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

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

西部钛矿公司选厂自1965年开端出产，选别澳大利亚西部的海边砂矿，矿石含Cr2O3较低（0.03%～0.04%），含TiO254%～60%。该厂选用重选、磁选、电选联合流程进行选别，每小时处理原矿60吨，精矿重矿藏含量为93%～95%，产最25～35吨／小时。重矿藏矿藏组成为：钛铁矿70～85%；锆英石3～5%；独异石痕迹～4%；金红石痕迹～5%；自铁矿1%～20%：石榴石痕迹～15%。此外还含少数电气石，十字石、尖晶石、黑云母及褐铁矿等。该厂经过两次湿选及两次干选取得钛铁矿精矿，并归纳收回金红石，白铁矿、锆英石，独居石精矿。 原矿入厂先经筛孔为0.5毫米的圆筒筛筛分，筛下产品再进行振动筛筛分，＋4毫米筛上物抛弃，－4毫米筛下物选用双鹰牌分级箱脱水分级，分级箱的粗粒部分再经一台弧形筛、一台艾利斯·查默斯（A.C.）筛分机筛分，筛下产品粒度小于0.6毫米，送至螺旋选矿机粗选及三节螺旋选矿粗精选，取得粗精矿，一次湿选工艺流程见图1。图1  一次湿选流程图 一次湿选粗精矿先在铺于木扳或混凝土上的棕席疏干72小时，使精矿含水降低到5%～7.5%，然后送入旋转枯燥机（长10.7米，直径1.95米）在温度55～65℃下进行枯燥，枯燥后物料经运输机冷却后进行0.6毫米筛分，筛上回来一次湿选厂，筛下选用31台拉彼德四极三盘磁选机和一台穿插带式磁选机，收回钛铁矿。磁选尾矿选用四辊高压电选机及三台拉彼德磁选机收回剩下钛铁矿。一次干选流程见图2。图2  一次干选流程图 一次干选尾矿进行二次湿选。二次湿选为了在常温下脱除矿粒表面的氧化铁，选用低浓度和焦亚清洗，以利分选。用化学处理后，选用濒流回转窑（长7.3米，直径0.9米）烘干，再给入二次干选。二次干选选用四段筛板式静电选矿机分选。在二次干选中还选用了极性替换办法改善分选作用。静电选后的导体再经电选、磁选到达与其他矿藏别离的意图。取得锆英石、独居石、金红石、白钛石精矿，并收回孑遗于二次干选中的钛铁矿。二次干选及二次湿选具体流程见图3、图4。图3  二次湿选流程图图4  二次干选流程图

可可托海矿坐落新疆维吾尔族自治区境内。系一花岗伟晶岩锂、铍、钽铌、多金属矿床。共有四条矿脉，其间以3号脉（现在挖掘矿脉）为最大。矿石含（TaNb）2O50.015%   （Ta∶Nb＝1∶1）、BeO0.093％、Li2O1.29％。钽铌矿藏主要是锰钽矿、钽铌锰矿、细晶石。铍矿藏主要是绿基石。锂矿藏主要是锂辉石。脉石主要是石英、长石。矿藏粒晶：钽铌矿藏最大为1～2毫米，一般为0.3～0.08毫米。绿基石一般在0.2毫米以上。锂辉石一般是0.2毫米。       选矿厂规划规划750吨/日。分三个体系：1号体系处理铍矿石，日处理矿石400吨。2吨体系处理锂矿石，日处理矿石250吨。3号体系处理钽铌矿石，日处理矿石100吨。3号体系选矿流程如图1所示，选用两段磨矿的重－磁－浮流程。榜首段棒磨，磨矿粒度－1毫米。第二段球磨，磨矿粒度－0.2毫米。磨矿产品用φ940毫米旋转螺旋溜槽（螺距500毫米，转速12～16转/分）粗选；旋转螺旋溜槽尾矿通过φ250毫米旋流器分级，旋流器溢流送2号体系浮锂。旋转螺旋溜槽精矿先经弱磁场磁选机除铁，然后分级摇床，摇床尾矿回来球磨机。摇床精矿给入双盘磁选机选出铁屑、钽铌精矿、钽铌中矿和非磁性物料（尾矿）四种产品。磁选钽铌中矿（钽铌－石榴石），选用浮游重选，分选出钽铌和石榴石，铁屑则需通过酸浸、过滤，滤渣即为钽铌精矿。选矿总目标：钽铌精矿档次（TaNb）2O550%～60%，回收率62％。

该矿1970年由南昌有色冶金规划研究院规划，规划规划1500t/d。       一、矿石性质：宜春钽铌矿系钠长石化-云英岩化-锂云母化花岗岩型含钽、铌、锂、、、铍多种稀有金属的大型矿床。主矿体的矿石有残坡积型-表土矿、风化型-风化、半风化矿及原生矿三种矿石类型。矿石的改变按矿体由上往下钠化程度逐步削弱，钽、铌、锂、、有用元素的含量逐步下降，有用矿藏的嵌布粒度逐步变细，矿石硬度逐步变硬，共生矿藏相应杂乱，首要有用元素钽、铌的涣散率添加。钽铌矿藏首要有富锰钽铌铁矿、细晶石、含钽锡石。锂矿藏首要是锂云母。铍矿藏首要是绿基石、磷钠铍石。、绝大部分赋存于锂云母中。脉石矿藏以长石、石英为主。其它少数矿藏有黄玉、磁铁矿、赤铁矿、钛铁矿、锰矿藏、磷灰石等。矿石多元素分析见表1。表1 矿石多元素分析元素SiO2Al2O3Na2OK2OFe2O3MgOCaOMnOLi2ORb2OCs2OBeO含量，%65.5318.334.702.001.160.410.160.111.080.300.0920.03元素Nb2O3Ta2O3SnO2TiO2ZrO2U3O8ThO2P2O5WO3SGaCd含量，%0.01050.0160.0120.0120.0030.000660.0010.430.005痕0.00440.005有用矿藏的嵌布粒度：富锰钽铌铁矿和含钽锡石一般为0.3～0.1mm，细晶石一般为0.2～0.08mm，锂云母一般为0.4～0.1mm，矿石破碎至0.3mm时，开端呈现有用矿藏单体，破碎至0.1mm时有用矿藏解离度达90%以上。前期出产为强钠化矿体矿石矿泥含量多，原矿中小于0.074mm粒级含量达11.37%。原矿石含五氧化二钽铌为00276%，钽铌比值为1.76，氧化二锂含量为1.2%。 矿石天然安眠角40°;普氏硬度f=10～12;内摩擦角29°31′。矿藏密度见表2。

金丝山矿区位于美国北卡罗莱纳州境内，是世界最大的锂辉石产地。该矿区伟晶岩矿典型组成为，％：锂辉石长石石英白云母 角闪石其他矿物19～2228～3325～355～15少量     其中含Li2O为1.5％左右，BeO0.04％以上。该区选矿厂采用过不同的流程，50年代采用重介质选矿和反浮选，随后又进行变革，70年代以来，该矿区选矿厂逐渐采用正浮选流程。     一、金丝山反浮选流程    金丝山选矿厂的反浮选流程是在石灰造成的碱性介质中添加糊精或淀粉抑制锂辉石，用阳离子捕收剂浮出硅酸盐类脉石矿物，槽内产品即为锂辉石精矿，可作化工级产品出售。为降低锂精矿中的铁含量，上述精矿需进一步精选，为此添加氟氢酸、树脂酸盐和起泡剂浮选铁矿物，这样获得的锂精矿可作陶瓷工业原料出售。而脉石矿物浮选获得的泡沫精矿可进一步进行分离浮选而得出云母精矿、长石精矿和石英精矿。50年代金丝山选矿厂采用的反浮选流程示于图1。当时原矿品位1.5％Li2O左右，锂精矿含Li2O高于6％，回收率70％～75％，总药耗2.5～3公斤/吨，选厂规模为360吨/日。图1  金丝山选厂锂辉石反浮选流程     二、金丝山正浮选流程      1976年北卡罗莱纳州州立大学对金丝山锂辉石矿进行了正浮选工艺的研究，通过半工业试验获得了满意指标：锂辉石精矿品位为6.3％Li2O，作业回收率（不计矿泥）为94.5％，对原矿的回收率为88.4％。此后金丝山矿区美国锂公司和福特矿产公司的选矿厂都采用了这种流程。两选厂的处理能力分别为2400吨/日和2600吨/日，日产锂辉石精矿480吨和530吨，另产长石1300吨/日、石英750吨/日和云母100吨/日。选厂锂精矿品位为6.3％Li2O，回收率75％～78%，药耗稍多于1千克/吨，生产流程示于图2。图2  金丝山锂辉石正浮选流程

美国金丝山锂辉石选矿厂设计    金丝山矿区位于美国北卡罗莱纳州境内，是世界最大的锂辉石产地。该矿区伟晶岩矿典型组成为，％：锂辉石长石石英白云母 角闪石其他矿物19～2228～3325～355～15少量     其中含Li2O为1.5％左右，BeO0.04％以上。该区选矿厂采用过不同的流程，50年代采用重介质选矿和反浮选，随后又进行变革，70年代以来，该矿区选矿厂逐渐采用正浮选流程。     一、金丝山反浮选流程    金丝山选矿厂的反浮选流程是在石灰造成的碱性介质中添加糊精或淀粉抑制锂辉石，用阳离子捕收剂浮出硅酸盐类脉石矿物，槽内产品即为锂辉石精矿，可作化工级产品出售。为降低锂精矿中的铁含量，上述精矿需进一步精选，为此添加氟氢酸、树脂酸盐和起泡剂浮选铁矿物，这样获得的锂精矿可作陶瓷工业原料出售。而脉石矿物浮选获得的泡沫精矿可进一步进行分离浮选而得出云母精矿、长石精矿和石英精矿。50年代金丝山选矿厂采用的反浮选流程示于图1。当时原矿品位1.5％Li2O左右，锂精矿含Li2O高于6％，回收率70％～75％，总药耗2.5～3公斤/吨，选厂规模为360吨/日。图1  金丝山选厂锂辉石反浮选流程     二、金丝山正浮选流程     1976年北卡罗莱纳州州立大学对金丝山锂辉石矿进行了正浮选工艺的研究，通过半工业试验获得了满意指标：锂辉石精矿品位为6.3％Li2O，作业回收率（不计矿泥）为94.5％，对原矿的回收率为88.4％。此后金丝山矿区美国锂公司和福特矿产公司的选矿厂都采用了这种流程。两选厂的处理能力分别为2400吨/日和2600吨/日，日产锂辉石精矿480吨和530吨，另产长石1300吨/日、石英750吨/日和云母100吨/日。选厂锂精矿品位为6.3％Li2O，回收率75％～78%，药耗稍多于1千克/吨，生产流程示于图2。图2  金丝山锂辉石正浮选流程

稀土矿选矿厂汇总列于表1。   表1  国内外稀土矿首要选矿厂一览表国别厂名处理的矿石类型工艺流程选别目标，REO %原矿档次精矿档次回收率我国包钢选矿厂白云鄂博 稀生矿 浮选－选择性聚会选矿5.6360.4922.1337.2926.31美国  帕斯山（Mountain Pass）选矿厂 碳酸盐类型稀土矿浮选7.060～6365～70我国 微山稀土矿选矿厂 碳酸盐类型稀土矿浮选3.5～4.545～6075～80澳大利亚 凯帕尔（Capel）选矿厂海边砂矿 磁选－重选－电选0.50 （矿藏含量）95 （矿藏含量） 我国  南山海稀土矿选矿厂海边砂矿 重选－磁选－电选0.04555～6046～52我国  雪山磷钇矿选矿厂花岗岩风化壳重选－磁选 39.90 （Y2O3含量） 我国龙南提取厂  离子吸附型重稀土矿化学选矿0.088～0.2＞9059.47寻乌提取厂  离子吸附型轻稀土矿化学选矿0.088～0.2＞9065苏联  科拉半岛铈铌钙钛矿选矿厂  碱性霓霞正长岩铈铌钙钛矿重选－磁选 89～91 （矿藏含量）70～75

洛曼（Lowman）选矿厂位于美国爱达荷州（Idaho）熊谷地区（Bear Valley）。矿石中主要铌矿物有黑稀金矿、铌铁矿。共生金属矿物有独居石、磁铁矿、钛铁矿等。粗选在采砂船上进行，采用跳汰和摇床分选。选出的重砂含黑稀金矿610克/米3，铌铁矿122克/米3，独居石310克/米3，还含有褐钇铌矿、磷钇矿、锆石等。其中磁铁矿、钛铁矿和石榴石占85％。送洛曼精选厂进一步处理。       精选厂规模150～200吨/日，采用磁选－电选－风力摇床－摇床重选的组合流程图1。根据重砂的矿物组成、密度和相对磁化系数依次递减（磁铁矿→钛铁矿→石榴石→铌铁矿→黑稀金矿→独居石→尖晶石→锆石），及相对导电率依次递增（硅酸盐→磷酸盐→碳酸盐→氧化矿→硫化矿）的差异，首先将重砂给入1.2×2.4米电振筛，筛上物料（＋1.6毫米）给入0.6×1.2米棒磨机，磨矿粒度－1.6毫米，与电振筛构成闭路。筛下物料（－1.6毫米）经0.6×4.6米道尔分级机分级，溢流废弃，底流（含75％固体）经强烈搅拌擦洗后给入磁选机选出磁铁矿。非磁性产品送给干燥机干燥后，给入克功凯特圆筒型磁选机，选出磁铁矿－钛铁矿。非磁性部分用感应辊式磁选机选出钛铁矿－石榴石。磁选尾矿（含铌铁矿、黑稀金矿、独居石等）预热至350℃给入“卡普科HT46型”电晕静电选矿机进行分选。导体部分（铌铁矿、黑稀金矿）用0.8米电振筛分为两级，分别送给带式磁选机选出残留的钛铁矿和石榴石。非磁性产品经风力摇床和湿式摇床选出铌铁矿－黑稀金精矿。经实贵证明，带式磁选机的分选效率比感应辊式磁选机可靠，但生产能力小，不适于粗选作业。非导体部分（独居石等）经两次磁选分离出石榴石、锆石－石英、独居石等产品。总精矿品位：Nb2O520%～25%,Ta2O52%～5%，U3O86％～10％，ThO21%，TR2O318%～22%,送圣路易厂化学处理，提取钽和铌，同时还回收了铀、钍和稀土元素的化合物。  图1  洛曼选矿厂工艺流程

