选矿blog

粉煤灰选矿是根据粉煤灰中各种组分的物理、化学性质不同，可分别采用浮选、磁选、电选、重选和化学选矿等方法回收，加以利用。

如何从粉煤灰中回收铁?

粉煤灰中的铁主要以Fe2O3、Fe3O4和硅酸铁的形式存在。粉煤中的黄铁矿颗粒在燃烧中，铁得到了富集；经历磁化焙饶后，部分变为磁铁矿，Fe3O4晶体。x一衍射分析指出，在其内部包藏有大量Fe2O3，这对全铁的回收很有利 。

粉煤灰选铁是近期应用比较广泛的选铁技术之一。根据粉煤灰中各种组分的物理、化学性质不同，可分别采用浮选、磁选、电选、重选和化学选矿等方法回收，加以利用。

粉煤灰中的铁主要以Fe2O3、Fe3O4和硅酸铁的形式存在。粉煤中的黄铁矿颗粒在燃烧中，铁得到了富集；经历磁化焙饶后，部分变为磁铁矿，Fe3O4晶体。衍射分析指出，在其内部包藏有大量Fe2O3，这对全铁的回收很有利 。一般采用磁选法进行铁的回收。

对于原粉煤灰渣中全铁的含量偏低，应先预选富集，预选的设备可用水力旋流器。例如某火电厂由于磁铁矿对原灰渣米说比重大，经旋流器预选后，从排砂口出来的粉煤灰渣中全铁得到了富集。其全铁品位由13.91%上升到20.84%，全铁的回收率为65.91%，富集全铁的粉煤灰渣通过圆筒式弱磁选矿机进行分选，所得铁精矿全铁品位45.22%，回收率为39.17%。

位于陕南境内汉中市的勉(县)略(阳)阳(阳平关)三角区南部属南秦岭锰矿带,分布有多处锰矿床,该区矿石类型主要是沉积变质型氧化锰矿,含锰矿物主要有菱锰矿,硬锰矿,软锰矿,水锰矿,锰方解石,含锰碳酸盐等.脉石矿物有石英,方解石,白云石等.

锰矿物主要呈半自形———它形粒状集合体或微晶状集合体团块存在于矿石中,还有部分呈微粒分散在矿石中,其构造主要为条带状构造,此外还有不规则条带———扁豆状,透镜状,块状构造.锰矿物的单体解离度大部分在 $"+左右,锰矿物较细,与其它矿物镶嵌关系比较密切,在锰矿物未充分解离时,构成了贫富不均的锰矿物连生体,而这些富锰连生体粒径较大,密度较大,锰品位也高,是选别回收的主要对象.

民营小矿山选矿工艺现状

选矿工艺取得重大突破
目前国内选矿厂处理的铁矿石主要有磁铁矿和赤铁矿两大类，其中磁铁精矿产量约占我国铁精矿产量的3/4，而且国内大部分铁矿山在选矿技术革新方面针对的也主要是这两类矿石。
1.1磁铁矿石选矿工艺的进展
我国铁矿资源比较丰富，就储量而言仅次于俄罗斯、加拿大、澳大利亚和巴西等国家[3]。在铁矿资源中，鞍山式铁矿分布最广，是我国最重要的铁矿床，其储量约占全国铁矿石总储量的一半以上，而且规模一般比较大，其矿石类型以磁铁矿为主，是当前国内铁矿选矿厂最主要的入选矿石类型。近年来出现的比较成功的新工艺具有代表性的主要有：“阶段磨矿﹑弱磁选―反浮选工艺”，“全磁选选别工艺”，“超细碎―湿式磁选抛尾工艺”。
1.1.1  阶段磨矿﹑弱磁选―反浮选工艺

我国目前入选的磁铁矿由于粒度细，使得磁团聚在选别中的负面影响日益明显，导致依靠单一的磁选法提高精矿品位越来越难，把磁选法与阴离子反浮选结合起来，实现选别磁铁矿石过程中的优势互补，有利于提高磁铁矿石选别精矿品位。阶段磨矿﹑弱磁选―反浮选工艺是我国铁精矿提铁降硅较有效工艺之一。鞍钢弓长岭选矿厂采用阳离子反浮选工艺，经
一次粗选一次精选获得最终精矿﹑反浮选泡沫经浓缩磁选后再磨﹑再磨产品经脱水槽和多次扫磁选后抛尾﹑磁选精矿返回反浮选作业再选，精矿铁品位从64%提高至68.89%，精矿中的SiO2含量降至4%以下，铁的作业回收率98%以上。太钢尖山铁矿采用阴离子反浮选工艺流程，经高效浮选药剂一次粗选一次精选三次扫选，改造前精矿品位65.5%左右，SiO2含量为8%左右，改造后获得精矿铁品位68.9%以上，SiO2含量4%以下，反浮选作业回收率98.5%左右的指标，并且精矿浆的理化性质满足了长距离管道输送的要求。

