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%。

我国氧化铜矿石除石英选用离析—浮选工艺外，基本上选用硫化浮选工艺；现在，酸浸—萃取—电积法在大中型选厂正处于工业实验阶段，一些当地小厂已用于出产。    1、双峰铜选厂（美国）    ①概略    双峰（Twin Buttes）铜矿坐落美国亚利桑那州土桑以南约32公里处。阿纳康达公司于1965年开端建造该矿山，1969年11月建成日处理才能为3万吨的硫化矿选厂，1970年选钼车间投产。1973年安纳马克斯采矿公司组成后，对双峰进行扩建，新建一座处理氧化矿的水冶厂，年产电解铜3.6万吨。硫化矿体系扩建第四系列，悉数工程完成后，每年将出产铜12.6万吨。其间硫化矿选厂出产9万吨，氧化矿选厂出产3.6万吨。    ②矿床及矿石性质    双峰铜矿主要为原生矿石，以黄铜矿为主，还有次生斑铜矿，和其他硫化物，并伴生有很多的黄铁矿。围岩主要为石灰石、矽化灰岩、触摸蜕变碳酸盐及石英二长岩等，氧化深度一般在30~60米以上。矿体埋藏很深，上部掩盖8~15米厚的坚固砾石，再上部为120~180米厚的第四纪表土。    ③酸浸—萃取—电积工艺    将氧化矿矿石破碎、磨矿后，用硫酸浸出，浸出液用有机相（一般萃取剂为Lix64N与火油的混合物）萃取铜，使浓度很低的铜转入有机相中，再用硫酸反萃含铜的有机相，将荷铜为50克/升的反萃液，送入电解车间电解，取得阴极铜。其流程如下图所示。    双峰选厂有两部分：一是日处理原矿36000吨的硫化矿选另一个是氧化铜矿处理厂，1975年投产，是世界上最大的浸出—萃取—电积厂。按规划每天处理一万吨氧化矿矿石，均匀含铜1.35%，包括1.02%的酸溶铜，日产阴极铜100吨，1976年实践出产阴极铜3万吨（纯度为99.995%），处理矿石290万吨，均匀含铜1.3%，1977年到达规划才能产铜3.6万吨。[next] 美国双峰氧化铜浸出—萃取—电积厂流程[next]     原矿用2.67米3电铲从矿堆装到50或100吨的运矿卡车上，把矿石运到破碎厂，用颚式碎矿机1.22*1.52米一台，破碎到小于200毫米，然后用一台2100毫米标准型圆锥碎矿机破碎，产品进入两台2100毫米短头碎矿机与两台2.44*6.09米双层筛组成的闭路流程。终究破碎产品粒度为13毫米，粉矿仓的有用容积为15000吨。磨矿有两个平行系列，每系列由一台ф3.5*5.64米棒磨机和一台直径3.81*6.14米球磨机组成，开路磨矿的产品粒度为-48目占95%，矿浆浓度为60%。选用开路磨矿的原因是它比闭路磨矿作业可取得更高的浸出给矿浓度。磨矿才能为440吨/时。    酸浸    磨矿产品的固体浓度为60%，经过分配箱分红两股矿浆，一股进入浸出，另一股用作调整pH值。    浸出是在五个串联摆放的，内衬橡胶的，直径为9.14米，高为9.45米的机械拌和式浸槽内进行的，浓度为93.2%的硫酸从储酸槽加到第一个浸出槽，硫酸的储槽有四个，总容积为21000吨，硫酸耗量为113公斤/吨。按每天处理一万吨氧化矿计，浸出pH值为1.5。    浸出后矿浆浓度为50%，进到四台直径为122米浓缩机，用萃取厂的废液回来进行逆流洗刷。固体由1号浓缩机流向4号浓缩机，最终到尾矿坝。萃取厂的废液则相反，由4号浓缩机流向1号浓缩机，作为母液溢流到pH调理槽，为习惯溶剂萃取，向1号浓缩机溢流母液，增加未反响过的磨矿矿浆，把pH值由1.5调到2.5。矿浆在三台机械拌和式pH调理槽内的停留时间为45分钟。    矿浆由pH调理槽出来时的浓度约含固体10%，经二段浓缩机净化、按规划第一台直径122米的净化浓缩机的溢流含固体30~80ppm,这两台浓缩机的沉砂回来拌和浸出槽，从第2次净化浓缩机溢流出来的液体，即称为含铜母液，经弄清后进入调整槽，用蒸汽调温到20℃，然后进到压滤机。    溶剂萃取    过滤后母液含铜2.5克/升，总的流量为26.6米3/分。萃取分两排体系平行进行，每体系四次萃取。用有机萃取剂Lix64N按12%的体积百分数溶于火油中，萃取后剩余水相含铜约0.08克/升，回来浸出作业，负载铜的有机相含Cu约25克/升。分两个平行体系用硫酸进行两段反萃取，荷铜的反萃取液含铜50克/升。    电积    荷铜的反萃取液含铜50克/升送往电解，得阴极铜，其纯度约为99.995%。一般状况，每升萃取混合液能萃取25克铜，萃取率到达95%以上。

1、简介 索尔斯克坐落俄罗斯东西伯利亚的哈卡斯。1952年投产，现有生产规模约为20kt/d。        2、矿床、矿石和采矿索尔斯克为网状脉铜-钼矿床，矿石分角砾岩型矿石和浸染变质岩型矿石，其份额约为1：1。矿石中首要金属矿藏为辉钼矿、黄铜矿、铁钼华、铜蓝、辉铜矿。非金属矿藏首要是石英。矿床中矿石储量约为10Mt，原矿含钼约0.25%，可回收钼金属量约15kt(根据首届年评文集)。 选厂现在仅处理硫化矿。氧化矿堆置暂不处理。矿山用露天开采工艺，最大矿块为1200mm。        3、选矿工艺规划为三段一闭路破碎流程，生产中现已改造为四段一闭路破碎工艺。矿石从-1200mm碎至-25mm(42%-8mm)。 铜-钼混合浮选的工艺如图1所示。矿石经粗磨、粗选、一次扫选、两次精选取得铜-钼混合精矿。粗磨细度为60%-200目。  图1 索尔斯克铜-钼混合浮选流程 铜-钼分选及铜精选流程见图2。铜-钼混合精矿经三段再磨(混合精矿、二次精选精矿、5次精选精矿)和8次精选工艺，用按捺铜矿藏，取得了合格钼精矿。铜-钼分选的扫选尾矿进入铜精选回路经一粗、一扫、两次精选的工艺，取得合格的铜精矿，并产出可抛弃尾矿。  图2 索尔斯克铜-钼分选流程 4、选矿药剂 药剂准则见下表。  表 索尔斯克选矿厂药剂准则作 业PH（石灰）每吨矿石药剂耗量（g/t）异萜烯醇丁基黄约磨 矿    混合浮选    粗 选PH=8.5~9.51050~800.8~2扫 选  5~80.8~2精选（Ⅰ、Ⅱ次）PH=9.5~11   搅 拌    优先浮选：    钼粗选  达1.8（3） 钼精矿精选（Ⅰ和Ⅱ）  达2（3） 粗精矿再磨，精选（Ⅰ、Ⅱ）    钼精矿精选（Ⅱ~Ⅶ）  达2（3） 搅 拌    铜浮选：    粗 选PH=11~12.5达122~26 精 选  达115药剂耗费总量（g/t）（假定矿石类似）950g/t1034038.6~45续上表作 业每吨矿石药剂耗量（g/t）火油水玻璃T-66硫酸锌磨 矿0~20    混合浮选40~5040~55 710粗 选25~40 40  扫 选10~1510~15   精选（Ⅰ、Ⅱ次）适量100   搅 拌达40    优先浮选：     钼粗选 60   钼精矿精选（Ⅰ和Ⅱ）     粗精矿再磨，精选（Ⅰ、Ⅱ） 150   钼精矿精选（Ⅱ~Ⅶ） 50   搅 拌     铜浮选：     粗 选     精 选  22  药剂耗费总量（g/t）115~175410~43062710注：水玻璃是在优先浮选时每吨混合精矿的耗费量，黄药为铜浮选时每吨铜精矿的耗费量    5、选矿目标原矿档次0.25%Mo，榜首段粗磨细度40%-200目，钼精矿档次48%Mo，钼回收率88.7%;铜精矿档次15.3%Cu，铜回收率42%;尾矿档次0.0056%Mo、0.0722%Cu;耗费电：18kw·h/t矿，水：2.5m3/t矿，钢球：1.559kg/t矿，衬板：0.156kg/t矿。

