浮选试验

智能化煤矿选煤厂安全规程-浮沉试验方面一、试验概述浮沉试验是选煤厂的基础试验之一，在煤炭行业有着广泛的应用。

浮沉试验是通过在不同比重介质中对煤样进行分离，从而确定其密度差异和品质分级，为后续的选矿过程提供有效的参考。

在智能化煤矿选煤厂中，浮沉试验的自动化实现，将极大地提高了试验的效率和准确性，为选煤生产提供了保障。

二、试验流程浮沉试验主要包括样品选取、浮选槽调整、试验数据预置、自动化控制、浮选返回物分选等流程。

2.1 选样在试验之前，应根据生产需要选取符合要求的样品。

样品宜分别来自深部和浅部，体现煤矿原始产煤的变化程度和品质水平。

在选取过程中，应确保样品的代表性和可靠性。

2.2 预置和自动化控制在试验过程中，应根据样品的实际情况进行试验参数的预置。

包括介质比例、搅拌强度、分选泵流量等。

针对不同的煤质和选煤策略，预置参数可以进行灵活调整。

试验过程中，应使用自动化控制技术，对试验参数进行实时监控和控制。

2.3 分选浮沉试验是通过对煤样在不同比重介质中进行浮沉分选，从而达到煤样品质分级的目的。

在试验过程中，应根据设备要求将不同介质的浓度和比例进行调整。

试验过程中应尽量减少人为因素的干扰，确保试验的准确性和可精度。

2.4 数据记录在试验过程中，应建立科学、规范的数据记录体系。

试验数据应根据规定的格式进行记录和统计。

其中包括煤样质量、密度、浓度、返回物品位等。

三、安全要求3.1 操作人员应熟悉试验流程，确保试验程序错误率趋近于零。

3.2 介质浓度调整时，应严格按照要求进行，“先水后沙，先稀后浓”，注意介质倒入时的安全问题。

3.3 搅拌器启动前，应摆放好遮罩，操作人员离开搅拌器周边区域，确保搅拌过程中电机和驱动机械的安全。

3.4 泵的使用和维护，应遵循配套说明和操作规程。

当泵没有工作时，应关闭泵门和泵输液管道的阀门，以确保操作人员的安全。

3.5 试验室应设置通风设施，保证实验室空气流通。

四、结论浮沉试验是选煤厂中一项关键的试验，对于生产安全和产品质量都有着重要的影响。

合计
100.00 18.15
正累计产率 正累计灰分 负累计产率 负累计灰分
/%
/%
/%
/%
65.77
6.27
100.00
18.15
81.93
9.98
26.42
47.52
73.58
100.00
7.61
18.15
34.23
18.07
40.99
55.21
分步释放是对 煤 泥 进 行 多 次 精 选 的 浮 选 试 验,
据结果,浮 选 试 验 结 果 中,煤 泥 的 精 煤 产 率 均 大 于
75% ,可燃体回 收 率 大 于 80% ,煤 泥 在 灰 分 10% 左
收稿日期:
2020-08-20
尾煤
γ/%
24.
15
17.
61
14.
43
47.
39
58.
42
63.
21
18.
53
18.
23
83.
19
91.
23
91.
01
收剂的要求性能要求较高。
由于 现 场 要 求 精 煤 产 率 <10% ,实 际 生 产 一 般
产品灰分指标。
易浮选煤泥的 药 剂 消 耗 量 大,一 般 情 况 下 是 因
美和 柴 油 两 种 药 剂,油 比 还 设 定 为 5∶1,起 泡 剂 使
辛赫煤泥,在药 剂 消 耗 量 为 1.
5kg/
t干 煤 泥 的 情 况
选浓度:
90g/L;浮选机容积:
1.
5L;小浮选机单 位 充
3
2
气量:
0.
25m /(

不同PH值条件下对浮选回收率的试验报告浮选回收率试验报告一、引言浮选是一种常用的矿石分选技术，通过调节浮选液的pH值可以对矿石进行有效的分离和浮选。

本实验旨在研究不同pH值条件下对浮选回收率的影响，为矿石的浮选工艺提供理论依据。

二、实验目的1.调节不同pH值的浮选试验条件；2.测试不同pH值条件下的浮选回收率；3.分析不同pH值对浮选回收率的影响。

三、实验步骤1.准备实验材料，包括矿石样品、浮选试剂和pH调节剂；2.按照一定比例准备浮选液，添加矿石样品；3.在不同的pH值条件下进行浮选实验，每种pH值进行三次重复；4.按照常规的浮选操作进行实验，并记录所用试剂的用量；5.测量每次实验的矿石浮选回收率；6.对实验结果进行数据处理和统计分析。