1.1.2  全磁选选别工艺
全磁选工艺是在现有阶段磨矿﹑弱磁选―细筛再磨再选工艺流程的基础上，再用高效细筛和高效磁选设备进行精选。与反浮选工艺相比该工艺流程简单，工艺可靠，投资省、工期短、易操作。首钢矿山选矿厂入选矿石属于鞍山式贫磁铁矿，矿石呈条带状和片麻状构造，金属矿物以磁铁矿为主，有少量的赤铁矿，全磁选工艺在首钢矿山选厂应用多年，其铁精矿品位一直保持在67%左右，曾获得铁精矿质量全国冠军[6]。国内以高频振网筛、BX磁选机、磁选柱、盘式过滤机等为主要设备的全磁选工艺首先在本钢南芬选矿厂和歪头山选矿厂采用，该工艺流程切入点准确，开口少，对于优化整体工艺流程、达到降硅提铁的最终目的，既合理又经济。应用结果表明，精矿铁品位可提高至69.5%左右，精矿中的SiO2含量降至4%以下，尾矿品位和金属回收率基本不变，新增加加工成本小于20元/t。
1.1.3  超细碎―湿式磁选抛尾工艺
该工艺是将矿石细碎至5mm或3mm以下，然后用永磁中场强磁选机进行湿式磁选抛尾。该工艺对于节能降耗﹑有效利用极贫铁矿石和提高最终铁精矿质量具有特别重要的意义。马钢高村铁矿为了开发利用品位20%以下铁矿石，试验研究采用高压辊磨机将矿石细碎至3mm以下，中场强湿式磁选抛除40%左右粗粒尾矿，      将入磨物料的铁品位提高至40%左右，经再磨再选后获最终铁精矿，该工艺最终铁精矿品位达65%以上，SiO2含量降至4%以下，尾矿品位10%以下。另外，山东莱芜铁矿﹑金岭铁矿等采用锤碎机―湿式永磁中场强磁选工艺,入选物料的粒度为-5mm占80%以上，可抛除产率30%～40%左右的粗粒尾矿。
1.2 红矿选矿工艺的进展
我国红矿资源储量大，可选性差，主要分布在辽宁、河北、甘肃、安徽、内蒙、河南、湖北、山西、贵州等地。国内易选的磁铁矿资源正面临着日益短缺的局面，后备磁铁矿矿山明显不足，相对好选的红铁矿矿山大多进入深层开采时期，采矿成本逐年升高，红矿选矿一直是我国选矿界的一大难题。近年来，我国选矿科技工作者坚持不懈进行选矿攻关，针对红矿的具体特征研制出新型选矿药剂、工艺及设备，使我国红矿选矿技术取得了重大突破，工艺技术指标达到国际先进水平。
1.2.1 连续磨矿--磁选--浮选联合工艺
鞍钢调军台选矿厂在研究比较了“连续磨矿，弱磁—强磁—阴离子反浮选流程”、“连续磨矿，弱磁—强磁—酸性正浮选流程”、“阶段磨矿、重选–磁选-酸性正浮选”、“连续磨矿，弱磁—强磁—阳离子反浮选流程”等工艺后，根据实验结果确定采用“连续磨矿，弱磁—强磁—阴离子反浮选流程”，该流程结构合理、紧凑，对矿石性质变化的适应性较强，生产稳定。调军台选矿厂根据此流程改造后，在原矿品位29.60%的情况下，取得了精矿品位67.59 %以上，尾矿品位10.56%，金属回收率82.24%的指标。目前除了调军台选矿厂外，已有齐大山选矿厂、东鞍山烧结厂按此流程完成了技术改造，司家营选矿厂、舞阳红铁矿选矿厂、弓长岭红铁矿选矿厂已经按此流程开始建设，并取得了重大进展。以此流程为基础的关门山、胡家庙红铁矿选矿厂也正在筹划建设中。
1.2.2  阶段磨矿--重选--磁选--浮选联合工艺
齐大山选矿厂从2001年起采用阶段磨矿、重选-强磁-阴离子反浮选工艺流程分别取代一选车间的阶段磨矿、重选-强磁-酸性正浮选工艺流程及二选车间的焙烧磁选工艺后，一选车间的精矿品位从63.60%提高到66.21%，二选车间精矿品位从63.26%提高到66.80%，目前整个选厂自2004年4月份起铁精矿品位一直稳定在67%以上，尾矿品位也由原12.5%降至11.14%，SiO2由原8%降至目前4%以下，铁精矿品位比改造前提高3.8个百分点，尾矿品位降低1.36个百分点，一级品率达99.80%以上。鞍钢东鞍山选厂也采用该工艺获得得到了精矿品位64.49%，金属回收率76.11%的技术指标。
1.2.3 强磁—反浮选—焙烧联合工艺
目前国内红铁矿的还原焙烧磁选工艺因其成本高和铁精矿品位低应用不是很广，该工艺主要适合褐铁矿、菱铁矿等烧损较大的铁矿石。由于该类铁矿石的理论品位较低，先通过强磁—反浮选获得低杂质含量的铁精矿，然后通过普通焙烧或者生产球团矿可大幅度提高产品的铁品位，仍不失为优质炼铁原料。马鞍山矿山研究院针对江西铁坑褐铁矿等铁矿石的试验研究结果表明，焙烧产品的铁品位可达到65%以上，与焙烧、磁选、反浮选联合工艺相比，生产成本大幅度下降，使该类型铁矿石具有经济开采利用价值。
2、选矿设备取得重大进展
近年来，我国铁矿石选矿工艺水平的提高得到了新型选矿设备及国外先进设备的支持，尤其是近年来在破碎、磨矿分级、选别（包括重选、磁选、浮选等）、脱水、过滤等方面研制或引进许多新型高效设备，并得到了成功应用，为选矿技术进步提供了设备保障。
2.1破碎设备
几十年来，我国的金属矿山一直为节能降耗、提高经济效益而努力，“多碎少磨”是基本的原则。破碎设备的进展主要表现在研制应用新型外动颚匀摆颚式破碎机、双腔颚式破碎机、双腔回转式破碎机、冲击颚式破碎机等独创、实用性破碎设备上。但这些设备在技术上、使用效果上和国外引进的破碎设备相比，还有一定差距。美卓、山特维克等国外公司的高效圆锥破碎机，使最终破碎粒度平均降低5～8mm。国内已经研制的的可代替细碎和一段粗磨的高压辊压机，目前正在马钢南山矿业公司等矿山进行工业试验。此外，目前柱磨机在国内部分矿山中也有一定应用，该种设备节能降耗幅度大，可提高系统的产量30%-50%以上，且设备运转率高，对环境影响小。
2.2  磨矿设备
由于球磨机是一种有很多优点的成熟设备，因此磨矿设备的研究主要集中在节能和磨机衬板上。磨机的节能降耗主要体现在磨矿设备的规格、、磨矿介质、设备结构性能，磨矿设备与工艺流程的配置方式上。磨机衬板的发展经历了从金属衬板（锰钢、高铬合金刚、硬镍合金等）到非金属衬板（橡胶衬板），再发展到磁性衬板[7]，使用磁性衬板能使得磨机负荷小，使用寿命长，噪音小等优点，磁性衬板已成功应用在本钢歪头山铁矿、鞍钢齐大山选矿厂、包钢选矿厂等企业，取得了显著的经济效益。此外，对磨矿的自动控制，助磨剂的研究也有一定进展。
2.3 细粒筛分分级设备
近年来，通过不断引进消化国外的先进技术，我国的细粒筛分分级设备已达到国际水平。MVS高频振网筛在我国冶金矿山铁精矿提质降杂工艺中得到广泛应用，目前已成功应用于首钢选矿厂、本钢选矿厂、鞍钢选矿厂、武钢选矿厂等矿山企业。生产实践证明，用该细筛代替传统的尼龙细筛，筛分质效率可由不足30%提高至50%或更高，明显提高了再磨机的效率，在铁精矿提质降杂的同时节约了能耗。此外， GYX31-1207高频振动细筛，也能有效地提高铁精矿品位，该设备机械性能好，筛分效率也不错，筛网的使用寿命也较长，目前在黑山铁矿已得到成功应用。新型斜窄流分级设备在分级过程中具有单位占地面积产能大，分级效率高，性价比高，应用范围广等特点。目前已在云锡公司黄茅山选厂和云南谰沧铅矿得到有效应用。
美国德瑞克高频细筛在我国磁铁矿选矿厂也已得到应用。莱芜矿业公司、鲁南矿业公司采用该细筛代替普通尼龙细筛后，原矿处理量增加25%以上，精矿品位提高近1个百分点。
2.4 磁选设备
我国磁选设备的进展比较快，从弱磁到强磁，从电磁到永磁，从干式到湿式等，人们都做了大量的研究工作，并取得很大进展，出现了一批较高水平的磁选设备。目前国内开发研制的磁选设备主要有：a.湿式弱磁选设备，典型的包括φ1050系列永磁筒式磁选机、LP系列立盘永磁磁选机、BX系列新型高效永磁磁选机、新型BK系列专用永磁磁选机、YCMC型系列永磁脉动磁选机、磁选柱等；b.永磁大块矿石干式磁选机，具有代表性有CTDG系列永磁大块矿石干式磁选机；c.中磁场永磁筒式磁选机，代表性的有ZC、WCT系列中磁永磁筒式磁选机。d.强磁选机，主要有CS系列感应辊式强磁选机、Shp系列平环式强磁选机、Slon系列立环脉动高梯度强磁选机、DPMS系列开梯度永磁强磁选机、YCG系列粗粒永磁辊式强磁选机等。
2.5 磁--重选设备
目前复合力选矿技术取得很大进展。开发应用的磁--重选设备主要有磁选柱[9]、磁团聚重选机、低场强自重介跳汰机、CSX系列磁场筛选机等。他们的特点是复合力场，除磁力外还有重力和水动力，是磁选和重选的结合。各种力起到相互补充的作用，因而，提高了分选的选择性。这些设备现都在实际生产中得到应用，其中磁选柱、磁团聚重选机应用较广。
本钢南芬和歪头山选矿厂采用磁选柱对磁铁精矿提质降杂，精矿铁品位可提高至69%以上，精矿中的SiO2含量降至4%以下，精矿回收率达98.57%。通钢板石沟铁矿选矿厂采用8台∮600磁选柱，使精矿品位由原来的65.5%提高到67.48%，包钢选矿厂采用磁选柱处理弱磁选精矿的工业分析试验，精矿品位由61%提高到65%，SiO2含量由3.5%降至2.13%[5]。
太钢峨口铁矿选矿厂采用变径型磁聚机处理嵌布粒度极细的北区矿石，铁精矿品位由63.88%提高至66.01%。首钢水厂选矿厂采用电磁聚机代替普通永磁磁聚机的研究结果证明，铁精矿品位可提高2个百分点以上，同时亦表明可以放粗选别粒度[8]。
2.6  浮选设备
浮选设备在铁矿石选矿作业中应用很广泛，目前国内广泛应用的浮选设备主要是各种类型浮选机，类型有自吸气机械搅拌式、充气机械搅拌式和充气式三种，针对浮选机的研究主要集中在浮选机槽体结构、叶轮形状、叶轮转速、叶轮直径、定子等方面。使用教多的包括XT系列浮选机、BF系列浮选机、JJF系列浮选机、CF系列浮选机等等，近年比较新型的主要有XTB棒形浮选机，以及细粒顺流浮选机和XPM型喷射浮选机等。此外，原来广泛应用于煤炭工业的浮选柱，中科院余永富院士等在国内首次将最先进的微泡型“浮选柱”成功运用于铁矿石阳离子，近期在鞍山钢铁公司进行了成功的工业试验，不仅大大简化了工艺流程，而且选出的铁矿石纯度更高。
2.7 过滤脱水设备
近年来，过滤脱水设备有重大突破，新的过滤脱水设备主要有盘式真空过滤机、压滤机、陶瓷过滤机，最新研究开发的还有膜过滤技术。盘式真空过滤机是针对金属矿物密度大、沉降速度快、粘度大的特点进行优化设计。具有结构坚固合理、滤盘运转平稳、自动调速强搅拌、轴端密封可靠、不漏矿浆等特点。目前已有近百家选矿厂300多台盘式过滤机取代了原有过滤机，过滤指标明显改善。陶瓷过滤机是利用陶瓷板上的微孔产生毛细作用，液体在无外力情况下，靠毛细作用进入陶瓷板上的微孔孔道，并在真空泵产生的负压作用下，达到固体与液体分离的目的。鞍钢东鞍山选矿厂使用陶瓷过滤机表明，与筒式内滤机相比，过滤设备系数由0.227t/（m2.h）提高到0.757t/（m2.h），滤饼水份由13.48%降至9.41%。目前东鞍山选矿厂已将原有筒式内滤过滤机更换为陶瓷和盘式过滤机设备各50%。
3、选矿药剂不断更新
选矿药剂的进步对我国铁矿石选矿工艺的发展特别是提铁降硅工作的开展起到了重要作用。国内研制的铁矿浮选药剂主要有捕收剂和抑制剂，捕收剂又分为阴离子捕收剂、阳离子捕收剂、螯合捕收剂3大类。
近几年我国选矿工作者主要是对脂肪酸类、石油磺酸盐类进行改性和混合用药，使其选择性明显提高，捕收能力增强，尤其是在阴离子反浮选捕收剂方面取得重大进展。新型高效阴离子捕收剂SH-37、MZ-21、RA-515分别在鞍钢调军台选厂、齐大山选厂和东鞍山烧结厂等红铁矿选厂应用获得了成功，铁精矿品位达到66%～67%以上，吨精矿药剂成本降低15%以上，对温度的适应性增强，经济效益显著。用于磁铁精矿提质降杂的新型高效捕收剂MD－28、MH－80分别在鲁南矿业公司和太钢尖山铁矿等推广应用，磁铁精矿品位提高至69%以上。新近研制的 MH－88特效捕收剂用于选别舞阳铁山庙贫赤铁矿石，获得铁精矿品位65%以上，金属回收率72.56%的良好指标。
阳离子捕收剂主要是胺类捕收剂，用于浮选硅质矿物，包括脂肪胺和醚胺。国内采用胺类捕收剂的选矿厂不多，且药剂种类较少，主要以十二碳脂肪胺和混合胺为主。 鞍钢弓长岭选厂采用了新型阳离子捕收剂YS—73。此外，武汉理工大学研制的新型阳离子捕收剂GE—601，具有耐低温、效率高的特点，不仅可解决十二胺存在的问题，而且可不需通过磁选抛尾而直接抛尾，从而可简化工艺流程。
螯合捕收剂能与矿物表面的金属离子形成稳定的螯合物，其选择性比脂肪酸类捕收剂明显提高。如水溶性的羧甲基淀粉在鞍钢调军台选厂应用于工业生产，大大简化了药剂的配制过程且降低了生产成本，年创效益300万元以上。铁精矿脱硫特效活化剂MHH-1对脱除铁精矿中的硫化矿特别是磁性较强、可浮性较差的磁黄铁矿具有明显效果，与其他活化剂相比，MHH-1具有用量少、成本低、脱硫效果明显等特点，目前该产品已经在多家矿山成功应用，因此该产品的研制为铁精矿提铁降硫提供了新途径。
4、我国铁矿山选矿技术的发展方向
虽然我国铁矿部分选矿工艺技术和精矿质量已达国际先进水平，但我国铁矿石贫、杂、细及种类多的特点，钢铁工业对铁精矿的新要求等给我国选矿工作者提出了新的挑战。因此，我国冶金矿山选矿技术还有着更深的发展：
（1）在推广应用以磁选-反浮选、高效磁选（磁重选）等为代表的高质量铁精矿选矿技术的同时，选矿工艺流程应该尽可能的高效、简单，因此应加强对选矿设备、选矿工艺的研究，尽可能以最合适的流程取得最佳的效果。反浮选工艺对提高金属的回收率具有重要的应用前景，应积极加强对反浮选药剂的研究[6]。
（2）在继续重视铁精矿提铁降硅技术的同时，今后应重视降低其它有害杂质技术的研究，包括S、P、K、Na、F等。
（3）应进一步加强嵌布粒度极细红铁矿及复合多金属红铁矿石选矿技术的研究，以进一步提高我国贫红铁矿石的利用率。
（4）在磨矿、选别设备方面，今后应抓好节能型超细粉碎设备的引进及合作开发，应加大引进和消化国外先进技术装备工作，尽快提升我国铁矿石整体技术装备水平。同时配套考虑粗粒抛尾工艺及相关设备的开发研究工作。应进一步加强能有效回收微细粒铁矿物的节能型选矿设备的研制，包括强磁设备的永磁化、微细粒浮选机及浮选柱等。要对具有多段连选性能的多筒磁选机更深入地研究。
（5）在选矿药剂方面，应着重于研制对各种矿石适应性强、高效、耐低温、无毒的药剂；研究同时配制、同时添加的复配药剂；目前应重点研发出能浮选非石英硅酸盐类脉石矿物的高效捕收剂、扩大反浮选工艺的应用范围。
（6）在浮选设备方面目前的研究主要向大型化和节能化方向发展，浮选粒级下限降低，把复合力场引入到浮选机中，此外浮选机的自动控制方面也应加强研究。对于浮选柱在铁矿山中的应用还有很大工作要做，具有较大前景。
（7）在过滤脱水设备方面：①研究与开发高效过滤介质；②开发多功能一体化元器件，增强密封性；③发展复合过滤技术设备；④设备大型化、节能和自动化。

