对砂金矿来说，用电选精选也是很有效的一种方法。砂金矿用重选（摇床或溜槽，螺旋选机等）选使重矿物富集,再用磁选与电选配合，提高黄金品位。我国对某矿进行了试验，获得了显著效果。    原矿(粒度为-2mm)用摇床选别，含黄金120.36g/t,重砂矿物为：磁铁矿30%,钛铁矿10%石英、长石25%,锆英石7%，角闪石10%，独居石3%，褐铁矿8%，石榴石2%，其他云母，电气石等5%左右。进入电选时,将物料分为+70和-70目两级。    电选流程比较简单，均采用一次粗选,一次扫选。证明磁选尾矿采用高压电选,可使金回收率达93.91%，进入电选的黄金为387.22g/t，电选后+70目和-70目黄金精矿可富集到13480.93g/t，中矿为1147.38f/t,如再将中矿进一步电选，黄金回收率可进一步提高。    磁性产物用弱磁选将磁铁矿分出后,采用上述近乎相同的流程,所得黄金粗精矿为24.13g/t,中矿和尾矿不含黄金。    其选别流程如图1所示。 图1    砂金矿精选流程图     从上述简单流程试验清楚说明，某砂金矿的重砂矿物采用磁选和高压电选相配合，分选效果是很显著的,磁选尾矿进行电选时，原矿含黄金387.22g/t，经电选后黄金精矿可富集到13480.93g/t，而回收率可达93.91%；扫选所得中矿黄金含量为1147.38g/t，回收率为5.24%。

1、简介     韶关精选厂是处理粤北区域各小钨矿出产的粗钨精矿会集精选厂。其钨精矿产量约占全国钨总产值的十分之一。     钼矿藏是精选厂重要的收回目标。据1980年测定，当选物料中二硫化钼的含量为0.37%，月产钼金属量达2.7t。其间的76.5％来源于红岭、师姑山、瑶岭三个矿山。     2、钼收回工艺     由粤北区域各小矿山送来的粗钨精矿先经破碎筛分、磁选、台浮，选出合格钨精矿，见图1；一起产出硫化物混合精矿。     硫化物混合精矿分选工艺随质料而变，法优先浮钼工艺见图2，该法适用高铜钨中矿，含铜1.5%~3.6%、含MoS2为0.35%~0.85%。   图1  韶关全硫浮选流程   图2  硫化物分选流程 [next]     韶关精选厂选用法进行铜铋别离已使用18年。硫化物混精经再磨后再经硫化矿全浮，增加黄药870g/t、2#油65g/t。所得混精参加1800g/t进入钼精选段，获合格钼精矿。抬浮尾矿送回重选作业。钼浮选尾矿进入浮铜段，槽内产品为铋精矿；泡沫产品进摇床进行铜-铋进一步的分选。     别离法收回钼的工艺见图3。该法适用于低铜钨中矿。质料大多来自瑶岭、梅坑、大笋等矿，含铜往往为0.19%~0.94%，含MoS2约0.3%。它们经重浮回路获抬浮粗精矿后，再经再磨、全浮、获铜-铋-钼混合精矿，然后参加按捺铜矿藏浮选，并精选，获扫选尾矿为铜精矿，泡沫产品再加抑铋浮钼，获钼精矿和铋精矿。   图3  化法别离工艺       西华山从1965年收回钼、铋。铜-钼-铋分选的质料——混合硫化物粗精矿系钨粗精经抬浮或全硫浮选所脱除的硫化矿藏，首要成份见下表。选矿流程见图4。   表3-42  西华山硫化物混合粗精化学分析  元素MoBiCuPbZnWO3FeSAsSiO2含量（%）1.651.50.691.692.01.5834.237.097.689.76   图4  西华山钨矿钼、铋、铜浮选矿流程       在两次拌和中加5000g/t，拌和后加清水清洗，脱水再磨。     选别中加石灰调pH=9，参加按捺黄铁矿和铜矿藏，黄药和火油作捕收剂，2#油作起泡剂。    钼精矿含钼47%以上，收回率达95%。铋精矿含铋20%，收回率75%。

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%。