四、实验结果pH值，实验1，实验2，实验3，平均值，浮选回收率------，------，------，------，--------，------------7，85%，82%，86%，84.33%，84.33%8，87%，89%，86%，87.33%，87.33%9，81%，82%，80%，81.00%，81.00%10，77%，79%，75%，77.00%，77.00%五、实验讨论从实验结果可以看出，不同pH值条件下的浮选回收率存在一定的差异。

当pH值为7和8时，浮选回收率较高，分别达到84.33%和87.33%；而当pH值为9和10时，浮选回收率下降至81.00%和77.00%。

造成这种差异的原因可能是不同pH值对浮选液的影响。

在pH值为7和8时，浮选液呈中性或弱碱性，有利于与矿石表面的有用矿物发生吸附反应，提高浮选回收率；而在pH值为9和10时，浮选液呈强碱性，对矿石表面产生较强的抑制作用，导致有用矿物难以与浮选液发生反应，降低了浮选回收率。

六、实验结论根据实验结果可以得出结论：不同pH值条件下对浮选回收率有一定的影响。

在本实验中，pH值为7和8时，浮选回收率较高，分别达到84.33%和87.33%；而pH值为9和10时，浮选回收率下降至81.00%和77.00%。

煤炭产量就达到 30． 5 亿 t，高效合理利用煤炭已经成为
必然趋势。煤炭综合机械化开采方法的应用，使得原煤
中高灰煤泥含量大量增加； 同时，迫于节能减排及企业经 济效益的压力，煤炭企业也越来越重视煤泥浮选［1］。
浮选是细粒煤泥分选的主要方法。烃类油做捕收
剂可以提高煤泥表面的疏水性和在气泡上黏着的牢固
浓度 （ g /L） C
1 2 3 2 3 1 3 1 2 57． 890 60． 663 54． 153
实验 结果% 59． 24 60． 59 53． 67 56． 08 53． 76 49． 67 55． 03 64． 76 65． 32
极差 偏差平方 和F比
8． 533 109． 541 0． 200
实验煤泥灰分为 18． 62% 。捕收剂用量分别定为
800 g / t，1000 g / t，1200 g / t； 起泡剂用量分别为 80 g / t，
100 g / t，120g / t； 浓度分别为 60 g / L，80 g / L，100 g / L； 分
别对应水平 1，2，3。浮选正交试验结果如下。
·64·
实验 3 实验 4 实验 5 实验 6 实验 7 实验 8 实验 9 均值 1 均值 2 均值 3
极差
偏差平方 和F比
1 2 2 2 3 3 3 67． 300 80． 967 80． 087
13． 667 351． 051 3． 374
3 1 2 3 1 2 3 74． 043 76． 833 77． 477
关键词：分步释放法；煤泥；浮选
doi： 10． 3969 / j． issn． 1008 － 0155． 2012． 11． 041
中图分类号： F403． 7； TQ533 文献标志码： C 文章编号： 1008 － 0155（ 2012） 11 － 0064 － 01

湖南有色金属ＨＵＮＡＮＮＯＮＦＥＲＲＯＵＳＭＥＴＡＬＳ第３７卷第３期２０２１年６月作者简介：易爱君（１９８６－），男，工程师，主要从事金、锑、钨选矿技术研究工作。

提高辰州矿业选矿厂金、锑回收率浮选试验研究易爱君，黄长峰（湖南辰州矿业有限责任公司，湖南沅陵　４１９６００）摘　要：针对湖南辰州矿业有限责任公司选矿厂锑金浮选给矿，在矿石工艺矿物学研究的基础上进行了浮选试验研究。

在锑金浮选采用ＭＡ－３、丁钠黑药与高效捕收剂按５∶１∶１混合用药，与现有药剂制度对比，捕收剂总用量不变，高效捕收剂用量３４ｇ／ｔ时，尾矿金品位降低０ ０３ｇ／ｔ，锑品位降低０ ０１４％，金、锑回收率分别提高了０ ４８％和０ ９１％；锑金精矿产率增加１ ４％，金品位降低２ ８ｇ／ｔ，锑品位降低０ ６％；锑金精矿含砷、铅不变，含硅增加０ ９％，钨的损失增加２２％。

关键词：金；锑；浮选；回收率；高效捕收剂中图分类号：ＴＤ９２３＋１ 文献标识码：Ａ 文章编号：１００３－５５４０（２０２１）０３－００１４－０５ 湖南辰州矿业有限责任公司选矿厂处理沃溪矿区和鱼儿山矿区的井下出窿矿石，两矿区的矿石均为金、锑、钨共生矿石。

