破碎—筛分与磨矿—分级.pdf

Series No. 426 December2011 金属矿山 METAL MINE 总 第426 期 2011年第 12 期 魏德洲 1956 ， 男， 院长， 博士， 教授， 博士研究生导师， 110819 辽 宁省沈阳市和平区文化路 3 号巷 11 号。 专题综述 2010 年中国选矿年评 魏德洲米金月刘文刚高淑玲 东北大学资源与土木工程学院 摘要2010 年， 我国选矿工作者以合理开采矿产资源、 突出综合利用、 走矿业循环之路为根本出发点， 在选 矿工艺、 选矿药剂、 选矿设备、 矿产资源的微生物处理技术以及尾矿处理与处置等方面进行了大量的试验研究工 作， 尤其在提高碎磨效率、 优化选矿工艺流程、 复杂难选矿石的分选工艺、 新型浮选药剂的研制与应用、 尾矿综合利 用等方面取得了较为丰富的研究成果。存在的不足是关于浮选药剂作用机理的研究仍欠深入， 关于新型选矿设备 的研究也明显偏少。 关键词2010 年选矿年评 2010 Annual Review of Mineral Processing in China Wei DezhouMi JinyueLiu WengangGao Shuling College of Resources and Civil Engineering， Northeastern University AbstractChinese researchers who endeavor in mineral processing take rational exploitation，comprehensive utiliza- tion and mining circulation way of mineral resources as the ultimate goal all along in 2010. A great deal of research work has been carried out in such aspects as mineral processing technology，beneficiation reagent，dressing equipment，microorgan- ism technology used in mineral processing and tailings disposal. Outstanding advances have been achieved especially in im- proving the efficiency of crushing- grinding process，optimizing the mineral processing technology，beneficiation process of refractory ores，preparation and application of new- typed reagents and comprehensive utilization of tailings. The existing problem is lacking of deeply research on adsorption mechanism of floatation reagent and new type dressing equipment. Keywords2010， Mineral processing， Annual review 1破碎筛分与磨矿分级 降低矿石的破碎能耗、 提高磨矿效率对实现选 矿厂的节能减排具有重要意义。近年来， 越来越多 的选矿工作者从理论层面上对破碎筛分和磨矿 分级过程进行了深入系统的研究， 以优化磨选流程、 提高磨矿效率、 降低能耗， 同时为分选作业提供合适 的给矿， 为提高选矿技术经济指标创造条件。 赵秀芳等 ［1 ］采用棒磨机进行了探索性试验， 基 于试验结果分析了不同磨矿条件下介质公转和自转 速度的变化规律， 并通过正交试验确定了最优理论 磨矿参数。 田国锋等 ［2 ］以钢球和氧化锆球作为磨矿介质， 研究了磨矿介质对菱锌矿和菱镁矿表面性质以及这 两种矿物在油酸钠浮体系中的浮选回收率的影响。 