一、可可托海选矿厂（铍系列）       可可托海选矿厂位于新疆维吾尔族自治区境内。1976年建成投产，设计规模为750吨／日，分三个系列分别处理不同的伟晶岩锂铍钽铌矿，其中一号系列选别高铍低锂矿，设计能力400吨／日，1977年正式投产。       该厂处理的伟晶岩矿石含铍锂钽铌等多种稀有金属矿物。有用矿物为锂辉石、绿柱石、钽铌铁矿和细晶石等；主要脉石矿物为长石、石英、云母，此外尚有少量石榴子石、角闪石、磷灰石和电气石等。一号系列处理的矿石含铍较高，但通常不超过0.1％BeO。       该厂破碎工段采用两段一闭路流程将原矿破碎到－20毫米，然后经棒磨机粗磨后入旋转螺旋溜槽，选出钽铌粗精矿送精选车间处理，螺旋溜槽尾矿经球磨机和水力旋流器闭路磨到70％－0.l毫米，然后浮选绿柱石。该厂设计时采用“三碱两皂－油”不脱泥碱法流程浮选绿柱石，即用Na2CO3、NaOH和Na2S作调整剂，氧化石蜡皂、环烷酸皂和柴油为捕收剂组成的药方，先浮出易浮矿物（石榴子石、角闪石、磷灰石……）然后进行绿柱石浮选和精选，产出绿柱石最终精矿。绿柱石浮选尾矿经NaOH活化并搅拌之后，加脂肪酸皂浮选锂辉石（目前暂未选锂）。近年来，生产流程和药方稍有变更，精选次数减少，1983年生产流程示于图1。  图1  可可托海选厂一号系列生产流程       1983年一号系列处理矿石的原矿品位～0.1％BeO，绿柱石精矿品位为7.35％BeO，回收率59.86％，处理一吨原矿的平均药耗6.4公斤。       二、国外铍选矿厂       国外提取铍及其化合物的主要原料是羟硅铍石，其次是绿柱石。       第一种原料羟硅铍石，在美国是采用萃取法直接从其原矿提取铍化物，故无选矿厂。       第二种铍原料绿柱石，在国外长期以来主要靠手选在生产长石和石英时作副产品产出。近有文献报导，当今绿柱石精矿的主要生产国苏联和巴西实现了绿柱石的工业浮选，但有关选厂的规模、流程等细节较少提及。       硅铍石可能很快会成为提取铍及其化合物的第三种工业矿物原料，加拿大西北地区托尔湖具有较丰富的硅铍石资源，初步试验已获高品位硅铍石精矿，回收率较高，目前正进行建石筹备工作。

务川矿选矿厂钢球耗费产品 －200目%固体 （%）磨矿介质尺度装载负荷 （%）耗费量 公斤/吨原料球磨7578～8230～100钢球800.6锰钢

泰美钽铌矿坐落广东省境内。系一中型花岗岩风化壳铌铁矿矿床。现在挖掘的矿区有博罗521矿区和泰美524矿区，其间以521为首要矿区。原矿含Nb2O50.029%。矿石中首要金属矿藏有铌铁矿、细晶石、易解石、富铪锆石、钍石、磷钇矿、脉石首要有石英、长石。矿藏粒晶：铌铁矿一般小于0.1毫米，富铪锆石一般小于0.074毫米。该矿是我国现在铌质料的首要生产基地。       选矿厂分粗选和精选两个部分。粗选选用重－磁－重流程（见图1）。原矿（水挖掘）选通过挑选，大于0.5毫米部分不含矿抛弃。0.5～0.3毫米物料选用摇床选别，小于0.3毫米物料经φ12米浓缩机浓缩，浓缩机溢流（－0.075毫米）抛弃，浓缩机沉砂（0.3～0.074毫米）送给φ1.5米立环湿式强磁选机，通过一次粗选、一次扫选，磁性部分用摇床精选，取得的铌铁矿粗精矿档次7％～8％Nb2O5，回收率44.75％，送精选厂进一步处理。  图1  泰美钽铌矿粗选厂流程       精选       选用重选－磁选－电选－浮游重选组合流程（图2）。铌铁矿粗精矿先经挑选，大于4毫米物料不含矿抛弃，小于4毫米物料通过水力分级箱分级，各级物料分别用摇床选出高锡铌精矿、铌精矿、次精矿三种产品。各种产品经筛分红＋0.9毫米和－0.9毫米两个粒级，用双盘或三盘干式强磁选机选出铌铁矿产品精矿。磁选中矿用浮游重选选出独居石，非磁性物料用摇床选别，摇床精矿回来分级箱，摇床中矿用电选选出锆石。生产指标：铌铁矿精矿含Nb2O560%，回收率95％（对原矿42.51％），一起还回收了部分锆石和独居石产品。  图2  泰美钽铌矿精选厂流程

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

里松褐钇铌矿坐落广西省贺县东北部。系一含褐钇铌矿花岗岩风化壳矿床和冲积砂矿床。风化壳矿床按风化程度，自上而下可分为坡积层，全风化层，半风化层和微分解层。矿点多，且涣散，已挖掘的矿区有回面肚和上皇两处，其间回面肚是首要矿区。矿石中有工业价值的矿藏首要是褐钇铌矿，共生金属矿藏有独居石、锆石、钛铁矿。脉石矿藏首要有石英、长石。有用矿藏粒晶一般在0.45～0.08毫米。原矿含Nb2O50.01%～0.013%、ZrO20.024％、ThO20.0086%、ΣER2O30.075%。铌赋存在褐钇铌矿中的占38.96％，涣散在黑云母中的占51.8％，石英中占7.58％，该矿是我国首要的铌钇资源之一。1958年建矿，1959年建厂，1960年投入出产，是我国榜首座铌钇出产矿山。选矿工艺由粗选厂和精选厂两个部分组成。       粗选       回面肚粗选厂选用一段磨矿的跳汰－摇床流程（图1）。原矿（水挖掘）先经水冲筛和振动筛分级，筛下物料（－2毫米）送入榜首段梯形跳汰机粗选，跳汰精矿用摇床精选。跳汰和摇床尾矿通过螺旋分级机分级，大于0.4毫米，然后兼并送入第二段梯形跳汰机选别，跳汰精矿用摇床精选，摇床精矿给入弱磁场磁选机选出铁矿藏，非磁性产品即为褐钇铌粗精矿，送精选厂进一步处理。  图1  里松褐钇铌矿回面肚粗选厂流程       精选厂       选用磁选－重选－浮流重选组合流程（图2）。粗精矿先通过烘干，然后给入单盘磁选机选出铁屑。非磁性部份送入三盘磁选机，使用各种矿藏磁性的差异，严格控制操作参数，将矿藏分红：钛铁矿－褐钇铌矿组；褐钇铌矿－独居石组；独居石－褐钇铌矿组和锆英石组四物料。前三组物料，先经酸洗，然后选用摇床－磁选或磁选，选出的磁性物料用油酸、碳酸钠、硅酸钠浮出独居石，槽内产品即为褐钇铌精矿。后一组物料选用摇床－磁选－摇床分选出褐钇铌和锆石精矿。选矿总目标：褐钇铌精矿档次（Nb2O5）35.72％，精选回收率87.62％；独居石精矿档次（TR2O3＋ThO2）65.23％；锆英石精矿档次（ZrO2）60.48％，一起还回收了钛铁矿。  图2  里松褐钇铌矿精选厂流程

一、概略甲子锆矿坐落我国广东省陆丰县境内，是一个以含锆英石为主的海边砂矿矿床。该矿区资源发现于1957年，1958年开端筹建矿山，当年投产。张1958～1901年间、靠土法进行出产，粗选选用三角槽、轮胎螺旋选矿机、土摇床等设务进行，精选也只要两台单盘磁选机和几台上摇床。1061年至1965年末曾一度因故停产，1966年头恢复出产，并从1967年开端选用水挖掘，砂泵运送，广东Ⅰ型跳汰机及摇床进行粗选，精选厂也增添了电选机、磁选机等设备，开端进入了机械化出产阶段。因为广东Ⅰ型跳汰机，对本矿区矿石选别作用不够好，于1974年开端选用轮胎螺旋选矿机作为粗选设备。为进一步进步粗选作用，经实验又于1978年用塑料螺旋溜槽替代了轮胎螺旋选矿机。历年来在采选厂工艺和设备不断改进和完善的一起，精选厂的工艺技能水平也得到了相应的进步。至现在为止，精选厂已形成了重选、磁选、电选及浮选等联合工艺流程，使精选厂技能经济指标及归纳收回才能都有了必定程度的进步，除主产品锆英石外，可归纳收回钛铁矿，金红石、独居石、锡石等副产品。      二、矿床地质概略及矿石性质甲子锆矿矿床属海边堆积砂坝砂矿。矿体沿甲子湾东西走向，根本与海岸线平行，均匀长度5500米，均匀宽度870米，均匀厚度3.64米，占储量91.8%的矿体出露地表，矿石粒度比较均匀，含泥量较少，挖掘条件较好。该矿首要有矿藏为锆英石，其次为钛铁矿，其他可归纳收回的矿藏有：白钛石、金红石、锡石、锐钛矿、独居石等。其他金属矿藏有：磁铁矿、钛磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿、黄铁矿等，因为含量很少，无收回价值。脉石矿藏以石英为主，含量占总矿藏量的95%以上，其他脉石矿藏有：绿帘石、石榴子石、电气石、长石、绿泥石、云母及磷灰石等。矿石中各种矿藏绝大多数呈单体存在，有用矿藏粒度较细，锆英石、锐钛矿。金红石多富集在0.125～0.063毫米粒级中，而钛铁矿则富集在0.25～0.063毫米粒级中，相对而言，钛铁矿粒度较粗。矿石密度2.66吨∕米3，松懈密度1.534吨/米3。该矿原矿矿藏相对含量，多项分析，首要矿藏纯矿藏分析及筛分分析别离见表1，表2、表3及表4。表1 矿石中各种矿藏含量称号钛铁矿白钛矿锐钛矿金红石锆石独居石磁铁矿赤铁矿含量，%1.79490.30320.00890.06210.59300.06040.07590.0311称号褐铁矿电气石黄玉绿帘石石英其他  含量，%0.01210.12190.07780.011898.83860.0212  表2 原矿多项分析成果成分TiO2ZrO2SiO2PSnFe2O3Al2O3CaO含量，%1.200.591.600.0170.00382.952.220.26成分MgONb2O5ThO2S算计 含量，%0.020.00670.0010.00898.3365 表3 几种单矿藏简项分析成果，%称号TiO2ZrO2Nb2O5Ta2O3FeO补白钛铁矿52.860.1950.1350.0440.38－白钛矿73.89－0.360.076－－锆英石0.1566.64－－－内HfO21.15表4 原矿筛分红果筛级，mm产率，%档次，%占有率，%TiO2ZrO2TiO2ZrO25.0～0.3226.640.130.052.792.830.32～0.2017.500.820.064.512.230.20～0.1625.090.500.0910.004.800.16～0.1020.691.660.3927.6517.160.10～0.063.6515.047.2944.1956.57－0.066.432.081.2010.7716.47算计100.001.2420.47100100.00三、出产工艺流程及技能指标 (一)采选厂甲子锆矿采选厂现在选用水采-水运，螺旋溜槽选其他工艺流程。选用φ15.24厘米(φ6英寸)仿平桂式水抢采矿，水泵为10sh-9型，电机功率为55千瓦。矿浆用仿广南昌式φ20.32(φ8英寸)砂泵管道运送。采场长600米、宽300米，底板斜度10%，砂泵距工作面100米，原矿浓度可达16%～20%。原矿浆当选厂首要进行预先筛分，筛除粗砂、贝壳及杂草等异物，筛下产品分级入螺旋溜槽粗选，丢掉尾矿。粗选精矿再经一次螺旋溜槽精选，取得供精选厂用精矿，精选尾矿回来至粗选给矿再选。甲子锆矿粗选厂选矿准则流程见图1，近三年来粗选技能经济指标见表5。图1 甲子锆矿粗选流程 表5 甲子锆矿技能指标表年度档次，%收回率，%原矿组精矿ZrO2TiO2ZrO2TiO2ZrO2TiO21982年0.3560.9289.9231.5257.6848.051983年0.2000.6018.2218.4247.4936.351984年0.3490.8408.8520.7657.2155.94采选厂电耗：3.9～4.6千瓦·时/吨·原矿 (二)精选厂粗精矿入厂后首要选用摇床重选，进一步丢掉低密度脉石，精矿分红富含独居石、锡石及富含钛铁矿、锆英石、金红石的两组产品，别离选用重选、电选、磁选、及反浮选联合流程，取得独居石、锡石和钛铁矿、锆英石、金红石等精矿。甲子锆矿精选工艺流程见图2，技能指标见表6。图2 甲子锆矿精选工艺流程 表6 甲子锆矿精选厂技能指标表年度锆英石钛铁矿金红石独居石档次档次收回率档次收回率档次ZrO2%%TiO2%%TiO2%xT2O3＋ThO2%198261.9585.4749.8266.3485.3755.00198361.7083.4549.3965.5985.0160.06198461.8183.0748.7662.5285.0057.85

一、概略 甲子锆矿坐落我国广东省陆丰县境内，是一个以含锆英石为主的海边砂矿矿床。该矿区资源发现于1957年，1958年开端筹建矿山，当年投产。张1958～1901年间、靠土法进行出产，粗选选用三角槽、轮胎螺旋选矿机、土摇床等设务进行，精选也只要两台单盘磁选机和几台上摇床。1061年至1965年末曾一度因故停产，1966年头恢复出产，并从1967年开端选用水挖掘，砂泵运送，广东Ⅰ型跳汰机及摇床进行粗选，精选厂也增添了电选机、磁选机等设备，开端进入了机械化出产阶段。因为广东Ⅰ型跳汰机，对本矿区矿石选别作用不够好，于1974年开端选用轮胎螺旋选矿机作为粗选设备。为进一步进步粗选作用，经实验又于1978年用塑料螺旋溜槽替代了轮胎螺旋选矿机。历年来在采选厂工艺和设备不断改进和完善的一起，精选厂的工艺技能水平也得到了相应的进步。至现在为止，精选厂已形成了重选、磁选、电选及浮选等联合工艺流程，使精选厂技能经济指标及归纳收回才能都有了必定程度的进步，除主产品锆英石外，可归纳收回钛铁矿，金红石、独居石、锡石等副产品。 二、矿床地质概略及矿石性质 甲子锆矿矿床属海边堆积砂坝砂矿。矿体沿甲子湾东西走向，根本与海岸线平行，均匀长度5500米，均匀宽度870米，均匀厚度3.64米，占储量91.8%的矿体出露地表，矿石粒度比较均匀，含泥量较少，挖掘条件较好。 该矿首要有矿藏为锆英石，其次为钛铁矿，其他可归纳收回的矿藏有：白钛石、金红石、锡石、锐钛矿、独居石等。其他金属矿藏有：磁铁矿、钛磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿、黄铁矿等，因为含量很少，无收回价值。脉石矿藏以石英为主，含量占总矿藏量的95%以上，其他脉石矿藏有：绿帘石、石榴子石、电气石、长石、绿泥石、云母及磷灰石等。矿石中各种矿藏绝大多数呈单体存在，有用矿藏粒度较细，锆英石、锐钛矿。金红石多富集在0.125～0.063毫米粒级中，而钛铁矿则富集在0.25～0.063毫米粒级中，相对而言，钛铁矿粒度较粗。矿石密度2.66吨∕米3，松懈密度1.534吨／米3。该矿原矿矿藏相对含量，多项分析，首要矿藏纯矿藏分析及筛分分析别离见表1，表2、表3及表4。表1  矿石中各种矿藏含量称号钛铁矿白钛矿锐钛矿金红石锆石独居石磁铁矿赤铁矿含量，%1.79490.30320.00890.06210.59300.06040.07590.0311称号褐铁矿电气石黄玉绿帘石石英其他含量，%0.01210.12190.07780.011898.83860.0212表2  原矿多项分析成果成分TiO2ZrO2SiO2PSnFe2O3Al2O3CaO含量，%1.200.591.600.0170.00382.952.220.26成分MgONb2O5ThO2S算计含量，%0.020.00670.0010.00898.3365表3  几种单矿藏简项分析成果，%称号TiO2ZrO2Nb2O5Ta2O3FeO补白钛铁矿52.860.1950.1350.0440.38－白钛矿73.89－0.360.076－－锆英石0.1566.64－－－内HfO21.15 表4  原矿筛分红果筛级，mm产率，%档次，%占有率，%TiO2ZrO2TiO2ZrO25.0～0.3226.640.130.052.792.830.32～0.2017.500.820.064.512.230.20～0.1625.090.500.0910.004.800.16～0.1020.691.660.3927.6517.160.10～0.063.6515.047.2944.1956.57－0.066.432.081.2010.7716.47算计100.001.2420.47100100.00     三、出产工艺流程及技能指标     （一）采选厂     甲子锆矿采选厂现在选用水采－水运，螺旋溜槽选其他工艺流程。选用φ15.24厘米（φ6英寸）仿平桂式水抢采矿，水泵为10sh－9型，电机功率为55千瓦。矿浆用仿广南昌式φ20.32（φ8英寸）砂泵管道运送。采场长600米、宽300米，底板斜度10%，砂泵距工作面100米，原矿浓度可达16%～20%。     原矿浆当选厂首要进行预先筛分，筛除粗砂、贝壳及杂草等异物，筛下产品分级入螺旋溜槽粗选，丢掉尾矿。粗选精矿再经一次螺旋溜槽精选，取得供精选厂用精矿，精选尾矿回来至粗选给矿再选。甲子锆矿粗选厂选矿准则流程见图1，近三年来粗选技能经济指标见表5。图1  甲子锆矿粗选流程 表5  甲子锆矿技能指标表年度档次，%收回率，%原矿组精矿ZrO2TiO2ZrO2TiO2ZrO2TiO21982年0.3560.9289.9231.5257.6848.051983年0.2000.6018.2218.4247.4936.351984年0.3490.8408.8520.7657.2155.94     采选厂电耗：3.9～4.6千瓦·时／吨·原矿     （二）精选厂     粗精矿入厂后首要选用摇床重选，进一步丢掉低密度脉石，精矿分红富含独居石、锡石及富含钛铁矿、锆英石、金红石的两组产品，别离选用重选、电选、磁选、及反浮选联合流程，取得独居石、锡石和钛铁矿、锆英石、金红石等精矿。甲子锆矿精选工艺流程见图2，技能指标见表6。图2  甲子锆矿精选工艺流程 表6  甲子锆矿精选厂技能指标表年度锆英石钛铁矿金红石独居石档次档次收回率档次收回率档次ZrO2%%TiO2%%TiO2%xT2O3＋ThO2%198261.9585.4749.8266.3485.3755.00198361.7083.4549.3965.5985.0160.06198461.8183.0748.7662.5285.0057.85

