木制花箱一般的使用年限只有两到三年，有的甚至使用寿命只有一年。像塑木花箱还需要后期定期维护，因花箱表面的漆层易掉，需要重新刷漆．铝合金花箱天生骄傲，防水防潮、防虫防白蚁。仅这“四防”，防腐木便望尘莫及．市面上花箱主要是塑木花箱和PVC花箱，塑木花箱和PVC花箱都存在使用寿命短的缺点。而花箱网生产的铝合金花箱的使用寿命可达20年以上。铝合金型材的花箱是用德国进口热转印技术制造，不褪色，能以崭新面貌出现在城市道路中。 道路花箱是城市的窗口，园林绿化的重要组成部分。 花箱和花的搭配效果各具千秋，怎样摆放都具有他独特的美感。

废物，作为人类日子的伴生物，给人们带来了越来越多的费事。一个城市每天所发生的废物数量是惊人的。以省会石家庄为例，日产日子废物3000多吨，且跟着人口的不断增加，这一数字以每年8%—10%的速度递加。 　　废物污染带来了巨大的环境压力，怎样对其整理收回、无害化处理及再使用，已是一道重要的环保课题。而要使废物变废为宝，分类收回是第一步。 　　一些分类废物箱成了铺排 　　在省会首要大街，你走几分钟就会看到贴有“可收回”和“不行收回”字样的分类废物箱放在路旁边。那它们的“责任行使”终究怎样呢？ 　　镜头一：青园街十五中邻近，一位小学生容貌的女孩拿着一张雪糕包装纸和一个矿泉水空瓶正准备扔在废物桶内，可她站在分类废物箱前踌躇了一瞬间，最终仍是将其悉数扔进收回废物桶。 　　镜头二：中山路北方地区商城前，一个捡废物的白叟翻开可收回废物桶，捡了几个易拉罐和矿泉水空瓶，又翻开不行收回的废物桶盖，捡到了相同的一些废物。 　　市民是否按废物箱上的分类标志扔废物呢？一位环卫工人通知笔者，有些人扔废物都做不到扔进废物箱，还谈什么废物分类！据了解，去年初，石家庄在一些首要大街，安装了分类废物箱，但就现在状况来看，大大都市民虽能将废物投入废物桶内，但对“可收回”、“不行收回”标志视若无睹，而是把分类废物箱当作普通废物桶，未对废物进行有用分类。 　　大都人不知废物怎样分类 　　前面说到的女孩在分类废物箱前踌躇，是对手中包装纸、矿泉水瓶该扔进哪个废物桶的考虑。对其他市民来说，是否有着和小女子相同的疑问呢？ 　　笔者在街头进行了随机采访。采访中，不少人向笔者坦言，分类废物箱上虽贴有“可收回”、“不行收回”字样，但并不非常清楚哪些属可收回废物，哪些属不行收回废物。有的被访者说，分类废物箱上虽标有分类废物标志，但这个分起来很费事，平常自己很少故意去做，哪边随手就扔到哪边。有人说，自己所了解的废物分类就是把可以卖钱的废品，比方废旧报纸、饮料瓶等挑出来。还有人表明，对废物分类的做法非常拥护，也情愿合作，但更需求环卫、社区等有关部门加强废物分类的宣传工作，教咱们怎样正确分类。咱们彻底不需求过多的投入，在现有的废物桶桶身，可具体喷印上废物分类阐明，怎样投进，一望而知，而不是简略的、让大都人有些莫衷一是的“可收回”、“不行收回”的字样。 　　可收回废物究竟是什么 　　日子中的废物各式各样、五花八门，可究竟什么是可收回废物呢？ 　　依据《城市日子废物分类及其点评标准》，可收回物是指适合收回循环运用和资源使用的废物，首要包含废纸、塑料、玻璃、金属和布料五大类。废纸：未严峻玷污的文字用纸、包装用纸和其他纸制品等。如报纸、各种包装纸、工作用纸、广告纸片、纸盒等；塑料：废容器塑料、包装塑料等塑料制品。如各种塑料袋、塑料瓶、泡沫塑料、一次性塑料餐盒餐具、硬塑料等；玻璃：有色和无色废玻璃制品；金属：各种类别的废金属物品。如易拉罐、铁皮罐头盒、铅皮牙膏皮、废电池等；布料：包含旧纺织衣物和纺织制品，如抛弃衣服、桌布、洗脸巾、书包、布鞋等。 　　不行收回物指除可收回废物之外的废物，常见的有在天然条件下易分化的废物，如果皮、菜叶、剩菜剩饭、花草树枝树叶等。 　　据介绍，废物分类搜集后，每使用1吨废纸，可造纸0.8吨，相当于节省木材4万立方米或少采伐30年树龄的树木20棵；每使用1吨废铁，可炼钢0.9吨，相当于节省矿石3吨；1吨废塑料再使用可制作0.7吨无铅汽油；1吨废玻璃收回后可生产一个篮球场那么大的平板玻璃或500克的瓶子2万只；用1吨抛弃食物加工饲料，可节省0.36吨粮食…… 　　让废物变废为宝，废物分类是要害。让咱们每个人从自我做起，从废物分类做起，积极响应国家开展循环经济的召唤，真实削减废物污染。.

铝合金箱中的航空箱已被人们带到了更远的地方，越来越受到人们的欢迎。因为航空箱本身的优势决定了它的广泛应用。 　　航空箱主要广泛应用于视听系统多媒体，舞台灯光设备，军工运输业，光电行业，设备运输等高科技领域。在长短途的运输中提供了更有效的保护措施。这一系列产品的本身构造具有以下特点： 　　1.外部结构： 　　外部由较坚硬的多层夹板外贴ABS防火板钉成木箱，木箱的各边采用一定厚度和强度的铝合金型材，箱体每一个角用高强度的金属球形包角与合金铝边和夹板连接固定，密封性极好；箱体底部用承受能力和耐磨能力极强的PU轮组合而成； 　　2.内部结构： 　　箱体可以根据产品特点安装隔板，箱体内侧和隔板贴上比较柔软的EVA复合固体回力材料，该材料具有量轻、防震、防潮、防燃、抗氧化功能。 　　正是这样内外优势的组合，决定了航空箱的防火、防水、防冲击、机动方便等优点，还可根据客户的要求设计出多样性的款式，箱体美观时尚，安全可靠。

配电箱，俗称（箱壳）。用途于配电房或大型机器控制台，功能控制和调节各个机器的运转、电流的通断。　　配电箱拆解比较麻烦，住要是件大，品杂。一般由电线、开关、变压器等组成　　1：先把电缆线从箱壳中分开　　2：把各类开关拆下　　3：把变压器拆下　　4：用拨线机拨去电线的外皮，拆开变压器　　5：进行铜铁等分类　　铜卖到铜厂再加工利用，铁回炉加工成铸件和钢筋。.

每一位频繁进行旅游的人们都会感觉到行李箱带来的不便，所以现在行李箱的功能真的越来越多元化，一款功能强大、设计贴心、使用方便的行李箱就成为了许多商务人士必须要面对的选择。 近日，Samsara作为一款外观设计独特新颖的铝合金材质智能行李箱，无论是耐用性还是轻量化设计，都能够给你带来巨大的惊喜。Samsara还可以与智能手机连接，当与我们的距离太远，就会可以立刻发送通知进行提醒。如果在视线范围之外，Samsara被打开了，同样会进行通知提醒。Samsara采用了航空级铝合金材质，更具耐用性与轻便性，并采用隐藏式万象滚轮和拉杆设计，不仅很漂亮，而且不影响整体性。Samsara提供了黑色和银色两种配色，顶部采用了平面设计，可以直接作为工作台在机场候机时支起笔记本。同时行李箱融合了一些智能元素，内置了带USB-C端口的可移动电源，能够为笔记本和智能手机充电，内部配备了LED照明灯，还具有定位防丢通知、监控电池百分比等功能。Samsara的隐藏式万象滚轮和拉杆设计，不仅很漂亮，而且不影响整体性 Samsara在内部还提供了极具收纳能力的折叠收纳包、化妆品袋和数字用品收纳袋。Samsara在内部还配备了高逼格LED灯，因此在黑暗的环境下也可以随时整理衣物。较后，Samsara还内置了移动电源和USB-C接口，能够为笔记本和智能手机充电，并且容量超大，智能手机冲十个来回没有问题。

春节假期临近，回家探亲、外出旅行成为大众消费者度过节日的两大选择，经过一年忙碌的工作，选择一种轻松快乐的方式度过假期，是大家对春节长假的诉求。安排完紧张的行程，你才会发现，比订机票订车票更让你烦恼的事情，是没有一只合适的旅行拉杆箱。出行的衣物、回家带的礼物、旅行的必备用品，如何归类整齐，存放有序，又不占用空间;如何经久耐用，携带方便，又美观大方不失品味，无论你是回乡团聚还是外出旅行，一只好的拉杆箱，会成就你一段美好旅程。伴随着消费市场的不断升级，箱包产业也在发生着多元的变换，除了外观的设计不断改进，铝合金材质在箱包的广泛应用也成为了行业发展的趋势，相对于传统材质拉杆箱，全铝镁合金拉杆箱更加结实耐用，具有抗摔、防刮、防水、防霉、抗压、静音等特点，部分好的品牌拉杆箱寿命可长达十余年，更适合经常出差人群选购。从上世纪三十年代开始，第1款轻量航空级铝材质的旅行箱面世以来，铝材质在便开始在旅行箱行业广泛应用，各大生产企业也是不断改进制造工艺，从起初的材质变换，到多种元素的添加，从单一的金属材质，到镁铝合金的搭配，从传统的沟槽结构，到如今铆钉的华丽点缀，旅行箱不在是单一的撞箱模式，私人订制也已经开始成为了这一行业的发展趋势，拥有一款独一 无二的旅行箱，正在成为消费者青睐的事情。 据某第三方的数据统计和网购平台的评选，近几年铝合金箱包的品牌美誉度和销量正在逐年上涨，以下五大品牌表现较为突出，无论在购买力还是消费者认可度上都在拉杆箱行业内稳居前列。下面就带大家盘点一下，希望能给即将出行的人们，提供一些购买的消费建议。 RIMOWA日默瓦智能铝合金拉杆箱的开创者 RIMOWA是来自德国的全球领先的优质旅行箱品牌，旗下旅行箱均使用铝镁合金和高科技聚碳酸酯材料打造。1937年，当历史上，第1个由轻量航空铝材制作的旅行箱被开创之时，RIMOWA彻底改变了旅行世界，精美的设计以及轻型材料的应用一直被旅行家，高品位的消费者欣赏。对RIMOWA来说，德国制造和德国工艺意义重大，代表优质材料、卓越技术、非凡设计的结合，并将产品质量提升至较高。回顾过去一百多年的历史，RIMOWA经典沟槽结构的设计令人一见难忘，每一次新的开发都是由激情所驱动，旨在提供给客户更轻，更坚固，更便于操作的旅行箱。如今RIMOWA将智能互联网技术与箱包相结合，领先开创了智能便捷的新产品特色，在技术和设计方面不断改进，但是不变的是：高雅，永恒，无误。 ZENESSE爵尼诗高端艺术定制铝合金拉杆箱的缔造者 ZENESSE爵尼诗品牌诞生于美国，以时尚、艺术、科技等要素著称，作为全球领先的箱包品牌，ZENESSE专注于打造坚固、轻便、耐用、个性的箱包产品，其铝镁合金的材质特性，也成为拉杆箱领域的一支翘楚。ZENESSE设计团队带着对消费者的需求和对旅行的特殊理解，将艺术的元素融入到产品中，在行业首次推出了系列艺术高端定制旅行箱，无缝箱体的独特设计，将工业艺术与文化艺术结合升华，多元时尚元素的淋漓演绎，堪称业界唯 一。ZENESSE品牌价值的个性化，也成为铝镁合金旅行箱市场中，具特色的箱包品牌，对细节设计的苛求，也让ZENESSE在兼具美感的同时，具备了诸多实用价值，近期，ZENESSE也将智能科技融入到了新品之中，无疑在迈向世界一流品牌的过程中更进一步。 Samsonite新秀丽时尚铝合金拉杆箱的倡导者 Samsonite新秀丽品牌1910年创始于美国，作为百年品牌，新秀丽Samsonite始终坚持传承匠心品质，融合创新科技与时尚设计，发展历史中，多次荣获国际性设计大奖。新秀丽Samsonite以高科技人工技术及先进原料，努力研究及发展新产品并重新定义耐用性、多功能性、合乎人体工学的设计及安全标准。始终保持对旅行者不断变化需求的敏锐洞察力及适应能力，作为旅行用品领域的行家，它以世界带头人和创新者的形象，不断创造出别具匠心、经久耐用、时尚舒适的箱包产品。新秀丽Samsonite近年推出了铝合金拉杆箱，年轻朝气的品牌形象，也受到年轻消费者的青睐。 小米90分铝合金拉杆箱价格搅局者 素来性价比高，以价格屠夫著称的小米公司，在硬件生态链布局的的过程中更近一步。近期，小米生态链企业90分，发布了一款90分金属登机箱(米家定制版)，箱体横条纹的样子简约漂亮，格调分明，兼顾美观与感性。小米90分拉杆箱采用5系高标号定制铝镁合金材质，轻盈坚固，兼具支撑和防撞击力，拥有更强的延伸率和抗冲击功能，减少旅途中对箱体可能造成的磕碰与损害。999元的市场售价，也成为低价旅行箱的诚意之作，小米之家将陆续在国内主要城市落地，作为补充产品，小米90分的超低价旅行箱，势必会吸引更多粉丝的喜爱。 ZERO零度新生代铝合金拉杆箱的创新者 “ZERO零度”品牌源自1963年地中海沿岸的意大利，起初以皮鞋制造为主，以独到的眼光把握住时尚脉搏，以智慧感悟艺术，尊贵优雅、舒适愉悦的体验是ZERO零度的品牌价值。零度以创新赢未来，行动把机遇的姿态，顺势而为推出了铝合金拉杆箱，以极具竞争力的品牌背书，布局线上线下经营共融的新模式，打通品牌价值、用户、货品、服务等多领域的资源共享，成为了铝合金箱包行业凸起的一支主力军。 在漫长而又未知的旅途中，一款实用而又不失格调的拉杆箱，或许会给你的路程带去真正的安全感。面对人生未来的各种可能，在路上重新认识自己，下一站，无论回家还是旅行，都让一款你钟爱的铝合金拉杆箱，带你去开启快乐的旅程。

砂滤箱常用钢板、木板或混凝土制造，呈方形或圆形（看下图）。箱内放入除泥介质，上层和底层辅设麻袋或草袋类的滤帘，上层滤帘是防止溶液冲散滤层，基层则防止泥质被溶液带走。中间滤层由卵石和细砂组成，选用卵石是为了增大贮液空间。溶液自上给入，净液则从底部排液口排出。    砂滤池应设置两个，以便定时轮换运用，在替换时应将细砂更新。    砂滤池和沉积池相同，由于它们单位面积出产率低，弄清作用差，所以它们常与框式弄清机等合作运用。含金溶液弄清作业经常因滤布被碳酸盐、硫化物以及矿泥沉积物所阻塞，影响正常出产。为消除这些有害影响，应采纳下列办法：    1.缩短含金溶液与空气的触摸时刻，撤销在过滤机与弄清机之间的中间槽。    2.用不含二氧化碳的压缩空气对矿浆进行拌和，以下降溶液中碳酸盐类的浓度。    3.用酸作为纯作剂铲除滤布、管道及金属部件上的碳酸盐沉积。    4.用1～1.5%洗刷滤布，以消除碳酸盐沉积。

美铝已经开发出来一种铝合金Dura-Bright燃料箱，着陆齿轮，复合材料板。    铝合金Dura-Bright燃料箱耐腐蚀，表面无需抛光，可以使表面光泽持续多年。新型铝合金着陆齿轮可使载重汽车的拖车减轻重量100磅，并能满足或超过所有负载状态，这种铝合金着陆齿轮，又称为第5车轮，采用了Holland集团独自的无润滑技术，利用6061 T6锻铝板制成，比起具代表性的钢材加工第5车轮减轻重量100磅。    复合材料板Aluplate，是把一种高强度铝合金板和一种挤压热塑铝型材结合在一起制成的。

1.建议在每次存放皮制品之前，都应为它去尘做清理。一般的皮质制品最好先上过皮质保养油，先将油抹在干净的棉布上，然后再均匀地擦拭表面，避免将油直接涂抹在表面上，以避免损伤了皮件。    2.收纳皮制品的柜子必须保持通风。皮革本身的天然油脂会随着时间愈久或使用次数过多而渐渐减少，因此即使是很高级的皮件也需要定期做保养。    3.皮革吸收力强，应注意防污，高档磨沙真皮尤其要注意。每周一次用干毛巾沾水后拧干，重复几次进行轻拭。如有发现任何洞孔、破烂烧损现象，不要擅自修补，直接请专业人员服务。    4.皮件上五金保养，应在使用后以干布擦拭。如微氧化，可试以面粉或牙膏轻轻擦五金即可。    5.漆面皮革一般只需用软布料擦拭即可。光泽皮革之保养，请使用少许皮革保养专用油沾于软布料上，再稍用力在皮革上磨擦；无光泽皮革之保养，平时只需用布轻拭，若污垢严重时，可试以类似橡皮的橡胶轻轻擦拭去除。    其它材质箱包的保养方法    帆布、尼龙、EVA等材质箱面的清洁，可使用湿布或粘胶滚刷来清洁表面的尘土。清除较为严重的污渍时，可使用湿布或软刷蘸中性清洁剂擦洗。长时间存放的旅行箱内，要保持干燥状态，以防止箱内发霉和异味的产生。    若使用湿布清洁过箱内，更要待其风干后才能合盖。不要将旅行箱当做储物箱使用，存放过多衣物会使旅行箱滚轮或垫脚长期受到超负荷压力而变形。箱内衣物绑带、隔板应保持松弛状态，松紧带若长时间拉伸紧绷会失去弹性。    航空箱的加强部件，加强后的实用性比较：    L型的支架：能加强整箱体的牢固性。    防水胶垫：安装在轮窝下的防水胶垫，能让箱体达到更完美的防水效果，用于户外演出的箱体必须加装。    轮板加强板：安装轮板加强板是为了加强箱体的载重程度，和增加轮板和轮子的使用寿命。    方管钢：一般安装在箱盖和轮板下面，作用就是令到箱体在上下受力的时候能更加结实牢固。    蜂窝板：我们常见的航空箱都是采用木夹板制作的，但的新一代航空箱的板材是复合蜂窝板。这种板材的好处有以下几点：坚固性好，就是我们通常说的防撞性强；是一种环保材料，这个箱体除了轮板、轮子和五金件外全是可回收的材料；使用的寿命时间长，在正常的使用下，使用时间能达到5-8年是普通航空箱的2-3倍。

电解铜试验是高中课本上的一个典型实验，通过这个实验，可以很形象的讲述什么是电解，以及电解的化学原理是什么。    电解铜试验原理：铜的电解精炼是在电解槽内进行的，以火法精炼产生的精铜作阳极，纯铜片(始极片)作阴极，电解液是含有游离硫酸的硫酸铜溶液。    电解铜试验中，电解质在溶液中离解成离子：CuSO4≒Cu2++SO42-                          H2O≒H++OH-                          H2SO4≒2H++SO42-    铜的标准电极电位为0.34V，它具有比火法精炼铜中除贵金属外的其他杂质更正的电极电位。因此，在电解铜试验电解过程中，只要控制一定的    工艺条件，在直流电的作用下，阳极铜便发生化学溶解：                         Cu-2e→Cu2+    不断减薄缩小；而在纯铜阴极的始极片上则发生铜离子的还原反应：                         Cu2++2e→Cu    被还原的铜沉积在阴极片上，使阴极片变得越来越厚。电解铜试验电极电位较铜更负的离子留在电解液中，而电极电位较铜更正的贵金属和某些化合物在电解铜试验阳极不发生放电溶解，以阳极泥形态沉积槽底，从而实现了铜与杂质的分离。    电解铜已有120多年的发展历史。自20世纪50年代以来，由于大功率可控硅整流器和始极片加工机组的开发，以及自动控制和电子计算机等技术在铜电解精炼工艺过程中的推广应用，铜电解精炼向大型化、机械化和自动化方向发展的步伐加快，现世界年产电解铜能力达到40万t的工厂有5家，年生产电解铜能力超过15万t的工厂也有30多家。    更多关于电解铜试验的资讯，请登录上海有色网查询。 

