钢球作为主要的磨矿介质，对工艺指标、最终磨矿细度起着至关重要的作用，认识了解钢球，便于质优价廉地批量选购，为磨矿生产服务。许多矿企外委抽样分析预购钢球的各项性能指标，择优与钢球生产厂家签订吨矿单耗合同，以选厂处理量结算钢球耗量，简便实用，实现了供需双赢。 钢球根据生产加工工艺分为锻造钢球、铸造钢球和研磨钢球。锻造钢球，使用圆钢切段后用空气锤锻造而成，破碎率小于1%，耐磨性能良好，价格便宜，性价比高;铸造钢球，铬合金是其主要成分，强度密度比锻造钢球低，破碎率相对较高，其种类见下表。某钢球厂销售人员将铸造钢球冒称为锻造钢球，吨矿单耗用0.9公斤与陕南某选厂签合同，结果达1.3公斤，折了钢球赔了资金。钢球是以碳、铬、锰、钼等为主要添加金属，通过锻打、旋压、轧制和铸造等方式生成，是当今粉碎工业矿山用球。“有工业必有粉碎”，粉碎磨矿离不开钢球。铸铁球的突出特点是价格低，便于就地铸造。先前矿企就近就地采用铸铁球，有的吨矿单耗达两三公斤，后来随着钢球的使用，铸铁球才被取代。但钢球价格比铸铁球高40%—50%，金属组成不同，加工也较复杂。其时一些厂家为克服铁球强度低、耐磨性差的缺点，相方向铸铁中加入稀土、镁等元素，也铸造出稀土镁中锰铸铁球，在当时使用情况相对较好。 钢球在外观上并无明显差异，在实际效率上却因原材料、热处理工艺、装备自动化水平等因素导致参差不齐。常用冲击力、研磨力、表面硬度和芯部硬度来衡量，钢球产生的撞击能量，高铬球一般不小于4.0焦/厘米2，球表硬度不低于58HRC，表芯硬度差控制在2HRC，冲击疲劳寿命不低于15000次，靠钢球的点面接触研磨物料，提高粉碎效率。 耐磨钢球硬度高、耐磨性好、不易破碎、不失圆等，达到硬度与韧性的完美结合，外硬内韧，使用后生产效率大为提高，每日钢球补充量大为减少，每吨钢球可以降低矿产品约5%用电量，降低耗材15%—20%，真正达到降本增效。伊莱特钢球系耐磨钢球中的一种，材质为B2，百分含量(%)碳为0.76—0.82，硅为0.17—0.35，锰为0.72—0.80，铬为0.5—0.6.钢球整体硬度较高且比较均匀，使用后表面硬度达到并持续保持在洛氏硬度HCR60—65，冲击韧性大于12焦/厘米2，球径为25毫米—180毫米，该厂家是国内少数能直接生产直径80毫米以上钢球的企业之一。  材质密度、制造方法与生产后工序的影响。不同材质的密度不同，钢的密度比铸铁的大，合金钢则以主要合金元素的密度及含量不同而不同;轧制及锻打的钢球其组织致密，故密度大，铸造的铸钢球、铸铁球或合金球等的组织致密，有些甚至有气孔，故密度小一些，这类球在磨矿中易碎裂成块，使球与球间的撞击摩擦由点点变成点面，影响磨矿;钢球生产的后工序即钢球自动清洗、外观检测、自动防锈、计数包装，都是影响钢球数质量的关键因素，钢球的外观检测内容包括表面划伤、生锈、表面斑点等。

（二）高铬铸铁球在钼选矿厂中的应用    我国金属选矿厂磨球单耗较高，尤其是铁矿选矿厂磨球单耗比国外高一倍以上，故磨球消耗量极大，据我国有关部门统计，1979年国内选矿厂全年磨球耗用量约为24万余吨，因此研究磨球材质、改善和提高磨球性能，降低磨球单耗，对国民经济将起到巨大节能效果。    西安交通大学机械工程系和金堆城钼业公司共同进行了高铬铸铁球在钼选矿厂中应用的试验，取得了明显的效果。    高铬铸铁由于其金相组织的特点：高屈服强度马氏体金属基体上分布着不连续的高硬度（Fe，Cr）7C3碳化物相，因此特别适用于磨料磨损的场合。高铬铸铁在平盘磨煤机中用作辊套及衬板已获得相当成功，其寿命分别为原高锰钢的3～4倍和9～10倍。在水泥磨中用作衬板，其磨耗也大幅度降低，显示了高铸铁使用在磨料磨损的场合具有广泛的前景，但在湿磨条件下，高铬铸铁使用效果如何？国内未见资料报导，最近日本报导高铬铸铁湿磨铜矿石的磨耗速度为0.4997克/小时，由此可见，湿磨虽降低抗磨性，但高铬铸铁的磨耗速度仍然低得多。    1.高铬铸铁球的化学成份铸造工艺    高铸铁球的化学成份如表所示。高铬铸铁磨球化学成份化  学   成   份（%）硬度Rc金相组织CSiMnSPCrMoCuFe2.4~2.5≤1.0≤0.8≤0.04≤0.0415~161.0~1.20.8~1.0余量≥60马氏体+共晶碳化物十二次碳化物     磨球的铸造工艺系采用湿沙型铸造，大气压力侧冒口补缩，出炉温度1450～1470℃，包内加0.8%一号稀土孕育，浇注温度1350～1360℃。磨球热处理系在炉内温度达到980℃后保温两小时，出炉后立即将磨球在地上散开，空冷，抽检磨球表面硬度，一般Rc≥60.    金堆城钼业公司原用邯鄣钢厂生产的中碳钢球，钢球表面硬度为Rc52～56，心部硬度为Rc34～36。    2.钼矿石矿物组成    矿石属安山岩型，很小见花岗斑岩型，目的矿物为辉钼矿，与非目前矿物石英、钾长石、斜长石等呈穿插共生关系，而以其硬度而论，矿物中硬度最高的石英占30.5%，钼矿石组成见下表。钼矿石矿物相组成矿物相黑云母 云英斜长石黄铁矿钾长石辉钼矿其它矿物相%42.430.510.26.710.20.175　矿物相硬度HV900-1200840-1130795[next]     3.试验结果    金堆城历年使用锻钢球的消耗量如下表所示。高铬铸铁球的单耗测定结果和磨损率测定结果分别示于下下两表。金堆城锻钢磨球统计选矿厂统计年限处理矿量（吨）锻钢球耗量（吨）磨耗kg/T小选厂1966-19821863025.2632851.764中选厂1971-198215587646.4225574.51.641合计　17450671.6828859.51.654高各铸铁磨球单耗测定测定日期运用周期（吨）处理矿量（吨）高铬球耗量（公斤）磨球单耗（公斤/吨）备注1982.10.167297357.783808.770.5176取样计算1982.10.281009.7510290.865164.1860.5018取样计算1982.11.291664.9217017.087371.3460.433取样计算1982.12.252195.4222443.3210771.3460.48取样计算1983.1.262784.0928304.67139110.491清仓过磅高铬铸铁磨球磨损率测定测定日期与运行时（小时）Ф100Ф80Ф60球重（克）球失重（克）磨损率（克/小时）球重（克）球失重（克）磨损率（克/小时）球重（克）球失重（克）磨损率（克/小时）82.9.11　4302.6　　2186.38　　71.2　　82.10.167293714888.61.2191751.644.780.596614.7556.450.35282.11.28280.7532251890.6731575.63175.990.627547.966.850.23882.11.29655.172591.4633.60.9671205.4370.230.565404.5143.40.219　530.52113.3478.10.9011000205.40.38731688.50.16782.9.11588.671574.1539.20.9167421257.90.438200.8115.20.1983.1.262784.09　2728.50.98　1444.280.519　670.40.241     由表列数据可以看出：使用高铬铸铁球，单耗仅0.491公斤/吨。与原来使用的锻钢球1.654公斤/吨的单耗相比，单耗降低了70.3%。一个高铬铸元气球可顶3.369个锻金山球用。据测定，高铬铸元气球的破碎率也很低。试验期间仅发现ф100毫米球有三个发生裂纹，即破球率为0.67‰；而ф80，ф60毫米球均未曾发现破球。可见所选定成份的高铬铸元气球所具有的韧性足以防止破球的发生。    据试验单位初步估算，使用高铬铸铁球，可使年耗一万吨锻钢球的选矿每年节约7～8千吨钢球，节省钢球费用至少120～180万元。    高铬铸铁球在铸造过程中尚有缺陷，有气孔、缩松等，使球的致密性和强度性能降低，易使缺陷处剥落，加快磨损。目前正在采取措施改进球的内在质量。

球磨机是物料被破碎之后，再进行粉碎的关键设备。它广泛应用于水泥，硅酸盐制品，新型建筑材料、耐火材料、化肥、黑与有色金属选矿以及玻璃陶瓷等生产行业，对各种矿石和其它可磨性物料进行干式或湿式粉磨。 球磨机钢球对设备产量的影响 钢球又称磨球，在选矿球磨机设备生产中有重要作用。钢球有大有小，也有不同的规格，不同的钢球类型自然也就产生了不同的生产效率，所以我们选购选矿球磨机设备的同时，也要清楚不同种类的钢球，它是判定选矿球磨机设备产量的一个标准型要素。 磨球的运用是选矿球磨机设备工作核心条件，对选矿球磨机磨球的比重、尺寸、材质、硬度等了解的越多，越深入，更有助于工作的优化，效率的提高。因为磨球是球磨机设备的主要磨矿介质，钢球的比重和尺寸大，其冲击作用亦大。 钢球的耐磨性好，硬度大则磨剥力强，对处理硬度大、结构致密的难磨矿石应多加比重大、尺寸大的钢球。但为了有效地磨剥细粒矿石，增加单位时间内球的打击次数，则要求增加较多的小球。 磨球是球磨机设备研磨物料介质，通过球磨机磨球之间、磨球与物料之间的碰撞摩擦产生磨剥作用，重要的基础零部件。根据不同的铸球工艺，会选择不同的材料，目前国内外比较先进的技术可以加入铬、锰、硅、镁、稀土、铝、铜、钒、钛等多种稀有金属为合金元素，用中频电炉精心炼制而成。 常见与常用有以下几种：高铬铸铁磨球、低铬铸铁磨球、贝氏体球铁磨球、中铬铸铁磨球。因此如何做出正确选择，找到合适自己的类型，才能使球磨机的生产效率事半功倍。 同时钢球的比重、硬度、成分与韧性是钢球的主要技术指标，按标准要求，锻钢球、轧钢球比重为7.8，铸钢球、铸铁球比重7.5，如砂眼较多可降至7.1以下。铸铁球虽含C高，但硬度达不到要求，砂眼空心较多，比重小破碎现象较严重。 如果钢球质量下降，磨矿效果显着下降，钢球单号却上升。因而，选用硬度高、韧性较好的锻钢、铸钢球较适宜。钢球的各种不同也将直接影响着其产量的不同。

装球量的多少对磨矿效率有一定的影响。装球少磨矿效率低;装球量过多同样也会使磨矿效率低。正确的，合理的装球量必须按实践要求进行计算。可参考下面的理论公式进行计算： P=(π/4)·D²·L·ψ·Υ 式中：P—磨机的装球总重量，吨; D—磨矿机有效内直径，米; L—磨矿机筒体长度，米; Υ—介质的假比重(吨/米³) 对于锻钢球：Υ=4.5-4.8吨/米³; 对于轧制钢球：Υ=6-6.5吨/米³; 对于铸铁球：Υ=4.3-4.6吨/米³; ψ—介质充填系数%。

众所周知，破碎机的碎矿速度远比磨矿机快，碎矿能耗也比磨矿低75%～88%。若能在矿石入磨前先行充分破碎再入磨矿机磨矿，就可大大提高磨矿效率。但至今，我国许多选矿厂仍采用一段开路粗碎后入球磨机席矿。这种操作简便、管理粗放的破碎作业，使球磨机给矿块度过粗，增加了磨矿时间，加大了磨机及备件损耗和电能消耗，降低了磨矿技率，增加了成本。尤其在金、银生产上，金多呈极细的微粒，许多矿石要磨至－200目甚至－325目，金粒仍不能与载体矿物有效分离，采用“多碎少磨”尤为重要。要实现多碎少磨，除现有矿山要合理改变设备配置外，各矿山机械厂更应开发一批新型的高效、节能、便于配套的破碎设备。 据统计，在我国许多选矿厂的能耗中，破碎占8%～10%，磨矿占45%～55%；磨矿费用占选厂总费用的40%～60%，其中电耗、铁球、衬板费又占磨矿费的90%。磨矿能耗及费用如此之高，主要是矿石入磨块度过粗、分级机分级效率低、磨机循环负荷大、铁球和衬板质量差和围岩夹石没有在破碎前拣除等因素造成的。 在矿石入磨块度方面，据有关资料，矿石入磨的最佳块度13mm时，磨矿总能耗最低。但在许多选厂的实际生产中，矿石入磨块度常为45～70mm，一些地方小选厂多有80mm以上的。尽管磨矿效率受诸多因素影响，在上述情况下，目前应首先抓矿石入磨块度。如二道淘金矿加强破碎管理，矿石入磨块度由原来的50mm为小于35mm后，球磨机的日生产能力提高8.9%，成本降低1元／t。白云金矿改变破碎作业，矿石入磨块度由原50mm改为小于35～30mm，不但保证了分级溢流细度，在原矿品位下降0.9g∕t的情况下，精矿品位却上升6.81g∕t，金的回收率提高2%。

球磨机的钢球质量好坏既影响生产率大小，也影响球耗高低，进而影响磨矿介质成本。选择钢球的首要标准应该是磨机生产率大和磨矿介质成本低。只有高生产率和低的磨矿介质成本才能有好的经济效益。我们在选择钢球时，有两个问题常被忽视。球磨机钢球 1钢球并非愈硬愈好，而是有其恰当的硬度值。 关于硬度的影响，一般地说，随着硬度增加，只要不发生破碎，钢球单耗下降;而且可使球体变形小，在破碎中球体吸收变形能小，能量可更多地用于破碎矿粒，可使磨机的生产率增加。但钢球硬度的增加只能是适度的，有个恰当范围，并非越硬越好。如果只考虑球耗，是硬度越高消耗越低。但对磨机生产率而言，在一定范围内生产率随钢球硬度增大而增加，但当硬度超过一定范围时则对磨机生产率产生不利影响，使磨机生产率下降。 钢球硬度过高时，球与球之间相互接触时滑动厉害，不能有效地啮住球间的矿粒，使矿粒的磨碎作用减弱。A.B.基尔波申在研究钢球硬度对磨矿指标的影响时指出，实验室试验证明，钢球对各种类型的矿石都存在一个最佳硬度的问题。所以按此说法，各种原材料的硬度最佳值均不相同。高硬度不一定使生产率增加，甚至会下降，只有生产率高才能使各项单耗指标下降。 2球磨机钢球密度也是一个不可忽视的问题。 一般来说钢球密度受三个因素影响。 材质影响：钢、铸铁、合金钢等，不同材质的密度不同，钢的密度比铸铁的大，合金钢则依主要合金元素的密度及含量不同而不同。 钢球制造方法的影响：轧制及锻打的钢球其组织致密，故密度大，铸造的铸钢球、铸铁球或铸造合金球等的组织不甚致密，甚至其中有气孔，故密度小一些。轧制钢球及锻钢球的密度可达7.8g/cm3，铸钢球则只能达7.5g/cm3，铸铁球更低，只7~7.1 g/cm3。 钢球金相组织的影响：马氏体、奥氏体、贝氏体、铁素体等不同晶体结构下密度也不相同，对结晶细度也有影响。 总结 单纯追求高硬度低单耗是不对的。高硬度及低单耗并不等于低成本，高硬度及低单耗的球往往也价格甚高。因此，选择钢球的首要标准应该是磨机生产率大及磨矿介质成本低。只有高生产率和低的磨矿介质成本才能有好的经济效益。经济效益是企业生存及发展的必要条件。

国内镁及其合金的应用数量近年来不断增加,2007年增加到26.3万吨,如镁在冶金领域作铝合金添加元素6.5万吨、钢铁脱硫剂3.0万吨、金属还原剂4.0万吨、球墨铸铁球化剂1.3万吨、稀土镁合金1.0万吨、其他领域1.3万吨,生产各种压铸件镁合金板、带、管、棒、型材9.2万吨。以维恩克为代表的镁铸造和挤压牺牲阳极,全国共计0.8万吨。新乡久立的高纯镁(Mg99.99%以上)、唐山威豪的高纯微细雾化镁粉,均为具有特色的产品,为国内外客户提供服务。

所谓超级铁精矿(HCM)是指含铁量高、脉石含量低的铁精矿。一般泛指SiO2含量小于2%、TFe含量挨近70%的铁精矿。现在这种高品位精矿没有列为产品矿石的标准之内，所以常称为超级精矿或超纯精矿。    超级铁精矿多用于直接复原出产海绵铁或金属化球团，来替代废钢进行电炉炼钢。跟着选矿工艺的展开，超级精矿的产品质量也在不断进步，现在除了用于直接复原一电炉炼钢外，已展开到海绵铁金属化球团直接轧制钢材；出产粉末冶金用金属铁粉，用于限制杂乱机械零件，如异型齿轮等；替代铁红出产磁性材料，用于无线电通讯、电话、扬声器、雷达、电视、磁选机等方面，还能够用于污水处理等。    一、直接复原-电炉炼钢    直接复原是从出产海绵铁替代废钢而展开起来的。直接复原用的铁矿都是超级铁精矿或富矿，能够用天然气或普通煤、石油等做热源及复原剂。这种技能在冶金焦少而煤、石油资源多的国家和区域得到了迅速展开，如委内瑞拉、墨西哥、伊朗等国。美国第一座运用进口高品位精矿的直接复原-电炉炼钢厂于1969年投产。    从经济上看，在相同产值下，直接复原的建厂出资与高炉根本相同。但海绵铁的出产本钱要比高炉铁水低得多。据英国1973年的报道，海绵铁的出产本钱为28.6美元/t,而高炉铁水(93%Fe)本钱为127美元/t.从能量耗费来看，海绵铁为16.16MJ/t,而高炉铁水为14.49MJ/t.因为焦炭报价比普通煤贵3倍，所以高炉铁水的本钱比海绵铁高。    直接复原-电炉炼钢对精矿质量的要求一般为SiO2含量在2%以下，出产出来的海绵铁金属化球团SiO2含量在3%以下. SiO2含量高不只会下降电炉的出产能力，并且电能耗费高。    二、海绵铁球团直接轧制钢材    用纯度高于99%的超级铁精矿进行直接复原得出海绵铁，然后可轧制钢材，为钢铁出产拓荒了新的途径。    据报道，英国斯旺西大学辛格教授将杂质含量低于1%即氧化铁含量大于99%的超级精矿粉，用有机粘结剂造球，在回转窑或竖炉中经气体复原出产出金属化海绵铁球团，然后用这种球团趁热轧制钢材。工艺流程见下图.    所轧制出的钢材的机械功能挨近低碳钢，可用于建筑及作低应力的结构件。    这种新工艺进程不必高炉、转炉；也不经铸锭作业，出产环节少，复原温度低，可很多节省能源。这种钢材的腐蚀实验标明，开端时(几分钟或几小时内)腐蚀速度较快，但逐步缓慢，最终与惯例产品差不多。焊接实验标明，精矿纯度在99.2～99.4%范围内，焊接功能毫无问题。英国海外展开部对此新工艺很感兴趣，现在正在印度和巴西展开球团轧制的研讨工作。在印度用此种质料轧制镀锌波纹板，纯度低于99%的产品延伸率较低，仅限于民用小五金。    这项新工艺尽管正处于研讨阶段，但据预算，单位出资额仅仅高炉、转炉联合厂商的25～30%.    在我国，东北工学院进行了实验室的研讨。将超级铁精矿复原成海绵铁球团，趁热将两个海绵铁球团放到容器顶用压力机冲压。从相图看，轧制的球团具有显着的金属安排，根本为铁素体，与普通的低碳钢类似，轧制后看不到球团间的缝隙，证明了高湿球粘结性好，能成为一体，满足轧钢的根本要求；其晶粒呈必定程度的板安排结构，这标明具有杰出的可塑性，杂质散布均匀。调理复原剂的成分还可轧出相当于高碳钢的钢材或轧制薄铁皮等。某单位用复原出的金属铁粉试轧出宽250～300mm的带钢，其表面光洁，耐性较好。[next]    三、用超级铁精矿出产铁粉    铁粉在国民经济建设中是不行短少的金属质料，广泛地使用于机械、电子和化工等工业。跟着国民经济的展开，其用量及用处会越来越大。    曩昔国内外出产铁粉首要以轧钢铁鳞(即氧化铁皮)为质料。近几年来，逐步研讨和展开用超级精矿做质料。据统计，现在世界几个首要区域和国家铁粉出产能力约为54.5万t/a,我国铁粉产值估量为1.4万t/a.因为选用高纯铁精矿粉出产的铁粉功能好、质量安稳、产值高、本钱低、能耗少，所以高纯铁精矿逐步替代了轧钢铁鳞。在这方面，世界先进工业国家展开很快，不只在使用上有所突破，并且充分使用了本国的矿产资源，产值也在逐年添加。据报道，以超级精矿为质料出产铁粉的产值为：瑞典16万t/a、美国8万t/a,日本4万t/a.我国以超级精矿为质料来出产铁粉还处在小规模阶段。如向阳的喀左铁矿，选用反浮选办法每年出产超纯铁精矿3000～5000t,供北京矿冶研讨总院制永磁材料。    瑞典的霍根纳斯公司用超级精矿粉出产的复原铁粉NC100.24,具有很好的归纳功能，在世界市场上享有盛誉。该公司是选用超级精矿进行固体碳化复原和雾化法出产铁粉的。美国、日本、苏联和德国在制取铁粉方面都有着成功的经历。并先后建立了从四氧化三铁直接复原成铁粉的粉末冶金厂。    我国铁粉的研发和出产是从本世纪60年代开端的，并先后建立了上海、晋江、成都、天津、武汉和鞍山、青岛粉末冶金厂等许多供应商。这些供应商出产铁粉的工艺都是选用二次复原法，以铁鳞为质料。本溪市有色金属研讨所于1983年5月开端着手用超级铁精矿制取铁粉的研讨工作，经过两年多的尽力，试制出TFe大于99%的铁粉，各项目标均契合国家标准，化学、物理功能安稳，用户满足,1985年12月经过辽宁省冶金厅的判定。用超级铁精矿出产的铁粉总本钱预算为1170元/t,市价格约为1700元/t(判定会时报价).    用超级精矿出产出的铁粉使用于制作粉末冶金机械部件(如异形齿轮，具有塑性的丝、片、带材等),能进步材料的使用率、下降制品加工进程中的能量耗费；使用于电焊条上，能使焊条的熔敷功率大大进步。除此之外，在火焰切开、电子工业，化工催化剂，静电复印机等范畴也有广泛地使用。    四、超级铁精矿用于出产铁氧体磁性材料    铁氧体在电子工业方面的使用很广并占重要的方位。它是电话、无线电、电视、雷达等通讯方面的根底材料，特别对制作电子计算机磁芯存储器更为重要。在其它工业及家电用品方面也占有相当大的比重。    电子工业对铁氧体的技能要求，随铁氧体类型而不同。特别是对硬质铁氧体，其Fe2O3含量有必要大于98%,SiO2含量不得超越0.6～0.8%,当然纯度愈高愈好。如：意大利一家硬质铁氧体工厂，正常情况下选用一种天然铁氧化物(含Fe2O298.6%,SiO20.6～0.8%)和组成氧化物的混合物作为磁性材料，作用很好。据资料证明，当SiO2含量低于0.6%时，所出产的铁氧体均出现均匀的结晶。而具有优异电磁特性的软质铁氧体只能用含SiO2比较低的(0.2%)物料制得。制得电子计算机磁芯存储器的软质铁氧体只能用更紧密性质的物料制得。抱负条件下应不含,SiO2、Na2O、K2O和CaO的铁氧化物。但工业产品容许含有某些杂质如：SiO20.03%,Na2O和(或)K2O0.05%、CaO0.03%,其它杂质痕量，杂质总含量为0.8%.    用这种材料能够制作出磁场强度为96kA/m的铁氧体磁条，以出产167-Cэ型圆筒式磁选机。依据汁算,选用磁能积3.5～3.7的铁氧体，能够处理制作磁场强度为111～119kA/m磁选机的问题。    我国用超级铁精矿粉已试制出铁氧体和铁氧体。鞍山市磁性材料厂用超级精矿为质料，出产出的磁性材料的磁能积一般在3以上，高的可达3.8.其功能相当于用铁红为质料所得到的目标，但报价可廉价50～60%.    五、超级铁精矿在其它方面的使用    纯度高的海绵铁，能够作为冶炼特种钢的质料。例如，本溪钢铁冶金研讨所已使用营口锅底山铁矿供应的超级铁精矿，炼出超低碳不锈钢，它抗腐蚀性强，可用于化工设备，国产报价与进口报价比较约低40%.    哈尔滨建筑工程学院曾用超级铁精矿处理污水，实验作用杰出。超级铁精矿也可用于制怍磁流体、磁介质、催化剂等。

