例较高，如何实现这些特殊矿产资源的深度开发利用，不仅关系到企业自身的经济效益，也对国民经济发展产生了一定的影响。

一、主要矿物的工艺特征（一）铜及含铜矿物该矿石中铜多以氧化物的矿物形式赋存，主要为氯铜矿。

氯铜矿化学式为Cu2（OH）3Cl，为碱式氯化铜，氯铜矿平均含Cu63.99%，夹杂有微量（约0.96%）的Fe元素；性脆，摩氏硬度3~3.5，相对密度3.76g/cm3。

氯铜矿是一种稀有矿物，属于卤化物矿物。

酸类能溶解之成绿色溶液。

该矿石中的铜矿物具有以下工艺特性：矿石中铜主要以氧化物的形式存在，以氯铜矿为主，少量含铜赤铁矿，微量黄铜矿、铜蓝、蓝辉铜矿等。

氯铜矿多为胶状集合体，部分粒度粗大，呈条带状、脉状或不规则集合体分布，部分呈微粒状不均匀浸染分布，部分呈细小脉状充填裂隙分布，后两种存在形式多与赤铁矿伴生，少量呈单矿物集合体稀疏分布。

（二）金的赋存状态该矿样中的金主要以自然金、银金矿的矿物形式存在。

该矿石中可检测明金的粒度以中细粒较多，其中分布在 5 微米以下的约 10%，5 微米～20 微米的约65%，20 微米以上的约 25%。

附件2铜矿资源合理开发利用“三率”最低指标要求（试行）铜矿资源合理开发利用“三率”是指铜矿山开采回采率、选矿回收率和综合利用率等三项指标，是评价铜矿企业开发利用矿产资源效果的主要指标。

经研究，确定其最低指标要求如下：一、“三率”指标要求（一）开采回采率。

1.地下开采。

依据矿体厚度和铜（当量）品位的不同，铜矿开采回采率确定为75～92%间共9个指标要求（详见表1）。

其中，铜为单一铜矿时按铜品位不同确定其开采回采率；当铜矿含有多种共伴生元素时，依据铜当量品位确定其开采回采率。

铜当量品位是指矿床铜品位与其伴生有价元素依据市场价格折算铜品位之和，其计算公式为：a当=a k+a1f1+a2f2+…+a i f i式中：a当------铜当量品位，%；a k------主元素铜品位，%;a1a2…a i---有价副产元素品位，%；f1f2…f i---有价副产元素的换算系数;f(换算系数)=某一共伴生矿产品产值/铜矿产品产值。

表1 地下开采时开采回采率指标要求单位：%2.露天开采。

大型铜矿山的开采回采率不低于95%，对于中小型矿山或矿体形态变化大、矿体薄、矿岩稳固性差的矿山，其开采回采率不低于92%。

（二）选矿回收率。

根据矿石类型、结构构造类型、品位、粒度等不同的影响因素，矿选矿回收率应分别达到以下指标要求（详见表2）。

表2铜矿选矿回收率指标要求单位：%- 3 -（三）共伴生矿产资源综合利用率。

国家鼓励铜矿山综合利用金、银、硫、铁等共伴生资源，根据铁的回收状态、铜品位和含硫品位的不同，确定其共伴生矿产资源（能够回收、利用的有价元素）综合利用率指标要求如表3。

表3铜矿山矿产资源综合利用率指标要求单位：%二、监督管理（一）本指标要求是国土资源主管部门监督管理铜矿山企业合理开发利用矿产资源的重要依据。

（二）本指标要求是编制和审查铜矿山矿产资源开发利用方案、矿山设计的依据。

新建或改扩建铜矿山的“三率”指标应达到本指标要求。

选矿产品：精矿（分选所得有用矿物含量较高，适合于冶炼加工的最终产品中矿（分选过程中得到的，尚需进一步处理的中间产品）尾矿（分选后，其中有用矿物含量很低，不需要进一步处理理的产品）流程表示矿石连续加工的工艺过程工艺流程图用线和图表示流程时，原则流程图只表示流程的“骨干”而不记载流程细节机械流程图机械流程图用主要设备和辅助设备表示的流程图品位：指产品中金属或有用成分的质量与该产品质量之比。

α—原矿品位。

β—精矿品位；θ—尾矿品位。

产率：产品质量与原矿质量之比叫产率，用γ表示。

回收率：精矿中有用成分的质量与原矿中该有用成分质量之比，用ε表示。

选矿比：原矿质量与精矿质量的比值。

用它可以确定获得1t 精矿所需处理原矿石的吨数，常以K 表示富矿比：精矿品位与原矿品位的比值，常用E 表示：一、矿石的准备作业：一般指选别前的粉碎作业。

主要包括:破碎、筛分、磨矿分级粉碎（包括破碎和磨碎）：在外力的作用下使大块物料变成小块物料的过程。

破碎分类目前选矿工业主要是利用机械能破碎挤压破碎（按力的作用方式）劈裂破碎，折断破碎，研磨破碎，冲击破碎矿物晶格间的作用力越大，硬度就越大，也就难破碎破碎比i ： 在破碎过程中，入料粒度与产物粒度的比值叫做破碎比。

