产品型号、状态和直经 Product model, Condition and Diameter  品种 Variety型号 Model状态 Condition直经.mm Diameter(mm)纯铝电工圆铝杆 Pure Aluminum Electrical Round Aluminum RodAO9.0-20.0A2,A4,A6,A8H112稀土铝电工圆铝杆RARE Earth Aluminum Electrical Round Aluminum RodRE-AORE-A2,RE-A4,RE-A8H112

冶金工厂总图运输设计 (engineering design of general layout and transportation inmetallurgical works)根据冶金工厂建厂地区的自然和环境条件，按照工艺和物料流程，正确选定厂址，合理安排各场地和各设施的空间位置，系统地处理物流、人流、能源流和信息流等的设计工作。其主要内容包括：厂址选择、总图设计和运输设计。冶金工厂总图运输设计是按照总图运输学科的原理进行的。总图运输设计关系着能否按生产力布局的原则确定厂址，决定着冶金工厂复杂的生产过程能否均衡地、协调地和连续地进行，影响着基本建设和经营费用的多寡，关连着企业今后顺利的发展，因此，它是企业总体设计中的一个重要的组成部分，反映企业建设和生产的整体面貌和综合水平。 冶金工厂的总图布置和运输技术始终是和生产工艺与装备水平联系在一起的，不同时代的生产工艺和装备水平，随伴着不同形式的总图布置和运输技术。随着工厂生产规模的扩大，产品品种的增多，物料在厂内流动的日趋复杂，需要对工人的操作环境、机具布置和物料搬运等作出妥善安排，出现了总图运输技术。早在20世纪30年代，人们就着手于总图运输技术系统的研究。据记载，当时已有用工艺流程图作为工厂布置的专著。20世纪50年代，出现了数量分析技术(Quantitativeanalysis)，为优化方案和量化决策奠定了基础。20世纪60年代，美国学者缪瑟(Muther，Richard)创建以研究物流为中心的系统布置设计理论(systematiclayout planning)，同时，计算机技术开始用于总图设计。在中国，20世纪50年代初开始在冶金工业系统的设计院所设置总图运输设计科室，1956年在西安冶金建筑学院首设总图运输设计专业。40多年来，建立了合乎国情的理论体系的总图运输学科，正在逐步形成新颖的总图运输工程学。在中国，20世纪60年代以前新建的和改建的冶金工厂，各生产工序大部分生产设施之间的衔接大半是以不连续的铁路运输连接的，新建的钢铁厂总平面布置系统较多地采用炼铁车间与炼钢、轧钢车间之间呈一角度的人字型。60年代以后，设备开始大型化，生产逐步实现连续化和自动化，总图运输技术随之有了明显的进展。工序集中后，建筑物实现联合布置;生产自动化后，厂内形成以连续运输方式为主的综合结构。沿水域的工厂，厂外以水运为主。冶金工厂的建设突破了在平原建设的模式，在山区建设了攀枝花钢铁公司，在沿海建设了上海宝山钢铁总厂。20世纪70年代末期，计算机过程控制技术开始在冶金工厂生产中大量使用，体现物料流动最小功原理的工厂新颖总图正在形成。自20世纪70年代以来，总图运输设计推广应用了诸如系统工程学、运筹学、物流学、计算机技术等近代科学知识，总图运输设计水平得到了进一步提高。 在工程设计中，广泛应用数量分析技术科学决策方案，以及使用计算机辅助设计技术绘制各类总图、确定设计高程，为初步实现设计优化等取得了明显的效果。 设计要点冶金工厂属原料加工工业，冶金工厂总图属产品型(product layouttype)布置。为适应冶金生产规模大，工序复杂而连续，物料品种繁多且需用量大，水、电消耗量多，厂区用地大等特点，总图运输设计要符合下列各点： (1)厂址要选择靠近供销市场、能源、人力资源和交通设施，并有良好的自然和环境条件的地区。 (2)为实现连续贯通型(straight throughout type)布置系统，要适应厂内、外物流，使生产工序循序进行。要合理地按功能划分规整的街区。(3)要组织先进的运输综合结构，制定高效的运输管理机制，配置与生产能力和工艺装备水平相适应的完整运输系统。 (4)要充分利用建设地点的自然条件和环境条件，并采取最经济的改造方案，以满足生产要求。 (5)创造工厂分期建设和远景发展的有利条件，改扩建企业要动态地实施总图规划，以减少各期建设对现有生产能力的干扰。 (6)加强设计、建设和生产阶段的总图管理，以实现批准的总图建设计划和远景规划蓝图。 (7)对重大技术问题要进行多方案比较，优化设计，量化决策，达到最佳的技术经济指标，特别要重视土地资源，控制建设田地。 技术经济指标和评价总图运输设计的技术经济指标大部分属考核性质，一般在设计后计算，然后与同类型企业的指标值相比较，以评定设计质量的优劣。 常用的考核指标一般有：厂区用地面积、土(石)方工程量、交通线路长度、运输设备数量、厂内和厂外运输量、运输人员和工程建设费用等，以及上述各项目的单位产量指标(土石方工程量为单位面积的数量)和建筑系数。中国冶金工厂总图运输设计的主要技术经济指标值见表。优选总图运输设计方案是多目标决策。以往，对方案的评价和选取大多采用定性分析方法，即在对比各方案在设定项目优缺点的基础上抉择。 20世纪70年代起，在中国一般采用定性与定量相结合的分析方法。其中定量部分，一是采取计分的方法，将各种指标转化为量值表示;二是采取费用比较的方法，算出各个比选方案的建设费用和经营费用。发展趋势随着工艺改进而出现的如熔融还原、连续铸钢、连铸坯热送和直接轧制、薄板坯连铸连轧等先进技术，运输采用无线遥控，以及生产过程和管理采用计算机控制而逐步向自动化过渡，总图运输设计也将由于推广使用系统布置设计、数量分析和计算机技术而进一步优化。 (1)系统布置设计。以分析物流为研究总图设计的核心。它从分析物流入手，编制作业关系图。作业关系，对生产设施指物流关系;对非生产设施指非物流关系。作业关系以接近度(closeness)表示，接近度大的即接触紧密的两设施相邻布置，接近度小的稍远布置，并从诸多方案中采用评价方法进行决策。 (2)数量分析技术。用数学的、统计的和模拟的方法，达到大部或全部以量值表示各比较因子的等级，以便科学地确定设施的定位和对方案进行定量评价。 (3)计算机总图设计。常见的程序有两类。一类以计算机化相对定位技术(computerized relative allocation offacilitiestechniques，简称CRAFT)程序为代表，要先绘出总图布置原型，然后每次调换2～3个设施的位置，算出每一方案的运输总费用后，择优选取。另一类为工厂布置分析及评价技术(plantlayout analysis and evaluationtechnology，简称PLANET)程序等，则毋需事先绘制总图布置原型，而是按接近度先大后小的原则输入各设施的面积，形成图形，求出分值，分值高者为优。

电工圆铝杆(9.5mm)　lectric Al Rod(9.5mm)　(价格为含税价)　　由干净铝组成，不包含铁，绝缘部分和任何其他异物的非合金铝电线，纯度98%。

电工铝杆用高效排杂净化熔剂介绍福州大学机械工程系傅高升博士等研制的DJ-1熔剂是电工铝圆杆的一种高效排杂净化熔剂，当配以熔体过滤时，净化效果会显著提高，除杂率及气孔降低率分别可达83.6%及91.2%，并能改善气、杂存在形态，从而能显著材料的力学性能特别是塑性。晶粒细化剂在以该熔剂处理后的熔体中形核效果大为提高，改善材料的力学性能与降低电阻率。

镍矿石运输的风险同其他诸如煤炭、铁矿石等 类似商品的风险大致相当，不过由于去年有两条镍矿石的船在中国海域沉没，所以其沉船风险就凸显出来了，那么是什么造成沉船风险呢，主要是因为镍矿的含水率过高，在运输过程中水分大量析出，形成自由液面，造成船舶稳定性下降，在外力作用下容易造成倾覆。    所以控制其含水率是镍矿运输风险控制的重要工作，有些国家如印尼、印度等，当地的发货人，往往是自己随便测一个数值，甚至直接根据经验申报含水率，即使找检验人也是不具有资质的检验人，这样无形之中就把风险推给了船公司或保险公司，所以保险公司只能要求船公司或承运人很负责任的去把关，而一般小的船公司或船东也不情愿去花这笔费用找专业的公司去检测，那么保险公司唯一能做的就是通过限定保赔协会的方式，来限定承运船舶，因为这13家保赔险协会已经要求所有在该协会投保的船舶，船东在运输印尼或印度的镍矿前，必须自己花钱雇用符合资质（协会指定名录）的检验人单独进行货物检验，如果含水量高于适运水份极限，就不能承运，否则保赔险不予赔偿。这样保险公司就实现了控制风险的目的。

