一、概述 铅鼓风炉加料系统包括提升设备、贮料仓、给料称量设备和进料设备等。 大中型铅鼓风炉一般用电动矿车加料，小型炉常用手推矿车加料；中型炉也有用料车提升机（又称箕斗提升机）和胶带输送机加料的。 用电动矿车加料时，炉料的贮存、给料、筛分、称量等设备布置在加料平台上方，电动矿车和控制系统则布置在加料平台。  用手推矿车加料时，贮料、给料、筛分和称量多在地面进行，装有炉料的手推矿车用垂直提升设备（通常用简易罐笼）提升至加料平台。  用胶带输送机（料车提升机）加料时，每一批炉料（包括烧结块或团矿、焦炭、返渣、块状熔剂、铁屑等）分别称量后，逐一加到胶带输送机上（或料车中），然后运送到炉顶加入炉中。贮料、给料、筛分、称量等设备一般设置在地面，控制系统也设在地面。料车提升机加料的控制系统则设在加料平台上。二、料仓 铅鼓风炉贮料仓用来贮存烧结块、焦炭、返渣、团矿和块状熔剂，要能贮存6～8h的用量。料仓垂直部分可用钢筋混凝土，锥斗部分应用钢板制作，但必须加耐磨衬里；锥斗侧壁倾角不宜小于50°；如果用料衬时，底面倾角不宜大于15°。三、给料设备 常用电动振动给料机和电磁振动给料机。贮仓出口不能过小以保证炉料能顺利排放，给料设备的规格要与之相匹配；在料仓出口与给料设备之间应有物料切断装置，使给料机能方便地进行检修。四、筛分设备 炉料入炉前应再进行一次筛分以确保鼓风炉内有良好的透气性和降低烟尘率。通常用圆筒筛进行筛分，也可用振动筛筛分。五、称量设备 鉴于铅鼓风炉加料为间断性的，故炉料宜用电子漏斗秤来称量。漏斗秤的大小可根据每批料量多寡和加料制度来确定。六、进料设备 进料设备有电动矿车、手推矿车、胶带输送机和料车提升机等。 （一）电动矿车加料 通常从鼓风炉两侧加入，因而鼓风炉每侧各有一台电动矿车。矿车的载重量根据生产规模和加料制度而定。表1为铅鼓风炉进料电动矿车性能实例。 表1 铅鼓风炉进料电动矿车性能实例项目单位沈冶株冶鼓风炉风口区断面积㎡8.08.65电动矿车容积m30.851.25矿车行走速度m/min39矿车载重量t1.22.0矿车尺寸，长×宽㎜2250×10202000×1000行走电动机功率kW2.84.5排料电动机功率kW1.00.25 （二）料车提升机进料 料车中的炉料从鼓风炉炉顶中心进叉形分料溜槽再落入炉内。这种进料方式，炉料布料均匀度稍差，烧结块和焦炭需从不同的高度加入料车中，故配置和自动化控制系统均较复杂。大中型鼓风炉不宜采用此种进料方式。表2为料车提升机实例。 表2  料车提升机实例技术性能单位沈冶株冶水口山三冶卷筒尺寸，直径           长度㎜ ㎜600 550800 8601000 900料车容积m31.21.52.0提升平均速度m/s0.350.750.64下降平均速度m/s0.350.750.64斜桥倾角44°31′40°10′43°46°51′斜桥长度m2546.827.5电动机功率kW224055注：1.水口山三治为加料料车提升机，余为运输用料车提升机。     2.株冶已用链板运输机代替料车提升机运输热烧结块。（三）胶带输送机进料 铅鼓风炉炉顶为料封密闭炉时方能采用此种进料方式。七、炉料运输、提升设备 （一）热烧结块 合格烧结块宜用链板输送机运送到烧结块仓。目前使用的链板输送机的宽度有600mm与800mm二种。链板输送机的倾角不宜大于35°，以小于30°为宜。也可用料车提升机输送热烧结块。料车的容积可根据生产规模和提升周期来选定。料车提升机性能实例见表2。料车提升机斜桥倾角不宜大于70°。 （二）冷烧结块 当烧结系统停车检修时，可通过热烧结块运输线路将冷烧结块运到烧结块仓也可以用一台料车提升机把冷烧结块输送到烧结块仓中。 （三）焦炭  常用胶带输送机将焦炭从焦炭库运送到鼓风炉车间的焦炭贮仓。胶带输送机倾角不宜大于18.5°，以小于17.5°为宜；带速不宜超过1.0m/s；常用带宽为500和650mm二种。 （四）返渣    通常将返渣装入手推矿车中，再用电梯提升至贮料仓顶面平台上，再倾入料仓中。 少量的铁屑、洗炉用的黄铁矿、块状熔剂和其他辅助材料一般用电梯提升至所需楼层。 大中型鼓风炉常配置一台电梯，电梯宜选用通道式客货两用电梯，载重量3t，提升速度宜取16～18m/min。电梯使用地点的环境是不佳的，因此选用的电梯要能抗大气腐蚀，小型厂则用简易货梯或简易罐笼提升手推加料矿车。

一、生精矿加料设备 我国熔炼反射炉的加料设备均选用带式运送机，炉料经反射炉头部料仓下的圆盘给矿机或带式给料机给入带式运送机，并由带式运送机上的卸料小车按规则时刻主动参加炉子各个加料口。 美国海登厂10.7×36.6m熔炼生精矿反射炉炉顶两边上方各装有32个加料斗，料斗上设有操控阀门合主动打扫器，炉料经炉头顶上的490t料仓经带式给料体系加到抛料机上，再通过加料斗参加炉内。 国外还有选用刮板运输机或移动式带式给料机或梭式带式运送机进行加料的。 二、焙烧矿加料设备 白银一冶选用密封矿车运送焙烧矿并参加反射炉。此种密封矿车较难密封好，进料与出料处矿尘飞扬丢失大，烟尘逸出较严峻，简单伤人，劳动条件欠好。此外，焙烧矿参加反射炉内，不易构成料坡，却易构成很多浮料和料坝，添加金属丢失，一起，发生很多烟尘也给炉后废热锅炉的正常作业带来晦气影响。因而，该厂将全氧化焙烧与生精矿分层分次参加反射炉，但由于化料缓慢，后又改为将热焙烧矿用管道运送至精矿仓内，与生精矿混合配料后参加反射炉。 美国埃尔·帕索厂的焙烧矿用7t直流电动矿车送往反射炉。 为适用焙烧矿的熔炼，澳大利亚的芒特·艾萨厂研究出移动式瓦格斯塔夫型移动式给料喷，密封作用好，其结构见图1。此种给料的端头用310型耐热不锈钢管制成喷嘴，使用寿命达14周。炉子每侧一般设置1～3台移动式给料喷，焙烧矿用密封矿车运来，其车底与给料喷嘴进口接通（联接处有密封设备），焙烧矿由矿车经给料喷参加炉内，能使焙烧矿均匀分布于熔池表面。图1  移动式给料喷图

