氧化物的酸、碱浸出许多遵守缩短中心模型，一个典型的实例是锌焙砂在稀酸中的溶解。它依据每种参加溶解进程的化学物质的离子扩散系数及离子搬迁率，使用方程式（1）和式（2）进行核算。核算假定溶解速率由传质操控，因此所用的核算进程只能用于不触及化学反响的状况。    （1）    （2） 求解方程（1）和式（2）需求几个边界条件，它们规则了模型中各参数的值，并将各物质的通量经过浸出反响的计量联系相关起来。 关于硫酸浸出体系，核算所用的数据包含H＋，HSO4－，SO42－及Zn2＋的离子扩散系数和离子搬迁率，下列平衡的平衡常数与活度系数稀酸浸出氧化锌的数学模型核算中所用的传质数据列于下表。物质等效离子电导 Λi0∕（Ω－1·cm2·equ－1）离子扩散系数 D∕（cm2·s－1）离子搬迁率 u∕（cm2·V－1·s－1）H＋348.99.3×10－53.6×10－3Zn2＋53.87.2×10－65.6×10－4SO42－79.01.0×10－5－8.2×10－4HSO4－100.002.7×10－5－1.6×10－3 几个边界条件为 在固液界面即r=rt时，                  Ci＝Cis          （3） 因为浸出进程最慢的过程是经过边界层的传质，能够假定在界面上到达化学平衡，然后得到下列边界条件     （4）     （5）     （6） 式中， 、 、 别离表明反响（a）、（b）（c）的平衡常数；Qa、Qb、Qc别离为用浓度表明时反响（a）、（b）、（c）的平衡常数；γi是物质i的活度系数。 在溶液体相即r＝∞，                E＝0    （7） Ci＝Cib   （8） 体相浓度用质量平衡和体相的化学平衡求算    （9）    （10）    （11）    （12）    （13） 式中，[H2SO4]与[ZnSO4]是t时刻硫酸和硫酸锌的净浓度。 计量联系            （14） 硫酸根通量                        （15） 数学模型由对每种物质组成的写出的方程式（2），方程式（1）和上面导出的边界条件组成。一旦知道了各物质的通量，就可核算ZnO的溶解速率。 假如半径rt的球形粒子含有Nmol的ZnO，则    （16） 式中，Mw为ZnO的分子量。 因为稳态下边界层内没有物质堆集，一切溶解的锌都必须传递到溶液体相中去。因此，反响速率能够与锌和酸经过边界层传质的速率相关如下    （17） 式中JZn－流离表面的锌的净通量；     JH－流向表面的酸的净通量。 由式（16）和式（17）得出    （18） 方程式（18）用有穷区间法数值积分得到rt对时刻的函数。关于单尺度粒子，rt与反响分数α的联系为    （19） 即为式（20）的缩短粒子模型，r0为固体粒子的初始半径。    （20） 粒子尺度散布的景象可作相似处理，m个初始半径r0k的单尺度分数每个组成总质量的分数wk。浸出的程度分粒级核算    （21） 总的浸出率由下式断定    （22） 为了查验模型及核算的正确性，需求研讨硫化锌精矿的焙砂在硫酸、高氯酸、硝酸和等4种酸中溶解的速率。选定的拌和条件使一切的固体粒子都悬浮且溶解速率与拌和速率无关。在高氯酸及硝酸溶液中试验曲线与模型核算得到的猜测曲线符合杰出，而在硫酸溶液中在浸出率80%曾经符合尚可，这以后的溶解曲线符合不抱负的原因是因为固体粒子的溶解并非如假定的那样均匀并始终保持球形，实际上发现部分浸出的焙砂粒子有大而深的孔。简化的模型没有考虑锌的氯合物的构成合氯离子的吸附，因此不能用来猜测浸出焙砂的溶解速率。而用新近树立的未考虑电搬迁对传质的奉献的模型即便关于0.1mol∕L高氯酸浸出的动力学也严峻违背，反映了电搬迁在传质中不行忽视的效果。

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

锑矿石的选矿方法中，重选法和浮选法占据主要地位，有时也用到手选等方法，但手选效率低下，工人劳动强度大，对于低品位细粒嵌布的锑矿石选矿也有较大的局限性，因此锑矿石的选矿方法中，重选法主要是用于粗粒嵌布锑矿石选矿的首选方法，对于低品位锑矿石的选矿，重选法也往往作为粗选，对原矿进行预先富集，采用重选－浮选联合工艺流程，以获得最佳选矿效果和选矿经济指标。 该工艺流程适用于粗细嵌布布均匀，品位低下的硫化锑矿选矿，去除浮选流程后也可用于氧化锑矿的选矿，具体工艺流程需根据矿石的性质和特征进行设计，该工艺流程为一般工艺流程，具有普遍性，具体选矿工艺流程还需客户提供锑矿样品，以确定最佳的选矿工艺流程，以下为工艺流程图：该流程包括手选，重选，浮选等多种选矿方法，以实现最佳的选矿效果，首先对原矿进行粗破，进入振动筛筛分后大于30mm的矿石进入手选流程，人工手选出粗粒块状锑矿，小于30mm的矿石与手选尾矿汇合进入中碎流程，中碎后的锑矿进入跳汰机重选流程，该流程获得粗粒混合锑精矿，尾矿进入棒磨机磨矿，磨矿后再此进入跳汰机分选，该流程获得细粒混合精矿，尾矿进入球磨机细磨以满足下一步的浮选过程。浮选尾矿经摇床分选，以进一步回收锑矿石中的氧化锑。

新疆某铜镍矿原矿中的镍、铜品位不高，分别为0.39％、0.26％，矿石中镍、铜的氧化率也不高，对镍、铜而言，该矿为原生硫化矿。其中主要金属矿物为磁黄铁矿，其次为黄铜矿、镍黄铁矿、磁铁矿，还有少量的墨铜矿、黄铁矿，偶尔可见辉铜矿、蓝辉铜矿、闪锌矿、尖晶石等矿物。脉石矿物主要为滑石、蛇纹石、碳酸盐类矿物，其次为绿泥石、云母类矿物，还有少量的辉石、橄榄石等矿物。     一、原矿性质     （一）原矿的化学成分分析     原矿主要化学成分分析结果见表1。 表1  矿石主要化学成分分析结果元素NiCuPbAl2O3SFeCaOCoAsSiO2MgOK2ONa2OAg*Au*质量分数0.390.260.0233.742.2910.563.880.0160.1639.9729.410.200.846.470.10     *Au、Ag为g/t     （二）铜、镍、铁物相分析     矿石中铜、镍、铁的化学物相分析结果见表2。 表2  铜、镍、铁化学物相分析结果相别氧化铜中铜硫化铜中铜墨铜矿中铜总铜氧化镍中镍硫化镍中镍硅酸盐中镍含量0.0110.2220.0250.2580.0160.3410.032点有率4.2686.059.69100.04.1187.668.23相别总镍磁性铁中铁赤褐铁矿中铁硅酸盐中铁硫化铁中铁总铁含量0.3893.370.491.914.7910.56点有率100.031.914.6418.0945.36100.0    （三）矿石的结构构造及矿物组成     该铜镍矿矿石主要呈细脉浸染构造，有价矿物呈细脉状弥散于矿石中。