镍矿石首要分硫化铜镍矿和氧化镍矿，两者的选矿和加工办法彻底不同。 硫化铜镍矿石的选矿办法，最首要的是浮选，而磁选和重选一般为辅助选矿办法。浮选硫化铜镍矿石时，常选用浮选硫化铜矿藏的捕收剂和起泡剂。断定浮选流程的一个根本原则是，宁可使铜进入镍精矿，而尽可能防止镍进入铜精矿。因为铜精矿中的镍在冶炼过程中丢失大，而镍精矿中的铜能够得到较彻底的收回。铜镍矿石浮选具有下列四种根本流程。 直接用优先浮选或部分优先浮选流程：当矿石中含铜比含镍量高得多时，可选用这种流程，把铜选成独自精矿。该流程的长处是，可直接取得含镍较低的铜精矿。 1)混合浮选流程：用于选别含铜低于镍的矿石，所得铜镍混合精矿直接冶炼成高冰镍。 2)混合—优选浮选流程：从矿石中混合浮选铜镍，再从混合精矿平分选出含低镍的铜精矿和含铜的镍精矿。该镍精矿经冶炼后，取得高冰镍，对高冰镍再进行浮选别离。 3)混合—优先浮选并从混合浮选尾矿中再收回部分镍：当矿石中各种镍矿藏的可浮性有很大差异时，铜镍混合浮选后，再从其尾矿中进一步收回可浮性差的含镍矿藏。 铜是镍冶炼的有害杂质，而在铜镍矿石中铜档次又具有工业收回价值，因而铜镍别离技能是铜镍矿石选矿中的一个重要课题。铜镍别离技能分为铜镍混合精矿别离和高冰镍别离工艺两种。一般，前者用于铜镍矿藏粒度较粗且互相嵌布联系不甚严密的矿石，后者用于铜镍矿藏粒度细且互相嵌布非常细密的矿石。 金川铜镍矿是大型金属共生硫化铜镍矿。其榜首选矿厂选矿工艺流程首要包含：破碎为三段一闭路流程;磨矿和浮选工序改造为三段磨矿、三段浮选流程。 现在铜镍硫化物矿石首要选用火法冶炼。金川镍矿也不破例，其根本流程分备料(焙烧)—熔炼—吹炼—精粹(电解)等环节。因为该矿归于蛇纹石类型矿石，铜镍矿藏互相细密嵌布，直接选用机械选矿办法进行铜镍别离有困难，因而选用高冰镍浮选别离技能。铜镍混合精矿经转炉熔炼成高冰镍，然后经破碎和磨浮工艺，终究电解成终究产品——电解镍。 吉林磐石矿也是铜镍矿，其选矿工艺流程选用三段一闭路碎矿，阶段磨矿，铜镍混合—别离浮选，镍精矿三段脱水、铜精矿两段脱水的工艺流程。 氧化镍矿现在多选用破碎、筛分等工序预先除掉风化程度弱、含镍低的大块基岩。因为氧化镍矿中的镍常以类质同象涣散在脉石矿藏中，且粒度很细，因而不能用机械选矿办法予以富集，只能直接冶炼。   氧化镍矿的冶炼富集办法，可分为火法和湿法两大类。前者又可分为造硫熔炼、镍铁法和粒铁法;后者又有复原焙烧-常压浸法、高压酸浸法等。

镍矿石首要分硫化铜镍矿和氧化镍矿，两者的选矿和加工办法彻底不同。硫化铜镍矿石的选矿办法，最首要的是浮选，而磁选和重选一般为辅助选矿办法。浮选硫化铜镍矿石时，常选用浮选硫化铜矿藏的捕收剂和起泡剂。断定浮选流程的一个根本原则是，宁可使铜进入镍精矿，而尽可能防止镍进入铜精矿。因为铜精矿中的镍在冶炼过程中丢失大，而镍精矿中的铜能够得到较彻底的收回。铜镍矿石浮选具有下列四种根本流程。 直接用优先浮选或部分优先浮选流程：当矿石中含铜比含镍量高得多时，可选用这种流程，把铜选成独自精矿。该流程的长处是，可直接取得含镍较低的铜精矿。1、混合浮选流程：用于选别含铜低于镍的矿石，所得铜镍混合精矿直接冶炼成高冰镍。2、混合—优选浮选流程：从矿石中混合浮选铜镍，再从混合精矿平分选出含低镍的铜精矿和含铜的镍精矿。该镍精矿经冶炼后，取得高冰镍，对高冰镍再进行浮选别离。3、混合—优先浮选并从混合浮选尾矿中再收回部分镍：当矿石中各种镍矿藏的可浮性有很大差异时，铜镍混合浮选后，再从其尾矿中进一步收回可浮性差的含镍矿藏。铜是镍冶炼的有害杂质，而在铜镍矿石中铜档次又具有工业收回价值，因而铜镍别离技能是铜镍矿石选矿中的一个重要课题。铜镍别离技能分为铜镍混合精矿别离和高冰镍别离工艺两种。一般，前者用于铜镍矿藏粒度较粗且互相嵌布联系不甚严密的矿石，后者用于铜镍矿藏粒度细且互相嵌布非常细密的矿石。金川铜镍矿是大型金属共生硫化铜镍矿。其榜首选矿厂选矿工艺流程首要包含：破碎为三段一闭路流程；磨矿和浮选工序改造为三段磨矿、三段浮选流程。现在铜镍硫化物矿石首要选用火法冶炼。金川镍矿也不破例，其根本流程分备料（焙烧）—熔炼—吹炼—精粹（电解）等环节。因为该矿归于蛇纹石类型矿石，铜镍矿藏互相细密嵌布，直接选用机械选矿办法进行铜镍别离有困难，因而选用高冰镍浮选别离技能。铜镍混合精矿经转炉熔炼成高冰镍，然后经破碎和磨浮工艺，终究电解成终究产品——电解镍。吉林磐石矿也是铜镍矿，其选矿工艺流程选用三段一闭路碎矿，阶段磨矿，铜镍混合—别离浮选，镍精矿三段脱水、铜精矿两段脱水的工艺流程。氧化镍矿现在多选用破碎、筛分等工序预先除掉风化程度弱、含镍低的大块基岩。因为氧化镍矿中的镍常以类质同象涣散在脉石矿藏中，且粒度很细，因而不能用机械选矿办法予以富集，只能直接冶炼。氧化镍矿的冶炼富集办法，可分为火法和湿法两大类。前者又可分为造硫熔炼、镍铁法和粒铁法；后者又有复原焙烧-常压浸法、高压酸浸法等。