普里蒂铬控股有限公司(Purity Chrome (pty)Ltd.）是联合冶金工业(Consolidated Met－allurgical Industrles，简称CMI)公司的子公司，坐落南非德兰士瓦省勒斯腾堡城外1km处，是在布什维尔德式杂岩体(Bushveld Com－plex)上新建的一个厂商，这儿已有几个地下矿山在出产。该厂商包含一座地下矿和一个铬选矿厂。 1989年6月，F.F.阿立克萨每(Alexan－der)采矿服务公司签订了完结2000m矿山开辟工程的合同。一同，戴维(Davy)南非公司（戴维世界财团的一个公司）签订了选矿厂的规划、施工和试出产合同．选矿厂的规划是由设在约翰内斯堡的戴维南非公司办事处完结的，规划还包含悉数配套工程和供电工程。 1990年5月，矿山开端挖掘；8月，普里蒂公司接收了悉数采矿出产经营，10月，约翰内斯堡联合投资公司的分公司－CMI购买了普里蒂铬及铬铁厂商。至今，该厂商已采出矿石l00多万吨。 1992年9月，普里蒂铬矿在所有铬矿中首要被列入ISO9002质量确保单位名单。这一质量体系确保保护和恪守全面质量办理体系，为了确保终究产品的质量和运用户满足，公司整体雇员都要参加体系的规划和监控、出产和办理。 一、地质和矿藏学 铬铁矿(FeO·Cr2O3)是仅有有经济价值的铬矿藏。铬首要用于出产铬铁合金，而铬铁合金是出产不锈钢和特殊钢的重要质料。别的，铬还用于出产耐火材料、制革、染色、镀铬和颜料工业。 铬铁矿在布什维尔德式杂岩体中的赋存办法为：古铜辉岩和纯橄榄岩的副产矿藏、斜长石中的包体，可是最有经济价值的是布什维尔德式杂岩体临界区中的假层状铬铁岩层。这些矿层在杂岩体中的倾角均匀为80～250。 尽管该区域现已发现有20多条矿层，可是给了编号的只要13条首要矿层，即：      上部矿层群：1号和2号；      中部矿层群：1～4号；      下部矿层群：1～7号； 其间，下部矿层群的主矿屡(LG6或Magazine矿层)被视为最有经济价值的可采矿层。 普里蒂铬矿坐落布什维尔德式杂岩体的西矿带LG6矿层上，挖掘厚度约1.8m，其间有40cm的中间废石夹层。 理论上，铬铁矿是FeO·Cr2O3，但布什维尔德式杂岩体的矿藏首要是由三种同晶型尖晶石组成的杂乱尖晶石，即由(FeMg)O·Cr2O3、(FeMg)O·Al203和FeO·Fe2O3组成，一部分是由Al203和Fe2O3代替Cr2O3,另一部分是由MgO代替了FeO。普里蒂铬矿的Cr2O3尖晶石含量约为47.2%。图1  典型钻孔断面图 二、采矿 普里蒂铬矿LG6矿层的挖掘厚度为1.8m，南北向歪斜，倾角12.50。矿层由三部分组成：30cm的铬铁矿、40cm的中间辉岩夹层和110cm的铬铁矿，矿层的挖掘厚度和倾角有利于完结机械化采矿。选用房柱法挖掘，矿柱在倾向和走向的尺度分别为13m和5m，矿房宽度一般为15m。回采率规划为75%～80%。每挖掘lOOm．留一排部分矿柱，作为辅佐支护。 掘进了两条暗斜井．一条作为铲运机的运送道，另一条装置胶带运送机运送矿石，一同作为人行道。沿歪斜每隔lOOm装置一条东西向的运送机，为了缩短铲运机的运送时刻，把卸载点设在距作业面30m处。采矿实施两班制作业，白班进行作业面凿岩和装药，凿岩选用普通的手持式风动凿岩机，为硝铵－柴油混合物粒状。夜班只进行装矿和整理采场，有7台Toro 150D铲运机整理矿岩。 现在，矿山实施每周5天作业制，日出矿量为2000t,年出矿46万t。估计矿山寿数为16年（不包含矿产权归于JCI的北部矿区），如果把北部矿区核算在内，矿山寿数还能够延伸18年。图2  普里蒂铬矿房柱采矿法示意图 矿柱：沿倾向l3m,沿走向5m；矿房宽度：15m， 为了安全，实践尺度小于15m 三、选矿厂 （一）给矿预备 矿石由原矿运送机从斜井运至1.5m×3.6m的榜首段除大块筛，筛孔为100mm。筛上物料进入颚式破碎机，破碎产品由循环运送机回来原矿运送机，－1OOmm的筛下产品由一台头部可上下升降的运送机运到容量为4000t的露天矿堆，这台运送机装有绞车，能够升高或下降，以减步损耗。厂区序号说   明质料运搬0原矿运送机1除杂磁铁2榜首段除大块筛3矿堆给矿运送机4榜首段颚式破碎机5破碎产品循环运送机6矿堆7矿堆积矿振荡给矿机8矿堆出矿歪斜运送机9分级筛10块矿缓冲仓11碎矿缓冲仓12蜗形重介质选矿体系计量给矿机13蜗形重介质选矿体系给矿运送机14动态旋涡重介质选矿体系计量给矿机15动态旋涡重介质选矿体系给矿运送机16粉矿仓17粉矿运送泵蜗开重介质选矿车间21～44蜗形重介质选矿车间37块状铬铁矿产品仓38块状铬铁矿运送机动态旋涡重介质选矿车间46～47动态旋涡重介质选矿车间56屑状铬铁矿运送机65屑状铬铁矿产品仓65屑状铬铁矿产品溢出部分螺旋选矿车间70～100螺旋选矿车间85冶金级产品堆86化工级产品堆 图3  普里蒂选矿厂流程示意图及首要设备表 露天矿堆的矿石由两台45t／h的振荡给矿机给到歪斜运送机上，运送到1.5m×3.6m的双层分级筛上，筛下有两个缓冲仓。 矿石通过湿式筛分，分红三部分；－100～＋20mm（块矿）和－20～＋0.8mm（碎矿），这两部分分别给入两个重介质选矿体系，－0.8mm（粉矿），送入螺旋选矿车间。 （二）蜗形重介质选矿体系 分级筛筛出的＋20mm产品先在一台1.2m×3m的给矿预备筛上进行脱砂，然后进入蜗形分选机。这种分选机是一种高效设备，其产品的收回和排料办法新颖。产品和废石排至l.2m×4.8m的双层分流脱水喷洗筛上，收回硅铁介质。运用的介质是cyclone 60(旋流器60)，筛分后的块状铬精矿由产品运送机送到200t容量的产品仓内，废石排至中间废石堆堆存． 在筛子脱水段收回的介质直接回来正常重介质泵池，再泵回蜗形重介质分选机前的介质分配箱，稀介质泵送至0.9m×O.9m的筒形磁选机，收回介质．收回的介质给入超浓介质泵池，通过脱磁线圈，进入离心浓缩机，再回来正常介质泵池。 浓度由核子浓度计操控，浓度计带动风动分流器作业。从磁选机中脱出的水在旋流器内脱砂，其溢流用作脱水喷洗筛的冲刷水。 （三）动态旋涡重介质选矿体系 分级筛筛出的－20～＋0.8mm产品先在0.9m×2.4m给矿预备筛上脱泥，然后给入动态旋涡分选机(DWP)。 DWP的特点是给矿靠重力给入分选机，而旋流器不同，要求给矿和介质在压力效果下给入。在DWP中，重的下沉物料（一般是磨蚀性物料）简直立刻沉降，通过上边的切向排料口排出。在出口处，速度和离心力适当低，磨损极小。悬浮物料凭借旋涡向下运动，在抵达旋涡出口管之前，不再与金属触摸。因为设备内磨损率低，所以一直保持高的别离功率。图4  选矿厂总布置图 右侧：重介质选矿车间，中间：破碎筛分车间，左边：产品堆图5  蜗形重介质分选机 产品和废石被排至1.2m×4.8m的分层脱水喷洗筛上，收回硅铁介质。DWP体系运用的介质是磨细的100D硅铁，正常介质与稀介质的收回同蜗形体系类似，只要浓缩是一段完结。 从脱水喷洗筛取得的屑状铬精矿由产品运送机运到lOOt的产品仓内，废石排到中间废石堆堆存。图6  戴维动态旋涡重介质选矿体系图7  螺旋选矿机 （四）螺旋选矿车间 分级筛的筛下矿浆进入螺旋选矿车间的给料泵池内，泵入分配箱，分配给23台MET双头粗选螺旋选矿机中。粗选精矿进入精选螺旋（22台双头）的分配箱。精选精矿进入24流分配箱，分配至二次精选段。二次精选精矿通过脱水，成为化工级精矿；二次精选的中矿脱水后为冶金级精矿；二次精选的尾矿则回来精选段。精矿堆的排水流入集水池，由密封水泵收回。晾干的精矿由前装机装运。图8  螺旋选矿车间的精矿脱水和粉精矿堆 粗选螺旋选矿机的尾矿首要通过浓缩旋流器浓缩，使其浓度到达扫选螺旋选矿机所要求的浓度，然后进入扫选矿浆分配箱，扫选用5台MET双头螺旋选矿机，扫选尾矿运送至尾矿库。中矿产品（包含扫选精矿和精选尾矿）一同泵送至浓缩旋流器，然后进入精选矿浆分配箱。 三个选矿体系的悉数精矿运往坐落勒斯腾堡的联合冶金工业公司铬铁冶炼厂。三个体系的收回率分别为：蜗形选矿－78%、DWP－92%、螺旋选矿－90%。各种产品规格列于下表。 产品规格产品粒度mm产率%Cr2O3 %SiO2 %块状精矿-100～+202039.08.0屑状精矿-20～+11538.010.0冶金级精矿-0.84545.52.0化工级精矿-0.82046.40.8 蜗形体系和DWP体系处理每吨给矿的硅铁均匀损耗分别为160g和240g。

我国正规挖掘的玻璃硅质质料矿山有近60处，当地小型矿山约100多处。正规挖掘的矿山约有一半是玻璃厂自备的矿山、资源牢靠程度大，适当玻璃厂的一个车间。1997年我国玻璃硅质质料的总产量约850～900万t/a（包含日用玻璃总量）。因为玻璃工业对硅质质料的纯度要求很高，因而应注重运送办法和运送工具的挑选，防止或削减质料在运送过程中的污染。从挖掘视点来说，玻璃硅质质料矿可分为“岩类”和“砂类”两种，现对两类矿床的挖掘别离论述如下。　　1. 挖掘办法及挖掘规划的区分　　岩类矿床现简直皆为露天挖掘，并且多数是山坡露天挖掘，如洛阳方山石英岩矿、河北雷庄砂岩矿、本溪小平顶山石英岩矿、辽宁魏仗子砂岩矿、汉中砂岩矿、姑苏清明山砂岩矿、安徽凤阳老青山石英岩矿等等，前面3个，挖掘规划较大，为20～30万t/a。1993年版《技术经济手册》“矿山卷”玻璃硅质质料挖掘规划的区分如下（下表）　　但这种规划区分已不习惯平板玻璃工业开展的要求，一条500 t级浮法玻璃出产线，硅质质料矿山挖掘量每年为14～15万t，而具有2条以上浮法玻璃出产线的厂商已近10家，单个厂商具有4条以上浮法出产线，每年需硅质质料约60万t。故树立大型硅质质料直销基地契合集约化、规划化出产的要求。[next]　　2. 开辟运送　　岩类矿床多选用公路开辟、轿车运送，如洛阳方山石英岩矿，选用黄河7t和交通15t的自卸轿车运送；河北雷庄砂岩矿和本溪小平顶山石英岩矿用ＴＡＴＲＡ.148型15t自卸轿车运送。少量矿山因为挖掘规划小，离地表高而选用斜坡提高机道开辟，如辽宁凌源魏仗子砂岩矿为山坡露天矿，提高高差160m。斜坡长533m，用2m直径，电机功率为180kW的单筒提高机一段提高，矿车用1.1m3翻斗矿车，每次下放串车数为4辆，年下放矿石量6万t。因为矿石含SiO2极高，放矿时粉尘大，虽采纳种种除尘办法仍难达国家对粉尘中SiO2的操控要求，因而一般要防止选用平硐溜井开辟。　　3. 挖掘工艺　　岩类矿床砂岩、石英岩矿石巩固性系数大，f＝18～20，矿石密度2.5～2.6t/m3，松懈系数1.5～1.6。因为含硅极高，因而在回采时要注意除尘，回采作业面必须用湿式凿岩，要防止选用简单生成尘土的漏斗放矿办法。　　挖掘工艺：凿岩—爆炸—采装—作业面运送。凿岩用ＹＱ.150型潜孔钻机，如洛阳方山矿、河北雷庄矿、辽宁魏仗子矿。爆炸用硝铵，耗费量比较大，单位耗费达0.45kg/m3，二次爆炸用Ｙ24型手持式凿岩机；采装工效果1m3电动挖掘机，如洛阳方山矿、河北雷庄矿、凌源魏仗子矿、本溪小平顶山矿皆是；作业面运送和开辟运送相衔接用轿车或矿车；辅佐作业，平场、整理等用推土机。

和锂辉石矿相同，工业上选别锂云母的首要办法是手选和浮选，且手选只限于选别结晶粗大的锂云母矿，关于细粒嵌布的锂云母矿，国内外均选用浮选法。     锂云母常呈鳞片状或叶片状集合体，浮游性好，实践中常用阳离子捕收剂进行锂云母正浮选。     我国宜春选厂锂云母选矿车间就是运用混合胺作为捕收剂优先浮选锂云母的正浮选流程，该矿锂云母储量很丰厚，且含有较高的和，因而它是我国重要的锂质料基地。