矿石最主要结构为海绵晶铁结构，即显微镜下有用矿物充填在脉石矿物颗粒粒间空隙中。镍黄铁矿、磁黄铁矿及黄铜矿以粒状结构共生，组成硫化物脉。硫化矿物存在半自形、它型结构，出现在脉石矿物中；磁铁矿以粗细不等的脉状穿插结构，但主要是细脉穿插结构出现在镍黄铁矿解理中；黄铜矿以细脉充填结构出现在脉石矿物裂隙中；墨铜矿以镶边结构存在于黄铜矿、磁黄铁矿及镍黄铁矿磁铁矿表面。滑石以细脉穿插、镶边结构出现在脉石矿物裂隙中或周边。     金属矿物主要为磁铁矿、磁黄铁矿，其次为镍黄铁矿、黄铜矿，还有少量的墨铜矿、黄铁矿，偶尔可见辉铜矿、蓝辉铜矿、尖晶石、紫硫镍矿、方铅矿等矿物。脉石矿物主要为橄榄石、闪石类矿物，其次为蛇纹石、滑石、辉石类矿物，有一些绿泥石、碳酸盐类矿物，还有少量的长石、云母类矿物，以及微量的其他矿物。矿物组成及相对含量见表3。 表3  原矿的矿物组成及相对含量金属矿物脉石矿物矿物名称含量矿物名称含量镍黄铁矿1.03橄榄石30.60紫硫镍矿闪石15.78黄铜矿0.72滑石10.69辉铜矿蛇纹石10.21蓝辉铜矿辉石10.05墨铜矿0.13绿泥石5.48磁黄铁矿3.19碳酸盐3.20黄铁矿长石2.10磁铁矿4.65云母1.92方铅矿0.03其它0.23总计100.0     二、流程方案的选择     该矿氧化镁含量高达29.41%，脉石矿物以滑石、蛇纹石为主。针对矿石的特点，进行了两种工艺流程的探索试验：铜镍混选一铜镍分离和预先脱滑石一铜镍混选一铜镍分离。考虑到铜镍混选前不进行预先脱除滑石，部分易浮滑石、蛇纹石进入到粗精矿中，容易造成中矿产率大、精选效率低、药剂用量大，且铜镍精选作业中部分易浮的滑石、蛇纹石不容易被CMC抑制，造成铜镍分离后镍精矿中氧化镁含量偏高。为了降低滑石、蛇纹石对选别过程的影响，利用其浮游性好的特点，预先将其先选别出来，会降低这些矿物对流程的影响。因此后续试验采用预先浮选滑石-铜镍混浮一混合精矿分离工艺流程。     三、选矿工艺研究     （一）滑石浮选捕收剂种类试验 表4  滑石浮选捕收剂种类试验结果捕收剂种类及用量/(g·t－1)产品 名称产率品位回收率CuNiCuNiMIBC 30＋20滑石11.980.280.2312.797.10尾矿88.020.260.4187.2192.90原矿100.00.260.39100.0100.0BK204 30＋20滑石9.460.180.116.512.66尾矿90.540.270.4293.4997.34原矿100.00.260.39100.0100.0BK205 30＋20滑石13.660.330.3117.2810.93尾矿86.340.250.4082.7289.07原矿100.00.260.39100.0100.0松醇油 30＋20滑石14.500.350.3319.1912.28尾矿85.500.250.4080.8187.72原矿100.00.260.39100.0100.0     从表4的试验结果可以看出，BK－204作为滑石的捕收剂，对该矿石中的滑石具有较好的选择性，损失在滑石中的铜、镍矿物最少。因此，后续试验采用BK－204作为滑石的捕收剂。     （二）铜镍混合粗选条件试验     1、碳酸钠用量试验     固定条件：原矿磨至－74μm占70%，水玻璃用量l000g/t，CMC用量100g/t，Z－200与乙基黄药作铜镍矿物捕收剂，用量分别为20g/t和30g/t，起泡剂BK－204用量10g/t。图1   碳酸钠用量试验结果 1一铜品位；2一镍品位；3－MgO品位； 4一铜回收率；5一镍回收率；下同     从图1的试验结果看，随着碳酸钠用量的增加，铜镍粗精矿品位变化不大，但铜镍回收率逐渐增加，铜镍粗精矿MgO含量逐渐降低，综合考虑后续试验碳酸钠用量选用l000g/t。     2、CMC用量试验     由于矿石中含MgO高达29.41%，且大部分以极易上浮的滑石、蛇纹石形式存在于矿石中，为提高混合精矿品位并降低精矿中Mg0的含量，进行了CMC用量试验。固定条件：原矿磨至－74μm占70%，水玻璃用量1000g/t，碳酸钠用量l000g/t，采用Z－200与乙基黄药作铜镍矿物捕收剂，用量分别为20g/t和30g/t，起泡剂BK－204用量log/t。     从图2中可以看出，随着CMC用量的增加，铜镍混合精矿品位也随之提高，MgO含量降低，但铜镍回收率随着减少。合适的CMC用量为100g/t。图2  CMC用量试验结果     3、水玻璃用量试验     固定条件：原矿磨至－74μm占70%，碳酸钠用量l000g/t，采用Z－200与乙基黄药作铜镍矿物捕收剂，用量分别为20g/t和30g/t，起泡剂BK－204用量10 g/t。图3   水玻璃用量试验结果     从图3的试验结果可以看出，随着水玻璃用量的增加，铜镍混合粗精矿品位逐渐提高，MgO含量降低，但水玻璃用量过大对铜、镍矿物有所抑制，合适的水玻璃用量为1000g/t。     4、六偏磷酸钠用量试验     固定条件：原矿磨至－74μm占70%，碳酸钠用量1000g/t，水玻璃用量l000g/t，采用Z－200与乙基黄药作铜镍矿物捕收剂，用量分别为20g/t和30g/t，起泡剂BK－204用量10g/t。图4  六偏磷酸钠用量试验结果     从图4的试验结果可以看出，随着六偏磷酸钠用量的增加，铜镍混合精矿中，MgO含量变化不大，且铜、镍回收率都有所下降，当六偏磷酸钠用量从0g/t，增加到160g/t时，镍回收率从70.17%下降到65.24%。因此后续试验不加六偏磷酸钠。     5、浮选温度试验     固定条件：原矿磨至－74μm占70%，碳酸钠用量l000g/t，水玻璃用量l000g/t，CMC用量100g/t。采用Z－200与乙基黄药作铜镍矿物捕收剂，用量分别为20g/t和30g/t，起泡剂BK－204用量l0g/t。图5  浮选温度试验结果 1一铜品位；2一镍品位；3一铜回收率；4一镍回收率；下同     从图5的试验结果可以看出，随着浮选温度的升高，损失在滑石中的铜镍矿物有所增加，尤其是铜矿物从5℃的3.47%上升到41℃的6.94%。     