首页@摩鑫注册@首页萤石矿产同其他矿产一样，一般采用露天和坑下两种开采方式。本文以湖山白坛下选矿厂为例，对萤石矿选矿工艺流程及其技术指标做以探析：该选矿厂为矿山联合配套工程，选矿中是根据实际情况，确定方案的编制原则，充分利用已有设施，减少投资，降低成本；充分结合现行的生产工艺，确保技术可靠，经济合理，生产安全；充分利用资源的原则，提高选矿回收率；严格执行有关法规，因地制宜制定环保措施，做好环境保护工作。

　　本选矿厂已建成投产多年，其产品质量符合酸级萤石精粉质量标准要求，选矿回收率达到85%以上。选矿指标方面符合相关要求，现有的工艺流程成熟：破碎为二段闭路破碎流程；磨浮采用一段闭路磨矿、一粗六精二扫浮选流程；精矿脱水采用浓缩过滤两段脱水流程。

　　原矿经二段一闭破碎筛分后，经给矿机——皮带输送入球磨机磨矿。球磨后的矿石排入分级机，分级后粗粒返回球磨机再磨，分级溢流物加纯碱和油酸、水玻璃搅拌进入粗选，分级溢流物经一粗六精二扫（2系列一粗五精二扫）的选别作业后，生产出制酸级萤石粉精矿，经六（五）段精选后的萤石精矿由输送至浓缩机，经浓缩过、真空过滤后包装存放。

　　3.3选别：系列采用磨后一粗二扫、六次精选，精选依次返回的浮选工艺流程，扫选精矿依次回流；系列采用磨后一粗二扫、五次精选，精选依次返回的浮选工艺流程，扫选精矿依次回流。

　　根据入选原矿的品位，依据本选矿厂多年的生产实践，本着可靠、先进的原则，确定工艺技术指标，选别指标计算见“选别指标计算表”。选别指标计算表

　　选矿厂采用浓缩、过滤两段脱水流程，符合工艺要求。三班工作制，每班八小时。

　　NZS-12浓缩机处理面积为113m2，NZS-9浓缩机处理面积为63.6m2，处理能力能够满足生产要求。

　　6.1.3除尘设备：选矿厂除尘设施完善，在粗、细破入矿口、排矿口、筛分入矿口、排矿口等产尘点，设置吸尘罩，现有NO6C型布袋除尘器（含引风机）。

　　药剂消耗是本选矿长多年的生产实践确定的，在生产中应根据原矿性质进行调整。

　　碳酸钠制备布置在浮选间，选用XD-1000搅拌桶；盐酸制备布置在浮选厂房的外部，选用φ1500的耐酸搅拌桶2台，交替轮换使用。

　　为了检验生产成果、指导生产，定时或不定时对生产过程的原矿、精矿、尾矿进行计量及物理、化学性质等的分析，对磨矿、分级溢流浓细度，粗选作业的酸碱度及药剂添加量进行检查。

　　外部运入的矿石采用120吨地磅，选矿厂内原矿采用皮带秤自动计量，皮带秤安装在球磨机给料皮带上。

　　原矿有两种样，一是入选样，二是入磨样。入选样在原矿堆场中获取，入磨样在磨机给料皮带中获取。精矿、尾矿、中间样采用样勺人工取样。

　　8.3.1试（化）验室的任务、范围，化验室主要是承担选厂每天的原矿样、产品样和快速分析样。日常分析元素有CaF2、SiO2、CaCO3等。

　　8.3.2试验室主要承担原矿性质试验。由于原矿性质变化对选矿影响较大，而原矿来源较多，性质各异，所以生产中应加强对原矿性质的试验。

　　9.1废水治理，本设计采取澄清溢流，回用，实现尾矿水“零排放”。建立定期监测水质制度，根据实测资料采取相应措施，如加氯化铝、氯化钙等，提高水质。

　　9.2尾砂治理，尾矿进行无害化、资源化处理，已被列为萤石资源综合利用示范基地之一。

　　9.3粉尘治理，采用洒水降尘和重点部位除尘器除尘等措施后，根据类似选厂粉尘浓度实测资料表明，一般在0.3～1.45mg/m3，再经大气稀释后，对环境没有明显污染。

　　本选厂基本利用现有厂房、设备等设施，以现有的人员、管理体系，新增投资少，每年能实现销售收入约6114.17万元、增值税276.62万元，销售税金及附加30.43万元，税前利润1320.15万元，税后利润990.11万元，企业经济效益较好。只要萤石原矿的来源有保证，企业有良好的持续经营能力，能保证企业的健康发展，可为当地的和谐社会建设贡献力量。

　　2.1项目符合国家技术产品发展政策。该项目市场容量和市场潜力之大是保障经济效益的基础，该产品最显著的特点就是它的推广使用与销售符合经济发展趋势。以矿产资源的合理利用和严格有效保护为核心，充分发挥矿产资源的经济效益、社会效益和环境效益，为实现国民经济和社会可持续发展提供坚实的资源基础和可靠的物质保障。

　　2.2实现尾矿无害化处理，使企业的生产与经营能够持续稳定进行，并做到了无尾砂外排，既解决环境污染问题，减少了耕地的占用面积，实现土地资源可持续利用，促进经济、社会和环境的和谐发展。

　　2.3项目延续生产，推动社会经济的发展，促进社会稳定。具有巨大经济、社会、环境效益；同时，它还可以推动科技进步。

　　钼是发现得比较晚的一种金属元素，是一种很重要的资源，由于金属钼具有高强度、高熔点、耐腐蚀、耐磨研等优点，因此在工业上得到了广泛的利用，在我国钼是我国六大优势矿产资源之一，资源储量比较丰富。钼矿产量来源主要有3个：（1）原钼矿山的原生钼；（2）铜矿的共生和副产钼； 从废弃的含钼催化剂等中回收的钼；其中第一类和第二类钼来源占绝大多数，而相对于原生钼来说，共生钼的生产成本较低。

　　钼矿物中，分布最广、最具有工业价值的是辉钼矿，目前世界上钼产量中99％是从辉钼矿中获得的。辉钼矿为典型的六方晶系，钼的配位数为6，每个钼离子周围的六个硫离子排列在三角棱晶的顶点上，成三方柱排列，其结构呈六方层状或板状结构，层间为范德华力的S-MO-S结构，层间的结合力很弱。在开采、破碎和磨矿时，沿S-MO-S层间破坏暴露出的晶面呈非极性、低能、不活泼、这种晶面称为“面”，具有极好的疏水性，因此，辉钼矿具有良好的天然可浮性。针对这一特性，辉钼矿回收通常采用浮选作为主要的选矿方法。