1、原矿粒度 格筛尺寸为600×600mm通过格筛的矿石最大粒度不得超过630mm，大于630mm粒度的矿石超过20%，导致下矿漏斗或颚式破碎机堵塞堵塞，每堵塞1次，罚采矿厂30元/次。 2、颚式破碎机岗位： 颚式破碎机给矿粒度。750×1060mm颚式破碎机给矿粒度不大于630mm。 颚式破碎机排矿粒度。颚式破碎机排矿粒度应小于等于150mm占80%为合格。由于颚式破碎机排矿粒度过大，致使中碎圆锥破碎机给矿口或破碎腔堵塞，罚碎矿车间30元/次。影响选矿正常生产按工艺事故处理。 3、破碎机排矿口检查 碎矿车间应每周定期对颚式破碎机、中碎圆锥破碎机、细碎圆锥破碎机的排矿口检查和调整1次，以达到和满足生产工艺技术要求。每周没按本办法要求检查和调整破碎机排矿口，罚碎矿车间30元/次。 4、中细碎岗位 中碎给矿粒度不得大于150mm，由于大块等非岗位操作人员的其它原因导致原矿仓漏斗或中碎破碎腔堵塞，由选矿厂调度室协调处理，不在本办法管理范畴。 中细碎排矿粒度。中细碎机排矿粒度应符合工艺技术标准要求，中碎排矿粒度应小于等于60mm占85%以上为合格；细碎排矿粒度应小于等于12mm占85%为合格。 中细碎排矿粒度是否合格，由选矿试验室具体负责联合厂办公室、调度室每周不定期抽查一次，每抽查一次粒度合格率低于85%，罚破碎车间30元/次.项。 6、筛分岗位 筛分车间的最终筛分粒度为选矿厂一段球磨机入磨前的给矿粒度，直接影响球磨机的磨矿效率、磨矿操作和磨矿细度，应当严格控制筛分最终粒度。 筛分最终粒度。筛分最终粒度应小于等于12mm占90%以上为合格。 筛分最终粒度是否合格，由选矿试验室具体负责，质检部、调度室每周从4＃皮带不定期取样抽查一次，每抽查一次粒度合格率低于90%，罚破碎车间30元/次。 三个月破碎车间生产无事故，一次性奖励500元 7、皮带给矿岗位 防止皮带跑偏经常调整局部托辊位置，使胶带保持在中心线上运转。保持胶带清洁极为滚筒上不能挂矿泥，保持每个托辊运转灵活，及时更换不转或损坏的托辊和支架。检查时发现带病运转的胶带机罚生产班20元/次。 皮带给矿量应按当日处理矿量而定。仪表显示量与实际小时给矿量偏差应当控制在小于2%范围内。 电子皮带秤每月效验一次，如不按期效验时，罚质检处50元/次。岗位工认真填写生产记录，发现弄虚作假的罚生产班50元/次 8、∮2200×6500mm溢流型磨机岗位 磨机是选矿最主要设备，选矿成本中它占65%～70%尤其是磨矿浓度和磨矿细度直接影响选别作业指标的好坏。要求磨矿浓度为65%，上下波动2%，磨矿粒度～200目含量大于60%上下波动为2%，检查达不到要求罚生产班40元/次。磨机处理量40吨/时，在保证磨矿细度的情况下，磨机处理量每超过1吨/时，奖励生产班30元/吨。生产中严禁跑、冒、滴、漏现象发生，检查发现一次罚生产班20元/次 9、斜板浓缩分级机分级岗位 斜板浓缩分级机分级的最终沉沙浓度应当控制在50%，上下偏差不得大于5%；溢流细度～200目应当控制在60±3%。每检查发现一次项不合格罚磨浮车间30元/次·项。 10、磁选机岗位 生产中主要是调节磁选机吹散水和卸矿冲洗水。吹散水太大，尾矿品位增高，吹散水太小，低尾矿品位，精矿品位也低。适宜的吹散水量应根据矿石性质、给矿量和作业要求来决定。操作中做到不堵不跑。 过1%奖励生产班30元/次。生产中因为磁选机中进入障碍物，造成停车或划坏筒皮时罚生产班100元/次。 11、高梯度磁选机岗位 高梯度磁选是选厂中主要设备，操作必须按开停车顺序进行。停机断磁后必须空转2分钟以上，将磁选机内积累的强磁性物质冲洗出来后才允许关水关机。因为误操作造成磁路堵塞的罚生产班50元/次。冷却水出水温度不得超过70℃，如检查时发现水温超过规定时，罚生产班50元/次。高梯度磁选机TiO2精矿品位控制在27±1%，低于26%，每下降1%，罚生产班40元。精矿品位高于28%，每提高1%，奖励生产班40元。尾矿品位控制在4±0.5%，尾矿品位大于4.5%，每上升1%，罚生产班40元。每下降0.5%，奖励生产班50元。 12、螺旋溜槽岗位 螺旋溜槽是粗选厂最后的选别工序，操作工的责任心和操作水平直接关系到生产班生产指标。操作工要经常调整排矿口截取器的角度和冲洗水大小，才能保证好的生产指标。要求TiO2精矿品位控制在31±1%.低于30%，每下降1%，罚生产班40元。精矿品位高于32%，每提高1%，奖励生产班40元。尾矿品位控制在5±1%，尾矿品位大于6%，每上升1%，罚生产班40元。每下降1%，奖励生产班50元。 13、∮18M、26M尾矿浓密机岗位 ∮18M、26尾矿浓密机溢流。尾矿浓密机溢流固体含量不得大于1g/L，每检查发现一次固体含量超标，罚生产班30元/次。 ∮18M、26M尾矿浓密机底流浓度。尾矿浓密机底流浓度应控制在40%～50%，平均不得低于45%，最低不得小于35%，最高不得超过60%，每检查发现一次底流浓度低于35%或大于60%，罚生产班30元/次。 14、圆盘过滤机岗位 生产中应保证滤饼水分小于10%，减少和杜绝滤液中精矿的流失。 15、压滤机岗位 压滤机处理量和给矿浓度成正比加强上下工序联系保证给矿浓度。两台压滤机应该保持同时作业，上矿时间间隔应小于30分钟。操作中应保证滤饼水分小于12%，卸矿时应避免用水卸矿。 16、各种泵岗位 包括清水泵、真空泵、各种砂泵是上下工序的连接设备，是保证正常生产的重要环节之一。生产中确保备用设备完好，运行泵不能带病运行，发现砂泵效率低或流量不够和不上矿时应及时更换备用泵。生产中泵池和泵周围不能有积矿和积水现象。因为泵影响生产时，扣罚生产班50～100元/次（无备用设备的不在此范围） 17、选矿试验室岗位 具体负责选矿车间工艺技术的实验、科研、技改等项目的计划实施； 根据生产需要加强对工艺流程和工艺技术条件的管理，定期或不定期对生产中的薄弱环节、关键工序、新工艺进行必要的流程考查或鉴定，做好技术分析，为生产提供依据；没有按时完成相关试验或提交试验报告，每次罚实验室50元/次。 选矿试验室在承接或被委托进行非选矿厂安排的相关选矿试验，应事先征的矿领导或主管领导的同意，且具有内部业务联系单时方可安排进行试验工作。否则罚选矿实验室100元/次。 通过实验找出的改革方案，实施后给公司带来经济效益时，一次性奖励实验室1000～5000元 18、化验室岗位 化验指标是生产的重要依据，操作中应保证取样和化验误差在规定范围内，保存好备用样，以便核查。全月化验样无重复核查时，当月奖励化验室300元/月 19、超产奖励办法 选矿厂保质保量完成当月生产计划后，超产奖励办法，铁精粉每超产月计划1%奖励500元，钛精粉每超产月计划1%奖励800元。精粉质量每提高1%奖励400元。在产量和质量上弄虚作假，经检查落实后，扣罚厂长和当事人当月工资10%，并给与记大过处分。 免责条例： 1、选矿厂对各生产车间和辅助生产车间工艺技术条件的抽查和检查工作，是在不影响选矿厂正常生产条件下进行的日常工艺技术管理工作。 2、由于受自然条件和井下条件的限制，碎矿车间若遇下雨、下雪等天气或其它无法预知的特殊情况，如：矿石潮湿、泥化等引起格筛、破碎机、筛分等堵塞不执行上述条款。但碎矿车间有责任和义务积极组织人员处理，由于处理不及时或延误时机影响选矿正常生产造成停产，按工艺事故处理。 3、鉴于原矿性质的可变性以及矿石结构和构造的多样性和复杂性，由于原矿性质的突然变化而引起的工艺技术条件的巨大变化除外，但该情况必须由选矿工艺技术会议讨论确认后，方可免责。 4、其它不可抗拒、预知、防范等原因造成的工艺技术条件无法控制的情况。 5、以上规定为试行条例，试行前三个月根据生产情况每月调整一次。

1、原矿粒度 格筛尺寸为600×600mm通过格筛的矿石最大粒度不得超过630mm，大于630mm粒度的矿石超过20%，导致下矿漏斗或颚式破碎机堵塞堵塞，每堵塞1次，罚采矿厂30元/次。 2、颚式破碎机岗位 颚式破碎机给矿粒度。750×1060mm颚式破碎机给矿粒度不大于630mm。 颚式破碎机排矿粒度。颚式破碎机排矿粒度应小于等于150mm占80%为合格。由于颚式破碎机排矿粒度过大，致使中碎圆锥破碎机给矿口或破碎腔堵塞，罚碎矿车间30元/次。影响选矿正常生产按工艺事故处理。 3、破碎机排矿口检查 碎矿车间应每周定期对颚式破碎机、中碎圆锥破碎机、细碎圆锥破碎机的排矿口检查和调整1次，以达到和满足生产工艺技术要求。每周没按本办法要求检查和调整破碎机排矿口，罚碎矿车间30元/次。 4、中细碎岗位 中碎给矿粒度不得大于150mm，由于大块等非岗位操作人员的其它原因导致原矿仓漏斗或中碎破碎腔堵塞，由选矿厂调度室协调处理，不在本办法管理范畴。 中细碎排矿粒度。中细碎机排矿粒度应符合工艺技术标准要求，中碎排矿粒度应小于等于60mm占85%以上为合格;细碎排矿粒度应小于等于12mm占85%为合格。 中细碎排矿粒度是否合格，由选矿试验室具体负责联合厂办公室、调度室每周不定期抽查一次，每抽查一次粒度合格率低于85%，罚破碎车间30元/次.项。 5、筛分岗位 筛分车间的最终筛分粒度为选矿厂一段球磨机入磨前的给矿粒度，直接影响球磨机的磨矿效率、磨矿操作和磨矿细度，应当严格控制筛分最终粒度。 筛分最终粒度。筛分最终粒度应小于等于12mm占90%以上为合格。 筛分最终粒度是否合格，由选矿试验室具体负责，质检部、调度室每周从4#皮带不定期取样抽查一次，每抽查一次粒度合格率低于90%，罚破碎车间30元/次。 三个月破碎车间生产无事故，一次性奖励500元 6、皮带给矿岗位 防止皮带跑偏经常调整局部托辊位置，使胶带保持在中心线上运转。保持胶带清洁极为滚筒上不能挂矿泥，保持每个托辊运转灵活，及时更换不转或损坏的托辊和支架。检查时发现带病运转的胶带机罚生产班20元/次。 皮带给矿量应按当日处理矿量而定。仪表显示量与实际小时给矿量偏差应当控制在小于2%范围内。 电子皮带秤每月效验一次，如不按期效验时，罚质检处50元/次。岗位工认真填写生产记录，发现弄虚作假的罚生产班50元/次 7、∮2200×6500mm溢流型磨机岗位 磨机是选矿最主要设备，选矿成本中它占65%～70%尤其是磨矿浓度和磨矿细度直接影响选别作业指标的好坏。要求磨矿浓度为65%，上下波动2%，磨矿粒度～200目含量大于60%上下波动为2%，检查达不到要求罚生产班40元/次。磨机处理量40吨/时，在保证磨矿细度的情况下，磨机处理量每超过1吨/时，奖励生产班30元/吨。生产中严禁跑、冒、滴、漏现象发生，检查发现一次罚生产班20元/次 8、斜板浓缩分级机分级岗位 斜板浓缩分级机分级的最终沉沙浓度应当控制在50%，上下偏差不得大于5%;溢流细度～200目应当控制在60±3%。每检查发现一次项不合格罚磨浮车间30元/次·项。 9、磁选机岗位 生产中主要是调节磁选机吹散水和卸矿冲洗水。吹散水太大，尾矿品位增高，吹散水太小，低尾矿品位，精矿品位也低。适宜的吹散水量应根据矿石性质、给矿量和作业要求来决定。操作中做到不堵不跑。过1%奖励生产班30元/次。生产中因为磁选机中进入障碍物，造成停车或划坏筒皮时罚生产班100元/次。 10、高梯度磁选机岗位 高梯度磁选是选厂中主要设备，操作必须按开停车顺序进行。停机断磁后必须空转2分钟以上，将磁选机内积累的强磁性物质冲洗出来后才允许关水关机。因为误操作造成磁路堵塞的罚生产班50元/次。冷却水出水温度不得超过70℃，如检查时发现水温超过规定时，罚生产班50元/次。高梯度磁选机TiO2精矿品位控制在27±1%，低于26%，每下降1%，罚生产班40元。精矿品位高于28%，每提高1%，奖励生产班40元。尾矿品位控制在4±0.5%，尾矿品位大于4.5%，每上升1%，罚生产班40元。每下降0.5%，奖励生产班50元。 11、螺旋溜槽岗位 螺旋溜槽是粗选厂最后的选别工序，操作工的责任心和操作水平直接关系到生产班生产指标。操作工要经常调整排矿口截取器的角度和冲洗水大小，才能保证好的生产指标。要求TiO2精矿品位控制在31±1%.低于30%，每下降1%，罚生产班40元。精矿品位高于32%，每提高1%，奖励生产班40元。尾矿品位控制在5±1%，尾矿品位大于6%，每上升1%，罚生产班40元。每下降1%，奖励生产班50元。 12、∮18M、26M尾矿浓密机岗位 ∮18M、26尾矿浓密机溢流。尾矿浓密机溢流固体含量不得大于1g/L，每检查发现一次固体含量超标，罚生产班30元/次。 ∮18M、26M尾矿浓密机底流浓度。尾矿浓密机底流浓度应控制在40%～50%，平均不得低于45%，最低不得小于35%，最高不得超过60%，每检查发现一次底流浓度低于35%或大于60%，罚生产班30元/次。 13、圆盘过滤机岗位 生产中应保证滤饼水分小于10%，减少和杜绝滤液中精矿的流失。 14、压滤机岗位 压滤机处理量和给矿浓度成正比加强上下工序联系保证给矿浓度。两台压滤机应该保持同时作业，上矿时间间隔应小于30分钟。操作中应保证滤饼水分小于12%，卸矿时应避免用水卸矿。 15、各种泵岗位 包括清水泵、真空泵、各种砂泵是上下工序的连接设备，是保证正常生产的重要环节之一。生产中确保备用设备完好，运行泵不能带病运行，发现砂泵效率低或流量不够和不上矿时应及时更换备用泵。生产中泵池和泵周围不能有积矿和积水现象。因为泵影响生产时，扣罚生产班50～100元/次(无备用设备的不在此范围) 16、选矿试验室岗位 具体负责选矿车间工艺技术的实验、科研、技改等项目的计划实施; 根据生产需要加强对工艺流程和工艺技术条件的管理，定期或不定期对生产中的薄弱环节、关键工序、新工艺进行必要的流程考查或鉴定，做好技术分析，为生产提供依据;没有按时完成相关试验或提交试验报告，每次罚实验室50元/次。 选矿试验室在承接或被委托进行非选矿厂安排的相关选矿试验，应事先征的矿领导或主管领导的同意，且具有内部业务联系单时方可安排进行试验工作。否则罚选矿实验室100元/次。 通过实验找出的改革方案，实施后给公司带来经济效益时，一次性奖励实验室1000～5000元 17、化验室岗位 化验指标是生产的重要依据，操作中应保证取样和化验误差在规定范围内，保存好备用样，以便核查。全月化验样无重复核查时，当月奖励化验室300元/月 18、超产奖励办法 选矿厂保质保量完成当月生产计划后，超产奖励办法，铁精粉每超产月计划1%奖励500元，钛精粉每超产月计划1%奖励800元。精粉质量每提高1%奖励400元。在产量和质量上弄虚作假，经检查落实后，扣罚厂长和当事人当月工资10%，并给与记大过处分。 免责条例： 1、选矿厂对各生产车间和辅助生产车间工艺技术条件的抽查和检查工作，是在不影响选矿厂正常生产条件下进行的日常工艺技术管理工作。 2、由于受自然条件和井下条件的限制，碎矿车间若遇下雨、下雪等天气或其它无法预知的特殊情况，如：矿石潮湿、泥化等引起格筛、破碎机、筛分等堵塞不执行上述条款。但碎矿车间有责任和义务积极组织人员处理，由于处理不及时或延误时机影响选矿正常生产造成停产，按工艺事故处理。 3、鉴于原矿性质的可变性以及矿石结构和构造的多样性和复杂性，由于原矿性质的突然变化而引起的工艺技术条件的巨大变化除外，但该情况必须由选矿工艺技术会议讨论确认后，方可免责。 4、其它不可抗拒、预知、防范等原因造成的工艺技术条件无法控制的情况。 5、以上规定为试行条例，试行前三个月根据生产情况每月调整一次。