一：开机前设备检查1．对机械滑动、旋转部件及减速器内加注润滑油。2．对滑动、旋转部位经手动检查，直至灵活、无卡阻现象。3．清扫工作上的一切杂物，并把工件上可能与压辊、导向辊相接触的焊缝打磨平整。4．检查电器、电缆等处是否正常。二：调整、空车运行1．首先要进行空车运行，观察各传动零件及部位的运行是否正常，有无卡阻、过热等异常现象。2．关闭主电机，根据被矫正型钢的翼缘宽度和厚度调整好上辊与传动辊构成的矫正孔形的位置，正确的操作程序是将型钢的头部伸入矫正孔并启动左右升降电机，根据型钢的变形量正确调整升降电机的位置。三：开车运行1．矫正孔形调整好后，启动主电机，传动辊运转，接着型钢进入矫正机进行翼缘矫正。2．设备在工作时，绝对不可启动升降电机。3．设备在工作时，若发生障碍，应立即停车并排除故障。4．设备在工作时，型钢出口一边不可站人。四：设备的维护及注意事项1．本机只能矫正翼缘的焊接弯曲变形，不能矫正腹板与翼板的垂直度和型钢的直线度。2．型钢在输出辊道上不可翻转及堆放。3．设备各运动部件应定期、定量加注规定使用的润滑油，摆线针轮减速器每半年换30#机械油一次。     LHA龙门式焊接机操作规程 1．工作前必须清理导轨面及其周围环境，不得有妨碍台车运行的杂物。2．定期调整各导向轮与其导轨间的间隙，使导向轮与导轨侧面紧密配合。3．定期清理焊剂回收装置筛网上的堵塞物，确保焊剂颗粒能够通过筛网。4．减速箱内及轴承座加注30#机械润滑油，每一年更换一次；齿条齿轮副用30#机械油润滑，班前加油工作，班后加油保护；各滚动轴承加注3#钙基润滑脂润滑，每一年更换一次。5．台车在空走时，注意焊臂应提升至与翻转支架不相碰的位置。6．焊接机在“调整”状态下（立柱不回转的），台车行走为连续动作，在“焊接”状态下，为点动作走，启弧后，台车能联动行走，否则应着重查修联动线路和转换开关。7．着重注意门架行走的调速控制器—变频器，若在行走过程中出现报警现象，应参阅随机的变频器使用说明书，察看相关的参数，额定电流，V/F特性曲线，转矩补偿等，并同时注意电源电压的波动范围，不应超过变频器的允许范围。8．日常检查：（1）运行性能符合标准范围。（2）周围环境符合要求（无雨水，无腐蚀性气体，否高温环境）（3）显示部件正常，（4）没有异常噪声、振动和气体。（5）没有过热或变况。9．定期检查：定期检查时,先停车运行,切断电源和打开控制装置门.(1)电源\电压在允许范围内.(2)清除变频器\控制板上的灰尘.(3)电缆线绝缘情况,如有损坏应立即停止使用并检修.(4)各种联接器部件,如有松动,紧固后方可使用.(5)控制线路及各电气元件,如有损坏器件并能影响动作或为日后故障隐患的须加以修复.      LHA龙门式焊接机操作规程 1．工作前必须清理导轨面及其周围环境，不得有妨碍台车运行的杂物。2．定期调整各导向轮与其导轨间的间隙，使导向轮与导轨侧面紧密配合。3．定期清理焊剂回收装置筛网上的堵塞物，确保焊剂颗粒能够通过筛网。4．减速箱内及轴承座加注30#机械润滑油，每一年更换一次；齿条齿轮副用30#机械油润滑，班前加油工作，班后加油保护；各滚动轴承加注3#钙基润滑脂润滑，每一年更换一次。5．台车在空走时，注意焊臂应提升至与翻转支架不相碰的位置。6．焊接机在“调整”状态下（立柱不回转的），台车行走为连续动作，在“焊接”状态下，为点动作走，启弧后，台车能联动行走，否则应着重查修联动线路和转换开关。7．着重注意门架行走的调速控制器—变频器，若在行走过程中出现报警现象，应参阅随机的变频器使用说明书，察看相关的参数，额定电流，V/F特性曲线，转矩补偿等，并同时注意电源电压的波动范围，不应超过变频器的允许范围。8．日常检查：（1）运行性能符合标准范围。（2）周围环境符合要求（无雨水，无腐蚀性气体，否高温环境）（3）显示部件正常，（4）没有异常噪声、振动和气体。（5）没有过热或变况。9．定期检查：定期检查时,先停车运行,切断电源和打开控制装置门.(1)电源\电压在允许范围内.(2)清除变频器\控制板上的灰尘.(3)电缆线绝缘情况,如有损坏应立即停止使用并检修.(4)各种联接器部件,如有松动,紧固后方可使用.(5)控制线路及各电气元件,如有损坏器件并能影响动作或为日后故障隐患的须加以修复.    Z15型组立机操作规程 1.工作前必须清理滚道平面,不得有妨碍H型钢行走的杂物.2.各减速箱内及轴承座加注30#机械润滑油,每年更换一次;各链轮\链条加注3#钙基润滑脂润滑,每年添加一次.3.泵站油箱中添加液压油N32号时,必须用120目过滤网进行过滤,换油时应将旧油放掉并且冲洗干净,更换周期一般为每年一次.4.H型钢在道轨上输送时,不能跑偏,以免撞击离合器,造成短路现象.5.检修辊道线路时,应注意离合器控制线应与相邻的辊道离合器控制线相一致,以防H型钢在辊道上短路其它线路.6.若辊道电机旋转而辊道不动,应着重检查直流24V的供电线路.7.注意维护接近开关或光电开关的接线和安装位置,否则会导致自动循环中断,严重的可导致可编程PLC内部供电异常等现象.8.操作盒上的按钮或各种电器输出动作对应着可编程PLC的每一个发光指示灯,维修时应先从PLC入手,参照电器图纸逐点排查.9.日常检查通电和运行时不打开控制箱,从外部检查设备的运行,确认没有异常情况.(1)运行性能符合标准规范.(2)周围环境符合要求(无雨水\无腐蚀性气体\否高温环境).(3)显示部件正常(4)没有异常的噪声振动和气体.(5)没有国若活变色等情况.10.定期检查   定期检查时,先停车运行,切断电源和打开控制装置门.(1)电源\电压在允许范围内.(2)清除变频器\控制板上的灰尘.(3)电缆线绝缘情况,如有损坏应立即停止使用并检修.(4)各种联接器部件,如有松动,紧固后方可使用.(5)控制线路及各电气元件,如有损坏器件并能影响动作或为日后故障隐患的须加以修复.              冲 床 操 作 规 程 1.离合器脱开后再开机电机。2.校正模具位置时禁止启动。3.防护装置拆除的情况下，禁止启动。4.操作中注意不要经常把脚放在踏板上，以免不慎踏动，引起事故。5.应注意加工材料的清洁，加工过程中应适时加润滑油。6.如发现滑块自由下落式有不规则的敲击声和噪音时，应立即停车检查。7.为确保安全，应避免将手伸进模口区。8.组织专人参照使用说明书负责本机床的日常保养。      空 压 机 操 作 规 程 1.应严格遵守机电设备的安全生产有关规定，固定式空压机应安装稳定，移动式空压机停妥后必须垫实（四轮悬空）。2.新的或经检修后的空压机，工作前应检查油路，水路是否畅通，连接部分有无松动，安全阀，压力表是否齐全良好，风管是否漏气等。确认正常后方可开机。3.开车前，应先开送风扇和给水阀，并且用手盘动数转后在连续运转，停车时应按高压刮低顺序放空，不得先从低压开始，并同时关闭风阀，以免回风引进事故。4.输气管未装好不准送风，打开送风阀前，应先通知工作地点，并经压力实验后，方可使用，（应工作压力的1.5倍）。安装输气管应避免急弯。5.禁止任何人员面对压缩机出口处工作，更不准以压缩机空气吹人，不准在储气管附近施焊或其它加热等。每班工作后必须打开放气阀，每月至少将罐内油质等物清洁一次，气罐外部应保持清洁，不得粘有污物。6.压力表，安全阀和调节器等应定期检验，保持灵敏有效，高压表工作压力不准超过额定值，运转时不准打开各种孔箱盖和进行检修工作。7.工作中发生各种不正常情况（如表值批示不正常、漏气、不正常声响、有火花等），应即停车检查，禁止用汽油、清洗压缩机部件，以免引进爆炸。8.空压机的气缸所用润滑油必须使用规定牌号的机油，油质要符合规定，拖运移动空压机时，时速不应超过20公里/小时，转弯时不得急转弯。9.停止工作时，应先降低气压至2公斤/MM2后，方可停车。                         直条火焰切割机操作规程 1．操作者必须经过培训，熟悉直条火焰切割的结构原理和工作原理。熟悉掌握操作规程和设备性能，方可上机操作。2．操作人员在开机切割时，首先必须要检查各部位件是否都能正常工作，电源电压是否达到要求，气路管道是否有漏气现象等。对所有连接管路、氧气表、表、调压阀及电源进行全面检查，确保无误后方可开机工作。如发现有异常现象，应立即停车检查并修复，决不能使设备“带病”工作。3．操作人员在下班时必须要关断全部电源和气路，并且放空机体管道中剩余的气体，以延长管路使用寿命。4．切割机工作时，氧气压力不得大于1MPa，压力不得大于0.1MPa。5．工作时请时刻注意切割火焰和冲孔火花，防止溅燃上气管和电线。6．高压氧不得与油脂等易燃物接触，以防油脂自燃。7．直条切割机必须由专人操作、专人保养，严防错误操作；设备使用的氧气表、表需一年校验一次，以确保安全生产。所有气管在正常使用条件下需一年更换一次。如条件恶劣，需适当减少更换周期。8．直条火焰切割机操作箱必须经常保持内外整洁，严防金属粉尘、酸性物质等污染物，以减少障碍的发生。9．直条火焰切割机的导轨、齿条、齿轮必须经常进行保养和润滑，保持表面整洁，减少不必要的磨损，延长部件使用寿命，提高工件加工质量。10．操作人员必须定期检查纵向、横向的限位开关，保证完好动作，严防事故发生。11．操作人员必须严格按照GB9448-1999国家标准进行安全作业。     钻 床 操 作 规 程 钻床操作过程中除应遵守机床安全通则外，还应注意以下几点：1.工作前，钻头要卡牢，工作时，工件要卡紧。2.钻深孔，铁屑不易退出时，应退出钻头，经清除后，在继续钻深。3.钻工件时，严禁操作人员将头部靠近旋转的钻头或镗杆。4.钻头未停止运转时，不准拿取或送进工作。5.停电或发生故障停车时，应及时将钻头退出工件。拉闸，工作完毕后将手柄放回零位，卸下钻头，断电拉闸，清除铁屑。6.工作时不准带手套操作。 一、H型钢、T型钢下料工艺守则1. 序言本规程适用于H型钢、T型钢翼缘板、腹板和异型件的下料。2. 下料前的准备工作2.1 仔细读懂生产任务单和工艺规范；2.2 对所下料的板材材质、表面质量尺寸公差进行复核。不符合标准，严禁使用；2.3 编制排料图或排料计划应符合如下规定： 2.3.1 需拼接的板材，其接口与端部的距离应大于600mm,且12000mm之间不得拼接两处； 2.3.2需拼接的板材，其接口不宜在拼接后的总长中心线左右1000mm范围内； 2.3.3 如图纸另有规定或征得用户同意，可按图纸和用户协议执行；  2.4 准备好下料的常用工具；  2.5 清理现场，使之宽敞通畅，有利于操作；  2.6 如有疑问，应及时和有关部门技术人员联系。3. 划线下料3.1 将板材平稳地吊到工作平台上，水平放置板底不得有杂物；3.2对由于板材自身重量有可能产生板材弯曲变形的，不能采用水平吊运，应采用多点均布夹持水平吊运；3.3 板材的放置应以不妨碍切割机大车行走，有利于割炬的配置，有利于操作，有利于排料为准；3.4 被切割的板材背面应有150mm的空间以便于切割气流的顺畅排出；3.5 板材的放置应与切割机大车运行轨迹平行，误差不得大于5mm;3.6 板材切割线左右15mm宽的范围内除去铁锈（严重锈蚀）油漆等污物；3.7 划线印记宽≤1mm，划线公差应为切割公差的1/2；3.8 为防止热影响变形，需要进行工艺割边处理，每侧割边宽度为10～25mm，板薄取小值，板厚取大值；3.9 划线尺寸应考虑割口量。腹板下料时还应考虑翼缘板厚公差和组对间隙对H型钢高度及公差的影响；腹板实际名义高度＝H型钢名义高度＋割口量－翼缘板实际尺寸；3.10 自动切割机割口量如下表：板   厚 6～10 12～16 18~25 60~40割口留量 1.5 2 2.5 3.03.11 如无特殊要求，长度尺寸应加上30～50mm的精整余量；3.12 气割完毕，应在标记栏内标明产品编号，如需对接的板材，还应在两块上同时标明产品编号，个人生产标记也应打在标记栏内；3.13 号料完毕，应该由第二者（也是下料工）进行复核，准确无误后转入下道工序。二、H型钢、T型钢自动气割工艺守则1. 序言1.1自动火焰直条切割是一种高质量、高效率的气割工艺，它的主要特点是集中供气、规模排料、自动气割；1.2 本守则规定了对气割工的基本要求，以及工作中必须遵守的基本规范。2. 自动气割技工2.1自动气割技工应首先是一名合格的气割技工，必须懂得气割的基本知识，掌握气割的基本技能。2.2 自动气割技工还应对集中供气系统（汇流排）的基本原理，管路的布置，各类阀体的构造和原理，安全供气的规范有基本的了解和掌握；2.3 自动气割技工还应对切割机的结构和性能，各类阀体的构造和原理有基本的了解和掌握；2.4 自动气割技工应对所使用的割炬的构造和原理有充分的了解。并掌握一定的维护和维修技能；2.5 自动气割技工还应充分掌握气割工艺参数，并对出现的各种缺陷作出正确的判断，迅速采取措施，予以消除的技能。2. 气割前的准备3.1 对下料工所确定的号料尺寸进行复核；3.2 对气割工艺的条件进行复核；（包括设备、器具的完好状况工艺环境等）3.3 依据划线和工艺规范调整割炬的最佳位置，割炬割嘴应与板材表面垂直，其不垂直度不大于板厚的4％，且不大于2mm；4. 工作程序和气割参数的选择4.1 根据板材厚度和参与切割的割炬数量确定氧气的供给量；    氧气消耗量（瓶）                   假定板长10米 4 8 12 166～10 2.6 5.3 8 1112～18 5 10 15 2020～28 6 12 18 /30～40 11 21 / /4.2 氧气纯度要大于99.5％，否则会影响切割效果，增加氧气消耗的20％4.3 参与氧气瓶内压力要大于2Mpa，否则影响切割效果；4.4 氧气供给的工作程序。 4.4.1 开启汇流排参与切割的氧气瓶内阀体，是各瓶氧气压力平衡； 4.4.2 开启支路管路阀体，观察氧气压力； 4.4.3 开启减压阀，调节输出管路的氧气压力1～1.5Mpa，随切割板材的厚度大小而选取适宜压力，板厚取大值，板薄取小值；4.4.4 准备备用汇流排，程序如4.4.1~4.4.3;4.4.5 两排交换时，应先开启备用汇流排，持续3分钟，再关闭备换汇流排，次序为关闭减压阀，关闭管路支阀，关闭氧气瓶阀体；4.4.6 开启各路阀体，检查管路有无堵塞和泄漏； 4.5 选择自动切割工艺参数，见表板  厚 切割氧压力 （mm） 氧气压力（Mpa） 切割速度（cm/min） 中兴焰焰心距 割嘴后倾  角6～12 0.8～1.1 0.35～0.4 45～60 3 20～30°14～20 1.0～1.3 0.4～0.45 40～50 4 10～20°22～30 1.2～1.5 0.45～0.5 35～45 5 0°32～40 1.5～1.8 0.5～0.6 25～35 6 0° 4.6 按选定的工艺参数对割嘴的号数，氧气压力，切割速度，割嘴后倾角，割嘴离工件距离，中兴焰焰心距的大小进行调整；4.7 把切割机大车运行至待切割板材端部，开启预热管线，对端部5mm处，进行预热；待加热900～1000℃（发白光）时，开启高压氧流，启动大车，进行切割；4.8 切割至划定尺寸，应立即关闭高压氧流，停止大车行走，关闭氧气和气体，把大车快速返回预定位置；4.9 对切割质量，根据切割工艺进行自检，合格后，进行清渣处理转入下一道切割；4.10 工作完毕后，应依次关闭大车氧气，气阀体，大车电气开关，车间氧气，气，汇流排氧气，气阀体，使所有的仪表指针归零；4.11 清理现场，清点各类工具，准确无误后，撤离工作场地。5、主要工艺参数 5.1 预热火焰能率:应能保证切割时，能迅速把钢板加热至燃点，并保证切割过程继续加热。主要依据为板厚，主要决定于割嘴的大小，见4.5；火焰能率太大，会使切口上缘产生连续状钢粒，甚至熔化成园角，并增加工件表面粘附的熔渣；5.2 压气压力：主要取决于板厚，见4.5；氧压太小，切割过程缓慢，再切口表面形成粘渣，甚至无法割穿。氧压太大，则使切口变宽，切口粗糙，浪费氧气；5.3 切割速度：速度适宜，火焰以接近垂直的方向喷向工件的底面，切口质量好。速度太慢，会使切口上缘熔化，切口变宽；  速度太快时，后拖量过大，甚至切割不透，参见4.5；5.4中兴焰焰心离工件表面距离：当工件厚度较大时，可适当增加，以免割嘴过热和喷溅的熔渣堵塞割嘴而引起割嘴而引起回火5.5 割嘴后倾角：在一般情况下，割嘴应垂直于工件表面。直线切割时，工件厚度小于20mm时，割嘴可向切割方向反向后倾角20～30°，这样可以减小后拖量，提高切割速度，数据见4.5；6、工艺参考6.1 预热火焰：我公司采用气火焰。特点为切割表面质量好，切割表面硬度低，切割板材变形小，使用方便、安全，便于保管。但点火困难，氧气消耗量大，预热时间长；6.2薄板切割：由于加热快，散热慢，容易引起切口边缘熔化，熔渣不易吹掉，切后变形较大。应采用小号割嘴，预热火焰要小，割嘴后倾角加大至30～40度，预热火焰焰心距板表面应适当加大，切割速度尽可能快些。7、特殊情况处理7.1 如发现生产计划、工艺规范，钢板尺寸或质量存在疑点，应迅速找有关人员处理；7.2 切割过程中，如出现不可消除的质量问题，应立即停止工作，找有关人员处理。 三、H型钢、T型钢组对工艺守则  1、序言     1.1本守则规定了对T型钢、H型钢组对技工和定位焊工的基本要求，以及工作中必须遵守的基本规范。  2、组对技工     2.1 组对技工应对所使用的设备和原理有基本的了解和掌握，也应对其附属设备有基本的掌握和了解，并能熟练地操作设备，也应对基本的焊接原理有所掌握；     2.2 组对技工应对基本的钢材知识有所掌握；应对基本的钢结构知识有所掌握，尤其对钢结构的英里分布和基本变形有所掌握。  3、定位技工     3.1 定位焊工应首先是一名合格的电焊技工，应对所使用的设备结构和性能有基本的掌握；      3.2 定位焊工应对焊接的基本原理。焊材的性能，使用和保管，焊接变形及缺陷的产生及消除等知识有充分的了解和掌握；     3.3 定位焊工应能根据产品、产品工艺熟练掌握以下操作技能：      3.3.1 合理地选择、使用、保管焊条，气保焊丝和保护气体；      3.3.2 合理地选择调节焊接规范；      3.3.3 根据对电弧区域，熔池区域观察，判断焊接过程是否平稳；4、组对前期准备     4.1 对组对的工艺条件进行复核（包括设备，各种工具的完好状况的工艺环境）     4.2 对上道工序转来的半成品板材进行相关之俩嘎复核，不符合组对条件的严禁进入生产线；     4.3 对上道工序转来的半成品板材，查验生产编号标记栏，进行分类正确放置，并对明显的疑点进行复核；      4.4 对半成品的板材严禁水平吊装；  5、型钢的组对     5.1 对半成品表面去曲度超差的板材进行校正后再进行组对，严禁超应力组对；     5.2 组对时，应注意对接的翼缘和腹板的相互位置，其翼缘板和腹板的对接焊缝相距应大于200mm。如图纸有特殊规定，按图纸规定执行；     5.3 组对前，应对连接表面及沿焊缝每边30～50mm范围内的铁锈毛刺和油污等进行彻底清除；     5.4 根据翼缘板的厚度，选择设备油压：翼缘板厚mm 10～16 16～25 25～40油压Mpa 3～4 4～5 5～6     5.5 待组对的翼缘板与定位夹棍应接触均匀，压力适宜；     5.6 翼缘板与腹板的组对间隙应符合工艺规范的规定。     5.7 组对时，应首先摆正组对件的位置，与纵向组对移动轨迹相平行，前后偏置不超过100mm；     5.8 认真调整各导与定位夹棍，使工件正确定位并能纵向移动自由，无阻碍，其最对尺寸和形位公差应符合工艺规范的要求；     5.9 进行T型钢组对时，上压辊应有相应的沟槽，进行H型钢最对时上压辊为平辊；     5.10 定位焊焊条应符合GB 5117J及GB5118的规定（除特殊要求外）气保焊丝应符合GB8110的规定；     5.11 点焊高度不应超过焊缝高度的2/3设计有坡口的组对点焊其点焊高度不应超过坡口的尺寸；     5.12 点焊距离以200～300为宜，偏差不超过20mm，并且两端必须点焊，点焊长度见下表：翼缘板厚mm ≤12 ＞12≤25 ＞25≤40点焊长度mm 20 25 30     5.13 定位焊条应严格按工艺要求起拱，生产用焊条应装在保温桶内随用随取；     5.14 焊条使用余长不应大于50mm；     5.15 工作时，严禁在焊缝区域以外的母材上引弧，在坡口内起弧的局部面积不得留下弧坑；     5.16 定位焊缝应熔焊牢固，表面光滑，无气孔、夹渣出现；     5.17 工件两端应焊引弧板、收弧板，其材质、尺寸、坡口形状，使用焊条牌号，焊接规范余组对焊相同。而且最对偏差应符合有关工艺规程的要求；     5.18 组对完毕，自检合格，在标记栏内作出操作者标记。将工件平稳吊到指定地点，以备检查，然后进入下一轮工作；     5.19 工作完毕关闭各设备的电气开关，清点工具，清理现场，然后撤离工作场地。  6、特殊情况处理     6.1 对有疑点的问题应及时找有关人员查询；     6.2 对组对工作中出现的不可消除的质量问题应立即停止工作，找有关人员处理。　1、要切实作好钢结构制作及安装单位的考察与选择工作　我们知道，钢结构工程的施工要经过工厂制作和现场安装两个阶段，这两个阶段可由一个施工单位完成，但有时也可能由两个单位分别完成（分包）。切实作好钢结构制作单位和安装单位的考察与选择工作，对于确保钢结构工程质量及进度，具有重要意义。钢结构制作、安装单位的考察内容主要有：企业资质，生产规模，技术人员数量、职称及履历，技术工人数量及资格证，机械设备情况，以及业绩情况等级。　　2、严格审查承包单位提交的钢结构制作工艺及安装施工组织设计　　施工组织设计是承包单位编制的指导工程施工全过程各项活动的重要综合性技术文件，认真审查施工组织设计是监理工作事前控制和主动控制的重要内容。钢结构工程要针对制作阶段和安装阶段分别编制制作工艺和安装施工组织设计，其中制作工艺内容应包括制作阶段各工序、各分项的质量标准、技术要求，以及为保证产品质量而制订的各项具体措施，如关键零件的加工方法，主要构件的工艺流程、工艺措施，所采用的加工设备、工艺装备等。　　3、要充分重视制作阶段的监理工作　　如前所述，钢结构工程均要经过工厂制作和现场安装两个阶段，而制作和安装一般是由钢结构工程公司下属的两个基层单位（制作车间和安装项目部）分别负责，有时还可能由制造厂和安装公司两个单位分别完成（分包）。监理工程师要充分重视制作阶段的监理工作，要象其他类型工程的监理工作一样，切实搞好事前控制和事中控制，对各工序、各分项都要做到检查认真而及时、严格而到位。要避免那种放松工厂制作过程的监理，仅靠构件完成后进场验收的错误工作方法。这一点在制作单位距工程所在地路程较远的情况下，尤其要注意。　　4、安装阶段的监理　　钢结构安装阶段的监理工作内容主要是监督承包单位内部管理体系和质保体系的运行情况，督促落实施工组织设计的各项技术、组织措施，严格按照国家现行钢结构有关规范、标准进行施工。钢结构安装阶段的监理工作应重点抓好以下几个环节：安装方案的合理性和落实情况、安装测量、高强度螺栓的连接、安装焊接质量、安装尺寸偏差的实测、涂装等。监理工作要加强现场巡视检查、平行检验和旁站监督，尤其是在目前部分钢结构施工单位素质偏低，施工仍欠规范的情况下，切实做好现场巡视和旁站，对于确保钢结构工程的施工质量，更有现实意义。　　5、关于钢结构工程的试验检测工作　　钢结构工程的制作及安装施工的多项试验检测工作是一般土建工程所没有的，这些试验检测项目主要有：钢材原材有关项目的检测（必要时），焊接工艺评定试验（必要时），焊缝无损检测（超声波、X射线、磁粉等）、高强度螺栓扭矩系数或预拉力试验、高强度螺栓连接面抗滑移系数检测、钢网架节点承载力试验、钢结构防火涂料性能试验等。作好这些试验、检测工作要注意以下几点：（1）要监督委托有相应资质的检测机构进行；（2）要坚持取样、送检的见证制度，要避免试件与工程不一致现象；（3）对于部分检测项目，具有相应资质的检测机构较少，路程较远，且费用较高，在这种情况下，监理工程师必须坚持原则，态度明确，立场坚定，及时督促承包单位落实这些工作，这是确保钢结构制作与安装质量及施工进度的必要措施，也是国家现行钢结构工程施工质量验收规范规定的“主控项目”。　　6、钢结构工程其它几个重要质量控制点　　　6.l 地脚螺栓的预埋　　地脚螺栓的预埋质量直接影响钢结构的安装质量，控制好地脚螺栓（群）的位置、垂直度、长度和标高，对于减少扩孔及调整工作量（甚至避免返工），提高结构安装质量具有重要意义。地脚螺栓的预埋方法可采用直接预埋法，也可采用预留孔法。基础砼浇筑前监理工程师必须严格检查预埋螺栓施工方法的合理性、可靠性，以及各项实测指标是否在规范规定范围内。　　6.2 焊接工程质量控制　　焊接工程是钢结构制作和安装工程最重要的分项之一，监理工程师必须从事前准备，施焊过程和成品检验各个环节，切实作好焊接工程的质量控制工作。目前，我市钢结构施工单位绝大部分都具备自动埋弧焊机，部分具备半自动气体保护焊机，仅在个别部位采用手工施焊。焊接质量问题较多存在于手工焊缝，这些问题有：焊瘤、夹渣、气孔、没焊透、咬边、错边、焊缝尺寸偏差大、不用引弧板、焊接变形不矫正、飞溅物清理不净等。鉴于这种情况，监理工程师必须做好以下各项工作：（l）检查焊接原材料出厂质量证明书；（2）检查焊工上岗证；（3）督促进行必要的焊接工艺试验；（4）施焊过程中加强巡视检查，监督落实各项技术措施；（5）严格进行焊缝质量外观检查和焊缝尺寸实测；（6）督促进行无损检测工作。　　6.3 高强度螺栓连接工程　　高强度螺栓连接工程也是钢结构工程最重要的分项之一，也是目前施工质量的薄弱环节之一，主要表现在：（l）高强度螺栓有以次充好现象，（用普通精制螺栓代替高强度螺栓）；（2）高强度螺栓连接面处理达不到规范规定要求，包括表面处理情况，平整密贴情况，螺栓孔质量情况等；（3）高强度螺栓施拧不按规范规定进行，如不分初拧、终拧而一次完成，不用扭矩扳手、全凭主观估计等。为保证高强度螺栓连接工程的施工质量，监理工程师必须以高度的责任心，在督促承包单位提高质量意识、加强质量管理、落实质量保证措施的同时，积极采用旁站监督、平行检验等工作方法，只有这样才能使高强度螺栓连接工程的施工质量处于严格的控制之下。　　6.4 钢结构除锈及涂装工程　　钢结构的除锈和涂装是目前钢结构承包单位较易忽视的一项工作，也是钢结构工程施工的薄弱环节。这种现象不纠正，对钢结构的施工质量影响甚大，因为除锈和涂装质量的合格与否直接影响钢结构今后使用期间的维护费用，还影响钢结构工程的使用寿命、结构安全及发生火灾时的耐火时间（防火涂装）。造成这种现象的思想根源在于承包单位有关人员对涂装工作的重要性认识不足，再加上缺乏质量责任心，甚至惟利是图，最终导致涂装工程质量经常出现问题。故监理工程师必须对除锈和涂装工作给予高度重视，对各个工序进行严格的检查验收，这是确保钢结构涂装质量的基础和保障。　　关于钢结构工程的涂装质量，应抓好以下工作：（l）对钢构件的除锈质量按照设计要求的等级进行严格的验收；（2）检查涂装原材料的出厂质量证明书，防火涂料还要检查消防部门的认可证明；（3）涂装前彻底清除构件表面的泥土、油污等杂物；（4）涂装施工应在无尘、干燥的环境中进行，且温度、湿度符合规范要求；（5）涂刷遍数及涂层厚度要符合设计要求；（6）对涂层损坏处要做细致处理，保证该处涂装质量；（7）认真检查涂层附着力；（8）严格进行外观检查验收，保证涂装质量符合规范及标准要求。　　　6.5 压型金属板工程　　压型金属板工程主要为彩色钢板维护结构，是较新兴的建筑维护结构形式。目前，工程实际中出现的问题主要有：施工单位不制定彩板（夹芯板）施工方案，彩板接缝、板檩之间的连接、彩板配件制作安装等节点构造处理不细或不可靠，维护结构渗漏，彩板分项工程观感质量存在不平整、不顺直、不严密、变形、划伤、污染现象等。　　针对以上情况，监理工程师在工作中要注意以下几点：（1）彩板（夹芯板）制作安装前一定要督促施工单位制定周密可靠的彩板工程施工方案，尤其是要制定详细的排板方案、建筑构造作法及质量保证措施；（2）制作、安装过程中要加强巡视检查、旁站监督和平行检验，使大部分质量问题消灭在施工前和施工过程中；（3）严格进行检验批及分项工程验收，要确保节点构造合理、可靠、无渗漏，观感平整、顺直、严密、颜色均匀一致、板面无划伤、无锈斑、无污染。以上为钢结构施工方案。