在选矿阶段除砷，是归纳使用含砷多金属矿的根本途径。在选别中抑砷是下降产品含砷的首要办法，因而研发和选用选择性好的抑砷药剂，是砷与多金属矿藏别离的要害。石灰、钠、腐殖酸钠等是常用而较有用的毒砂类砷矿藏的按捺剂，特别是石灰，使用遍及，一起作为调整剂和按捺剂，它不但能较好地按捺毒砂，并且还能消除矿浆中金属离子对毒砂的活化影响，出产使用成功的实例较多。对性质杂乱的矿石选用组合按捺剂是一种趋势。如后卜河铅锌矿原矿含砷2.10%，一起运用上述三种按捺剂，并辅以少数（小于20g/t），使铅、锌精矿含砷别离降至0.60%和0.10%的抱负程度。赤峰大井银铜矿选用我院制造的FYS组合按捺剂，使铜精矿含砷降至0.30%以下，工业目标0.40%以下，到达冶炼的要求，实验成果见表1。别的，使用选择性捕收剂也非常重要，如选用甲基硫酯和乙基黄药混合或丁黄腈酯对铜砷的别离有显着作用，如兴安盟莲花山铜矿，用石灰和钠作按捺剂，乙基黄药和甲基硫酯作捕收剂，使铜精矿含砷降到0.3%以下。   表1  各种矿石闭路实验成果/%矿石称号产品 称号品   位回  收  率补白CuPbZnAsCuPbZn霍各乞铅 锌矿石铅精矿 锌精矿 62.97 1.042.99 44.09  67.96 2.282.35 70.41铅精选脱碳，选锌抑碳，少组合剂抑硫，归纳收回硫甲生盘铅 锌矿石铅精矿 锌精矿 55.98 0.674.19 43.71  56.31 6.450.34 83.14预先、中间脱碳，高碱度抑硫，中矿独自处理，归纳收回了硫后卜河 铅锌矿铅精矿 锌精矿 63.20 0.495.15 50.670.60 0.10 78.72 85.821.35 0.60少组合剂抑砷、硫，乙硫氮强化捕收剂，归纳收回硫砷玛尼吐多 金属矿铜精矿29.03  0.3789.30  组合按捺剂抑砷赤峰大井 银铜矿铜精矿21.80  0.2794.55  组合按捺剂抑砷硐子 铅锌矿铜精矿 铅精矿 锌精矿19.24 1.23 0.537.67 49.00 0.8117.69 3.37 46.84 71.79 10.66 7.735.58 86.78 2.438.09 3.58 83.99多段抑碳，高碱度抑硫，归纳收回了硫

高岭石、伊利石、叶腊石等含硅矿物是铝土矿中主要的脉石矿物，也是氧化铝生产中最为有害的杂质。硅在溶出时与铝生成铝硅酸钠（生产上称为钠硅渣）既引起铝的损失，也增加碱耗，同时使得氧化铝生产工艺复杂，生产成本高。      如何经济有效地脱除矿石中的二氧化硅，提高铝土矿的铝硅比，为氧化铝生产提供优质原料，从而降低生产成本，是合理利用我国铝土矿资源及促进我国氧化铝工业可持续发展的根本保证。      我国从20世纪50年代起就着手研究铝土矿选矿脱硅技术，在研究工作中总结经验，不断技术创新，取得巨大的进展。为了进一步优化浮选工艺，强化粗粒富连生体的捕集，放粗入选细度和精矿细度，降低选矿成本，改善精矿脱水过滤性能，开发出优于铝土矿选矿“九五”攻关成果的新工艺，为山东铝业公司铝土矿选矿厂建设设计提供依据。在深入分析研究铝土矿的工艺矿物学特性的基础上，吸收了阶段磨矿一次选别工艺和分级-浮选工艺的优点，应用了选矿先进理论和技术，例如，闪速浮选技术等，新近开发的一种新工艺。创造性地把闪速浮选原理和粗细分选技术应用于铝土矿选别过程，获得理想结果。在山东铝业公司大力支持下，于2001年7月28日顺利地完成了三个方案（阶段磨矿一次选别工艺、分级-浮选工艺及选择性磨矿-粗细分选新工艺）的对比连选试验，三个方案连续累计9个班试验指标见表1。试验结果表明，选择性磨矿-粗细分选工艺，技术先进、经济合理、易于实施。推荐采用该方案作为山东铝业公司铝土矿选矿厂设计依据，并建议在设计过程中考虑采用粗粒快速浮选技术及其配套装备实现该工艺。  表1  三个方案的连选试验结果/%工艺技术入选细度 /-75µm产品名称产  率品     位A/SAl2O3回收率Al2O3SiO2阶段磨矿 一次选别67.4精矿 尾矿 原矿81.40 18.60 100.069.05 36.20 62.945.78   10.7811.94   5.8489.30 10.70 100.0分级-浮选79.2精矿 尾矿 原矿83.85 16.15 100.067.95 37.74 63.076.36   10.8410.68   5.8290.34 9.66 100.00选择性磨矿 -粗细分选62.9精矿 尾矿 原矿83.09 16.91 100.068.71 35.89 63.135.45   10.8212.61   5.8390.39 9.61 100.0     一、开发新工艺的研究     （一）新工艺的研究基础     我国研究铝土矿选矿脱硅技术，近年来取得巨大进步。具体表现如下：（1）创造性地把以一水硬铝石富连生体作为捕集和回收对象的技术思路应用于铝土矿选矿脱硅，解决了因一水硬铝石型铝土矿嵌布粒度细而导致的铝精矿粒度和氧化铝回收率之间的矛盾。（2）将铝土矿入选细度从95%以上－75µm放粗至70%～75%－75µm，保证了选别指标和放粗精矿粒度，为后续脱水过滤、拜耳法溶出赤泥沉降提供了条件。（3）开发了复合高效分散剂，实现矿浆的有效分散，选用高效组合捕收剂强化捕收一水硬铝石及富连生体，实现有效脱硅及最大限度地回收目的矿物。（4）选精矿指标从A/S9左右、Al2O3回收率70%，到选精矿A/S11以上、Al2O3回收率89%左右。“九五”期间，铝土矿选矿脱硅研究工作进展加快。北京矿冶研究总院及兄弟单位针对我国中低品位一水硬铝石型铝土矿固有的工艺矿物学特征，做了大量的铝土矿选矿脱硅基础理论研究及扎实、详细的试验工作。在国内外首次完成了铝土矿选矿脱硅-拜耳法生产氧化铝新工艺的工业试验，取得较好的技术经济指标，不仅突破了多年来我国铝土矿选矿脱硅氧化铝回收率偏低的困难局面，而且极大地推动了我国铝土矿选矿脱硅产业化进程，为进一步优化工艺技术条件及流程结构打下了坚实的基础。     （二）开发新工艺的理论背景     提出选择性磨矿－粗细分选工艺理论的背景是由于粗粒浮选性质存在明显的差异，表现在粗粒和细粒的比表面能不同，因而吸附药剂的量和速度不同；粗粒和细粒要求的搅拌强度不同；粗粒和细粒浮选要求的矿浆浓度不同；粗粒要求较短的矿化起泡浮升路程；细粒易互凝。因此，窄粒级化、粗细分选、营造分别适应粗粒和细粒浮选过程环境是提高粗粒一水硬铝石富连生体或单体的捕收率、改善微细粒分选效率、避免矿泥恶化浮选过程、降低药剂成本等的根本保证，从而实现在提高精矿铝硅比的同时，经济有效地回收有用矿物的目的。     （三）新工艺的特点     选择性磨矿-粗细分选新工艺，吸收了阶段磨矿一次选别工艺和分级－浮选工艺的优点，应用了选矿先进理论和技术，例如，闪速浮选技术等，创造性地把闪速浮选原理和粗细分选技术应用于铝土矿选矿过程。其实质是在磨矿分级回路中，采用粗粒快速浮选技术，选用粗粒浮选机和高效捕收剂快速捕集分级返砂中的粗粒一水硬铝石单体及富连生体，获得最终精矿产品（称为精矿1），细粒（分级溢流）进入常规浮选回路选别，产出精矿（称为精矿2）和尾矿。克服了粗粒和细粒混选时同时上浮对浮选环境的特殊要求，粗粒快速浮出，缩短了浮选时间，提高了粗粒捕收剂效果，改善了细粒级分选效率，减少细粒脉石进入精矿，使精矿脱水性能提高，并降低捕收剂总用量，从而节约选别成本。     二、新工艺连选试验     （一）试验矿样     连选试验矿样的采样设计、组织实施及采样说明书编制由山东铝业公司负责完成。矿样于2001年4月份运达北京矿冶研究总院，大约20t。对矿样进行粗、中碎及闭路细碎，将矿石加工至－3mm，混匀，取样分析，保存备用。其矿物组成见表2。原矿中主要矿物为一水硬铝石，少量的一水软铝石。含硅脉石矿物为伊利石、高岭石、叶腊石、绿泥石等。其它矿物为锐钛矿、金红石、板钛矿、针铁矿、水针铁矿等。此外还有微量的蒙脱石、水白云母、锆石、电气石、石英等。原矿多元素分析结果见表3。 表2  原矿的矿物组成及含量/%矿   物含   量矿   物含   量一水硬铝石 一水软铝石64.63锐钛矿 金红石 板铁矿3.18伊利石21.83 高岭石 绿泥石 叶腊石 蒙脱石2.14针铁矿 水针铁矿 赤铁矿  6.23石英微锆石微电气石微其它矿物1.99 表3  原矿主要化学成分分析结果/%元素Al2O3SiO2Fe2O3TiO2K2ONa2OCaOMgO灼碱A/S含量62.7310.816.413.102.060.0540.0420.2512.725.80     （二）小型试验        选择磨矿－粗细分选工艺小型试验开展的主要研究工作是，开发粗粒快速浮选强力组合捕收剂，优选细粒浮选高效分散剂，确定适宜人选细度。在条件试验基础上，进行闭路试验，试验流程如图1，试验结果见表4。  图1  选择性磨矿-粗细分选工艺小型闭路试验流程及药剂条件 表4  选择性磨矿-粗细分选工艺的闭路试验结果/%新工艺技术产品名称产率品     位A/SAl2O3回收率Al2O3SiO2选择性磨矿 -粗细分选精矿1 精矿2 精矿 (精矿1+精矿2) 尾矿 原矿27.91 54.89   82.80 17.20 100.068.21 70.20   69.53 35.54 63.687.20 5.05   5.78 34.46 10.719.47 13.90   12.03 1.03 5.9429.89 60.51   90.40 9.60 100.0     （三）连选试验     以小型试验工艺流程为依据，适当地调整药剂用量、确定合适的磨矿细度及浮选浓度，采用磨矿分级闭路循环，溢流再次分级，分级返砂经粗粒快速浮选，闪速选出精矿（称精矿1），细粒（分级溢流）进常规浮选回路，经一次粗选、一次扫选、三次精选后获得精矿（称精矿2），工艺流程与图1基本相同。以50kg/h，即日处理量1.2t的连选规模进行试验。同时还进行了阶段磨矿一次选别工艺（采用磨矿分级闭路循环、一次粗选、一次扫选、扫选尾矿经分级机分级后，分级粗粒返回磨机再磨再选，分级溢流为最终尾矿，粗精矿经二次精选获得精矿）及分级-浮选工艺（采用磨矿分级闭路循环，分级溢流再次分级，返砂直接作为精矿产出，溢流进常规浮选回路，经一次粗选、一次扫选、扫选尾矿送分级机分级后粗粒返回磨机再磨再选，分级溢流为最终尾矿，粗精矿经二次精选后，获得精矿）的连选对比试验，三个方案连续9个班累计试验结果见表5。 表5  三个方案的连选试验结果/%工艺技术产品名称产  率品   位A/SAl2O3回收率Al2O3SiO2I：阶段磨矿 一次选别精矿 尾矿 原矿81.40 18.60 100.069.05 36.20 62.945.78   10.7811.94   5.8489.30 10.70 100.0Ⅱ：分级－浮选精矿 尾矿 原矿83.85 16.15 100.067.95 37.74 63.076.36   10.8410.68   5.8290.34 9.66 100.0Ⅲ：选择性磨矿 －粗细分选精矿 尾矿 原矿83.09 16.91 100.068.71 35.89 63.135.45   10.8212.61   5.8390.39 9.61 100.0     （四）三个方案对比       以本次连选试验结果为依据，按日处理原矿1500t规模计，参照沈阳铝镁设计研究院提交的《选矿－拜耳法生产氧化铝新工艺工业试验技术经济论证报告》、1999年铝土矿选矿脱硅工业试验数据及我国大型铝矿山选矿生产实践，进行了三个方案的成本估算及连选试验主要技术经济指标对比，结果见表6。 表6  三个方案连选试验的主要技术经济指标对比方案I：阶段磨矿 一次选别Ⅱ：分级 －浮选Ⅲ：选择性磨矿 －粗细分选精矿产率/% 精矿铝硅比 精矿回收率/% 入选细度/%-75µm 精矿细度/%-75µm 选矿药剂成本 /(元·t-1) 选矿加工成本 /(元·t-1干精矿)81.40 11.94 89.30 67.4 75.80 15.35   67.68  83.85 10.68 90.34 79.2 77.70 14.01   62.50  83.09 12.61 90.39 62.9 73.86   13.15 55.89       从表6可见，无论是技术指标，还是经济指标，方案Ⅲ均较为优越。与方案I相比，不仅吨精矿加工成本减少11元以上，而且精矿产率高1.69%、精矿铝硅比高0.67、精矿回收率高1.09%；与方案Ⅱ相比，精矿回收率及产率相近，但精矿铝硅比高1.93，吨精矿加工成本节省了6元左右。     三、选择性磨矿－粗细分选新工艺评述     方案Ⅰ在1998年河南铝土矿选矿脱硅连选试验和1999年河南铝土矿选矿脱硅工业试验流程与药剂制度的基础上，沿用原磨浮流程，即“阶段磨矿一次选别”流程（原矿粗磨入选，粗粒级中矿返回磨机再磨，合并选别），在药剂制度上开展深入的研究工作后，本次获得的技术指标与1998年连选指标和1999年工业试验指标相近，但药剂用量下降，药剂成本有所降低。     方案Ⅱ是在1998年连选试验提出的“分级-浮选”工艺和1999年“阶段磨矿一次选别”流程工业试验和2001年完成的中州铝土矿“分级－浮选”工艺工业试生产的基础上开发的一种技术方案。原磨矿细至75%～80%－75µm后，经分选机分级，粗粒级产品直接作为精矿产出，产率约15%～20%，细粒级进入浮选回路选别，获得精矿2和尾矿。与方案Ⅰ比较，其优点在于进入浮选作业的矿量将减少30%左右，药剂耗量和浮选矿浆也将减少，可降低选矿成本；其缺点为，以分级方式产出精矿，波动大，难以控制，在原矿铝硅比波动大时，尤其偏低时，难以保证精矿的铝硅比。     方案Ⅲ“选择性磨矿－粗细分选”工艺为根据我国铝土矿的工艺矿物学特征，在总结已有工作的基础上，应用选矿领域先进理论和技术，新近开发的一种新工艺，是继1998年将铝土矿入选细度从95%以上－75µm放粗至70%～75%－75µm之后的新的实质性进步；“粗细分选”技术创造性地运用在铝土矿分选上，是铝土矿选矿工艺有以新的创举。由于粗粒与细粒浮选性质存在明显的差异，因此窄粒级化，粗细分选，营造分别适应粗粒和细粒浮选过程浮选环境，是提高粗粒一水硬铝石富连生体或单体的捕收率、改善微细粒分选效率、避免矿泥恶化浮选条件及降低药剂成本的根本保证。本次连选试验结果充分证明，方案Ⅲ技术上的先进性和经济上的合理性。与方案Ⅰ相比，不仅吨精矿加工成本减少11元以上（其中药剂节省了2.2元），而且精矿产率高1.69%、精矿铝硅比高0.67、精矿回收率高1.09%；与方案Ⅱ相比，精矿回收率及产率相近，但精矿铝硅比高1.93，吨精矿加工成本节省了6.61元（其中药剂节省了0.86元）。其优点为入选粒度粗（磨矿细度为60%～65%－75µm），大部分的粗粒在磨矿分级回路中快速选出，改善了磨矿分级条件，避免了目的矿物过磨；细粒进入常规浮选，矿量少，且无浮选尾矿分级作业和中矿返回磨机的大循环，药剂消耗，球耗和能耗将大为减少。     四、结语     （一）“选择性磨矿－粗细分选”工艺是根据我国铝土矿的工艺矿物学特征，以一水硬铝石富连生体及中等品位连声体为捕集和回收目标，实施选择性碎磨，进一步放粗入选细度（60%～65%－75µm），是继1998年将铝土矿入选细度从95%以上－75µm放粗至70%～75%－75µm之后的新的实质性进步。“粗细分选”技术创造性地运用在铝土矿分选上，是铝土矿选矿工艺又一新的创举。     （二）开发了“选择性磨矿-粗细分选”新技术，并完成了小型试验和连选试验。原矿铝硅比5.83时，获得了精矿产率83.09%，精矿铝硅比12.61，三氧化二铝回收率90.39%。     （三）本次连选试验结果充分证明，新工艺技术上的先进性和经济上的合理性。与方案Ⅰ相比，不仅吨精矿加工成本减少11元以上（其中药剂节省了2.2元），而且精矿产率高1.69%、精矿铝硅比高0.67、精矿回收率高1.09%；与方案Ⅱ相比，精矿回收率及产率相近，但精矿铝硅比高1.93，吨精矿加工成本节省了6元左右（其中药剂节省了0.86元）。     （四）本次连选试验技术指标稳定、可靠，工艺流程和药剂制度简单易行。

一、砂金矿常用的选矿办法 金矿选矿实验技能计划原生金矿床显露地表今后，因为机械和化学的风化效果，使得含金矿脉或许含金母岩逐步破碎成为岩屑和金粒等。然后，在外力的转移效果和分选效果下，使比重较大的矿藏（例如金粒）沉积在山坡、河槽、湖海边岸的当地，构成必定的富集，其具有工业挖掘价值者，就称为砂金矿床。 砂金矿床一般用采金船挖掘、水力挖掘，挖掘机挖掘以及地下（竖井）挖掘等。我国砂金矿床以采金船挖掘为主，亦有水力挖掘和挖掘机挖掘。 砂金选矿工艺首要包含选别前的预备作业和选别作业。预备作业首要由碎散和筛分两进程组成。碎散首要是将采出的矿砂中的矿粒和粘土质矿泥解离。筛分是筛除不含金的粗粒级。常用的设备有平面筛、圆筒筛、圆筒擦拭机等。砂金的选别首要选用重力选矿法，这是因为一方面砂金比严重（平均为17.50～18.0），粒度较粗（一般为0.074～2毫米），另一方面是因重力选矿法比较经济和简略。重选设备一般选用各品种型的溜槽、跳汰机和摇床（常用于精选）。 二、脉金矿常用的选矿办法 金矿选矿实验技能计划金矿石的各品种型因性质不同，选用的选矿办法也有不同，但遍及选用重选、浮选、混、化及近年来的树脂矿浆法、炭浆吸附法、堆浸法提金新工艺。对某些品种的矿石，往往选用联合提金工艺流程。 金矿选矿实验技能计划用于生产实践的选金流程计划许多，一般选用的有如下几种： 1、单一混：此流程适于处理含粗粒金的石英脉原生矿床和氧化矿石。混法提金是一种陈旧而又遍及的选金办法。在近代黄金工业生产中，混法依然占有很重要的方位。因为金在矿石中多呈游离状况呈现，因而，在各类矿石中都有一部分金粒能够用混法收回。实践证明，在选金流程顶用混法提早收回一部分金粒，能够明显地下降粗粒金在尾矿中的丢失。 金矿选矿实验技能计划混法提金的理论基础为，对金粒能挑选性地潮湿，然后向潮湿的金粒中涣散。 在以水为介质的矿浆中，当与金粒表面触摸时，金与构成的触摸面替代了本来金与水和与水的触摸面，然后下降了表面能，亦破坏了阻碍金与触摸的水化膜。此刻沿着金粒表面敏捷涣散，并使相界面上的表面能下降。随后向金粒内部涣散，构成了的化合物－齐（膏）。 金矿选矿实验技能计划混提金法又分为内混和外混两种。所用混设备有混板、混溜槽、捣矿机、混筒和专用的小型球磨机或棒磨机。 混提金法工艺进程简略，操作简略，本钱低价。但是有毒物质，对人体损害很大。所以，选用混提金的选矿厂应当严厉遵守安全技能操作规程，使蒸气和金属对人身体的损害约束到最小程度。 2、混－重选联合流程：此流程分为先混后重选和先重选后混两个计划。先混后重选流程适用于处理简略石英脉含金矿石。先重选后混流程适用于处理金粒大，但表面被污染和氧化膜包裹的不易直接混的矿石，以及含金量低的砂金矿石。 3、重选（混）－化联合流程：此流程适用于处理石英脉含金氧化矿石。原矿先重选，重选所得精矿进行混；或许原矿直接进行混，尾矿、分级矿、混砂别离化。 4、单一浮选流程：此流程适用于处理金粒较细、可浮性高的硫化物含金石英脉矿石及多金属含金硫化矿石和含碳（石墨）矿石等。 5、金矿选矿实验技能计划混－浮选联合流程：这一流程是先用混收回矿石中的粗粒金，混尾矿进行浮选。这种流程适用于处理单一浮选处理的矿石、含金氧化矿石和伴生有游离金的矿石。选用这种流程比单一浮选流程取得的收回率高。 6、全泥化（直接化）流程：金以细粒或微细粒涣散状况产出于石英脉矿石中，矿石氧化程度较深，并不含Cu、As、Sb、Bi及含碳物质。这样的矿石最适于选用全泥化流程。 化法是提取金银的首要办法之一。用这种办法提金具有收回率高、对矿石适应性强、能就地产金等长处，所以得到广泛应用。 化法提金由含金矿石在化溶液中的浸出、含金贵液与浸渣的别离、浸金的沉积和金泥的熔炼四个进程组成。这种提金法的缺陷是是剧毒物质，易污染环境，在实践中必定要严厉做好环境的维护与管理作业。 7、浮选－化联合流程：此流程有以下三个同计划： （1）浮选－精矿化流程。它适用于处理金与硫化物共生关系亲近的石英脉含金矿石和石英黄铁矿矿石。 （2）浮选－焙烧－化流程。该流程适用于处理含有可浮性的有害于化的矿藏，金只需少数的与这种矿藏结合。 8、浮选－重选联合流程：此流程以浮选法为主，适用于金与硫化物共生亲近而且只能用冶炼法收回金的矿石。也适用于粗累嵌布不均匀的含金石英脉矿石，并比单一浮选取得较高的收回率。 9、堆浸法：堆浸法是化法提金的一品种型，它适用于处理含金档次较低的矿石。首要长处是工艺进程简略，出资少，本钱低。 以上9种流程是准则流程，其内部结构应以所处理的矿石类型和性质的不同而有所不同。 不管哪一种矿石，只需其间含有粗粒金，就应遵循早收多收的准则，在矿石进入浮选作业前，应别离选用重选、混或单槽浮选及时收回粗粒金。