　　就大多数单一钼矿而言，典型的选矿工艺是粗磨粗选-再磨再选，粗磨粗选的理论基础是辉钼矿天然可浮性较好，测试揭示1/16～1/24的辉钼矿连生体，在高馏程宽馏点（经乳化后）烃油存在下，可良好地上浮。

　　辉钼矿虽然易浮，但钼矿石中钼含量很低，一般为0.01%~0.45，0.2%以上即为富矿。钼精矿质量要求又很高，要求含钼在45%～47%以上。因此，浮选过程中辉钼矿的富集比很高，在400以上，这就要求多次精选，一般为4～10次。辉钼矿较软，细磨易泥化，影响精矿质量。另外，辉钼矿天然可浮性好，即使粗达0.6mm的贫连生体，只要表面裸露有1%，也能顺利上浮。因此，适宜采用粗磨-粗选的粗选段，对粗磨-粗选所产生的含有大量连生体的粗精矿进行再磨，使之充分解离，并进行多次精选，即采用多段再磨--多次精选。图1为单一钼矿典型的选矿工艺。

　　铜钼矿石是钼的主要来源之一，铜钼矿石中回收的钼量占世界钼总产量的48％。以铜为主伴生有钼的铜钼矿床，常以斑岩铜矿型存在，因其储量大，是当前提取铜的重要资源，同时也是钼的重要来源。由于此类矿床具有原矿品位低、嵌布粒度细的特点，并且辉钼矿具有层状结构，有良好的天然可浮性，常与黄铜矿、黄铁矿密切共生。因此，从铜钼矿石中回收辉钼矿，比从以辉钼矿中为主的矿石中回收钼更难，流程更复杂，回收钼往往还要受到回收铜的制约。

　　在铜钼矿石中进行铜钼分离，原则上有优先浮选和混合浮选两种方法。其中，采用较多的是混合浮选，即先通过粗选得到铜钼粗精矿，然后从铜钼粗精矿中分离铜或钼。由于硫化铜矿物和辉钼矿均易浮，且铜矿物与钼矿物的可浮性较近，获得铜钼精矿是容易实现的。但在铜钼精矿中进行铜矿物与钼矿物的分离难度较大，通常要通过物理或物理化学方法进行铜钼分离前的预处理。曾被研究或被工业采用的方法有：

　　（1）浓缩脱药。通过铜钼混合浮选所得到的泡沫产品，其中含有大量的黄原酸类捕收剂，为了减少这些残余药剂对黄铜矿可浮性的影响，降低抑制剂用量，通常在铜钼分离前进行浓缩脱药。

　　（2）加热处理。在铜钼分离前，对铜钼混合精矿进行加热处理，其目的是使矿物表面吸附的捕收剂疏水膜分解、氧化或蒸发、并使非钼硫化矿物表面自身氧化，从而使其受到抑制。实践证明，采用热水加温进行铜钼混合精矿浮选分离，钼精矿的质量和回收率都有明显提高， 并大大降低了硫化钠的用量（可减少85%～90%）。因此全世界约40%的主要铜--钼选厂，都采用不同方式的热处理工艺进行铜--钼分选。

　　（3）氧化。包括加入各种强氧化剂，如氯气、过氧化氢及臭氧，使硫化铜矿物表面的捕收剂氧化分解，或能使铜矿物在碱性矿浆中表面氧化形成亲水氧化物吸附层。

　　铜钼精矿经过预处理之后，进入铜钼分离作业，常用的铜钼分离方法主要有以下几种：

　　1）常规浮选方法。 一般采用抑铜浮钼的工艺，其关键就是实现对铜矿物的抑制。已有研究表明，对硫化铜矿具有抑制作用的药剂有几十种，但具有工业应用前景或已在工业上采用了的药剂不多，可分为以下两类。①无机物。如硫化钠类、诺克斯类和氰化物类。这三类药剂或单独使用、或混合使用，已构成了铜钼混合精矿分离中抑铜浮钼的常规药剂。②有机物。 如巯基醋酸盐和乙基硫醇等。在对铜矿物实现有效抑制后，浮钼时-般加入少量非极性油，以强化辉钼矿浮选。此外，为提高钼精矿品位，还需加入一些调整剂，如水玻璃、六偏磷酸钠等抑制脉石矿物、分散矿浆，经过多次精选（6~14次），才能获得高质量的钼精矿。

　　2)充氮浮选。长期以来，大多数钼、铜选厂广泛应用氰化物、硫化物和诺克斯药剂抑铜浮钼，以实现铜铝分离。目前，由于人们对环境保护越来越重视，具有剧毒的氰化物和诺克斯药剂已逐渐被淘汰。因此，生产中一般都使用硫化钠或硫氢化钠等硫化物作铜矿物抑制剂。但硫化

　　钠本身具有强还原性，很容易被浮选矿浆中的溶解氧或其他氧化物质所氧化，因而药剂用量很大。采用充氮浮选工艺，可以降低抑制剂用量。早在1972年，美国专利报道，在用诺克斯药剂抑制铜矿物时，使用氮气可大大降低诺克斯的用量。美国皮马选矿厂采用该技术， 硫化钠用量减少了75%。 此后，在国外许多类似矿山得以推广应用，均取得了明显的效果。20世纪90年代初，北京有色冶金设计研究总院在德兴铜矿铜钼分离中，进行了充氮工业试验。充氮后，硫化钠用量减少了60.55%，而选矿指标几乎与充空气时一样。据估算，采用充氮工艺，每年可节约硫化钠费用1000万元。但由于各方面的原因，这一新技术在我国还没有得到成功的应用。

　　湖北三鑫金铜股份有限公司(以下简称“三鑫公司”)对除井下开采外，影响矿山安全生产的因素，如选矿工艺流程中比较关键的粉尘、电离辐射以及危化品使用等因素的安全预防措施进行着重介绍，希望对同行的安全防护工作有所启发。

　　吸入过多粉尘可能引起尘肺病，对人体的危害不言而喻。在矿山选矿流程中，粉尘主要产生在矿石破碎、筛分、皮带转运、物料下落等环节，这时会扬起一定的粉尘，还有一小部分粉尘是在浮选程序中，矿浆泡沫破裂后产生。由于我国南北的气候温差以及湿度的差异，粉尘的产生在湿度和温度相对较高的南方矿山显得尤为突出。

