黄金选矿设备新工艺满足于客户的不同要求,配备多种黄金选矿工艺,研发并取得成功的金矿浮选浸出脱硫工艺在实践中得到了很好的运用,并有用进步选矿档次及收回率可到达98%。金在矿石中的含量极低，为了提取黄金，需要将矿石破碎和磨细并选用选矿办法预先富集或从矿石中使金别离出来。黄金选矿中运用较多的是重选和浮选，重选法在砂金出产中占有十分重要的位置，浮选法是岩金矿山广为运用的选矿办法，现在我国80%左右的岩金矿山选用此法选金，选矿技能和配备水平有了较大的进步。混法提金工艺是一种陈旧的提金工艺，既简洁，又经济，适于粗粒单体金的收回。我国不少黄金矿山还沿袭这一办法。跟着黄金出产的开展和科学技能进步，混法提金工艺也不断得到了改善和完善。因为环境保护要求日益严厉，有的矿山取消了混作业，为重选、浮选和化法提金工艺所替代。在黄金出产中，混法提金工艺仍有其重要的效果，在国内外均有运用实例。现在河北张家口、辽宁二道沟、吉林夹皮沟、山东等不少金矿运用了此工艺。辽宁二道沟金矿原为单一浮选流程，依据矿石性质改为混加浮选联合流程，总收回率进步7.81%(混收回率达64.6%)，尾矿档次由0.74g/t降到0.32g/t，年获效益为158万元。混法提金工艺关键在于怎么采纳防护办法，消除毒污染。黄金选矿出产线由鄂式破碎机、球磨机、分级机、浮选机、浸出吸附槽、浓缩机和烘干机等首要设备组成，合作给矿机、提升机、传送机可组成完好的选矿出产线。该出产线具有高效、节能、处理量高、经济合理等长处。选矿出产线出产流程如下：挖掘的矿石先由鄂式破碎机进行开始破碎，在破碎至合理细度后经由提升机、给矿机均匀送入球磨机，由球磨机对矿石进行破坏、研磨。通过球磨机研磨的矿石细料进入下一道工序：分级。螺旋分级机凭借固体颗粒的比重不同而在液体中沉积的速度不同的原理，对矿石混合物进行洗净、分级。通过洗净和分级的矿藏混合料在通过磁选机时，因为各种矿藏的比磁化系数不同，经由磁力和机械力将混合猜中的磁性物质别脱离来。通过磁选机开始别离后的矿藏颗粒在被送入浮选机，依据不同的矿藏特性参加不同的药物，使得所要的矿藏质与其他物质别脱离。在所要的矿藏质被别离出来后，因其含有很多水分，须经浓缩机的开始浓缩，再经烘干机烘干，即可得到枯燥的矿藏质。

巴西锡公司炼锡厂为了将钽、铌富集于渣中便于回收，采用三次电炉还原熔炼流程。该厂处理的物料较杂,有：（1）泰国的高品位精矿，平均含锡65%以上；（2）玻利维亚的不纯精矿，含30%-60%Sn,除含硫外,还含有较多的铅、砷、锑、铋和铁及低熔点脉石等；（3）巴西的高铁精矿，平均含40%Sn，并有相当数量的钽铌矿物；（4）各种残渣、浮渣等二次物料（约占总物料量的20%）。图中   巴西锡公司炼锡厂炼锡流程 （焙烧物料量多用膛炉，量少用回转窑）

采用两次反射炉或短窑熔炼的曲型代表是东南亚各国，我国个别厂采用。     （一）马来丁亚巴特活思（Butter-worth）冶炼锡流程     处理的精矿曲型成分(%)为：75.25Sn,0.02As,0.06S,0.67Fe,0.06Cu,0.024Pb，0.004Bi,0.31TiO2。其炼锡流程见图1。图1   马来西亚巴待活思冶炼厂炼锡流程     此外，该厂还处理中等品位的老挝锡精矿，含40TSn，20%Fe,并有其他杂质。经过图2所示的单独流程作炼前处理后成为高品位锡精矿，再进行还原熔炼。     （二）印度尼西亚佩尔蒂姆（Peltim）炼锡厂炼锡流程     处理的锡精矿成分(%)为:69.01-74.32Sn0.003-0.057As,0.01-1.50S,0.86-2.4Fe，0.01-0.012Cu，0.001-0.073Pb，0.001-0.003Bi，0.001Sb，0.99-3.17SiO2。其炼锡流程见图3。图2巴特沃思冶炼厂预处理老挝高铁精矿流程[next]图3印度尼西亚佩尔蒂姆炼锡厂短窑炼锡流程     （三）我国赣州有色金属冶炼厂炼锡流程     该厂的进厂原料是以钨为主,同时含有锡、钼、铋、铜的中矿或毛砂。中矿一般成分(%)为:39.11-42.10WO3,2.88-5.13Sn，0.74-1.06Mo，1.02-1.06Bi，2.10-2.70Cu。钨锡毛砂含40%Sn。原料先在精选车间进行精选：用磁选法精选锡石-黑钨矿；用电选和浮选锡石-白钨矿；用浮选法分离硫化矿。分别产出锡精矿、钨精矿及伴生金属精矿。进入炼锡流程(见图4)的锡精矿成分(%)为:69.51-71.09Sn,0.1-0.51As,0.16-0.34S，1.0-1.5Fe，0.03-0.08Cu，0.13-0.37Bi，0.14-0.21Pb，0.3-0.7Ca，0.7-3.29SiO2，1.4-1.9WO3。 图4赣州有色金属冶炼厂炼锡流程

铁粉，尺寸小于1mm的铁的颗粒集合体。颜色：黑色。是粉末冶金的主要原料。按粒度，习惯上分为粗粉、中等粉、细粉、微细粉和超细粉五个等级。粒度为150～500μm范围内的颗粒组成的铁粉为粗粉，粒度在44～150μm为中等粉，10～44μm的为细粉，0.5～10μm的为极细粉，小于0.5μm的为超细粉。一般将能通过325目标准筛即粒度小于44μm的粉末称为亚筛粉，若要进行更高精度的筛分则只能用气流分级设备，但对于一些易氧化的铁粉则只能用JZDF氮气保护分级机来做。铁粉主要包括还原铁粉和雾化铁粉，它们由于不同的生产方式而得名。铁粉 纯的金属铁是银白色的，铁粉是黑色的，这是个光学问题，因为铁粉的比表面积小，没有固定的几何形状，而铁块的晶体结构呈几何形状，因而铁块吸收一部分可见光，将另一部分可见光镜面反射了出来，显出白色;铁粉没吸收完的光却被漫反射，能够进入人眼的可见光少，所以是黑色的。 铁粉的应用 粉末冶金工业中一种最重要的金属粉末。铁粉在粉末冶金生产中用量最大，其耗用量约占金属粉末总消耗量的85%左右。铁粉的主要市场是制造机械零件，其所需铁粉量约占铁粉总产量的80%。

日前，记者从辽宁北票盛隆粉末有限公司了解到，该公司用高科技把普通铁精粉加工成还原铁精粉，使普通铁精粉成为身价倍增的高附加值产品。目前，还原铁粉的国内市场价格为每吨4800元-18000元。（据2006年6月26日报道，国内部分地区铁精粉采购价格分别为承德580-590（含税）元/t、霍邱660-670（含税）元/t 、本溪510-520 (含税)元/t ）         北票盛隆粉末冶金有限公司前身是生产普通铁精粉的北票铁矿。2000年，该公司依托当地丰富的铁矿资源和自己较强的采矿、选矿生产能力，引进和采用乌克兰先进技术，并积极与国内科研院所开展技术合作，实现了初级资源型企业向高新技术企业的转型，开发出了还原铁粉、铝镍合金粉等一系列附加值较高的冶金新产品。2002年，该公司开始生产还原铁粉，目前已达到9000吨的年生产能力，产品主要供给“珠三角”和“长三角”地区的零部件制造企业，同时出口日本等国家和地区。    据了解，还原铁粉是用高科技把含铁量66%以上的普通铁精粉，经过加工成海绵铁、粉碎、磁选、两次还原、筛分等工序提纯，使其变成含铁量达到99%以上的纯铁粉，粒度可达到100-500网目。还原铁粉可用于汽车零部件制造、家电零部件制造、金刚石工具、钢结硬质合金以及高端电子产品软磁性材料等领域；用还原铁粉制成的各种零部件，能够做到无机械切削加工或极小量机械切削加工的特点，使下游各类制造业节约能源和原材料，降低生产成本。 来源:世纪金山网

流程由6道工序组成：铋矿的浸出与复原；铁粉置换沉积海绵铋；氧化再生；海绵铋熔铸粗铋；粗铋火法精练；铋浸出渣中有价金属的选矿收回。浸出进程的首要反响如下：浸出液经加铋矿复原，使溶液中残存的三价铁复原为二价。加铁粉，沉积出海绵铋，经过氧化，再生三价铁。 此法在工艺上比较老练，铋的浸出率高（渣计98%～98.5%），综合利用好，污染较小，为进步铋资源的综合利用供给了一种有用的途径。但此工艺材料耗费比较高，1t海绵铋耗用工业1.5～1.8t，氧气0.4～0.5t，铁粉0.5～0.6t。因为选用铁粉置换和再生技能，铁和氯离子在溶液中的堆集不容忽视，废液排放量大，浸出液中因为离子浓度相对较高，黏度较大，渣的过滤和洗刷较为困难。工艺流程见图1。图1  铋锡中矿浸出－铁粉置换提铋工艺流程图

近年来，随着钢铁工业的迅速发展和生产规模的不断扩大，在钢铁冶金生产中产生的含铁粉矿也随之迅速增长。主要包括烧结粉尘、高炉粉尘及尘泥、转炉粉尘、电炉粉尘、轧钢皮及尘泥等，这些粉矿的含铁量比较高，是一种可循环再利用的宝贵资源。此外，金属矿在开采过程中也会产生粉矿，对这些含铁粉矿资源的再次利用，具有重要意义，因此有很多球团厂和钢铁企业均对如何利用含铁粉矿进行了深入的研究[1-2]。 在含铁粉矿利用过程中，还存在以下主要问题：①生产出来的球团抗压力太低，满足不了球团进入高炉冶炼的要求。②制备工艺过程中的粘结剂对原材料要求高，含铁矿粉本身来源复杂，严格要求是不可能的，甚至有的粘结剂还要求原料中要加入一定量的含铁90%以上的金属粉才能固化，这就失去了利用矿粉的意义。③球团的固化时间太长，有的需要几十个小时固化时间、或几十天的养护才能产生抗压力，没办法实现批量生产。 本研究拟开发一种简单可靠、适应性广的球团生产工艺，并具有设备简单、投资少、生产成本低、便于操作等优点；要实现这一目标，首先粘结剂的烘干温度要低，加热时间要短，能源消耗要少，不污染环境，所以首先研制了新型粘结剂。已有不少关于球团用粘结剂的研究[3-6]，在前人研究的基础上，对粘结剂进行了进一步深入研究，获得了新的无机、有机复合粘结剂，以此为基础，对加热固化制度工艺也进行了研究，并探索了粘结剂的合适加入量及粘结剂对不同矿粉原料的适应性，以获得能用于实际工业生产的含铁粉矿的球团化制备工艺。 一、试验条件与方法 （一）原材料 1、粘结剂，采用自制无机有机复合粘结剂(简称粘结剂)。 2、含铁粉矿，来自攀枝花某企业，其化学组成见表1。（二）试验过程 每次称取含铁粉矿原料500g，试验采用人工配料混合，试样加压成型是在万能压力试验机上进行。加压成型压力为30000N/个，每个球团用料30g，直径为25mm。粉矿加压成型后放在加热炉中进行烘干固结，最后测其径向抗压力。其径向抗压力与实际工业生产中对辊压块法生产的椭圆球团两端点间的力更接近，所以在试验中，都是采用的测试试样的径向抗压力。试验过程如图1所示。 （三）抗压力测试 试样为直径25mm，高20mm的圆柱体，每种条件下制作5个试样进行抗压力测试，去掉最高、最低值，取其余3个值的平均值作为该条件下的抗压力值。 （四）所用仪器与设备 加压设备为YE-30型液压式压力试验机，烘干设备为TMF-4-3型陶瓷纤维高温炉，抗压力检测设备为CMT5105型微机控制电子万能试验机。二、试验结果与分析 （一）加热固化制度对球团抗压力的影响 所用粘结剂要在加热条件下才能固化，因此加热固化制度是球团制备重要的工艺参数之一。通过查阅文献，采用自制的无机有机复合粘结剂，首先在固定12%粘结剂用量的条件下，通过改变加热固化温度，进行试验，其固化温度对球团抗压力影响的试验结果见表2。从表2可见，将试样从室温直接加热到加热固化温度并保温1h的条件下，加热固化温度从300，400，500℃，变化到800℃的过程中，试样的径向抗压力是依次增大的，在500℃时达到最大值。当温度800℃时，径向抗压力反而降低了。所以采用500℃为此工艺较合适的加热温度。通过查阅文献，当球团试样加热到500℃左右时，球团试样中的粘土失去结构水，粘土变成了死粘土，相当于常见的泥通过烧制变成了砖瓦，从而表现出球团抗压力的提高。不仅如此，粘土向死粘土的转化，可使球团在雨水作用的条件下不会散开，而保持其力，有利于球团生产后的储存和运输，这对大批量生产球团的企业非常重要。 试验过程中，发现水分对粘结剂的固化作用产生影响，所以设计了在加热固化过程中的一个除水的过程，在105℃时保温0.5h，以除去试样中的水分(表3)。 从表3可见，在105℃保温0.5h后，球团试样的径向抗压力明显提高。在105℃保温0.5h，可以除去球团试样中的水分，防止了水分对粘结剂的固化作用产生影响，所以抗压力就提高了。综上，加热固化温度从300，400，500℃，变化到800℃的过程中，试样的径向抗压力在500℃时均达到最大值。所以选定的最佳加热固化制度是球团在加热固化过程中先从室温升至105℃，让其在此保温0.5h后，再连续升温到500℃并保温1h。 （二）粘结剂加入量对抗压力的影响 在球团化的制备工艺中，球团抗压力的产生主要来源于粘结剂的固化作用，所以粘结剂的加入量的多少，直接影响到球团整体性能，也是进行工业化生产过程中，生产成本的主要部分。用相同的加热固化工艺，采用不同的粘结剂加入量，进行了试验，试验结果见表4。从表4可见，随着粘结剂加入量的增加，球团试样的径向抗压力会相应提高。当粘结剂用量为12%时径向抗压力过到最大值。继续增加粘结剂的用量，当增加到14%时径向抗压力反而有所降低。在球团中，径向抗压力的产生主来源于粘结剂在加热固化过程中形成的粘结膜。所以当粘结剂用量增加，形成的粘结膜球团的数量也会相应增加，球团的抗压力会提高。但当粘结剂用量达到14%时，粘结剂的量早已达到饱和状态，多的粘结剂无法再继续形成粘结膜，反而增加了球团中的水分，影响了粘结剂的加热固化效果，导致其抗压力下降。在粘结剂的加入量为12%，先在105℃时保温0.5h，再连续升温到500℃并保温1h的条件下，在攀枝花某企业进行了球团中试生产试验，并用所生产的球团进行了转鼓指数测定，发现大部分转鼓指数在67%左右，最高的可达90%。 （三）不同粉矿条件下的抗压力 为了验证此球团化制备工艺的普适性，选用了3种不同的粉矿原料进行试验。①原料1。高铁粉36%，中加粉40%，转炉污泥24%，含铁量50.81%。②原料2。泥矿20%，中加粉30%，高铁粉30%，铁精矿20%，含铁量52.31%。③原料3。泥矿10%，中加粉50%，高铁粉40%，含铁量50.89%。 按粘结剂加入量为12%，烘干制度采用先在105℃时保温0.5h，再连续升温到500℃并保温1h的工艺方案，对以上3种不同的粉矿原料进行试验，结果见表5。从表4可见，3个不同的原料配比，按此工艺，其球团试样的径向抗压力最低为1.4153 kN，达到了使用的要求。该工艺对粉矿原料没有特别的要求，具有普适性，有很广的应用前景。 通过对加热固化制度、粘结剂的加入量对含铁粉矿球团化力的影响试验，找到了一套合适的制备工艺。此制备工艺生产的球团径向抗压力较高，能满足进入高炉冶炼的要求；此制备工艺对含铁粉矿的原料没有严格的要求，具有普适性；在此工艺中，固化时间为2h左右，生产周期短，适合企业实现批量生产；为解决目前球团生产中存在的主要问题奠定了基础。 三、结论 （一）试验研究表明，球团在加热固化过程中，先在105℃时保温0.5h，除去球团中的水分，再连续升温到500℃并保温1h的工艺方案，所生产的成品球团径向抗压力可从1.5731 kN提高到1.9122kN，成品球团还能抗水，便于工厂保存和运输。 （二）当粘结剂的用量在12%时，所制备的球团径向抗压力最大达到1.9122 kN，能满足高炉冶炼的要求。 （三）通过对不同含铁粉矿的试验研究表明，此工艺对粉矿原料没有特别的要求，具有普适性。 参考文献 [1] 甘勤．攀钢含铁尘泥的利用现状及发展方向[J]．金属矿山，2003(2)：62-64． [2] 田昊，马晓春．烧结除尘灰混合炼钢污泥喷浆的工艺设计与应用[J]．烧结球团，2005(4)：34-36． [3] Eisele T C，Kawatra S K.A review of binders in iron orepelletization[J]．Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review，2003，24(1)：90-98． [4] 刘新兵，杜烨．含有机粘结剂人工钠化膨润土在球团生产中的应用[J]．烧结球团，2003，28(6)：47-50． [5] 李宏煦，姜涛，邱冠周，等．铁矿球团有机粘结剂的分子构型及选择判据[J]．中南工业大学学报，2000，31(1)：17-20． [6] 杨永斌．有机粘结剂替代膨润土制备氧化球团[J]．中南大学学报：自然科学版，2007，38(5)：851-857．