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

1、简介     德兴坐落江西省东北部，是我国迄今储量最大产值最大的铜基地，也是世界级大型铜选厂。从属中国有色金属工业总公司。     它从60年代中期建厂，现在仍在持续扩建中，按美国福陆公司所作根本规划，新建选厂处理才能将到达120kt/d，每日可产含铜26.4％的铜精矿1982吨，含钼51％的钼精矿28.88吨。     2、矿床、矿石和采矿     德兴铜矿田包含了铜厂、大族坞、红几个大型铜-钼矿床。处在江南拱起与上饶坳陷的接壤地带。三个矿床所产矿石的矿藏组成见表1。   表1  德粉几个矿体中矿藏组成分析  矿区         含量（%） 矿藏铜   厂富 家 坞朱 砂 红①黄铁矿3.003.303.69黄铜矿1.291.431.19辉铜矿0.01880.0550.021砷黝铜矿0.03微 斑铜矿0.00850.01 黄铁矿：黄铜矿：辉钼矿160：69：160：26：1176：57：1         ①红仍在详勘中。       明显，钼含量以大族坞最高，下边对大族坞矿床、矿石作一简介。     大族坞铜-钼矿床首要产于触摸带内、强蚀变至弱蚀变地段，以石英绢云母角岩带内最富集。矿体在空间上环绕斑岩体呈巨大扁桶状产出，中心是简直彻底不含矿的未蚀变或微蚀变花岗闪长斑岩。主矿在筒状体上段及岩体顶部，向下，因为岩体缩短，矿体又变小。在140m海拔处岩体膨大，矿体也扩展；在此截面，矿体呈环带状，环带外径900~1070m，环带宽200~300m，最大笔直厚度为336m。整个德兴铜-（钼）矿田中绝大多铜、钼构成于中温热液阶段，辉钼矿、黄铁矿成矿略早于黄铜矿，德兴为一特大型斑岩铜钼矿田。     仅大族坞铜-钼矿床就具有钼金属储量数十万吨，均匀含钼0.033％，具大型钼矿规划；具有铜金属量数百万吨，均匀含铜0.501%，具特大型铜矿规划，伴生硫的储量也达数百万吨，均匀含硫1.76％。加上另两矿床，总储量相当大。     矿石中79％为蚀变千枚岩，21％是蚀变花岗闪长岩。矿石还可分作：铜-钼归纳矿石、铜矿石和钼矿石3种。矿石按矿藏组合还可分作：石英-金属矿藏型、单-金属矿藏型、碳酸盐-金属矿藏型、石青-金矿藏型、萤石型5种。     矿石中金属矿藏首要有黄铁矿、黄铜矿、辉钼矿；脉石矿藏首要有石英、绢云母、绿泥石、方解石、绿帘石、硬石青、石青、钠长石、萤石等。辉钼矿与黄铜矿共生亲近，粒度一般在0.025~0.2mm。     3、选矿工艺     60年代建成小选厂，现新建选厂规划之大在国内也是罕见的。新厂选用铜-钼-硫混合浮选与别离工艺。粗磨粗选，获Cu-Ma-FeS2混合粗精矿。粗精矿再磨，抑硫浮铜-钼，获铜-钼混合精矿。铜-钼混合精矿分选工艺见图1。     当选矿石含钼档次低，含有易浮脉石：绿泥石、滑石、绢云母等，近期又查明含少数有机炭-低蜕变煤。对进步钼精矿质量遇到困难。铜-钼-硫混合精矿的多元素分析见表2。     对美国福陆（FLUOfZ）实验所得含钼43％的钼精矿分析成果见表3。[next]     因为易浮脉石及碳化合物，特别有机炭的存在，阻碍了德兴铜归纳收回钼的出产。新选厂规划目标为表4。     铜-钼分选时选用与钠混合按捺铜矿藏，水玻璃、六偏磷酸钠按捺脉石矿藏，火油捕收辉钼矿。规划药剂准则见表5。    图1  德兴铜-钼分选流程  表2  Cu-Mo-S混精多元素分析  元素CuPbZnMoFeSSiO2Al2O3CaOC含量（%）11.050.0130.0140.1630.8631.7312.863.600.140.27元素MgOTiO2FAsBiCoNiAu（g/t）Ag（g/t） 含量（%）0.450.280.010.0140.0040.120.0193.7314.58    表3  钼精矿成份分析  元素MoCuSFe有机炭不溶物Zn含量（%）43.620.6631.151.7211.886.200.016   表4  德兴选厂规划目标（%）  含量 项目原矿档次同名精矿中档次同名精矿中收回率CuMoSCuMoSCuMoS含  量~0.5~0.01~2.0244540865050   表5  铜-钼分选药剂准则  药   剂用  量（g/t）加   药   点400钼粗选拌和槽170钼精1、精2、精3、精4、精5水玻璃156钼精1、精2、精3、精4、精5、精6六偏磷酸钠30钼精4、精5、精6煤  油2钼粗选拌和槽        由美国福陆所规划日处理矿石量120kt/d选厂流程，见图2。[next]    图3-21  德兴大选厂规划流程       粗磨-粗选选用8个并排体系，每个体系由1台￠9742×4572mm半自磨机，2台￠5029×8839mm球磨机系振筛、旋流器组成的两段磨矿，溢流细度65%-200目。     磨矿产品先经硫化矿混合浮选，尾矿再选矿，粗精矿经￠3353×6707mm球磨机再磨后浮铜-钼抑硫，获铜-钼混合精矿和硫精矿。     将铜钼混合精矿兼并进入浓缩脱水，擦拭后经一次粗选、一次精扫选、一段再磨、九次精选，获合格钼精矿和铜精矿（槽内产品）。钼精选选用再磨机的规格为￠1829×3658mm。     在流程里，一切分级作业均选用了旅行器。     选矿目标（规划）：     原矿档次0.49%Cu、0.018%Mo、2.0%S、0.15 g/t Au、1.74g/t Ag。粗磨细度65%-200目，粗精矿再磨细度90%-325目，钼精矿再磨细度98%-325目。处理才能120kt/d。     铜精矿档次26.4%Cu，铜收回率89%，铜精矿产量1982t/d。     钼精矿档次51%Mo，钼收回率66.3%，钼精矿产量28.88 t/d。     硫精矿档次40%S，硫收回率63.2%，硫精矿产量3792 t/d。     金、银在铜精矿中档次3.15g/tAu，70.71g/tAg，其收回率均为60%。     药剂准则（规划）（g/t）：石灰（CaO含量80%）耗量1100MIBC49.5二胺二丁基硫代磷酸盐7絮凝剂1.3（浓缩机）按铜-钼混合精矿量计量正丁黄药23硫化铵（100%）4000（铜-钼分选）按铜-钼混合精矿量计算硫酸（93%）11007500（铜-钼分选）按铜-钼混合精矿量计量25#黑药1火油125（铜-钼分选）按铜-钼混合精矿量计量65#起泡剂18.420（铜-钼分选）按铜-钼混合矿量计量按捺剂1000

1、简介     小寺沟位于河北省平泉县境内，原为河北铜矿。1986年1月1日起隶属于中国有色金属工业总公司。     1970年建设，1971年建成200t/d铜选厂。1975年7月扩建，1979年9月建成3000t/d铜选厂。1980年改造，1980年3月改建转产成1500t/d钼系列一个。1985年5月，第二系列改建成功。现在，有两个钼系列生产，处理矿石能力达3000t/d。近年产钼精矿量为1986年768t；1987年808t。     2、矿床、矿石与采矿     小寺沟矿床处于燕山准地槽北部与中朝地块内蒙地轴东段南缘接壤处。为一个斑岩-矽卡岩型大型铜-钼矿床。矿床由钼矿体和铜矿体组成，二者空间分布、产状特征差异明显。     钼矿体：细脉浸染状斑岩钼矿。产于床体内接触带花岗斑岩、花岗闪长斑岩中。呈透镜状、似层状。沿走向长1000~1400m，厚5~150m不等倾斜延深100~450m，主要矿体上部厚大完整，向下分技、尖灭，呈漏斗状。矿体钼平均品位0.075%~0.167％，伴生铜品位0.077%~0.136%。     矿石由含辉钼矿的石英细脉穿杆花岗斑岩，花岗闪长斑岩构成。金属矿物以辉钼矿为主，黄铁矿、黄铜矿次之。脉石矿物主要有石英、长石、绢云母、白云母、绿泥石等。     铜矿体：主要为矽卡岩型铜矿床，在斑岩体内很少。呈脉状、似层状、透镜状。分布于岩体接触带的白云质灰岩的蛇纹石化、绿泥石化和矽卡岩化。矿体长120~700m，厚4~50m，倾斜延深100~370m。矿石品位为0.91%~0.98%Cu，0.009%~0.039%Mo。矿石中钼绝大部分为硫化态（全Mo品位0.07％、硫化态品位0.068％、氧化态品位0.002％）。     小寺沟采用坑下开采工艺。     3、选矿工艺     小寺沟选厂用三段一闭路碎矿流程。矿石经1.8×2.0m板式给矿机给入￠700/130mm旋回破碎机，中碎采用￠2200mm标准圆锥破碎机一台、细碎采用两台￠2200mm短头圆锥破碎机与两台1.8×3.6m振动筛闭路。筛孔为15mm。     铜-钼混合浮选分两个并列系列，粗磨、一次粗选、一次扫选、三次精选工艺。每系列由2台￠2.7×3.6m球磨机、2台￠2.4m双螺旋分级机闭路，组成粗磨，见图1。分级溢流浓度36％~37%、细度50%-200目。球耗1.8kg/t，每系列处理能力为2000t/d。     铜-钼分选工艺，见图2。二系列混合精矿集中经一台￠1m浓缩机浓缩，底流经￠1.5×3.0m球磨磨至80% ~90%-360目，再经8次精选，1次扫选，获最终钼精矿。     铜选矿：铜-钼分选尾矿含铜仅6％~10％，经浓缩，底流再磨至2.95％-360目后经一粗一精一扫，获合格铜精矿，   图1  小寺沟铜-钼混合浮选流程 [next] 图2  小寺沟铜-钼分选流程       4、选矿的指标     原矿品位：0. 076%Mo、0.20%Cu，磨矿细度50％-200目。     铜-钼混合精矿品位：4%~6%Mo、6%~10%Cu、回收率85%Mo、55％Cu。再磨细度80%~90%-360目。     钼精矿含钼47%~51%，精选钼回收率93% ~96%。     铜精矿含铜15％，精选铜回收率95％。     近年生产指标统计：1983年钼精矿含钼47.69％，钼回收率77.68％。铜精矿含铜13.11%，铜回收率49.21％。1984年钼精矿含钼48.33％，钼回收率78.33%，钼精矿产量约640t。1986年铜精矿含铜14.4％，铜回收率51.38％，钼精矿产量768t。     小寺沟在铜-钼混合浮选的粗、扫选作业首先采用了大型CHF-14m3充气式浮选机。新设备对提高回收率是有效的。     钼精矿泡沫经￠9m浓缩机脱水、3m3外滤式过滤机过滤，滤饼选用21G-3型300× 3000mm蒸汽加热螺旋干操机，当蒸汽压达0.4~0.6MPa，处理能力达400kg/h，钼精矿水分小于4%。这比原电热螺旋干燥机成本低，效果好。