　　如何做好矿石破碎工序中粉尘的防治？三鑫公司选矿车间破碎工段的破碎流程从颚式破碎机(俗称“老虎口”)开始，到粗碎(JP200圆磨机)，再到中碎(HP400圆磨机)，最后矿石流向粉矿仓，等待进入球磨机。在此过程中，最容易产生粉尘污染的有3个点共5处，一是颚式破碎机，二是JP200圆磨机及其配套的振动筛，三是HP400圆磨机及其配套的振动筛。

　　自三鑫公司成立以来，一直处于不断扩产改造的过程中。1997年设计的800t/d的除尘设备已经不能适应现在每天2 000t以上处理能力的需求。因此，2007年，三鑫公司对除尘设备进行了改造，将以前单一的布袋除尘法改为尘源封闭、水法除尘和抽风除尘联合使用的除尘方法，效果十分显著。

　　尘源封闭主要是在圆磨机下料口，振动筛等处，用钢板做成封闭式的活动隔离间，首先从源头上减少粉尘，再辅以抽风等措施进行除尘。同时，三鑫公司对破碎车间的破碎设备进行自动化改造，让操作工人在密闭的空间内进行远程监控操作，减少了操作人员与粉尘的接触；水法防尘设施主要安装在运输皮带之间转接的卸料口前，将直径30mm的水管横跨于皮带之上，向下一侧钻出若干个直径为2mm的小孔，水管内施以1MPa以上的水压，就可达到防尘的效果，在寒冷地区的冬季，湿法防尘要加强保暖防冻措施；抽风除尘主要是由3台HSF-500高效环流式旋风除尘器完成，每台机器分别通过直径700mm的管道将抽风口指向颚式破碎机、JP200圆磨机及其振动筛、HP400圆磨机下料口及其振动筛，由于粉尘中含有一定的金属成分，抽风机将粉尘抽出用水稀释后回流到浮选工序进行资源综合再利用。

　　此外，三鑫公司还为每位操作人员配备了必要的劳动防护用品，如防尘帽、防尘口罩等，安全工作人员定期巡视检查，确保车间操作人员劳防用品的穿戴规范以及防尘设备的完好与运转正常。

　　电离核子计量系统具有结构简单、使用寿命长、高精度、抗机械损伤、耐高温高压等特点，在矿山选矿流程中广泛应用，涉及到矿石的计量称重、磨矿浓度的测量等。其工作原理是当伽玛射线穿过被测物料时，射线强度的衰减与物料的组分、密度和射线方向上的厚度呈相对应关系，通过对载有物料时的射线强度进行连续测量，然后通过计算机系统的计算，直接显示出单位载荷、瞬时流量、浓度、累积量等工艺参数。

　　由于在矿山生产中电离核子计量系统被广泛应用，操作人员在接触电离辐射的工作中，如果防护措施不当，或者违反操作规程，短时间内受到一定剂量的射线辐射，可能会引起急性机体损伤。而较长时间内分散接受一定剂量的射线辐射，可能引起慢性放射性损伤，如皮肤损伤、造血障碍、白细胞减少，甚至可以致癌或引起胎儿的死亡和畸形。

　　三鑫公司选矿工艺流程中使用2台KF-101微机核子皮带秤，以及4台KF-101微机浓度测定仪，放射源为铯-137(137Cs)，放射源封装在直径为150mm 具有高吸收系数阻挡层的铅罐内，屏蔽保护层厚度大于7cm，达到国家防护标准。其中，2台核子皮带秤分别安装在破碎工段的圆磨破碎机下料口六号皮带以及磨浮工段4621球磨机进料皮带处，负责计算每小时矿石的处理量。4台浓度测定仪分别安装在磨浮工段4621球磨机、2740球磨机及所配套的旋流器进料口和出料口，负责计算矿浆进出旋流器时的浓度参数，供计算机分析和自动调节。

　　在放射源的管理上，三鑫公司根据国家《放射性同位素与防射线装置保护条例》，制订了《三鑫公司放射防护安全管理制度》，成立车间放射防护管理组，对放射源实行严格管理。对于设备操作人员，上岗前必须在国家专业机构进行专业培训，严格实行持证上岗；在放射源的防护措施上，三鑫公司在设备出厂原有的安全密闭环境的基础上，又用铅块对放射源做了进一步的密闭上锁，安装在操作人员极少能接触到的区域，并标明电离标识，进行远程自动化控制操作。在放射源的安装处，保卫部门还装设了360度可视监控摄像头，与公司调度指挥中心监控平台对接，防止放射源的被盗和丢失。同时，专业机构以及三鑫公司安全管理部门每年或每月不定时对放射源进行检查和测试，以确保放射源的安全使用。

　　三鑫公司每年处理的矿石量近100万t，年产铜精矿6万t，铁精矿5万多t，标硫7万t。由于三鑫公司没有冶炼工序，这些产品主要是通过汽车和火车运送到冶炼企业进行加工处理。运输过程中，必须保证矿产品的含水率在17%以下，才能有效减少矿产品的损失。

　　为保证矿产品的含水量在17%以下，运输前需对矿产品进行脱水处理。三鑫公司选矿车间的脱水工段，共安装有6台陶瓷过滤机，其中2台为从瑞典进口的CC30型陶瓷过滤机，4台为国产铜冠TT16型陶瓷过滤机。在矿产品脱水过程中，陶瓷过滤机的陶瓷板容易被矿浆或矿粉堵塞，在清理过程中，必须要使用高危化学物品——硝酸，对陶瓷片内的矿浆或者矿粉进行溶解清洗疏通。

　　使用硝酸之前，三鑫公司在地方安全、环保和公安部门办理了危化品使用许可证。使用过程中，先在选矿脱水工段的上游选择一处较为安全的区域，安装一个6m3的陶瓷内胆槽罐来储存纯度为95%硝酸；接着在每两台陶瓷过滤机下面，安装一个1.5m3的储存罐，储存浓度为50%的稀硝酸，共安装3个。通过硝酸槽罐的总闸阀和管道，将浓度为95%的硝酸分别排放至3个稀硝酸罐，再按照先放水后注入硝酸的程序，将硝酸稀释成50%左右的浓度备用。

　　为规范操作人员的安全作业，车间脱水工段制订了严格的操作程序。在上岗前，要求加装硝酸员工必须经过专业培训，考试合格后方可上岗作业。在操作前，操作人员必须穿戴好护目镜、面罩、胶手套及其他相应的劳动防护用品。加酸过程中，加酸工要集中精力，时刻注意硝酸溢面上升的位置，酸箱内硝酸溢面离硝酸箱顶部20cm时应立即停止加酸，并详细记录加酸情况，如加酸的起始时间、开始加酸时箱内溢面高度、加酸后溢面高度、加酸量等。