一、铜矿选矿实验的首要计划 有色金属硫化矿绝大部分用浮选法处理，但若有用矿藏比重较大，嵌布较粗，也可考虑选用重浮联合流程。 因而选矿实验时首要要依据矿藏的比重和嵌布粒度，必要时经过重液别离实验来判别选用重选的或许性，然后依据矿藏组成和有关物理化学性质挑选浮选流程和药方。 (一)硫化铜矿石 未经氧化(氧化率很低)的硫化铜矿石的选矿实验，根本上可仅考虑浮选计划。 在硫化铜矿石中，除了硫化铜矿藏和脉石以外，多少都含有硫化铁矿藏(黄铁矿)、磁黄铁矿、砷黄铁矿等)，硫化铜矿藏同脉石的别离是比较简单的，因而硫化铜矿石浮选的首要矛盾是铜硫别离。 矿石中硫化铁矿藏含量很高时，应选用优先浮选流程;反之，应优先考虑铜硫混合浮选后再别离的流程，但也不排挤优先浮选流程。 铜硫别离的根本药方是用石灰按捺硫化铁矿藏，必要时可增加少数。硫化铁矿藏的复生可用碳酸钠，二氧化碳气体、硫酸等，一起需增加少数硫酸铜。 矿石中含磁铁矿时，可用磁选法收回。 矿石中含钴时，钴一般存在于黄铁矿中，黄铁矿精矿就是钴精矿。 矿石中含有少数钼时，可先选出铜钼混合精矿，再进行别离。 铜镍矿也是大都选用混合浮选流程，混合精矿可先冶炼成镍冰铜后再用浮选法别离，也可直接用浮选别离。 (二)硫化铜锌矿石 硫化铜锌矿石首要用浮选法处理。 硫化铜锌矿石中一般也多少含有硫化铁矿藏。浮选的首要任务是处理铜、锌、硫别离，特别是铅锌别离的问题。 因为铜锌矿藏常常细密共生，并且闪锌矿易(在矿床中或矿浆中)被铜离子活化，因而铜锌别离一般要比铅锌别离困难。 浮选流程需经过实验比照，但可依据矿石物质组成初步判别。硫化物含量高时应优先考虑优先浮选流程或铜锌混合浮选后再浮硫的部分混合浮选流程;反之，则可考虑用全浮选流程，或优先浮铜后锌硫混合浮选。铜矿藏和锌矿藏互相共生的粒度比同黄铁矿共生的粒度细时可选用铜锌部分混合浮选流程;反之，不如先浮铜再混合浮选锌硫。 铜锌别离的根本药方仍是用或盐(包含NaSO3、Na2S2O3、NaHSO3、H2SO3、SO2气体等)抑锌浮铜，大多要与硫酸锌混合运用。还可考虑试用以下三个计划： 1、用加硫酸锌抑锌浮铜; 2、在石灰介质顶用赤血盐抑铜浮锌; 3、在石灰介质中加温矿浆(到60℃)抑铜浮锌。 锌硫别离的传统药方是用石灰抑硫浮锌，在有条件的区域，也可试用矿浆加温的办法替代石灰按捺黄铁矿。 (三)硫化铜铅锌矿石 硫化铜铅锌矿石的选矿首要也是用浮选。实验时应优先考虑以下两个流程计划： 1、部分混合浮选流程，即先混合浮选铜、铅，再顺次或混合浮选锌和硫矿藏。 2、混合浮选流程，行将悉数硫化物一次浮出，然后再行别离。 铜铅别离是铜铅锌矿石浮选时的首要问题。其计划可所以抑铅浮铜，也可所以抑铜浮铅。终究那一计划较好，要经过详细的实验断定。但一般原则是：当矿石中铅的含量比铜高许多时，应抑铅浮铜;反之当铜含量挨近或式于铅时，应抑铜浮铅。 常用铜铅别离办法如下： (1)重铬酸盐法：即用重铬酸盐按捺方铅矿而浮选铜矿藏。 (2)化法：即用按捺铜矿藏而浮选铅矿藏。 (3)铁法：当矿石中次生铜矿藏含量很高时，上述两个办法的作用都不够好，此刻若矿石中铅含量较高，则可用铁(黄血盐和赤血盐)来按捺次生铜矿藏浮选铅矿藏;若铅的含量比铜高许多，就应实验以下两个计划。 (4)法(二氧化硫法)：即用二氧化硫气体或处理混合精矿，使铅矿藏被按捺而铜矿藏遭到活化。为了加强按捺，可再增加重或等，也可将矿浆加温(加温浮选法)，终究都必须用石灰将矿浆pH调整到5-7，然后进行铜矿藏的浮选。 (5)钠，硫酸铁法：即用钠和硫酸铁作混合按捺剂，并用硫酸酸化矿浆，在pH=6-7的条件下拌和，按捺方铅矿而浮选铜矿藏。 铜铅混合精矿别离困难的首要原因之一，是因为混合精矿中含有过剩的药剂(捕收剂和起泡剂)的原因。在混合精矿别离前除掉矿浆中过剩的药剂和从矿藏表面上除掉捕收剂薄膜能够大大的改进混合精矿的别离作用。 从矿浆中除掉过剩药剂和从矿藏表面除掉捕收剂薄膜的办法有： 1、机械的办法; 2、化学的或物理化学的办法。可依据混合精矿的性质和其所取得条件的不同，来选定合适的办法。 在多金属矿石中，伴生有用矿藏的收回问题，须视其与首要矿藏的共生状况和在选别进程中的行为而定。如铋和锑首要进入铅精矿，可在冶炼时收回。镉、铟和锗等，一般与闪锌矿共生，因而或许进入锌精矿。钴在选别进程中多进入黄铁矿精矿，但也或许进入铜和锌精矿中。钼和锡有时可选成独自产品或半成品。金和银则多与硫化矿在一起而选入相应的精矿中，一般较多地进入铅精矿中。 二、有关选别氧化铜矿石的首要计划 国内外选别氧化铜矿石的首要计划归纳如下： (一)浮选法：直接浮选、硫化浮选等。 (二)水冶法：浸出法、酸浸出法。 第一种用硫酸浸出，然后用铁屑置换铜，再用浮选法浮出沉积铜。 第二种用NH3、CO2浸出，硫(硫黄，黄铁矿等)沉积出硫化铜然后浮选。 (三)离析-浮选法。 (四)细菌浸出法。 目前国内已投产厂矿均选用预先硫化，然后用单一浮选法选别。但对难选氧化铜矿石用单一浮选难以收回，为了处理这部分资源的使用，曾进行过较多计划的研讨，总的趋势是需选用选矿-冶金联合流程或冶金办法处理。国外也亦如此，处理易选氧化铜矿也首要选用浮选法，对难选氧化铜矿石大部分选用联合流程。 三、实验计划的挑选 此矿石首要选别目标为氧化铜矿和黄铁矿，首要曾试用单一浮选流程，包含优先浮选和混合浮选流程。经过实践证明选用单一浮选计划不行，不能得到满足的目标。 对矿石性质的知道不或许在实验前一次完结，要真实知道所研讨矿石的特性，终究还要依托自己的实践。经过实践、知道、再实践、再知道，发现该矿石在粗粒状况下，大部分的氧化铜矿可为水或稀酸溶解，而当其磨细后反而不溶。原因是该矿含有很多石灰岩和其它碱性脉石，这些脉石磨细后不只对水冶晦气，并且导致已溶解的铜又从头沉积，致使水冶和浮选均难进行。矿石的这一特殊规则首要是因为此氧化铜矿石处于硫化矿床的氧化带，矿石和脉石均大部分风化呈粉末松懈状，严峻风化所造成的。把握了矿石的这一规则，就要使自己的思维合于这一客观外界的规则性，改动原有的计划，从头拟定了如下计划： (一)酸浸-浮选(浸渣浮选)。 (二)水浸-浮选(浸渣浮选)。 该矿选用水冶-浮选联合流程，不只能够进步铜的目标，并且能够改进浸渣的浮选。但因为原矿中黄铁矿含量高，若在浸出矿浆中直接沉积浮选，铜硫别离比较困难，因而应选用渣液别离处理的办法。因为原矿中含有很多石灰石，因而浸出粒度不能选用浮选粒度，应使用其风化的性质，选用粗粒浸出。水冶进程能够用水浸出，也可用0.3%-1.0%的稀酸溶液。尽管两者浸出率不同较大，但终究目标却很挨近。 浸液中的铜可用一般的办法如铁粉置换，沉积等办法收回，也可用萃取剂萃取，使其提浓，直接电解，出产电铜。实验中选用脂肪酸萃取，(进一步实验时选用N510萃取剂，即a-羟基5仲辛基二甲酮肟)，取得了杰出的作用。 从已作过的流程和办法看，水冶-浮选联合流程是处理此矿的有用办法。水浸-浮选和酸浸-浮选均能取得较为满足的目标。 所引荐的处理计划浸出粒度粗，浸出时间短，不要酸，这在往后的洗矿中浸出进程将主动进行，故既合适矿石性质，又有利于往后的出产。但因为缺少出产实践，还需经过扩展实验进一步验证。

一、钼矿的选矿办法 钼矿的选矿办法首要是浮选法，收回的钼矿藏是辉钼矿。有时为了进步钼精矿质量、去除杂质，将钼精矿再进行化学选矿处理。 辉钼矿晶体呈六方层状或板状结构，由沿层间范式键的S-Mo-S结构和层内极性共价键S-Mo构成的。层与层间的结合力很弱，而层内的共价键结合力甚强。所以回辉钼矿极易沿结构层间解裂呈片状或板状产出，这是辉钼矿天然可浮性杰出的原因。实践证明：在适宜的磨矿细度下，辉钼矿晶体解离发生在S-Mo-S层间，亲水的S-Mo面占很小份额。但过磨时，S-Mo面的份额增加，可浮性下降，尽管此刻参加一定量极性捕收剂如黄药类，有利于辉钼矿的收回，但过磨发生的新矿泥影响浮选作用。因此对辉钼矿的选别要避免和避免过磨，在出产上需求选用分段磨矿和多段选别流程，逐渐到达单体解离，确保钼精矿的高收回率。 钼矿的破碎一般都选用三段一闭路流程，破碎终究产品粒度为12～15毫米。 磨矿一般用球磨机或棒磨-球磨流程。亨德森是仅有选用半自磨流程的。 浮选选用优先浮选法。粗选产出钼精矿，粗扫选尾矿收回伴生矿藏或丢掉。钼粗精矿选用两、三段再磨，四，五次精选取得终究钼精矿。 钼矿的浮选药剂以非极性油类作捕收剂，一起增加起泡剂。美国和加拿大用表面活性剂辛太克斯(Syntex)作油类乳化剂。依据矿石性质，用石灰作调整剂，水玻璃作脉石按捺剂，有时加或硫化物按捺其他重金属矿藏。 为确保钼精矿质量，对钼精矿中所含的铜、铅、铁等重金属矿藏和氧化钙以及炭质矿藏需进一步进行别离： 一般运用或，或铁按捺铜和铁;用重铬酸盐或诺克斯(Nokes)按捺铅。假如运用按捺剂，杂质含量还达不到质量标准，需要辅以化学选矿处理：次生硫化铜用浸出;黄铜矿用溶液浸出;方铅矿用和溶液浸出，均可到达标准含量以下。 含氧化钙的脉石易泥化，因此，关于含此类脉石的矿石切忌过磨。出产上往往增加水玻璃，六聚偏磷酸钠或有机胶作脉石按捺剂或分散剂;也可用活性炭加CMC(羧甲基纤维素)按捺碳酸盐脉石。终究可用或加溶液浸出处理。 含炭质矿藏的别离，首先要查明炭质是属石墨类、沥青类或煤类。这些炭质矿藏的可浮性与辉钼矿附近，但密度较小，一般可用重选法进行脱除;运用六聚偏磷酸钠和CMC抑炭浮钼;或加、水玻璃和六聚偏磷酸钠按捺炭质也有用;选用焙烧除掉有机炭，也是办法之一。应该指出的是，所有这些炭质矿藏的别离办法，现在还不能令人满意，仍是一个没有彻底处理的问题。 脉石中SiO2(二氧化硅)含量太高，常常是影响钼精矿档次的原因。经查定：SiO2含量跟着钼精矿档次进步而下降，两者有彼此消费的趋势。只需钼矿藏到达单体解离细度，SiO2含量一般可降到标准以下。加活性炭吸附钼表面的油类，再加CMC按捺硅酸盐脉石，SiO2含量也可降到标准以下。 二、钼中矿处理-钼酸铵出产 钼矿选矿过程中，有的流程产出一个难以用浮选收回的低档次钼中矿;有的因杂质含量太高得不到合格钼精矿〈或称低档次钼精矿〉。使用这些不合格的钼精矿和钼中矿来出产钼酸铵是收回这部分钼的一个办法。 (一)钼中矿的化学选矿 杨家杖子钼矿在选矿过程中产出一个含钼0.6%～0.8%的钼中矿，以此为质料出产钼酸铵的工艺流程如下： 首先把钼中矿浓缩到60%固体浓度，参加次溶液浸出，反响式如下： MoS2+9NaClO+6H2O→Na2MoO4+2Na2SO4+9NaCl+3H2O 次溶液含NaClO130～140克/升、含NaOH50～60克/升。浸出温度45～55℃，钼中矿细度为0.074毫米以下。 浸出生成的钼酸钠溶液参加使pH=5～6，然后加氯化钙，用蒸汽煮沸生成钼酸钙沉积。反响式如下： Na2MoO4+CaCl2→CaMoO4↓+2NaCl 把钼酸钙沉积过滤后，加碳酸钠溶液分化钼酸钙以除掉其间搀杂的重金属离子，反响式如下：然后加使溶液的pH=0.5，在95℃下反响生成钼酸沉积，反响式如下： Na2MoO4+2HCl→H2MoO4↓+2NaCl 把钼酸别离出来后，直接溶解于中，生成钼酸铵。参加活性炭脱色，然后加使pH=2.5，得到白色结晶的二水四钼酸铵[(NH4)2O·4MoO4·2H2O]。过滤、枯燥、破坏得到钼酸铵制品。整个出产流程如图1所示。图1 钼中矿出产钼酸铵工艺流程 (二)低档次钼精矿出产钼酸铵 有的选厂如金口岭和宝穴选矿厂，因含炭质矿藏的影响，浮选得到的钼精矿含钼仅20%～35%。该厂选用化学选矿制成钼酸铵。出产流程如下：首先将低档次钼精矿烘干后焙烧成三氧化钼，反响式如下：然后将三氧化钼用浸出、生成正钼酸铵，反响式如下：过滤除掉氢氧化铁等不溶物。滤液加(或硫化铵)，将浸出液中铜络合物转化为硫化铜沉积、与正钼酸铵别离。除掉重金属离子的溶液，参加硝酸，使pH=2.5，正钼酸铵转化为四钼酸铵晶体，反响式如下： 4(NH4)2MoO4+6HNO3→(NH4)2O·4MoO3↓+6NH4NO3+3H2O 把晶体过滤、在120℃枯燥3小时得到白色结晶的四钼酸铵。出产流程如图2所示。图2 低档次钼精矿出产钼酸铵流程 三、伴生钼矿藏的选矿办法 世界上钼产值的三分之一以上来自其他多金属矿的副产品收回。智利和秘鲁的钼都是从铜选矿厂作为副产品收回的。 从多金属矿收回伴生钼，首要来自斑岩铜矿，少数来自钨钼矿、钼铁矿、钼铋矿和钼铀矿。 斑岩铜矿含铜较低，一般为0.5%～0.7%Cu，含钼0.01%～0.03%左右。斑岩铜矿储量大，选厂规划也大，因此副产钼数量是相当可观的。 斑岩铜矿中钼矿藏以很细颗粒浸染于铜矿藏中。从斑岩铜矿收回钼，选矿上一般选用铜钼混合粗选，混合粗精矿再经混合精选得到含铜档次20%以上的含钼铜精矿。然后进行铜钼别离前的预处理：浓缩脱药、蒸煮、再磨等，接着进行铜钼别离和钼精选。铜钼别离一般选用抑铜浮钼;只要美国宾厄姆选矿厂选用抑钼浮铜。钼精选多选用二、三次再磨和四次至更屡次的精选。因为含铜矿藏的不同，原矿铜钼档次不同及杂质影响，钼的收回率相差很大，约在30%～70%。