6、捕收剂种类试验     本试验选择了几种典型的捕收剂进行了对比试验，表5的试验结果表明，铜镍混浮采用Z－200与丁基黄药组合药剂作捕收剂，所获得的混合精矿铜镍回收率都高。在后续的试验中选用Z－200与丁基黄药组合作为铜镍混选的捕收剂。 表5  捕收剂种类试验结果捕收剂种类及用量 /（g·t－1）产品名称产率品位回收率CuNiCuNiZ－200 50＋30铜镍混合粗精矿19.691.011.4373.7867.35尾矿80.310.0880.1726.2232.65滑石浮选尾矿100.00.270.42100.0100.0乙基黄药 50＋30铜镍混合粗精矿9.631.892.2567.4952.15尾矿90.370.970.2232.5147.85滑石浮选尾矿100.00.270.42100.0100.0丁基黄药 50＋30铜镍混合粗精矿13.301.432.1073.0366.81尾矿86.700.0810.1626.9733.19滑石浮选尾矿100.00.270.42100.0100.0SN－9 50＋30铜镍混合粗精矿9.671.892.2468.2752.14尾矿90.330.0940.2231.7347.86滑石浮选尾矿100.00.270.42100.0100.0Y－89 50＋30铜镍混合粗精矿13.361.422.1971.8069.24尾矿86.640.0860.1528.2030.76滑石浮选尾矿100.00.270.42100.0100.0BJ－301A 50＋30铜镍混合粗精矿20.351.011.4375.4469.54尾矿79.60.0840.1624.530.46滑石浮选尾矿100.00.270.42100.0100.0Z－200 20＋10 丁基黄药 30＋20铜镍混合粗精矿16.611.261.8476.2972.36尾矿83.390.0780.1423.7127.64滑石浮选尾矿100.00.270.42100.0100.0Z－200 20＋10 乙基黄药 30＋20铜镍混合粗精矿15.551.301.8774.4869.65尾矿84.450.0820.1525.5230.35滑石浮选尾矿100.00.270.42100.0100.0     7、磨矿细度试验     从图6可以看出，随磨矿细度的增加，滑石所占铜、镍回收率变化不大，铜、镍粗选回收率有所增加，—74μm占70%时，铜、镍的回收率分别为71.54%、69.51%，当细度再增加时，铜、镍回收率变化不大。确定后续试验选用－74μm占70％的磨矿细度。图6  磨矿细度试验结果     8、硫酸铜用量试验     从前面的试验可以看出，原矿中铜矿物的可浮性要优于镍矿物，因此本次试验考察硫酸铜对镍矿物的活化效果。试验流程见图7。结果表明，随着硫酸铜用量的增加，铜、镍回收率下降。因此后续试验中不添加硫酸铜。图7  硫酸铜用最试验结果     （三）精选条件试验     1、精选碳酸钠用量试验图8  精选碳酸钠用量试验结果 1一铜品位；2一镍品位；3－MgO品位；4一铜回收率；5－镍回收率     图8的试验结果表明，随着碳酸钠用量的增加混合精矿品位提高，氧化镁含量降低，合适的碳酸钠用量为500g/t。     2、精选CMC用量试验     图9表明，随着CMC用量的增加，混合精矿的品位也随着提高，Mg0含量也逐渐降低，但CMC用量过大对铜、镍矿物均有抑制作用，合适的CMC用量是50g/t。图9  精选CMC用量试验结果     （四）铜镍分离试验     1、铜镍分离石灰用量试验     由于在不同pH值条件下，铜镍硫化矿的可浮性存在明显的差异，因此进行了铜镍分离石灰用量试验，试验结果见表6。 表6  铜镍分离石灰用量试验结果石灰用量 /（g·t－1）产品名称产率品位回收率CuNiCuNi500 pH11.7铜精矿46.638.385.9169.6533.69镍精矿53.373.1910.1630.3566.31铜镍混合精矿100.05.618.18100.0100.0800 pH12.5铜精矿32.8512.413.3872.2713.59镍精矿67.152.3310.5127.7386.41铜镍混合精矿100.05.648.17100.0100.01200 pH12.8铜精矿30.1114.051.6875.266.17镍精矿69.891.9911.0124.7493.83铜镍混合精矿100.05.628.20100.0100.03000 pH13.0铜精矿28.8014.801.4675.825.14镍精矿71.201.9110.9124.1894.86铜镍混合精矿100.05.628.19100.0100.0     从表6可以看出，随着石灰用量的增加，矿浆pH值升高，铜精矿中铜品位升高、镍品位降低，铜精矿中镍损失率减少。但试验结果同时表明，单独使用石灰抑镍浮铜效果不是很理想，部分易浮的镍矿物进入铜精矿。对铜镍精矿分别进行工艺矿物学研究表明，铜精矿中的镍矿物及镍精矿中的铜矿物绝大部分都以单体存在，只有极少数的铜镍连生体。为了寻求进一步改善铜镍分离效果的工艺措施，试验考察了先添加活性炭脱药后再加石灰抑制镍矿物工艺的分离效果。     2、活性炭脱药后铜镍分离试验 表7  活性炭脱药一铜镍分离试验结果产品名称产率品位回收率CuNiCuNi铜精矿17.2122.40.9168.761.93中矿16.2810.471.5411.721.19中矿210.734.564.148.735.47镍精矿65.790.9211.2910.8091.42铜镍混合精矿100.05.618.13100100.0     从表7试验结果可以看出，经活性炭脱药后，采用石灰抑制镍矿物取得了较好的分离效果。     （五）开路试验     在条件试验的基础上，常温下对滑石浮选尾矿进行两次粗选、三次精选获得铜镍混合精矿；混合粗选尾矿经三次扫选得最终尾矿；混合精矿采用活性炭脱药后，加石灰作为镍矿物的抑制剂，同时采用Z－200作为铜矿物的捕收剂，经过一次粗选、一次扫选和一次精选，获得铜精矿和镍精矿，试验结果见表8。 