　　随着我国经济的快速发展，钢铁工业的发展也达到了空前水平，同时带动了上游资源产业的发展。由于国内铁矿石远不能满足冶炼需求，在大量进口国外成品矿石和投资国外矿山的同时，一些企业为实现“短、平、快”地获得原料的目的，开始利用国内富余的选矿生产能力对国外铁品位较高又达不到冶炼要求的矿石及选矿副产品进行加工，以得到合格精矿。2016年9月司家营铁矿在选矿试验的基础上，开始采用选厂五系列流程以南非磷尾矿(南非矿)为原料进行生产。实际生产中发现，新进的南非矿性质与原试验时的有明显差异，可选性差距大，达不到试验时的回收指标。为保证精矿品位和产量，司家营铁矿选厂根据每船矿样性质调整选矿工艺流程。

　　试样取自河钢矿业棒磨山铁矿料场的南非磷尾矿，FeO/TFe=44．18，－6mm粒级占99．95%，+0．15mm占67．44%，主要化学成分分析结果结表1。从表1可知，南非矿铁品位55．50%，品位较高，可进行回收利用。2016年下半年开始，司家营铁矿对原棒磨山磁铁矿选矿工艺流程进行改造，以进行南非矿选别加工。改造后的工艺流程见图1．2016年10月开始采用该流程对京唐港的南非矿进行加工生产。由于京唐港的南非矿性质较试验时差很多，结果最终铁精矿品位只能达到63%左右，且流程生产能力低，一段球磨机(3600mm×4500mm)处理量仅120～130t/(h台)。因此停止生产，准备采用研山铁矿浮选尾矿再选流程处理。

　　2016年10月从京唐港南非矿取样进行探索试验发现:相同条件下，京唐港南非矿磨矿10min时磨矿细度－0．074mm占70．8%，铁精矿品位63.07%;磨矿12min磨矿细度－0．074mm占79.6%，铁精矿品位63．33%，现场生产时铁精矿品位和磨机台时处理量达不到预期。为实现试验时的全封闭、全粒级磨矿条件，司家营铁矿在现场允许的条件下进行了工艺流程改造，改造后的工艺流程见图2，并于2017年1月12日采用该流程重新加工生产南非矿。

　　2017年2月7日新进一船南非矿，云母含量较高，原矿铁品位仅52%，并含一些胶结块。试验能获得62%以上的铁精矿，但生产上达不到。通过使用淘洗机，分别可使铁精矿品位达到61．67%(大淘洗机)、62．85%(小淘洗机)，较不使用淘洗机的铁精矿品位最高60．98%有所提高。考虑到仅使用淘洗机时磨机台时处理量低，通过提高磨矿浓度、增设脱磁器等方法，在铁精矿品位基本不变的前提下，将台时处理量提高了30t左右。3月15日，又到一船质量更差南非矿，不仅云母含量继续增加，胶结块也增多了，并含有石块，原矿铁品位仅49．44%。尽管可使生产流程的铁精矿品位达到62%以上，但磨机台时处理量下降了20t。按完善后的图3工艺流程进行生产，磨机处理量为130～135t/(h台)，铁精矿品位62．0%～62．5%。

　　司家营铁矿根据南非磷尾矿性质，首先采用改造后的原棒磨山磁铁矿选矿工艺流程处理京唐港南非矿，铁精矿品位只能达到63%左右，流程生产能力低，一段球磨机处理量仅120～130t/(h台)，无法满足矿石性质发生变化的京唐港南非矿的选矿要求;通过改造研山铁矿浮选尾矿再选系统处理京唐港南非矿，铁精矿品位也只有62%左右;应用淘洗机、脱磁器完善工艺流程后，磨机处理量为130～135t/(h台)，铁精矿品位62．0%～62．5%，目前生产指标稳定。如果南非矿质量再进一步恶化，加工生产将更加困难。

　　伴随着铁矿的需求量日益增大，富矿和较富铁矿已经不能够满足市场需求，开发超贫磁铁矿成为了发展的必然趋势。但是该矿中含有较低强磁性的铁矿物，如果还是将原矿破碎之后进行磨矿再磁选，不但会增加磨矿的成本，还会提升选矿成本，还可能不会带来经济效益。所以，优化选矿工艺降低选矿成本成为发展的必然趋势。在这种情况下，分析超贫磁铁矿的选矿工艺优化具有现实意义。

　　和其他铁矿相比较，超贫铁矿石的品位十分低，特别磁性的铁矿石中所含铁量仅仅8.53%。如果将这种铁矿石实施破碎之后再放到磨机中磨矿，就会把许多废石跟着一起研磨，导致整个磨矿的成本大幅度提升，有可能最终选矿成本比精矿所销售效益还高，必然导致亏本。故此要在磨矿之前将废石除掉，这就要对原矿先实施干选抛废。

　　把原矿石破碎到-8 mm，选择直径为1050*600的干式磁选机，其中磁场强度设置成3500，实施干选，最终选出的结果如下表：

　　从最终结果就可以看出来，通过干选之后能够将废石处理掉67%。而且废石中的磁性铁仅仅含有了1.77%，选出的精矿全铁含量从13.67%增高到了26.35%。而磁性铁的回收高达到了85%以上，从而可见其干选效果比较明显。因此对矿石磨矿之前就要将67%废石抛除掉，而且一般不会对磁性铁带来多大损失，通过了磨机矿量远远超过了干选之前，进而大大降低磨矿的费用。

　　通过一系列的破碎之后再经过干式磁选，将67%的尾矿甩出去了，而是其中的精矿的全铁品位仅仅之后25.35%，其中的磁性铁品位是21.87%。因此就要进一步对矿石进行处理，降低磨矿的成本，就是对精矿进行粗磨。这就需要把干选的精矿粉碎到

　　-2 mm，普遍做法就是在生产的现场采用粗磨来实现，之后使用湿式磁选，使用磁167型的鼓式磁选机。最终得出的结果为下表：

　　从上表中可知，只要先经过粗磨到-2 mm条件下，经过磁选来实施粗粒甩尾，就能够将磁选的精矿品位从原来26.35%提升到34.45%，其作业的回收率达到了91.83%，尾矿作业的产率是29.86%，这样再一次将精矿中的尾矿甩出了三分之一，因此再一次降低了细磨之中的入磨量。由此可以看出来，对精矿进行粗磨明显能够甩出尾矿。