麻省理工学院机械工程系终身教授方绚莱博士参与开发的微型晶格纳米架构材料，在全球知名的《麻省理工学院技术评论》评选的2015年十项可能改变世界的技术中，如今，基于这项颠覆性技术，方绚莱回国创业，力争弥补我国在功能性复合材料领域的空白。该技术所用的材料都是以往所熟悉的塑料、金属和陶瓷等材料，新技术通过改变材料结构提升性能，使材料在拥有原本高强度、高硬度的同时，大幅减轻重量。中国粉体网讯　　“同样体积的铝球和铁球，同时从楼顶自由落下，哪个先落地?”使用全球最前沿的微纳米架构材料技术之后，答案可能是纸球。 由麻省理工学院(MIT)机械工程系终身教授方绚莱博士参与开发的微型晶格纳米架构材料，在全球知名的《麻省理工学院技术评论》评选的2015年十项可能改变世界的技术中，排名第二，全球仅有美国和欧洲的数支团队掌握该技术。如今，基于这项颠覆性技术，方绚莱回国创业，力争弥补我国在功能性复合材料领域的空白。日前，方绚莱在京受访时解释了这项颠覆性技术。他表示，该技术所用的材料都是以往所熟悉的塑料、金属和陶瓷等材料，新技术通过改变材料结构提升性能，使材料在拥有原本高强度、高硬度的同时，大幅减轻重量。 实现该材料结构的生产，目前主要采用一项先进的微纳米打印技术层层构建起来，但规模化生产仍然是难题。方绚莱说，希望在不断加大研发的基础上，解决产能瓶颈，达到规模效应。预计将在3-5年的时间内可以见到这项新材料的规模化应用。他表示，可以想象，这项技术在汽车、高铁、医疗等领域都将拥有非常广阔的应用前景，并对相关工业产生巨大影响，颠覆复合材料的生态体系。 业内人士称，国内新材料产业与国际先进水平仍存在较大差距，颠覆性技术的研发与投资将有助于提升国内新材料及先进制造业技术水平。

凤凰山铜矿原生带矿石中属于黄铜矿－黄铁矿－磁铁矿－菱铁矿－赤铁矿共生组合的混合矿石。选矿厂原设计的工艺流程为磨矿后先浮选铜和硫，并用弱磁选回收强磁性矿物，磁选尾矿经分级后，＋37pm用于井下充填，－37pm则排入尾矿库中。尾矿中含有的大量菱铁矿没有得到回收利用。为了强化资源的进一步综合回收，对凤凰山铜矿的全尾砂进行了详细的研究。试验结果表明，应用Shp湿式强磁机来回收菱铁矿，采用_次粗选和一次精选流程，能够获得含铁44%左右(烧失后含铁58%)、回收率30%的铁精矿，该矿全年处理矿石55万t，每年可回收近7万t铁精矿，供铜陵有色金属公司，解决国家级循环经济铁球团项目中的部分原料来源。 一、矿石性质简述 凤凰山铜矿主要是含铜矽卡岩矿石和含铜磁铁矿矿石，铜矿物以黄铜矿为主，硫矿物主要是黄铁矿，铁矿物有磁铁矿、菱铁矿、赤铁矿等。通过浮选和弱磁选别后的尾矿主要化学成份见表1，铁物相见表2。 表1  浮选和弱磁选尾矿主要化学成份分析结果表2  浮选和弱磁选尾矿铁物相分析结果尾矿中金属矿物有菱铁矿、赤铁矿、磁铁矿、黄铁矿、黄铜矿，脉石矿物有石英、玉髓、石榴子石、方解石、白云石等。通过矿物嵌布粒度及单体解离度的分析，在－0.074mm粒级占69.5%时，仍有一半左右铁矿物和脉石矿物连生，其中菱铁矿多与硅酸盐脉石矿物连生。赤铁矿与硅酸盐矿物和碳酸盐矿物都有连生。磁铁矿多与石英和玉髓矿物连生，它们的嵌布关系很复杂。通过对尾矿中的磁性矿物的测定，其含量为1%左右。试验所采试样为凤凰山铜矿的全尾矿试样，该试样根据生产过程的出矿情况，分期分批采取，然后混合配制而成，具有较好的代表性。试样含铁为21.48%。 二、流程方案选择 反浮选适用于选别石英、硅酸盐或其它脉石矿物含量较少的铁矿石或粗精矿，它是利用石英或硅酸盐同磁铁矿、赤铁矿自然可浮性的差异进行反浮选的。分别探讨了阴、阳离子捕收剂、抑制剂组合反浮选试验，结果表明，均未取得理想的分选效果，这可能是菱铁矿在反浮选时随石英等脉石矿物一起被浮出的缘故。因此，反浮选方案并不可取。 此外也采用多种脂肪酸捕收剂在中性和碱性矿浆中进行了正浮选试验，但也没有达到分选目的。 为此，还是用磁选方案对该矿石进行试验。分别进行了三种流程方案的试验对比(图1、图2和图3)。图1  方案1流程图2  方案2流程图3  方案3流程 方案1：流程见图1，给矿经粗选直接得铁精矿，粗选条件为：磁场强度240kA/m，给矿浓度为33%，冲洗水1.08m3/h，磁选机盘转速4r/min，齿间隙5mm，所得铁精矿铁品位为43.54%，铁回收率为15.49%。 方案2：流程见图2，给矿经强磁粗选，粗精矿再磨后精选，粗选磁场强度1008kA/m，给矿速度192kg/h，给矿浓度40%，冲洗水量0.36m3/h，强磁机盘转速4r/min，齿间隙5mm。再磨细度为－0.043mm粒级占79.51%，强磁精选磁场强度400kA/m，冲洗水1.08m3/h，所得铁精矿铁品位为43.40%，铁回收率为32.85%。 方案3：流程见图3，强磁粗选后直接强磁精选，所得铁精矿铁品位为44.20%，铁回收率为29.91%。 在上述三种方案中，方案2是一种高能耗流程，且指标没有多大优势，不宜使用。而方案3明显优于方案1，因而以方案3，即强磁粗选加上强磁精选方案为宜。 三、应用Shp一700型湿式强磁选机磁选试验结果讨论 （一）强磁粗选的影响因素 1、磁场强度对强磁粗选的影响 试验采用33%的给矿浓度，1.08m3/h的冲洗水量，磁选机齿板间距5mm，盘转4r/min，每次试验给矿量4kg，磁场强度试验结果见表3。试验结果表明，磁场强度越高，铁精矿品位不断下降，但回收率将大幅度上升。综合考虑，确定粗选磁场强度为1008kA/m。 表3  强磁粗选磁场强度试验结果2、冲洗水量对强磁粗选的影响 磁场强度采用1008kA/m，给矿速度为192kg/h，进行了冲洗水量分别为0.36m3/h、1.08m3/11的对比试验，分别得到铁品位为32.91%和33.41%，铁回收率为77.55%和76.32%的铁粗精矿。可见粗选冲洗水量增加，铁粗精矿铁品位虽略有提高，但铁回收率下降，考虑到今后工业生产中的成本费用，选用0.36m3/h的冲洗水量为宜。 3、强磁粗选优化试验 在磁选机4r/min转速，齿间距为5mm，磁场磁感应强度为1008kA/m，给矿速度为192kg/h，冲洗水量为0.36m3/h条件下，处理矿石100kg，所得试验结果见表4。 表4  强磁粗选磁场磁感应强度试验结果（二）强磁粗精矿精选试验 1、精选磁场磁感应强度试验 精选试验采用40%的给矿浓度，192kg/h的给矿速度，冲洗水量为0.36m3。/h，磁选机采用4r/min转速，齿间距为5mm，磁场强度试验结果见表5试验结果表明，当磁场强度从240kA/m调整到400kAAn时，铁精矿铁品位虽从43.05%下降到40.13%，而其回收率却从29.81%陡升到57.45%，为了尽可能最大综合回收资源，选用磁场磁感应强度为400kA/m。 表5  精选磁场磁感应强度试验结果2、精选冲洗水量试验 精选冲洗水量试验结果为：当冲洗水量分别为0.36m3/h、0.72m3/h和1.08m3/h时，所得铁精矿铁品位分别为40.13%、42.49%和44.20%，相应的铁回收率分别为57.45%、43.02%和36.98%。 综合考虑，采用1.08m3/11的冲洗水量为宜，此时能获得铁品位44.20%、铁回收率36.98%铁精矿。 （三）强磁粗精矿再磨精选必要性试验 为考察强磁粗精矿再磨对提高铁指标的影响，进行了再磨细度试验。试验流程见图，1，强磁粗选磁场强度为1008kA/m，给矿速度为192kg/h，给矿浓度为40%，冲洗水量0.36m3/h，强磁机盘转速为4r/min，齿间隙为5mm。强磁精选磁场磁感应强度为400kA/m，冲洗水为1.08m3/h，强磁粗精矿再磨试验结果见表6。 表6  再磨试验结果结果表明，适当细磨，虽然铁精矿铁品位和铁回收率得到一定的提高，但提高幅度并不大，考虑到成本因素，还是以不再磨为宜。 四、结语 1、采用Shp湿式强磁选机回收菱铁矿是可行的，同时，通过一粗一精的选别流程能获得铁品位为44.20%的菱铁矿精矿，铁回收率可达到29.91%。 2、使用Shp强磁机，每年可有效回收菱铁矿7万t，解决国家级循环经济铁球团项目中的部分原料来源，创经济效益1000多万元，为企业的生产经营开拓了新的渠道，同时减轻了尾矿库存的压力。

哈萨克斯坦索科洛夫一萨尔巴伊斯克(Соколовск-Сарóайск)采选公司现属于“ССГПО”联合体(索科洛夫-萨尔巴伊斯克采选生产联合体)，它是哈萨克斯坦共和国铁矿开采和加工最大企业，其产品为烧结铁球团和铁精矿。     采场和选矿厂于20世纪50年代由前苏联国家采矿工业企业设计院和米哈诺布尔选矿研究设计院设计。企业设计年处理矿石2600万t，生产的铁精矿铁品位为65.3%。目前年处理铁矿石3000万t，铁精矿铁品位为66.5%。     矿山矿石来自卡恰尔斯克、萨尔巴伊斯克、索科洛夫斯克、库尔云库利斯克、宾卡林斯克、罗蒙诺索夫斯克、南卡尔巴伊斯克和索尔斯克矿床。萨尔巴伊斯克矿床矿石储量6.36亿t，矿石含Fe33%左右；南萨尔巴伊斯克矿床矿石储量3.820亿t。索科洛夫斯克矿床矿石储量12亿t，含Fe 41%、S 2.5%和P 0.1%。卡恰尔斯克矿床矿石储量39.574亿t，含Fe 39.04%、S 0.33%和P 0.22%。库尔云库利斯克矿床矿石储量8290万t，含Fe41.4l%。矿石主要露天开采。矿石中主要矿物有磁铁矿、钠长石、方柱石、辉石和正长石，次要矿物有赤铁矿、黄铁矿、方解石、绿泥石、石英和磷灰石。     经过对选矿厂的改进，目前选矿厂采用5段破碎和3段磁选(图1)，选矿厂年处理矿石3500万t，获得铁品位为66.35%～66.51%铁精矿1500万t。该选矿厂的工艺特点是：①对细碎产品进行干式磁选，可抛弃产率为16.24%，铁品位为10.00%，铁损失率为4.72%的粗粒尾矿；②强化破碎回路，使进入磨矿的给矿粒度降至－12mm；③对磁选精矿进行细筛，提高最终精矿质量。粗选工艺指标与俄罗斯采选企业相当，但与美国、加拿大和瑞典差距较大。由于矿石硬度大，因而采选设备磨损大，因此，设备维修和操作费用高。由于选矿厂应用不同规格的设备和选矿厂原矿未经配矿，因此工艺过程调节比较困难。在两段流程中，应用细筛作业来精选铁精矿。将干式磁选中矿的粒度从25～0mm降至12～0mm可使选矿厂处理能力提高300t/h。在第1II段磁选中安装高频细筛可提高处理能力10%～15%，铁品位提高1.7%～2.3%。     最近该企业从以下三个方面来提高选矿厂的矿石质量：①对进入选矿车间的矿石进行配矿；②稳定细碎矿石的质量；③应用自动检测系统控制从采场进入选矿厂矿石的质量。对破碎车间碎矿工艺流程进行了优化。第二段和第三段破碎分别采用ΚСД-2000Γ-2Д和ΚМД-2200T6破碎机，在第四段采用Merlin RPl09破碎机，使破碎产品粒度降至lO～Omm。为了降低生产费用和保证铁精矿铁品位，对粗精矿细筛精选的两段流程进行了优化(图1)，即稳定原矿质量；分选设备统一规格化；在第一段磨矿中应用棒磨机或球磨机；通过应用筛分作业和矿浆泵一旋流器自动控制系统完善磨矿回路；增加脱泥和过滤设备；应用计算机检测和过程控制系统。应用新工艺流程选矿厂年处理矿石量将可达到4000万t，年产铁品位67.5%～70.0%铁精矿1700万t，单位能耗降低25%。图1  索科洛夫-萨尔巴伊斯克采选公司选矿厂新工艺流程

(一)原矿性质金厂峪金矿的矿石产自含金硫化矿床。首要金属矿藏有黄铁矿、磁铁矿、褐铁矿、闪锌矿、天然金。其次为赤铁矿、黄铜矿、辉钼矿、少数的磁黄铁矿、斑铜矿、微量的方铅矿、辉铋矿、辉铜矿等。脉石矿藏品种较多，也较杂乱，其间首要有石英、碳酸盐类、斜长石、绢云母、绿泥石等十五种以上的矿藏。黄铁矿：分两期生成，绝大部分为前期生成，呈自晶形、半自晶形、他形晶粒结构，其裂隙有被磁铁矿、黄铜矿、闪锌矿、褐铁矿等充填及贯穿边际溶蚀等现象。部分后期的黄铁矿以细脉状产出，贯穿黄铜矿，包裹天然金。伴生矿藏有磁铁矿、黄铜矿=、赤铁矿等。黄铁矿是金属矿藏含量最多的矿藏，占56.8%以上。其间含天然金也最高。磁 铁矿：多呈他形，不规则浸染在脉石中，构成浸染状结构，在磁铁矿中呈条带散布的赤铁矿，构成文象结构，该矿藏的边际有被赤铁矿溶蚀包裹等现象。 褐铁矿：褐铁矿是次生矿藏，系黄铁矿、赤铁矿氧化而来。该矿藏多产于黄铁矿的裂隙中及磁铁矿的边际部位，呈他形不规则粒状结构，少数颗粒呈黄铁矿假象，与黄铁矿、赤铁矿伴生。辉钼矿：呈脉状和鳞片状产于黄铁矿及脉石的裂隙中，少数呈粒状产出。天然金：天然金80%以上呈他形粒状，20%左右呈片状细粒状产出。天然金颗粒很细，一般在5~25微米之间，其间最小颗粒为0.5微米，最大颗闰为30微米，首要产在黄铁矿中(约占58%)，其次是产在石英中(占35%左右)，少数散布在辉铋矿、褐铁矿与石英触摸处。  (二)出产工艺流程  1.脱药：选用一台ф12米稠密机进行脱药，其排放加清水调浆后，给入ф1200×1200毫米调浆槽。  2.磨矿：选用二段闭路流程。榜首段和第二段磨矿均由ф1200×1200毫米球磨机与ф125毫米旋流器构成闭路。磨矿细度为-350目占99%以上;球磨机排放浓度60%;旋流器溢流浓度28~30%;旋流器给矿浓度35~45%。  3.浸出：选用二段浸出工艺流程。旋流器溢流直接给入榜首段浸出的ф3500×3500毫米两台串联浸出槽，浸出矿浆浓度为28~30%，浓度在0.05~0.055%规模之间，石灰加在磨矿体系中，石灰浓度0.03%左右，充气压力大于0.6公斤/厘米2，分别在1号和2号浸出槽内参加浓度为10%的溶液。第二段浸出相同运用两台串联的ф3500×3500毫米浸出槽，浓度为0.045~0.05%左右，其他操作条件与榜首段浸出同。 4.洗刷：榜首段浸完毕后的矿浆给入榜首段逆流洗刷ф7.5米双层稠密机。排矿浓度为50%，加清水调浆成矿浆浓度30%后，给入第二段浸出，浸出排矿再给入第二段逆流洗刷的ф7.5米浓度机，排矿浓度达50%，排到化尾矿坝。洗刷水(贫液)给入第二段洗刷双层浓度机基层，上层溢流作为洗刷水给入榜首段洗刷双层稠密机的基层，上层溢流(贵液)进入锌粉置换作业。5.置换：选用锌粉置换法，在贵液中参加后，经3.0×1.6×2.0米净化槽净化，ф1.0×3.5米脱氧塔脱氧的贵液，参加锌粉，给入20米2置换压滤机，定时取出金泥。置换作业操控贵液中的浓度0.04~0.05%，氧化钙浓度0.03%，浓度0.003%。锌粉的粒度-350目大于97%，贵液的混浊度小于10毫克/升，脱氧塔的真空度700~720毫米Hg柱，金泥水分37~38%，贵液中含氧量0.1克/米2.6.含污水处理：化厂排放的贫液及化尾坝溢流进入污水处理作业，选用碱氯法进行处理。净化工艺进程，PH=10，含污水经处理后，根含量低于5毫克/升以下。和石灰的消耗量不稳。  该厂的工艺流程见下图。(三)技能经济指标化厂经济指标 技能经济指标编号化原矿含金克／吨化尾矿含金（克／吨）渣含金（克／吨）贵液含金（克／吨）贫液含金（克／吨）浸出率（％）洗刷率（％）置换率（％）化总回收率（％）1 2137.419 117.453.86 3.633.54 3.3717.869 9.9860.016 0.01297.3286 97.07599.789 99.7899.908 99.8797.0 96.73金厂峪金矿化厂经济指标  铁球（公斤／吨）（公斤／吨）锌粉（公斤／吨）（公斤／吨）（公斤／吨）凝聚剂（公斤／吨）石灰（公斤／吨）化总回收率（％）浸出净化总耗8.656.5130.6010.182.647--19.7657.677.3684.4

