一种硫化矿的选矿方法

摘要

一种硫化矿的选矿方法，涉及一种硫化矿的选矿方法改进，特别是采用磨柱机联合浮选的方法。其选矿过程的步骤包括将硫化矿物经过一段选别，得到一段粗颗粒精矿A1和一段尾矿产品A2；其特征在于将一段尾矿A2采用磨柱机进行联合选别过程。本发明的方法，能有效克服嵌布粒度细、物质组成复杂的硫化矿在浮选过程中采用常规浮选法不能有效的回收的问题，将一段尾矿采用磨柱机进行联合选别过程，矿种中超细粒级目的矿物应用磨柱机选矿后，达到了满意的金属回收效果。

权利要求

1.一种硫化矿的选矿方法，其选矿过程的步骤包括将硫化矿物经过一段选别，得到一段粗颗粒精矿A1和尾矿产品A2；将尾矿产品A2采用磨柱机进行联合选别过程；其特征在于磨柱机联合选别过程的步骤包括：（1）将尾矿产品A2进行擦洗控制分级，得到-400目含量达到95～98%的满足浮选柱选别要求的物料B1，控制分级沉砂进入立式搅拌磨细磨，得到P80 =38μm的磨矿产品B2，进入控制分级；B1作为浮选柱原料；

（2）将步骤（1）的立式搅拌磨准备的满足浮选柱选别要求的物料B1给入搅拌槽，石灰溶液补加500～1000g/t；加水将矿浆的浓度调整到25～30%，添加调整剂硫化钠30-100g/t、水玻璃100-200g/t、捕收剂丁基黄药10 g/t +丁基铵黑药50 g/t、起泡剂2#油10 g/t，然后搅拌5分钟，得到浮选柱给矿B3；

（3）将步骤（2）得到的浮选柱给矿B3，给入精选一浮选柱进行精矿富集选别，往矿浆中

3 3

冲入空气，充气量保持在26-28m/min，实施泡沫喷淋，淋洗水量1-1.5m/h，泡沫层厚度控制在150-200mm，选别时间10-12分钟，得到精选一铜精矿产品C1和浮选柱尾矿产品C2；

（4）将步骤（3）得到的精选一铜精矿产品C1，给入精选二浮选柱进行精矿富集选别，往

3 3

矿浆中冲入空气，充气量保持在32-35m/min，实施泡沫喷淋，淋洗水量1.5-1.8m/h，泡沫层厚度控制在350-400mm，选别时间8-10分钟，得到精选二尾矿产品C4和细粒的铜精矿产品C3，精选二尾矿产品C4按顺序返回给入精选一浮选柱；

（5）将步骤（3）得到的浮选柱尾矿产品C2，给入精扫一浮选机进行浮选柱精选尾矿的

3 2

一次扫选，加水将矿浆浓度调整到15-18%，往矿浆内充入空气0.45-0.5m/m·min，浮选13分钟，得到浮选机扫选一精矿产品C5和扫选一尾矿产品C6，扫选一精矿产品C5返回立式搅拌磨再磨；

(6)将步骤(5)得到的尾矿产品C6，给入精扫二浮选机进行选别，加水将矿浆浓度调整

3 2

到13-15%，往矿浆内充入空气0.35m/m·min，浮选10-11分钟，得到精扫二精矿产品C7和扫选尾矿产品C8，精扫二精矿产品C7按顺序返回给入精扫一浮选机。

2.根据权利要求1所述的一种硫化矿的选矿方法，其特征在于其产出的扫选尾矿产品C8作为了系统最终尾矿。

3.根据权利要求1所述的一种硫化矿的选矿方法，其特征在于经过该联合选别过程的选别，细粒的铜精矿产品C3作为合格粗矿与粗颗粒精矿A1一起送冶炼，而扫选尾矿产品C8为系统最终尾矿，经浓缩后送至尾矿库堆存。

4.根据权利要求1所述的一种硫化矿的选矿方法，其特征在于搅拌磨的粒度为给料粒度F80的20～30倍；在硫化矿磨矿时,固体重量浓度为55%～65%；立式搅拌磨机在不溢流的情况下介质体积装载量为80%。