自然界已发现的钨矿物约有20种，其中具有工业价值的为黑钨矿和白钨矿两种。钨矿石一般也分为黑钨矿类和白钨矿类。我国是世界上钨矿最丰富的国家，石英脉型钨矿占我国当前开采量的90%以上，钨矿物以黑钨矿为主，常含有白钨矿，另有锡石、辉钼矿、辉鉍矿、黄铜矿、黄铁矿、方铅矿、闪锌矿等金属矿物，非金属矿物以石英、长石、云母为主。    黑钨矿的主要选矿方法是重选，粗、中粒用跳汰机，细粒用摇床。在重选过程中，一些密度较高的矿物，如锡石、白钨矿和大多数的硫化矿，都伴随黑钨矿一道进入粗精矿中。因此，需要精选以提高钨精矿的品位，同时回收各种副产品。    黑钨矿属于弱磁性矿物，而锡石、白钨矿是非磁性矿物，因此，利用磁选法可将它们分开。下图是我国某钨矿精炼厂钨粗精矿磁选精选流程：分选前将物料用对辊机破碎到-3mm，筛分成0.83～3mm、0.2～0.83mm和0～0.2mm三级，分级磁选得到黑钨精矿。 某钨矿精炼厂钨粗精矿磁选精选流程     其中0.83～3mm的磁选尾矿，经对辊机破碎到1.17mm以下，使钨的连生体解离，再分级磁选，各粒级磁选作业的次数，视物料的性质而定。使用ø900mm单盘磁选机分选，磁场强度为955～1194kA/m。分选过程除可调整电流、电压、极距和给料粒度外，物料水分和铁污染的程度也会影响分选指标。磁选尾矿包含白钨矿、锡石和硫化矿，可用其他方法综合回收。    磁选分选结果见下表： 磁选分选结果产品名称产率品位/%回收率/%/%WO3SnSWO3Sn原矿10056.984.21　100100黑钨精矿70.270.930.130.4887.312.17中矿I2.3724.210.88　10.5中矿II1.934.23.88　1.141.75尾矿22.5220.82①17.469.028.2393.37破碎粉尘1.3244.872.4　1.040.75磁选粉尘0.6449.872.19　0.560.33风机粉尘0.7537.745.82　0.491.03铁屑0.1155.763.79　0.110.1片状钼矿0.1914.43②　　0.05　注：①白钨矿的品位为18.41%WO3;②筛分得出，含35.21%Mo。

依据材料报导，已探明的辉钼矿储量中有30%是与其它矿藏共生的、首要赋存在斑岩铜矿床中。各国钼的出产，除美国、加拿磊及我国有单一钼矿床外，约有三分之一以上的钼是从斑岩铜矿中作为副产品收回的，秘鲁、智利的钼悉数来自铜选矿厂，美国和加拿大也有适当部分钼来自铜选矿厂。我国斑岩铜矿的选矿开展较晚，现在首要是德兴铜矿，此外有小寺沟、宝山、铜山口和白乃庙铜矿等。研讨从斑岩铜矿中收回钼的工艺对加快开展我国钼选矿技能是有利的。本文首要讨论从斑岩铜矿中浮选出含钼的铜精矿再进行铜钼别离及钼精矿除杂的技能问题。 斑岩铜矿床一般都是大型低档次矿床，含铜0.5－0.8%，含钼0.01—0.03%，含铜量为含钼量的几十倍至近百倍。关于这种矿石，选矿流程均选用铜钼混合粗选，粗精矿再磨后精选得到含钼的精选。 一、铜钼别离 现在铜钼别离有两种工艺，一是抑钼浮铜，另一是抑铜浮钼。 抑钼浮铜工艺操作杂乱、本钱较高，钼收回率不太高。现在出产上选用该工艺的仅有美国的宾厄姆(Bingham)铜矿，该矿建有铜浮选、铜尾矿再选厂及钼收回厂。钼收回厂有两处产出钼精矿。一处是来自铜浮选厂的粗铜精矿用乙基黄药浮铜，糊精抑钼工艺进行钼铜别离。另一处是在上述产出钼精矿的一起，铜精矿泡沫经精选，所得精选尾矿与铜尾矿再选厂来的精矿兼并，经稠密、过滤、滤饼焙烧处理后，从头调浆，加燃料油浮钼，加诺克斯抑铜、铁，加硅酸钠抑脉石，浮选泡沫经三次精选得到第二个钼精矿产品，而槽底为第二个铜精矿。 不久前封闭的美国银铃（Silver Bell）铜选厂也选用抑钼浮铜工艺。 