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
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。
铜矿资源合理开发利用三率
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
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。
铜矿选矿过程中的金属回收率提升技术考核试卷
5.铜矿选矿中，以下哪种药剂属于捕收剂？()
A.水玻璃
B.硫酸铜
C.黄药
D.硫酸锌
6.在铜矿选矿过程中，下列哪种条件有利于提高金属回收率？()
A.粉碎粒度细
B.粉碎粒度粗
C.浮选浓度高
D.浮选浓度低
7.铜矿选矿过程中，以下哪种因素对浮选效果影响较大？()
A.矿石硬度
B.矿石湿度
C.矿石温度
D.降低尾矿排放量
20.以下哪些因素与铜矿选矿金属回收率无关？()
A.市场需求
B.选矿厂管理水平
C.矿石地质条件
D.设备维护状况
（注：以下为空白答题区域，供考生填写答案。）
三、填空题（本题共10小题，每小题2分，共20分，请将正确答案填到题目空白处）
1.铜的主要硫化矿物是_______。（）
2.在铜矿选矿过程中，通常使用的捕收剂是_______。（）
1.铜矿选矿过程中，以下哪些方法属于物理选矿法？()
A.重力选
B.磁选
C.浮选
D.溶剂萃取
2.以下哪些矿石含有铜？()
A.黄铜矿
B.赤铜矿
C.蓝铜矿
D.铜绿矾
3.提高铜矿选矿金属回收率可以带来哪些好处？()
A.增加产量
B.提高经济效益
C.减少环境污染
D.降低选矿成本
4.以下哪些是浮选过程中常用的调整剂？()
铜矿选矿过程中的金属回收率提升技术考核试卷
考生姓名：__________答题日期：_______年__月__日得分：_________判卷人：_________
一、单项选择题（本题共20小题，每小题1分，共20分，在每小题给出的四个选项中，只有一项是符合题目要求的）
选矿指标知识大全
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。
铜矿选矿工艺技术试验
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
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
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)。
铜矿尾矿资源调查评价_利用现状_问题与政策
2011 年第 12 期
15
矿产与矿业
ቤተ መጻሕፍቲ ባይዱ
国土资源情报
对这些地区重点铜矿山的铜矿尾矿资源空间分布情况 调查见图 2。
α= β·Ca ε·0 Vc
2.考虑投资贷款偿还要求的经济品位
（2）
其实，企业生产之前必须进行必要的投资，因而在
实际生产中，企业生产不仅要保障盈亏平衡，而且还须
一定的偿还能力。根据（2）式，其计算公式可以进一步
3.铜矿尾矿资源品位 早期入选原矿的品位相对较高，而当时选矿技术 又相对偏低；近期虽然入选原矿的品位相对较低，但是 当今的选矿技术相对先进。根据这样的关系推断：越是 早期，排出的尾矿品位越高；越是晚期，排出的尾矿品 位越低。也就是说，尾矿品位数值在时间序列上构成金 子塔型，当今排放的尾矿资源品位是尾矿库资源平均 品位的底线。中国有色金属工业协会出版的 《2009 年 有色金属工业统计资料汇编》统计数据显示，该年我国 铜矿尾矿资源中的铜平均品位为 0.077%。因此，根据 尾矿排放品位与其排放时间序列的关系推定，当前我 国铜矿尾矿资源中的铜平均品位应该不低于 0.077%。 4.铜矿尾矿资源空间分布调查 根据数据资料，采用 SPSS 软件进行系统聚类分析 得出：全国铜矿尾矿资源主要分布在江西、安徽、湖北 及云南，其他地区的铜矿尾矿分布没有上述四个地区 那么集中。以聚类分析为指导，以大中型矿山为核心，
到国内外认同。但是，要把这种潜在的“二次资源”转化 为现实的经济资源，还必须依靠一定的技术经济条件 作支撑；特别是经济条件，它是衡量尾矿是属于废弃物 还是经济资源的关键因素。根据我们的分析判断，当铜 价超出 35000 元 / 吨时，部分铜矿尾矿则具有回收再选 的经济价值。
* 资助课题：国土资源部地质大调查项目“铁铜等重要矿产尾矿资源研究”（项目编号：1212010733712） 收稿日期：2011- 08- 11 第一作者简介：陈甲斌（1974-），男，博士研究生，副研究员，主要从事矿产资源经济与政策研究，E- mail：myroom308@