某铬铁矿选矿厂现处理铬品位(Cr2O3) 32%以上的富矿，采用全摇床分级选别工艺，可以得到Cr2O343%以上的铬精矿。随着资源的日益减少，贫矿的回收利用也提到了议事日程。该矿附近还有不同品位(Cr2O35～30%) 的贫铬铁矿，为了为以后充分利用资源提供依据，我们对该矿贫铬铁矿进行了选矿工艺及设备的选择研究，对铬品位为8%左右的贫铬铁矿进行了四种流程、三种设备的选择。在不同的选矿流程及工艺下均取得了比较理想的选别指标。其中强磁选抛尾—摇床全粒级分选流程指标相对较好，在-200目60%的磨矿粒度下，可得到精矿品位39.98%、产率13.28%、铬回收率64.74%的较好指标，精矿中SiO2 含量为4.07%。   1 原矿多元素化学分析 原矿多元素化学分析结果见表1。从上表化学分析结果看，矿石中目的元素铬的含量较低，只有8.19%，属贫铬矿石，需经选矿富集后才能入炉冶炼。其它金属元素Mg 含量也相对较高，为36.10%，若成单独矿物存在，应考虑综合回收利用。主要脉石成分为SiO2，含量高达30.55%，其它成分含量均较低，Al2O3 含量仅为1.78%，但是如果Al3+与Cr3+呈类质同象存在，则在选矿过程中富集铬的同时,铝也将在铬精矿中得到富集。对本研究来说，目的元素为Cr，而Mg 和Si 是选矿中需要剔除的主要对象。 2 矿石可磨性分析 以酒钢铁矿作为标准矿样进行可磨性对比。结果表面，贫铬铁矿相对酒钢铁矿难磨，当新生-200 目含量达到40%时，其相对可磨度为0.56。 3 选矿试验 根据铬铁矿高比重( 4.3～4.6) 、弱磁性( 比磁化系数286×10- 6C.G.S.M厘米3/克) 的性质，确定采用重选和磁选法进行选矿试验。 3.1 摇床选矿试验 摇床是目前选别铬铁矿比较普遍使用的设备，由于其分选精度高，往往有许多矿山愿意使用。为此，我们首先进行了摇床对该贫铬铁矿的选别试验。 3.1.1 全粒级选别 磨矿至要求的细度后，直接进入摇床选别。本试验对影响选别指标的磨矿粒度、冲洗水量、冲程、冲次及坡度均进行了选择。根据选择的条件，进行流程试验，选别流程为: 摇床粗选- 中矿再选两段选别。选别流程及结果见图1。从以上选别结果可见，在- 200 目60%的磨矿粒度下采用摇床一段选别，可得到品位39.85%、产率11.82%、回收率56.83%的铬精矿，SiO2含量4.32%。将中矿进行再选,可获得产率2.68%、品位32.69%的铬精矿，硅含量升高至8.14%，与粗选精矿合并作为最终精矿，指标为产率14.50%、铬品位38.53%、铬回收率67.40%，硅含量5.03%，选矿比6.9 倍。 3.1.2 摇床分级选矿试验 对于摇床来说，一般情况下粒度的级别范围越窄，选别指标越稳定，分选效率更高。为此将磨矿产品采用干式筛分的办法筛分为+0.15mm、- 0.15 +0.10mm、-0.1+0.074mm、- 0.074+0.038mm 和- 0.038mm 五个级别，分别在其适宜的条件下进行摇床选别，每个级别的选别流程同图1，各粒级选别产品合起来为总选别产品。试验结果见表2。从表筛分结果看，铬铁矿矿物主要存在于38～100 微米粒级中，这几个粒级中的铬品位相对较高，铬分布率合计达79.56%。粗粒级和微细粒级的铬品位均较低，+0.15mm 粒级铬品位为6.22%，-38mm粒级中铬品位仅为5.93%，均低于原矿，表明脉石成分在这两个粒级中有所富集。从各粒级单独选别结果看，中间粒级( 0.038～0.010mm) 的选别效率均较高，精矿铬品位和回收率都比较理想，尤其是0.074 ～0.100mm 粒级，铬品位为39.30%，回收率85.25%，两项指标均为各粒级中最高。相对来说，+0.15mm 的粗粒级和- 0.038mm的微细粒级选别效果比较差，前者精矿品位仅为34.07%，作业回收率为52.75%,而后者精矿品位仅为26.09%，回收率也低达38.28%，这两个粒级的尾矿品位也明显高出其它粒级。分析原因，认为粗粒级品位低是因为矿物解离度不够，铬铁矿与脉石没有充分解离，达不到分离的目的，而细粒级指标差是由于摇床对细泥的选别效率偏低所致。从综合结果看，最终精矿品位为36.09%、回收率73.97%，相对全粒级选别结果，精矿品位偏低，回收率相对较高。若将- 0.038mm 粒级不并入精矿，则精矿品位可提高至37.22%，若再将+0.15mm 以上的粗粒级去掉，精矿品位可进一步提高。综合来看，全粒级和分级选别流程的选矿效率基本接近，全粒级入选具有流程简单、不需分级、操作简便的优点，对于本矿石来说，由于磨矿粒度相对较细，粒级比较集中，采用全粒级入选比较适宜。 3.2 螺旋溜槽抛尾—摇床选矿试验摇床具有分选精度高的优点，但同时具有占地面积大、处理能力低的缺点。对于本矿石来说，由于原矿铬品位低，造成大量已解离的脉石矿物进入摇床，大大增加摇床负担，为此，有必要探索预先抛尾工艺，在磨矿后采用处理量大、成本低的设备抛除合格尾矿，既减少了进入摇床的矿量，节省了摇床台数，同时减少了脉石尤其是微细粒脉石的干扰，为摇床分选创造有利条件。为此进行了螺旋溜槽抛尾- 摇床选别试验，试验流程及结果见图2。从图2 结果可见，螺旋溜槽可抛除产率43.91%、铬品位4.47%的尾矿，抛尾后进入一段摇床和二段摇床的矿量大大减少，可节省近一半的摇床设备与占地面积,而且抛尾后进行摇床选别的的效率明显提高，采用与全粒级、分级选别一样的摇床分选流程，最终精矿品位可提高到39.54%,只是回收率指标相对较低，主要原因是螺旋溜槽抛尾时，少部分细粒铬铁矿因离心力而进入了尾矿，造成尾矿品位稍有偏高。螺旋溜槽具有单位面积处理能力大、结构简单、不需动力等优点，但其回收粒度的下限为30 微米左右，磨矿粒度较细时，易造成细粒有用矿物的流失。 3.3 磁选抛尾—摇床选矿试验 根据铬铁矿具有较高比磁化系数的性质，进行了磁选抛尾—摇床选别试验。 磁选设备采用仿琼斯湿式强磁选机,在磨矿粒度- 200 目60% 、磁场强度5000Oe 的条件下进行强磁选抛尾试验，由于磁选尾矿品位低，可作为合格尾矿，所以采用磁选进行粗选抛尾，采用摇床进行精选以提高品位。试验流程及指标见图3。从图3 结果看，采用强磁选可脱除产率50.21%的合格尾矿，尾矿品位仅为2.19%，从而使进入摇床的矿量减少了一半，大大减少了摇床台数，同时抛尾后为摇床的分选创造了有利条件，使选别指标进一步改善，最终获得了品位39.98%、回收率64.74%、SiO2含量4.07%的理想指标,与螺旋溜槽抛尾—摇床工艺相比，强磁选工艺抛尾量大，尾矿品位低，最终精矿回收率相对较高。 4 指标对比分析 从以上各流程的选别指标看，最终精矿品位和回收率指标均有较大差异，比较来看，磁选抛尾—摇床选别流程结果比较理想。精矿品位明显高于其它流程，且回收率指标也下降不多； 螺旋溜槽抛尾—摇床选别流程也能获得高品位铬精矿，但由于螺旋溜槽设备对细粒级铬矿物回收效率偏低，造成抛尾的尾矿品位稍高，使得精矿回收率相对较低； 摇床全粒级选别流程的指标居中，分级选别指标相对较差，主要表现在精矿铬品位偏低，如果进一步调整精矿带宽度，精矿品位可能会提高，但回收率会有明显下降，预计最终指标不会超过磁选—摇床流程的指标( 比如，将分级选别流程中的0.038～0.15mm 粒级的一段选别精矿合起来，其铬品位为38.74%，而回收率仅59.78%) 。 从流程来看，全摇床选别所需摇床台数多，占用厂房面积大，若进行分级入选,则还需较严格的控制分级粒度； 对本矿石来说，由于磨矿粒度较细，粒度范围较小,从方便管理和操作的角度看，可采用全粒级入选流程。螺旋溜槽和强磁选抛尾流程可预先抛除产率43%以上的尾矿，为摇床下一步分选创造有利条件，同时大大减少摇床台数，两种抛尾设备运行可靠，处理量大，可考虑使用。磁选是最适宜的流程，由于该设备处理量大，仅需很少的台数就可完成大量摇床的工作量，而且操作简单，运行可靠，指标稳定，管理方便，缺点是设备价格高，单台设备耗电量大。以上试验流程各有优缺点，应根据建厂情况及经济对比选择适合实际的、成本低的选别流程。 本试验中，为了尽可能多的回收铬铁矿，在各选别流程的中矿再选作业中，截取的中矿量较大，使得中矿再选进入摇床的矿量也大。从选别指标看，再选精矿产率很低，绝大部分矿量重新进入尾矿，所以在实际生产中可减少一段摇床的中矿量，从而减轻二段摇床的负担。 5 产品分析 对磁选抛尾—摇床全粒级流程选别的精矿进行多元素化学分析，结果见表2。可见，精矿中主要脉石成分为Al2O3和MgO，两者总含量高达25.11%，严重影响着精矿品位。MgO 在原矿中含量就较高，选矿后在铬精矿中有较大幅度的降低,说明大部分Mg 以单独的矿物存在于铬铁矿中，经选矿能与铬铁矿分离开来。而Al2O3却大量在铬精矿中富集，富集比高达5.8(其在原矿中含量仅为1.78%) ，表明Al元素很可能进入铬铁矿晶格，与铬元素呈类质同相存在，采用机械方法无法将其与铬分离开来。 6 结语 6.1 某贫铬铁矿中Cr2O3 含量仅为8.19%。经过适当工艺的选别，可以得到Cr2O3 含量39%以上的合格产品，表明该贫铬铁矿是可选的。 6.2 采用摇床选别流程，在全粒级入选时可得到产率14.50%、品位38.53%、铬回收率67.40%的选别指标。分粒级入选时，可得到产率16.91%、品位36.09%、回收率73.97%的选别指标。综合比较，全粒级入选指标相对稍好。全摇床流程的优点是分选精度高，缺点是处理量小，所需设备台数多，占地面积大。 6.3 采用螺旋溜槽及强磁选工艺均可预先脱除43%以上的尾矿，为摇床精选创造条件，同时大大减少摇床设备台数及厂房占地面积。两者比较，强磁选尾矿品位低，可直接作为合格尾矿抛弃，而螺旋溜槽尾矿品位相对稍高。两种抛尾设备处理量大、运行可靠。 6.4 采用强磁选抛尾—摇床选别流程 可得到产率13.28%、品位39.98%、回收率64.74% 的铬精矿，精矿中SiO2含量4.07%。螺旋溜槽抛尾—摇床选别流程可获得精矿品位39.54%、产率12.50%、铬回收率60.28%的指标，精矿中SiO2含量为4.15%。前者选别指标相对较好。

一、铜矿选矿实验的首要计划 有色金属硫化矿绝大部分用浮选法处理，但若有用矿藏比重较大，嵌布较粗，也可考虑选用重浮联合流程。 因而选矿实验时首要要依据矿藏的比重和嵌布粒度，必要时经过重液别离实验来判别选用重选的或许性，然后依据矿藏组成和有关物理化学性质挑选浮选流程和药方。 (一)硫化铜矿石 未经氧化(氧化率很低)的硫化铜矿石的选矿实验，根本上可仅考虑浮选计划。 在硫化铜矿石中，除了硫化铜矿藏和脉石以外，多少都含有硫化铁矿藏(黄铁矿)、磁黄铁矿、砷黄铁矿等)，硫化铜矿藏同脉石的别离是比较简单的，因而硫化铜矿石浮选的首要矛盾是铜硫别离。 矿石中硫化铁矿藏含量很高时，应选用优先浮选流程;反之，应优先考虑铜硫混合浮选后再别离的流程，但也不排挤优先浮选流程。 铜硫别离的根本药方是用石灰按捺硫化铁矿藏，必要时可增加少数。硫化铁矿藏的复生可用碳酸钠，二氧化碳气体、硫酸等，一起需增加少数硫酸铜。 矿石中含磁铁矿时，可用磁选法收回。 矿石中含钴时，钴一般存在于黄铁矿中，黄铁矿精矿就是钴精矿。 矿石中含有少数钼时，可先选出铜钼混合精矿，再进行别离。 铜镍矿也是大都选用混合浮选流程，混合精矿可先冶炼成镍冰铜后再用浮选法别离，也可直接用浮选别离。 (二)硫化铜锌矿石 硫化铜锌矿石首要用浮选法处理。 硫化铜锌矿石中一般也多少含有硫化铁矿藏。浮选的首要任务是处理铜、锌、硫别离，特别是铅锌别离的问题。 因为铜锌矿藏常常细密共生，并且闪锌矿易(在矿床中或矿浆中)被铜离子活化，因而铜锌别离一般要比铅锌别离困难。 浮选流程需经过实验比照，但可依据矿石物质组成初步判别。硫化物含量高时应优先考虑优先浮选流程或铜锌混合浮选后再浮硫的部分混合浮选流程;反之，则可考虑用全浮选流程，或优先浮铜后锌硫混合浮选。铜矿藏和锌矿藏互相共生的粒度比同黄铁矿共生的粒度细时可选用铜锌部分混合浮选流程;反之，不如先浮铜再混合浮选锌硫。 铜锌别离的根本药方仍是用或盐(包含NaSO3、Na2S2O3、NaHSO3、H2SO3、SO2气体等)抑锌浮铜，大多要与硫酸锌混合运用。还可考虑试用以下三个计划： 1、用加硫酸锌抑锌浮铜; 2、在石灰介质顶用赤血盐抑铜浮锌; 3、在石灰介质中加温矿浆(到60℃)抑铜浮锌。 锌硫别离的传统药方是用石灰抑硫浮锌，在有条件的区域，也可试用矿浆加温的办法替代石灰按捺黄铁矿。 (三)硫化铜铅锌矿石 硫化铜铅锌矿石的选矿首要也是用浮选。实验时应优先考虑以下两个流程计划： 1、部分混合浮选流程，即先混合浮选铜、铅，再顺次或混合浮选锌和硫矿藏。 2、混合浮选流程，行将悉数硫化物一次浮出，然后再行别离。 铜铅别离是铜铅锌矿石浮选时的首要问题。其计划可所以抑铅浮铜，也可所以抑铜浮铅。终究那一计划较好，要经过详细的实验断定。但一般原则是：当矿石中铅的含量比铜高许多时，应抑铅浮铜;反之当铜含量挨近或式于铅时，应抑铜浮铅。 常用铜铅别离办法如下： (1)重铬酸盐法：即用重铬酸盐按捺方铅矿而浮选铜矿藏。 (2)化法：即用按捺铜矿藏而浮选铅矿藏。 (3)铁法：当矿石中次生铜矿藏含量很高时，上述两个办法的作用都不够好，此刻若矿石中铅含量较高，则可用铁(黄血盐和赤血盐)来按捺次生铜矿藏浮选铅矿藏;若铅的含量比铜高许多，就应实验以下两个计划。 (4)法(二氧化硫法)：即用二氧化硫气体或处理混合精矿，使铅矿藏被按捺而铜矿藏遭到活化。为了加强按捺，可再增加重或等，也可将矿浆加温(加温浮选法)，终究都必须用石灰将矿浆pH调整到5-7，然后进行铜矿藏的浮选。 (5)钠，硫酸铁法：即用钠和硫酸铁作混合按捺剂，并用硫酸酸化矿浆，在pH=6-7的条件下拌和，按捺方铅矿而浮选铜矿藏。 铜铅混合精矿别离困难的首要原因之一，是因为混合精矿中含有过剩的药剂(捕收剂和起泡剂)的原因。在混合精矿别离前除掉矿浆中过剩的药剂和从矿藏表面上除掉捕收剂薄膜能够大大的改进混合精矿的别离作用。 从矿浆中除掉过剩药剂和从矿藏表面除掉捕收剂薄膜的办法有： 1、机械的办法; 2、化学的或物理化学的办法。可依据混合精矿的性质和其所取得条件的不同，来选定合适的办法。 在多金属矿石中，伴生有用矿藏的收回问题，须视其与首要矿藏的共生状况和在选别进程中的行为而定。如铋和锑首要进入铅精矿，可在冶炼时收回。镉、铟和锗等，一般与闪锌矿共生，因而或许进入锌精矿。钴在选别进程中多进入黄铁矿精矿，但也或许进入铜和锌精矿中。钼和锡有时可选成独自产品或半成品。金和银则多与硫化矿在一起而选入相应的精矿中，一般较多地进入铅精矿中。 二、有关选别氧化铜矿石的首要计划 国内外选别氧化铜矿石的首要计划归纳如下： (一)浮选法：直接浮选、硫化浮选等。 (二)水冶法：浸出法、酸浸出法。 第一种用硫酸浸出，然后用铁屑置换铜，再用浮选法浮出沉积铜。 第二种用NH3、CO2浸出，硫(硫黄，黄铁矿等)沉积出硫化铜然后浮选。 (三)离析-浮选法。 (四)细菌浸出法。 目前国内已投产厂矿均选用预先硫化，然后用单一浮选法选别。但对难选氧化铜矿石用单一浮选难以收回，为了处理这部分资源的使用，曾进行过较多计划的研讨，总的趋势是需选用选矿-冶金联合流程或冶金办法处理。国外也亦如此，处理易选氧化铜矿也首要选用浮选法，对难选氧化铜矿石大部分选用联合流程。 三、实验计划的挑选 此矿石首要选别目标为氧化铜矿和黄铁矿，首要曾试用单一浮选流程，包含优先浮选和混合浮选流程。经过实践证明选用单一浮选计划不行，不能得到满足的目标。 对矿石性质的知道不或许在实验前一次完结，要真实知道所研讨矿石的特性，终究还要依托自己的实践。经过实践、知道、再实践、再知道，发现该矿石在粗粒状况下，大部分的氧化铜矿可为水或稀酸溶解，而当其磨细后反而不溶。原因是该矿含有很多石灰岩和其它碱性脉石，这些脉石磨细后不只对水冶晦气，并且导致已溶解的铜又从头沉积，致使水冶和浮选均难进行。矿石的这一特殊规则首要是因为此氧化铜矿石处于硫化矿床的氧化带，矿石和脉石均大部分风化呈粉末松懈状，严峻风化所造成的。把握了矿石的这一规则，就要使自己的思维合于这一客观外界的规则性，改动原有的计划，从头拟定了如下计划： (一)酸浸-浮选(浸渣浮选)。 (二)水浸-浮选(浸渣浮选)。 该矿选用水冶-浮选联合流程，不只能够进步铜的目标，并且能够改进浸渣的浮选。但因为原矿中黄铁矿含量高，若在浸出矿浆中直接沉积浮选，铜硫别离比较困难，因而应选用渣液别离处理的办法。因为原矿中含有很多石灰石，因而浸出粒度不能选用浮选粒度，应使用其风化的性质，选用粗粒浸出。水冶进程能够用水浸出，也可用0.3%-1.0%的稀酸溶液。尽管两者浸出率不同较大，但终究目标却很挨近。 浸液中的铜可用一般的办法如铁粉置换，沉积等办法收回，也可用萃取剂萃取，使其提浓，直接电解，出产电铜。实验中选用脂肪酸萃取，(进一步实验时选用N510萃取剂，即a-羟基5仲辛基二甲酮肟)，取得了杰出的作用。 从已作过的流程和办法看，水冶-浮选联合流程是处理此矿的有用办法。水浸-浮选和酸浸-浮选均能取得较为满足的目标。 所引荐的处理计划浸出粒度粗，浸出时间短，不要酸，这在往后的洗矿中浸出进程将主动进行，故既合适矿石性质，又有利于往后的出产。但因为缺少出产实践，还需经过扩展实验进一步验证。