矿石档次指单位体积或单位分量矿石中有用组分或有用矿藏的含量。一般以分量百分比表明（如铁、铜、铅、锌等矿），有的用克／吨表明（如金、银等矿），有的用克／立方米表明（如砂金矿等），有的用克／升表明（如碘、等化工原料矿产）。矿产档次是衡量矿床经济价值的首要目标。

怎样进步金矿档次 1：要看你的矿石，结晶体散布情况，是单一的金矿石，仍是多金属严密共生矿，你所选矿的工艺是化浸出锌粉置换仍是混提取。 矿石的磨矿细度直接影响到金粉流失率高与低。 2：金泥粗炼和电解精粹:金泥于每末会集冶炼一次。 金泥中含水37%。用30千瓦电炉进行烘干，枯燥时刻为24小时，冶炼溶剂与金泥的配比为硼砂40-45%，30-35%，工作伤心5-15%。 金泥与溶剂混均后批参加1000乘1500毫米炼金炉，炉温控制在1200-1300度，每次粗连时刻34小时，最终得到含银44%，含金40%左右的合质金。 粗炼金在中频电炉中进行熔炼，按Ag：Au=7配银，聚极板，带电解。银电解时在6个600x430x620毫米电解槽内进行，阴极选用铝板尺度为420x420x3毫米，阳极为合质金板，尺度为200x300x10毫米。电解液为溶液，电流密度200-250安每平方米，槽电压3-4.5伏，电解时刻为10-12天。 电解后的金粉与银粉均用热蒸馏水洗3-4次，然后聚锭。电解银档次99.90%，金档次为95-96% 冶炼中金的回收率在99%以上。 以上工艺为金银归纳矿。

由于近几年我国钢铁原料----铁精粉价格的攀升，河沙选铁的利润大幅度提高，专用机械----河沙选铁船、磁选机等系列选矿设备得以在全国范围内大面积推广。 中科公司生产的河沙铁粉提取磁选机有实际的应用效果。 这些选矿设备大致的工作原理为：通过磁选机将河沙中的磁性铁选出来。下面就具有代表性的设备--挖沙选铁船的构造、原理以及操作规程简介如下： 挖沙选铁船由浮体、链斗挖沙系统、筛分系统、磁选系统、尾沙排除系统、动力系统组成。 首先，河道里有水，我们的选矿设备必须要浮在水面上工作，因此我们用3.5-4毫米的钢板做成了浮体，根据挖沙深度的不同，浮体的宽度和长度都有相应的尺寸要求，一般宽度在1.5-2米之间，长度在16-32米之间。 另外，我们为了增加船的稳定性，两个浮体之间间隔了一定的距离，一般为1.5米左右。顾名思义，这套选矿设备的上料系统是链斗式的挖沙系统，河沙由链斗提上来以后，因为有大小不一的石子，为了保护磁选机的安全，必须经过筛分系统。根据河道的环境不同，一般来说，石子比较少、直径比较小的河道用自震式比较好，维修方便，节省动力(约3KW)。而石子很多，直径又比较大的河道就要用滚筒式的筛子了。经过筛分后的石子一般直接流入河道，如果有经济价值也可由传送带输送到岸上出售;河沙转入磁选系统。磁选系统主要是磁选机和水洗精选系统。 磁选机的磁表强度一般要达到3800-4500高斯，规格为750*2200-2400，这样配套才能达到90%的净选率。水洗的作用是提高毛铁粉的品位，一般可在30-45之间自由调节。尾沙排除系统的作用是将选去铁粉的尾沙排到远离本机械的地方，以保证本机械能正常的工作。一般有自流式、传送带式、抽沙泵式三种形式当然这也是根据河道的具体环境来定的。

首要：元素在矿体中的含量就是品尝，金的档次一般用克每吨 g/t 表明，一般常用1 g/t作为鸿沟档次，大于1g/t的矿体就能够作为工业矿体，其开发本钱与赢利适当。 矿床规划、矿石挖掘、选冶难度等要素因矿石的类型不同而存在差异，本钱也就不同，跟着金价的上升，0.5g/t或许更低的鸿沟档次也是存在的。所以在不同类型的金矿中，高档次金矿的档次是不同的，比方黔西南的卡林型金矿，几十上百克每吨的很少，一般10几克几十克就是高档次;胶东的许多石英脉型几百上千克都比较常见。 所以，高档次是一个定性称号，只能相对而言。一般几十到上百克能够称为高档次。 然后：金泥粗炼和电解精粹:金泥于每末会集冶炼一次。金泥中含水37%。用30千瓦电炉进行烘干，枯燥时刻为24小时，冶炼溶剂与金泥的配比为硼砂40-45%，30-35%，工作伤心5-15%。金泥与溶剂混均后批参加1000乘1500毫米炼金炉，炉温控制在1200-1300度，每次粗连时刻34小时，最终得到含银44%，含金40%左右的合质金。 粗炼金在中频电炉中进行熔炼，按Ag：Au=7配银，聚极板，带电解。 银电解时在6个600x430x620毫米电解槽内进行，阴极选用铝板尺度为420x420x3毫米，阳极为合质金板，尺度为200x300x10毫米。电解液为溶液，电流密度200-250安每平方米，槽电压3-4.5伏，电解时刻为10-12天。电解后的金粉与银粉均用热蒸馏水洗3-4次，然后聚锭。电解银档次99.90%，金档次为95-96% 冶炼中金的回收率在99%以上。

矿石经过选别、综合利用处理后，其主要有用组分富集成精矿，而其它残留物质称尾矿。尾矿中主要有用组分的含量称为尾矿品位。它是选择经济合理选矿方案，评价矿石可选性的重要参数。

矿石经过经济合理的选矿流程选别后，其主要有用组分富集，成为精矿，它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比（如铜、铜、锌等）表示，有的以重量比（如金矿以克／吨）表示。它是反映精矿质量的指标，也是制定选矿工艺流程的一项参数。

一、前言 炼钢厂生产过程产生的含铁粉尘中含有15%～25%的金属铁粉，攀研院在“九五”攻关时，独立开发了一种新的生产工艺，采用球磨后重选将含铁粉尘中的金属铁粉与其它杂质分开，成功地生产出MFe达90%以上的还原用铁粉（后简称铁粉），主要用于钛白还原剂，成果于2001年就在冶炼厂很好的运行。 由于炼钢厂扩能和工艺优化，年污泥量增加1万多吨且污泥的品位大大降低，若按原生产工艺，达不到生产要求，因而根据现状对原工艺进行了技改。技改后，处理能力得到大大提高，各项指标均能达到产品质量要求。 二、原因分析 （一）原料分析 铁粉的生产原料是在转炉炼钢过程中用湿式除尘器收集而来的粉尘，是一种理化性质极不稳定的人造矿物，并且在冶炼过程中还被焦油等杂质污染，以上这些原因对产品的稳定性产生了一定的影响。 炉尘原料的物理性质随冶炼条件的变化而波动，其整体粒度细，其中-38um的粒级含量约占30%～35%，且粒度越细，金属铁品位越低。细粒级的存在由于其比表面积大，表面能高而容易吸湿结块。对-38um粒级的物料，由于其粒度太细，普通的选别设备无法对其进行有效选别，同时粒度太细也很容易被氧化。这样，大量的低品位细泥占用了选别设备的处理空间，使其处理能力降低，同时也会影响分选精度，降低选别指标。 另外，由于炼钢的吹氧工艺优化和造渣剂的增加都影响了污泥的粒度和品位，污泥的品位越来越低且越来越细， 对选别设备要求就更高，采用原工艺生产就达不到生产要求。 （二）原工艺流程及存在的缺陷 1、原工艺流程  原工艺流程如图1所示。2、原工艺存在的缺陷 （1）一次摇选处理能力不够大：摇床为粗选设备，对现一年增加1万吨的污泥要进行粗选，处理能力是不够的。 （2）管磨机对矿浆研磨不充分：管磨机的入料浓度较低，且管磨机中的钢球装球率不高，钢球种类少只有一种小钢球，对矿浆的磨剥力度不够，使氧化物与金属铁不能有效的分离。 （3）管磨机电耗高：管磨机电机功率为37KW，每天4台管磨机就工作20小时那么4台管磨机光电耗一项就要2960度。 （4）二次摇选入料品位低：从管磨出来的料浆浓度较稀，也没经过选别直接进入摇床进行二次精选，粗精矿品位不高，导致二段选别效果不好，使最终的成品质量不稳。 三、解决措施 针对现有生产工艺存在的问题，对现有工艺进行了优化。 （一）新工艺流程 经改造后的新工艺流程（略） （二）改造措施 1、将一段摇床改为螺旋溜槽。 2、在一段摇床后增加了分级机，对一段粗精矿进行了浓缩。 3、将4台管磨机并联改为2台节能型球磨机串联，对球磨机钢球按要求进行配比。 4、在新增球磨机后增加一台磁选机。 四、改进效果 经过以上措施的改造，将一段摇床改为螺旋溜后，有效的增加了一段粗选的处理量，能将现有原料处理完，提高了铁粉的产量；在一段摇床后增加了分级机，对一段粗精矿进行浓缩，保证了二段球磨入料浓度，使二段磨矿更充分；将4台管磨机并联改为2台节能型球磨机串联，节约了电，同时增加了钢球配比，保证了矿浆得到有效的研磨，使氧化物与金属铁能有效的分离；在二段增加一台磁选机，对二段摇床的入料品位进一步提高，有效控制摇床的入料浓度和品位，使二段精矿品位较稳定且都符合要求；通过改造后，产品质量稳定，从而取得了很好的经济效益。 五、结论 （一）通过技改后，有效的提高了污泥的处理量，进一步的降低了能耗。 （二）通过技改后，提高了铁粉的产量，进一步增加了市场份额，达到了预想要求。