胡猛等 ［3 ］分析了现行铁矿石磨矿和选别流程 存在的不足， 指出处理贫铁矿石的选矿厂， 在磨矿粒 度尽量粗的条件下及时地分离出已单体解离的脉石 颗粒， 尽量采用“超粗磨大粒度粗选抛尾” ， 可显著 降低铁精矿成本， 提高生产能力。 众所周知， 为了提高有色金属矿石选矿工程的 金属回收率， 中矿再磨是行之有效的方法之一。彭 会清等 ［4 ］在某铜矿石选矿厂综合应用 Zeta 电位、 红 外光谱等手段对中矿选择性分级再磨工艺机理进行 了研究， 选择性分级再磨工艺可以不断地对有用矿 物进行磨矿、 分级、 浮选， 形成磨浮大循环、 大闭路磨 矿， 同时在闭路循环过程中改变原矿的表面性质， 增 大有用矿物的可浮性， 在保证铜精矿品位不降低的 前提下， 使选矿回收率从 86. 12 提高至 89. 48。 2黑色金属矿石选矿 2. 1铁矿石选矿 我国铁矿资源开采难度大、 贫矿多、 共伴生关系 1 复杂。2010 年， 我国选矿工作者加强高效选别技术 创新研究， 提高共生铁矿石和中、 低品位铁矿石的分 选效果， 在鲕状赤铁矿矿石、 菱铁矿矿石和褐铁矿矿 石的选矿技术方面开展了大量研究工作。 鲕状赤铁矿矿石由于结构和矿物组成复杂， 被 世界选矿界公认为是难选铁矿石。为开发利用鄂西 “宁乡式” 高磷鲕状赤铁矿矿石， 杨大伟等 ［5 ］进行了 添加脱磷剂还原焙烧磁选的试验研究， 结果表明， 在还原剂煤的用量为 40、 脱磷剂 NCP 的用量为 20、 焙烧温度为 1 000 ℃的条件下将矿石焙烧 60 min 后， 经细磨、 磁选， 可获得铁品位为 90. 09、 铁 回收率为 88. 91、 磷含量为 0. 06 的最终磁选精 矿。 刘安荣等 ［6 ］采用焙烧磁选酸浸工艺对贵州 赫章鲕状赤铁矿矿石进行了处理， 试验结果表明 将 煤粉用量为原矿量的 5、 焙烧温度为 800 ℃、 焙烧 时间为 40 min 条件下获得的焙烧矿样经磨矿、 1 粗 1 精 弱 磁 选 工 艺 流 程 处 理，可 获 得 铁 品 位 为 59. 21、 铁回收率为 70. 32、 磷含量为 0. 43 的 磁选精矿; 磁选精矿酸浸后铁品位提高到 60. 43， 磷含量降到 0. 18。 针对国内某种难选鲕状赤铁矿矿石的特点， 倪 文等 ［7 ］进行了深度还原磁选试验研究， 探讨了还 原温度、 还原时间、 磨矿细度和磁场强度等对分选效 果和精矿质量的影响， 在还原温度为 1 200 ℃、 还原 时间为 2 h 及二元碱度为 0. 2 的工艺条件下， 获得 了品位为 91. 94、 回收率为 95. 85 的铁精矿粉， 并通过光学显微镜分析、 X 射线衍射分析、 SEM 和 化学分析等确定了原矿与产品的物相组成与特点。 朱德庆等 ［8 ］针对安徽某低磷硫的低品位褐铁 矿矿石， 采用磁化焙烧磁选工艺进行了试验研究， 结果表明 对铁品位为 48. 01 的原矿， 在内配煤质 量分数为 5、 温度为 850 ℃的条件下磁化焙烧 15 min， 可以使焙烧矿的磁化率达到最佳值; 通过磁化 焙烧磁选， 可获得品位为 62. 94、 回收率为 87. 99的铁精矿。 霍杰等 ［9 ］以原矿品位为 40. 95 的海南鲕状褐 铁矿矿石为试样， 采用风选脱泥除杂干式磁选 还原焙烧磁选工艺流程进行处理， 得到了铁品位 为 59. 21、 铁回收率为 84. 51的铁精矿。 王建丽等 ［10 ］对某褐铁矿矿石进行了磁选、 焙 烧磁选、 重选及浮选试验研究， 结果表明， 采用焙 烧磁选工艺可获得品位为 61. 16、 回收率为 67. 39的铁精矿。 柏少军等 ［11 ］针对云南某菱铁矿矿石的特点， 采 用反浮选磁化还原焙烧弱磁选工艺进行试验研 究， 获得了铁品位为 68. 22、 铁回收率为 65. 72 的铁精矿。 魏宗武 ［12 ］针对云南某含锰贫铁矿石矿物嵌布 粒度微细、 组分复杂的特点， 进行了选矿试验研究， 结果表明 将碳粉加入原矿中进行焙烧， 再将焙烧所 得矿石磨细至矿物单体解离后进行弱磁选， 可获得 铁品位为 49. 78、 回收率为 53. 58 的铁精矿; 弱 磁选尾矿再用强磁选回收锰矿物， 可获得品位为 36. 54、 回收率为 81. 69的锰精矿。 梅光军等 ［13 ］对宜昌某高磷鲕状赤铁矿矿石进 行了反浮选提铁降磷试验研究， 结果表明， 在复合脂 肪酸捕收剂 MG 与 MY 配比为 2∶ 1 的用量为 300 g/t 时， 经 1 次粗选、 2 次精选， 可获得铁品位为 57. 