抑钼浮铜工艺用的钼按捺剂首要有糊精、淀粉、阿拉伯胶及其它有机胶类。不久前美国专利号2187930介绍一种酒精与芳香族硫酸的凝缩产品可作为辉钼矿的按捺剂。 广泛选用的是抑铜浮钼工艺，辉钼矿晶体结构上以S—Mo—S呈层摆放，层与层之间以S—S键处而成薄片状，呈疏水性，具有天然可浮性。只需在过磨时才有部分破碎发作在S—Mo键而事必定程度的极性（亲水性），又因为矿藏共生联系使辉钼矿的可浮性遭到搅扰，一起在铜钼别离的前段作业铜钼混合浮选时，运用的各种药剂也影响辉钼矿的可浮性，别的，不同的铜矿藏也要求别离药剂要有针对性。因而，抑铜浮钼的浮钼远比单一钼矿要杂乱得多。 在实践出产中，铜钼别离前，常选用下述办法增大铜钼可浮性的不同：①进行铜钼混合精矿浓缩脱药，削减混选药剂对别离的的影响，有的乃至过滤，滤饼从头调浆再进行别离。②加热处理，包含矿浆蒸气加热和虑饼低温焙烧。意图均是损坏铜表面上吸附的捕收剂，并形成铜必定程度的氧化表面，使铜可浮性下降。③加氧化剂如过氧化氢，使铜表面吸附的捕收剂发作氧化而掉落。选用哪种办法要依据不同铜矿藏来断定，也要从经济效益来衡量。 1、铜矿藏为黄铜矿，一般运用硫化物作为铜按捺剂。国外一般选用及为铜按捺剂，用于铜钼别离及钼精选的前段，而用于钼精选的后期。苏联和我国则运用。有时在加硫化物之前加硫化铵预处理有优点。运用磷诺克斯（一般简称诺克斯）或亚铁也可取得满足成果，如美国的雷依（Ray）、矿藏园（Mineral Park）铜选厂。运用硫化物作铜按捺剂，要求矿浆呈碱性，并分批添加，防止硫化物氧化糟蹋。的用量一般在8—30公斤/吨混合精矿。 一般以为，在加按捺剂之前，选用蒸吹是最有用的别离办法。选用硫化物作按捺剂的铜选矿厂实例见表1。 表1  运用硫化物按捺法的铜选厂实例2、铜矿藏为辉铜矿。一般运用砷诺克斯和亚铁作按捺剂。有的加氧化剂如过氧化氢、次、等预处理。钼精选后期常加。运用亚铁时，矿浆pH值应在7.5—8.5之间，不得超越8.5。智利的丘基卡马塔（Chuguicomata）是典型比如。 丘基卡马塔的矿石储量达100亿吨，选厂处理量7200吨/日，是国际特大型矿山之一。当选矿石以辉铜矿和黄铁矿为主，含铜高达2.1%、含钼0.05%、含铁1.8%，是一个可贵的高铜高钼的斑岩矿体。 选厂的选钼工艺为，来自稠密池沉砂的含钼铜精矿，经两台串联擦拭机，高浓度激烈拌和，擦拭掉铜精矿表面的药剂膜，下降铜可浮选，然后调浆粗选。粗选时参加辉铜矿按捺剂Anamol D（砷诺克斯）及。粗选槽底为铜精矿。粗选泡沫经一次精选，所得泡沫经稠密脱药后进行三次精选。四精选泡沫进入再磨机后进行第五次精选，得到合格钼精矿。 铜钼别离运用Anamol D是依矿石性质由（As2O3）与（Na2S）I不同份额制造的。运用时酸成20%水溶液。Anamol D的75%加在粗选，10%加在一精选，而二、三、五次精选各加5%，总用量1.1公斤/吨钼精矿。别离加在三精选和五精选，总用量1.1公斤/吨钼精矿。所获铜精矿档次40—42%，收回率90—92%；钼精矿档次53—55%。收回率65%。年产钼精矿达1.2—1.5万吨，适当于一个大型钼选厂的产值。 智利的埃尔萨尔瓦多（EL Salvador）和秘鲁的托奎帕拉（Toguepala）也归于典型辉铜矿的选矿办法。 3、混合型铜矿藏。如斑铜矿，选用黄铜矿为主的按捺剂如硫化物和诺克斯。美国的平托瓦利（Pin Tovalley）、巴格达德（Bagdad）；加拿大的加斯佩（Gaspe）和洛奈克斯（Lornex）就归于此类。 按捺剂的挑选与按捺办法受铜钼别离前段作业－铜钼混合浮选所用药剂的影响。一般在铜钼混合浮选时，首要从选铜视点挑选药剂，大都运用黄药及黄药酯Z－200，没有独自运用黑药，黑药总是和其它捕收剂混合运用。 以黄铜矿为主的铜矿藏，混合浮选运用黄药，在铜钼别离时，独自运用亚铁作用不太抱负；用蒸吹加热法损坏黄铜矿上吸附的黄药作用也不显着。较好的办法是在必定pH值下用过氧化氢进行预处理后，再用亚铁。 对以辉铜矿为主的铜矿藏，混合浮选用黄药，则在铜钼别离时，用亚铁预处理后再用其它按捺剂是有用的办法；用范气加热损坏辉铜矿表面吸附的黄药也是可行的；加氧化剂氧化辉铜矿表面吸附的黄药也是遭到重视的办法。 