较多铁选矿厂由于自己没有矿山，选矿工艺落后、设备陈旧粗糙、厂商规模小，精矿档次低、供应报价低、供应困难等原因，使这种类型选矿厂处于薄利与亏本的边际。怎么使这类厂商有所发展，有利可图，有竞争才能，是摆在这类选矿厂领导面前的重要课题。 原材料破碎和磨矿体系存在的问题 小规模选矿厂的磨前破碎矿石粒度，在25mm左右，这使磨机的磨矿功率大大下降。由于磨机是细磨设备，由于磨机的粗破碎功率低，当把25毫米(mm)的矿石，磨碎到80微米(um)以下时的磨矿功率是很低的。这时1吨中等硬度的矿石，需求耗电在25KWH左右。先进的破碎工艺，现已把矿石破碎到10mm以下的粒度，这时磨机磨1吨矿石的耗电量只在13KWH左右。其办法是在质料粗破碎体系上，添加一台细碎破碎机，使磨机前矿石的粒度由25mm降到10mm，细破碎机破碎1吨矿石需求耗电量5KWH。改为磨前用细破碎设备对矿石进行细破碎，这样破碎和磨矿两个体系1吨矿石的耗电量可下降7KWH。并且磨前细破碎设备耗费的锤头衬板的耗费费用，要显着低于球磨机钢球和衬板的耗费费用。一个年处理矿石10万吨的选矿厂，在破碎磨矿工艺流程中选用先进的技术，就能够节约电费和材料耗费40万元。 挑选节能、高产的破碎设备 矿石的细破碎设备较多，用户可挑选的抱负的设备较少，据首要用户所反映的缺陷是，破碎机内的锤头和衬板耗费量、替换频频，台时产值低、耗电高，保护修理困难、时刻长，设备工作率低。比方锤式破碎机，不管是立轴式锤式破碎机，仍是卧式锤式破碎机，都存在锤头运用寿命短，最短的有三五天替换一次的，最长的才半个月替换一次。锤头和衬板的耗费，1吨矿石需求1元之多，破碎1吨矿石的电耗需求7KWH。这儿他们给用户引荐一种磨损件耗费低、运用时刻长、产值高、排料粒度安稳、电耗小的节能型轴承圆锥破，电耗能够由其它细碎机7KWH/吨矿石，下降到5KWH/吨矿石。衬板耗费材料的运用周期，由一周能够进步到半年时刻，破碎1吨矿石耗费的衬板、锤头号耐磨钢材0.2公斤/吨矿石左右，下降到0.01公斤/吨矿石，下降了将近二十倍之多。 挑选节能、高产的磨矿设备 1、现在市场上运用的普通式磨矿球磨机，主轴承都是巴氏合金瓦轴承，工作阻力大、耗油量高，大型磨机的轴承还需装备光滑站，修理保养困难，磨1吨矿石的电耗在25千瓦时(KWH)左右;现在节能型球磨机主轴承选用的滚动轴承，磨1吨矿石的电耗在18KWH左右。选用干油光滑，年节约光滑油80%以上。大型磨机去掉了主轴承的光滑站，修理保养一年只需一次，设备工作率能够到达100%。 2、普通式球磨机的衬板，选用的是条形、阶梯形、浪型，这几种衬板的缺陷是衬板磨损到必定厚度时，就发生曲折、变形，导致不能运用;另一个缺陷是衬板的表面形状简略，钢球与衬板的触摸面积小，研磨才能不行，磨矿功率低，致使磨机的产值低。这儿引荐用户选用双U型衬板，这种衬板的长处是沿磨机筒体圆周方向有波纹;沿磨机轴线方向有沟槽。磨机在工作时，使研磨体进步高度大，与衬板之间的触摸面多进步了研磨功率，这种衬板比普通磨时机进步产值在6%以上。 进步精矿粉磨后的分级功能，削减过磨现象，进步精矿粉档次 有些选矿厂经细磨后的矿粉，直接进入磁选机进行磁选。如山西交城的某家选矿厂，球磨的矿粉不经过分级直接进行磁选，成果该矿粉的粒度粗细不均。粗颗粒的矿粉档次低;过细的矿粉档次虽高，可是磁场强度低，吸附才能差。跟着水流进入尾矿，使铁精矿粉的档次低，跑尾现象严峻。提示这种选矿工艺的供应商，磨后的物料必定要经过分级挑选，再进行磁选。由于不同的矿石，有它所不同的档次最高时的单体解离粒度。粒度过粗，矿石中的杂质别离不出去，会呈现矿石的档次过低;如果粒度磨的过细，首要会糟蹋磨机的磨矿才能和磨矿时刻。由于10μm以下的矿石粒度，在矿粉中每添加1%，其磨矿时刻就要添加2%，电耗和钢球衬板的磨损，都相应添加2%;因而，想方设法下降过磨矿藏的含量，是进步磨机产值、下降电耗进步铁精粉回收率的最有用办法。选用分组筛分办法之后，使粒度未达要求的矿藏回到磨机进行再磨，粒度到达要求的矿藏及时送去选分，这样既进步了精矿档次，又进步了磨机的磨矿功率。 矿藏分级的办法较多，其间螺旋分级机是最原始的分级设备。分组办法简略，分级精度略差，一般应用于一段磨矿排矿产物的分级。在要求铁精矿终究产品粒度负80μm筛下量到达100%时，榜首段分级可选用螺旋分级机;二段分级能够选用高频细筛。假如要求铁精矿粉终究产品粒度负80μm含量低于100%时，其大颗粒的矿粒所占份额比较少，对高频筛的筛片磨损不严峻的前提下，可选用高频震动筛进行分级，筛下的中矿进行磁选;筛上的粗矿，回到磨机重磨。还有一种分级设备是水力旋流器。现在有较多的大型选矿厂，去掉了一段、二段磨机后的螺旋分级机设备，改用了水力旋流器。这种办法是既起到了对矿粉的粗细分级，又进步了磁选前的矿浆浓度，削减了一级脱水设备。该设备还用在无磁矿粉复选前矿浆的分级浓缩，起到了杰出的作用。   综上所述，低水平的选矿厂经过进行工艺技术改造，使产品的档次进步66.5%以上，使其得到一个杰出的供应报价。再经过设备技术改造，使其出产电耗下降25%以上，产值进步30%左右。衬板、锤头、钢球等钢材的耗费量下降15%以上，使归纳经济指标到达国内先进水平，进步了厂商经济效益，添加了厂商的竞争才能，为厂商往后的不断发展和强大，发明了杰出的条件

浮选金精矿档次偏低，既构成资源的丢失，又严峻影响供应报价，太低卖不出，而“库存”会阻滞资金的活动和周转。笔者从事浮选工艺技术10年来，不管内部出产实践，仍是外部资源开发、矿企收买整合重组，不管训练沟通讨论，仍是承受咨询、作用辩论申报，都不同程度地触及金精矿档次问题。某矿企主矿体金的当选档次为1.62克/吨，浮选后所得金精矿档次为10.79克/吨，无法直接供应。所以以金精矿档次为题，对症下药分析、研讨以致进步它，事关黄金矿企的资源使用、选矿技术水平和运营管理效益。 矿藏组成与矿石氧化泥化程度 当矿石中金档次低及采矿围岩混入较高时，加强手选废石，或按份额调配较高档次的矿，都可进步当选档次。某黄金矿企对手选废石按1吨奖赏50元并严把验收关，使1.4克/吨的当选档次进步0.2克/吨。并按1:3配6—7克/吨矿，使蚀变岩与石英脉混合选别，金精矿档次由10克/吨上升至60克/吨。 某些矿石中金矿藏粒度散布粗细不均，应选用阶段磨浮流程; 当意图矿藏单体解离度不行时，可经过进步磨矿细度或增设精矿再磨作业处理; 当磨矿作业中发生很多过破坏物料使精矿档次下降时，可经过增加球磨机处理量和分级机返砂量，削减磨机小球等方法处理，问题严峻时要经过实验进行以球磨机规格型号为内容的技改，特别是球磨机筒体长度的优选; 多种矿藏附近的可浮性，也会导致精矿中互含高而影响精矿质量，对此可选用有用的按捺剂来按捺一种矿藏，浮选另一种矿藏，可使用矿藏可浮性差异，改动选矿流程，削减矿藏互含，在优先或等可浮浮选流程中，对榜首、二种矿藏选用捕收力较弱、挑选性较好的捕收剂或实施饥饿式给药的弱捕收准则，最大极限地削减无用矿藏的上浮，以便进步榜首种矿藏的精矿质量。 含金多金属矿石的浮选，以金为主，银、铅、锌伴生，或合理而有用的药剂准则，或合理的工艺流程，或参加中间选别作业收回粗粒金单体，又用重选设备(短锥旋流器、摇床等)从浮选混合精矿中收回单体金，还有预选收回金、从浮选尾矿中收回金以及把金收回到黄铁矿精矿中去。某矿企含银铅低档次金矿石，经过小实验优选出捕收剂乙硫氮及单耗69.82克/吨，流程未作任何改动，就完成了金属单选改多选，尽管原矿、精矿金档次分别为1.0克/吨、8.8克/吨，金精矿掺配每吨三五十克的磨后富矿，仍可供应给冶炼厂。 氧化泥化严峻的矿石，浮选前可用高压水、低堰式螺旋分级机或水力旋流器进行预先脱泥，必要时增设洗矿流程，加少数起泡剂可脱出易浮泥，当泥中含金属时，则需独自浮选或送水冶处理。此类矿石浮选最好选用稀矿浆，增加矿泥涣散剂，像水玻璃、六偏磷酸钠、苏打与苛性钠等，水玻璃可在矿表生成亲水性薄膜，减轻矿泥的絮凝罩盖，削减捕收剂的吸附，六偏磷酸钠可与钙、镁及多价金属离子生成络合物，然后按捺含这些离子的矿藏，苏打和苛性钠能按捺钙离子，活化被石灰按捺了的黄铁矿。还可分段分批加药，在经过当地环评的前提下，推重收回率高、能就地产金的全泥化——炭浆法工艺技术。 流程设备与药剂操作 浮金流程比较简单，跟着愈低档次的当选和矿石性质的杂乱化，浮选流程也应多样化。优先富集作业，还有适于低档次浮选的分支浮选流程已获得成功并广泛使用，当选矿浆流分支，将其中一支的富集产品给入另一支浮选作业，可进步后一支的当选档次，由富集比金精矿档次随之进步。如富集比为6—7的某金矿选厂，当原矿金档次经过分支浮选流程由1.5克/吨进步到2.5克/吨后，金精矿档次会由9—10克/吨进步到15—18克/吨，这一改动非常明显。选用新式浮选设备应巨细并重、粗细选分，特别是适于粗粒浮选的新式浮选机在粗磨矿机与分级机间替代混与重选收回粗粒金，可战胜污染、不稳定的重选、中矿多流程长金丢失大的问题。用改进的新式浮选柱收回细粒矿藏、细粒金也得到完成。 选矿药剂使用不妥也会构成精矿档次不高。或松醇油用量过大，泡沫发粘，构成机械地搀杂脉石，或捕收剂挑选性差乃至过期、用量缺乏等，还有介质调整剂挑选或用量不妥，都应对应地调整过来。有时调整矿浆的酸碱度也会获得出其不意的作用。石灰与水构成的呈碱性的矿浆酸碱度调整剂，加快黄药的解离，使之发生更多的黄原酸阴离子，掩盖在有用成份表面，使其疏水上浮，一起按捺黄铁矿和表面微氧化的方铅矿，使其脉石部分亲水进入尾矿。作为调整剂，石灰乳还可消除有害离子的影响，涣散聚会矿泥。某黄金矿企在相同的原矿档次下，经过吨矿1.5—2.0公斤石灰的加量，使矿浆PH值由中性7上升至碱性8—8.5，就这一小小地改动，使金精矿档次由每吨20克以下上升至50克，月增产1.26公斤，削减精矿外销运输量节资7.2万元，月加价供应其时创效15.6万元，创出了可观的经济效益。甘肃某多金属矿从尾矿中浮选硫，一向收效甚微，当用稀释后5%的硫酸把矿浆PH值由中性7降至3时，成效非常明显。 选金药方比较简单，有的已不能适应杂乱矿石的需求。混合用药的杰出作用与矿藏表面的不均匀性及各种药剂之间的相互作用有关，可增加矿藏表面捕收剂的掩盖密度，使各种捕收剂间相互作用发生共吸附，然后改进浮选作用，进步浮选目标。别的浮选工艺中要增加对某些脉石矿藏有按捺作用的水玻璃、六偏磷酸钠、羧甲基纤维素等药剂，对很多易浮脉石矿藏和矿泥、对非金属矿藏绢云母和白云石可浮性很强的，都要采纳强有力的按捺技术办法。操作中精矿作业质量分数大，粗精矿出量大，还有精矿刮出量大、产率大，浓度过大，都会使精矿档次下降。充气过量，泡沫增多，槽中矿浆不平稳，影响精矿质量。精选槽液面过低或过高引起泡沫层太厚或太薄，也会影响精矿档次。都应采纳相应的办法加以战胜。  各黄金矿企一定要结合各自的矿石性质、矿石可选性实验和出产实践经验灵敏使用上述技术办法，切莫照抄照搬，否则会拔苗助长。只要这样，才干使浮选金精矿档次得到程度不同乃至大幅度地进步，才干归纳收回有用使用矿产资源、进步浮选工艺技术水平、增创明显的运营效益。