包钢选矿厂位于包钢厂区北端,总占地面积为1735.16万平方米,工业建筑面积27.12万平方米,是包钢主要的铁精矿和稀土精矿生产基地。始建于1958年的包钢选矿厂,自1965年8月投产以来,经过几代人的艰苦努力,至九八年七月,共有职工2260人,设备总重为27096吨,固定资产原值为8.77亿元,现值为4.19亿元,已建成了八个系列(九系列正在建设之中),两种工艺流程,并已形成了年处理原矿1050万吨,年产铁精矿375万吨的生产能力。     包钢选矿厂的原料基地——白云鄂博矿是一个大型的多金属共生矿,含有72种元素,140多种矿物,不但铁含量大,而且稀土、铌等有用矿物储量丰富,其中稀土储量居世界第一位。然而,白云鄂博矿又以其矿物成分复杂、嵌布粒度细、相互浸染现象显著而闻名,含有氟、磷、钾、钠、硫等多种有害杂质,是世界罕见的复杂难选矿。自1953年起,包钢同国内外三十多家科研单位密切合作,进行了数百项选矿试验研究,提出了各种规模的试验报告380多份,工艺流程几十种,选矿厂科技工作经历了许许多多艰难曲折的历程。经过不懈地探索和创新,目前的工艺流程主要有弱磁选——强磁选——反浮选和弱磁选——反浮选两种,分别用来处理中贫氧化矿石和原生磁铁矿石,生产工艺比较成熟,产品质量逐步提高并保持相对稳定,资源的综合利用率不断跃上新台阶。    建厂几十年来,针对特殊的原矿条件,该厂先后进行了反浮选、絮凝、焙烧、摇床、弱磁选、强磁选等多种工艺的半工业、工业试验及工业生产,几乎对所有主要选别手段都作了尝试,为白云鄂博矿的综合利用,为铁精矿质量的提高进行着艰苦的努力。尤其是一九八四年以来,该厂不断进行技术改造和攻关,共获得国家科技进步一、二、三等奖各1项,冶金部科技进步特等奖1项,一等奖3项,二等奖2项,生产工艺、技术装备水平及设备效率得到了大幅度的提高。同时,也造就了一批经验丰富、能打硬仗、不断进取、具有开拓及创新能力的高素质职工队伍,促进了选矿厂的发展。     包钢选矿厂下属的稀土回收厂位于包钢选矿厂厂区内,是隶属于包钢综合企业集团公司和选矿厂的一个集体所有制生产厂。该厂现已具备年产高品位稀土精矿2万吨的生产规模。稀土回收厂生产技术先进,具有二十多年的生产历史和生产经验,可同时生产品位50%至60%的不同品级的高品位稀土精矿,产品质量好,其杂质含量低于其他生产厂的同品级的稀土精矿的杂质含量。自投产以来,该厂始终坚持强化管理,狠抓产品质量,服务于用户,取信于用户,满足用户需求的宗旨,与国内10多个厂家建立了稳定的业务联系,产品质量和产量保持同步增长的态势。

昆士兰钛矿公司在莫斯基普波因特（Inskip Point）地区经营两个采选厂，其中一个较大的称“B”选厂，处理能力为600吨／时。 该厂采用采砂船开采，原矿首先经过筛分除渣后，入缓冲矿仓，然后送入八台圆锥选矿机粗选丢弃尾矿，中矿再用四台圆锥选矿机再造也丢弃尾矿，中矿返回本作业，粗选及中矿再造精矿再经两次精选获得最终精矿。粗精矿送至设在雷恩堡海滨的公司所属的干选厂进行精选，在精选中获得金红石、锆英石和独居石。 该厂在设计前对采用圆锥选矿机处理本地区的矿石进行了大量的试验工作，以考查其工艺特性。同时认识到赖克特圆锥选矿机按流膜选矿原理进行分选，给矿矿浆的液固比（矿浆浓度）对该设备的选别效果是一个决定性因素，给矿速度大小，在不同的给矿品位条位下也是决定重矿物回收率的重要因素，根据试验所得到的数据确定了所采用的选矿系统的控制条件，并为满足所确定的技术条件建立了合适的控制系统。 图1表示出B采选厂所采用的工艺流程和控制点。该厂原矿绐矿和最终尾矿的排出采用了变速砂泵，从而使粗选循环选矿机的给矿速度恒定，以适应原矿的采出品位和二次选别循环的负荷变化。图1  B采选厂工艺流程 该厂为使在原矿品位变化时能使选矿过程保持最佳操作条件下进行，在选矿循环中对矿浆浓度进行连续测定、记录及控制，同时将矿浆流量与浓度两个因素结合在一起进行。全部记录器、控制器与所有砂泵电机操作台均安装在一个中央挖制室内，使全厂操作基本上由控制室予以监控。 在所用控制仪表选择上，均从实际效果出发，如浓度测定采用差压变送器并采用操作简单，适应性强的气动控制仪表。在流量控制上采用电磁流量计。 该厂实现上述检测及控制，在以下几方面表现出优越性。（1）为生产过程积累了宝贵的历史记录。（2）根据每班采样检验数目记录结果可计算各班生产指标。（3）简化了监督工作，节省人力。（4）可获得较好的技术经济指标。（5）在原矿品位变化时，可通过控制维持较佳的生产技术条件，消除了靠操作人员判断可能产生的误差。

（1）矿石性质：该矿湖润矿区属沉积型碳酸锰矿床，靠近地表处的矿石，由于受氧化作用而形成氧化锰矿石。目前开采的氧化矿石，矿物成分以软锰矿、硬锰矿为主，其它金属矿物有褐铁矿、赤铁矿、针铁矿；脉石矿物有石英、高岭土、水云母等。矿石一般呈深灰色、黑褐色，具有微粒隐晶质和泥质结构，为块状、网脉状、条带状、豆状等构造。矿石密度为3.85t/m3，松散密度为1.4t/m3。原矿多元素分析及物相分析分别见下表。       原矿多元素分析元素MnMnO2FePSiO2CaOMgOAl2O3NiCoCu烧损含量，%39.658.1811.750.16811.790.180.0631.790.0050.0110.00612.99 原矿中锰、铁物相分析锰    物    相铁   物   相矿物名称含Mn，%Mn占总量，%矿物名称含Fe，%Fe占总量，%一氧化锰　　三氧化二铁9.580.85高价锰36.8492.94四氧化三铁　　硅酸锰2.87.06硅酸铁2.2519.15合  计39.64100合   计11.75100[next]     从上两表可知，矿石中主要杂质为铁和二氧化硅。铁是以弱磁性的三氧化二铁与硅酸铁的形态存在；而锰则有92.94%是高价锰。由于铁与锰的物理化学性质相似，选矿过程中通常不易分离。因不可溶性的铁对锰放电性能并无大的影响，故在设计中末考虑除铁措施。   （2）工艺流程：选矿厂改造前仅用跳汰选别，得二、三级放电锰，锰回收率只有53.15%，而尾矿含二氧化锰品位高达45.23%，大量锰矿资源流失，经济效益较低。为提高产品质量和锰回收率，经较长时间的试验研究后，改为重选-强磁选-重选工艺流程，见下图。该厂选矿试验、设计和改造前后生产的工艺指标及主要设备分别见下两表。 [next]

一、方位：坐落江西省铅山县境内。距上饶市46km、距铅山县25km，均有公路相通。此外，矿区至浙赣线，修建了横永铁路线，在横峰站与浙赣线接轨，全长29km。     二、厂史：五十年代初进行永平矿区地质勘探，1958年上饶区域在此建永平硫铁矿，挖掘硫铁矿石。1968年江西省在矿区东部建造采选800t/日规划的矿山。跟着国民经济发展，国家决议开发永平铜矿，由南昌有色冶金规划院规划规划为日采选矿石10000t，露采效劳年限24年。     三、矿石特性：该矿属矽卡岩型铜矿床，全区七个矿带，围岩为蜕变砂岩、矽卡岩及灰岩等。Ⅱ矿带横贯全区，规划最大，占全区金属量的78.2%，其间又以Ⅱ－4矿体最大占全区铜金属量的56.6%。地质储量：铜硫矿石19490万吨，铜档次0.73%，铜金属130.88万吨，工业储量：矿石9835.73万吨，铜金属70.78万吨，前景储量，矿石9654.27万吨，铜金属60.1万吨。     矿石类型以黄铜－黄铁矿矿石为主，其次为硫铁矿矿石、含铜黑土及褐铁矿铁帽型矿石。矿区内共见矿藏79种，首要有黄铁矿、黄铜矿、辉铜矿、孔雀石、自然铜、针铁矿、赤铁矿、白钨矿、磁黄铁矿、方铅矿、闪锌矿等。首要非金属矿藏有石英、柘榴石、透辉石、阳起石、绿泥石、方解石、云母等。     原生铜硫矿石结构首要有浸染、条带状、块状等，矿石以浸染为主，氧化和混合铜硫矿的结构与原生矿石根本共同，含铜黑土首要是呈土状和团块状结构，铁帽中有多孔状、块状、土状结构等。     矿石以晶粒状，包含乳浊、溶离、剩余、碎粒、粉末状等六种结构较常见。     黄铁矿是矿石中的首要铜矿藏，散布广，见于各类型矿石中，他形粒状为主，粒径多为0.09～0.04mm，最大0.5～1mm。     辉铜矿大部分为次生，少量为原生，首要散布在氧化带中，呈浸染桩、不规则状和团块状，粒径诶0.01～0.02mm，最大0.25mm。     金散布广、含量低，但较均匀，一般为0.03～0.05k/t，最高可达5.16g/t，首要赋存在黄铁矿、黄铜矿中。     各种矿石遍及含银，均匀含量在10g/t，高的达117.5～334.13g/t，首要赋存在方铅矿、黄铁矿、黄铜矿中，在方铅矿中有显着富集。     矿石多元素分析和物象分析见表1.矿石密度为3.2t/m3，硬度为8～10，松懈系数1.5。 表1  矿石物象及化学分析项目元素原矿铜精矿硫精矿尾矿多元素分析Cu0.72016.270.3400.158S10.1541.2036.301.30Fe14.5034.1036.407.60CaO4.250.536.574.52MgO0.6710.3270.6540.654Al2O38.851.631.12910.72WO30.0670.0340.0380.076Pb0.626Zn0.78Ag7.00182.208.400.40As0.00450.0320.0100.0020SiO242.642.405.9046.22F0.1200.0180.0320.156物象原生硫化铜0.1133.600.0560.007次生硫化铜0.43811.620.1580.061游离0.1051.020.1220.052结合氧化铜0.0640.0290.0040.038水溶性铜总铜0.72016.270.3400.158绿化率23.5结合率8.89    注：上表为1985年10月份归纳样分析成果。     四、出产概略：露天采出的矿石，由轿车运至选矿厂原矿仓，运距约3km。     碎矿体系分为粗碎、洗矿、中细碎、筛分四个车间，以两个系列平行装备。破碎选用三段一闭路加洗矿的流程，碎矿终究产品粒度为－15mm。     磨浮流程是一段磨矿、铜硫混合浮选、混合精矿再磨后铜硫分选。整个磨浮分为两个独立的体系，以及一个矿泥独自浮选体系。     一段磨矿细度为－200目68%，选用Φ5.03×6.4m溢流型球磨机与660mm×6水力旋流器组构成闭路磨矿。混合精矿再磨细度为－200目99%，选用Φ3.2×4.5m溢流型球磨机与Φ350mm×8水力旋流器组构成闭路磨矿。     铜硫混合浮选流程为一粗二扫，每个体系的粗、扫选作业均选用6台14.4m3充气式浮选机。铜硫分选流程为一粗一扫二精，粗、扫选选用12台上述浮选机，隔成两个体系，精选选用2.8m3A型浮选机，每个体系6槽，一精4槽二精2槽。     从Φ45m洗矿稠密池底流，进入矿泥浮选体系，选用2.8m3A型浮选机，粗选6台，扫选4台，精选2台，但由于洗矿螺旋返砂含水太高，皮带无法运送，所以选矿体系未投入使用。     铜、硫精矿经脱水外运。铜精矿直销贵溪冶炼厂。硫精矿供应苏、浙、闽、赣的几十个化工、硫酸、磷肥等供应商。     五、工艺流程：选厂出产流程见下图。图  永平铜矿选厂出产流程 因故图表不清，需要者可来电免费讨取     六、出产目标：选矿厂于1984年10月23日按日处理原矿5000t试出产。试出产标明，工艺流程根本合理适应性较强，首要设备才能根本上能到达规划目标。出产目标见表2。 表2  永平铜矿选矿厂目标项目单位前期出产规划目标1985年1986年1987年处理 矿量t/d 万吨/年10000 3304670 155.6189.6247.75原矿 品尝Cu% S%0.70 12.500.717 12.640.7620.717 11.41精矿 档次Cu% S%22 4216.04 40.3918.4318.54 44.31精矿 含量Cu万吨/年 S万吨/年1.7325 83.4820.7717 36.1301.08041.4279 60.94回收率Cu% S%75 8569.40 74.1774.7680.43 75.46     七、耗费目标：见表3。 表3  选矿厂首要材料耗费项目单位耗费项目单位耗费（一）药耗 黄药 2#油 石灰g/t g/t kg/t185 65 16.59（三）水耗 回水 鑫水% m3/t5 5.186（二）钢耗 钢球 衬板 筛网kg/t kg/t kg/t2.057 0.14 0.002（四）电耗 碎矿 磨浮 其它°/t °/t °/t °/t2.13 24.98 7.07 0.588     八、首要设备才能：见表4。 表4  首要设备才能项目称号及规格台数最大处理量一、破碎t/台·h产品粒度排矿口 宽度矿石松懈密度粗碎1.5×2.1m颚式破碎机2550350mm中碎Φ2.2m标准圆锥破碎机28080mm细碎Φ2.2m短头圆锥破碎机4237.540mm二、磨矿分级t/台 h给矿粒度一段Φ5.06×6.4m溢流型球磨机2208.515mm 5%～10%二段Φ3.2×4.5m溢流型球磨机221.4三、浮选m3/d作业浓度%混选粗校：CHF－X14.4m243081627扫选：CHF－X14.4m242577624.05铜硫 分选粗选：CHF－X14.4m89979.225扫选：CHF－X14.4m4921.623.6铜精选一次：XJK－2.8浮选机82145.611.7二次：XJK－2.8型4532.810.7四、脱水t/m2h给矿浓度排矿浓度（水份）精矿密度浓缩Φ45m浓缩机（铜精矿）10.525%60%4.4t/m3Φ45m浓缩机（硫精矿）2123.5%60%4.6t/m3过滤60m2圆盘过滤机（铜精矿）30.160%11%水份60m2圆盘过滤机（硫精矿）70.460%18%水份    九、选矿本钱：见表5。 表5  1985年选矿出产本钱项目吨矿耗费本钱（元/t）项目吨矿耗费本钱（元/t）钢球2.057kg2.245电34.768°3.808丁黄药0.029 kg0.322水5.494m0.495乙黄药0.093 kg0.28出产工人薪酬0.272#油0.065 kg0.161出产工人附加薪酬0.025石灰16.59 kg0.83直接本钱11.296衬板0.468车间经费1.526运送皮带折旧0.638备件大修基金0.483其他材料车间本钱12.822     十、设备负荷率：见表6。 表6  首要车间及设备负荷率、作业率车间称号归纳出产才能（额外）负荷率%作业率%一、碎矿 粗碎机 中碎矿 细碎矿15000t/d 21000t/d 17000t/d47 82二、浮磨 磨矿机 浮选机10000t/d 0.89t/m3·h·（按重生－200目计）75 7562 62三、脱水 铜过滤机 硫过滤机t/m2·d 4.8 4.8    十一、尾矿处理：尾矿栈桥及尾矿库占地面积为3905.5亩，规划库容为4000万m3，运送间隔3200m，效劳年限为34y。     尾矿库共设置五个尾矿坝，初期仅建一号坝和二号坝，坝顶标高为109.6m，因下流有农田，所以定为Ⅱ级坝，一号坝为堆石坝，坝高22.6m。二号坝为重力式均质土坝，坝高10.4m。     规划尾矿排放干量为241万t/y，尾矿浓度25%，尾矿运送为双线式（一线作业，一线备用）。从磨浮车间排出的总尾矿，经过一号流槽自流到一号砂泵站，经过Dg500铸铁管由泵扬送680m至一号结合井，经二号流槽经二号砂泵站的矿浆分配槽，再经三号流槽送至二号结合井后，分别由长度为270m和470m的两条铸铁管，自流至一号坝和二号坝，经矿浆涣散管排放至各坝内。     尾矿水作为回水在选厂使用，回水竖井为Φ2.0m，井底标高为130.7m，井顶标高148m，在到达自流回水标高135m曾经，选用移动泵房运送，尾矿回水泵房设于库内，尾矿水经Dg600铸铁管扬入回水竖井内，经过回水地道经由Dg800自流管，自流至选厂120m标高的5000t回水池。枯水期回水占选厂用水的90.4%，其它时期占26.6%。     十二、出资作用：永平铜矿根本建造总出资（不含铁路部分）32574万元，单位出资98.71元/t·y，选矿部分（包含尾矿处理）出资8622万元，单位出资26.13元/t·y。选矿部分现在已转入固定资产总值6890万元，1985年提取折旧费99.3万元，选矿厂首要效益见表7。 表7  选矿厂首要效益目标厂商出资返本年限（y）江西铜业公司统借统还厂商出资收益率（元/100元）0.78全员劳动出产率（t/d·人）8.4工人劳动出产率（t/d·人）9.3每吨原矿按装功率（kW/t·d）4.41选矿厂员工总人数546其间：工人           技术人员           管理人员           效劳人员476 25 28 17归纳使用： 铜精矿含银量157g/t

