设计日处理2500吨的铜矿石浮选厂技术
辽宁科技大学
设计题目：日处理2500吨的铜矿石浮选厂学院、系：资土学院矿物加工工程
专业班级：矿物加工08班
学生姓名：**
指导教师：***
成绩：
2011年12月25日
目录
1. 绪论 (2)
1.1 课程设计目的及要求 (2)
1.2 设计题目 (2)
1.3 铜的性质 (2)
1.4 矿石性质 (2)
1.4.1黄铜矿 (2)
1.4.2辉铜矿 (2)
1.5 选矿厂概况 (3)
1.6 选矿厂各车间工作制 (3)
1.7 选矿厂经济技术指标 (3)
2. 选矿工艺流程 (3)
2.1 破碎流程的计算与论证 (3)
2.1.1破碎段数的确定 (3)
2.1.2预先筛分的必要性 (4)
2.1.3检查筛分的必要性 (4)
2.2 磨矿流程的计算与论证 (7)
2.2.1磨矿分级作业的必要性 (7)
2.2.2磨矿段数的确定 (7)
2.3 浮选流程的计算 (10)
2.4 矿浆流程的计算 (13)
3. 主要工艺设备的选择和计算 (19)
3.1 破碎设备的选择和计算 (19)
3.1.1 粗碎设备的选择和计算 (19)
3.1.2 中碎设备的选择和计算 (22)
3.1.3 细碎设备的选择和计算 (24)
3.2 筛分设备的选择和计算 (27)
3.2.1 二段筛分的选择和计算 (27)
3.2.2 三段筛分的选择和计算 (28)
3.3 磨机的选择和计算 (29)
3.3.1 一段磨机的选择和计算 (30)
3.3.2 二段磨机的选择和计算 (32)
3.4 分级设备的选择和计算 (34)
3.4.1 一次分级设备的选择和计算 (34)
3.4.2 二次分级设备的选择和计算 (35)
3.5 浮选设备的选择和计算 (37)
3.5.1 粗选设备的选择和计算 (37)
3.5.2 一次精选设备的选择和计算 (37)
3.5.3 二次精选设备的选择和计算 (38)
3.5.4 扫选设备的选择和计算 (39)
1.绪论
1.1课程设计目的及要求
根据教学大纲要求，《选矿厂设计》授课结束后，于毕业设计前，学生要用两周时间进行课程设计。
目的：本课程设计是矿物加工工程专业教学内容的环节之一，使学生在设计中学习，巩固和提高工程设计理论与解决实际问题的内力，综合运用所学的有关工程知识。并为毕业设计打下良好的基础。
要求：设计任务书下达后，设计者必须独立认真分析与计算，按期完成设计中所规定的具体任务。
1.2设计题目
《设计日处理2500吨的铜矿石浮选厂》
1.3铜的性质
铜是人类发现最早的金属之一，也是最好的纯金属之一，稍硬、极坚韧、耐磨损。铜是一种重要的有色金属，它在应用上仅次于铝和铁。铜的导电率高，仅次于银，而铜的价格较银低廉。铜的导热性能好，在金属中居第三位，仅次于金和银。由于铜的优良的导电掉热性能，所以广泛地应用于工业上。
1.4矿石性质
1.4.1黄铜矿
硬度中等，在黄铁矿含量较大的矿石中，磨矿矿石会过粉碎。
黄铜矿很容易浮选，用少量硫化矿物阴离子捕收剂，就能很好的浮选。
黄铜矿不易氧化，是硫化矿中对氧最稳定的，在中性和弱碱性介质中可长时间保持疏水。当PH=10以上时或在氧化剂长时间作用下，黄铜矿会明显氧化。它
在弱碱性介质中氧化时溶液中会有H+ ,Cu2+,Fe3+,S
2O
4
2-等离子。在碱性（PH=10-11）
中。氧化时溶液中有SO
42-，S
2
O
3
2-,S
4
O
6
2-等离子。黄铜矿过度氧化后其可浮性显著
下降，但还可以用苏打，硫化剂等使其得到改善。
1.4.2辉铜矿
辉铜矿是含铜最高的硫化矿矿物，有着重要的工业意义。它大多数是次生的，
也有原生的，辉铜矿很脆，易过粉碎和氧化，氧化所产生的大量铜离子会活化闪锌矿，黄铁矿等，使浮选过程控制复杂化，这是选矿过程中应该注意的。
辉铜矿可浮性号，用黄药，黑药和白药等阴离子捕收剂和胺做捕收剂时都很易浮，能够得到品位很高的铜精矿。
1.5选矿厂概况
所设计选矿厂处理量2500吨/日，工艺流程为三段一闭路、阶段磨矿、粗细分级、浮选工艺流程，日产精矿量134.64吨。主要车间有破碎车间、筛分车间、浮选车间。
1.6选矿厂各车间工作制
破碎车间工作制：破碎筛分系统设备作业率为67.81%。年工作330天，每天工作3班，每班工作6小时。
主厂房（磨矿车间和浮选车间）工作制：主厂房采用连续工作制，设备作业率为90.41%。年工作300天，每天工作3班，每班工作8小时。
1.7选矿厂经济技术指标
原矿处理量：2500吨/天；日产精矿量：134.64吨/天：原矿品味：1.48%；精矿品味：24.25%；尾矿品味：0.12%。
2.选矿工艺流程
破碎部分：本矿石属于中硬度矿石，采用三段一闭路破碎流程。
磨矿部分：该矿石呈细粒均匀均匀嵌布，试验表明当磨至，-200目含量为85%时，其单体解离度可达95%以上，故磨矿参考流程为两段全闭路磨矿流程，给矿中-200目含量为10%，磨矿产品中-200目含量为85%。
浮选部分：单一硫化矿浮选，选用一次粗选，2次精选，一次扫选，中矿采用循序返回。
浮选时间：粗选6分钟，一次精选6分钟，二次精选8分钟，扫选7分钟。
2.1破碎流程的计算与论证
2.1.1破碎段数的确定
本矿石属于中硬度矿石，普氏硬度f=8-12，原矿中最大粒度500mm，要求最终产品粒度12mm，为完成最终破碎产品粒度采用三段一闭路破碎流程，如图1。
破碎车间的工作制度为：年工作330天，每天工作3班，每班工作6小时。
总破碎比 6.4112
500d ===最小最大总D S
若采用二段破碎则平均破碎比为44.6==总S S a 查①中表5.2-5 一段破碎机颚式破碎机和旋回破碎机。破碎比范围在3-5，二段破碎机的最大破碎比范围为4-8.取两段最大破碎比6.418521
应用预先筛分可预先筛除细粒，可预防矿石过粉碎并且能相应提高破碎机的生产能力，矿石中-200目含量为10%，且矿石为中等可碎性矿石，采用预先筛分是合理的，且矿石中含水量为4%用预先筛分对防止破碎机堵塞起到一定作用。 2.1.3检查筛分的必要性
检查筛分的目的在于控制破碎产品的粒度和充分发挥破碎机的生产能力，各种破碎机排矿产物中存在大于排矿口的过大颗粒，查①中表5.2-6可知当三段破碎机选用短头型圆锥破碎机时，排矿中过大颗粒含量β=60%相对过大粒度Z=2.2-2.7.过大粒度含量非常高，为达到破碎最终产物要求，设置检查筛分是合理的必要的。
1．确定工作制度，计算小时处理量
Q R =
6
32500
?=138.89（t/h ） 2．计算总破碎比 S 总=终
d D max =12500=41.67
3．破碎比分配
S 0=367.41=3.47