    由单一超极限（h/D）螺旋溜槽构成的一粗二精一扫的硫酸渣分选新工艺，工艺流程简单，操作简便，所获产品指标稳定先进，易于实施，不产生二次污染（实现无尾生产）。自主研制的分选设备——超极限（h/D）螺旋溜槽，突破了距径比不能小于0.45的传统理论极限，采用了0.36的超极限距径比设计，具有操作便利、低耗、高效、运行成本低等明显特性；在增大螺旋槽直径后仍可对微细粒物料进行有效回收，提高了小密度差物料的分选效率。该工艺技术同时还可用于其它含金属固体废渣、低密度非金属物料、金属矿山尾矿和化工微细物料的分选提纯、富集分离及综合回收等，为综合利用固体废料提供了可靠的资源化处理新技术、新工艺、新设备。

(1)、超极限（h/D）螺旋溜槽设备创新点：
①采用了0.36的超极限距径比设计。超极限（h/D）螺旋溜槽，突破了距径比不能小于0.45的传统理论极限，采用了0.36的超极限距径比设计。具有操作便利，低耗、高效等明显优越性；在增大螺旋槽直径后仍可对微细粒物料进行有效回收；提高了小密度差硫酸渣的分选效率。
②增加了横向冲洗水的设计。采用该设计后提高了单机富集比，从而更适合于处理硫酸渣和其它低品位尾渣的资源化处理。
③采用了1500mm的大直径设计。单机设计处理能力是传统LL螺旋溜槽最大规格1200mm螺旋溜槽处理能力的2倍。
(2)、硫酸渣分选提纯工艺创新点：
①采用单一超极限（h/D）螺旋溜槽构成的一粗二精一扫硫酸渣分选提纯新工艺。所获产品指标稳定，工艺流程简单，操作简便，易于生产，运行成本低。本工艺流程生产成本，按已投产厂家平均生产成本计算为：129.51元／吨精，远远低于其它分选工艺生产成本；
②与传统浮选—磁选法相比，精矿品位可提高３－５％，金属回收率提高10－15％；该工艺克服了因硫酸渣焙烧后的矿物表面活性不足，导致浮选无法进行，分选效果差等不足。

③ 与传统磁选—摇床和洗矿—分级—磁选工艺相比，该工艺可有效排除精矿产品中的S含量，S含量最低可达0.13％，并且克服了上述两方法工艺流程复杂等缺点；

④ 与酸浸—磁选—浮选联合流程及磁化焙烧－磁选和高温氯化法相比。上述三种流程工艺流程复杂且涉及高温热工，维修操作困难，运行成本高；

   ⑤硫酸渣超极限（h/D）螺旋溜槽分选提纯工艺，能实现无尾生产,不产生二次环境污染。分选过程产生的尾砂可作为水泥添加剂和制砖使用，可实现无尾生产；此外，分选过程中，唯一分选介质为循环水，故不会产生二次环境污染，也是该工艺突出特点之一。

(3)、国内外所处水平：

           钢铁工业持续稳定的发展迫切需要稳定、足量、优质的铁矿原料供给。进入21世纪，随着世界经济的复苏和结构调整的加快，特别是我国经济的快速发展，拉动了我国钢铁工业持续高增长，我国钢铁总产量已经居世界第一，2003年的钢产量达到了2.2亿t，2004年的钢产量超过了2.7亿t。随着我国钢铁工业规模的不断扩大，我国已经超过日本成为世界最大的铁矿石进口国，2003年进口铁矿石1.5亿t，2004年进口铁矿石达2.08亿t，2005年进口铁矿石达2.75亿t。进口铁矿石的数量已占我国成品铁矿石需求总量的一半以上。由于铁矿石供求缺口的增大，导致国内外铁矿石价格暴涨，海运费大幅攀升，运输系统处于极度紧张状态。对于铁矿石进口依存度的提高，已成为我国钢铁工业经济安全的重大隐患。因此，迫切需要依靠技术进步来最大限度地利用国内现有铁矿资源，尤其是受目前选矿技术限制而不能利用的复杂难选铁矿石以及目前虽能利用但质量和利用率较低的铁矿石，增储增效，充分挖掘现有铁矿山的生产潜力，提高铁矿石的自给率，缓解进口矿的压力，维持稳定、足量、优质的铁矿原料供给，以保障钢铁工业持续稳定的发展。 