新城金矿1977年由北京有色冶金规划研讨总院规划，1979年头建成投产，规划规划为500t/d。   （1）矿石性质：该矿属中温热液蚀变花岗岩型金矿床。矿体赋存在绢云母化、绿泥石化、硅化、黄铁矿化和碳酸盐化的含矿蚀变带。矿石中首要矿藏有黄铁矿，少数的黄铜矿、方铅矿、闪锌矿和银金矿，脉石矿藏以石英、绢云母为主，绿泥石和方解石次之。其矿石性质与我国数量最多的石英脉型金矿类似，均属贫硫化物含金矿石。它含硫较低，有害杂质少，金的嵌布粒度较细，一般赋存在黄铁矿为主的金属硫化物的裂隙和晶隙，包裹金较少，赋存在黄铁矿的晶隙和裂隙中的金约占60%以上。    天然金的粒度较细，一般为0.002~0.02mm。矿石密度为2.78t/m3。   （2）工艺流程：用浮选取得含金硫精矿，金回收率为95%左右。精矿经再磨，进行化浸出、锌粉置换，产出金泥和副产硫精矿（即浸出渣）。金泥经火法熔炼得合质金，然后电解为终究产品金锭和银锭。工艺流程见下图。    新城金矿是在总结招远、金厂峪金矿的选矿出产实践经验后，规划建造的一座较为完好的选金厂，出产工艺和设备都具有代表性。规划中移植了有色金属湿法冶金厂商的管式过滤器，应用于贵液净化，取得了很好的作用，硅藻土在黄金化厂初次成功地应用作助滤剂。    首要工艺目标、单位耗费目标、首要设备见下表。

一、位置：位于四川省会理县力溪区的川滇公路上，北距会理县城45公里，西距金江火车站85公里，矿区海拔高1800米以上，平均气温15℃。     二、矿石特性：矿体产于基性、超基性岩体中，为岩浆熔离型硫化铜镍矿床。主要金属矿物有：镍黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、磁铁矿、及少量的黄铁矿。脉石矿物有：橄榄石、辉石、斜长石、黑云母、磷灰石、棕色角闪石、石榴石、蛇蚊石等。金属硫化物以磁黄铁矿为主，镍黄铁矿和黄铜矿均与其紧密共生。硫化物嵌布于硅酸盐矿物晶粒间及裂缝中。大部分硫化物粒度较大，可达3～4毫米，一般为0.18毫米左右。而在浸染矿石中，硫化物呈星点状，一般为0.01～0.005毫米。镍呈硅酸镍状态的占8～10%，这部分镍是橄榄岩中镍代替铁呈类质同相状态存在。矿石密度3～3.5吨/3米。     三、厂史：矿山始建于58年，原由北京有色冶金设计总院设计，采选规模500吨/日，并有年产1200吨高冰镍的粗炼厂以及其它辅助生产设施，60年代初简易投产，服务年限10年。后因地质储量增加，原设计正直困难时期，厂房简陋，设备不配套。1964年由昆明冶金设计院进行填平补齐设计，65年底重新建成投产、采、选规模500吨/日，服务年限保有14年。历史最好水平为1978年，平均处理量556吨/日。原矿镍品位0.99%，铜品位0.49%。     四、生产概况：选矿工艺流程有以下4个特点     （一）因矿体中部含有镍品位大于3%的富矿脉，故在粗碎后设置手选皮带选富矿直接送炉冶炼。     （二）由于原矿品位波动大，粗选可直接产精矿，并视来矿性质灵活调整槽数。     （三）采用阶段磨矿，多次选别流程，适于粗细分选、难易分选。     （四）脱铜工艺与镍浮选流程分开单独配置，便于根据来矿性质（铜镍比）灵活调整。     综合回收：铜镍硫化矿中伴生金、银、钴、铜、镍的回收率高时，金、银、钻的回收率也相应较高。企业建筑面积17.84万米2选矿厂面积2350米2选矿厂安装总功率2923瓩企业总投资（其中固定资产原值4537万元）4810万元选矿固定资产原值442.5万元企业实现税利13499万元精矿金属成本（以85年计）总成本224万元单位成本7801元原矿加工成本15.97元/吨（85年计）     矿石经竖井提升地面后，经自溜线由前倾式翻罐笼卸入选厂粗矿仓。精矿运输采用3.5吨翻斗汽车。精矿由本企业冶炼厂处理。     选矿工艺流程自建厂后曾进行四次改进，由镍精矿品位3.5%提到高4.1%，镍回收率由77%提高至80%，精矿含氧化镁由12～17%，下降到10%以下，硫回收率由60%提高到80%。给冶炼操作带来好处，减少了炉结和冰铜发粘现象。后来由于深部开采，原矿含铜遂渐增加。为提高经济效益，决定改进选矿工艺，提高镍铜比，从原铜镍精矿中分离出部分铜精矿，以降低镍精矿中的含铜量。     五、工艺流程：见图1。图1  会理镍选矿厂生产流程     六、生产指标：见表1。 表1  主要生产指标项目单位设计历史最好水平1965年1970年1975年1234567处理矿量吨/日500481.66吨/日16500016.2674.9747.741115.55原矿品位（%）Ni0.860.8220.460.610.681Cu0.420.487精矿品位（%）        NiNi3.504.4283.5713.8954.319Cu1.861.509CuNi1.107Cu25.96精矿含量（吨/年）NiNi1130875.295175.509342.544851.384Cu600CuNi158.949Cu回收率（%）NiNi7883.8276.7576.4980.36Cu85CuCu44.45Ni续表1项目1980年1985年1986年1987年1988年189101112处理 矿量474.76472.29.45.38586.48929.6477原矿品位0.6580.6630.6470.5940.377精矿品位4.2914.344.4254.20924.6291.3281.107精矿含量513.477287.15732246487.83689.4064.02回收率81.481.1279.5980.9843.6744.451.14    七、消耗指标：见表2至表8。     八、主要设备能力：见表9。     九、选矿生产成本：见表10。     十、设备荷负率：见表11和表12。 表2  材料消耗、成本、劳动生产率项目单位设计历史最好水平1965年1970年1975年1234567药剂：黄药克/吨250113422454331丁基铵黑药2号油7082153171158石灰1922硫酸铜79252纤维素62124钢球公斤/吨31.4292.3281.79水米3/吨4.5电耗：全厂度/吨51.352.15其中：磨浮度/吨成本：全厂元/吨·原矿9.93选矿车间元/吨·原矿全员劳动生产率吨/人·月23.4266.18工人劳动生产率27.486107.23 续表2  材料消耗、成本、劳动生产率项目单位1980年1981年1982年1983年1984年1985年8910111213药剂：黄药克/吨269227226185113119丁基铵黑药克/吨191839302号油克/吨10391929882102石灰克/吨4730423028321922硫酸铜克/吨10812931047999纤维素克/吨106911091346299钢球公斤/吨2.2112.2132.1781.4291.92.438水米3/吨电耗：全厂磨浮度/吨51.349.7753.5753.0152.3752.4成本：全厂选矿车间元/吨·原矿12.8612.8516.2315.3214.8815.97全员劳动生产率吨/人·月32.9634.5522.4328.1823.2216.7工人劳动生产率49.6853.5833.4042.2533.4524.53 表3  破碎机衬板消耗项目材质寿命（月）消耗量（公斤/吨矿）破碎机规格固定颚板大虎口15Mn240.015600×900小虎口15Mn260.003400×600动颚板大虎口15Mn280.007600×900小虎口15Mn2100.002400×600动锥衬板标  准15Mn230.007φ900短  头15Mn230.008φ900轧 臼标  准15Mn230.008φ900短  头15Mn230.008φ900 表4  磨机衬板消耗项目球磨机材质寿命（月）消耗（公斤/吨）磨机规格φ2100×1200筒体衬板15Mn2100.25端衬板15Mn280.048磨机口衬板15Mn2120.012 表5  钢球消耗类别产品－200目%固体 （%）磨矿介质尺寸（毫米）装载负荷（%）消耗量（公斤/吨）材质球磨45～5040～42120、100401.9稀土铁球80、60、40再磨60～6536～3860、40421.03稀土铁球 表6  筛网、滤布、砂泵、浮选机磨耗或寿命项目材质寿命（月）消耗（公斤/吨）设备规格筛网1.35×2.7M上层A320（天）0.010钢筋φ8m/m下层10.007钢筋φ6m/m滤布民用帆布10.00210M2 φ=2.6ML=1.3M车间砂泵4SP叶轮白口铁20（天）0.005φ400×205m/m泵壳10.007φ420×160m/m尾矿砂泵4PH叶轮HT－115（天）0.0049φ340/φ160×155m/m泵壳HT－160.0022φ510/φ160×202m/m浮选机5A叶轮耐磨铸铁30.108φ500×180m/m盖板耐磨铸铁30.108φ600×125m/m 表7  电力消耗项目消耗（度/吨原矿）破碎、运输筛分3.3磨矿、分级（包括再磨）浮选42脱水1.2其他（照明、水泵、机修）7.0总计53.5 表8  生产用水项目单位消耗实际总耗水量吨/日3600新水量吨/日3600每吨原矿消耗新水量米3/日7.5 表9  主要设备能力项目名称及规格台数最大处理量一、碎矿吨/台·时产品粒度（毫米）排矿口宽度（毫米）矿石密度粗碎PEF600×900148～50－15080～85中碎PEF400×600117～20－9065～70KCд900155～57＋501518细碎KMдф900134～36－1811～13二、磨矿分级吨/台·时给矿粒度（毫米）磨矿细度－200目%一段圆锥型球磨机ф2400×120039.5～10－1845～50二段″″″110～12－0.9260～65三、浮选米3/吨·日作业浓度（%）给矿浓度（毫米）一次选别粗选5A60.013240～42－0.92精选5A20.004323～25二次选别粗选5A30.013232～34－0.272精选5A10.002229～31三次选别粗选5A60.013220～22－0.152精选5A20.004318～19扫选5A460.10618～19脱铜铜镍分离一次212～16二次18～12四、脱水吨/米2日给矿浓度（%）排矿浓度滤并水份%精矿密度浓缩周边式传动φ15M10.3527～3060～703.4～3.6铜精矿沉淀池2过滤圆筒外滤式（镍）10米224.7950～6016.5～173.4～3.6圆筒外滤式（铜）10米2140～6013～14表10  选矿生产成本序号项目单耗单价（元/公斤）金额（元/吨）1辅助材料公斤/吨矿钢球（稀土）2.4380.551.34衬板捕收剂  黄药0.122.500.30黑药0.035.700.17起泡剂 2#油0.1002.600.26调整剂 硫酸铜0.1001.950.195石灰3.000.0550.165抑制剂 纤维素0.1003.500.35滤布0.002米/吨1.7元/米0.003润滑油, , , ,0.10水煤0.7550.0290.022电63.6瓩/吨0.16.363生产工人工资2.394生产工人附加工资0.185固定资产折旧0.616大修基金1.117车间经费3.96选矿单位成本15.97精矿单位成本338.59 表11  主要车间及设备负荷率、运转率车间名称综合生产能力（额定）负荷率%运转率%一、碎矿车间480  吨/日9614.14中碎机1008  吨/日细碎机636  吨/日二、磨浮车间480  吨/日9622.60磨矿机0.59吨/米·时（按新生－200计算）浮选机0.152米3/吨·日三、脱水车间87（精矿）吨/日6.92过滤机4.79吨/米·日表12  磨机运转率、利用率项目单位历史最好水平1984年年工作日天345153磨机运转率%78.431.51磨机利用率%74.1321.98停车主要原因检修及其它资源枯竭及所占工时1889∶0024129∶03容积利用系数吨/米3·时0.6010.55     十一、三废治理     （一）尾矿库：尾矿库有新老两处，老库位于选厂西北角，力马河（居民区）上游，1959年10月至1979年元月为使用期。新库位于选厂东面，力马河下游的齐登甫附近，79年1月投入使用。由于矿山储量增加，生产期延长，尾矿库在1974年又进行了扩建设计，75年增加100万米3。至85年底止，已堆放尾砂20万米3，还可使用8年。尾矿堆放仍采用分散管排放，人工堆坝形式。尾矿坝扩建投资为157万元。     （二）尾矿输送系统：现尾矿库采用两处倒虹、多段明渠和砂泵扬送等混合方式输送。管、渠全长6.8公里。明槽坡度2.2%，泵站采用2台4PS砂矿吕联运行，扬程64.8米。输送为两段，前段为选厂至砂泵站（包括两处倒虹和500米明沟）中段即砂泵站以后约5公里处。回水通过两级泵站返回供砂泵站用水，枯水期，也可送高位水池供车间使用。     （三）尾矿水处理：排出尾矿水属弱碱性，因浮选用药简单，量少。尾矿水只要充分澄清，严格控制，就可避免对下游污染。据环保部门监测，车间废水（特别是药台）是个污染源。1985年测定资料：见表13。根据上述测定资料，我们将全厂废水集中流入30米3的处理池，经搅拌澄清后，清水用泵返回车间使用，沉淀物定期处理，集中堆放于渣场。     尾矿矿浆浓度18%～20%；矿浆密度1.136吨/米3，尾矿密度2.88吨/米3，容量1.237吨/米3；回水利用率50%，矿浆pH=8。 表13  废水排放含量含量排放物NiCu硫化物SSCODPH单位毫克/升毫克/升毫克/升毫克/升含量0.19～0.360.12～0.740.7～1.2215～18628～4811.6～12.7平均0.2430.530.827543012     十二、投资效果     （一）总投资及单位投资：企业总投资4810万元，原矿选矿加工费用为15.97元/吨。     （二）选矿厂主要效益指标：见表14。 表14  选矿厂主要效益指标全员劳动生产率（吨/人·日）1983年28.18工人劳动生产率（吨/人·日）1983年29.79每吨原矿安装功率（瓩/吨）5.85职工总人数263人其中：工人249人技术人员8人服务及其他19人综合利用伴生金属含量1181.713吨已回收金属498.024吨     十三、其它     （一）矿石物相及化学分析：见表15。     （二）矿物组成及粒度分析：见表16。 表15  矿石物相及化学分析多元素分析产品名称元素  %NiCuFeSSiO2CaOMgO原矿0.7350.4412.944.334.304.3017.1精矿4.42.6436.9822.721.571.579.1尾矿0.1360.0468.940.364.724.7219.2镍物相分析相别硫化镍硅酸镍全镍含量%占有率%含量%占有率%含量%占有率%原矿0.48284.860.08615.140.568100精矿2.8271.941.1028.063.92100尾矿0.05150.500.0549.500.101100铜物相分析相别硫化铜氧化铜全铜含量%占有率%含量%占有率%含量%占有率%原矿0.18597.370.0052.630.190100 表16  矿物组成及粒度分析粒度分析粒级 （毫米）原矿精矿尾矿产率%累计%产率%累计%产率%累计%＋0.19624.4524.450.196～0.1528.5522.0011.460.152～0.1218.5541.658.198.1119.570.121～0.0888.3550.007.0815.2711.1630.730.088～0.0743.7253.724.0419.315.3836.110.074～0.03712.2765.9926.0945.1018.0254.130.037～0.01913.4479.4326.2971.6918.0272.150.019～0.00510.0589.4818.6190.3015.0487.55－0.00510.52100.009.70100.0012.40100.00合计100.00100.00100.00矿物组成及相对含量 续表16含量%矿物名称辉石类云母磁黄铁矿氢氧化铁化锰炭质绿泥石蛇纹石透闪石石英长石黄铜矿镍黄铁矿未知矿物方解石合计原矿57.516.475.815.644.623.562.041.71.251.180.350.06100精矿10.7913.841.36.514.193.053.630.657.888.050.120.03100尾矿57.7217.14.245.125.432.171.764.280.420.960.230.57100     （三）磨矿分析产品筛析：见表17。 表17  磨矿分级产品筛析粒级（毫米）通过量百分数  %给矿排矿返砂溢流圆锥型球磨机一段磨矿＋1520.372.462.7415～1030.445.599.1010～520.566.218.552～2.58.365.086.332.5～1.22.172.172.5911.2～0.46.3820.1525.450.4～0.1214.2933.2234.1631.980.121～0.0741.467.854.0116.25－0.0745.9717.277.0751.27合计100100100100圆锥型球磨机二段磨矿＋0.27216.553.36.640.272～0.19615.547.2112.131.210.196～0.15214.2510.0117.423.440.152～0.1219.5310.0618.320.800.121～0.1016.123.24.034.770.101～0.0815.8519.6519.1221.990.08～0.0741.604.111.711.93－0.07420.5642.4620.6365.86合计100100100100     （四）水力旋流器给矿及产品筛析：见表18。 表18  水力旋流器给及产品筛析粒级（毫米）重量  %备注给矿溢流沉砂＋0.2726.230.6316.55规格：φ3000.272～0.1966.741.4915.54锥角：20°0.196～0.1527.042.3914.25给矿粒度0.152～0.1214.120.109.53－0.92毫米0.121～0.10110.316.796.12给矿口：φ75毫米0.101～0.080.908.4615.85沉砂管：φ50毫米0.08～0.0744.731.101.60溢流管：φ75毫米－0.07459.9379.0420.56处理量：29.32吨合计100100100排砂口25～30毫米浓度  %34.9424.6775.6    （五）料仓贮量：见表19。 表19  料仓贮量料仓类型物料粒度（毫米）贮存时间（时）有效容积（米3）料仓结构特点粗碎受矿仓－4502100钢筋水泥矩仓粉矿仓－1824500钢筋水泥矩仓成品仓－0.1522490钢盘水泥方仓