S 1=3 S 2=3.6
S 3=21S S S ?总
=6
.3367.41?=3.86
4．计算各段产物最大粒度 d 2=1max S D =3500=166.67(mm)
d 5=22S d =5.367.166=46.29(mm) d 8=35S d =97
.362.47=12.00(mm)
5．计算各段破碎机排矿口宽度（e ）
计算e Ⅰ 粗碎用颚式破碎机 查①表5.2-6 Z=1.6
e Ⅰ=Z d 2=6
.167
.166=104.17（mm ） 取e Ⅰ=105（mm ）
计算e Ⅱ 中碎用标准型圆锥破碎机 查①表5.2-6 Z=1.9
e Ⅱ=9
.162
.475=Z d =25.06（mm ） 取e Ⅱ=25（mm ）
计算e Ⅲ 粗碎用短头圆锥破碎机 按e Ⅲ=0.8d 8计算 e Ⅲ=0.8d 8=0.8×12=9.6(mm) 取e Ⅲ=10（mm ）
6．计算筛孔尺寸a 和筛分效率E 二段筛分用振动筛 a Ⅱ=e Ⅱ-d 5=25-46.29
取a Ⅱ=30（mm ） E 2=80% 三段等值筛分工制
a Ⅲ=12d 8=1.2×12=14.4（mm ） 取e Ⅲ=15（mm ） E 3=80%
7．计算各产物的矿量和产率 Q 1=Q 2=Q 6=Q 8=138.89(t/h)
Q 3=Q 2402-βE 2=138.89×0.38×0.6=31.11(t/h) 查①图5.2-4 402-β=0.38
Q 4=Q 2-Q 3=138.89-31.67=107.78 (t/h ） Q 4=Q 5=107.78（t/h ）
查①图5.2-3 5.2-5 -156β=
6
15
5515
3
3)
(Q Q Q --?+?ββ=0.44 -15
10β=0.67
Q 10=215
10215
668)(E E Q Q ??----ββ=8.067.08
.04.089.13889.138???-=176.20（t/h) Q 9=Q 10=176.20（t/h)
Q 7=Q 6+Q 13=176.20+138.89=315.09（t/h)
1γ=2γ=6γ=8γ=100%
3
γ=
2
3
Q Q ×100%=89.13867.31×100%=22.80%
4γ=5γ=2γ-3γ=100%-22.80=77.6% 9γ=10γ=C=126.86%
7γ=6γ+10γ=126.86%+100%=226.86%
2.2磨矿流程的计算与论证
2.2.1磨矿分级作业的必要性
预先分级的目的在于分出给矿中已经合格的粒级。一般第一段前很少用预先分级，只是给矿粒度小于6-8mm，其中合格粒度大于15%时才考虑。原矿为10%时采用。故一段前不加入预先分级。
检查分级的目的是保证磨矿产品粒度合格，将粗粒级返回磨机，增加磨机单位时间内的矿石通过量，从而提高磨机效率减少矿石过粉碎。因此，本矿厂的磨矿流程每段都采用检查分级。
2.2.2磨矿段数的确定
本矿石矿物呈细粒均匀嵌布，试验表明当磨至-200目含量为85%时，其单体解离度可达95%以上。
矿石的入选粒度为12mm，含量为85%且矿石嵌布粒度均匀。满足入选粒度
【完美升级版】东川落雪铜矿日处理500吨的铜矿石浮选厂毕业论文
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课程设计任务书 国土资源工程学院矿物加工过程专业11 _________________ 级学生姓名：王鹏 课程设计题目：东川落雪铜矿500吨天选矿厂设计课程设计 课程设计内容： 1.设计条件：原矿品位：0.93% 原矿最大粒度：360mm 精矿品位：21% 铜回收率：80% 2 ?设计要求： 1设计说明书30—40页，包括下列部分： (1)结论 (2)车间生产能力及工作制度 (3)工艺流程的选择和计算 (4)主要设备的选择和计算 (5)总结与体会 2、图纸部分 (1)数质量矿浆流程图1张。 (2)设备联系图(又称设备形象图)1张 (3)磨浮车间设备平面配置图1张。
(4)磨浮车间设备断面配置图1张。 （二）要求 （1）图纸尺寸为N01、2号图纸。 （2）图纸必须严格按照制图规定的要求进行绘制。 （3）配置方案必须慎重考虑，先订出草图，经反复比较，最后进行绘制。 （4）图纸的绘制应该先用2H或HB铅笔描出轮廓，经检查无误后，方可用HB或2B铅笔加粗。 （5）绘制图纸时，可参考标准设计的图纸样本。 （6）说明书力求文字简洁、语句通顺，抄写要清楚、工整。 （7）说明书中的文字应用国务院颁发的简化字。 （8）说明书按照统一的格式和纸张，一律用钢笔抄写。 （9）说明书应有目录、页码，最后应列出参考文献，说明书中的插图和附表应统一编号。 （10）说明书要装订成册，与折叠的图纸一并装入纸袋内（文件袋班级统一购买）（11）图纸和说明书应按规定期限交指导教师、拖交者扣分，不交者以零分计。 目录 第一章绪论 第二章车间生产能力及工作制度 第三章工艺流程的选择与计算 第一节破碎筛分流程的选择 第二节破碎筛分流程的计算
东川落雪铜矿日处理500吨的铜矿石浮选厂课程设计报告书
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（1）图纸尺寸为N01、2号图纸。 （2）图纸必须严格按照制图规定的要求进行绘制。 （3）配置方案必须慎重考虑，先订出草图，经反复比较，最后进行绘制。（4）图纸的绘制应该先用2H或HB铅笔描出轮廓，经检查无误后，方可用HB或2B铅笔加粗。 （5）绘制图纸时，可参考标准设计的图纸样本。 （6）说明书力求文字简洁、语句通顺，抄写要清楚、工整。 （7）说明书中的文字应用国务院颁发的简化字。 （8）说明书按照统一的格式和纸张，一律用钢笔抄写。 （9）说明书应有目录、页码，最后应列出参考文献，说明书中的插图和附表应统一编号。 （10）说明书要装订成册，与折叠的图纸一并装入纸袋内（文件袋班级统一购买） （11）图纸和说明书应按规定期限交指导教师、拖交者扣分，不交者以零分计。
设计日处理2500吨的铜矿石浮选厂