一、概述 铁矿石选矿方法可分为单一的和联合的两类。 单一方法主要有(弱磁选、强磁选)、磁化焙烧磁选、重选、浮选和电选等。联合方法按各种方法联结方式的不同，分串联和并联两种。前者是不同方法串联使用，以回收不同的有用成分;后者是不同方法并联使用，分别处理矿石的不同粒级物料。 铁矿石包括磁铁矿石、赤铁矿石，磁铁-赤(菱)铁矿石，褐铁矿石，菱铁矿石，复合铁矿石等。其选矿方法及工艺流程分别叙述如下。 二、磁铁矿石选矿方法及工艺流程 磁铁矿石主要是沉积变质型磁铁矿石。矿石中铁矿物绝大部分是磁铁矿，以细粒嵌布为主;脉石矿物主要为石英或角闪石等硅酸盐矿物，有的含硅酸铁较多。由于磁铁矿石是一种强磁性矿物，采用弱磁选方法选别即可获得高品位、高回收率的铁精矿。不少大、中型磁选厂在磨矿粒度大于0.2～0.3mm时，常采用一段磨矿磁选流程;小于0.2～0.3mm时，则采用两段磨矿磁选流程。若粗磨能分出合格尾矿时，则采用阶段磨矿磁选流程。如果采矿时混入一定围岩或矿石在各级破碎的产品中，有一定量的单体脉石矿物产生，则在磨矿前利用干式磁选机进行预选。对有些矿石为了获得铁品位66%～68%的高品位铁精矿，可再用细筛、磁选柱、反浮选等方法处理。 目前对硅酸铁尚无合理利用途径。应用选矿方法虽可回收，但会大幅度降低铁精矿品位，在经济上不大合理。一般来说，炉料中含有一定量硅酸铁，不会影响大、中型高炉冶炼过程的顺行，且硅酸铁中铁不会从炉渣中流失，但在小型高炉冶炼时，由于硅酸铁在冶炼过程中是吸热反应，且融点低，会降低炉温影响冶炼过程顺行，且随炉渣流失的铁分增加。 三、赤铁矿石选矿方法及工艺流程 赤铁矿石是一种弱磁性铁矿石，所用选矿方法较多，包括重选、浮选、强磁选、焙烧磁选及几种方法的联合流程。近年来，普遍应用既有并联又有串联组合的联合流程。如鞍山地区的贫赤铁矿石采用重选、磁选及浮选联合流程，获得精矿铁品位在65%～67%的高指标。 (一)单一赤铁矿石 这类矿石包括沉积变质、沉积型、热液型及风化型矿床的赤铁矿石、菱铁矿石、褐铁矿石和赤(镜铁)-菱铁矿石等。常用的选矿方法有两种。 1、磁化焙烧磁选 焙烧磁选是选别细粒到微粒( 2、重选、浮选、强磁选及其联合流程 浮选是选别细粒到微粒赤铁矿石的常用方法之一，分正浮选和反浮选两种，且均有生产实践经验。重选和强磁选主要用于选别粗粒(20～2mm)和中粒赤铁矿石。由于近年来技术上有较大发展，已广泛用来选别细粒赤铁矿石。块状(>20mm)和粗粒矿石的重选，常用重介质或跳汰选矿法;中、细粒矿石的重选，则用螺旋选矿机、摇床和离心选矿机等流膜选矿法。 粗、中粒矿石的强磁选常用感应辊式强磁选机，细粒矿石的强磁选常用湿式感应介质立环、平环强磁选机和脉动高梯度磁选机。目前由于细粒矿石的强磁精矿品位不高，而重选处理能力又低，所以常组成强磁选-重选和强磁选-浮选联合流程，强磁选丢弃大量合格尾矿，重选和浮选进一步处理强磁选精矿，以进一步提高铁品位。 各种选矿方法及其联合流程的应用，随矿石类型而异。沉积变质型赤铁矿石铁矿物主要是赤铁矿，脉石矿物主要是石英，沉积变质型镜铁-菱铁矿石，铁矿物主要是镜铁矿和菱铁矿，脉石矿物有石英、碧玉、重晶石和白云石等。这些沉积变质型铁矿石都呈细粒嵌布，生产上几乎采用了所有的选矿方法。沉积型鲕状赤铁矿石和赤铁-菱铁矿石，铁矿物主要是赤铁矿和菱铁矿，脉石矿物有鲕绿泥石、石英，有的还有方解石等;铁矿物常为细粒嵌布，且与脉石矿物紧密共生呈鲕状结构，不易单体解离。由于是地下开采，易被围岩贫化。此种矿石比较难选。如果是富矿或自熔性矿石，常用重介质、跳汰或干式强磁选等方法剔除脉石矿物，得到块状成品铁矿石。如果是较富的鲕状矿石，常用焙烧磁选法，有时在焙烧磁选前先预选除去块状脉石矿物;至于较贫的鲕粒矿石，即使采用焙烧磁选，精矿品位也难以达到50%以上，因此常在剔除围岩后与其他高品位精矿配矿使用或采用直接还原等选冶联合方法。对含铝较高的矿石应该注意铁精矿的硅铝比，对自熔性或碱性矿石应保持精矿的自溶性。热液型石英质赤铁矿石和赤铁-褐铁矿石，常为不均匀嵌布，多采用重选、强磁选、浮选等方法的联合流程。 电选法选别弱磁性铁矿石，具有选别效率高，适应粒度范围较大，矿石选别前不需要磁化焙烧，选别过程不消耗药剂，不需要水因而可无需浓缩过滤的脱水设备。试验研究表明：采用小型圆筒电选机处理0.096～0.06mm赤铁矿，当原矿铁品位32.17%，可得产率44.20%，铁品位65.08%，二氧化硅4.60%，回收率89.40%的铁精矿。对海南镜铁矿石，当给矿粒度>0.15mm，原矿铁品位29.67%，可得产率48.13%，铁品位60.49%，二氧化硅9.18%，回收率98.10%的铁精矿。电选还可应用于铁尾矿的回收，当选别齐大山尾矿库中物料(-0.11mm)，FGD型复合高压电选机可从铁品位33.70%的原矿中，选出精矿产率40.39%，精矿品位66.06%，回收率79.17%的铁精矿。 电选前需对矿石进行干燥与加热，并严格进行分级，当入选矿石中各种矿物的导电率相近，难于分选时，应对其表面进行擦洗和清洗处理。 粒铁法用来处理用机械选矿方法很难获得良好选矿指标的高硅贫铁矿石。对湘西南微粒嵌布赤铁矿石，采用试验室碳阻炉，温度1300～1350℃，加无烟煤做还原剂可得粒铁，TFe96.21%，S0.261%，P0.81%，C2.54%，TFe回收率93.7%。 (二)含多金属赤铁矿石 它主要是热液型和沉积型含磷或含硫化物的赤铁矿石和菱铁矿石。此类矿石一般用重选、浮选、强磁选或其他联合流程回收铁矿物，用浮选回收磷或硫化物。热液型含磷灰石赤铁矿石和含铜、硫菱铁矿石可以用浮选法处理。沉积型含磷鲕状赤铁矿石，磷呈胶磷矿状态，虽然可用浮选法使之与铁矿物分离，但往往难于富集成磷精矿，使铁回收率降低甚多。沉积型含磷鲕状赤铁矿石的开发，可以考虑采用重选或磁选对矿石进行粗粒预选，剔除大粒度围岩、夹石，恢复矿石的地质品位，然后全烧结入炉冶炼，生产高磷生铁，再以转炉炼钢，同时生产钢渣磷肥。该方法的优点在于选矿方法简单，避免了细磨深选降磷、除硅、铝的复杂工艺，而且保持了矿石的自熔性，使磷得到充分利用。 (三)磁铁-赤(菱)铁矿石混合矿选矿方法及工艺流程 1、单一磁铁-赤(菱)铁矿石 它主要是沉积变质型磁铁矿石和磁铁-菱铁矿石。矿石中铁矿物有磁铁矿和赤铁矿或菱铁矿石，多呈细粒嵌布;脉石矿物主要是石英，有的含有较多的硅酸铁。磁铁矿在矿石中的比例是变化的，往往是从矿床地表向深部逐渐增加。此类矿石常用的选矿方法有两种：一是弱磁选与重选、浮选、强磁选联合流程，用弱磁选回收磁铁矿，用重选、浮选或强磁选回收弱磁性铁矿物的联合流程，近年来用得较多。这是由于弱磁选回收磁铁矿远比其他选矿方法经济有效，同时多数矿山随着服务年限的延长，选矿厂将由原处理磁铁-赤铁矿石逐渐转变为处理单一磁铁矿石。已被采用过的联合流程有：弱磁选-浮选、浮选-弱磁选、弱磁选-重选、弱磁选-强磁选和弱磁选-强磁选-重选-浮选等。近年来，浮选-弱磁选、弱磁选-强磁选、弱磁选-强磁选-重选或弱磁选-强磁选-浮选、弱磁选-强磁选-重选-浮选等联合流程较为流行。二是磁化焙烧磁选法或其他选矿方法的联合流程，该磁化焙烧磁选与单一赤铁矿石的磁化焙烧磁选流程相似，但它在与其他选矿方法的并联流程中，粉矿是采用弱磁选联合其他选矿方法处理。此外也有焙烧磁选与其他选矿方法的串联流程，即焙烧磁选精矿再用浮选或重选精选，以进一步提高精矿品位。微粒嵌布的磁铁-赤铁矿石，用一般选矿方法难于得到良好的效果。应采用选择性絮凝脱泥、絮凝浮选、絮凝强磁选和絮凝重选等方法。 2、含多金属磁铁-赤(磁)铁矿石 属于此类矿石的有矽卡岩型含硫化物的混合铁矿石和热液型含磷、硫或稀土的混合铁矿石。 此类矿石的选矿方法是铁矿石中最为复杂的。一般都用弱磁选与其他选矿方法的联合流程，即用弱磁选回收磁铁矿;用重选、浮选或强磁选回收弱磁性赤(菱)铁矿物;用浮选回收伴生组分。流程包括：弱磁选-浮选-强磁选、弱磁选-强磁选-浮选和弱磁选-重选-浮选等。对于含稀土的混合铁矿石，如果铁矿物以大量赤铁矿为主时，也有采用还原焙烧磁选-浮选流程的，即用还原焙烧回收赤铁矿物，用浮选回收稀土矿物。稀土矿物在还原焙烧后进行浮选，有利于提高选别指标。此外，浮选-选择性絮凝流程也可获得高指标。 四、褐铁矿石选矿方法及工艺流程 褐铁矿为2Fe2O3·3H2O，分布在广东省、江西省一带，由于其中富含结晶水，因此物理选矿法很难达到铁精品位60%，但经焙烧后，因烧减较大，可大幅度提高铁精矿品位。此外由于褐铁矿在破磨过程中极易泥化，而难以获得较高金属回收率。 铁坑褐铁矿矿床为黄铁矿矽卡岩型铁帽状褐铁矿床。矿石工业类型有矽卡岩型褐铁矿和高硅型褐铁矿两类。前者占66%，矿石由褐铁矿、赤铁矿和石英组成，后者矿石由褐铁矿、针铁矿和赤铁矿组成。其选矿方法采用磁化焙烧-弱磁选、重选、强磁选、浮选、选择性絮凝浮选、强磁选-正浮选一强磁选、强磁选-反浮选流程等联合流程进行选别。 铁坑选矿厂自建成投产以来，一直围绕着提高选矿指标进行了各种选矿方法和多种选矿流程的试验研究和生产实践，诸如重选、反浮选、正浮选、强磁选-正浮选流程，获得原矿品位35.25%，精矿品位50.52%，回收率76.23%。多年来的生产实践表明，强磁选-正浮选联合流程选别指标较好，经济效益显著。 近年来马鞍山矿山研究院研制了强磁选-阳离子反浮选工艺，连选试验结果表明，当原矿铁品位37.09%，可得产率38.26%，铁品位56.73%，铁回收率58.52%的铁精矿，满足了冶炼对铁精矿质量要求。该工艺流程已于2005年底改造完毕并投产。半年的工业生产实践表明，利用强磁选-反浮选联合选矿技术工艺合理，技术可靠，过程稳定，适应性强。 五、菱铁矿石选矿方法及工艺流程 菱铁矿的理论品位较低，仅为48.2%，且经常与钙、镁、锰呈类质同象共生，因此物理选矿方法很难使铁精矿品位达45%以上，但经焙烧后因烧减可大幅度提高铁精矿品位。由于菱铁矿的特点，是很有发展前途的一种铁矿资源，一是经焙烧后可提高铁品位，如铁品位35%时，经600°～700℃焙烧后，可使铁品位达50%。二是焙烧后菱铁矿转变为磁铁矿，易于磁选。三是菱铁矿具有较好还原性，经焙烧后CO2自矿石中逸出，使矿石中空隙增加，从而增大了与还原气体的接触面积，利于冶炼。 菱铁矿选矿方法有重选、强磁选、强磁选-浮选、磁化焙烧-弱磁选等。 近年来长沙矿冶研究院等单位对大冶铁矿强磁选精矿、酒钢选厂强磁选中矿、大西沟菱铁矿等富含碳酸铁矿石，采用回转窑焙烧技术，铁精矿品位可提高到50%～60%以上。  中钢集团马鞍山矿山研究院对太钢峨口铁矿尾矿中碳酸铁的回收做了大量试验研究工作，由于该碳酸铁的赋存状态是以铁镁碳酸盐类质同象系列矿物为主，推荐采用筛分-强磁选-浮选联合流程，最终铁精矿品位达35%以上(焙烧后铁品位达51%以上)，SiO2含量降至4%以下，四元碱度达到3以上，既是一种铁原料，又具有炼铁熔剂的性能，与酸性铁精矿混合冶炼能大大改善冶金性能，年经济效益十分可观。

我国是世界上钨选厂最多的国家，因此在钨的选矿方面积累了不少经历，特别是以来选用了不少新技术和新设备：     1、如光电选矿和重介质旋流器替代了部分人工手选。     2、反修2型跳汰机开端替代苏修“米哈诺巴”跳汰机处理＋4.5m/m的矿石。     3、离心机用于处理细泥。     4、刻槽摇床得到普遍推广。     5、黑钨浮选开端用于出产。     6、白钨浮选发明了常温精选的经历。     我国最常见的矿床工业类型为黑钨－石英矿系（包含云英岩型、长石－石英型、石英型）和白钨－石英矿系（包含矽卡岩型和石英型）两大类型，共五品种型。     石英脉黑钨矿床     埋藏量最大，也是我国钨出产的首要来历。所以在选矿方面的经历比较丰厚，下面介绍其首要经历。     一、选矿办法     因黑钨矿石一般粒度较粗，黑钨矿藏同脉石矿藏比重差异也很大，所以一般选用重选法选别。因为我国钨矿简直都是多金属矿床，共生矿藏较多，经重选得出的粗精矿，因为比重较大的伴生矿藏如锡石及各种硫化物等伴随或部分伴随进入钨精矿，致使精矿目标很低，满意不了冶炼要求，故粗精矿需要选用粒浮、磁选、电选、浮选、冶金等联合工艺精选才干得到多种合格产品。一同也处理了综合使用问题。     二、选矿工艺流程及设备     选矿工艺流程首要由粗选段，重选段和精选段三段组成。     粗选段     包含洗矿、破碎、脱泥、手选作业。     我国黑钨矿多呈薄矿脉赋存，分支、复合、尖灭改变较多，贫化率高，很多废石在重选前需预先选出，现在选用的首要办法是：大型选厂将出窿原矿经洗矿筛分手选，丢掉＋250m/m大块废石，－250m/m破到－150m/m分三级进行反手选，其间150～40m/m工效高，－40m/m低；中小型选厂因为出窿原矿粒度上限较小，一般手选扒拦丢＋80m/m废石，－80m/m分三级进行反手选，一部分矿山细粒级用正手选。有的选厂对50～20m/m粒级原矿选用光电选矿，选出废石，用人工复选，拣出块钨和少数花石。有的矿山坚持实验，总算实验成功了重介质旋流器和重介质涡流分选器，前者已用于出产，后者现在处于试出产阶段。     各钨矿原矿石中－0.074毫米矿泥的含量一般约为0.5%～7%。若不能有用地除掉矿泥，将使手选难于进行，手选时会形成金属丢失，因此，在手选前预先洗矿是不行短少的作业。     重选段是流程中的首要部分，包含棒磨，跳汰和粗选台洗。     流程特色是遵循了“少磨多选，能收早收，能丢早丢及按窄等级分选的准则”。多选用“三级跳汰，多级床选，跳尾再磨，摇床中矿扫选的贫富分选或合选的工艺流程。”该流程习惯钨矿石的特色，避免了过破坏，强化了粗选段。为了强化粗等级和矿泥的处理，有的选厂选用了反修－Ⅱ型跳汰机处理＋4.5m/m的原矿石，选别目标超过了“米哈诺布尔”跳汰机，许多钨矿在粗选段对手选前筛分分级筛下的产品用跳汰机收回一部分精矿，进步了全厂实收率。     精选段     首要包含台浮、台洗、磨矿、磁选、电选、浮选、冶金等联合作业。     我国钨矿简直都是多金属矿床，经重得出毛精矿都需经过精选方能取得合格钨精矿。较大的选厂均设有精选工段。此外尚有几座精厂会集处理邻近小矿和民窿产出的毛精矿。     精选办法首要是用台浮和浮选脱硫，重选进一步进步档次。磁选使黑钨矿与锡石、白钨、氧化铋矿等别离。电选或台浮、浮选别离白钨和锡石。铜、钼、铋、铅、锌等硫化物则用浮选使之别离，并收回成独自产品。单个选厂的部分精矿需要经过焙烧脱砷、锡，酸浸脱磷方能到达产品标准。有的选厂尚设有组成白钨工段，对难选半成品进行水冶处理。各厂精选流程，因质料不同，而有所差异。精选所得合格精矿还常含有一些稀有元素和贵金属，如黑钨矿中或许含钽、铌、钪。锌精矿中或许含铟、镉。钼精矿中或许含铼。黄铁矿精矿中或许含金。都应经过定量分析断定其含量，以便在冶炼过程中留意收回。     硫化矿的别离办法及次序取决于粗精矿中硫化矿藏品种及其嵌布粒度。钨粗矿中常见的硫化矿藏有：辉钼矿、辉铋矿、黄铜矿、闪锌矿、方铅矿、黄铁矿、毒砂等。一般辉钼矿首要自硫化矿藏混合精矿中浮出。辉铋矿有三种收回计划：自粗钨精矿中直接优先浮选；自硫化矿混合精矿中优先浮选；自硫化矿藏混合精矿中浮去其他硫化矿而让辉铋矿作为尾矿产出，一般还含有较多的脉石和黑钨矿，需进一步用摇床选和磁选别离除掉。别离次序为：辉钼矿→辉铋矿、方铅矿→黄铜矿→闪锌矿→黄铁矿。辉铋矿同方铅矿可浮性十分类似，一般混出待冶炼再行别离。细粒选用浮选法，粗粒选用粒浮。     当时精选存在杰出问题是细泥毛精矿的精选收回率低，有的高锡细泥精矿选用干式磁选和氯化焙烧丢失甚大，有时还得不到合格产品。     国外黑钨矿的精选，据已见到材料介绍，一般是选用台浮、浮选、磁选等手法。对难选的低档次精矿，则多选用水冶处理。      三、实验计划的断定     依据钨－锡石英脉矿的物质组成特色，参阅有关同类型矿石的选别计划，特别是我国钨矿选矿的丰厚经历，按照有必要加强综合使用的政策，断定实验计划如下。     （一）选矿办法的断定     据物质组成研究成果得知：该矿石中首要共生矿藏有黑钨矿、锡石、白钨矿、黄铜矿、闪锌矿，其比重皆在4以上，嵌布粒度又多较粗大，如黑钨矿晶体最达20厘米以上，锡石单晶最大粒径为2～3厘米，一般为1厘米，所以适于选用重选办法。重选法是钨锡矿常用而有用的办法。     因为共生矿藏比重都比较大，因此在重选过程中大部分富集于粗精矿中。从粗精矿多元素化学分析（表1），物相分析（表2）即可看出，伴生有用矿藏多，档次高，如粗精矿不经精选是无法得到合格产品，国家资源也没有充分使用。为了充分使用国家资源，有必要将粗选精矿进行精选，别离其有用矿藏，除掉其有害杂质。 表1  粗精矿多元素分析成果元 素WO3SnCuZnAsSMnV2O3含量（%）9.253.261.33.7414.8514.930.850.06元 素TiO2CdAl2O3元 素AuAg  含量（%）0.320.164.09含量 （克/吨）0.032138.44   表2  粗精矿藏相分析成果项目钨华白钨黑钨计 含量（%）0.0564.5244.4509.030 分布（%）0.6050.1049.30100.00 项目胶态锡黝锡矿锡石计 含量（%）0.0540.0973.1803.331 分布（%）1.602.9095.50100.00 项目硫化铜氧化铜硫酸铜计 含量（%）1.1640.00510.00331.1724 分布（%）99.280.440.28100.00 项目硫化锌氧化锌硫酸锌铁酸锌计含量（%）3.470.3280.00960.006253.8701分布（%）89.668.480.251.61100.00     精选办法的挑选，首要依据粗精矿生矿藏的物理性质和化学性质的差异，使用这种不同选用各种办法加以别离。独自选用一种办法或联合选用几种办法，决定于钨精矿的类型及其间所含杂质的品种、含量和性质。     从粗精矿多元素分析（表1）和物相分析成果（表2）可知：粗精矿中首要有用矿藏为黑钨矿、白钨矿、锡石、黄铜矿、闪锌矿等，首要有害杂质为砷、硫等。处理这品种型精矿的精选办法有比较丰厚的经历，一般选用联合办法：用粒浮和浮选脱硫，重选进一步进步档次。磁选法使黑钨与锡石、白钨等别离。电选或粒浮、浮选别离白钨矿与锡石。铜、锌、砷等硫化物用浮选使之彼此别离，并收回成独自产品。     （二）粗选流程的断定     据同类矿石的选矿经历，断定粗选段选用阶段磨矿，阶段选别，加强手选，重用跳汰，粗粒先收，砂泥分选，中矿再磨再选，细泥会集处理的单一重选流程。     1、矿石预备     手选和洗矿     手选     该矿因为矿脉呈侧幕状摆放，尖灭侧现、分支复合、曲折改变及膨大缩小等现象较为明显，致使出窿矿石贫化率高至60.05%，原矿档次WO30.542%，Sn0.223%。原矿中混入很多围岩，添加选矿的困难，因此有必要将围岩预先选出。一同有用矿藏均有比较粗的结晶，也应事前选出。因为它们与脉石英和围岩等在色彩、光泽上各有不同，故适用于手选。经手选后，试样贫化率为41.9%，档次为WO30.765%，Sn0.314%     洗选     据－20毫米原矿筛析：－0.074毫米，含量为4.95%、WO30.478%、Sn0.761%、Cu0.173%、Zn0.769%。有用矿藏档次较高，如粘附在围岩和粗矿粒表面，手选时就会形成金属丢失。一同使矿藏和围岩原本色彩和光泽显不出来，使手选难于进行，故手选前有必要洗矿。     重介质选矿     重液别离实验成果表明，该矿不适合选用重介质选矿。原因是围岩比重（2.73～2.86）比脉石比重（2.60～2.65）大，无法选出单体围岩，小于围岩或等于围岩比重的连生体将同围岩一同上浮，形成很多金属丢失。只能考虑选用手选。     重介质选矿机械化程度高，劳动出产率高，选别作用也高，但不适用于围岩比重比脉石比严重的矿石和大块围岩的分选，特别是矿石中含有较多的比重轻的伴生矿藏时更不能选用。     2、当选粒度的断定     据原矿单体解离测定：20～12毫米，仅是非钨有12%单体，20毫米当选太粗。12～6毫米，是非钨单体达30%，锡石达12%，此粒度当选适合。     3、磨矿段数和粒度     据原矿单体解离表可知，0.5～0.3毫米级有用矿藏已大部分单体别离，因此终究磨矿粒度定为0.5毫米。若将－12毫米原矿一次磨到－0.5毫米，则磨矿比大，易过破坏，因此分两段，榜首段磨至2毫米，第二段磨至－0.5毫米，并刺进一段选别（国内大多数钨选厂均为两段磨矿，中插一段选别，实施少磨多选，能收早收）。     4、泥矿处理     矿泥（－74μ）国内各钨选厂大都是分红原生和次生，别离会集处理。     粗选实验流程见图1。    图1  某钨－锡石英脉矿石粗选实验流程  （因故图表不清，需要者可来电免费讨取）     （三）粗选流程的断定     1、拟定精选流程的首要依据     （1）出产部分和规划部分要求。粗精矿中12～6毫米进行手选钨块实验，粗精矿碎至6毫米，6～2毫米进行跳汰富集，跳汰精矿进行磁选得黑钨精矿。     （2）粗精矿生矿藏品种及其彼此共生联系是断定精选流程的首要依据。据粗精矿多元素化学分析、物相分析、岩矿判定等材料可知此矿共生矿藏较多，且杂乱，需选用联合办法处理。     （3）粗精矿中杂质品种及存在形状。此粗精矿中首要杂质为砷、硫，应尽量除掉，其间多种共生矿藏应别离选出成独自产品，既确保钨锡精矿质量，又到达质料综合使用。     （4）用户对终究精矿质量要求。     （5）精选探究实验成果，经过实验得出以下定论：     脱硫     粗等级（3～0.5；0.5～0.2毫米）用台浮，细等级（－0.2毫米）用浮选。     当选粒度     3毫米、2毫米无可，参阅现厂取2毫米。     磁选别离黑钨     粒浮粗选精矿与扫选精矿应别离磁选，因粒浮粗选精矿磁选后黑钨可合格，扫选精矿磁选后黑钨不合格，但量少，可掺入。     电选别离锡石与白钨    ＋1毫米作用欠好，均破碎到－1毫米，然后分级当选，屡次精选。所得锡精矿需再经磁选、粒浮才干得到合格锡精矿。     2、精选实验准则流程如图2。    图2  某钨－锡石英脉矿精选实验准则流程   （因故图表不清，需要者可来电免费讨取）     3、精选流程中几个问题的讨论     粒浮摇床脱硫中矿处理    有用矿藏首要有锡石、白钨和少数黑钨，多呈连生体，脉石占绝大部分。须先磨矿、分级，重选去脉石，然后脱硫，电选，磁选收回钨锡。据首要矿藏单体解离度，磨矿细度应为0.5毫米，分级入床选。     －0.2毫米硫化物的处理     包含浮选脱硫尾矿、粒浮中矿磨矿选别后－0.2毫米脱硫尾矿、＋1毫米磁选尾矿破碎后－0.2毫米粒级等，曾进行过直接浮选别离白钨锡石，成果不合格。后用摇床丢脉石，不分级，一粗二精磁选得黑钨精矿，尾矿再别离白钨锡石。别离前将尾矿筛分为二级，＋0.074毫米进电选，－0.074毫米入浮选。但＋0.074毫米电选尾矿须进一步脱锡才干取得白钨精矿。另0.074毫米筛分工业上怎么完成，尚待处理。     铜锌砷别离     粒浮和－0.2毫米浮选所得的混合硫化矿，首要由黄铜矿、闪锌矿、毒砂、黄铁矿组成，含少数钨锡矿藏，脉石很少，铜锌矿藏以硫化物为主。     铜矿藏结晶粒度一般为0.16毫米，不少黄铜矿呈乳浊状0.018毫米不规则分布在闪锌矿中。据原矿0.3－0.15毫米单体别离度测定：黄铜矿67%；闪锌矿90%。适合磨矿细度断定为80%～85%－200目。     准则流程：优先浮铜，然后锌－砷混浮再别离。