43、 含磷 0. 18、 铁回收率为 71. 80 的铁精 矿。 2. 2锰矿石和铬矿石选矿 曾克新等 ［14 ］对连城锰矿的微细粒锰矿泥进行 了回收试验研究， 结果表明 对含锰 6. 83 的微细 粒锰矿泥进行单一磁选处理， 可获得锰品位为 22. 49、 锰回收率为 64. 12 的精矿; 采用磁选 浮选联合流程处理， 可获得锰品位为 40. 15、 锰回 收率为 43. 14的精矿。 韦连军等 ［15 ］对广西兴业某锰矿的矿石进行了 分选试验研究， 在原矿磨至 － 0. 8 mm、 磁场强度为 1 353 kA/m 时， 采用 1 粗 1 扫的磁选流程， 可以获 得锰 品 位 为 31. 12、 回 收 率 为 83. 08、 含 镍 0. 20、 含钴 0. 10的锰精矿， 镍、 钴的回收率分别 为 74. 61和 75. 25。 雷力等 ［16 ］ 对四川大槽低品位铬铁矿 矿 石 Cr2O3平均含量为 8. 57 进行了分选试验研究， 结果表明， 强磁选摇床中矿再磨强磁选摇 床工艺流程是处理该矿石较为合理的工艺流程， 可 获得 Cr2O3品位为 40. 75、 回收率为 78. 53 的铬 精矿。 3有色金属矿石选矿 有色金属矿石的选矿研究工作除采用常规方法 分选复杂难选矿石外， 侧重点还体现在新药剂的研 制及联合流程的应用等方面， 尤其在低品位复杂多 金属矿石和难选有色金属氧化矿石的综合利用方面 取得了优异的研究成果。 2 总第 426 期金属矿山2011 年第 12 期 3. 1铅锌矿石选矿 马忠臣等 ［17 ］通过对某铜铅锌多金属硫化物矿 石的选别工艺研究， 确定了铜铅混合浮选铜铅分 离选铜铅尾矿选锌的浮选工艺流程及适宜的工艺 条件， 获得了铜精矿铜品位为 20. 57、 铜回收率为 75. 45， 铅精矿铅品位为 45. 55、 铅回收率为 89. 31， 锌精矿锌品位为 48. 41、 锌回收率为 90. 29， 铜铅精矿中银总回收率为 79. 10 的分选 指标。 陈经华等 ［18 ］以云南某铅锌硫化矿石为研究对 象， 采 用 铅 锌 依 次 浮 选 流 程 获 得 了 铅 品 位 为 65. 44、 回收率为 81. 74 的铅精矿和锌品位为 55. 42、 回收率为 94. 57的锌精矿。 何晓娟等 ［19 ］采用先硫后氧、 先铅后锌的原则流 程对云南某难选混合铅锌矿石进行了浮选试验研 究， 通过浮氧化锌矿物时采用加温及以氧锌灵作辅 助捕收剂等手段， 在不进行脱泥的情况下取得了较 好的分选指标。 李文辉等 ［20 ］采用铜铅混合浮选铜铅分离 混浮尾矿浮锌的工艺流程对新疆某铜铅锌多金属硫 化矿石进行了选矿试验研究， 获得了铜品位和铜回 收率分别为 28. 34和 85. 26的铜精矿、 铅品位和 铅回收率分别为 53. 18 和 85. 53 的铅精矿以及 锌品位和锌回收率分别为 57. 40 和 85. 71 的锌 精矿。 周宏波等 ［21 ］在对某铅锌硫化矿石进行工艺矿 物学研究的基础上， 采用优先浮选流程对该矿石进 行了分选试验研究， 获得了铅精矿品位和回收率分 别为 56. 39和 87. 07、 锌精矿品位和回收率分别 为 6. 79和 79. 07的良好分选指标。 王勇等 ［22 ］分别采用 ZnSO 4 Na2SO3组合和单 一石灰作抑制剂对某低品位硫化铅锌矿石进行了分 离试验研究， 选铅和选锌回路的流程结构均为 1 次 粗选、 2 次精选、 2 次扫选。结果表明， 两种抑制剂均 可获得令人满意的选别指标， 尤其是采用单一石灰 作抑制剂时， 不仅比组合抑制剂的药剂用量小、 成本 低， 而且铅精矿在回收率相近的情况下品位提高了 近 5 个百分点， 锌精矿在品位相近的情况下回收率 提高了近 4 个百分点。 刘杰等 ［23 ］对某难选铅锌矿石进行了选别试验， 结果表明， 在细磨－0. 074 mm 占 90 条件下， 采 用优先浮选流程可获得铅精矿品位为 71. 4、 回收 率为 94. 9， 锌 精 矿 品 位 为 55. 5、 回 收 率 为 70. 9， 银总回收率为 76. 34的分选指标。 3. 2铜钼镍矿石选矿 邓禾淼等 ［24 ］以石灰与漂白粉为砷矿物的抑制 剂对某高砷铜矿石进行了分选试验研究， 获得了铜 品位为31. 