1、简介 宝山铜矿坐落湖南省郴州区域桂阳县境内，是从属中国有色金属工业总公司的一个多金属钼矿。宝山铜矿选厂1974年建成投产。 2、矿床、矿石和采矿 矿床受宝山倒转背斜操控，而矿体则受岩性与结构影响，赋存于矽卡岩及蚀变页岩中。矿体厚大，但矿化不均匀。钨、钼、铜归纳矿体在剖面上呈新月形，赋存在背斜头部及上、下两翼，呈北-西西走向。长300m，歪斜延深300m。是一个矽卡岩型多金属矿床。 矿床中主矿体有8个，会集在500×500m的平面范围内，上、下散布。自上而下为：归纳矿体两个(占总储量的一半)，钼矿体两个，铜矿体四个。再下还有铅-锌。周围也有铅锌矿体，但其间简直不含钼。 钨，钼、铋、铜归纳矿体：呈扁豆状赋存于倒转背斜的上翼，长50m，倾向延深300m，走向北东，倾向北西，倾角30°~40°是现在挖掘的矿体。矿石均匀档次：0.13%Mo，0.20%Cu，0.16%WO3，0.06%Bi，0.028%Zn，0.02%Pb，5.16%S。矿石中钼矿藏的86%为辉钼矿，别的，还有10%是钨钼酸盐〔Me(WMo)O4〕，剩下4%以氧化钼状况产出。 钼矿体：呈似层状、扁豆状赋存于倒转背斜的下翼，长150~300m，歪斜延深150~240m，走向北东，倾向北西，倾角50°。钼均匀含量0.131%~0.151%。 铜矿体：在背斜中部及上下两翼都有产出;为不规则脉状，长250~450m，歪斜延深100~350m，走向北东，倾向北西，倾角25°~60°钼均匀含量1.00%~1.52%。 矿石类型：矽卡岩型钨-钼-铜-铋归纳矿石、蚀变砂页岩型钨-钼-铜-铋归纳矿石、矽卡岩型钼矿石、矽卡岩化白云岩型钼矿石、矽卡岩型钼矿石、大理岩型铜矿石及灰岩型铅锌矿石等。矿石块状结构、浸染状结构、网脉状结构、角砾状结构等。 铜矿石中伴生有金、银，钼矿石中除含金、银外还伴生有较高的铼(矿石含铼0.0002%，钼精矿中含铼(6~8)×10-4)。 宝山铜-钼矿床属远离火成岩触摸带的矽卡岩型铜-钼矿床。 矿石中首要金属矿藏有：黄铜矿、辉钼矿、辉铋矿、白钨矿、斜方辉铅铋矿、方铅矿、闪锌矿、天然金等。 矿石里首要脉石矿藏有石榴石、透辉石、符山石、绿帘石、阳起石、透闪石、方基石、方解石、绿泥石、长石、石英、萤石、白云石、绢云母。 出产矿石均匀档次：0.138%Mo、0.69%Cu、0.120%WO3、0.061%Bi。矿山用露天挖掘工艺。 3、出产流程 宝山多金属矿在选矿中要产出多种硫化矿藏，乃至浮选尾矿还需收回钨矿藏，工艺流程比较复杂，可简化为图1。   图1 宝山选矿准则流程示意图 选厂分5个并排体系，选用￠2.7×2.lm球磨。其间，1~4系列处理铜-钼-铋归纳矿石，第5个系列处理收买的民采和部分自采铅锌富矿石。 归纳矿选矿流程见图2。它可分作以下几步：全浮(并按捺部分黄铁矿)，其尾矿先选硫，然后可送收回钨流程。硫化混精首要浮钼抑杂，可获合格钼精矿。浮钼尾矿先按捺“硫”，获合格黄铁矿。抑硫的泡沫产品送抑铜浮选作业，获合格铜精矿(槽内产品)。抑铜后的泡沫再浮钼抑铅、铋，获钼精矿及铅-铋混合精矿。此混精中往往还含其他硫化矿藏，如闪锌矿等，须经湿法别离。   图2 宝山选矿流程 宝山还注意到矿石中金、银的收回，它们约占工厂总产值的1/10左右。进入钼精矿中的铼高达600g/t以上，为国内、外所稀有。宝山铜矿建有收回铼的水冶车间，其工艺道路为： 钼精矿加1.5当量石灰，在600~700℃下焙烧2~3h，钼转化钼酸钙。用硫酸在pH=4浸出焙砂，钼酸钙转化为钼酸，因为酸度低而进入溶液。浓缩并液固别离。对沉渣用收回其间残钼。对浸液(含钼浓缩至180~200g/L)用N235离子交换树酯别离萃取钼与铼。钼最终以钼酸铵方式产出、铼则以高铼酸铵(NH4ReO4)方式产出。 4、药剂准则 1983年药剂准则：品种用量（g/t）28.9（钼浮选）乙黄药59.4火油143丁黄药53.62#油11425#钠黑药3.7活性炭114（浮钼粗选）丁铵黑药5.4钠3221000~1100（钼浮选）硫酸锌74水玻璃950~1000石灰11775、选矿目标 选矿目标见下表。 表 宝山铜矿出产计算项目     数量年份原矿档次（%）球磨机工作率（%）同名精矿档次（%）同名精矿收回率（%）MoCuMoCuMoCu19810.1250.13935.8646.2811.88175.0336.2219820.1250.21433.3146.48611.73875.6534.2019830.1190.23234.2446.98113.28275.0347.661986       1987       项目    数量年份同名精矿产量（%）水耗（m3/t）电耗（kw·h/t）加工费（元/t）MoCu19816742036.5034.5726.111982641.72735.7333.1227.6319836244146.7235.1028.431986505    1987675

国外广泛选用选冶联合流程对铜尾矿进行再选。美国密执安州将铜尾矿再磨和浮选（或浸），处理8200万t，产出铜33.8万t；美国还采纳一种相似炭浸法提金的工艺，将浸渍有萃取剂的炭粒加到铜尾矿矿浆中收回铜，关键是萃取剂要廉价。俄罗期阿尔马累克选厂将尾矿磨至－74µm占50%左右浮选，能够将尾矿中80%的铜再选收回。哈萨克巴乐哈什选厂经浮选、再磨；精选工艺从贫斑铜矿的尾矿中收回了铜和钼。       现在，用浸出法从铜尾矿收回铜取得很大成功，一般以为，用硫酸浸出铜尾矿建厂出资少、时间短、污染小、可利用冶金厂商副产的硫酸，成本底，尾矿数量大时更为经济。美国亚利桑那州莫伦西铜厂即用硫酸处理堆存的氧化铜尾矿，铜收回率73.8%，年产5万t阴极铜，占该厂铜产值的13%。智利丘基卡马选用大浸出槽硫酸浸出－电解，以每年产出5.25万t铜的速度从堆存多年的很多老尾矿中已累计收回了90万t铜。俄罗斯、西班牙选用细菌浸出工艺从尾矿中收回铜也有杰出作用。       国外也再选铜尾矿收回除铜以外的其他组分。例如印度从浮选铜的尾矿中先用摇床重选，后用湿法收回铀；南非弗斯克公司从选铜尾矿顶用浮选再选取得含P2O536.6%、收回率65.6%的磷精矿；日本赤金铜矿从选铜尾矿中再选收回铋和钨。

1、简介     卡里达德是墨西哥铜公司运营的一个大型，采、选、冶联合厂商。     矿山坐落晕西哥索诺拉州的纳萨里镇东南22km，离州的首府埃莫西洛东北265km。     卡里达德是1979年6月才建成投产的新矿山。1983年产钼金属量为4585t。     2、矿床、矿石和采矿     卡里达德是一个斑岩铜-钼矿床，赋存在陡山峰的顶部，海拔1822m。     矿床的矿石储量运用计算机圈定。均匀档次0.4%Cu、0.038%Mo，废石：矿石＝0.42：1时，矿石储量为1274Mt。露天挖掘当均匀档次为0.67%Cu、0.02%Mo，鸿沟档次为0.3%Cu。废石：矿石＝0.64：1时，可挖掘储量为594Mt。可回收钼金属量144kt。     矿石中首要金属矿藏有黄铁矿、辉铜矿和含有少数辉钼矿、方铅矿、闪锌矿、黄铜矿。首要有价值矿藏为辉铜矿。矿山露天挖掘。1979年采、选才能72kt/d，经扩建现有生产才能90kt/d。     3、选矿流程     （1）破碎：三段一闭路流程，粗碎在矿山，2台由375kw电动机代动的1.52×2.29m，A.C型旋回破碎机碎至90％-165mm。经筛分，-16mm进粉矿仓，筛上送6台中碎机，将-330mm矿块碎至-38mm。经筛分，粗粒级送10台细碎机破到70％-12.7mm。     磨矿-分级：由12个系列组成，每系列由1台￠5.0×7.3m球磨机与四台旋流器闭路，组成一段闭路磨矿。给矿粒度94%-12.7mm，产品细度60％-200目，处理矿石才能90kt/d。     （2）铜-钼混合浮选：由10个并排体系组成，经一粗一扫，粗精矿混合经4台￠3.8×7.17m球磨机再磨，再精选。粗、扫选用大型OK-38（38m3）浮选机。给矿档次0.6%~0.8%Cu、0.02%~0.04%Mo，浓度18%~20％，细度60％-200目。混合精矿档次典型分析为33%Cu、0.53%氧化铜、0.64%Mo、23.0%Fe、9.0%不溶物、150g/t Ag，粒度为65%-325目。     （3）铜-钼分选：（工艺流程见下图）混合精矿一般含钼0.9~1.0％，因为混合精矿中钼单体解离很好，所以分选时不须再磨。   图  卡里达德铜-钼别离流程 [next]     半工业实验标明：用高能擦拭机和湿润剂，运用较少亚铁，在必定pH范围内可有用按捺铜和铁的矿藏。1982年投产后发现，湿润剂常常发生不易控制的泡沫，高能擦拭也未带来优点，所以现用流程中都停用了。现在别离粗选、精1、精2参加的首要按捺剂是亚铁，在终究精选段用化锌钠络合物。     给矿浓缩机3台，轮换1台装料，1台陈化，1台放料，矿浆24h一循环。陈化与循环可确保给料的均匀性，别的，PH值在陈化充气中下降，可更好按捺铜铁矿藏。     铜-钼混合精矿经一精一扫八次精选取得含钼58.4%的终究精矿。当浮选钼精矿经浓缩后，若含铜超支，可进入浸出槽，按每浸出1kgCu加1kgNaCN量浸出24h，可除35%Cu。     4、药剂准则     药剂准则列于表1及表2。   表1  铜-钼混合浮选药剂准则  药剂称号用量（g/t）黑药2381.2戊基钾黄药6.9MIBC22.8CO106519.1石灰乳1670絮凝剂1.0   表2  铜-钼分选药剂准则  药    剂耗量（g/t）分     配亚铁742粗选50%，精1 25%，精2 25%硫酸锌86精3 33%，精6 67%149精2 26%，精6 51%，浸出24%燃料油62精1 100%硫  酸525粗选100%       5、生产指标     原矿档次0.6%~0.8%Cu、0.02%~0.04%Mo，磨矿细度60%-200目，处理量90kt/d；混合精矿档次33%Cu、0.9%~1.0%Mo，粒度65%-325目；铜精矿档次33%Cu、0.318%Mo，铜回收率84.12％；钼精矿档次56.4%Mo、0.38 %Cu、0.35%Fe、30g/t Ag，钼回收率57.8%。