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目录 1. 绪论 (2) 1.1 课程设计目的及要求 (2) 1.2 设计题目 (2) 1.3 铜的性质 (2) 1.4 矿石性质 (2) 1.4.1黄铜矿 (2) 1.4.2辉铜矿 (2) 1.5 选矿厂概况 (3) 1.6 选矿厂各车间工作制 (3) 1.7 选矿厂经济技术指标 (3) 2. 选矿工艺流程 (3) 2.1 破碎流程的计算与论证 (3) 2.1.1破碎段数的确定 (3) 2.1.2预先筛分的必要性 (4) 2.1.3检查筛分的必要性 (4) 2.2 磨矿流程的计算与论证 (7) 2.2.1磨矿分级作业的必要性 (7) 2.2.2磨矿段数的确定 (7) 2.3 浮选流程的计算 (10) 2.4 矿浆流程的计算 (13) 3. 主要工艺设备的选择和计算 (19) 3.1 破碎设备的选择和计算 (19) 3.1.1 粗碎设备的选择和计算 (19) 3.1.2 中碎设备的选择和计算 (22) 3.1.3 细碎设备的选择和计算 (24) 3.2 筛分设备的选择和计算 (27) 3.2.1 二段筛分的选择和计算 (27) 3.2.2 三段筛分的选择和计算 (28) 3.3 磨机的选择和计算 (29) 3.3.1 一段磨机的选择和计算 (30) 3.3.2 二段磨机的选择和计算 (32) 3.4 分级设备的选择和计算 (34) 3.4.1 一次分级设备的选择和计算 (34) 3.4.2 二次分级设备的选择和计算 (35) 3.5 浮选设备的选择和计算 (37) 3.5.1 粗选设备的选择和计算 (37) 3.5.2 一次精选设备的选择和计算 (37) 3.5.3 二次精选设备的选择和计算 (38) 3.5.4 扫选设备的选择和计算 (39)
多金属金矿石的浮选工艺研究
多金属金矿石的浮选工艺研究 【摘要】本文对福建省某金矿含金银铅多金属矿石进行了浮选工艺研究。根据矿石性质及现场生产条件，试验对浮选的各项工艺参数及药剂进行了充分研究，在金、银、铅原矿品位为1.50g/t、41g/t、1.15%的情况下，成功将尾矿品位控制在0.20g/t、8g/t、0.10%以下，效果显著。 【关键词】金矿石；浮选；含铅金矿石；金；铅 福建省某金矿矿石中伴生银、铅等多种金属矿物。矿石组成复杂，矿石中主要有价元素为金、银、铅、硫，品位分别为1.50g/t、41g/t、1.15%、7.5%。矿山建有选矿厂，现生产能力为280吨/日，采用浮选工艺生产金精矿和硫精矿，产品全部外销。现场生产中，浮选细度为-200目55-60%，选金pH值为8-10，药剂制度为丁基黄药100g/t+丁铵黑药10g/t，选金尾矿品位高，金、银、铅的品位分别为0.35g/t、12g/t、0.15%。由于尾矿品位偏高，故经济效益不佳。根据矿石性质和产品要求，曾考虑先进行金银铅硫混合浮选，而后再进行分离的工艺方案。但是经过考察，现场生产条件不适宜进行大的流程改造，故试验仅对该矿石浮选工艺的各项生产条件进行了优化，调整了磨矿细度及药剂制度，结果成功将金、银、铅的尾矿品位控制在0.20g/t、8g/t、0.10%以下，效果显著。 1 矿石性质 矿石属于含金石英脉硫化矿石，主要金属硫化物为黄铁矿、方铅矿，少量黄铜矿、闪锌矿，非金属矿物为石英、长石、碳酸盐矿物等。 原矿中金的含量不是很高，品位为1.5g/t，主要为自然金和银金矿。金嵌布粒度较细，主要分布在方铅矿、黄铜矿与脉石粒间。金属硫化物是金的主要载体矿物。银矿物主要为自然银和金银矿，主要分布在方铅矿和脉石粒间。金、银的粒度主要在0.037-0.01mm之间，金、银的形态主要呈角粒状、麦粒状、长角粒状等。方铅矿为矿石中必须回收的矿物，原矿铅品位高达1.15%。粒度主要分布在0.01-0.074mm之间，占71.3%。多分布在脉石粒间，占68.8%。其存在形态复杂，主要是尖角粒状、他形粒状，与其它金属矿物呈浸染状、脉状构造。 黄铜矿是矿石中的主要铜矿物，含量极少，粒度较细，大多与方铅矿结晶在一起，没有回收的价值。 原矿多元素分析结果见表1。 2 浮选试验研究 根据矿石性质和现场生产工艺条件，要有效地将金银铅选到金精矿中，同时要保证合适的精矿品位，因此控制合适的磨矿细度和pH值是极其重要的。
铜矿浮选方法
吴老师：您好，我寄给您的浮选剂是丁基黄药，也就是丁基二硫代碳酸盐，用玻璃瓶装的，外面包了好几层纸，韵达快递，就按您说的地址合肥工业大学化工学院，留了您的手机号码。您收到后看看还有什么需要的，到时候我再跟您联系。另外，老师有什么安排可以随时联系我，我这学期课不多，就是周一下午4节和周三一天5节，所以本学期的任务就是在您的指导下做好毕业论文，争取能多发表几篇，呵呵。考虑到去合肥的路程及费用，我想要是去工大做实验，那么我一般会以周为单位，吴老师只需要提前跟我说什么时候要做实验，然后我就把课调好就可以了。 如果还有任何问题，我们随时电话联系。下面是我搜集的一些关于浮选资料请您参考，我能搜到的就只有这些啦，呵呵。 铜陵有色的铜矿组成比较复杂，可选的含铜矿石有含铜沙岩，含铜磁黄铁矿，含铜闪长岩，含铜石英闪长岩，含铜闪长玢岩，含铜蛇纹岩，含铜矽卡岩含铜黄铁矿，含铜大理岩，含铜磁铁矿。其中选矿过程分为优先选铜，其次选铁，最后选硫。 在药剂浮选之前，铜矿石先被粗磨成小块，后被磨碎到一定粒度，加入到事先加入抑制剂、pH调整剂的槽子中，然后往里添加选矿药剂，主要有捕收剂、起泡剂。 起泡剂主要采用松油（主要成分为萜烯醇C10H17OH）、松醇油、甲酚酸、脂肪醇类等。 捕收剂主要采用黄药，黄药的组成为带烷基的二硫代碳酸盐，分子式为ROCSSMe (Me 可以是Na或K），其中有乙基黄药、丁基黄药、异丁基黄药。 其作用原理为：起泡剂和捕收剂联合吸附在矿物表面，使矿粒上浮，最终泡沫产品被收集下来，经过进一步脱水得到铜精矿，铜精矿送去冶炼厂炼铜。 影响浮选过程的因素： 1、磨矿细度。基本上使有用矿物单体解离，只允许少量矿物与脉石的连生体。粒度上限为0.25mm，下线为0.01mm，小于0.01mm则矿石过粉碎泥化，会使浮选指标恶化。 2、矿浆浓度。影响浮选指标的主要因素。矿浆浓度稀，回收率低，但精矿质量较高。随着矿浆浓度的增加，回收率增加，达到一定值后，回收率会随矿浆浓度的增加而降低。一般在25-35%。 3、矿浆的酸碱度。大多数硫化矿物在碱性或弱碱性矿浆中浮选，一方面对捕收剂黄药较为有效，另一方面较之酸性介质，不会对设备造成腐蚀。各种药剂都存在一个浮与不浮的临界pH，控制临界pH就能控制各种矿物的有效分选。控制pH是浮选工艺的重要措施。 4、药剂制度。药剂的种类和数量、加药地点、加药方式对浮选指标有重大影响。 5、充气和搅拌。目的是造成大量的能携带矿粒的活性气泡。但过分会使气泡兼并或矿泥夹带造成精矿质量下降。 6、浮选时间。时间过长，回收率增加，但精矿品位下降；时间过短，精矿品位有利但尾矿品味增高。 7、水质和矿浆温度。水质不能含有大量的悬浮微粒和能与矿物或药剂发生作用的可溶性物质及各种微生物。浮选一般在常温下进行，也有的需要给矿浆加温。加温与否要依据具体情况比较确定，还要因地制宜，尽量利用余热与废气。 下面参考金的浮选原理 一、浮选甚本原理