一、前语 锰以各种化合物方式广泛散布于自然界中。自从1770年被人从含水软锰矿中发现以来，人们用各种办法出产金属锰，锰合金，及锰的化合物，广泛用于工农业及军事等方面。 用湿法冶金的办法从含锰质料中提出锰，十九世纪末就有人研讨过，距今已有近百年的前史，在此期间，跟着料学技能的前进，出产设备的不断更新，各种处理锰矿石的传统工艺已得到很大程度的改善，但也跟着对锰矿的挖掘，使得富矿资源日益贫泛，怎么选用化学冶金办法处理贫锰矿，归纳运用锰矿材料，这是一个很吸引人的研讨办法，特别是就我国的实践情部而言，富锰矿占总储量的小部分，约为9.6%，大部分为贫锰矿，归纳运用贫锰矿资源的研讨课题则越来越显重要了。 选用化学办法，运用化学试剂处理贫锰矿石提取锰的办法有许多，首要是挑选恰当的化学试剂使矿石中的锰转变为可溶性的形状进入溶液，与脉石矿藏别离，然后净化溶液除掉与锰一同溶解的杂质Fe、Al、Si、P、Cu、Co、Ni等，终究用电堆积、沉积或结晶等办法制取所需的锰产品，如电解锰、氧化锰和各种锰盐。处理贫锰矿石的化学办法可以依照浸出进程中所构成的可溶性锰盐进行分类，如硫酸盐法、硝酸盐法、氯化盐法、基四酸盐法等。其间每一类办法可依照所用试的不同进一步加以区别。 二、处理低档次锰矿的办法 （一）硫酸盐法 在硫酸盐法中，可直接用硫酸对碳酸锰矿或经过复原的氧化锰矿进行浸出，这种办法是处理锰矿石最传统的湿法冶金办法，关于即有高价又有贱价锰的中间锰矿石，如褐锰矿、黑锰矿可以用硫酸－联合浸出，关于二氧化锰矿可直接用浸出，用SO2浸出软锰矿的工艺特点是用MnO2矿浆作吸收剂，吸收溶于水的SO2气体，直接转化为硫酸锰和连二硫酸锰，连二硫酸锰不稳定，遇热分化，离解为MnSO2和SO2；美国矿业局E.S.Leaver曾报导，在适当低的温度下，二氧化硫经过两个旋转圆筒逆流经过低档次矿浆出产硫酸锰溶液；R.Blumberg和T.D.Morgan在较高的温度下做过相同的实验，出产出的硫酸盐溶液中含有很少数的铁，而且没有锰和连二硫酸离子；M.Ahanna公司的一个子公司锰矿公司于1943到1944年将日处理1000吨的工厂投入出产，在反响塔内用SO2浸出锰矿，因为里边反响杂乱，以及设备等问题，不能出产满足纯的产品，在到达其设计才能50%时而封闭；化学工程公司发明晰一种化学处理办法，在氧存在和高压下用二氧化硫浸出锰矿石矿浆，以此来进步浸出率和氧化连二硫酸，从溶液中收回硫酸锰，而且烧结为氧化物和二氧化硫，产出的二氧化碗可在体系中循环运用；运用二氧化硫浸出海底锰结核在国外有适当多的文献报导，用二氧化硫处理锰结核除了能提取锰还能收回其间的镍、钴、铜等多种有价金属。 运用二氧化硫浸出软锰矿在国内也有研讨，长沙化工厂用锰矿吸收硫酸出产进程中尾氧中的二氧化硫，用湿法制成制品硫酸锰，其出产进程是，首要用四层衬铅泡沫塔吸收SO2废气，再将料浆净化，析晶，母液处理，由离心别离机出来的粉将结晶进入枯燥炉于400～500℃枯燥，其产品到达一级品要求，实践证明，软锰矿含量为45～60%，料度－100目，二氧化硫含量对SO2吸收影响不大，尾气中含SO2的浓度为0.4～0.5%，矿浆固液比为1∶4，温度为70～80℃，锰的浸出率达90%，二氧化硫的浸出率达97%，排放废气中含SO2在0.03%以下，完全符合环境保护要求；南宁铝厂选用软锰矿吸收炼铜车间铜精矿欢腾炉排放的SO2烟气出产金锰；云锡公司在出产锡矿中随同出产许多的锰结核，因为锰结核中的锰首要以链子土状况存在，并含有铅，选用机械选矿收效不达，经过多年的研讨实践，证明运用二氧化硫浸出锰并归纳收回铜，作用杰出。 运用软锰矿吸收有色冶炼厂和一些化工厂所排出的含有二氧化硫的烟气，这些办法具有流程简略归纳运用合理，有利于环境保护等长处。但该工艺存在的首要问题是质料耗费大，因为废气中的二氧化硫浓度一般较低，故浸出时刻长，出产功率低。 早在1940年，美国曾用二氧化硫、氯化钙浸出软锰矿，生成，后来在这实验基础上加以改善，参加石灰，便展开了连二硫酸法的新工艺，根本原理为将锰矿粉配成矿浆，在浸出槽中通入二氧化硫，生成硫酸锰及连二硫酸锰，硫酸钙与残渣一同过滤除掉，滤液中参加石灰乳，得到氢氧化锰产品沉积，过滤后的滤液含有连二硫酸钙，可循环运用。，美国进行了该出产工艺的扩展实验，美国矿业局于1951年到1953年、对阿提拉里矿山含锰为10%的贫锰矿进行了连二硫酸钙法的半工业实验，其处理才能为每日535公斤氢氧化锰产品，终究精矿含锰55～60%，锰收回率为89%；前苏联米哈诺布选矿设计院于1959年对恰图拉和尼科波乐的锰矿泥用连二硫酸法处理的成果表明，可取得含锰为52～61%的氢氧化锰精矿，锰的收回率为83～84%。国内对连二硫酸法也做了许多研讨工作，1964～1965年对氧化锰矿－松软锰进行了一系列的实验，并做了投料为500公斤的半工业实验，实验室与半工业性实验成果根本共同，当原矿含锰23%左右时，可取得含锰54～60%的锰精矿，锰的收回率为84～85.3%；运用连二硫酸钙法对去锡锰结核进行半工业实验，当处理含锰20%的锰结核进可取得含锰60%的锰精矿；贵州贫氧化锰矿含锰8.55～26%，选用连二硫酸法处理后，精矿含锰可达51.87～54.14%，收回率为78.83～78.70%。 连二硫酸钙法所得的产品纯度高，杂质少，可作为冶炼金属锰和中低破锰铁的优质质料，且出产成本较其它化学处理办法低，是一种较有出路的处理办法。 （二）基盐法 基盐法能很好地处理贫锰矿，据报导，K.M.Leute于1943年转让了一项专利给Electro Manganese Corp，美国矿业局的R.S.Dean于1956年取得一项改善专利，美国矿业局而且进行了中间扩展实验，后来被Manganese Chemicals Corp展开成为工业出产规划，起先氧化锰矿破碎为－3/4寸，在450℃的温度下，用含有饱满水蒸气的在焙浇炉内将二氧化锰复原为一氧化锰，将矿石中的铁转变为Fe3O4，复原矿磨成－30目，用含18mol/L和二氧化碳3mom/L的溶液浸出，矿石中的Fe3O4不溶解，锰则依照下式发作反响：浸出的温度应控制在不能使生成的络合物分化为宜，净化的清液，直接用范汽加热以除掉，使得锰络合物分化并分出碳酸锰和气，气用水吸收并参加二氧化碳可循环运用，碳酸锰可用于制作各种化学产品，也可烧结为冶金用锰质料。 （三）硝酸盐法 美国矿业局曾广泛地研讨选用浸出二氧化锰粉矿浆终究锰方式收回，并加热分化为二氧化锰和，气体可循运用，所得到的二氧化锰简直到达化学纯；E.S.Nossen发明晰一品种似的工艺，矿石中的锰首要复原为氧化亚锰，再用硝酸浸出；Bradley－Fitch CO的Wilson Bradley在90℃时用硫酸铵浸出液处理锰铁矿，得到硫酸锰并收回释放出的气；A.T.Sweet同亲用硫酸铵浸出碳酸锰矿，浸出进程中释放出的气和二氧化碳构成碳酸铵用来处理含有硫酸锰的浸出液，锰以碳酸锰沉党政方式取得；硫酸铵则可循环运用；W.S.Stringhan和G.N.Summers运用过理的铵盐在450℃～550℃焙烧锰矿，放出的气和二氧化碳结合去沉积生成的硫酸锰和，或许独自沉积，使之变成碳酸锰沉积，铵盐可循环运用。 （四）氯盐法 运用氯盐法处理贫锰矿也是用得较多的办法，用浸出碳酸锰矿或许复原焙烧后的氧化锰矿是其间一种氯化物法，另一种是用直接对锰矿石进行氯化，前一种办法与用硫酸或许硝酸浸出的办法相似，后一种办法是在碳的存鄙人，对贫锰矿或含锰冶金炉渣用氯化；有人在25～175℃（最好75～90℃），pH值小于1的状况下用浓浸出海底锰结核，用浸出法加工海洋锰结核，在常温下，Ni、Co、Cu、Fe、Mn等元素溶解，选用萃取法从浸出液中除掉，经处理后可得到二氧化锰和，用金属锰处理去铁后的溶液并得到混合沉积物，混合的沉积物可在碳酸铵溶液中溶解癜萃取收回铜和镍，然后从分级萃取后的精粹制品中萃取收回同和镍，然后从分级萃取后的精粹制品中萃取钴，置换沉积后剩余的水溶液经过凝集并收回二氧化锰，运用铝作复原剂，将其在1273K的温度下熔炼，得到金属锰，本办法不足之处是整个流程均需选用耐腐蚀材料，但因为此法可收回和两次运用，然后较硫酸法更为经济；前苏联学者也曾在碳酸锰矿石处理工艺进程顶用浸出锰。 I．P．Whitehouse和M.E.Graham转让了一项专利给Republic Steel Corp，用水范气和氯化体的混合物去矿石中的锰，锰以氯化物的形状浸出，相对地别离铁；W.E.Morshall转让了一项专利给Armco Steel Corp，用水蒸气和氯化体的混合物去矿石中的锰，锰以氯化物的形状浸出，相对地别离铁；W.E.Morshall转让了一项专利给Armco Steel Corp，这个办法是在980℃的高温下，运用氯化体和铁，并使之蒸腾出来；还有好几种办法可以用来别离这些金属化合物，R.T.Mcmillon，T.L.Tumer和J.E.Conley关于固体氧化剂例如CaCl2作了广泛研讨，将固体CaCl2与矿石在1000℃下混合，锰和铁变成氧化物，用湿法冶金的办法将其别离；有人将MnO或MnCO3与CaCl2混合，在900℃～1200℃温度下，在实验室规划大的反响器内进行反响，发现当温度到达1100℃时，MnCl2蒸腾较大，但CaCl2蒸腾也随之增大，当增加SiO2并将温度降到950℃，CaCl2蒸气压下降许多，而碳酸锰在950℃与CaCl2反响，这个反响进行比较好，一些铁、锰和CaCl2被蒸腾出来，冷凝的蒸气在MgCl2－NaCl－KCl熔盐熔池内坚持500℃，经过电解可从熔盐中收回99.9%的锰；运用氯化盐法处理贫锰矿及海底锰结核，在许多材料中都有报导。 （五）软锰矿直接海浸出法 现在国内有好几个供应商选用黄铁矿与硫酸直接浸出软锰矿制备硫酸锰或电解二氧化锰，桂阳电解锰厂选用软锰矿和黄铁矿为质料，常压硫酸浸出出产一水硫酸锰，首要将软锰矿和黄铁矿别离磨成100～200意图矿粉，将水和破酸先参加化合桶，通范气加热使温度稓到70～90℃。参加所需的MnO2、FeS矿粉，浸出3～4小时，分析铁离子合格后进行液固别离，再用MnCO3或石灰水中和，冷却除掉钙镁然后再过滤，可得到合格的硫酸锰溶液，直接蒸腾得到合格的一水硫酸锰产品，用这个办法处理锰矿石。 （六）硫酸亚铁－硫酸复原浸出去 用轧钢厂酸洗废液浸出贫锰矿是一种研讨较多的办法，钢铁厂出产规划巨大，产出的酸洗液数量许多，Richard.D.Hoak和James Coull运用酸洗废液处理从档次14.7%到26.9%的氧化锰矿，锰的收回率可达98%；用亚铁处理软锰矿，氧化过得的亚铁离子，pH值至5～5.5，沉积Fe（OH）3，可得到一水硫酸锰产品；印度的S.C.Das，D.K.Sahoo和P.K.Pao对用硫酸亚铁浸出软锰矿，在温度为90℃时，浸出时刻为一小时，锰浸出率为90%以上，当参加一定量的硫酸，可防止胶体的生成；用酸洗废液处理二氧化锰矿是一种有适当宽广出息的办法。 （七）细菌冶金法 运用细菌从锰矿石中浸出锰，国内外都有适当多的报导，五十年代，美国矿业局的Perhims用芽孢杆菌对内华达州和明尼苏达州的低档次锰矿的四个矿样进行锰的浸出研讨，均匀浸出率为97.5%，并于1962年宣布了扩展实验报告，实验规划为203～360公斤矿样；日本学者从1962年开端用氧化硫杆菌浸出锰，浸出的矿石含有部分碳酸锰，在细菌浸出液中参加粉做为细菌动力，使锰矿石中的锰呈可溶性硫酸锰溶浸出来，锰浸出率达97%；1979年，毛钜凡等人运用氧化亚铁硫杆菌把硫酸亚铁氧化成硫酸高铁用于浸出硫锰矿和菱锰矿，关于在矿山展开贫锰矿的运用和低二氧化硫的归纳运用，消除公害等进行了新测验；近十年来，美国、前苏联、印度等国学者展开了异养微生物浸锰，将其复原成易溶于水的二价锰，有的异养菌可以发作有机酸使氧化锰转变为离子状况或金属有机络合物进入溶液，以到达浸出意图，有些学者以为锰结核的生物提取法比之非生物湿法冶金提取法的速度慢，但生物法可以半连续性每天进行，只要求比较少的动力和试剂，成本低，因而有工业出产的可能性，但至今未见报导。 （八）硫酸化焙烧法 处理矿石除了液相浸出也可以用硫酸化焙烧的办法将矿石中的锰转变为硫酸锰，然后用水将其浸出。据报导用二氧化硫气体和空气混合去焙烧含锰矿石，构成的硫酸锰用水浸出，用固定床可提取75.62%的锰，用欢腾床则只要65.70%，其最佳条件是：固定床粒度小于60目，700℃，二氧化硫为每分种60毫升，空气为分钟340毫升，焙烧的时刻为120分钟；欢腾床粒度小于10目、700℃、焙烧时刻为40分钟，二氧化硫流量每小时15升，空气流量为分钟85升。运用硫酸化焙烧处理贫锰矿，可将矿石中的锰变成可溶性的硫酸锰，而铁以不溶性的习化铁形状存在，这就可将焙烧矿直接用水浸出，免去除铁工序，直接出产硫酸锰或电解锰产品；有人运用含200ppmSO2、3%O2、10%H2O，剩余为N2的废气处理锰结核，铁的溶出适当低，其它的金属如Mn、Cu、Ni、Co的溶出率为20～50%。有材料报导，在400℃时，用SO2－O2混合气体处理枯燥的锰结核，运用X射线分析可知锰、铜、镍、钴的氧化物都被硫酸化转变为相应的硫酸盐，但矿石中的首要成分铁则没有硫酸化，而由a－FeOH（针铁矿）转变为a－Fe2O3(赤铁矿)，因而铁就能与其它金属别离，对氧化锰矿进行硫酸化焙烧时，可直接参加黄铁矿或其它含硫剂。 （九）其它化学办法 H.A.Hancock，D.J.Fray运用碳或煤把二氧化锰溶于酸性溶液中，在碳或煤的存在条件下，矿石中的二氧化锰复原为二价锰，并溶于酸性溶液，这个反响对温度要求很强，最好接近于溶液的欢腾温度，锰的收回率可到达90%以上。 在糖或淀粉存鄙人，酸浸氧化锰矿或锰结核可收回锰，10克含锰21.4%的锰结核，粒度小于100目，在糖浆存鄙人，用3M浓度的硫酸于90～100℃浸出60分钟，每克结核需求0.2克糖浆，Mn、Ni、Co、Cu的收回率几手可到达100%，铁的收回率也达98%，而不选用糖浆，则Mn、Ni、Co、Cu和Fe的收回率别离为51%、79%、36%、93%和72%。 J．C．Agarwal，H.E.Barner等人用含有一价铜离子、、碳酸铵的海水溶液浸出锰结核发作的反响： MnO2＋2Cu（NH3）2＋＋2NH3＋（NH4）2CO3→MnCO3↓＋2Cu（NH3）42＋＋2OH－生成Cu（NH4）42＋与通入的CO发作下列反响 2Cu（NH3）42＋＋CO＋2OH－→2Cu（NH3）2＋＋2NH3＋（NH4）2CO3总的反响为：MnO2＋CO→MnCO3，亚铜离子在此反响中是一种中间产品，选用此法可将矿石中98%的锰复原为二价状况。 有人选用地下浸出法对地下二氧化锰矿进行直接浸出，选用地下浸出法可省去采矿作业进程，对节约成本是非常有利的。 在工业出产对二酚进程中，硫酸锰可作为一种副产品收回，此法是国外工业硫酸锰的首要来历之一，在出产对二酚进程顶用软锰矿作氧化剂，使氧化对二酚，副产品废液中含有硫酸锰、硫酸铵和游离酸，可用石灰中和其间的游离酸，过滤溶液，除掉未反响的二氧化锰和硫酸钙等不溶物，蒸腾溶液至饱满，结晶、枯燥得硫酸锰产品。 三、结语 综上所述，处理贫锰矿石的办法有许多，终究选用何种办法，取决于经济效益，可根据所需处理矿石的品种和性质，矿石产地，各种化学试剂直销的状况和报价，以及所需求的品种加以挑选；我国的钢铁产值规划巨大，轧钢厂排出许多的酸洗废液，充分运用这部分废酸处理氧化锰矿，能消除废酸对环境的污染，有利于环境保护，又能归纳运用低档次锰矿资源，关于相似的状况应安排力气赶紧研讨，以期可以出产价廉质优的锰冶金化工产品。