自新选厂建厂以来，一直采用“两段磨矿—重浮联合”的原则工艺流程，产品为合质金、白钨精矿和锑金精矿。

２０２０年公司提出了实现“５５１”的生产经营目标，技术经济指标的目标为在年计划的基础上再提高１％。

目前钨回收率超过“５５１”目标，金、锑回收率均未达到“５５１”目标。

因此，希望通过进行小型试验研究找到提高金、锑回收率的方法。

本试验主要探索了应用ＬＪ－１５０８高效捕收剂（以下简称高效捕收剂）的试验方案。

１　工艺流程目前选矿厂磨选流程采用“两段磨矿—重浮联合”的原则工艺流程，具体工艺流程如图１所示。

２　矿石性质２０１７年长沙矿冶研究院有限责任公司对矿样进行了工艺矿物学研究［１］，其矿石性质如下。

２ １　矿石的物质组成经镜下鉴定、Ｘ射线衍射分析、扫描电镜分析和ＭＬＡ分析综合研究查明：金矿物为自然金；钨矿物主要为白钨矿，少量黑钨矿；锑矿物大部分为辉锑矿，微量红锑铁矿、脆硫锑铅矿和车轮矿等；其它金属硫化物以黄铁矿为主，微量毒砂、黝铜矿、闪锌矿和磁黄铁矿，偶见方铅矿、辰砂、辉钼矿、辉铋矿和自然铋等；铁矿物主要为镁铁矿，少量赤铁矿、褐铁矿和菱铁矿，偶见磁铁矿；脉石矿物以石英和云母为主，少量白云石、铁白云石、绿泥石等；其它微量矿物尚见方解石、高岭石、蛇纹石、辉石、金红石、磷灰石等。

ｓ ｔ ｕ ｄ ｙ ｗ ａ ｓ ｃ ｏ ｎ ｄ ｕ ｃ ｔ ｅ ｄ ｗｉ ｔ ｈ 一１ ｍｍ ｓ ｌ ｉ ｍｅ ｆ ｒ ｏ ｍ Ｔ ｕ ｎ ｌ ａ ｎ Ｃ ｏ ｌ ａ Ｐ ｒ ｅ ｐ ａ ｒ ａ ｔ ｉ ｏ ｎ Ｐ ｌ ａ ｎ ｔ ．Ｔ ｈ ｅ ｒ ｅ ｓ ｕ ｈ ｓ ｓ ｈ ｏ ｗｅ ｄ ｔ ｈ ａ ｔ ｗ ｈ ｅ ｎ ｔ ｈ ｅ ｌ ｆ ｏ ａ ｔ ａ ｔ ｉ ｏ ｎ ｗｉ ｔ ｈ ｔ ｈ ｅ ｓ ｌ ｉ ｍｅ ｐ ａ ｒ ｔ ｉ ｃ ｌ ｅ ｂ ｅ ｌ ｏ ｗ １ ｍｍ ，ｔ ｈ ｅ ａ ｓ ｈ ｃ ｏ ｎ ｔ ｅ ｎ ｔ ｏ ｆ ｔ ｈ ｅ ｔ ａ ｉ ｌ ｉ ｎ ｇ ｒ ｆ ｏ ｍ ｔ ｈ ｅ ｌｏ ｆ ａ ｔ ａ ｔ ｉ ｏ ｎ ｗ ｏ ｕ ｌ ｄ ｂ ｅ ｏ ｖ ｅ ｒ ５ ５ ％ ａ ｎ ｄ ｔ ｈ ｅ ｑ ｕ ａ ｎ ｔ ｉ ｔ ｙ ｅ ｉｃ ｆ ｉ ｅ ｎ ｃ ｙ ａ ｎ ｄ ｔ ｈ ｅ ｌ ｆ ａ ｍｍａ ｂ ｌ ｅ ｍａ ｔ ｅ ｒ ｉ ｌ ａ ｒ ｅ ｃ ｏ ｖ ｅ ｒ ｙ ｒ ａ ｔ ｅ ｃ ｏ ｕ ｌ ｄ ｂ ｅ ９ １ ． ０ ５ ％ ａ ｎ ｄ ８ ４ ． ８ １ ％ ｉ ｎ ｄ ｉ ｖ ｉ ｄ ｕ ａ ｌ ｌ ｙ ．Ｔ ｈ ｕ ｓ ｌｌ ａ ａ ｂ ｏ ｖ ｅ ｒ ｅ ｓ ｕ ｈ ｓ
的特 点 ， 自行 设 计 了宽粒 级 煤 泥 浮 选 机 ，并 组 建 了宽 粒 级 煤 泥 浮 选 试 验 系统 ，对 屯 兰 选 煤 厂
一
ｌ ｍ ｍ煤 泥进 行 了浮选试 验研 究 。结 果表 明 ，该 浮选 机 在 对 １ ｍ ｍ 以下 煤 泥 浮选 时 ，浮 选尾 煤 灰
分 可达 ５ ５ ％ 以上 ，１ ～ ０ ． １ ２ ５ ｍ ｍ 粒级 煤数 量 效 率和 可燃 体 回收 率 可 达 ９ １ ． ０ ５ ％和 ８ ４ ． ８ １ ％ ，由此 证 明该 宽粒 级煤 泥 浮选机 可对 １ ｍｍ 以下煤 泥 实现 有 效分 选 。 关 键词 ：浮选机 ；宽粒级 煤泥 ；浮选试 验 ；流 态化 ；粗颗 粒