（一）原矿性质     金厂峪金矿的矿石产自含金硫化矿床。首要金属矿藏有黄铁矿、磁铁矿、褐铁矿、闪锌矿、天然金。其次为赤铁矿、黄铜矿、辉钼矿、少数的磁黄铁矿、斑铜矿、微量的方铅矿、辉铋矿、辉铜矿等。脉石矿藏品种较多，也较杂乱，其间首要有石英、碳酸盐类、斜长石、绢云母、绿泥石等十五种以上的矿藏。     黄铁矿：分两期生成，绝大部分为前期生成，呈自晶形、半自晶形、他形晶粒结构，其裂隙有被磁铁矿、黄铜矿、闪锌矿、褐铁矿等充填及贯穿边际溶蚀等现象。部分后期的黄铁矿以细脉状产出，贯穿黄铜矿，包裹天然金。伴生矿藏有磁铁矿、黄铜矿=、赤铁矿等。黄铁矿是金属矿藏含量最多的矿藏，占56.8%以上。其间含天然金也最高。 磁    铁矿：多呈他形，不规则浸染在脉石中，构成浸染状结构，在磁铁矿中呈条带散布的赤铁矿，构成文象结构，该矿藏的边际有被赤铁矿溶蚀包裹等现象。 褐    铁矿：褐铁矿是次生矿藏，系黄铁矿、赤铁矿氧化而来。该矿藏多产于黄铁矿的裂隙中及磁铁矿的边际部位，呈他形不规则粒状结构，少数颗粒呈黄铁矿假象，与黄铁矿、赤铁矿伴生。     辉钼矿：呈脉状和鳞片状产于黄铁矿及脉石的裂隙中，少数呈粒状产出。     天然金：天然金80%以上呈他形粒状，20%左右呈片状细粒状产出。天然金颗粒很细，一般在5~25微米之间，其间最小颗粒为0.5微米，最大颗闰为30微米，首要产在黄铁矿中（约占58%），其次是产在石英中（占35%左右），少数散布在辉铋矿、褐铁矿与石英触摸处。     （二）出产工艺流程     1.脱药：选用一台ф12米稠密机进行脱药，其排放加清水调浆后，给入ф1200×1200毫米调浆槽。     2.磨矿：选用二段闭路流程。榜首段和第二段磨矿均由ф1200×1200毫米球磨机与ф125毫米旋流器构成闭路。磨矿细度为-350目占99%以上；球磨机排放浓度60%；旋流器溢流浓度28~30%；旋流器给矿浓度35~45%。     3.浸出：选用二段浸出工艺流程。旋流器溢流直接给入榜首段浸出的ф3500×3500毫米两台串联浸出槽，浸出矿浆浓度为28~30%，浓度在0.05~0.055%规模之间，石灰加在磨矿体系中，石灰浓度0.03%左右，充气压力大于0.6公斤/厘米2，分别在1号和2号浸出槽内参加浓度为10%的溶液。第二段浸出相同运用两台串联的ф3500×3500毫米浸出槽，浓度为0.045~0.05%左右，其他操作条件与榜首段浸出同。     4.洗刷：榜首段浸完毕后的矿浆给入榜首段逆流洗刷ф7.5米双层稠密机。排矿浓度为50%，加清水调浆成矿浆浓度30%后，给入第二段浸出，浸出排矿再给入第二段逆流洗刷的ф7.5米浓度机，排矿浓度达50%，排到化尾矿坝。洗刷水（贫液）给入第二段洗刷双层浓度机基层，上层溢流作为洗刷水给入榜首段洗刷双层稠密机的基层，上层溢流（贵液）进入锌粉置换作业。     5.置换：选用锌粉置换法，在贵液中参加后，经3.0×1.6×2.0米净化槽净化，ф1.0×3.5米脱氧塔脱氧的贵液，参加锌粉，给入20米2置换压滤机，定时取出金泥。置换作业操控贵液中的浓度0.04~0.05%，氧化钙浓度0.03%，浓度0.003%。锌粉的粒度-350目大于97%，贵液的混浊度小于10毫克/升，脱氧塔的真空度700~720毫米Hg柱，金泥水分37~38%，贵液中含氧量0.1克/米2.     6.含污水处理：化厂排放的贫液及化尾坝溢流进入污水处理作业，选用碱氯法进行处理。净化工艺进程，PH=10，含污水经处理后，根含量低于5毫克/升以下。和石灰的消耗量不稳。     该厂的工艺流程见下图。[next]             （三）技能经济指标化厂经济指标 技能经济指标编号化原矿含金克／吨化尾矿含金（克／吨）渣含金（克／吨）贵液含金（克／吨）贫液含金（克／吨）浸出率（％）洗刷率（％）置换率（％）化总回收率（％）1 2137.419 117.453.86 3.633.54 3.3717.869 9.9860.016 0.01297.3286 97.07599.789 99.7899.908 99.8797.0 96.73 金厂峪金矿化厂经济指标铁球（公斤／吨）（公斤／吨）锌粉（公斤／吨）（公斤／吨）（公斤／吨）凝聚剂（公斤／吨）石灰（公斤／吨）化总回收率（％）浸出净化总耗8.656.5130.6010.182.647--19.7657.677.3684.4

（一）钢球充填率的影响    球磨机的磨矿作用是由钢球完成的,则磨机内钢球充填的多少自然决定磨矿作用的强弱。从物理现象上分析,装球多,打击次数多，研磨面积大，磨矿作用强；反之，装球少时打击次数少，研磨面积小，磨矿作用弱。力学现象上分析,装球多时耗功大，磨机生产率也大，装球少时耗功也小，磨机生产率也低。    由于球荷充填率和磨机转速率共同起作用，因此,在分析充填率的影响时也不能丢开转速率,只能二者结合分析。磨机处于较低转速时，球荷在磨机内形成一个倾斜面，球升到高处时沿球荷斜面滚下，形成泻蔊运动状态。随着球荷充填率增加，球荷倾斜面角度增大，球荷下滑力矩增大，磨机需用功率也增大，按戴维斯和列文松等人的理论，球荷充填率达50%时磨机功率达最大值，如图1所示。当充填率超过50%时，磨机功率开始下降,这是由于球荷上升过高,球向下滚动时落回点也高，又将能量传回筒全，故磨机实际需要的功率下降。当球荷充填率为100%时,速个磨机实际上成为一个滚筒，磨机只需维持此滚筒转动需要的能量，因此磨机的功率很低。如果磨内装有矿石和水,磨机功率的实际曲线(图1中实线)与理论曲线(虚线)产生差异,达到最大功率的充填率值下移,这是由于矿石和水的加入使球荷实际充填率上涨之故。  图1  功率消耗与装球率的关系     球荷在较高的转速率下将处于抛落式状态。抛落状态下情况复杂，见图3-5-6所示。一定的充填率下随着转速度的提高球荷将由泻落状态变为抛落状态，但不同的充填率下球由泻落转为抛落所需的转速率也均不相同，球荷充填率愈大，转为抛落状态所需的转速愈高。    以上分析说明，无论球荷是泻落状态还是抛落状态，一定的转速率下均有对应的适宜的充填率，并非充填率愈高愈好。检验充填率最好的标准是磨机生产率的大小，通过试验找到最大生产率对应的充填率即是最佳充填率。当然，当磨机规格不太大和球荷处于抛落运动时，用康托诺维奇公式是可以计算转速率所对庆的充填率。但普遍适用的仍是试验确定的方法。另外，从磨矿过程是功能转变的过程这一原理出发，可以认为磨机最大生产率必然对应着最大的磨碎功，因此，也可用最大磨碎功来作为最佳充填率的判据。    图2  功率消耗与筒体转速之间的关系     大型球磨机中球荷充填率要降低，磨机直径愈大，球荷充填率愈低，表1中列出了目前国外大型磨机的直径与充填率的关系。因此，大型球磨机能简化生产系列，节省基建投资和操作维修费用，故在70年代获得大量应用。但随着生产应用，发现它的磨矿效率低，单位容积生产率低,这一缺点正来源于大型球磨机球荷充填率太低这一特性。球的充填率太低，导致单位时间球的打击次数大幅度减少和研磨面积大幅度减少，因而磨矿作用减弱,磨机生产率下降。 表1  国外大型球磨机的磨机直径与球荷充填率的关系大型球磨机直径/m3.24.05.05.56.0生产中采用的充填率/%48~5045403020[next]    （二）钢球尺寸的影响    当磨机转速度和充填率一定时,即球荷运动状态一定时,钢球尺寸的大小严重地影响着磨矿的产品粒度特性、解离度和消耗指标等，主要有如下6点：   （1）影响磨机生产率大小,球径过大时因打击次数少和研磨面积小而使生产率下降,球径过小时也因打击力不足而使生产率下降。球径精确化时可使磨机生产率大幅度提高。笔者在若干选厂的工业试验中证明，使球径由过大变为精确时，磨机按-0.074mm计的利用系数值可提高15%~40%。   （2）影响磨矿产品粒度分布的均匀性。过大的球径使打击次数少而导致磨不细的粗级别多,过大的打击力又使打击时过粉碎增多。故过大球径下产品粒度不均匀，过粗的和过粉碎的均多，对选别不利。笔者的若干工业试验证明，使球径由过大调为精确时，磨矿产品的最大粒度和平均粒度均有所减小，且过粉碎也减少3%~4%,产品粒度更为均匀,中间易选粒级增多，对选矿更有利。   （3）影响磨矿产品中矿物单体解离度高低。过大的球径因打击力过大而使矿石产生贯穿破碎,只是粒度机械地变细,矿物的单体解离度不高。球径精确化后矿物沿结合面解离的几率增加，产品中矿物单体解离度提高。笔者的工业试验证明，球径精确化后可使有用矿物的单体解离度提高4%~6%，进而提高精矿品位和回收率。   （4）影响球耗的高低。按戴维斯的钢球磨损理论，球的磨损速度与其重量成正比，大球磨损速度大，耗量大；小球磨损速度小，耗量低。这一点早已为a.f.塔加尔特的《选矿手册》所收集总结。笔者的工业试验也证明这一点。若干工业试验证明，球径由过大调整为精确后，钢球单耗可降低10%~20%。   （5）影响电耗高低。当球的装载量不变时，小球的电耗也比大球的低。这一点在国内外均有人研究过，有的专著列出每吨钢球需要输入的功率KWb为：    式中  D —磨机有效直径，m;           VP —球荷充填率，%；          CS —磨机转速率，%；          SS —钢球直径大小系数，其值为：        B为最大球径，mm。    由公式（1）和SS值看出，每吨大球的输入功率比小球的大，笔者的工业试验证实，球径减小后磨机功率可下降2%~3%。   （6）影响磨机工作噪声的大小。大球由于具有的能量大,相互撞击或打击衬板时声能损失也大,故噪声大。使球径精确化后可以降低噪声,经笔者的多次工业试验证明,由球径过大经调整为精确后,磨机工作噪声可下降3~4dB。由以上可见，钢球尺寸对磨矿的各项指标有很大影响，精确选择钢球尺寸有重大意义。   （三）钢球质量的影响    钢球质量好坏既影响生产率大小，也影响球耗高低，进而影响磨矿介质成本。单纯追求高硬度低单耗是不对的。高硬度及低单耗并不等于低成本，高硬度及低单耗的球往往也价格甚高。高硬度不一定使生产率增加，甚至会下降,只有生产率高才能使各项单耗指标下降。因此，选择钢球的首要标准应该是磨机生产率大及磨矿介质成本低。只有高生产率和低的磨矿介质成本才能有好的经济效益。经济效益是企业生存及发展的必要条件。    选择钢球时，有两个问题常被忽视：①钢球并非愈硬愈好，而是有其恰当的硬度值；②钢球密度也是一个不可忽视的问题。关于硬度的影响，一般地说，随着硬度增加，只要不发生破碎，钢球单耗下降；而且可使球体变形小,在破碎中球体吸收变形能小，能量可更多地用于破碎矿粒,可使磨机的生产率增加。但钢球硬度的增加只能是适度的,有个恰当范围，并非愈硬愈好。如果只考虑球耗，是硬度愈高消耗愈低。但对磨机生产率而言,在一定范围内生产率随钢球硬度增大而增加，但当硬度超过一定范围时则对磨机生产率产生不利影响,使磨机生产率下降。钢球硬度过高时对磨矿不利的原因有两个：①钢球回弹跳动严重，在回弹中造成部分能量损失，故钢球能量不是更多地用于破碎,故而影响破碎；②钢球硬度过高时，球与球之间相互接触时滑动厉害，不能有效地啮住球间的矿粒，使矿粒的磨碎作用减弱。A.B.基尔波申（KирпоциН）在研究钢球硬度对磨矿指标的影响时指出,实验室试验证明,钢球对各种类型的矿石都存在一个最佳硬度的问题。按此说法,各种矿石的硬度最佳值均不相同。这个说法是有道理的，值得进一步研究。我国首钢大石河铁矿的生产应用有力说明这个问题。大石河铁矿1981~1983年使用了4种不同硬度的钢球,各种球磨矿时的磨机利用系数如表2所示。[next] 表2  大石河铁矿选厂使用四种硬度球时的磨矿效果指标高铬铸球稀土中 锰铸铁球低合金锻钢球20MnV 锻钢球 硬度（HRC）58.547HB90~120 （硬度最低）30~40 磨机利用系数 q/t·(m3·h)-11.041.231.281.48      表2 说明：①不同硬度钢球有不同磨矿效果，但并非硬度最大的效果好，而是硬度恰当时效果才最好，20MnV锻钢球生产率最高，但HRC仅30~40，硬度恰当。②不同硬度钢球之间磨机利用系数(即容积生产率)可相差20%~40%,说明硬度对磨机生产率的影响是相当显著的，单纯追求高硬度低球耗而忽视生产率降低是不可取的。    关于钢球密度对磨矿的影响，一般地说，尺寸相同的球密度大的生产率大，密度小的生产率小。钢球密度受三个因素影响：①材质影响，钢、铸铁、合金钢等，不同材质的密度不同，钢的密度比铸铁的大,合金钢则依主要合金元素的密度及含量不同而不同。②钢球制造方法的影响，轧制及锻打的钢球其组织致密,故密度大，铸造的铸钢球、铸铁球或铸造合金球等的组织不甚致密，甚至其中有气孔，故密度小一些。轧制钢球及锻钢球的密度可达7.8g/cm3,铸钢球则只能达7.5g/cm3，铸铁球更低，只7~7.1g/cm3。③钢球金相组织的影响，马氏体、奥氏体、贝氏体、铁素体等不同晶体结构下密度也不相同，对结晶细度也有影响。    密度对生产率的影响也是不可忽视的，同是Φ100mm钢球,不同球种的质量会相差200~400g。云南某地金矿,使用锻钢球时虽耗量高一些，但生产率也高，换为某种耐磨球后，球耗是降了，但生产率也下降10%~15%，只得放弃耐磨球的使用，仍然使用锻钢球。   （四）钢球材质成分对选矿工艺的影响    钢球在磨矿过程中自身也遭矿石磨损，被磨成铁粉或铁片留在矿浆中。这个量虽然不大,按我国目前水平,磨一吨矿耗球1.5kg左右，但对后续的有些作业是有影响的。如果磨矿产品下一步是用酸处理的化工过程,则磨矿产品中的铁粉将首先消耗硫酸，使酸耗升高。正由于这个原因，南非及北美的一些铀矿或金矿中常采用砾磨机磨矿，目的就是为了减少铁质对后面湿法化工过程的影响。在实验室中为了减少铁质对产品的影响而采用磁球磨矿。这些已是选矿工程技术人员共知的了。    而磨矿中铁质对选矿的影响则往往会被忽视。近年来的许多研究表明，磨矿中磨损下来的铁粉将很快氧化而消耗矿浆中的氧，同时导致矿浆和矿物表面电位的变化，进而影响浮选行为。有的研究指出，湿式磨矿时，矿物和钢球之间电化学相互作用，磨损的铁抑制了矿物的天然可浮性，浮选时要消耗较多的捕收剂。R.L.波佐（Pozzo）的研究指出,在研磨和未研磨条件下,矿物与磨矿介质间的两电极或三电极组合产生的电流作用与矿物的可浮性有密切关系。在未研磨时，电化学作用产生氢氧化铁覆盖层降低了矿物可浮性。在研磨条件下,磨矿介质产生的金属碎片与矿物之间的相互作用对矿物的抑制起主要作用，对磁黄铁矿这种作用尤为显著。H.W.Xiang的研究指出，当磨矿介质与硫化矿相接触时，形成了伽伐尼电流,由于磨矿介质与硫化矿开路电位的不同会发生氧化还原反应。这种伽伐尼反应可通过混合电位原理控制，具有较低开路电位的物料充当阳极并受到表面氧化作用,因此硫化矿分选的选择性可能提高或降低。硫化物的机械—化学反应会降低分选的选择性,最后指出硫化物的分选选择性可通过选择适宜的磨矿介质和条件来实现。为了减少钢球的铁质对选矿工艺影响,科研人员多半从选择抗腐蚀的材料制造磨球。R.H.塞勒斯(Saiors)的研究指出,现在南美地区广泛使用铸造高铬钢球(含C2%~3%，Cr12%~25%)，这种钢球的磨损速度比普通钢球低75%~80%。文章中用磨矿试验、扫描电镜结构分析和电化学测量法测量腐蚀电流，研究了这种钢球的抗腐蚀机理。结果表明，这种钢球具有碳化结构与马氏体结构，硬度大，耐磨蚀，同时含铬高而不易腐蚀。这种特点使它有很强的耐磨能力。J.W.简（Jang）的研究指出，磨矿介质的磨损行为与介质的化学组成、硬度、相结构和矿浆的腐蚀9 磨蚀特性有关。已有的研究表明，马氏体结构的钢球硬度大，这种结构的高碳钢球磨损较小。而在高铬钢球中，单一马氏体结构的磨损大于马氏体与铁素体两者共存的结构。文章中报道用热处理工艺制造三种结构类型的钢球：马氏体球、铁素体球、马氏体+铁素体球。通过试验、电化学测量、浮选,发现具有马氏体和铁素体结构的高铬球磨损小的原因是：马氏体结构硬度大、耐磨蚀和耐冲击，铁素体和高铬含量易形成钝化层，使磨蚀磨损减少。高铬球具有耐腐蚀和耐磨的特性,但铬的价格并不低，且我国是个缺铬国家，这不是我国钢球发展的方向。还有前面指出过的,不可忽视钢球密度的影响。铬金属的密度7.4g/cm3，镍金属密度8.9g/cm3，故高铬球的密度比锻钢球明显偏低，而硬镍合金钢球的密度与锻钢球相当,所以使用高铬球会导致生产率降低,而用硬镍合金钢球不会降低生产率。这个问题值得在生产中观察研究及证实。我们还可以从其它方向寻找耐磨耐腐蚀材料来制造钢球。V.Rajagopal的文章中报道,添加铜有助于降低湿磨中的磨蚀速率。而前面提的硬镍合金钢球也有高硬度,耐高温及耐腐蚀的性能,也是理想的耐磨球。目前我国还无硬镍合金钢球及衬板的生产，笔者正在作开发研究，以结束我国无硬镍合金钢球及衬板的状况。过去镍产量少，价格昂贵,镍金属作为战略物资控制使用，不具备发展硬镍合金钢球及衬板的条件。但目前情况大大改变，镍产量大增,世界上形成供大于求,镍金属价大跌，要求寻找新的镍金属消费渠道。而且，我国第二大镍矿———元江镍矿为硅酸镍矿,生产金属镍或氧化镍均不可行，而生产镍铁则可行,且生产出的镍铁正在寻找销路。用镍铁生产硬镍合金钢球及衬板应该是我国发展耐磨耐腐蚀钢球的一个重要方向。

