选矿工艺范文

导语：如何才能写好一篇选矿工艺，这就需要搜集整理更多的资料和文献，欢迎阅读由公务员之家整理的十篇范文，供你借鉴。

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1选矿工艺试验研究

1.1擦洗脱泥工艺试验研究擦洗脱泥工艺的研究重点是确定合适的擦洗粒度上限和脱除粒级。笔者对-75mm原矿及破碎至-25mm、-15mm原矿分别进了了擦洗脱泥对比试验研究，三者P2O5、Fe2O3、Al2O3、、MgO、累积试验结果对比曲线分别见图1、图2、图3、图4。从图1可以看出，脱除粒级越细，精矿P2O5品位越低，回收率越高，兼顾品位与回收率，脱除-0.5mm粒级较为适宜，且易于工业化实施。对比（-75+0.5）mm、（-25+0.5）mm、（-15+0.5）mm试验结果曲线发现：三者P2O5品位变化不大，（-75+0.5）mm的P2O5回收率最高；主要杂质Fe2O3、Al2O3、MgO的品位相近，脱除率均比较高，达到60%以上。因此，擦洗脱泥工艺选择对-75mm原矿脱除-0.5mm粒级即可。

1.2浮选工艺试验研究浮选工艺的研究重点是确定适宜的浮选方法及药剂制度。该磷矿中的主要脉石矿物为硅酸盐类矿物，因此适宜采用正浮选法。磷矿正浮选工艺通常需要添加碱性pH调整剂、硅酸盐抑制剂及磷矿物捕收剂。碳酸钠，氢氧化钠及石灰是较为普遍采用的碱性无机调整剂，相比较而言，碳酸钠不仅可以调整矿浆的pH值，还能够消除矿浆中难免离子的有害影响【5】，因此，对该矿采用碳酸钠作为pH调整剂较为适宜。水玻璃是一种的价廉有效的硅酸盐抑制剂，被选矿厂广泛应用，也很适宜该矿应用。磷矿捕收剂经过对比试验，选用中化地质矿山总局地质研究院研制生产的AZ-02捕收剂效果较好。在以上研究的基础上，笔者对正浮选工艺中的主要影响因素磨矿细度、药剂用量、浮选浓度及浮选温度进行了择优试验，根据试验结果,采用一次粗选一次扫选一次精选，中矿返回粗选工艺流程进行了闭路流程试验,试验结果见表3。

1.3擦洗脱泥—浮选联合工艺试验结果与评价擦洗脱泥—浮选联合工艺流程见图5，试验结果见图6（数质量流程图）。试验结果表明，擦洗脱泥工艺能够将P2O5品位从15.78％提高至22.82％，脱除的-0.5mm矿泥P2O5品位仅为4.43％，有害杂质Fe2O3、Al2O3、MgO的排除率高，分别达到66.19％、69.09％和64.97％，擦洗脱泥效果显著，同时使进入浮选工艺的入选矿量只占61.71％，有效的降低了矿泥对浮选的干扰，提高了磨矿机效率。对擦洗脱泥后的粗精矿采用一次粗选一次扫选一次精选的正浮选工艺流程，比较简单，易于实现工业化，而且实现了胶磷矿的常温浮选工艺，获得了较优的选矿工艺指标。

2结语

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[关键词]硫精矿 选矿工艺 高品位 研究

[中图分类号] TD9 [文献码] B [文章编号] 1000-405X（2015）-3-42-1

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。

1选矿性质和矿物工艺

1.1矿物性质

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。

1.2选矿工艺

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。

1.3高品位硫精矿选矿中浮选工艺流程

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。

2浮选药剂的类型和设备

2.1药剂

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。

2.2添加硫酸（H2SO4）

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。

2.3浮选设备

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。

2.4浮选机矿浆液位控制系统

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。

3浮选试验的研究

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。

3.1浮选流程

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。

3.2硫铅分离试验

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，实现抑铅浮硫的真正效果。

3.3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。

3.4硫砷分离试验

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。

4结语

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。

参考文献

[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.

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关键词:难选铜铅锌 低品位 混合浮选 选矿工艺

小铁山多金属矿床是我国大型铜、铅、锌矿藏之一,矿石中含有铜、铅、锌、硫、金、银等多种有价元素,性质十分复杂,属难选矿石。 白银公司选矿厂多金属选矿系统自投产以来, 一直采用混合浮选-脱硫-亚硫酸、硫化钠法分离生产工艺,产出铜精矿、铅锌混合精矿和硫精矿。 经过多年的试验研究和生产实践,技术指标不断提高。铅锌各项指标已接近或达到设计值,但铜指标一直较低,尤其是铜选矿回收率与设计值相差甚远。2003 年,铜、铅、锌、金、银实际回收率分别达到60%、80.58%、91.16%、82.90%,铜实际回收率实现历史最好水平。

一、矿石性质和选矿原则流程

小铁山矿矿石中主要矿物有黄铁矿、闪锌矿、方铅矿、黄铜矿,还有少量的砷黝铜矿、毒砂、斑铜矿、磁铁矿、辉铜矿、铜兰等。 脉石矿物有石英、斜长石、绿泥石、绢云母、方解石、铁白云石、重晶石等。矿石中矿物种类多,有用矿物与脉石密切共生,嵌布粒度较粗,可在粗磨情况下分出脉石% 而主要有用的矿物之间致密镶嵌,共生关系密切,铜、铅、锌、硫等有用矿物结晶粒度细小(特别是方铅矿嵌布粒度小于10微米的占 10%左右),接触界线复杂,给铜矿物和铅矿物的分离造成困难。铜矿物与闪锌矿间也存在同样问题,造成精矿互含较高,要使有用矿物充分分离-必须进行细磨。 另外,矿石中含硫量高,矿石易于氧化变质,而且含有的一定量的次生矿物,易生成较多的可溶性盐,使矿物表面易于污染,导致浮选过程复杂,有用矿物分选较困难。

二、选矿试验

该矿铜铅品位低,浸染粒度细,多种有用矿物致密共生。国内外选矿实践表明,处理这类矿石选别指标一般都不高。根据探索试验和大多数选厂的经验,采用无氰浮选混浮铜铅矿物,抑制锌矿物,然后铜铅分离,从混浮尾矿中回收锌矿物。

1、铜铅混浮试验。通过特效药剂及选择最佳配方,获得较好分选效果。混浮采用丁基铵黑药与丁基黄药混用,其药效显著提高,对铜铅银有较强的捕收能力。矿浆pH值很敏感,用石灰控制可有效抑制硫化铁矿,水玻璃抑制石英,硫酸锌与亚硫酸钠混用可加强对锌矿物的抑制作用,起泡剂用新型松醇油12,起泡性强,泡沫稳定。