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．

全厂的设备固定资产由设备科负责管理。 设备固定资产：单台设备使用年限一年以上，购置价（出厂价、运杂费、安装费、管理费等）在800元以上者列入设备固定资产。 设备选型、安装、移交使用，建档封存，厂内部调剂、向矿申请更新改造、报废、确定修旧方案由设备科负责。 生产设备操作使用实行定人、定机、凭操作证上岗使用。 未经设备办科理及长矿同意，不得调整、变动设备的安装地点和使用条件。 未经设备科及矿长同意，不得改变设备的结构附属装置、电机等。 考核办法 无证或未经许可擅自使用设备者处30～50元扣款，造成设备损坏的，其修复费用由责任者承担。 擅自变动设备安装地点位置者，除令其将设备放回原处外，处30～50元扣款，造成设备损坏的，其修复费用由责任者承担。 擅自改变设备原有的结构，附属装置电机等到，处30～50元扣款，恢复设备完好的费用由责任者承担。 不按要求使用设备，擅自改变设备的使用条件，除令其按要求使用，恢复原来的使用条件外，处30～50元扣款，造成设备损坏的，其修复费由责任者承担。 已被定人定机，有操作证的设备使用人，在其操作使用期间，如不爱护设备、违章操作、拼设备，造成设备损坏的，其修复费用责任者承担。 设备检查制度及考核办法 由设备科牵头、厂每月组织一次全厂性的设备检查，对查出的问题，设备科及时向工段发书面隐患整改通知单，并限定整改的期限，工段必须在规定的期限内完成整改，没有在规定的期限内按要求整改好扣款20～30元/项。 工段每周组织一次全段性的设备检查，查出问题要及时整改好，并做好设备检查记录和整改记录，缺一次检查扣款20元，无检查记录、检查质量低，按缺检查论处，查出的问题没有及时整改，扣款10～20元/项，无整改记录按未整改论处。 工段要督促维护工推行区域分工负责制，对区域内的设备巡回检查每周不少于三次，并做好巡回检查记录，对维护工检查出的问题，工段要及时安排处理。对维护工缺一次检查，扣款30元，无检查质量低，按缺检查论处。 对维护工查出的问题，工段未及时安排处理，扣款30元/次。 设备组对全厂的主要设备巡回检查每周不少于二次，并做好检查记录，查出的问题及时书面通知工段限期处理。 设备科缺一次检查扣款30元，无检查记录按缺检查论处。 工段未在规定的时间内按设备科的要求处理扣款20元/项。 设备操作工班中要经常检查设备，检查内包括声音、振动、温度、气味、压力、电流、电压、油耗等。遇异常情况要立即查找原因并处理好。 设备润滑油管理制度及考核办法 管理制度 各台设备的润滑由本机台的操作工负责（电器设备除外）。 操作工必须按规定时间，对设备进行加润滑油。 凡按设计用油杯、黄油润滑的设备，油杯、油管应齐全完好，用机油润滑的设备，油盖应齐全完好。 用干净的油桶加盖，装润滑油，并放在清洁的地方。 设备的各润滑部位必须按规定的油量加油。 考核办法 有一台设备润滑不良（包括油杯缺油、润滑部位干麽，油路不通，油管破裂，变速箱油量不足，油质不符），扣款20元/次 用油杯加黄油润滑的设备，油杯、油管不齐全，不完好，扣工段20元/处，用机油（含MOS2）润滑油的设备油盖不齐全、不完好，扣款20元处。 装润滑油的油桶不干净，无盖、油桶放在不清洁的地方，扣款20元/处。 油量过多使设备漏油，油杯外有黄油扣款10元/处。

某地斑岩型铜矿，铜储量达大型规划，且伴生钼、金、银等有用资源，铜钼嵌布粒度极细，且含有石墨，铜钼别离问题长时刻未得到解决，没有开发运用。咱们经过对该矿的物质组成进行深入研讨，断定此矿不宜细磨深选别离铜钼，而应选用选冶联合流程，先由选矿适度分选，精矿再经湿法冶金别离铜钼，并使伴生的金银得以有用的运用。 一、精矿性质 铜钼精矿为斑岩铜矿原矿经浮选获得的，粒度为－0.045mm占89.81%，该精矿中首要金属为铜（25.25%），其次为钼（8.18%），精矿中伴生的贵金属含量较高（Au10.3g/t、Ag135g/t），其他化学成分（%）：S26.43、TFe18.90、Zn0.19、SiO2 10.68、Al2O3 4.06、CaO1.12、MgO0.56、K2O0.74、Na2O0.56。铜钼精矿中铜矿物首要是黄铜矿，其次是斑铜矿；钼矿首要是辉钼矿。因而，拟定铜钼别离提取技能计划时有必要考虑有利于金银的归纳收回。 二、实验计划的挑选断定 该精矿的铜档次已达铜精矿要求，可直接入炉，但在火法冶炼条件下，钼将蒸发，不方便收回；精矿中的铜大多数为黄铜矿，这种原生铜矿选用湿法工艺不易直接浸出，辉钼矿也是原生硫化矿，不能直接浸出，因而要湿法别离铜钼，有必要对精矿进行活化。实验研讨了焙烧—硫酸浸出、焙烧—碳酸钠浸出、焙烧—浸出、次氯酸纳直接浸出等计划的铜钼浸出作用和别离状况，经过多计划分化铜钼精矿的实验，归纳比较可知焙烧—纯碱浸出计划为一条较好的实验计划，它有几个长处：（1）可在浸出阶段别离铜钼，（2）浸出液杂质少，便于净化收回钼，（3）浸出剂来历广泛，报价较低，且浸出进程不腐蚀设备。因而，选定焙烧－纯碱浸出工艺为首要铜钼别离技能道路，焙烧矿可用水预浸优先收回部分铜，这部分铜的收回工艺简略，本钱较低。 三、实验流程及成果 （一）实验流程 实验流程为：铜钼混合精矿在必定的焙烧温度下焙烧，焙砂用水浸出部分铜，水浸液可用萃取—电积工艺收回铜，水浸渣再用碳酸钠溶液浸出钼，浸钼液可用沉积或萃取法收回钼，浸钼渣可作为铜精矿运用。 （二）实验成果 为了进步铜钼混合精矿的浸出活性，运用焙烧使铜钼矿中的硫化矿转化为氧化物或硫酸盐，然后易于浸出。辉钼矿焙烧氧化为氧化钼后，可溶于纯碱溶液，用纯碱溶液浸出焙烧后的铜钼矿，浸出进程中还伴有硫酸铜与纯碱反响生成碱式碳酸铜的反响。 1、焙烧温度对钼浸出作用的影响 在纯碱用量为理论量的3.07倍、80℃、1h条件下，进行了焙烧温度对铜钼混合精诪中钼浸出率的影响实验，固定酸浸条件为：80℃，1h，硫酸浓度5%，L/S＝3，实验成果见图1。从图1可见，温度升高，有利于钼的浸出，但部烧温度在650℃以上，氧化钼的蒸发逐步添加。假如浸钼渣中的铜用湿法提取，焙烧温度从600～700℃，跟着温度升高，铜的浸出率呈下降趋势，大于650℃时，铜的浸出率显着下降。统筹铜钼两种金属的浸出作用，焙烧温度应挑选650℃。 2、浸出温度对钼浸出作用的影响 固定条件：焙烧温度650℃，焙烧时刻1h；浸出时刻1h，L/S＝2，纯碱用量为矿重的31.7%。浸出温度对钼浸出作用的影响见图2。由图2可见，浸出温度对钼的浸出率影响很大，温度需到达80℃以上，才干获得满足的浸出作用。3、浸出时刻对钼浸出率的影响 在焙烧温度650℃，时刻1h，浸出温度80℃，纯碱用量31.7%矿重，浸出时刻与钼浸出率的联系见图3。实验成果表明，浸出时刻对钼的浸出作用影响不明显。在焙烧温度和纯碱用量的适宜条件下，经30～60min即可到达90%以上的浸出率，延伸浸出时刻，钼的浸出率改变不显着。 4、焙烧矿水预浸铜实验 水浸铜首要是浸出在焙烧进程中被硫酸化的铜，不加任何实验即可溶于水，实验仅对比了室温文80℃下的浸出作用。实验成果表明，水浸温度对铜的浸出率影响不大，80℃下铜的浸出率（～24%）略高于常温下铜的浸出率（～20%），从尽可能简化工艺，下降本钱考虑挑选常温水浸为好。 5、水浸渣浸出钼的纯碱用量实验 在80℃，浸出时刻1h，L/S＝2的条件下，进行了纯碱用量实验，实验成果见图4。比较图1和图4的实验成果可见，水浸预处理不只能够用简略的办法优先收回部分铜，并且可使纯碱用量比不经预处理直接浸出钼下降纯碱用量50%左右，然后使浸钼的本钱大大下降。这是由于不经过水预浸，焙烧矿中的硫酸铜在浸出钼的进程中转化为碳酸铜或碱式碳酸铜而耗费纯碱。水浸今后，水浸渣中可溶性铜下降，纯碱首要耗费于钼的浸出，因而，纯碱耗费量下降。因而，断定焙烧—常温水浸铜—纯碱浸出钼为该铜钼矿首要铜钼别离工艺。 综上所述，焙烧浸出铜钼矿的最佳条件为：650℃焙烧30～60min；室温水预浸30～60min，L/S＝2∶80℃纯碱浸出30～60min，L/S＝2，纯碱用量为理论量的175%，实验成果：浸钼渣含Cu27.93%，Mo0.41%，Au13.8g/t，Ag144g/t；浸铜液含Cu14.86g/L；浸钼液含Cu0.007g/L，Mo38.4g/L，钼浸出率96.05%。 被纯碱浸出到溶液中的钼，可从溶液沉积中收回，留在浸钼渣中的铜，可作为优质铜精矿，用水优先浸出的铜可用萃取电积工艺加以收回。 浸钼渣中铜及杂质成分（Pb＋Zn0.23%，MgO0.32%，Bi0.008%，As0.11%）契合YS/T318铜精矿质量标准二级品要求，并含有金银等有价元素，在精矿出售时能够计价。 四、结语 对某地难选铜钼混合精矿进行了焙烧－纯碱浸出别离收回的工艺研讨，经650℃焙烧后，优先用水浸出部分铜，这部分铜可用萃取－电积工艺收回。浸铜渣用纯碱浸出钼，钼浸出率达96.05%，浸出液中的钼可用沉积法收回。铜在浸钼渣中的收回率为85.56%，浸钼渣可作为铜精矿出售。