破碎比通常由入料最大颗粒直径与产物最大颗粒直径的比值来确定，破碎:在外力作用下使物料从大块变小快的过程，矿石的准备作业选别前矿石的粉碎作业（破碎筛分磨矿分级）破碎通常将最终粉碎产品粒度为5毫米以上的粉碎过程破碎作业的主要作用：①满足分选机械对入选物料最大入选粒度的要求。

②满足有用矿物与脉石的解离要求。

③满足用户对选后产品粒度的要求。

磨矿取得更细产品粒度的粉碎过程矿石粉碎的难易程度 矿石粉碎过程中所表现出来抵抗外力的强度大小矿石的硬度 矿石抵抗其它物质压入或刻划的能力矿石的破碎方法机械力破碎矿石。

常用的有压碎、劈碎、折断、磨碎、击碎阶段的阶数物料经过磨或者碎的次数 包括粗碎中碎细碎粗磨细磨破（磨）碎比=磨碎（磨矿）机的给矿最大矿块尺寸D 与该段破碎（磨矿）机的产品中最大矿块尺寸d 之比i=D/d 作业总破碎比=等于各段破磨碎比的乘积(i 总=i 1i 2..i n )二、颚式破碎机（间断工作简单摆动复杂摆动）特点结构简单，不易堵矿，工作可靠，易于制造，维护方便适用于中硬以上矿石的粗糙和中碎旋回破碎机（连续破碎）特点工作平稳，生产率高，易于启动，破碎比大，产品粒度均匀，同时可以挤满给矿，辅助设备少，广泛用于粗碎，中碎各种硬度的矿石。

铜矿石提高回收率的选矿新工艺探究使用新的选矿技术方法，提高铜矿石中铜的回收率，除了能够给企业增加经济利润外，还有利于提高资源利用率，避免资源的浪费。

我国铜矿资源虽然较为丰富，但是其中低品位、复杂难选铜矿资源的比例较高，如何实现这些特殊矿产资源的深度开发利用，不仅关系到企业自身的经济效益，也对国民经济发展产生了一定的影响。

标签：铜矿石;回收料;铜品味;选矿新工艺1 铜矿石性质分析该矿的主要金属矿物包括黄铜矿、磁黄铁矿、黄铁矿、菱角矿，另外还有少量的辉铜矿、斑铜矿。

另外，这一矿脉的主要矿物包括黑云母、白云母、石英等矿物。

黄铜矿常浸染在脉石中或者是镶嵌在黄铁矿与脉石颗粒的缝隙中，互相包裹，致密共生。

黄铜矿与脉石的关系非常的密切，以中、细粒鑲嵌在脉石中，而且大小、粗细分布极为不均。

主要元素比例为：SiO2占51.1%，Al2O3占13.7%，S占6.4%，Fe占5.5%，CaO占5.2%，MgO占3.4%，Cu占1.6%。

2 几种选矿方法的对比目前国内关于铜矿石的选矿方式，主要分为优先浮选、混合浮选等几大种类，在具体选矿方法的选择上，还要综合考虑多种因素，例如技术成本、矿石性质等，很多时候还需要将多种选矿方法进行拼接、组合，通过延长选矿流程提高铜的回收率。

2.1 优先浮选结合上文中铜矿石元素占比数值可以发现，该矿的铜矿石中，除了一些氧化物外，硫、铁的含量也比较高。

对于这些矿石中同时含有多种优势矿种的情况，就需要使用优先浮选技术，将这些不同的金属矿石分离开来，优先获取目标矿石。

浮选中，为了进一步提高矿石中铜的捕收力，要求加入特殊的分离剂。

目前常用的分离剂，按照其成分的不同，可以分为黄药类和酯类两种。

以黄药类为例，丁黄药是一种成本较低且捕收针对性较强的一种，应用较为广泛。

在优先浮选中，添加丁黄药可以防止铜流失，这也是提高铜回收率的关键。

2.2 铜硫混选再磨在铜矿石选矿、回收中，增加矿单体的解离度，一方面是能够将铜矿石中铜、硫、铁等单体分离开，为进行单体回收提供了便利条件;另一方面是降低了后期磨矿成本，有利于获得更高品位的铜。

矿业工程黄　金ＧＯＬＤ２０２４年第３期／第４５卷西藏某铜钼矿选矿厂流程考查及优化收稿日期：２０２３－１１－０５；修回日期：２０２３－１２－０７作者简介：张逸铖（１９８８—），男，工程师，从事有色金属选矿技术和管理工作；Ｅ ｍａｉｌ：ｚｈａｎｇ＿ｙｉｃｈｅｎｇ＠ｚｉｊｉｎｍｉｎｉｎｇ．ｃｏｍ张逸铖（紫金矿业集团股份有限公司）摘要：针对西藏某大型铜钼矿选矿流程进行了详细的流程考查，并借助工艺矿物学研究，查明了损失原因。