2、铜铅分离试验。众所周知,铜铅分离是一个难题,特别是处理嵌布关系复杂、低品位这类矿石更增加了困难。铜铅混精存在大量的过剩药剂,对分离产生不良影响,因此脱除矿物表面药剂是必不可少的技术环节。通过多方案脱药比较,用活性炭解吸脱药,操作使用方便,且效果明显。试验表明,采用传统的浮铜抑铅方法,曾探索过重铬酸钾、重铬酸钾和水玻璃、重铬酸钾和硫化钠三种组合药剂抑制铅矿物,以单独使用重铬酸钾,较好地实现铜铅有效分离,可以得到合格的铜精矿。

3、粗铅精矿脱杂试验。铜铅分离后,铅精矿品位只有4%左右。经检查铅精矿含有不少锌矿物、铜矿物、磁黄铁矿及脉石,为使铅精矿达标,将粗铅精矿加硫化钠除去残余重铬酸盐后,加硫酸和氯化钠来活化方铅矿,再用硫酸锌和亚硫酸钠抑制锌矿物,用混药浮铅,选别效果均不佳。只有依据粗铅精矿中的矿物密度差异而采用重选摇床作业,可获得合格铅精矿产品。

4、锌浮选试验

选铜铅后的尾矿选锌,关键是闪锌矿的活化和矿浆pH值。硫酸铜是锌矿物的有效活化剂,抑制矿石中的黄铁矿采用石灰进行强抑制并调整矿浆pH值为9以上,其它药剂与选铜铅混浮一样。锌浮选采用一次粗选、两次精选、一次扫选可获得较好锌精矿指标。

5、闭路流程试验

在铜铅部分混浮、精选分离和选锌最佳技术条件下进行综合回收铜铅锌,并在铅精矿中回收银。试验闭路流程和试验指标分别见图1、表1。

三、生产中存在的问题

1、混合和脱硫作业工艺条件不合理。由于混合和脱硫作业工艺条件不合理,设备效率低!致使早抛尾硫的目的难以实现。磨矿细度低,粒级分布不合理,铜铅锌矿物和黄铁矿及脉石不能完全单体解离,由此采取的高钙高药浮选法导致后续的分离作业入选矿浆中的油药过多。脱硫精选浮选机效率低,分选效果差,中矿返回量大,使铜铅锌在硫精矿中的损失率增高。

2、分离作业效率低。(1)入选矿浆性质得不到有效改善。为脱除进入铜与铅锌分离作业矿浆中的绝大部分黄铁矿,增加了自制的脱水桶进行脱水脱药,但由于其沉降面积小,操作控制较难!未能取得应有的效果;(2)分离作业药剂添加方式不完善。分离用亚硫酸和硫化钠均属于还原性药剂,在浮选充气搅拌的环境下,易被空气氧化而失效,生产过程中的一次添加法往往出现药效时间短的问题;(3)亚硫酸浓度低。现场烧制浓度低,造成添加量大,入选矿浆浓度及其它药剂浓度降低,且亚硫酸浓度波动大,造成浮选过程不稳定;(4)分离前磨矿过细,造成铅锌矿物的过粉碎,使分离浮选过程中铜泡沫对铅锌的机械夹带量增加,恶化了分离指标;(5)分离浮选设备浮选效率低,致使亚硫酸,硫化钠的药效不能充分发挥,浮选产生的铜矿物泡沫不能尽早回收。

四、结语

对铜铅锌复合硫化矿进行浮-重选分离研究,采用铜铅混浮再分离和重选摇床提纯铅原则流程是成功的。该流程方案适合矿石特性,工艺简单,药剂来源广泛,流程短,指标稳定,满足环保要求,易于生产实施,最终获得铜铅锌三种合格精矿产品,并在铅精矿中综合回收了银,为该类型多金属矿综合回收利用开辟了新途径。

参考文献:

[1]刘志彬,等.提高云南某铅锌矿回收率的选矿工艺研究[J].有色金属(选矿部分), 2004(3): 5~8.

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关键词：选矿；工艺；浮选

1新药剂研究与应用

1.1捕收剂

近年来，针对难选氧化铜矿浮选，研究开发出了大量新型高效捕收剂和高效组合捕收剂，并在实践中得到了广泛推广应用。

中南大学钟宏等研制的新型鳌合捕收剂ZH，对氧化铜矿物具有较好的选择性，在处理低氧化率的混合型铜矿时，分别与黄药、Y89组合，有利于提高铜品位和铜回收率，与单用黄相比，铜回收率分别提高1.59%和2.22%。

北京矿冶研究总院研制的鳌合型氧化矿捕收剂BJ-60，与孔雀石、硅孔雀石、假孔雀石等氧化矿物作用，能改善其浮选性能。小型试验表明：与丁黄药对比，采用BJ-60为捕收剂浮选含铜为2.14%的氧化矿，铜的回收率提高10.5%。

汤雁斌[1]报道了新型鳌合剂B-130对难选氧化铜矿物选择捕收性能强，能加快难选铜矿物的浮游速度，同时能有效地排除矿泥对浮选的干扰，是难选氧化铜矿物的高效捕收剂，应用于铜绿山难选氧化铜矿选矿中，可提高铜回收率10.53%、金回收率8%~10%，同时Na2S、丁黄药、2#油用量均有不同程度下降。

为了消除矿泥对汤丹难选氧化铜矿浮选的影响，胡绍彬[2]研制出CA-943和SS-44药剂。CA-943与L-胺磷酸盐按1：1的比例添加，可很好地消除矿泥对浮选的影响，此外，还能改善操作，降低了硫化钠的用量。SS-44是铜金银的捕收剂，对于高含泥矿石分选具有明显作用，闭路试验研究表明：原矿品位约0.82%，氧化率86.05%，结合氧化铜33.35%，矿泥含量达30%左右时，可获得铜精矿品位16.05%、铜回收率61.57%的良好指标。

1.2活化剂

氧化铜矿物硫化浮选时，添加适量的活化剂是提高氧化铜矿物浮选指标的一项重要措施。

昆明冶金研究院针对不同类型矿石性质特点独立开发出苯并三唑(BTA)、二硫酚硫代二唑(D2)和D3等多种新型活化剂，已广泛应用于生产，取得较好的浮选指标。不同类型的氧化铜矿石的试验研究及生产实践表明：在使用BTA时，配合丁黄药、柴油浮选与单加黄药相比，在精矿品位相同的情况下，表现出浮选速度更快，回收率更高；而D2表现出的特点是，可以直接滴加、浮选速度明显加快、能明显加快精矿、尾矿的脱水、且用量仅为硫化钠的1/5~1/3。

乙二胺磷酸盐是氧化铜矿物浮选的最有效活化剂之一，广泛应用于氧化铜矿浮选实践中。沈阳有色金属研究院对山西某氧化铜矿进行硫化浮选，应用乙二胺磷酸盐做活化剂，取得了较好的浮选指标，当原矿含铜1.4%时，铜氧化率79.25%，结合率33.08%，精矿品位达21.15%，回收率达66.76%。

1.3起泡剂

难选氧化铜浮选时，选择优良的起泡剂也是提高氧化铜矿选别指标不容忽视的方面，近年来研制出了一些新型高效的起泡剂。

李晓阳等[3]人报导了新型起泡剂730E用于高氧化率、高结合率的难选氧化铜矿的浮选中，与使用松醇油相比，不但铜精矿品位略有提高，而且730E可提高铜的回收率3%。