金矿石中提炼金的方法
金矿石中提炼金的方法 单一浮选适用于处理粗、中粒自然黄金铁矿石。经破碎后的矿进入球磨机，磨细呈矿浆后进入浮选。在浮选中，用碳酸钠作调整剂，使黄金上浮。同时用丁黄药与胺黑药作补收剂，使金矿粉与矿渣分离，产出金精矿粉。 重力选矿系利用黄金与其它矿物比得的差异性进行浮选。比重差异愈大，更易于分离。将含金矿沙置入圆筒筛，通过高压水进行流矿，大于筛孔的砾砂经溜糟、皮带输送入尾矿场；小于筛孔的矿沙通过公配器输入1-3段圆跳汰机，经3段跳汰机精矿自流入摇床，进行粗、细、扫选，生产出精沙矿。此法多用于流沙矿，细碎后的矿石也可适用。 混汞浮选适用于处理自然金嵌布粒度较粗，储存在黄铁矿和其它硫化矿石。与单一浮选不同的是在磨矿后加汞板进行金回收，回收率可达30-45%。混汞后的矿浆，通过分级机溢流进行浮选。为使更好地生成汞金，磨矿时加添一定浓度的碳酸纳、苛性钠等，可使汞金回收率提到70% 。 炭浆法提金工艺，这种工敢是80年代世界最先进的提金方法，用在处理含金褐铁矿氧化矿石的选别效果更佳。1983年，中国黄金总公司对潼关金矿的选矿工艺决定改造，引用美国戴维麦基公司的炭浆提金新工艺。炭浆法即在氧化浸出的同时，进行活性炭吸附，提高金的浸出率。其流程包括：两段闭路破碎，两段磨矿，挽流器溢流产品－200目占95%，而后进入浓密机，将矿浆浓度由18-20%浓缩为42-45%左右，再经缓冲槽进入浸出吸附槽，进行浸出作业，同时用椰子壳制成的活性炭吸附，得出最终产品载金炭。尾矿用高频完全筛回收碎活性炭中的金，而后用液氯处理含氰尾液。金回收以解析、电解、酸洗等方法获得。解
析用高浓度氰化物、高碱度，进行高温高压将载金炭中的金解析下来，再将载析下来的溶液送电解回收。电解槽以钢棉为阴极、不锈钢为阳极，使金吸附在钢棉上，解析下来的活性炭用盐酸洗涤，附去炭酸钙以及其他杂质，最后在返600℃的回转窑中再生。此项工艺经过1986－1987年的试行情况分析，1987年的浸出率比1986年5个月平均指标低5.73个百分点，为81.36%。而且各月浸出率波动较大，最你为33%，最高达98.4％。原因是矿厂中硫化物及铜的含量比1984年1月和5月分别由国内、国外试验分析的结果都有增加的趋势，银、铝、铜增加亦较显着，影响炭浆工艺的浸出效果。故于1987年改造了一条浮选流程，把部分含铜较高的硫化矿用浮选法处理，既利用了原浮选系列闲置设备，又保证了炭浆法的浸出率。冶炼经过各种选矿方法生产出金精矿粉、加入KNO3氧化剂及银和硼砂。当炉温升到700℃时，毛金熔化，炉温升至1000℃，熔液开始沸腾，渣液呈飘浮状，白炽明亮的金质下沉平静，当炉温加温至1250℃－1350℃时，渣液表面亮度变暗，经数次扒去渣液，生产出纯金。总过程是通过熔化使熔液中的过剩硫等化合物氧化除去。电解直接冶炼此法为潼关金矿所采用，以钢棉为阴极直接熔炼得金银合质金。由于此法原设计所得合质金，金银不易分离，交售时白银不予计价，钢棉一次使用混入渣，成本太大。现改为水洗电解钢棉，得金银泥，一般品位为22-28％的金，15-20%的银，在金银分离反应时银、铜、铁等渣质进入溶液，而金不溶解，呈红棕色状态存在，而后将金泥水洗、烘干和溶剂一起冶炼。
金矿石的选矿工艺
书山有路勤为径，学海无涯苦作舟 金矿石的选矿工艺 金矿石的各种类型因性质不同，采用的选矿方法也有不同，但普遍采用重选、浮选、混汞、氰化及近年来的树脂矿浆法、炭浆吸附法、堆浸法提金新工艺。对某些种类的矿石，往往采用联合提金工艺流程。 用于生产实践的选金流程方案很多，通常采用的有如下几种： 1.单一混汞此流程适于处理含粗粒金的石英脉原生矿床和氧化矿石。混汞法提金是一种古老而又普遍的选金方法。在近代黄金工业生产中，混汞法仍然占有很重要的位置。由于金在矿石中多呈游离状态出现，因此，在各类矿石中都有一部分金粒可以用混汞法回收。实践证明，在选金流程中用混汞法提前回收一部分金粒，可以明显地降低粗粒金在尾矿中的损失。 混汞法提金的理论基础为，汞对金粒能选择性地润湿，然后向润湿的金粒中扩散。在以水为介质的矿浆中，当汞与金粒表面接触时，金与汞形成的接触面代替了原来金与水和汞与水的接触面，从而降低了表面能，亦破坏了妨碍金与汞接触的水化膜。此时汞沿着金粒表面迅速扩散，并使相界面上的表面能降低。随后汞向金粒内部扩散，形成了汞的化合物-汞齐(汞膏)。 混汞提金法又分为内混汞和外混汞两种。所用混汞设备有混汞板、混汞溜槽、捣矿机、混汞筒和专用的小型球磨机或棒磨机。 混汞提金法工艺过程简单，操作容易，成本低廉。但汞是有毒物质，对人体危害很大。所以，采用混汞提金的选矿厂应当严格遵守安全技术操作规程，使汞蒸气和金属汞对人身体的危害限制到最小程度。 2.混汞-重选联合流程此流程分为先混汞后重选和先重选后混汞两个方案。先混汞后重选流程适用于处理简单石英脉含金矿石。先重选后混汞流程适用于处理金粒大，但表面被污染和氧化膜包裹的不易直接混汞的矿石，以及含金量
硫化铜矿浮选常用药剂知识修订稿
硫化铜矿浮选常用药剂 知识 公司标准化编码 [QQX96QT-XQQB89Q8-NQQJ6Q8-MQM9N]
硫化铜矿浮选常用药剂知识 按选别的有用成分不同，硫化铜矿可分为如下几类： （1）单一铜矿。其矿石比较简单，可以回收的有价成分只有铜。脉石主要是石英、硅酸盐类和碳酸盐类。 （2）铜硫矿。这种矿石除铜矿物外，还有硫化铁的矿物可以回收。硫的主要矿物是黄铁矿。这种矿石称为含铜黄铁矿。 （3）铜硫铁矿。其矿石中除铜矿物和黄铁矿可以回收外，还有值得回收的磁铁矿。 （4）铜钼矿。这种矿石的有用成分除铜矿物外，还含有辉钼矿。有的矿石除铜钼以外，尚有磁铁矿和黄铁矿可以回收。 （5）铜镍矿。其有用成分除铜矿物以外，还有含镍的矿物，如硫化镍矿和含镍的黄铁矿、磁黄铁矿等。 （6）铜钴矿。其有用成分除铜矿物以外，还有含钴的黄铁矿。将后者选出即为钴精矿。 主要硫化铜矿物、铁矿物及其可浮性 ）含%，是主要铜矿物。黄铜矿在中性及弱碱性介质中，能较黄铜矿（CuFeS 2 长时间保持其天然可浮性，但在强碱性（PH＞10)介质中，由于表面结构受OH-侵蚀，形成氢氧化铁薄膜，其天然可浮性下降。在矿床表层的黄铜矿，因长期受氧化，硬度变小，易过粉碎，所以其可浮性变差。 浮选黄铜矿最常用的捕收剂是黄药和黑药。近年来也用硫氮类及硫胺酯。在国外，有人用异硫脲盐、丁黄烯酯等取代黄药浮选黄铜矿。 黄铜矿在碱性介质中，易受氰化物及氧化剂的作用而受到抑制。例如，在铜铅分离时，常用氰化物抑制黄铜矿；铜钼分离时，使用氧化剂使黄铜矿受抑制的方法，已得到广泛应用。有时用铜盐（如硫酸铜）活化被抑制的黄铜矿。