当运用黑药混合捕收剂时，则铜钼别离时，运用一般氧化剂，及至过氧化氢也难以损坏铜矿藏表面吸附的黑药；用蒸汽加热法可到达必定意图。而只需用硫酸这种强氧剂才见效。所谓“莫伦西”铜钼别离法，就是针对在混合浮选时运用黑药及石油混合物起泡剂，而铜钼别离时用石灰蒸煮对除掉铜表面的黑药作用不大；用低温焙烧，经济上又不合理；选用糊精抑钼浮铜，又因粗选用了石油混合物而按捺作用欠好，而选用强氧化剂硫酸除掉黑药的办法。 莫伦西铜矿的铜钼别离工艺首先把来自铜精矿稠密池的沉砂在拌和槽内加硫酸及亚铁，粗选槽底便为铜精矿，粗选泡沫进行稠密脱药，沉砂从头加硫酸及亚铁拌和后进行一次精选，精选泡沫又加硫酸、亚铁及多硫化物进行拌和、浮选。二精选泡沫加亚铁拌和、浮选，三精选泡沫再经稠密、过滤、进行再磨，最终再经6次精选，才得到合格钼精矿，最终一次精选要用高浓度溶液。此法对操作条件要求严厉。 日本专利昭45－35162提出处理用黑药浮选铜钼混合精矿后进行铜钼别离的办法：首先把铜钼混合精矿泡沫浓缩到40－60%固体，然后加燃油及可溶性金属硫酸盐（如硫酸铜、硫酸锌），加酸使矿浆pH值在5.5－7.5之间，再加氧化剂（如过氧化氢、过），最终加铜按捺剂（如亚铁、诺克斯或等），可使铜钼别离到达较抱负的成果。 二、氮气作铜钼别离的充气介质 从铜钼混合精矿中别离收回钼精矿，铜按捺剂费用简直占钼精矿本钱的70－90%。因而下降这部分药剂耗费是铜钼别离的关键技能经济问题。为减滗按捺剂耗费，人们曾加热矿浆，使矿浆中氧含量削减，铜表面发作轻度氧化；添加石灰用量，提搞pH越王值起到维护SH－的作用；选用加按捺剂之前先加硫化铵拌和；乃至选用把铜钼混合精矿在大气下堆积必定时间，让空气缓慢氧化铜表面。这些办法有必定作用，也在某些厂矿出产中选用。直到1972年有人实验证明在铜钼别离时选用氮气或其它惰性气体作充气介质能够使铜按捺剂用量削减到1/5－1/2，然后取得专利。因外自八十年代已推行这项技能，取得可喜作用。1981年秘鲁的夸霍内（Cuajone）第一个成功地在出产中运用氮气，使按捺剂Anamol D用量削减50－70%。直布罗陀（Gibraltor）铜矿在氮气的实验和工业应用上做了许多的作业。实验证明运用氮气、用量由运用空气时的9250克/吨降至2200克/吨，即节约76.2%。该厂的别离流程及工艺条件见图1。该矿还进行了三种发生560米3/时的氮气发作器（制冷型、焚烧型及加压旋回吸附型）的技能经济比较，以便找到经济效益最佳的氮气发作器。图1  直布罗陀铜钼别离流程 美国双峰选矿厂氮气实验成果见图2。由图显着看出，当用空气作充气介质时，在浮选某一时间，呈现按捺剂俄然失掉功效的象现，而用氮气，整个浮选过程中，按捺作用简直是稳定的。现在国外的皮马、塞浦路斯、阿奈麦克斯、洛奈克斯、加斯佩和海芒特等铜选厂都运用氮气，一般可节约铜按捺剂50－75%。 跟着氮气在铜钼别离中的日益广泛应用，人们进一步对浮选设备、氮气收回等技能问题进行改善。美国威姆科设备公司规划并出产了一种1.7米3的密闭式威姆科浮选机，包含氮气的制备及氮气的循环运用设备，出产中还有把氮气与浮选柱一起运用的比如。 三、钼精矿中杂质的去除 按我国钼精矿标准或国际商场对钼精矿质量的要求，除了钼含量要到达必定目标外，其它杂质也有必要低于某一目标，否则将下降报价形成经济丢失。 在钼精矿中常见的杂质有铜、铁、铝、锡、钨、硅、钙等。 在辉钼矿选矿过程中，从工艺流程到药剂准则已考虑到杂质的按捺。但因为矿石性质的杂乱性，在选矿过程中还要对杂质采纳特定的药剂处理，保证钼精矿中杂质含量在标准以下。下百对各种杂质的去除作简略介绍。 （一）二氧化硅 辉钼矿大都赋存在石英脉中，尤以斑岩和矽卡岩居多，其成分首要是二氧化硅。在选矿过程中，一般选用水玻璃来按捺二氧化硅。因为部分二氧化硅与辉钼矿亲近共生，激烈按捺二氧化硅，会形成共生的辉钼矿丢失。因而只需再磨到必定细度，使辉钼矿单体解离，才干下降二氧化硅含量；另一方面，因为辉钼矿忌讳过磨，因而，经过再磨使辉钼单体解离有必要是逐渐的，即要采纳多段磨矿的办法。金堆城钼矿的实验充沛说这一联系。