扫选是指粗选尾矿在不能作为最终尾矿废弃时，进入的下一步作业处理。为了提高金属的回收率，有时需要经过多次扫选才能得出最终尾矿。

选矿公司设计原矿处理能力为10 kt/d，设计磨矿、浮选工艺流程为一次粗选、四次扫选、粗精矿再磨、三次精选、一次精扫选、精扫选尾矿和扫选精矿合并后作为中矿集中返回再磨、再磨中矿最终返回粗选，其中粗选及扫选为双系列，精选及精扫选为单系列。投产两年后，选矿公司处理能力扩大到12kt/d，出现精扫选尾矿品位过高，返回后影响粗选分选，进而影响整个系统回收率的不良现象。

针对该情况，2011 年1-4 月，选矿公司进行了工艺改造，最终，通过延长精扫选流程，实现了降低精扫选尾矿品位、降低粗选入选品位和金属循环量的目的。后续的生产实践表明，此次工艺改造提高了整个系统的回收率，效果显著。

改造前，选矿公司精选段只有一次精扫选， 2011 年初，选矿公司处理能力由10 kt/d扩大到12 kt/d，精扫选尾矿品位上升，与扫精矿混合返回到粗选时，对粗选的分选造成了较大的影响，最终降低了整个系统的钼回收率。

在Ⅰ、Ⅱ系列原矿品位分别为0.10%和0.11%时，Ⅰ、Ⅱ系列扫选精矿品位分别为0.259%、0.333%，但精扫选Ⅰ尾矿品位却达到1.26%，相当于扫精选品位的5 倍左右，这是不正常的。

同时，从选矿公司设计数质量流程看，在原矿品位0.1037%时，扫选精矿品位为1.193%，精扫Ⅰ尾矿品位为0.625%，精扫Ⅰ尾矿品位仅相当于扫选精矿品位的一半。

综上，选矿公司原系统运行尽管受处理量增加影响，精扫Ⅰ尾矿有所上升，但综合看，其品位高出扫精四倍左右是不正常的，如此运行，返浆后，粗选入选品位上升、金属循环量增大、粗选分选压力增大、粗选及整个系统分选回收率下降。

因此，2011 年初，选矿公司着手进行工艺改造，决定延长精扫选流程。

根据实际测定结果，粗精矿经砾磨机再磨后，细度可达到－74 μm 含量为90%~95%，此时，钼矿物已基本实现完全单体解离，因此，精扫选流程延长过程中，不再考虑磨矿问题。经研究，主要有两种方案可供选择：

方案一，增加一组机械搅拌浮选机，用于处理精扫Ⅰ的尾矿，其精矿返回到精扫Ⅰ，尾矿与扫精矿合并后返回到粗选入料搅拌桶；

方案二，增加一台浮选柱，作为精扫Ⅱ，矿浆返回与方案一相同。

两种方案流程图相同。方案一优点在于浮选机操作灵活，可通过人工调节和干预，达到较好的浮选效果，缺点在于浮选机动力消耗较大，自动化程度较低，使用后，需要额外增加岗位操作人员，与我公司追求的高度自动化操作的目标不相符合，同时，浮选机占用空间较大，增设后，会破坏车间的整体设备布置格局；方案二优点在于可以选用与现用浮选柱相同类型的CCF 系列浮选柱，操作时由原浮选柱操作岗兼任即可，不产生额外的操作难度，缺点在于需要添加与之配套的自动控制系统，固定投资费用较高，同时，用作精扫Ⅱ，CCF浮选柱操作灵活性不强，其效果不如浮选机。

经公司相关部门讨论后决定采用方案二。2011年1 月份，公司着手核算现有系统产能，为精扫Ⅱ浮选柱设备选型提供数据支撑。根据公司碎矿系统和浮选系统设备情况，按照取上限的原则，以14kt/d 的处理量进行设备选型计算可得，精扫Ⅱ浮选柱所需直径为1.6 m，考虑到设备配套及安装空间的问题，最终，采用规格为Φ1.5 m×12.0 m 的CCF 浮选柱。

2011 年2 月份，选矿公司着手进行工艺改造，改造所需主体设备外委加工，气、水、药剂管道及自动控制系统由公司技术人员完成。2月底，主体设备加工完成，开始进行安装。4 月初，所有改造工作全部完成，精扫选Ⅱ浮选柱投入使用。

1 效果分析

精扫Ⅱ浮选柱投入使用以来，基本实现了降低精扫选尾矿品位的目的，根据2011 年5 月份在线监测统计结果，精扫Ⅱ尾矿品位绝大部分保持在0.4%~0.6%，现取其中一组数据作分析在Ⅰ、Ⅱ系列原矿品位分别为0.114%和0.108%时，Ⅰ、Ⅱ系列扫选精矿品位分别为0.352%、0.409%，精扫选Ⅰ尾矿品位为0.572%，略高于扫选精矿，相比改造前的1.26%有了大幅度降低，为公司取得优异分选指标打下了基础。

2 效益分析

精扫Ⅱ浮选柱投入使用后，延长了精扫选流程，降低了精扫返浆（精扫尾矿返回粗选） 钼品位及其对粗选分选稳定性的影响，整个系统分选回收率有了显著的提高。

改造前，1-3 月份，在原矿品位0.1236%时，精矿品位48.98%，实际回收率只有86.90%；改造后，4-6 月份，在原矿品位0.1142%时，精矿品位51.86%，实际回收率达到89.43%。对比改造前后可知，在原矿品位下降的情况下，实际回收率提升了2.53%，效果显著。以全年处理矿石340 万t、生产45%标准干精矿7 000 t，钼精粉价格1800元/（吨·度） 估算，工艺改造后，全年可多产出钼精粉177.1 t，为企业增加经济效益1 434.51 万元。

1 存在问题

鉴于工艺特点，浮选系统中抑铜药剂主要添加在精Ⅰ至精扫Ⅱ，因此，粗选对铜矿物的抑制作用不明显。根据流程样检测结果，扫选精矿的铜品位在0.2%~0.3%，而精扫选尾矿的铜品位则在0.4%以上，精扫选尾矿与扫选精矿合并后返回粗选，其所含铜矿物多数会进入粗精矿，使整个系统的铜矿物形成循环，一定时间以后，会造成精选系统铜富集，最终影响钼精矿的质量和产出量。

2 研究思路

其一，可以考虑通过调节，进一步降低精扫Ⅱ的尾矿品位，然后将精扫Ⅱ尾矿排入扫选，从而降低粗选的抑铜压力和分选压力，同时降低精选系统的铜富集程度；其二，可以考虑将精扫Ⅱ尾矿进一步分选后再返回，形成副产品铜精矿。这些问题都需要进一步的研究和尝试。

1） 选矿公司处理能力由设计的10 kt/d扩大到12 kt/d 后，出现精扫选尾矿品位过高，返回后影响粗选分选，进而影响整个系统回收率的不良现象，需要进行工艺改造。

2） 选矿公司通过增设精扫Ⅱ浮选柱，延长了精扫选的流程，使精扫选的尾矿品位由1.26%下降到0.572%，实现了降低精扫选尾矿钼品位、降低粗选入选品位和金属循环量的目的。生产表明， 此次工艺改造可提高系统整体回收率2.53%，为企业赢得经济效益1 434.51 万元，效果显著。已经申请到国家“矿产资源与综合利用专项资金”800 万元。

3） 工艺改造后，依然存在精选系统中铜富集的问题，需要进一步研究和尝试。