和锂辉石矿相同，工业上选别锂云母的首要办法是手选和浮选，且手选只限于选别结晶粗大的锂云母矿,关于细粒嵌布的锂云母矿，国内外均选用浮选法。     锂云母常呈鳞片状或叶片状集合体，浮游性好，实践中常用阳离子捕收剂进行锂云母正浮选。     我国宜春选厂锂云母选矿车间就是运用混合胺作为捕收剂优先浮选锂云母的正浮选流程,该矿锂云母储量很丰厚，且含有较高的和，因而它是我国重要的锂质料基地。

随着有色金属价格的不断上扬，低品位的有色金属矿藏越来越具备开采价值。然而一部分有色金属矿体是共生矿，且品位低、粒度细导致选矿工艺复杂。要解决这些难题，不断开发、提升低品位共生矿多金属矿的选矿技术是非常必要的，将对多金属低品位共生矿的合理开采与选别有着非常重要的意义。笔者将近年来研究的黄沙坪钼、铋、钨、萤石、石榴石共生矿体选矿技术进行总结，希望对广大的选矿同行有一定的启迪作用。文章主要描述了所研究矿山的矿物性质研究与破碎磨矿流程的选择与应用。 一、矿石性质研究 （一）矿样的多元素分析及矿物组成研究 黄沙坪钼、铋、钨、萤石、石榴石多金属矿体的多元素分析结果列于表1，矿体的主要矿物组成及其相对含量列于表2。 表1  矿样的多元素分析    %             注：Ag的含量单位为g∕t。 表2  矿样的主要矿物组成及其相对含量  %由表1和2的结果可以看出，矿山的钨、钼、铋、萤石按过去选矿设计手册的规定品位均系很低，随着矿山产品价格上涨，这些矿石已具备一定的回收价值，但从矿物组成来看，这些可回收的矿物的矿物量均很低，干扰矿物的数量相对较大，给综合回收带来困难。 （二）矿样的钼、铋、钨、萤石、石榴石矿粒度嵌布研究 矿样的钼、铋、钨、萤石、石榴石矿嵌布粒度分析结果列于表3。 表3  矿样的钼、铋、钨、萤石、石榴石矿嵌布粒度分析结果从表3可知，该多金属矿中的钼、铋、钨、萤石、石榴石等矿物一般是以细粒嵌布为主，粗细不均的嵌布状态。 二、磨矿工艺的选择与应用 （一）试验室磨矿条件试验 矿样的磨矿筛析试验结果列于表4。表中数据是在入磨粒度为－2 mm，磨矿浓度为72%，一段磨矿条件下测定的结果。 表4  黄砂坪矿多金属矿体磨矿产品单体解离度测定结果    %从表4的结果可知，黄砂坪多金属矿体要细磨才能达到较高的单体解离度。也即提示适宜采用浮选方法回收有用矿物，要采用二段甚至三段磨矿流程才能有利于选别工作的进行。 （二）黄砂坪多金属矿1500t∕d选厂破碎磨矿流程应用实践 黄砂坪多金属矿1500 t∕d选厂破碎磨矿流程如图1所示，设备明细列于表5。作为对比，某钨钼铋多金属矿1500t∕d选厂破碎（三段一闭路）磨矿（两段一闭路）的设备明细列于表6。黄砂坪多金属矿1500t∕d选厂破碎磨矿流程采用的是一段破碎，两段磨矿，水力旋流器分级的流程，较常规的三段破碎，两段磨矿分级的流程要简单很多，因为减少了两台破碎机和四条皮带运输机，设备台（组）数也少，所需操作工至少可一班减少两名。图1  黄砂坪多金属矿1500t∕d选厂破碎磨矿原则流程 表5  黄沙坪钨钼铋1500t∕d选厂破碎磨矿车间设备明细表表6 湖南某矿钨钼铋1500t∕d选厂破碎磨矿车间设备明细表三、两个破碎磨矿流程的运行成本比较 表5和表6的两个破碎磨矿流程的运行成本比较结果列于表7。 表7  两个1500t∕d选厂破碎磨矿车间运行成本比较结果由表7的比较结果可知，黄沙坪钨钼铋1500t∕d选厂采用的一段破碎，两段磨矿（其中有一段自磨），水力旋流器分级的流程，运行成本较湖南某矿钨钼铋1500t∕d选厂采用的破碎（三段一闭路）磨矿（两段一闭路）低，有利于降低工厂的生产成本。 四、结论 根据研究，钼、铋、钨、萤石、石榴石多金属矿体的各种有用金属矿多嵌布粒度极不均匀，大多细粒为主，给磨矿流程的选择带来困难，一般要三段（或二段）磨矿流程才能达到基本单体解离的目的，目前的发展趋势是往二段磨矿（自磨配合水力旋流器使用）方向发展。 自磨机磨矿在钨、钼、铋、萤石、石榴石多金属矿磨矿流程中的引用，给降低生产成本带来了新途径。它的引入不但降低生产成本，还可以减少生产场地的使用面积，是—个值得在多金属矿矿山选厂推广的好工艺。 黄沙坪钼、铋、钨、萤石、石榴石多金属矿体的矿石铅布粒度细，只适合采用浮选方法回收。

宜春选矿厂坐落江西省境内，是一个选别钽铌锂多种稀有金属矿藏的选矿厂，锂云母选矿车间是该厂的一部分。该厂处理的原矿含有大约20％锂云母，其他有用矿藏为富锰钽铌铁矿、钽锡矿、细晶石，首要脉石矿藏为钠长石、石英和少数黄玉等矿藏。     宜春选矿厂规划规划为1500吨/日，原矿经破碎、磨矿后入重选产出钽铌粗精矿，经精选获产品精矿。重选尾矿给入锂云母车间，该厂锂云母出产流程特别简略，往重选尾矿矿浆中参加混合胺直接浮选锂云母，泡沫产品即为锂云母精矿。该厂出产的锂云母精矿档次为4％～4.7％Li2O，回收率约80％～85％，一起从锂云母精矿中回收了和，出产流程如图1所示。现在该车间正在扩建和改造。图1  宜春锂云母车间浮选流程

宜春选矿厂坐落江西省境内，是一个选别钽铌锂多种稀有金属矿藏的选矿厂，锂云母选矿车间是该厂的一部分。该厂处理的原矿含有大约20%锂云母，其他有用矿藏为富锰钽铌铁矿、钽锡矿、细晶石，首要脉石矿藏为钠长石、石英和少数黄玉等矿藏。宜春选矿厂规划规划为1500吨/日，原矿经破碎、磨矿后入重选产出钽铌粗精矿，经精选获产品精矿。        重选尾矿给入锂云母车间，该厂锂云母出产流程特别简略，往重选尾矿矿浆中参加混合胺直接浮选锂云母，泡沫产品即为锂云母精矿。该厂出产的锂云母精矿档次为4%～4.7%Li2O，回收率约80%～85%，一起从锂云母精矿中回收了和，出产流程如图1所示。现在该车间正在扩建和改造。图1 宜春锂云母车间浮选流程

40年代德国曾用磁选和浮选从某钨锡矿中生产铁锂云母精矿。该矿20年代仅回收钨、锡矿物，而铁锂云母作尾矿废弃。由于市场需要，随后用磁选法从堆积尾矿中回收铁锂云母精矿，以后又建成铁锂云母选矿车间，1945年建成规模为600吨/日的选厂，分别采用磁选、磁选结合浮选两种流程生产铁锂云母精矿，精矿品位为95％～97％铁锂云母，回收率50％～70％。处理的原矿有两种类型，如表1所示，生产流程示于图1和图2中。 表1  两种矿石的矿物组成石英型矿物名称石英锂云母萤石黄玉锡石黑钨矿含量，％78201.30.50.10.1云英岩型矿物名称云英岩、花岗岩 长  石、斑  岩石英铁锂云母黑钨矿锡石其他含量，％45436114图1  老厂铁锂云母选矿流程图2  新厂铁锂云母选别流程