锑矿一般工业要求：鸿沟档次，含Sb 0.7%;工业档次，含Sb 1.5%;可采厚度≥1m;夹石除掉厚度≥2m工业利用价值的合适如今选冶条件，含锑在20%以上的锑矿藏仅有10种，即辉锑矿(含Sb 71.4%)、方锑矿(含Sb 83.3%)、锑华(含Sb 83.3%)、锑赭石(含Sb 74%～79%)、黄锑华(含Sb 74.5%)、硫氧锑矿(含Sb 75.2%)、天然锑(含Sb 100%)、硫锑矿(含Sb 51.6%)、脆硫锑铅矿(含Sb 35.5%)、黝铜矿(含Sb 25%)。其间，辉锑矿是锑的选冶最主要的矿藏质料。锑氧出产 有四种办法：①硫化锑块矿的蒸发焙烧。其反响为：2SbS+9O—→2SbO+6SO气态SbO随炉气排出,冷凝、收尘即得锑氧。未蒸发的SbO可进一步氧化成不蒸发的SbO，留在渣中。为削减这种丢失，焙烧时可参加碳质还原剂。现代焙烧设备为回转窑，我国有些厂运用我国式竖炉。竖炉的进料粒度为20～200毫米,6～7%,3～3.6吨/(米日),渣含锑1～2%,收回率90～93%。②硫化锑精矿闪速蒸发焙烧。将80%为-200意图精矿枯燥至含水0.5%，随空气从回转窑头喷入，悬浮于气流中。在高温文湍流条件下，硫化锑敏捷氧化成氧化锑，随炉气从窑尾排出，进入收尘体系(见)，锑收回率约96%。大部分脉石落入窑内,与烟气反向活动,从窑头排出。窑头还装有弥补热量用的喷油嘴。③硫化锑精矿鼓风炉蒸发熔炼。我国锡矿山矿务局研讨开展的低料柱、热炉顶操作的，既能处理硫化锑精矿球团，也能处理硫化锑和氧化锑的混合精矿球团以及泡渣等含锑物料。处理硫化精矿时,[kg02]大部分SbS氧化成SbO而蒸发，小部分熔融的SbO和SbS直接效果生成金属锑，其反响为：2SbO+SbS—→6Sb+3SO还生成少数冰锑(锑锍)和金属锑一同从炉底流出，冰锑可直接或焙烧后回来配料。假如精矿中含有金银，而产出的金属锑较少，常向鼓风炉前床内参加一定量的锑，以捕集金银，捕集了金银的锑称为贵锑。鼓风炉的床能率为28～30吨/(米?日)，锑收回率95～99%,渣含锑1%左右,焦率约35%左右。④硫化锑精矿旋涡炉蒸发熔炼。将氧化铁矿石、石灰石、石英石和木炭磨细，与硫化锑精矿混合参加旋涡炉，进行蒸发熔炼。锑的蒸发率可达97%以上。原熔炼和火法精粹 蒸发焙烧和蒸发熔炼所产锑氧含杂质较少,配入煤和少数纯碱(NaCO),在反射炉内还原熔炼成粗锑。锑氧中的脉石，煤的灰分以及部分砷、锑的氧化物与纯碱反响所生成的多泡质轻的“泡渣”，浮在锑液表面。扒出泡渣，即得粗锑。如需精粹，可持续参加纯碱，碱熔化后把压缩空气鼓入锑液，进行碱性精粹。锑液中的砷、硒、碲等杂质被氧化生成相应的钠盐，硫铜生成硫化铜和进入碱渣除掉。含铁高时,可降温,使铁以SbFe、SbFe形状分出,剩余的少数铁,加硫除掉。一般须进行屡次精粹才干得到合格精锑。铸锭前把低砷优质锑氧参加炉内，锑氧熔化后再铸锭，使锭块外包一层熔融锑氧，俗称“衣子”，维护精锑不再氧化，并使锑锭缓慢冷却，表面可构成美丽的凤尾草状结晶斑纹，这是享有盛名的我国优质锑锭的特征。(见彩图[驰名世界的有凤尾草状结晶斑纹的锑锭，湖南锡矿山矿务局产品])电解精粹 选用电解办法进行精粹，能取得纯度较高的锑并能收回粗锑中的贵金属和其他有价金属。电解液为和硫酸的水溶液,电流密度100～110安/米，槽电压约0.9伏,电能耗费约550～590千瓦?时/吨。金、银富集于阳极泥。沉积熔炼 此法适于处理富矿。硫化锑和金属铁一同加热发作如下反响：SbS+3Fe—→2Sb+3FeS可得粗锑。熔融的硫化铁的比重与熔锑附近，须参加碳酸钠、硫酸钠、氯化钠等熔剂，以下降硫化铁熔体的比重，便于熔锑沉降。此法不宜处理含铅的矿石，因进入粗锑的铅用一般精粹法不能除掉。小规模出产多用坩埚炉，大规模出产用反射炉，有的厂用电炉。氧化锑矿石的鼓风炉熔炼 鼓风炉习惯规模大，能够处理难熔矿石，对矿石的档次要求不严厉，还答应氧化矿中混有部分硫化矿。熔炼时以铁矿石、石灰石为熔剂，以焦炭为还原剂，产出粗锑。美国用鼓风炉处理含锑25～40%的氧化矿、混合矿和富渣等。湿法炼锑 用、溶液浸出硫化锑精矿，硫化锑与效果，生成溶于水的硫代亚锑酸钠(NaSbS);以此溶液配制成阴极液,以溶液为阳极液，进行隔阂电积，得到含锑96～98%的电锑

铁矿选矿厂中所有的设备和工艺目的都是要提高精铁矿的品位，不过要想提高精铁矿的品位是很复杂的，不过总的来讲影响铁矿浮选精矿品位的因素主要分为矿石分解度、浮选所用药剂以及浮选浓度等，这三方面是重中之重。 从矿石分解度来讲，矿石分解度就是指矿石的破碎程度，成品颗粒多大，会增加选别难度，增加选矿成本，所以破碎矿石可以使用细碎破碎机，或者在球磨机中增加磨球，以提高目的矿物单体解离度。     对于铁矿石浮选药剂的选择，要根据矿物组成成分都有哪些决定，有些成分与目的成分铁的可浮性相近，或影响精铁矿的品位，特别是捕收剂的选择，捕收剂选择性差或过期、用量不足或介质调整剂选择不当或用量不当等。调整方法是选择合适的药剂制度。    浮选浓度，是指如果铁矿浮选浆浓度过大，或者精选槽液面过低或过高引起泡沫层太厚或太薄都会影响精铁矿的品位，需要适当降低矿浆浓度和适当提高或降低槽内液面。

有色金属和贵金属矿 鸿沟档次和工业档次表元 素矿石工业类型鸿沟档次工业档次备 注铜 Cu%硫化矿石坑采0.1-0.30.4-0.5 露采0.20.4 氧化矿石0.50.7 铅 %硫化矿0.3-0.50.7-1.0 混合矿0.5-0.71.0-1.5 氧化矿0.5-1.01.5-2.0 锌 %硫化矿0.5-1.01.0-2.0 混合矿0.8-1.52.0-3.0 氧化矿1.5-2.03.0-6.0 铝 %Al2O3/SiO2露采1.8-2.6≧3.5 坑采1.8-2.6≧3.8 Al2O3%露采≧40≧55 坑采≧40≧55 镁 %白云岩（MgO%）≧19 菱镁矿（MgO%）42-46 镍 %硫化镍矿原生坑采0.2-0.30.3-0.5 露采 氧化矿石0.71 氧化镍、硅酸镍矿0.51 钴 %硫化钴及砷化钴≧0.02≧0.03-0.06 钴土矿≧0.3≧0.5 钨 %石英大脉型0.08-0.10.12-0.15 石英细脉带型0.10.15-0.2 石英细脉浸染状0.10.15-0.2 层控型0.10.15-0.2 矽卡岩型0.08-0.10.15-0.2 锡 %原生锡矿0.1-0.20.2-0.4 砂锡矿0.020.04 钼 %硫化矿石露采0.030.06 坑采0.03-0.050.06-0.08 铋%  0.5 % 0.040.08-0.1 锑% 0.71.5 金岩金（克/吨）1-23-5 砂金（克/米3）0.1-0.30.3-0.6 银克/吨40-50100-120

轧钢厂在轧制进程中轧件表面所发生的氧化铁皮，含铁量很高。我国钢铁职业每年要抛弃很多的氧化铁皮，完成对这些氧化铁皮的综合使用无疑是一个很有含义的节能降耗作业。依据现在的研讨，可以在以下几个方面展开对氧化铁皮的综合使用。 (1)用于出产海绵铁或制取复原铁粉。 海绵铁可用作炼钢用废钢缺少的一种弥补，跟着电炉产钢量的不断上升，海绵铁越来越显得重要。用矿粉出产海绵铁因为设备出资大及工艺杂乱，现在在我国仍难以取得迅速发展。选用恰当的工艺流程，可以用煤粉复原氧化铁皮，出产出w(Fe高，含杂质量低且成分安稳的海绵铁，比用矿石出产的海绵铁(常含脉石杂质)更适合作优质废钢运用。 氧化铁皮也可用来制取复原铁粉。氧化铁皮制作复原铁粉的出产进程大体上分为粗复原与精复原。经粗复原进程将氧化铁皮在约1100℃下复原到w(Fe>95%，w(C 氧化铁皮可用来出产作为粉末冶金质料用的复原铁粉。氧化铁皮被复原成含w(Fe98%以上的海绵铁，经清渣、破碎、筛分磁选后，进行精复原，出产出合格的复原铁粉。然后进入球磨机细磨，经分级筛得到不同粒度的高纯度铁粉。粒度较细的铁粉用于制作设备的要害部件，只需压模，即可一次成型，取得强度高、耐磨、耐腐的部件，可用于国防工业、航空制作、交通运输、石油勘探等重要职业。粒度较粗的铁粉可用于出产电焊条。 (2)用作烧结辅佐含铁质料或炼钢助熔化渣剂。 氧化铁皮中FeO含量最高达50%以上，是较好的烧结出产辅佐含铁质料，理论核算结果标明，1kgFeO氧化成Fe2O3可放热1973焦耳。烧结混合猜中配加氧化铁皮后，因为温度高，烧结进程充沛，因而烧结出产率进步，固体燃料耗费下降。出产实践标明，8%的氧化铁皮即可增产2%左右。宝钢使用氧化铁皮作为辅佐材料，在混匀矿中配加氧化铁皮，一方面，因为氧化铁皮相对粒度较大然后改进了烧结料层的透气性;另一方面，氧化铁皮在烧结进程中放热然后下降了固体燃料耗费。 别的。使用氧化铁皮可作为助熔剂，用于矿石助熔，应用于转炉炼钢。氧化铁皮用作助熔化渣剂是一种高功率的冶炼助熔材料，可以进步炼钢功率，下降焦、煤的耗费，延伸转炉炉体的运用寿命。 (3)代替钢屑冶炼硅铁合金或代替废钢用于电炉炼钢。 钢屑是冶炼硅铁合金的重要原材料，我国每年用于冶炼铁合金的钢屑量在200万吨左右，而钢铁职业每年抛弃的氧化铁皮约1000万吨。现已开宣布用氧化铁皮代替钢屑冶炼硅铁合金的新工艺，并取得了杰出的经济效益。 电炉炼钢需求废钢作质料，对废钢铁料的要求较严，但这种废钢铁数量少，报价高，直销缺乏。以报价低廉且来历广泛的氧化铁皮、渣钢等废料作为主要质料，替代量少价高的废钢，具有明显的经济效益。

Pb、Zn、S分子量分别为207、65和32； 方铅矿PbS，闪锌矿ZnS； 铅：40%～70%（理论品位：近87%）； 锌：40%～55%（理论品位：67%）。