常用的浮选流程有三种： （1）优先浮选。一般是先浮铜然后浮硫，对于致密块状含铜黄铁矿，常采用高碱度（矿浆中游离CaO含量高达800~1000g/m3）高黄药用量的方法浮铜抑制大量的黄铁矿，其尾矿就是黄铁矿精矿。对于浸染状铜硫矿石优先浮铜后的尾矿还要再浮硫。为降低浮硫时活化剂硫酸的用量及保证安全操作优先浮铜时尽量减少硫化铁矿的抑制剂（石灰）的用量，即尽量采用低碱度工艺条件。 （2）混合浮选流程、铜硫矿物在弱碱性（游离CaO含量100~150g/m3）矿浆中进行混合浮选，混合精矿再加石灰在高碱性矿浆中进行铜硫分离。对于原矿含硫较低，铜矿物易浮的矿石采用此流程较有利。 （3）半优先混合—分离浮选流程，是采用选择性好的Z—200#，酯—105等药剂作为半优先浮铜作业的捕收剂，先浮出易浮的铜矿物，得到部分合格精矿，然后再进行铜硫混合—分离浮选。这种流程的优点是不需要石灰来抑制黄铁矿，防止了高石灰用量对易浮铜矿物的抑制，选硫时亦不需要大量硫酸来活化黄铁矿。药剂及流程结构合理，操作稳定，生产指标比前两种流程均好。 对于难选铜矿石，采用阶段磨浮流程较有利，如粗精矿再磨再选，混合精矿再磨再分离浮选，中矿再磨单独处理等方法广为利用。

跟着金矿资源开发的不断深入，易处理金矿石储量逐步削减，而结构杂乱、低档次及嵌布粒度细的难处理金矿所占比重逐步增大。据统计由难处理金矿资源出产的黄金占国际黄金产值的1/3以上，可见这类金矿资源已成为黄金出产的首要来历，处理这类金矿石已成为现在选矿研讨中最重要的课题。 含砷金矿石是国际上公认的难处理金矿类型之一，也是处理量最大、可收回经济价值最高的金矿石。我国含砷金矿资源首要散布在西南、西北和东北等区域。含砷金矿石处理的难点在于金矿藏与含砷矿藏（首要是毒砂）以及黄铁矿亲近共生，金以微细粒状散布，常被包裹在毒砂和黄铁矿中，或存在于其单个晶体之间，形成金的选别难度增大，一起金精矿中含砷量高，金的收回率低，也不利于后续的冶金作业。现在，浮选法是对含砷金矿进行预处理的有用办法之一，浮选含砷金矿的意图是将砷与金别离，然后完成金的收回。研讨并改进含砷金矿的选矿工艺十分必要，既能进步选冶技能经济效益，还有利于环境保护，具有可持续开展的含义。现在，国内外许多学者对毒砂和含金硫化矿的分选进行了许多研讨，含砷金矿浮选别离是含金硫化矿与砷矿藏浮选别离的首要表现。毒砂与含金硫化矿藏分选的研讨要点在于浮选药剂的挑选与浮选工艺的研讨。 1 含砷金矿浮选药剂研讨进展 浮选药剂研讨的要点是低本钱、高功率及小毒性混合药剂的开发，到现在为止，浮选药剂的研讨作业获得了较多作用。 1.1 高挑选性捕收剂 选金捕收剂一般有乙基黄药、丁基黄药、异戊基黄药、黑药、羟肟酸钠和油酸等。朱申红和钱鑫、童雄和钱鑫]对某含砷金矿石进行研讨时发现，丁基黄药、仲辛基黄药和醇黄药在碱性介质中能挑选性地浮起含金黄铁矿，且这些药剂的组合运用对含金黄铁矿与毒砂的别离更有用，可以强化含金黄铁矿的浮选。跟着性质单一、易浮选金矿石的削减，矿藏组成杂乱的难选金矿石成为首要的金矿资源。关于这类矿石的浮选，单一药剂准则很难获得抱负目标，为此越来越多的选矿作业者依据现有药剂的功能，着力于混合用药和开发新药剂来处理现有难题。张大铸和贾振武等针对吴家塬含砷微细粒金矿石金收回率偏低问题，提出用25 号黑药与丁基黄药混合用药，替代本来的单一丁基黄药作捕收剂的用药准则，经过小型闭路实验，金收回率进步了26.11%。B A 钱图里亚在丁基与过量氯醇的基础上，将基三硫代碳酸盐与丙氧基化硫化物组合制成的新式ПРОКС 药剂固着于毒砂表面，经过阻挠黄药吸附使得毒砂矿藏表面亲水，然后按捺毒砂，用黄药作捕收剂浮选黄铁矿和毒砂时，先添加ПРОКС药剂能有用按捺毒砂，还能进步黄铁矿的可浮性。刘四清和张文林将烤胶与硫酸钠组合对毒砂进行按捺，获得了各项目标均比较抱负的金精矿。黄万抚和李新冬以3∶2 份额组合运用38 号捕收剂与丁胺黑药对江西某含砷金矿进行研讨，金收回率到达93.48%以上。 1.2 砷的按捺剂 在含砷金矿浮选中，往往运用按捺剂来进步矿藏的亲水性或阻挠矿藏与捕收剂的作用，使其可浮性遭到按捺，以此完成砷与金的浮选别离，然后完成金的收回。砷的按捺剂首要有石灰组合型、氧化剂型、碳酸盐型、硫氧化合物类和有机按捺剂5种类型。 （1）石灰组合型按捺剂。因为毒砂与硫化矿藏具有不同的浮选临界pH值，因而，在含砷金矿的浮选中，一般运用石灰作为pH值调整剂促进矿藏表面溶解或氧化，然后到达按捺砷的意图。但是，运用单一石灰法进行按捺毒砂或黄铁矿的作用不抱负，为了获得抱负的实验目标，常常与其他药剂混合运用，首要有石灰—铵盐（NH4NO3 和NH4Cl）、石灰—钠法和石灰—硫酸铜法等。在碱性矿浆中，黄铁矿表面会氧化生成亲水物质Fe（OH）3，毒砂表面则会氧化生成亲水物质FeAsO4、Fe3（AsO4）2和Fe（OH）3，这些亲水物质掩盖在矿藏表面形成亲水薄膜，使黄铁矿和毒砂遭到按捺。河南某金矿为高砷难处理金矿，经过运用石灰将矿浆操控在按捺砷矿藏所需的碱性条件，一起添加保护剂LA，损坏载金矿藏黄铁矿表面在碱性条件下生成的氧化亲水膜，经闭路实验得到的金精矿中金档次达68.00×10-6，收回率为78.43%，含砷量仅为0.37%，成功地完成了金砷浮选别离。 （2）氧化剂型按捺剂。针对浮选进程中毒砂易氧化的特色，可以经过对矿浆进行充氧拌和或参加氧化剂到达有用按捺毒砂可浮性的作用。Beattie在研讨毒砂按捺剂时发现，选用NaOH 作pH 值调整剂，以H2O2 或NaClO 作氧化剂，可以在毒砂表面氧化生成铁的氧化物亲水薄膜，然后按捺毒砂。对天马山高砷高硫难选金矿石进行硫砷别离工艺研讨发现，选用NaClO 作为氧化剂能挑选性氧化按捺毒砂，硫砷别离作用十分明显，脱砷率达90%，终究硫精矿中含砷量＜0.3%。袁来敏等对某含砷难选金矿进行别离研讨，选用阶段选别、阶段按捺的工艺流程，挑选多种按捺剂进行组合实验，终究筛选出石灰、NaHSO3 和少数的组合，能有用按捺毒砂，终究获得金精矿金档次为82.50×10-6，金收回率为87.01%，含砷0.27%，金砷别离作用十分明显。 （3）碳酸盐型按捺剂。办法原理：碳酸盐（首要是Na2CO3 和ZnCO3）对黄铁矿等硫化矿藏表面的氧化物有必定的清洗作用，然后活化黄铁矿等硫化矿藏，使硫化矿藏与砷矿藏的可浮性差异增大，进步别离作用。研讨发现，Na2CO3 和ZnCO3 的配比对浮选作用没有影响；Na2CO3 和漂联合运用时，可强化对毒砂的按捺，经过恰当操控药剂的参加次序可以改进黄铁矿的浮选作用。 （4）硫氧化合物类按捺剂。硫氧化合物作为砷按捺剂已经有长时刻的实践，首要有Na2SO3、硫代硫酸盐、Na2S 和K2S2O8 等。其间，Na2SO3 是比较常用的无机调整剂，具有价廉且有用的特色，K2S2O8 按捺剂挑选性较强，且别离浮选不受氧化时刻的影响。 （5）有机按捺剂。因为本钱较低且对环境没有损害，有机按捺剂的研讨日益得到注重。其间，按捺作用较好的有机按捺剂首要有糊精、腐植酸钠（铵）、丹宁、聚酰胺、木质素磺酸盐及其混合物等。经过组合运用有机按捺剂与无机按捺剂来进步金浮选进程的挑选性是现在有机按捺剂研讨的要点方向。童雄和钱鑫进行含金黄铁矿和毒砂浮选别离研讨时，运用有机与无机组合按捺剂腐植酸钠，能有用按捺毒砂，获得了杰出的金砷别离作用。张剑峰和胡岳华组成的一类含氮小分子非硫化矿有机按捺剂能有用按捺黄铁矿，在黄铁矿与毒砂的纯矿藏和人工混合矿的浮选中具有杰出的挑选性，简直能彻底按捺毒砂。杨玮等对云南某磁选尾矿进行黄铁矿与毒砂的别离，实验选用有机按捺剂MF作为砷的按捺剂，获得了杰出的实验目标。穆枭等从云南蒙自区域某高砷含黄铁矿尾矿中收回黄铁矿，运用新式有机按捺剂SN，在不影响黄铁矿收回率的前提下完成了对毒砂的有用按捺。 2 含砷金矿浮选工艺研讨进展 惯例浮选工艺对砷的按捺作用不抱负，但是新科技和新工艺的运用有用进步了含砷难处理金矿的浮选功率。我国在浮选技能与工艺立异方面已获得的突出表现：经过电位操控含金砷硫化矿的浮选，以N2替代空气精确操控矿浆电位，完成对砷的有用按捺；在Na2CO3 介质中充入空气能有用进步砷黄铁矿的可浮性。 3 含砷金矿浮选技能研讨展望 稀有金属资源挖掘中，单一矿源越来越少，绝大部分矿源都是成分杂乱的复合型矿源，但是，我国对稀有金属资源的需求不断添加，因而，成分杂乱金矿的挖掘成为当时局势的必定要求。针对含砷金矿在金矿资源中所占份额巨大，其浮选技能的开展必将得到各方注重，而浮选药剂和浮选工艺又是影响浮选技能开展的重要因素，因而，药剂挑选和工艺研讨将成为未来浮选技能的重要课题，含砷金矿的浮选研讨正在迈向一个更高的台阶。 现在，含砷金矿浮选中，金的收回率并不高，因而浮选技能有待进一步进步。浮选技能正在得到越来越广泛的运用，在这一进程中药剂的运用是要害，捕收剂和按捺剂已成为我国难处理金矿挖掘的研讨要点，跟着更为先进的药剂呈现，含砷金矿中金的收回率将会得到进步。浮选工艺及联合工艺的立异开展，可以使含砷金矿的处理进程更高效，结合先进的科学技能，浮选技能的立异将会带来新的革新。 4 结语 稀有金属的挖掘与收回仍面临着许多问题，含砷金矿的挖掘是一个典型的比如。比较单一金矿，含砷金矿的处理更为杂乱，在非单一金矿中实施浮选别离的办法有其必要性，砷与金的共同化学性质决议了二者的共同存在方法，浮选进程中药剂的挑选是能否完成砷金别离的要害。浮选新工艺和联合工艺的运用必将使浮选技能得到更广泛的运用。

一、碳酸锰矿石选矿方法及工艺流程     碳酸锰矿石中主要矿物是菱锰矿、钙菱锰矿、锰方解石和菱锰铁矿等；脉石矿物有硅酸盐和碳酸盐矿物，也常伴生硫和铁等杂质。矿石组成比较复杂，锰矿物嵌布粒度细到几微米，不易解离，难于获得较高精矿品位。     碳酸锰矿石选矿方法大多采用强磁选、重介质选矿和浮选等方法。沉积型含硫酸锰矿石一般采用炭质页岩、黄铁矿和锰矿物的顺序优先浮选流程。热液型含铅锌碳锰矿石一般采用浮选－强磁选流程。某些含硫富锰矿石，锰矿物主要是硫锰矿，一般采用焙烧方法除硫。有的富碳酸锰矿石生产上也采用焙烧方法除去挥发成分得到成品矿石。     碳酸锰矿石中含有一些难选矿石，锰与铁、磷或脉石紧密共生，嵌布粒度极细，难以分选，可以考虑用冶炼方法处理。例如处理高磷高铁锰矿石的富锰渣法，生产活性二氧化锰的硝酸浸出法和生产金属锰的电解法等均已用于工业生产。此外，还有连二硫酸钙法和细菌浸出法等。     二、氧化锰矿石选矿方法及工艺流程     氧化锰矿石中锰矿物主要是硬锰矿、软锰矿和水锰矿等，脉石矿物主要是硅酸盐矿物，也有碳酸盐矿物，常伴生铁、磷和镍、钴等成分。氧化锰矿石的选矿方法以重选为主。风化型氧化锰矿石常含大量矿泥和粉矿，生产上采用洗矿－重选方法。原矿经洗矿除去矿泥所得的净矿，有的可以作为成品矿石，有的需要用跳汰和摇床等再选。洗矿溢流有时也需要用重选或强磁选等方法进一步回收。有的沉积原生氧化锰矿石，由于开采贫化，生产上采用重介质和跳汰选剔除脉石，得到块状精矿。     含铁氧化锰矿石中，铁矿物主要是褐铁矿。铁与锰难以用重选、浮选或强磁选分离，需要采用还原焙烧磁选方法。工业上已采用了洗矿－还原焙烧磁选－重选流程。

1.工艺要求　　　　通常铝材挤压生产中，较大产量主要决定于挤压速度，而型材的质量取决于型材出模温度。随着挤压速度的加快，型材出模温度将显著升高，当温度超越一定值时，铝材组织性能和表面质量将出现多种问题，为此，必须随时对铝材出口温度进行监控、检测，以保证挤压产量与型材质量的较佳匹配。　　　　2.仪器介绍　　　　温度检测分为接触式和非接触式两大类。在铝挤压生产中，通常做法是采用快速热电偶接触方式来检测铝材温度，而挤压过程中型材一直运动，其检测元件必须随型材一起运动，无法保持在线监测，且检测时人为操作手法不同，型材出模后即刻冷却，导致检测温度检测偏差很大，因此很难得到准确的温度与速度较佳匹配。此时，往往是机手通过以往经验，目视检查型材表面质量，结合温度检测来决定型材挤压速度，人的操作不稳定性也就导致产品的质量与产量的不稳定。　　　　为消除上述常规的热电偶接触方式来检测弊病，许多工厂开始寻找在线及时温度检测方法，因生产的特点确定了在线监测只能采用非接触方式检测。目前较为成功使用的是红外线温度检测仪。其原理是一切物体都辐射红外线，红外辐射能量的大小及其按波长的分布，与物体表面温度有密切关系，因此通过测量红外测温，能准确地测定它的表面温度。一般物体，其发射率稳定，用红外辐射测温仪测量目标的温度时，测量出目标在其波段范围内的红外辐射量，就能计算出被测目标的温度。　　　　针对铝合金型材而言，由于其发射率低，波动变化大，导致红外辐射波动大，加之环境中烟尘影响，型材出模后晃动，采用传统的单波长测量无法得出准确的温度。要得到准确地测量温度，则必须使用多波长方式测量，对其变化的发射率配合以特殊的运算补偿，方可解决。其补偿运算方式必须要考虑到型材截面形式及合金成分的变化。　　　　我们针对目前多种红外测温仪进行了现场实测试验，发现许多红外测温仪自称能检测铝型材，其实只能检测某些简单截面形式的型材，仅克服了铝材因表面光亮导致发射率偏低的情形，当型材外截面变化时，必须手动设置仪表的参数，方能得到准确的温度值，并不能依实际情况进行参数智能修正，故而使用范围较窄。这其中有个关键问题，是此类测温仪未采取有效措施消除因铝材截面形状改变，自身多次反射其辐射能量而导致的干扰，尤其是针对鳍片较多或有沟槽的型材，此干扰很明显。经对比测试，目前真正可用于铝挤压在线检测，只有那些设有专门的软件，对上述干扰进行有效过滤或抑制的红外测温仪。　　　　3.同行业推广　　　　现我司使用的红外测温仪表即采用多波长检测方式，该仪表红外测温仪由光学系统、光电探测器、信号放大器及信号处理、显示输出等部分组成。光学系统收集视场内的目标所测波段的红外辐射能量、发射率，再将其光电探测器上并转变为相应的电信号。该信号经过放大器和信号处理电路，并按照仪表内定的算法和目标发射率校正后转变为被测目标的温度值。该仪表内定算法即是其特殊补偿运算软件。测量时，在考虑所测铝材红外辐射能量、发射率及所测波长后，再通过特殊补偿运算计算出准确温度。　　　　4.总结　　　　上述补偿运算是基于大量的型材实际生产数据而做出的经验模型，实质是针对不同型材、不同工况下，收集起的完整有效数据库，使用时，将检测到的信号与数据库内给定的数据进行综合对比，从而能准确判断出被测量的型材表面温度。此运算中又配以高信号稀释因数，有效克服了红外测温仪光学系统因镜头脏污、烟雾、水汽导致的衰减，适应各种截面形式，尤其是多鳍片形式，提高抗干扰能力，同时为使用者的维护保养给予智能提示。