新型起泡剂W-701起泡性能良好，生产应用中泡沫层稳定、流动性好、易操作、可减少细泥对浮选的干扰，且该泡沫对Cu及伴生Au、Ag有较强的吸附能力，处理铜绿山低品位、高含泥、高结合率、高氧化率的难选氧化铜矿石的工业试验研究表明：与使用2#油起泡剂相比，铜精矿中Cu、Au、Ag的品位分别提高了5.41%、4.78g/t、25.3g/t，回收率分别提高了7.7、4.03、6.96个百分点。

2浮选新工艺研究与应用

氧化铜矿浮选方法主要包括直接浮选法和硫化浮选法。直接浮选法应用较早，适用于矿物组成简单，性质不复杂的氧化铜矿石，其研究重点主要是寻求高效浮选药剂。硫化浮选法就是指加硫化剂使氧化铜矿硫化，然后再用普通硫化铜矿浮选剂进行浮选，因此，硫化浮选的关键是硫化过程进行的好坏。

针对某高硫难选氧化铜矿石，周源等研究采用新的药剂制度，先添加硫化剂硫化，再用丁黄药+经肟酸+煤油组合捕收剂强化捕收，工业试验结果表明：与原生产指标相比，铜回收率提高20.54个百分点，精矿铜品位提高1.04个百分点。

罗新民等[4]人进行的某难选氧化铜矿浮选工艺研究时，试验结果表明：采用分段硫化浮选，添加丁黄药+丁胺黑药组合捕收剂，获得了理想的选别效果。

高洪山和杨奉兰[5]对氧化率为91%以上的湖北石头嘴铜矿矿石，采用多段添加硫化钠的硫化预处理，并采用混合捕收剂(35号药、丁黄药、羟肟酸)以及多点出精矿、减少中矿循环的选矿工艺，研究结果表明，铜、金回收率分别提高25.98%和10.81%。

费九光[6]针对内蒙古特殊难选多金属氧化铜矿，采用先充分硫化后，再利用组合捕收剂捕收，减少循环次数，以“大开路”为主的闭路浮选试验，获得铜精矿品位15%，回收率73%左右的理想选矿指标。

罗传胜、雷鸣等[7]人针对大冶铜绿山低品位难选氧化铜矿，进行原矿预处理-磨矿浮选工艺流程，硫化钠、改性黄药(KD4)与复合油(W-2)联用试验，研究结果表明：该工艺能从含Cu0.96%(铜氧化率98%、结合铜占有率28%)，Au0.75g/t(包裹金占23%)的原矿中浮选出含Cu33.15%、Au24.96/t的优质铜精矿，且铜、金回收率分别达64.53%、63.11%。

3化学选矿新工艺研究与应用

针对铜绿山矿低品位、高含泥难选氧化铜矿石，汤雁斌[8]探讨了采用化学选矿新工艺综合开发处理，推荐了“酸化制粒堆浸浸铜-氰化浸金-浸渣回收铁”的原则工艺流程，试验结果表明：金属回收指标远高于常规“硫化浮选”工艺流程，该工艺技术先进合理，适合现厂应用，在同类难选氧化铜矿石的矿山具有推广价值。

尹才所[9]等人采用NH3-NH4F或NH3-NH4HF2以常压活化氨浸(ATB法)处理东川铜矿低

品位难选氧化铜矿石，结果表明：与NH3-(NH4)2C03或NH3-(NH4)2S04传统浸出体系相比，ATB新氨浸体系可使浸出温度由140℃降至30~50oC，浸出压力由1.5MPa降至常压，浸出时间由4h降至2h，铜浸出率提高7%~9%，实现了氧化铜矿的直接常压氨浸。

细菌浸出则是利用微生物或其代谢产物溶浸提取矿石中有用金属的一种新技术，具有装备简单、流程短、建设和操作成本低、对环境友好及可利用低品位复杂难处理矿石等特点，现已成为世界各国矿冶工程研究和应用的热点，是21世纪最具竞争力的矿冶技术之一。目前生物冶金提铜技术产铜占全球铜产量25%以上，该技术在智利、南非、澳大利亚、美国、加拿大应用广泛，我国在江西德兴铜矿、紫金山铜矿等地已对微生物氧化提取铜实现了工业化。

浸出-沉淀-浮选法(L-P-F法)其核心是将难浮的氧化铜矿石用硫酸浸出后沉淀，转化为金属铜，再用浮选法将金属铜和硫化铜矿物一起浮出，该工艺已成功应用于美国比尤特选厂。对新疆某铜矿的深度氧化、可浮性极差的难选氧化铜矿石进行了L-P-F法工艺研究，取得了铜回收率84.22%、铜精矿品位45.09%的良好指标。

目前，浸出-萃取-电积技术已经得到了很大的发展，主要生产方法有堆浸法和搅拌浸出法两种。某厂生产实践表明，搅拌浸出工艺与堆浸工艺相比，投资高，单位生产成本高，但回收效率好，土地的占用量小，环境污染少，生产周期短，经济效益显著。永平铜矿难选氧化铜矿提铜的研究和生产实践表明，利用堆浸-萃取-电积工艺处理该难选氧化矿也获得了良好的经济效益。

李运刚[10]针对个旧卡房白沙坡低品位难选氧化铜矿(铜80%以上与铁、锰结合，属特别难处理矿物)，进行氧化焙烧-还原焙烧-氨浸试验，结果表明：铜浸出率可达87.59%，砷仅有5%一6%进入浸液，60%~70%进入浸渣中，25%~30%进入挥发物中，氧化焙烧-还原焙烧-氨浸法能有效地把有价金属铜提取出来。

离析法的实质是将矿石磨细到一定粒度，再加人卤化物和还原剂进行焙烧。离析-浮选法是一种火法化学处理与浮选相结合的方法。难选氧化铜矿石的离析-浮选就是将矿石破碎到一定的粒度以后，混以少量的食盐(0.1%~1.0%)和煤粉(0.5%~2.0%)，隔氧加热至900℃左右，矿石中的铜便以金属状态在碳粒表面析出，将焙砂隔氧冷却后经磨矿进行浮选，即得铜精矿。离析-浮选法最大的优点是能解决那些不能用常规选矿方法处理的矿石，它可以综合回收矿石中的有用金属。陈连秀等[11]探讨了利用离析-浮选法处理新疆喀拉通难选氧化铜镍矿(结合率高、高碱性脉石矿物)，与硫化直接浮选相比，离析-浮选法效果较好。

4结束语

在开发难选氧化铜矿资源过程中，浮选工艺应用最广，开发高效浮选药剂或组合药剂是其研究的主攻方向，另外，浮选工艺优化、浮选设备改进及大型化也是其重要研究方向。对于部分难以用浮选法分选的难选氧化铜矿石，化学选矿新工艺(尤其是浸出-萃取-电积新工艺)开始被大量采用，该工艺成本低，污染少，适应性强，成为开发难选氧化铜矿技术发展的重要方向。为了提高资源综合利用水平，在难选氧化铜矿资源开发过程中，选-冶联合工艺发挥着越来越重要的作用。

参考文献

[1]汤雁斌.新型鳌和剂B-130提高难选氧化铜矿浮选指标应用研究[J].有色金属(选矿部分),2005,(5).