一、方位：坐落云南省西南边境思茅区域的澜沧拉祜族自治县境内，距中缅边界约110公里，矿区有公路与外界相通，经景洪、思芽有公路直达昆明市。     二、矿石特性：选厂现在处理的矿石为砂矿，是矿区上平坝和下平坝两个矿段的残积。堆积和洪积的地表矿石，风化严峻，氧化激烈。有用矿藏首要为白铅矿、异极矿和少数的方铅矿、铅钒等；脉石首要是氢氧化铁，其次为氢氧化锰、方解石、粘土以及石英、云母等。铅除了呈铅矿藏存在以外，尚有很多的铅赋存于锰结核、氢氧化铁及粘土矿藏中。铅矿藏的单体产出粒度和嵌布粒度极不均匀，介于7.5～0.018毫米之间，此外还有很多的（约占25～30%）铅呈离子状况存在。矿石中的锌矿藏首要为异极矿，其次为矽锌矿，有微量的菱锌矿，并有一部分呈非矿藏状况吸附于氢氧化铁、锰结核等碎屑物中，给选矿带来很大的困难，影响选矿目标的进步。矿石特性总起来是氧化激烈、含泥多、含铁高、金属涣散，铅矿藏被氢氧化铁包裹、浸染，属难选氧化矿，选矿出产中药剂用量大。矿石松懈密度1.46吨/米3，密度3.41吨/米3。矿石中铅含量8.52%，锌4.68%，银含量是79.03克/吨。     1985年新探明的地下原生氧化矿、原生硫化矿和原生混合矿是由碳酸盐类矿石和火山岩类矿石组成。碳酸盐类矿石首要是白铅矿、铅铁钒及其它难溶性矿藏，锌矿藏首要为异极矿，锌水矿、闪锌矿等，其间闪锌矿仅占24%左右。脉石首要是方解石、绢云母等。火山岩类矿石的矿藏组成首要是黄铁矿、方铅石、闪锌矿等，还有硫酸铅、铅铁钒、白铅矿等，脉石首要是石英、方解石等。碳酸盐类矿石中铅含量4.37%，锌含量是4.34%，银含量75克/吨。火山岩类矿石中铅含量是5.36%，锌含量是4.42%，银含量134.2%克/吨，矿石中还伴生有稀贵金属、详见表1。 表1  稀贵金属含量元素GaInCdAuTi含量%0.0020.00290.0190.13（克/吨）0.0003～0.0047金属量吨94.633137.219899.0240.508    三、厂史：为处理老厂区域古人炼银今后的炉查，相继建成了澜沧冶炼厂。炉渣含铅一般达40%～50%，最高到达70%；还有一部分含铅档次16%以上的砂矿，澜沧铅矿老厂选厂从1956年开发始，昆明冶金研究所做了八次可选性实验，先后阅历了近20年的时刻、昆明有色冶金规划研究院于1976年规划结束，1980年建成，1982年下半年正式投入出产。规划：500吨/日（均匀）。     四、出产概略：据地质部分供应的资料，截止1974年3月31日止，老厂区域砂矿的储量为2113198吨，铅的均匀档次7.62%，铅金属量16万吨，选矿厂设主效劳年限为8.5年，至1985年末，尚有储量150万吨，还可处理6.5年。新探明的地下脉矿储量约450万吨左右，含铅3.94%，含锌3.53%，铅金属量17万7千吨左右，锌金属量15万9千吨左右，含银均匀档次114.68克/吨，银金属量约510吨左右。仅这部分新探明的脉矿储量，就可供现有的选厂处理约20年。原规划用两台250×400毫米颚式破碎机破碎。为了尽量削减废石量，依据尾矿档次要求，原矿筛的筛孔尺度从本来的13毫米改为20毫米。原矿筛原是两台900×1800毫米的自定中心振筛，经运用，事端较多，直接影响出产，为此，用两台φ600毫米的圆筒筛替代，出产运用作用很好。筛下产品进入φ1200毫米单螺旋分级机，其溢流原规划是通过一台φ1500毫米圆盘转筛，以隔除木屑和草渣；因为面积太小，试车时被冲坏，后改用一台φ700毫米，长3000毫米并带有击打设备的圆筒除渣筛替代，安稳了出产。取消了一段磨前的振荡给矿机，用闸口操控和梭槽替代，使出产得以安稳进行。原规划浮选精矿和摇床精矿别离处理，工人劳动强度大，现改为兼并处理，一起入浓缩机，过滤、枯燥脱水。出产流程详见图1。选厂规划时的精矿档次Pb：38.25%，收回率55%，选厂依据厂区采选冶的特色，铅精矿档次降到32%～33%，削减了金属丢失，收回率也相应进步，规划选用的浓缩过滤设备满意不了出产的需求，现在用参加强电解质和加温过滤法处理，将来选用压滤机从根本上处理这一对立。氧化矿中除铅之外，还伴生有Zn、Ag、Ga、Cd等多种有价金属，因为本钱高，现在没有收回，待处理坑内硫化矿时再作考虑。现在铅精矿档次33%，悉数供应澜沧铅矿冶炼厂。图1  澜沧矿选铅矿厂出产流程     五、工艺流程：流程图1。     六、出产目标：参见表2。 表2  首要出产目标项目单位规划1982年1983年1984年1985年1986年1987年处理 矿量吨/日750385.26520.91632.37683.80万吨/年24.756.7035511.043217.010616.2403原矿档次%6.846.907.487.938.02精矿档次%38.2530.7133.0131.7432.46精矿含量万吨/年0.93100.2250.43920.74490.7226收回率%5548.1253.1955.4555.46    七、耗费目标：见表3至表6。 表3  磨机衬板耗费项目球磨机原料寿数（年）耗费（公斤/吨）磨机规格1500×3000格子型简体衬板ZGmn1310.183提高板ZGmn1310.043端衬板ZGmn1310.041磨机口衬板ZGmn1310.005 表4  钢球耗费产品－200目 %磨矿介质尺度 （毫米）装载负荷充填率 （%）耗费量 （公斤/吨）原料球磨48.46100、60480.38锰钢再磨83.6280、6041.20.32锰钢     筛网、滤布、砂泵、浮选机磨耗或寿数：     40米2折带过滤机涤纶滤布寿数仅一个月。     5A、6A浮选机橡胶叶轮寿数10啊月。 表5  出产用水实践总耗水量8625吨/日回水运用率37.93%新水量535吨/日每吨原砂耗费新水量7.83米3/吨     电耗为：36.38度/吨。 表6  材料耗费、本钱、劳动出产率项目单位规划前史最好水平1982年1983年1984年1985年药剂：丁黄药克/吨5205315318401132805丁胺黑药″3061111451901371112#油″248232389″480043274377573050064438水玻璃″1000639820990723639钢球公斤/吨1.00.6140.9020.6800.6350.614水米3/吨16.17.838.828.059.327.83电耗：全厂瓩时/吨34.436.0752.8445.6137.1636.07选矿车间本钱元/吨原矿20.13625.6333.3927.7426.1825.63劳动出产率吨/人·月102204.287.95117.64204.28     八、首要设备才能：见表7。 表7  首要设备才能项目称号及规格台最大处理量磨矿·分级吨/台·时给矿矿粒磨矿细度一段φ1500×3000格子型球磨FLG1500单螺旋分级机2 232.34最大20毫米－200目占55～60%二段φ1500×3000格子型球磨φ500旋流器（备用2台）2 431.25 46.88－200目占85～90%浮选（重选）米3/吨·日作业浓度，%给矿粒度浮选（精、粗、扫）粗选  6A浮选1618.8319～25－200目占85.84%精选5A浮选机369.99～12扫选  6A浮选机2820.9015～19重选云锡摇床407.87吨/日脱水吨/米2·日给矿浓度%排矿浓度滤并水分%精矿密度吨/米3浓缩φ8米稠密机20.18410～1240～454.34过滤吨/米2·时40米2折带式过滤机20.0540～4528～30枯燥公斤/米3·时给料水分，%排料水分，%φ2.2×14米圆筒枯燥机114.930～32%19.0    九、选矿本钱：见表8。 表8  选矿出产本钱序号项目单耗（克/吨）单价（元/公斤）金额（元/吨）1辅助材料钢球8001.150.92药剂：丁黄药7803.452.69丁黑药2005.301.06#2油202.660.05348000.783.7442水玻璃9000.37煤0.03吨/吨·原矿16.00元/吨0.48电39度/吨0.09元/度3.513出产工人薪酬1.714出产工人附加薪酬0.155固定财物折旧3.906大修基金1.957车间经费12.00选矿单位本钱25.63精矿单位本钱748.43     十、设备负荷率：见表9。 表9  首要车间设备的负荷率、工作率车间称号归纳出产才能负荷率%工作率%磨浮车间683.8吨/日91.17磨矿机0.697吨/米3·时（按重生－200目核算）90.2660.0浮选机粗选  34.34米3/吨·日91.17三、脱水车间93.73（精矿）吨/日过滤机1.172吨/米2·日107.26100枯燥机93.73吨/日80.01100     十一、三废管理：尾矿悉数排至距选厂西南约1公里的棉絮铺尾矿库堆存，尾矿库容288.7万米3，除包容处理地表砂铅矿所需的库容外，还有116万米3的殷实库容。尾矿库座落于老厂喀斯特地势比较发育的石灰岩上，孔隙岩洞较多，库内渗漏严峻，与厂房高差相差180余米，规划上未考虑回水运用。因尾矿库为四周较高的关闭地势，规划上曾作过库区地表经济的排洪道，此工程，在尾矿库财物运用不久，发作缝隙，构筑物被损坏，失去了作用，旱季时的排洪，就由天然呈现的缝隙中渗漏出去。     尾矿靠自流运送，通过约150米的明沟，进入平流地沉积，清水用85h－g的水泵2台（其间备用一台），回来选厂主厂房运用。平流池沉积后的泥砂与总尾矿兼并通过约700米的明沟，自流入尾矿库。     棉絮铺尾矿库的方位比流经澜沧县城邻近的东卡河高，尾矿库中的水会渗漏到东卡河，而东卡河是本矿员工日子用水取水处，为处理水的净化问题，厂内采取了三项办法，作用怎么，有待调查。     十二、出资作用     （一）按原规划，采选厂建造总出资1641万元，实践出资为1867.75万元，为规划出资的113.8%，单位出资为109元/吨。     （二）选矿部分出资145万元，单位出资为85元/吨。     （三）固定财物总值1233.5万元。至1985年，尚有固定财物净值970.5万无。     （四）选矿厂首要效益指益：见表10。厂商出资返本年限（年）：5年厂商出资收益率：（元/100元 ）：19.98全员劳动出产率（吨/人·日）前史是好 ：1983年工人劳动出产率：（吨/人·日）前史最好：6.8    83年：2.65每吨原始安装工率：（瓩/吨）4.999员工总人数：229人其间工人：134人技术人员：16人效劳及其它：79人     十三、其它     （一）矿石物相及化学分析：见表11。 表11  原矿藏相及化学分析项目元素铅散布率，（%）物相白铅矿56.36铅矾3.67方铅矿3.40砷铅矿6.82铅铁钒24.38锰结块中铅5.37氧化率  96%以上原 矿 多 元 素 分 析元素含量%Cr0.12Pb8.52TiO20.57Zn4.68Ni0.0041Fe30.38Au0.17克/吨CaO1.64Ga10克/吨SiO212.87Ge1.3克/吨Mn0.56Gd86克/吨S0.12Ag76.03克/吨Al2O36.34As0.40Sb0.034In0.006Bi0.11    （二）产品质量规划：见表12。 表12  产品质量规划时刻精矿档次%收回率%PbZnSPbZnS1984年31.7455.451987年32551990年39.0424264.77474     （三）矿藏组成及粒度分析：原矿中白铅矿2.4%，异极矿3%，氢氧化铁59.4%，粘土矿藏12.27%，锰结核9.9%，方解石9.3%，石英1.7%，炉渣物1.1%，云母0.56%，炭焦物0.27%，磷氯铅矿，方铅矿、闪锌矿、铅黄，菱锌矿，硅锌矿，铅矾及少数不知道矿藏。原、精、尾矿粒度分析见表13。 表13  粒度分析粒级（毫米）分量（%）粒级（毫米）分量（%）粒级（毫米）分量（%）原矿＋251.092～16.750.037～0.0188.0925～131.53～0.510.520.018～0.0138.1513～54.780.5～0.213.680.013～0.0095.485～32.780.2～0.07415.070.009～0.0052.923～24.880.074～0.0379.540.005～04.74精矿粒  级，（毫米）重  量%＋143.974～3746.5537～1915.00－1934.54尾矿＋5.3674～3746.4337～1923.2－1925.0     （四）磨矿分级产品筛析：见表14。 表14  磨矿分级产品筛析网目通过量累积百分数球磨一段给矿 （%）球磨排矿一段球磨排矿二段分级机底流分级机溢流15（毫米）4.278（毫米）11.110.563（毫米）29.911.233.7942051.112.827.820.144073.3315.080.3731.113.608090.4244.3110.6869.6622.7510092.9850.3217.6677.7228.4115097.861.1833.0983.6940.6420098.7969.4655.9988.0451.5532099.6375.7866.6790.5460.53浓度%79.0575.9784.1682.6668.12     （五）料仓储量：制品仓贮存180小时，有用容积350米3，选用半地下结构。