摘要：介绍我国大型硫铁矿制酸设备国产化的现状，针对冬瓜山铜矿副产硫精砂中磁硫铁矿含量高、粒度细的特色，对2×400 kt/a硫铁矿制酸设备的工艺流程、“三废”处理、体系装备的挑选及欢腾炉、废热锅炉、电除尘器、枯燥塔、吸收塔、转化器、、转化器等关键设备的国产化进行分析，指出或许存在的问题；并对我国大型硫铁矿制酸国产化提出主张。 关键词：硫精砂；硫酸出产；大型化；国产化；可行性 中图分类号：TQ111. 14  文献标识码：B  文章编号：1002－1507(2006)02－0018－04 铜陵有色金属（集团）公司所属的铜都铜业股份有限公司冬瓜山铜矿石铜都铜业股份有限公司的首要潜力矿山，项目概算总出资19.96亿元，已于2004年10月投入试出产，达产后可产铜精矿约35kt/a，副产硫精砂约1000kt/a，铁精矿150kt/a以上，副产硫精砂含有48.29%的磁硫铁矿。鉴于副产硫精砂中ω（Fe）高达54.63%，焙烧后烧渣中ω（Fe）可达62%以上，可利用该烧渣制氧化铁球团作为钢铁工业高炉炼铁的炉料，这样不光处理了废渣堆存给环境形成的污染，并且大大进步了产品的附加值，铜都铜业股份有限公司决议分2期建造800kt/a硫酸项目，每期设备规划均为400kt/a。 鉴于现在国内外硫铁矿制酸设备最大规划只要400kt/a，又考虑到冬瓜山铜矿硫精砂磁硫铁矿含量高、粒度细的特色，对制酸设备的工艺挑选及国产化问题进行分析。 一、硫铁矿制酸设备大型化现状 跟着结构材料的改善、制酸技能的不断进步、单体设备出产强度的进步，以及设备出资和出产成本最优化的要求，硫酸设备不断向单系列大型化方向开展。现在，世界上制酸单系列最大规划为澳大利亚Anaconda公司的4400t/d设备，冶炼烟气制酸单系列最大规划为美国犹他州Kennecott的3800t/d设备，硫铁矿制酸单系列最大规划为我国贵州宏福实业公司的1200t/d设备。我国硫铁矿制酸司理多年的开展，已逐步形成较大的整体规划，自20世纪80年代以来，选用引入技能相继建成投产一片大型设备，我国首要大型硫铁矿制设备见表1。 表1  我国首要大型硫铁矿制设备厂商规划/（kt·a－1）投产时刻工艺流程技能及规划贵州宏福实业公司2×4001999年欢腾炉、废热锅炉、旋风除尘器、电除尘器、“空－填－间－电”净化，“2＋2”两转两吸德国鲁奇焙烧、日本三菱重工净化技能，华东工程科技股份公司具体规划；2001年改掺烧广西鹿寨化肥公司4002000年欢腾炉、废热锅炉、旋风除尘器、电除尘器，“泡－电”净化，“2＋2”两转两吸美国道尔公司焙烧、意大利西利沙门制酸技能，废热锅炉德国SHG公司技能，电除尘器鲁奇技能（韩国现代公司制造），南化规划院具体规划湖北黄麦岭化工公司2801995年欢腾炉、废热锅炉、旋风除尘器、电除尘器，“空－填－电”净化，“3＋1”两转两吸瑞典波利顿焙烧技能、美国孟山都制酸技能，我国五环化学工程公司具体规划云南云峰公司2301992年欢腾炉、废热锅炉、旋风除尘器、电除尘器，“空－填－间－电”净化，“3＋1”两转两吸德国鲁奇焙烧技能，南化规划院规划铜陵磷铵厂2001991年欢腾炉、废热锅炉、旋风除尘器、电除尘器，“空－填－间－电”净化，“3＋1”两转两吸加拿大剀米迪公司不锈钢转化器，东华工程科技股份公司规划南京化学工业 有限公司2001988年欢腾炉、废热锅炉、旋风除尘器、电除尘器，“空－填－间－电”净化，“3＋1”两转两吸德国鲁奇焙烧技能，南化规划院规划 二、工艺技能及体系装备挑选 （一）工艺技能挑选 1、工艺流程 2×400kt/a硫酸设备均拟选用老练的“欢腾焙烧、酸洗净化、两转两吸”工艺流程。硫铁矿欢腾焙烧发生的高温二氧化硫烟气经废热锅炉收回其间高温热能发生过热蒸汽后，再进旋风除尘器、电除尘器至净化工序除掉烟气中的尘埃、有害杂质并降温，净化选用动力波洗刷器加填料塔及两级电除雾器装备；烟气随后进入枯燥、转化工序，转化选用ⅢⅠ－ⅣⅡ换热流程。动力波洗刷器的设置首要是考虑强化净化工序对尘的洗刷作用。整套设备的发生操作均选用DCS体系，可根据需要对工艺参数，出产设备、电器外表工作状况及开泊车等一系列进程进行主动监测、操控调理、报警连锁等。 2、“三废”处理 硫精砂经焙烧后的烧渣ω（Fe）可达62%以上，可直接用来制氧化铁球团作为高炉炼铁的质料，因而出产中根本无废渣排放。选用两转两吸工艺及进口催化剂，确保转化率大于99.8%，尾气中的SO2合格排放。净化工序排出的酸性废水经石灰石中和生成石膏后，再与遍地的局面水混合，经石灰乳中和、膜过滤处理，清夜合格排放，中和渣经压滤机脱水后送堆场填埋。 （二）体系装备挑选 与其它质料制酸设备比较，硫铁矿制酸设备规划增大的限制首要在于欢腾炉，要处理硫铁矿质酸设备大型化的问题，首先要处理焙烧工序与制酸工序的配套问题。我国已投产的大型硫铁矿制酸设备规划小于300kt/a的规划选用1套焙烧体系1套制酸体系（俗称“一头一尾”，下同），规划到达400kt/a的规划选用1套焙烧体系配1套制酸体系或2套焙烧体系配1套制酸体系（俗称“两端一尾”）。2中体系装备在国内均有出产实例，每一种规划方案均有优缺点，要视具体状况而定。归纳考虑各种因素，2×400kt/a硫酸设备均拟用“一头一尾”的体系装备。 三、国产化的可行性及或许存在的问题 （一）工艺技能的可行性 10多年来，我国相继建造了一批大型硫铁矿制酸设备，首要工艺技能规划状况见表1。在我国已投产的大型硫铁矿制酸设备中，关键技能及大部分设备根本依靠进口，国内仅仅在国外公司供给根底规划后再进行具体规划。经过对引入技能的消化吸收，大大缩小与国外硫酸规划技能之间的距离，使得大型硫酸设备国产化规划逐步变为实际。如铜陵磷铵厂200kt/a硫铁矿制酸设备、金隆公司375kt/a冶炼烟气制酸设备、山东红日公司400kt/a制酸设备等都悉数或大部分选用国产化规划，工艺技能经济目标杰出。一起，江西永平400kt/a硫铁矿制酸设备、云南600～800kt/a制酸设备的国产化规划也在进行傍边，大型硫铁矿制酸设备国产化是可行的。 （二）首要设备大型化规划可行性 硫酸设备大型化的技能难点在于某些设备大型化会带来结构规划和流体均匀散布的困难，如超越必定极限会使建造出资和材料用量随之添加，将影响到设备的规划效益。关于硫铁矿制酸设备，或许影响设备大型化的环节首要体现在以下关键设备。 1、欢腾炉 世界上及冶炼烟气制酸最大规划均已大大超越硫铁矿制酸，其首要原因之一就是硫铁矿制酸欢腾炉的大型化规划存在焙烧面积太大，相应带来了巨大体积结构的规划及气体散布能否均匀等一系列杂乱的问题。在已规划投产的欢腾炉中，国外焙烧面积最大的为西班牙Almagrera S.a 910t/d制酸设备中123m2的欢腾炉；国内最大为西北铅锌冶炼厂及株洲冶炼厂的109m2的锌精矿欢腾炉，硫铁矿制酸欢腾炉面积现在最大为贵州宏福实业公司的60m2欢腾炉（容积约2500m3）。我国已投产的这些欢腾炉都是在引入的根底上，有国内规划部分完结具体规划的。经过对大型欢腾炉规划和出产实践的堆集，为大型设备国产化规划供给了技能确保。 2、废热锅炉 现在，硫铁矿制酸废热锅炉有天然循环、混合循环、强制循环3种方法。鉴于单系列制酸设备大型化及硫铁矿制酸废热锅炉的规划、工作特色，锅炉的汽水循环以强制循环为主。这其间又有以下3种炉型能够挑选，即带前置分散沉降室的W型烟气流程型、带冷却烟道式W型及直通式水平烟气流横向冲刷型。在国外，德国鲁奇公司和芬兰奥斯龙公司较多选用直通式水平烟气流横向冲刷型废热锅炉，我国20世纪80年代晚期引入该技能，现在已有自行规划和制造的才能。宝贵宏福实业公司400kt/a硫铁矿制酸设备也运用了这种锅炉，作用很好。 3、电除尘器 同废热锅炉相同，经过对引入技能的消化吸收，我国已成功规划并制造出200kt/a硫铁矿制酸设备用的电除尘器，大型硫铁矿制酸设备的电除尘器完全能够国产化。 4、其它设备 其它设备首要包含枯燥塔、吸收塔和转化器3大类设备。现在国产化400kt/a以上的及冶炼烟气制酸设备规划根本处于老练阶段，如东华工程科技股份公司规划的云南三环kt/a制酸设备，南昌有色冶金规划研讨院规划的贵溪、金隆等公司的冶炼烟气制酸设备，这些设备干吸塔转及转化器的规划目标（包含原料的挑选）均已挨近或超越国外先进水平，阐明我国具有大型化设备的规划才能。并且我国已投产的大型制酸设备，绝大部分设备都是在国内制造设备的，运用作用杰出。 （三）或许存在的问题 综上所述，我国已根天性独立完结大型硫铁矿制酸设备的规划和建造。但关于冬瓜山工矿硫精砂的特殊性，制酸设备选用“一头一尾”的国产化规划仍存在必定的难度和危险，首要表现在以下两方面。 1、磁硫铁矿含量过高。冬瓜山铜矿硫精砂中磁硫铁矿含量（质量分数）到达49.29%，磁硫铁矿含量过高将影响脱硫作用，然后影响烧渣烧结球团的进一步归纳利用。该硫精砂中硫的物相分析见表2。 表2  冬瓜山铜矿硫精砂中流的物相分析成果项目硫铁矿磁硫铁矿硫酸盐其它总计ω（S），%19.0117.110.241.2437.60占有率，%50.5645.500.643.30100 2、硫精砂粒度细。粒度小于0.045mm粒级的到达78.16%（具体状况见表3）。因为粒度较细，规划选用的焙烧强度及气速均不或许太大，然后大大添加欢腾炉床层面积。据实验猜测，400kt/a设备欢腾床面积需到达138m2，而现在我国400kt/a硫铁矿制酸设备欢腾炉面积最大也只要60 m2，国产化规划存在必定危险。 表3粒级/mm含量ω，%累计含量ω，%＋0.0743.57－0.074～＋0.04518.2721.84－0.045～＋0.02744.3966.23－0.027～＋0.01321.2287.45－0.01312.55100 四、对我国大型硫铁矿制酸国产化的主张 硫铁矿制酸设备正向大型哈ufangxiang开展，有必要处理好国产化与高工作率、大型化与技能牢靠性之间联系。我国大型硫铁矿制酸设备国产化是必要的、也是可行的，要结合实际规划出先进牢靠的大型制酸设备，在节省出资、降低成本的一起，发挥出规划和归纳利用功率。 （一）设备规划确实定要建立在技能牢靠性的根底上。硫铁矿制酸设备大型化的限制点在于焙烧体系的欢腾炉、废热锅炉及电除尘器上，特别是欢腾炉。因而，要活跃消化国外先进的规划和设备加工技能，结合国内200～250kt/a设备欢腾炉老练的规划技能，提前完结单系列400kt/a以上硫铁矿制酸设备国产化。关于400～500kt/a硫铁矿制酸设备，可规划为2套焙烧体系加1套制酸体系的装备方法，这样出资相对较少，牢靠性相对较高。当然，挑选1套焙烧体系配1套制酸设备也是可行的，但要承当因而带来的技能引入及出资费用，以及大面积欢腾炉规划的危险性。 （二）高起点国产化规划，国产化雨部分引入相结合。鉴于硫铁矿制酸设备大型化存在的难点及国外具有的先进技能，因而要将国产化与引入技能相结合，引入技能需具有先进性，且在10～20年内不至于落后而筛选。 （三）加大对难点技能研讨的粒度与国外技能的消化吸收。近些年来，虽然我国引入了不少国外技能，但关键技能因为国外公司的保密而一直难以把握，国内又缺少针对性的研讨。因而，加大对难点技能攻关力度的一起，还要活跃消化吸收引入的国外技能。 Feasibility analysis of localization of 2×400kt/a sulphuric （Tongling Non－ferrous Metal Co.,Ltd.,Tongling,Anhui,244000,China） Abstract：The present situation of localization of large－scale sulphuric acid plants based on pyrite is introduced.According to the features of high concentration magnetic pyrite and fine particle size of Dongguashan byproduct pyrite,process arrangement,“three wastes”disposal and localization of key equipment such as fluidized bed roaster,waste heat boiler,electrostatic precipitator,drying and absorption towers and converter are analyzed.Possible problems are pointed and some recommendations about localization of large－scale sulphuric acid plants based on pyrite are made. Key words：pyrite；sulphuric acid production；large－scale plants；localization；feasibility

流程概述     硅热复原法是以白云鄂博的稀土富渣、稀土精矿渣或稀土精矿等为稀土质料，75硅铁为复原剂，石灰为熔剂，当炉渣含氟量最低时，也参加萤石为辅佐熔剂，在电弧炉内制备稀土硅铁合金的办法。     国外多选用稀土氧化物、氢氧化物、稀土精矿球团[16，17]等为质料，复原剂有硅铁、、硅锰、铝粉或其他复合硅合金，也有参加的，熔剂是碱金属和碱土金属的盐类或氧化物。     图1扼要描绘了我国硅热法出产稀土硅铁合金的工艺流程。     表1列出了当时我国稀土硅铁合金的国家标准。   表1 稀土硅铁合金化学成分要求（GB4137－84）牌   号化学成分/%RESiMnCaTiFe不 大 于FeSiRE21 FeSiRE24 FeSiRE27 FeSiRE30 FeSiRE33-A FeSiRE33-B FeSiRE36-A FeSiRE36-B FeSiRE39 FeSiRE42 FeSiRE4520.0～＜23.0 23.0～＜26.0 26.0～＜29.0 29.0～＜32.0 32.0～＜35.0 32.0～＜35.0 35.0～＜38.0 35.0～＜38.0 38.0～＜41.0 41.0～＜44.0 44.0～＜47.040.0 45.0 43.0 40.0 40.0 40.0 39.0 39.0 39.0 37.0 35.04.0 4.0 4.0 4.0 4.0 4.0 4.0 4.0 3.0 3.0 3.05.0 5.0 5.0 4.0 4.0 4.0 4.0 4.0 3.0 3.0 3.03.5 3.5 3.5 3.5 3.5 1.0 3.0 1.0 3.0 3.0 3.0余量 余量 余量 余量 余量 余量 余量 余量 余量 余量 余量       钇基重稀土硅铁合金是我国20世纪70年代初开发的一个种类。钇基重稀土硅铁合金作为铸铁球化剂，也和轻稀土元素相同，除了具有激烈的脱氧脱硫作业外，还能使石墨化，进步铸铁的耐性与延展性。钇基重稀土的抗球化阑珊才能特别强，它在大断面铸铁件、稀土耐热钢以及铸铁焊条等范畴运用，弥补了轻稀土球化剂功能的缺乏。  稀土富渣石灰75硅铁       ↓  电弧炉  ↓  别离罐              冷却  ↓ ↓ 二次渣 稀土硅铁合金↓ ↓渣场 破碎包装  ↓  入库     （1）对原材料的要求     稀土富渣  为进步稀土收率和产值，要求REO≥12%，MnO≤2%，Fe≤1%，P2O5＜1%，碱度为1.0±0.2，不得有显着的铁皮搀杂及砂土等，粒度为10～250mm。     石灰  要求CaO＞85%，其他按炼钢用材料要求，粒度大于50mm，禁止粉石灰入炉。     硅铁  按国家标准75硅铁，含硅量大于75%，块度不大于150mm。     （2）配料  按所要求出产的稀土硅铁合金的化学成分，以炉料的化学成分为根据，按炉装入量核算出稀土富渣、硅铁、石灰量组成批量。炉料间的相对配比，随各种因素（如合金档次，各质料成分改变等）的改变而改变。经过长时刻的出产实践，现已总结出来几个经历公式。     ①稀土富渣与复原剂比（简称渣剂比）是断定稀土富渣配比的主要参数，可按下式核算：                                                 A·(R)·f=C·[R]·g                     [1] 这一公式可写成：                                                  A/C=g·[R]/f·(R)                        [2] 式中  A——稀土富渣量，kg；       C——含硅量，kg；      [R]——合金中稀土金属含量，%；      （R）——富渣中稀土氧化物含量，%，换算成稀土金属需乘以0.835；       g——合金率，即产出的合金与参加的硅铁质量比，可根据经历断定，%；       f——稀土回收率，%。     ②碱度与石灰。出产实践证明，按式（1）表明的配料碱度保持在3.0～3.5，出炉前的终渣碱度应在2.0～2.5为宜。  SiO2＋2 C ==== Si＋2CO        （1）  碱度=A[CaO]－1．47[F2]＋B[CaO′][3]A[SiO2]＋B[SiO′2]    式中  A——稀土富渣量，kg；       B——石灰量，kg；     [CaO]、[F2]、[SiO2]——CaO、F2、SiO2、在稀土富渣中的含量，%；     [CaO′]、[SiO′2]——CaO、SiO2、在石灰中的含量，%。    3MgO＋2Si(1)====Mg2Si(1)＋MgO·SiO2(1)              (2)        由式（2）可核算出石灰参加量。此公式适用于稀土富渣，假如运用稀土精矿渣为质料时，因为稀土氧化物也是碱性氧化物，当其含量大于30%，应对式[3]进行恰当批改，出产一一般选用的渣灰比经历公式是：                    B=（0.5～1.0）A                     [4]       稀土精矿渣宜选用低限，稀土富渣运用高限。     （3）冶炼工艺操作     ①加料熔化  送电前，应查看炉子机电设备、炉衬等是否正常，必要时要进行处理和修补。用大电压小电流送电起弧，当3个电极均有电流时即可进行加料。稀土富渣和石灰可由炉顶部两个加料漏斗参加，富渣和石灰替换进行放料；也可手艺参加。新炉壳容积小，可分两批放料，直到把悉数配料加完。石灰应尽量加在炉子中心区。电流一般安稳5min左右，即可将电流增加到变压器的答应值，以加快熔化。在熔化过程中，要勤推料，不断将炉内四周的未熔料，面向炉子中心的高温区。     ②复原  当炉料熔化约70%～80%时，即可停电抬起电极（也可不停电操作），将炉内四周未熔料面向中间，将凝结的大块打碎，最好拌和一下，使炉温各部成分均匀。然后，向炉心参加硅铁，尽量把硅铁加到高温三角区。如有硅铁显露液面，要及时把它压下，以削减硅铁烧损。此刻，可以用低电压大电流送电，使硅铁快速熔化，但应留意不要形成渣下金属过热。     在升温过程中，要留意炉顶逸出炉气的色彩和浓度改变及熔体液面状况。假如炉气由黄褐色，逐步变成灰白色，最终为蓝色，并观察到电极周围的渣面触摸处不断翻滚时，表明硅铁现已化完。渣温达1350～1400℃时，即可停电。抬起电极将炉体后倾必定视点，向炉内刺进中性气体管进行拌和，气体压力0.2～0.4MPa。开始时送风量要小，把风管刺进上部渣层试搅，以防俄然激烈拌和形成跑炉。逐步加大压力，把拌和管下插，视炉内反响欢腾状况前后倾动炉体，拌和方位随时改变，不留死角，要求炉内一直激烈欢腾而不溢渣。在拌和过程中炉内反响生成的气体很多逸出，焚烧旺盛，火焰由黄褐色变为灰白色，最终变成白色。一般火舌从电极孔穿出很高，当火焰下降欢腾削弱即可完毕拌和。拌和时刻一般为5～15min，长短由熔体量决议。取样分析后，决议是否持续拌和或出炉。     ③出炉  当炉前分析合金中稀土含量到达要求档次时，选用高电压中级电流提温至1350℃。出炉前先把门坎用石灰和焦粉垫起，使炉体趋于水平，停电3～5min，使渣铁很好别离。翻开出铁口，先将大部分炉渣放入渣罐，此刻，倾炉有必要缓慢，避免带出合金，然后将剩下炉渣和合金放入另一罐中，将合金彻底放出。出炉后将罐吊至规则地址冷却。冷却时刻表为4～6h。当合金冷至400～600℃时，即可翻罐。放完合金后把炉子康复到正常方位，进行下炉的送电起弧加料。    参 考 文 献    16、B.п.зaйko дp.,CMaль.1983,6:37    17、л.B.Cлeпobaдp.,CMaль.1983,1:25