[2]胡绍彬.消除矿泥对汤丹难选氧化铜矿浮选影响的研究进展[J].云南冶金，1999,(6).

[3]李晓阳，等.新型起泡剂730E在金矿中的应用研究[J].有色金属(选矿部分),2003，(3).

[4]罗新民，等.难选氧化铜矿浮选工艺研究[J].湖南有色金属，2003，(8).

[5]高洪山，杨奉兰.提高难选氧化铜矿有色矿物回收率的选矿工艺[J].矿冶工程，1999,(6).

[6]费九光，等.内蒙古难选氧化铜矿浮选工艺的研究[J].有色矿业，2000，(2).

[7]罗传胜，雷鸣，等.大冶铜绿山低品味难选氧化铜矿石预处理-磨矿浮选的研究[J].广东有色金属学报，1997,(1).

[8]汤雁斌.铜绿山铜铁矿难选氧化铜矿石化学选矿工艺探讨[J].中国矿山工程，2005,(4).

[9]尹才所，等.用活化浸出工艺从低品味氧化铜矿中回收铜[J].有色金属，1996,(5).

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关键词：共生铁矿选矿，研究探讨

 

0前言随着我国经济的高速发展,钢铁工业发展很快,国内对铁矿石的需求量越来越大,导致矿石进口量越来越大, 2004年进口铁矿石的金属量已占我国入炉铁矿石金属量的50%以上。预计到2010年,我国成品铁矿石的需求总量将达到9. 15亿,t分别需进口和自产铁矿石4.43亿t和4. 72亿,t缺口很大。我国对铁矿石需求的这种局面在一定程度上引发了世界铁矿石价格的暴涨,对我国钢铁工业的发展产生了负面的影响。因此,通过依靠科技提高我国矿山选矿技术水平,提高自产精矿的利用比例,对于我们在矿产上摆脱受制于人的局面,具有重要意义。从目前国内资源情况看:经过多年来的开发利用,我国易选铁矿资源正面临日益短缺的局面,后备易选铁矿山明显不足;相反,我国后备难选的铁矿山相对较多。近些年来,我国铁矿选矿技术得到了长足的发展,选矿工艺水平不断提高,选矿设备得到全面发展,一些关键选矿技术如浮选技术达到很好应用。但是,这些与我国矿山的发展要求相比,还有明显的不足。重点从工艺、设备、浮选技术3个方面介绍分析了国内铁矿石选矿选矿工艺流程设备及关键技术应用特点,提出了今后加快多金属共和生矿选矿技术进步的建议,目的在于推动我国选矿技术的发展。

1 概述我国难选多金属共生铁矿石主要有包头白云鄂博稀土铁矿和攀枝花钒钛磁铁矿等，该类型铁矿石的特点是矿物组成及共生关系复杂，由此造成铁精矿选别指标低及共伴生有价元素的回收率低。。。其中以包头白云鄂博稀土氧化铁矿石尤为难选。目前氧化铁矿行采用弱磁―强磁―反浮选工艺进行选铁，其强磁精矿中主要有易浮类萤石、碳酸盐等矿物和难浮难选的含铁硅酸盐类矿物。对于易浮类萤石、碳酸盐等矿物包钢选矿厂通过几十年研究和生产实践已经形成了较成熟方法，即以水玻璃为抑制剂、GE- 28 为捕收剂的弱碱性反浮选生产工艺，而难浮难选的含铁硅酸盐类矿物一直没有得到有效分离，致使铁精矿品位较低(徘徊在百分之55 以下)，精矿中钾纳含量高。对于取自于现场，细度为- 0.076mm 占百分之88 左右、铁品位百分之43.5 左右的强磁精矿样，采用优化组合的反浮选―正浮选工艺流程，并在正浮选作业采用新型高效捕收剂，全流程浮选闭路试验指标为精矿产率百分之53 左右、精矿铁品位百分之62 左右、回收率百分之75 左右，同时有害元素如P、K2O、Na2O、F 降低幅度很大，为改善该类型铁矿石的选别指标开辟了一条有效的新途径。

2 白云鄂博磁铁矿矿石性质2.1 原矿多元素、铁物相、矿物组成分析 原矿试样为稳定实验过程中试样的多元素分析见表1-1.铁物相分析见表1-2，矿物组成分析见表1-3。

表1-1原矿多元素分析结果（%）

 

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【关键词】工艺流程；基础设备；改进措施

引言

随着我国经济的发展，尤其是改革开放以来，社会经济领域取得的空前的发展成果，使得我国的各生产领域得到了迅速的发展，尤其是对于国民经济有着重要影响的工业领域，其发展速度更是惊人。这种情况下，矿石产业的相关技术和行业也取得了很大的发展和进步，选矿技术作为影响矿产的开采和勘察的重要技术之一，也已经形成了较为完善的选矿流程和工艺，对我国的矿业发展起到了积极的促进作用。另一方面，从选矿技术和设备的对象即我国的矿产资源来说，由于我国的地理位置和地质结构的特点，决定了我国的矿产分布形式和结构够存在着一些影响选矿技术的因素，首先，就我国目前矿产资源来讲,面临的最大的问题就是品种杂，这也就给我们的选矿技术带来了很大的操作难度，使得不同的矿石要配备不同的选矿技术，才能得到良好的选矿效果，也就是说矿产资源的品种杂导致了选矿技术的多样性；其次，我国的矿产资源面临着数量贫的严峻形势，虽然我国一直以来被标榜为资源大国，但是在经过多年的开采后，我国的矿产资源已经出现了短缺的现象，这种情况无形中增加了选矿技术的发展压力，给选矿技术提出了更高的要求；再次，我国的矿产资源存在着划分数量多的问题,这主要指的是我国的矿产资源在种类丰富，总量日益减少的大前提下，存在着区域性强的特点，也就是说不同的地理区域中的矿产资源的含量是不同的，这也一定程度上增加了选矿工作的难度。由此可见，我国矿产资源的总体形势决定了选矿技术的发展特点和工艺流程，而且我们可以看到在总结了以上的矿产资源的特点后，发现我国开展选矿的课题难度相对就比较大，我国有关管理部门和科研单位应该加强对这方面的投入和重视，尽量提升我国选矿水平，促进矿产业的快速发展。尽管近些年来,随着科学技术的发展，我国选矿技术有了很大程度的提高,但面对国内外市场对原材料需求的不断涨幅下,矿物的加工技术依然相对落后于发达国家,尤其是对于铁矿加工工艺来说,选矿技术相对滞后。下文以西南某矿场铁矿产选矿为例对该问题进行探讨。