22、 铜回收率为88. 00、 含砷0. 17、 含银 1 333 g/t、 银回收率为 41. 28的铜精矿。 邱兆莹等 ［25 ］在磨矿细度为 －0. 074 mm 占60 的条件下， 采用混合浮选粗精矿再磨分离浮选 工艺流程对云南某铜镍多金属矿石进行了选矿试验 研究， 当粗精矿再磨细度为 － 0. 074 mm 占 85. 7 时， 获得了铜品位为 23. 79、 含镍 0. 87、 铜回收 率为 94. 94、 镍回收率为 21. 42 的铜精矿和镍 品位为 7. 01、 含铜 1. 19、 镍回收率为 58. 53、 铜回收率为 1. 6的镍精矿。 倪章元等 ［26 ］对云南某伴生关系密切的细粒浸 染铜锑锌硫化矿石进行了分选试验研究， 结果表明， 以乙基黄药和 Z －200 构成铜的组合捕收剂、 丁基黄 药作为选锌捕收剂， 采用铜锑部分混合浮选、 混浮尾 矿选锌的工艺流程， 获得了铜精矿品位和回收率分 别为 17. 25和 66. 72、 锌精矿品位和回收率分别 为49. 54和95. 43、 选锌尾矿含硫超过35的分 选指标。 龚恩民等 ［27 ］对有用矿物主要为辉钼矿、 黄铁矿 和黑钨矿的某钼钨多金属矿石进行了分选试验研 究， 采用顺序优先浮选强磁选工艺流程， 获得了钼 精矿品位为 45. 33、 回收率为 80. 49， 硫精矿品 位为 45. 83、 回收率为 92. 74， 钨精矿品位为 58. 67、 回收率为 74. 63的良好分选指标。 随着硫化镍矿资源的日益枯竭， 红土镍矿的开 发利用已逐渐成为研究热点之一。例如 邱沙等 ［28 ］ 研究了硫酸化焙烧水浸工艺处理红土镍矿过程中 各相关因素的影响; 曹志成等 ［29 ］采用添加助熔剂直 接还原焙烧磁选方法， 对镍主要以硅酸镍形式存 在的某低品位红土镍矿进行了镍和铁的富集试验研 究; 等等。 3. 3其他有色金属矿石选矿 针对含 TiO25. 96的云南文山某钛铁矿矿石， 韦连军等 ［30 ］在磨矿产物粒度为 － 0. 5 mm 的条件 下， 采用分级 水力分级的分级粒度为 0. 038 mm 重选工艺， 粗选设备采用螺旋溜槽， 精选设备采用摇 床， 最终获得了 TiO2品位为 46. 67、 回收率为 59. 01的钛精矿。 朱军等 ［31 ］针对某低品位钒矿石的特点， 采用选 3 魏德洲等 2010 年中国选矿年评2011 年第 12 期 矿抛尾后直接酸浸提钒的工艺进行了试验研究， 在 硫酸浓度为 25、 浸出温度为 90 ℃、 液固比为 2∶ 1、 浸出时间为 4 h 的条件下， V2O5的浸出率可达 91， 比传统钠法焙烧工艺的浸出率高 10 个百分点 以上。 杨飞 ［32 ］以氯酸钠为氧化剂， 进行了盐酸浸出含 钒黏土矿的试验研究， 获 得 了 V2O5浸 出 率 为 92. 82、 总回收率为 86. 64 的较好指标， 并获得 了品位为 99. 7的五氧化二钒。 曹耀华等 ［33 ］ 采用氧化焙烧常温浸出中 和还原溶剂萃取铵盐沉淀工艺， 进行了从石 煤钒矿中提取 V2O5的试验研究， 获得了 V2O5浸出 率大于 85、 总回收率大于 80、 产品中 V2O5质量 分数大于 98的良好指标。 罗仙平等 ［34 ］采用分级粗选 跳汰 摇床 浮 选脱硫强磁精选工艺， 对含 WO30. 51 的江西某 钨矿石进行了分选试验研究， 获得了 WO3品位为 64. 27、 回收率 77. 65的钨精矿。 邓丽红等 ［35 ］采用重选预富集浮选重选工 艺流程对江西某大型钨矿的钨细泥进行了分选试验 研究， 通过工业试验， 获得了 WO3品位为51. 148、 回收率为 62. 52 的总钨精矿， 其中白钨精矿的 WO3品位为 65. 43、 回收率为 31. 40， 黑钨精矿 的 WO3品位为 41. 90、 回收率为 31. 12。 周晓彤等 ［36 ］采用先浮选白钨矿， 再采用高梯度 强磁选从浮选尾矿中回收黑钨矿的工艺流程， 对一 种含 WO30. 44 的黑白钨矿石进行了分选试验研 究。含 WO30. 2左右的的浮选尾矿在实验室获得 的强磁选黑钨精矿 WO3品位为 0. 47、 磁选作业 回收率为 90. 64， 工业试验获得的强磁选黑钨精 矿 WO3品 位 为 0. 43、磁 选 作 业 回 收 率 为 73. 