一、钼矿的选矿办法 钼矿的选矿办法首要是浮选法，收回的钼矿藏是辉钼矿。有时为了进步钼精矿质量、去除杂质，将钼精矿再进行化学选矿处理。 辉钼矿晶体呈六方层状或板状结构，由沿层间范式键的S-Mo-S结构和层内极性共价键S-Mo构成的。层与层间的结合力很弱，而层内的共价键结合力甚强。所以回辉钼矿极易沿结构层间解裂呈片状或板状产出，这是辉钼矿天然可浮性杰出的原因。实践证明：在适宜的磨矿细度下，辉钼矿晶体解离发生在S-Mo-S层间，亲水的S-Mo面占很小份额。但过磨时，S-Mo面的份额增加，可浮性下降，尽管此刻参加一定量极性捕收剂如黄药类，有利于辉钼矿的收回，但过磨发生的新矿泥影响浮选作用。因此对辉钼矿的选别要避免和避免过磨，在出产上需求选用分段磨矿和多段选别流程，逐渐到达单体解离，确保钼精矿的高收回率。 钼矿的破碎一般都选用三段一闭路流程，破碎终究产品粒度为12～15毫米。 磨矿一般用球磨机或棒磨-球磨流程。亨德森是仅有选用半自磨流程的。 浮选选用优先浮选法。粗选产出钼精矿，粗扫选尾矿收回伴生矿藏或丢掉。钼粗精矿选用两、三段再磨，四，五次精选取得终究钼精矿。 钼矿的浮选药剂以非极性油类作捕收剂，一起增加起泡剂。美国和加拿大用表面活性剂辛太克斯(Syntex)作油类乳化剂。依据矿石性质，用石灰作调整剂，水玻璃作脉石按捺剂，有时加或硫化物按捺其他重金属矿藏。 为确保钼精矿质量，对钼精矿中所含的铜、铅、铁等重金属矿藏和氧化钙以及炭质矿藏需进一步进行别离： 一般运用或，或铁按捺铜和铁;用重铬酸盐或诺克斯(Nokes)按捺铅。假如运用按捺剂，杂质含量还达不到质量标准，需要辅以化学选矿处理：次生硫化铜用浸出;黄铜矿用溶液浸出;方铅矿用和溶液浸出，均可到达标准含量以下。 含氧化钙的脉石易泥化，因此，关于含此类脉石的矿石切忌过磨。出产上往往增加水玻璃，六聚偏磷酸钠或有机胶作脉石按捺剂或分散剂;也可用活性炭加CMC(羧甲基纤维素)按捺碳酸盐脉石。终究可用或加溶液浸出处理。 含炭质矿藏的别离，首先要查明炭质是属石墨类、沥青类或煤类。这些炭质矿藏的可浮性与辉钼矿附近，但密度较小，一般可用重选法进行脱除;运用六聚偏磷酸钠和CMC抑炭浮钼;或加、水玻璃和六聚偏磷酸钠按捺炭质也有用;选用焙烧除掉有机炭，也是办法之一。应该指出的是，所有这些炭质矿藏的别离办法，现在还不能令人满意，仍是一个没有彻底处理的问题。 脉石中SiO2(二氧化硅)含量太高，常常是影响钼精矿档次的原因。经查定：SiO2含量跟着钼精矿档次进步而下降，两者有彼此消费的趋势。只需钼矿藏到达单体解离细度，SiO2含量一般可降到标准以下。加活性炭吸附钼表面的油类，再加CMC按捺硅酸盐脉石，SiO2含量也可降到标准以下。 二、钼中矿处理-钼酸铵出产 钼矿选矿过程中，有的流程产出一个难以用浮选收回的低档次钼中矿;有的因杂质含量太高得不到合格钼精矿〈或称低档次钼精矿〉。使用这些不合格的钼精矿和钼中矿来出产钼酸铵是收回这部分钼的一个办法。 (一)钼中矿的化学选矿 杨家杖子钼矿在选矿过程中产出一个含钼0.6%～0.8%的钼中矿，以此为质料出产钼酸铵的工艺流程如下： 首先把钼中矿浓缩到60%固体浓度，参加次溶液浸出，反响式如下： MoS2+9NaClO+6H2O→Na2MoO4+2Na2SO4+9NaCl+3H2O 次溶液含NaClO130～140克/升、含NaOH50～60克/升。浸出温度45～55℃，钼中矿细度为0.074毫米以下。 浸出生成的钼酸钠溶液参加使pH=5～6，然后加氯化钙，用蒸汽煮沸生成钼酸钙沉积。反响式如下： Na2MoO4+CaCl2→CaMoO4↓+2NaCl 把钼酸钙沉积过滤后，加碳酸钠溶液分化钼酸钙以除掉其间搀杂的重金属离子，反响式如下：然后加使溶液的pH=0.5，在95℃下反响生成钼酸沉积，反响式如下： Na2MoO4+2HCl→H2MoO4↓+2NaCl 把钼酸别离出来后，直接溶解于中，生成钼酸铵。参加活性炭脱色，然后加使pH=2.5，得到白色结晶的二水四钼酸铵[(NH4)2O·4MoO4·2H2O]。过滤、枯燥、破坏得到钼酸铵制品。整个出产流程如图1所示。图1 钼中矿出产钼酸铵工艺流程 (二)低档次钼精矿出产钼酸铵 有的选厂如金口岭和宝穴选矿厂，因含炭质矿藏的影响，浮选得到的钼精矿含钼仅20%～35%。该厂选用化学选矿制成钼酸铵。出产流程如下：首先将低档次钼精矿烘干后焙烧成三氧化钼，反响式如下：然后将三氧化钼用浸出、生成正钼酸铵，反响式如下：过滤除掉氢氧化铁等不溶物。滤液加(或硫化铵)，将浸出液中铜络合物转化为硫化铜沉积、与正钼酸铵别离。除掉重金属离子的溶液，参加硝酸，使pH=2.5，正钼酸铵转化为四钼酸铵晶体，反响式如下： 4(NH4)2MoO4+6HNO3→(NH4)2O·4MoO3↓+6NH4NO3+3H2O 把晶体过滤、在120℃枯燥3小时得到白色结晶的四钼酸铵。出产流程如图2所示。图2 低档次钼精矿出产钼酸铵流程 三、伴生钼矿藏的选矿办法 世界上钼产值的三分之一以上来自其他多金属矿的副产品收回。智利和秘鲁的钼都是从铜选矿厂作为副产品收回的。 从多金属矿收回伴生钼，首要来自斑岩铜矿，少数来自钨钼矿、钼铁矿、钼铋矿和钼铀矿。 斑岩铜矿含铜较低，一般为0.5%～0.7%Cu，含钼0.01%～0.03%左右。斑岩铜矿储量大，选厂规划也大，因此副产钼数量是相当可观的。 斑岩铜矿中钼矿藏以很细颗粒浸染于铜矿藏中。从斑岩铜矿收回钼，选矿上一般选用铜钼混合粗选，混合粗精矿再经混合精选得到含铜档次20%以上的含钼铜精矿。然后进行铜钼别离前的预处理：浓缩脱药、蒸煮、再磨等，接着进行铜钼别离和钼精选。铜钼别离一般选用抑铜浮钼;只要美国宾厄姆选矿厂选用抑钼浮铜。钼精选多选用二、三次再磨和四次至更屡次的精选。因为含铜矿藏的不同，原矿铜钼档次不同及杂质影响，钼的收回率相差很大，约在30%～70%。

铍铜机械性能的测定常常采用单轴的拉伸试验。该试验为元件设计提供数据。拉伸试验的资料同样可用以材料的验收和控制工艺操作。诸如：冲压、弯曲、轧制、机加工、拉拔和截条等。试验本身比较简单，但铍铜试验数据的介释和应用，需要对试验的程序和过程中合金的特性行为有充分的理解。    拉伸试验    依据试样的形状和设备情况，有系列的试验用的附件，夹具和应力、应变测量装置可以用金田公司对所有的供贷的铍铜的抗拉性能的测定和确认，都依据ASTM E-8（拉伸试验金属材料的标准测试方法）所叙述的试验程序，这一试验程序允许有宽的范围试验条件、设备和试样形状的选择。    铍铜在应变速率0.005～0.2时的试验速度，其性能对应变速率的敏感性是中等的。检验通常在恒定的速度或应变速率下进行。虽然试样在到达屈服应力后，可能分段式上升，但对高延伸率的合金尽量缩短测试时间。    对铍铜带材的检验，最常用的是中间截面收缩的试片（狗骨头形），直边形的试片同样也可用。测试试样的轴沿带材的纵向，即轧制方向。只要可制备出光滑的、边角没有应力的试样的任何一种方法均可以采用。试样的边缘可用金刚砂布轻轻抛一下，以撤除毛刺，这些毛刺会影响试样的提前破坏或不准确的测试结果。金田公司检验带材制品时的试样尺寸为宽度12.5ｍ.m ，标距为５０m.m 。    对于大尺寸的或大块的铍铜产品，其拉伸测试棒，机加工成直径9ｍ.m，长35ｍ.m或者直径12.7ｍｍ×长50.8ｍｍ的标准截面。作为带材试样，ＡＳＴＭ　Ｅ－８要求，标距长度至少为标准直径的４倍，拉伸试棒表面精加工的速度最大为1.5μｍ.rm.s，吃刀深度最少为0.08mm，以尽可能减少棒材表面的应力。    从位伸试验得出的是工程应力一应弯曲线，图１所示，应力，位于纵轴，试验载荷除以试样的横截面积。应力的表示单位为磅/寸２（psl或１b/in2），千位的磅/时２（ＫＳＩ）或者以米制表示为：牛顿/毫米２（Ｎ/mm2）或者兆巴（ＭＰａ），一个兆巴定为１Ｎ/mm2。不常用的米制应力以公斤/毫米２（kg/m.m2或者kg.f/m.m2）表示。[next]表1.列出应力单位的换算：psi×1000=ksiMpa×0.012=Kg/mm2ksi×6.895=N/m.m2Mpa×0.145=ksiksi×6.895=MpaN/mm2×0.145=ksiksi×0.703=kg/m.m2kg/m.m2×1.422=ksiMpa×1=N/m.m2kg/m.m2×9.807=Mpa     应变，位于应力一应弯曲线的横轴，是测试试样的伸长量除以标准截面的长度，由于应变的单位是英时/英时或者毫米/毫米，因此，应变的表示方法无尺寸量纲或者百分率，有时候，标距长度应变单位提供。如“１１％在２英时内”分析应力奕变曲线，可以确定屈服强度、抗拉强度、弹性（扬氏）模数，均匀应变和总的应变，截面收率的测定，对圆形试样是有要求的，在试样完成检验之后进行。    应力一应变曲线    应力一应变曲线（图１）的初始部分是线性的，其斜率的数值（应力除以应变）是材料的弹性模数。弹性模数又称为扬氏模量。测量材料对小变形的抗力，也是材料成性的一种度量。弹性模数越大，在给定的应力条件下，其应变结果越小。金属弹性模数常规的度量单位为百万个psi（msi），千个ksi，米制单位为千兆巴（Gpa）。[next]    另外一种刚性的测量是剪切模量，设计上有时也用，作为观刚性的一种表征。此时，试验样品的应变超过弹性极限，如图２所示。    剪切模量的计算，要求有一条准确的应力－应变曲线和特定的应变数值。剪切模量并非是单纯的材料性能，其中的设定的因素（应变量）影响着剪切模量的数值。剪切模量始终低于弹性模量。[next]    应力－应变曲线的初始线性部分是弹性的。撤除载荷时，试样没有永久性位移。超过弹性区域的变形，进入塑性变形区域，始终是一些永久位移或者应变的结果。撤除载荷时，弹性变形恢复。    材料屈服极限的定义是：使试样产生给定的永久变形时所需要的应力。为了不模糊，屈服强度应当以其应变量或永久位移量，例如：0.01％、0.2％或0.5％来定义。0.2％的屈服强度（也称为0.2％位移屈服）是最经常测量的屈服强度，当应变量被删略掉时，即为0.2％。在拉伸检验设备计算机化以前，屈服强度是通过画图测定，在应力－应变曲线的原点的右边，位移一定的应变量，画出一条线平行于弹性变形线。画出的线与应力－应变曲线的交叉点即为屈服强度。屈服强度的测定即受这条画出线的准确性的影响，不论它是通过绘图或者计算机来完成弹性和塑性区域的转折点（0％屈服强度）称为弹性极限。    对于许多有色金属，弹性和塑性行为的转折非常缓和。其弹性极限或者任意一种小位移的屈服强度，没有高灵敏度的仪器，是非常难于精确测定的。采用最新的设备，由计算机控制的弹性模量与弹性极限的测定，其准确性严重受到弹性区斜率的不准确测量的影响。斜率的精确测定可能由于试验机的弯曲补偿或者试样的早期塑性变形的设定而失败。精确的弹性极限检验，即测量0.0001％位移的屈服强度。（一微的应变量或者每英时标距为1微英时的应变量）。    由于测量上的困难，铍铜的弹性极限和低位移的（低于0.2％）的屈服强度不作为例行的报导，由金田公司的顾客技术服务部可提供该资料。    当应力－应变曲线进一步移动进入塑性区，用以完成试样延伸的应力继续上升，直之达到最大值，该最大值称为抗拉强度或者破断拉伸强度。拉伸检验达到这一点时，拉伸试样沿着标距长度均匀地伸长（其横截面收缩）。达到最大强度或拉伸强度时，拉伸试片尺寸变得不稳定再变形就不均匀而且非常局部性－试片开始颈缩，最大应力和最大应变的点不互相重合。    从拉伸试验测得的应变或伸长率提供了合金的塑性或成型性的一种表征。总应变量是最常报导的数据，如图1所示，它是直到试样破断以后，试验完结时所记录的应变。总的应变包括弹性应变、均匀应变、材料过到破断拉伸应力之后，试样发生颈缩期间的不均匀应变。在元件设计工作中均匀应变的数值比总应变数值要重要得多，因为它测定的仅仅是“可用的”变形量，到过破断拉伸应力点时，允许的最大的设计应力。[next]    另一方面，对于加工金属用的材料特性，诸如：机加工、冲压或者栽条等导致金属破断的成型工艺，总变形量比均匀变形量更有意义。    试验数据的介释    金田公司对其发贷的每批铍铜产品将确认以下标准的拉伸性能；破断抗拉强度，0.2％位移的屈服强度，及伸长率。这些测定值，对多数的使用场合，表示了合金的特征性能。某些应用场合的元件品质，可能受近似弹性性能的影响（低位移屈服强度），对此，标准的拉伸试验是不移灵敏的，当合金试样给出了（出示了）合格的拉伸试验证书，使用时性能却有差异，可能需要灵敏的拉伸试验或另外的材料特性来鉴别该问题。    另外，当使用条件非常近似于真实的试验条件时，拉伸试验数据，会准确地反映材料的性能，这种情况非常少有，因为多数使用环境，其应力状态比单轴拉伸试验要复要得多。    当拉伸试验数据可能用于表达材料在压缩、弯曲或平面应变的性能时，则需要有更精确地表示出材料在非拉伸条件下的性能补充的资料。    硬度检验用以表示材料的强度，但它并没有测量合金的强度，它不能用于替代拉伸检验值，硬度检验测定比较小体积的金属，它可能受到不均匀显微组织的影响。而拉伸检验，由于试片尺寸规格，对组织变化的敏感性较小。    对于深加工或热加工的产品，其拉伸性能非各向同性。非轴向的拉伸性能与纵向性能的相互关系取决于材料的性能，模数、强度、伸长率、合金、显微组织以及变形的程度。对冷加工的带材，横向的弹性模量略微高于纵向的，而伸长率略低于纵向的。    对于铍铜所有状态的产品，其拉伸检验的性能范围，提供于金田公司出版的“铍铜指南”。    除非特别指定，拉伸性能通常室温下测定。接近室温时，－70到150℃，铍铜的拉伸性能对温度并不敏感。金田公司提供铍铜在高温和低温下的拉伸数据。