百花岭选矿厂是金堆城钼业集团有限公司部属的两个选矿厂之一，座落于汶浴河畔，依山傍水，气势雄伟，担负着钼业公司三分之二以上的初级产品出产任务，是亚洲榜首、世界第四大钼选矿厂。　　该厂于1983年11月建成投产，供矿选用电机车运输。现在，选矿厂规划到达年处理矿石720万吨，档次52%以上，硫精矿24万吨/年，尾矿通过五级泵站扬送至距选厂8公里的栗西尾矿库，尾矿库面积10平方公里，库容量1.65亿立方米。厂区占地面积18.6万平方米，首要出产厂房建筑面积6.5万平方米，下设碎矿车间、磨浮车间、选硫车间、制品车间、尾矿车间、机电车间、选铁车间及十五个科室，产品有钼精矿、硫精矿和铁精矿。 　　百花岭选矿厂现有技能干部111人，占干部总数的86.7%；有高级工程师4人。工人部队中有技师10人，高级工40人。管理干部基本上完成了年轻化、专业化。员工整体本质不断提高，形成了一支敢打硬仗，迎难而上的干部员工部队和一批技能精深、本质过硬的工程技能人员部队。　　百花岭选矿厂选用"三段一闭路"的破碎工艺，矿石粒度15mm占88%以上；磨矿浮选工艺选用"分段磨矿--阶段选别"，优先选钼，粗尾选硫，硫尾选铁，精尾选铜，有用矿藏得了归纳收回；钼精矿通过浓缩、过滤、枯燥三段脱水，得到了档次52%、含水小于8%的钼精矿，尾矿被扬送至尾矿库进行堆积堆存处理。因为工艺不断优化，管理水平不断提高，2001年，处理矿量到达了731.5万吨，超能力47.78%；出产钼精矿标准量21492吨，全员出产率比建厂初期提高了7.4倍，钼精矿档次52.75%，产品质量到达了世界先进水平。　　工艺路线长，重型设备多，设备品种多是百花岭选矿厂设备的首要特点。截止现在，全厂具有A类设备38台套，各类设备台数到达1540台套，其间机械设备741台套，电器设备755台套，封存设备44台套，各类管线长达12000米。碎矿体系首要设备有PX1200/180、PXZ1200/160旋回破碎机各1台，PYB2200标准圆锥破碎机3台，PYD2200短头圆锥破碎机6台；磨矿体系首要设备有MQGφ3600×4000球磨机9台，MQYφ3600×6000溢流型球磨机1台，浮选体系首要设备有KYF/XCF-24m3浮选机71台。因为多年的技能改造，百花选厂的总配备已到达国内同行业领先水平，自动化进程也大大提高，完成了加药体系和磨矿体系的自动控制。设备工作率从2000年以来均到达96%以上，已挨近世界领先水平。　　多年来，百花岭选矿厂坚持走立异开展之路，完成了多项工艺和设备改造项目，优化了出产工艺，安定了设备根底，创始了国内无选钼的先河。磨矿--分级自动控制技能的使用日臻成熟，精选体系改造硕果累累。

锡矿选矿技术：目前云锡公司大都沿用大屯选厂硫化矿车间30多年的浮-重选矿工艺(图3.13.5)，其流程是：原矿碎至20mm，一段闭路磨矿至0.074mm(200目)占60%～65%，混合浮选一粗二扫一精;铜硫分离磨至0.074mm占95%一粗二扫三精，产铜精矿、硫精矿;混合浮选尾矿再选硫化物后上重选。经一、二段床选;一次复洗;泥选;锡粗精矿除硫浮选，产锡精矿、富中矿。 锡矿选矿技术：长坡选矿厂为大厂矿务局所属选厂之一。锡矿选矿技术，首先将原矿碎至-20mm后经筛分分成20～4和4～0mm两个粒级，20～4mm进入重介质旋流器预选。重介质旋流器重产品经一段棒磨后采用跳汰预选，跳汰尾矿用2mm振筛筛除+2mm作为废弃尾矿，-2mm进入摇床选别。跳汰和摇床精矿及中矿按品级分成富贫两系统，分别进行再磨并进行混合浮选。锡矿选矿技术，混合浮选尾矿进行摇床选别产出合格锡精矿;混合浮选精矿再经细磨进行铅锌分离浮选，并分别产出铅锑精矿和锌精矿。重选矿泥进入Φ300mm旋流器，溢流再经Φ125和Φ75mm水力旋流器组脱除细泥，沉砂经浓缩、浮选脱硫后进行锡石浮选。

流态化焙烧炉排料、运料方式与焙烧的性质和下一工序的冶金方法有关。 铜精矿半氧化焙烧一般是将焙烧矿仓中的热料用密封矿车或螺旋运输机、耐热刮板运输机等运送反射炉或电炉进行熔炼。白银一冶全氧化焙烧的焙烧矿经鼓风冷却箱冷却后，用管道输送到精矿仓库内与生精矿混合配料，然后用胶带输送机运到反射炉加料斗。阿纳康达厂流态化焙烧炉所产烟尘用螺旋运输机送往电炉处理；所产焙砂经正压密封的螺旋运输机和埋刮板运输机加入电炉。博尔厂流态化焙烧炉建在反射炉上面，焙烧矿沿管道自动的料仓落入加料系统，不需中间运输设备。 铜精矿硫酸化焙烧的排料比较简单。焙烧矿汇集在矿仓中，一般由仓下的密封给料机定期给入浸出工序的浆化槽中。矿仓的容积应按焙烧炉的处理能力和操作制度确定，并可在矿仓下设称量料斗。

目前云锡公司大都沿用大屯选厂硫化矿车间30多年的浮-重选矿工艺，其流程是：原矿碎至20mm，一段闭路磨矿至0.074mm(200目)占60%～65%，混合浮选一粗二扫一精;铜硫分离磨至0.074mm占95%一粗二扫三精，产铜精矿、硫精矿;混合浮选尾矿再选硫化物后上重选。经一、二段床选;一次复洗;泥选;锡粗精矿除硫浮选，产锡精矿、富中矿。 长坡选矿厂为大厂矿务局所属选厂之一，其选矿流程。首先将原矿碎至-20mm后经筛分分成20～4和4～0mm两个粒级，20～4mm进入重介质旋流器预选。重介质旋流器重产品经一段棒磨后采用跳汰预选，跳汰尾矿用2mm振筛筛除+2mm作为废弃尾矿，-2mm进入摇床选别。跳汰和摇床精矿及中矿按品级分成富贫两系统，分别进行再磨并进行混合浮选。混合浮选尾矿进行摇床选别产出合格锡精矿;混合浮选精矿再经细磨进行铅锌分离浮选，并分别产出铅锑精矿和锌精矿。重选矿泥进入Φ300mm旋流器，溢流再经Φ125和Φ75mm水力旋流器组脱除细泥，沉砂经浓缩、浮选脱硫后进行锡石浮选。

加拿大联合矿业有限公司沙利文(Comincoltd-Sullivan)矿坐落珀塞尔(Purcell)山脉东麓，不列颠哥伦比亚省金伯利区域(KimberleyD.C.),矿体露头于1892年发现，1923年在金伯利树立沙利文选矿厂，同年投入出产，发时处理才能为2500吨每天。选矿厂几经扩建，到1945年的处理才能现已到达8500吨每天。 建成了重介质选矿车间.安装了棒磨机.建成地下破碎车间，铺设一条从地下破碎车间到选矿厂的坑内-地上电万机车运翰铁道，使选矿厂的处理才能扩大到10000t/d.现在均匀日处理量为7000t，每年处理240万吨矿石.该厂用重介质-浮选-重选联合流程收回铅精矿、锌精矿、硫精矿和锡精矿。此外，还出产硫酸铜供本厂运用和外销。 矿床与矿石 该矿为寒武纪泥质石英岩中的告知矿床.矿体为块状、细粒浸染状硫化矿。有经济价值的首要矿藏为方铅矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿和少数黄铁矿;银是一种重要的伴生元素，它与方铅矿严密共生;锡以锡石产出.其它非必须的金属元素有铋、镉、锑和铟。是一种严密共生的多金属杂乱矿石.

固体炉料一般经过炉顶上的两边加料孔参加反射炉。通常在整个炉长三分之二的前段参加质料，三分之一后段参加石英石，以构成依靠两边炉墙的料坡，使炉墙不直接与高温火焰触摸，延伸炉墙寿数，削减炉墙的热丢失。料坡高度一般是操控顶部距炉顶拱脚的间隔，处理生精矿时可取200～400mm，处理焙烧矿时可取300～500mm。处理生精矿简单构成料坡，处理焙烧矿难以构成料坡而成为无料坡熔炼。 炉料参加量和参加速度，首要取决于炉料的熔化速度，可以用人工或机械办法测定料坡高度给予操控。炉料参加量沿炉长分配的份额随炉内温度区域的不同而不同。国内反射炉一般在高温区参加炉料的60%左右。每个加料口每次加料时刻，在高温区不多于90s，中温区不多于60s。 加拿大加斯佩厂设有一台内部尺度为30.2×7.8m的熔炼生精矿的反射炉，每班参加8批炉料，每小时60t。炉料从炉顶两边参加，加料口（203×203mm）散布于距炉头前21m的区段内，其间心距离为915mm。 我国白银一冶原用人工调查料坡巨细来调整加料时刻或加料量，于1972年首要依据侧墙受辐射热随料坡巨细而改变的原理开端加料自动化的实验。1974年，此设备正式投入运转，图1为料坡自动操控系统信号传递示意图。 表1为反射炉料配比实例。 表1  反射炉炉料配比实例  %厂别铜精矿焙烧矿石英石石灰石烟尘大冶78 805 5.55 4.712① 9.8白银一冶65204.55.55芒特·艾萨76177①包含反射炉烟尘和转炉烟尘。     图1  料坡自动操控系统信号传递示意图   1992年，大冶冶炼厂新建转炉渣选矿车间， 转炉渣部分回来反射炉，而另一部分送选 矿车间处理产出渣精矿，和铜精矿配料够 送反射炉。白银一冶以“白银炼铜法”取 代了反射炉熔炼今后，转炉渣回来白银炉处理。     大冶和白银一冶原规划均将液态转炉渣回来反射炉处理。大冶从反射炉前端墙孔倾入转炉渣，白银一冶则从反射炉前部侧墙孔倾入。表2为液态转炉渣倾入反射炉操作条件实例。表3为转炉渣倾入反射炉方位比较。 表2  液态转炉渣倾入反射炉操作条件实例厂别转炉渣量t／d每班倾入包数每班倾入次数每包容量t倾入速度 min／包大冶450～5008～108～15161～3白银一冶450～5109～1010～18162～4 表3  转炉渣倾入反射炉方位比较炉前倾入炉侧倾入1、易于保护炉子头部两边的料坡1、倾进口对对面料坡易被冲垮，倾进口邻近料坡不易保护2、可削减炉坝的构成2、易生成料坝3、溜槽较长，简单损坏，整理劳动强度大3、溜槽较短，能减轻整理劳动强度注：第3条系对反射炉与转炉平行装备而言，如系笔直装备则反之。

40年代德国曾用磁选和浮选从某钨锡矿中生产铁锂云母精矿。该矿20年代仅回收钨、锡矿物，而铁锂云母作尾矿废弃。由于市场需要，随后用磁选法从堆积尾矿中回收铁锂云母精矿，以后又建成铁锂云母选矿车间，1945年建成规模为600吨/日的选厂，分别采用磁选、磁选结合浮选两种流程生产铁锂云母精矿，精矿品位为95%～97%铁锂云母，回收率50%～70%。处理的原矿有两种类型，如表1所示，生产流程示于图1和图2中。 表1  两种矿石的矿物组成石英型矿物名称石英锂云母萤石黄玉锡石黑钨矿含量，%78201.30.50.10.1云英岩型矿物名称云英岩、花岗岩 长  石、斑  岩石英铁锂云母黑钨矿锡石其他含量，%45436114图1  老厂铁锂云母选矿流程图2  新厂铁锂云母选别流程

泥矿性质及由来   矿石工业类型主要为含铜矽卡岩和含铜角砾岩，矿石比较单纯，为单一铜矿石。矿泥主要来开采过程。    脱泥流程及改进    该选厂原设计处理能力1000吨/日，碎矿流程为二段一闭路。投产后第二年扩建为2000吨/日，碎矿流程改为三段一闭路（如图1），都未考虑脱泥。由于生产中原矿含有大量矿泥，于1971年到1974年对碎矿流程进行了第一次改进。1979年，结合老鸦岭矿区扩建工程，碎矿车间新建了脱泥系统。坑下设置破碎机控制原矿块度（图2）。生产实践证明脱泥效果良好。 图1 图2     矿泥的浮选   泥矿比块矿氧化率高4.17倍（泥矿氧化率12.89%，块矿氧化率3.09%），矿浆中活性铜离子高一倍。对泥矿和块矿进行浮选条件试验，结果如下表。浮选试验结果处理方法精矿品位（%）回收率（%）产率（%）块矿与泥矿混选15.1292.812.45块矿单选15.4894.722.69泥矿单选11.6868.54.12块、泥单选加权平均15.2893.432.77     块矿和泥矿的单独浮选指标优于混选指标，精矿品位高0.16%，回收率高0.62%。