       1 铁矿石资源及复杂难选铁矿石开发利用状况

         我国铁矿石的主要特点是“贫”、“细”、“杂”，平均铁品位百分之32，比世界平均品位低11个百分点。其中百分之97的铁矿石需要选矿处理，并且复杂难选的红铁矿占的比例大(约占铁矿石储量的百分之20.8)。铁矿床成因类型多样，矿石类型复杂。探明的铁矿资源量380—410亿t。

     磁铁矿在我国铁矿物的储量中占了很大的比例，达到了48．8％。找出合理的选矿工艺及选矿设备来处理磁铁矿物对于我们国家矿山的发展及整个钢铁业的发展都有着极为重要的意义。近年来我国的选矿工作者经过了不懈的努力使磁铁矿选矿工艺及设备有了很大的发展，铁精矿品位有了很大的提高。个别选矿厂已经达到了70％，全国平均提高了l％以上；而且杂质含量明显下降，有的选矿厂应用单一磁选法把二氧化硅含量降到了2％以下。给炼铁创造了有利的条件，同时也发展了矿山自己 。

    以下是存在问题，分述如下：

    1、磨矿产品细度不尽合理 我国磁铁矿物的嵌布粒度极不均匀，从几微米到几毫米都有，且在同一矿山同一矿体中存在同样的问题，给选矿作业带来了很大的困难。现在的工艺为了磁铁矿物的单体分离达到工艺要求，就必然会以最小的嵌布粒度作为标准进行磨矿，其结果造成部分矿物的过磨。

我国铁矿石资源供给形势

随着我国经济持续高速的发展，钢铁工业迅速发展。国内各钢铁企业对矿石的需求量增长迅猛，国内的矿山生产已远远满足不了需求，不得不依靠国外的优质铁矿石资源。据统计，1985年我国进口铁矿石突破1000万t，2002年突破1亿t，2004年突破2亿t，2005年1～7月份累计进口铁矿石已达2亿t。

国内的铁矿石资源中易选的磁铁矿资源日益减少，充分利用国内的资源，提高钢铁企业矿石的自给率，缓解进口铁矿石的压力，维持优质的铁矿原料供给，必须以科技的进步来推动贫铁矿资源的高效开发与利用。我国铁矿矿床类型多，贮存条件复杂，矿石类型多，硫、磷、二氧化硅等有害组分含量高，多组分共生铁矿石占了很大比重，而且有用组分嵌布粒度细，因此采选难度大、效率低、产品质量差。

几十年来，广大选矿工作者针对我国铁矿资源“贫、细、杂”的特点开展了大量的研究工作，解决了诸多技术难题，使我国铁矿选矿技术得到长足进步和发展，总体水平有很大提高。尤其是近年来，研制并成功应用了新的高效分选设备、新的高效浮选药剂以及新的分选工艺。从而使选矿工艺指标取得了突破性进展。

磁铁矿选矿技术进展

磁铁矿选矿是铁矿石选矿的主体，在国内铁精矿产量中，磁铁矿精矿约占3/4。多年来磁铁矿选矿技术不断发展和进步，磁铁矿选矿厂生产指标有了较大的改善，精矿品位从60％左右提高到65％～67％。目前钢铁工业对原料的要求越来越高，围绕“提铁降硅”国内做了大量的研发工作，磁铁矿精矿品位由65％提高到68．5％，Si02由8％～9％降至4％。新型磁选设备的应用和反浮选工艺的推广是“提铁降硅”的主要方向。

1新型磁选设备的应用

（1）磁团聚重选机

该设备于1985年初试制成功，开始在首钢水厂进行了工业试验并获得了很好的分选效果。设备的整个分选区内形成一个适当的磁场强度分布，比较均匀的弱磁场，磁场梯度小。磁性颗粒与脉石颗粒的分选主要取决于重力和上升水流力大小。磁团聚重选工艺的工业生产实践说明，该设备可提高精矿品位2～3个百分点。另外首钢矿业公司研制了变径磁团聚重选机和电磁聚机，在首钢水厂、大石河铁矿选矿厂得到了应用。

（2）磁选柱

磁选柱是鞍山科技大学研制成功的一种新型高效磁选设备，给入的物料中的磁性部分在弱磁场作用下形成的弱磁聚团在磁力及重力联合作用下向下运动，而夹杂于其中的脉石在上升水流的作用下向上运动，磁聚团在向下运动过程中受多次的淘洗。品位逐渐提高。设备在本钢南芬选矿厂和歪头山选矿厂、吉林板石沟选矿厂得到了应用。东北大学研制成功脉冲振动磁场磁选柱，该设备在线圈内形成自上而下不断“运动”的振动磁场。较强的“振动”磁场与较强的上升水流相结合，可基本消除磁性夹杂，大幅提高铁精矿品位。在不同电流条件于实验室对本钢南芬选矿厂的细筛给矿进行选别，可提高品位3．54～8．27个百分点。该设备已应用于丹东地区含硼铁矿石的精选及朝阳某厂生产超级铁精矿。

（3）低场强自重介跳汰机

北京科技大学矿物加工室经过多年研究，开发低场强自重介跳汰机，将磁电、跳汰与重介质选矿结合起来。可作为磁铁矿精选设备。2000年研制的300mm的小型设备用于提高首钢水厂选矿厂铁精矿品位。工业分流试验结果：给矿品位为62．64％，精矿品位为68．27％，作业回收率91．72％。

（4）低场强脉动磁选机

低场强脉动磁选机由马鞍山矿山研究院研制成功，具有以下特点：磁系包角大。极数多；磁感应强度较低，且从扫选区到精矿卸料区由高到低呈不均匀分布；设有永磁脉动装置，可在旋转的圆筒表面形成永磁脉动磁场以松散磁团聚，剔除夹杂的脉石。该设备在酒钢选矿厂、鞍钢大孤山选矿厂进行了工业试验，结果表明能更好地抛出细粒脉石和贫连生体。

（5）BX多极磁选机

BX多极磁选机由包头新材料应用设计研究所研制成功，弓长岭选矿厂应用试验表明，BX磁选机精矿品位比原磁选机提高了4．7％，尾矿品位降低了0．5％，尾矿磁性铁降低了0．62％，尾矿产率为12．66％。在大孤山进行工业试验，试验表明其提质效果明显：原矿品位为29．73％，获得精矿品位67．44％，尾矿品位10．25％，金属回收率77．27％的选矿指标。

2磁铁矿反浮选工艺的应用

对于脉石为硅质的磁铁精矿进行提质。反浮选脱硅是很好的途径。尖山选矿厂铁精矿品位反浮选之前为65．15％。含Si028％。马鞍山矿山研究院针对该矿石采用一粗、一精、三扫的工艺流程进行阴离子反浮选提铁降硅，反浮选精矿铁品位68．18％、S1024％。弓长岭选矿厂磁选最终产品的TFe品位为65．5％，用阳离子反浮选法对磁选精矿进行再选，浮选精矿品位达到68．8％，Si023．90％，铁回收率98．50％e。鲁南矿业公司选矿厂采用阴离子反浮选后，磁铁精矿品位由原来64％提高到了67％。

武汉理工大学研制了新型耐低温阳离子捕收剂GE-601，克服了十二胺等起泡量大、泡沫发粘、难消泡，泡沫产品难处理的缺点。反浮选某磁选磁铁矿精矿，在温度22℃时获得的指标为：精矿铁品位69．31％、回收率97．90％；在12℃低温条件下，获得了与常温条件基本一致的良好指标：精矿Fe品位69．17％、回收率为97．87％。

赤铁矿选矿技术进展

赤铁矿石(包括磁铁-赤铁混合矿石)是我国重要铁矿资源。20世纪60年代初期，国内主要采用焙烧-磁选及单-浮选工艺处理赤铁矿石，生产技术指标较差。经过不断攻关改造，指标虽然有所改善。近年来，一些新工艺、新设备、新药剂的成功研制与应用使赤铁矿选矿技术取得了重大突破。