5.根据权利要求4所述的一种硫化矿的选矿方法，其特征在于浮选柱给矿浓度控制3

为25%-38%，充气量26-35 m／min，充气压力保持在0.8-1.2 MPa之间，泡沫层厚度为

50-300mm。

6.根据权利要求1所述的一种硫化矿的选矿方法，其特征在于浮选机给矿浓度在

18%-25%，泡沫厚度保持在60-120mm。

说明书

一种硫化矿的选矿方法

技术领域

[0001] 一种硫化矿的选矿方法，涉及一种硫化矿的选矿方法改进，特别是采用磨柱机联合浮选的方法。

背景技术

[0002] 在选矿行业中，金属硫化矿岩应用最为广泛的选别方法是浮游选矿，简称浮选。浮选法应用于矿业生产已有150多年的历史，浮选工艺及理论也有了很大的发展，形成了各种独特技术内容和各种用途的浮选工艺。

[0003] 随着矿产资源的不断开采利用,矿物资源变得越来越贫乏,矿产资源趋向贫、细、杂、难方向发展，难选复合矿的开采量所占比例越来越大，且有用矿物的嵌布粒度细。浮选法处理硫化矿物的工艺流程一般设置为两段磨矿、两段粗选、多次精选以及粗扫选，这类流程的突出特点是能够得到较细的产品，能在不同磨矿段进行粗磨和细磨，而且当要求磨矿细度小于0.15mm（即80%-200目），采用阶段磨矿较经济，且产品粒度组成均匀，硬度较大的脉石矿物过粉碎现象少。但是存在致命性的弱点，也是目前浮选法存在的共性问题，具体为：

[0004] 1、再磨后细粒级中有价金属不能很好的得到回收。因一段粗、精选的尾矿的矿物之间微细嵌布特性决定了必须对矿石进行超细磨，使其单体解离，方能实现矿物的有效分选。

[0005] 2、有价金属嵌布粒度较细，常采用再磨选别的技术富集回收。有价金属硫化物一般呈细小粒状或不规则的粒状集合体嵌布于脉石矿物中，甚至部分伴有氧化矿并与其紧密连接，形成残余结构、网格结构和细粒浸染状结构，多金属硫化矿或相互形成一种特殊的“微晶体合体”。这部分矿物进入常规浮选，一方面，超细颗粒比表面积大、表面能高，在这种情况下选矿药剂对目的矿物的亲固疏水作用弱化，目的矿物与脉石矿物的浮游性质十分接近,很难有效的分离，精矿品位与回收率的矛盾关系这时候显得十分突出，使得超细粒金属硫化物矿的回收利用率较低。目前国内现有大量金矿、弱磁性铁矿、锰矿、磷矿、铝土矿等因为目的矿物及伴生矿物嵌布粒度太细而无法有效分选。

[0006] 3、浮选中中矿的处理一直是浮选工艺中较为复杂的问题，没有新的理论和工艺应用于工业实践而取得研究成果的实例。一般来说，应用浮选工艺时，按照中矿的矿物组成主要有两种处置方式，一种是直接返回前一流程，另一种是单独再磨再选，从而得到第二种合格精矿。这两种方式处理中矿一定程度上可以提高综合回收率，但同时大量的中矿在浮选流程中循环也会恶化各段作业的选别环境和整体质量流程，限制选矿回收率的提升空间，中矿金属率约为35-40%，作业回收率低是影响选别作业综合回收率的主要因素。

发明内容

[0007] 本发明的目的就是针对上述已有技术存在的不足，提供一种能有效克服嵌布粒度细、物质组成复杂的硫化矿在浮选过程中采用常规浮选法不能有效的回收的问题的硫化矿的选矿方法。

[0008] 本发明的目的是通过以下技术方案实现的。

[0009] 一种硫化矿的选矿方法，其选矿过程的步骤包括将硫化矿物经过一段选别，得到一段粗颗粒精矿A1和一段尾矿产品A2；其特征在于将一段尾矿A2采用磨柱机进行联合选别过程。

[0010] 本发明的一种硫化矿的选矿方法，其特征在于磨柱机联合选别过程的步骤包括：

[0011] （1）将一段选别的尾矿A2进行擦洗控制分级，得到-400目含量达到95～98%的满足浮选柱选别要求的物料B1，控制分级沉砂进入立式搅拌磨细磨，得到P80 =38μm的磨矿产品B2，进入控制分级；B1作为浮选柱原料；