一、砂金矿常用的选矿办法 金矿选矿实验技能计划原生金矿床显露地表今后，因为机械和化学的风化效果，使得含金矿脉或许含金母岩逐步破碎成为岩屑和金粒等。然后，在外力的转移效果和分选效果下，使比重较大的矿藏（例如金粒）沉积在山坡、河槽、湖海边岸的当地，构成必定的富集，其具有工业挖掘价值者，就称为砂金矿床。 砂金矿床一般用采金船挖掘、水力挖掘，挖掘机挖掘以及地下（竖井）挖掘等。我国砂金矿床以采金船挖掘为主，亦有水力挖掘和挖掘机挖掘。 砂金选矿工艺首要包含选别前的预备作业和选别作业。预备作业首要由碎散和筛分两进程组成。碎散首要是将采出的矿砂中的矿粒和粘土质矿泥解离。筛分是筛除不含金的粗粒级。常用的设备有平面筛、圆筒筛、圆筒擦拭机等。砂金的选别首要选用重力选矿法，这是因为一方面砂金比严重（平均为17.50～18.0），粒度较粗（一般为0.074～2毫米），另一方面是因重力选矿法比较经济和简略。重选设备一般选用各品种型的溜槽、跳汰机和摇床（常用于精选）。 二、脉金矿常用的选矿办法 金矿选矿实验技能计划金矿石的各品种型因性质不同，选用的选矿办法也有不同，但遍及选用重选、浮选、混、化及近年来的树脂矿浆法、炭浆吸附法、堆浸法提金新工艺。对某些品种的矿石，往往选用联合提金工艺流程。 金矿选矿实验技能计划用于生产实践的选金流程计划许多，一般选用的有如下几种： 1、单一混：此流程适于处理含粗粒金的石英脉原生矿床和氧化矿石。混法提金是一种陈旧而又遍及的选金办法。在近代黄金工业生产中，混法依然占有很重要的方位。因为金在矿石中多呈游离状况呈现，因而，在各类矿石中都有一部分金粒能够用混法收回。实践证明，在选金流程顶用混法提早收回一部分金粒，能够明显地下降粗粒金在尾矿中的丢失。 金矿选矿实验技能计划混法提金的理论基础为，对金粒能挑选性地潮湿，然后向潮湿的金粒中涣散。 在以水为介质的矿浆中，当与金粒表面触摸时，金与构成的触摸面替代了本来金与水和与水的触摸面，然后下降了表面能，亦破坏了阻碍金与触摸的水化膜。此刻沿着金粒表面敏捷涣散，并使相界面上的表面能下降。随后向金粒内部涣散，构成了的化合物－齐（膏）。 金矿选矿实验技能计划混提金法又分为内混和外混两种。所用混设备有混板、混溜槽、捣矿机、混筒和专用的小型球磨机或棒磨机。 混提金法工艺进程简略，操作简略，本钱低价。但是有毒物质，对人体损害很大。所以，选用混提金的选矿厂应当严厉遵守安全技能操作规程，使蒸气和金属对人身体的损害约束到最小程度。 2、混－重选联合流程：此流程分为先混后重选和先重选后混两个计划。先混后重选流程适用于处理简略石英脉含金矿石。先重选后混流程适用于处理金粒大，但表面被污染和氧化膜包裹的不易直接混的矿石，以及含金量低的砂金矿石。 3、重选（混）－化联合流程：此流程适用于处理石英脉含金氧化矿石。原矿先重选，重选所得精矿进行混；或许原矿直接进行混，尾矿、分级矿、混砂别离化。 4、单一浮选流程：此流程适用于处理金粒较细、可浮性高的硫化物含金石英脉矿石及多金属含金硫化矿石和含碳（石墨）矿石等。 5、金矿选矿实验技能计划混－浮选联合流程：这一流程是先用混收回矿石中的粗粒金，混尾矿进行浮选。这种流程适用于处理单一浮选处理的矿石、含金氧化矿石和伴生有游离金的矿石。选用这种流程比单一浮选流程取得的收回率高。 6、全泥化（直接化）流程：金以细粒或微细粒涣散状况产出于石英脉矿石中，矿石氧化程度较深，并不含Cu、As、Sb、Bi及含碳物质。这样的矿石最适于选用全泥化流程。 化法是提取金银的首要办法之一。用这种办法提金具有收回率高、对矿石适应性强、能就地产金等长处，所以得到广泛应用。 化法提金由含金矿石在化溶液中的浸出、含金贵液与浸渣的别离、浸金的沉积和金泥的熔炼四个进程组成。这种提金法的缺陷是是剧毒物质，易污染环境，在实践中必定要严厉做好环境的维护与管理作业。 7、浮选－化联合流程：此流程有以下三个同计划： （1）浮选－精矿化流程。它适用于处理金与硫化物共生关系亲近的石英脉含金矿石和石英黄铁矿矿石。 （2）浮选－焙烧－化流程。该流程适用于处理含有可浮性的有害于化的矿藏，金只需少数的与这种矿藏结合。 8、浮选－重选联合流程：此流程以浮选法为主，适用于金与硫化物共生亲近而且只能用冶炼法收回金的矿石。也适用于粗累嵌布不均匀的含金石英脉矿石，并比单一浮选取得较高的收回率。 9、堆浸法：堆浸法是化法提金的一品种型，它适用于处理含金档次较低的矿石。首要长处是工艺进程简略，出资少，本钱低。 以上9种流程是准则流程，其内部结构应以所处理的矿石类型和性质的不同而有所不同。 不管哪一种矿石，只需其间含有粗粒金，就应遵循早收多收的准则，在矿石进入浮选作业前，应别离选用重选、混或单槽浮选及时收回粗粒金。

一、碳质金矿的矿藏化学特征       产于黑色 (或含碳 )岩系和堆积岩系中的金矿 ,是国际重要金矿类型之一。本世纪初以来 ,黄金工业界就已认识到金矿中的碳质物对化浸出的有害影响。从金的提取冶炼视点，“碳质金矿”开始界说为一种含有机碳的难浸矿石，矿石中的有机碳能和金络合物发作作用 ，因而不能用惯例化法加以处理”。 最有名的碳质金矿包含美国的卡林金矿和乌兹别克斯坦的穆龙套金矿，加拿大、澳大利亚、新西兰及我国均发现了适当多的大型碳质金矿床。       国内外的研讨以为，在微细粒金矿原生矿床的构成进程中，特别以堆积岩为容矿岩石的金矿构成进程中，碳质具有重要作用。卡林金矿、我国四川的东北寨金矿及黔桂滇角的一些金矿床中都含较高的碳质和有机碳。我国几个微细浸梁型金矿床的矿石中碳质和有机碳的分析成果列于表1。   表1  我国首要微细浸染型金矿矿石中的碳质和有机碳矿床称号规划碳质（％）有机碳（％）金档次（g/t）东北寨大2.8～2.960.47～0.591.9～5.0戈塘大1.01～6.800.77～3.851.14～27.34丫他中0.25～1.100.22～0.852.03～23.79板其中0.05～1.100.006～0.861.78～86.44烂泥沟特大0.06～1.13－3.78～10.70紫木凼特大0.26～1.750.08～0.543.35～8.89金牙大1.54～2.330.11～0.261.55～7.16高龙大0.17～3.87－1.99～12.93明山中0.15～1.470.11～0.451.04～12.14       一般以为，原生矿石中含有机碳化合物在0.2％以上时，将严峻搅扰金的化提取进程，这类矿石称为碳质金矿。除了受碳质物的有害影响外，碳质金矿还具有一般难浸矿的矿藏学特性，如金以硫化或粘土矿藏中的微细（显微和超显微）包裹体存在。       碳质金矿中大都金与黄铁矿或其他硫（砷）化物共生。在一些微细粒浸染型和蜕变岩型金矿床中，碳质是首要载金之一。美国卡林区域Jerrit Cayon金矿中，大部分金以亚显微粒度存在于碳质物中；我国板其金矿的碳质单矿藏中含金53.6g/t；丫他金矿的碳质中含金27.32g/t；戈塘金矿某些矿样中，包裹在碳质中的金占包裹金的46.5％，碳质物中的含金量在个异样中可高达百余克/吨。但对大都难处理碳质金矿来说，碳质中存在的金所占份额较小，大部分金与黄铁矿等硫化物亲近共生。       碳质金矿中碳质首要有3种类型：固体（元素）碳、高分子碳氢化合物的混合物及与腐殖酸类类似的有机酸，后二者合称为有机碳。矿石中存在的碳质，一般以为是热液活动期带入了少数有机质（或许包含碳氢化合物）的成果。     元素碳有石墨、非晶无定型元素碳和晶体发育不良的假石墨（兼有非晶和石墨2种结构系统）3种结构方式，首要成分为碳，一般不含金。因体碳，特别是无定形碳，在化浸出进程具有活性碳的功能，吸附已浸溶的金络离子。碳质矿石中的有机组成由不与金络离子相互作用的长链碳氢化合物、与金酸盐构成络合物的有机酸（类似于腐殖酸）组成。我国一些研讨者将微细粒金矿床矿石中的有机碳分为在仿中可溶性有机质族和不溶性有机质族（干酪根）2种方式。有机质在成岩进程、深成热解作用及蜕变作用影响下，可蒸发成分下降，含炭量添加，氢、氧、氮含量下降。分析标明，在几个微细浸染型金矿床矿化主岩中的干酪根，碳含量为72.58％～83.60％，氢为0.71％～2.18％，氧为2.54％～9.11％，氮为0.39％～0.84％。烂泥沟、戈塘和金牙等6个矿区的化学物相办法提纯的单矿藏分析成果标明，干酪根中含金量为0.14～147.46g/t。别离组分的实验研讨发现，金牙金矿的碳质物中，发作“劫金”作用的首要组分为活性炭组分，腐殖酸类次之，酯和烃类似与“劫金”作用无关。碳质金矿的预处理办法分为2种：除掉或分化矿石中的碳质物；或使碳质物在化时失掉吸附活性。后一种办法只消除碳质物在化浸出进程中的有害影响，不损坏矿石碳质，因而也不能使碳质中本来包含的金解离。       我国已探明的碳质金矿资源在黄金工业储量中占有适当高的份额，根本上都处于我国西部，处理碳质金矿的预处理工艺技能，对我国黄金工业的持续发展和西部经济开发具有无足轻重的作用。水溶化法是碳质难处理金矿的一种有用非提金工艺，以下论说咱们在这方面的研讨成果。       二、水溶化提金的化学原理       19世纪末曾经，化法还末用于提金时，氯一直是金的一种重要浸出剂。至今，氯作为难处理金矿惯例化浸出前的预处理工艺和浸金剂，在提金工业中依然充任侧重要人物。       水溶化是现在碳质金矿的一种最有用的湿法氧化预处理法及直接浸金办法。矿浆氯化和次氯酸氧化是运用较多的2种，FeCl3、CuCl2、以及HCl－NaCl等系统的氧化浸出预处理也已进行必定研讨。研讨发现，氯化预处理进程中，有适当一部分金溶解，由此提出了氯化法直接提金工艺。       因为金和氯离子能构成较安稳的络离子，次氯酸又是一种较强氧化剂，在氯化钠溶液中可用次氯酸浸金，总反响可标明为：   3ClO－＋2Au＋5Cl－＋3H2O→2AuCl4－＋6OH－       化学热力学平衡核算标明，实验条件下金的安稳络合物为Au3＋的络合物。       另一方面，次氯酸盐的强氧化功能，既能钝化碳质对金的吸附作用，又能氧化硫化矿藏，使包裹金暴露，次氯酸盐合适用于浸出碳质难处理金矿。硫化矿藏的氧化反响可简略地标明为   MS＋4ClO－→M2＋＋4Cl－＋SO42－     或   MS＋4ClO－＋2OH－→M（OH）2＋SO42－＋4Cl－       水溶化浸金这种非提金工艺，具有进程简略和浸取速度快等长处。用于易浸矿石时，生产费用上略高于化法，环境方面的损害小于化法；用于难浸矿石，因为无需预处理工序，在生产成本上则低于化法。       三、次溶液浸金实验       次氯酸盐氯化法更适于含较高碳酸盐矿藏的碳质金矿，因为浸取在弱碱性介质中进行。贵州某矿产于堆积碳酸盐岩－泥岩系开裂含金蚀变带中，基岩首要为泥质灰岩和泥灰岩。金的均匀档次5.06g/t。该金矿属超细微型，金的粒度小于0.01μm，矿石中含碳质0.1％～0.7％。实验用矿石样的多元素分析列于表2。   表2  矿石的元素分析（％）元素CaOMgOSiO2FeOCO2Cr*SAsAu（g/t）含量34.931.7619.744.6729.650.561.160.224.01     *Cr－碳质总量，指碳酸盐外的一切其他类型的碳，包含各种元素和有机碳的总和。       矿石中的首要矿藏成分包含白云石、方解石、黄铁矿、含砷黄铁矿、石英及高岭土类粘土矿藏。从提金工艺动身，首要矿藏成分为3类：碳酸盐，硫（砷）化物和硅酸盐，经化学物相溶矿法测定，其矿藏含量别离为68.1％，3.5％和28.4％，3类矿藏中的包裹金别离为2.0％～3.4％、45.8％～47.3％和10.5％～14.1％。其间硅酸盐相包含碳质物相。选矿实验标明，该金矿的浮选目标较差。在本研讨中选用全泥浸出，矿石中金的直接化浸取率为16％左右。矿石经氧化预处理后，金的化浸取率可达90％左右。载金矿藏的氧化损坏，是进步金浸取率的要害。       次的浸取实验成果标明，浸出进程中的首要作用要素是浸出剂的浓度和反响温度，溶液pH和初始氯离子浓度等要素没有显着的作用，阐明浸出进程中各有关要素的影响规则，与浸出剂与硫化物的反响有关。       如图1所示，不同次初始浓度的浸出实验标明，当次氯酸的浓度超越3％时，金的浸出速率很快，1h内测可浸出75％以上的金，速率显着高于化浸取。    图1  不同次氯酸浓度时的浸金曲       金的浸取速度和浸取率都随浸取剂浓度的添加而进步，但浸取4h后金浸率根本上不再添加（图1）。当浸取液中次的初始浓度大于3％有用氯时，金的浸取曲线极为类似，浸取1h后，金浸取率的添加速率趋向缓慢。实验成果标明，初始有用氯浓度高于2％时，8h内金的浸取率根本持平。约80％。       尽管浸金反响式标明，金的浸溶进程需求氯离子参加，实验成果标明，次浸取进程中，溶液中初始氯离子浓度（参加NaCl调理）根本上不影响金的浸取（图2）。次氯酸氧化产出的氯离子足以满足金反响。    图2  初始氯离子浓度对浸金的影响       初始pH对金的终究浸取率的影响较小，但在低pH浸取时，浸取速率进步（图3）。    图3  溶液pH对金浸出率的影响       反响温度低于50℃时，不同温度下的浸取曲线简直没有不同（图4）；反响温度高于50℃时（如60℃），金的浸取率反而下降。  图4  不同温度下的浸取曲线       次浸取进程中，首要包含硫化物的氧化分化和金的氯化络合浸取2个根本进程，在进程的不同阶段，反响略有不同。如图5所示，浸出初期以硫化物的氧化反响为主，金的浸溶反响简直不发作。然后，在硫化物的氧化率超越30％今后，硫化物的氧化分化与金的浸溶根本上同步进行，且跟着硫化物的氧化，金的浸出率敏捷添加；在浸出终究阶段，又转化为硫化物的氧化分化为主，金的浸出率已根本上不再随硫化物进一步氧化而进步。    图5  不同浸出时期硫氧化率和金浸出率的相关联系       最佳条件下，次酸钠溶液浸取该细微粒浸染型金矿时，金的一次浸取率达80％。比照预氧化－化浸取成果，次的浸取率低于后者，标明次的浸取进程中，部分金发作纯化反响。为消除金微粒钝化，对浸渣进行了不同处理。       在3％有用氯的次溶液中，在常温下进行4h的一段浸取后，别离实验了不同办法的二段浸出，包含一段浸渣的再磨及活性炭或离子交换树脂的矿浆浸出，实验成果于表3。   表3  次溶液浸渣的二段浸取成果第二段浸取办法S（％）氧化率（％）Au（g/t）浸取率（％）预处理－过滤－化0.23877.00.3391.8A0.12688.00.8279.5B0.23477.60.7881.0C0.03396.90.6085.0D0.07792.70.8080.0E0.18282.70.4888.0       表中第二段以办法中A为浸取矿浆初加次至3％有用氯，再浸取4h，B为浸取矿浆中加（量和浓度与标准法相同）浸取24h；C为矿浆过滤、烘干、再磨后，加3％有用氯的次酸钠溶液再浸取4h；D为浸取矿浆加60g/t的活性碳，再浸取4h；E为浸渣过滤后再磨，加3％有用氯的次溶液和50kg/t树脂，再浸取4h。       以上成果标明，次氯酸盐水溶液常温常压下直接浸取细微粒碳质难处理金矿是可行的，一段浸取时，溶液中初始有用氯浓度3％以上，金的浸取率为80％；进行二段浸出可使金的浸出率到达85％～88％。浸渣再磨后，用次进行二段浸出，总浸取率与该矿的化浸取率适当。次氯化提金工艺是这类难处理金矿的一种有用办法，具有非无毒、无环境污染、工艺简略、浸取速度快等长处，具有工业使用远景。       四、次氯酸盐的电氧化生成和再生       实验研讨了次浸出剂的电化学生成和再生技能。使用离子交换膜阻隔电解池，在阳极室通入含NaCl的已净化溶液，阴极室通入NaOH溶液，可在阳极电解产出最高达15％NaClO的溶液，可用于浸金。因而，次溶液的浸金进程只耗费碱、氯化钠和电力。       阳极上的首要反响为       2Cl－→Cl2＋2e－       6ClO－＋3H2O→2ClO3－＋4Cl－＋6H＋＋1.5O2＋6e－       2H2O→O2＋4H＋＋4e－       Cl2＋H2O→HClO＋Cl－＋H＋       电解功率一般在95％以上。溶液中次氯酸的天然分化是电流功率较低的首要原因，其首要反响为：       HClO→H＋＋ClO－       6ClO－＋3H2O→2ClO3－＋4Cl－＋6H＋＋1.5O2＋6e－       ClO－＋H2O＋2e－→Cl－＋2OH－       2HClO＋ClO－→ClO3－＋2Cl－＋2H＋       2ClO－→O2＋2Cl－       阴极上首要为氧的分出反响       因为氯化钠溶液的电解能发作次氯酸根，可使用悬浮电浸出技能处理碳质金矿。实验中发现，阴、阳极室阻隔和未隔2种电解池中的电浸取作用不同。阴、阳极阻隔电解池中的氧化作用较好，与其能阻挠次氯酸在阴极复原分化有关。因为悬浮电浸出时，生成的次氯酸浓度较低，需求较长时刻的悬浮电解浸出（如14～16h），且金的浸出率依然不能高于65％，显着低于次氯酸盐的直接浸出。       五、定论       水溶化法是碳质微细粒难处理金矿较有用的提金办法，经过实验得出以下定论。       （一）次溶液可有用浸出碳质微细粒浸染型金矿，在有用氯浓度不低于3％时，一次浸取率可达80％，浸渣再磨后二次浸出率可达85％以上。该办法与化法比较，具有浸取速度快、不需求预处理、成本低和工艺简略等长处。       （二）影响金的浸出速率和终究浸取率的首要要素是次氯酸盐的初始浓度。跟着初始浓度的进步，浸金速率简直呈线性上升。温度对浸取进程的影响不大，可选用常温浸出，但温度高于50℃时，金的浸取率反而下降。溶液pH和氯化物初始浓度根本上对浸取没有影响。     （三）浸金用的次溶液可用氯化钠溶液的隔阂电解法生成或再生。

1.仪器先容细节　　温度检测分为接触式和非接触式两大类。在铝型材挤压出产中，通常做法是采用快速热电偶接触方式来检测铝材温度，而挤压过程中型材一直运动，其检测元件必需随型材一起运动，无法保持在线监测，且检测时人为操纵手法不同，型材出模后即刻冷却，导致检测温度检测偏差很大，因此很难得到正确的温度与速度最佳匹配。　　2.工艺要求细节　　通常铝材挤压出产中，最大产量主要决定于挤压速度，而型材的质量取决于型材出模温度。跟着挤压速度的加快，型材出模温度将明显升高，当温度超越一定值时，铝材组织机能和表面质量将泛起多种题目，为此，必需随时对铝材出口温度进行监控、检测，以保证挤压产量与型材质量的最佳匹配。　　3.同行业推广细节　　光学系统收集视场内的目标所测波段的红外辐射能量、发射率，再将其光电探测器上并转变为相应的电信号。该信号经由放大器和信号处理电路，并按照仪表内定的算法和目标发射率校正后转变为被测目标的温度值。该仪表内定算法等于其特殊补偿运算软件。丈量时，在考虑所测铝材红外辐射能量、发射率及所测波长后，再通过特殊补偿运算计算出正确温度。