一、概述 铁矿石选矿方法可分为单一的和联合的两类。 单一方法主要有(弱磁选、强磁选)、磁化焙烧磁选、重选、浮选和电选等。联合方法按各种方法联结方式的不同，分串联和并联两种。前者是不同方法串联使用，以回收不同的有用成分;后者是不同方法并联使用，分别处理矿石的不同粒级物料。 铁矿石包括磁铁矿石、赤铁矿石，磁铁-赤(菱)铁矿石，褐铁矿石，菱铁矿石，复合铁矿石等。其选矿方法及工艺流程分别叙述如下。 二、磁铁矿石选矿方法及工艺流程 磁铁矿石主要是沉积变质型磁铁矿石。矿石中铁矿物绝大部分是磁铁矿，以细粒嵌布为主;脉石矿物主要为石英或角闪石等硅酸盐矿物，有的含硅酸铁较多。由于磁铁矿石是一种强磁性矿物，采用弱磁选方法选别即可获得高品位、高回收率的铁精矿。不少大、中型磁选厂在磨矿粒度大于0.2～0.3mm时，常采用一段磨矿磁选流程;小于0.2～0.3mm时，则采用两段磨矿磁选流程。若粗磨能分出合格尾矿时，则采用阶段磨矿磁选流程。如果采矿时混入一定围岩或矿石在各级破碎的产品中，有一定量的单体脉石矿物产生，则在磨矿前利用干式磁选机进行预选。对有些矿石为了获得铁品位66%～68%的高品位铁精矿，可再用细筛、磁选柱、反浮选等方法处理。 目前对硅酸铁尚无合理利用途径。应用选矿方法虽可回收，但会大幅度降低铁精矿品位，在经济上不大合理。一般来说，炉料中含有一定量硅酸铁，不会影响大、中型高炉冶炼过程的顺行，且硅酸铁中铁不会从炉渣中流失，但在小型高炉冶炼时，由于硅酸铁在冶炼过程中是吸热反应，且融点低，会降低炉温影响冶炼过程顺行，且随炉渣流失的铁分增加。 三、赤铁矿石选矿方法及工艺流程 赤铁矿石是一种弱磁性铁矿石，所用选矿方法较多，包括重选、浮选、强磁选、焙烧磁选及几种方法的联合流程。近年来，普遍应用既有并联又有串联组合的联合流程。如鞍山地区的贫赤铁矿石采用重选、磁选及浮选联合流程，获得精矿铁品位在65%～67%的高指标。 (一)单一赤铁矿石 这类矿石包括沉积变质、沉积型、热液型及风化型矿床的赤铁矿石、菱铁矿石、褐铁矿石和赤(镜铁)-菱铁矿石等。常用的选矿方法有两种。 1、磁化焙烧磁选 焙烧磁选是选别细粒到微粒( 2、重选、浮选、强磁选及其联合流程 浮选是选别细粒到微粒赤铁矿石的常用方法之一，分正浮选和反浮选两种，且均有生产实践经验。重选和强磁选主要用于选别粗粒(20～2mm)和中粒赤铁矿石。由于近年来技术上有较大发展，已广泛用来选别细粒赤铁矿石。块状(>20mm)和粗粒矿石的重选，常用重介质或跳汰选矿法;中、细粒矿石的重选，则用螺旋选矿机、摇床和离心选矿机等流膜选矿法。 粗、中粒矿石的强磁选常用感应辊式强磁选机，细粒矿石的强磁选常用湿式感应介质立环、平环强磁选机和脉动高梯度磁选机。目前由于细粒矿石的强磁精矿品位不高，而重选处理能力又低，所以常组成强磁选-重选和强磁选-浮选联合流程，强磁选丢弃大量合格尾矿，重选和浮选进一步处理强磁选精矿，以进一步提高铁品位。 各种选矿方法及其联合流程的应用，随矿石类型而异。沉积变质型赤铁矿石铁矿物主要是赤铁矿，脉石矿物主要是石英，沉积变质型镜铁-菱铁矿石，铁矿物主要是镜铁矿和菱铁矿，脉石矿物有石英、碧玉、重晶石和白云石等。这些沉积变质型铁矿石都呈细粒嵌布，生产上几乎采用了所有的选矿方法。沉积型鲕状赤铁矿石和赤铁-菱铁矿石，铁矿物主要是赤铁矿和菱铁矿，脉石矿物有鲕绿泥石、石英，有的还有方解石等;铁矿物常为细粒嵌布，且与脉石矿物紧密共生呈鲕状结构，不易单体解离。由于是地下开采，易被围岩贫化。此种矿石比较难选。如果是富矿或自熔性矿石，常用重介质、跳汰或干式强磁选等方法剔除脉石矿物，得到块状成品铁矿石。如果是较富的鲕状矿石，常用焙烧磁选法，有时在焙烧磁选前先预选除去块状脉石矿物;至于较贫的鲕粒矿石，即使采用焙烧磁选，精矿品位也难以达到50%以上，因此常在剔除围岩后与其他高品位精矿配矿使用或采用直接还原等选冶联合方法。对含铝较高的矿石应该注意铁精矿的硅铝比，对自熔性或碱性矿石应保持精矿的自溶性。热液型石英质赤铁矿石和赤铁-褐铁矿石，常为不均匀嵌布，多采用重选、强磁选、浮选等方法的联合流程。 电选法选别弱磁性铁矿石，具有选别效率高，适应粒度范围较大，矿石选别前不需要磁化焙烧，选别过程不消耗药剂，不需要水因而可无需浓缩过滤的脱水设备。试验研究表明：采用小型圆筒电选机处理0.096～0.06mm赤铁矿，当原矿铁品位32.17%，可得产率44.20%，铁品位65.08%，二氧化硅4.60%，回收率89.40%的铁精矿。对海南镜铁矿石，当给矿粒度>0.15mm，原矿铁品位29.67%，可得产率48.13%，铁品位60.49%，二氧化硅9.18%，回收率98.10%的铁精矿。电选还可应用于铁尾矿的回收，当选别齐大山尾矿库中物料(-0.11mm)，FGD型复合高压电选机可从铁品位33.70%的原矿中，选出精矿产率40.39%，精矿品位66.06%，回收率79.17%的铁精矿。 电选前需对矿石进行干燥与加热，并严格进行分级，当入选矿石中各种矿物的导电率相近，难于分选时，应对其表面进行擦洗和清洗处理。 粒铁法用来处理用机械选矿方法很难获得良好选矿指标的高硅贫铁矿石。对湘西南微粒嵌布赤铁矿石，采用试验室碳阻炉，温度1300～1350℃，加无烟煤做还原剂可得粒铁，TFe96.21%，S0.261%，P0.81%，C2.54%，TFe回收率93.7%。 (二)含多金属赤铁矿石 它主要是热液型和沉积型含磷或含硫化物的赤铁矿石和菱铁矿石。此类矿石一般用重选、浮选、强磁选或其他联合流程回收铁矿物，用浮选回收磷或硫化物。热液型含磷灰石赤铁矿石和含铜、硫菱铁矿石可以用浮选法处理。沉积型含磷鲕状赤铁矿石，磷呈胶磷矿状态，虽然可用浮选法使之与铁矿物分离，但往往难于富集成磷精矿，使铁回收率降低甚多。沉积型含磷鲕状赤铁矿石的开发，可以考虑采用重选或磁选对矿石进行粗粒预选，剔除大粒度围岩、夹石，恢复矿石的地质品位，然后全烧结入炉冶炼，生产高磷生铁，再以转炉炼钢，同时生产钢渣磷肥。该方法的优点在于选矿方法简单，避免了细磨深选降磷、除硅、铝的复杂工艺，而且保持了矿石的自熔性，使磷得到充分利用。 (三)磁铁-赤(菱)铁矿石混合矿选矿方法及工艺流程 1、单一磁铁-赤(菱)铁矿石 它主要是沉积变质型磁铁矿石和磁铁-菱铁矿石。矿石中铁矿物有磁铁矿和赤铁矿或菱铁矿石，多呈细粒嵌布;脉石矿物主要是石英，有的含有较多的硅酸铁。磁铁矿在矿石中的比例是变化的，往往是从矿床地表向深部逐渐增加。此类矿石常用的选矿方法有两种：一是弱磁选与重选、浮选、强磁选联合流程，用弱磁选回收磁铁矿，用重选、浮选或强磁选回收弱磁性铁矿物的联合流程，近年来用得较多。这是由于弱磁选回收磁铁矿远比其他选矿方法经济有效，同时多数矿山随着服务年限的延长，选矿厂将由原处理磁铁-赤铁矿石逐渐转变为处理单一磁铁矿石。已被采用过的联合流程有：弱磁选-浮选、浮选-弱磁选、弱磁选-重选、弱磁选-强磁选和弱磁选-强磁选-重选-浮选等。近年来，浮选-弱磁选、弱磁选-强磁选、弱磁选-强磁选-重选或弱磁选-强磁选-浮选、弱磁选-强磁选-重选-浮选等联合流程较为流行。二是磁化焙烧磁选法或其他选矿方法的联合流程，该磁化焙烧磁选与单一赤铁矿石的磁化焙烧磁选流程相似，但它在与其他选矿方法的并联流程中，粉矿是采用弱磁选联合其他选矿方法处理。此外也有焙烧磁选与其他选矿方法的串联流程，即焙烧磁选精矿再用浮选或重选精选，以进一步提高精矿品位。微粒嵌布的磁铁-赤铁矿石，用一般选矿方法难于得到良好的效果。应采用选择性絮凝脱泥、絮凝浮选、絮凝强磁选和絮凝重选等方法。 2、含多金属磁铁-赤(磁)铁矿石 属于此类矿石的有矽卡岩型含硫化物的混合铁矿石和热液型含磷、硫或稀土的混合铁矿石。 此类矿石的选矿方法是铁矿石中最为复杂的。一般都用弱磁选与其他选矿方法的联合流程，即用弱磁选回收磁铁矿;用重选、浮选或强磁选回收弱磁性赤(菱)铁矿物;用浮选回收伴生组分。流程包括：弱磁选-浮选-强磁选、弱磁选-强磁选-浮选和弱磁选-重选-浮选等。对于含稀土的混合铁矿石，如果铁矿物以大量赤铁矿为主时，也有采用还原焙烧磁选-浮选流程的，即用还原焙烧回收赤铁矿物，用浮选回收稀土矿物。稀土矿物在还原焙烧后进行浮选，有利于提高选别指标。此外，浮选-选择性絮凝流程也可获得高指标。 四、褐铁矿石选矿方法及工艺流程 褐铁矿为2Fe2O3·3H2O，分布在广东省、江西省一带，由于其中富含结晶水，因此物理选矿法很难达到铁精品位60%，但经焙烧后，因烧减较大，可大幅度提高铁精矿品位。此外由于褐铁矿在破磨过程中极易泥化，而难以获得较高金属回收率。 铁坑褐铁矿矿床为黄铁矿矽卡岩型铁帽状褐铁矿床。矿石工业类型有矽卡岩型褐铁矿和高硅型褐铁矿两类。前者占66%，矿石由褐铁矿、赤铁矿和石英组成，后者矿石由褐铁矿、针铁矿和赤铁矿组成。其选矿方法采用磁化焙烧-弱磁选、重选、强磁选、浮选、选择性絮凝浮选、强磁选-正浮选一强磁选、强磁选-反浮选流程等联合流程进行选别。 铁坑选矿厂自建成投产以来，一直围绕着提高选矿指标进行了各种选矿方法和多种选矿流程的试验研究和生产实践，诸如重选、反浮选、正浮选、强磁选-正浮选流程，获得原矿品位35.25%，精矿品位50.52%，回收率76.23%。多年来的生产实践表明，强磁选-正浮选联合流程选别指标较好，经济效益显著。 近年来马鞍山矿山研究院研制了强磁选-阳离子反浮选工艺，连选试验结果表明，当原矿铁品位37.09%，可得产率38.26%，铁品位56.73%，铁回收率58.52%的铁精矿，满足了冶炼对铁精矿质量要求。该工艺流程已于2005年底改造完毕并投产。半年的工业生产实践表明，利用强磁选-反浮选联合选矿技术工艺合理，技术可靠，过程稳定，适应性强。 五、菱铁矿石选矿方法及工艺流程 菱铁矿的理论品位较低，仅为48.2%，且经常与钙、镁、锰呈类质同象共生，因此物理选矿方法很难使铁精矿品位达45%以上，但经焙烧后因烧减可大幅度提高铁精矿品位。由于菱铁矿的特点，是很有发展前途的一种铁矿资源，一是经焙烧后可提高铁品位，如铁品位35%时，经600°～700℃焙烧后，可使铁品位达50%。二是焙烧后菱铁矿转变为磁铁矿，易于磁选。三是菱铁矿具有较好还原性，经焙烧后CO2自矿石中逸出，使矿石中空隙增加，从而增大了与还原气体的接触面积，利于冶炼。 菱铁矿选矿方法有重选、强磁选、强磁选-浮选、磁化焙烧-弱磁选等。 近年来长沙矿冶研究院等单位对大冶铁矿强磁选精矿、酒钢选厂强磁选中矿、大西沟菱铁矿等富含碳酸铁矿石，采用回转窑焙烧技术，铁精矿品位可提高到50%～60%以上。  中钢集团马鞍山矿山研究院对太钢峨口铁矿尾矿中碳酸铁的回收做了大量试验研究工作，由于该碳酸铁的赋存状态是以铁镁碳酸盐类质同象系列矿物为主，推荐采用筛分-强磁选-浮选联合流程，最终铁精矿品位达35%以上(焙烧后铁品位达51%以上)，SiO2含量降至4%以下，四元碱度达到3以上，既是一种铁原料，又具有炼铁熔剂的性能，与酸性铁精矿混合冶炼能大大改善冶金性能，年经济效益十分可观。

一、砂金矿常用的选矿办法 原生金矿床显露地表今后，因为机械和化学的风化效果，使得含金矿脉或许含金母岩逐步破碎成为岩屑和金粒等。然后，在外力的转移效果和分选效果下，使比重较大的矿藏(例如金粒)沉积在山坡、河槽、湖海边岸的当地，构成必定的富集，其具有工业挖掘价值者，就称为砂金矿床。 砂金矿床一般用采金船挖掘、水力挖掘，挖掘机挖掘以及地下(竖井)挖掘等。我国砂金矿床以采金船挖掘为主，亦有水力挖掘和挖掘机挖掘。 砂金选矿工艺首要包含选别前的预备作业和选别作业。预备作业首要由碎散和筛分两进程组成。碎散首要是将采出的矿砂中的矿粒和粘土质矿泥解离。筛分是筛除不含金的粗粒级。常用的设备有平面筛、圆筒筛、圆筒擦拭机等。砂金的选别首要选用重力选矿法，这是因为一方面砂金比严重(平均为17.50～18.0)，粒度较粗(一般为0.074～2毫米)，另一方面是因重力选矿法比较经济和简略。重选设备一般选用各品种型的溜槽、跳汰机和摇床(常用于精选)。 二、脉金矿常用的选矿办法 金矿石的各品种型因性质不同，选用的选矿办法也有不同，但遍及选用重选、浮选、混、化及近年来的树脂矿浆法、炭浆吸附法、堆浸法提金新工艺。对某些品种的矿石，往往选用联合提金工艺流程。 用于生产实践的选金流程计划许多，一般选用的有如下几种： 1、单一混此流程适于处理含粗粒金的石英脉原生矿床和氧化矿石。混法提金是一种陈旧而又遍及的选金办法。在近代黄金工业生产中，混法依然占有很重要的方位。因为金在矿石中多呈游离状况呈现，因而，在各类矿石中都有一部分金粒能够用混法收回。实践证明，在选金流程顶用混法提早收回一部分金粒，能够明显地下降粗粒金在尾矿中的丢失。 混法提金的理论基础为，对金粒能挑选性地潮湿，然后向潮湿的金粒中涣散。 在以水为介质的矿浆中，当与金粒表面触摸时，金与构成的触摸面替代了本来金与水和与水的触摸面，然后下降了表面能，亦破坏了阻碍金与触摸的水化膜。此刻沿着金粒表面敏捷涣散，并使相界面上的表面能下降。随后向金粒内部涣散，构成了的化合物-齐(膏)。 混提金法又分为内混和外混两种。所用混设备有混板、混溜槽、捣矿机、混筒和专用的小型球磨机或棒磨机。 混提金法工艺进程简略，操作简略，本钱低价。但是有毒物质，对人体损害很大。所以，选用混提金的选矿厂应当严厉遵守安全技能操作规程，使蒸气和金属对人身体的损害约束到最小程度。 2、混-重选联合流程此流程分为先混后重选和先重选后混两个计划。先混后重选流程适用于处理简略石英脉含金矿石。先重选后混流程适用于处理金粒大，但表面被污染和氧化膜包裹的不易直接混的矿石，以及含金量低的砂金矿石。 3、重选(混)-化联合流程此流程适用于处理石英脉含金氧化矿石。原矿先重选，重选所得精矿进行混;或许原矿直接进行混，尾矿、分级矿、混砂别离化。 4、单一浮选流程 此流程适用于处理金粒较细、可浮性高的硫化物含金石英脉矿石及多金属含金硫化矿石和含碳(石墨)矿石等。 5、混-浮选联合流程这一流程是先用混收回矿石中的粗粒金，混尾矿进行浮选。这种流程适用于处理单一浮选处理的矿石、含金氧化矿石和伴生有游离金的矿石。选用这种流程比单一浮选流程取得的收回率高。 6、全泥化(直接化)流程金以细粒或微细粒涣散状况产出于石英脉矿石中，矿石氧化程度较深，并不含Cu、As、Sb、Bi及含碳物质。这样的矿石最适于选用全泥化流程。 化法是提取金银的首要办法之一。用这种办法提金具有收回率高、对矿石适应性强、能就地产金等长处，所以得到广泛应用。 化法提金由含金矿石在化溶液中的浸出、含金贵液与浸渣的别离、浸金的沉积和金泥的熔炼四个进程组成。这种提金法的缺陷是是剧毒物质，易污染环境，在实践中必定要严厉做好环境的维护与管理作业。 7、浮选-化联合流程 此流程有以下三个同计划： (1)浮选-精矿化流程。它适用于处理金与硫化物共生关系亲近的石英脉含金矿石和石英黄铁矿矿石。 (2)浮选-焙烧-化流程。该流程适用于处理含有可浮性的有害于化的矿藏，金只需少数的与这种矿藏结合。 8、浮选-重选联合流程此流程以浮选法为主，适用于金与硫化物共生亲近而且只能用冶炼法收回金的矿石。也适用于粗累嵌布不均匀的含金石英脉矿石，并比单一浮选取得较高的收回率。 9、堆浸法 堆浸法是化法提金的一品种型，它适用于处理含金档次较低的矿石。首要长处是工艺进程简略，出资少，本钱低。 以上9种流程是准则流程，其内部结构应以所处理的矿石类型和性质的不同而有所不同。 不管哪一种矿石，只需其间含有粗粒金，就应遵循早收多收的准则，在矿石进入浮选作业前，应别离选用重选、混或单槽浮选及时收回粗粒金。

跟着易选冶硫化铜矿资源的日益干涸，氧化铜矿资源的运用日益受到重视。氧化铜矿所含矿藏较杂乱且难以经过选矿富集进步铜档次。本实验研讨了用硫酸浸出氧化铜矿石，调查了各要素对铜浸出率的影响。       一、实验质料       实验质料为云南某铜矿原矿经破碎后的粗颗粒矿石，铜档次0.95%，归于低档次氧化铜矿。矿石中所含铜矿藏以氧化铜矿藏为主，大部分为孔雀石和硅孔雀石，有少数的黑铜矿、蓝铜矿和赤铜矿；其次为硫化铜矿藏，如辉铜矿、铜蓝、斑铜矿等；其他金属物有褐铁矿、黄铁矿及磁铁矿等；脉石矿藏主要为石英、白云石等。       矿石化学分析成果见表1，化学物相分析成果见表2。   表1  氧化铜矿石元素分析成果化学成分ωB/%Cu Fe Zn Pb CaO MgO Al2O3 SiO20.95 10.35 0.32 0.03 7.66 13.53 10.23 414.63   表2  氧化铜矿石化学物相分析成果物相ωB/%占有率/%自在氧化铜 结合氧化铜 次生硫化铜 原生硫化铜价 全铜0.58 0.27 0.04 0.06 0.9560.87 28.51 4.01 6.61 100.00       二、验办法及试剂、仪器       浸出实验在1000mL烧杯中进行，机械拌和。浸出液过滤后分析酸度及其间各元素质量浓度，浸出渣经水洗（少数屡次）、烘干，分析铜质量分数并核算铜浸出率。       实验试剂：工业浓硫酸，17.93mol/L；，分析纯，12.14mol/L。       实验设备：JJ－1型大功率电动拌和器，全自动控温设备（最高温度300℃），电炉，电热恒温干燥器，SHB－ⅢA型循环水式多用真空泵，1000mL抽滤瓶，漏斗。       分析仪器：XRF－1800型X射线荧光光谱仪，GGX－6型原子吸收分光光度计，雷磁pHB－4型pH计。       三、实验成果及评论       （一）条件实验       单要素条件实验中，别离调查矿石粒度、液固体积质量比、浸出时刻、温度、硫酸质量浓度、活化剂用量对铜浸出率的影响。       1、矿石粒度对浸出的影响       原矿经振荡磨矿机磨细，运用100意图标准查验筛进行筛分，硫酸质量浓度为50g/L，液固体积质量比为4L/kg，室温拌和浸出1h。实验成果如图1所示。    图1  矿石粒度对铜浸出率的影响       矿石粒度对铜的浸出影响不大，细磨后铜的浸出率有所增大，当矿石粒度为－100目占80%时，铜浸出率为61%，再减小粒度铜的浸出率不再进步。       2、液固体积质量比对浸出的影响       矿石粒度为－100目占80%，硫酸质量浓度为50g/L，室温拌和浸出2h。不同液固体体积质量比对铜浸出率的影响实验成果如图2所示。    图2  液固体积质量比对铜浸出率的影响       液固体积质量比对铜浸出率影响较小，液固体积质量比增大至4L/kg，铜浸出率稳定在61%左右。       3、浸出时刻对铜和铁浸出率的影响       矿石粒度－100目占80%，硫酸质t浓度50g/L，液固体积质量比4L/kg，室温下拌和浸出3h。前2h每隔10min取液样一次，后1h每隔20min取液样一次。实验成果如图3所示。    图3  浸出时刻对铜和铁浸出率的影响       开端浸出的前20min，铜浸出较快，浸出率达57.27%，今后浸出速率添加缓慢，浸出50min后，铜浸出率稳定在61%左右，而铁的浸出率随浸出时刻延伸不断添加。       4、温度对浸出的影响       矿石粒度－100目占80%，硫酸质量浓度50g/L，液固体积质量比为4L/kg，用全自动控温设备操控浸出温度，拌和浸出1h。成果如图4所示。    图4  温度对铜和铁浸出率的影响       浸出温度升高有利于铜和铁的浸出，80℃时，铜浸出率为76.6%，铁浸出率为9.3%，铜的浸出率较室温时添加了15%，铁的浸出率较室温时添加了近3倍，由此也增大了硫酸用量。       5、溶液硫酸质量浓度对铜浸出率的影响       矿石粒度为－100目占80%，液固体积质量比为4L/kg，室温下拌和浸出2h，硫酸质量浓度对铜浸出率的影响实验成果如图5所示。室温下，硫酸质量浓度为10g/L时，铜浸出率仅为40%，浸出液pH＝4.9，硫酸缺乏是铜浸出率低的主要原因。当溶液中硫酸质t浓度高于30g/L后，铜的浸出率稳定在60%左右。    图5  硫酸质量浓度对铜浸出率的影响       6、活化剂用量对铜浸出率的影响       矿石粒度为－100目占80%，硫酸质量浓度50g/L，液固体积质量比4L/kg，室温下拌和浸出1h，活化剂用量对铜浸出率的影响见图6。    图6  活化剂用量对铜浸出率的影响       活化剂的参加能够改进浸出动力学条件，其质量浓度为5g/L时可进步铜浸出率5%。       7、硫酸质量浓度与硫酸耗费       在不同质量浓度的硫酸溶液中浸出，依据铜浸出率核算相应条件下浸出1t金属铜所耗费的硫酸的量，成果见图7。在相同硫酸质量浓度下，80℃时耗酸显着高于20℃时，溶液中硫酸质量浓度越高，浸出时耗费的硫酸就越多。从经济视点考虑，以30g/L的硫酸在常温下浸出即可，此条件下吨铜硫酸耗费量为11t。    图7  溶液配酸浓度（1t金属铜计）与耗酸联系图       （二）归纳条件实验       依据以上条件实验成果，操控液固体积质量比为4L/kg，硫酸质量浓度30g/L，室温，矿石粒度－100目占80%，活化剂质量浓度5g/L，拌和浸出50min。3组归纳实验成果见表3，浸出渣铜物相分析成果见表4。   表3  归纳条件实验成果编号矿石质量/g液计浸出率%渣计浸出率%E－1 E－2 E－350 100 20065.8 64.9 64.864.9 64.5 64.2     表4  浸出渣中铜的物相分析自在氧化铜结合氧化铜硫化铜ω/%占有率%浸出率%ω/%占有率%浸出率%ω/%占有率%浸出率%0.03911.8293.50.20160.9128.720.0927.2713.55       四、结语       （一）矿石氧化程度较高，结合氧化铜占28.5%，常温下用硫酸只能将自在氧化铜浸出，铜浸出率为61%。       （二）常温下，硫酸质量浓度高于30g/L后，再增大硫酸用量对铜的浸出没有效果，而杂质元素会被很多浸出，增大了硫酸耗费量。       （三）矿石粒度为－100目占80%即可，粒度再减小，对进步铜浸出率效果不大。       （四）升高温度能将矿石中的结合氧化铜损坏，当温度升高到80℃时，铜浸出率进步到76%，但矿石中的铁也很多进入溶液，耗费很多硫酸。       （五）活化剂的参加可进步5%的铜浸出率。