辉铜矿(Cu 2 S)含Cu79．8％，是最常见的次生硫化铜矿物，性脆，容易过粉碎泥化。国外许多大型斑岩铜矿的铜矿物为辉铜矿。辉铜矿的捕收剂主要是黄药。它在酸性和碱性介质中，都有较好的可浮性。由于辉铜矿中铜硫结晶的晶格能较小，铜离子半径小，硫离子半径大，易于暴露受到氧化，所以辉铜矿比黄铜矿易氧化。氧化以后，有较多的铜离子进入矿浆。这些铜离子的存在，会活化其他矿物，或者消耗药剂，造成分选的困难。 辉铜矿的抑制剂是Na 2SO 3 、Na 2 S 2 O 3 、K 3 Fe(CN) 6 和K 4 Fe(CN) 6 ，大量的Na 2 S对辉 铜矿也有抑制作用。氰化物对辉铜矿的抑制作用较弱，这是因为辉铜矿表面铜离子不断溶解且与氰化物作用，因而使氰化物失效。只有不断加人氰化物，才能达到抑制的目的。 斑铜矿（Cu 5FeS 4 ）化学成分不固定，按分子式计算含Cu63. 3 %，有原生、次 生两种。斑铜矿的表面性质及可浮性，介于辉铜矿和黄铜矿之间。用黄药作捕收剂时，在酸性及弱碱性介质中均可浮，当PH＞10以后，其可浮性下降。在强酸性介质中，其可浮性也显着变坏，容易受氰化物抑制。 其他硫化铜矿物，如铜蓝（CuS），铜蓝的可浮性与辉铜矿相似。砷黝铜矿 3Cu 2S·As 2 S 3 ，属原生铜矿。它是等轴晶系结晶，实际上不解离，有很多同分异 构体，硬度小，脆性高，容易过磨泥化。用丁黄药浮选砷黝铜矿时，最适宜的PH是11～12。介质调整剂用碳酸钠比用石灰好，因为当游离CaO高于400 g/m3时，对砷黝铜矿有抑制作用。在硫化钠用量较低（30 mg/L）时，由于硫化了氧化的表面，则可以改善其可浮性，但提高用量，可以完全抑制砷黝铜矿的浮选。 对硫化铜矿物的可浮性，可以归纳出如下几条规律： （1）凡是不含铁的矿物，如辉铜矿、铜蓝，可浮性相似，氰化物、石灰对它们的抑制作用较弱。
金矿选矿工艺
金矿选矿工艺 金矿工艺通常是由金矿与脉石的物理性质、化学性质及矿物学性质决定的，如比重差很大、浸染粒度粗的金矿石，一般用重选法处理；矿物表面润湿性差别大、浸染粒度细的金矿石，一般用浮选法处理。 对于某些复杂的难选金矿石，为了最大限度地提高金的回收率并回收其他有用成分，选择多工艺联合流程无疑在技术上是必要的，在经济上也是合理的。 常见的金矿石主要有两大类：石英脉型金矿石与硫化含金矿石。 一、石英脉型金矿石：石英脉型金矿石选矿工艺主要是氰化法、浮选法，工艺的确定主要取决于金的粒度及与其他矿物的共生关系。在矿石表面受污染或有薄膜的游离态金的情况下，可采用跳汰重选回收一部分金，降低尾矿品位，减少氰化浸出时间。 当矿石可浮性较好时，含石英的金矿石浮选能产出近似氰化工艺处理后的尾矿，浮选尾矿磨后再浮选，可以提高浮选回收率。在多数情况下，氰化法应用于石英脉型金矿石较为普遍，其主要考虑的是矿石磨矿细度，矿浆中氰化物浓度，浸出时间。同时，为了减少氰化作业量，可采用浮选精矿再氰化的工艺。 二、硫化物含金矿石：绝大多数含金硫化矿石可以用浮选法处理，有的亦可用氰化法处理，或采用联合方法，也可以用混汞、重选或其联合流程。 浮选或氰化流程的选择，取决于金的回收率、伴生矿物的综合利用程度等，如果矿石中含有较多的粗粒金，则必须预先选出，因为粗粒金在氰化溶液中溶解较困难，而且浮选法也难以回收。当金粒表面洁净，且矿石中没有对混汞有害的成分时，混汞法较重选法效果较好。在生产实践中，常用的含金硫化矿的选矿流程为：先浮选，浮选精矿可以直接氰化，也可再磨后氰化，或用重选与混汞处理。 对于金矿选厂，尽量采用成熟的、简单易行的生产流程，在这个前提下，选矿设备选型、厂区建设都要留有余地，为以后生产发展和流程改进提供条件。
氧化铜矿选矿药剂
立志当早，存高远 氧化铜矿选矿药剂 在我国的铜资源中，氧化铜矿约占四分之一。大多数铜矿床上部有氧化带，甚至有的已形成独立的大中型氧化铜矿床。为此，开发和利用氧化铜矿，对于我国铜工业的发展具有重要意义。1. 氧化铜矿的可选性氧化铜矿一般见于矿床上部的氧化带。由于氧化带的物理化学条件极为复杂，所以，氧化矿的矿物组成、结构构造也是很复杂的。氧化铜矿的可选性取决铜矿物的种类、脉石的组成、矿物与脉石共生关系以及含泥量的多少等因素。 2.氧化铜选矿方法介绍氧化铜矿的浮选分为直接浮选和硫化浮选。直接浮选是最早应用的不用硫化钠活化，直接利用捕收剂浮选的方法，包括脂肪酸浮选法、胺类浮选法、中性油乳浊液浮选法和鳌合捕收剂浮选法等。由于氧化铜矿大都是氧化率高、含泥量大、结合铜含量高、细粒不均匀嵌布、氧硫混杂、多种矿物共存等特点，因此捕收剂很难吸附到矿物表面，需经过硫化处理，才能使氧化铜矿物表面发生根本的变化。硫化浮选也就是在氧化铜矿浆中加入硫化钠等硫化剂进行硫化，然后添加黄药类捕收剂浮选。作为常规的浮选氧化铜的方法已经很难适应当前复杂难选氧化铜的需要了，新药剂、新工艺、联合浮选流程越来越成为浮选难选氧化铜的发展趋势。 3.浮选氧化铜的新药剂由于氧化矿对浮选药剂的要求比硫化矿要高，作为单一的直接硫化很难达到预期的效果，所以一些组合药剂常用于氧化矿的浮选。 下面重点介绍最新的浮选氧化铜矿的药剂CSU-3 CSU-3 药剂是由长沙鸿顺矿业科技有限公司最新研制成功的一种氧化铜矿新型浮选药剂，该药剂同时兼具活化、捕收、起泡功能，生产过程中无需添加其他药剂，即可实现对氧化铜矿的高效捕收，药剂环保无毒。为防止假冒，本产品采用二元组分，组分一
设计日处理3000吨的铜矿石浮选厂
辽宁科技大学课程设计说明书 设计题目：日处理3000吨的铜矿石浮选厂学院：矿业工程学院 班级：矿加12-1 姓名：杨占东 指导教师：赵通林 2015年12月24日
目录 一．绪论 (2) 1.课程设计目的及要求 (2) 2.设计题目 (2) 3.铜的性质 (2) 4.矿石的铜矿物种类及性质 (2) 4.2黄铜矿的性质 (2) 4.3辉铜矿的性质 (2) 5.选矿厂概况 (3) 6.选矿厂各车间工作制 (3) 7.选矿厂经济技术指标 (3) 二．选矿工艺流程 (4) 1.破碎流程的计算与论证 (4) 1.1破碎段数的确定 (4) 1.2预先筛分的必要性 (4) 1.3检查筛分的必要性 (4) 1.4 破碎流程的计算 (5) 2.磨矿流程的计算与论证 (7) 2.1磨矿分级作业的必要性 (7) 2.2磨矿段数的确定 (7) 3.浮选流程的计算 (10) 4.矿浆流程的计算 (13) 三．主要工艺设备的选择和计算 (19) 1.破碎设备的选择和计算 (19) 1.1粗碎设备的选择和计算 (19) 1.2中碎设备的选择和计算 (22) 1.3细碎设备的选择和计算 (23) 2.筛分设备的选择和计算 (24) 2.1二段筛分的选择和计算 (24) 2.2三段筛分的选择和计算 (25) 3. 磨机的选择和计算 (26) 4. 分级设备的选择和计算 (29) 4.1一段分级设备的选择和计算 (29) 4.2二段分级设备的选择和计算 (30) 5.浮选设备的选择和计算 (32) 5.1粗选设备的选择和计算 (32) 5.2一次精选设备的选择和计算 (32) 5.3二次精选设备的选择和计算 (33) 5.4扫选设备的选择和计算 (34)