一、钼矿的选矿办法 钼矿的选矿办法主要是浮选法，收回的钼矿藏是辉钼矿。有时为了进步钼精矿质量、去除杂质，将钼精矿再进行化学选矿处理。 辉钼矿晶体呈六方层状或板状结构，由沿层间范式键的S-Mo-S结构和层内极性共价键S-Mo构成的。层与层间的结合力很弱，而层内的共价键结合力甚强。所以回辉钼矿极易沿结构层间解裂呈片状或板状产出，这是辉钼矿天然可浮性杰出的原因。实践证明：在适宜的磨矿细度下，辉钼矿晶体解离发生在S-Mo-S层间，亲水的S-Mo面占很小份额。但过磨时，S-Mo面的份额增加，可浮性下降，尽管此刻参加一定量极性捕收剂如黄药类，有利于辉钼矿的收回，但过磨发生的新矿泥影响浮选作用。因而对辉钼矿的选别要避免和避免过磨，在生产上需求选用分段磨矿和多段选别流程，逐渐到达单体解离，确保钼精矿的高收回率。 钼矿的破碎一般都选用三段一闭路流程，破碎终究产品粒度为12～15毫米。 磨矿通常用球磨机或棒磨-球磨流程。亨德森是仅有选用半自磨流程的。 浮选选用优先浮选法。粗选产出钼精矿，粗扫选尾矿收回伴生矿藏或丢掉。钼粗精矿选用两、三段再磨，四，五次精选取得终究钼精矿。 钼矿的浮选药剂以非极性油类作捕收剂，一起增加起泡剂。美国和加拿大用表面活性剂辛太克斯(Syntex)作油类乳化剂。依据矿石性质，用石灰作调整剂，水玻璃作脉石按捺剂，有时加或硫化物按捺其他重金属矿藏。 为确保钼精矿质量，对钼精矿中所含的铜、铅、铁等重金属矿藏和氧化钙以及炭质矿藏需进一步进行别离： 一般运用或，或铁按捺铜和铁;用重铬酸盐或诺克斯(Nokes)按捺铅。假如运用按捺剂，杂质含量还达不到质量标准，需要辅以化学选矿处理：次生硫化铜用浸出;黄铜矿用溶液浸出;方铅矿用和溶液浸出，均可到达标准含量以下。 含氧化钙的脉石易泥化，因而，关于含此类脉石的矿石切忌过磨。生产上往往增加水玻璃，六聚偏磷酸钠或有机胶作脉石按捺剂或分散剂;也可用活性炭加CMC(羧甲基纤维素)按捺碳酸盐脉石。终究可用或加溶液浸出处理。 含炭质矿藏的别离，首先要查明炭质是属石墨类、沥青类或煤类。这些炭质矿藏的可浮性与辉钼矿附近，但密度较小，一般可用重选法进行脱除;运用六聚偏磷酸钠和CMC抑炭浮钼;或加、水玻璃和六聚偏磷酸钠按捺炭质也有用;选用焙烧除掉有机炭，也是办法之一。应该指出的是，所有这些炭质矿藏的别离办法，现在还不能令人满意，仍是一个没有彻底处理的问题。 脉石中SiO2(二氧化硅)含量太高，常常是影响钼精矿档次的原因。经查定：SiO2含量跟着钼精矿档次进步而下降，两者有彼此消费的趋势。只需钼矿藏到达单体解离细度，SiO2含量一般可降到标准以下。加活性炭吸附钼表面的油类，再加CMC按捺硅酸盐脉石，SiO2含量也可降到标准以下。

选矿工艺流程是指挖掘的矿石经过各个作业后得到契合冶炼要求的精矿的出产过程。 选矿工艺流程首要包含：矿石破碎与筛分、球磨机磨矿与分级机分级、矿藏分选(重选、浮选与磁选等)、矿藏质脱水(浓缩、过滤、枯燥等)。 选矿设备包含给料机、破碎机、球磨机、分级机、振动筛、摇床、磁选机、拌和筒、浮选机等设备。 铁矿石有许多品种，不同铁矿石工艺技术也是天壤之别的，选矿工艺就是依据不同矿石的性质挑选不同的选矿办法，到达最好的选矿作用。 以下是为我们总结的常见的铁矿石的选矿工艺技术： (一)磁选矿石 1单一磁铁矿石 单一磁铁矿石中铁矿藏绝大部分是磁铁矿，此类矿石选矿出产前史最长，因为矿石组成简略，常选用弱磁选办法。 关于大中型磁选厂，当磨矿粒度大于0.2毫米时，常选用一段磨矿磁选;小于0.2毫米时，则选用两段磨矿磁选。若在粗磨能分出合格尾矿时，则选用阶段磨矿磁选。 缺水区域，则选用干式磨矿干式磁选，被贫化了富磁铁矿石或贫磁铁矿石，一般用干式磁选除掉脉石，前者得到块状富矿石;后都经磨矿磁选取得精矿。 为了取得高档次精矿，可将磁铁矿精矿用反浮选或击震细筛等办法处理。为了进步收回率，可考虑尾矿再选等工艺进一步收回。 2 含多金属磁铁矿石 含多金属磁铁矿石脉石中含有硅酸盐或碳酸盐矿藏，常伴生蓼铁曆、钴黄铁矿或黄铜矿以及磷灰石等。此类矿石也有较多的选矿出产实践，一般选用弱磁选与浮选联合流程，即用弱磁选收回铁，浮选收回硫化物或磷灰石等。 准则流程分为弱磁选-浮选和浮选-弱磁选两种，这两种流程的磁铁矿与硫化物的连生体去向不同，前一流程，连生体首要进入铁精矿中;后一流程，首要进入硫化物精矿中，所以，在相同磨矿粒度下，先浮后磁流程能够得到含硫化物较低的铁精矿和收回率较高的硫化物精矿。 此类矿石常有自熔性的，应该留意坚持精矿的自熔性。还有的含镁较高，镁有的呈类质同像赋存于磁铁矿中，难以用机械选矿办法与铁别离。 (二)弱磁性铁矿石 1 单一弱磁性铁矿石 包含堆积蜕变型、堆积型、热液型和风化型矿床的赤铁矿石、菱铁矿石、褐铁矿石和赤铁(镜铁)-菱铁矿石等。此类矿石选矿出产实践较少，因为矿藏品种多，嵌布粒度规模广。 选矿办法较多，常用的办法可分两种; (1)焙烧磁选 焙烧磁选是选别细粒到微粒( (2)重选、浮选、强磁选或其联合流程。 浮选是选别细粒到微粒弱磁性铁矿石的常用办法之一。有正浮选和反浮选两种准则流程。前者适用于不含易浮脉石的石英质赤铁矿石，后者适用于脉石易浮的矿石，均有出产实践。 重选和强磁选首要用于选别粗粒(20~2毫米)和中粒弱磁性铁矿石，粗粒和极粗粒(>20毫米)矿石的重选常用重介质或跳汰选矿;中到细粒矿石则用螺旋选矿机、摇床、扇形溜槽和离心选矿机等流膜重选办法，粗、中粒矿石的强磁选常用干式感应辊式强磁选机;细粒矿石常用温式感应介质强磁选机。现在，因为细粒矿石的强磁选精矿档次不高，而重选单位处理才能较低，所以常组成强磁-重选联合流程，用强磁选丢掉很多合格尾矿，然后重选进一步处理强磁精矿，以进步档次。 2 含多金属弱磁性铁矿石 首要是热液型和堆积型含磷或硫化硪的赤铁矿石或菱铁矿石。此类矿石一般用重选、浮选、强磁选或其联合流程收回铁矿藏，用浮选收回磷或硫化物。 热液型含磷灰石赤铁矿石和含铜硫菱铁矿石能够用浮选办法。 堆积型含磷鲕状赤铁矿石，尽管能够用浮选法与铁别离，但往往难于富集成磷精矿，而且铁收回率下降甚多。能够考虑除掉大粒度脉石后，冶炼高磷生铁，再收回钢渣磷肥。 风化矿床的铁帽含有有色金属的褐铁矿石，常伴有铜、砷、锡等伴生成分无独自矿藏，难以用选矿办法与铁别离，正在研讨氯化焙烧等办法处理。红土型含镍铬钴褐铁矿中石，伴生成分也没有独自矿藏，焙烧浸和离析磁选等办法正在研讨中。 (三)磁铁-赤(菱)铁矿石 1 单一磁铁-赤(菱)铁矿石 矿石中铁矿藏有磁铁矿和赤铁矿或菱铁矿，多呈细粒嵌布;脉石首要是石英，有的含有较多的硅酸铁。磁铁在矿石中的份额是改变的，从矿床地表向深部逐步添加。 此类矿石常用的办法有两种： (1)弱磁选与重选、浮选、强磁选联合。 用弱磁选收回磁铁矿，用重选、浮选或强磁选收回弱磁性铁矿藏的串联流程，近年来用得较多。这种流程中，弱磁选-浮选、浮选-弱磁选和弱磁选-重选已用于出产;弱磁选-强磁选和弱磁选-强磁选-重选也正在建厂。经过出产实践，对弱磁选-浮选流程，趋向于把浮选放在弱磁选之前，出产更为安稳，便于操作办理;对弱磁选-重选流程，趋向于改成弱磁选-强磁选或弱磁选-强磁选-重选流程。 (2)磁化焙烧磁选法或与其它办法的并联流程。 与单一弱磁性铁矿石的磁化焙烧磁选类似，但在磁化焙烧磁选与其它选矿办法的并联流程中，粉矿选用的是弱磁选与其他办法联合。这种并联流程已有出产实践。此外，也研讨了焙烧磁选与其他办法的串联流程，即焙烧磁选的精矿再用浮选、重选或旋转磁场磁选等办法精选，进一步进步精矿档次，现在还没有用于出产。 2 含多金属磁铁-赤(菱)铁矿石 此类矿石中铁矿藏首要是磁铁矿和赤铁矿或菱铁矿，中到细粒嵌布;脉石矿藏有硅酸盐和碳酸盐矿藏或莹石等;伴生成分有磷灰石、黄铁矿、黄铜矿和稀土矿藏等。 此类矿石的选矿办法是铁矿石中最杂乱的，一般选用弱磁与其他办法的联合流程，即用弱磁选收回磁铁矿;用重选、浮选或强磁选收回弱磁性铁矿藏和用浮选收回伴生成分。  正在研讨弱磁选-浮选-强磁选、弱磁选-强磁选-浮选和弱磁选-重选-浮选等流程。对含稀土的混合铁矿石，其铁矿石中以赤铁矿为很多时，也有选用复原焙烧磁选-浮选流程的，复原焙烧磁选选铁矿藏，稀土矿藏在复原焙烧后进行浮选，进步了目标。

一、砂金矿常用的选矿办法 原生金矿床显露地表今后，因为机械和化学的风化效果，使得含金矿脉或许含金母岩逐步破碎成为岩屑和金粒等。然后，在外力的转移效果和分选效果下，使比重较大的矿藏(例如金粒)沉积在山坡、河槽、湖海边岸的当地，构成必定的富集，其具有工业挖掘价值者，就称为砂金矿床。 砂金矿床一般用采金船挖掘、水力挖掘，挖掘机挖掘以及地下(竖井)挖掘等。我国砂金矿床以采金船挖掘为主，亦有水力挖掘和挖掘机挖掘。 砂金选矿工艺首要包含选别前的预备作业和选别作业。预备作业首要由碎散和筛分两进程组成。碎散首要是将采出的矿砂中的矿粒和粘土质矿泥解离。筛分是筛除不含金的粗粒级。常用的设备有平面筛、圆筒筛、圆筒擦拭机等。砂金的选别首要选用重力选矿法，这是因为一方面砂金比严重(平均为17.50～18.0)，粒度较粗(一般为0.074～2毫米)，另一方面是因重力选矿法比较经济和简略。重选设备一般选用各品种型的溜槽、跳汰机和摇床(常用于精选)。 二、脉金矿常用的选矿办法 金矿石的各品种型因性质不同，选用的选矿办法也有不同，但遍及选用重选、浮选、混、化及近年来的树脂矿浆法、炭浆吸附法、堆浸法提金新工艺。对某些品种的矿石，往往选用联合提金工艺流程。 用于生产实践的选金流程计划许多，一般选用的有如下几种： 1、单一混此流程适于处理含粗粒金的石英脉原生矿床和氧化矿石。混法提金是一种陈旧而又遍及的选金办法。在近代黄金工业生产中，混法依然占有很重要的方位。因为金在矿石中多呈游离状况呈现，因而，在各类矿石中都有一部分金粒能够用混法收回。实践证明，在选金流程顶用混法提早收回一部分金粒，能够明显地下降粗粒金在尾矿中的丢失。 混法提金的理论基础为，对金粒能挑选性地潮湿，然后向潮湿的金粒中涣散。 在以水为介质的矿浆中，当与金粒表面触摸时，金与构成的触摸面替代了本来金与水和与水的触摸面，然后下降了表面能，亦破坏了阻碍金与触摸的水化膜。此刻沿着金粒表面敏捷涣散，并使相界面上的表面能下降。随后向金粒内部涣散，构成了的化合物-齐(膏)。 混提金法又分为内混和外混两种。所用混设备有混板、混溜槽、捣矿机、混筒和专用的小型球磨机或棒磨机。 混提金法工艺进程简略，操作简略，本钱低价。但是有毒物质，对人体损害很大。所以，选用混提金的选矿厂应当严厉遵守安全技能操作规程，使蒸气和金属对人身体的损害约束到最小程度。 2、混-重选联合流程此流程分为先混后重选和先重选后混两个计划。先混后重选流程适用于处理简略石英脉含金矿石。先重选后混流程适用于处理金粒大，但表面被污染和氧化膜包裹的不易直接混的矿石，以及含金量低的砂金矿石。 3、重选(混)-化联合流程此流程适用于处理石英脉含金氧化矿石。原矿先重选，重选所得精矿进行混;或许原矿直接进行混，尾矿、分级矿、混砂别离化。 4、单一浮选流程 此流程适用于处理金粒较细、可浮性高的硫化物含金石英脉矿石及多金属含金硫化矿石和含碳(石墨)矿石等。 5、混-浮选联合流程这一流程是先用混收回矿石中的粗粒金，混尾矿进行浮选。这种流程适用于处理单一浮选处理的矿石、含金氧化矿石和伴生有游离金的矿石。选用这种流程比单一浮选流程取得的收回率高。 6、全泥化(直接化)流程金以细粒或微细粒涣散状况产出于石英脉矿石中，矿石氧化程度较深，并不含Cu、As、Sb、Bi及含碳物质。这样的矿石最适于选用全泥化流程。 化法是提取金银的首要办法之一。用这种办法提金具有收回率高、对矿石适应性强、能就地产金等长处，所以得到广泛应用。 化法提金由含金矿石在化溶液中的浸出、含金贵液与浸渣的别离、浸金的沉积和金泥的熔炼四个进程组成。这种提金法的缺陷是是剧毒物质，易污染环境，在实践中必定要严厉做好环境的维护与管理作业。 7、浮选-化联合流程 此流程有以下三个同计划： (1)浮选-精矿化流程。它适用于处理金与硫化物共生关系亲近的石英脉含金矿石和石英黄铁矿矿石。 (2)浮选-焙烧-化流程。该流程适用于处理含有可浮性的有害于化的矿藏，金只需少数的与这种矿藏结合。 8、浮选-重选联合流程此流程以浮选法为主，适用于金与硫化物共生亲近而且只能用冶炼法收回金的矿石。也适用于粗累嵌布不均匀的含金石英脉矿石，并比单一浮选取得较高的收回率。 9、堆浸法 堆浸法是化法提金的一品种型，它适用于处理含金档次较低的矿石。首要长处是工艺进程简略，出资少，本钱低。 以上9种流程是准则流程，其内部结构应以所处理的矿石类型和性质的不同而有所不同。 不管哪一种矿石，只需其间含有粗粒金，就应遵循早收多收的准则，在矿石进入浮选作业前，应别离选用重选、混或单槽浮选及时收回粗粒金。

(一)硫化铜矿石 未经氧化(或氧化率很低)的硫化铜矿石的选矿实验，根本上选用浮选计划。在硫化铜矿石中，除了硫化铜矿藏和脉石以外，多少都含有硫化铁(黄铁矿、磁黄铁矿、砷黄铁矿等)。硫化铜矿藏同脉石的别离是比较简单的，与硫化铁矿藏的别离较难，因此硫化铜矿石浮选的首要矛盾是铜硫别离。 矿石中硫化铁矿藏含量很高时，应选用优先浮选流程;反之，应优先考虑铜硫混合浮选后再别离的流程，但也不排挤优先浮选流程。 铜硫别离的根本药方是用石灰按捺硫化铁矿藏，必要时可增加少数。 硫化铁矿藏的活化可用碳酸钠、二氧化碳气体、硫酸等,一起需增加少数硫酸铜。近年来开端研讨选用热水浮选法别离铜硫,有或许少加或不加石灰等按捺剂，并改进铜硫别离作用。 矿石中含磁铁时，可用磁选法收回。 矿石中含钻时，钴一般存在于黄铁矿中，黄铁矿精矿即钴硫精矿，可用治金办法收回。 矿石中含有少数钼时，可先选出铜钼混合精矿，再进行别离。 铜镍矿也是大都选用混合浮选流程，混合精矿可先冶炼成镍冰铜后再用浮选法别离,也可直接用浮选别离。 (二) 硫化铜锌矿石 硫化铜锌矿石首要用浮选法处理。 硫化铜锌矿石中一般多少含有硫化铁矿藏。浮选的首要任务是处理铜、锌、硫别离,特别是铜锌别离的问题。 浮选流程需经过实验比照,但可依据矿石物质组成初步判断。硫化物含量高时应先考虑优先浮选流程或铜锌混合浮选后再浮硫的部分混合浮选流程;反之,则可考虑用全浮选流程，或优先浮铜后锌硫混合浮选。铜矿藏和锌矿藏互相共生的粒度比同黄铁矿共生的粒度细时可选用铜锌部分混合浮选流程;反之，不如先浮铜再混合浮选锌硫。 铜锌别离的根本药方一般是用或盐(包含NaSO3、NazS2O3、NaHSO3、H2SO4气体等) 抑锌浮铜，大大都要与硫酸锌混合运用。 还可考虑试用以下三个计划: (1) 用加硫酸锌抑锌浮铜; (2) 在石灰介质顶用赤血盐抑铜浮锌; (3)在石灰介质中加温矿浆(60*C) 抑铜浮锌。 因为铜锌矿藏常常细密共生，闪锌矿易被铜离子活化,特别是经过氧化的杂乱硫化矿因为可溶性铜盐的生成,活化了闪锌矿,铜锌别离变得好不容易，一般办法尚难别离，可考虑选用增加可溶性淀粉和硫酸铜浮锌抑铜的办法，能得到较好目标。锌硫别离的传统药方是用石灰抑硫浮锌，在有条件的区域，也可试用矿浆加温的办法替代石灰(或二者混用)按捺黄铁矿。也可用SO2十蒸汽加温法浮硫抑锌。 (三)硫化铜铅锌矿石 硫化铜铅锌矿石的选矿首要也是用浮选。实验时应优先考虑以下两个流程计划: (1)部分混合浮选流程，即先混合浮选铜、铅,再顺次或混合浮选锌和硫化物; (2) 混合浮选流程，行将悉数硫化物一次浮出，然后再行别离。 铜铅别离是铜铅锌矿石浮选时的首要问题，其计划可所以抑铅浮铜，也可所以抑铜浮铅,究竞哪一计划较好，要经过详细的实验断定。一般原则是:当矿石中铅的含量比铜高许多时，应抑铅浮铜;反之，当铜含量挨近或多于铅时，应抑铜浮铅。 常用铜铅别离办法如下: (1)重铬酸盐法 即用重铬酸盐按捺方铅矿而浮选铜矿藏。 (2) 化法 即用按捺铜矿藏而浮选铅矿藏。 (3)铁法 当矿石中次生铜矿藏含量很高时，上述两个办法的作用都不够好，此刻若矿石中铜含量较高，则可用铁(黄血盐和赤血盐)按捺次生铜矿藏浮选铅矿藏;若铅的含量比铜高许多，就应实验两个计划。 (4)法(二氧化硫法)即用二氧化硫气体或处理混合精矿，使铅矿藏被按捺而铜矿藏遭到活化。为了加强按捺,可再增加重或，或淀粉 等，也可将矿浆加温(加温浮选法),最终都必须用石灰将矿浆PH调整到5~7,然后进行铜矿的浮选。 (5 )钠-硫酸铁法 即用钠和硫酸铁作混合按捺剂，并用硫酸酸化矿浆，在pH=6~7的条件下拌和，按捺方铅矿而浮选铜矿藏。 (6) Ca(ClO)2法抑铜浮铅。 铜铅混合精矿别离困难的首要原因之一，是因为混合精矿中含有过剩的药剂(捕收剂和起泡剂)的原因。在混合精矿别离前除掉矿浆中过剩的药剂和从矿藏表而上除掉捕收剂薄膜能够大大的改进混合精矿的别离作用。 杂乱难选的铜、铅、锌、黄铁矿石，因为矿石组成杂乱及可浮性改变较大，首要经过特效药方处理，力求少用，多用SO2,在pH=5.5~6.5条件下浮铜抑铅、锌、铁,比较有用的是用归纳按捺剂:SO2加糊精和栲胶、NaHSO3等。其次，粗选时用初级黄药及铵黑药，精选前加活性炭解吸。此外，流程上考虑先浮易浮的，然后浮难浮的及连生体(即等可浮流程)。关于嵌布粒度很细的状况，需选用阶段磨浮流程,先选出铜铅或锌硫混合精矿，然后将混精再磨再选，有的乃至须选用选冶联合流程。关于氧化比较严重的状况，铜铅矿变得难浮，闪锌矿受铜离了活化反而好浮,硫化铁况杂乱，采纳的办法首要是“热水浮选法”，有的将铜锌混合精矿过滤后置露天堆积几天，任其氧化，再调浆(35~40%固),加热水(50~60℃)浮锌抑铜，然斤锌精矿再脱铜。有的厂将铜铅混合精矿蒸气加温至70℃,然后用调浆至pH=5~5,5,抑铅浮铜。关于含很多矿泥的状况，需预先冼矿，泥砂分选，粗精矿兼并处理。