某 金 矿 石 浮 选 试 验 研 究
高起 鹏
（ 阳有色金属研究院 ， 沈 辽宁 沈 阳 １０４ ） １１ １
摘
要： 通过对含 金 ２ ０ ／、 ．５ｇ ｔ含硫 ３ ９ ％ 的某 含金石英脉矿 石进行浮选试 验研究 ， ．３ 结果表 明 ， 适 当控制浮选药剂用量 ， 采用 “ 饥饿 加药 法 ” 可 以获得 含金 品位 为 ３ ． ５ｇ ｔ金 回收率为 ， １５ ／ ， ９ ． ８ 的金精矿 。为合理利用金矿资源 ， ３５％ 在保 证金 回收率 的前 提下 ， 高金精矿 品位 ， 提 试 验进行 了有益 的尝试 。
１ ６
有
色
矿
冶
第２ ８卷
同） 用量为 ８ ／ 时， ０ｇｔ 磨矿细度对金精矿品位和 回 收率 影 响见 图 １ 。
一
，、
一
盖
、＿ ，
１ 簧 卜
一
回
一
瞎 删
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回
硫 酸 铜用 量 （ ｔ ｅ） ｇ
图 ３ 硫 酸 铜 用 量 对 金 粗 选 指 标 的 影 响
用 量 ８ ／。捕收 剂用量 较 大 时 ， 收性 强 ， 造成 Ｏｇｔ 捕 会 精 矿产率 增大 ， 造成 金 品位 的降低 。
２ ５ 闭路 试验 结果 ．
图 ２ 矿 浆 ｐ 值对 金粗 选 指标 的 影 响 Ｈ
从 表 ２看 出 ， 用 ｐ 采 Ｈ值 为 ７时 的矿 浆 抑 制 部 分硫 化矿 ， 以提 高金 精 矿 品位 ， 可 并保 证金 回收 率 。
９ ４ ９ ３
２ ８
至
褂 ９ ０ 擎 ８ ９
凰 ８ ８
一 金回 收率 ２ ６ ＋ 金品位 ２ 一 ５
２ ： ７

Ａｂ ｔａ ｔ Ｃｏ ｌｆｏ ａ ｉｎ ｉ ｈ ｏ ｔｅ ｆｃ ｉｅ ｗａ ｏ ｒ ｃ ｃｉ ｇ ｔ ｅ ｆｎ ａ ｔｃｅ ｃ ａ． Ｔｈ ｓｐ ｐ ｒａ ａｙ ｉ ｈｅ ｆｏ ａ ｉｎ ｓｒ ｃ ： ａ ｌ ｔｔｏ ｓ ｔ ｅ ｍ ｓ ｆｅ ｔ ｙ ｔ ｅ ｙ ｌｎ ｈ ｉ ｅ ｐ ｒｉｌ ｏ １ ｖ ｉ ａ ｅ ｎ ｌ ｓｓ ｔ ｌ ｔｔｏ ｓ ｐ ｒ ｔｏ ｎ— ｍ ａｅ ｉｌ ｌ ｒ ｙｓｅ ｉｇ ｃ ｍｐ ｓｔｏ ｆ ｏ ｌ ｒ ｐ ｒ ｔｏ ｌｎ ．ａ ｄｔ ｅ ｎ ｈ ｔｔ ｅｃ ｎ ｅ ｔｏ ｉｈ ａ ｈ ｅ ａ ａ ｉｎ ｉ ｔ ｒａ ｕ ｒ ｉｖｎ ｏ ｏ ｉｉｎ ｏ ｃ ａ ｅ ａ ａ ｉｎ ｐ ａ ｔ ｎ ｈ ｎ ｆ ｄｔ ａ ｈ ｏ ｔ ｎ ｆｈｇ ｓ ｓ ａ ｐ ｉ
摘 要 ： 泥 浮选 是 回收 细粒 煤 的最 有 效 方 法 。本 文 通 过 对 某 选 煤 厂 浮 选 人 料 煤 泥 筛 分 组 成 进 行 分 析 ， 现 小 于 ０ ０ ５ 煤 发 ． ４ ｍｍ 高灰 细泥 含 量 大 。在 相 同实 验 条 件 下 ， 行 煤 泥 的 浮选 柱 浮 选 实 验 ， 验 结果 表 明 ， 选柱 加 喷 淋 水 时 实 验 效 果 最 佳 ， 进 实 浮 浮选 柱 对 高 灰 细 泥 含量 大 的 煤 泥 的 分选 效 果 好 于 浮 选 机 ， 将 此 实验 结果 作 为 该 选 煤 厂 工艺 改造 的技 术保 证 。 并 关键 词 ： 浮选 柱 ； 浮选 机 ； 泥 ； 灰 细 泥 煤 高
０ 引 言
浮 选 是 目前 细 粒 煤 泥 最 有 效 的 分 选 方 法 之 一 ，浮 选 对 于 选 煤 厂煤 泥水 处 理 以及 提 高 选 煤 厂 的 经 济 效 益 起 着
按 照 ＧＢ Ｔ １ ０ ３ ０ ３ 煤 粉 筛 分 试 验 方 法 》 浮 选 ／ ９ ９ —２ ０ （ （ 对 人 料 煤 泥样 品进 行 了 小筛 分 实 验 。实 验 结 果 见表 １ 。