含金矿石浮选的新药剂
含金矿石浮选的新药剂 2008年11月23日 11:08 含金矿石浮选的新药剂 由俄罗斯科学院乌菲姆(Уфим)科学中心有机化学研究所提供的药剂，德国商品名为Hoechst和俄罗斯商品名为Бератон，还研究了其他含硫捕收剂Kаптакс(R-404)、硫代酰基酰替苯胺(TAA)、异丁基钾黄药(NKK)和机器油。 在浮选单矿物和含金矿石时，所研究的这些药剂无论是单独使用还是与丁基钾黄药(BKK)联合应用都是最有效、最可接受和最廉价的。 所用的单矿物为粒度-0．1+0．008mm的黄铁矿和磁黄铁矿。黄铁矿与磁黄铁矿质量比为2：l。试验在槽容积40mL的机械型浮选机中进行。 药剂单独应用时，浮选单矿物的结果表明，Берафлот-30д-5(表1)、Hosta Flot X-23，Hoe F1923-1的结果最好(图1和2)。 浮选实践表明，两种捕收剂组合应用比单独应用一种捕收剂可改善浮选技术指标。两种同类型或不同类型捕收剂组合的应用与同样条件下单独应用每一种药剂相比，可以明显地提高进入泡沫产品中的矿物回收率、提高浮选速度和降低药剂消耗量。 因此除了单独的捕收剂外，还研究了不同药剂的组合。在总的组合中所研究的药剂的分数为0～1。 给出较好结果的药剂组合列于表2中，这些药剂制度保证了进入泡沫产品中的硫化矿物的回收率为91％～95％。 金矿石样品采自埃尔登纳特和巴尔哈什矿床。前者属于金浸染的低硫化物矿床类型。主要矿石矿物为金、砷黄铁矿和磁黄铁矿。主要非金属矿物为石英和黑云母。 对埃尔登纳特矿石曾用单独的丁基钾黄药(BKK)及药剂组合进行了试验。 磨矿细度定为80％～74nm，药剂总用量为70g／t，起泡剂T-80用量60 g ／t，浮选只进行一次粗选。 从表3看到，与基准试验(单独使用BKX)相比，利用药剂组合时，泡沫产品中金的回收率增加0．63％～3．33％，但金含量未降低。利用药剂组合时金属的富集程度提高了2～3倍。 巴拉尔哈什矿床的矿石为含金0．76g／t的老矿石堆，试样组成十分均匀，为浸染状矿石，主要金属矿物是黄铁矿和黄铜矿，为细粒和中粒结构的黄铁长英岩以及石英和黑云母的细脉。黄铁矿以相同浸染形式分布于黄铁长英岩中。 以前曾对该原料进行了可选性研究，并提出了选矿流程。对原矿按所推荐的药剂制度进行浮选的结果列于表4中。 泡沫产品的矿物分析表明，它由黄铁矿、黄铜矿、石英和黑云母组成，矿物颗粒基本单体解离。据此可得出结论，精矿再磨并不能使精矿中的金含量再增加。 为提高精矿质量对用OKTCM和гфу酮硫化物药剂的药剂制度进行了优化。 浮选用含0．6g／t Au的摇床尾矿进行，给矿磨至细度为82％-0．074mm，流程包括一次粗选，2次精选和一次扫选。新药剂给入磨矿阶段，用量为50g／t。加入点决定于其低溶性。 利用新捕收剂的选矿结果示于表5中。 由此可得到以下结论：
氧化铜矿的浮选
氧化铜矿的浮选 随着高品位硫化铜矿资源的不断开采, 难选氧化铜矿的利用越来越受到人们的重视。自然界中已发现的含铜矿物约有170多种, 其中氧化铜矿物约有100多种。在具有工业价值的铜矿中, 氧化铜矿和混合铜矿占世界铜矿的10% -15% , 约占铜金属量的25% 。我国铜资源中, 氧化铜矿约占25% 。除大多数硫化铜矿床上部有氧化带外, 还有藏量巨大的独立氧化铜矿床。因此, 开发利用氧化铜矿石是选矿的重要研究课题。 一.氧化铜矿物及其可浮性 常见的氧化铜矿物有孔雀石、蓝铜矿、赤铜矿、硅孔雀石等。孔雀石( CuCO3?Cu (OH)2) 含Cu57.7% , 其可浮性较好, 可用脂肪酸或羟肟酸钠直接浮选, 也可以用硫化钠硫化后用高级黄药浮选。硫化时, 加硫酸铵有促进其硫化的作用。蓝铜矿( 2CuCO3?Cu(OH)2 )含Cu 55.5%, 其可浮性与孔雀石相近, 只是硫化浮选时, 硫化时间较长。赤铜矿( Cu2O)含Cu 88.9% , 可浮性与孔雀石相近。硅孔雀石( CuS i O3?n H2O )含Cu 36.1%, 表面亲水性较强, 不容易被硫化钠等硫化剂硫化﹔ pH = 4时, 加硫化氢、硫化钠和硫酸铵, 可以将其部分硫化, 然后用高级黄药浮选。硅孔雀石能用脂肪酸捕收, 但浮选性质与脉石相似, 难于分选, 而羟肟酸和一些特殊的捕收剂, 能够起到比较好的效果。 二.氧化铜矿石的类型 氧化铜矿石可划分为如下七个类型﹕ ( 1)孔雀石型: 矿物以孔雀石为主, 其它含量较少, 属易选矿石, 可用硫化浮选法分选。( 2)硅孔雀石型: 矿物以硅孔雀石为主, 脉石为硅酸盐类, 矿石属难选型, 可用化学选矿法、离析-浮选法处理。 ( 3)赤铜矿型: 以赤铜矿和孔雀石为主, 原矿铜品位高, 不论脉石为何种类型, 此类矿石可采用浮选法处理。 ( 4)水胆矾型: 以铜的矾类矿物为主, 具有中等可选性, 可用浮选或化学选矿法直接回收; 若脉石为碳酸盐矿物, 则可采用联合法处理。 ( 5)自然铜型: 此种共生矿物, 粒度较粗, 品位较富, 属易选矿石, 可用浮选法分离。( 6)结合型: 氧化铜矿物以极细粒状被褐铁矿或泥状物包裹, 铜品位较低; 若脉石为硅酸盐类, 则属难选型矿石, 可用化学选矿法直接回收; 若脉石为碳酸盐类, 则属复杂型, 可用化学选矿法或离析-浮选法回收。 ( 7)混合型: 矿石中有氧化物, 也有硫化物, 成分复杂, 粒度稍粗大; 若脉石为硅酸盐类, 可采用浮选-化学选矿法处理。 三.氧化铜矿石的共性 氧化铜矿石的物质组成、矿石结构构造之间差异较大, 但也存在一定的共性。首先, 含有多种有用元素, 最常见的是镍、钴、金、银、铁、硫、铂、钯和一些稀散元素等, 仅含一种氧化铜物的矿石是十分少见。其次, 铜矿物种类多, 绝大多数情况下含有5种以上的氧化铜矿物, 如孔雀石、硅孔雀石、蓝铜矿、赤铜矿、矾类矿物等; 此外, 一般还含有原生硫化铜矿物和次生硫化铜矿物。第三, 同一种氧化铜矿石中可出现多种类型的结构构造, 即使是一种氧化铜矿物,也会同时以多种结构形态产出, 如薄膜状、浸染状、细网脉状、胶状、放射状、微细粒分散状、色染体、包裹体等, 从而增加了选矿工艺的难度。第四, 在大多数情况下, 氧化铜矿石都含有一部分铜的氧化物以某种形态与脉石相结合, 或以机械方式成为脉石中极细分散的铜矿物包裹体, 或以化学方式成为类质同像的或呈吸附的杂质, 形成可选性极差的“结合铜”,也称为“结合氧化铜”﹔结合铜的占有率往往与氧化铜在铜矿物中铜的分布率成正比。第五, 氧化铜矿物一般具有较强的亲水性, 其中硅孔雀石最强,孔雀石