我国钼矿规划较大，储量大于10万t的大型钼矿占全国总储量的76%，储是在1万～10万t的中型矿床占全国总储量的20%。就矿石类型来看，在我国已探明的钼矿储量中，以便于使用的硫化钼矿石为主，其储量约占钼矿总保有储量的99%，而不方便使用的氧化钼矿石，混合钼矿石及类型不明的钼矿石只占全国总保有储量的1%。加强对硫化钼矿石的选矿实验研讨，关于有用使用钼矿资源具有重要意义。青海新近发现了一处大型矽卡岩型辉钼矿床，文中具体叙说了针对该钼矿进行的浮选工艺技术条件的实验研讨。     一、矿石性质     （一）原矿石化学组成 表1  原矿石首要化学成分分析   （%）组分MoBiCuPbAu×10-6ZnS含量1.040.010.060.010.200.020.96组分PAg×10-6AsCoSiO2Al2O3MgO含量0.022.170.020.0240.2411.432.14       由表1标明，原矿石中Mo含量为1.04%，其他伴生有价金属含量低，P、As等有害元素含量低。     （二）矿藏组成及其嵌布特征     该原矿石中金属矿藏组成简略，首要金属矿藏为辉钼矿，首要脉石矿藏为石榴子石、透辉石等。在矿石矿藏组成见表2。首要金属矿藏的特征；辉钼矿呈半自形晶-它形鳞片状，呈不均匀团块和浸染状散布于石榴石粒间。辉钼矿浸染状集合体嵌布粒度为0.1～1.2mm，其间0.1～-0.4mm含量10.0%，＋0.4～-0.6mm70%，＋0.6～-1.2mm20.0%。黄铁矿呈它形粒状存在于石榴子石微裂隙中，粒度≤0.02mm。 表2  原矿石矿藏组成类别首要矿藏非必须矿藏微量矿藏氧化矿藏 硫化矿藏 硅酸盐矿藏 碳酸盐矿藏 硫酸盐矿藏石英 辉钼矿 石榴子石、透灰石、绢云母 方解石 -- 黄铁矿 硅辉石、钙铁辉石 - -- - -   -     二、实验成果与评论     本矿石为典型矽卡岩型辉钼矿石，原矿石含钼1.04%，含硫0.96%，依据矿石性质，进行了探究实验，实验成果标明，本矿石组成简略，选用浮选工艺即可完成钼矿藏与脉石别离。     原矿石中含有的透辉石、绢云母等硅酸盐脉石易于泥化，因为细泥对药剂的吸附下降了药效，并使矿浆粘性添加，使细泥黏附在辉钼矿表面，构成包裹层，影响辉钼矿的浮选，参加水玻璃战胜矿泥影响。实验成果标明，水玻璃能激烈按捺硅酸盐脉石，一起对细泥有抗絮涣散作用。当水玻璃用量适其时，还能够将涣散的细泥选择性吸附，从而使细泥表面亲水化而被按捺沉积，下降矿浆的黏性，削减细泥对辉钼矿表面的污染，使辉钼矿从细泥的絮凝体中开释，改进浮选进程，进步浮选目标。     捕收剂对浮选目标的影响：本实验选用火油作为捕收剂，101复合松醇油作为起泡剂。火油对辉钼矿的选别具有较好的选择性。101复合松醇油与2#油比照实验成果标明，101复合松醇油起泡功能强、用量少，用于辉钼矿，不仅能进步收回率，并且能进步钼精矿质量。     将粗选钼精矿再磨后精选与不再磨直接精选作比照实验，以调查再磨后精选的作用。比照实验成果标明，因为粗选钼精矿单体解离充沛，再进行磨矿会形成辉钼矿过破坏而促进其难选，并且再磨还形成矿泥进一步添加，因而精选前对粗选钼精矿不再进行磨矿。     （二）粗选条件实验     1、磨矿细度对浮选目标的影响     磨矿细度实验工艺条件为火油用量60g/t，101复合松醇油用量24g/t，浮选时刻4min，不同磨矿细度与浮选目标的联系见图1。跟着磨矿细度的添加，钼选矿目标逐步进步，当磨矿细度为-200目90%时，钼收回率为 86.0%，钼选矿目标有下降趋势。这说明当磨矿细度较低时，辉钼矿颗粒不能与脉石矿藏单体解离，且颗粒重，不能有用上浮，简略形成过磨，涂改在脉石矿藏表面，使这部分脉石进入精矿中，影响质量。另外因过磨使矿泥添加，导致浮选环境恶化，形成钼收回率下降。图1  磨矿细度实验成果[next]     2、水玻璃用量实验     在磨矿细度为-200目90%，火油用量60g/t，101复合松醇油用量24g/t，浮选时刻4min条件下，进行水玻璃用量实验。由图2标明，跟着水玻璃用量添加，在钼档次改变不大的状况下，钼收回首先进步再下降。当水玻璃用量为500g/t时，粗选可得到钼收回率93.10%、钼档次36.78%的技术目标。图2  粗选水玻璃用量实验成果     3、火油用量实验     使用以上实验的各项条件，进行火油用量实验。由图3标明，跟着火油用量添加，钼收回率有所添加，火油用量为60g/t时，收回率目标趋于稳定，为此断定火油最佳用量为60g/t。图3  火油用量实验成果     （二）精选实验     精选作业水玻璃用量实验成果见图4。由图4能够看出，精选中参加适量水玻璃有利于选矿目标改进，当水玻璃用量为50g/t时，可得到钼精矿收回率87.2%、钼档次55.8%的目标；再持续加大水玻璃用量，钼收回率下降。图4  精选水玻璃用量实验成果     （三）闭路实验     在条件实验及最佳条件开路实验的基础上，按图5所示的流程结构和工艺条件进行闭路实验，实验成果见表3。 表3  闭路实验成果  （%）产品名称产率档次收回率精矿 尾矿 原矿1.94 98.06 100.051.68 0.04 1.0496.40 3.60 100.0     为了调查钼精矿质量与尾矿中钼的丢失状况，对闭路终究精矿进行了化学多元素分析；对终究尾矿进行了筛水析实验与显微镜下调查，见表4。从表4能够看出，闭路钼精矿等第较高，SiO2、As、Sn、Pb等杂质含量完全符合对钼精矿的国家质量标准要求。尾矿筛水析实验与显微镜下调查成果标明，尾矿中钼的丢失首要在-0.038mm粒级中，钼矿藏颗粒受脉石污染严峻，下降了其表面的疏水性，这部分钼矿藏浮选难以收回。图5  闭路实验流程与条件 表4  钼精矿首要成分分析成果   （%）成分MoSiO2AsSnPCuPbCaO含量51.684.800.06＜0.010.050.460.322.02     三、定论     矿石为单一辉钼矿石，金属矿藏组成简略，有害杂质少，易于浮选收回钼。在原矿石含钼1.04%，磨矿细度为-200目90%的条件下，以火油为捕收剂、101复合松醇油为起泡剂，并参加适量水玻璃抗絮涣散矿泥，通过一次粗选、两次扫选、三次精选，闭路流程实验取得了精矿含钼51.68%、钼收回率96.40%的技术目标。本实验引荐的工艺流程结构合理，药剂准则简略，易于工业化。

铜硫浮选分离是硫化铜浮选处理的重要技术问题 ，生产实践 中大都采用抑制硫化铁矿物、浮选出铜矿物的工艺，其中包括铜硫混合浮选后抑硫浮铜 、优先浮铜再活化选硫的工艺。该矿含铜1.14％，含硫 8.01％，并且含有水溶铜及大量易浮脉石，矿物多样且嵌布复杂。采用铜硫混合浮选工艺 ，可以获得铜品位24.30％、回收率84.4l％的铜精矿，为开发利用该资源提供了技术保障。一、矿石性质（一）主要化学成分分析及物相分析原矿的主要化学成分分析结果见表 1，铜物相分析结果见表 2。 表1  原矿主要化学成分分析结果表2  原矿中铜的物相分析结果（二）矿物组成矿石中主要金属矿物有黄铁矿、白铁矿、黄铜矿 、黝铜矿 、闪锌矿 、方铅矿 、辉铋矿 、辉铅铋矿、碲铋矿和磁铁矿等。脉石矿物有石英 、白云母、绿泥石、方解石、白云石、萤石等。（三）矿石中主要金属矿物嵌布特征1、黄铜矿黄铜矿是本矿石中含量最高的铜矿物，矿物相对含量约为3.10％。矿石中黄铜矿嵌布粒度极不均 匀，多数黄铜矿的嵌布粒度为 0.020—0.5mm，最大粒度可达2mm。粗粒黄铜矿中常嵌布有细粒的脉石矿物及黄铁矿、闪锌矿，细粒黄铜矿常与脉石矿物紧密共生，嵌生边界十分复杂，归纳起来该矿石中黄铜矿主要有以下几种典型的嵌布特点：（1）黄铜矿嵌布粒度极不均匀，常呈不规则状嵌布在脉石矿物中，细粒黄铜矿充分单体解离较困难。(2)黄铜矿呈不规则状嵌布于脉石矿物，粒度稍粗些的黄铜矿中常包裹细粒的脉石矿物及黄铁矿、闪锌矿，黄铜矿与这些矿物间充分单体解离需要细磨矿。(3)黄铜矿与黝铜矿常紧密共生，所组成的硫化物集合体嵌布粒度较粗；另外，也常见黄铜矿与辉铋矿紧密共生，它们组成的硫化物一般嵌布粒度较粗。（4）除粗粒黄铜矿中可包裹细粒的黄铁矿、闪锌矿外，也见有少量的黄铜矿沿黄铁矿、白铁矿的裂隙、周边嵌布或以包体形式嵌布在闪锌矿中，黄铜矿的粒度一般较细，彼此充分单体解离比较困难。(5)黄铜矿呈不规则状嵌布在脉石矿物中，个别黄铜矿的粒度较细，与脉石矿物共生关系十分复杂，即使细磨矿它们之间充分解离也比较困难。总的来看，矿石中黄铜矿嵌布粒度不均匀，黄铜矿与脉石矿物共生最为密切，其次是与黄铁矿、白铁矿等硫铁矿矿物紧密共生。 2、黝铜矿矿石中黝铜矿含量不高，仅为0.41％。黝铜矿常与黄铜矿紧密共生，或沿黄铜矿周边嵌生与黄铜矿共同组成粗粒硫化物集合体或以细粒包裹体的形式嵌布在黄铜矿及黄铁矿中。黝铜矿一般粒度为0.015—0.015mm，最大粒度为0.3mm。3、闪锌矿矿石中闪锌矿嵌布粒度多在 0.020～0.15mm之间，最大粒度达 0.2mm，粗粒闪锌矿中常包裹细粒的黄铜矿。4、黄铁矿、白铁矿黄铁矿、白铁矿是该矿石中最为重要的硫铁矿物，二者常紧密共生，矿物相对含量合计约为l3.04％。矿石中黄铁矿的嵌布粒度不均匀，黄铁矿的嵌布粒度一般较粗，常呈不规则状嵌布在脉石矿物中，而白铁矿自形程度较差，嵌布粒度较细。这两种矿物与其它硫化物的关系也相当密切二、选矿工艺研究（一）方案的选择浮选方案的制定主要取决于试样的矿石性质，其中包括 目的矿物之间的嵌布关系、结构构造、粒度分布特征、矿物可浮性的好坏以及上浮矿物重量的多少等。根据该矿石的特点进行了混合浮选、优先浮选、部分优先浮选等方案的研究，决定采用混合浮选流程。 （二）浮选试验在方案探索试验中发现，石灰的添加对硫化铜矿物的浮选有促进作用并且对硫化铁矿物有一定的抑制作用，但同时脉石也大量上浮，对后续的浮选作业造成不利影响。所以选择在自然 pH值条件下进行浮选条件试验。采用混合浮选方案进行了药剂探索试验，同时考虑后续铜硫分离作业易于进行，选择捕收能力较强且易于实现铜硫分离的BJ404作为捕收剂。1、捕收剂用量试验在磨矿细度为一74μm占65％，进行粗选捕收剂BJ404用量试验，试验流程见图l，试验结果见图2。从试验结果来看，随着捕收剂用量的增加铜硫的回收率增加。捕收剂BJ404用量为36g即可。2、磨矿细度试验在捕收剂用量为36 ，松醇油用量为l8的条件下，进行粗选磨矿细度试验，试验结果见图3。结果表明，随着磨矿细度的递增，粗精矿铜回收率提高，这说明部分铜、硫矿物嵌布粒度较细。综合考虑磨矿成本等因素，磨矿细度为－74μm占65％即可。3、再磨细度试验铜硫粗精矿经空白精选后得铜硫混合精矿，混合精矿分离最终得到铜精矿和硫精矿。在石灰用量1000g／t（pHl2）的条件下，进行铜硫混合精矿分离再磨细度试验，试验流程见图4，试验结果见图5。结果表明，铜硫混合精矿再磨有利于改善铜硫分离效果。综合考虑，再磨细度为－43μm占71％即可。4、浮选开路试验在浮选条件试验的基础上，进行浮选开路试验。试验流程见图6，试验结果见表3。5、浮选闭路试验在浮选开路试验的基础上，进行了浮选闭路试验，由于矿浆循环，减少了粗选捕收剂和起泡剂用量。药剂用量及试验流程见图7，试验结果见表4。表3  开路试验结果表4  闭路试验结果三、结论（一）矿石中含铜 1.14％，含硫 8.01％，并且含有水溶铜及大量易浮脉石，矿物多样且嵌布复杂。（二）采用铜硫混合浮选工艺，可以获得铜品位24.30％、回收率 84.41％的铜精矿。（三）为开发利用该资源提供了技术保障。

氧气顶吹熔融复原炼铁实验：介绍了氧气顶吹熔融复原技能的工艺、设备和氧在反响中最佳喷溅作用的模仿；此工艺选用浸入式水冷喷把富氧空气直接喷吹到渣层中来加强对熔池的拌和，强化传热传质．经过用昆钢供给的质料开始实验，得到了与传统高炉质量适当的优质铁水．该工艺能够运用传统高炉无法运用的高磷铁矿石作为炼铁质料，且能冶炼出含磷下降的铁水，脱磷也是这种工艺的特色之一。

我国是世界上钨选厂最多的国家，因此在钨的选矿方面积累了不少经历，特别是以来选用了不少新技术和新设备：     1、如光电选矿和重介质旋流器替代了部分人工手选。     2、反修2型跳汰机开端替代苏修“米哈诺巴”跳汰机处理＋4.5m/m的矿石。     3、离心机用于处理细泥。     4、刻槽摇床得到普遍推广。     5、黑钨浮选开端用于出产。     6、白钨浮选发明了常温精选的经历。     我国最常见的矿床工业类型为黑钨－石英矿系（包含云英岩型、长石－石英型、石英型）和白钨－石英矿系（包含矽卡岩型和石英型）两大类型，共五品种型。     石英脉黑钨矿床     埋藏量最大，也是我国钨出产的首要来历。所以在选矿方面的经历比较丰厚，下面介绍其首要经历。     一、选矿办法     因黑钨矿石一般粒度较粗，黑钨矿藏同脉石矿藏比重差异也很大，所以一般选用重选法选别。因为我国钨矿简直都是多金属矿床，共生矿藏较多，经重选得出的粗精矿，因为比重较大的伴生矿藏如锡石及各种硫化物等伴随或部分伴随进入钨精矿，致使精矿目标很低，满意不了冶炼要求，故粗精矿需要选用粒浮、磁选、电选、浮选、冶金等联合工艺精选才干得到多种合格产品。一同也处理了综合使用问题。     二、选矿工艺流程及设备     选矿工艺流程首要由粗选段，重选段和精选段三段组成。     粗选段     包含洗矿、破碎、脱泥、手选作业。     我国黑钨矿多呈薄矿脉赋存，分支、复合、尖灭改变较多，贫化率高，很多废石在重选前需预先选出，现在选用的首要办法是：大型选厂将出窿原矿经洗矿筛分手选，丢掉＋250m/m大块废石，－250m/m破到－150m/m分三级进行反手选，其间150～40m/m工效高，－40m/m低；中小型选厂因为出窿原矿粒度上限较小，一般手选扒拦丢＋80m/m废石，－80m/m分三级进行反手选，一部分矿山细粒级用正手选。有的选厂对50～20m/m粒级原矿选用光电选矿，选出废石，用人工复选，拣出块钨和少数花石。有的矿山坚持实验，总算实验成功了重介质旋流器和重介质涡流分选器，前者已用于出产，后者现在处于试出产阶段。     各钨矿原矿石中－0.074毫米矿泥的含量一般约为0.5%～7%。若不能有用地除掉矿泥，将使手选难于进行，手选时会形成金属丢失，因此，在手选前预先洗矿是不行短少的作业。     重选段是流程中的首要部分，包含棒磨，跳汰和粗选台洗。     流程特色是遵循了“少磨多选，能收早收，能丢早丢及按窄等级分选的准则”。多选用“三级跳汰，多级床选，跳尾再磨，摇床中矿扫选的贫富分选或合选的工艺流程。”该流程习惯钨矿石的特色，避免了过破坏，强化了粗选段。为了强化粗等级和矿泥的处理，有的选厂选用了反修－Ⅱ型跳汰机处理＋4.5m/m的原矿石，选别目标超过了“米哈诺布尔”跳汰机，许多钨矿在粗选段对手选前筛分分级筛下的产品用跳汰机收回一部分精矿，进步了全厂实收率。     精选段     首要包含台浮、台洗、磨矿、磁选、电选、浮选、冶金等联合作业。     我国钨矿简直都是多金属矿床，经重得出毛精矿都需经过精选方能取得合格钨精矿。较大的选厂均设有精选工段。此外尚有几座精厂会集处理邻近小矿和民窿产出的毛精矿。     精选办法首要是用台浮和浮选脱硫，重选进一步进步档次。磁选使黑钨矿与锡石、白钨、氧化铋矿等别离。电选或台浮、浮选别离白钨和锡石。铜、钼、铋、铅、锌等硫化物则用浮选使之别离，并收回成独自产品。单个选厂的部分精矿需要经过焙烧脱砷、锡，酸浸脱磷方能到达产品标准。有的选厂尚设有组成白钨工段，对难选半成品进行水冶处理。各厂精选流程，因质料不同，而有所差异。精选所得合格精矿还常含有一些稀有元素和贵金属，如黑钨矿中或许含钽、铌、钪。锌精矿中或许含铟、镉。钼精矿中或许含铼。黄铁矿精矿中或许含金。都应经过定量分析断定其含量，以便在冶炼过程中留意收回。     硫化矿的别离办法及次序取决于粗精矿中硫化矿藏品种及其嵌布粒度。钨粗矿中常见的硫化矿藏有：辉钼矿、辉铋矿、黄铜矿、闪锌矿、方铅矿、黄铁矿、毒砂等。一般辉钼矿首要自硫化矿藏混合精矿中浮出。辉铋矿有三种收回计划：自粗钨精矿中直接优先浮选；自硫化矿混合精矿中优先浮选；自硫化矿藏混合精矿中浮去其他硫化矿而让辉铋矿作为尾矿产出，一般还含有较多的脉石和黑钨矿，需进一步用摇床选和磁选别离除掉。别离次序为：辉钼矿→辉铋矿、方铅矿→黄铜矿→闪锌矿→黄铁矿。辉铋矿同方铅矿可浮性十分类似，一般混出待冶炼再行别离。细粒选用浮选法，粗粒选用粒浮。     当时精选存在杰出问题是细泥毛精矿的精选收回率低，有的高锡细泥精矿选用干式磁选和氯化焙烧丢失甚大，有时还得不到合格产品。     国外黑钨矿的精选，据已见到材料介绍，一般是选用台浮、浮选、磁选等手法。对难选的低档次精矿，则多选用水冶处理。      三、实验计划的断定     依据钨－锡石英脉矿的物质组成特色，参阅有关同类型矿石的选别计划，特别是我国钨矿选矿的丰厚经历，按照有必要加强综合使用的政策，断定实验计划如下。     （一）选矿办法的断定     据物质组成研究成果得知：该矿石中首要共生矿藏有黑钨矿、锡石、白钨矿、黄铜矿、闪锌矿，其比重皆在4以上，嵌布粒度又多较粗大，如黑钨矿晶体最达20厘米以上，锡石单晶最大粒径为2～3厘米，一般为1厘米，所以适于选用重选办法。重选法是钨锡矿常用而有用的办法。     因为共生矿藏比重都比较大，因此在重选过程中大部分富集于粗精矿中。从粗精矿多元素化学分析（表1），物相分析（表2）即可看出，伴生有用矿藏多，档次高，如粗精矿不经精选是无法得到合格产品，国家资源也没有充分使用。为了充分使用国家资源，有必要将粗选精矿进行精选，别离其有用矿藏，除掉其有害杂质。 表1  粗精矿多元素分析成果元 素WO3SnCuZnAsSMnV2O3含量（%）9.253.261.33.7414.8514.930.850.06元 素TiO2CdAl2O3元 素AuAg  含量（%）0.320.164.09含量 （克/吨）0.032138.44   表2  粗精矿藏相分析成果项目钨华白钨黑钨计 含量（%）0.0564.5244.4509.030 分布（%）0.6050.1049.30100.00 项目胶态锡黝锡矿锡石计 含量（%）0.0540.0973.1803.331 分布（%）1.602.9095.50100.00 项目硫化铜氧化铜硫酸铜计 含量（%）1.1640.00510.00331.1724 分布（%）99.280.440.28100.00 项目硫化锌氧化锌硫酸锌铁酸锌计含量（%）3.470.3280.00960.006253.8701分布（%）89.668.480.251.61100.00     精选办法的挑选，首要依据粗精矿生矿藏的物理性质和化学性质的差异，使用这种不同选用各种办法加以别离。独自选用一种办法或联合选用几种办法，决定于钨精矿的类型及其间所含杂质的品种、含量和性质。     从粗精矿多元素分析（表1）和物相分析成果（表2）可知：粗精矿中首要有用矿藏为黑钨矿、白钨矿、锡石、黄铜矿、闪锌矿等，首要有害杂质为砷、硫等。处理这品种型精矿的精选办法有比较丰厚的经历，一般选用联合办法：用粒浮和浮选脱硫，重选进一步进步档次。磁选法使黑钨与锡石、白钨等别离。电选或粒浮、浮选别离白钨矿与锡石。铜、锌、砷等硫化物用浮选使之彼此别离，并收回成独自产品。     （二）粗选流程的断定     据同类矿石的选矿经历，断定粗选段选用阶段磨矿，阶段选别，加强手选，重用跳汰，粗粒先收，砂泥分选，中矿再磨再选，细泥会集处理的单一重选流程。     1、矿石预备     手选和洗矿     手选     该矿因为矿脉呈侧幕状摆放，尖灭侧现、分支复合、曲折改变及膨大缩小等现象较为明显，致使出窿矿石贫化率高至60.05%，原矿档次WO30.542%，Sn0.223%。原矿中混入很多围岩，添加选矿的困难，因此有必要将围岩预先选出。一同有用矿藏均有比较粗的结晶，也应事前选出。因为它们与脉石英和围岩等在色彩、光泽上各有不同，故适用于手选。经手选后，试样贫化率为41.9%，档次为WO30.765%，Sn0.314%     洗选     据－20毫米原矿筛析：－0.074毫米，含量为4.95%、WO30.478%、Sn0.761%、Cu0.173%、Zn0.769%。有用矿藏档次较高，如粘附在围岩和粗矿粒表面，手选时就会形成金属丢失。一同使矿藏和围岩原本色彩和光泽显不出来，使手选难于进行，故手选前有必要洗矿。     重介质选矿     重液别离实验成果表明，该矿不适合选用重介质选矿。原因是围岩比重（2.73～2.86）比脉石比重（2.60～2.65）大，无法选出单体围岩，小于围岩或等于围岩比重的连生体将同围岩一同上浮，形成很多金属丢失。只能考虑选用手选。     重介质选矿机械化程度高，劳动出产率高，选别作用也高，但不适用于围岩比重比脉石比严重的矿石和大块围岩的分选，特别是矿石中含有较多的比重轻的伴生矿藏时更不能选用。     2、当选粒度的断定     据原矿单体解离测定：20～12毫米，仅是非钨有12%单体，20毫米当选太粗。12～6毫米，是非钨单体达30%，锡石达12%，此粒度当选适合。     3、磨矿段数和粒度     据原矿单体解离表可知，0.5～0.3毫米级有用矿藏已大部分单体别离，因此终究磨矿粒度定为0.5毫米。若将－12毫米原矿一次磨到－0.5毫米，则磨矿比大，易过破坏，因此分两段，榜首段磨至2毫米，第二段磨至－0.5毫米，并刺进一段选别（国内大多数钨选厂均为两段磨矿，中插一段选别，实施少磨多选，能收早收）。     4、泥矿处理     矿泥（－74μ）国内各钨选厂大都是分红原生和次生，别离会集处理。     粗选实验流程见图1。    图1  某钨－锡石英脉矿石粗选实验流程  （因故图表不清，需要者可来电免费讨取）     （三）粗选流程的断定     1、拟定精选流程的首要依据     （1）出产部分和规划部分要求。粗精矿中12～6毫米进行手选钨块实验，粗精矿碎至6毫米，6～2毫米进行跳汰富集，跳汰精矿进行磁选得黑钨精矿。     （2）粗精矿生矿藏品种及其彼此共生联系是断定精选流程的首要依据。据粗精矿多元素化学分析、物相分析、岩矿判定等材料可知此矿共生矿藏较多，且杂乱，需选用联合办法处理。     （3）粗精矿中杂质品种及存在形状。此粗精矿中首要杂质为砷、硫，应尽量除掉，其间多种共生矿藏应别离选出成独自产品，既确保钨锡精矿质量，又到达质料综合使用。     （4）用户对终究精矿质量要求。     （5）精选探究实验成果，经过实验得出以下定论：     脱硫     粗等级（3～0.5；0.5～0.2毫米）用台浮，细等级（－0.2毫米）用浮选。     当选粒度     3毫米、2毫米无可，参阅现厂取2毫米。     磁选别离黑钨     粒浮粗选精矿与扫选精矿应别离磁选，因粒浮粗选精矿磁选后黑钨可合格，扫选精矿磁选后黑钨不合格，但量少，可掺入。     电选别离锡石与白钨    ＋1毫米作用欠好，均破碎到－1毫米，然后分级当选，屡次精选。所得锡精矿需再经磁选、粒浮才干得到合格锡精矿。     2、精选实验准则流程如图2。    图2  某钨－锡石英脉矿精选实验准则流程   （因故图表不清，需要者可来电免费讨取）     3、精选流程中几个问题的讨论     粒浮摇床脱硫中矿处理    有用矿藏首要有锡石、白钨和少数黑钨，多呈连生体，脉石占绝大部分。须先磨矿、分级，重选去脉石，然后脱硫，电选，磁选收回钨锡。据首要矿藏单体解离度，磨矿细度应为0.5毫米，分级入床选。     －0.2毫米硫化物的处理     包含浮选脱硫尾矿、粒浮中矿磨矿选别后－0.2毫米脱硫尾矿、＋1毫米磁选尾矿破碎后－0.2毫米粒级等，曾进行过直接浮选别离白钨锡石，成果不合格。后用摇床丢脉石，不分级，一粗二精磁选得黑钨精矿，尾矿再别离白钨锡石。别离前将尾矿筛分为二级，＋0.074毫米进电选，－0.074毫米入浮选。但＋0.074毫米电选尾矿须进一步脱锡才干取得白钨精矿。另0.074毫米筛分工业上怎么完成，尚待处理。     铜锌砷别离     粒浮和－0.2毫米浮选所得的混合硫化矿，首要由黄铜矿、闪锌矿、毒砂、黄铁矿组成，含少数钨锡矿藏，脉石很少，铜锌矿藏以硫化物为主。     铜矿藏结晶粒度一般为0.16毫米，不少黄铜矿呈乳浊状0.018毫米不规则分布在闪锌矿中。据原矿0.3－0.15毫米单体别离度测定：黄铜矿67%；闪锌矿90%。适合磨矿细度断定为80%～85%－200目。     准则流程：优先浮铜，然后锌－砷混浮再别离。