一、现状 在处理各类矿石的选矿厂中，磁铁矿选矿厂数量最多，总产量也最大。虽然铁选厂规模相差甚远，最大规模年处理1400万吨，最小规模3万吨，但工艺流程的区别却不大，因此许多技术改造措施在大、中、小型选厂都可以采用。目前选矿厂能耗中电耗占90%左右，选矿电能单耗占选矿厂总单位成本的50%以上。据统计，选矿厂电耗最大的是磨矿工序，占全厂电耗的50%以上;其次尾矿泵输送工序占全厂电耗的20%以上;破碎工序占全厂电耗的10%以上。 破碎、磨矿、尾矿输送是选矿过程中的重要环节。影响破碎磨矿电耗高的原因是多方面的，如矿石开采中有大量废石混入，增加了破碎、磨矿加工量;破碎、磨矿过程中破碎无选择性、破碎比大;磨机自身、衬板及磨矿介质运动的电耗;入磨产品粒度大;分级效率低，增加了磨机循环负荷;尾矿浓度低等等。这就决定了降低破碎、磨矿、尾矿输送电耗的途径也必须采用综合技术措施，才能取得预期的效果。 二、节能降耗的途径 1、采用超细粉碎设备，优化破碎工艺系统 山特维克、美卓等国外公司生产的圆锥破碎机，能使最终破碎产品粒度平均降低5～8mm，为提高磨机的磨矿效率、提高磨机的台时处理量创造了条件。但是进口圆锥破碎机由于成本很高，让很多选矿厂望而却步。目前国产的高效圆锥破碎机也在破碎领域日露头角，由于其价格相对便宜，得以在很多大、中型选厂得以应用。高效节能破碎设备不仅本身有较低的电耗，而且由于其产品粒度较小，更深层次作用在于对破碎流程的影响。如减少作业段数，将闭路简化为开路，可减少设备数量，节省基建投资，降低运营成本。 2、多破少磨，减少入磨矿石粒度 破碎与磨矿是粉碎作业的两个阶段，破碎产品给入磨矿作业。物料破碎是靠破碎设备的挤压和冲击作用;而磨矿则靠离心力、摩擦力作用，使矿石不断受到冲击、挤压、剪切和研磨而粉碎。常规破碎范围内能量随粒度减小的变化率很小，而磨矿范围内能量随粒度减小急剧增加，破碎比磨矿能耗低是选矿界公认的观念。所以尽量减小破碎最终产品(即入磨矿石)的粒度，称为“多破少磨”。该原则已被大多数选厂采纳，新选厂的设计一般都予以充分考虑，老厂技术改造时也把降低入磨粒度作为主要内容之一。现在大、中型选厂的入磨粒度都控制在15mm以下，降低入磨粒度的节能降耗的效果是显著的。 但是，目前入磨最大粒度小于10mm的选矿厂尚不多，主要是传统细碎设备的性能决定了产品难以再细碎。如果不恰当地减小产品粒度，就会降低破碎生产能力，并加速破碎机磨损甚至损坏。因此进一步缩小入磨粒度，必须选择新型细碎设备。 3、设置干式预选作业，提高入磨矿石品位 干式预选作业现已普遍应用于大、中、小型磁铁矿选矿厂，所用磁力滚筒(磁滑轮)多数为永磁磁系，少数为电磁磁系。永磁磁系的磁场强度一般为150～250KA/m，近年来随着高效永磁材料的应用，磁场强度可达350～400 KA/m。 磁滑轮入选矿石的粒度和处理能力范围很宽，采用自磨机的选矿厂都采用大磁滑轮对进入自磨机的矿石进行预选，入选最大粒度一般在300～350mm，在中碎后进行干式磁选的粒度上限一般控制在不大于100mm;对入磨之前的粉矿进行预选，台时处理能力可高达400吨。磁滑轮预选可以大幅度节能、降耗、增产，尤其是废石混入率较高时其作用就会更大，可以丢弃20%～50%的原矿量。 4、强化分级，提高分级效率 过磨是磨矿中能耗损失主要原因之一，导致过磨除磨机本身原因之外，主要是分级效率低，致使合格粒级未能及时分离出来。目前我国大部分选矿厂分级作业采用螺旋分级机，分级效率低，因而在返砂中夹杂相当数量的合格产品粒度，致使大量合格产品粒度返回磨机再磨，既影响产量又使矿物过磨增加电耗。当前，因内外已经出现水力圆锥分级机、高频振动细筛、直线振动细筛、旋流细筛、立式圆筒筛及双涡流水力旋流器等新型分级设备以及两段分级工艺的应用，为我国强化分级作业创造了条件。对粗粒分级用细筛取代螺旋分级机;细粒分级以水力旋流品为主，以水力圆锥分级机或高频细筛、旋流细筛、立式圆筒筛为辅的二次二段分级。但要迅速解决好水力旋流器的结构、参数、材质和自动控制等问题，以保持其工艺指标的稳定。 5、采用阶段磨矿阶段选别流程，尽量在粗粒时选别抛尾 我国磁铁矿石品位普遍偏低，矿石中脉石的嵌布粒度往往大于磁铁矿物的嵌布粒度，在矿石粉碎过程中，首先解离出单体的是脉石，及早地把解离出的脉石颗粒选出，就可以避免因脉石参与磨矿或是脉石过磨而浪费能量和材料。因此，采用阶段磨矿可以实现节能降耗。实践证明，原矿品位越低，采用阶段磨选的经济效益越显著。尤其是采用“超粗磨大颗粒磁选抛尾”工艺，即磨至1～5mm时进行磁选抛弃尾矿的工艺，更具有突出的节能、降耗、增产效果。 6、选用新型磨矿机、磨矿介质和衬板 1)、厂的设备向大型化、操作过程自动化方向发展;而小选厂则在磨矿机轴承型式和返砂给入方式等方面进行革新。规格在Ø1500～3000mm以下的小型磨机，采用滚动轴承取代滑动轴承，可节能30%～50%。如还有的选厂在原旧设备基础上改进分级机返砂处的结构，使返砂自流，与原矿一起进入磨机而省掉勺头，不仅节约电能，减少冲击，延长鼓形给料器和齿轮寿命，还提高了运转率，磨机易于启动，节能增产效果显著。 2)、在粗磨的情况多采用球形介质，而细磨一般采用柱状或锥状磨段。磨矿介质的材料、显微结构和形状是影响磨机的重要因素。现在出现的新型贝氏体钢球、低铬合金铸球、屈氏体高铬多元合金铸铁球等，均具有强度高、冲击韧性好、耐磨、破碎率低等优点。 3)磨机衬板结构、材质的优劣，直接影响磨矿的电耗。目前我国金属矿选厂球磨机仍以高锰钢为主，存在问题是钢耗大，为 0. 25 kg/ t;电耗大，磨碎每吨矿石耗 8～20 kWh 的电能，约占选矿厂总电耗的50%以上;寿命短，在一段球磨机中为 6～8 个月，二段为 12～18个月;重量大;噪音高;在湿磨中抵抗矿浆化学腐蚀性磨损能力差。近年研制成功橡胶衬板、圆角方型衬板和磁性衬板等，在球磨机上应用取得明显地节能效果。 橡胶衬板具有独特的弹性和突出的抗腐蚀性能。受冲击时可以变形，寿命高，重量轻，节电效果显著。一般可降低电耗 10 %～15 %。 圆角方形衬板即角螺旋衬板，由于这种衬板相互错开一定角度沿磨机排列，因而筒体内的物料与磨机轴线形成了相垂直的剪切面，对物料产生附加的剪切作用，显著地降低了电耗。 金属磁性衬板靠磁力紧紧吸附在球磨机筒体上，其表面吸附磨碎的钢球和不同粒度的磁性物料形成20～50mm厚的滚动保护层，呈波纹状对入磨矿石有提升作用。细粒易磁化物料稳定的固结在最底层，能有效消除衬板磨损。其特点是使用寿命长，比高锰纲衬板高 6～8倍。厚度薄、重量轻、钢耗少，可以降低球磨机电耗 6 %～7 %。磁性衬板的问世是球磨机衬板史上一次重大突破。 7、改造磨矿控制 采用自动化检测仪表，检测磨机音频、磨机功率和分级机电流，分析磨机工作状况，采用模糊算法和模糊推理，优化磨机分级控制模型，实现球磨机给矿自动控制、磨矿浓度自动控制、分级溢流粒度自动控制，充分发挥磨矿分级效率，减少或杜绝球磨机胀肚和空转时间，降低钢球和衬板损耗，降低生产成本，经济效果显著。 8、磁动脉动磁选机与细筛相配合，提高精矿品位和产量 9、尾矿输送 选矿厂尾矿输送是另一项能耗大项，由于尾砂必须及时输送到尾矿坝，所以矿浆泵必须一天24小时不停运转。由于排放浓度低(15%～16%)，造成了尾矿输送能耗大，经营费用高。在泵站、管道、扬程均固定的情况下，较易采用变频调速器改变机组的转速、改变泵叶轮的参数等技术改造旧泵，通过变频调速尾矿泵，实现高浓度或恒浓度输送，可大大的节省能耗。

二、 破碎体系设备的改造    在破碎工艺流程的改造进程中，一起进行了与体系相适应的破碎筛分设备的改造，    在上述三个厂破碎工艺流程中所进行的设备改造主要有以下几项。    1. 破碎设备的改造    东鞍山选厂于1970 年头组绍技能攻关，将本来粗破碎选用的链式排矿机排矿改造为皮带运送机排矿。改造后，克服了链式排矿机会黄泥矿影响出产的难题，使粗碎产品四通八达。在确保破碎产品粒度的状况下，使年破碎产值进步到500万t 以上。    细破碎机衬板几许尺度：年破碎产值到达500万t 后，细破碎才能缺乏成为一个杰出薄弱环节。于1975年对细破碎机衬板几许尺度进行改造：一是改造细破碎机的衬板替换办法，由本来的换坏留好的单一替换办法改为同一台细破碎机的动、定锥衬板一起替换，二是将原动锥衬板的下部笔直部分向外扩展，与笔直部分红30°，使锥体直径逐步加大为ø2160mm；三是定锥衬板下部的外圆加工尺度削出一圈约30mm（见下图）。 [next]     改造后，消除了定锥衬板磨损的卷边现象，衬板磨损后期平行带由350mm延伸到500mm,动、定锥衬板一起替换，调整和改进了平行带的触摸空隙尺度。然后对进步细碎机功率，缩小破碎产品粒度起到了明显作用，使细破碎排矿产品粒度-12mm 的粒级含量由改前的35%进步到44.5%。    于1977年开端对中破碎机衬板进行了改造，将3台中破碎机中1号和3号两台中破碎机由原选用中破碎定锥衬板改为细破碎定锥衬板（见下图）。 [next]     改造后，使衬板平行带由本来长170mm 延伸到220mm，进口由350mm 缩小到285mm，并能使给、排矿口随时调整，选用直流电机无级调速操控。然后发挥了中破碎作用，在中破碎机排矿口相同的条件下，其产品粒度-12mm含量由本来的16.82mm进步到25.35%，进步了8.25%。减轻了细破碎负荷，使闭路循环负荷由本来的220% 降到180%。    1986 年，大石河、水厂两选厂先后也以细碎机的轧臼壁替代中碎机轧臼壁，使中碎机破碎带延伸，添加了-75mm 粒级含量，减轻细碎作业的负荷量，为缩小细碎产品粒度发明了条件。依据水厂选矿厂的核算，因为中碎机破碎带延伸，添加-75mm 粒级含量，导致破碎体系电耗添加0.852kW•h/t，但整个选矿厂电耗却下降1.44kW•h/t，并使磨矿钢、铁球耗别离下降0.04kg/t和0.10kg/t。    依据峨口铁矿的状况，近几年来进行了以破碎腔改造为中心，统筹均匀布料、给料自控、改进衬板原料、改变化锥摇摆次数和偏疼距以及改进筛分设备等方面的体系改造计划。对细碎机结构的改造提出以下办法：    （1）缩短平行区，确保矿石在平行区破碎一次的前提下，添加破碎区的长度，进步整个腔形的利用率。    （2）将定锥由直线段衔接改为曲线衔接，并将破碎壁和轧臼壁衔接点错开，削减堵塞的可能性。    （3）将腔形由两个啮角区改为四个啮角区。    按上述三个方面改造后腔形如图见下图所示。 [next]     辅佐改造的部分包含：    （1）添加单机驱动反转布料器：国内现有的细碎机都无独自给料器。现在的给料办法是物料由漏斗直接流向动锥上布料盘，受物料活动方向的影响，撒至破碎腔四周上的物料混合不均，不利于破碎。此外，物料对布料盘也发生冲击、造烦恼磨损不匀，恶化了工作条件。参阅旋盘破碎机和有的液压圆锥破碎机布料器结构和办法，规划了单机驱动反转布料器，装在破碎机给料口上方。    （2）给料自动操控：主要是选用功率操控计划，操控参数取自破碎机电机负荷，调理量为给矿量。    （3）动锥摇摆次数和偏疼距：进步动锥摇摆次数可添加对物料的破碎次数，对进步出产率，下降产品粒度都是有利的。这在国内已有实践并获得必定的作用，这种强化破碎的目的，在老破碎机上改造遭到功率及设备自身强度的约束，不能恣意进步。依据分析核算，在进步转速的一起，相应地削减偏疼距，以确保机器强度根本满意运用要求，选用锥摇摆次数进步20%左右，偏疼距削减15%。    （4）改进振荡筛：筛分在破碎体系中是一个重要环节。现在我国矿山细碎机装备的振荡筛大多存在一些问题，如：筛分功率低，筛网寿数短等。改进的办法有：①添加筛面长度；②进步振荡频率；③减小筛面装置倾角；④改进给料办法；⑤改进筛网结构及材料。    在峨口铁矿5号细碎机上进行了破碎腔、布料器的工业实验。测验成果如下表所示。从测验成果看出，改进后的细碎机其产品粒度明显下降，尤其是在较小排矿口时，当排矿口为6mm时，其-12mm的粒级占60%，处理才能与改造前的破碎机根本相同。  细破碎机改造前后产品粒度俎成改 造 前改 造 后粒级，mm产率，%负累计产率%粒级，mm排矿口6mm，处理量296t/h排矿口6mm，处理量296t/h产率，%负累计产率%产率，%负累计产率%318.31100195.710016.6100-1235.1391.69-47.294.31083.4-724.656.66-325.787.135.773.4-34.6931.96-310.261.4637.7-29.9627.29-216.151.29.831.7-33.3117.33-37.635.13.821.9-414.0214.02-427.527.618.118.1[next]     2.筛分设备的改造    东鞍山选矿厂的破碎体系改为闭路工艺流程后，振荡筛负荷增大，使筛分功率下降，筛板磨损加快，直接影响产品的粒度。所以先后选用过5种铁质筛板，其成果依然存在上述弊端。因而于1978年选用了橡胶筛板，规格为600×600 mm，厚20mm，筛孔上口为15.5mm 宽，下口为17.5mm 宽。改造作用较好，检修装置便利，较铁筛板延伸运用寿数3.4倍，设备作业率进步2%。原振荡筛因为振幅小，振荡力不行，形成物料移动速度慢。料面加厚而常常压住筛子及因泥矿影响粘糊筛板，致使筛分功率下降。为此，将原振荡筛的两边飞轮添加配重，并将中心距偏疼度由21°改为23°，然后增大振幅及进步振荡力，改进了筛子的作业条件和进步了筛分功率。原振荡筛给矿会集在筛板中间部位，改造研发犁式分矿器焊在给矿漏斗里，其成果使本来会集筛板中间给矿改变为均匀散布给矿，进步了筛面利用率和筛分功率，对安稳和操控产品粒度起到了较大作用。    水厂铁矿选厂和大石河铁矿选厂也对振筛设备进行过改造，1984年将筛篦材料由Q235A级钢改用20MnV 圆钢，使其寿数由14 天延伸至27天，将筛网由平面改为向上凸起的弧形筛面，使物料散布均匀，1985～1987年先后将1/3 筛子的筛孔由12mm 改为10mm。    3.加快给料机转速    水厂、大石河选厂先后将粗碎用ZBC2400×1200mm重型板式给料机的速度由原0.065m/s进步到0.07m/s；此外，又采纳替换运送带减速机和增设液力偶合器（维护主电机），进行胶带机加快。    三、 粗碎机锥体衬套的爆破硬化    首钢矿山公司对WK-4 型电铲55只铲齿爆破硬化处理的工业实验获得明显成效后，1987 年6月又对200t矿用高锰钢件进行了爆破硬化处理，其间包含WK-4型电铲铲齿380只，ø2700×3600mm格子型球磨机各类衬板70t，及粗、中、细破碎机锥体衬套75t。以下是PX1200/180mm旋回破碎机锥体衬套的爆破硬化处理及装机运转的测定成果。    水厂铁矿粗破碎机为PX1200/180mm 悬挂式中心排矿旋回破碎机。其锥体衬套（即破碎壁）共由三节组成（俗称三节套），算计6.5t，悉数为砂模铸造高锰钢件（ZGMn13）。锥体衬套经水韧处理后的硬度为布氏HB180～210，金相安排悉数为奥氏体，奥氏体晶粒5级，非金属类杂物细微，O+S≤级。    锥体三节套中以下节衬套磨损为最严峻，一般接连作业40～50天作废。上节和中节衬套虽仍可接连运用20～30天，但因为下节衬套需求替换，上、中节又与它连为一体，也有必要随之替换，因而，进步下节锥体衬套（重3.2t）的运用寿数，就可使整个三节（重6.5t）锥体衬套的服役期延伸，为此进行爆破硬化处理。    下节锥体衬套如下图 所示。硬化处理前先将衬套平稳地置于爆破场松软地上，在1/2衬套外环面顺次接连贴敷厚度为4cm的板状。然后贴敷，衔接导火线，查看安排妥当后引爆。别的的1/2 锥体衬套外环面，同上述进程贴敷板状，引爆，进行第2次放炮。[next]    一个锥体衬套如此对称地分两次贴药，引爆，可以使每次爆破别离有一侧为“泻载”面，不致于形成外套开裂。一般状况下，一个外套分两次贴药引爆放两炮，可完结一次爆破硬化。假如对外套进行两次爆破硬化处理，则按上述办法再重复一次即可。    实验对外套进行两次爆破硬化处理（四批），该外套初始硬度平均为HB175，一次爆破硬化后平均为HB306；两次爆破硬化后平均为HB389。两次进步硬度起伏别离为74.8%和122.3%。    经两次爆破硬化处理后的粗破碎机锥体外套，于1987年12月在水厂铁矿装机运转，运用成果表明，寿数进步28.5%（见下表）。     两次爆破处理运用作用  处理办法装机、下机日期运用天数，d原矿处理量，万t年、月、日水韧处理1987.8.29-1987.10.2052121.95两次爆破硬化处理1987.12.3-1988.2.563156.65     首钢矿山公司选厂年耗破碎壁、轧臼壁约720t。如按进步25%计，全公司选厂可节省优质高锰钢铸件、机加工件180 t/a。

一、现状 在处理各类矿石的选矿厂中，磁铁矿选矿厂数量最多，总产量也最大。虽然铁选厂规模相差甚远，最大规模年处理1400万吨，最小规模3万吨，但工艺流程的区别却不大，因此许多技术改造措施在大、中、小型选厂都可以采用。目前选矿厂能耗中电耗占90%左右，选矿电能单耗占选矿厂总单位成本的50%以上。据统计，选矿厂电耗最大的是磨矿工序，占全厂电耗的50%以上；其次尾矿泵输送工序占全厂电耗的20%以上；破碎工序占全厂电耗的10%以上。 破碎、磨矿、尾矿输送是选矿过程中的重要环节。影响破碎磨矿电耗高的原因是多方面的，如矿石开采中有大量废石混入，增加了破碎、磨矿加工量；破碎、磨矿过程中破碎无选择性、破碎比大；磨机自身、衬板及磨矿介质运动的电耗；入磨产品粒度大；分级效率低，增加了磨机循环负荷；尾矿浓度低等等。这就决定了降低破碎、磨矿、尾矿输送电耗的途径也必须采用综合技术措施，才能取得预期的效果。 二、节能降耗的途径 1、采用超细粉碎设备，优化破碎工艺系统 山特维克、美卓等国外公司生产的圆锥破碎机，能使最终破碎产品粒度平均降低5～8mm，为提高磨机的磨矿效率、提高磨机的台时处理量创造了条件。但是进口圆锥破碎机由于成本很高，让很多选矿厂望而却步。目前国产的高效圆锥破碎机也在破碎领域日露头角，由于其价格相对便宜，得以在很多大、中型选厂得以应用。高效节能破碎设备不仅本身有较低的电耗，而且由于其产品粒度较小，更深层次作用在于对破碎流程的影响。如减少作业段数，将闭路简化为开路，可减少设备数量，节省基建投资，降低运营成本。 2、多破少磨，减少入磨矿石粒度 破碎与磨矿是粉碎作业的两个阶段，破碎产品给入磨矿作业。物料破碎是靠破碎设备的挤压和冲击作用；而磨矿则靠离心力、摩擦力作用，使矿石不断受到冲击、挤压、剪切和研磨而粉碎。常规破碎范围内能量随粒度减小的变化率很小，而磨矿范围内能量随粒度减小急剧增加，破碎比磨矿能耗低是选矿界公认的观念。所以尽量减小破碎最终产品（即入磨矿石）的粒度，称为“多破少磨”。该原则已被大多数选厂采纳，新选厂的设计一般都予以充分考虑，老厂技术改造时也把降低入磨粒度作为主要内容之一。现在大、中型选厂的入磨粒度都控制在15mm以下，降低入磨粒度的节能降耗的效果是显著的。 但是，目前入磨最大粒度小于10mm的选矿厂尚不多，主要是传统细碎设备的性能决定了产品难以再细碎。如果不恰当地减小产品粒度，就会降低破碎生产能力，并加速破碎机磨损甚至损坏。因此进一步缩小入磨粒度，必须选择新型细碎设备。 3、设置干式预选作业，提高入磨矿石品位 干式预选作业现已普遍应用于大、中、小型磁铁矿选矿厂，所用磁力滚筒（磁滑轮）多数为永磁磁系，少数为电磁磁系。永磁磁系的磁场强度一般为150～250 KA/m，近年来随着高效永磁材料的应用，磁场强度可达350～400 KA/m。 磁滑轮入选矿石的粒度和处理能力范围很宽，采用自磨机的选矿厂都采用大磁滑轮对进入自磨机的矿石进行预选，入选最大粒度一般在300～350mm，在中碎后进行干式磁选的粒度上限一般控制在不大于100mm；对入磨之前的粉矿进行预选，台时处理能力可高达400吨。磁滑轮预选可以大幅度节能、降耗、增产，尤其是废石混入率较高时其作用就会更大，可以丢弃20%～50%的原矿量。 4、强化分级，提高分级效率 过磨是磨矿中能耗损失主要原因之一，导致过磨除磨机本身原因之外，主要是分级效率低，致使合格粒级未能及时分离出来。目前我国大部分选矿厂分级作业采用螺旋分级机，分级效率低，因而在返砂中夹杂相当数量的合格产品粒度，致使大量合格产品粒度返回磨机再磨，既影响产量又使矿物过磨增加电耗。当前，因内外已经出现水力圆锥分级机、高频振动细筛、直线振动细筛、旋流细筛、立式圆筒筛及双涡流水力旋流器等新型分级设备以及两段分级工艺的应用，为我国强化分级作业创造了条件。对粗粒分级用细筛取代螺旋分级机；细粒分级以水力旋流品为主，以水力圆锥分级机或高频细筛、旋流细筛、立式圆筒筛为辅的二次二段分级。但要迅速解决好水力旋流器的结构、参数、材质和自动控制等问题，以保持其工艺指标的稳定。 5、采用阶段磨矿阶段选别流程，尽量在粗粒时选别抛尾 我国磁铁矿石品位普遍偏低，矿石中脉石的嵌布粒度往往大于磁铁矿物的嵌布粒度，在矿石粉碎过程中，首先解离出单体的是脉石，及早地把解离出的脉石颗粒选出，就可以避免因脉石参与磨矿或是脉石过磨而浪费能量和材料。因此，采用阶段磨矿可以实现节能降耗。实践证明，原矿品位越低，采用阶段磨选的经济效益越显著。尤其是采用“超粗磨大颗粒磁选抛尾”工艺，即磨至1～5mm时进行磁选抛弃尾矿的工艺，更具有突出的节能、降耗、增产效果。 6、选用新型磨矿机、磨矿介质和衬板 1）、厂的设备向大型化、操作过程自动化方向发展；而小选厂则在磨矿机轴承型式和返砂给入方式等方面进行革新。规格在Ø1500～3000mm以下的小型磨机，采用滚动轴承取代滑动轴承，可节能30%～50%。如还有的选厂在原旧设备基础上改进分级机返砂处的结构，使返砂自流，与原矿一起进入磨机而省掉勺头，不仅节约电能，减少冲击，延长鼓形给料器和齿轮寿命，还提高了运转率，磨机易于启动，节能增产效果显著。 2）、在粗磨的情况多采用球形介质，而细磨一般采用柱状或锥状磨段。磨矿介质的材料、显微结构和形状是影响磨机的重要因素。现在出现的新型贝氏体钢球、低铬合金铸球、屈氏体高铬多元合金铸铁球等，均具有强度高、冲击韧性好、耐磨、破碎率低等优点。 3）磨机衬板结构、材质的优劣，直接影响磨矿的电耗。目前我国金属矿选厂球磨机仍以高锰钢为主，存在问题是钢耗大，为 0. 25 kg/ t ；电耗大，磨碎每吨矿石耗 8～20 kWh 的电能，约占选矿厂总电耗的50%以上；寿命短，在一段球磨机中为 6～8 个月，二段为 12～18 个月；重量大；噪音高；在湿磨中抵抗矿浆化学腐蚀性磨损能力差。近年研制成功橡胶衬板、圆角方型衬板和磁性衬板等，在球磨机上应用取得明显地节能效果。 橡胶衬板具有独特的弹性和突出的抗腐蚀性能。受冲击时可以变形，寿命高，重量轻，节电效果显著。一般可降低电耗10%～15%。 圆角方形衬板即角螺旋衬板，由于这种衬板相互错开一定角度沿磨机排列，因而筒体内的物料与磨机轴线形成了相垂直的剪切面，对物料产生附加的剪切作用，显著地降低了电耗。 金属磁性衬板靠磁力紧紧吸附在球磨机筒体上，其表面吸附磨碎的钢球和不同粒度的磁性物料形成 20～50mm厚的滚动保护层，呈波纹状对入磨矿石有提升作用。细粒易磁化物料稳定的固结在最底层，能有效消除衬板磨损。其特点是使用寿命长，比高锰纲衬板高 6～8 倍。厚度薄、重量轻、钢耗少，可以降低球磨机电耗 6 %～7 %。磁性衬板的问世是球磨机衬板史上一次重大突破。 7、改造磨矿控制 采用自动化检测仪表，检测磨机音频、磨机功率和分级机电流，分析磨机工作状况，采用模糊算法和模糊推理，优化磨机分级控制模型，实现球磨机给矿自动控制、磨矿浓度自动控制、分级溢流粒度自动控制，充分发挥磨矿分级效率，减少或杜绝球磨机胀肚和空转时间，降低钢球和衬板损耗，降低生产成本，经济效果显著。 8、磁动脉动磁选机与细筛相配合，提高精矿品位和产量 9、尾矿输送 选矿厂尾矿输送是另一项能耗大项，由于尾砂必须及时输送到尾矿坝，所以矿浆泵必须一天24小时不停运转。由于排放浓度低（15%～16%），造成了尾矿输送能耗大，经营费用高。在泵站、管道、扬程均固定的情况下，较易采用变频调速器改变机组的转速、改变泵叶轮的参数等技术改造旧泵，通过变频调速尾矿泵，实现高浓度或恒浓度输送，可大大的节省能耗。 10、加强企业管理 坚强企业管理也是选矿厂节能降耗的一个有效而重要的步骤，选矿厂节能降耗是一项综合技术，是一项系统管理工程，节能降耗的效益是通过企业群体节能意识，是所有部门的共同努力，协调配合而达成的，应从抓主作业线磨机运转时间入手，不断提高主作业线的有效作业率，推进主要设备功能投入率和精度保持率，对关键设备的停机时间做出明确的考核规定。选矿厂磨机的频繁故障，不但造成整个选矿作业的失控，而且磨机的每次瞬时启动所耗电能巨大，这样会造成电能的巨大浪费。因此，设备的稳定运转是选矿厂节能降耗的前提条件。 三、选矿厂节能降耗的思考 近年来矿山行业节能降耗成效较大，但矿山冶金行业仍然属于高能耗行业，其生产工艺流程比较长，采矿、选矿、冶炼以及加工过程中都必须消耗大量能源，挖掘潜力仍然巨大，作为中间环节的选矿，在可行性研究、设计、生产、技术改造时应统畴兼顾，综合考虑几个方面。 1、要大力发展矿山行业循环经济。一方面，要从原生资源的开采中千方百计节能，另一方面，大力发展矿山循环经济、从根本上改变能耗结构，已经成为解决能耗过高问题的必由之路。 2、要大力发展节能技术，淘汰落后工艺和技术。生产实践证明，先进的技术设备和工艺是保证我国矿山行业节能降耗的根本。提高矿山的科技生产力，选矿设备引进消化、加大新设备研制的水平与力度。 3、研究探索选矿新工艺，积极推广新设备新型材料，加快难处理资源的利用，提高选矿指标。 4、实现高水平自动化与过程控制，建立和完善科学合理的能耗标准体系。 总之，在世界能源日益紧张的今天，对于我们这样一个能源并不富裕的国家，在矿山广泛、持久地进行节能的技术改造，是我们这一代管理人员、工程技术人员和广大职工神圣而不容推脱的使命和责任。