氧化铜矿浮选研究进展
江西有色金属 JIANGXI NONFERROUS METALS 1999年 第13卷 第2期 Vol.13 No.2 1999 氧化铜矿浮选研究进展 冷文华 卢毅屏 冯其明 摘要 详细评述了氧化铜矿的浮选方法与工艺及浮选药剂研究进展，指出强化硫化过程、硫化质量和寻找具有高度选择性的捕收剂是其重要的研究方向。 关键词 氧化铜矿硫化－浮选法直接浮选法捕收剂调整剂 0 前言 铜是重要的有色金属之一，从目前有色金属产销来看，它仅次于铝。铜主要从硫化矿中提取，储量比较丰富。但就世界铜资源来看，各铜矿区约有10％～15％的氧化矿。20世纪来，人们就各种不同类型的氧化铜矿作了大量的研究，在理论和实践上取得了很大成果。概括起来大体分两大类：一是浮选法，用来处理易选铜矿石，如孔雀石；二是化学方法，用来处理难选铜矿石，如硅孔雀石、假孔雀石等。化学方法是处理难选氧化铜矿的主要方法，并能取得较好技术指标，但也存在一些问题，如酸浸出法不适合含碱土金属的碳酸盐、MgO和Mg(OH)2、硅酸盐和粘土；氨浸法易出现固液分离困难。另外化学方法处理周期长，回收速度慢。所以目前浮选法仍是优先考虑处理氧化铜矿的主要方法。 1 氧化铜矿浮选现状 1.1 氧化铜矿资源 最常见的氧化铜矿物是孔雀石和蓝铜矿，其次是硅孔雀石和赤铜矿。此外还有铜的硫酸、磷酸盐、砷酸盐或其他可溶性盐类。我国铜矿资源中，氧化铜矿约占四分之一。其中川滇矿区铜矿资源中氧化铜比例超过了15％，如汤丹就是一个特大型的氧化矿床，广东的石录铜矿也是一个氧化矿，而且我国多数硫化矿床的上部都有氧化带。 1.2 氧化铜矿物浮选工艺与技术 一般来说，氧化铜矿浮选原则流程比较简单。以氧化铜矿为主的矿石，常采用硫化后混合浮选流程；以硫化矿为主的矿石，常采用优先浮硫化矿再浮氧化矿的流程；对经常采用阶段磨矿、阶段选别流程，如果矿石易泥化，还可采用阶段磨矿、集中选别流程。 浮选法仍是目前处理氧化铜矿的主要方法之一。它分为两大类：一是直接浮选法；二是硫化－黄药浮选法。 1.2.1直接浮选法。直接浮选法是应用最早的浮选法，适用于矿物组成简单，性质不复杂的氧化铜矿石浮选。直接浮选法又分为3种方法：即羧酸浮选法、胺类捕收剂浮选法和其他螯合剂浮选法。 (1)羧酸浮选法。该法是最早使用的浮选法，在中非洲已经大规模地应用差不多70年了。中非扎伊尔矿山使用棕榈油和汽油浮选，每年要选别大约500万t氧化铜矿石，产
金-铜矿石常规浮选原则流程
书山有路勤为径，学海无涯苦作舟 金-铜矿石常规浮选原则流程 金—铜硫化矿石中金属矿物主要是黄铜矿、黄铁矿。此外还有砷黄铁 矿、磁黄铁矿等在铜矿物方面除了黄铜矿外，还有辉铜矿、斑铜矿、铜蓝。金与黄铜矿共生关系密切。此外金还存在于黄铁矿中和其他硫化物中，脉石中含金较少。金—铜硫化矿石选别流程的主要特点是采用浮选法选出金—铜精矿直接送冶炼厂处理。如果磨矿产品中含粗粒金，可在磨矿—分级循环中用混汞或重选法回收。如果在浮选尾矿中有含金的重金属硫化物，应采用重选设备摇床（或溜槽）进行扫选处理。例如我国某金矿用溜槽处理铜浮选尾矿。从中回收了40%的金。金铜矿石原则流程（图1）有如下几种： 图1 金铜矿石浮选原则流程流程Ⅰ只选出金—铜精矿，抑制黄铁矿。往往由于尾矿金品位高不能废弃，此流程只有在下述情况下方可采用：（1）原矿不含微粒金，（2）矿石中金系伴生金且品位低，大部分金存在于黄铁矿中。例如我国某金矿选厂处理的矿石属伴生金矿石，先用混汞法选出40%左右的金，然后进行浮选，把40%～50%的金富集到铜精矿中。浮选尾矿含金0.2～ 0.3g/t，予以废弃。如不能得到废弃的尾矿，则应考虑浮选尾矿再氰化。[next] 流程Ⅱ为优先浮选流程。依次从原矿中选出金—铜精矿，硫化铁精矿，最后得尾矿。流程Ⅲ为混合浮选流程，与流程Ⅱ比较可知，更有可能获得废弃尾矿。流程Ⅳ为等可浮流程。可分出易浮的金—硫化物和难浮的金—硫化物两组分。很显然，由于可浮性不同，各自所需要的选别条件也不同。如流程Ⅳ，首先只加入少量捕收剂就可将易浮的金—铜矿物和黄铁矿颗粒选入混合精矿Ⅰ中。混合精矿Ⅰ分离浮选时，需要适当加大抑制剂用量以便抑制黄铁矿，选出高品位金—铜精矿Ⅰ。在难选金硫化物混合浮选时，应提高捕收剂的用量，以
金矿的浮选方法分类
https://www.360docs.net/doc/e313551518.html, 金矿的浮选方法分类 矿石中的粗粒金可以用混汞法和重选法回收，微细粒金（<0.001mm）常采用进取的方法（氰化法和硫脲法）回收。由于浮选能有效地回收矿石中的中细粒金（0.001~0.070mm），因此，以浮选法为主，配合有混汞、重选或浸取的联合流程是处理脉金矿石的常用方法。当处理含金多金属矿石或回收多金属硫化矿中的伴生金属金时，金应回收到铜、铅等矿物的精矿中去，在冶炼过程中提取。常用的金矿浮选方法有： 1）浮选+浮选精矿氰化浸取 这是处理含金石英脉和含金黄铁矿石英脉金矿最常用的方法。一般用黄药类作捕收剂，松醇油作起泡剂，在弱碱性矿浆中浮选得金精矿（或含金硫化物精矿）。然后将浮选精矿进行氰化浸出，金被氰化物溶解变为Au(CN)。络合物进入溶液，再用锌粉置换（或用吸附法处理）的金泥，最后将金泥用火法冶炼得到纯金。 2）浮选+浮选精矿硫脲浸取 对于含砷含硫高或含碳泥质高的脉金矿石，可用浮选法获得含金硫化物金矿，然后将浮选精矿用硫脲浸取回收金的方法。用硫脲浸取不但具有溶浸速度快、毒性小、工艺简单、操作方便等优点，而且在处理含砷、硫高或含碳质、泥质高的金精矿时，还具有浸出率高，药剂、材料消耗低的特点。 3）混汞+浮选 此法使用于粗细不均匀嵌布的脉金矿，在磨矿回路中先用混汞法回收粗粒金，然后用浮选法回收细粒金。隆回金矿所处理的矿石属贫硫化物毒砂型含金石英脉矿石，自然金在矿石中呈不均匀嵌布，大部分存在于其它矿物边界和裂隙中，少量在毒砂和硫化物中。 4)浮选+精矿焙烧+焙渣氰化 对于含砷含硫高的浮矿，不能直接氰化浸取时，可将浮选金精矿先进行氧化焙烧，除砷和硫。这样焙烧后的焙砂结构疏松，更有利于金银的浸出。
硫化铜矿浮选常用药剂知识