某白钨矿床主要钨矿物为白钨矿，含少量黑钨矿，硫化矿物极少。原矿石中高钙脉石萤石、方解石的含量极大，对钨的浮选回收有一定影响。本研究根据原矿矿物组成及钨矿物嵌布粒度特点，采用粗粒重选，重选中矿、尾矿再磨后与细泥混合进行浮选的工艺回收钨矿物，取得了良好的试验结果。       一、原矿性质       原矿中主要钨矿物为白钨矿，含少量黑钨矿。硫化矿物极少，有黄铁矿、黄铜矿、方铅矿等。脉石矿物萤石的含量较大，可综合利用；其它脉石矿物主要为绢云母、方解石等。原矿多元素分析和原矿物相分析结果分别见表1和表2。   表1  原矿多元素分析结果      %元素WO3CaF2CaCO3BeCuPbSnAs含量1.4634.2624.290.110.0230.0330.0260.007元素FeMnMgOAl2O3SiO2PS 含量2.330.176.276.5418.800.0180.11    表2  原矿钨物相分析结果      %相别白钨矿黑钨矿钨华合计WO3品位 WO3占有率1.22 83.910.14 9.770.09 6.321.46 100.00       工艺矿物学研究结果表明，矿石中白钨矿主要粒级范围在0.02～0.32mm，黑钨矿的粒度集中在0.04mm以上。       二、原则流程的确定       本试验仅考虑矿石中钨的回收。鉴于钨矿物与脉石矿物的密度相差较大，而且钨矿物有相当部分粒度较粗，因此确定先在粗磨条件下用重选方法回收粗粒钨矿物，再将产生的重选中矿、尾矿再磨后与细泥合并，通过浮选方法回收细粒钨矿物。       三、重选试验       选择合理的重选设备是确保重选作业的效率及经济指标的关键。螺旋选矿机和螺旋溜槽具有处理能力大、给矿浓度高、占地面积小、设备本身无运动部件、操作容易等特点，常作为粗选设备。摇床具有分选精度高的特点，但处理能力小、占地面积大，故常作为精选设备与螺旋选矿机和螺旋溜槽配套使用。       对于本矿石，－0.2＋0.074mm粒级采用GL螺旋选矿机进行粗选和扫选，所获粗精矿用摇床精选；螺旋选矿机扫选中矿及摇床尾矿精选中钨矿物以连生体为主，将它们再磨后用摇床再选。－0.074mm粒级采用螺旋溜槽进行粗选和中矿再选，所获粗精矿用微细粒摇床精选。重选试验流程见图1，试验结果见表3。由表3可知，经过重选后，矿石中绝大部分钨已得到了有效回收。    图1  重选试验流程   表3  重选试验结果    %产品产率WO3品位WO3回收率精矿 中矿 尾矿 细泥 原矿1.75 0.56 85.08 12.61 100.0068.93 5.59 0.19 0.47 1.4682.71 2.15 11.08 4.06 100.00       四、浮选试验       （一）常温浮选试验       1、磨矿细度试验       重选产生的细泥中钨矿物基本已全部单体解离，而重选中矿、尾矿中所含钨矿物单体解离不够完全，因此，须将重选中矿、尾矿磨矿后再与细泥合并作为浮选的给矿。磨矿试验流程和条件如图2所示，试验结果如图3所示。可见，粗精矿WO3品位和回收率先是随着磨矿细度的提高而上升，但当磨矿超过－0.074mm占85%时，WO3品位急剧下降。因此确定将重选中矿和尾矿磨至－0.074mm占85%。    图2  磨矿细度试验流程及条件    图3  磨矿细度试验结果   □－品位；●－回收率       2、粗选NaOH用量试验       采用NaOH作为矿浆介质调整剂，将pH控制在9～10之间，有利于钨矿物的浮选。按图2流程，在重选中矿和尾矿磨矿细度为－0.074mm占85%、水玻璃用量为3000g/t、FW2用量为50g/t条件下进行粗选NaOH用量试验，结果如图2所示。可见，随着NaOH用量的增加，粗精矿WO3品位升高而回收率下降。综合考虑，确定粗选NaOH用量为1500g/t。    图4  常温浮选粗选NaOH用量试验结果   □－品位；●－回收率       3、粗选水玻璃用量试验       在浮选钨矿时，通常采用水玻璃作为萤石、方解石等脉石的抑制剂。水玻璃用量过低，不能有效抑制脉石；用量过高，则钨矿物也会受到抑制。因此选择合适的水玻璃用量非常重要。按图2流程，在重选中矿和尾矿磨矿细度为－0.074mm占85%、NaOH用量为1500g/t、FW2用量为50g/t条件下进行粗选水玻璃用量试验，结果如图5所示。可见，随着水玻璃用量增加，粗精矿WO3品位提高而回收率下降。综合考虑，确定粗选水玻璃用量为3000g/t。    图5  常温浮选粗选水玻璃用量试验结果   □－品位；●－回收率       4、粗选捕收剂FW2用量试验       FW2是广州有色金属研究院研制的高效钨矿捕收剂。按图2流程，在重选中矿和尾矿磨矿细度为－0.074mm占85%、NaOH用量为1500g/t、水玻璃用量为3000g/t条件下进行粗选FW2用量试验，结果如图6所示。可见，随着FW2用量增加，粗精矿WO3回收率增加，品位下降。综合考虑，确定粗选FW2用量为50g/t。    图6  常温浮选粗选FW2用量试验结果   □－品位；●－回收率       5、常温浮选闭路试验       在条件试验和开路试验的基础上，对重选中矿、尾矿和细泥进行了常温浮选闭路试验，试验流程和条件如图7所示，试验结果见表4。由表4可知，由于萤石、方解石等含钙脉石矿物的干扰，常温下不能获得合格的浮选精矿。    图7  常温浮选闭路试验流程及条件   表4  常温浮选闭路试验结果    %产品产  率品位 WO3WO3回收率对作业对原矿对作业对原矿精矿 尾矿 给矿2.10 97.90 100.002.07 96.18 98.256.79 0.11 0.2556.97 43.03 100.009.85 7.44 17.29       （二）常温浮选精矿加温浮选试验       1、加温浮选水玻璃用量试验       常温浮选精矿中仍含有较多的细粒萤石、方解石等含钙脉石矿物，其可浮性与白钨矿比较接近，分离难度很大。经研究发现：在添加水玻璃和高温、高浓度、高搅拌强度的条件下，白钨矿的浮游特性大大优于含钙脉石矿物，此时再将矿浆稀释后进行精选，可以取得很好的浮钨指标。根据试验，矿浆温度控制在90℃，保温搅拌1h左右效果较好。在此条件下，按图8流程进行了水玻璃用量试验，试验结果见图9。根据图9结果，确定加温浮选水玻璃用量为3500g/t，此时可使浮选精矿WO3达到66%以上。    图8  加温浮选水玻璃用量试验流程及条件    图9  加温浮选水玻璃用量试验结果   □－品位；●－回收率       2、加温浮选闭路试验       在水玻璃用量试验的基础上，进行了加温浮选闭路试验，试验流程及条件见图10，试验结果见表5。表5表明，加温浮选可使浮选精矿WO3品位达到66.70%，且作业回收率达94.82%。    图10  加温浮选闭路试验流程及条件   表5  加温浮选闭路试验结果    %产品产  率品位 WO3WO3回收率对作业对原矿对作业对原矿精矿 尾矿 给矿9.66 90.34 100.000.20 1.87 2.0766.70 0.39 6.7994.82 5.18 100.009.34 0.51 9.85       五、全流程试验       重选－浮选试验全流程及条件如图11所示，试验结果如表6所示。可见，采用在粗磨条件下用重选方法优先回收粗粒钨矿，在细磨条件下常温浮选－加温浮选方法回收细粒钨矿的工艺流程，取得了非常好的选矿指标：重选精矿WO3品位为68.93%，回收率为82.71%；浮选精矿WO3品位为66.70%，回收率为9.34%；综合精矿WO3品位和回收率分别高达68.70%和92.05%。    图11  重选－浮选全流程及条件   表6  全流程试验结果    %产品产率WO3品位WO3回收率重选精矿 浮选精矿 综合精矿 尾  矿 原  矿1.75 0.20 1.95 98.05 100.0068.93 66.70 68.70 0.12 1.4682.71 9.34 92.05 7.95 100.00       六、结论       （一）对某富含高钙脉石的白钨矿矿石，在粗磨条件下先用GL螺旋选矿机、螺旋溜槽和摇床进行重选，可低成本得到WO3品位为68.93%、回收率为82.71%的粗粒精矿。       （二）重选中矿、尾矿再磨后与细泥混合，采用高效新型捕收剂FW2进行常温浮选，再通过加温浮选，可获得WO3品位为66.70%、回收率为9.34%的细粒精矿。       （三）全流程综合精矿WO3品位和回收率高达68.70%和92.05%，为富含高钙脉石白钨矿资源的开发利用提供了新途径。

不管是运用浸出金矿仍是选用新式的无毒浸出药剂进行浸出金矿出产，都必须进行或具体或简略的浸出选矿实验。进行浸出金矿实验的意图是：具体查清该金矿石的矿石性质，为选矿归纳收回供给科学依据。供给该矿石的最佳选矿工艺流程及计划，为节省工艺流程改造出资、合理操控选矿出产成本、进步经济效益等，供给最佳平衡点工艺计划，供给金最佳浸出目标，为选矿厂工艺改造及新建选矿厂供给科学的规划依据。 (一)原矿矿石性质研讨 对该矿石进行岩矿判定，具体了解矿藏的组成、结构、结构、嵌布粒度及矿藏与脉石及有害元素之间的联系。了解该矿的矿藏特征，及有用矿藏、脉石矿藏的品种及相对含量。了解该矿的有用矿藏的粒度特性，包含矿藏的嵌布粒度巨细和粒度散布特征。了解该矿的有用矿藏和脉石矿藏结构特征和结构特征，包含矿藏的嵌布粒度巨细和粒度散布特征。了解该矿的有用矿藏和脉石矿藏的嵌布特性和镶嵌联系及有用矿藏和首要脉石矿藏的粒度组成。 (1)原矿光谱分析 (2)原矿多元素分析，断定一切可收回使用的元素及有害元素。 (3)对金进行物相分析，辅导选矿工艺及选矿目标的断定。 (4)对原矿进行真密度及假密度测定。 (5)对原矿进行硬度测定。 (6)对原矿进行x衍射分析测定。 (7)对原矿进行可磨度测定。 (8)磨矿细度曲线测定。 (9)对原矿进行不同粒度筛析，断定矿石中不同粒度的组成份额，为规划改造供给依据。 (二)选矿工艺具体条件实验 进行具体的磨矿细度实验，依据出产成本、选矿出资、选矿目标等要素，断定最佳的磨矿细度，找出磨矿细度对浸出的影响规则。 (1)进行具体的用量实验，断定的最佳用量。 (2)进行具体的石灰量实验，断定的最佳石灰用量。 (3)进行具体的浸出时刻浸出时刻实验，断定最佳的浸出时刻，找出浸出时刻和浸出率的影响规则。 (4)进行具体的无浸出实验，断定无药剂浸出替代化浸出的可行性。 (5)进行具体的无毒浸金药剂用量实验，断定无毒浸金药剂的最佳用量。 (6)关于含碳含砷等难浸出矿石进行具体助浸剂用量实验，断定的最佳助浸剂用量。 (7)进行具体的无毒浸出时刻实验，断定最佳的浸出时刻，找出浸出时刻和浸出率的影响规则。 (8)进行具体的浸出浓度实验，断定的最佳浸出浓度。 (三)对尾矿进行性质分析 尾矿多元素分析 ，尾矿中的金的物相分析。经过对尾矿性质的研讨，查明尾矿的成份，研讨分析尾矿中的金是否还有使用可收回价值。若具有收回价值，持续对尾矿进行加以收回使用实验，到达最佳的收回效益。 选矿实验对现场出产建设有着极其重要的效果，经过简略的选矿实验断定合理的无毒浸金药剂，使经济效益最大化。

我矿矿床属祖祝钨锡浸染型花岗岩矿床。长期以来,矿泥仅用重选法处理,致使矿泥有价组分的选收目标依然较低。为进步钮祝钨锡的回收率,进行了体系的浮选实验。 实验结果表明,乙烯麟酸为捕收剂的浮选工艺是进步我矿钮妮钨锡矿泥回收率的 试料粒有效途径。

一、钼矿的选矿办法 钼矿的选矿办法主要是浮选法，收回的钼矿藏是辉钼矿。有时为了进步钼精矿质量、去除杂质，将钼精矿再进行化学选矿处理。 辉钼矿晶体呈六方层状或板状结构，由沿层间范式键的S-Mo-S结构和层内极性共价键S-Mo构成的。层与层间的结合力很弱，而层内的共价键结合力甚强。所以回辉钼矿极易沿结构层间解裂呈片状或板状产出，这是辉钼矿天然可浮性杰出的原因。实践证明：在适宜的磨矿细度下，辉钼矿晶体解离发生在S-Mo-S层间，亲水的S-Mo面占很小份额。但过磨时，S-Mo面的份额增加，可浮性下降，尽管此刻参加一定量极性捕收剂如黄药类，有利于辉钼矿的收回，但过磨发生的新矿泥影响浮选作用。因而对辉钼矿的选别要避免和避免过磨，在生产上需求选用分段磨矿和多段选别流程，逐渐到达单体解离，确保钼精矿的高收回率。 钼矿的破碎一般都选用三段一闭路流程，破碎终究产品粒度为12～15毫米。 磨矿通常用球磨机或棒磨-球磨流程。亨德森是仅有选用半自磨流程的。 浮选选用优先浮选法。粗选产出钼精矿，粗扫选尾矿收回伴生矿藏或丢掉。钼粗精矿选用两、三段再磨，四，五次精选取得终究钼精矿。 钼矿的浮选药剂以非极性油类作捕收剂，一起增加起泡剂。美国和加拿大用表面活性剂辛太克斯(Syntex)作油类乳化剂。依据矿石性质，用石灰作调整剂，水玻璃作脉石按捺剂，有时加或硫化物按捺其他重金属矿藏。 为确保钼精矿质量，对钼精矿中所含的铜、铅、铁等重金属矿藏和氧化钙以及炭质矿藏需进一步进行别离： 一般运用或，或铁按捺铜和铁;用重铬酸盐或诺克斯(Nokes)按捺铅。假如运用按捺剂，杂质含量还达不到质量标准，需要辅以化学选矿处理：次生硫化铜用浸出;黄铜矿用溶液浸出;方铅矿用和溶液浸出，均可到达标准含量以下。 含氧化钙的脉石易泥化，因而，关于含此类脉石的矿石切忌过磨。生产上往往增加水玻璃，六聚偏磷酸钠或有机胶作脉石按捺剂或分散剂;也可用活性炭加CMC(羧甲基纤维素)按捺碳酸盐脉石。终究可用或加溶液浸出处理。 含炭质矿藏的别离，首先要查明炭质是属石墨类、沥青类或煤类。这些炭质矿藏的可浮性与辉钼矿附近，但密度较小，一般可用重选法进行脱除;运用六聚偏磷酸钠和CMC抑炭浮钼;或加、水玻璃和六聚偏磷酸钠按捺炭质也有用;选用焙烧除掉有机炭，也是办法之一。应该指出的是，所有这些炭质矿藏的别离办法，现在还不能令人满意，仍是一个没有彻底处理的问题。 脉石中SiO2(二氧化硅)含量太高，常常是影响钼精矿档次的原因。经查定：SiO2含量跟着钼精矿档次进步而下降，两者有彼此消费的趋势。只需钼矿藏到达单体解离细度，SiO2含量一般可降到标准以下。加活性炭吸附钼表面的油类，再加CMC按捺硅酸盐脉石，SiO2含量也可降到标准以下。

