选矿作业中回收率与磨矿粒度的关系

钼选别作业中粒度与回收率的关系
影响矿物浮选的因素有很多，其中磨矿细度与浮选效果密切相关。

粒度过粗，造成有用矿物与脉石矿物不能单体解离，矿物自重大，浮选药剂对粗粒级作用不明显，有用矿物难以上浮；粒度过细，容易造成过磨，磨矿成本高，精矿中容易夹带杂质，精矿质量不好控制；尾矿粒度过细，沉淀慢，会造成尾矿库堆坝困难。

******钼业投产于2008年后半年，设计处理量10000吨/日，原矿矿石性质较为复杂，有用矿物以辉钼矿为主，伴生有：铜、铅、锌、铁、钨、硫、钠、钾、镁、钙、二氧化硅等。

随着选矿工艺的日趋成熟，选厂处理量也逐步上升至设计能力。

处理量的增加，为尾矿库堆坝提出了考验，尾矿放矿量增大，堆坝难度也随之增加。

尾矿坝要求放粗磨矿细度，便于尾矿沉淀。

但选矿工艺对入选粒度的要求较为严格，过粗和过细都会造成选别效果不佳。

针对这一情况，进行实验分析，以寻求选矿工艺与尾矿库堆坝之间的最佳平衡点。

1、矿石性质
***钼矿属长英角岩型矿石。

该矿石呈灰白色或肉红灰白色，致密块状。

见有暗色矿物（黑云母为主）集合体呈不连续的条带状与浅色矿物（石英、长石为主）相间分布，形成条带状结构。

黄铁矿、辉钼矿、黄铜矿等金属矿物呈星点状或细脉浸染分布在脉石中，或分布在穿插与矿石中的石英细脉中，形成星散浸染状结构。

矿石的结构主要有自形—半自形晶粒结构，他形晶粒状结构，固溶体分离结构，包含结构以及鳞片粒状变晶结构等。

辉钼矿嵌布粒度
较粗，以粒间分布为主。

矿石中的金属矿物主要是黄铁矿、辉钼矿、黄铜矿等，在矿石中的含量较少。

脉石矿物以石英、黑云母、长石为主，也有少量绢云母、绿泥石、角闪石、方解石等。

其它脉石矿物少量至微量。

辉钼矿以硫化矿为主，钼氧化率≤10%。

2、筛析试验研究
2.1 试验概况
试样的采取：试样为磨浮车间生产样的原矿和尾矿，每间隔30分钟取一次，每个样品累计取16次。

试验设备：筛析设备采用ф200标准振筛机。

试验步骤：把烘干后的试样，混匀，制出一个品位样进行化验(化验原矿品位0.10%，尾矿品位0.012%)。

剩余部分做粒度筛析及金属分布试验。

振筛后的试样按粒级分别称重，然后制样送化验分析，从而得出粒度分布及粒级金属含量。

以筛析前试样的金属量，和筛析后各个粒级金属量的和进行比较，验证试验的可靠性。

2.2 原矿筛析结果
表1 原矿粒度及粒级金属分布
筛析前，原矿化验品位为0.10%；筛析后，由各个粒级金属量推算出原矿品位为0.11%，筛析前后原矿品位在允许误差范围之内。

由表1中可以看出，原矿粒度分布及粒级金属分布：+0.2mm占18.98%，粒级金属含量13.86%；-0.074mm以下占56.74%，粒级金属含量64.25%；-0.0385mm以下占35.16%，粒级金属含量38.03%。

原矿中金属主要分布在-0.0385mm粒级，其次是：-0.2至+0.105mm、+0.2mm、-0.063至+0.043mm粒级。

2.3 尾矿筛析结果
表2 尾矿粒度及粒级金属分布
筛析前，尾矿化验品位为0.012%；筛析后，由各个粒级金属量推算出尾矿品位为0.012%，筛析前后品位一致。

由表2其中可以看出，尾矿粒度分布及粒级金属分布：+0.2mm 占27.03%，粒级金属含量53.89%；-0.074mm以下占46.91%，粒级金属含量26.80%；-0.0385mm以下占28.10%，粒级金属含量18.75%。

尾矿中金属主要损失在粗粒级，即+0.2mm以上，其次是：
-0.0385mm、-0.2mm至+0.105mm粒级。

3、浮选系统筛阶回收率
表3 浮选系统筛阶回收率
从表3中可以清晰看出：经过浮选作业，尾矿的粒度分布规律、和各个粒级中品位高低趋势，与原矿粒度分布规律、和各个粒级中品位高低趋势，不再一致。

浮选系统筛阶回收率：粒度在-0.074mm至+0.0385mm之间，浮选回收效果最好，其次是-0.105mm至+0.074mm、-0.0385mm；粒度在+0.2mm以上浮选效果最差。

4、结论
4.1 选矿技术人员应根据不同的矿物性质，及时调节钢球配比、磨矿浓度和磨矿时间，使磨矿细度尽可能控制在：-0.074mm至+0.0385mm 之间。

4.2 尽量避免+0.2mm矿粒入选，因粗粒自重大、单体解离度不够、或有用矿物被包裹现象，致使浮选药剂难以发挥作用，有用矿物难随泡沫上浮，造成浮选系统回收率降低。

4.3 避免过粉碎，尽量减少-0.0385mm以下颗粒入选。

一味追求细磨，
不仅会导致磨矿作业能耗增加，处理量下降，精矿品位难以保证，还会造成尾矿沉淀速度慢，尾矿库堆坝困难等不良后果。