铅锌铜的选别工艺方法按其性能分为以下几个部分：破碎段、磨矿段、选铅作业、选锌作业、选铜作业这几段。下面就这四个阶段进行介绍。 一、磨矿段： 该段采用一个闭路磨矿分级形式，矿仓里的矿石在摆式给矿机的均匀摆动下，通过斗式给矿机将矿石送入球磨机，进行湿法球磨，矿石在球磨机筒体内与钢球不停地互相打击、研磨，然后排出球磨机外，形成矿浆，矿浆经过分级机，将磨细度合格的矿石浆送到下一步作业，不合格的粗粒料返回到球磨机进一步再磨。选矿作业采用优先浮选作业，即采用优先浮选铅再选锌选铜的工艺方法。分离出单独的铅精粉、锌精粉和铜精粉。二、选铅作业段： 磨好的矿浆经过搅拌桶调浆搅匀后，进入作业段—选铅作业。矿浆经过与浮选剂作用，在浮选机里面形成矿化泡沫，把铅矿从脉石和经过抑制的锌矿、铜矿中分离开来，经过浮选得到合格的铅精矿，铅浮选作业段采用一粗二精三扫作业。三、选锌作业段： 选铅后的矿浆进入搅拌机，进入锌浮选作业段，经过将被抑制的锌进行活化，再加入捕收药剂和起泡剂，使矿浆在浮选机内形成锌的矿化泡沫，经过浮选选出合格的锌精矿。锌浮选作业段采用一粗三精三扫形式。四、选铜作业段： 选锌后的矿浆进入搅拌机，进行铜浮选作业段，经过将被抑制的铜进行活化，再加入捕收药剂和起泡剂，使矿浆在浮选机内形成铜的矿化泡沫，经过浮选选出合格的铜精矿。铜浮选作业段采用一粗三精三扫形式。 经过铅、锌、铜三段浮选作业选出铅、锌、铜单一精矿后，排出的矿浆称为尾矿，将其送到尾矿坝储存起来作进一步综合利用，铅精矿、锌精矿和铜精矿分别送到各自的精矿池，经装袋后送到冶炼厂进行下一步处理，或以产品形式外销，选矿的废水经沉淀后循环利用。

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。

1、简介     洛奈克斯选厂坐落加拿大不列颠哥伦比亚省内地高原边际哈兰德山沟的南坡，卡姆隆普斯城南80km和阿什克洛夫东南48km处。     该矿自1964年发现，1972年6月，日处理矿石48kt选厂投产后，选厂经改造扩建，现在，是加拿大最大的铜-钼选矿厂。     1982年，洛奈克斯选厂处理了原矿石30.7Mt，生产出铜精矿达88kt（铜金属），钼精矿为2879t（钼金属量）和20951kg银。     2、矿床、矿石和采矿     洛奈克斯矿床是一个均匀块状结构的斑岩浸染铜-钼矿。矿藏沿开裂面充填在岩脉中，构成均匀分布的硫化物。矿体大致长1220m、宽488m的椭圆形地域上，至少有610m深。     矿石中大部分铜矿藏为黄铜矿和斑铜矿。有极少数黄铁矿。辉钼矿为有用伴生矿藏。矿体上部有一个氧化带，厚薄纷歧，含孔雀石及少数辉铜矿、蓝铜矿、铜蓝、赤铜矿和自然铜。     矿山1972年投产，露天开采，轿车运送。是加拿大迄今最大的有色金属矿山。1976年后，每天采掘量150kt/d，其间矿石48kt/d。     3、选矿工艺     破碎-磨矿用一段开路粗碎、两段闭路磨矿（粗磨选用半自磨机、细磨选用球磨机）工艺，见图1。粗碎设备是两台1.5×2.3m艾利妍-查墨斯（后称A.C）型旋回破碎机，排矿粒度-229mm。粗磨设备是￠9.7×4.7mD.E.W型半自磨机2台，￠10.4×4.9mD.E.W型半自磨机1台。每台自磨与2440×3050mm双层振动筛两台闭路。细磨由2台球磨机与1台半自磨机配套。共4台￠5.0×7.0m，2台￠5.0×8.2m球磨机。球磨再与￠762mm旋流器闭路。磨矿终究产品浓度38％，细度70％-100目。     铜-钼混合浮选用一次粗选、一次扫选、两次精选工艺。混合精矿产量513t/d，含铜32.13%、含钼1.00％。铜-钼混合精矿选用一粗、一扫两段再磨、八次精选的铜-钼分选工艺，见图2。   图1  洛奈克斯破碎和混浮流程 [next] 图2 洛奈克斯铜-钼分选流程       两段再磨作业用￠1.5×3.0m球磨机与D6B型旋流器闭路。     浮选终究精矿过滤后用溶液（50g/L）在110℃下浸出脱除铜杂质。浸出后用1台1200mm Perriti压滤机过滤，二用一台1.5×2.4m内衬氯橡胶的置换沉淀池再生成循环运用。     4、选矿药剂    铜-钼混合浮选：药   剂类型加药点用量（g/t）（矿石）异丙基钠黄药捕收剂磨矿机5.0戊基钾黄药捕收剂扫选槽3.2降松（Norpine）65起泡剂磨矿机10.4道-250起泡剂扫选槽3.6石  灰PH调整剂 182.0     铜-钼分选药剂：药   剂加药点用量（g/t）（混合精矿）拌和槽7.35精2、精8浮选槽1.0燃料油再磨1、再磨20.63     5、选矿目标     原矿档次0.427%Cu、0.017%Mo，磨矿细度70％-100目，处理量48kt/d。铜精矿档次34%Cu，铜回收率87%~90％，产值88kt/a（Cu），浮选钼精矿档次53.60%Mo、1.24%Cu，钼回收率70%~75％，产值2879t/a（Mo）。1982年后加FeCl3浸出工艺，铜降至0.3%以下。

一、工艺事故的范畴 由于违章指挥或违章操作，造成产品产量、质量及其它技术经济指标恶化或危及正常生产秩序和导致坏污染者，均属工艺事故。 二、工艺事故的分级 工艺事故分厂和车间两级管理。 三、厂级工艺事故的内容 1、碎矿跑大块（磨浮给矿最大块的直径超过80mm），导致球磨机连续四小时以上给矿不能正常。 2、碎矿开车不及时，导致球磨机断矿四小时以上。 3、严重影响球磨机均衡生产和浮选指标恶化的人为事故。中间控制指标未达到技术卡片要求和超出允许范围。 4、给矿和磨矿操作不当，导致自控紊乱或其他设备故障，致使停车四小时以上。 5、在矿厂性质稳定情况下，当班人员不精心操作，致使精矿品位或回收率比计划指标下降5%以上，互含比计划指标上升3%以上。 6、擅自变更技术操作卡片规定的工艺条件，并超过允许范围，造成精矿品位和回收率下降5%以上，互含比计划上升3%以上。 7、倒错生产流程，未能及时发现和处理跑、冒、漏、滴、堵等，致金属流失或铜、锌产品混淆的事故。 8、弄虚作假，导致采样设备、计量设备及各种自控仪表损坏、失灵、紊乱等，情节特别严重按破坏生产论，给予退回公司处理。 9、弄虚作假，导致统计工作、金属平衡工作无法正常进行，造成实质性损失的行为。 10、浓密机溢流水含固量连续四小时超过4kg/m3。（暂定） 11、操作不当，导致浓密机压耙，进而影响全生产。 12、不能正确操作水隔离泵、压滤机致使全厂停车，精矿水份严重超标，尾矿输送管路严重堵塞。 13、维护不当，致使尾矿坝局部陷落。 14、矿石性质突变，接到通知未能及时调整工艺条件，致使指标恶化。岗位发生问题，未能及时通报调度和有关负责人，导致下一工序受到影响超过4小时。 15、交接班不遵守交班制度，恶意操作，人为破坏流程稳定性，导致下一班指标恶化。 四、车间工艺事故 与厂级事故相似，但情节相对较轻，损坏较小，影响时间较短的情况，均可作为车间工艺纪律管理的内容。各车间可根据本车间管理特点，制室相应细则。 五、工艺事故的通报 1、厂级工艺事故必须在三天内填写《工艺事故报告表》报厂办公室，由厂办公室上报公司分管领导和有关部门，车间级工艺事故必须在事故发生次日召开事故分析会，由厂工程师室、车间各有关人员参加，提出处理意见和改进补救措施，经厂长办公室批准执行。并于当日下发《工艺事故处理意见》。 2、由于违章操作指挥造成的设备事故，按公司有关规定执行。 六、对有关人员的奖惩 1、对责任者视情节轻重分别给予罚款、通报批评、警告、记过、除名等处理。经厂长办公会批准执行或上报，记过以上的重大事故则报公司批准执行。 2、对于预先防止事故发生或补救事故有功人员的奖励，由本单位提出意见，经厂办公会研讨上报公司分管领导批准后，给予奖励。