一、方位：坐落云南省大姚县北六苴镇。距县城约45km，有公路相通，距成昆铁路的广通站约198km。     二、矿石特性：大姚六苴铜矿属湖相堆积型含铜砂岩矿床。矿石为灰白色坚固长石石英砂岩。为单一含铜矿石，现在有收回价值的首要金属为铜，原矿含银11.4k/t，顺便收回到铜精矿中。按氧化率凹凸可将矿石分为氧化矿、混合矿和硫化矿。脉石矿藏以石英、长石为主，约占93%，次为方解石、粘土矿藏及少数绿泥石、氢氧化铁、氢氧化锰等。硫化矿以辉铜矿为主，次为孔雀石、铜兰，黄铜矿含量很少。氧化矿以孔雀石为主，次为兰铜矿。辉铜矿呈细点状较均匀地涣散嵌布于矿石中，粒度一般为0.017～0.085mm，其间0.017～0.051mm约占55%，0.051～0.085mm约占33%。孔雀石多呈粗细不均匀点状浸染在石英或方解石中。粒度为0.04～0.25mm的约占67%，0.25～5mm约占33%。     矿石密度2.68t/m3，松懈密度1.60t/m3，堆积角34.5°，矿石硬度，规划f10～12，出产f15～18。     三、厂史：氧化矿选厂和硫化矿选厂别离投产于1976年5月1日和1980年4月1日。选厂规划规划：氧化矿选厂1500t/d，两个体系：硫化矿选厂为3000t/d。投产往后，因为挖掘条件及选厂碎矿设备才能影响，未到达规划要求，82年云南省冶金局核定成果为氧化矿选厂800t/d。硫化矿选厂2200t/d。     四、出产概略：规划时矿石的地址储量为2404.66万吨，铜档次1.27%，铜金属量306165t，其间氧化矿石757.98万吨，铜档次1.20%，铜金属量90585t，硫化矿石16.46.68万吨，铜档次1.31%，金属量215495t。1972年部审定成果，矿石的地质储量2807.48万吨，档次1.32%，金属量369854t，矿石的工业储量2224.92万吨，档次1.30%，金属量288607t。到1986年末方案保有的工业储量：氧化矿434.82万吨，档次1.34%，金属量52612.5t，硫化矿1247.4万吨，档次1.39%，金属量172766.7t。前景储量：氧化矿石44.5万吨，档次1.06%，金属量4733t，硫化矿石534.2万吨，档次1.42%，金属量75794t。规划效劳年限15～20年。     大姚六苴矿床为缓歪斜中厚矿体，规划将矿体区分十一中段，上部1～4中段为氧化矿挖掘矿段，下部5～11中段为硫化矿挖掘矿段。     氧化矿选厂和硫化矿选厂均为三段一闭路碎矿、阶段磨矿和会集浮选（氧化矿选厂碎矿流程原规划有脱泥洗矿规划，但出产上一向没有选用）。前者选用三段脱水，后者为两段脱水。两厂产品均为铜精矿，由轿车运到成昆线的黄瓜圆车站，再由火车运往昆明云南冶炼厂。近两年加强了对伴生银的归纳收回研讨，使银的收回率有了进步。往后氧化矿选厂要全面进步质量目标，采纳优先浮选，粗精再磨，磨矿分级自控及全面质量管理等归纳方法，使收回率和精矿档次有较大打破。选用下降碎矿粒度、进步磨机台效、更新浮选柱、推行耐磨材料等方法，以下降两个选厂的选矿本钱。进一步进步银的收回率。     五、工艺流程及首要设备：     （一）榜首选厂：棒磨、球磨两段磨矿，球磨排矿给到ф2000mm单螺旋分级机，再由ф500mm旋流器操控分级。浮选一个体系用浮选柱，一个体系用浮选机，均为一粗、二扫、二精，中矿返到粗选。流程图见图1。图1  大姚一选厂工艺流程     首要设备：PX500/75旋回破碎机1台PYB－1200标准圆锥破碎机1台PYD－1750短头圆锥破碎机1台SZZ1800×3600振动筛1台MBY2100×3棒磨机2台MQG3200×3100格子型球磨机2台FLG－2000单螺旋分级机2台ф500旋流器6台GHF－X14浮选机10台350GFZ－ф500×8000浮选柱1台300GFZ－ф3000×7000浮选柱1台3000GFZ－ф3000×6000浮选柱1台6A浮选机14台TNB－18周边传动浓缩机2台PG58～27/6盘式真空过滤机1台2.2×14顺流浆液式干燥机1台     （二）第二选厂：磨矿选用三段磨矿旋流器操控分级工艺流程，浮选选用两次粗选，一次扫选，四次精选，粗精矿再磨再选流程。流程图见图2。图2  大姚二选厂出产流程 因故图标不清，需要者可来电免费讨取     首要设备：B700液压旋回破碎机11台ф2200标准圆锥破碎机11台ф2200短头圆锥破碎机11台ф1800×3600自定中心振动筛31台ф2700×3600棒磨机21台ф3200×3100格子型球磨机41台ф2400高堰式双螺旋分级机21台ф500旋流器101台6A浮选机1281台ф1500×3000溢流型球磨机21台ф300旋流器81台ф18m周边传动浓缩机21台68m2圆盘过滤机1台     六、出产目标：见表1和表2。 表1  选厂规划目标时刻日处理矿量 t原矿档次%精矿档次 %收回率 %精矿量精矿含铜t/dt/yt/dt/y榜首选厂前8年15001.001378902970011.73861后8年25.091.12188579.52623514.304722.3第二选厂前6年30001.20359193.53088332.7610811后6年30001.263597101.43346235.4911711.7 表2  首要出产目标项目选厂称号单位历时最好水平1980年1981年1982年1983年处理矿量一选厂t/d398759694750700t/y25.0921.4717.8822.2822.40二选厂t/d1504959115312761290t/y42.7220.3225.0533.9339.00原矿档次一选厂%1.1461.0451.1461.1121.01二选厂%1.3461.1371.3261.2331.273精矿档次一选厂%18.0814.5814.8515.3016.44二选厂%34.8331.6030.2430.3433.09精矿含量一选厂万吨/年0.1920.1420.140.170.16二选厂万吨/年0.4510.2080.3180.3830.447收回率一选厂%70.6363.4866.9869.0470.39二选厂%91.4989.9690.2291.4990.06 附表项目选厂称号单位历时最好水平1984年1985年1986年1987年处理矿量一选厂t/d398761898t/y25.0922.1125.09二选厂t/d150413791504t/y42.7233.3742.72原矿档次一选厂%1.1461.0731.081二选厂%1.3461.3461.181精矿档次一选厂%18.0817.7918.08二选厂%34.8334.8334.55精矿含量一选厂万吨/年0.1920.1610.192二选厂万吨/年0.4510.4430.451收回率一选厂%70.6368.0270.63二选厂%91.4988.0989.34    七、材料耗费、本钱和劳作出产率：见表3。 表3  材料耗费、本钱和劳作出产率项目选厂 称号单位1980年1981年1982年1983年1984年1985年1986年1987年丁基黄药一选厂k/t439382334287237196二选厂k/t3072571931191151062#油一选厂k/t596166605381二选厂k/t869772545944一选厂k/t124711781149110010821036二选厂k/t294242247275312288二选厂k/t256194181182145135钢球一选厂kg/t2.442.5012.3612.4092.522.394二选厂kg/t2.372.1782.4672.7162.9532.70钢棒一选厂kg/t0.7180.730.8580.6800.6940.65二选厂kg/t0.9410.8290.7860.780.8680.798全厂电耗一选厂°/t41.846.3645.3443.944.3038.5二选厂°/t46.0138.7336.9535.4634.3530.72磨浮车 间电耗一选厂°/t32.1633.6530.8二选厂°/t31.6831.5631.35选矿本钱一选厂元/t15.9316.2215.1313.9515.3313.39二选厂元/t16.9812.5511.4911.1211.1211.11车间本钱一选厂元/t2.3294.0183.9484.0083.59二选厂元/t1.8592.972.3122.9762.291全员劳作 出产率一选厂t/人、月41.333.0545.0354.8059.6066.0二选厂t/人、月41.643.0562.4989.6099.38107.91工人劳作 出产率一选厂t/人、月51.2441.9357.1062.8071.4081.10二选厂t/人、月51.8753.7080.13118.80122.47132.68    八、三废管理：     （一）尾矿库：规划库容1165m3，现已堆存300万米3，剩下库容865m3，规划效劳年限25年，剩下效劳年限15年。 尾矿坝结构为堆石坝，筑坝方法选用坝前涣散冲击式，放矿设施为尾矿大坝底设冲矿管。     （二）尾矿运送：氧化矿选厂浮选尾矿自流至砂泵站，经三级泵站扬至尾矿坝。全程3697m，浮选尾矿至榜首级砂泵，全程2900m，用沟槽运送，斜度为1.45%。各级泵站相对高差均为30m（用6pH砂泵）。硫化矿选厂尾矿用ф125mm旋流器进行分级，＋19μ到井下充填采空区，－19μ进入尾矿坝，选用沟槽与倒虹吸管相结合方法运送，全程2500m。     九、其它：     （一）原矿多元素分析，见表4。 表4  原矿多元素分析CuSSiO2Al2O3MgOCaOFeMnPbZnAg k/t氧化矿1.1380.183.730.583.202.537.88硫化矿1.400.3182.03.500.823.711.650.03700.13.91混合矿1.400.3080.143.910.884.451.920.02400.111.20     （二）矿石物相分析：见表5。 表5  物相分析产品铜物相铜档次 %氧化矿硫化矿全铜1.2141.092游离氧化铜0.5710.07原矿结合氧化铜0.2480.039硫化铜0.3950.983氧化率 %67.4610.00结合率 %20.433.57精矿全铜17.44游离氧化铜0.503结合氧化铜0.515硫化铜16.422氧化率 %5.84结合率 %2.95尾矿全铜0.3520.108游离氧化铜0.1110.025结合氧化铜0.200.029硫化铜0.0410.054氧化率 %88.3550.0结合率 %56.8226.85