26。 刘威 ［37 ］针对湖南某金锑矿的矿石特点， 在磨矿 细度为 － 0. 074 mm 占 75 的条件下， 采用混合浮 选工艺处理含锑 0. 85、 含金 1. 80 g/t 的矿石， 经 过 1 粗 3 精 2 扫浮选， 得到了锑品位和回收率分别 为 31. 61 和 85. 33、 金品位和回收率分别为 58. 81 g/t 和 73. 01的金锑精矿。 王俐 ［38 ］针对云南某选厂浮选硫精矿中的金以 细粒包裹体状赋存于黄铁矿中的特点， ， 采用重选 浮选焙烧浸出工艺进行了回收硫精矿中金、 铁、 硫的试验研究， 结果表明， 金的浸出率为 85. 48， 浸金渣中铁的品位为 60. 48、 回收率为 98. 44， 同时使硫以 SO2的形式得到了回收， 其回收率为 98. 24。 4非金属矿石选矿 2010 年， 在众多非金属矿产资源的选别研究 中， 萤石的分选仍是重点。此外， 在滑石、 磷矿石、 石 英等的加工利用研究方面也有新进展。 刘淑贤等 ［39 ］对河北某贫萤石矿石进行了分选 试验研究， 在一段磨矿细度为 －0. 074 mm 占 65、 二段磨矿细度为 －0. 038 mm 占 100 时， 采用 1 次 粗选、 6 次精选的浮选工艺流程， 获得了 CaF2品位为 98. 50 、 回收率为 54. 10的萤石精矿。 牛云飞等 ［40 ］采用盐化水玻璃和六偏磷酸钠组 成方解石的组合抑制剂， 对某碳酸盐型萤石矿石进 行了浮选试验研究， 通过采用中矿超前返回等措施， 降低了精矿中 CaCO3的含量， 使浮选精矿的质量达 到了国标二级萤石精粉质量要求。 李轶才等 ［41 ］在对内蒙阿巴嘎旗某萤石矿石的 浮选工艺流程和药剂制度进行考察的基础上， 采用 弱酸性条件下的 1 次粗选、 1 次扫选、 粗精矿再磨后 2 次精选的浮选工艺， 获得了 CaF2品位为 97. 52、 SiO2含量为 1. 06、 CaF2回收率为 85. 19 的萤石 精矿。 苏迪等 ［42 ］针对贵州某中低品位硅钙质胶磷矿 石硅含量较多的特点， 采用双反浮选工艺达到了降 低精矿中硅含量的目的， 最终获得了 P2O5品位为 30. 84、 回收率为85. 77、 含 MgO 1. 37、 含 SiO2 10. 26的磷精矿。 滑石是有色金属硫化矿选矿中常见的脉石矿物 之一。卢烁十 ［43 ］从研究滑石的晶体结构出发， 分析 了滑石具有良好天然可浮性的原因， 并对某滑石含 量为 13的铜锌矿石进行了滑石优先浮选的试验 研究。研究结果表明， 通过优先浮选滑石， 基本上脱 除了矿石中的易浮脉石， 滑石精矿中铜、 锌的含量分 别为 0. 17 和 0. 81， 损失率分别为 2. 11 和 2. 63。 5微生物技术在选矿中的应用 生物技术在矿物加工中的应用已得到了充分的 重视， 目前已经渗透到矿物加工过程的诸多方面。 2010 年， 微生物技术在复杂难选矿石的处理中也取 得了较大的进展， 尤其是在铀矿石的浸出方面取得 了多项研究成果， 同时在金矿石和磷矿石的浸出方 面也取得了一些新成果。 王有团等 ［44 ］从江西某铀矿酸性矿坑水中筛选 4 总第 426 期金属矿山2011 年第 12 期 出了一种 JX 嗜酸异养菌和一种氧化亚铁硫杆菌， 将 它们按不同的接种比例和接种时间接种于加入铀矿 粉的 9K 培养基中， 进行了铀浸出试验研究。结果 表明 加入异养菌后， 浸出体系中 Fe2 的氧化速率、 pH 值的下降速度、 氧化还原电位的上升速度都有所 减慢; 在不同接种比例下， 铀的最终浸出率均在 97左右; 采用不同接种时间时， 铀的最终浸出率均 在 98左右。这表明 JX 异养菌的加入对氧化亚铁 硫杆菌浸出铀的过程没有明显的促进作用。 翟东亮等 ［45 ］在酸化酸度分别为 10、 20、 30 g/L 的条件下， 采用酸预浸微生物浸出工艺流程对某 铀矿石进行了柱浸试验研究， 结果表明， 3 种酸化条 件下， 铀的最终浸出率分别为 96. 14、 94. 88 和 98. 25， 耗酸率分别为 8. 23、 9. 24、 9. 67。 孔逊等 ［46 ］通过柱浸试验探讨了黄铁矿对铀矿 石生物浸出过程的影响， 结果显示， 在 60 d 的浸出 时间内， 加入黄铁矿比不加黄铁矿的矿石耗酸率降 低了 1. 