一、位置：位于四川省会理县力溪区的川滇公路上，北距会理县城45公里，西距金江火车站85公里，矿区海拔高1800米以上，平均气温15℃。     二、矿石特性：矿体产于基性、超基性岩体中，为岩浆熔离型硫化铜镍矿床。主要金属矿物有：镍黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、磁铁矿、及少量的黄铁矿。脉石矿物有：橄榄石、辉石、斜长石、黑云母、磷灰石、棕色角闪石、石榴石、蛇蚊石等。金属硫化物以磁黄铁矿为主，镍黄铁矿和黄铜矿均与其紧密共生。硫化物嵌布于硅酸盐矿物晶粒间及裂缝中。大部分硫化物粒度较大，可达3～4毫米，一般为0.18毫米左右。而在浸染矿石中，硫化物呈星点状，一般为0.01～0.005毫米。镍呈硅酸镍状态的占8～10%，这部分镍是橄榄岩中镍代替铁呈类质同相状态存在。矿石密度3～3.5吨/3米。     三、厂史：矿山始建于58年，原由北京有色冶金设计总院设计，采选规模500吨/日，并有年产1200吨高冰镍的粗炼厂以及其它辅助生产设施，60年代初简易投产，服务年限10年。后因地质储量增加，原设计正直困难时期，厂房简陋，设备不配套。1964年由昆明冶金设计院进行填平补齐设计，65年底重新建成投产、采、选规模500吨/日，服务年限保有14年。历史最好水平为1978年，平均处理量556吨/日。原矿镍品位0.99%，铜品位0.49%。     四、生产概况：选矿工艺流程有以下4个特点     （一）因矿体中部含有镍品位大于3%的富矿脉，故在粗碎后设置手选皮带选富矿直接送炉冶炼。     （二）由于原矿品位波动大，粗选可直接产精矿，并视来矿性质灵活调整槽数。     （三）采用阶段磨矿，多次选别流程，适于粗细分选、难易分选。     （四）脱铜工艺与镍浮选流程分开单独配置，便于根据来矿性质（铜镍比）灵活调整。     综合回收：铜镍硫化矿中伴生金、银、钴、铜、镍的回收率高时，金、银、钻的回收率也相应较高。企业建筑面积17.84万米2选矿厂面积2350米2选矿厂安装总功率2923瓩企业总投资（其中固定资产原值4537万元）4810万元选矿固定资产原值442.5万元企业实现税利13499万元精矿金属成本（以85年计）总成本224万元单位成本7801元原矿加工成本15.97元/吨（85年计）     矿石经竖井提升地面后，经自溜线由前倾式翻罐笼卸入选厂粗矿仓。精矿运输采用3.5吨翻斗汽车。精矿由本企业冶炼厂处理。     选矿工艺流程自建厂后曾进行四次改进，由镍精矿品位3.5%提到高4.1%，镍回收率由77%提高至80%，精矿含氧化镁由12～17%，下降到10%以下，硫回收率由60%提高到80%。给冶炼操作带来好处，减少了炉结和冰铜发粘现象。后来由于深部开采，原矿含铜遂渐增加。为提高经济效益，决定改进选矿工艺，提高镍铜比，从原铜镍精矿中分离出部分铜精矿，以降低镍精矿中的含铜量。     五、工艺流程：见图1。图1  会理镍选矿厂生产流程     六、生产指标：见表1。 表1  主要生产指标项目单位设计历史最好水平1965年1970年1975年1234567处理矿量吨/日500481.66吨/日16500016.2674.9747.741115.55原矿品位（%）Ni0.860.8220.460.610.681Cu0.420.487精矿品位（%）        NiNi3.504.4283.5713.8954.319Cu1.861.509CuNi1.107Cu25.96精矿含量（吨/年）NiNi1130875.295175.509342.544851.384Cu600CuNi158.949Cu回收率（%）NiNi7883.8276.7576.4980.36Cu85CuCu44.45Ni续表1项目1980年1985年1986年1987年1988年189101112处理 矿量474.76472.29.45.38586.48929.6477原矿品位0.6580.6630.6470.5940.377精矿品位4.2914.344.4254.20924.6291.3281.107精矿含量513.477287.15732246487.83689.4064.02回收率81.481.1279.5980.9843.6744.451.14    七、消耗指标：见表2至表8。     八、主要设备能力：见表9。     九、选矿生产成本：见表10。     十、设备荷负率：见表11和表12。 表2  材料消耗、成本、劳动生产率项目单位设计历史最好水平1965年1970年1975年1234567药剂：黄药克/吨250113422454331丁基铵黑药2号油7082153171158石灰1922硫酸铜79252纤维素62124钢球公斤/吨31.4292.3281.79水米3/吨4.5电耗：全厂度/吨51.352.15其中：磨浮度/吨成本：全厂元/吨·原矿9.93选矿车间元/吨·原矿全员劳动生产率吨/人·月23.4266.18工人劳动生产率27.486107.23 续表2  材料消耗、成本、劳动生产率项目单位1980年1981年1982年1983年1984年1985年8910111213药剂：黄药克/吨269227226185113119丁基铵黑药克/吨191839302号油克/吨10391929882102石灰克/吨4730423028321922硫酸铜克/吨10812931047999纤维素克/吨106911091346299钢球公斤/吨2.2112.2132.1781.4291.92.438水米3/吨电耗：全厂磨浮度/吨51.349.7753.5753.0152.3752.4成本：全厂选矿车间元/吨·原矿12.8612.8516.2315.3214.8815.97全员劳动生产率吨/人·月32.9634.5522.4328.1823.2216.7工人劳动生产率49.6853.5833.4042.2533.4524.53 表3  破碎机衬板消耗项目材质寿命（月）消耗量（公斤/吨矿）破碎机规格固定颚板大虎口15Mn240.015600×900小虎口15Mn260.003400×600动颚板大虎口15Mn280.007600×900小虎口15Mn2100.002400×600动锥衬板标  准15Mn230.007φ900短  头15Mn230.008φ900轧 臼标  准15Mn230.008φ900短  头15Mn230.008φ900 表4  磨机衬板消耗项目球磨机材质寿命（月）消耗（公斤/吨）磨机规格φ2100×1200筒体衬板15Mn2100.25端衬板15Mn280.048磨机口衬板15Mn2120.012 表5  钢球消耗类别产品－200目%固体 （%）磨矿介质尺寸（毫米）装载负荷（%）消耗量（公斤/吨）材质球磨45～5040～42120、100401.9稀土铁球80、60、40再磨60～6536～3860、40421.03稀土铁球 表6  筛网、滤布、砂泵、浮选机磨耗或寿命项目材质寿命（月）消耗（公斤/吨）设备规格筛网1.35×2.7M上层A320（天）0.010钢筋φ8m/m下层10.007钢筋φ6m/m滤布民用帆布10.00210M2 φ=2.6ML=1.3M车间砂泵4SP叶轮白口铁20（天）0.005φ400×205m/m泵壳10.007φ420×160m/m尾矿砂泵4PH叶轮HT－115（天）0.0049φ340/φ160×155m/m泵壳HT－160.0022φ510/φ160×202m/m浮选机5A叶轮耐磨铸铁30.108φ500×180m/m盖板耐磨铸铁30.108φ600×125m/m 表7  电力消耗项目消耗（度/吨原矿）破碎、运输筛分3.3磨矿、分级（包括再磨）浮选42脱水1.2其他（照明、水泵、机修）7.0总计53.5 表8  生产用水项目单位消耗实际总耗水量吨/日3600新水量吨/日3600每吨原矿消耗新水量米3/日7.5 表9  主要设备能力项目名称及规格台数最大处理量一、碎矿吨/台·时产品粒度（毫米）排矿口宽度（毫米）矿石密度粗碎PEF600×900148～50－15080～85中碎PEF400×600117～20－9065～70KCд900155～57＋501518细碎KMдф900134～36－1811～13二、磨矿分级吨/台·时给矿粒度（毫米）磨矿细度－200目%一段圆锥型球磨机ф2400×120039.5～10－1845～50二段″″″110～12－0.9260～65三、浮选米3/吨·日作业浓度（%）给矿浓度（毫米）一次选别粗选5A60.013240～42－0.92精选5A20.004323～25二次选别粗选5A30.013232～34－0.272精选5A10.002229～31三次选别粗选5A60.013220～22－0.152精选5A20.004318～19扫选5A460.10618～19脱铜铜镍分离一次212～16二次18～12四、脱水吨/米2日给矿浓度（%）排矿浓度滤并水份%精矿密度浓缩周边式传动φ15M10.3527～3060～703.4～3.6铜精矿沉淀池2过滤圆筒外滤式（镍）10米224.7950～6016.5～173.4～3.6圆筒外滤式（铜）10米2140～6013～14表10  选矿生产成本序号项目单耗单价（元/公斤）金额（元/吨）1辅助材料公斤/吨矿钢球（稀土）2.4380.551.34衬板捕收剂  黄药0.122.500.30黑药0.035.700.17起泡剂 2#油0.1002.600.26调整剂 硫酸铜0.1001.950.195石灰3.000.0550.165抑制剂 纤维素0.1003.500.35滤布0.002米/吨1.7元/米0.003润滑油, , , ,0.10水煤0.7550.0290.022电63.6瓩/吨0.16.363生产工人工资2.394生产工人附加工资0.185固定资产折旧0.616大修基金1.117车间经费3.96选矿单位成本15.97精矿单位成本338.59 表11  主要车间及设备负荷率、运转率车间名称综合生产能力（额定）负荷率%运转率%一、碎矿车间480  吨/日9614.14中碎机1008  吨/日细碎机636  吨/日二、磨浮车间480  吨/日9622.60磨矿机0.59吨/米·时（按新生－200计算）浮选机0.152米3/吨·日三、脱水车间87（精矿）吨/日6.92过滤机4.79吨/米·日表12  磨机运转率、利用率项目单位历史最好水平1984年年工作日天345153磨机运转率%78.431.51磨机利用率%74.1321.98停车主要原因检修及其它资源枯竭及所占工时1889∶0024129∶03容积利用系数吨/米3·时0.6010.55     十一、三废治理     （一）尾矿库：尾矿库有新老两处，老库位于选厂西北角，力马河（居民区）上游，1959年10月至1979年元月为使用期。新库位于选厂东面，力马河下游的齐登甫附近，79年1月投入使用。由于矿山储量增加，生产期延长，尾矿库在1974年又进行了扩建设计，75年增加100万米3。至85年底止，已堆放尾砂20万米3，还可使用8年。尾矿堆放仍采用分散管排放，人工堆坝形式。尾矿坝扩建投资为157万元。     （二）尾矿输送系统：现尾矿库采用两处倒虹、多段明渠和砂泵扬送等混合方式输送。管、渠全长6.8公里。明槽坡度2.2%，泵站采用2台4PS砂矿吕联运行，扬程64.8米。输送为两段，前段为选厂至砂泵站（包括两处倒虹和500米明沟）中段即砂泵站以后约5公里处。回水通过两级泵站返回供砂泵站用水，枯水期，也可送高位水池供车间使用。     （三）尾矿水处理：排出尾矿水属弱碱性，因浮选用药简单，量少。尾矿水只要充分澄清，严格控制，就可避免对下游污染。据环保部门监测，车间废水（特别是药台）是个污染源。1985年测定资料：见表13。根据上述测定资料，我们将全厂废水集中流入30米3的处理池，经搅拌澄清后，清水用泵返回车间使用，沉淀物定期处理，集中堆放于渣场。     尾矿矿浆浓度18%～20%；矿浆密度1.136吨/米3，尾矿密度2.88吨/米3，容量1.237吨/米3；回水利用率50%，矿浆pH=8。 表13  废水排放含量含量排放物NiCu硫化物SSCODPH单位毫克/升毫克/升毫克/升毫克/升含量0.19～0.360.12～0.740.7～1.2215～18628～4811.6～12.7平均0.2430.530.827543012     十二、投资效果     （一）总投资及单位投资：企业总投资4810万元，原矿选矿加工费用为15.97元/吨。     （二）选矿厂主要效益指标：见表14。 表14  选矿厂主要效益指标全员劳动生产率（吨/人·日）1983年28.18工人劳动生产率（吨/人·日）1983年29.79每吨原矿安装功率（瓩/吨）5.85职工总人数263人其中：工人249人技术人员8人服务及其他19人综合利用伴生金属含量1181.713吨已回收金属498.024吨     十三、其它     （一）矿石物相及化学分析：见表15。     （二）矿物组成及粒度分析：见表16。 表15  矿石物相及化学分析多元素分析产品名称元素  %NiCuFeSSiO2CaOMgO原矿0.7350.4412.944.334.304.3017.1精矿4.42.6436.9822.721.571.579.1尾矿0.1360.0468.940.364.724.7219.2镍物相分析相别硫化镍硅酸镍全镍含量%占有率%含量%占有率%含量%占有率%原矿0.48284.860.08615.140.568100精矿2.8271.941.1028.063.92100尾矿0.05150.500.0549.500.101100铜物相分析相别硫化铜氧化铜全铜含量%占有率%含量%占有率%含量%占有率%原矿0.18597.370.0052.630.190100 表16  矿物组成及粒度分析粒度分析粒级 （毫米）原矿精矿尾矿产率%累计%产率%累计%产率%累计%＋0.19624.4524.450.196～0.1528.5522.0011.460.152～0.1218.5541.658.198.1119.570.121～0.0888.3550.007.0815.2711.1630.730.088～0.0743.7253.724.0419.315.3836.110.074～0.03712.2765.9926.0945.1018.0254.130.037～0.01913.4479.4326.2971.6918.0272.150.019～0.00510.0589.4818.6190.3015.0487.55－0.00510.52100.009.70100.0012.40100.00合计100.00100.00100.00矿物组成及相对含量 续表16含量%矿物名称辉石类云母磁黄铁矿氢氧化铁化锰炭质绿泥石蛇纹石透闪石石英长石黄铜矿镍黄铁矿未知矿物方解石合计原矿57.516.475.815.644.623.562.041.71.251.180.350.06100精矿10.7913.841.36.514.193.053.630.657.888.050.120.03100尾矿57.7217.14.245.125.432.171.764.280.420.960.230.57100     （三）磨矿分析产品筛析：见表17。 表17  磨矿分级产品筛析粒级（毫米）通过量百分数  %给矿排矿返砂溢流圆锥型球磨机一段磨矿＋1520.372.462.7415～1030.445.599.1010～520.566.218.552～2.58.365.086.332.5～1.22.172.172.5911.2～0.46.3820.1525.450.4～0.1214.2933.2234.1631.980.121～0.0741.467.854.0116.25－0.0745.9717.277.0751.27合计100100100100圆锥型球磨机二段磨矿＋0.27216.553.36.640.272～0.19615.547.2112.131.210.196～0.15214.2510.0117.423.440.152～0.1219.5310.0618.320.800.121～0.1016.123.24.034.770.101～0.0815.8519.6519.1221.990.08～0.0741.604.111.711.93－0.07420.5642.4620.6365.86合计100100100100     （四）水力旋流器给矿及产品筛析：见表18。 表18  水力旋流器给及产品筛析粒级（毫米）重量  %备注给矿溢流沉砂＋0.2726.230.6316.55规格：φ3000.272～0.1966.741.4915.54锥角：20°0.196～0.1527.042.3914.25给矿粒度0.152～0.1214.120.109.53－0.92毫米0.121～0.10110.316.796.12给矿口：φ75毫米0.101～0.080.908.4615.85沉砂管：φ50毫米0.08～0.0744.731.101.60溢流管：φ75毫米－0.07459.9379.0420.56处理量：29.32吨合计100100100排砂口25～30毫米浓度  %34.9424.6775.6    （五）料仓贮量：见表19。 表19  料仓贮量料仓类型物料粒度（毫米）贮存时间（时）有效容积（米3）料仓结构特点粗碎受矿仓－4502100钢筋水泥矩仓粉矿仓－1824500钢筋水泥矩仓成品仓－0.1522490钢盘水泥方仓