1、矿物的性质及特点

上文中我们已经提到了我国矿产资源的分布特点，基于这种特点形成的我国矿产业，也必须要遵循这些规律和特点，才能够取得良好的选矿和采矿效果。下面笔者为了更好的分析我国的选矿工艺流程和技术设备，将以西南某矿场为例对该问题进行浅析，该矿场的原矿石以赤铁硬岩为主，其中有用矿物为半假象赤铁矿,假象赤铁矿，当然还伴随有诸多不同含量的金属共生矿石和其他矿物，这些都给选矿工作的执行带来了不便。另外，该矿场中的脉石矿物主要成分为石英，其次是绿泥石、角闪石等,矿石呈非常明显的条带状的构造。石英和假象赤铁矿的粒度为0.02～0.2mm,浸染粒度相对来说比较细。所以，以下选矿工作的开展将以该矿物基本资料为特点进行论述，以其更加直观的展现我国选矿工艺的流程和技术设备，诸多不足，还望批评指正。

2、选矿的工艺流程

在矿物的原料利用以及加工当中,矿物的工艺流程是极其需要注意的，因为矿物工作本身的操作涉及到对各种化学性能的利用，不同的操作顺序对于矿物的化学反应是不同的，从而也就会影响利用和加工的成果，所以，对于矿产原料的处理和利用要严格的遵循有关标准和步骤进行。选矿工作作为影响矿物质量判断和品位识别的重要工作步骤，也对操作工作的流程有着严格的控制。

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[关键词]低品位铁精矿 反浮选 工业试验 精矿品位

[中图分类号] TF521 [文献码] B [文章编号] 1000-405X（2013）-11-236-2

0前言

玉溪大红山矿业有限公司400万t/a选厂自2006年投产以来，经过不断的工艺完善、技术改造，2007年，精矿品位可以达到62%以上，尾矿品位降低到13%左右，同时产生一部分50%品级的烧结精矿；随着市场形势的变化，矿业公司紧紧围绕以“提铁降硅“为主题，进一步降低尾矿品位，实现尾矿品位在8%以下。针对此问题，相继开展了一系列技术改造工作，完成了提铁降硅、降尾二期、离心机一期、离心机二期、螺旋溜槽降尾、一段强磁选尾矿再选工艺等技术改造，尾矿品位逐步降低到现在的10%以下，但同时产品结构也进行了调整，增加了40%品级的烧结精矿，由于受市场环境的制约，现已堆存大约90万吨左右的低品位铁精矿。为进一步处理大量堆存的和新生产的40%品级的低品位铁精矿，降低堆存风险，同时增加可销售的铁精矿产量。矿业公司组织开展了反浮选工艺提高低品位铁精矿工业试验研究。

1反浮选入选原矿（35%品级铁精矿）分析

1.1原矿化学性质考查

针对原矿样进行了光谱分析、化学多元素分析、铁物相分析以及XRD图谱分析，分析结果见表1、表2、表3及图1。

由表2原矿化学多元素分析可知，矿石中有害元素的含量（S、P）较低，对后续选矿影响较小。

由表3原矿铁物相分析可知，矿石中的铁主要以赤铁矿以及磁铁矿的形式存在，是回收的主要矿物。

1.2原矿物理化学性质考查

原矿中Fe品位为35.47%，主要以赤铁矿及磁铁矿形式存在，还有少量的铁以类质同象存在于绿泥石、铁白云石中。脉石矿物以钠长石、石英为主，含有少量透闪石和氟磷灰石等。

1.3对原矿样进行了粒度筛析，筛析结果见表4。

由表4原矿粒度筛析结果可知：Fe主要分布在-74+37μm粒级，脉石比较好磨，主要分布在细粒级中。

2试验研究及结果

2.1试验依据

根据昆明冶金研究院进行反浮选提高35%品级铁精矿工业试验，云南磷化集团磷化工研发工程技术中心进行50%品级和35%品级铁精矿的反浮选探索性试验研究。通过前期的试验工作，采用不同的捕收剂选别低品位铁精矿，均可得到很好的精矿指标，结合大红山矿业有限公司现有的设备资源情况，为盘活浮选设备资源，同时提高铁精矿品位，解决低品位铁精矿的销售问题，经讨论研究后，决定利用现有的设备资源，开展低品位铁精矿反浮选提铁降硅工业试验。

2.2试验流程确定

工业试验工艺流程，根据现场设备配置、地理位置条件及前期试验情况，确定采用一次粗选两次扫选的工艺流程，设计处理能力50t/h，试验设备为20立方浮选机12槽（粗选5槽，扫选一4槽，扫选二3槽）及药剂添加、矿浆搅拌设施，工艺流程如下：

2.3药剂制度探索

在试验期间，对药剂制度进行了大量的探索研究，根据前期的不同的试验情况，分别对浮选药剂：抑制剂采用淀粉，调整剂采用CaO，Na2CO3，NaOH，重点是对比捕收剂对脉石的富集情况，捕收剂采用十二胺、醚胺、YB系列、1631、丁胺黑药等药剂的效果进行研究。主要是对比YB系列、十二胺和醚胺选别效果情况进行对比。根据工业试验结果情况，确定适合大红山低品位铁精矿降硅提铁的反浮选药剂，为反浮选工艺的工业生产提供科学依据，最终确定反浮选药剂为： NaOH为调整剂，YB作为捕收剂，淀粉作为抑制剂，具体药剂用量如下：

NaOH用量：800g/t，浓度为5%；

YB药剂用量：200+80g/t，浓度为2%；

苛化淀粉用量：200+100+100g/t，浓度为2%。

2.4试验结果

从试验指标情况看出：采用YB为捕收剂，精矿品位可提高12个百分点左右，硅含量可降低14个百分点左右。但是可以看出，入选细度的对精矿品位的有较大影响，入选原矿细度提高后，矿石单体解离更充分，浮选效果越明显，浮选精矿指标越高，精矿中的硅含量随精矿品位的提高，硅含量随之降低。

3小结

（1）YB阳离子捕收剂对PH的变化不敏感，PH值在8～11之间，浮选指标均比较稳定，适用的范围广，更适合大红山矿低品位铁精矿的反浮选提铁降硅。

（2）入选原矿的细度与精矿品位成正比，磨矿细度越高，精矿品位越低，硅含量也越低。

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根据李章河二矿2号煤层的地质条件，煤层赋存特征和顶底板岩性，通过计算确定出悬移支架支护强度和工作阻力，从而选用了一种适合的悬移支架，为该煤层的高产高效提供了重要的前提和保障。

关键词：

薄煤层；悬移支架；工作阻力；支护强度

中图分类号：

TB

文献标识码：A

文章编号：1672-3198（2013）19-0189-02

0 引言

我国煤炭资源储量多，煤层赋存条件比较复杂，煤炭资源分布地域辽阔，地质条件复杂多样。其中薄与中厚煤层资源丰富，分布广泛。悬移支架作为一种新型的支护设备，继承了综采支架的安全性好、整体性好、能够自移的优点，具有适应性好、体积小、重量轻、易操作、拆装及运输方便等优点。它在近年来得到了广泛的应用和快速的发展。悬移支架的可靠性直接影响着普采工作面的产量、效率和安全。因此，悬移支架选型设计是关系煤矿安全生产的关键。