某贫中矿锡石浮选可选性试验研究发布时间：2022-05-12T05:57:47.861Z 来源：《城镇建设》2022年第1月第2期作者：秦铁玲高瑜[导读] 为探索某选厂贫中矿锡石浮选的可行性，针对某贫中矿进行锡石浮选试验研究，其试验研究方案为：浮选—重秦铁玲高瑜云南锡业股份有限公司老厂分公司，云南省个旧市 661000摘要：为探索某选厂贫中矿锡石浮选的可行性，针对某贫中矿进行锡石浮选试验研究，其试验研究方案为：浮选—重选联合流程。

该锡贫中矿含锡1.29%，经浮选试验获得经试验获得锡粗精矿回收率为65.96%，品位为5.13%，脱硫选锡尾矿再进行重选，可获得一段床锡品位为4.72%、锡回收率为6.68%，综合浮选—重选联合流程可获得锡粗精矿回收率为72.64%。

关键词：品位回收率浮选重选、磁选联合流程捕收剂起泡剂一、概述某公司300t/d精选厂所产的贫中矿堆存量大约15.5万t，加上当期产出量15000t/月，将运往其它单位精选流程优化处理，目前贫中矿产出大于处理能力，为了解决这一问题，进一步优化产品结构，提高公司产品附加值的必然需求，结合公司的实际，公司拟建设精选流程优化项目，完善锡精选流程，优化产业链结构，盘活堆存贫中矿中锡资源、减少资金占用，为冶炼烟化炉提供优质原料，提高综合经济效益，同时，还有利于减少贫中矿倒运带来的环保、安全隐患，降低倒运费用，减少倒运金属损失。

为确保精选流程优化项目技术实施的可行性，针对该贫中矿开展了小型浮选可行性试验研究。

二、物料性质2.1、物料多元素分析表1物料多元素分析表元素 Sn Cu S As Fe Pb Zn含量% 1.29 0.23 3.68 0.572 31.02 0.181 0.154物料多元素看含锡1.29%，含铁31.02%，含硫3.68%，该矿含铁硫杂质相对高。

2.2、物料锡相分析结果表2物料多元素分析表元素酸不溶锡酸溶锡全锡含量% 1.27 0.23 1.29分布率% 98.45 1.55 100物料锡相分析看酸溶锡含量为1.55%，酸不溶锡含量为98.45%，酸不溶锡为主要回收的锡2.3、物料粒度分析表3物料粒度分析表粒级产率(%) 累计(%) 品位(%) 金属分布率(%)Sn Sn+0.15 8.20 0.622 4.100.074 55.48 63.68 0.989 44.140.037 8.20 71.88 1.97 12.990.019 21.71 93.59 1.66 28.990.010 6.27 99.86 1.9 9.58-0.01 0.14 100 1.760 0.20合计 100 1.243 100.00从物料粒级分析看锡金属主要分布在-0.15mm~+0.074mm级别，其金属含量为44.14%，-0.037mm~+0.019mm级别含量为28.99%，从粒级分析看，该贫中矿锡单体解离不充分，根据锡石浮选对入选物料的粒度要求，需先磨矿至-0.074mm含量为95%及以上再进行锡石浮选试验。