　　本次磨选使用了XCS-73型的半径为50 mm磁选管，将磁场强度设置为1200，将粗选之后的磨矿再一次进行细选，经过了本次磨矿之后精矿的品位在不断的提升，如果磨矿的细度达到-200，其中精矿的品位就能够达到了65%以上。

　　事实上能够回收的铁矿无中大都是磁铁矿作为主要，而且超贫铁矿石居多。因此对传统选矿工艺进行有哈U，采用了干选抛废——粗磨——细磨几个选矿流程，有效降低了磨量，极大的节约了磨矿的成本，从以上各种数据可以看出来，采用这种工艺流程来处理磁铁矿石比较合理，实属较好的工艺流程。

　　对于选矿工艺上不仅仅有了极大优化，而且选矿工艺上也有了许多方面的创新。总体来看有如下一些创新。

　　某矿业公司研究出了新的工艺流程，即是对原矿进行预先筛分——加大粗碎的破碎比——采用多段选择性来进行预抛废——采用阶段磨矿，进而加强分级磁选。这种选矿技术首先在开始进行破碎之前，就先后私用新型高效的节能振动筛分之后再送到给料机，这种方式就代替了传统的重型给料机，进一步细化了预先筛出，有效的提升了破碎系统上生产能力，几乎可以提升到20%以上，进而有效增强了粗碎的破碎比，同时还给合理分配各个段的破碎负荷制造出了条件，在粗中细的破碎后都配置好了预抛废的作用，将预抛率提升到了68%，而原矿的品位也从13%提升到了25.8%，让磁性铁回收率高达94.9%。有效降低磨选厂生产成本以及运输的费用。使用了干式的预选抛尾技术，在一段中就经过了预先抛废，就能够将废石的抛出产率提升到34.9%，将粗精矿品位达到了22.68%，有效提升了选矿效率和精确度。

　　在一些选矿企业中为了精化选矿，使用了超贫磁铁矿的高效开发系统，即是是通过高压辊磨，湿式筛分，粗粒湿式磁选工艺。采用这种方法能够将20 mm～0 mm的细碎产品通过高压辊磨破碎到3 mm～0 mm，并且通过湿式进行筛选，筛选之后出来的物料要通过磁湿式进行高效抛废，这样就能够降低磨量的60%左右，将磨矿石的品味从20%提升大了40%，如果不扩建磨矿系统，就能够显著的提升系统处理能力，还能够通过粗粒中采用湿选尾上选出大约占据原矿20%的粗矿，进而降低了尾矿中的受尾量，进而有效延长了矿石服务年限，提升选矿企业经济效益。这项技术在对超贫磁铁的选矿技术上有巨大突破，而且还具备极大适应性。随着实际使用中优势体现，这种选矿技术得到了选矿界的认同及关注，极大的推动了选矿业发展。

　　随着对铁矿的需求越来越大，为我国铁矿资源要求提出了新挑战。目前铁矿极大的依赖着进口矿来维持，这就给超贫磁铁矿开发利用带来实际意义。而且我国目前超贫磁铁矿高达数百亿吨，这些铁矿为资源开发带来巨大潜力。但是相比之下，我国对超贫磁铁矿选技术和工艺上相对落后，还不能够达到预期目标。在这种形势下就需要仔细探究整个工艺流程，进一步优化选矿工艺，同时还要进行相应创新，提升选矿工艺高速发展。确保矿石及钢铁工业的可持续发展。

　　[1]孙炳泉.极贫铁矿资源化利用技术现状及发展趋势[J].金属矿产，2008，3.

　　近些年来，随着经济的高速发展以及科学技术的日新月异，当前有色金属的价格也逐渐大幅度提高，进而使得原料供应也越来越紧张，为了更好的缓解原料供应这一紧张局面，人们逐渐将焦点转向多金属的难处理矿石中，进而对有色金属加以精选。现如今，对于如何选取高品位硫精矿始终是当前人们研究的热点之一。因此本文对高品位硫精矿选矿工艺进行研究分析有一定的经济价值和现实意义。

　　云浮硫铁矿是我国目前最大的硫铁矿矿山，储量为2.08亿吨，矿石平均含硫31.04%，是生产硫酸的优质化工原料。一般而言，原矿中含有多种元素，矿石中硫和铁主要是一种黄铁矿的形式存在的，是原矿石中的一种目标矿物。黄铁矿主要是一种金黄和浅黄铜色，在工业上常用于硫和二氧化硫生成的一种原料。

　　选矿工艺主要是借助于矿物的不同化学性质，进而用重选法、磁选法、浸出法以及浮选法等。在将矿物和脉石矿物分开的过程中，尽可能的对其有用矿物进行分离，将有害杂质去除，并借助冶炼技术，逐渐对硫元素进行提取，同时对硫选矿工艺的水平往往取决于浮选工艺，其生产技术状态对生产过程和产品数量也有着直接性的影响作用。

　　高品位硫精矿在浮选生产过程中，主要依据于硫的物理化学性质，对其选矿工艺进行确定。目前硫化物有着相对较高的回收率，主要采取正浮选的方法，同时浮选也有正浮选和反浮选，正浮选主要是将矿物浮入泡沫的产物中，并将其脉石矿物留在矿浆中。目前我矿探索使用的浮选工艺流程为两粗四精两扫的工艺流程，主要是在浮选前添加硫酸对矿物进行清洗和活化，并在浮选过程中逐步添加药剂对硫进行捕收，最后在精选段添加抑制剂来抑制杂质的上浮，从而更好地获得高品位硫精矿的目的。

　　选药剂主要采取捕捉剂、起泡剂和抑制剂，捕捉剂主要是是一种黄药，有乙基和丁基两种黄药，对于硫有着很强的捕收作用。起泡剂主要是2#油，主要作用是使矿浆逐渐形成气泡。而抑制剂主要是采取六偏磷酸钠，对杂质上浮有着抑制作用，同时为高品位硫精矿的获取提供了有利条件。

　　在浮选矿浆中适当添加硫酸，不仅仅对矿物性质有着活化作用，同时也有着对矿物杂物有清洗的作用。

　　浮选设备主要是对浮选机北京矿冶研究总院CLF-40立方浮选机，XCF16、KYF16立方浮选机等选矿设备加以选用，并依据其搅拌方式和充气的方式，将其逐渐分为充气机械搅拌式、机械搅拌式和压力容器式等。