2 个百分点， 浸出率提高约 10 个百分点， 说 明黄铁矿在微生物浸铀过程中可以起到缩短浸出周 期、 降低酸耗、 提高浸出率的作用。 伍赠玲 ［47 ］对一种高砷微细浸染型难处理金矿 石进行了化学预氧化氰化浸金和细菌预氧化氰 化浸金的试验研究， 结果表明， 细菌预氧化氰化浸 金能有效氧化金矿石， 在细菌接种量为 10、 矿浆 浓度 固体质量分数 为 15、 温度为 45 ℃的条件 下， 预氧化 7 d， 金浸出率达到了 89. 24。 邢洪波等 ［48 ］采用细菌氧化氰化提金工艺对 吉林南岔金矿选矿厂的含砷金精矿开展了试验研 究， 获得了 97. 00的金浸出率， 较好地解决了这一 含砷金精矿的难处理问题。 杨均流等 ［49 ］采用嗜酸氧化亚铁硫杆菌、 嗜酸氧 化硫硫杆菌和嗜酸氧化亚铁钩端螺旋菌的混合菌进 行了强化浸出低品位磷矿石的试验研究， 结果表明， 在初始 Fe2 浓度为 9 g/L、 磷矿石与黄铁矿的质量 比为 1∶ 2. 5 的条件下浸出 20 d， 磷的浸出率可达 95。 吴敏等 ［50 ］经富集、 分离和纯化从湖北某酸性矿 山残土中获得了一种氧化硫硫杆菌， 将其进行 4 代 驯化培养后用于浸出胶磷矿中的磷。试验结果显 示， 在接种量为 30、 初始 pH 为 2. 0、 浸出矿浆浓 度为 10 g/L、 磷矿石粒度为 － 0. 074mm 占 68、 黄 铁矿加入量为 10 g/L 的条件下浸出 10 d， 磷的浸出 率达到 90. 71。 杨宇等 ［51 ］对从江西大兴铜矿的酸性矿坑水中 分离得到的氧化亚铁硫杆菌 CMS 和隐藏嗜酸菌 DX1 －1 进行紫外诱变育种后， 将其用于铜矿石的 浸出试验研究。结果表明， 矿石经诱变后的混合菌 浸出 30 d 后， 浸出液中的铜离子浓度达到 2. 78 g/ L， 而紫外诱变前， 在同样条件下， 浸出液中铜离子 的浓度为 2. 48 g/L。由此可见， 对微生物进行紫外 诱变育种可以使它们的浸矿能力得到一定程度的提 高。 6浮选药剂 合理的药剂制度是提高浮选技术指标的关键， 高效浮选新药剂可明显促进复杂难选矿石的开发利 用。2010 年， 选矿工作者在新型捕收剂和新型抑制 剂研发的应用方面开展了大量工作。 6. 1捕收剂 闫武等 ［52 ］采用一种新型脱磷捕收剂 EM － 501 对重庆桃花高磷鲕状赤铁矿矿石和湖北官店高磷鲕 状赤铁矿矿石进行了脱泥反浮选脱磷试验研究。 结果表明 桃花高磷鲕状赤铁矿矿石脱泥后经过 1 粗 1 精 2 扫反浮选脱磷， 使浮选精矿的磷含量从原 矿的 0. 82 降到了 0. 081; 官店高磷鲕状赤铁矿 矿石脱泥后经过 1 粗 1 精 1 扫反浮选脱磷， 使浮选 精矿的磷含量从原矿的 0. 89 降到了 0. 21。由 此可见， EM － 501 对含磷矿物的捕收能力比较强， 并具有较好的选择性， 可作为高磷鲕状赤铁矿矿石 的反浮选脱磷捕收剂。 董怡斌等 ［53 ］通过强磁选反浮选试验， 考察了 自行研制的 QD 系列阴离子捕收剂对鄂西高磷鲕状 赤铁矿矿石的反浮选效果， 结果显示， 在磨矿细度为 －0. 074 mm 占 90的条件下， 采用 QD 系列的 3 种 捕收剂对铁品位为 47. 87、 含磷 0. 78 的强磁选 精矿进行反浮选脱磷， 均可以获得铁品位大于 52、 磷含量小于 0. 60、 铁作业回收率大于 53 的反浮选铁精矿， 其中采用 QD －02 和 QD －03 时， 铁的作业回收率大于70。这表明 QD 系列阴离子 捕收剂是高磷鲕状赤铁矿矿石的有效反浮选捕收 剂。 王小飞等 ［54 ］将油酸钠与一种自制的螯合捕收 剂配成组合捕收剂 WM －1， 并用其对东鞍山的赤铁 矿矿石进行了正浮选试验研究， 结果表明， 在适宜的 药剂制度和操作条件下， 经过 1 次粗选， 可获得铁品 位为 50. 62、 铁回收率为 85. 05的铁精矿。 王钊军等 ［55 ］以油酸、 亚磷酸、 三氯化磷为原料， 5 魏德洲等 2010 年中国选矿年评2011 年第 12 期 合成了一种新型的钛铁矿捕收剂， 并用其进行了钛 铁矿矿石的浮选试验研究， 获得了产率为 38. 82、 TiO2品位为 47. 52、 回收率为 75. 82的钛精矿。 葛英勇等 ［56 ］以 MG 为捕收剂， 在常温下对巴彦 淖尔铁矿石的磁选精矿进行了反浮选试验研究， 获 得了铁品位为 68. 