一、概述     下列两种铅锌氧化矿宜用火法富集。     （一）难选矿石     由于矿石深度氧化，原生矿泥多；有用矿物和脉石矿物致密共生，或互为类质同象而难以单体解离，用选矿方法不能有效地分离富集。     （二）伴生元素丰富的高价值矿石     火法富集的加工费用常数倍于选矿富集费用；建设投资和环境影响亦大于选矿。但伴生元素丰富的高价值矿石，如果选矿富集方法不能奏效时，也只能采用火法富集或其他直接冶炼工艺。例如会泽铅锌矿的铅锌氧化矿选矿试验结果表明，选矿富集效果不佳，故采用烟化炉吹炼富集工艺。选矿试验结果见表1。 表1  会泽铅锌氧化矿的选矿试验结果编号原矿品位，%矿物氧化率，%选矿回收率，%PbZnGePbZnPbZn12～67～150.002～0.00583～9074～8554～5655～5822～45～100.003～0.0094010    表2为烟化炉吹炼富集生产实际指标。 表2  烟化炉金属挥发率生成实例金属弃渣品味，%挥发率，%厂家Pb＜0.1＞95会泽铅锌矿Zn＜1.585～94同上Ge0.003～0.007＞90同上Sn＜0.07＞98云锡一冶Co＞95株冶In86～88株冶    火法富集的能耗很高，处理一吨矿石耗用煤焦量多达0.5t以上，如果没有充分而廉价的能源供应条件，不宜采用火法富集方案。铅锌氧化矿的火法富集工艺以回转窑挥发（威尔兹法）和烟化炉吹炼最为普遍。国外采用回转窑的工艺较多，设备趋向大型化，如波兰米亚斯特兹科冶炼厂额回转窑直径为4.2m，长度为95m，工艺技术和操作控制亦较完善。我国两种工艺都有应用，尚有采用矮鼓风炉、漩涡炉和韦氏炉挥发富集工艺。     采用哪一种工艺，主要看矿石性质、所获富集物的价值、生产成本、基建投资等多种因素综合而定。一般要通过流程试验和综合技术经济比较才能做出最佳选择。     图1为会泽铅锌矿烟化炉富集与相关部分的工艺流程图。图1  会泽铅锌矿烟化炉富集流程图    图2为会泽铅锌矿粉矿造块及烟化炉富集图2  会泽铅锌矿粉矿造块及烟化炉富集设备连接图 1－汽车；2－抓斗桥式起重机；3－配料仓；4－圆盘给料机；5－胶带输送机；6－干燥窑；7－振动筛；8－胶带输送机；9－轮碾机；10－检修用桥式起重机；11－胶带输送机； 12－轮碾机；13－胶带输送机；14－压密机；15－胶带输送机；16－压团机；17－电梯及矿车；18－胶带输送机；19－混合料仓；20－料车提升机；21－中间料仓；22－圆筒混合机；23－电动葫芦；24－烧结机；25－机尾料仓；26－漩涡除尘器；27－排风机；28－烟囱； 29－料车提升机；30－料仓；31－加料电动矿车；32－鼓风炉；33－鼓风机；34－电热前床；35－粉煤中间仓；36－室式给煤机；37－高压鼓风机；38－烟化炉；39－冷却烟道； 40－滤袋收尘器；41－风机；42－烟囱；43－沉降塔；44－冷却烟道； 45－排风机；46－滤尘收尘器；    烟化炉富集可分成造块（制压或烧结）、化矿和化炉吹炼三部分。铅锌氧化矿进入烟化炉之前，一般都要熔化成熔体，常用化矿设备为鼓风炉。

锡矿石的选矿方法是由其本身的特性所决定的。由于锡石的密度比共生矿物大，因此锡矿石传统的选矿工艺为重力选矿。随着时间推移，入选矿石中锡石粒度不断变细，从而出现了锡石浮选工艺。此外，由于锡矿物中往往有各种氧化铁矿物存在，如磁铁矿、赤铁矿和褐铁矿等，这些矿物用浮选和重选均不能与锡石很好地分离，因此近年来在锡矿选矿流程中出现了磁选作业。 目前云锡公司大都沿用大屯选厂硫化矿车间30多年的浮-重选矿工艺(图3.13.5)，其流程是：原矿碎至20mm，一段闭路磨矿至0.074mm(200目)占60%～65%，混合浮选一粗二扫一精;铜硫分离磨至0.074mm占95%一粗二扫三精，产铜精矿、硫精矿;混合浮选尾矿再选硫化物后上重选。经一、二段床选;一次复洗;泥选;锡粗精矿除硫浮选，产锡精矿、富中矿。 长坡选矿厂为大厂矿务局所属选厂之一。首先将原矿碎至-20mm后经筛分分成20～4和4～0mm两个粒级，20～4mm进入重介质旋流器预选。重介质旋流器重产品经一段棒磨后采用跳汰预选，跳汰尾矿用2mm振筛筛除+2mm作为废弃尾矿，-2mm进入摇床选别。跳汰和摇床精矿及中矿按品级分成富贫两系统，分别进行再磨并进行混合浮选。混合浮选尾矿进行摇床选别产出合格锡精矿;混合浮选精矿再经细磨进行铅锌分离浮选，并分别产出铅锑精矿和锌精矿。重选矿泥进入Φ300mm旋流器，溢流再经Φ125和Φ75mm水力旋流器组脱除细泥，沉砂经浓缩、浮选脱硫后进行锡石浮选。

鼓风炉熔炼车间为炼铅厂的主要车间，其特点是物料运输量大，烟气、粉尘污染源较多。车间配置时应考虑熔炼车间、烧结车间和粗铅精炼除铜工段在总平面布置和物料运输等方面的合理性，应与厂区主导风向成垂直布置，避免烟害互相影响。铅鼓风炉车间配置图参见图1与图2。图1  6㎡鼓风炉配置实例 1－φ1200×2300圆筒筛；2－1.25m3加料电动矿车；3－地中衡；4－6㎡鼓风炉； 5－φ6000圆盘铸锭机；6－3t电动葫芦；7－13㎡电热前床；8－1t电动葫芦； 9－5t渣包；10－3t电梯；11－15/3桥式起重机；12－5.1㎡烟化炉； 13－φ1500室式给煤机；14－φ2500室式给煤机；15－5t抓斗桥式起重机； 16－往复给矿机；17－φ1200×18000圆筒冷却机图2  0.5㎡铅鼓风炉配置实例 1－卷扬机；2－料斗提升机；3－0.5㎡半水套鼓风炉；4－叶氏鼓风机；5－沉淀锅；6－斗式提升机； 7－漩涡收尘器；8－滤袋收尘器；9－磅秤；10－铸锭小车；11－铅锭模；12－扇形闸门；  （因故图标表不清，需要者可来电免费索取）大型铅冶炼厂，铅鼓风炉渣用烟化炉处理时，鼓风炉、烟化炉和粗铅精炼中的除铜部分宜采用直线式配置，液态渣和液铅均可用桥式起重机吊运。如果粗铅精炼的除铜部分配置在鼓风炉车间的侧跨里，可选用电动平车或由卷扬机拖动的平板车来运送液铅。

该厂1966年建成投产，初期规划为500t/d，留有扩建到1000t/d的地步，1969年建成重介质选矿车间，后又扩建一磨浮系列。然后达到了1000t/d的处理才能。    1974年因矿石性质改变，重介质车间停产。现矿山挖掘已近晚期，选厂处理量也下降到700t/d左右。   （1）矿石性质：该厂所处理的矿石归于中低温热液充填告知矿床。矿体赋存于条带白云岩中，铅、锌、铁矿藏以碳酸盐为主。矿石形状杂乱，贫富分界显着，档次改变较大，氧化程度不等。    矿石类型大体分三类：第一类是以硫化矿为主的细密块状矿石，脉石较少，档次高，氧化率低，有用矿藏多呈集合体嵌布，易磨易选，投产初期多处理这类矿石。第二类为细脉浸染状矿石，档次较低，氧化率高，平无为30~40%，难苦难选。第三类为松懈泥状氧化矿，档次低，氧化程度很深，氧化率达70%以上，这类矿石含粘土质矿泥多，反常难选。后两类为当时选厂当选的首要矿石。    该矿矿藏品种杂乱，铅锌氧化矿藏有十多种，首要有白铅矿、菱锌矿，其次为铅钒、铅铁钒、红锌矿、异极矿、硅锌矿及褐铁矿等。硫化矿有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿及少数银、镉、矿藏。脉石矿藏首要是白云石、方解石及少数石英、重晶石。原矿风化、铁化、泥化较严峻，并含有较多的可溶性盐类。矿石硬度6~8，密度3~3.3t/m3，松懈密度1.8~2.0t/m3。    原矿多元素分析，铅物相分析、锌物相分析见下表:   （2）工艺流程：碎矿为三段两闭路流程，终究破碎产品粒度小于18mm。破碎工艺流程见下图:

矿石的选矿方法是由其本身的特性所决定的。由于锡石的密度比共生矿物大，锡矿石传统的选矿工艺为重力选矿。近年来随着时间推移，入选矿石中锡石粒度不断变细，从而出现了锡石浮选工艺。此外，由于锡矿物中往往有各种氧化铁矿物存在，如磁铁矿、赤铁矿和褐铁矿等，这些矿物用浮选和重选均不能与锡石很好地分离，因此近年来在锡矿选矿流程中又出现了磁选作业。 以云锡公司矿山为例：大都沿用大屯选厂硫化矿车间30多年的浮-重选矿工艺，其流程是：原矿碎至20mm，一段闭路磨矿至0.074mm(200目)占60%～65%，混合浮选一粗二扫一精;铜硫分离磨至0.074mm占95%一粗二扫三精，产铜精矿、硫精矿;混合浮选尾矿再选硫化物后上重选。经一、二段床选;一次复洗;泥选;锡粗精矿除硫浮选，产锡精矿、富中矿。 长坡选矿厂为大厂矿务局所属选厂之一，其选矿流程如下： 首先将原矿碎至-20mm后经筛分分成20～4和4～0mm两个粒级，20～4mm进入重介质旋流器预选。重介质旋流器重产品经一段棒磨后采用跳汰预选，跳汰尾矿用2mm振筛筛除+2mm作为废弃尾矿，-2mm进入摇床选别。跳汰和摇床精矿及中矿按品级分成富贫两系统，分别进行再磨并进行混合浮选。混合浮选尾矿进行摇床选别产出合格锡精矿;混合浮选精矿再经细磨进行铅锌分离浮选，并分别产出铅锑精矿和锌精矿。重选矿泥进入Φ300mm旋流器，溢流再经Φ125和Φ75mm水力旋流器组脱除细泥，沉砂经浓缩、浮选脱硫后进行锡石浮选。