杨家杖子坐落辽宁省境内。该厂始建于1940年。解放后重建选厂，1953年后，进行改、扩建，处理量增加，1960年钼精矿产量到达最高记载。此后因原矿档次下降和矿石储量削减，近年来处理量削减，其出产技术指标列于表1。   表1  杨家杖子出产技术指标年规划，t原矿档次 %精矿档次 %尾矿档次 %回收率 %年处理原矿量年产钼精矿量1960319001992100.16345.060.033679.651970231424549690.11345.470.015586.311980175670829090.087646.010.011586.961984  0.083645.70－87.07       选厂处理的矿石首要来自两个矿区，即岭前矿和松北矿。别离间隔选厂2公里和7.2公里。     岭前矿属热液告知大型矽卡岩钼矿床。辉钼矿以浸染状或星点状嵌布于矿石中。晶形较好，粒度为0.42～0.08毫米，钼档次0.15%～0.08%。除钼外，还有少数黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿和方铅矿。非金属矿藏以柘榴子石、辉透石、方解石及石英为主。矿石普氏硬度为15。围岩首要是灰岩和页岩，属易选矿石。     松北矿属高温热液屡次告知，以花岗斑岩、石灰岩为主的钼矿床。金属矿藏除黄铁矿较多外，与岭前矿类似。非金属矿藏以长石、石英、方解石和高岭土为主。辉钼矿以细微的集合体呈薄膜状嵌布于矿石中，粒度为0.15～0.02毫米，钼档次0.12%～0.06%。矿石普氏硬度为10，密度为2.9克/厘米3，属较难选的石矿。      1978年在离选矿厂13公里的东北处兰家沟发现新钼矿床，含钼0.15%。是含钼石英脉、赋存于断层破碎带中。它将作为杨家杖子选矿厂的接续矿山。     钼矿藏相分析和多元素分析，别离列于表2和表3。 表2  钼矿藏相分析，%矿石氧化钼二硫化钼全钼氧化率岭前0.00150.150.15151.0松北0.00420.09580.104.2       破碎流程：选用三段一闭路。粗碎设在坑口进行，然后由架空索道输送到选矿厂，别离进行中、细碎，终究破碎产品粒小于12毫米。首要的破碎设备如下：     粗碎：岭前矿：900毫米侧排矿旋回破碎机一台。           松北矿：1500×1200毫米鄂式破碎机一台。   表3  原矿多元素分析，%矿石SiO2CaOAl2O3FeMgOCaSO4   Na2sO4TiO2岭前33.6631.3710.085.83.32.61.5松北40.2422.0510.937.423.525.141.0矿石MnMoSP2O5ZnAsBi岭前0.640.190.250.080.0750.01＜0.01松北1.080.0950.300.070.270.01＜0.01       中碎：2100毫米标准型圆锥破碎机二台。     细碎：2100毫米短头型圆锥破碎机四台。     筛分机：1800×3600毫米自定中心振动筛八台。     选矿工艺：依据岭前和松北两种矿石性质的不同，选用两种矿石别离进行粗磨矿和粗选，然后将粗精矿兼并处理的流程。粗磨矿溢流细度：岭前矿石为58%小于0.074毫米，松北矿石为60%小于0.074毫米。经一粗二扫丢尾矿，两体系粗精矿兼并进入再磨机，再磨细度为80%小于0.074毫米。经八次精选、七次扫选得终究钼精矿、钼中矿和另一尾矿。浓度为35%的钼精矿泡沫进入φ8000×2500毫米浓缩机，浓度为60%的浓缩机底流经过滤机过滤、滤饼含水15%，最终枯燥为含水4%的精矿。全流程如图1所示。图1  杨家杖子选矿工艺流程       选矿首要设备：     球磨机：φ3000×1670毫米锥型球磨机三台             φ3200×4200毫米格子型球磨机一台             φ3200×3100毫米格子型球磨机四台     再磨机：φ1200×1200毫米格子型球磨机一台     浮选机：XJK－2.8浮选机176台             XJK－1.1浮选机22台             XJK－0.35浮选机1台     浓缩机：φ800×2500毫米1台            φ3600毫米1台     过滤机：φ5米21台             φ6.5米21台     枯燥机：φ1.0×9.0米长筒式枯燥机1台     药剂品种和增加点     磨矿：增加火油（或与芳烃混合）、松醇油、水玻璃。     粗选段：精选增加黄药。             扫选增加火油、松醇油     精选段：水玻璃增加于精1、精3、精5、精7和精扫1。             松醇油增加于精1、中扫1和中扫3。             增加于精5、精7。            增加于精7。     药剂：     总用量：火油120克/吨、黄药10克/吨、松醇油110克/吨。             水玻璃3400克/吨、7克/吨、0.9克/吨。     选矿首要原材料耗费列于表4。   表4  1960～1985年首要原材料耗费项目单位1960年1970年1980年1983年1984年1985年黄药g/t5.4－9.17.6108火油（芳烃）g/t167.0201105.0110.0119130松醇油g/t84119101928683钢球kg/t－0.8550.890.890.880.89电耗kWh/t2425.8228.5431.3332.6131.0       该选厂出产历史悠久、除等获得作用外，在选钼药剂方面也进行了很多的研究工作，获得了经历和经济作用。其间包含初次运用少数极性捕收剂黄药类，1972年曾经，该矿一向运用火油作捕收剂。后探究用“重蜡”作捕收剂。重蜡是以正构烷烃为主的液体白腊，凝固点6～8℃。出产证明它对粗粒级钼的回收率比火油高。总回收率进步1%。但它凝固点高，冬季运用不方便。近几年又运用芳烃作捕收剂。芳烃是催化裂化轻柴油经二甲基亚砜抽提后得到的环状不饱和芳烃。它具有疏水性，还有必定起泡力。浮选作用与重蜡适当，因凝固点较低，所以现在以芳烃作捕收剂，或芳烃与火油混合运用。为进步磨矿产品质量，杨矿采纳在磨矿中增加水玻璃作助磨剂的办法，进步磨机的非矿浓度和分级机溢流浓度、并使磨矿产品粒度均匀，特别削减粗粒级的份额，然后进步了粗选回收率。工业实验证明：磨机排矿浓度对松北矿进步3%，对岭前矿进步2%。粗选回收率关于松北矿进步4%～5%，对岭前矿进步2.98%。为按捺钼精矿中铅含量，该矿选用与的反响产品抑铅，作用比原运用的重好，特别是对细粒方铅矿的按捺作用更显着，确保了钼精矿含铅量在标准以下。一起也按捺黄铁矿。

鞍钢大孤山选矿厂 　　1概况 　　大孤山选矿厂距离辽宁省鞍山市东南9km，位于千山脚下，厂区有铁路和公路通往市区和鞍钢厂内，主要生产铁精矿和球团矿产品，是鞍钢的主要原料基地之一。 　　大孤山球团厂选矿工艺主厂建于1954年，现有一个破碎作业区和两个选别作业区，其中破碎作业区采用中破预先筛分三段一闭路破碎流程;磁选作业区采用阶段磨矿、 细筛再磨、单一磁选选别流程;三选作业区采用连续磨矿、细筛再磨、单一磁选选别流程。 　　2矿石性质 　　A矿石类型 　　大孤山铁矿矿石属于鞍山式铁矿石。矿体为横贯其中部的闪长玢岩，岩墙分为东西两部分，东部称之为玢岩以东矿体，西部称之为玢岩以西矿体，它们产出的矿石简称玢东矿和玢西矿。玢东矿区是未氧化矿石，为磁铁、角闪(绿泥)磁铁石英岩;玢西矿区含有部分氧化和半氧化矿石，以磁铁石英岩为主，矿石类型有磁铁石英岩、角闪磁铁石英岩、磁铁假象赤铁石英岩。 　　B化学成分及矿物组成 　　矿石中可供选矿回收的元素为铁，铁矿物主要为磁铁矿，其次为褐铁矿及赤铁矿。脉石矿物为石英与少量角闪石、绿泥石、 方解石等。 　　矿石化学成分及铁化学物相分析结果见表1、表2。 　　表 1 化学成分分析结果　　表 2 物相分析结果　　3技术进展 　　2004 年以来大孤山球团厂选矿工艺进行了提铁降硅新工艺、新设备升级改造，改造后形成了年处理原矿量900万吨的能力，之后选厂又进行了系列技术改造，取得了显着的经济效益。 　　(1)球团厂φ53m浓密机高效化技术改造后，在满足处理原矿达900万吨能力前提下，少建5台φ53m大井，节约投资1000万元，并且改善了尾矿浓密机溢流水质。 　　(2) 2005年1月，选矿厂磁选车间通过优化调整磨矿分级作业的工艺及设备结构参数等，在保持一、二段磨矿分级作业稳定运转的前提下，将一段球磨台时处理量由原来的128t/h提高至132t/h，年增利润2381.4万元。 　　(3) 选矿分厂φ350mm旋流器组改造为二台φ500mm 旋流器，在原台时能力不变的情况下，φ500mm旋流器的溢流粒度、分级效率等指标均优于φ350mm 旋流器，更重要的是应用φ500mm旋流器使沉砂嘴堵塞现象明显减少，提高了磨机处理能力，稳定了工序指标，进一步降低了磨矿费用。 　　4生产工艺及流程 　　A工艺流程简介 　　大孤山球团厂选矿工艺分主厂和选矿分厂两部分，主厂主要由破碎、 磁选、 三选三部分组成，工艺流程如下: 破碎采用的流程是三段一闭路、中破前预先筛分流程。磁选车间采用的工艺流程为阶段磨矿—単—磁选—细筛再磨工艺流程;三选车间采用的工艺流程为连续磨矿—单一磁选—细筛再磨工艺流程;选矿分厂破碎系统采用的流程是三段一闭路流程，选别工艺流程采用的是阶段磨矿—单一磁选—细筛再磨工艺流程。 　　B破碎、筛分 　　2004~2007年大孤山球团厂选矿工艺进行了提铁降硅新工艺、新设备升级改造，改造后选矿厂年处理原矿量900万吨。破碎车间在保留原粗破外，新形成中细破、筛分两个主体厂房。破碎主体设备采用瑞典 H系列圆锥破碎机，筛分设备采用双层振动筛，破碎给矿粒度1000~0mm，产品粒度12~0mm。 　　a主厂破碎筛分流程　　现有主厂破碎筛分为三段一闭路中破前预先筛分流程。粗破排矿产品经皮带送至中破碎预先筛分，经固定棒条筛筛分后，筛上物给入中破机进行破碎，中破排矿产品和预先筛分筛下物一起运送到筛分间矿仓，经给料机给入振动筛进行筛分，筛上产品给入细破间矿仓，经皮带给料机给人细破机进行破碎，又可以卸入露天储矿槽储存;细破排矿产品输送到筛分间进行筛分，筛分筛下产品分别给入磁选车间原矿仓和三选车间原矿仓，也可以给入粉矿仓进行储存。主厂破碎筛分工艺流程如图1所示。 　　主厂破碎和筛分设备技术参数及指标见表3和表4。　　图 1 主厂破碎筛分工艺流程图 　　表 3 主厂破碎设备技术参数及指标　　表 4 主厂焼分设备技术参数及指标　　C磨矿分级 　　2004年磁选作业区进行提铁降硅新工艺、新设备升级改造，取消了一选厂房。一、二次磨矿采用大筒径磨机，一、二次分级采用动压给矿旋流器，使得原矿处理量和溢流产品粒度有了大幅度提高。继2004年工艺改造后，于2005年10月继续对三选工艺进行改造、完善，更换了φ500mmx5旋流器2组，产品粒度也有所提高。 　　磨矿分级技术指标见表 5。 　　表 5 磨矿分级技术指标　　D分选工艺流程 　　a磁选作业区工艺流程　　磁选车间采用阶段磨矿—单一磁选—细筛再磨工艺流程。原矿给入一段球磨机，与一次旋流器构成闭路，溢流进入一次磁选机抛除尾矿，精矿用二次旋流器进行二次分级，粗粒级产品进入二段球磨机，排矿返回一次磁选机;二次分级细粒级产品给入一次脱水槽，精矿给入二次磁选机，精矿给入一段振网筛，其筛下产物给入三次脱水槽进行选别，筛上物给入脱水磁选机浓缩，浓缩后的产品给入三段球磨机，产品给入二次脱水槽，精矿给入三次磁选机选别，精矿给入二段振网筛进行筛选，筛上物进入脱水磁选机，筛下产品给入三次脱水槽进行选别，精矿给入过滤车间，流程如图2所示。　　图 2 磁选作业区工艺流程图 　　b三选作业区工艺流程　　三选作业区为两段连续磨矿—単一磁选—细筛再磨工艺流程。原矿给入一段球磨机，与双螺旋分级机组成闭路磨矿系统，一次分级溢流给入旋流器，与二段球磨机组成闭路，二次溢流给入一次磁选机抛尾后，再经脱水槽抛尾，精矿给入二次磁选机，精矿给入一段振网筛，筛下产物给入脱水槽进行选别，筛上物给入脱水磁选机浓缩，浓缩后的产品送到球磨机进行第三段磨矿，排矿产品给入二次脱水槽，精矿给人三次磁选机选别，精矿给入二段振网筛，筛上物返回脱水磁选机。一、二段振网筛筛下产品合起来给入三次脱水槽抛尾后，再给人四次磁选机，精矿给入四次脱水槽进行选别，精矿给入过滤车间，流程如图3所示。　　图 3 三选作业区工艺流程图 　　选矿厂主要设备见表 6、表 7。 　　表6 磁选作业区设备表　　表 7 三选作业区设备表