55、 回收率为 94. 2、 SiO2含量 为 1. 85、 S 含量为 0. 22的铁精矿。 王越等 ［57 ］考察了新型捕收剂 WS 在铜钼矿石 分选中的应用效果， 通过闭路试验， 获得了铜和钼的 品位 分 别 为 23. 89～ 25. 91 和 0. 890～ 1. 804、 回 收 率 分 别 为 90. 60 ～ 94. 79 和 84. 34 ～88. 40的混合浮选精矿。 李建华等 ［58 ］研究了捕收剂 DLZ 对黄铜矿和黄 铁矿的浮选性能。试验结果表明 DLZ 对黄铜矿的 捕收能力较强， 最大浮选回收率可达 95. 7; 而对 黄铁矿的捕收能力相对较弱， 浮选回收率小于 10。动电位和红外光谱分析结果显示， DLZ 在黄 铜矿表面发生了化学吸附， 而在黄铁矿表面发生的 是物理吸附。 孙小俊等 ［59 ］考察了捕收剂 CSU31 对黄铜矿和 黄铁矿的浮选效果及其作用机理。研究结果表明 当 pH 2. 7 ～12. 0 时， CSU31 对黄铜矿的捕收能力 较强， 浮选最大回收率达到 93; 而对黄铁矿的捕 收能力较弱。CSU31 在黄铜矿和黄铁矿表面的吸附 量均随其用量的增加而增大， 而且在黄铜矿表面的 吸附量明显大于在黄铁矿表面的吸附量。 刘建东等 ［60 ］采用 Blashale promoter 新型捕收剂 对某黑色岩系镍钼矿石进行了浮选试验研究， 通过 闭路试验， 获得了钼品位为 9. 58、 回收率 为 82. 63的浮选粗精矿。 钟宏等 ［61 ］制备了 3 种碳链中含有 12 个碳原子 的 Gemini 型阳离子表面活性剂 分别简写为 12 －2 －12、 12 －4 －12 和 12 －6 －12 ， 并通过元素分析、 红外光谱和质谱分析等对合成产物进行了表征。在 此基础上， 考察了新型阳离子捕收剂对高岭石的浮 选行为， 通过与传统捕收剂的浮选性能比较发现， 在 相同试验条件下， Gemini 型新捕收剂对高岭石的捕 收能力比传统捕收剂的强， 且具有浮选效率高、 受 pH 影响小等优点。 曹学峰等 ［62 ］以十六胺、 甲酸和乙醛为原料， 合 成了阳离子捕收剂 N， N － 二乙基 － N － 十六烷基胺 DEN16 ， 并通过单矿物和人工混合矿的浮选试 验、 红外光谱分析和 Zeta 电位测定， 考察了 DEN16 对一水硬铝石、 高岭石和伊利石的浮选性能以及矿 物与药剂的作用机理。浮选结果表明， 在 pH 5 ～ 5. 5、 DEN16 用量为 2 10 －4 mol/L 时， 高岭石、 伊利 石的回收率均高于 82， 而一水硬铝石的回收率仅 为 60; 人工混合矿浮选精矿的铝硅比均高于 20。 红外光谱和 Zeta 电位的测定结果表明， DEN16 与 3 种矿物的作用皆为静电吸附， 且与高岭石和伊利石 的作用比与一水硬铝石的作用强。 李文风等 ［63 ］考察了二甲基二硫代氨基甲酸丙 烯腈酯对黄铜矿的浮选性能。试验结果表明， 采用 戊基黄药 用量为 30 g/t 和二甲基二硫代氨基甲酸 丙烯腈酯 用量为 80 g/t 构成的组合捕收剂时， 粗 选铜精矿的铜品位和回收率比单独采用戊基黄药 用量为 300 g/t 时分别提高了 0. 86 和 3. 57 个百 分点。 陈玉林 ［64 ］介绍了新型浮选药剂 OS －2 在柿竹 园野鸡尾选矿厂的应用情况。实验室试验结果表 明， 用 OS － 2 浮选含 WO30. 36 的原矿， 可获得 WO3品位为 13. 29、 WO3回收率为 80. 49 的粗 精矿; 工业试验获得了 WO3品位为 12. 12、 WO3 回收率为 77. 76的粗精矿。 凌石生等 ［65 ］采用新型捕收剂 BK410 对某石英 － 方解石型萤石矿石进行了浮选试验研究， 结果表 明， 采用水玻璃作抑制剂时， 通过 1 次粗选、 2 次扫 选、 粗 精 矿 再 磨 后 7 次 精 选，可 获 得 含 CaF2 97. 88、 SiO20. 72、 CaCO30. 71的萤石精矿。 6. 2抑制剂 凌石生 ［66 ］采用新型抑制剂 BK510 对某钼矿石 进行了浮选试验研究， 结果表明， 以煤油作捕收剂， 经 1 次粗选、 2 次扫选、 粗精矿再磨后 7 次精选， 可 获得钼品位为 51. 