表2是钼精矿的筛析成果。从表中看出只需磨到0.034毫米粒级，辉钼矿档次可达51%以上，一起二氧化硅含量降到6%以下。图3是再磨段数与钼精矿档次的联系，明显再磨段数多时，精选次数削减，并且钼档次显着提高，相一色二氧化硅含量也就下降。 表2  钼精矿的筛析成果（%）按捺二氧化硅除水玻璃外，还可用钠、六偏磷酸钠和焦磷酸钠等，也可与CMC混合运用。 （二）层状硅酸盐（如滑石等） 这类矿藏的可浮性很好，与辉钼矿可浮性极为附近，因而两者别离适当困难，而往往形成辉钼矿质量不合格。为此含有滑石的选厂如美国的皮马厂选用把含滑石的辉钼矿选用弱碱强酸盐如硫酸铵溶液处理，然后用强碱弱酸盐如硅酸钠溶液再处理后进行辉钼矿浮选。而双峰选矿厂选用磺化木素按捺辉钼矿进行反浮选，作用令人满足。该矿因为许多滑石存在，致使钼精矿含钼只需20－40%。选用磺化木素加石灰浮，操控pH为11.5抑钼浮滑石，经一粗二精除掉滑石，槽底为钼精矿，含钼达47%，收回率为85－92%。磺化木素用量依含钼量而定，一般8－12公斤/吨精矿。也有选用在钼精稑这程加硫酸锌或硫酸铵充沛拌和，精选最终作业再加水玻璃一般也能够到达意图。 （三）碳 钼精矿中碳首要是矿石中自身自有的，也有来自铜钼别离时运用的不纯而带来的。现已查明，存在于钼精矿中的碳有三种类型，即沥青类、石墨类及类煤。碳的可浮性很好，一般随泡沫进入钼精矿，形成钼精矿档次下降或不合格。 关于沥青类的碳，如科贝尔选矿厂，该矿含有许多硬沥青；他们选用在专门槽内将不合格钼精矿进行激烈擦拭，然后把一次精选的精矿经旋流器处理，把含沥青的溢流归入钼粗选尾矿中。现在又改为用Bartlex溜槽及Wiltley摇床脱除沥青。 艾兰铜矿也含沥青，他们曾实验六种除碳办法，以为最经济的办法是运用水力旋流器，其规格为直径2.54厘米，锥角60度（俗称小直径大锥角的旋流器），选用两段旋流器组合，依据不同组合办法能够操控档次和收回率。六种除碳法的成果见图4，两段旋流器的组合见图5。图4  六种处理方汉的脱碳率与钼收回率图5  两段旋流器回路组合 关于石墨类的碳，如我国的铜山口铜矿，石墨类的碳存在于硅酸盐脉石中。浮选得到的钼精矿中，含钼与碳之比简直是1∶1。该矿采纳中矿独自处理的办法，即把中矿浓缩脱水，扫除部分细粒碳质；而沉砂加、水玻璃及六偏磷酸钠按捺含碳硅酸盐。然后可取得档次大于45%、含碳3%以下的钼精矿，钼作业收回率70%左右。 关于类煤的碳，如我国宜化钼矿，实验标明用六偏磷酸钠和CMC混合抑碳，可使钼精矿档次到达45.22%，含碳5－6%，钼收回率85.12%。 德兴的钼精矿含碳，实验用摇床可除82%碳，然后使钼档次32%提高到45%，钼作业收回率达90%。 此外，还有把含碳的钼精矿先加碳氢化合物（如油类）拌和，再与热拌和，然后进行浮选，分出碳质；也有建议选用重介质别离法；以及直接焙烧（260℃左右）含碳钼精矿，烧掉有机碳。 总归，关于碳的去除，办法许多，但首先要查明碳的类别，再采纳相应的处理办法。但至今除碳的作用尚不令人满足，不是钼收回率低，就是本钱太高。 （四）硫 一般选用在钼精选中加硫化铵接连拌和，把硫溶解。 （五）云母 常用办法是在钼粗选中严厉操控水玻璃用量，以下降云母的可浮性；另一种办法是对小于20微米的云母，在钼精选顶用分级脱泥办法除掉。 （六）萤石 用重络酸钾（钠）一般可按捺萤石。 （七）方铅矿 常用重（钠）或（诺克斯）按捺方铅矿。 （八）铜、铁、砷等硫化矿 一般用或、，以及两者混合运用，可取得满足的按捺作用。 四、化学选矿 上面说到的钼精选中参加不同的按捺剂能够按捺钼精矿中的杂质。但跟着商场交易的竞赛，对辉钼矿的质量提出更高的要求，除要求钼精矿中钼含量要高达53%以上外，其它杂质含量比国家标准更低。为此，经过浮选法取得的钼精矿往往要用化学选矿法进一步下降杂质含量。一般超支杂质有铜、铁、铅及钙等。常用的几种化学选矿法如下。 金堆城钼矿的浮选钼精矿含钼在53%以上，但含铅、钙仍超支。为此，把钼精矿调成50%（固体）的矿浆，参加浸出液（2%、6%组成），固液比为1∶3，pH＝1.0。操控浸出温度50－80℃，浸出1小时。然后过滤部分滤液回来制造浸出液，剩余部分弃掉。