一般铜矿选矿厂，一般都会选用选铜设备周边传动的浓缩机；第二段选铜设备选用折带式真空过滤机，选矿设备选铁精矿选用内滤式圆筒真空过滤机，因为过滤设备要求的技能参数不同，因此与之匹配的真空过滤体系中装备的辅佐设备也有所不同。运用选矿设备下降硫精矿中金含量就成为一个杰出的问题。运用选矿设备经过对一段磨选、化浸出、混浮选、阶段浮选等处理计划进行的讨论，寻求选矿设备在合理的选别计划，取得了较好的目标。 选铜设备在对某褐石硫化矿进行分选时，运用了先重选后浮选的重精反浮选实验方法来进步褐精矿的质量和回收率。因为该矿藏中含有褐石和硫化矿，运用重选得到的精矿中含有大理不能分脱离的硫化矿，影响褐精矿的质量。然后运用浮选把易浮选的硫化矿选出，浮选槽内剩下的就是富集的褐精矿。 一方面我国铁矿石的供需矛盾日益杰出，另一方面面对着国内丰厚的褐铁矿资源得不到很好的运用的实际，在这种情况下褐铁矿球团选矿设备技能应运而生。目前我国的菱铁矿和褐铁矿首要作为烧结质料运用，但配加后会导致烧结矿产质量下降。用烧结机焙烧球团近年来悄然兴起，成为新式选矿出产线都在运用的技能，该工艺用磁铁矿和赤铁矿出产酸性氧化球团均已获得成功。选用烧结机焙烧褐铁矿球团时，烧结速度很快，因此高温坚持时间短，所以球团强度不高。

钴是一种银白色金属，归于铁族元素。钴的矿藏或钴的化合物一向用作陶瓷、玻璃、搪瓷的釉料。直到20世纪，钴及其合金才在电机、机械、化工、航空和航天等工业部门得到广泛的使用，且消费量逐年添加。当今，钴已经成为一种全球的战略物资。我国钴资源十分稀缺，2007年对外依存度到达90%，是对外依存度最高的有色金属元素。因而，加大对钴矿石的选别使用具有重要的含义。 1 矿石性质          矿样来自云南某选厂的铜钴矿石，矿样首要化学成分分析见表1                            表1矿样首要化学组成分析成果(质量分数)/%CuCoSFeAsSiO2CaOAl2O3MgO0.230.247.499.270.04155.12.698.720.99矿石中首要有用金属矿藏为黄铁矿、黄铜矿、含钴黄铁矿、铁硫砷钴矿以及少数的铁硫砷钴矿等;麦石矿藏首要为石英、长石、白云母等。由于该矿石中有用矿藏品种繁复，所以该矿藏归于杂乱难选的硫化矿。 2实验研讨         钴多伴生在铁、铜和镍矿中。工艺矿藏学研讨发现，该矿石中的钴首要是以类质同象的办法代替黄铁矿中的铁离子赋存在黄铁矿中。现在国内外对处理硫化铜钴矿石的浮选工艺流程计划首要有两种:第一是混合浮选;第二是优先浮选。本文选用石灰抑硫、优先浮选取得铜，然后再对硫钴精矿选用焙烧-湿法浸出取得钴和铁。 2.1选矿实验       2.1.1磨矿粒度对现场原矿在不同磨矿粒度下进行了选矿探究实验。矿样磨细，粗精矿中铜钴档次改变不大，收回率逐步升高，适宜的磨矿粒度为-0.074mm粒级占80%。 2.1.2浮选实验工艺矿藏学研讨标明，硫钴精矿中首要钴矿藏为铁硫砷钴矿(Co，Fe)AsS，矿藏含钴量12%～30%，钴与铁类质同象代替。由于钴矿藏首要以含钴黄铁矿办法存在，一般用石灰按捺钴、铁硫化矿藏。其原理是，石灰在水中生成氢氧化钙，它进一步解离得到ca2+和OH一，这两种离子对硫化铁矿藏均有按捺作用，OH一使硫化铁矿藏表面生成氢氧化铁的亲水薄膜，阻碍了捕收剂的吸附，而Ca2+在硫化铁矿藏表面生成CaSO4等难溶化合物，从而使硫化铁矿藏遭到按捺。依据矿样的矿石性质，实验决议选用抑硫浮铜的计划，进行铜硫别离实验。别离取得铜精矿、硫钴精矿。原矿浮选准则流程见图3，浮选探究实验成果见表2。表2成果标明，选用优先浮铜，铜、钴别离经一次粗选、二次精选的工艺，可取得含铜16.95%、含钴0.37%的铜精矿和含钴1.17%、含铜0.23%的钴精矿，铜钴取得较好别离。 　　                                         表2原矿浮选实验成果产品名称产率/%档次/%收回率/%铜钴铜钴铜精矿0.816.950.3760.281.28铜中矿5.530.520.6712.7816.01硫钴精矿12.710.231.1712.9964.26硫钴中矿6.220.120.353.329.41尾矿74.740.0320.02810.639.04给矿100.000.2250.231100.00100.00选用电子显微镜能谱分析和MLA矿藏自动检测技能对浮选所获硫钴精矿进行了矿藏查定和定量测定，硫钴精矿的首要成分见表3。表3硫钴精矿首要成分分析成果(质量分数)/%CuCoSCaOAl2O3FeMgOSiO20.231.1747.10.210.8740.070.0812.53检测标明，浮选所获硫钴精矿含钴1.17%，含硫47.1%，含铁40.07%。工艺矿藏学研讨标明硫钴精矿中的钴首要会集在黄铁矿中，且以类质同象的办法与黄铁矿共生，这也是通过屡次精选，硫钴精矿含钴仅为1%左右的原因。 2.2硫钴精矿冶金实验 钴含量为1.17%的精矿在市场上较难供应，因而对浮选所获硫钴精矿进行了冶金提钻探究实验研讨。对浮选所获硫钴精矿，选用高压氧浸出，在技能上可行，但由于钴的档次太低，设备的投入将很大，一起生产中要耗费很多的氧，经济上不划算，所以选用火法焙烧-湿法浸出的办法。在火法焙烧过程中硫能够得到充沛的使用，通过收回焙烧过程中的烟气制取硫酸，经济效益较好，焙砂浸出后的浸出渣中铁的档次能够到达65%，可直接作为铁精矿供应，浸出液通过一次除铁后用沉钴得到的钴渣中钴的档次能够提高到13%左右，直接作为钴精矿进行供应。实验成果见表4。 　　                             表4硫钴精矿冶金实验成果产品名称档次/%收回率/%钴铁钴铁钴渣13.0215.886.5-铁精矿0.2362.25-90.33结语 1)对原矿样选用石灰抑硫、优先浮铜工艺流程，在磨矿粒度为-0.074mm粒级占80%的条件下，可取得铜精矿含铜16.95%、铜收回率60.28%，硫钴精矿含钴1.17%、钴收回率64.26%的技能指标，钴能得到有用富集。2)浮选所获硫钴精矿的首要成分为黄铁矿，钴类质同象代替黄铁矿中的铁。这也是通过屡次精选，硫钴精矿含钴仅为1%左右的原因。3)对含钴1.17%、硫47.1%、铁40.07%的硫钴精矿选用焙烧-湿法浸出的办法进行富集，得到钴渣中钴的档次可达13.02%，浸出渣铁精矿中铁的档次可到达62.25%，钴得到很好的富集，而且硫能够制取硫酸，铁能够归纳收回。