表8  开路试验结果产品名称产率品位回收率CuNiCuNi滑石5.740.0760.0921.711.37中矿13.860.240.183.621.80铜精矿0.3622.290.8931.530.83中矿20.1310.451.545.160.50中矿30.214.764.943.912.69镍精矿1.260.9111.784.4938.49中矿41.261.341.816.615.91中矿53.280.691.018.858.58中矿68.240.330.5810.6412.38中矿74.450.290.715.068.20中矿81.760.250.381.731.74中矿91.090.210.360.901.02尾矿68.360.0590.09815.7916.48原矿100.00.260.39100.0100.0     （六）闭路试验     依据开路试验，对试验条件进行调整和优化后进行了闭路试验，工艺流程见图10，试验结果见表9。图10 闭路试验工艺流程 表9  闭路试验结果产品名称产率品位回收率CuNiMgOCuNiMgO滑石6.840.110.08938.652.841.579.00铜精矿0.8520.580.891.8966.381.960.05镍精矿2.730.9510.465.619.8073.800.52铜镍混合精矿3.585.628.184.7276.1875.760.57尾矿89.580.0620.09829.6520.9822.6790.42原矿100.00.260.3929.37100.0100.0100.0     四、结论     （一）新疆某铜镍矿中的主要金属矿物为磁黄铁矿，其次为黄铜矿、镍黄铁矿、磁铁矿，还有少量的墨铜矿、黄铁矿，偶尔可见辉铜矿、蓝辉铜矿、闪锌矿、尖晶石等矿物。脉石矿物主要为滑石、蛇纹石、碳酸盐类矿物，其次为绿泥石、云母类矿物，还有少量的辉石、橄榄石等矿物。     （二）该铜镍矿属高氧化镁低品位铜镍矿，含铜0.26%，镍0.39%，氧化镁29.41%，采用预选浮选滑石一铜镍混选一铜镍分离工艺流程进行试验研究，最终取得了满意的指标，铜精矿含铜20.58%，铜回收率66.38%；镍精矿含镍10.46%，镍回收率73.80%。

一、矿石性质 某矿为含砷、硫铜矿床，矿石类型为次生富集硫化铜矿。金属矿藏含量占5.9%，首要有用金属矿藏为黄铁矿、蓝辉铜矿－辉铜矿、铜蓝、硫砷铜矿－块硫砷铜矿以及少数至微量的硫铁锡铜矿、（砷）黝铜矿、黄铜矿、斑铜矿、蓝铜矿等。铜矿藏中蓝辉铜矿占矿藏总量的0.8%，硫砷铜矿及铜蓝占0.2%。黄铁矿是首要的硫矿藏，占4.9%。脉石矿藏首要是石英，含量占53.8%，其次有35.2%的明矾石和地开石，以及11%的黏土矿藏等。原矿多元素化学分析成果见表1。表1  原矿多元素化学分析成果组分Au／10－6CuCaOMgOAg／10－6AsSSiO2Al2O3Tfe质量分数0.160.58＜0.010.011.640.036.5863.6410.94.22 由表1可见，矿石中首要有价组分为铜、硫及伴生有利组分金、银、铅、锌、锡等，有害元素为砷。砷首要赋存在硫砷铜矿中。除铜、硫外其他几种元素含量均未到达可供归纳点评的含量标准。原矿含铜0.58%，属低档次铜矿。伴生的少数金可富集于铜精矿中，不用独自收回。 矿石中矿藏以粗粒嵌布为主，其间首要铜矿藏的工艺粒度＋0.074mm达85%以上。黄铁矿粒径0.01～0.60mm，以0.08～0.40mm居多，破碎至－2mm时75%左右的黄铁矿已单体解离。原矿磨至细度－74m含量占60%～70%时，各种金属矿藏的单体解离度均在85%以上；但有部分铜矿藏散布于黄铁矿粒间、裂隙中与黄铁矿包括或连生，或呈星散状散布在脉石矿藏间，与脉石矿藏连生。这部分铜硫矿藏联系杂乱，粗磨条件下难以单体解离，形成别离困难，因而考虑恰当细磨或混合精矿再磨后别离。 铜的物相分析成果见表2。表2  原矿中铜化学物相分析成果硫化铜氧化铜总计原生次生自在铜结合铜硫化铜氧化铜含量占全铜含量占全铜含量占全铜含量占全铜占全铜占全铜0.023.51.4170.690.1118.970.046.8474.1925.81 二、选别工艺流程的断定 硫化铜作为铜的首要矿藏，浮选是其首要的选矿办法。根据矿石性质，本实验研讨的首要意图是选铜，在铜精矿中伴生收回金，经济可行时归纳收回硫。其他有用组分的收回暂不考虑。因为原矿中的首要铜矿藏为蓝辉铜矿，可浮性很好，且嵌布粒度较粗，因而，经过探究实验结合矿石工艺矿藏学研讨成果，断定选用一段粗磨后闪速浮选部分铜、铜硫混选后再磨分选工艺，在铜矿藏根本到达单体解离条件下，闪速浮出高档次易选铜矿藏，削减铜矿藏在中矿循环中形成的丢失；剩下较难浮的铜矿藏与黄铁矿混合浮选，经再磨使铜硫充沛解离后再分选。 三、选矿实验 （一）一段粗磨丢尾 矿石中金属矿藏嵌布粒度较粗，易于单体解离不同磨矿细度的实验成果见表3，实验流程参见图l。成果表明，磨矿粒度在－74μm含量占50%～87%之间改变时，尾矿中铜的丢失率都较低，且改变不大；当原矿磨至－74μm含量占51%时，尾矿中铜的档次为0.024%，丢失率只占2.66%，完全能够作为合格尾矿丢掉。因而，一段磨矿选用粗磨（细度－74μm含量占5l%）即可抛除尾矿。表3  磨矿细度实验成果磨矿细度／－74μm产品称号产率铜档次铜收回率42铜粗精矿19.722.895.2尾矿80.280.0354.851铜粗精矿19.592.9997.33尾矿80.410.0242.6662铜粗精矿18.723.2396.87尾矿81.280.0243.1270.8铜粗精矿15.43.6497.36尾矿84.60.0182.6487铜粗精矿16.093.3997.01尾矿83.910.0202.99图1  铜粗选条件实验流程（2）闪速浮出易浮高档次铜矿藏 矿石中蓝辉铜矿为首要含铜矿藏，占总铜含量的70%以上，此外还含有部分含砷铜矿藏。一般来说，蓝辉铜矿与硫砷铜矿可浮性好，易上浮，这部分可浮性较好的矿藏只需增加少数挑选性强的捕收剂，在极短浮选时间内即可选出高质量的一步铜精矿。闪速浮选计划与惯例选铜计划比较（见表4），所获铜精矿铜收回率附近，但铜档次较高。 表4  闪速浮选计划与惯例选铜计划目标比照计划称号产品称号产率铜档次铜收回率闪速浮选铜铜精矿1.8231.1793.53惯例浮选铜铜精矿2.3523.8793.64 （三）浮选工艺条件 1、粗选适合的pH值 原矿中含有很多黄铁矿，因而选用石灰作为矿浆pH值调整剂，一起在磨矿过程中增加石灰还能够较好地按捺黄铁矿。石灰用量的多少对浮铜目标有较大影响，不同石灰增加量对浮铜粗选实验的影响如图2所示，实验流程参见图l。随石灰增加量的增加，铜粗精矿档次及收回率均逐步增高，铜粗精矿档次则先逐步升高，至1500g／t今后下降，挑选石灰适合用量为1000～1500g／t。图2  石灰用量实验成果     2、浮铜捕收剂品种及用量实验 闪速浮铜，铜矿藏捕收剂的挑选非常重要。