　　浮选机矿浆液位控制系统主要是由液位变送器、气动执行机构以及控制器等部分组成的。液位变送器主要是借助于浮球做液位检出元件，其实际的垂直运动更是借助于机械连接，并将其转换成一种角传感器角度的一种变化。矿浆液面自动控制系统技术主要是采取先进的差动电容式转角传感器，有着相对较高的测量精度。

　　某一原矿黄铁矿主要成分含量为30%，目的矿物有着较高品位，有着较细的嵌布粒度，同时结合硫化物难选程度。本文在对浮选试验进行研究的过程中，着重分析了硫铅分离试验、硫锌分离试验和硫砷分离试验三种。

　　依据该矿石的性质，进而采取正确的浮选工艺流程，并借助于试验，对浮选的方式加以采用，对硫混合而成的精矿分离得出，达到对硫铅进行适当的分离，从而对硫精矿进行选取。

　　硫铅分离试验中，其分离的方法相对较多。一方面可以采取抑铅先浮硫的方法，借助于重铬酸盐类对方铅矿的浮出加以抑制，并对硫矿物浮出。一方面主要是对抑硫先浮铅的方式加以采用，并借助于氰化物对硫矿物进行抑制，进而实现方铅矿浮现的方法。另一方面则是利用没有的毒药剂进行选取，尽可能的将硫代硫酸钠和亚硫酸钠以及淀粉等进行混合，实现抑铅浮硫的线硫锌分离试验

　　硫锌分离试验主要是对闪锌矿和黄铁矿中高品位硫进行提取，在对石灰加以选择的过程中，就可以将锌和硫直接性的分离，将矿浆的PH值调到11的时候，对于硫浮选的抑制效果最佳，对硫酸铜活化剂和捕收剂丁基黄药加以采用，进而实行硫铅的分离，最后再对硫进行多次精选，从而对高品位硫精矿的获取。

　　硫砷分离试验中，首先就要对硫进行粗选试验，并采取一次磁选一次粗选。一旦硫粗选试验确定之后，就要进行砷粗选试验，尽可能在硫粗选的基础上增加一次扫选，最后从活化剂和捕收剂方面进行对硫进行多次精选试验。这种硫砷分离试验往往有着相对简单的流程结构和较少的药剂种类，同时也实现了抑砷浮硫的方案，进而获得了高品位硫精矿。

　　近些年来，随着我国经济的高速发展，对多金属硫矿物高品位硫精矿选矿中有着多种多样的选矿工艺。在高品位硫精矿选矿的过程中，更要依据于矿石的特点，对不同工艺进行确定，并对合适的药剂加以选择。尤其是在有色金属硫化矿资源逐渐衰竭的今天，相关研究人员更应该加强对浮选理论研究和浮选新工艺的研究，进而服务于我国多金属硫化矿高品位硫精矿的选矿工作，从根本上推动我国矿产业的飞速发展，并保证我国国民经济的可持续健康发展。

　　[1]孟光栋，赵通林.伊朗含硫磁铁矿选矿工艺研究 [J].中国矿业，2013，（11）：104-106.

　　[2]陈军，刘苗华等.福建某高硫、低品位复杂多金属矿选矿试验研究[J].矿冶工程，2012，32（2）：34-38，41.

　　[3]陈晓芳.高硫含砷难选金矿石选矿工艺研究[D].江西理工大学，2011.

　　[4]杨林，张曙光等.云南某高硫铅锌多金属矿选矿试验研究[J].金属矿山，2011，（9）：97-100，106.

　　加强对选矿工艺流程的设计对于矿产资源的勘探开发具有十分重要的作用，不仅仅可以促进矿产资源的勘探开发，同时还能够促进我国经济的发展，同时还应该不断加强对选矿工艺流程设计的效果研究，其对于选矿具有重大的意义。本文以塔东铁矿进行分析。

　　塔东铁矿矿体赋存于志留系红光组中部岩性段中，属海底火山喷发-沉积变质矿床,磁性铁矿石。含矿岩性为磷灰石角闪岩,磷灰石磁铁斜长角闪岩,斜长角闪片麻岩,以前二者为主。矿石中主要有用矿物为含钒磁铁矿、含氟磷灰石、含钴黄铁矿等。次生矿物为假象赤铁矿、褐铁矿、孔雀石等。非金属矿物主要有普通角闪石、斜长石。矿石构造主要以条带状、致密块状、稠密浸染状、细脉浸染状构造为主。主要有用矿物磁铁矿、黄铁矿及磷灰石的嵌布特征与共生关系如下。

　　(1)磁铁矿。是该矿床主要金属矿物,以两种状态赋存在矿石中。一种为他形粒状或集合体与黄铁矿、黄铜矿呈浸染状、稠密浸染状以及块状产出。磁铁矿单晶粒级多在0.04-0.08mm。集合体粒级多在0.2-0.5mm。磁铁矿晶体主要和黄铁矿接触连生,少数和黄铜矿、磁黄铁矿接触连生,部分磁铁矿晶体溶蚀交代黄铁矿晶体,少量磁铁矿晶体呈细小粒状、不规则细小脉状分布在黄铁矿晶体中,粒级小于0.01mm。另一种为以细小脉状分布在岩石裂隙中,脉宽小于0.01mm。磁铁矿中普遍含有钒,含量在0.43-0.48%,含量较稳定,磁铁矿占铁总量的68%。

　　(2)黄铁矿。分布于含矿层位及铁矿层中,其围岩中含量较少。黄铁矿和磁铁矿密切伴生,在黄铁矿晶体中包裹有细粒状磁铁矿晶体,主要呈浸染状、稠密浸染状、似条带状、细脉浸染状、致密块状产出。粒度变化较大,单晶粒度多在0.05mm左右,集合体粒级一般在0.1-0.3mm。

　　(3)磷灰石。呈他形或椭圆的半自形颗粒。粒度在0.5-1.0mm,星散分布在磁铁矿条带之中。

　　矿物主要为磁铁矿,其次为黄铁矿、假像赤铁矿,还有少量的褐铁矿、碳酸铁和硅酸铁。矿石中的非金属矿物以石榴子石为主,另外还有绿泥石、绿帘石、阳起石、透辉石、钠长石等。原矿物相分析和多元素化学分析见表1、2。

　　矿石中磁铁矿多呈他形或半自形细粒集合体,其颗粒大小一般为0.015-0.03 mm。黄铁矿多为他形晶,呈脉状、条带状分布于矿石中,或呈不规则的颗粒充填于磁铁矿网状裂隙及颗粒之间,并熔融、交化磁铁矿,分布不均匀。通过试验得知,当磨矿粒度达到-74μm占79%时,可获得品位66%以上的铁精矿和42%以上的硫精矿。