吉林吉恩镍业股份有限公司地处吉林省磐石市红旗岭镇，是集采、选、冶、化于一体的中型有色企业。历经几十年的发展，目前选矿厂日处理矿石1500t。原矿中的主要金属硫化物为磁黄铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿和少量黄铁矿。另外，矿石中还含有大量的易泥化的次生富镁硅酸盐脉石矿物，如滑石、纤闪石、绿泥石、蛇纹石和黑云母等，脉石矿物中一般都含有0.1%的镍。原矿石主要为斜方辉岩.苏长岩含矿，由于自变作用和热液作用，其斜方辉石等矿物大部分经纤闪石化、滑石化、绿泥厂化、绢石化等变成纤闪石(透闪石)滑石、绿泥石和绢石等，蚀变较强是极易泥化的富含镁硅酸盐矿物，而主要含镍矿物镍黄铁矿和含镍磁黄铁矿又是性脆易泥化、易氧化的富含铁硫化矿物。因此，原矿石是在磨矿浮选过程中极易泥化和氧化的硫化铜镍矿石，由于矿泥具有质点小、比表面积大、表面键力不饱和等特性，能造成三大恶果：即选矿回收率低、精矿质量差、耗药量大。矿泥造成上述危害的原因主要是在镍黄铁矿、含镍磁黄铁矿表面形成矿泥覆盖层，影响有用矿物对捕收剂的吸附，使浮选受到抑制。按含泥量8%计算，日产生洗矿矿泥120t，富含大量可回收镍矿物。 自1976年起，选矿厂洗矿水资源回收工艺历经5次技改均效果不佳。2008年伊始，公司生产部会同选矿厂自行试验、设计了螺旋流槽脱泥－精矿再磨浮选[1～3]的洗矿水资源回收工艺，自从2008年6月试车运行半年来，洗矿水资源回收技术指标较好，有效地解决了这一困扰选矿厂多年的难题。 一、技改前原洗矿水回收工艺简介 红旗岭铜镍硫化矿磁黄铁矿含量高、脉石矿物易泥化、原生矿泥含量大，选矿厂碎矿工段采用三段一闭路流程，矿石破碎至－16mm后进入图1所示的流程，选别作业采用图1所示的浮选流程，浮选机为6A浮选机。自生产运行以来，发现存在如下问题：①由于原矿性质方面的原因，洗矿水中含泥量过大。②受碎矿工段间断开车的影响，洗矿水矿浆浓度极不稳定，现场考察中最低曾仅有8%～9%。③受碎矿工段间断开车的影响，洗矿水矿浆量忽多忽少，很不稳定。图1  原洗矿水处理工艺流程 由于以上3点主要因素极大地影响了选别作业效果，使洗矿水进入浮选后，技术指标极不稳定，镍精矿金属回收率偏低。表1为洗矿水改造前随机取样得到的各班的洗矿水技术指标。 表1  2007年改造前洗矿水指标情况从表1中可看出，现场洗矿水作业的指标极不稳定，指标波动频繁。尽管原矿品位基本相近，但镍金属回收率指标较低，金属损失严重，并且浮选指标波动频繁，没有明显规律。 二、技改后洗矿水回收工艺状况 针对现场金属损失严重、产品指标波动频繁等问题，经选矿试验室相关试验论证后，初步确定采用如图2的工艺流程。将洗矿水矿浆通过φ2l9mm管路自流方式进入9台BL－1500B型螺旋溜槽(北京矿冶研究总院研制)进行一段脱泥脱水，一段精矿进入3台BL－1500B螺旋溜槽进行二段脱泥，脱泥脱水后的最终精矿采用砂泵输送至单独的储矿仓储矿，目的是储存足够的矿浆以备碎矿停车时为浮选作业连续稳定生产提供原料，精矿待沥干水分后进入球磨机再磨，然后进入单独浮选系统，而浮选尾矿同重选矿泥一并进入1#尾矿泵站。试运行以来，洗矿水资源回收工艺运转尚可。该流程工艺简单，易于操作，有效地避免了洗矿水含泥量大、浓度过低及受碎矿车间间断性开车等问题的影响。图2  改造后的洗矿水处理工艺流程 （一）改造后洗矿水资源选别指标 技改后洗矿水处理工艺包括两个部分，用螺旋溜槽进行的重选作业和用GF系列浮选机进行的浮选作业，因此洗矿水资源回收工艺的技术指标应该由这两部分组成。 1、螺旋溜槽脱泥脱水工艺指标 由于洗矿水来自碎矿车间洗矿下来的矿泥，其矿浆量受洗矿水压、矿石含泥量、矿石粒度影响，造成洗矿水矿浆流量不均，时断时续，跟班采样所得试样与实际情况有较大出人。螺旋溜槽脱泥脱水精矿指标见表2所示，时间指2008年6月。其中，6月4日三班镍回收率出现负值和6月11日二班镍回收率大于100%，均不合理，故不具有代表性，可不予采用。 表2  技改后螺旋溜槽脱泥脱水指标经过实测确定，在螺旋溜槽脱泥脱水工艺的实际产率情况下，其镍金属回收率大约在60%～70%左右。 2、洗矿水再磨浮选工艺指标经过脱泥脱水的洗矿水矿浆经过再磨后，在矿石表面磨出了新鲜的表面并有效的避免了大颗粒矿石难以选别的问题，由于储矿仓储矿使其独立运行不依赖碎矿车间，使选别指标较好，指标情况见表3所示。 表3  2008年6月闻技改后洗矿水浮选指标3、洗矿水资源回收工艺综合指标选择改造后 洗矿水工艺螺旋溜槽脱泥脱水工艺回收率为70%，再磨浮选工艺平均回收率为75%，则改造后洗矿水作业的综合回收率为52.5%。 （二）技改后存在的问题 通过考察，发现实际试运行生产期间，洗矿水镍金属综合回收率仅为52.5%，远远低于试验得出的镍回收率技术指标(80%)。经考察，发现主要存在以下几个问题：①洗矿水中含有很多微细矿泥，微细矿泥难以重选分离的一个重要原因是表面力增强，矿物密度差的作用被削弱。研究表明，矿粒表面的动电位对颗粒的沉降分层有重要影响。利用这一自然特性借助药剂改变颗粒表面的性质，或者使之选择性团聚后进行重选分离。这是一个研究方向。受现场条件所限，暂不考虑，待条件成熟时再行考虑。②由于螺旋溜槽脱泥脱水工艺受碎矿车间洗矿水水压、矿石含泥量、矿石粒度影响，造成洗矿水矿浆量不稳定、时断时续，分选效果不理想，以至大量目的矿物随矿泥进入尾矿造成损失。③重选精矿脱泥再磨后，仍然含有一定量的洗矿矿泥，且精矿粒度分布不均，－0.074mm粒级含量仅占40%～50%，目的矿物镍单体解离度远远不能满足浮选要求，导致洗矿水浮选阶段镍金属回收率只在75%上下。 （三）改进措施 基于上述洗矿水处理工艺运行中存在的几个问题，考虑采取如下措施： 1、对洗矿水各个产品进行筛分，发现螺旋溜槽粗精矿产品与精矿产品产率、回收率相近，指标见表4。 表4  螺旋溜槽精矿与粗精矿粒级分布由表4可见，螺旋溜槽粗精矿产品与精矿产品产率、回收率相近。因此建议将螺旋溜槽二段脱泥脱水工艺的3台BL－1500B螺旋溜槽并入一段粗选作业，以改善洗矿水矿浆流量不稳定问题。将螺旋溜槽脱泥脱水工艺精选工艺取消，将3台BL－1500B型螺旋溜槽并人粗选作业。 2、通过现场考察，发现重选精矿经脱泥脱水再磨后，－0.074mm粒级含量仅占40%～50%。因此考虑对其进行第二段磨矿试验探索。试验样取自MQY1200×2400球磨机溢流，未磨、再磨浮选对比情况见表5。 表5  脱泥脱水精矿未磨、再磨浮选对比由表5可见，重选精矿再磨浮选后，各项技术指标大幅提高，取得满意的结果。遂考虑将经过螺旋溜槽脱泥脱水后的精矿磨矿后引入大系统3号球磨机处的2FG－24螺旋分级机当中，实现大颗粒进入大系统一段磨矿机进行再磨，合格粒级则随大系统矿浆进入下一作业，从而进入大系统浮选。由于洗矿水脱泥脱水后的精矿矿浆量较小，利用大系统的缓冲作用使这部分镍资源得到有效回收，尾矿品位在正常范围内波动，没有对大系统产生负面影响。同时将原脱泥脱水后抛弃的尾矿改人现洗矿水GF型浮选机，尽可能的回收重选尾矿中损失的镍矿物。 （四）工艺再次改进后的技术指标 工艺改进后，原GF型洗矿水浮选机改作选别洗矿水脱泥脱水后的含泥尾矿，其浮选指标见表6。 表6  工艺再次改进后含泥尾矿浮选指标因螺旋溜槽脱泥脱水后的精矿并入到大系统后没有对大系统指标产生负面影响，故选择洗矿水资源在大系统中的回收率为80%，螺旋溜槽脱泥脱水工艺因取消精选作业回收率略有提高，其回收率为70%～75%，含泥尾矿浮选的回收率为29.8%，则工艺改进后的综合回收率为64.94%，尚与试验室试验的结果有一定差距，相信随着时间的推移，生产逐步正常后，技术指标将有所改善。 （五）改进前后对比 改造前后洗矿水资源回收技术指标对比情况见表7。吉恩镍业选矿厂年平均处理矿量36万t，每天产生洗矿水矿量占每天处理量的8%，原矿镍品位为1%，镍价按2008年7月的每吨电解镍16万元计，选矿厂镍金属计价为电解镍的60%。从表7可见，洗矿水技术改进后的技术指标提高明显，效益显著。 表7  改造前后洗矿水资源指标对比镍价按2008年7月的每吨电解镍16万元计，选矿厂镍金属计价为电解镍的60%。从表7可见，洗矿水技术改进后的技术指标提高明显，效益显著。 三、结语 1、较之改造前洗矿水3%～4%的镍精矿品位、45%左右的镍金属回收率，经洗矿水工艺改造后，取得了与主流程相近的5%～7%的镍精矿品位、64.94%的镍金属回收率。按可比原矿折算后，镍金属综合回收率可提高接近0.5%，效果显著。 2、采用螺旋溜槽脱泥.精矿再磨浮选的洗矿水资源回收工艺对吉恩镍业股份有限公司洗矿水资源回收工艺技改的新途径，避免了以往技改工艺的种种弊端。洗矿水资源的镍金属回收率得到明显提高，有效解决了多年来的矿泥资源金属流失问题，效果显著，可显著提高公司资源利用率，提高经济效益。 3、生产试运行结果表明，此次技术改造科学合理、切实可行，能够达到较理想的矿泥资源回收效果。 4、此次洗矿水资源回收工艺改造尚存在微细矿泥中镍金属回收率不高的问题，有待今后考虑相应措施(如考虑使用对下一阶段浮选没有影响的药剂对微细矿泥表明改性、以提高重选技术指标；延长浮选时间等)予以解决。 参考文献 [1] 孙玉波.重力选矿[M].北京:冶金工业出版社,1991. [2] 谢广元.选矿学[M].徐州:中国矿业大学出版社,2001. [3] 王淀佐、邱冠周、胡岳华.资源加工学[M].北京:科学出版社,2005.