本实验调查了黄药、Z－200、乙硫氮、SP、黄药／丁基铵黑药等铜捕收剂的挑选性，进行了捕收剂的挑选实验。实验成果见表5，实验流程参见图1。成果表明，SP具有较好的浮选作用，其铜档次和收回率均较高。跟着其用量的增加，铜收回率随之增加，但档次亦随之下降。适合的捕收剂用量为10g／t左右。SP捕收剂用量实验成果如图3所示。 表5  铜捕收剂挑选实验成果捕收剂各类与用量／（g·t－1）产品称号产率铜档次铜收回率丁基黄药20铜粗精矿4.3811.6684.24尾矿95.620.115.76原矿100.00.607100.0Z－200 30铜粗精矿7.436.8485.92尾矿92.570.0914.08原矿100.00.592100.0乙酸20铜粗精矿3.9312.2280.01尾矿96.010.12519.99原矿100.00.6100.0SP 10铜粗精矿2.4422.2484.5尾矿97.560.10515.5原矿100.00.598100.0丁基黄药∶丁基铵黑药20∶5铜粗精矿6.877.5489.69尾矿93.130.06410.31原矿100.00.58100.0图3  捕收剂SP用量实验成果3、铜硫混合浮选捕收剂实验 铜硫混浮在弱碱性介质中进行。丁基黄药在弱碱性介质中对黄铁矿有较强的捕收才能，作为铜硫矿藏的捕收剂，考虑选用混合捕收剂。实验条件：将闪速浮铜后的尾矿作为给矿，为按捺脉石矿藏的夹藏上浮，捕收剂前增加适量的水玻璃，进行不同份额混合捕收剂用量条件实验。铜硫混浮捕收剂用量实验成果见表6。实验成果表明，丁基黄药与丁基铵黑药混用，其适合份额为丁基铵黑药∶丁基黄药＝l∶2。组合捕收剂适合的用量为丁基铵黑药、丁基黄药分别为15、30g／t。 表6  铜硫混浮捕收剂用量实验成果捕收剂用量／（g·t－1）产品称号产率铜档次铜作业收回率丁基铵黑药10粗精矿5.501.9872.73尾矿94.500.4827.27给矿100.00.166100.0丁基铵黑药20粗精矿6.861.7974.53尾矿93.240.04525.47给矿100.00.165100.0丁基铵黑药∶丁基黄药7.5∶15粗精矿10.411.2982.29尾矿90.340.03217.71给矿100.00.163100.0丁基铵黑药∶丁基黄药10∶20粗精矿9.581.6585.77尾矿90.420.02914.23给矿100.00.18100.0丁基铵黑药∶丁基黄药10∶5粗精矿10.121.3378.10尾矿90.880.04211.90给矿100.00.17100.0丁基铵黑药∶丁基黄药15∶7.5粗精矿13.081.1082.54尾矿86.920.03517.46给矿100.00.17100.0丁基铵黑药∶丁基黄药10∶10粗精矿11.501.1876.92尾矿90.340.0468.76给矿100.000.18100.0丁基铵黑药∶丁基黄药15∶15粗精矿13.561.0580.46尾矿86.440.0419.54给矿100.00.18100.0 4、铜硫别离实验 石灰是铜硫别离中有用而廉价的按捺剂。因为部分铜矿藏与黄铁矿联系密切，粗磨条件下难以单体解离，须经过再磨使金属矿藏进一步解离，为铜硫别离创造条件。一起再磨还可脱除矿藏表面吸附的剩余药剂，呈现新鲜的矿藏表面，有利于CaO对黄铁矿的充沛按捺，然后进步铜硫别离作用。实验条件：将铜硫混浮精矿作为给矿，进行再磨与不再磨，及增加不同按捺剂等条件实验。铜硫别离实验成果见表7。实验成果表明，对混合精矿进行再磨并一起增加以石灰为主的按捺剂，铜粗精矿的档次和收回率都有显着进步，硫粗精矿的收回率也有所进步。由此可见，再磨能够显着改进铜硫别离作用。由表7成果可知在磨机中增加石灰800g／t和钠200g／t后铜硫别离目标略佳，归纳考虑，挑选铜硫别离作业条件为再磨细度－74μm95%，一起在磨机中增加石灰l000g／t。 表7  铜硫别离实验成果实验条件产品称号铜档次硫档次铜作业收回率硫作业收回率空白铜粗精矿1.5639.6585.0986.83硫粗精矿0.5812.7614.9113.17石灰800g／t铜粗精矿7.3234.1969.7613.28硫粗精矿0.4229.5630.2486.72再磨细度－74μm95%石灰1000g／t（参加磨机）铜粗精矿10.9138.0675.9211.09硫粗精矿0.3329.124.0888.91再磨细度－74μm95%，石灰800＋漂200g／t  （参加磨机）铜粗精矿8.5429.4476.859.53硫粗精矿0.3128.7223.1590.47铜粗精矿11.2936.3676.3610.26再磨细度－74μm95%，石灰800＋钠200g／t（参加磨机）硫粗精矿0.327.3123.6489.44 表8  小型闭路实验成果产品称号产率档次收回率CuAu，g／tSCuAuS铜精矿1.8231.174.727.5993.5352.177.89硫精矿6.530.320.7843.23.4431.0644.31尾矿91.650.020.033.323.0216.7747.8原矿100.00.60.176.36100.0100.0100.0图4  闭路实验工艺流程     四、结语    （一）本实验研讨紧密结合矿石特性，运用简略的SP－石灰工艺，在低捕收剂用量情况下，选用粗磨抛尾、闪速浮铜、铜硫混浮再磨分选工艺，选别低档次铜矿，获得了杰出的选矿目标。 （二）在较粗磨矿细度下使用对铜挑选性好的捕收剂SP，闪速浮选出部分已单体解离、可浮性好的铜矿藏，削减铜矿藏在中矿循环形成的丢失，有利于铜的收回。 （三）本实验研讨成果可作为经济开发该低档次铜矿的技能根据。