　　矿石的平均莫氏硬度6.2,密度4.08 t/m3,矿石相对可磨度与鞍山大孤山矿石比较,相对可磨性系数1.42,矿石中的废石混入率按10%设计,原矿中含水、泥较少。

　　根据选矿工艺指标及技术经济比较最终推荐浮硫-磁选-浮磷流程作为硫、磷、铁分离设计流程,并据此补做了相关试验,设计原则流程图见图1。设计破碎流程采用三段一闭路流程,中碎产品进行一次干选抛尾,以恢复地质品位,细碎后产品进行一次湿式粗粒磁选,进一步提高入磨料全铁品位,减少入磨量。硫、磷、铁分离流程采用先浮硫,再磁选,磁尾浮磷;浮硫采用一粗一精二扫选流程,磁选采用一粗一精流程,浮磷采用一粗二扫三精流程。

　　（1）设计流程主次分明,重点突出塔东铁矿以生产铁精矿为主,综合回收硫精矿、磷精矿。设计流程充分体现了铁精矿生产的中心地位:①流程在入磨前进行了二次预选,入磨料全铁品位从22.72%提高到30.96%,抛除废石36%,尽管在第二次湿式抛尾后,硫损失回收率20.21%,磷损失回收率40.18%,但是磁性铁回收率高达97.76%;②流程采用先浮硫后磁选流程,充分保证铁精矿的产品质量。

　　塔东铁矿产品方案中铁精矿产率22.72%,硫精矿产率5.90%,磷精矿产率2.30%,在保证铁精矿产品质量的前提下,优先磁选显然能大大减少后续作业的处理量,从而减少设备、厂房等建设投资,与此同时,处理量的减少,也将大量缩减药剂、能耗等生产经营费用。选择先磁选后浮磷方案能节约成本。

　　①塔东铁矿可综合回收的磷元素,在原矿中含量较低,仅为0.834% (P2O5含量),矿石中P2O5含量的波动对选磷作业的效益影响较大,如果实际生产时采出矿石中磷品位进一步贫化,磷元素将不再具有综合回收的价值;②浮磷作业会受到矿浆温度的影响,塔东铁矿地处东北,冬季气温严寒,可能会对其作业的效果有所影响;③市场行情的波动对磷回收的影响也不可忽视,磷精矿价格较低时,会造成企业的亏损。

　　基于以上因素,综合考虑流程将浮磷作业布置在选矿作业的最后,以便灵活操作,通过对厂房的优化布置,当磷品位降低或者市场恶化,磷不具有综合回收价值时,磁选尾矿可不经过浮磷作业,直接进入尾矿浓缩池,大大增强了流程的灵活性和适应性。

　　该矿石废石混入率较高,约占10%。为了提高入磨品位、降低生产成本,筛分前增设干式磁选甩出废石。破碎系统增设干式磁选后,能增加废石产率、降低废石品位、减少系统循环负荷、提高入磨品位。所以,在工艺设计中考虑两段干选抛废,解决产率和品位之间的问题。

　　根据选矿流程试验,当磨矿粒度-74μm达到79%时,就可得到66.24%的精矿品位;而达到93%时提高幅度不大,仅为66.72%。所以工艺中采用两段磨矿就能达到产品质量要求。

　　A、B流程相比,阶段磨矿一次磁选甩出产率为30.85%的合格尾矿, -74μm含量占65.45%;而连续磨矿流程的尾矿, -74μm含量占81.96%。因此,采用阶段磨矿减少二次磨矿的负荷及投资,降低了生产成本,是经济合理的。同时提前抛废,有利于提高二次磨矿效率。

　　在粗磨情况下, -74μm达到65%,硫精品位为43.01%,所以工艺中先浮后磁是可行的。综上所述,设计工艺采用B流程,见图2。

　　综上所述，我们应该不断加强对选矿工艺流程设计的研究，同时还应该加强对选矿工艺流程设计的效果评价。只有如此，方可加强我国矿产资源的选矿工作。同时，在市场繁荣时,尤其要注意对选矿工艺流程的合理制定,不但要做到在高价位时充分回收资源,而且要做到低价位时对生产的灵活调整,使企业始终在较合理的状态下运行。

　　[1]倪章元; 顾帼华 黄沙坪铅锌矿选矿工艺流程沿革及技术特点2009中国选矿技术高峰论坛暨设备展示会论文2009-07-17中国会议

　　随着近年来世界经济的快速发展，有色金属的价格也大幅度提高，导致原料供应紧张，越来越多的人把眼光看向含Cu、Pb、Zn等多金属的难处理矿石。其特点是矿石性质复杂，有用矿物的含量相对较低，相互之间嵌布粒度细，需要细磨，各有用矿物之间的共生关系密切，可浮性相近，分离难度很大。随着这类矿石处理技术研究的不断加深，涌现了很多新的选矿理论和工艺。在这个坚持可持续发展的时代，合理开发利用这些资源的意义也就显得十分重大。虽然这类矿石的特征和性质各有不同，但还是有许多的共性。

　　选矿工艺就是根据矿石中矿物的不同物理化学性质，把矿石破碎磨细后，采用重选法、浮选法、磁选法、电选法和浸出法等，将有用矿物与脉石矿物分开，并使各种共生的有用矿物尽可能的分离，去除有害杂质，获得冶炼和工业所需原料的方法过程。选矿工艺技术和选矿设备的发展是同步并进的，工艺水平的最好体现就是设备的技术的高低，生产技术状态也直接影响着生产过程、产品数量还有综合的经济效益体现。伴随我国选矿技术研究的不断深入和现代科技的不断发展，选矿技术在迅速的向其它领域渗透拓展。

　　多金属硫化矿矿石组成部分比较多样化，其中主要有用矿物为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿和辉钼矿等，脉石矿物主要是石英石、方解石、白云石等，构成网脉与星点状以及锯齿状。各矿物交错在一起紧密共生，嵌布的颗粒密度十分的细，且相互紧密的包裹在一起。这就要求我们得把它磨得较细，才能达到单体解离，有利于分离浮选。