1、简介     萨尔切什迈铜-钼选厂由伊朗国家铜工业公司开发，引进了美国阿那康达公司技能。是国际80年代挖掘的一个大型铜-钼基地。萨尔切什迈坐落伊朗中部扎格罗斯山脉中部。1979年投产的选厂规划为，日处理矿石40kt日产含钼54％钼精矿l0t日产含铜34％铜精矿1480t，配套的冶炼厂年产精铜171kt。     2、矿床、矿石和采矿     萨尔切什迈是个斑岩型铜-钼矿床。坐落扎格罗斯山山脉中部。呈西北北-东南南走向。矿体呈椭圆形，长2300m、宽1200m。矿体赋存于斑岩和周围蚀变的安山岩中。矿体的浸蚀、氧化掩盖岩层主要为碳酸岩，均匀厚26m。平覆表生硫化矿上的矿帽均匀厚37m。萨尔切什迈矿床是国际最富的斑岩型铜-钼矿之一，排国际四大铜矿山的第三位。探明矿石储量至少有427Mt，矿石均匀档次1.13%Cu、0.03%Mo。弥补勘探将矿石储量增加到800Mt，铜金属储量l0Mt。     表生铜矿藏为浸染状辉铜矿，二次富集矿层的底部邻近有铜蓝。深生硫化矿藏为黄铁矿、黄铜矿、辉钼矿。辉钼矿八成为浸染的包裹体，一般与含黄铜矿细脉共生，产状很薄，往往成片状。高档次钼矿石半接连环状赋存于高铜带内部。矿山用大型露天采矿法。     3、选矿工艺     （1）破碎作业用三段一闭路破碎流程，将矿石碎至80%-13mm。     （2）铜-钼混合浮选（见图1）选用一段磨矿、分级，溢流细度70％-200目，浮选选用一次粗选、粗精矿（和精扫精矿）再磨、二次精选，一次精扫选的简略工艺流程。混合精矿经浓缩后送钼浮选车间。   图1  萨尔切什迈铜-钼混合浮选流程 [next]     混合浮选为8个系列，每系列磨矿选用￠5×8.2m大型溢流型球机1台，给矿量为225t/h·台。电机为3375kW/台。每台球磨与10台￠510mm旋流器机组组成闭路。溢流产品细度为70％-200目。每个系列处理才能为5500t/d。再磨机为四台￠3×5.8m球磨机，各与6台￠380mm旋流器组成闭路。     铜-钼分选在选钼车间进行，铜-钼混合精矿经两次精选后送贮矿槽（浓缩机），将每天的二次精矿会集在7h/d内处理。见图2。   图2  萨尔切什迈铜-钼分选流程       在会集精选段，经精3、精4二次精选的精矿送闭路再磨后，再经精5~7的三次精选，获浮选钼精矿和铜精矿。     浮选精矿含钼54％。当铜超支时，还须经浸出除铜，获合格钼精矿。     4、浮选药剂准则（g/t）     石灰，异丙基黄药，R407，，醚醇190，Z-200 19，火油190。     5、生产指标     原矿档次1.13%Cu、0.03%Mo，处理量40kt/d；钼精矿档次54%Mo，产值l0t/d；铜精矿档次34%Cu，产值1480t/d。

1、简介     海蒙特属特克公司，坐落不列颠哥伦比亚省高原谷的南部，北距伯利恒6.4km，西北离洛克斯3km。30年代，发现了该矿床。1977年托韦斯资源公司和海蒙特采矿公司组成新的海蒙特采矿公司。1979年，特克公司与海蒙特公司兼并，并由西德金属公司购买14至20％股份，1979年4月开端基建，榜首个系列于1980年投产，另一系列也于1981年头完结。     选厂处理才能为22.7kt/d，年产铜223kt、钼1800到2300t。     2、矿床、矿石和采矿     海蒙特石英斑岩铜-钼矿床在东西向石英斑岩岩脉的西侧，共有七个矿化带。其间，有两个具有较大的经济价值，其间最大矿带有矿石l00Mt，均匀档次0.26%Cu、0.029%Mo。分作东、西露天矿。另一矿带含钼较高，矿石储量21Mt，均匀档次0.25%Cu、0.079％Mo。     矿石中有价金属矿藏为黄铜矿、斑铜矿和辉钼矿。还有少数黄铁矿，但大多在矿带之外。矿山露天开采。     3、选矿工艺     海蒙特选厂系八十年代新建的大型选厂，选用大型磨机和先进工艺。一段开路破碎（1台1370×1880mm旋回破碎机，自磨-球磨两段大型磨机磨矿。铜-钥混合浮选、铜-钼分选、加钼精矿氯化浸出（布伦达法）工艺。磨矿与铜-钼混合浮选分两个系列。流程如图1所示。用自磨-球磨两段磨矿，一段细碎回路。一次粗选、一次扫选、三次精选、中矿再磨回来粗选。   图1  海蒙特破-磨-混合浮选流程 [next]     铜-钼别离：将两个系列的铜-钼混合精矿兼并、浓缩后，增加、按捺铜矿藏，火油捕收辉钼矿，进行一次粗选、一次扫选、十次精选。其间，加有中矿（1次精选尾矿和扫选精矿）再磨和精矿（第三次精选精矿）再磨。流程见图2所示。   图2  海蒙特铜-钼分选流程       下表列出了浮选药剂准则。   表  海蒙特药剂准则  工 序药   剂用量（g/t）增加浓度（%）加 药 点Cu-Mo 混浮戊基钾黄药18.220第二段磨矿、混浮扫选、混浮-精选（MIBC）36.3100粗选、扫选、混浮-精选Cu-Mo 别离火油13.6100混合精矿再磨、钼再磨、铜-钼别离组（NaHS）181.620榜首次、二次钼精选、铜-钼别离粗选（NaCN）22.710榜首、二、三次钼粗选       钼精矿氯化浸出：为下降浮选钼精矿的含铜量，选用布伦达法——用FeCI3，CaCl2加温浸出浮选钼精矿（滤饼）。     4、选矿目标（规划目标）     原矿档次0.27%Cu、0.029％Mo。磨矿细度65％-200目，矿石处理量22.7kt/d。混合精矿档次30.0%Cu、2.98%Mo，回收率90.41%Cu、83.31%Mo。铜精矿档次31.5%Cu、0.2%Mo，铜回收率90.4％，产值20~23kt/a（Cu）。钼精矿档次55.00%Mo、0.10%Cu（浸后），钼回收率74％，产值1.8~2.3kt/a（Mo）。

100吨选铜设备配套表序号设备名称规格型号电机功率数量(台)单价（万元）总价（万元）1鄂式破碎机PE 250×4001513.23.22鄂式破碎机PEX 150×7501513.53.53输送机500×8000310.80.84输送机500×1000031115料仓6M316喂料机GZ20.1510.80.87球磨机MQY 1500×350075117.517.58分级机FG 750312.82.89搅拌桶Φ1500×1500321.32.610浮选机SF 0.653240.819.211浮选机SF 0.37380.54

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。

一、前言 凤凰山铜矿选矿流程为半优先半混合浮选流程，近年来因矿石性质发生变化，原矿铜品位降低、含硫升高，导致现场生产存在如下两个问题：（1）半优先浮选在自然pH值下效果很差，铜的回收率由60%左右逐步下降到30%左右；（2）混合精矿产率偏大，混精再磨已达不到原设计细度。为此进行了试验研究，采用提高半优先选别pH值和将现场的混合精矿再磨改为混合精矿分离后粗精矿再磨，取得较好的效果。 二、矿石性质 （一）矿石的矿物组成 凤凰山铜矿矿石主要金属硫化物为黄铜矿、斑铜矿、黄铁矿，次为胶黄铁矿、少量为辉铜矿、兰辉铜矿、闪锌矿、方铅矿、白铁矿；主要脉石矿物为石英、方解石、次为透辉石，少量石榴子石、白云石、长石、绿泥石、云母高岭石等。矿物的组成见表1。   （二）主要金属矿物粒级含量分布 主要金属矿物黄铜矿、斑铜矿、黄铁矿、胶黄铁矿粒级含量分布见表2。由表2知，黄铜矿粒度属细粒为主，中粒为辅，含有微粒级的类型；斑铜矿粒度属微细粒型，与黄铜矿相比，斑铜矿更细。总体上铜矿物表现为较分散，属不均匀分布，需分段磨矿，分段选别，防止粗粒级过粉碎而恶化选别条件。黄铁矿、胶黄铁矿属中细粒不均匀型，亦需分段磨矿、分段选别，胶黄铁矿极易氧化，导致可浮性变好，因此半优先需提高pH值来抑制可浮性较好的硫。 （三）原矿化学分析 原矿多元素分析、铜物相分析见表3、表4。三、改进工艺条件的试验研究 针对生产中存在的两个问题，本着有利于现场生产管理的出发点，在原半优先半混合流程的基础上着重对半优先选别条件和再磨地点作了研究。 （一）半优先调整pH值抑硫的研究 现工艺条件开路原则流程见图1，半优先铜精1指标、尾矿指标与半优先pH值勤的关系见图2、图3。从上述各图可以看出，随着pH值的增高，尾矿含铜品位降低，半优先铜品位和回收率均较自然pH值的指标高。半优先适宜的pH值为11.0，因为适当提高pH值后，加大了铜硫可浮性的差异；同时原矿含大量次生硫化铜，次生硫化铜性脆易磨，易造成过粉碎损失，适当提高半优先pH值也加强了对细粒铜矿物的凝聚作用，适当凝聚增大粘度有利于浮选。因而适当提高半优先pH值可有效发挥OSN-43的选择捕收作用，同时又有利于细粒次生硫化铜的浮选，故可使半优先浮选部分的铜精品位和回收率提高，且在此pH值下硫并未受到强烈抑制，仍可用丁黄药浮选，故不会影响半混合浮选，还可使铜、硫总的选别指标提高。 （二）提高混精再磨细度的研究 针对现场存在的第二个问题，在确定了提高现场半优先pH值可使半优先铜精1回收率提高的前提下，对改变混合精矿再磨地点，提高混精再磨细度作了试验研究，试验混合精矿分离部分如图4所示，其它部分仍为图1所示流程，试验指标见表5。由表2可知黄铁矿、胶黄铁矿嵌布粒度较粗，黄铁矿+0.074mm粒级为70.32%，+0.037mm粒级为85.87%；胶黄铁矿+0.074mm粒级占79.89%，0.037mm粒级占91.55%。磨矿细度为-0.074mm占70%的情况下大部分都已单体解离，因而在铜硫分离时，可将已单体解离的硫先分离出来，避免过磨给铜硫分离带来影响，又可减少再磨工作量。从而解决了再磨细度达不到要求的问题，使铜硫分离效率提高。 四、闭路试验 对现场原工艺流程提高半优先pH值和铜硫分离粗精再磨流程分别进行闭路试验，验证改进工艺的流程能否有效解决现场中存在的问题。两种工艺流程闭路试验指标见表6。五、结语 （一）半优先加石灰适当提高pH值，加大了铜硫可浮性差异，同时也加强了对细粒铜的凝聚。当半优先部分浮选pH值由7.4提高到11.0时，半优先铜精1的回收率由现场流程的29%提高到63.81%。 （二）与现场流程相比，采用混合精矿先分离，分离粗精矿再磨，解决了再磨细度问题，硫精矿含铜低；同时减少了再磨量，改善了硫精矿粒度组成，使矿精矿更易于脱水。提高半优先pH值，半优先半混合铜矿分离铜粗精矿再磨流程与现场流程相比，总铜精矿品位和铜回收率分别提高0.59%和2.5%，选硫指标亦有提高。