国内较多铁选矿厂选矿工艺落后、设备陈旧粗糙、厂商规模小等原因处于薄利与亏本的边际。2003年以来，我国的钢铁供应量逐渐添加，铁精矿粉的需求量也随之不断上升。由于需求量的添加，我国较多不同层次水平的选矿厂应运而生。在2005年头受国家钢铁宏观调控的约束，铁精矿粉的报价急剧下滑。较多铁选矿厂由于自己没有矿山，选矿工艺落后、设备陈旧粗糙、厂商规模小，精矿档次低、供应报价低、供应困难等原因，使这种类型选矿厂处于薄利与亏本的边际。怎么使这类厂商有所发展，有利可图，有竞争才能，是摆在这类选矿厂领导面前的重要课题。 公营郑州矿山机械厂在多年研讨规划选矿设备，制作选矿产品的前提下，总结出了选矿厂进步产品档次、下降出产成本、进步经济效益的一套完好计划。现存较落后的选矿厂经过工艺和设备的改造之后，其产品质量和出产成本，都能够到达国内先进选矿厂的水平。经过分析，落后的选矿厂存在以下应该处理的问题：5mm降到10mm，细破碎机破碎1吨矿石需求耗电量5KWl。改为磨前用细破碎设备对矿石进行细破碎，这样破碎和磨矿两个体系1吨矿石的耗电量可下降7KWF。而且磨前细破碎设备耗费的锤头衬板的耗费费用，要显着低于球磨机钢球和衬板的耗费费用。一个年处理矿石10万吨的选矿厂，在破碎磨矿工艺流程中选用先进的技能，就能够节约电费和材料耗费40万元。 原材料破碎和磨矿体系存在的问题 小规模选矿厂的磨前破碎矿石粒度，在25mm左右，这使磨机的磨矿功率大大下降。由于磨机是细磨设备，由于磨机的粗破碎功率低，当把25毫米(mm)的矿石，磨碎到80微米(um)以下时的磨矿功率是很低的。这时1吨中等硬度的矿石，需求耗电在25KWH左右。先进的破碎工艺，现已把矿石破碎到10mm以下的粒度，这时磨机磨1吨矿石的耗电量只在13KWH左右。其办法是在质料粗破碎体系上，添加一台细碎破碎机，使磨机前矿石的粒度由25mm降到10mm，细破碎机破碎1吨矿石需求耗电量5KWH。改为磨前用细破碎设备对矿石进行细破碎，这样破碎和磨矿两个体系1吨矿石的耗电量可下降7KWH。而且磨前细破碎设备耗费的锤头衬板的耗费费用，要显着低于球磨机钢球和衬板的耗费费用。一个年处理矿石10万吨的选矿厂，在破碎磨矿工艺流程中选用先进的技能，就能够节约电费和材料耗费40万元。 挑选节能、高产的破碎设备 矿石的细破碎设备较多，用户可挑选的抱负的设备较少，据首要用户所反映的缺陷是，破碎机内的锤头和衬板耗费量、替换频频，台时产值低、耗电高，保护修理困难、时刻长，设备工作率低。比方锤式破碎机，不管是立轴式锤式破碎机，仍是卧式锤式破碎机，都存在锤头运用寿命短，最短的有三五天替换一次的，最长的才半个月替换一次。锤头和衬板的耗费，1吨矿石需求1元之多，破碎1吨矿石的电耗需求7KWH。这儿他们给用户引荐一种磨损件耗费低、运用时刻长、产值高、排料粒度安稳、电耗小的节能型轴承圆锥破，电耗能够由其它细碎机7KWH/吨矿石，下降到5KWH/吨矿石。衬板耗费材料的运用周期，由一周能够进步到半年时刻，破碎1吨矿石耗费的衬板、锤头号耐磨钢材0.2公斤/吨矿石左右，下降到0.01公斤/吨矿石，下降了将近二十倍之多。如要了解该设备的详细情况，请参阅《节能型轴承圆锥式破碎机》的运用说明书。 挑选节能、高产的磨矿设备 1、现在市场上运用的普通式磨矿球磨机，主轴承都是巴氏合金瓦轴承，工作阻力大、耗油量高，大型磨机的轴承还需装备光滑站，修理保养困难，磨1吨矿石的电耗在25千瓦时(KWH)左右;现在节能型球磨机主轴承选用的滚动轴承，磨1吨矿石的电耗在18KWH左右。选用干油光滑，年节约光滑油80%以上。大型磨机去掉了主轴承的光滑站，修理保养一年只需一次，设备工作率能够到达100%。 2、普通式球磨机的衬板，选用的是条形、阶梯形、浪型，这几种衬板的缺陷是衬板磨损到必定厚度时，就发生曲折、变形，导致不能运用;另一个缺陷是衬板的表面形状简略，钢球与衬板的触摸面积小，研磨才能不行，磨矿功率低，致使磨机的产值低。这儿引荐用户选用双U型衬板，这种衬板的长处是沿磨机筒体圆周方向有波纹;沿磨机轴线方向有沟槽。磨机在工作时，使研磨体进步高度大，与衬板之间的触摸面多进步了研磨功率，这种衬板比普通磨时机进步产值在6%以上。 进步精矿粉磨后的分级功能，削减过磨现象，进步精矿粉档次 有些选矿厂经细磨后的矿粉，直接进入磁选机进行磁选。如山西交城的某家选矿厂，球磨的矿粉不经过分级直接进行磁选，成果该矿粉的粒度粗细不均。粗颗粒的矿粉档次低;过细的矿粉档次虽高，可是磁场强度低，吸附才能差。跟着水流进入尾矿，使铁精矿粉的档次低，跑尾现象严峻。提示这种选矿工艺的供应商，磨后的物料必定要经过分级挑选，再进行磁选。由于不同的矿石，有它所不同的档次最高时的单体解离粒度。粒度过粗，矿石中的杂质别离不出去，会呈现矿石的档次过低;假如粒度磨的过细，首要会糟蹋磨机的磨矿才能和磨矿时刻。由于10μm以下的矿石粒度，在矿粉中每添加1%，其磨矿时刻就要添加2%，电耗和钢球衬板的磨损，都相应添加2%;因而，想方设法下降过磨矿藏的含量，是进步磨机产值、下降电耗进步铁精粉回收率的最有用办法。选用分组筛分办法之后，使粒度未达要求的矿藏回到磨机进行再磨，粒度到达要求的矿藏及时送去选分，这样既进步了精矿档次，又进步了磨机的磨矿功率。 矿藏分级的办法较多，其间螺旋分级机是最原始的分级设备。分组办法简略，分级精度略差，一般应用于一段磨矿排矿产物的分级。在要求铁精矿终究产品粒度负80μm筛下量到达100%时，榜首段分级可选用螺旋分级机;二段分级能够选用高频细筛。假如要求铁精矿粉终究产品粒度负80μm含量低于100%时，其大颗粒的矿粒所占份额比较少，对高频筛的筛片磨损不严峻的前提下，可选用高频震动筛进行分级，筛下的中矿进行磁选;筛上的粗矿，回到磨机重磨。还有一种分级设备是水力旋流器。现在有较多的大型选矿厂，去掉了一段、二段磨机后的螺旋分级机设备，改用了水力旋流器。这种办法是既起到了对矿粉的粗细分级，又进步了磁选前的矿浆浓度，削减了一级脱水设备。该设备还用在无磁矿粉复选前矿浆的分级浓缩，起到了杰出的作用。怎么选用分级挑选设备，请参阅有关选矿设备手册和公司的分级机、高频筛、水力旋流器的运用说明书。 综上所述，低水平的选矿厂经过进行工艺技能改造，使产品的档次进步66.5%以上，使其得到一个杰出的供应报价。再经过设备技能改造，使其出产电耗下降25%以上，产值进步30%左右。衬板、锤头、钢球等钢材的耗费量下降15%以上，使归纳经济指标到达国内先进水平，进步了厂商经济效益，添加了厂商的竞争才能，为厂商往后的不断发展和强大，发明了杰出的条件。

新西伯利亚锡业公司同时处理高、中、低品位锡精矿。高、中品位的精矿用电炉和反射炉熔炼,低品位精矿用烟化炉富集。进厂的粗精矿****见下表。粗精矿在选矿车间集中精选，一般不丢尾矿;除产出富精矿外,还产出泥质精矿(含锡5%-10%到20%-30%不等)。表中 新西伯利亚锡业公司进厂的粗精矿成分/%粗精矿类别SnFePbZnCuAs1号砂锡粗精矿40.37.50.10.20.10.32号砂锡粗精矿57.64.80.10.10.10.41号脉锡粗精矿17.722.21.60.50.21.12号脉锡粗精矿27.112.01.32.70.51.9粗精矿类别SSio2Al2O3CaOWO31号砂锡粗精矿0.924.67.00.20.72号脉锡粗精矿1.88.05.21.01.61号脉锡粗精矿1.222.38.20.20.22号脉锡粗精矿9.522.96.22.00.3           由于俄罗斯砂锡矿资源很少，必须开采复杂的多金属脉锡矿，因此从70年代末期起,研究锡精矿选冶结合的流程，1985年后形成了图1所示的流程。该流程处理的精矿，除了锡和脉石组分外,还含有(%):16.28Fe，0.68Pb，0.47Zn，0.36Cu，0.05Bi，0.025Sb，2.6As，6.3S，1.16WO3。矿石精矿的主要部分进行精选，得到含锡57%-59%的精矿，此精矿与砂锡富精矿(62%-68%Sn)及硫化烟化挥发物(烟化尘)一起送去熔炼粗锡。精选得到的贫精矿(10%-15%Sn)与矿泥(9%-12%Sn)及富精矿熔炼渣一起送烟化处理。 新配伯利亚锡业公司选冶联合流程一部分富精矿和大部分精矿在熔炼前与精炼车间的含砷浮渣一起进行氧化、还原焙烧,获得砷、硫总含量不高于1.0%的焙砂，然后送去熔炼或烟化。此外,精选车间还回收以往排至尾矿坝的矿泥和石英尾矿中的大部分锡,成为石英锡石混合中矿(4%-6%Sn,0.5%-0.7%As),经烟化法富集，得到可直接熔炼成粗锡的烟化尘(50%-60Sn,1%-2%As)。在图1所示的流程中，精矿还原熔炼采用两个方案，二者在设备配置和工艺制度方面均有区别：富精矿和烟化尘在砖衬电炉中进行半连续熔炼，产出富渣(达20%Sn);贫精矿和中矿在碳衬电炉中进行间歇熔炼，产出弃渣(达1.0%Sn)和含锡的硅铁(3%-6%Sn)。 产出弃渣熔炼的主要缺点是： (1)电耗大; (2)必须用昂贵的硅合金，还原全部铁; (3)次生含锡的硅铁产出率高; (4)炉衬寿命短;  (5)弃渣含锡高。鉴于述缺点1985-1987年研究和制订了图2所示的流程，1988年用于工业生产。使用结果表明，不管原料的结构和质量如何，都可保证在富锡原料的半连续熔炼中产出含铁0.5%-1%的粗锡,渣含锡10%-12%;在贫锡原料(富渣与中矿的连续熔炼中产出含铁3%-5%的粗锡，含锡6%-8%的炉渣，此渣在液态时送烟化炉与矿一道处理,得到低于0.15%Sn的弃渣)。

因为氧化锌矿矿石所含矿藏品种较多，矿石结构联系杂乱，伴生组分很不安稳，含有很多黏土和褐铁矿，现在首要选用的选矿技能计划是硫化法，经过增加对矿浆进行调浆处理。硫化后选用黄药类捕收剂进行浮选的办法仅对少数氧化铅锌矿运用，很多氧化铅锌矿选矿均选用胺类捕收剂(也称为硫化胺法)。硫化胺法最忌讳矿泥，矿泥的存在将导致很多泡沫发生，严重影响分选进程。 技能人员初次提出并在工业规划完成了氧化锌矿不脱泥原浆浮选技能;研发了氧化锌矿浮选的高效药剂准则，消除了矿泥以及矿浆中难选离子对浮选进程的晦气影响，强化了对含钙矿藏的按捺;对微细粒氧化锌矿藏的疏水聚团效果，提高了其可浮性;选用先硫—后氧—氧化矿中矿会集再选流程、并优化浮选工艺条件，对不同类型的氧化矿(砂岩、灰岩和混合矿)均取得了杰出的选别目标;研讨拟定了分段回水使用计划，有利于硫化—氧化混合矿选矿尾矿水的循环使用。氧化锌矿不脱泥原浆浮选工艺彻底克服了矿泥的影响，一起也消除了可溶性盐类矿藏对分选进程的晦气效果，对矿石性质的适应性强，进程安稳，操作简洁，成本低。