滤饼用清水冲淋三遍，冲淋液弃去。滤饼经枯燥得到合格钼精矿，含铅由0.174%降至0.032%，氧化钙由0.54%降至0.048%。浸出前后目标比照见表3。 表3  钼精矿化学选矿前后质量比照（%）美国的享德逊钼矿用5%于80℃浸出28小时，铅含量由0.2%降到0.03%。 加拿大的布伦达铜矿选用诺兰达（No－anda）研讨中心提出的办法，用含1%、10%、30%氯化钙和0.5%组成的浸出液，在浸出温度100℃，常压下浸出2小时。成果铜、铅浸出率均到达98%，使铜含量降到0.068%、铅含量降到0.05%，钙的浸出率为79%。

太钢矿业公司峨口铁矿选矿厂1978年建成投产，原采用二段阶段磨矿三段弱磁选原则流程，2000年-2002年改造成三段阶段磨矿四段弱磁选一段磁重选别原则流程，其中磁重选别设备采用重力磁团聚机。改造后选矿厂按球磨机配置方案分为“321”和“221”两种系统。“321”系统具体流程结构相对简单，处理量大，但精矿品位普遍低于65.5%;“221”系统具体流程结构相对复杂，精矿品位可达67%，但产量较低。2007年峨口铁矿将生产能力达到年产200万t铁精矿粉扩能改造工程列入日程，并且要求扩能改造后选矿厂总精矿品位达到67%以上。这样，在不允许考虑浮选工艺的前提下，如何使处理量大的“321”系统若仍采用原来的重力磁团聚机作为精矿品位的把关设备，将难以达到预期目标。为此，峨口铁矿选矿厂在“321”系统中引入新的磁重选别设备磁选柱进行了生产考虑，结果表明，磁选柱精选效果令人满意。一、重力磁团聚机存在问题 重力磁团聚机在选矿厂“321”系统中的位置如图1所示。        图1 重力磁团聚机在“321”系统中的位置        由图1可见，重力磁团聚机处于流程的末端，应起剔除夹杂于弱磁选精矿中的矿泥和贫连生体，保证最终获得高品位铁精矿的作用。但是实际生产表明，重力磁团聚机由于选别区域大、磁场强度弱且不可调等原因，磁场作用深度不够，限制了上升水对矿物的淘洗作用，精矿品位提高幅度有限。表现在两个方面：一是上升水速小时，大颗粒的脉石矿物和贫连生体会进入精矿中，而且无法清洗附着在磁性矿物颗粒表面的细粒级脉石矿物，因此不能选出口位高于67%的精矿;二是上升水速大时，选别区域矿浆呈紊流状态，难以形成稳定的分选作用，因而也不能选出高品位的精矿，同时较小的团聚体会被上升水冲入尾矿，造成尾矿品位过高。两种上升水速下“321”系统中重力磁团聚机产品的粒度分析结果如表1、表2所示。表1 小上升水速下重力磁团聚机产品的粒度分析结果产品粒级/mm产率/%品位/%精矿＋0.0744.5035.80－0.074＋0.0554.8048.80－0.055＋0.04522.6060.50－0.04568.1066.30合计100.0062.78尾矿＋0.0744.6014.90－0.074＋0.0555.8016.40－0.055＋0.04523.1022.90－0.04566.5027.90合计100.0025.48表2 大上升水速下重力磁团聚机产品的粒度分析结果产品粒级/mm产率/%品位/%精矿＋0.0742.6029.40－0.074＋0.0554.5047.80－0.055＋0.04525.6061.00－0.04566.9066.90合计100.0063.54尾矿＋0.0743.0016.90－0.074＋0.0554.4022.70－0.055＋0.04523.6035.30－0.04569.0051.20合计100.0045.16        表1、表2表明：小上升水速时，精矿品位和尾矿品位都低;精矿中矿泥、细粒贫连生体脱除得不彻底，在颗粒连生体则脱除得很少。大上升水速时，精矿品位有所提高，但同时尾矿品位增幅更大;-0.045mm粒级的精矿品位与小上升水速时相比没有明显变化，而-0.045mm粒级的行矿品位比大上升水速时升高23.30个百分点，达51.20%，表明有单体解离较高的细粒级富矿进入尾矿中。