收回白钨矿的首要选矿办法是浮选。一般情况下，当脉石以硅酸盐矿藏或石英为主时的白钨矿石较简单分选。当白钨矿与碳酸盐矿藏、萤石、重晶石等的一种或多种矿藏共生时，因为矿藏的可浮性相近，浮选工艺相对较难、较杂乱。白钨浮选工艺一般分粗选和精选。粗选以筛选脉石矿藏为意图，然后进步粗选富集比，精选是白钨矿浮选取得合格精矿的要害，中心是强化对脉石矿藏的按捺才能。常用的工艺有“彼得洛夫法”和731氧化白腊皂常温浮选法。 某低档次钨钼矿属矽卡岩型，首要金属矿藏为白钨矿、辉钼矿，首要脉石矿藏为石榴石、透辉石、石英、钾长石、碳酸盐等。原矿WO3档次为0.26%，钼档次为0.022%。为归纳收回钨和钼，对该矿进行了具体的选矿实验研讨。 依据该矿石的特色，进行先浮硫化矿后浮白钨矿的实验研讨，该工艺取得了较好的技术目标，闭路实验取得的选矿目标为：钨档次66.10%、钨收回率86.74%的钨精矿，钼档次45.31%、钼收回率65.78%的钼精矿。 一、矿石性质 （一）矿石首要化学成分分析及物相分析 矿石首要化学成分分析成果见表1，钨物相分析成果见表2，钼物相分析成果见表3。 分析成果标明，有用矿藏品种单一，钨以白钨矿为主，钼以辉钼矿为主。钨、钼含量虽已到达挖掘收回的档次要求，但在同类矿石中属偏低。而其它有价元素均未到达归纳收回的档次要求。因为钼档次低，或许影响浮选收回率的进步。 表1  矿石首要化学成份分析成果表2  钨物相分析成果表3  钼物相分析成果（二）首要矿藏的嵌布特征 白钨矿：矿石中最首要的金属矿藏，也是最首要的收回目标。呈自形一半自形粒状、团粒状、细脉状不均匀嵌布，矿床中白钨矿以细粒为主。粒径多以0.1mm左右为主，单个粗粒可达2～3mm，其内包括石榴石、透辉石等。 辉钼矿：辉钼矿为首要有用矿藏之一，也是首要的收回目标。在镜下呈灰白色，浸染状散布于脉石中，粒径为0.10～0.15mm。 黄铁矿：呈半自形一自形粒状，粒径为0.03～0.15mm，呈稀少浸染状散布。 磁黄铁矿：镜下呈淡玫瑰黄色，多为他形粒状，粒径为0.03～0.20mm，常与黄铜矿共生，散布于各种矿石中。 黄铜矿：镜下呈黄铜色，多为他形粒状集合体，粒径为0.05～0.21mm，常与磁黄铁矿构成共边结构，稀少浸染状散布于脉石中。 石榴石：首要的脉石矿藏，依据其结构特征可分为两种，一为中粗粒变晶石榴石，粒径可达2～3mm，二为显微变晶状石榴石，粒径多为0.05～0.10mm，悉数为均质体。 透辉石：首要的脉石矿藏，经显役镜调查，可分为两组产状况，其一产于石英质角岩中，呈他形柱粒状，粒径为0.05～0.10mm，沿变余层理定赂散布。其二产于石榴石、透辉石矽卡岩中，粒径为0.1～0.5mm，与石榴石伴生。 钾长石：脉石矿藏，呈不规则，部分透辉石、石榴石粒间或呈不规则脉状，粒径达0.1～0.5mm，首要告知石榴石，透镜下呈褐黄色，表面多为黏土矿藏告知。 石英多为不规则粒状，常告知前期矿藏或交叉充填于其他矿藏粒间，粒径大小不一，形状受空间形状约束。 其它矿藏有绿帘石、黝帘石、透闪石、斜长石等，含量较少。 二、选矿实验研讨 （一）流程计划与工艺断定 试样化学分析成果标明，矿石中有价元素是钨和钼，因为试样含硫化矿藏较少，运用辉钼矿的浮游性显着优于其它硫化矿藏的特色，实验选用先混浮硫化矿，硫化矿粗精矿再磨选钼，再从硫化矿尾矿中浮白钨矿的准则流程。为了加强浮选过程中白钨矿与含钙脉石矿藏的挑选性浮选，断定选用石灰法进行分选。即以石灰、碳酸钠作调整剂，水玻璃作按捺剂，731氧化白腊皂作捕收剂。 （二）磨矿细度实验 实验是在实验室条件下进行，实验室型设备：XMQ240mm×90mm锥型球磨机、XFD12浮选机、XFGⅡ50挂槽浮选机和XFGC－80型充气挂槽浮选机，除水玻璃为工业试剂外，其他浮选药剂均为化学纯。试样经磨碎筛分混匀后装袋，单元试样重1000g。磨矿细度实验采一次粗选、一次扫选流程，磨矿细度－74μm占80%，是由条件实验断定的。 （三）钼浮选实验 由化学多元素分析可知，该矿所含硫化矿有少数的钼、铜和铅，这些硫化矿的存在会对后边钨的浮选构成必定的污染，因而需进行全浮脱硫实验。辉钼矿粗选的捕收剂选用非极性油火油，调整剂为水玻璃和碳酸钠，实验选用一次粗选、两次扫选，粗精矿两段磨矿再选的实验流程。其间钼精选对比了水玻璃＋和TGA两种硫化矿按捺剂的效果实验，成果发现TGA能够有用按捺选钼过程中的铜及硫，是一种新式的环保、安全的选矿药剂。钼精选实验标明，运用做精选按捺剂时，不只用量较大，按捺效果也显着欠安，而TGA用量很少，且按捺效果很好，仅为用量的1/10。相同条件下，当水玻璃＋是140＋500g/t时，钼粗精矿档次15.94%，进步了近一倍。钼精选6次后可获含钼45.31%、收回率65.78%的钼精矿。 （四）白钨浮选实验 1、石灰用量实验 在白钨粗选中增加石灰，除将pH值调高外，石灰溶解发生的Ca2＋吸附在方解石、萤石、石英等脉石表面，增加碳酸钠调浆后即在这些脉石表面生成CaCO3沉积，脉石然后被按捺，使白钨优先浮出。石灰用量实验成果见表4。 表4  石灰用量实验成果增加脉石按捺剂石灰有显着挑选性按捺脉石的效果，跟着石灰用量的增加钨档次也跟着增加，当石灰用量在300～500g/t时钨目标较好。 2、碳酸钠用量实验 白钨浮选的难题是白钨与可浮性相似的含钙矿藏的别离，正确挑选调整剂和按捺剂是要害。在粗选作业中，用碳酸钠作pH调整剂，水玻璃作脉石按捺剂能使白钨矿得到必定程度的富集。 用碳酸钠作pH调整剂，除构成白钨矿易于上浮的碱性介质，还能沉积矿浆中Ca2＋、Mg2＋和各种重金属离子，战胜水中这些离子对浮选的不良影响，在有水玻璃存在的条件下，当pH值为7～10时，方解石被较激烈地按捺，萤石也被较好地按捺。因而，碳酸钠适用于含方解石较多的矽卡岩型白钨矿的浮选。碳酸钠用量实验成果见表5。 表5  碳酸钠用量实验成果由实验成果可知，跟着碳酸钠用量的增加，钨精矿产率增加，档次和收回率也先升高后下降，当碳酸钠用量为2000g/t时钨目标到达最佳值，跟着用量的增加目标则下降。 3、水玻璃用量实验 水玻璃是浮选折钨时最常用的涣散剂和脉石按捺剂，水玻璃的涣散和按捺效果，一般以为是因为亲水的HSiO3－和水玻璃胶粒吸附在矿藏表面使矿藏亲水而被按捺，吸附了带负电水玻璃胶粒吸附在矿藏表面使矿藏亲水而被按捺，吸附了带负电水玻璃胶粒的矿石颗粒相互排挤而起涣散效果。水玻璃用量实验成果见表6。 表6  水玻璃用量实验成果由实验成果可知，跟着水玻璃用量的增加，钨精矿的档次也跟着增加，在到达1500g/t，钨精矿收回率下降比较显着，因而水玻璃用量在700g/t时目标较好。 4、捕收剂731 目前我国白钨矿浮选选用的捕收剂大都以731氧化白腊皂为主。一般以为碳酸钠与水玻璃共用时存在着协同效应，经过操控矿浆pH值使矿浆中的HSiO3－保持在一个有利于强化按捺的浓度规模，并配以挑选性较强的731氧化白腊皂作白钨矿的捕收剂来到达较高的粗选富集比。经过实验研讨可知，731用量在700g/t时白钨浮选的目标到达最佳值。 5、白钨精选实验 对白钨粗精矿进行常温精选和加温精选的实验标明，对该矿石来说，常温精选可取得钨收回率高的合格精矿。在其他条件不变的条件下，加温精选后的钨精矿档次为71.60%，精选段作业收回率为46.23%。常温浮选后的钨精矿档次为69.58%，精选段作业收回率为54.63%，经过比较咱们挑选常温精选。 