我 国 的锑 矿 资 源非 常丰 富 ， 开发 利 用 的历 史 悠
１ ２ 试样 的锑 分布 ．
久 ， 的 金 属 储 量 居 世 界 第 一 ， 世 界 锑 资 源 的 锑 占 ５ ％。 由于含锑 合 金 有许 多 优 异 的特 性 ， 而锑 在 ０ 因 国民经济 建设 中用途 广 泛 。锑砷 金 矿 石 的选 矿 一 般
属难 选 矿 石 ， 是 选 出 的 精矿 产 品 中含 砷 难 以 达 到 一
矿 石 中主要 的含 锑矿 物有 辉 锑矿 、 酸 盐 （ 锑 黄锑
华 、 赭 石 ）氧 化 锑 （ 华 ） 锑 、 锑 。锑 的化 学 物 相分 析 结
果列于表 ２ 。表 ２ 分析结果表明 ， 锑主要 以硫化矿物
锑矿 与 脉石 矿 物或 与 黄铁 矿 、 砂 的接 触 处 主要 产 毒 不规则粒 状 自然 金 。一 般为 １ ０ ｍ之 间 ， ～３ 显微 可 见金 的最 大粒径 为 ６ ｎ。 ４ ｌ 毒 砂 是 主 要 含 砷 矿 物 ， 砂 含 砷 占砷 含 量 的 毒 ９ ％。粒 度较 均 匀 ， ２ 一般 为 ０ ０ ．６～０ １ ．７ ｍｍ， 粗粒 者
辉锑 的形 式 存 在 ， 占锑 总量 的 ８ ．６ ； 次 以氧 约 １５ ％ 其 化 锑 的形 式存 在 ， 占 １ ．４ ， 约 ５ ６ ％ 主要 为锑 华 ； 另有少
量锑 酸盐 中的锑 ， 占 ２ ８ ％ ， 约 ．０ 主要 为黄锑 华 。 表 ２ 锑物 相分 析结果 ％
产 品要 求 ， 这样 会导致 冶 炼产 品质量 下降 ， 污 染 大 并 气和水 源 ， 响生态 平衡 ； 是金 分 散 于各 产 品 中导 影 二
金 ５ ． １ｇ ｔ回收率 ７ ． ｌ ８ ８ ／ ， ３０ ％的浮选指标 ， 为选矿厂设计提供 了详 实的依据。 关键词 ： 浮选 ； 金锑矿 ； 毒砂 ； 硫酸铜 ； 一８ ｙ ９

矿业工程黄　金ＧＯＬＤ２０２３年第１０期／第４４卷某石英脉型含金矿石浮选试验研究收稿日期：２０２３－０４－１９；修回日期：２０２３－０７－２１基金项目：国家重点研发计划项目（２０２２ＹＦＣ２９０４５０２）作者简介：王　越（１９８４—），男，高级工程师，从事有色金属选矿工作；Ｅ ｍａｉｌ：３８３００６２９４＠ｑｑ．ｃｏｍ王　越１，于鸿宾２（１．中国黄金集团内蒙古矿业有限公司；２．长春黄金研究院有限公司）摘要：针对某石英脉型含金矿石进行了浮选试验研究，通过磨矿细度试验、分散剂种类及用量试验、硫酸铜用量试验、捕收剂种类和用量试验优化了浮选参数和药剂制度。

在最佳浮选工艺条件下，闭路试验可获得金品位分别为３５１．２２ｇ／ｔ和２３．５５ｇ／ｔ的重选精矿和浮选精矿，重选和浮选的综合回收率为９１．３４％，选矿指标较为理想。

关键词：浮选；粗粒金；石英脉型；金矿；工艺参数 中图分类号：ＴＤ９５３ 文章编号：１００１－１２７７（２０２３）１０－００３４－０４文献标志码：Ａｄｏｉ：１０．１１７９２／ｈｊ２０２３１００８ 中国金矿床的特点是矿床类型较多，包括石英脉型、蚀变碎裂岩型、微细粒浸染型、冰长石－绢云母石英脉型、铁帽型及矽卡岩型等，其中石英脉型占比高达５０％以上［１］。

处理石英脉型金矿石的选矿工艺主要有重选、浮选、原矿全泥氰化、重选＋浮选、重选＋氰化等，该类型矿床中矿石的显著特点是金矿物以粗粒金和中粒金为主，因此，采用单一选矿工艺难以实现金的高效回收［２］。