[0012] （2）将步骤（1）的立式搅拌磨准备的合格产品B1给入搅拌槽，石灰溶液补加500～1000g/t；加水将矿浆的浓度调整到25～30%，添加调整剂硫化钠30-100g/t、水玻璃
100-200g/t、捕收剂丁基黄药10 g/t +丁基铵黑药50 g/t、起泡剂2#油10 g/t，然后搅拌
5分钟，得到浮选柱给矿B3；

[0013] （3）将步骤（2）得到的二段矿浆B1，给入浮选柱进行精矿富集选别，往矿浆中冲入3 3
空气，充气量保持在26-28m/min，实施泡沫喷淋，淋洗水量1-1.5m/h，泡沫层厚度控制在
150-200mm，选别时间10-12分钟，得到精选一铜精矿产品C1和浮选柱尾矿产品C2；

[0014] （4）将步骤（3）得到的精选一铜精矿产品D1，给入精扫二浮选柱进行精矿富集，往3 3
矿浆中冲入空气，充气量保持在32-35m/min，实施泡沫喷淋，淋洗水量1.5-1.8m/h，泡沫层厚度控制在350-400mm，选别时间8-10分钟，得到精选二尾矿产品C4和细粒的铜精矿产品C3，C4产品按顺序返回给入精选一浮选柱；

[0015] （5）将步骤3得到的浮选柱尾矿产品C2，给入浮选机进行浮选柱精选尾矿的一次3 2
扫选，加水将矿浆浓度调整到15-18%，往矿浆内充入空气0.45-0.5m/m·min，浮选13分钟，得到浮选机扫选一精矿产品C5和扫选一尾矿产品C6，扫选一精矿产品C5返回立式搅拌磨再磨；

[0016] (6)将步骤(5)得到的尾矿产品C6，给入扫选二浮选机进行选别，加水将矿浆浓度3 2
调整到13-15%，往矿浆内充入空气0.35m/m·min，浮选10-11分钟，得到扫选二精矿产品C7和扫选尾矿产品C8，C7产品按顺序返回给入扫选一浮选机。

[0017] 本发明的一种硫化矿的选矿方法，其特征在于其产出的C8产品作为了系统最终尾矿。经过该工艺流程的选别，浮选柱精矿C3产品作为合格精矿与A1一起送冶炼，而C8为系统最终尾矿，经浓缩后送至尾矿库堆存。

[0018] 本发明的一种硫化矿的选矿方法，其特征在于搅拌磨的粒度为给料粒度F80的20～30倍；在硫化矿磨矿时,固体重量浓度为55%～65%；立式搅拌磨机在不溢流的情况下介质体积装载量为80%。

[0019] 本发明的一种硫化矿的选矿方法，其特征在于浮选柱给矿浓度控制为25%-38%，充3
气量26-35 m／min，充气压力保持在0.8-1.2 MPa之间，泡沫层厚度为50-300mm。

[0020] 本发明的一种硫化矿的选矿方法，其特征在于浮选机给矿浓度在18%-25%，泡沫厚度保持在60-120mm。

[0021] 本发明的一种硫化矿的选矿方法，其有益效果是：

[0022] 1、充分发挥流程中关键设备立式搅拌磨、浮选柱及浮选机各自特色优势，相互形成配套化技术条件，能有效解决硫化矿物及伴生矿物嵌布粒度太细、易于过磨及采用常规浮选无法分选效率低的问题。

[0023] 2、在目的矿物细磨或超细磨作业中，当采用常规磨矿技术(如球磨机)实现有价金属的单体解离，磨矿能耗及生产成本是相当高的。即使磨矿细度能够使矿物得到单体解离，但产品过磨现象严重，使得许多有用矿物损失到矿泥中。而立式搅拌磨生产效率高，是球磨机的十倍以上，能源消耗是球磨机的1/4,实现超细磨的同时可将过磨率降低到2%以下，无震动的作业方式更能满足环保生产的要求。

[0024] 3、此工艺中浮选柱结构简单，空间利用率高，没有运动部件无噪音，作业环境好，可以说是安全低能耗作业；因其气泡-颗粒浮选界面充足，富集比大、回收率高、浮选速度快，浮选流程更加简化，有效降低了浮选作业次数。

[0025] 4、经该分选法选别后的尾矿中，一般硫化矿形态存在的有价金属含量不足3%，说明该流程几乎完全回收了超细粒级目的矿物；-10μm以下有价金属回收率由一般选别法的30%提高到50%以上，磨柱机联合选别流程效果显著。该选别方法应用到硫化铜金矿的选别，与球磨机+普通浮选机的选别方法相比，铜精矿品位提高了2%，铜、金回收率提高0.1%、1.8%。