硫化铜矿浮选常用药剂知识 按选别的有用成分不同，硫化铜矿可分为如下几类： （1）单一铜矿。其矿石比较简单，可以回收的有价成分只有铜。脉石主要是石英、硅酸盐类和碳酸盐类。 （2）铜硫矿。这种矿石除铜矿物外，还有硫化铁的矿物可以回收。硫的主要矿物是黄铁矿。这种矿石称为含铜黄铁矿。 （3）铜硫铁矿。其矿石中除铜矿物和黄铁矿可以回收外，还有值得回收的磁铁矿。 （4）铜钼矿。这种矿石的有用成分除铜矿物外，还含有辉钼矿。有的矿石除铜钼以外，尚有磁铁矿和黄铁矿可以回收。 （5）铜镍矿。其有用成分除铜矿物以外，还有含镍的矿物，如硫化镍矿和含镍的黄铁矿、磁黄铁矿等。 （6）铜钴矿。其有用成分除铜矿物以外，还有含钴的黄铁矿。将后者选出即为钴精矿。 主要硫化铜矿物、铁矿物及其可浮性 黄铜矿（CuFeS2）含Cu34.57%，是主要铜矿物。黄铜矿在中性及弱碱性介质中，能较长时间保持其天然可浮性，但在强碱性（PH＞10)介质中，由于表面结构受OH-侵蚀，形成氢氧化铁薄膜，其天然可浮性下降。在矿床表层的黄铜矿，因长期受氧化，硬度变小，易过粉碎，所以其可浮性变差。 浮选黄铜矿最常用的捕收剂是黄药和黑药。近年来也用硫氮类及硫胺酯。在国外，有人用异硫脲盐、丁黄烯酯等取代黄药浮选黄铜矿。 黄铜矿在碱性介质中，易受氰化物及氧化剂的作用而受到抑制。例如，在铜铅分离时，常用氰化物抑制黄铜矿；铜钼分离时，使用氧化剂使黄铜矿受抑制的方法，已得到广泛应用。有时用铜盐（如硫酸铜）活化被抑制的黄铜矿。
辉铜矿(Cu2S)含Cu79．8％，是最常见的次生硫化铜矿物，性脆，容易过粉碎泥化。国外许多大型斑岩铜矿的铜矿物为辉铜矿。辉铜矿的捕收剂主要是黄药。它在酸性和碱性介质中，都有较好的可浮性。由于辉铜矿中铜硫结晶的晶格能较小，铜离子半径小，硫离子半径大，易于暴露受到氧化，所以辉铜矿比黄铜矿易氧化。氧化以后，有较多的铜离子进入矿浆。这些铜离子的存在，会活化其他矿物，或者消耗药剂，造成分选的困难。 辉铜矿的抑制剂是Na2SO3、Na2S2O3、K3Fe(CN)6和K4Fe(CN)6，大量的Na2S对辉铜矿也有抑制作用。氰化物对辉铜矿的抑制作用较弱，这是因为辉铜矿表面铜离子不断溶解且与氰化物作用，因而使氰化物失效。只有不断加人氰化物，才能达到抑制的目的。 斑铜矿（Cu5FeS4）化学成分不固定，按分子式计算含Cu63. 3 %，有原生、次生两种。斑铜矿的表面性质及可浮性，介于辉铜矿和黄铜矿之间。用黄药作捕收剂时，在酸性及弱碱性介质中均可浮，当PH＞10以后，其可浮性下降。在强酸性介质中，其可浮性也显著变坏，容易受氰化物抑制。 其他硫化铜矿物，如铜蓝（CuS），铜蓝的可浮性与辉铜矿相似。砷黝铜矿3Cu2S·As2S3，属原生铜矿。它是等轴晶系结晶，实际上不解离，有很多同分异构体，硬度小，脆性高，容易过磨泥化。用丁黄药浮选砷黝铜矿时，最适宜的PH是11～12。介质调整剂用碳酸钠比用石灰好，因为当游离CaO高于400 g/m3时，对砷黝铜矿有抑制作用。在硫化钠用量较低（30 mg/L）时，由于硫化了氧化的表面，则可以改善其可浮性，但提高用量，可以完全抑制砷黝铜矿的浮选。 对硫化铜矿物的可浮性，可以归纳出如下几条规律： （1）凡是不含铁的矿物，如辉铜矿、铜蓝，可浮性相似，氰化物、石灰对它们的抑制作用较弱。 （2）凡是含铁的铜矿物，如黄铜矿、斑铜矿等，在碱性介质中，易受氰化物和石灰的抑制。
铜矿石选矿简介
铜矿石选矿简介 铜矿石选矿简介 2011年05月06日 铜矿石选矿(processing of copper ores) 从含铜矿石中分离并富集铜矿物的过程。选矿产品为铜精矿。 矿物与资源 自然界产出的铜矿石由含铜矿物、其他金属矿物(如黄铁矿、磁黄铁矿、银矿物等)和脉石矿物组成。脉石矿物主要有石英、方解石、长石、绿泥石、阳起石、云母等;铜矿石中伴生有铅、锌、铁、金、银、锗、镓、镉、硒、铟、钼、钴、镍等。铜矿石按氧化程度分为硫化矿和氧化矿，其中氧化率10,,30,的为混合矿，小于10,的为硫化矿，大于30,的为氧化矿。世界上所产的铜金属大部分来自硫化矿石，少部分系由氧化铜矿石提取。天然产出的铜矿物有280余种。在有工业价值的矿石中，有80,铜矿物属于硫化物，5,为氧化物，自然铜仅占10,。铜矿物中大部分是辉铜矿，其余为黄铜矿、斑铜矿、黝铜矿、铜蓝以及少量的孔雀石、蓝铜矿、硅孔雀石、水胆矾和氯铜矿等。 铜矿石的成因类型主要有斑岩型、沉积型、火山岩型、岩浆型和接触交代型。比较重要的工业类型有斑岩铜矿、砂(页)岩铜矿、含铜黄铁矿、铜镍硫化矿、脉状铜矿、矽卡岩铜矿和碳酸岩铜矿。其中斑岩型铜矿储量占世界总铜储量之首，居第一位;沉积型和沉积变质型铜矿次之;再次是火山岩黄铁矿型、岩浆型和矽卡岩型铜矿等。 世界铜矿资源丰富，智利的铜储量居世界首位，其次为美国、赞比亚、扎伊尔、俄罗斯、墨西哥、加拿大等国。铜资源主要集中于南北美洲西海岸、非洲中部、西伯利亚和中亚，其次是阿尔卑斯山脉和中东、美国东部、西南太平洋沿岸及
其岛屿。其中美洲西海岸的储量约占世界总储量的50,左右，非洲中部储量约占20,。智利铜开采量居世界第一，其次是美国、俄罗斯、加拿大、 赞比亚、扎伊尔、秘鲁、澳大利亚等国。中国的铜矿虽然丰富，遍布全国，但多数是小矿山。铜储量中有72,集中于长江中下游、川滇、山西中条山、甘肃白银和金川、西藏昌都等五大区域。中国的铜矿资源的特点是:贫矿多，伴生铜较多，部分资源赋存条件和外部条件较差，暂难以利用。 选矿工艺 铜矿石的分选以浮选为主，也可以使用重选或选冶联合流程。 硫化铜矿石的分选根据矿石的性质采用不同的流程:(1)处理铜矿物嵌布极细的铜矿石，选用阶段磨矿、阶段浮选或多段磨矿、集中浮选流程。(2)处理含高硫铜锌矿石，采用两段磨矿、等可浮浮选流程选出铜一锌混合精矿，其尾矿加硫酸铜浮选得到锌一硫混合精矿，然后分别进行分离，获得铜精矿、锌精矿和硫精矿;(3)处理含黄铁矿较多的铜矿石，采用一段磨矿、铜一硫混合浮选流程，混合粗精矿再磨后进行铜、硫分离;(4)处理含低品位钼的铜矿石，一般采用一段磨矿、混合浮选流程选出铜一钼混合精矿，混合精矿再磨后进行铜、钼分离;(5)处理含矿泥较多、泥砂可浮性差异较大的矿石，采用泥砂分选流程。 混合铜矿石的分选对于含有蓝铜矿、孔雀石的氧化铜矿物的混合铜矿石，先浮选硫化铜矿物，尾矿用硫化剂硫化后，再进行氧化铜矿物浮选。 氧化铜矿石处理工艺 (1)酸浸-沉淀-浮选工艺适于处理含硫酸铜较高的氧化铜矿石;(2)堆浸用以处理露天矿矿体上部的氧化铜矿石，其流程为:用硫酸喷淋矿堆，浸出液用废钢铁置换，经浓缩、干燥得沉淀铜;(3)离析法(有一段离析和两段离析)用以处理结合铜含量高的难选氧化铜矿石;(4)浸出-萃取-电积法(图4)适合处理低品位氧化铜矿石和混合铜矿石;(5)细菌浸出法适合处理品位低、铜矿物赋存条件复杂，尚不能被采选工业合理利用的铜矿资源，如含铜废石等。