二、磁选柱的应用磁选柱和重力磁团聚机都属于磁重选设备，但磁选柱克服了重力磁团聚机的缺点，有足够的磁场力把磁性铁矿物聚在一起，加快了磁性矿物的下降速度，同时也有足够的上升水力使非磁性和弱磁性铁矿物漂浮起来，下部给水又有利于延长对矿物的淘洗时间，而且上升水在进入选别区域前形成稳定的上升水层，有利于在选别区域产生稳定的分选作用，消除紊流引起的脉石矿物在磁性矿物中的混杂。另外，磁选柱还具有将磁性颗粒团聚-分散-再团聚的多次循环往复作用，使上升水能够充分把夹杂在团聚体内的矿泥、脉石矿物和贫连生体分选出来;上部设计的固定磁场则可以把未及时形成团聚体的富连生体和已单体解离的细粒磁性矿物阻止在选别区内，保证金属回收率的提高。鉴于重力磁团聚机在“321”系统中难以使精矿品位达到67%以上，为适应200万t/a铁精矿粉扩能改造工程的需要，峨口铁矿选矿厂于2007年下斗年在“321”系统安装了1台磁选柱，进行了生产实用性考察。磁选柱与重力磁团聚机生产指标的对比列于表3，磁选柱产品的粒度分析结果列于表4。 表3磁选柱与重力磁团聚机生产指标对比 %磁重选设备给矿品位精矿品位尾矿品位磁选柱60.5667.4334.49重力磁团聚机60.5365.0036.74表4 磁选柱产品粒度分析结果产品粒级/mm产率/%品位/%精矿＋0.0742.4034.90－0.074＋0.0552.8052.20－0.055＋0.04521.4064.40－0.04573.4069.90合计100.0067.39尾矿＋0.0748.8014.80－0.074＋0.0554.2017.80－0.055＋0.04531.6031.60－0.04555.4045.40合计100.0037.19给矿＋0.0744.2026.60－0.074＋0.0552.4039.90－0.055＋0.04523.0056.80－0.04570.4064.10合计100.0060.27       由于表3可见，在一致的给矿品位下，磁选柱的精矿品位达到67.43%，比重力磁团聚机高2.43个百分点，同时尾矿品位比重力磁团聚机低2.25个百分点。由表4可见，磁选柱尾矿中各粒级的品位普遍低于大上升水速下重力磁团聚机尾矿中相应粒级的品位，尤其是-0.045mm粒级的品位，低 5.80个百分点。表3和表4结果说明，磁选柱不仅可以充分把精矿中的矿泥、脉石矿物和贫连生体分选开来，而且可以很好地阻止富连生体和已单体解离的细粒磁性矿物进入尾矿中，实现高品位情况下的高回收率。鉴于磁选柱优良的精选效果，目前该设备已在峨口铁矿选矿厂“321”系统中全面取代重力磁团聚机，下一步将推广到“221”系统和即将扩建的新系统。 三、结语磁选柱在峨口铁矿选矿厂“321”系统中应用的成功，使峨口铁矿采用无化学污染工艺生产高品位铁精矿粉成为可能，并为简化“221”系统工艺流程，进一步提高生产能力，实现年产200万t铁精矿粉的目标奠定了良好的基础。但磁选柱还存在耗水量大、单机处理量低的缺陷，有待改进。

精选作业 粗选阶段得出的含金精矿，金品位在bog八左右，重砂矿藏多在1—-2kg八。这些重砂矿藏的相对密度均较高，一般为4-5，与金的相对密度差缩小了，给精选带来必定影响。精选作业，一般通过中型摇床、人工手摇淘洗盘淘洗、烘干、除铁磁选和吹选等工序来完结。现在处理含金粗精矿主要有三种办法。 ①用淘金盘人工淘出金粒后重砂丢掉。 ②用混筒进行内棍，取得膏后重砂扔掉。 ③用人工淘洗或混提取金后，重砂会集送精选厂处理，用磁电选等办法别离收回各种重砂矿藏. 总归，精选作业也非常重要，要特别注重精选过程中流程和设备的完善，强化精选作业，根绝精选过程中金的丢失，进步金和其他重砂矿藏的收回率，到达归纳收回的意图，充分利用国家矿产资源。

钽铌矿精选 　　粗选工艺取得的粗精矿一般是混合粗精矿，需进一步精选别离出多种有用矿藏。如福建南平钽铌精选先用6%的溶液清洗矿藏表面，再用弱磁选除掉强磁性矿藏及铁屑，烘干并筛分红+0.2、+0.1和-0.1mm三个等级，分别用干式强磁选机经一次粗选、一次扫选取得钽铌精矿，精选成果：钽铌精矿产率0.0764%，含(TaNb)2O545.64%(Ta2O5 32.57%)，对原矿回收率69.92%(Ta2O5 回收率69.071%)，精选作业回收率94.11%;