（一）影响钢球尺寸的因素    磨矿过程是一个影响因素错综复杂的动态过程，影响钢球尺寸的因素是多方面的。从破碎过程的原理分析,钢球破碎矿块或矿粒的力学实质是对矿块或矿粒施加破碎力,以克服矿块或矿粒的内聚力而使其破坏,故可将影响破碎过程的因素分为两大类：一类是破碎对象的因素；第二类是破碎动力的因素。    破碎对象的因素包括岩矿的机械强度和矿块或矿粒的几何尺寸。矿块或矿粒的内聚力是由它们内部质点键合方式和强度来决定的，宏观上常以岩矿硬度来表征它的机械强度，即表征岩矿抗破坏的能力。我国常以普氏硬度系数 作为岩矿相对坚固性的分类系数,也即用 来表征岩矿的机械强度。矿块或矿粒的机械强度愈大,破碎时需要的破碎力也愈大,自然需要大的钢球尺寸。矿块或矿粒的几何尺寸相同时,机械强度大的矿块或矿粒需要的钢球尺寸比机械强度小的需要的钢球尺寸要大。当岩矿的机械强度一定时，较大的矿块需要较大的钢球尺寸。但这里应注意,矿块或矿粒的机械强度是随其几何尺寸的减小而增大。故确定矿块或矿粒的抗破碎性能时,应同时考虑机械强度σ压或,以及矿块或矿粒的几何尺寸d等方面的因素。如果说要考虑对磨矿的影响，矿石的密度甚至矿石的矿物成分等对磨矿也均是有影响的。大密度矿物往往硬度也较大，在磨矿时多沉落入磨矿作用强的磨机底层,容易受到强的破碎作用。而密度小的矿物受的磨碎作用较弱。矿石中含有煤、滑石等矿物成分时，钢球往往难于啮住矿粒,使钢球破碎矿粒的破碎概率降低，从而增加磨矿产品的电耗。而云母片一类矿物则难于磨碎，同样使磨矿产品电耗升高。    破碎力的因素则很多，如钢球充填率φ、球的密度ρ、球的有效密度ρe、磨机直径D、磨机转速率Φ、磨矿浓度R、磨机的衬板形状和结构等。    磨机转速率Φ和钢球充填率φ二者共同组合而决定磨机钢球的运动状态和能态，磨机衬板除保护筒体的功能外,也影响筒壁对球荷的摩擦系数，进而影响钢球的运动状态。使球荷作抛落式运动状态时球上升高度大、球的位能大,落下时的打击力也大。使球荷作泻落式运动状态时球上升的高度不大,球的位能不大,球沿斜面滚落下来时打击力也不大。    球的密度自然影响球的质量m，也就影响球携带能量的大小，即影响球的打击力大小。尺寸相同时，密度大的球打击力大，生产率大，而密度小的球打击力小，生产率小。磨机生产率随钢球密度增大而几乎呈直线地增加。常用的锻钢球密度为7.8g/cm3，而铸钢球的密度则只有7.5g/cm3,铸铁球的密度更低，只7.1~7.3g/cm3。过去曾做过碳化钨球的研制和试验，该种球密度高达13.1g/cm3,为锻钢球的1.68倍,而生产率比用锻钢球高90%。一般地,轧制或锻打的球，其密度均比铸造的要大些，因铸造中免不了还会余下一些未排完的空气。由于球是落入矿浆内,矿浆对球有阻力,或者说球在矿浆中受浮力作用，真正起作用的应该是球的有效密度,即扣除矿浆密度后的密度。粗磨中矿浆浓度大,矿浆浮力大,对球的打击影响也大。细磨中矿浆浓度小些,矿浆浮力的影响相对要小些。应该说,常用的几种球钢的密度变化不太大，对磨矿的影响也不太大，但这种影响也不可忽视，严重时可使生产率下降10%~15%。    磨机内径D主要影响钢球上升的高度，进而影响钢球的位能和打击力大小。大规格磨机中钢球上升的高度大，则球的位能大，落下或滚下时的打击力也较大，甚至大磨机中大的钢球位能可以弥补球的尺寸不足。而小规格磨机中球上升的高度不大,球的位能小,要满足破碎力要求时只有采用较大尺寸的球。国外的磨机规格一般较国内的大,转速率也较低,采用的钢球尺寸也较国内的小。这一现象对磨机直径的影响不无关系。    矿浆浓度对磨矿的影响是复杂的，一般地说，矿浆浓度大时对钢球的缓冲作用大,削弱钢球的打击力,对磨矿不利；但是，浓度大时矿粒易粘附在钢球和衬板表面,对矿粒的破碎又是有利的。同样,矿浆浓度小时对钢球的缓冲作用小,但又不利于矿粒对钢球和衬板表面的粘附。而且，矿浆浓度对粗磨和细磨的影响也不尽相同，甚至与磨碎的矿石性质都有关系，不同矿石性质下的影响也不相同。由于矿浆浓度对磨矿作用的影响较为复杂，适宜的矿浆浓度只有通过试验确定。前已述及，衬板除保护筒体外还能影响钢球的运动状态。一般地说，衬板表面凹凸不平的程度对球荷产生不同的摩擦影响。凹凸不平程度大的称为不平滑衬板，对球荷的摩擦系数大，球荷也提升较高，从而有大的打击力，故粗磨时几乎都用不平滑衬板。凹凸不平程度小的称为平滑衬板，对球荷的摩擦系数小，球荷提升较低，从而打击力也较小，故细磨时多用平滑衬板。在自磨机和砾磨机中则情况不同，矿块较大，为了提升较大的矿块而专门设置提升衬板,能将矿块提到较高的位置。但自磨机和砾磨机中，衬板的作用也仍然是保护筒体和影响介质的运动状态，只不过提升衬板对介质运动状态的影响更大。    以上分析表明，影响钢球尺寸的因素达十余种，错综复杂，这给钢球尺寸的确定带来了很大困难。[next]    （二）确定钢球尺寸的过程与方法    由于钢球尺寸对磨矿的影响至关重要,因此,长期以来选矿和粉碎工作者均在研究如何精确地确定钢球尺寸。然而,因为影响钢球尺寸的参变数太多，使这个问题很难解决。尽管这样，人们还是不断地探索,力求找到精确确定钢球尺寸的科学办法。    最初，人们是从最简单的方法上考虑，企图寻找钢球直径与磨机给矿粒度之间单一的比例关系。于是,对50多台工作的球磨机进行调查研究，结果表明，钢球直径与给矿最大粒度之比宽达2.5~130，即    式中  k —比例系数，2.5~130范围。    比例系数k宽达2.5~130，简直无法使用,证明采用这种简单的方法是不行的。之所以不行是因为：①钢球直径Db受众多因素影响，只抓住一个给矿粒度而丢开各种因素的做法本身就是不科学的。为大范围的误差产生打开了通道。②钢球直径Db与各种影响因素之间关系错综复杂，没有任何依据可以说明钢球直径Db与给矿粒度d之间存在直接的及单一的比例关系，既然是这样，还要去寻找这种比例关系，方法本身就是不科学的，得出的关系也只能是虚假的，不可能有应用价值。    后来，人们在总结前面教训的基础上前进了一步，不再去寻找直接的比例关系，而是认为球径Db(mm)与给矿最大粒度d的某次方根成比例，而且考虑的因素有所增加，并把没有考虑的因素均包括在比例系数中。由于各个研究者考虑问题的出发点不同，并且各人的经验也不同,故提出的球径经验公式很多,下面列出选矿界经常用的几个经验公式：      拉苏莫夫公式：    式中  i —球径系数；          n —矿料性质参数；          d —给矿最大粒度，即95%的过筛粒度，mm.    式(2)不能直接使用,必须针对特定矿石作两组试验,列出两个方程式成一组,从方程组求解出i及n才能得出特定的球径方程式,方可应用。为了方便应用,K.A拉苏莫夫提出,对中硬矿石可以直接使用下面的简便计算式计算Db(mm)：    奥列夫斯基公式：    式中dk—磨矿的产品粒度，μm.    戴维斯公式：         式中d —80%过筛的给矿粒度；    k —经验修正系数，对不同硬度取不同系数值：硬矿石，取k=35; 软矿石，取k=30.    榜德么经验简便公式：      式中d —80%过筛的给矿粒度，mm    我国也有工程师采用优选数选择处理的办法并依靠拉苏莫夫球径经验公式求解推导后提出如下经验公式：    式中d —95%过筛的给矿粒度，mm.[next]尽管如此，上述经验公式也仍然存在较大的问题：一是考虑的因素仍然太少，二是用一个经验系数就把其余因素均包括进去，是十分困难的。因而，这些经验公式的误差也仍然是大的。笔者通过试验证明，奥列夫斯基公式计算的结果普遍偏小得多；戴维斯公式计算的结果又普遍偏大；拉苏莫夫简便计算公式计算粗级别需用球径时结果偏小太多，计算细粒级所需球径还基本可行，但也略为偏大；榜德简便计算公式也有拉苏莫夫简便公式类似的毛病，等等。虽然如此，这些公式还是能用，只不过误差较大，如果知道它们的毛病，修正一下还是可供使用。    由于经验球径公式计算结果的误差大,这必然影响它们的应用。面对此情况,人们干脆通过试验来确定。试验确定球径的方法固然比经验公式计算的结果准确，但试验工作量大，耗时长和耗资大。细粒级的试验较好做，可在实验室磨机上进行试验，工作量不大能为人们所接受。而对于粗磨机，由于给矿块度大，只能在工业磨机上做试验，这个工作量就太大了，试验周期也很长，人力物力消耗均大，愿意做这个工作的厂矿就少了。所以，试验确定球径的方法虽然结果较可靠，但由于上述问题也难于更多地应用。    人们总是想用公式直接计算球径。最近一些年来仍然在经验公式上下功夫。既然前面的经验公式因考虑的因素太少而误差大，那就增加考虑的因素。在这方面开展研究的也不少，也提出几个包括因素多的球径经验公式,比较典型的是目前欧美国家及地区广泛应用的下面两个经验公式：阿里斯•查尔默斯公司的球径经验公式和诺克斯洛德公司的球径经验公式。阿里斯•查尔默斯公司公式为：                                                   诺克斯洛德公司的球径Db经验公式为               式中  Db —所需钢球直径，in;           F —80%过筛的给矿粒度，gm;           SS —矿石密度，t/m3;           Wi —待磨矿石功指数，kW•h/t;           D —磨机内径，ft;           CS —磨机转速率，%；          Km —经验修正系数，按下表选取。 表中  公式8及9中的修正系数km公式（8）公式（9）磨机类型km值磨机类型km值球磨机200湿式溢流型磨机350磨机类型Km值磨机类型km值棒磨机 砾磨机300 100湿工格子型磨机 干式格子型磨机330 335     上述两公司的球径经验公式考虑的因素多达五个，加上经验修正系数km值表示其它未考虑的因素，因此,应该说它们考虑了影响球径的主要因素，而且对某些因素还作了理论推导，应该说计算结果比前面那些经验公式要准确些。正因为这样，这两个经验球径公式目前在欧美国家及地区得到广泛的应用。[next]    但是,上述两个经验球径公式在我国厂矿中应用却不方便。一是它们式子中均含有功指数Wi，我国选矿厂多数没有功指数的资料Wi，要补这种资料时又耗费较多,我国选厂多数只有普氏硬度系数值。二是它们的给矿粒度F用的是80%过筛粒度，单位为μm，而我国长期是使用95%过筛粒度，单位是mm或cm。况且，它们的经验系数是在国外的经验中总结出来的，国外的磨机直径大，直径大的磨机中钢球的位能大，可以弥补球径较小的不足。我国的磨机直径较小,需要的球径较大。故国外的经验未必适合我国选厂。鉴于上述情况，笔者从我国国情出发,用破碎力学原理和戴维斯等人的理论推导出一个球径Db(cm)半理论公式：    此公式也考虑了矿石的强度σ压及尺寸d，考虑了磨机直径(D0代表)、磨机转速率Φ,并考虑了钢球的有效密度σe,对未考虑的因素用综合修正系数Kc来包括，而且不同粒度有不同Kc值。因此可以说，笔者推导出的这个球径公式是目前世界上惟一的一个半理论公式，考虑的因素也是最多的一个,因而,它的计算结果比任何一个球径经验公式更精确。    以目前人类的认识水平看，要推导出球径的理论计算公式是不可能的，这是因为：①不考虑破碎对象岩矿的力学强度的公式是不科学的，理论公式必须考虑破碎对象的力学强度，但由于岩矿力学性质的复杂性,目前的固体力学根本无法从理论上计算出岩矿的力学强度，而只能借助工程测量的结果,这就引入了试验的实测资料。②现代数学也无法求解十多个未知数的方程,要把影响球径的十多个因素都包括进去求解是不可能的。③有些影响因素目前还无法从理论上作出量的描述，不能不借助经验修正系数来修正。    因此，目前要得到理论公式是不可能的，最多只能得到半理论公式。从这一点上说，上述的半理论公式在目前来说也算是较完善的了，若对它进行认真验证和修正,是应该在我国得到广泛的应用。笔者最近又对此半理论公式进行了修正，使此公式在粗磨、中磨和细磨的广泛领域均能精确地计算特定条件下所需的球径。经若干选厂的工业试验和生产应用证明，球径半理论公式能解决各粒级下球径的精确计算问题。    （三）试验确定球径的方法    由于用经验公式计算的球径误差大，而球径大小对磨矿的影响又极大，因而直接采用试验来确定所需球径必然成为确定球径的一个重要方法。    试验确定球径的方法，当然受多种可变参数的影响，为了简化问题,只能将一些重要的可变参数固定在一定值域内,然后通过试验求出给矿粒度与球径之间的关系。在具体做法上，选定待计算磨机在生产上常用或确认的工作参数如转速率、装球率、矿浆浓度等为固定值，然后根据经验确定几组钢球分别进行试验，效果好的一组球即为选择的最佳球径。    试验确定球径的方法可以在实验室磨机上进行，也可以在工业磨机上进行。显然，实验室磨机上的试验要简单得多，工业磨机上的试验则艰巨复杂。    实验室磨机的规格小相应的给矿粒度也小,试验结果可作为中细磨机的球径选投依据。因为给矿粒度小通常3~5mm以下，给矿粒度范围窄，因此采用单种球径球组进行试验即可。选择的球组不应低于3组,最好是5或6组,目的是要将待求的最佳球径包括在内,不漏掉最佳值。当其它参数固定不变时磨机指定级别在生产率与球径之间的关系是一个单峰函数,如图1所示。如果选择D1、D2、D3三种球，生产率曲线到D3时呈上升趋势，无法判定D3，是最佳球径值；同样,选择D4、D5、D6三种球时，也无法判定D4是最佳球径值,只有使生产率曲线达到峰值和导数转向时才能找出最佳值。 图1  磨机生产率与球径的单峰函数曲线     试验方法中的一个重要问题在于，如何判定磨矿效果的好坏。就以生产率而论，达不到指定级别(如0.074mm或其它粒度)的称为“粗级别”，达到指定级别及以下的称为“细级别”，而细级别中又包含“过粉碎”级别，几者之间的关系可表示在图1中。    显然，以处理量大小作为生产率大小的判据是不科学的，因为磨矿的目的是使物料必须达到一定细度,只有用实现这一目的程度的指标作为判据才科学。但是,如果仅以达到指定粒度以下的细粒级含量多少来判别生产率大小时也仍然有问题，因为细粒级产率愈高时产生的过粉碎粒级产率也愈大,不见得合格粒级产率就大。磨矿不仅要使产品粒度达到指定细度，而且过粉碎粒级应该尽量少。因此，人们提出以“磨机技术效率”这一指标来判别磨机工作的好坏,磨机技术效率E为：[next] 图2  磨矿产品的粒度划分    式中  γ —小于指定粒度级别的产率，%；          γ1 —给矿小于指定粒度级别的产率，%；          γ2 —给矿过粉碎粒度级别产率，%；          γ3 —产品中过粉碎粒度级别产率，%。    从公式(11)中可看出，当全部产品均匀过粉碎时，磨机的技术效率为零。磨机技术效率是从产品粒度上来判别磨矿过程好坏的。这套办法不仅计算复杂，而且与磨矿的力学过程联系不够紧密。    笔者认为，磨矿过程是一个粒度减小的力学过程，那么就应该用对粒度减小最佳的指标作为磨矿过程好坏的判据才更为科学。人们已提出了磨矿动力学的基本方程式：    式中  Q —经过时间t以后粗粒级残留物量；          Q0 —磨矿开始瞬间粗粒级的原始含量；          t —磨碎时间；          K —由磨矿条件决定的常数。    从方程式(12)看出，常数K实际上反映粒度减小的快慢，可称为磨碎速度常数，由方程式(12)得：    或                               原料中粗粒级含量Q0是已知的,只要测出磨碎时间t下的粗粒级含量Q便可求得K值。分别求出各组钢球在同一磨碎时间下的K值并进行比较；K值最大的球组具有最大的磨碎速度，显然是最佳球组。以K值大小来选择球径的方法，紧密和磨矿过程减小粒度的目的相联系，且求取的方法简单，是一种科学的方法。笔者在选择云锡公司中细磨球径时曾经用过，取得好的效果。    实验室球磨机的给矿机难以给出10~25mm粗的矿粒，实验室球磨机也难以装入大的钢球，因此,粗磨机中最佳钢球尺寸只有在工业生产磨机中试验确定。但工业生产磨机是个连续生产设备，要判别哪一种球或哪一组球好，需要长期的观察、分别考查磨机排矿、分级溢流、分级返砂的最大粒度和平均粒度，以这两个粒度的粗细来判断球径的过大过小，并配合磨机按指定级别计的利用系数q(t/m3•h)来共同判断哪一组球最佳。此种工业试验,试验一种球需1~3个月，试验五六种球需一年以上，不仅试验周期长，而且要作多次清球，工作量大、耗资多。所以，进行此种系统工业试验的厂矿不多，多半是经长期使用加观察分析而得出结论。当然，这种结论欠说服力，带有强的经验性。    为了解决工业试验周期长、工作量大和耗资多的问题，笔者提出简化球径工业试验的方法。即在实验室直径400mm以上的大型实验室磨机中作间断磨碎试验，使不同球组磨碎到生产产品细度水平上进行比较,同样可以确定出最佳球径。确定的最佳球径再在工业磨机中进行观察分析验证。这不但大大缩短试验周期，减少人力物力，也为工业试验排除风险。笔者曾在几个厂矿进行过这种试验，证明方法是成功的，效果是好的。    （四）经验球径公式的局限性与误差一经验球径公式是在大量试验资料或生产资料的基础上总结出来的数学模型。此种方法对于影响因素错综复杂而在理论上难于取得进展的球磨过程来说，仍不失为一种有用的方法。此类方法得出的公式其可贵之处在于它来源于实践而高于实践，既有可靠性也有实用性。在这以前的漫长岁月中，选矿工作者也正是利用这些经验球径公式加上自己的经验来解决磨机的球径，解决问题的。    但是，从球径经验公式产生的方法上不难看出它有自身的局限性，而且有较大的误差。尽管试验资料或生产资料是丰富的，但也仍然是有限的，或者是试验和生产的设备规格以及形式有限，或者是试验和生产的矿石种类有限，也或者是试验次数和生产时间有限，总之，资料的来源是有限的。这样，在有限的资料上总结出来的模型其使用范围也必然是有限的，跨越这个有限的范围也就失去可靠性。因此，经验公式一旦跨出总结它时所依据的资料范围，就必然产生大的误差。    即使对同样的试验和生产资料，不同的研究者采用的数学处理方法有别，因而得出的数学模型不相同,计算出的球径结果也不相同。    另外，球径经验公式中均带有经验修正系数，不同的研究者根据各自的经验，所取的经验系数值不相同，自然算出的球径结果也不相同。    上述分析表明，研究者在什么条件下总结出来的经验球径公式适用于总结它时所限定的条件，如若把它推广应用，与限定的条件不同时必然产生较大误差，还必须再对它进行经验修正。认识经验公式的局限性是必要的，而针对局限性进行经验修正也是必要的，否则将产生较大的误差。    下面以我国选矿界常用的K.A.拉苏莫夫经验球径公式的应用来说明经验公式的局限性与误差问题。    K.A.拉苏莫夫根据某些平均条件提出，磨矿所需的钢球直径Db与给矿粒度d的n次方成比例，若比例系数为i，则得：   [next]          显然，不同的磨矿条件有不同的i及n值，对每个具体的磨矿条件都必须用实验方法求出i及n值，然后才能运用公式（14），这就是此公式的局限性。    公式（14）的求解，必须对具有两个方程式的方程组求解，两个方程式才能求解两个未知数。假设给矿粒度d1通过试验求出需要的球径是Dbl，则得一个方程式：                                                              再设给矿粒度d2通过试验求出需要的球径是Db2，则又得另一个方程式：                                                                 联立方程式（16）和（16），并求解此方程组的i和n:         式（18）变换得：     式（19）两边取对数得：                      式（20）中，d1，d2,Db1和Db2均是已知数，故n可以求出。n值求出后返回代入式（17），则i也就可求出。    求出i及n后，就得出该特定条件下的球径D与给矿粒度d之间的通式：                                                                     Db=idn        也就可以由此通式计算该特定条件下各给矿粒度所需的球径。如果磨矿条件改变，必须采用同样的方法找出新的通式。这是此公式的局限性，不能跨越求解方程时的特定条件去使用。    此公式的问题在于，以粒度d1和d2进行试验，则得到的公式通式在d1~d2范围内应用时较为准确，若超过d1~d2范围应用时必然产生较大误差，因为岩矿的力学强度是随粒度变细而加大的。例如，d1和d2,的试验通常在实验室内进行，所用的给矿粒度通常在5mm以下，粒度较细，矿粒力学强度较高。而试验得出的通式，其参数是在d1~d2,范围内求出的，如果推广用于d=10~25mm范围，求出的球径必然是偏大的，因为10~25mm矿块的力学强度比5mm及以下明显地小，则计算粗块下所需的球径必然偏大。例如，有人用5和3mm两个粒级在实验室做试验，求出i和n后得通式，再用通式计算25mm矿块所需的球径是Φ125mm。而笔者采用自己修正后的球径半理论公式计算，只需Φ100mm就足够了。通过一年的工业试验，证明采用Φ100mm钢球比Φ125mm钢球好得多。说明原来计算的球径是偏大的。这就是拉苏莫夫球径公式产生误差的原因所在。    由于K.A.拉苏莫夫公式Db=idn需要做试验确定参数i和n，使用较麻烦。他又提出，对中硬矿石可以直接使用简便计算公式：                                      范围的均算中硬矿石， 的矿石的强度为 的矿石的两倍，但计算用的同一公式，哪会有不产生较大误差的道理？而且，该简化公式广泛用于中硬矿石不同磨矿条件，产生的误差必然比公式（14）的更大。[next]    （五）实践确定球径经验方法的普遍性    由于影响球径的因素错综复杂，难于从理论上解决球径的计算问题，人们只有通过实践的办法确定球径的最佳值。前面提到的用试验确定球径的办法，以及依据生产实践资料而提出经验公式的办法，均属于实践解决问题的范围。尽管这类办法得到的结果有局限性和误差较大，但它毕竟来源于实践，有真实可靠的一面，在没有更好的办法之前它仍然是人们广泛应用的办法。    不同的研究者进行试验的条件各不相同，得出的结论必然各不相同。而且不同的研究者研究时所依据的生产资料不同，即使对同一批生产资料，不同的研究者使用的数学处理方法也不相同。因此，用实践方法求得的球径经验公式是各种各样的，五花八门的。原苏联的T.K斯梅什利亚耶夫（CMbІШЛляеB）认为，钢球直径与被磨矿石粒度之间有一定函数关系，并绘出钢球直径与矿石粒度的关系曲线，从曲线上查取所需球径。显然，这种办法只适合于设备和矿石等均确定的情况，条件改变就不适用了，必须绘制新条件下的新曲线。    在水泥生产中，磨碎矿渣料时球径的选择计算往往是针对具体的磨矿条件来进行的，因此，各个研究者得出的结论往往是不相同的。H.R.斯塔克(Starke)用硅酸盐水泥渣作被磨物料进行磨碎试验，认为对球的尺寸而言存在着对磨矿特别有效的特定粒级，得出 时磨矿效率最好的结论。F.W. 鲍迪斯(Bowdish)用高纯度石灰石进行试验后得出的结论是，球径Db与被磨物料粒度d的比值 为某一值时有最大的磨矿速度常数。这个比值随给矿粒度不同而不同，4.699~0.15mm之间各级别的最佳球径比介于14~40之间。M.帕帕德基斯（Papadakis）认为球径过大过小均不好，中间存在一个最佳球径，但该值必须通过实验才能确定，即用实验室球磨机进行试验，求出在较短的一定时间内大粒子能大部分消失的最小球径。若d0和d1为应磨碎的最大粒径，W0和W1为球的功能，则可按 的比例扩大。J.N.尼吉曼（Nijiman）的研究认为，球径Db与给矿粒度d之间应有恰当的关系，并提出以为半径的区域属磨矿范围，Db及d的配合应保证磨碎速度常数有大的值，因磨碎速度常数与给矿粒度d之间属单峰函数，只有给矿粒度为某一恰当值时才能有最大的磨碎速度常数。G.M-empel认为，磨机的材质和直径已定，且保持转速，球的充填率为最佳状态，所以供给的势能只要改变球径就能发生变化，并提出由最大起始磨矿速度来确定最佳球径的方法。有的研究者认为,为了使磨机有效地工作，必须具有正确地选择球径的方法，并认为以前考虑的因素中以岩石为对象的很少，很难测定(如松泊比)，故提出充分考虑磨机影响参数和岩石机械性能来确定球径的方法：    式中  Db —所需球径，cm;           d —给料粒度，cm；          Kn —塑性系数，为总比功量/弹性变形比功量；          D —磨机直径，cm          σB —压缩应力，kg/cm2;           δB —球的密度，kg/cm3;           Ep —矿石弹性模量，ks/cm3;           F —系数，可取为0.15；          K —相对半径，cm ;           Φ —转速率，%。    总之，在水泥磨机中，确定球径的方法多半采用实践的办法，通过试验确定一定给料粒度下的最佳球径。通过实践确定球径的经验方法具有普遍的意义，对各种矿料均适用，但此种方法较为麻烦，且局限性大，经验性强。    经验球径公式大多数有以下特点：①考虑的因素少，只2~3个，这与磨矿过程影响因素众多的实际不相符；②整个公式在不同粒度范围内使用时均用同一个经验系数,而岩矿在不同块度下抗破坏性能是不相同的，这种以不变应万变的做法与岩矿抗破坏特性不相符；③矿石粗磨和细磨时无论岩矿的力学性质影响、粘度影响、打击效果影响等等均存在较大差异，但各个经验公式均没有考虑这些，这与磨矿的实际过程不相符。由于上述三个特点，导致各个球径经验公式必然在计算中产生较大误差，这里不再一一分析。