1Slon立环脉动高梯度磁选机

赣州有色冶金研究所研制出Slon型脉动高梯度磁选机。经20多年的不断改进，已经具有很好的稳定性和良好的分选性，广泛应用于我国红矿选矿。

鞍钢调军台选矿厂应用SLon-2000立环脉动高梯度磁选机代替原有的平环强磁选机后，铁精矿品位提高1．19个百分点、尾矿品位降低1．56个百分点、铁回收率提高8．19个百分点。从2001年至2004年，齐大山选矿厂进行流程改造时用Slon-1750强磁机控制细粒级尾矿品位。Slon-1500中磁机控制螺旋溜槽尾矿品位。新流程的铁精矿品位达到67．50％以上，铁回收率达到78％。东鞍山烧结厂将Slon-1750立环脉动高梯度中磁机用于控制螺旋溜槽尾矿品位，提前抛出部分粗粒尾矿，全流程的中矿循环量由161．56％降低至90％以下。

攀枝花铁矿密地铁选矿厂将Slon-1500立环脉动高梯度磁选机应用于微细粒级钛铁矿磁选-浮选流程中。当给矿的Ti02品位为9．23％时，经一次磁选，获得了含Ti02为19．58％的精矿。其回收率为63．12％。2004年福建上杭湖洋铁矿采用1台Slon-1250立环脉动高梯度磁选机，取得了综合铁精矿品位63％的较好指标。昆钢大红山选矿厂使用Slon-1500立环脉动高梯度磁选机进行了一段强磁粗选和二段强磁精选，最终精矿品位达到64％、回收率达到80％以上。满银沟铁矿采用一台Slon-1000立环脉动高梯度磁选机和一台Slon-750立环脉动高梯度磁选机组成一粗一扫流程。粗选精矿品位60．31％、产率42．75％、回收率51．40％；扫选精矿品位为55．17％、产率19．24％、回收率29．36％。马钢姑山铁矿1989年至2001年，对原流程进行强磁选改造，一段磨矿后采用3台Slon-1750磁选机粗选抛尾，粗精矿进二段磨矿，然后用3台Slon-1750磁选机精选，精选作业的尾矿再用SLon-1500磁选机扫选。与原一段磨矿重选流程相比较，磁选流程铁精矿品位高4．57个百分点，回收率高14．88个百分点。为解决产品含硫、磷较高的缺点，梅山铁矿采用弱磁选机回收磁铁矿，16台Slon-1500强磁选机用于回收矿物中的赤铁矿和菱铁矿。该流程铁的作业回收率81．64％，含硫量0．464％，含磷0．327％，除硫率57．28％，除磷率69．13％。

2赤铁矿反浮选工艺

我国目前赤铁矿反浮选工艺多采用阴离子反浮选的选别工艺。

鞍钢调军台选矿厂采用两段连续磨矿、弱磁-强磁-阴离子反浮选流程，精矿铁品位达67．5％，铁回收率75％～78％。齐大山选矿厂一选车间、二选车间将“阶段磨矿、重选-磁选-酸性正浮选”工艺流程，分别按“阶段磨矿、重选-磁选-阴离子反浮选”工艺流程进行了改造。2003年上半年，在原矿品位为29．50％的情况下。实现铁精矿品位67．40％以上，尾矿品位11．00％以下。2002年东鞍山烧结厂一选车间按两段连续磨矿、中矿再磨、重选-强磁-反浮选的流程进行了改造。铁精矿品位达到了64．38％。2003年鞍山矿业公司研究所在对关宝山铁矿石进行了选别工业试验研究，采用两段连续磨矿、中矿再磨、重选——强磁——阴离子反浮选工艺，精矿品位为64．62％，尾矿品位为15．63％。

铁矿选矿技术的发展方向

1难选铁矿石选矿技术

褐铁矿中富含结晶水，用物理选矿方法铁精矿品位很难达到60％，但焙烧后因烧损可大幅提高铁品位，同时褐铁矿在磨矿过程中泥化现象严重。分选时的金属回收率低。为进一步提高江西铁坑铁矿选矿指标，马鞍山矿山研究院进行了强磁——反浮选新工艺研究，采用强磁选获得粗精矿，强磁精矿进反浮选作业进一步除杂，铁精矿品位达到56．73％。回收率为58．52％。陈兴华等针对广东某褐铁矿进行了不同浮选工艺方案试验，最终采用阳离子浮选脱硅工艺。在较佳工艺参数条件下。闭路流程获得了精矿品位为59％以上、铁回收率为84％左右的良好指标。李永聪采用浮选、重选、磁选和焙烧磁选等选矿方法进对新疆某褐铁矿行了试验研究。研究结果表明，焙烧磁选工艺可获得铁精矿品位59．12％、回收率为92．19％的技术指标。王毓华针对某褐铁矿采用单一反浮选工艺选别，研究了脱泥、单一阳离子及阴阳离子联合等技术方案对反浮选指标的影响。结果表明。采用添加新型阳离子表面活性剂DTL脱泥、石灰活化含硅矿物、淀粉抑制铁矿物、油酸及十二胺联合使用的新工艺方案，取得良好的指标：铁品位57．18％、回收率74．9％。

我国菱铁矿资源较为丰富，已探明储量18．34亿t。菱铁矿含铁品位低，采、选、冶均较困难，且多数位于陕西、山西、贵州、甘肃和青海等西部缺水地区，特别需要开发适合其自然条件的矿物加工技术。菱铁矿的理论铁品位较低，经常与钙镁锰呈类质同象共生，用物理选矿方法铁精矿品位很难达到45％以上，焙烧后因烧损品位可大幅提高。孙炳泉对太钢峨口铁矿尾矿中碳酸铁矿物的回收进行了研究，采用筛分强磁选浮选联合流程，最终铁精矿品位为35％以上(焙烧后铁品位为51％以上)。罗立群等对陕西大西沟菱铁矿矿石进行了试验研究，结果表明应用中性磁化焙烧干式自然冷却异地磁选技术，将在700℃下焙烧70min的焙烧矿先封闭冷却至400～300℃，再排入空气中冷却至室温，可形成强磁性的磁铁矿和γ-Fe203，焙烧矿的磁选流程试验获得了精矿铁品位59．56％～59．37％、铁回收率达72．03％～73．72％的良好指标。

鲕状赤铁矿嵌布粒度极细且经常与菱铁矿、鲕绿泥石和含磷矿物共生或相互包裹，是最难选的铁矿石类型。这种铁矿石另外一个特点是通常含磷偏高，介于0．4％～1．1％之间，有的更高。陈述文等分别采用固定床法和流动床法，其中包括内加热法和外加热法对贵州赫章鲕状赤铁矿石进行了直接还原-磁选试验，直接还原可改变其物相由氧化铁转变为可采用弱磁选分离的金属铁，将矿石的微细粒的鲕状结构转变为粒度粗大的粒状结构，为选别回收创造条件。童雄曾提到某种新工艺对某鲕状赤铁矿进行选冶回收，在成本大幅度降低情况下，铁精矿品位和回收率分别达55．62％和41．51％。

2预选技术

2004年中钢集团马鞍山矿山研究院与德国KHD洪堡威达克公司对马钢高村低品位铁矿石进行了高压辊磨机半工业试验及辊磨产品选别试验。对3～0mm品位为26．27％的辊磨产品进行磁选预抛尾，可预先抛除产率47．80％、品位8．3l％的合格尾矿。酒泉钢铁公司采用美国奥托昆普公司的永磁强磁选机对块矿预抛尾，铁品位可提3．08个百分点，抛尾产率达14．28％。长沙矿冶研究院研制的DPMS永磁强磁选机也在多家选厂获得了应用。马鞍山矿山研究院研制的粗粒永磁辊式强磁选机在梅山矿业公司、四川会东满银沟矿业集团公司获得了应用。

结语

目前我国经济的发展受资源的制约严重．科学地发展我国的矿业，合理利用矿业资源，实现资源的高效利用，核心在于科技的进步。钢铁工业在国展经济中起举足轻重的地位，铁矿资源的高效利用应是选矿工作者一项艰巨的任务。多年来国内各相关院校和矿山企业在这方面作了很多的工作：在磁铁矿选矿技术、赤铁矿选矿技术方面取得了许多成果，如各种弱磁场磁选设备及反浮选工艺在铁精矿提质降质方面发挥了很大的作用；在贫铁矿资源利用方面也有了一定的进步，在提高入磨铁矿石品位的同时提高的贫矿资源的利用率。今后我们还需加强复杂难选铁矿资源的利用，以实现铁矿资源利用技术的整体提高。