矿石中硫化物含量、硫化物与金矿物的共伴生关系是影响其选矿工艺和指标的重要因素［３］。

本文以某石英脉型金矿石为研究对象，针对矿石性质特点开展了系统的浮选试验研究，以期为该资源的开发利用提供技术支撑。

１　矿石性质１．１　化学成分分析矿石化学成分分析结果见表１，由表１可知：该矿石中金品位为２．５７ｇ／ｔ，为矿石中唯一可利用金属元素；矿石中有害金属元素含量较低。

表１　矿石化学成分分析结果％成分Ａｕ１）Ａｇ２）ＣａＯＭｇＯＡｌ２Ｏ３Ａｓｗ２．５７２．８０１．９３１．３６２．６１０．０５５成分ＳｉＯ２ＳＣｕＦｅＰｂＣｗ８０．１７３．５２０．０１０９．０２＜０．０５０．５８　注：１）ｗ（Ａｕ）／（ｇ·ｔ－１）；２）ｗ（Ａｇ）／（ｇ·ｔ－１）。

童
含量
含 量
！ ！
垒 ！
！
０ ６ １． ８ １ ．９ ０ ２２ ４ ５ １９ ３ ．８ ．７ ９ １ ２ ３ ．５ ． １ ．４ ９ ９
１ ５ ８ １４ １ ．１ ．４ ８ ８ ０ ０ ２ ０ ９ ２ ８０ ．５ ． １ ． １ ５
的 因固溶 体分 离作 用 形 成 的乳 浊 状 、 串珠 状 和 短脉
析结果 见表 １ 表 ２ 、 。
表 １ 原 矿 化 学 多元 素 分 析 结果 （ ） ％
和 闪锌 矿常 呈连 晶关 系共 生 ， 它们彼 此相 互穿 插 ， 相 互包 裹 ， 尤其 是黄 铜矿 与 闪锌矿 之 间 ， 生关 系更 为 共
紧密 ， 绝大 多数 的 闪锌矿 颗粒 中 ， 在 均可见 包 含其 中
药剂制度 ， 使铜 、 、 的 回收率 有较大 幅度 的提高 。 铅 银
１ 原 矿 性 质
该 矿石 中 的矿 物 种 类 较 多 ， 物 组 成 较 复 杂 。 矿 矿物组 成有 原生 硫 化 物 ， 生硫 化物 、 酸盐 矿 物 、 次 硫
主要 集 中在 ＋ ．０ 和 一 ．３ ｍ 的 粒 级 中 ， ０ １６ｍｍ ０ ０８ｍ
分布 ， 他金、 其 银矿 物 ， 如金 银 矿 、 银 矿 、 辉 辉银 矿 几 乎 全部 分 布 在 一 ． ３ ｍ 粒 级 中 。矿 石 中金 属 矿 ０ ０ ８ｍ 物 的产 出特 征和 嵌 布关 系十分 复杂 ， 铜矿 、 黄 方铅 矿
化学多 元素 分析 结果及 矿 石 中铜 、 、 铅 锌化 学 物相分
状 的细小 的黄铜 矿 颗粒 ， 而且 黄铜 矿 、 方铅 矿 和闪锌
童 丝 ！
矿 与磁 黄 铁矿 、 铁 矿 、 砂 之 间 的关 系 十分 紧密 。 黄 毒 前 三者 沿磁 黄铁 矿 、 黄铁 矿 和毒砂 的裂 隙 、 洞充 填 孔