我国现已查明的铁矿矿床约1760多处，散布在全国600多个县内10亿t以上的大型矿区有鞍本、攀西、冀东-北京密怀、五台岚县、宁芜-罗河、鄂西、包头-白云、鲁中和云南惠名等9个，算计占总储量的67.3%。总储量的51.3%会集在辽宁、四川和河北三省，已开发运用的占总储量的36.3%。 我国铁矿石资源丰而不富，在约500亿t储量中97.7%为贫矿，均匀档次33%，低于国际铁矿石均匀档次11个百分点，含铁量大于50%的富矿仅占2.3%，绝大部分须经选别方可入炉。我国铁矿石资源质量不高，其矿石大都以细粒条带状、鲕状及涣散点状结构存在，乃至呈显微细粒结构。有些是多金属共生复合矿床，一些有价矿藏往往需细磨至200目占90%才干单体别离，给选别等作业带来了难度。在开发进程中耗费大宗能量的一起，也给环境带来了污染。 贫铁矿资源的特色决议了它的开发运用与其它矿产有所不同，采掘工程量大，产值低，赢利少，资金运用率低。 近年来，铁矿石进口量大幅增加，2004年到达2.1亿t，进口铁矿石的金属量已占我国入炉金属量的50%。一起，铁矿石市场报价见涨，2004年报价上涨18.6%，2005年4月又上涨71.5%，市场竞争的压力越来越大。 根本工艺 1、磁铁石英岩的选矿 磁铁石英岩即铁隧岩，或鞍山式贫铁矿石，多会集散布在鞍本、五岚及冀东区域。矿石中主含磁铁矿和石英，根据磁铁石英岩的磁学性质，一般运用磁铁矿和石英磁化系数的较大不同进行磁选，典型的这一类选矿厂有美国伊里选厂、明塔克选厂、加拿大亚当斯选厂、前苏联的库尔斯克矿石公司、我国的大石河南芬和大孤山等选矿厂。磁铁石英岩的分选工艺是经三至四段破碎至25~15 mm，或经一段破碎到350~250mm，通过自磨与球磨 (砾磨) 结合，施行三段细磨，进入多段磁选。磁铁石英岩选矿的工艺特色是采纳阶段磨矿和磁选流程，以便阶段排出单体脉石，削减下一阶段的磨矿量。 2、磁铁矿石的选矿 磁铁矿石归于矽卡岩型矿石，其间首要铁矿藏为磁铁矿，还含有少数的硫化矿藏，并伴生有钴镍钒等有色金属，脉石为矽卡岩。矿石呈斑驳状、角砾状、带状和块状。磁化系数与磁铁石英岩类似。根据粒度嵌布特性可分为粗粒、细粒、微细粒和极微细粒嵌布矿石。典型的这一类选矿厂有美国恩派尔选厂、格雷斯选厂、加拿大希尔顿选厂和澳大利亚怒江选厂。我国的多会集散布在鄂东、邯郸、山东、江苏和安徽等地有五家子铁矿和玉石洼铁矿等。根据磁铁矿石的物理性质，最有用的选矿办法是以磁选法收回磁性矿藏，以浮选法收回伴生的硫化矿藏。其分选工艺多是二至四段破碎，并在破碎流程中配有一至二段干式磁选，选别中碎或细碎产品。对进一步深选产品，经二至三段细磨，进行二至五次湿式磁选，取得终究铁精矿产品选用磁选-浮选或浮选-磁选等联合流程，在进步铁精矿档次的一起，还可收回伴生矿藏成为相应的精矿产品，以及精矿的脱硫。磁铁矿石磨矿粒度较粗且泥化的粒子含量较少，一般用磁选机即可进行脱泥。选别磁铁矿石的选矿厂依照全循环供水流程操作，循环水运用率为75%~85%。 3、赤铁矿和赤-磁铁矿石的选矿 (1)赤铁矿和赤-磁铁矿石在当选矿石中占有较高的比重。多散布在我国鞍山、前苏联的库尔斯克磁力反常区、美国的密执安、加拿大的魁北克、巴西考埃和利比亚帮格区域。以赤铁矿为主的矿石，首要是选别具有杰出物理性质的粗粒嵌布矿石，而微细粒嵌布赤铁矿石的运用尚属国际上探究的课题。我国的赤铁矿石具有细粒和微细粒嵌布的浸染状结构，首要含赤铁矿和石英赤-磁铁矿石中赤铁矿和磁铁矿的份额改变很大，按其份额可分为矽卡岩型(如帮格矿石) 和镜铁矿型 (如卡罗尔矿石)。 (2)赤-磁铁矿石的选矿工艺。现在多选用磁选--重选流程、磁选--浮选流程或重选--磁选--浮选流程。有的选厂先用重选办法收回赤铁矿。再从重选尾矿顶用磁选办法收回磁铁矿;也有用浮选法(挪威拉那选厂)和用电选法(加拿大瓦布什选厂)进行精选，或在终究一段选别前用细筛处理。磁选--重选流程首先用弱磁场磁选收回磁铁矿，而后用重选法从磁选尾矿中收回赤铁矿;而磁选--浮选流程则以浮选作为分选赤铁精矿的首要进程，用重选法收回粗粒赤铁矿和磁铁矿，用磁选法收回细粒磁铁矿。关于细密结晶的赤-磁铁石英岩，重选法广泛地用于选别粗粒嵌布矿石，强磁选或浮选用于选别细粒矿石。关于黏土质赤-磁铁矿石，首要用洗矿或干式磁选。 (3)赤铁矿石的选矿。可选用洗矿、重选、浮选、磁选和焙烧磁选法，或用浮选和电选作为精选作业，按不同矿石性质，组成不同方式的选矿工艺流程。对粗粒或块状矿石混入贫化物料时，多用重悬浮液选矿。有些选矿厂对粒状矿石选用跳汰选矿，关于中细粒矿石用螺旋选矿机进行重选，或用强磁选机进行磁选。关于微细粒嵌布的石英铁质岩用浮选法或焙烧磁选法来处理。美国Tilden 选矿厂用选择性絮凝、阳离子反浮选处理细磨到80% -0.025mm的矿石。鞍山烧结总厂和齐大山选矿厂曾用竖炉，前苏联克里沃中部采选公司选矿厂曾用反转窑对细粒嵌布赤铁矿石进行复原焙烧处理后再磁选取得铁精矿。 5、钒钛磁铁矿石的选矿 钒钛磁铁矿石中的磁铁矿与钛矿藏连晶，颗粒粗大。脉石为辉长岩橄榄岩和绿泥石， 颗粒散布不均且难细磨。矿石可磨性系数约为磁铁石英岩的 1/2，归于易选、难磨和矿藏纯度低的矿石，伴有工业档次的钛和钒钴镍等有用元素。钒钛磁铁矿石首要会集在我国攀西区域和前苏联的乌拉尔区域。攀枝花冶金矿山公司对破碎产品直接进行细磨，选用了一段闭路磨矿和二段磁选一段扫选的工艺流程，选矿厂选用循环水直销体系，关于此类矿石除了收回铁精矿外，一起还收回钛矿藏和硫镍矿藏产品。-褐铁矿石的选矿 褐铁矿石首要呈鲕状、粉状和细密块状结构，鲕粒大小不一。除首要矿藏为褐铁矿外，还含有少数赤铁矿菱铁矿。脉石首要为石英、碌泥石、方解石、泥质物和黏土等矿藏，还含有锰磷坤等杂质。 6、褐铁矿的选矿 现在广泛选用洗矿、重选、磁选联合流程。 7、菱铁矿石的选矿 矿石中首要金属矿藏为菱铁矿及少数的褐铁矿、赤铁矿、磁铁矿和硅酸铁等。非金属矿藏为石英和方解石等。菱铁矿石在国际上运用不行广泛，仅在欧洲一些铁矿资源较少的国家，如捷克、波兰、前南斯拉夫、奥地利等国进行大规模的工业运用。菱铁矿石的首要选矿办法是焙烧磁选法和重选法。首要设备 -破碎磨矿设备 我国铁矿石破碎作业根本依照五种流程进行出产，一段破碎多是供自磨机磨矿用料， 破碎粒度为350~0mm或250~0mm二段破碎、三段开路破碎、三段闭路破碎和四段破碎多是供球磨机或棒磨机磨矿用料，破碎粒度为25~0mm、20~0mm、15~0mm 和12~0mm。按破碎产品粒度分为粗碎、中碎和细碎三种破碎设备。 粗破碎机选用颚式破碎机或旋回破碎机。大型铁矿石选厂多用1500mm×2100mm颚式破碎机和1500mm/300mm或1200mm/180mm旋回破碎机。中破碎机选用标准型圆锥破碎机。细破碎机选用短头型圆锥破碎机。磨矿首要选用一段磨矿、二段磨矿和三段磨矿流程。其间有接连磨矿和阶段磨矿或带有选别或带有细筛的磨矿流程。歪头山、金山店、石人沟和漓渚等20多个铁矿具有自磨机70余台，其间较多的是φ5.5m×1.8m自磨机，半自磨技能是向自磨机中参加3%~5%、φ120~φ150mm的钢球，以进步自磨机的处理量，而选用砾磨对一些矿石具有下降球耗和电耗，然后下降选矿本钱的作用。 选矿设备 我国铁矿石选厂有自磨机、棒磨机、砾磨机和球磨机，其间自磨机约占10%，棒磨机和砾磨机约占3%，其他根本上为球磨机，铁矿选矿厂出产中运用最多的是φ2.7m×3.6m和 φ3.6m×4.0 m规格的球磨机。 1、预选设备我国有大石河、水厂、程潮吉山等29个铁矿选矿厂选用干式磁滑轮预选。现在运用较好的有φ800×1400mmCT-108型以及φ1250×1270mm永磁磁滑轮(或称大块磁选机)。 选用密度较低的粗粒加剧剂配制成密度较大的重悬浮液，用重介质振荡溜槽进行铁矿石预选，排出夹石和围岩一般分选粒度为75~10mm处理量较大。选用梯形、矩形、圆形和大粒跳汰机对弱磁性铁矿石进行不同粒度块矿预选的技能是成功的。对15~0mm 矿石选用 ZXY 型圆形跳汰机可预先排出产率约为 13%含铁为 14% 的尾矿;对 3010 mm 矿石选用 AM30 型大粒跳汰机预选可取得较高收回率的高档次铁精矿。 2、磁选设备 细粒磁铁矿湿式磁选用单筒、双筒和三筒永磁磁选机进行分选，有φ 1200×3000 mm (瑞典、芬兰、前苏联) 和 φ 1500×3000mm (前苏联)、φ 1500×1500 mm (Krupp 双筒) 及 CTS、CTB、CTN-1224 型(我国)等各种类型，一段或二段磁选机多选用顺流型底槽;三段或四段为半逆流型;而球磨机排矿直接磁选的多用逆流型。竖式复原焙烧炉曾用于鞍山式赤铁-石英岩进行磁化焙烧，在齐大山、包头和酒钢选矿厂进行焙烧磁选，出产铁精矿。我国有 130 多座竖炉，容积为50m3、70m3、100m3 和 160m3。 反转焙烧炉在捷克和前联邦德国选矿厂进行褐铁矿和菱铁矿的磁化焙烧。各种结构方式的干式感应辊式强磁选机、洪堡Jones 型湿式平环强磁选机和在此根底上开展的多种类型的强磁选机， 以及接连作业的瑞典 Sala高梯度强磁选机在弱磁性铁矿石的选别中取得运用。 3、浮选设备 各种结构类型的浮选机用于处理细粒和微细粒嵌布的贫铁矿石。国内外定型制作和运用的浮选机仍以机械拌和式为主，而且有着同一开展趋势，即跟着细贫难选物料处理量的日积月累，向着充气量满足、出产才能大、电能耗费少、选别目标好以及便于操作和保护等方面开展。代表产品有芬兰OK-16MX-14、WEMCO-144、DR-600H，充气机械拌和式有 BΦP-240、BΦR600 等。 4、重选及洗矿设备多种规格类型的重介质选矿机、跳汰机、旋流器、螺旋溜槽、振荡溜槽、螺旋选矿机、槽式洗矿机、洗矿筒和湿式反转筛取得了广泛运用。关于粗粒或块状矿石混入贫化物料时，多用重悬浮液选矿。有些选矿厂对粒状矿石进行跳汰选矿，关于中细粒矿石首要用螺旋选矿机进行重选。螺旋选矿机在美国、加拿大、瑞典利、比里亚等国家的新老选厂广泛运用。如加拿大卡罗尔选厂选用 4000多台，通过一次粗选和两次精选，直接取得精矿，对粗选尾矿再进行磁选，终究铁精矿档次为 66.5%。 5、电选设备 加拿大北克拉布拉多矿选用出产率为 1.7 t/ h 的电选机分选弱磁性贫铁矿石，取得了满足成果。 6、粒铁炉 德国、捷克、波兰、朝鲜、西班牙和我国选用了出产率为 300~800 t / d 的粒铁炉，处理微细粒嵌布的高硅难选贫铁矿石，目标杰出。 7、脱水设备 浓缩一般选用周边传动或中心传动的浓缩机，还有歪斜板稠密箱。过滤选用圆筒或圆盘真空过滤机、磁滤机以及带式压滤机。筒型内滤式真空过滤机可用于过滤磁选和浮选铁精矿。选用筒型磁滤机过滤磁选铁精矿。选用盘式真空过滤机过滤细粒浮选铁精矿。选用压滤机过滤微细粒矿泥精矿。为处理细粘物料卸料困难的课题，呈现了折带式过滤，机面积已达131.9m2。为了进步微细粒物料过滤的功率，过滤机正围绕着下降滤饼和过滤介质阻力的方向在改善，如增加絮凝剂和助滤剂，选用合理的过滤介质等。陶瓷过滤机即归于织物介质外新式多孔固体介质的运用。 8、精矿和尾矿运送技能 澳大利亚怒江选矿厂选用了φ244mm长约90km的长距离铁精矿运送管道，其泵站配有4×450kW电动机驱动的柱塞泵排出压力105~141MPa运送铁精矿 250万 t/ a，运用率达97%。浓度超越40%的尾矿水力运送技能正在逐步推广之中。 技能进步 1、磁铁矿石选矿 细粒嵌布磁铁矿选矿技能进步。首要表现在选矿工艺的开展和完善、选矿设备的更新和改造、选矿归纳目标的不断进步等方面：(1)选用新式破碎机，或改造旧有圆锥破碎机，或改开路破碎流程为闭路破碎流程，以下降磨矿能耗，减小入磨矿石粒度。近二十多年来，国外呈现了超重型绷簧圆锥破碎机和高能液压圆锥破碎机，以及双轴重型振荡筛，因此呈现了新三段一闭路单段球磨的所谓“新惯例碎磨”流程，使产品粒度到达了7~8mm完成了“多碎少磨”，削减了能耗。进步了磨机处理才能。高压辊磨机现在仅仅广泛用于水泥工业中，有望从水泥熟料的破碎进入铁矿石选厂。超细磨机锋芒毕露磨机衬板的开展阅历了从金属衬板到非金属衬板，再开展到磁性衬板，经济效益明显;(2)遍及选用磁滑轮预选作业，组成预选-磁选流程，以进步磨机处理量才能和原矿档次。我国的实践证明可排出8%、含铁 9% 的大粒脉石，进步入磨档次 2%，电耗下降 2% 左右;(3)改干式自磨为湿式自磨，改闭路湿式自磨为开路或半开路湿式自磨。用直线振荡筛替代一段磨矿分级中的螺旋分级机。在二段分级中选用水力旋流器，以进步磨矿分级功率。(4)遍及选用击振细筛或高频细筛，与磨矿分级分选构成磁选细筛流程，以便在较高收回率条件下，取得含铁65% 以上的优质铁精矿产品;(5) 选用φ1050mm 或φ1250 mm大筒径磁选机以进步磁选才能和精矿档次。如大孤山选用 BX φ1050 mm×2400mm 磁选机台时产值 44.16 t/ h，给矿粒度-0.074 mm 占 78.62%，收回率 99.39%，精矿档次 59.54%，比原磁选机精矿档次进步0.8%。(6)广泛选用磁铁矿石阶段磨矿-磁选流程，以取得高质量的铁精矿产品;(7)加拿大克雷格蒙特选厂选用了“以粒度为根底的 PSM操控”，除了两套正在运用的 PSM-100外，又在磁铁矿收回回路安装了 PSM-200 用于-325 目占 85%~95%的较细磨矿粒度，既坚持了规则的磨矿粒度，一起又能使磨机的处理量最大，然后下降了每吨精矿的本钱。 2、赤铁矿石选矿 细粒嵌布赤铁矿石的开发运用，促进了赤铁矿浮选、重选、强磁选和焙烧磁选等选矿工艺的开展。(1)赤铁矿全浮选流程。选用脂肪酸类阴离子捕收剂，碳酸钠作矿浆调整剂(矿浆pH值为9.10)，浮选赤铁石英岩类型矿石中的赤铁矿，处理了矿浆黏度大，精矿脱水难等问题。选用二段浓缩作业，下降了金属丢失;(2)强磁-浮选流程。首要特色是通过强磁选将矿石中的单体石英和易泥化的绿泥石等脉石矿藏在粗磨条件下排出，成为合格精矿，然后为进一步细磨和浮选发明有利条件;(3)焙烧-磁选流程。选用竖炉对75~20mm赤铁矿石，以焦炉和高炉混合煤气加热与复原，生成人造磁铁矿石，再进行磁选取得铁精矿产品。竖炉复原焙烧鞍山式赤铁-石英岩，具有铁精矿档次65.82%和收回率78.41%的目标。(4)焙烧磁选-反浮选流程。为了进步焙烧磁选铁精矿质量，选用十二胺阳离子捕收剂， 在中性矿浆中进行反浮选。在十二胺用量为 120~180 g/t(对磁选精矿)条件下，得到了铁精矿档次65.85%和收回率75.85%的目标;(5)强磁选流程。前苏联中心采选联合厂商克里沃罗格矿床氧化铁质石英岩的处理，1989年由磁化焙烧转化为强磁选的。新流程投入运转，处理了焙烧发生的尘埃和废气净化问题和每吨精矿约需100m3天然气的高能耗问题，用当量燃料吨数表明的总能耗由磁化焙烧的0.202 降到强磁选的0.054，是氧化铁质石英岩选矿不经焙烧的重大进展;(6)阶段磨矿、重磁-阴离子反浮选流程。齐大山选矿厂选用 MZ-21 高效低耗无毒新药剂和Slon型立环脉动高梯度强磁机，在金属收回率没有下降并坚持选厂原有出产才能的条件下，铁精矿档次到达67.14%，选矿药剂费用下降24.89%，筛选了传统的焙烧磁选工艺，能耗费用下降48.93%，每吨精矿加工本钱下降 3.28%，还杜绝了焙烧运用煤气形成的人身安全和环境污染。 3、磁-赤铁矿石选矿 (1)重选-磁选-浮选流程。鞍山式磁-赤铁矿石在粗磨条件下即有一部分铁矿藏呈单体解离，需及早收回。该流程能取得收回率高的优质铁精矿产品较具竞争力。其首要特色是在一次磨矿旋流器分级后，用螺旋溜槽收回部分粗粒级铁矿藏。细粒级用磁选-浮选流程收回各中间产品兼并后进行二次分级磨矿，再回来分选回路。(2)磁选-重选流程。对细粒嵌布磁-赤铁矿石，我国开展了以磁选收回部分磁铁矿藏，对其尾矿用螺旋溜槽和离心选矿机收回弱磁性矿藏的工艺。(3)接连磨矿-磁选(弱磁-强磁)-反浮选流程。首要特色是选用接连磨矿，将矿石直接磨至单体解离，只操控终究磨矿产品粒度。选用弱磁强磁选能够起到排出尾矿和脱泥的两层作用，减轻或消除矿泥对浮选的有害影响。强磁选脱泥作用最佳。选用反浮选(浮出石英等脉石) 习惯了矿石中磁铁矿、赤铁矿和假象赤铁矿不同份额的改变，尤其是阴离子反浮选对矿泥的习惯才能强，如鞍钢调军台选矿厂根据此流程改造后，在原矿档次29.60% 的情况下，取得了精矿档次 67.59% 以上，尾矿档次 10.56%金属收回率82.24% 的目标。 4、多金属铁矿石选矿 攀枝花冶金矿山公司对钒钛磁铁矿石的破碎产品直接进行细磨，选用一段闭路磨矿和二段磁选一段扫选的工艺流程，得到了含铁51.59%收回率74.47%的铁精矿。关于白云鄂博铁矿，选用弱磁-强磁-浮选联合流程，归纳收回铁、铌、稀土矿藏。其特色是在磨矿粒度到达200目占95%~96%时，用弱磁选收回磁性铁矿藏，以强磁选放弃含铁硅酸盐，并使稀土矿藏、铌矿藏在强磁中矿中开始富集，再从顶用浮选法收回铌矿藏及稀土矿藏。能够得到很好的稀土和铌精矿产品目标，以及档次65.29%收回率为77.13%的铁精矿。