一、国内难处理金矿资源的分布状况及特点：

　　我国难处理金矿资源比较丰富，现已探明的黄金地质储量中，约有1000吨左右属于难处理金矿资源，约占探明储量的1/4。这类资源分布广泛，在各个产金省份中均有分布。其中，贵州，云南、四川、甘肃、青海、内蒙、广西、陕西等西部省份占有较大比重，辽宁、江西、广东、湖南等省区也有较大的储量。主要的资源矿区如：广西金牙金矿（30吨）、贵州烂泥沟矿区（52吨）、贵州紫木函矿区（26吨）、贵州丫他矿区（16吨），云南镇源冬瓜要矿区（10吨），甘肃舟曲坪定矿区（15吨），甘肃岷县鹿儿坝矿区（30吨），辽宁凤城（38吨），广东长坑矿区（25吨），安徽马山矿区（14吨）等。造成这些矿石难处理的原因是多方面的，矿石中金的赋存状态和矿物组成是最根本的原因，根据工艺矿物学的特点分析，国内难处理矿金矿资源大体上可分为三种主要类型。

　　第一种为高砷、碳、硫类型金矿石，在此类型中，含砷3%以上，含碳1-2%，含硫5-6%，用常规氰化提金工艺，金浸出率一般为20-50%，且需消耗大量的Na2CN，采用浮选工艺富集时，虽能获得较高的金精矿品位，但精矿中含砷、碳、锑等有害元素含量高，而给下一步提金工艺带来影响。

　　第二种为金以微细粒和显微形态包裹于脉石矿物及有害杂质中的含矿石，在此类型中，金属硫化物含量少，约为1-2%，嵌布于脉石矿物晶体中的微细粒金占到20-30%，采用常规氰化提金，或浮选法浮集，金回收率均很低。

　　第三种为金与砷、硫嵌布关系密切的金矿石，其特点是砷与硫为金的主要载体矿物，砷含量为中等，此种类型矿石采用单一氰化提金工艺金浸出提标较低，若应用浮选法富集，金也可以获得较高的回收率指标，但因含砷超标难以出售。

　　针对以上特征，解决国内的难处理金矿资源这一难题仍然需从以下三方面入手：

　　第一、氰化提金之前先进行预处理，将金矿中伴生的主体矿物氧化分解，使被包裹的金解离暴露出来，同时，也将一些干扰氰化浸金的有害组分除去；

　　第二、通过添加某些化学物质或试剂，以抑制或消除有害组分对氰化浸金过程的干扰达到强化浸出的目的；

　　第三、寻找新的高效的或无毒的浸金溶剂，取代氰化物彻底解决环境污染问题。

　　上述三种技术措施，都应该作为我们今后难选冶技术研究和开发的主攻方向，但从国内外的技术发展趋势来看，难处理金矿石的预处理技术，将会成为今后一段时期开发应用的重要目标。

　　二．国内难处理金矿资源的利用规状及前景。

　　对于国内难处理金矿资源的开发利用，我们在过去的十年内开展了大量的研究工作，从“八五”期间的黄金行业科研计划到“九五”的国家科技攻关，加上企业和矿山的各方面投入，使难处理资源得到了一定程度的开发利用。但总体形势上并不乐观，真正从难处理的金矿资源中有效合理、安全环保地提取出的黄金占每年的总产量的比例并不高。从目前已在开发利用的方式上，大体可分成两类，一类是难处理金矿的资源矿山通过采取预处理技术或强化浸金措施实现的就地产金方式，如湖南黄金洞金矿通过采用二段氧化焙烧工艺处理高砷金精矿，甘肃岷县的鹿峰金矿，采用原矿焙烧工艺处理含砷、碳、低硫的原矿，以及乌拉嘎金矿和江西金山金矿的金精矿氰化工艺等。这部分矿山的资源利用状况是金回收率普遍不高或者对环境产生了一定程度的污染和破坏，急需从工艺技术上根本解决问题。另一类难处理金矿资源的矿山则采用浮选或其它工艺富集的方式产出难选冶的金精矿，集中销售到冶炼厂，这种方式的资源利用率还主要取决于冶炼厂的预处理工艺的技术水平。

　　目前国内经批准面向全国收购含金物料进行冶炼加工的定点企业共有34家，其中黄金冶炼厂22家，有色冶炼厂12家，这些冶炼企业中除烟台黄金冶炼厂、莱州黄金冶炼厂和陕西中矿生物矿业工程有限责任公司冶炼厂三家已开始采用细菌氰化预处理工艺可以处理部分含砷金精矿外，其余的冶炼企业大部分采用的仍是金精矿直接氰化工艺或焙烧––氰化工艺，这对国内目前的难处理金矿资源的“贫、细、杂”的多样性来说，受到了一定的限制。

　　因此，目前国内难处理金矿资源的开发利用现状是：虽然难处理金矿资源所占比重较大，但开发利用程度相对较低。冶炼企业对单一含金易处理物料的需求量大，原料市场竞争激烈。而针对难处理金精矿的加工工艺的技术水平相对较低，产出的复杂金精矿销售困难，因而使难处理金矿资源的开发受到限制。这样也就造成了国内黄金工业生产的被动局面，一方面是易处理金矿资源越来越枯竭；另一方面已投入大量地勘资金而探明的难处理资源得不到开发或开发利用程度低。现在较为有利的方面是诸多冶炼企业已将注意力转向含砷、含碳、微细粒包裹型难处理含金物料的开发利用上，纷纷寻求各自的渠道和方式，力求突破工艺技术难点，抢先占领潜在市场。因而可以预见随着预处理技术的工业化推广应用，难选冶物料的产量将会越来越大，难处理金矿资源开发利用的前景也将更加广阔。

　　三．国外难选冶技术应用状况及发展趋势

　　难选冶技术的研究与开发一直被美国、南非、澳大利亚、加拿大等国所重视。目前所应用的预处理工艺基本上是由国外开发研究并率先后在工业中加以利用的。这些工艺开发应用，也使国外大部分己探明的难处理资源基本上都能得到经济合理、安全环保的开发利用。除极微细的碳质难浸金矿仍缺乏有效的处理办法外，目前，世界黄金的总产量己有1/3左右是产自于难浸金矿。

　　从国外对难选冶技术的研究路线和应用效果可以看出，难选冶技术的主要关键在于预氧化或预选除去碳质矿物的“劫金”性，因此所谓的难选冶技术主要即是指预处理技术。目前已经开发应用或正在研究的预处理技术有焙烧工艺、加压氧化工艺、细菌氧化工艺、化学氧化工艺、以及氯化法和含硫试剂氧化法等，从国外预处理工艺的发展趋势和应用程度分析，焙烧氧化、加压氧化工艺和细菌氧化这三种预处理工艺将会成为未来难处理金矿的基本工艺技术。

　　焙烧是难处理金矿石的最古老而传统的预处理方法，象早期使用的多膛炉焙烧、回转窑焙烧，马弗炉焙烧，随着技术的进步和市场的需求，近十几年来开发出的两段沸腾焙烧和原矿循环沸腾炉焙烧给这一传统工艺的工业应用带来新的生机。近十年中，世界各地新建焙烧氧化厂十多座。较为有代表性的应用矿山如美国的Jerritt Canyon和Big Spring以及南非的New Consort 等金矿。

　　焙烧工艺的优点是适应性相对较强，（可处理含碳质的难浸金矿），*作费用相对较低，（当含硫80%以上时，很容易自然进行），并且当矿石中含铜时，可通过的浸成水浸工艺综合回收铜。该工艺的缺点是对*作参数和给料成分变化比较敏感，容易造成过烧或欠烧，欠烧时矿石中的含硫和含砷矿物分解不充分，过烧时焙砂出现局部烧使焙砂的孔隙被封闭找点粒二次包裹，从而导致金的浸出率下降。再者焙烧时会产生二氧化硫和三氧化二砷，综合回收不利时，会严重污染大气与环境。从目前来看随着环保要求越来越严格，与工艺相配套的烟气治理成本将会大幅度提高。因此，该工艺将会受到湿法预处理工艺的挑战。为了更好地解决环保要求，降低能耗，增加焙烧强度、提高浸出率，焙烧工艺的技术也得到了一定的完善和发展，最近几年国外的研究机构正在开发研究热解––氧化焙烧法，闪速焙烧法和微波焙烧法等更加有效的焙烧技术，虽然目前均还处于试验研究阶段，但像微波焙烧工艺等已显示出了良好的工业应用前景。

　　热压氧化法在拉美国家被认为是最有效的预处理工艺。其分为酸性热压氧化和碱性热压氧化两种。碱性热压氧化由于仅适用于碳酸盐含量高、硫化物含量低（＜20%）的难处理金矿石，因而，相比较而言酸性热压氧化工艺的应用较为广泛。

　　酸性热压氧化基于在高温高压下，黄铁矿、毒砂等硫化矿物与氧发生反应，使矿物结构发生变化的机理，通过在酸性介质中的高温、高压下的的一系列反应，使被包裹的金暴露出来。达到氰化浸金的目的。1985年，美国麦克劳林提金厂首次应用酸性热压氧化预处理工艺以来，美国、加拿大、巴西和巴布新加坡等国家先后建立了近10座应用该工艺的提金厂，这些提金厂大多数为日处理1000吨以上的大型原矿热压氧化工艺。如美国的Gold Strike Getchell。文该工艺对难处理金精矿也是比较不效的，巴西的Sao Renton、希腊的Olypias、巴布亚新几内亚的Porgora和加拿大的Campbell金矿则是处理金精矿的代表。