附图说明

[0026] 图1是本发明的原则工艺流程图。

具体实施方式

[0027] 下面结合具体实施例及其附图，对本发明作进一步的详细说明，但因为磨柱机工艺的适用范围较宽，所以本发明的实施方式不限于本发明中所举的两个实例。

[0028] 一种硫化矿的选矿方法，其选矿过程的步骤包括将硫化矿物经过一段选别，得到一段粗颗粒精矿A1和一段尾矿产品A2；将一段尾矿A2采用磨柱机进行联合选别过程，矿种中超细粒级目的矿物应用磨柱机选矿方法后，达到了满意的金属回收效果。

[0029] 具体包括以下步骤：

[0030] 1、物料准备

[0031] 矿物经过一段选别后，得到一段粗颗粒精矿A1和一段尾矿产品A2；A1金属品位在10.66%~16.85%，将与磨柱机工艺选别后的精矿一起送冶炼工序，一段尾矿A2原料进入磨柱机联合选别流程。

[0032] 2磨柱机联合选别

[0033] 2.1 物料分级

[0034] 将一段选别的尾矿A2进行擦洗控制分级，得到-400目含量达到95～98%的满足浮选柱选别要求的物料B1，控制分级沉砂进入立式搅拌磨细磨，得到P80 =38μm的磨矿产品B2，进入控制分级；B1作为浮选柱原料。

[0035] 2.2加药、调浆及搅拌

[0036] 将步骤2.1立式搅拌磨准备的合格产品B1给入搅拌槽，石灰溶液补加500～1000g/t；加水将矿浆的浓度调整到25～30%，添加调整剂硫化钠30-100g/t、水玻璃
100-200g/t、捕收剂丁基黄药10 g/t +丁基铵黑药50 g/t、起泡剂2#油10 g/t，然后搅拌
5分钟，得到浮选柱给矿B3；

[0037] 2.3 选别

[0038] 2.3.1浮选柱精选一：将步骤2.2得到的二段矿浆B1，给入浮选柱进行精矿富集选3 3
别，往矿浆中冲入空气，充气量保持在26-28m/min，实施泡沫喷淋，淋洗水量1-1.5m/h，泡沫层厚度控制在150-200mm，选别时间10-12分钟，得到精选一铜精矿产品C1和浮选柱尾矿产品C2；

[0039] 2.3.2浮选柱精选二：将步骤2.3.1得到的精选一铜精矿产品D1，给入精扫二浮选3
柱进行精矿富集，往矿浆中冲入空气，充气量保持在32-35m/min，实施泡沫喷淋，淋洗水量
3
1.5-1.8m/h，泡沫层厚度控制在350-400mm，选别时间8-10分钟，得到精选二尾矿产品C4和细粒的铜精矿产品C3，C4产品按顺序返回给入精选一浮选柱；

[0040] 2.3.3浮选机扫选一：将步骤2.3.1得到的浮选柱尾矿产品C2，给入浮选机进行浮3
选柱精选尾矿的一次扫选，加水将矿浆浓度调整到15-18%，往矿浆内充入空气0.45-0.5m/
2
m·min，浮选13分钟，得到浮选机扫选一精矿产品C5和扫选一尾矿产品C6，扫选一精矿产品C5返回立式搅拌磨再磨；

[0041] 2.3.4浮选机扫选：将步骤2.3.3得到的尾矿产品C6，给入扫选二浮选机进行选3 2
别，加水将矿浆浓度调整到13-15%，往矿浆内充入空气0.35m/m·min，浮选10-11分钟，得到扫选二精矿产品C7和扫选尾矿产品C8，C7产品按顺序返回给入扫选一浮选机。

[0042] 产出的C8产品作为了系统最终尾矿。经过该工艺流程的选别，浮选柱精矿C3产品作为合格精矿与A1一起送冶炼，而C8为系统最终尾矿，经浓缩后送至尾矿库堆存。