白钨常温精选是在增加恰当的水玻璃条件下，长期（大于30min）充分地拌和后，使脉石矿藏表面吸附的捕收剂解析下来被按捺，而白钨仍具有可浮性。该法免去了浓浆高温的诸多不便，一起也节省了选矿本钱。 6、实验流程 经过以上条件实验，对硫化矿选用一次粗选、两次扫选、六次精选，对白钨矿选用一次精选、两次扫选、五次精选的浮选常温开路实验流程，实验成果见表7。 表7  常温开路流程实验成果常温开路流程实验可得钼精矿档次46.02%、收回率21.42%的钼精矿，可得钨精矿档次69.58%、收回率54.63%的钨精矿。因为原矿含钼较低，是构成钼收回率偏低的首要原因。 在开路流程实验基础上，进行了常温闭路流程实验，闭路流程见图1，实验目标见表8。图1  常温闭路实验流程 表8  常温闭路流程实验成果三、定论 （一）该矿首要收回的金属矿藏为白钨矿、辉钼矿，还有少数的磁黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿等，不具备收回的价值。原矿钨档次0.26%，钼档次0.022%，为矽卡岩型矿石。 （二）在白钨矿浮选前先浮硫化矿，所得硫化粗精矿经两次再磨再选，闭路实验得钼精矿档次45.31%、收回率65.78%的杰出目标。 （三）实验选用石灰法浮选白钨矿，增加石灰能较好地按捺方解石、萤石等含钙脉石矿藏。 （四）白钨常温浮选选用一次粗选、两次精选、两次扫选、粗精矿常温解析再精选的流程，团路实验得钨精矿档次66.10%、收回率86.74%的杰出目标。

咱们都知道，在选矿厂都会对金矿选矿尾矿进行重选，以最大程度的进步精矿的档次，通过屡次选矿后尾矿中的金根本都很少了，并堆砌起来。通过终年累月的堆砌抛弃尾矿中的伴生低档次金矿含量也越来越多，为了进步选矿厂的经济效益，对长时间堆砌的尾矿进行从头选矿也变得有了必要。 这些尾矿中，因为长时间堆砌的原因，其间的含金档次太低，伴生元素多，为其从头选矿增加了难度。依据用户实际情况进行规划，规划出了以选金为主的混-浮选和离心选矿-浮选两大工艺流程，该工艺操作简略，出资少，见效快，并可就地分出制品金，明显进步矿场的经济效益。

到笔者发稿停止，该矿山的大规模出产探究可简略概括为四个不同的出产阶段，榜首出产阶段是仅收回一个钼精矿产品，选得钼精矿含钼27%～32%，含铜大于2.5%，钼收回率约为55%左右；第二出产阶段是优先浮钼，浮钼的尾矿经一次磁选作业收铁，得到钼精矿和铁精矿两个产品，得到钼精矿含钼29%～34%，含铜大于2.5%，钼收回率进步到65%左右，铁精矿含铁大于60%；第三出产阶段是先经过磁选除铁，并增加二次开路磁精选作业，磁粗选的尾矿和二次磁精选的中矿一起浓缩后再浮钼，仍然是得到钼精矿和铁精矿两个产品，得到钼精矿含钼36%～38%，含铜大于2.5%，钼收回率进一步进步至70%左右，铁精矿含铁进步到63%以上；第四阶段出产工艺同三，只是是浮钼加药工艺的进一步调整，使钼的浮选收回有了新的打破，钼收回率高达82%以上，别的磁选作业下降了给矿浓度，加大了冲刷水量，铁精矿档次也稳中有升，各项选矿目标均相应进步，出产工艺逐步走向老练，仅有缺乏之外是钼精矿档次仍在38%～40%徜徉，针对摆在厂商面前的这一严峻课题，我所受厂商托付展开了体系的小型实验研讨，实验成果标明，使用高效调整剂TZK－3可有用处理这一难题，能在安稳进步钼精矿主档次的一起，有用下降钼精矿中的含杂率。笔者收到矿样时正值现场出产的第二阶段。 本文介绍一种新式高效环保型调整剂TZK－3，是株洲选矿药剂厂科研所近期根据药剂在矿粒表面的作用机理，改动分子结构，增加有用官能团复合而成的一种新式高效低毒、环保型调整剂，毒性实验研讨标明，小白鼠服用TZK－3的半致死量D50=2000.46mg/kg，而丁基黄药比照实验D50=332.6mg/kg，阐明调整剂TZK－3毒性远远低于丁基黄药，属低剂。选矿小型实验研讨标明，使用TZK－3高效调整剂在促进其它有价金属选矿收回的前提下，可显着进步钼精矿主档次，钼精矿主档次可安稳在48%以上，完结了质的腾跃，一起有用下降钼精矿中铜、铅、锌等杂质的含量，铜档次可安稳控制在0.5%以下，也显着改痒钼的浮选收回作用，有用地进步了矿产资源的归纳利用率，具有显着的经济效益和社会效益。 一、矿石性质 实验矿样取自选矿出产现场，经二段一闭路破碎至－2mm，均匀混样后，缩分出每个所需的样品供实验研讨用。 （一）试样的矿藏组成 矿石中首要金属矿藏有磁铁矿、辉钼矿、黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、少数闪锌矿和微量辉铋矿。脉石矿藏首要有绿泥石、硅灰石、石榴石、方解石等。矿石硬度7～10。原矿含铁39.41%、钼0.69%、铜0.20%、铅0.37%、锌0.18%、硫6.79%、砷0.17%、二氧化硅4.74%、氧化镁0.45%、氧化钙2.17%。（二）实验矿样的工艺矿藏学特征 辉钼矿是该原矿中最首要的收回目标之一，呈粗、细不等粒不均匀嵌布，常以自形、半自形结构产于磁铁矿边际，或为磁铁矿与硫化矿触摸裂隙中，或为磁铁矿与脉石矿藏裂隙中，或产于黄铁矿等硫化矿晶体裂隙中，或存在于金属硫化物与脉石矿藏之间。总归，钼矿藏嵌镶联系比较复杂，嵌布粒度粗细不均匀性显着。 铁矿藏首要为磁铁矿，多以自形、半自形或他形粒状集合体呈细密块状、斑块状，条带状、粒状、脉状等与硫化矿或脉石矿藏严密嵌布。 二、实验研讨 （一）磨矿细度实验 众所周知，磨矿细度是决议浮选作用好坏的首要因素之一，磨矿细度不行，有用矿藏没有充沛解离，无法进行有用分选，磨矿细度过细，导致有用矿藏过磨，意图矿藏有用上浮的难度增大，收回作用变差，该原矿中辉钼矿具有易过破坏特色，因而在必定范围内，跟着磨矿细度的进步，钼收回率有下降趋势，铁精矿中搀杂显着加强，铁精矿档次亦出现下降态势，因而把握好原矿当选的细度条件十分要害。总结现场一、二阶段出产经历及后续小型实验标明，磨矿实验流程确定为优先选铁，除铁尾矿浓缩后再浮钼的准则实验流程，见图1，小型实验以钼矿藏的有用上浮目标为首要参照根据，现将细度实验成果列于表1。表1  磨矿细度实验成果/%从表1实验成果比照可知，磨矿细度选定81.05%－74μm为宜。 （二）准则工艺流程比照实验及出产实践目标比照 计划一选用优先浮钼，浮钼流程是一次粗选、五次精选、三次扫选、中矿次序回来，浮钼尾矿进入磁选收铁，选铁为一次粗选、两次精选全开路流程，磁粗选的尾矿和二次磁精选的中矿一起为终究尾矿。