07、 钼回收率为 89. 09 的精 矿。 徐忠发等 ［67 ］以 H 2SO4和 TXZ 构成组合抑制 剂， 对四川某磷矿石进行了反浮选试验研究， 获得了 含 P2O534. 11、MgO 0. 92，P 2O5 回 收 率 为 81. 59的磷精矿， 与单独采用 H2SO4作抑制剂的 浮选指标比较， P2O5的回收率提高了 9. 61 个百分 点。 陈建华等 ［68 ］考察了偶氮类药剂对方铅矿、 脆硫 锑铅矿、 铁闪锌矿、 黄铁矿和黄铜矿的抑制作用。浮 选试验结果表明， 单偶氮类药剂对这些金属硫化矿 物无抑制作用， 双偶氮类药剂的抑制作用也比较弱 或无抑制作用， 而三偶氮类药剂对这些金属硫化矿 6 总第 426 期金属矿山2011 年第 12 期 物具有很强的抑制作用。对偶氮类药剂进行的前线 轨道能量计算以及分子结构与其抑制性能的关系分 析表明， 药剂与矿物的前线轨道能量差值可作为偶 氮类药剂抑制性能的一个初步定量判据。 6. 3其他浮选药剂 冯其明等 ［69 ］研究了 Tween80 对油酸钠浮选一 水硬铝石的影响， 结果表明 当 Tween80 与油酸钠以 质量比为 1∶ 9 混合时， 有利于一水硬铝石的浮选; 加 入 Tween80 强化了细粒级一水硬铝石的捕收， 但没 有明显改善油酸钠在低温下的捕收能力; 油酸钠主 要以阴离子形式吸附于一水硬铝石表面， Tween80 可能与油酸钠在一水硬铝石表面产生了共吸附。 顾帼华等 ［70 ］通过浮选试验、 动电位和吸附量的 测定， 详细考察了阴离子淀粉 LSDZ 对高岭石、 叶 蜡石和伊利石浮选行为的影响， 并对作用机理进行 了分析。单矿物的浮选试验结果表明 在整个试验 pH 范围内， 阴离子淀粉对高岭石、 叶蜡石和伊利石 均具有活化作用， 且在酸性条件下活化能力更强; 当 pH 6、 捕收剂 DTAC 用量为 3 10 －4 mol/L 时， 较 低用量的 LSDZ 可活化伊利石和高岭石， 但随着 LS- DZ 用量的增加， 伊利石和高岭石被抑制。吸附量和 动电位的测定结果表明， 阴离子淀粉通过氢键和静 电力作用与矿物表面发生吸附， 低用量阴离子淀粉 能促进捕收剂 DTAC 在矿物表面的吸附。 7选矿设备及自动化 2010 年虽然在磁选机和浮选柱的研发上取得 了一些成果， 但仍然存在着许多不足。在磁选方面， 缺乏兼容性强、 有利于减少磁选作业段数的强磁场 磁选设备; 对于浮选设备而言， 在浮选柱等高效设备 的研发和应用方面尚存在明显不足。与之形成对比 的是， 选矿过程的自动化控制技术在 2010 年得到了 较好的推广， 尤其是在磨矿分级过程控制、 自动加 药、 自动取样检测以及尾矿库安全性监测等方面取 得了较大的进展。 7. 1选矿设备 郭小飞等 ［71 ］介绍了新研制的 PHGM －600 型永 磁高梯度磁选机。这种磁选设备采用钕铁硼材料组 成磁系， 背景磁场的磁感应强度为0. 65 ～0. 75 T， 导 磁介质选用导磁不锈钢棒， 介质表面磁感应强度可 达到 1. 2 T。实验室试验结果表明， PHGM － 600 型 永磁高梯度磁选机对鞍山式赤铁矿的分选和对长石 矿的除铁效果均较好。 冉红想 ［72 ］介绍了一种多筒干式强磁场磁选机 的结构和特点， 并对分选过程及磁场特性进行了深 入的探讨。这种磁选设备采用永磁磁体， 筒体表面 的最高磁感应强度可达 1. 0 T， 不仅可以用于非金 属矿石和有色金属矿石的除铁提纯， 还适用于弱磁 性矿物的回收。 张颖新 ［73 ］介绍了新型 LYC － 720 湿式永磁强 磁场磁选机的结构特点、 工作原理和适用范围。用 这种磁选设备对非金属矿石进行的去除弱磁性杂质 以及对弱磁性金属矿物进行的提纯试验结果表明， 由于这种磁选机的永磁磁系产生了具有高磁场梯度 的工作分选区， 因而与同场强的电磁磁选机相比， 在 除铁效果相当的条件下， 可以降低能耗， 而且该设备 操作简单、 易于维护。 彭会清等 ［74 ］介绍了一种新型湿式永磁强磁选 机的结构、 磁场特性及其工作原理， 并用其对某钾长 石矿进行了除铁试验研究， 结果表明， 经除铁处理 后， 钾长石精矿中的 Fe2O3含量从原矿的 0. 52 下 降到 0. 17， 精矿产率为 84. 61， 铁的去除率达到 了 72. 34。 马钢集团姑山铁矿的矿石由于性