在此基础上提出引入强力捕收剂、矿泥分散剂或进行矿泥开路试验、强化＋０．１００ｍｍ和－０．０１０ｍｍ２个粒级产品的有效回收等措施，预计可提高金属铜回收率３～５百分点，为后续选矿工艺指标优化提供方向，奠定该铜钼矿山进一步“提质、控本、增效”的基础。

关键词：铜钼矿；流程考查；捕收剂；矿泥分散剂；开路浮选 中图分类号：ＴＤ９５２ 文章编号：１００１－１２７７（２０２４）０３－００５０－０５文献标志码：Ａｄｏｉ：１０．１１７９２／ｈｊ２０２４０３１２引　言西藏某大型斑岩型铜钼矿，有价回收金属元素为铜、钼，品位分别为０．７％和０．０２８％，含少量有害杂质元素砷，贵金属金、银含量较低。

选矿厂处理量６００００ｔ／ｄ，年产铜金属量１０万ｔ，钼金属量６０００ｔ。

目前，采用铜钼混合浮选工艺流程，获得的精矿产品含铜２０％～２５％、含钼０．７％～０．９％，铜回收率８０％～８５％、钼回收率６０％～６５％，浮选指标较设计指标存在一定差距。

为进一步提高浮选指标，项目组对该选矿厂铜钼混合浮选工艺流程进行流程考查，总结了各金属损失原因，并找出了影响浮选指标的因素，通过全面诊断和合理评价选矿厂生产现状，为后续生产流程的稳定和工艺优化提出建议。

１　矿石性质矿石化学成分分析结果见表１，铜、钼物相分析结果分别见表２、表３。

表１　矿石化学成分分析结果Ｔａｂｌｅ１　Ａｎａｌｙｓｉｓｒｅｓｕｌｔｏｆｏｒｅｃｈｅｍｉｃａｌｃｏｍｐｏｓｉｔｉｏｎ成分ＣｕＭｏＳＦｅＭｇＯＡｌ２Ｏ３ｗ／％０．７６０．０３８１．５０２．７９０．７５１５．３８成分ＣａＯＡｓＰＳｉＯ２Ａｕ１）Ａｇ２）ｗ／％１．３７０．０２８０．０９７６９．５０＜０．０２＜２．０　注：１）ｗ（Ａｕ）／（ｇ·ｔ－１）；２）ｗ（Ａｇ）／（ｇ·ｔ－１）。

铜矿资源合理开发利用“三率”最低指标要求（试行）铜矿资源合理开发利用“三率”是指铜矿山开采回采率、选矿回收率和综合利用率等三项指标，是评价铜矿企业开发利用矿产资源效果的主要指标。

经研究，确定其最低指标要求如下：一、“三率”指标要求（一）开采回采率。

1.地下开采。

依据矿体厚度和铜（当量）品位的不同，铜矿开采回采率确定为75～92%间共9个指标要求（详见表1）。

其中，铜为单一铜矿时按铜品位不同确定其开采回采率；当铜矿含有多种共伴生元素时，依据铜当量品位确定其开采回采率。

铜当量品位是指矿床铜品位与其伴生有价元素依据市场价格折算铜品位之和，其计算公式为：a当=a k+a1f1+a2f2+…+a i f i式中：a当********铜当量品位，%；********主元素铜品位，%;a1a2…a i---有价副产元素品位，%；f1f2…f i---有价副产元素的换算系数;f(换算系数)=某一共伴生矿产品产值/铜矿产品产值。

表1 地下开采时开采回采率指标要求单位：%2.露天开采。

大型铜矿山的开采回采率不低于95%，对于中小型矿山或矿体形态变化大、矿体薄、矿岩稳固性差的矿山，其开采回采率不低于92%。

（二）选矿回收率。

根据矿石类型、结构构造类型、品位、粒度等不同的影响因素，矿选矿回收率应分别达到以下指标要求（详见表2）。

表2铜矿选矿回收率指标要求单位：%（三）共伴生矿产资源综合利用率。

国家鼓励铜矿山综合利用金、银、硫、铁等共伴生资源，根据铁的回收状态、铜品位和含硫品位的不同，确定其共伴生矿产资源（能够回收、利用的有价元素）综合利用率指标要求如表3。

表3铜矿山矿产资源综合利用率指标要求单位：%二、监督管理（一）本指标要求是国土资源主管部门监督管理铜矿山企业合理开发利用矿产资源的重要依据。

（二）本指标要求是编制和审查铜矿山矿产资源开发利用方案、矿山设计的依据。

新建或改扩建铜矿山的“三率”指标应达到本指标要求。

（三）现有生产矿山在本指标要求发布之日后的两年内达到本指标规定要求。