铜锌硫化矿浮选分离试验研究报告一、实验目的本实验旨在通过浮选分离来提取铜、锌、硫化矿中的金属元素，并且探究最优实验条件，实现高效率、高品质的提取。

二、实验原理铜锌硫化矿利用常规浮选法浮选，并通过浮选废物的反浮选、精矿的弱磁选和亚硝酸钠浸出等步骤进行提取。

在铜锌硫化矿的浮选过程中，我们通过药剂添加将有关矿物粒度分布调整至浮选的最优范围，以便使铜、锌、硫等金属元素分别富集。

在反浮选过程中，我们通过添加药剂和搅拌来提高精矿的质量，进而减少反浮选时间和处理费用。

在弱磁选过程中，我们通过将精矿目标混合物经过磁场处理，选出粒径大于0.1mm的铁矿物，达到去铁目的。

同时，钠亚硝酸浸出是将精矿目标混合物浸泡于钠亚硝酸溶液中，促进铜、锌和其他微量金属元素的络合和溶出。

三、实验步骤1、将铜锌硫化矿粉末用水悬浮，并进行筛分和过筛。

2、将所得悬浮液送入浮选机，添加药剂淋漓处理，得到浮选精矿和浮选废物。

3、将浮选废物送入篦矿机进行反浮选，以提高精矿质量。

4、将精矿目标混合物经过弱磁选，去除铁矿物。

5、将精矿目标混合物浸泡于钠亚硝酸溶液中，溶出铜、锌和其他微量金属元素。

6、过滤出提取液，并进行洗涤和晾干，得到提取物。

7、对提取物进行质量和化学分析，得到含铜、锌、硫等金属元素的提取率。

四、实验结果及分析本次实验结果表明，采用浮选分离对铜锌硫化矿进行提取的方法，可以更好地满足金属元素选别和质量提高的需求。

在实验过程中，通过药剂添加和搅拌控制，得到了约75%的浮选精矿。

反浮选过程中，精矿质量得到提高，时间和处理费用得到降低。

通过弱磁选和亚硝酸溶出，精矿中的铁、铜、锌等元素得到了高效去除和提取，且提取率达到较高的水平。

五、结论综上所述，本次铜锌硫化矿的浮选和提取实验，成功地实现了铜、锌和硫元素的高效提取，同时探索了最优实验条件，提高了提取率和工艺品质。

浮选分离对于极其细小、密度近似的铜锌硫化矿的提取工艺，具有显著的优越性。

在此实验中，我们进行了铜锌硫化矿的浮选分离实验，得出了一系列数据。

收稿日期2020-07-28作者简介梁李晓(1993—)，男，硕士研究生。

云南某硫化铅锌矿低碱条件下浮选分离试验梁李晓陈建华温凯（广西大学资源环境与材料学院，广西南宁530004）摘要云南某硫化铅锌矿石铅品位为0.85%，锌品位为2.76%，并伴生有金、银等贵重金属。

针对一般硫化铅锌矿浮选中需要加入大量石灰，不利于贵重金属回收的特点，开发了自然pH 下硫化铅锌矿浮选分离技术，用漂白粉和过硫酸钠代替石灰作用，进行了铅的浮选回收试验。

结果表明：在磨矿细度为-0.074mm 占85%，以Z200+乙硫氮为捕收剂，漂白粉+过硫酸钠为抑制剂，经过1粗2精2扫流程铅锌混浮，铅锌精矿以硫酸锌+亚硫酸钠为抑制剂，以Z200+乙硫氮为捕收剂，经1粗2精2扫流程选铅，选铅尾矿经1粗2精2扫选锌，最终获得铅品位51.26%、铅回收率82.02%的铅精矿，锌品位46.21%、锌回收率70.65%的锌精矿，实现了原矿中有用金属的高效回收。

与使用石灰为抑制剂相比，漂白粉+过硫酸钠复配选别指标更好。

关键词硫化铅锌矿混合浮选混合抑制剂漂白粉过硫酸钠中图分类号TD923文献标志码A文章编号1001-1250（2020）-12-119-06DOI 10.19614/ki.jsks.202012019Flotation Separation Test of a Sulfide Lead -Zinc Ore in Yunnan under Low Alkali ConditionsLIANG Lixiao CHEN Jianhua WEN Kai （School of Resources ，Environment and Materials ，Guangxi University ，Nanning 530004，China ）AbstractThe lead grade of a lead -zinc sulphide ore in Yunnan is 0.85%，and the zinc grade is 2.76%.It is accompa⁃nied by precious metals such as gold and silver.In view of the need to add a large amount of lime to the general sulphidelead -zinc ore flotation ，it is not conducive to the characteristics of precious metal recovery.The flotation separation technolo⁃gy of lead sulphide ore at natural pH was developed.The bleaching powder and sodium persulfate were used instead of lime to recovery lead.The results show that at the grinding particle size -0.074mm accounts for 85%，Z200+ethylsulfide nitrogen as collector ，bleaching powder+sodium persulfate as inhibitor ，lead and zinc were selected by one roughing two cleaning two scavenging process ，lead and zinc concentrate was treated with zinc sulfate +sodium sulfite as inhibitor and Z200+ethyl sul⁃fur nitrogen as collecting agent ，lead is concentrated by one roughing two cleaning two scavenging process ，tailings are con⁃centrated by one roughing two cleaning two scavenging process ，finally obtaining lead grade 51.26%and lead recovery rate 82.02%，zinc concentrate with zinc grade 46.21%，zinc recovery rate was 70.65%.The high efficiency recovery rate of met⁃als from raw ore has been pared with lime as inhibitor ，bleaching powder and sodium persulphate can have better separation index.Keywordslead -zinc sulfide ore ，bulk flotation ，mixed inhibitor ，bleaching powder ，sodium persulfate总第534期2020年第12期金属矿山METAL MINESeries No.534Decembe 2020铅锌矿是重要的战略性矿产资源，在有色金属工业中有着重要的地位，主要应用于电气工业、冶金工业、化学工业、机械工业等方面［1-3］。