随着高品质和易选的铁矿资源逐渐减少，尤其是我国钢铁工业的快速发展已凸显铁矿资源极度紧张，因此赤、褐铁矿的高效选矿技术已逐渐成为研究的主要方向，近几年已取得明显的进步。由于近年来进口铁矿石价格不断上涨，造成钢铁企业铁矿石供应紧张，生产成本大幅上涨，严重地制约了钢铁生产企业的可持续发展。为有效地解决铁矿石资源问题，各大钢铁企业都在寻求新的铁矿资源，以前难选、利用率较低的赤、褐铁矿资源，现已成为关注的焦点。目前，赤、褐铁矿主要用重力选矿、磁化焙烧－磁选联合、磁选－浮选联合等方法处理。对于细粒弱磁性赤、褐铁矿，国外则以絮凝－磁选工艺选别，获得了较高的分选效率和选别指标。山西某赤、褐铁矿嵌布粒度很细，呈胶结物状与粘土矿物胶结在一起，单体解离困难，利用单－磁选和浮选等工艺流程都无法达到理想的指标。采用镜铁矿配矿，有利于强化磨矿与擦洗，具有明显的作用，可获得铁品位60.15%，回收率52.28%的良好技术指标。     一、矿石性质     试验所用矿样由山西某公司提供，对该矿样多元素化学分析，结果见表1，原矿中铁物相分析结果见表2。 表1  原矿多元素化学分析结果元素TFeFe2O3SiO2Al2O3K2OCaOMgOTiO2含量41.8059.7111.3822.600.0600.5140.1280.51元素MnOP2O5SO3ZnOSrOY2O3BaO含量0.3642.3500.5140.1091.0870.0160.098 表2  原矿铁物相分析结果铁物相赤、褐铁矿碳酸铁硫化铁硅酸铁全铁铁含量41.210.220.020.2041.65铁分布率98.940.530.050.48100.00     从表1可知，矿石中的主要成分是Fe2O3，A12O3，SiO2，TFe含量为41.80%。矿石中Al和Si的含量高，尤其是A12O3 22.60%。少量的磷（P2O5）和SrO2，微量的K2O，CaO，MgO，TiO2，MnO和S。需选矿排除的物质是Al2O3，SiO2，P2O5。     从表2可知，矿样中不含强磁性铁，铁主要是以赤、褐铁矿形式存在，其分布率占98.94%，少量是以黄铁矿、碳酸盐及硅酸盐的形式存在。理论上分析认为，用强磁选和高梯度磁选，回收率应在80%以上。实际上，由于赤、褐铁矿嵌布粒度太细，与脉石矿物共生关系复杂，试验中回收率会受到很大影响。     原矿工艺矿物学研究表明，主要金属矿物为褐铁矿和赤铁矿；脉石矿物主要为高岭石、云母、菱铭矿、胶磷矿等。铁矿物按粒度分为两部分，其中大部分铁矿物嵌布粒度细，一般在6一巧林m，呈胶结物状将赤铁矿与铝土矿或粘土矿物集合体胶结在一起，见图l（照片中亮的颗粒为赤铁矿）。该类矿石单体解离困难，铁矿物含量30％～35%，用常规的单一磁选和浮选工艺很难将其选别出来。另少部分铁矿物嵌布粒度较粗，一般在74～362林m。铁矿物和粘土矿物、铝土矿接触边缘凹凸不平，部分赤铁矿内含10林m以下的脉石矿物，见图2。这部分赤、褐铁矿由于颗粒较大，相对来讲，单体解离容易，夹杂嵌布粒度细的铁矿物则会影响最终精矿品位和回收率。图1  呈胶结物状分布的赤铁矿 照片中亮的颗粒为赤铁矿图2  与铝土矿接触边缘凹凸不平的赤铁矿 照片中亮的颗粒为赤铁矿，颗粒0.486～0.1862mm； 白箭头指空洞，铝土矿为0.0528～0.092mm（黑箭头所指矿物）     二、试验方案的制订     工艺矿物学研究结果表明，大部分赤、褐铁矿嵌布粒度很细，与脉石矿物胶结在一起。部分赤铁矿内含10μm以下的脉石矿物，粘土矿物内部总是含有微细粒级的赤铁矿。磨到－45μm，铁矿物难以完全解离。利用重选、磁选和浮选工艺都不能达到理想的铁精矿品位和回收率，并且尾矿的品位较高。为此，根据原矿性质的特点，拟采用掺入其它矿石进行配矿，再进行摇床分选，以达到提高铁品位和回收率的目的。     三、选别方案试验     （一）掺入灰石、长石试验     采用硬度大的硅酸盐灰石和长石对该赤、褐铁矿进行配矿，强化选择性磨矿与擦洗作用，提高精矿品位。将原矿与灰石、长石分别以7∶1和6∶1的比列混合配矿，采用XMB－70型三辊四筒磨矿机进行球磨，分别球磨6min和8min，磨矿浓度60%，将磨矿产物中－0.097mm (160目）进行摇床试验。摇床条件：横向坡度0.5°，冲洗水216kg/h，冲程16mm，冲次320 r/min。试验结果见表3。 表3  掺入灰石、长石摇床粗选试验结果  ％掺入矿石种类产物名称产率品位回收率灰石精矿11.1456.7017.33中矿45.1529.8336.96尾矿43.7138.1045.71原矿100.0036.44100.00长石精矿12.7455.1419.68中矿40.8228.0532.07尾矿46.4437.0948.25原矿100.0035.70100.00     从表3可知，原矿掺入灰石和长石进行摇床试验，铁精矿品位分别为56.70%和55.14%，但产率和回收率极低，只有11.14%，12.74%和17.33%，19.68%，而尾矿的产率和回收率较高。其原因是原矿中嵌布粒度细的铁矿物和脉石矿物共生关系复杂，掺入灰石和长石后仍然无法回收，同脉石矿物一起损失在尾矿中。     为进一步提高精矿品位，将掺入长石矿物的摇床精矿再进行一次摇床分选。摇床条件：冲洗水288kg/h，其它条件不变。试验结果见表4。 表4  掺入长石摇床精选试验结果  ％产物名称产率品位回收率精矿35.5660.3738.92中矿63.8152.4660.67尾矿0.6332.460.41给矿100.0055.14100.00     从表4可看出，经过两次摇床分选后，精矿的品位达60.37%，作业回收率和产率分别为38.92%，35.56％，对原矿仅有7.66％和4.53％，选矿效果不理想。显然对于该矿采用掺人灰石和长石配矿工艺是行不通的。     （二）掺入镜铁矿试验     镜铁矿矿石矿物组成较单一，矿石磨至－0.074mm时，90%左右单体解离。目的矿物为镜铁矿（赤铁矿中结晶程度高的变种），一般粒度在0.074～0.135 mm之间，属易选矿石。     1、摇床试验     将原矿与镜铁矿以5∶2的比例混合进行配矿，镜铁矿原矿品位44.60%，配矿后理论品位为42.60%。磨矿8min，磨矿细度－0.097mm (160目）占83.67％。将－0.15mm产物进行摇床试验，摇床条件同3.1。试验结果见表5。 表5  掺入镜铁矿摇床试验结果  ％产物名称产率品位回收率精矿22.4761.7932.68中矿44.6734.4736.24尾矿32.8640.1931.08原矿100.0042.49100.00     从表5可知，在原矿中掺入镜铁矿进行摇床试验，可获得铁精矿品位61.79%，回收率32.68%的良好技术指标。     2、条件试验     （1）不同配矿比试验。将原矿与镜铁矿进行配矿，配比分别为3∶1，4∶1，5∶1，6∶1，磨矿浓度60%，磨矿7min，磨矿细度为－0.097mm占85.41%，将－0.15mm产物进行摇床试验，摇床条件同3.2.1，在此条件下床面精矿产物分带变宽。试验结果见表6。 表6  不同配矿比例摇床试验结果  ％配比产物名称产率品位回收率3∶1精矿23.1859.8632.73中矿43.9633.6334.88尾矿32.8641.7932.39原矿100.0042.39100.004∶1精矿22.4458.3430.99中矿42.2934.5734.61尾矿35.2741.1934.40原矿100.0042.24100.005∶1精矿20.5357.1327.83中矿41.6235.0134.58尾矿37.8541.8537.59原矿100.0042.14100.006∶1精矿19.7457.1526.82中矿42.6235.6136.07尾矿37.6441.4837.11原矿100.0042.07100.00     从表6可知，镜铁矿的配比越高，获得的精矿品位和回收率也越高。配比为3:1时，品位和回收率达到了59.86%和32.73%。     （2）不同磨矿细度试验。按原矿与镜铁矿的配比4：1进行不同磨矿细度试验，磨矿浓度60%。不同磨矿时间的磨矿细度结果见表7。 表7  磨矿时间与磨矿细度关系磨矿时间/min－160目通过率/%574.15679.54785.41889.41992.64     从表7可见，随着磨矿时间增加，磨矿细度也随之增加。但7min之后增加缓慢，且磨矿时间越长矿石容易产生过粉碎，影响选矿指标。 将磨矿产物中－0.15mm进行摇床试验，试验结果见表8。 表8  不同磨矿细度摇床试验结果磨矿细度 （－160目）产物名称产率品位回收率74.15精矿29.7255.5639.09中矿40.9533.4632.44尾矿29.3341.0028.47原矿100.0042.24100.0079.54精矿27.0957.0836.61中矿41.6933.4132.97尾矿32.2241.0731.33原矿100.0042.24100.0085.41精矿25.1357.5834.26中矿41.9733.6433.45尾矿32.9041.7232.49原矿100.0042.24100.0089.41精矿23.0657.9731.65中矿42.2033.9033.87尾矿34.7441.9334.48原矿100.0042.24100.0092.64精矿18.6859.4626.30中矿44.1136.0037.59尾矿37.2140.9936.11原矿100.0042.24100.00     从表8可知，随着磨矿细度的增加，精矿的品位逐渐变高，但回收率逐渐降低。综合考虑，选择磨矿细度为－0.097mm 85.41%，精矿品位和回收率达到57.58％和34.26％。 从上述试验可知，原矿与镜铁矿的配比为5∶2时，所得的铁精矿品位较高，且回收率也较大。原因是镜铁矿硬度大，可以更好地起到擦洗作用，使矿石单体解离度和回收率提高，因此选择原矿与镜铁矿的配比为5∶2进行流程试验。     3、流程试验     将配好的矿石磨至－0.097mm占85.41%，首先进行摇床粗选条件试验，条件同3.2.1，对摇床最佳条件所得粗精矿进行精选，精选尾矿返回粗选。试验流程见图3，试验结果见表9。图3  摇床粗选－精选流程 表9  摇床粗选－精选试验结果产物名称产率品位回收率精矿36.9360.1552.28尾矿63.0732.1547.72原矿100.0042.49100.00     从表9结果可知，混合矿经过摇床粗选，粗选精矿再经摇床精选一次，铁精矿品位60.15%，回收率52.28%，回收率较其他方案有较大幅度的提高。     四、结论     通过对山西某赤、褐铁矿进行矿物工艺学研究及配矿试验结果表明，该矿石嵌布粒度很细，呈胶结物状与粘土矿物胶结在一起，磨至－45μm，矿石仍不能单体解离完全，属极难选矿石。采用单一磁选和浮选等工艺流程都无法达到理想的指标。采用硅酸盐灰石和长石矿石对该赤、褐铁矿进行配矿强化选择性磨矿与擦洗作用，选矿指标仍不理想，精矿品位和回收率较低，同时也降低原矿的入选铁品位。     采用镜铁矿配矿，有利于强化磨矿与擦洗，具有明显的作用，可获得有意义的选矿指标。镜铁矿与赤、褐铁矿比例为2∶5时，磨矿细度－0.097mm占85.41％，摇床一次粗选、一次精选，能达到铁精矿品位60.15%，回收率52.28%的较好指标，为该铁矿资源的开发提供了技术依据，并对其它类似铁矿的开发利用具有借鉴和参考价值。

凡口铅锌矿投产于1968年，目前已成为年处理原矿120多万t，生产铅锌金属15万t、标准硫精矿(折合)50万t的特大型铅锌矿山。凡口矿选矿厂在生产建设和发展过程中，依靠选矿技术进步，先后采用过十多种工艺流程，其主系统分别于2000年和2001年采用了快速分支浮选工艺，生产能力均为2050t/d。 一、试验矿样 凡口矿矿石类型主要为复杂的致密状硫化铅锌矿，主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿，含量约占60％(其中黄铁矿含量高达40％)；银矿物主要是银黝铜矿和深红银矿，伴生于铅锌矿物中；脉石矿物为石英、方解石和白云石等。各种矿物的共生关系非常密切，溶蚀交代现象比较严重，在黄铁矿、闪锌矿和脉石矿物的间隙或裂隙中充填着细粒方铅矿。矿石中方铅矿、闪锌矿、黄铁矿呈中细粒不均匀嵌布，部分黄铁矿的浮游活性较好，属难选的细粒高硫铅锌矿。 本项目试验矿样取自选矿厂粉矿仓前的运输皮带，与当时的生产原矿同步，粒度为－15mm，主要元素含量依次为铅4.75％、锌9.85％、铁22.25％、硫27.35％。 二、快速分支浮选工艺研究 （一）研究思路 根据凡口铅锌矿矿石中方铅矿、闪锌矿、黄铁矿紧密共生，嵌布粒度粗细不均匀，原矿磨至－74μm占85％时，各有用矿物已大部分单体解离的特点，在短时间内将大部分粗粒、易浮的铅锌金属矿物快速分选出来，得到高质量的铅精矿和锌精矿，减少已解离矿物的过粉碎和不必要的作业循环量；剩余铅锌矿物通过常规浮选回收，并通过强化中矿再磨来提高单体解离度，以达到减少浮选机总容积、降低生产成本和提高铅锌金属回收率的目的。（二）铅锌矿物上浮速度试验 1、方铅矿上浮速度试验 将试验原矿磨至细度为－74μm占85％，加人石灰作为矿浆的pH调整剂，以FK01为捕收剂、松醇油为起泡剂，经石灰用量、FK01用量、松醇油用量条件试验确定药剂制度后，进行铅粗选浮选速度试验以确定不同方铅矿颗粒的上浮速度(试验流程见图1、结果见图2)。试验结果表明，大部分铅矿物的可浮性很好，刮泡1min铅粗精矿的回收率为71.72％、品位达29.10％；刮泡2min的回收率高达84.16％、品位下降为24.24％；随着浮选时间的延长，铅品位持续下降，锌和铁品位有所上升，铅金属回收率的增幅趋缓，刮泡5min铅的回收率为91.10％、品位为17.72％。试验还表明，在高碱条件下方铅矿的可浮性最好，黄铁矿的可浮性次之，部分黄铁矿的上浮速度较快，未活化闪锌矿的可浮性最差。 2、闪锌矿上浮速度试验 选铅尾矿补加石灰1000g/t，以CuSO4为活化剂、丁基黄药为捕收剂、松醇油为起泡剂。通过 CuSO4用量、丁基黄药用量、松醇油用量条件试验确定药剂制度后，进行锌粗选浮选速度试验以确定不同闪锌矿颗粒的上浮速度(试验结果见图3)。试验表明，大部分闪锌矿的可浮性很好，刮泡1min锌粗精矿的回收率为50.63％、品位高达51.30％；刮泡2min的回收率可达65.45％、品位为50.51％，保持在50％以上；随着浮选时间的延长，锌粗精矿品位下降平缓，金属回收率持续上升，刮泡5min锌的回收率为75.18％、品位为45.83％。 （三）铅矿物分支浮选研究 1、铅快速浮选试验 根据图2铅粗选品位及回收率与浮选时间关系曲线，确定本次小型试验铅快速粗选的浮选时间为2min，其粗精矿经两次快速精选后，可获得品位高达70．55％的快速浮选铅精矿(含锌1.90％)，回收率为55.59％。试验流程见图4。试验还表明，不同的粗选药剂制度，在铅精选作业中有显然不同的选择性，通过铅粗精矿指标难以预测快铅精矿指标。在铅快速精选中加入少量的捕收剂，高铅精矿的品位有所下降，而铅的回收率则有所提高；石灰用量较多时可提高铅精矿的品位，而回收率变化不大。 此外，有机抑制剂—DS对黄铁矿有强烈抑制作用，其用量增加时铅精矿品位有所提高，但使用量过大时会抑制铅、铁连生体，铅的回收率下降。 2、铅常规浮选试验 人选原矿经2min铅快速粗选后，补加10g/t的 FK01进行铅的常规粗选，时间为4min。铅粗选泡沫含有大量的铅铁和铅锌连生体，必须再磨以提高单体解离度，其细度要求为－40μm占90％。试验表明，在相同的药剂条件下，随着再磨细度的提高，铅精选泡沫的品位也相应提高，但过高的磨矿细度又会引起铅回收率的下降。铅粗选泡沫再磨至－40μm占90％后，经三次常规开路精选可获得品位为64％的铅精矿(含锌2.9％)，回收率为6.69％。试验流程见图4。 （四）锌矿物分支浮选研究 1、锌快速浮选试验 根据图3锌粗选品位及回收率与浮选时间关系曲线，确定本次小型试验锌快速粗选的浮选时间为2min。锌快速粗选泡沫的品位一般可达50％，不加任何药剂直接进行一次快速精选，其泡沫品位高达59.4％、回收率为37.5％；在锌快速浮选粗泡加入石灰1OOOg/t、硫酸铜25g/t后进行一次快速精选，泡沫品位虽略有下降，但仍可获得品位为57.30％、含铅0.66％的优质锌精矿，其回收率为48.68％。试验流程见图5。 试验表明，矿石中绝大部分闪锌矿是易浮的，在小型闭路循环中，大约占总金属量70％的锌矿物可通过快速浮选产出。 2、锌常规浮选试验 选铅尾矿经2min锌快速粗选后，补加10g/t的丁基黄药进行锌的常规粗选，时间为3min。锌粗选泡沫含锌一般为20％左右，经两次常规开路精选可获得品位为55％的锌精矿(含铅为0．95％)，回收率为781％。试验流程见图5。试验表明，在不同的锌快速粗选、常规粗选条件下，锌精选给矿的锌品位有一定的波动，但经过两次精选后，最终锌精矿的品位还是较理想的。 （五）开路与闭路试验 本课题在完成条件试验的基础上，安排了开路试验，并根据开路试验结果进行了闭路试验。通过闭路试验可获得品位为66.73％的快铅精矿、回收率为67.97％，品位为56.93％的快锌精矿、回收率为72.19％；常规浮选部分的铅精矿品位为57.18％、回收率为18.62％，锌精矿品位为54.39％、回收率为22.55％。试验流程见图6，试验指标见表l。三、工业应用与成果评述 （一）工业应用概况 快速分支浮选工艺小型试验取得成功后，凡口铅锌矿于1999年11月18 Et至2000年1月12日进行了半工业试验，并根据半工业试验成果组织了选矿厂主系统工艺流程改造设计。2000年2月1日，设计部门完成了流程改造的施工图设计。2000年2月26日，选矿厂完成了系统改造任务并试水成功。2000年2月28日早班，选矿厂I系统复产，工业试验开始。经过近两个多月的努力，试验取得了圆满成功。 工业试验结束后，快速分支浮选工艺流程即交付生产使用。经过三年多的应用与完善，新工艺在提高铅锌指标、节能降耗及减少作业循环量上具有明显的优势。新工艺与原工艺生产指标对比见表2。 （二）技术经济评述 快速分支浮选新工艺综合应用了凡口铅锌矿三十多年的选矿实践经验和技术成果，并参照最新的现代选矿理论进行了创新。该流程交付生产使用以来，显著地提升了选矿技术经济指标，年增经济效益可达1300万元。1、提高铅锌回收率 与原高碱细磨优先浮选工艺相比，快速分支浮选工艺铅锌金属的理论回收率分别提高了0.36％和0.41％，降低铅精矿含锌0.8％。此外，减少浮选作业循环量和金属流失后，提高铅实际回收率0.69％、锌实际回收率0.35％。 2、节能降耗 实施新工艺流程后，选矿厂两个主系统浮选机容积由1028．8m3下降到774．8m3，下降了24.7％；浮选机总安装功率由3144kW下降到2480kW，减少了664kw。由于系统装机功率的减少及作业循环负荷的降低，选矿厂处理每吨原矿的磨矿浮选电力单耗由35.OOkW·h下降到28.48kW·h，显著地节约了电力成本。 此外，使用新工艺的药剂成本与原工艺相比亦下降明显，根据选矿厂药剂实际消耗统计资料，单位选矿药剂成本由18.848元/t下降至14.231元/t。 3、社会效益 实施快速分支浮选工艺所带来的显著社会效益主要体现在如下几个方面： (1)减少金属流失，可充分利用现有的矿产资源，为国家多回收和利用铅锌金属； (2)电力消耗下降，有利于缓解我国目前供电不足的矛盾； (3)药剂单耗下降，有利于矿山企业进行环境保护； f41浮选流程缩短，可减少固定资产的占用，有利于加快国有资产的周转。 经过多年的应用实施表明，快速分支浮选工艺具有技术先进，流程简单，药剂用量少，分选指标高，对不同类型铅锌硫化矿适应性强，稳定性好，环境污染少等显著优点，在国内外具有极大的推广价值。 五、结语 （一）凡口铅锌矿矿石中方铅矿、闪锌矿、黄铁矿紧密共生，嵌布粒度粗细不均匀，部分黄铁矿的浮游活性较好，属难选的细粒高硫铅锌矿。 （二）原矿磨至－74μm占85％时，大部分有用矿物已单体解离，粗粒、易浮的铅锌矿物可在短时间内快速分选出来，得到高质量的铅精矿和锌精矿。 （三）快速分支浮选工艺有利于减少有用矿物的总浮选时间，降低中间作业的循环量，缩短浮选流程。 （四）工业应用表明，快速分支浮选工艺有效地贯彻了能出早出、快出的思想，避免已解离矿物的过粉碎，提高了铅锌金属的回收率；减少浮选作业的中间循环量，节省了大量的电力成本和药剂成本。