　　热压氧化工艺的优点在于黄铁矿和毒砂的氧化产物都是可溶的，因此，无论金颗粒多么细都会被解离，因而金的回收率较高，许多难处理金精矿经加压浸出后，浸出率高达98%以上，同时该工艺可以直接处理原矿，这对于不易于浮选富集的金矿石而言更加有效；由于采用的是湿法工艺流程，不带来烟气污染问题。缺点是：设备的设计和材质要求很高；由于压力*作及设备的防腐问题会带来一定的安全危险；与生物氧化法相比，*作和维护水平的要求更高；再者，基建投资费用较高，因而普遍认为只有建设大规模处理厂，经济上才比较合理。有文献提出，日处理量应在1200吨以上。

　　最近，澳大利亚Dominion矿物公司提出的超细磨––低温低压氧化技术（Activex），通过超细磨矿（5~15μm）提高了矿物质表面活性，降低工艺的氧化温度和压力，使反应釜材质，防腐问题变小，因此，可以预见该工艺在突破选矿设备的压力和防腐问题后，工业应用的前景将会变得更加广阔。

　　线菌氧化技术是继热压氧化和焙烧氧化之后又一种具有强大生命力的预处理工艺，目前应用于槽浸氧化和堆浸氧化两个方面。后者主要用于从低品位的难处理金矿中回收金。该预处理技术有BIOX法和BacTech法两种。BIOX法是南非Gencor公司，1975年开始率研究开发的技术，从1986年首先在南非Fairview金矿建成10t/d规模的细菌氧化预处理厂以来，Gencor公司开始陆续地向国外金矿转让该项技术，并从1991年起陆续建成5座处理难选冶精矿的细菌氧化厂，分别是南非的Fairvew (40t/d)，巴西的Sao Bento (150t/d) 澳大利亚的Harbour Light(40t/d)和Wiltuna（157t/d），加纳的Ashanti(960t/d)，其中以加纳的Ashanti的规模目前最大，它处理的矿石是含碳质的硫化物金矿，直接氰化金浸出率仅5~40%，细菌氧化预处理后的氰化金浸出率可提高到94%以上。最近乌兹别克斯的Navoi公司也已购买了该技术，拟处理Kokpntas金矿的难处理金矿石，目前即将投产。

　　BacTech法是澳大利亚BacTech公司开发的技术，巴克泰克公司第一个将嗜热菌（适宜温度范围45~55℃）成功地用于生产实践，在澳大利亚的Yonanmi（尤安密）金矿成功地生产了两年以上，处理能力为120t/d。

　　细菌氧化艺从国外的应用实践分析具有很多的优点：与热压和焙烧工艺相比，基建投资较低，生产成本也较低，同时生产*作的复杂程度相对不高；砷最后生成砷酸铁化合物，比生成气体再回收利用要安全和更加环保；细菌可以有选择地氧化砷黄铁矿，当矿石中金主要与砷黄铁矿共生时，在砷黄铁矿和黄铁矿混合的矿物中，只氧化砷黄铁矿就能使金解离，不需要氧化全部硫化物。

　　但是，该工艺也存在一定的缺点：氧化时间长，矿浆浓度低，需要大容积和搅拌槽，在酸性介层中完成氧化过程，因而需要防腐材料成外包材料；正常工作时，一般需要降温冷却，需要消耗额外的能量，最后还有一点不利之处是，如果在*作中出现一次“误*作”，细菌可能会死亡，这需要几个星期才能把细菌的生物量恢复起来。

　　尽管目前应用细菌氧化工艺的工厂还不多，但作为一种比较新的工艺，与其它的预处理工艺相比，已充分显示了非常好的发展前景。

　　除上述三种预处理工艺外，化学氧化法也曾在工业上得到过应用，曾采用闪速氯化工艺处理卡林型碳质矿石。目前，各国仍在研究开发各种更加有效，易于工业实施的预处理技术，如硝酸作为催化剂的硝酸催化氧化法，同步完成预处理和浸金过程的HMC工艺，硫酸、碳酸、氢氧化钠、氯化盐介质中电化学氧化法工艺等，各种化学氧化法在试验室研究和半工业试验研究中均获得了良好的效果，但尚需解决许多工程化的技术问题。从国外难选冶技术的发展趋势看，研究开发*作条件比较温和，反应速度快，工艺投资费用和生产费用合适，环境污染小的预处理技术是主要的发展方向。

　　四、国内难选冶技术的现状及发展前景：

　　国内难选冶技术的开发研究起始于九十年代初，“八五”期间国内的科研机构针对国内陆续发现的难处理金矿资源开展了许多很有见地的试验研究工作。但大都停留在试验室所获得的成果水平上。工业上的应用几乎为空白。贵州丹寨的精矿焙烧提金厂曾进行过难处理金矿资源工业化利用的尝试，因为种种原因仅运行了几年。

　　较为系统的研究起始于“九五”国家科技攻关。长春黄金研究院、北京有色金属研究院等科研院所对氧化焙烧工艺，碱性热压氧化工艺和细菌氧化工艺这三大预处理工艺借助国家“九五”科技攻关计划进行了较为系统的研究，并取得了阶段性成果，为我国难处理矿资源的开发利用奠定了坚实的技术基础。

　　北京有色金属研究院依托湖南黄金洞金矿完成了系统的小试、中试和工业试验三个研究阶段，该项研究课题针对黄金洞金矿的高砷难处理金精矿，通过系统的试验研究重点解决了两段焙烧工艺的技术条件和参数，并完成了20t/d规模两段的焙烧––氰化工业试验。该工艺在缺氧气下脱砷，在氧化气氛下脱硫，产出疏松多孔焙砂，在试验室条件下，氰化浸出率由一段焙烧前的60-70%提高到93%左右。烟气中的砷以白砒形式得到回收，综合回收率达99.9%，烟气中的SO2达6%~10%，符合制酸条件，采用吸收方法治理，吸收率达到90%以上。工艺试验表明，采用两段焙烧工艺处理含砷金精矿，不仅提高了金的浸出率，同时综合回收了砷、硫等伴生元素。目前，该工艺生产厂正处于调试阶段，正常生产后可为国内焙烧工艺厂提供较为全面的工业参数。

　　除黄金洞金矿外，目前国内采用焙烧氰化工艺的冶炼厂有4座，总生产能力，达1100吨/左右，但所采用的工艺皆为一段焙烧氧化提金工艺，因而，对于含砷的复杂金矿还不能达到技术和环保要求。另外，甘肃岷县的鹿峰金矿采用原矿沸腾焙烧技术，处理含砷、锑、碳的原矿，但目前工艺的仍处于调试阶段。

　　就焙烧工艺在国内的应用状况来看，以氧化焙烧作为难处理金矿的预处理工艺，虽然目前应用并不普遍，由于有多家冶炼厂已采用了一段氧化焙烧工艺处理相对比较复杂的含金物料，因而具备了一定的工艺技术改造的基础。国大黄金冶炼厂目前正在与南化院和北京矿冶研究总院合作进行两段焙烧工艺的技术改造。因此，氧化焙烧预处理工艺在国内应该有较广阔的发展前景。

　　热压氧化工艺在国内的工业应用仍然为空白，但经过“九五”科技攻关的系统化研究，从小型试验到扩大连续性试验的大量工作中，我们获得了大量的工艺技术研究数据。为下一步的工业化应用，打下了基础。尤其在1997年至1999年期间，长春黄金研究院与核工业北京化工冶金研究院合作，针对吉林浑江金矿的难处理原矿，通过采用碱性热压氧化––釜内快速氰化提金工艺技术，有效地氧化分解了载金硫化物，使金浸出率从直接氰化的低于47%提高到92%以上。并且完成了800-1000kg/d的扩大性试验。该工艺研究，由于采用的是碱性热压工艺，氧化过程的温度和压力相比国外的酸性热压技术要低，因而，更加适合于我们的国情，更容易在国内推广应用。山东金翅岭金矿正在筹备建设热压氧化–––氰化提金厂。