　　浮选也就是根据不同矿物颗粒表面的物理化学性质的不同，按矿物的可浮性的不同对矿物进行分选的方法。这种方法几乎适用于所有的矿物种类，是应用最广泛的选矿方法。全世界每年通过浮选处理的矿石和物料有数十亿吨。浮选的生产指标和设备效率均较高，对于硫化矿物的回收率很高。浮选有正浮选与反浮选之分，正浮选就是将有用矿物浮入泡沫产物中，将脉石矿物留在矿浆中，反之，即为反浮选。浮选中常用的浮选药剂主要有调整剂、捕收剂和起泡剂等。

　　生产中一般采用浮选法处理多金属硫化矿。对多金属硫化矿的选矿方法可以分为优先浮选、等可浮选、混合浮选等。优选浮选有利于有用矿物之间的分离，也可以获得高质量的精矿，烟台东方冶金设计研究院在处理内蒙某多金属硫化矿时采用优先浮选，取得了较高的经济指标和技术指标。混合浮选和部分混合浮选是多金属硫化矿浮选常用的流程，比较适用于品味较低的矿物。混合浮选精矿的表面含有大量的捕收剂给分离造成了很大困难。伴随着选矿技术的深入研究，对浮选的流程有了更细致的分化，涌现了一些等可浮选、分支串流浮选等流程。在浮选的过程中，为了提高矿体的解离度可以对矿物进行再磨，在再磨的过程中添加药剂也可以有效改变矿物的表面性质。根据硫化矿性质的复杂化，我们要灵活的运用选矿工艺，实现目的矿物的高回收率。

　　自然界中除去煤、硫磺等矿物颗粒表面疏水、拥有自然的可浮性外，总体来说大多说的矿物质都是具有亲水性的。可以改变矿物颗粒的亲水性而使之疏水的一种药剂就是捕手剂。捕收剂按性质分可以极性与非极性捕收剂。极性捕收剂是由可以与矿物颗粒表面发生一定作用的极性与非极性基团组成的。非极性捕收剂的分子一般是不解离的，比如常见的煤油和柴油。

　　起泡剂是具有亲水与疏水基团的表面活性分子，有吸附在水—空气界面的能力，并且可以使得溶液表面的张力降低，使的进入水中的空气变成比较稳固的气泡。要把起泡剂和捕收剂联合在进行一起才能更好的吸附在矿物颗粒表面，迫使矿物颗粒上浮。

　　调整剂可以分为五大类：pH值调整剂、活化剂、抑制剂、絮凝剂、分散剂。pH调整剂是用来控制矿物表面特性的作用条件，以此改善浮选的效果。常用的有石灰与碳酸钠等。活化剂的使用可以增强矿物与捕收剂合在一起时的作用能力，使难于浮起的矿物活化而浮起。抑制剂可以提高矿物的亲水性还有阻止矿物同捕收剂作用，使矿物的可浮性受到抑制。絮凝剂可以使矿物聚集成大的颗粒，加速它在水中的沉降速度，选矿常用的絮凝剂是聚丙烯酰胺。分散剂就是可以阻止比较细的矿粒颗粒聚集在一起，它的作用是与絮凝剂的作用刚好相反的，常用的有水玻璃与磷酸盐等。

　　浮选的设备主要是浮选机和实现浮选工艺是选用的其他设备。按搅拌方式与充气方式的不同浮选可以分为机械搅拌式、充气机械搅拌式、充气式、气体析出式、压力容器式。机械搅拌式有离心叶轮、星形转子、棒形转子。充气机械搅拌式就是在机械搅拌外还可以补充向浮选槽内充入低压空气。充气式主要是靠压入空气进行搅拌然后在产生气泡的方式，比如典型的泡沫分离装置。气体析出式就是用降低压力的方法使得矿浆中溶解出来的空气被析出，形成一些细微的七泡。压力容器式是充分的利用高压将充入的空气预溶在水里面，然后最后在常压下由浮选槽内析出，形成大量细微的气泡。我国目前常用的浮选机主要是机械搅拌式和充气机械搅拌式浮选机两种设备。

　　针对某地多金属复杂硫化矿，我们通过选矿试验研究找出对其处理的最优方法。该矿原矿含铜0.72%、铅3.18%、锌1.43%、黄铁矿15.57%，具有目的矿物品位低，嵌布粒度细，各硫化物易浮难分等特点。

　　根据该矿石的性质，选用合理可行的浮选工艺流程可以使得在技术经济上最优。最终通过试验确定先全浮的方法，得出铜与铅以及锌与硫混合而成的精矿，再进行铜铅先进行部份的优先浮选与铜铅分离的浮选，铜铅部份优先浮选出来后剩余的矿再进行抑硫浮锌的方法进行浮选，可以得到锌与硫的精矿，最终达到区分选出铜、铅、锌、硫四种精矿的目的，用这种方法操作的流程十分的简单而且经济有效。

　　该矿含铜，铅、锌的矿物大部分都是硫化物，这些硫化物的可浮性都很好，因此选择有效的抑制剂和捕收剂是关键。根据铜铅混合程度不同和矿石性质的差异，常用以下几种方法。

　　第三种是把上述二种方法联合交替在一起使用：即先用重铬酸钾的方法先抑制铅浮现出铜，得到铜与铅的精矿；若这种精矿互相之间含量较高，就要再换用氰化物药物先抑制铜浮现铅。

　　第四是运用没有毒药剂进行浮选的方法。前文中提到的三种方法使用的药剂均十分有效，但是都有较大的毒性，再加上对环境的危害比较大，所以是被限制使用。因此需要尽快的研究出一些对环境危害小的新药剂来替代它们，这些药剂中主要有硫代硫酸钠与亚硫酸钠以及硫酸亚铁与淀粉等，将这些药剂中的两种、三种或多种混合组合一起使用，抑铅浮铜的效果也可以达到很好的效果，所以第四种方法是首选的。

　　本文中所提到的矿石主要是闪锌矿与黄铁矿，一般运用常见的石灰就可以很好的进行锌与硫的分离，如果将矿浆pH值调至11时，抑制硫浮选的效果较好，活化剂就使用硫酸铜，捕收剂选用丁基黄药，就可以很好的达到我们想要的锌硫分离的效果。

　　多金属硫化矿的选矿工艺是多种多样的，应该根据每个矿石的特点制定不同工艺流程，选择合适的药剂。在有色金属硫化矿资源日益趋于枯竭的今天，加强浮选理论研究、加速高效的浮选新工艺、新药剂的发展仍是多金属硫化矿选矿研究的重点和发展方向。

　　[2]陈代雄，田松鹤.复杂铜铅锌硫化矿浮选新工艺试验研究[J].有色金属（选矿部分），2010（2）：1-5.