[0043] 本发明的一种硫化矿的选矿方法，其技术创新点：

[0044] 1、采用柱机联合回收方式将超细、微细粒有价金属，从浮选动力学分析泡沫更稳定，目的矿物与气泡接触更充分，可以提高中矿的作业回收率5-10个百分点。

[0045] 2、磨柱机联合流程的立式搅拌磨以磨剥离为主，弱化冲击和剪切的作用，最大限度的使物料保持原有晶格形状，在避免过磨的同时即能保证目的矿物的细度又能为浮选柱提供最佳的磨矿粒级；浮选柱发挥其对细粒矿物的高选别效果特性分选出高质量的精矿；同时，解离不好的微细粒级矿物进入浮选机扫选，然后经再磨后重新进入浮选柱，实现抛尾，保证整个作业具有较高的分选回收率。

[0046] 3、浮选机—浮选柱联合新工艺突破了国内外用湿法冶金或深度浮选获取部分高品质钼精矿的传统模式，浮选柱对微细粒级回收效果好、浮选机对粗粒级或连生体补充回收，从而获得高品位、高回收率的精矿，实现浮选柱一浮选机的分选优势互补。回收目的矿物较细且嵌布不均匀的矿物有绝对优势。

[0047] 4、当目的矿物充分实现细度要求的同时，矿物表面被擦洗，创新了一台磨机产生多种作用，尤其采用的小介质球，快速研磨浮选精矿、中矿或尾矿，搓洗有用矿物表面黏附的杂质，为浮选提供良好的选别环境，显著提高精矿品位和回收率。

[0048] 5、控制各作业点的技术参数，在适应目的矿物选别要求的情况下确定各作业的技术参数，更有利于有价金属回收。可根据不同的粒级需求控制立式搅拌磨的磨矿时间。一般搅拌磨的粒度应为给料粒度F80的20～30倍；在硫化矿磨矿时,这个最佳固体重量浓度在55%～65%之间；立式搅拌磨机在不溢流的情况下介质体积装载量为80%下，装载量越3
大动能消耗越低。浮选柱给矿浓度控制在25%~38%，充气量26~35 m／min，充气压力保持在0.8~1.2 MPa之间，泡沫层厚度为50-300mm。浮选机给矿浓度在18%-25%，泡沫厚度保持在60-120mm。药剂添加及磨矿细度据具体矿性而定。

[0049] 实施例1——在难选硫化铜矿的应用

[0050] 原矿含铜品位为0．80％，铜分别呈氧化物和硫化物形式存在于矿石中，其中硫化铜占金属率的74．48％，氧化铜占25.52％，故该矿属硫化铜矿。黄铜矿是本矿石中含量最高的铜矿物，多呈他形粒状，常和方解石等脉石矿物共生，包裹半包裹方解石，呈脉状、脉状浸染状分布；部分与黝铜矿共生，可见黝铜矿交代黄铜矿的现象；部分边缘蚀变成辉铜矿。粗粒黄铜矿中常嵌布有细粒的脉石矿物及黄铁矿、闪锌矿，细粒黄铜矿常与脉石矿物紧密共生、嵌生边界十分复杂。矿石中黄铜矿嵌布粒度极不均匀，多数黄铜矿的嵌布粒度为0.02～0.5mm，最小为0.001 mm，最大粒度可达1.8 mm。矿石中斑铜矿含0.11％ ，斑铜矿为次生硫化矿，也多呈他形粒状且常和白云石等共生，充填于自形粒状的白云石问，常呈脉状浸染状、稀疏浸染状分布，可见部分斑铜矿边沿已蚀变成铜蓝。斑铜矿粒度一般在0.03～
0.3 mm左右，最小为0.001mm，最大1.0 mm。黄铁矿、白铁矿是该矿石中最为重要的硫铁矿物，二者常紧密共生。矿石中黄铁矿的嵌布粒度不均匀，黄铁矿的嵌布粒度一般较粗，常呈不规则状嵌布在脉石矿物中，而白铁矿自形程度较差，嵌布粒度较细。这两种矿物与其它硫化物的关系也相当密切。

[0051] 1、物料准备

[0052] 以上含铜矿物，经过一段选别后，得到一段粗颗粒精矿A1和一段尾矿产品A2；A1金属品位在10.66%~16.85%，将与磨柱机工艺选别后的精矿一起送冶炼工序，一段尾矿A2原料进入磨柱机联合选别流程。

[0053] 2磨柱机联合选别

[0054] 2.1 物料分级

[0055] 将一段选别的尾矿A2进行擦洗控制分级，得到-400目含量达到95～98%的满足浮选柱选别要求的物料B1，控制分级沉砂进入立式搅拌磨细磨，得到P80 =38μm的磨矿产品B2，进入控制分级；B1作为浮选柱原料。