1、简介     夸霍内与托克帕拉相同，从属美资秘鲁铜业公司。矿山坐落秘鲁南部莫克瓜区奥古省。西距伊洛港90km，东南距托克帕拉矿区25km，海拔最高3800m，均匀3450m，是秘鲁现在最大露采铜矿山。     1942年开端普查，1965~1969年弥补勘探，标定矿石储量475Mt，均匀含1%Cu。1970年开端基建，剥离总量250Mt。1976年矿山正式投产。     选厂设计能力40kt/d，1980年后已达46kt/d，厂房留有发展到75kt/d的地步。     2、矿床、矿石和采矿     该矿床实际上是与托克帕拉及盖亚维科矿床组成了一个大的矿田，是南秘鲁铜-钼矿带的主体。夸霍内矿床共探明矿石储量为475Mt，均匀含铜1％，其间84%为原生矿，16%为次生富矿。     矿床成因：第三纪的闪长岩、花岗闪长岩及石英二长斑岩、石英粗安斑岩、安山岩侵入底板火山岩中，发生激烈的围岩蚀变和矿化效果。成矿后的角砾岩带沿夸霍内开裂作北西向散布。但只要成矿区内角砾岩碎块才构成矿石。含矿岩体是以酸性到中性的屡次侵入的杂岩。如前期含矿岩体是闪长岩和花岗闪长岩，首要成矿期的岩体，则是石英二长岩、石英粗安斑岩，其面积仅0.5km2的小岩体。其间，含矿最多的岩石是石英粗安斑岩。     矿体平面上呈椭圆形，长轴1200m，宽1000M，走向北西。剖面看，它呈一个倒竖圆锥体状，向西缓歪斜，到深部逐步尖灭。矿体向两边和深部矿化都比较均匀，蚀变强度和破碎程度共同。矿体上部为氧化带、次生富集带，但均，现在现已挖掘完。为主的是下部原生矿带，它操控深度大于400m。     原生硫化矿石中首要矿藏为：黄铁矿、黄铜矿，其含量比为1：1、1：2，到深部为15：1。别的还有必定数量斑铜矿，少数辉铜矿、辉钼矿等。辉钼矿散布不规则，首要充填在石英颗粒之间，也在石英脉中呈细涣散状富集。矿山露天挖掘。     3、选矿工艺     （1）破碎：带预先筛分的三段一闭路流程，如图1所示。预先筛分为进步筛分功率和产值，选用了双层振动筛，将两层筛上产品兼并送入下一级破碎机。   图1  夸霍内破碎流程 [next]     （2）铜-钼混合浮选：混合浮选流程如图2所示；它用一段粗磨、粗精再磨、两次精选、一次精扫选的工艺。选厂独到之处在于为处理矿石质软含量较高的特色，选用矿泥、矿砂别离粗选的工艺。   图2  夸霍内铜-钼混合浮选流程       （3）泥-砂分选：将粗磨旋流器溢流（60%-200）送入九台D10LB克雷布斯旋流器再分级，溢流（泥）：细度95％-200目，浓度20%，矿浆产率50％；沉砂（砂）：细度30%-100目，浓度40％，矿浆产率50％。     矿砂在22台2.23m3阿基泰尔浮选机内粗选，选用醚醇起泡剂（道-250）。矿泥在14个8.5m3威姆科浮选机内粗选。再将泥、砂粗选精矿兼并进下一作业，尾矿抛弃。     泥砂分选的铜-钼混合浮选，辉钼矿作业回收率可达80%（1980年前九个月67.13％，后几个月为80％），铜回收率比不分选进步2％~3％。     （4）铜-钼分选：用浓缩、擦拭、蒸汽热处理两段再磨和五次精选的工艺。为进一步除铜对五次精矿经过滤后，进行浸当以脱除辉铜矿和铜蓝。工艺见图3。   图3  夸霍内铜-钼分选流程     4、选矿药剂     （1）铜-钼混合浮选（g/t）：Z-14（异丁基黄药）用量13.6，Z-200 7.3，醚醇起泡剂（道-250）5.4（仅用于矿砂）。Acorfroth73-538-Y（组成起泡剂）18.2，石灰2000~2700，絮凝剂（Poly Hall M-59）2.7。     （2）铜-钼分选（按每吨铜-钼混合精矿计量，kg/t）：Anamol-D（砷-诺克斯）7.5（擦拭、精选），NaCNl.0（精选、浸出），Exform636（约含60％矿藏油）0.26（粗，1~6精），燃料油0.08（擦拭，再磨）。     5、选矿目标     原矿处理量46kt/d，档次1.4%Cu、0.019%Mo；铜-钼混合精矿档次（0.688%MoS2）0.315% Mo、38 %Cu；回收率64.60%Mo、85%Cu；钼精矿档次55.20%Mo（91.97%MoS2）、1.07%Cu（浸前)、＜0.3%Cu（浸后），钼回收率分选作业85.69％，总55.36％；铜精矿档次38.37%Cu，全铜回收率83.54％，硫化铜回收率90.03%。

100吨/日铜选厂设备明细表设 备 名 称规格型号数  量 （台）功  率（KW）备  注颚式破碎机PE250×400115铸钢机架颚式破碎机PEX150×750115铸钢机架摆式给矿机400×40011.1圆锥球磨机GZM1500×3500180高堰式分级机FLG-120015.5搅拌槽1500×150013.0浮选机SF-1.2165.5/台合计

300吨/日铜选厂设备明细表  设 备 名 称规格型号数 量（台）功 率（KW）备 注槽式给矿机980×124017.5 颚式破碎机PE400×600137铸钢机架颚式破碎机PEX250×1000130铸钢机架摆式给矿机600×60012.2 圆锥球磨机GZM2100×35001180 高堰式分级机FLG-150017.5 搅拌槽2000×200017.5 浮选机SF-2.81811 合计

50吨/日铜选厂设备明细表设备名称规格型号数量 （台）功率 （kW）备注颚式破碎机PE150×750115铸钢机架摆式给矿机400×40011.1圆锥球磨机1200×2800137高堰式分级机FLG－100015.5搅拌槽1000×100011.5浮选机SF－0.7143/槽

1000吨/日铜选厂设备明细表设备序号设备名称设备型号设备数量（台）1槽式给矿机980×124012颚式破碎机PE600×90013颚式破碎机PEX250×120034单层振动筛1500×360015振动给矿机DZ－526直筒滚动轴承球磨机GM2.7×3.617高堰式分级机FLG－300018搅拌槽3000×300019浮选机SF－81410浮选机SF－45合计  30

1、简介     特尼恩特为美国布瑞登铜公司1905年挖掘，1970年改美、智合资，1971年收归智利国有，现从属智利国家铜公司科代尔科（Codeleco）。     矿区坐落智利中部奥伊金斯（Ohiggine）省，海拔2600~3000m，是智利最大铜矿之一，矿床仅次于丘基卡马塔，现有矿石储量5000Mt，铜金属量50Mt。现有生产规模57.4kt/d，年产精铜250kt、钼1700t。1976年产2322t钼。     2、矿床、矿石及采矿     矿体产在安山岩中，随石英闪长岩侵入，安山岩发作钾化、黑云母化及石英绢云母化蚀变的大型铜矿床。除原生矿化效果外，上部淋滤带、氧化带，金属矿藏以孔雀石水胆矾为主，含铜1％，占总储量20％；中部为次生富集带，含铜1%~2%以上，是首要挖掘目标。该矿中，金属矿藏有黄铜矿（70％）、辉铜矿（20％）、斑铜矿（5％）。下部为原生带，首要矿藏有黄铜矿、黄铁矿。均匀含铜0.8％。矿体控制在长2400m、宽600m、深800m。以0.5%Cu为鸿沟档次，探明矿石储量为5000Mt，均匀含铜1％、含钼0.036％。     3、选矿工艺     特尼恩特有两个选厂：塞维尔，生产能力31kt/d，只产Cu-Mo-S混合精矿；科伦（1970年投产）生产能力26kt/d，并处理塞维尔混合精矿的分选。科伦选厂工艺流程见下图。   图  科伦选矿工艺流程 [next]     破碎：三段一闭路，粗、中碎都设有预选筛分，产品粒度-13mm。     混合浮选：有七个磨-浮系列。选别是在弱酸性介质（pH4.2）中进行，它提高了铜的回收率。磨矿用￠4270×7320mm球磨机与5台￠510mm旋流器闭路，溢流细度60％-200目。     铜-钼与黄铁矿别离：混合精矿经浓缩调浆，在碱性介质中浮选铜-钼，按捺黄铁矿。此段别离中，用石灰将矿浆调至pH=12后进行一次粗选一次扫选。     铜-钼别离：经榜首段别离后的精矿，在这里用LR-744（磷-诺克斯）抑铜、用燃料油捕收辉钼矿。这段别离选用三次浓缩、二段再磨、十三次精选，所获钼精矿再经浸除较高的铜杂质，取得合格精矿，别离的粗选尾矿即为铜精矿。     钼硫别离：榜首段分选的尾矿中还含一部分辉钼矿，在这段用燃料油将其捕集出来、送交铜-钼别离的后半部进一步富集。     明显，混合精矿通过三段别离，取得合格铜精矿、钼精矿。     4、浮选药剂     按原矿核算的药剂耗量（g/t）。     米涅列克（Minerec）——黄原酸酯54、波维尔（Powll）40、硫酸1362、石灰340、黑药4.5、LR-744 122.6、火油31.8。     5、选矿目标     原矿档次：1.56 %Cu、0.023 %Mo；钼-硫混合精矿：26.82%Cu、0.339%Mo；铜精矿档次：39.86%Cu、0.05%Mo；铜回收率：全铜84%、硫化铜90%；钼精矿档次：55.15%Mo、0.46%Cu；钼回收率59%；尾矿档次：0.276%Cu、0.008%Mo。