一、方位     坐落广东省韶关市北约48公里，仁化县城西北16公里，与韶关和仁化有公路相通。还有专用铁路8公里直达格顶站，与京广线相连接。     二、矿石特性     矿床类型属中低温热液裂隙充填告知矿床。近几年来矿床地质研讨认为是“堆积－改造型”层控矿。有用矿藏嵌布细密，矿石性质杂乱，矿藏以细粒嵌布为主，且彼此纵横交错，极不均匀。矿石均匀档次：Pb：5.24%，Zn：10.63%，S：24%，Ag：109克/吨，单一黄铁矿含硫37%。有用矿藏首要有三品种型，即块状黄铁铅锌矿石，粉状黄铁铅锌矿石，均状黄铁矿石。块状黄铁铅锌矿石为硫化矿，是矿床中铅锌矿石的首要类型，占全矿床铅锌矿石的95.5%。粉状铅锌矿石根本属氧化矿，仅占全矿床铅锌矿石的4.5%。块状黄铁矿石首要散布在金星岭北翼地表以下80米深处，脉石首要以石灰岩为主。凡口矿石矿藏组成简略，但嵌布杂乱，尤其是方铅矿粒度有些很细，大部分在0.01～0.1毫米。闪锌矿、方铅矿在矿化阶段，闪锌矿先结晶，因而粒度较粗，结晶粒度大部分在0.1～1.5毫米范围内。一部分黄铁矿在矿化阶段，热液中硫、铁浓度大，结晶粒度较粗一般在0.1毫米以上，且与方铅矿、闪锌矿的结合并不亲近。另一部分在闪锌矿、方铅矿成矿阶段生成的黄铁矿较细，在0.02～0.1毫米之间，这部分黄铁矿与闪锌矿、方铅矿联系极为亲近，因而三种矿藏难以分选。矿石密度3.8～4吨/米3。松懈密度2.5～3吨/米3，硬度f=8～10，安眠角38～40°。可磨度为1.73。     三、厂史     凡口矿区在公元十世纪已有采矿的前史，其时首要为了冶炼银而挖掘矿石。1955～1958年间，仁化县开办了小规划的厂。1958～1963年，挖掘铅锌矿石，建有一个100吨/日的小选厂，因为未做实验研讨，所产精矿质量不合格，于1962年停产，矿石外销。1965年冶金部同意凡口矿按3000吨/日规划建造。第一期1000吨/日于1968年建成投产，第二期2000吨/日因为种种原因，直至1983年才正式投入出产。在凡口矿建成投产的过程中，北京矿冶研讨总院、广州有色金属研讨院都曾做过实验研讨作业。长沙有色冶金规划研讨院为凡口矿做了规划作业。     四、出产概略     原规划年处理矿石量99万吨，效劳年限28年，投产至今，未到达规划才能，效劳年限相对延伸。矿石储量见表1、表2。 表1  1965年探明矿石量（万吨）项目工业储量前景储量算计铅锌矿石量2075.21019.53094.7铅金属量11653.2169.2锌金属量240.4103.7344.1铅＋锌金属量356.4156.9513.3单一黄铁矿620.2140760.21 表2  到1985年底全矿保有储量（万吨）项目工业储量前景储量算计铅锌矿石量2177.30923.253100.55铅金属量109.7545.31155.06锌金属量241.4984.03325.52铅＋锌金属量351.24129.34480.58单－黄铁矿445.3293.26538.58     从表1、表2可见，1985年底全矿一切的储量与1965年根本共同。凡口矿有着富余的矿产资源。选厂自投产到1985年底止共处理矿石量667万吨，1982年是全厂出产目标最好的一年，其间铅精矿档次51.51%，铅收回率81.96%，锌精矿档次51.24%，锌收回率91.13%，硫精矿：38.94%，硫的收回率54.10%。其间原矿档次如下：铅：5.01%，锌：11.49%，硫：23.75%。碎矿系三段一闭路流程，粗碎用600×900颚式破碎机，破碎的终究产品粒度为－15毫米，1985年原矿泥矿增多，于1986年增加洗矿设备。磨矿选用二段磨矿硫程，铅粗选泡沫再磨的工艺，二段细磨：一段磨到－200目点65%～68%，二段磨到－200目点82%～84%，铅粗选泡沫再磨细度为－370目点92%。自投产至今选别流程改变较大，跟着产品品种的改变出产流程也相应作了调整，先后共有8次大的流程改变。现在所选用的流程是优先浮选流程，先选铅后选锌，高碱度，选铅pH=11.8～12，选锌pH=11.5～11.8。浮选过程中选用捕收才能强的丁基黄药。这样的流程和办法是比较合适凡口现在处理的矿石特性的。自1980年9月开始使用一向到现在，目标较安稳，被认为是较好的工艺流程。目标及药剂耗费见表3和表4。 表3  高碱流程出产均匀目标产品项目档次（%）收回率（%）PbZnSPbZnS铅精矿51.264.6580.633.14锌精矿1.7451.257.2291.22硫精矿1.131.0842.126.392.6451.13尾  矿0.670.825.763.00原  矿4.9411.51100100    注：表中目标是1980～1984年出产均匀值。 表4  高碱流程药剂单耗药剂称号石灰硫酸硫酸铜硫酸锌单耗（克/吨）11123129328442447药剂称号丁黄药乙黄药2号油单耗（克/吨）966176111    现在日处理矿石量3000吨。1990年将矿成4000～4500吨/日。年产铅锌金属量15万吨。出产的产品：铅精矿销往韶关冶炼厂、株州冶炼厂，水口山矿务局等地。锌精矿销往韶关冶炼厂、株州冶炼厂、白银有色公司某地。硫精矿销往广州氮肥厂、银山磷肥厂、开封化肥厂等地。     五、工艺流程     工艺流程见图1。图1  凡口铅锌选矿厂出产流程 表1  首要出产目标项目单位规划前史最好水平1970年1975年123456处量矿量吨/日300015489081526万吨/年9948.16227.9843.889原矿档次 （%）Pb5.235.014.923.80Zn11.0311.4910.578.27S23.5923.7518.1915.18精矿档次 （%）Pb4551.5239.1240.27Zn4551.2443.5945.48S4238.9436.3436.86精矿含量 （万吨/年）Pb3.9861.9771.0261.254Zn10.0465.0422.6193.251S9.3415.5571.3762.657收回率 （%）Pb7781.9674.4275.05Zn9291.1388.5489.57S4054.0027.0539.90 续表5项目1980年1985年1986年1987年178910处理矿量1429199245.59660.55068.79977.266原矿档次 （%）5.115.084.624.7112.1111.8111.2811.4620.8228.0124.34精矿档次 （%）52.6250.0751.0852.3951.0450.9151.3352.432.5945.31精矿含量 （万吨/年）1.8052.42722.50492.43935.0316.46987.04056.71821.2936.2695收回率 （%）77.5091.1213.6378.8078.7782.1490.4590.7492.6936.9641.54    注：1、1982年曾经是理论目标；      2、1983年今后是实践目标；      3、1982年至1984年硫收回率高，一个系列选用全浮一个别离工艺流程。     七、耗费目标：见表6至表12。 表6  材料耗费、本钱、劳动出产率项目单位规划前史最好水平1970年1975年123456药剂：黄药克/吨302888569608其间丁黄药″2677613794742号油″18214058179石灰″6600158933933硫酸铜″405785674829硫酸锌″595237133092149钢球公斤/吨1.401.641.501.20水米3/吨4.29511.462电耗：全厂 其间：磨浮度/吨39.961.3048.6860.98本钱：全厂元/吨·原矿9.5521.375″全员劳动出产率工人劳动出产率吨/人·月41.1054.77″79.33124.64     注：规划流程为铅锌混合选浮流程，1974年4月起逐渐改为优选浮选流程，并且选铅部分的流程也演化屡次。 续表6  材料耗费、本钱、劳动出产率项目单位1980年1981年1982年1983年1984年1985年789101112药剂：黄药克/吨10041128888118911421211其间：丁黄药″75411287618749661047乙黄药3151761642号油″101158140318111127石灰″24243243701589316.621112312997硫酸铜″1300839785879844911硫酸锌″216324882371185624472480硫酸″124851293214794钢球公斤/吨1.2901.3781.6402.3803.3323.190水米3/吨11.45811.54311.46010.86310.1589.357电耗：全厂 其间：磨浮度/吨64.5662.1561.3064.7858.9467.474″64.5644.5042.1050.2047.4053.271本钱：全厂 选矿车间（磨浮）元/吨·原矿21.77721.00521.37323.73623.73627.118″15.1216.52618.72818.48921.021全员劳动出产率 工人劳动出产率吨/人·月90.6895.1692.05101.33102.1899.72″102.69108.20105.34115.46116.14123.37 表7  破碎机衬板耗费项目原料寿数（月）耗费量公斤/吨·矿破碎机规格固定颚板13%锰钢600×900颚式破碎机动颚板″″动锥衬板″24中碎   0.0017 细碎   0.0027中碎φ650标准型圆锥破碎机 细碎φ2200短头型圆锥破碎机轧  臼″24中碎   0.0016 细碎   0.0028″ 表8  磨机衬板耗费项目球磨机原料寿数（年耗费（公斤/吨）磨机规格φ2700×3600 φ2100×3000筒体衬板13%锰钢8个月0.690提高板13%锰钢8个月0.690端衬板13%锰钢6个月0.690磨机口衬板13%锰钢8个月0.690 表9  钢球耗费产品－200目%固体（%）磨矿介质尺度（毫米）装载负荷（%）耗费量（公斤/吨）原料球磨8438φ100 φ80 φ60952.1普通钢再磨9237φ40901.0① ② ③     注：①普通钢球；②中锰、稀土铸铁球；③高铬钢球。 表10  筛网、滤布、砂泵、浮选磨耗或寿数项目原料寿数（月）耗费公司/吨设备规格补白筛网1500×3000单层上层钢线7天振动筛滤布120～15涤纶布（正）0.015米2/吨68米2盘式过滤机砂泵叶轮衬胶15天4PNJ泵壳衬胶15天浮选机叶轮衬胶4～85A（6A）浮选机盖板衬胶4～8表11  电力耗费项目耗费（度/吨）破碎、运送和筛分2.527磨矿、分级（包含再磨）26.212选别25.314脱水7.473其它（照明、水泵、机修）1.500总计63.026 表12  出产用水实践总耗水量36273吨/日补白回水利用率20%6045吨/日新水量30228吨/日每吨原矿耗费新水量10.076米3/吨    八、首要设备及才能：见表13。 表13  首要设备才能项目称号及规格台数最大处理量一、碎矿吨/台·时产品粒度（毫米）排口宽度（毫米）矿石松懈密度，（吨/米）粗碎600×900颚式破碎机2270180～01202.5中碎φ1650标准型圆锥破碎机140155～0302.5细碎φ2200短头型圆锥破碎机135015～0122.5二、磨矿、分级吨/台·时给矿粒度磨矿细度一段φ27×3.6格子型球磨机34215～0φ27×3.6溢流型球磨机3二段φ2米双螺旋分机3－0.076毫米84%φ2.1×3米溢流型球磨机3φ350水力旋流器120.105～0－0.038毫米92%三、浮选作业浓度给矿粒度浮选（精、粗、扫）米3/吨日（毫米）6A浮选机2300.2411＋0.015～05A浮选机88米3JJF－8浮选机44米3JJF－4浮选机2四、脱水吨/米2日给矿浓度 %排矿浓度滤饼水分%精矿密度、 吨/米3浓缩φ30米浓缩机3Pb0.12514605.6φ24米浓缩机1Zn0.54330604.0φ18米浓缩机2S0.7843604.4过滤68米2盘式过滤机12吨/米2日Pb0.1866012.015.6Zn0.2356012.654.0S0.3386010.024.4     九、选矿本钱：见表14。 表14  选矿出产本钱项目单耗单价金额辅助材料公斤/吨·矿元/公斤（元/吨）钢球3.1901.203.828衬板0.6902.1281.468药剂丁黄药1.0473.3763.535乙黄药0.1642.7090.444二号油0.1273.3740.428石灰12.7820.0480.614硫酸14.7940.1992.944硫酸铜0.9112.4362.219硫酸锌2.4800.7321.815滤布0.015米/吨11.4元/米0.171水9.357米3/吨10.04元/吨0.374电67.474度/吨0.10元/度6.747出产工人工资0.663固定资产折旧0.715车间, 经费1.730选矿单位本钱27.118精矿单位本钱42.676元/吨精矿     十、设备负荷率：见表15、表16。 表15  首要车间及设备负荷率、工作率车间称号归纳出产才能（额余）负荷率%工作率%一、破碎车间规划3240吨/日中碎机3248″43.435.8细碎机3248″49.835.8二、磨浮车间规划3000吨/日磨矿机1.556吨/米3·时，（按重生－200目核算）85.270.16浮选机0.2411米3/吨日三、脱水车间1055（精矿）吨/日过滤机铅4.268  硫7.992  锌5.38吨/米2·日干燥机表16  磨机工作率、利用率项目单位前史最好1984年年作业日天319289磨机工作率%70.1651.78磨机利用率%0.750.75泊车首要原因及所占工时停电 无矿 查看容积利用系数吨/米3时    十三、三废处理     规划每日尾矿排出量1124.4吨，全年尾矿量37万多吨，选厂尾矿体系选用压力运送，经四段尾矿泵站运往尾矿坝，管路全长10.677公里。尾矿运送管为φ300毫米铸铁管道，四个泵站都是选用的8PNJ衬胶砂泵，每个泵站用2台，1台出产，1台备用。还有2个污水泵站，用一条φ350毫米的铸铁管，将选厂污水扬至尾矿坝。尾矿由一号泵站扬出经φ350毫米水力旋流器分级，＋37微米的尾砂做井下充填料，－37微米的尾砂做井下充填料，－37微米的尾矿经2号泵站扬至3号泵站，然后第又经4号泵站直至尾矿坝。尾矿运送浓度为15%。凡口铅锌矿选厂共建出两个尾矿库。第一个尾矿库叫老鸦山尾矿库，规划库容55.5万米3，寿数自1968年9月到1975年12月装满止。第二个尾矿库叫黄子塘尾矿库，规划库容190万米3，规划效劳年限10年，1976年1月开始使用。尾矿库结构：用亚粘土机械分层夯实，块石、碎石做反滤层。不另做防渗层。第一个用溢流井，第二个用溢流沟。从溢流沟排出的水量每天达14000～20000吨，pH值高，用硫酸中和到小于9排放。有害成分含量（毫克/升）如下： 铅：0.0773，锌：0.0324，：0.0001，镉：0.038，砷：0.013。     十二、出资作用：选厂首要效益目标见表17。 表17  选矿厂首要效益目标厂商出资返本年限（年）：5全员劳动出产率（吨/人·日）前史最好：3.995    1986年：3.965工人劳动出产率（吨/人·日）前史最好：4.878    1983年：4.691每吨原矿装置功率（度）：4.766员工总人数：451其间工人：359技术人员：11效劳及其他：81归纳利用：伴生金属含量：铅5%；锌10.35%；铁19.35%；硫24.93%；银110克/吨。已收回金属：铅、锌、硫、银。     注：1、厂商出资返本年限及厂商出资收益率指整个厂商。         2、员工总人数指选矿厂部分。     十三、其他     （一）矿石物相及化学分析：见表18、表19、表20。 表18  原矿铅的物相分析相别氧化铅硫化铅总铅含量（%）0.334.675.00占有率（%）6.6093.40100.00 表19  原矿锌的物相分析相别氧化锌硫化锌总锌含量（%）0.2110.1410.35占有率（%）2.0397.97100.00 表20  黄铁矿的相物分析相别黄铁矿磁性铁其他氧化铁总铁含量（%）18.910.330.7520.02占有率（%）94.611.653.74100.00氧化率  铅6%～8%；锌2%2.5%多 元 素 分 析元    素PbZnFe含量（%）5.0010.3519.35元    素SAuAg含量（%）24.930.17克/吨110克/吨元    素GeGaCd含量（%）0.00270.00680.025元    素CuSnHg含量（%）0.0150.0050.0111元    素UAsSiO2含量（%）0.00040.1012.95元    素CaCO3Al2O3MnO2含量（%）11.062.520.44    （二）产品质量规划：见表21。 表21  产品质量规划时刻精矿档次%收回率%PbZnSPbZnS1984年底51.1650.7245.6980.2088.8146.891987年底50504378.790451990年底50504379.590.245     （三）化学分析及粒度分析：见表22。 表22  化学分析及粒度分析产 品项目粒度分析化学分析粒级（毫米）产率（%）粒级（毫米）产率（%）原 矿PbZnSAuAg＋0.1473.13＋0.02029.6915.010.3524.93%0.17克/吨110克/吨＋0.1052.19＋0.01013.54GFeGaCpCuSn＋0.0971.04＋0.05557.30.000270.00680.0250.0150.005＋0.0765.21－0.00518.74SO2Al2O3CaCo3MnO＋0.0527.81算计100.0012.952.5211.060.44＋0.03812.92铅 精 矿 （%）PbZnFeSAsCu铅精矿锌精矿52.54.7312.6524.490.330.023粒级（毫米）产率（%）粒级（毫米）产率（%）SiO2CaOAl2O3MnSnAg克/吨＋0.02010.55＋0.0763.451.800.350.600.004＜0.01612.50＋0.01026.13＋0.0538.66Ca0.0021；Ge0.0006；In＜0.0004；Hg0.0064＋0.00520.10＋0.03812.22铅 精 矿 （%）PbZnFeSAsCu－0.00543.22＋0.02028.181.5051.756.00531.740.130.106算计100.00＋0.01017.22SiO2CaOAl2O3MnSnAg克/吨＋0.00514.614.340.680.700.014＜0.01206.56－0.00515.66GaGeInHg算计100.000.0190.010＜0.00040.058尾 矿 （%）PbZnFeSAg粒极（毫米）产率（%）0.730.936.165.5015.80克/吨＋0.07440.8SiO2CaCO3Al2O3MgO＋0.05311.234.5220.505.930.126＋0.0435.1 ＋0.0387.5 －0.03835.4 算计100    （四）磨矿分级产品和再磨旋流品产品筛析：见表23、表24。 表23  磨矿分级产品筛析网目通过量累积百分数球磨给矿 （%）球磨排矿 （%）螺旋分级机 底流（%）螺旋分级机（即进第二台球磨机旋流器给矿）溢流（%）原 矿 第 一 台 球 磨 机16（毫米）13.68－16＋1020.294.78―10＋615.098.27―6＋216.362.03－2＋14.108.705.94―1＋0.54.176.2813.08―0.5＋0.17.9837.1750.1917.59－0.1＋0.0762.9810.255.2714.57―0.076＋0.0384.5111.544.1615.08―0.03810.8426.066.2852.76算计100.00100.00100.00100.00浓度（%）92.779.189.537.00原 矿 第 二 台 球 磨 机＋0.151.605.831.60旋流器溢流即铅粗选给矿―0.15～0.10535.0511.1835.0510.20―0.105～0.07625.7323.3125.7312.25－0.076～0.03822.9826.7922.9824.29―0.038～0.0204.107.384.1015.31―0.020～0.00105.5612.765.5610.20－0.010～0.0053.228.053.2218.31―0.0051.764.701.769.38算计100.00100.00100.00100.00浓度（%）75757538 表24  铅粗精矿再磨水力旋流器给矿及产品筛析粒级（毫米）分量百分数%给矿（%）溢流（%）底流（%）球磨机排矿（%）－0.105～0.0762.024.661.09－0.076～0.03815.1515.0029.0221.20－0.038～0.02034.3432.0037.1450.19－0.020～0.01037.3840.0017.2412.95－0.010～＋0.0058.0810.003.9811.3－0.0053.033.007.963.24算计100.00100.00100.00100.00浓度%58.25577.4    注：旋流器规格φ350、锥角20°、给矿粒度－0.105～0、给矿口50×90、沉砂管φ24、溢流管φ80、处理量21.1吨/时。     （五）料仓储量：见表25。 表25  料仓贮量料仓类型物料粒度储存时刻（时）有用容积米3（吨）料仓结构特色粗碎受矿仓200～0320；800井下中间矿仓60～02245；539高架式粉矿仓15～0482900；6100″制品仓Pb＋000.2～0 Zn＋0.105～0 S＋0.105～072－9622188；48813装车仓