山东金岭铁矿(简称金岭铁矿)所处理的矿石为高温热液接触交代矽卡岩型多金属磁铁矿。矿石类型以磁铁矿为主，其次为矽卡岩磁铁矿及假象赤铁矿。金属矿物主要是磁铁矿，其次为黄铁矿(含钴)、黄铜矿、磁黄铁矿；脉石矿物主要为辉石，其次为绿泥石、金云母、蛭石及少量的方解石。  1 原工艺流程及存在问题　　金岭铁矿选矿厂原工艺流程为：破碎筛分流程为二段一闭路，细碎前设预先筛分，筛上物经磁滑轮预选抛废， 细碎后设检查筛分，筛上物料经磁滑轮预选后返回细碎，形成闭路；磨选流程为一段闭路磨矿后，分级溢流先混合浮选后分离浮选，回收铜、钴，混浮尾矿经三段磁选回收铁。　　原流程存在的主要问题有：　　(1)随着处理量的增大，球磨机已经不能保证磨矿生产工艺要求的细度。　　(2)磁聚机工作状况较差,铁精矿品位波动大;CTB1024磁选机处理能力严重不足,选别效果较差。　　(3)辅助设备也不同程度地存在生产能力不足的问题，制约了生产工艺的选别效果。2 提高铁精矿品位的措施2.1 提高球磨机磨矿细度　　生产实践及试验表明，在一定范围内，磨矿细度每升高1个百分点，铁精矿品位提高0.08个百分点。由于企业发展的需要，选矿厂的铁精粉生产能力由1997年的5万t上升到2001年的67.5万t，球磨机的台时处理能力也相应由28t上升到38t。2.1.1 降低入磨粒度 在矿石性质没有发生大的变化的前提下，选矿厂的磨机处理量提高了27%。从1998年开始，金岭铁矿将入磨粒度从0～20mm降至0～14mm，达到了多碎少磨，提高磨矿效率，降低生产成本，满足生产工艺要求的目的。2.1.2 合理配矿 选矿厂的矿石分别来自召口、侯庄、铁山3个分矿，各分矿的矿石性质差别较大，其可磨性和可选性存在明显差异。为了稳定球磨机的给矿性质，将3个采厂的入磨矿量按照其生产量做了严格的配比。当3个采厂出矿不均衡时，设立缓冲贮矿场以确保入磨矿石的配比。[next]　通过以上两项措施，球磨机的磨矿细度基本稳定在了生产工艺要求的范围之内(见表1)，为稳定提高铁精矿品位创造了条件。表1 1998～2001年铁精矿细度年份/年1998199920002001年处理量/万t52.55860.567.5台时处理量/t30323538球磨机给矿粒度/mm0～200～180～160～14平均细度68686970(-0.074mm含量)/％ 2.2 改造选别流程改善工艺条件2.2.1 选矿厂原磁选流程为三段精选、一次扫选，如图1所示。CTB1024磁选机台时处理能力为70～130t，而磨机的台时处理量为140t，已大大超出其原始设计的处理能力，因而CTB1024磁选机已经不能满足生产要求。具体表现为：磁选机作业空间不够，冲散水添加不足，作业浓度很高，无法达到25%～35%的适宜的作业浓度要求，从而导致其选别效果不佳，影响了铁精矿的质量；磁聚机的操作条件比较复杂，工作状况极不稳定，选别效果差,产品质量波动很大,同时,返回的扫选精矿品位很低,又严重影响了磁聚机精矿的质量。[next]    1998年8月金岭铁矿将一、二段磁选机改为CTB1030磁选机，三段磁选以CTB1024 磁选机代替磁聚机，去掉了扫选作业。2000年又将三磁磁选机改为CTB1030磁选机，新流程如图2所示。CTB1030磁选机满足了生产要求，提高了磁选流程的处理能力，降低了磁选的作业浓度，磁翻滚次数增加一次。磁选机代替磁聚机，疏通了工艺流程，稳定了铁精矿的质量。改造后，磁选工艺年处理精矿能力达到了70万t，同时，新工艺和新设备对提高铁精矿品位和铁金属回收率都起到了关键作用。[next]2.2.2 改造铁精矿过滤机  从1998年8月到1999年11月，先后对4台过滤机进行了改造，将过滤机的磁包角由31°增大到39°。磁滤机改造后，其吸附面积增大，过滤机的单位处理能力提高了25%，有效地解决了处理量加大所带来的压力。同时，沿圆周方向上增加了两组磁块，增加了铁精矿在吸附区的磁翻滚次数，有利于夹杂在磁性矿物中的脉石被清洗出来，进一步提高了铁精矿的品位。2.3 积极应用新设备提高装备水平2.3.1 CTDG1010N型永磁干式磁选机的应用  原预选抛废设备为1030mm×1045mm水冷式电磁磁滑轮。该设备存在诸多缺点：(1)磁场力及其作用深度小，造成金属流失；(2)磁系设计不合理，废石夹杂于磁性矿石中间，影响精矿质量；(3)结构复杂，故障频繁，影响工艺流程的正常生产。1998年8月，以CTDG1010N 型永磁干式磁选机代替了原有的电磁磁滑轮。CTDG1010N型永磁干式磁选机磁系设计合理，场强高，磁场作用深度大。改造后，沿圆周运动方向产生磁翻滚，每年多抛废石11520t，同时，入磨粉矿的铁品位提高了1～2个百分点，对提高铁精矿的品位起到了重要作用。[next]2.3.2 磁选尾矿泵改造一磁、二磁磁选作业的尾矿泵原为8/6E-AH渣浆泵，其处理能力最大为400m3/h。球磨机处理量加大以后，渣浆泵处理能力的不足制约了磁选机吹散水的加入，影响了一磁、二磁的作业浓度。2000年12月，投资12万元完成了磁选尾矿泵改造，改用200ZGB渣浆泵。改造后，尾矿泵满足了生产需求，一磁、二磁磁选机达到了理想的工作状态，优化了磁选机的选别效果。并且，尾矿泵的实耗功率降低40kW，每年节电30多万kW.h。3 生产指标及经济效益分析　　以上措施的应用，使铁精粉品位呈逐年上升趋势。2001年，铁精粉外运发车合格率(精矿品位不小于65.50%)已达100%，发车平均品位为66.37%。改造前后铁精矿指标对比情况见表2。表2 改造前后铁精矿指标对比项 目改造前改造后(1997年)1998年1999年2000年2001年铁精矿发车品位/%65.5465.8465.8866.0166.37铁精矿产量/万t46.552.55860.567.5     由表2可以看出，从1997年到2001年，在铁精矿产量稳步上升的同时，铁精粉品位提高了0.83个百分点。按销售合同，每提高0.1个品位可获经济效益0.7元，则年均增加效益160余万元。

选用选择性絮凝阳离子反浮选处理微粒嵌布的低档次铁矿石。矿石中首要的含铁矿藏是假象赤铁矿和赤铁矿。铁矿藏嵌布粒度平均为0.01～0.025mm。脉石矿藏除石英外，还含有少数的钙、镁、铝矿藏。原矿含铁35%，含硅45%。用水玻璃和为矿泥的涣散剂并将矿浆pH值调至10～11，参加玉米淀粉，拌和后的矿浆进入稠密机进行选择性絮凝脱泥。在稠密机中石英矿泥呈溢流排出，稠密机的沉砂就是絮凝精矿。当稠密机的给矿含铁35%～38%时，排出的溢流含铁12%～14%，沉砂含铁44%，浓度为45%～60%，沉砂再经矿浆分配器进入拌和槽，然后参加玉米淀粉作抑制剂，用胺类捕收剂进行脉石矿藏的反浮选。终究精矿含铁65%，含石英5%，铁的回收率为70%左右。该厂选用选择性絮凝反浮选处理细粒贫赤铁矿的作用较好，其首要特点是：1)细磨：选用“自磨-细碎-砾磨”两段闭路的磨矿流程，选用大型湿式自磨机(φ8.2m×4.4m)和大型砾磨机(φ4.7m×9.1m)配套购。按1：2平衡两段负荷，加上旋流器分级的使用，使工业生产到达细磨(80%小于0.025mm)的要求，给选择性絮凝浮选发明了条件。2)絮凝脱泥：涣散剂参加磨机中，节省了辅佐设备，强化了涣散作业但并未影响磨矿分级。3)反浮选：用胺作捕收剂，高浓度调浆后，只粗选一次得精矿。泡沫中搀杂的铁矿藏，用加强扫选次数的办法削减。4)回水使用：工业上成功地使用絮凝剂及石灰别离处理回水。简而易行。回水使用率达95%，下降药耗和本钱，削减了环境污染。5)精矿脱水：因为精矿粒度细不易脱水，故选用了三段脱水流程。絮凝作用是首要使细粒铁矿藏构成絮凝团下沉，然后通过浓缩脱除部分涣散悬浮的脉石矿泥，这一进程能够进行几回。而得到铁的粗精矿，但这种粗精矿往往达不到质量要求，要进一步进行反浮选以进步铁精矿的档次。反浮选时首要在矿浆中参加铁矿藏的抑制剂，然后用阳离子捕收剂或阴离子捕收剂进行反浮选。当用阴离子捕收剂进行反浮选时，还要参加Ca2+作石英的活化剂，并将矿浆的pH值调整到11左右。通过反浮选后，槽中产品为铁精矿，泡沫产品为尾矿。

低档次铜渣的浸工艺：一种浸沉积法处理低档次铜渣或氧化铜矿的工艺，其特征是1)破碎：将铜渣(铜矿石)破碎到粒度小于50mm。选用一般鄂式破碎机即可。2)球磨：在球磨机内将破碎后的铜渣(铜矿石)磨细到90%以上的颗粒能经过160目筛(粒度-160目～300目)。3)浸出：在液温40～50℃，常压下在高效拌和浸出槽内进行，浸出剂液固体积比为3～6∶1，浸出液中硫酸铵浓度为100～400Kg/m↑[3]，石灰参加量为30～130Kg/m↑[3]，拌和浸出6～8小时，浸出液含铜量10-50g/l，尾气用真空喷射泵以稀硫酸作为吸收剂收回，出产副产品硫酸铵。4)过滤：浸出后的混合液选用真空转鼓式过滤机接连过滤、接连洗刷，主动卸渣。洗水选用浸出液沉积铜的母液(PH≥7.5)以进一步进步铜收回率，洗液回来浸出进程重复使用。5)酸化：将过滤后所得浸出液选用浓硫酸酸化，浓硫酸边缓慢参加，直至PH=3～4。机械拌和速度为200～500转/分，液温40～50℃。6)沉积：将酸化液边拌和边缓慢参加碳酸铵至C↓[u]↑[2+]沉积彻底(此刻溶液由兰色变为无色)。机械拌和速度为100～200转/分，温度40～50℃。7)沉积分度：选用三足离心机别离沉积和残液，残液用石灰调PH≥7.5时回来洗浸出渣。8)沉积滤饼洗刷：离心别离所得滤饼为碱式碳酸铜(含少数SO↓[4]↑[2-]离子)，在离心机内选用60～80°热水洗刷至无SO↓[4]↑[2-]为结尾。9)烘干：在烘箱80～120℃枯燥即得较纯洁的碱式碳酸铜。10)煅烧：将碱式碳酸铜在电阻炉中以220～300℃温度煅烧，即得制品一级氧化铜(CuO≥98%，粒度≤200目)。

碳酸锰矿石节理发育，性脆，在开采、运输和破碎等过程中容易泥化；氧化锰矿石的含泥率最低为10%～30%，最高则达70%～80以上。因此，筛分、分级和洗矿相当重要。氧化锰矿的选矿多采用洗矿—分级—重选—强磁选联合流程，也有采用浮选法分选的。洗矿和分级常是不可分割的两部分，通过洗矿和分级将与矿石团聚在一起的粘土脉石破碎、分散和分离，以提高入选矿石品位。常采用的设备有振动筛、槽式洗矿机和螺旋分级机等。       重选采用跳汰机和摇床将锰矿物和脉石矿物分离。也有采用重介质选矿工艺的。当处理放电氧化锰矿时，原矿经过重选后，MnO2含量可提高10%～15%，精矿锰回收率在75%以上。强磁选发展较快，应用日益扩大，当入选粒度为-12mm时用CS-2型粗粒强磁场选机；入选粒度为-7mm时用CS-1型中粒强磁场磁选机；入选粒度为-1mm时用ShP型湿式强磁场磁选机及高梯度磁选机等。浮选是分选细粒锰矿物的有效方法。