　　细菌氧化工艺虽然是比较新的工艺，但在国内却是发展最迅速的工艺，它目前在国内的工业化应用程度和受青眯程度已远远地超过了前两种工艺，这完全得益于各个科研院所做的大量试验研究和探索工作，目前正在从事细菌氧化工艺研究的科研单位不低于十家，如长春黄金研究院、东北大学、吉林冶金研究院和陕西中矿生物矿业工程责任有限公司等，这些研究单位针对国内的难处理金精矿做了大量的试验研究工作。其中，长春黄金研究院已形成了较为完善的工艺研究系统，从菌种的选育、培养、驯化到1kg/d、5kg/d、100kg/d的连续试验，已基本达到了扩大性工业试验的研究规模，从而可为该工艺的工程化应用提供较为系统和详细的技术咨询与技术服务。2000年12月，他们在烟台黄金冶炼厂成功地建成了国内第一家50t/d规模的细菌氧化–––氰化炭浆工艺提金示范厂，到目前已经历了8个月的生产实践，现在该工艺流程畅通，技术指标稳定，在金精矿磨至-0.038毫米占90%，氧化温度40-50℃，氧化矿浆浓度18%，氧化时间6天的较较佳工艺条件下，金的氰化浸出率达到95%以上，为细菌氧化工艺在国内的工业化应用开创了良好的局面。

　　在开发应用国内细菌氧化技术的同时，注重技术的引进与吸收也是实现该工艺工程化应用的重要途径，莱州黄金冶炼厂与澳大利亚和南非合作，全套引进国外先进的技术与设备，为该工艺的推广应用，提供了更加广阔的选择途径。

　　经过自主开发的研究和引进吸收的工业化实践，为我国细菌氧化工艺的推广应用奠定了技术基础，目前，更为多的矿山和企业已开始重视该工艺的应用，有的企业正在筹建工艺生产厂。从目前的发展趋势看，细菌氧化工艺在今后势必将成为难选冶技术的主流。

　　从国内外难选冶技术的应用和发展趋势分析，焙烧工艺、热压工艺和细菌氧化工艺将成为二十一世纪难处理金矿资源的基本预处理工艺。原因在于这三种工艺均具有氧化分解成金硫化矿物，破坏硫化矿物晶体结构使被包裹的金暴露出来以利于氯化提金的共同特性，同时，均以被工艺化应用实践所检验和具有较深的技术研究基础。但每一种工艺又都有自身的特性，环境特性和经济特性，所以，我们在选择应用一项预处理工艺时，应根据所处理的矿石物学特性，矿区地域、环保要求、经济效益等情况进行系统地综合分析，尤其对于来料加工的冶炼企业，由于含金矿金物料来源广泛，矿物种类复杂，在选矿工艺的选择时更还要充分考虑原料的市场及工艺的合适性。只有这样，我国的难选冶技术才能走向良性的发展轨道。

我国锌金属储量占世界总储量的1/4，居世界第二。同时我国也是一个锌生产大国，2002年锌金属产量达到210.58万t，居世界第二位，出口量仅次于加拿大，达到49.60万t。
随着国民经济的发展，对锌金属的需求量也在增加，迫切需要对复杂难选的锌资源进行开发和利用。我国一些含铅、锌、硫、铁或者锌、铜、锡、铁、硫的铅锌矿山和锌锡矿山等都不同程度地含有铁闪锌矿，例如广西的大厂、河三铅锌矿，湖南的黄沙坪、潘家冲、野鸡尾铅锌矿，贵州的赫章铅锌矿，青海的锡铁山铅锌矿，黑龙江的西林铅锌矿，吉林的放牛沟、故牛淘铅锌矿，广东的厚婆坳铅锌矿，云南的都龙锌锡矿和澜沧铅锌矿等。这些矿山的铁闪锌矿含铁一般为8%~ 12%，有的高达26%。
    云南锌金属储量2 000多万t，居全国第一，其中铁闪锌矿的锌金属储量达700万t，占云南锌金属储量的1/3；而都龙的铁闪锌矿接近云南的40%，产量集中，其纯的铁闪锌矿单矿物中含铁高达20%甚至以上。
    此外，稀贵金属铟、银和镉等常常共伴生在铁闪锌矿中。以铟为例，其储量我国是世界第一，云南则是全国第一。都龙矿区有3 968 t铟储量，占云南保有储量4 668 t的85%，为云南第一；除铟以外，该矿区还伴生有银、镓、锗、镉、钴以及大型储量的硫和砷等。因此，对铁闪锌矿的开发利用已越来越引起人们的高度关注。
〖BT1〗〖STHZ〗2〓〖STBZ〗铁闪锌矿含铁量与其颜色和选矿特性的关系
2.1铁闪锌矿的铁含量与其颜色的关系［1，2］
    铁闪锌矿（ZnxFe（1-x）S）是目前发现的3种硫化锌矿物（另外两种是闪锌矿和纤维锌矿）之一。闪锌矿含铁6%以上时，称为铁闪锌矿；含铁12%时，称为高铁闪锌矿；铁含量达18%以上时，可以称为超高铁闪锌矿。
铁闪锌矿随着其晶格中铁离子含量增加，颜色由浅变深，当铁离子含量达到20%左右时，就变成黑色或者黑褐色。一般高中温热液矿床的铁闪锌矿含铁高些，颜色呈黑褐色；中温热液矿床的铁闪锌矿含铁较少，呈褐色或者浅褐色；低温热液矿床的铁闪锌矿含铁更少，一般呈黄色。
依据矿床成因，一般铁闪锌矿不含锗，而铟、银、镉、镓等富集在铁闪锌矿中。都龙的情况与此表现出较大的一致性。
2.2铁闪锌矿的含铁量与选矿特性的关系
    闪锌矿晶格上的锌原子被Fe3+取代，使其化合价和电荷状态失去平衡，并导致2个Zn2+变为Zn+，降低了空穴浓度、增加了电子密度，使闪锌矿成为N型半导体矿物铁闪锌矿，从而影响其可浮性、吸附性、氧化还原状态和界面电化学反应。由于电子密度增加，铁闪锌矿形成了对黄原酸阴离子较强的排斥作用，不利于捕收剂的吸附，因此，铁闪锌矿的可浮性比闪锌矿的可浮性降低。含铁量越高，晶格参数增加和晶体表面能降低得就越多，晶格中的离子键、半导性等发生的变化就越大，因而可浮性就越差。
不同矿山的铁闪锌矿种类不同、含铁量不等、可浮性和难选程度不一致，铁闪锌矿含铁的多少，除影响其可浮性外，还影响其磁性强弱。铁闪锌矿的磁性强弱与铁含量成正比，含铁愈高，磁性愈强。一般当磁选的磁感应强度为0.2~ 0.3 T时，铁闪锌矿可进入到磁性产品中。因此，在有些情况下，为了提高锌精矿品位而对锌精矿进行磁选，脱除部分含铁高的铁闪锌矿。在放牛沟铅锌矿的选矿试验中，铁闪锌矿含铁6.81%~ 15.09%（平均含铁10.61%），对已获得的含锌43.86%的锌精矿进行磁选，可分选出部分含铁高的铁闪锌矿和其它的磁性物，锌精矿锌品位达到47.75%，提高3.89个百分点，锌作业回收率98.8%。
铁闪锌矿的浮选流程
对于含铁闪锌矿的多金属硫化矿的浮选，一般有3种流程结构可供选择，即混合浮选、优先浮选和等可浮流程。
混合浮选包括全混合浮选和部分混合浮选。全混合浮选是先全浮选铜、铅、锌、硫，然后再分选为单一的精矿。部分混合浮选是先铜铅锌混合浮选，再选硫；或者优先选铜铅，再锌硫混合浮选，随后再分离浮选，其选别指标往往取决于锌与硫分选的优劣程度。
优先浮选即首先浮选铜、铅，再选锌，最后选硫的依次浮选流程。从浮选工艺的观点看，优先浮选较混合浮选更为有利。优先浮选时，磨矿后，表面新鲜的黄铁矿可得到有效的抑制。倘若是混合浮选，锌矿物和黄铁矿表面均吸附有捕收剂和活化剂，在锌硫分离浮选时，若要很好地抑制黄铁矿，就必须除去其表面的捕收剂，这比使表面新鲜的黄铁矿受到抑制更加困难。所以，优先浮选比混合浮选更有利于锌和硫化铁矿物的分选。在很多时候，铁闪锌矿浮选的实质，也就是铁闪锌矿与黄铁矿或者磁黄铁矿的分离问题。
但在实际生产中，须根据具体的矿石性质决定采取哪种流程。分细粒级的锌矿物根本无法回收而损失到尾矿中；加大捕收剂用量强拉，又使得一部分可浮性极强的黄铁矿上浮，在锌回路中造成黄铁矿的恶性循环，影响锌硫分离；而且，全优先浮选流程只能在酸性介质中而无法在碱性介质中回收硫。
西北某铅锌矿原矿含铅4.03%、锌7.45%、硫19.30%，锌矿物主要为铁闪锌矿，其中含铁8.4%~ 26.2%（平均11.3%）。采用锌硫优先浮选和锌硫混合浮选流程对铁闪锌矿与硫化铁矿物的分选进行对比试验，发现优先浮选获得的锌选矿指标优于混合浮选的指标。