电解金属锰出产质料首要有碳酸锰矿或二氧化锰矿。首要辅助材料有软锰矿（二氧化锰矿）、硫酸、硫酸铵、液及硫化除杂剂等。     本规划所用的质料以湖南省花垣县的碳酸锰矿为例，其化学成分见表1。 表1  碳酸锰矿化学成分表化学成分MnFeSiO2Al2O3CaOMgOPS其他含量/%21.303.4523.604.408.053.00.200.9035.10     其间锰首要以MnCO3形状存在，铁首要以FeS2与Fe2O3形状存在，钙以CaCO3，镁以MgCO3形状存在，其他脉石均为氧化物。     按含锰量分类，Mn含量21.30%的碳酸锰矿粉属二级品与三级品之间。矿粉是从矿山挖掘后就地磨细、装袋后用轿车运进本厂材料库房。依据冶金核算出产3000t/a高纯电解金属锰需求含锰为21.30%的碳酸锰矿粉19818.0t/a。     按冶炼要求，进厂的碳酸锰矿粉有必要经过100筛意图粒度，含水分不大于3%。     矿山通往国道后，有公路直通工厂厂区，交通便利。运送车辆由社会运送队供给，工厂不设运矿车辆。     工厂全年运用H2SO4（98%）5400t，向本地区的湿法炼锌厂收购。     二氧化锰矿（软锰矿）粉在省内收购，年用量930t，要求粒度小于60目，含MnO2量不小于40%。     工厂出产实践证明，运用湖南省花坦碳酸锰矿时，浸出进程不需求外加热，运用浸出化学扫应热足以满意进程温度要求。阴极锰枯燥规划选用红外线枯燥箱，全厂不运用蒸汽，不设出产用蒸汽锅炉。这样既下降了出产成本，又确保了产品质量，一起基建投资也相应下降。

（一）概况    香夼铅锌矿位于山东省烟台地区栖霞县，距烟台市45公里。    该矿于1958年建矿，初期以手工开采富矿。1959年建设一座50吨/日选矿厂，因厂址选择不当而报费。1968年新建300吨/日选矿厂，1971年4月投产，现实际生产能力已达到326吨/日。除回收铅、锌、铜三种金属外，还副产硫精矿。    矿山为竖井开拓，采矿方法为浅孔溜矿法。采用一号双罐笼提升0.35米3U型矿车出矿。经斜坡卷扬机运至选矿厂原矿仓。    矿山用电来自烟台电力网，以35千伏供电线路长45公里。矿山设总降压变电所，变压器容量为1800千伏安，经降压到6000伏分别送各车间。选矿厂变压器容量为560千伏安。    选矿厂用水以井下水为主，不足部分取自距离选矿厂2公里处的白洋河。    （二）工艺流程    1.原矿性质    该矿为矽卡岩型多金属矿床。金属矿物有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿及少量黄铜矿。脉石矿物有石英、方解石、绿帘石，次为绿泥石等。    2.工艺流程    破碎：两段开路，预先筛分，原矿粒度为350毫米，破碎最终产品粒度为30毫米，总破碎比为11.6。    磨矿：一段闭路磨矿，磨至-200目占70%，分级溢流浓度32%。    浮选：铜铅混合浮选，其尾矿再依次选锌和硫。流程结构分别为：铜铅混选为一次粗选、二次扫选、三次精选；铜、铅分离为一次粗选、二次扫选、四次精选；选锌为一次粗选、二次扫选、三次精选；选硫为一次粗选、一次扫选、一次精选。其工艺流程及技术条件见下图。    脱水：为浓缩、过滤两段脱水流程。    （三）选矿厂主要设备（下表）    该厂的特点是综合回收指标较好。在原矿品位低而又逐年下降的情况下，由于选别流程不断完善，技术条件逐步改进，各种金属的选别指标逐年都有所提高。    破碎流程为两段开路，球磨机给矿粒度粗达30毫米左右，不能充分发挥磨矿设备能力。若将破碎流程改为两段一闭路，减小破碎最终产品粒度，则可提高选矿厂生产能力。[next]

一、方位：坐落云南省中部易门县境内，与双柏、禄丰两县接壤。 公路由矿区至昆明114km，至禄丰火车站50km。 二、矿石特性：狮子山铜矿属中温热液告知矿床。铜矿藏以斑铜矿、黄铜矿、孔雀石为主，其次是辉铜矿和兰铜矿，呈粗细不均匀嵌布;脉石矿藏首要是方解石、白云石，其次是石英、氢氧化铁、氢氧化锰、粘土等。矿石硬度f=10～14，密度2.75. 三、出产概略：选厂规划规划为1800t/d，年处理矿石量为59.4万吨。1985年工业普查核定出产能力为1750t/d。选厂提交规划时的矿石储量1213万吨，档次0.92%，金属量111443t。新增矿石储量358万吨，档次0.82%，金属量29431t。1985年底保有矿石储量1124万吨，档次0.94%，金属量105848t。选用有底柱分段崩落法挖掘的矿石经溜井用电机车运至索道起点站，经粗碎机破碎后用索道运至选厂原矿仓。碎矿流程为三段一闭路，粗碎机最大给料粒度480mm，经三段破碎后的终究产品粒度为-12mm。磨矿流程为阶段磨集中选，一段磨3.2×3.1m格子型球磨机与ф2.4m双螺旋分级机成闭路，分级产品经旋流器进入二段磨(3.2×3.1m格子型球磨机)。二段产品进入ф600mm旋流器，旋流器溢流进入浮选流程。浮选流程为一粗、一扫、四次精选，中矿(扫选精矿及精选Ⅰ尾矿)回来主流程首部。铜精矿经浓缩、过滤、枯燥三段脱水后水分≤14%，用轿车运到禄丰火车站，再由火车运到云南冶炼厂。选矿厂预备采纳如下主动操控措施：数控加药;浮选液面主动操控;pH值主动操控;磨矿分级浓细度操控。 四、工艺流程：工艺流程见下图。  图 狮子山选矿厂出产流程 五、出产目标：见表1。 表1 出产目标项目单位规划前史最 好水平1980年1981年1982年1983年1984年1985年1986年1987年123456789101112日处理量t/d1800 108511391328136515011567  年处理量t/y59.4 28.7633.4939.5839.7246.6747.01  原矿档次Cu %0.81 0.7680.7260.7870.7340.7660.773  精矿档次Cu　%20.20 28.5229.2525.2425.2428.6430.72  精矿含铜万吨/ｙ0.4451 0.18030.20330.29500.29500.3140.3213  回收率%92.60 81.5883.5683.9886.0087.8788.43  六、耗费目标、选矿本钱和劳动出产率：见表2。 表2 首要材料耗费、本钱、劳动出产率项目单位规划前史最好水平1980年1981年1982年1983年12345678黄药 2#油 石灰钢球 水k/t k/t k/t k/t kg/t m3/t100 50 2000 160 1.1 4.76 114 49 2709 1329 0.7104 56 3053 940 1.014102 76 2897 389 0.84562 76 2846 283 0.696电耗全厂 磨浮°/t °/t38 26.9 38.9838.0941.1237.75本钱全厂 选矿车间元/t原矿 元/t原矿6.99 10.909.668.047.97 7.64劳动出产率全厂 出产工人t/人·月 t/人·月188 219 58.93 104.4473.57 122.1785.57 139.3184.14 128.75附表项目单位规划前史最好水平1984年1985年1986年1987年12345678黄药 2#油 石灰钢球 水k/t k/t k/t k/t kg/t m3/t100 50 2000 160 1.1 4.76 71 68 1900 169 0.78184 61 188 0.964 3.88  电耗全厂 磨浮°/t °/t38 26.9 35.3735.26  本钱全厂 选矿车间t/人·月 t/人·月6.99 7.23 7.097.39 7.11  劳动出产率全厂 出产工人元/t原矿 元/t原矿188 219 02.77 53.32117.31 175.59  七、首要设备出产能力：见表3。 表3 首要设备出产能力项目设备称号及规格台数最大处理量 一、碎矿 t/台·h产品粒度mm排矿口宽度mm矿石松懈密度t/m3粗碎 中碎 细碎PEF600×900复摆式颚式破碎机 ф1650圆锥破碎机 ф220液压短头圆锥破碎机2 1 1200 218116 48 1475 25 81.6 1.6 1.6 二、磨矿、分级 t/台·h给矿粒度mm磨矿细度－200目%一段3200×3100格子型球磨机 ф2400淹没式双螺旋分级机1 175－1235二段3200×3100格子型球磨机 ф2400淹没式双螺旋分级机 ф600旋流器1 1 4 －375 三、浮选 m3/t·d作业浓度%给矿粒度%－0.074粗选 扫选 精选ZZF－3 ″ 6A16 160.043 0.031 0.14430.09 30.51 15.0075 四、脱水 t/m3·r给矿浓度排矿浓度滤饼水分%精矿密度t/m3浓缩 过滤ф12m中心传动浓缩机 PG39－2704过滤机2 10.36 0.385t/m2·h9.95 64.264.2 18.193.2 3.2枯燥ф1.5×12m圆筒式枯燥机1kg 水/m3·h 30给料水分% 18.19排料水分% 13.50八、设备负荷率：见表4。 表4 设备负荷率及工作率车间、设备称号归纳出产能力（额外）负荷率%工作率%一、碎矿车间 中碎机 细碎机2000t/d 2000t/d  二、磨浮车间 磨矿机 浮选机1800t/d 1.079t/m3·h·台 （按重生－200目核算） 0.101t/m3·h·台  三、脱水车间 过滤机 枯燥机50t精矿/d 50t/m2d 50t/d  九、三废管理 (一)尾矿库：坐落距选厂4.6km的大沙河，库容为1040万m3。(二)尾矿运送体系：经三级泵站沿全长4.6km沟、管送入尾矿库。       十、出资作用：全厂现有设备107台套，装置总容量3636kW，设备总重量约880t。        十一、其它 (一)矿石物相及化学分析：见表5。 表5 矿石物相及化学分析(%)项目元素及物相原矿精矿尾矿物 相全铜 游离氧化铜 结合氧化铜 原生硫化铜 次生硫化铜0.751 0.045 0.020 0.388 0.316 0.087 0.032 0.019 0.030 0.025氧化率5.99结合律2.66多 元 素Au t/d Ag t/d Cu Co Mn S TiO Ge Ga As Zn Pb MgO CaOAl2O3 Fe2O3 SiO30.05 1.33 0.864 0.008 0.189 0.54 0.2 0.0001 0.0003 0.013 0.006 0.0069.02 15.02 6.34 3.86 33.360.3 42.25 29.10 0.15 0.048 20.7 0.24 0.0005 0.0002 0.198 0.074 0.012.32 3.86 2.74 23.5 11.980.02 0.025 0.102 0.005(二)产品质量规划：见表6。 表6产品质量规划时刻1984年底1987年底1990年底铜精矿档次 % 回收率 %28.64 87.8929.0 88.529.0 88.70

（一）概况    滴达水铜矿位于辽宁省朝阳地区喀左县境内。    该矿于1958年由县社合办开采富矿石以来，曾经历了两上两下过程，到1970年3月该矿本着独闰自主，自力更生的精神，第三次上马，于1972年9月正式投产。现选矿厂实际生产能力为85吨/时。    矿山为平窿盲井开拓，采矿方法为浅孔溜矿法。平窿口距选矿厂约70米，原矿运输采用0.35米3U型矿车，人工推至选矿厂原矿仓。    水源由距选矿厂约3公里的下滴达水农业水井供给。两级泵站扬至选矿厂。另外，矿山拟在距选矿厂5公里的梅树台建设备用水源。    该矿有两处电源：一是从凌源供电，线路长22.5公里；另一是从大城子供电，线路长22.5公里。矿山安装两台320千伏安变压器，一次电压10千伏，二次电压380伏，分别供给采选及其他设施用电。    （二）工艺流程    1.原矿性质    该矿属矽卡岩型铜矿床。金属矿物主要有黄铜矿，次为黄铁矿、磁铁矿等，脉石矿物主要为石榴子石、透辉石、方解石、绿泥石等。矿石真比重2.71~2.84，矿石硬度f=8~9。    2.工艺流程    破碎：两段开路，在原矿仓上部设有格筛，大于150毫米矿石，进行人工手碎。给矿粒度为150~0毫米，最终破碎产品粒度为20~0毫米，破碎比7.5。    磨矿：一段闭路，磨矿细度-200目点65%，分级机溢流浓度为27%。    浮选：优先浮选，采用一次粗选，二次扫选，一次精选，浮选机定额为0.082米3/日?吨，其工艺流程及技术操作条件见下图。    脱水：沉淀池，精矿水分夏天8%，冬天18%。    为了减小破碎产品粒度，提高球磨机的生产能力，该厂计划将破碎流程改为三段开路。此外，还准备综合回收原矿含钼为0.02~0.03%的辉钼矿。