[0056] 2.2加药、调浆及搅拌

[0057] 将步骤2.1立式搅拌磨准备的合格产品B1给入搅拌槽，石灰溶液补加500～1000g/t；加水将矿浆的浓度调整到25～30%，添加调整剂硫化钠100g/t、水玻璃200g/t、捕收剂丁基黄药10 g/t +丁基铵黑药50 g/t、起泡剂2#油10 g/t，然后搅拌5分钟，得到浮选柱给矿B3；

[0058] 2.3 选别

[0059] 2.3.1浮选柱精选一：将步骤2.2得到的二段矿浆B1，给入浮选柱进行精矿富集选3 3
别，往矿浆中冲入空气，充气量保持在26m/min，实施泡沫喷淋，淋洗水量1m/h，泡沫层厚度控制在150mm，选别时间10分钟，得到精选一铜精矿产品C1和浮选柱尾矿产品C2；

[0060] 2.3.2浮选柱精选二：将步骤2.3.1得到的精选一铜精矿产品D1，给入精扫二浮3
选柱进行精矿富集，往矿浆中冲入空气，充气量保持在35m/min，实施泡沫喷淋，淋洗水量
3
1.5m/h，泡沫层厚度控制在400mm，选别时间8分钟，得到精选二尾矿产品C4和细粒的铜精矿产品C3，C4产品按顺序返回给入精选一浮选柱；

[0061] 2.3.3浮选机扫选一：将步骤2.3.1得到的浮选柱尾矿产品C2，给入浮选机进行浮3 2
选柱精选尾矿的一次扫选，加水将矿浆浓度调整到18%，往矿浆内充入空气0.5m/m·min，浮选13分钟，得到浮选机扫选一精矿产品C5和扫选一尾矿产品C6，扫选一精矿产品C5返回立式搅拌磨再磨；

[0062] 2.3.4浮选机扫选：将步骤2.3.3得到的尾矿产品C6，给入扫选二浮选机进行选3 2
别，加水将矿浆浓度调整到15%，往矿浆内充入空气0.35m/m·min，浮选10分钟，得到扫选二精矿产品C7和扫选尾矿产品C8，C7产品按顺序返回给入扫选一浮选机。

[0063] 产出的C8产品作为了系统最终尾矿。经过该工艺流程的选别，浮选柱精矿C3产品，铜品位在8.2%以上作为合格精矿与A1一起送冶炼，而C8为系统最终尾矿，铜品位低于0.17%，经浓缩后送至尾矿库堆存。

[0064] 将本实例与普通流程相比，磨矿细度由原来的-200目提高到-400目高于95%时，精矿品位及回收率均相对较理想，这与矿石共生关系复杂、铜的嵌布粒度确实很细的矿石特点与矿石工艺矿物学研究结果是一致的，也证明了磨柱机联合浮选流程的先进性与经济价值。

[0065] 本实施例中，经过本发明方法选别得到的铜精矿产品铜品位为8.2%；经磨柱机联合浮选精矿品位为8.2%，尾矿品位为0.17%，入选矿浆品位为0.35%。磨柱机作业铜的回收率则为52.52%。计算过程为：

[0066]

[0067] 对回收率计算的说明：指精矿产品中的金属或其它有用组分的重量与原矿中这种物质重量的百分比。回收率是重要的选矿指标，它反映了选矿过程中金属、非金属或其它有用成分的回收程度和选矿技术水平、管理工作质量。回收率计算（对整个选矿过程及任意阶段、一个作业均适用）

[0068]

[0069] 式中：α………原矿品位（%） β………………精矿品位（%）

[0070] θ………………尾矿品位（%） ε………………回收率（%）

[0071] Qk………………精矿产量（t） Q0………………原矿量（t）

[0072] 在实际生产中通常使用原矿品位、精矿品位、尾矿品位计算选矿回收率。

[0073] 实施例2——在钼矿选别中的应用

[0074] 原矿含钼品位为0.43％，硫化物中的钼分布率高达94.85％。经矿物接粒度分析，从解离度测定结果可知，+74μm粒级物料辉钼矿单体解离度仅有70.7％，只有在一32μm粒级辉钼矿才能达到完全解离(+32μm粒级辉钼矿单体解离度合计达到98.O％)，说明如果想要获得高质量钼精矿，需要较高的磨矿细度。该矿种中超细粒级目的矿物应用磨柱机选矿方法后，达到了满意的金属回收效果。应用过程包括以下步骤：