1 矿井地质条件

李章河二矿位于黄陵县店头镇李章河沟内，地处陕北黄土高原之南缘，属黄土高原中等切割和侵蚀构造地形，区内西北高东南低，走向大致为东西方向。井田内共有4层煤，自上而下编号为0号、1号、2号和3号煤层。其中，0号、1号、3号煤层属不可采煤层，全井田内仅2号煤层可采，倾角1～3°，2号煤层可采厚度0.80m～1.49 m，平均1.4 m，厚度比较稳定，含夹矸1～4层，夹矸厚度一般0.10 m～0.40 m，煤层结构较复杂。该矿准备在2号煤层1121工作面装备一个普采工作面。区内地层为一平缓起伏的大单斜构造，次级构造以宽缓的短轴向背斜为主，苍斜向斜是本区主要构造，构造简单。2号煤层顶底板特征见表1。

2 悬移支架的确定

根据李章河二矿及其邻近矿井2号煤层的围岩分类和矿压显现规律进行分析，可知2号煤层的直接顶为中等稳定顶板，矿压显现不明显，工作面初次来压步距在20m左右，周期来压距在11m左右，基本顶初次来压步距不大，顶板运动不剧烈。再通过类比相近普采工作面煤层厚度、顶板岩性、顶板厚度等开采条件，拟确定该矿普采工作面选择悬移支架进行支护。

3 悬移支架的选型计算

3.1 支架高度的确定

支架高度要与煤层厚度相适应，即支架的高度要能满足煤层最薄和最厚时的需要。该井田内煤层厚度变化较大，可采厚度0.80 m～1.49m，一般厚度多在1.30m～1.49m，平均1.40m。

3.1.1 支架最大高度计算

支架最大高度计算如下：

Hzmax=Mmax+S1

式中：Hzmax—支架最大支护高度，m；

Mmax—工作面最大采高，取1.4m；

S1—伪顶冒落的最大厚度，取0.2m。

经计算，支架最大支护高度为1.6m。

3.1.2 支架最小高度计算

支架最小高度计算如下：

Hzmin=Mmin-S2-g-e

式中：Hzmax—支架最大支护高度，m；

Mmin—工作面最小采高，取1.0m；

S2—顶板下沉量，取0.1m；

g—顶梁上、底座下的浮矸厚度，取0.05m；

e—移架时支架回缩量，取0.1m。

经计算，支架最小支护高度为0.85m。

理论上选取支架最低高度为0.85m，即能满足本工作面的要求，但根据目前的采煤设备情况，一套设备很难兼顾全井田。1121工作面选用的MG132/315-WD型电牵引采煤机，截深0.8m，采高0.95m～1.70 m，故确定1121普采工作面支架的最低高度为1m，其支撑高度范围为1.0～1.6 m。

3.2 支护强度的计算

3.2.1 估算法计算

悬移支架单位面积上的工作阻力按照估算法计算如下：

P=9.8Mγncosα×103/（K-1）

式中：P—悬移支架单位面积上应有的工作阻力，Pa；

M—采高，取1.4 m；

γ—顶板岩石的密度，取2.5t/m3；

K—岩石碎胀系数，取1.4；

n—考虑支架受力不均衡安全系数，取2.0；

α—煤层倾角，取2°。

经计算，悬移支架单位面积上的支护强度为0.171MPa。

3.2.2 按采高公式计算

液压支架单位面积上的工作阻力按采高公式计算如下：

P=（4～8）Mγcosα×9.8×103

式中：P—悬移支架单位面积上应有的工作阻力，Pa；

M—采高，取1.4 m；

γ—顶板岩石的密度，取2.5t/m3；

α—煤层倾角，取2°。

经计算，悬移支架单位面积上的支护强度为0.137～0.274MPa。

支架支护强度应不小于上述两式计算结果的最大值，取0.274MPa。

4 悬移支架的确定

4.1 悬移支架初步确定

根据支护强度计算，初步确定采用ZH整体顶梁悬移支架，具体技术参数见表2。

4.2 悬移支架的选型验算

4.2.1 悬移支架支护阻力验算

根据容重计算公式计算悬移支架支护阻力：

P=（n+1）×9.8Sγnhcosα

式中：P—工作面顶板支护需要支架的工作阻力，kN；

M—采高，取1.4 m；

γ—顶板岩石的密度，取2.5t/m3；

S—支架顶梁支护的顶板面积，m2；

h—冒落带岩石的高度，m；

h=M/（K-1），K为岩石碎胀系数，取1.4；

n—动载系数1.5～2.0，周期来压明显时取大值，周期来压不明显时取小值。根据1121工作面顶板的实际情况，取1.8；

α—煤层倾角，取2°。

经过计算，得支架的工作阻力P为542kN。ZH整体顶梁悬移支架工作阻力2500kN大于542kN，因此，该型号的悬移支架能够满足本工作面工作阻力的要求。

4.2.2 悬移支架支护强度验算

经上述计算，悬移支架的支护强度应不小于0.274MPa。ZH整体顶梁悬移支架支护强度为0.69MPa大于0.274MPa，所以，该型号的悬移支架能够满足1121工作面支护强度要求。

4.3 悬移支架使用效果分析

（1）支架支护能力可满足顶板管理的需求。2号煤层的直接顶为中等稳定顶板，矿压显现不明显，基本顶初次来压步距不大，顶板运动不剧烈。根据悬移支架支护强度验算，ZH整体顶梁悬移支架工作阻力和支护强度都能满足采煤工作面支护需求，且根据该矿区其它矿井使用悬移支架的情况来看，均取得了良好的支护效果。

（2）支架适应性强。该工作面煤层厚度分布不均，该支架最低支撑高度1.0m，最高支撑高度1.6m，可进行薄煤层及中厚煤层的开采，能很好地回收煤炭资源。

（3）支架护顶严实，支架总重量较轻，结构简单，易拆卸、安装、运输，使用、搬迁接续等非常灵活、简便、高效。

（4）生产投资小，见效快。在生产条件基本相同的情况下，整体顶梁悬移支架投资成本仅为轻型综采支架投资成本的1/4。该矿工作面推进长仅600m左右，搬家次数较为频繁。由于悬移支架可以解体，并且解体后最大部件重量也不超过一吨，因此在拆除支架时也比较方便，能够较大的节省采煤工作面搬家的时间，撤除期短，见效快。

5 结论

悬移支架在我国经过一段时间的适用和发展，对煤矿的开采起到了积极的作用，特别在薄及中厚煤层的开采中体现了其巨大优势，克服了单体液压支柱安全性较差、整体性差和移架不方便等缺点。综合考虑李章河二矿煤层赋存条件、煤层特征和投资等问题，根据悬移支架选型原则和理论计算选用ZH整体顶梁悬移支架，其工作阻力2500kN，适用支撑高度范围1.0～1.6m，适用倾角小于30°的煤层，完全能够满足矿山生产需求，本次支架选型设计经验对于此类地质条件的矿井悬移支架选型具有良好的借鉴意义。

参考文献

[1]温庆华.薄煤层开采现状及发展趋势[J].煤炭工程，2009，（03）.