计划二首要选用磁选除铁（选铁实验流程同计划一），选铁的尾矿再浓缩浮钼（浮钼实验流程亦同计划一），浮钼的尾矿即为终究尾矿。两计划比照实验成果见表2，两种不同工艺条件下的出产比照目标见表3。表2  准则工艺流程比照实验成果/%表3  出产目标比照1%表2实验成果标明，计划二选矿目标显着优于计划一，钼金属收回率和精矿档次均显着进步。也正是科研成果的推广使用，出产实贵中各项选矿技术目标均获得显着进步，详细目标比照见表3。出产实践标明，出产工艺的简略调整，大起伏进步各项选矿经济技术目标。 （三）调整剂比照实验 现在，现场出产钼精矿档次偏低，多元素检测数据显现，首要是钼精矿中铜、铅、锌、铁等杂质含量居高不下，针对这一实际情况，株洲选矿药剂厂科研所选矿研讨室使用最新研发的高效调整剂TZK－3，环绕怎么进步钼精矿档次，怎样下降钼精矿中铜、铅、锌、铁等杂质含量进行了体系的实验研讨，获得了许多可喜信息，现将成功使用高效调整剂TZK－3的实验成果与现场用药条件的比照成果列于表4。 表4  不同用药条件下的比照实验成果/%实验数据标明，使用高效调整剂TZK－3，钼精矿档次完结了质的进步，钼精矿含杂可大起伏下降。两种不同用药计划条件下所产出钼精矿多元素检测成果列于表5。 从表5数据比照不难知道，增加调整剂TZK－3加强选钼，产出钼精矿含杂显着下降，现在，出产现场正值流程整改建造期，有待出产工艺流程整改建造完结，再进行出产实践验证。 表5  选用不同调整荆钥精矿多元素分析成果/%三、定论 （一）高效调整剂TZK－3对该原矿适应性较强，在钼浮选收回率根本相等的前提下，可有用进步钼精矿主档次，显着下降钼精矿中杂质的含量，在现场推广使用只是是以药换药，简单施行。 （二）经过出产工艺流程和加药准则的合理调整，可显着进步矿产资源的归纳利用率，为矿山厂商寻觅到了新的经济增长点，对推进厂商的开展有活跃的促进作用，收到提质降杂、增产增收的两层作用，具有显着的经济效益和社会效益。

一种提高褐铁矿品位的选矿方法，包含以下步骤：　　　　 1、磨矿：将原矿入球磨机磨细至－200目占96%～99%，矿浆浓度为50%～60%，然后经螺旋分级机分级溢流，进入－200目的高频振动筛，过筛后的矿浆浓度调整为20%～25%，未过筛的矿粒返回再磨； 2、重选：将上述矿浆送入螺旋溜槽进行粗选、精选及二次精选；　　　　 a、粗选：对矿浆进行脱泥，精矿口和中矿口排出的矿浆调整浓度为15%～25%，进入精选，螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池；　　　　 b、精选：对矿浆进行脱泥和精选，从精矿口截取精矿，将中矿口排出的中矿浆再次调整浓度为15%～25%，进入二次精选，螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池；　　　　 c、二次精选：对矿浆进行再次脱泥和精选，从精矿口截取精矿，将中矿口排出的中矿浆再次调整浓度为15%～25%，进入反浮选，螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池；　　　　 3、反浮选：向调整浓度后的中矿浆中加入100g～200g/t的抑制剂，100g～150g/t的捕收剂，搅拌2－3分钟，在常温、pH＝7的条件下反浮选10～12分钟，即获得高品位的褐铁矿精矿。

重庆地区铝土矿资源储量丰富，现已查明铝土矿工业矿体资源储量1.23亿吨。铝土矿主要以中高硫中低品位矿石为主，富矿较少，其中钪、镓等稀有稀散元素含量较多，某些矿床中还含有锂、钒等。针对重庆地区铝土矿资源禀赋差，氧化铝生产成本高、铝土矿资源利用率低的现实，重庆市财政局、重庆市国土资源和房屋管理局委托中国地调局成都矿产综合利用研究所开展《重庆地区铝土矿铝镓钪综合利用技术研究》项目，旨在开发和研究选冶新技术、新工艺、新药剂，在保证经济高效利用铝资源的同时，使矿石中价值较高的钪、镓等伴生元素得到综合利用，实现对重庆地区低品位铝土矿(铝硅比为3～4)的高效利用，使该地区同类低品位铝土矿资源价值得到提升。寻找高效的脱硅产物是开发处理中低品位铝土矿新技术的核心。项目组历时一年时间，以重庆地区大佛岩、赵家坝矿点的铝土矿为研究对象，采用“反浮选脱硫—正浮选脱硅—拜耳法溶出—铝酸钠母液提镓—赤泥提钪”工艺，进行了大量的实验室和扩大选冶试验工作。试验结果表明，自主研发的浮硫活化药剂成效显著，高效铝土矿捕收剂的捕收能力和选择性好，对重庆难利用低品位铝土矿具有较好的适应性。对铝硅比为3～4的重庆低品位铝土矿，可获得铝硅比≥7的铝土矿精矿，三氧化二铝选矿回收率60%～80%。选冶经济初步分析表明，年处理200万吨的选矿厂，可年产118.40万吨铝精矿。

中国地质调查局所属的成都矿产综合利用研究所近日开发出一种铜镍分离新工艺，可分别获得合格的铜、镍精矿，有望使丹巴铜低品位镍矿资源得到合理开发利用。    四川丹巴铜镍矿矿石储量较大，铜镍资源丰富。但由于原矿品位低（铜品位0.18％~0.2％、镍品位0.38％~0.42％）、矿石化学成分及物质组成复杂，极难选冶。国内多家机构已对该矿开展过大量研究工作，大部分研究均只能获得铜镍混合精矿，铜镍未能实现有效分离，且回收率偏低；某些研究虽可实现铜镍分离，但工艺流程复杂，经济成本较高，无法实施。由于试验结果不够理想，导致该矿已呆滞40多年。目前，该资源仅选取镍品位0.45％以上的富矿小规模开采，且铜、镍未能分离。长此以往，不仅造成资源的严重浪费，而且将使整个矿山矿石品位进一步贫化，更加难以全面开发利用。    为使该资源尽快得到合理利用，四川里伍铜业股份有限公司于2010年1月委托了国内两家专业研究机构同时开展科技攻关。成都矿产综合利用研究所王昌良项目组经过几个月的系统研究和技术攻关创新，开发出一种铜镍混浮—混合精矿再磨—铜镍分离工艺，在磨矿细度-200目占77.2％的条件下进行混合浮选，采用专门研制的新型抑制剂进行铜镍分离，试验获得铜品位20.11%、回收率54.49%、含镍0.67%的铜精矿，镍品位5.57%、回收率73.29%、含铜0.60%的镍精矿。与生产现场及其他机构研究成果相比，铜、镍回收率大幅提高，技术指标优异。以年处理矿石150万吨、入选品位铜0.18%、镍0.42%计算，可年产镍精矿8.29万吨、镍金属量4617吨，铜精矿7315吨、铜金属量1471吨，实现销售收入5亿余元。与现行生产工艺相比，每年不仅铜金属量为净增，还可增加镍金属量356.4吨，增加销售收入近亿元，经济效益十分显著。(Fiona)