一、方位：坐落江西省东乡县城东北7km处，有公路相通，并有6.5km铁路专线与浙赣路相连。     二、厂史：东乡铜矿始建于1958年，原为东乡钢铁厂的采矿车间，在采铁过程中发现铜矿石。1973年曾经只处理铁矿石，1973年出产转至由南昌有色冶金规划院规划的2000t新选厂，其间铁体系800t/d，铜体系1200t/d。1979年后铁出产完毕，转入铜出产，但井下挖掘条件差，供矿才能仅能到达550t/d左右。现正在进行西区开发可行性研究。     三、矿石特性：本矿是中、低温热液告知充填，以铜为主的铜、铁、硫、钨归纳性矿床。矿床内有6个铜矿体，5个硫矿体。4个铁矿体，8个钨矿体，矿体空间散布自上而下是钨、铁、次生富集铜、原生富集铜。     首要矿石类型有辉（斑）铜黄铁矿、黄铜黄铁矿、含铜胶状黄铁矿。     首要铜矿藏有辉铜矿、斑铜矿、黄铜矿、其次有铜兰、硅孔雀石、赤铜矿、胆矾、兰铜矿、黝铜矿等，其他金属矿藏首要有黄铁矿、胶状黄铁矿，其次有白铁矿、赤铁矿、褐铁矿。首要脉石矿藏有石英、高岭土、叶腊石、绿泥石、绢云母、方解石、白云母及少数碳类矿藏。矿化围岩首要有砂岩、页岩、砂页岩，其次为花岗斑岩、结构角砾岩及少数绢云母岩。     矿岩物理性质见表1，化学性质见表2。 表1  矿岩物理性质矿岩密度（t/m3）松懈密度，t/m3硬度（f）天然安眠角矿石2.87～3.21.48～1.566～837°～39°岩石2.751.48～1.563～837°～39° 表2  矿石物象及化学分析项目元素原矿精矿尾矿物象全铜1.2817.460.275原生硫化铜0.3825.390.045次生硫化铜0.80811.5260.175氧化铜0.0900.5440.055氧化率 7.03%多元素分析Cu1.2817.460.275S10.0839.338.13Fe22.4234.8922.07Bi0.0550.240.042CaO0.5120.1510.693MgO0.3680.1510.477SiO245～503～547～52Al2O35～71～24～6Ag（g/t）5.8613.4     四、出产概略：选用分层和无底柱分段崩落法挖掘矿石，因为矿体断层多，改变大，矿岩不稳固，地压大，井下挖掘困难，供应选矿厂的矿石汉尼多，含水高，档次动摇大，因而，选厂出产比较被迫。     自投产以来，规划院和矿山做了许多改造作业，近几年出产日趋安稳，流程根本疏通，设备事端削减，一般能确保600t/d的日处理才能，假如要求到达1000t/d或更高的才能，有必要进一步更新改造。现在，破碎出产才能100t/h，破碎粒度20～25mm，两个破碎体系轮换运用，为使终究碎矿粒度到达－15mm，现着手将一次筛洗二段破碎改成二次筛洗三段破碎，添加一台Φ1520液压圆锥破碎机。磨矿的台时才能一般小于25t，因为碎矿粒度太粗，致使过磨和欠磨现象严峻，为习惯矿石性质拟将一段磨矿改为二段磨矿（粗精再磨、扫精再磨或富尾再磨）计划。优先浮选将一次粗选作业改用丁铵黑药，用以进步精矿档次。     矿山终究产品为铜精矿，硫精矿，银在铜精矿中可达计价标准。铜精矿供应给本公司贵溪冶炼厂，硫精矿用户多变，本省及浙、鄂、宁等省均有供应点。     五、工艺流程：东乡铜矿选厂出产流程见下图。图  东乡铜矿选厂出产流程 因故图表不清，需要者可来电免费讨取     六、出产目标：见表3。 表3  东乡铜矿选矿厂历年首要出产目标项目单位规划前史最好水平19801981198219831984198519861987处理矿量t/d 万吨/年1000 33558.9 18.61421 12.28433 13.03356 10.13450 15.35527 17.71558.9 18.6118.819.789原矿档次Cu % S %1.58 10.91.57 9.671.42 9.671.05 7.821.57 8.101.32 7.791.23 8.281.32 9.141.871 8.911.898 30.45精矿档次Cu % S %15 3524.50 41.3021.39 42.3020.14 37.4324.50 36.6523.86 29.2020.69 27.6421.60 40.6622.29 39.2221.85 36.55精矿含量Cu t/y S t/y0.5850.2160.1590.1230.1550.1810.1880.2160.3013 0.48640.3279 8.1778收回率Cu % S %93 67.4791.15 35.8391.1590.13 28.0988.60 30.0090.88 35.6587.63 35.8388.70 30.0789.02 30.3388.69 35.98     七、耗费目标：见表4。 表4  选矿厂首要材料耗费项目单位198019811982198319841985黄药k/t100135155197121139丁铵k/t14.318.32#油k/t10011213810790101石灰kg/t10.512.99.710.414.611.7钢球kg/t1.441.601.431.451.872.07新水m3/t7.75.56.07.52.83.8电全厂°/t41.641.743.547.046.344磨浮°/t36.5     八、首要设备才能：见表5。 表5  选矿厂首要设备才能项目称号及规格台数最大处理量一、碎矿t/h·台产品粒度，mm排口宽度，mm矿石松懈密度粗碎颚式破碎机600×9002130≤130801.8中碎液压圆锥破碎机Φ17501160≤3016细碎二、磨矿分级给矿粒度，mm磨矿细度，－200目%一般格子型球磨机Φ2700，Φ2100326.580%≤2.540双螺旋分级机Φ2000，Φ15002 126.590%≤260～65三、浮选m3/t·d作业浓度给矿粒度，mm选铜6A浮选机2.8m3360.225%～28%≤0.15四、脱水t/m2·d给矿浓度 %排矿浓度 %精矿密度浓缩中心传动浓缩机Φ1800010.7650～604.4过滤圆盘过滤机27m220.3t/m2·h55884.4    九、选矿本钱：见表6。 表6  选矿出产本钱序号项目单耗单价金额（元/吨）1首要材料 钢球 衬齿板 丁黄药 丁铵黑药 2#油 石灰机油 运送带 滤布kg/t 2.07 0.029 0.0958 0.018 0.101 11.70 0.10 0.185 0.00153m2 0.01m20.865 2.00 3.00 5.50 3.00 0.045 0.66 1.85 110.0 6.501.79 0.058 0.287 0.099 0.303 0.53 0.066 0.292 0.168 0.0652辅助材料1.263新水3.84m30.100.3844电44.04°0.093.6935出产工人薪酬0.976出产工人附加薪酬0.107固定资产折旧2.158大修基金1.299车间经费0.373选矿单位本钱14.15精矿单位本钱924.05     十、设备负荷率：东乡铜矿选厂首要车间的设备负荷率、工作率见表7。 表7  首要车间及设备负荷率、工作率车间称号归纳出产才能（额外）负荷率%工作率%一、碎矿车间1000t/d64.065.0中碎机 细碎机二、磨浮车间1000t/d磨矿机 浮选机1.22t/m3·h（按重生－200目核算） 6.6t/m3·h65.385.0 87.0三、脱水车间铜 60t/d 硫 90t/d过滤机铜 0.123t/m2·h 硫 0.185t/m2·h50.0 50.075.0 75.0     十一、尾矿设备：选厂尾矿库有鸟石源、东塘源、雅源龙，库容分别为200万m3、140万m3和448万m3。现运用鸟石源库，最大库容可达320万m3，现已消失库容约120万m3，按处理才能20万t/y计，还可效劳11年。出资82.92万元。     尾矿库基坝为均质土坝，外坡1∶3，坝高15m，坝长150m，子坝用沉积在坝前的尾砂以1∶5的坡面人工堆坝，子坝覆面规划用黄土，出产中改用井下废石。     尾矿用瓦曼泵一次扬送至集流井，高程70m，长度345m，然后用明沟自流至尾矿库坝头。尾矿浓度15%～20%，用涣散管排放，粗、细粒天然分级，年排放量约90～100万t。尾矿回水在肯定标高93m以下用泵扬送至选厂，此标高以上则经过溢流井至断面约为2m2的地道自流至选厂，回水运用量在50%以上，余水有排洪道排出。     含Cu＋＋大于50mg/L的井下酸性水送至置换池，收回海绵铜，置换尾水和低Cu＋＋酸性水扬送至尾矿库，中和尾矿水，避免选厂管道结钙。     十二、出资作用：厂商总出资4823万元，选矿部分出资2357万元。厂商固定资产原值4042万元，净值3477万元。选矿厂首要效益目标见表8。 表8  选矿厂首要效益目标全员劳动出产率（t/d·人）2.62（1985年）工人劳动出产率（t/d·人）3.00（1985年）每吨原矿按装功率（kW/t·d）员工总人数215其间：工人           技术人员                 效劳人员及其他186 12 17归纳利用：   伴生金属含量 已收回金属Ag5.8 k/t 铜精矿含Ag 61g/t

该厂于1958年基建，1960年投产，设计才能为10000t/d，历年出产处理才能最高可达13000t/d，是我国最大的铜矿选矿厂之一。 该矿有折腰山（一采场）、火焰山（二采场）两个采场，现一采场露天完毕已转入坑下挖掘，二采场亦将完毕，故出矿才能下降至4000t/d。 （1）          矿石性质：该矿为典型的含铜黄铁矿矿床。矿体产于蜕变角斑凝灰岩中，近矿围岩有石英钠长斑岩和石英角斑岩，矿体与围岩受蜕变效果，上部为氧化带、次生富集带，下部为原生带，其间次生富集带非常发育，深度达80m，构成矿石类型繁复，成分杂乱。 矿石天然类型可分为块状含铜黄铁矿石（简称块状矿）、浸染状铜硫矿石（简称浸染矿）、块状铜锌黄铁矿石（简称铜锌矿）三种。矿量曾经两者为主，铜锌矿所占份额较小。按矿石中矿藏的结构结构则可分为浸染状、细密块状两类，块状矿与铜锌矿可归属细密状类型。 矿石中首要有用成分为铜、硫、锌，也有稀贵金属金、银、硒、碲、铟、等，详见原矿多元素分析下表。 原矿多元素分析（1986年材料）项目Cu,%Zn,%Pb,%Cd,%S有用Fe,%块状矿 浸染矿 铜锌矿1.41 1.16 0.750.30 0.07 2.40.063 0.03 0.5710.0026 0.0142.40 6.60 26.3039.15 11.05 24.45项目As,g/tAu,g/tAg,g/tSiO2,%CaO,%Al2O3,%块状矿 浸染矿 铜锌矿0.023 0.012 0.05150.80 0.1017.87 3.339.74 60.26 25.960.80 0.79 1.112.12 8.07 1.35 块状矿中金属矿藏首要为黄铁矿、黄铜矿、其次为辉铜矿、铜蓝、闪锌矿、方铅矿、铅矾、磁铁矿、褐铁矿、磁黄铁矿均稀有。脉石矿藏有石英、阳起石、绿泥石、绢云母等。块状矿最大的特点是金属矿藏占矿石含量的92~95%，且黄铁矿占85%以上，脉石矿藏仅占5~8%.该类型矿含铜档次动摇大，高者达8%，低者小于0.5%，均匀2~3%。矿石中铜矿藏与黄铁矿细密共生，呈块状结构，铜矿藏以原生硫化铜为主，次生硫化铜次之，氧化铜较少。铜矿藏结晶粒度粗细不均，最大颗粒1~2,mm,最小颗粒0.01mm，铜蓝结晶颗粒较粗，黄铜矿结晶较细，颗粒在0.074mm以下者占90%。矿石密度4.5t/m3，松懈密度3.0t/m3，普氏硬度8~10。 浸染矿中首要金属矿藏有黄铜矿、黄铁矿，其次为少数铜蓝、辉铜矿、闪锌矿、白铅矿、磁铁矿、褐铁矿，方铅矿很少见。脉石矿藏首要有石英，其次有绿泥石、绿帘石、绢云母。黄铜矿与黄铁矿八成呈集合体嵌布在脉石中，黄铁矿仍是矿石中含量最多的金属矿藏，约占总量的24~27%，常以自形晶、半自形晶和粒状集合体产出，嵌布粒度在0.1~0.5mm之间，但部分与黄铜矿、铜蓝在一起的颗粒较细。铜矿藏呈细粒不均匀浸染，嵌布粒度较块状矿粗。浸矿含铜档次0.4~2%，含硫5~15%。矿石密度3.0t/m，松懈密度2.0t/m3。 铜锌矿中首要金属矿藏有黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿、铁闪锌矿、黄铜矿，其次有辉铜矿、铜蓝、方铅矿、硫砷铜矿及少数毒砂，脉石以石英为主。铜矿藏、锌矿藏及黄铁矿互相细密共生，颗粒极细，铜矿藏多在0.02~0.04mm之间，最小者可达0.005mm，闪锌矿呈带状、板状或细脉状结构，粒度小于0.023mm约占50%，黄铁矿占矿石总量的70%以上，多为细粒晶体。铜锌矿较块状矿难磨，特别次生铜锌矿细磨时，铜蓝易泥化，闪锌矿被铜离子活化，使铜、锌矿藏可浮性差异更小，故此类矿石难苦难选。铜锌矿含铜0.4~1.0%，含锌2~5%，一般锌档次高出铜档次2倍以上。

（1）矿石性质：连城锰矿属风化淋滤型贫氧化锰矿，锰矿物有硬锰矿、软锰矿和锰土。硬锰矿往往与软锰矿组成环带构造，两者紧密共生。软锰矿的密度次于硬锰矿，硬锰矿多呈致密块状、胶状、粒状或针状集合体，软锰矿往往呈氧化残余或块状嵌布于锰土中。锰土是硬锰矿剧烈风化后之产物，呈土状集合体或粉末状，极为松散，密度小，含泥质较高，品位较低，多属贫锰矿，占入洗原矿的50%左右。锰矿中脉石矿物有石英、高岭土、绢云母、蛋白石、玉髓、褐铁矿等。原矿多元素分析及原矿锰物相分析分别见下两表。 原矿多元素分析元素MnMnO2TFePSSiO2Al2O3CaOMgO含量，%17.6526.593.550.0250.00940.9810.170.5530.153 原矿锰物相分析矿物名称MnCO3Mn2O3MnO2合   计锰含量，%0.6243.49612.4816.6锰占有率，%3.7621.0675.18100    （2）工艺流程：选矿厂的工艺流程为洗矿-手选-粗粒跳汰-细粒强磁选联合流程，见下图，主要设备的操作条件及各作业产品含水率分别见下两表： 主要设备操作条件设备名称规格主  要  操  作  条  件备   注AM-30型粗粒度跳汰机给矿粒度30~3mm，给矿量2.8~3.4t/h，冲程50mm，精矿挡板高度80mm，尾矿挡板高度90mm　ShP-1000型强磁选机给矿粒度-1mm占82~84%，给矿浓度38~44%，给矿量5.4t/h，激磁电流125A1986年调试测定 各作业产品含水率作业产品名称跳汰精矿跳汰尾矿跳汰筛下精矿跳汰给矿手选精矿手选尾矿-3mm筛下矿洗矿净矿备  注含水率，%3.336.039.715.951.343.9214.8614.751986年调试测定[next]     连城锰矿贫氧化锰矿洗选工艺流程

盘石镍矿选矿厂于1976年由北京有色冶金规划研讨总院规划，规划规划为1500t/d，1980年建成投产。其间铜镍别离浮选部分于1983年投产。   （1） 矿石性质：选厂供矿的一矿区和七矿区均属大型 岩浆熔离型硫化铜镍矿床，其首要矿体会集，档次也较高。矿厂中除主金属镍外，尚伴生有可归纳收回的铜、钴等金属。两矿区的首要金属硫化物为含镍磁黄铁矿、镍黄铁矿、紫硫镍铁矿、黄铜矿和黄铁矿；硫化矿藏含量占矿石总量的20%左右，其间磁黄铁矿占硫化物的60%以上，磁黄铁矿与镍黄铁矿之比为3~4：1.脉石矿藏首要有斜方辉石、透闪石、滑石、蛇纹石等。    铜镍物相分析标明硫化物中镍和铜别离为93.2%和97.18%。很多磁黄铁矿和易浮、易泥化的次生硅 酸盐脉石矿藏如滑石、纤闪石、次闪石、蛇纹石等是影响铜镍混合精矿档次和收回率的首要因素。在磁黄铁矿中，除镍呈类质同象存在外，一部分镍黄铁矿呈固溶体状况嵌布其间，脉石矿藏一般也含镍0.1%以下，故欲进步镍精矿档次，除了扫除脉石外，还必须选出含镍低的磁黄铁矿。   （2） 工艺流程：选用三段一闭路碎矿流程，磨浮为阶段磨矿、铜镍混合-别离浮选工艺流程。见下两图。 [next]    铜镍别离浮选流程的首要特点是选用无别离浮选，即用石灰替代，采纳阶段按捺的办法，扫除磁黄铁矿搅扰，使铜镍得以别离，铜镍别离浮选即简化了冶炼进程，减少了金属丢失，又降低了冶炼产品成本。实践证明，工艺流程是合理的，由此别离的铜精矿的铜镍比与镍精矿的镍铜比均大于10，是我国在选镍技能方面的一项重要效果。    此外，铜镍混合浮还考虑了铜镍精矿脱除磁黄铁矿的磁选作业，但这部分设备没有投入生产。镍精矿选用三段脱水，铜精矿选用两段脱水。    选矿厂工艺目标、单位耗费目标及首要设备别离见下表：[next]工 艺 指 标项目1980年1981年1982年1983年1984年1985年原矿档次，%镍1.2951.4111.3021.2461.31.593铜0.360.396镍精矿档次，%镍5.6066.0965.9026.4346.336.524铜0.9430.55铜精矿档次，%镍　　　　1.0831.236铜23.94222.2镍精矿收回率，%镍84.0984.384.584.583.485铜44.828.8铜精矿收回率，%镍　　　　0.50.8铜43.359.9注：1983年9月铜镍别离浮选投产，故1983年前无铜产品的目标。 单位耗费目标（按原矿计）称号丁黄药25号黑药碳酸钠羧甲基纤维素石灰钢球水电单位g/tg/tg/tg/tg/tg/tM3/tKw.h/t数量158291159092493661927645.2[next]