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关键词：悬移支架；回采工作面；矿压规律

Abstract: in this paper, according to the mining working face in coal mine suspended bracket of roof classification, influence the working face mine pressure regularity of the factors are analyzed in detail, and pointed out the coal mine suspended scaffold technology application in the working face mine pressure regularity and the suspended scaffold technology application in the working practice has a certain positive role.

Key words: suspended scaffold; Working face; Mine pressure regularity.

中图分类号：TD82文献标识码：A文章编号：2095-2104(2013)

随着采煤技术的不断进步，目前的回采工作面中主要采用的是型号为ZH2000／15／35Z的整体型悬移支架。为了增加整体悬移支架的适应性和稳定性，一般要对悬移支架的应用进行技术评估，确保安全作业，安全生产。本文特对煤矿悬移支架回采工作面中的矿压规律进行了初步探讨。

一、悬移支架应用中的回采工作面顶板分类

悬移支架应用中在回采工作面中的主要任务就是有效地控制围岩的变形，防止围岩遭到破坏，为回采工作创造有利的工作环境和一定的工作空间。在回采工作面支护工作中主要是对顶板岩层的控制，因此顶板管理成为了控制矿压规律的一项重要措施。根据煤层的相对位置以及顶板岩层的特性，可以将顶板主要分为这样三类。

其一，是伪顶。伪顶主要是指直接位于直接顶和煤层之间，并且很容易垮落的较薄岩层。一般来讲，伪顶主要是由炭质页岩等软性岩石构成，厚度一般在300m到500m之间。这类伪顶的特点在于很难能够保留在工作面的空间上方。

其二，直接顶。直接顶是指在伪顶或者煤层之上的一层或者几层性质较为相近的岩层。这类岩层通常是由泥质或者砂质的页岩构成，其特点在于容易垮落。

其三，是老顶。老顶是指位于直接顶或者煤层之上的坚硬并且有一定厚度的岩层。这种老顶一般是由砂砾岩、石灰岩、砂岩等坚硬的岩层组成。其特点在于经常在采空区上方维持一块很大悬露面积，并不会随直接顶一块掉落。

二、工作面及其矿压规律观测方案的制定

本文研究的工作面以郑煤集团老君堂煤矿21111工作面为例，该工作面主采二1煤层，煤层的倾斜角度为 10°，煤层的厚度在2.8m到3.4m之间。其底板是由粉砂岩构成，厚度为1.95m。从整体上看，采煤工作面的倾向长为85m，走向长为600m，采煤区域的巷道高为2.1m，宽为2.5m，主要采用的支护技术是悬疑支架支护技术。根据此工作面的实际情况，本文对其工作面的矿压观测及研究制定了如下的观测方案。

此次工作面矿压规律观测的内容主要涉及这样几个方面：巷道的收敛情况；顶板的下沉速度和下沉量；巷道支护支架以及锚杆的工作载荷量；液压支架的载荷情况。

具体的矿压观测项目为：用KY—82型顶板位移动态仪观测工作面顶底板的收敛情况；以JSS30A型数显矿用收敛计来观测巷道两帮的移近量；以HC—45型压力盒来测试巷道的单体支柱阻力；以YTL—130型圆图自记仪来观测支架的载荷量及其变化情况；以CM一12型测力锚杆来测试动压对悬移支架和锚杆支护的影响。以MCJ一10型锚杆测力计来监测巷道中支护支架和锚杆工作载荷。

三、 回采工作面矿山压力规律的主要体现

在回采工作面矿压的规律体现方面，主要存在如下三类问题。

其一，是顶板的下沉。这主要是指煤壁与采空区边缘的顶底板之间的相对位移。一般情况是工作面空间上面的顶板在其自身重量及上覆的岩层重力的共同作用下，造成的顶板的弯曲变形、下沉、以及底板的鼓起现象。

其二，是支护的稳定性造成的矿压变化问题。由于支架的不稳定性，或者支护技术应用的不到位会造成顶板的裂痕，使得顶板岩层中出现离层脱落的现象。同时，由于局部冒顶等因素的影响。断块部分的煤层会倾斜并且移动，从而造成很大的推力，在推力的作用下不仅会导致支架失去平衡还会使得整个支柱受到影响，造成整个工作面倾斜，改变矿压的规律，造成生产的不安全问题。

其三，顶板的下沉速度问题和支柱的载荷问题。顶板的下沉速度是指在一定的单位时间内由矿压规律变化所产生的下沉距离。支柱的载荷问题是指活柱下缩、柱帽变形、顶板破碎、工作面切顶、支柱折损、局部冒顶、支柱钻顶、支柱插入底板等一系列由矿压规律变化引起的问题。

四、煤矿悬移支架回采工作面矿压规律实践案例分析

观测结果表明，通常情况下的工作面老顶的周期矿压规律都较为明显。

规律一：在2200的工作面周期矿压规律中，压步距最大16.8m，最小9.6m，平均的周期性压步距离则为12.0m，平均的动压系数为1.96。

规律二：当周期压力明显增大的时候，工作面支护支架的载荷量增加。

规律三：回采工作面的支柱平均载荷为15.6MPa。当支柱的实际支撑能力偏低的时候，支护支架的支撑力需要进行适当调整才能保证彼此平衡。

规律四：当超前支护的单体支护读书偏低的时候就意味着初支撑力的偏低，很有可能导致单体支柱的支撑失效，导致矿压变化，影响安全生产。

规律五：当工作面的顶板来压时，锚杆轴向应力增大，超过原用锚杆的极限。实践证明。

五、结语

根据采煤工作的实际情况分析，影响回采工作面矿压规律的主要因素主要在于以下几个方面。

其一，是采高以及控顶距。实践证明，采高越小，顶板的下沉量就会越小，支架支撑的压力和载荷量也会随着变小。同理，采高越大，顶板的下沉速度就会越快，支架支撑的压力和载荷量也就会越大。

其二，是工作面的推进速度因素。实践证明，加快工作面的推进速度会缩小每个循环工作的时间间隔。因此，一定情况下，加快工作面的进度能够减少顶板的下沉量，改善工作面的工作状态。

其三，是开采深度对矿压的影响。开采深度会直接影响岩层的受力、应力情况，改变原始应力的大小，虽然对回采工作面的顶板下沉不会造成较为明显的影响，但是一旦到达一定的开采深度，煤壁内的支撑压力便会加大，整个的煤会突然压出，造成整个工作面支架载荷的增加，使得整个的矿压平衡状态受到威胁。

其四，是煤层的倾斜角度对矿压的影响。煤层的倾斜角度会对矿山压力造成很明显的影响，甚至改变其规律。当煤层的倾斜角度达到一定的程度时，顶板就会冒落，同时底板也会产生滑落，造成整个矿压的改变。