[0075] 1物料准备

[0076] 经过一段选别作业产出一段精矿产品A1和一段尾矿产品A2；钼品位为0.11%的A2作为原料进入磨柱机联合选别流程。

[0077] 2磨柱机联合选别

[0078] 2.1 物料准备

[0079] 将一段选别的尾矿A2进行控制分级擦洗、分级，得到-350目含量达到90～95%的满足浮选柱选别要求的物料B1，控制分级沉砂进入立式搅拌磨细磨，得到P80 =32μm的磨矿产品B2，进入控制分级；B1作为浮选柱原料。

[0080] 2.2加药、调浆及搅拌

[0081] 将步骤2.1立式搅拌磨准备的合格产品B1给入搅拌槽，将预制稀释的硫化钠用量按照32kg/t添加；加水将矿浆的浓度调整到25%，添加调整剂水玻璃1.2Kg/t、起泡剂煤油2g/t，然后搅拌6分钟，得到浮选柱给矿B3；

[0082] 2.3 选别

[0083] 2.3.1浮选柱精选一：将步骤2.2得到的二段矿浆B3，给入浮选柱进行精矿富集选3 3
别，往矿浆中冲入空气，充气量保持在28m/min，实施泡沫喷淋，淋洗水量1.5m/h，泡沫层厚度控制在200mm，选别时间12分钟，得到精选一钼精矿产品C1和浮选柱尾矿产品C2；

[0084] 2.3.2浮选柱精选二：将步骤2.3.1得到的精选一钼精矿产品C1，给入精扫二浮3
选柱进行精矿富集，往矿浆中冲入空气，充气量保持在32m/min，实施泡沫喷淋，淋洗水量
3
1.8m/h，泡沫层厚度控制在400mm，选别时间8分钟，得到精选二尾矿产品C4和细粒的钼精矿产品C3，C4产品按顺序返回给入精选一浮选柱；

[0085] 2.3.3浮选机扫选一：将步骤2.3.1得到的浮选柱尾矿产品C2，给入浮选机进行浮3 2
选柱精选尾矿的一次扫选，加水将矿浆浓度调整到15%，往矿浆内充入空气0.45m/m·min，浮选13分钟，得到浮选机扫选一精矿产品C5和扫选一尾矿产品C6，扫选一精矿产品C5返回立式搅拌磨再磨；

[0086] 2.3.4浮选机扫选：将步骤2.3.3得到的尾矿产品C6，给入扫选二浮选机进行选3 2
别，加水将矿浆浓度调整到13%，往矿浆内充入空气0.35m/m·min，浮选11分钟，得到扫选二精矿产品D7和扫选尾矿产品C8，C7产品按顺序返回给入扫选一浮选机。

[0087] 产出的C8产品作为了系统最终尾矿。经过该工艺流程的选别，浮选柱精矿C3产品，钼品位在16.9%以上作为合格精矿与B6一起送冶炼，而C8为系统最终尾矿，钼品位低于0.04%，经浓缩后送至尾矿库堆存。

[0088] 将本实例与普通流程相比，磨矿细度由原来的-200目提高到-350目高于90%时，精矿品位及回收率均相对较理想，这与矿石共生关系复杂、钼的嵌布粒度确实很细的矿石特点与矿石工艺矿物学研究结果是一致的，也证明了磨柱机联合浮选流程的先进性与经济价值。

[0089] 本实施例中，入选钼品位为0.11%，经过本发明方法选别得到的浮选精矿品位为16.9%，。尾矿品位为0.04%，经计算，作业回收率为63.78%。计算过程为：

[0090]

[0091] 回收率说明：：指精矿产品中的金属或其它有用组分的重量与原矿中这种物质重量的百分比。回收率是重要的选矿指标，它反映了选矿过程中金属、非金属或其它有用成分的回收程度和选矿技术水平、管理工作质量。回收率计算（对整个选矿过程及任意阶段、一个作业均适用）

[0092]

[0093] 式中：α………原矿品位（%） β………………精矿品位（%）

[0094] θ………………尾矿品位（%） ε………………回收率（%）

[0095] Qk………………精矿产量（t） Q0………………原矿量（t）

[0096] 在实际生产中通常使用原矿品位、精矿品位、尾矿品位计算选矿回收率。