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关键词：煤矿；井下；采煤技术；采煤工艺

前言

在当前我国经济快速发展过程中，煤矿企业在国民经济发展过程中占据非常重要的位置，当前煤矿企业开采方式也呈现多样化的方向发展，一些较为先进的采煤工作和技术也开始广泛的在采煤过程中进行应用，而且取得了较好的效果。这对于我国采煤总量的提升起到积极的促进作用，所以需要科学选择采煤工艺，确保更好的推动煤矿企业的健康、有序发展。

1 采煤工艺方式

1.1 综采工艺

这是一种综合机械化采煤工艺，在采煤工作面中的所有生产工序中都广泛的应用机械化进行作业。由于综合采煤工艺系统的应用，有效提高采煤的效率，而且可以实现人力资源的节省，有利于开采安全性的提升。而且当前综采工艺作为最为先进的采煤技术，也是未来采煤行业的主要技术发展方向。

1.1.1 割煤

割煤主要有两道工序，即破煤和装煤，其主要是对采煤工作面底槽进行开切，在割煤过程中会使用到两种采煤机型，分别为滚筒式采煤机、刨煤机。而这其中滚筒采煤机又分为双滚筒和单滚筒，通常会采用可以根据采高进行调整的双滚筒采煤机进行作业，从而能够更发孤与煤层顶底板的起伏和采高的变化进行适应。在割煤过程中，采煤机通过滚筒和螺旋的旋转和抛掷作用来将原煤送至输送机上。

利用采煤机进行割煤过程中，其订以双向和单向割煤方式为主，在一些煤层较为稳定，而且综采面倾角较小的地方会利用双向割煤方式，当煤层稳定发生带来较产差，而且倾角较大时，对于这样的综采面则会使用单项割煤机。相比于采煤机，炮煤机的构造较为简单，而且造价不高，容易进行检修和管理，而且在工作面上作业时无人操控和自我控制也容易实现，特别是在对薄煤层开采过程中，刨煤机能够发挥其重要作用。但炮煤机能够适应的地质条件范围较窄，生产效率较低，而且稳定性较差，所以在小于二米的软煤层中使用具有较好的适宜性。

1.1.2 运煤

在运煤过程中，通过采煤机切割下来的原煤可以通过刮板输送机将其运出工作面，在巷道运输中需要使用可伸缩带式输送机和桥式转载机，将煤从采煤工作面运出。这就需要采煤机要与刮板输送机在采煤能力及输送能力上具有较好的匹配度，以输送机输送能力略大于采煤机的采煤能力为宜。

1.1.3 采空区处理及工作面的支护

在当前工作面支护作业中，其支护方式以及时支护和滞后支护为主，滞后支护对于具有较好稳定性及周期压力较大的顶板具有较好适应性，但其在我国各大煤矿中使用率不高。液压支架对工作面进行支护使用较为广泛，其可以自行完成对工作面顶板的支护、切顶、护帮、挡矸、前移、采空区处理及推移刮板输送机等。在工作面作业过程中，由于存着采空区，在当前对采空区的处理方法较多，但在实际处理工作中多采用费用低、具有较好可靠性的全部垮落法来对采空区进行处理。

1.2 普采工艺

这是指在采煤工艺中，通过采煤机可以直接完成割煤和装煤作业，利用机械化来进行煤炭的运输，支护时会采用单体支柱来对工作面顶板进行支护。相比于综采工作面的采煤机械，普采工艺中机械能力不高，而且需要人工参与到支护工序中，需要较强的劳动强度，而且安全性和技术经济性都不高。在普采工作面作业过程中，其支护方式主要以错梁直线柱和齐梁直线柱为主，在实际工作中，通常会采用错梁直线柱形式。支护多以摩擦式金属支柱或是单体液压支柱结合的形式形成金属顶梁，也可以利用悬移支架来进行支护。

1.3 炮采工艺

炮采工艺是在采煤过程中利用爆破方式来使工作面落煤，利用人工和机械方式进行装煤，运煤是采用机械化的方式，工作面顶板支护采用单体支柱的形式。相对于普采工艺来讲，在炮采工艺中只有装煤属于独立的工序，其他工序都没有多大区别，而且在采煤过程中使用的设备较为简单，在一些地质条件较为复杂的工作面开采过程中，炮采工艺具有较好的适用性。

1.4 连采工艺

在对工作面进行开采过程中，破煤和装煤都是利用采煤机连续进行，运煤时利用的是可伸缩式输送机或是梭车，顶板支护采用的是锚杆，工作面清理和物料的搬运都是利用铲车来完成，连采工艺的整个工序都全部实现了机械化作业。在连采工艺施工过程中，主要是采用掘采结合的方式来实现煤房掘进和对煤柱进行回收，在掘进过程中需要二至五个煤房交替进行，而在煤房掘进全部完成后，在煤柱回收时需要利用采煤机后退式进行。

2 井下采煤工艺的选择

2.1 适合的采煤条件

采煤工艺的运用是保障煤矿开采安全进行的关键因素，一定要保证采煤工艺具有高产、高效、安全、低耗及劳动条件好、劳动强度小的特点。为此，在进行煤矿开采的过程中一定要就采煤区进行详细的分析，观察采煤作业面的实际情景，进而对采煤生产系统进行合理、有效的设置，为高效采煤创造良好的条件。

2.2 适合的采煤工艺

在进行煤矿开采的过程中一定要选择最佳的、最适合的采煤工艺进行具体的采煤，才能保证采煤工作高质量、高效率、安全的进行。为了实现这一目的，在进行采煤的过程中一定要对煤矿工作面进行详细的分析，确定工作面采煤可能出现的问题，进而选择适合的采煤工艺，有组织、有计划的进行煤矿开采。

2.3 适合的炮采工艺

炮采工艺具有技术装备投资少、适应性强、操作技术容易、生产技术管理比较容易等特点。在进行煤矿开采的过程中，一定要对炮采工艺进行分析，当煤矿采煤工作面更适合应用炮采工艺时一定要对炮采工艺进行调整，尽量降低炮采工艺存在的缺点，以保证炮采工艺能够有效的应用。

2.4 适合的连采工艺

在进行煤矿开采过程中，选择适合的连采工艺也是非常必要，其能够促使煤矿开采更加高效。当然，要想达到这一目的，需要保证连采工艺机械化程度高、安全性好、适应性较强。为此，在进行煤矿开采过程中一定要就工作面进行详细的分析，观察煤层构造、单煤的质量以及开采条件等方面。只有煤矿工作面开采深度较浅、煤矿开采硬度较低、煤矿开采效率较高等条件得以满足，才能应用连采工艺，充分发挥连采工艺的作用，长时间合理的、稳定的、高效的进行煤矿开采。

3 结束语

近年来我国科学技术取得了较快的发展，我国煤矿行业也加快了向机械化、科学化、安全化和高效化的发展进程。煤矿企业生产具有较高的危险性，为了有效的确保煤矿开采的安全，则需要选择最佳的采煤工艺和采煤技术，确保采煤工作的顺利实施，有效的提高煤矿企业生产的安全性和高效性。

参考文献

[1]王相怀.井下采煤生产技术及采煤方法的选择[J].中国高新技术企业，2011（4）.