1、产品用途    Product use    电工圆铝杆用于生产电线电缆的导电芯线，还可制作绞线与钢芯绞线。    Electrical Round Aluminum Rod is used for produce the Electric Conduction Core of    Electric Wire Electric Cable, it also could make the Stranded Wire and Steel Core Stranded Wire.2、产品型号、状态和直经 Product model, Condition and Diameter品种 Variety  型号 Model  状态 Condition  直经.mm Diameter(mm)  纯铝电工圆铝杆   Pure Aluminum Electrical Round Aluminum Rod  A  O  9.0-20.0  A2,A4,A6,A8  H112  稀土铝电工圆铝杆RARE Earth Aluminum Electrical Round Aluminum Rod  RE-A  O  RE-A2,RE-A4,RE-A8  H112   3、产品材料化学成分 Product Material Chemical Composition材料   Material   化学成分（%） Chemical Composition （%）  RE  Si  Fe  Cu  V+Ti+Mn+Cr  其他元素  Al  每种  总和  不大于   No Lager than  不小于   No less than  纯铝   Pure Aluminum  -  0．11  0．25  0．01  0．02  0．02  0．1  99．6  稀土铝   Rare Earth Aluminum  0．10～0。30  0．16  0．30  0．02  0．02  0．02  0．1  余量 Remainder   4、直经偏差 Diameter deviation直经 Diameter  偏差 Deviation  不圆度 不小于 Ont of roundness No larger than  9.0—12.0  +/-0.5  0.9  12.5—20.0  +/-0.7  1.2   5、力学性能和电性能 Mechanics performance and Electricity performance型号 Model抗拉强度MpaTensile strength MPa伸长率%不小于Elongation ratio% no less than电阻率（20℃）,nΩ·m不大于ElectronicResistivity(20℃),n&.m no lager thanA和 RE-AA and RE-A60-802527.55A2 和 RE-A2A2 and RE-A280-1001227.85A 4和 RE-A4A 4 and RE-A495-1151028.01A6 和 RE-A6A6 and RE-A6110-130828.01A8 和 RE-A*A8 and RE-A*120-150628.01 6、产品规格 Product specification     ￠9.5mm,另可按用户特殊要求生产其他规格的产品。     ￠9.5mm，could produce other specifically product as client's special request.7、本产品严格按照国家标准执行 The product is Strictly according to national standard execution 具体可参阅GB/T3954-2001

一、砂金矿常用的选矿办法 原生金矿床显露地表今后，因为机械和化学的风化效果，使得含金矿脉或许含金母岩逐步破碎成为岩屑和金粒等。然后，在外力的转移效果和分选效果下，使比重较大的矿藏(例如金粒)沉积在山坡、河槽、湖海边岸的当地，构成必定的富集，其具有工业挖掘价值者，就称为砂金矿床。 砂金矿床一般用采金船挖掘、水力挖掘，挖掘机挖掘以及地下(竖井)挖掘等。我国砂金矿床以采金船挖掘为主，亦有水力挖掘和挖掘机挖掘。 砂金选矿工艺首要包含选别前的预备作业和选别作业。预备作业首要由碎散和筛分两进程组成。碎散首要是将采出的矿砂中的矿粒和粘土质矿泥解离。筛分是筛除不含金的粗粒级。常用的设备有平面筛、圆筒筛、圆筒擦拭机等。砂金的选别首要选用重力选矿法，这是因为一方面砂金比严重(平均为17.50～18.0)，粒度较粗(一般为0.074～2毫米)，另一方面是因重力选矿法比较经济和简略。重选设备一般选用各品种型的溜槽、跳汰机和摇床(常用于精选)。 二、脉金矿常用的选矿办法 金矿石的各品种型因性质不同，选用的选矿办法也有不同，但遍及选用重选、浮选、混、化及近年来的树脂矿浆法、炭浆吸附法、堆浸法提金新工艺。对某些品种的矿石，往往选用联合提金工艺流程。 用于生产实践的选金流程计划许多，一般选用的有如下几种： 1、单一混此流程适于处理含粗粒金的石英脉原生矿床和氧化矿石。混法提金是一种陈旧而又遍及的选金办法。在近代黄金工业生产中，混法依然占有很重要的方位。因为金在矿石中多呈游离状况呈现，因而，在各类矿石中都有一部分金粒能够用混法收回。实践证明，在选金流程顶用混法提早收回一部分金粒，能够明显地下降粗粒金在尾矿中的丢失。 混法提金的理论基础为，对金粒能挑选性地潮湿，然后向潮湿的金粒中涣散。 在以水为介质的矿浆中，当与金粒表面触摸时，金与构成的触摸面替代了本来金与水和与水的触摸面，然后下降了表面能，亦破坏了阻碍金与触摸的水化膜。此刻沿着金粒表面敏捷涣散，并使相界面上的表面能下降。随后向金粒内部涣散，构成了的化合物-齐(膏)。 混提金法又分为内混和外混两种。所用混设备有混板、混溜槽、捣矿机、混筒和专用的小型球磨机或棒磨机。 混提金法工艺进程简略，操作简略，本钱低价。但是有毒物质，对人体损害很大。所以，选用混提金的选矿厂应当严厉遵守安全技能操作规程，使蒸气和金属对人身体的损害约束到最小程度。 2、混-重选联合流程此流程分为先混后重选和先重选后混两个计划。先混后重选流程适用于处理简略石英脉含金矿石。先重选后混流程适用于处理金粒大，但表面被污染和氧化膜包裹的不易直接混的矿石，以及含金量低的砂金矿石。 3、重选(混)-化联合流程此流程适用于处理石英脉含金氧化矿石。原矿先重选，重选所得精矿进行混;或许原矿直接进行混，尾矿、分级矿、混砂别离化。 4、单一浮选流程 此流程适用于处理金粒较细、可浮性高的硫化物含金石英脉矿石及多金属含金硫化矿石和含碳(石墨)矿石等。 5、混-浮选联合流程这一流程是先用混收回矿石中的粗粒金，混尾矿进行浮选。这种流程适用于处理单一浮选处理的矿石、含金氧化矿石和伴生有游离金的矿石。选用这种流程比单一浮选流程取得的收回率高。 6、全泥化(直接化)流程金以细粒或微细粒涣散状况产出于石英脉矿石中，矿石氧化程度较深，并不含Cu、As、Sb、Bi及含碳物质。这样的矿石最适于选用全泥化流程。 化法是提取金银的首要办法之一。用这种办法提金具有收回率高、对矿石适应性强、能就地产金等长处，所以得到广泛应用。 化法提金由含金矿石在化溶液中的浸出、含金贵液与浸渣的别离、浸金的沉积和金泥的熔炼四个进程组成。这种提金法的缺陷是是剧毒物质，易污染环境，在实践中必定要严厉做好环境的维护与管理作业。 7、浮选-化联合流程 此流程有以下三个同计划： (1)浮选-精矿化流程。它适用于处理金与硫化物共生关系亲近的石英脉含金矿石和石英黄铁矿矿石。 (2)浮选-焙烧-化流程。该流程适用于处理含有可浮性的有害于化的矿藏，金只需少数的与这种矿藏结合。 8、浮选-重选联合流程此流程以浮选法为主，适用于金与硫化物共生亲近而且只能用冶炼法收回金的矿石。也适用于粗累嵌布不均匀的含金石英脉矿石，并比单一浮选取得较高的收回率。 9、堆浸法 堆浸法是化法提金的一品种型，它适用于处理含金档次较低的矿石。首要长处是工艺进程简略，出资少，本钱低。 以上9种流程是准则流程，其内部结构应以所处理的矿石类型和性质的不同而有所不同。 不管哪一种矿石，只需其间含有粗粒金，就应遵循早收多收的准则，在矿石进入浮选作业前，应别离选用重选、混或单槽浮选及时收回粗粒金。

在浮选含有两种以上有用成分的多金属矿石时，如果先浮选一种矿物而抑制其余的矿物，然后再活化并浮选另一种矿物，这种依次回收有用矿物的流程叫优先浮选流程。例如，铜锌矿石的优先浮选原则流程如图6-23所示，这种流程是按矿物可浮性的好坏，顺次先浮铜再浮锌。如果在上述情况下，先将矿石中的两种或两种以上的有用矿物一起浮出得到混合精矿，然后再将混合精矿进行分选，而得到不同有用矿物合格精矿，这种先混合回收多种有用矿物的流程称为混合浮选流程，又叫全浮选流程。例如，铜锌矿石的混合浮选原则流程如图6-24所示，此流程就是首先将铜锌全部浮出，得到混合精矿和废弃尾矿，将混合精矿再磨或脱药，然后优先浮铜，得到铜精矿。一般来说，混合浮选宜于处理原矿较贫、性质简单的矿石，在这种情况下较优先浮选有如下优点:可以节省磨矿费用，节省浮选药剂，节省浮选设备。当回收三种以上的有用矿物时，也可以应用部分混合浮选流程，如图6-25所示。它与全浮选流程的区别是把要浮的有用矿物的一部分先混合浮出。等可浮流程又叫分别混合浮选流程，如图6-25所示，它是把要浮的有用矿物按可浮性不同分成易浮与难浮两部分，按先易后难的顺序分别浮选，然后再分离。它适应同一种矿物包括易浮与难浮两部分的复杂多金属矿石，其优点是可以降低药剂消耗，消除过剩药剂对分离浮选的影响，有利于提高浮选指标。主要缺点是比全浮选要多用设备。

氧化钼矿藏中具有一些价值的仅只有钼钙矿、铁钼华和彩钼铅矿。       一、钼钙矿的选别       钼钙矿浮选工艺分作别离浮选与混合浮选两种。       别离浮选是从辉钼矿浮选尾矿中收回钼钙矿的工艺。1950年前苏联И·A·思特里金特等人首要研讨并初次用于巴尔哈什选矿厂，以东科恩拉德硫化钼浮选尾矿中收回钼钙矿。       钼钙矿捕收剂一般用油酸（约100g/t），为一起收回辉钼矿，还须参加火油（200g/t），起泡剂选用二。浮选出产工艺包含粗选、扫选、粗精矿参加水玻璃（1300g/t），经蒸吹（温度85℃下处理30～40min），再过滤、脱药，并用新鲜水调浆后进行四次精选。火油、油酸捕收力较弱，选择性较差，所以泡沫产品中钼钙矿的档次和收回率都较低，无法产出合格的钼精矿，只能获取含钼7.5%～15%、铜2%～3%、钙30%～35%、铁3%～8%、硫4%～6%的钼中矿。该中矿还须经焙烧－浸出提取工艺制成钼酸钙（CaMoO4）后使用。       前苏联矿业研讨所研讨了用烷基硫酸钠作油酸、火油的分散剂。作用见图1及图2。    图1  乳化剂（烷基硫酸钠）对钼钙矿浮选影响    图2  有无分散剂对钼钙矿浮选影响       明显，参加少数分散剂烷基硫酸钠能够进步钼钙矿的收回率和浮游速度。       “别离”浮选无法获合格钼精矿，并且浮选设备增加。为此，前苏联矿业研讨所研讨了“混合”捕收硫化钼与氧化钼的工艺。       “别离”浮选与“混合”浮选动力学曲线比照，如图3及图4。    图3  氧化钼的浮选动力学曲线    图4  全钼浮选动力学曲线       从图可见，“混合”与“别离”浮选工艺目标相同，但浮选速度加速，浮选时刻缩短。明显，硫化钼和氧化钼矿藏可混合浮选而不下降精矿质量。       辉钼矿、钼钙矿混合浮选在1963年进行工业实验。实验在原硫化矿浮选系列上进行，球磨机增加苏打（600g/t）、火油（200g/t），扫选参加油酸钠（100g/t）与硫酸烷酯（10g/t）混合液，粗选、扫选还补加了火油，因油酸钠与硫酸烷酯也具有起泡性，起泡剂二用量减少了50%。蒸吹、精选工艺改变不大。实验证明，混合浮选比“别离”浮选，钼收回率均匀进步5%。       对是否选用混合浮选，首要要看能否获取合格的混合钼精矿，“别离”浮选产出的钼钙矿精矿含钼7.5%～20%，按此核算，混合精矿中钼钙矿部分不能超过钼总量的13%～18%。也就是原矿石中钼钙矿份额不能太高，不然，混合精矿就难以保证质量。       钼矿床中的钼钙矿主要为钼类质同象替代白钨矿（CaWO4）中钨的产品，很少见不含钨的纯钼钙矿。钼进入钨矿藏晶格替代钨，随替代量的增加，构成白钨矿、钨钼矿、钼钨矿、钼钙矿。其晶形与白钨矿、钼钙故相同；浮游功能也与白钨矿、钼钙矿类似。含钼钙矿的钨矿石在浮选中，钼钙矿与白钨矿无法别离，一起进入钨精矿，再经浸出－提取工艺以别离，提纯出钼产品。       二、铁钼华的选别       铁钼华矿石浮选是一个十分复杂的问题。       矿石中，铁钼华与褐铁矿、铁赭石关系密切，呈微粒状浸染。克莱麦克斯的氧化钼就主要与针铁矿，其次为黄钾铁钒共生。这些矿藏性脆，磨矿中易泥化，浸染粒度极细，索尔斯克氧化钼矿石不同粒度铁钼华的散布见图5。    图5  索尔斯克各粒级钼含量       因而，铁钼华选别比钼钙矿还困难，富矿比更小，只能产出低档次中矿，再经浸出－提取工艺制取钼制品。       铁钼华的浮选是在苏打（Na2CO3）介质顶用油酸作捕收剂选别，为收回硫化钼，还要一起增加火油。       前苏联稀有金属科学研讨所索尔库茨克分所提出选别索尔斯克氧化钼的工艺：选用6000g/t苏打、1500g/t油酸、1500g/t火油、100g/t，经一次粗选、一次扫选，成果如下表1所列。   表1  索尔斯克浮选氧化钼成果原矿档次 （%）精  矿尾矿档次 （%）产率（%）档次（%）收回率（%）0.048200.17710.017       油酸的用量（1500g/t）和报价都很高，所以г·A·哈罗和A·Й·扎拉哈尼引荐用氧化白腊作油酸代用品，并在索尔斯克得以使用。       工业实验用粗选、扫选、两次精选工艺增加苏打（2200～3000g/t）、氧化白腊皂（2000～3000g/t）、火油（1500～2250g/t）。对选别含氧化态钼档次≥0.045%的矿石，可获收回率65%～80%、含全钼0.32%～0.52%、含氧化态钼0.3%～0.5%的钼中矿。对选其他含氧化态钼档次＜0.045%的矿石，可获收回率51%～61%、含全钼0.22%～0.28%、或含氧化态钼0.21%～0.27%的钼中矿。       因为铁钼华易泥化、难选，所以浮选的富矿比很低，浮选产品必需再经浸出－提取工艺加工。       对辉钼矿矿床中部分富集的铁钼华富矿，可考虑别离挖掘，直接浸出－提取。克莱麦克斯即对矿床中富氧化钼矿直接浸出出产化工品。栾川三道童钼矿床也有部分富铁钼华产出，尚待研讨开发。

铜铅别离是铜铅锌矿石浮选时的首要问题。其计划可所以抑铅浮铜，也可所以抑铜浮铅。终究那一计划较好，要经过详细的实验断定。但一般原则是：当矿石中铅的含量比铜高许多时，应抑铅浮铜；反之当铜含量挨近或式于铅时，应抑铜浮铅。     常用铜铅别离办法如下：     一、重铬酸盐法：即用重铬酸盐按捺方铅矿而浮选铜矿藏。     二、化法：即用按捺铜矿藏而浮选铅矿藏。     三、铁法：当矿石中次生铜矿藏含量很高时，上述两个办法的作用都不够好，此刻若矿石中铅含量较高，则可用铁（黄血盐和赤血盐）来按捺次生铜矿藏浮选铅矿藏；若铅的含量比铜高许多，就应实验以下两个计划。     四、法（二氧化硫法）：即用二氧化硫气体或处理混合精矿，使铅矿藏被按捺而铜矿藏遭到活化。为了加强按捺，可再增加重或等，也可将矿浆加温（加温浮选法），最终都必须用石灰将矿浆pH调整到5－7，然后进行铜矿藏的浮选。     五、钠，硫酸铁法：即用钠和硫酸铁作混合按捺剂，并用硫酸酸化矿浆，在pH＝6－7的条件下拌和，按捺方铅矿而浮选铜矿藏。     铜铅混合精矿别离困难的首要原因之一，是因为混合精矿中含有过剩的药剂（捕收剂和起泡剂）的原因。在混合精矿别离前除掉矿浆中过剩的药剂和从矿藏表面上除掉捕收剂薄膜能够大大的改进混合精矿的别离作用。     从矿浆中除掉过剩药剂和从矿藏表面除掉捕收剂薄膜的办法有：     （一）、机械的办法；     （二）、化学的或物理化学的办法。可根据混合精矿的性质和其所取得条件的不同，来选定适合的办法。

一、某地表赤铁矿试样选矿实验计划    拟定实验计划的过程是：   （1）分析该矿石性质研究材料，依据矿石性质和同类矿产的出产实践经历及其研究成果，开始拟定可供挑选的计划。   （2）依据国家有关的方针政策，结合当地的详细条件以及托付一方的要求，全面考虑，断定主攻计划。   （一）矿石性质研究材料的分析    1.光谱分析和化学多元素分析该试样的光谱分析成果见表1，化学多元素分析成果见表2。  某地表赤铁矿光谱分析成果元素FeAISiCaMgTiCuCr大致含量>1>1>1>10.50.10.005--元素MnZnPbCoVAgNiSn大致含量0.020.01-0.030.000050.005-0.001-- 某地表赤铁石化学多元素分析成果项目TFeSFeFeOSiO2AL2O3CaOMgOspAs灼减含量(%)27.426.273.2548.675.390.680.760.250.15--3.1     由光谱分析和化学多元素分析成果看出：矿石中首要收回元素是铁，伴生元素含量均未到达归纳收回标准，首要有害杂质硫、磷含量都不高，仅二氧化硅含量很高，故仅需考虑除掉有害杂质硅。    化学多元素分析表中TFe、SFe、FeO、SiO2、AL2O3、CaO、MgO等项是铁矿石必需分析的重要项目，下面别离介绍各项的意义及其意图：   （1）TFe全铁（指金属矿藏和非金属矿藏中总的含铁量）。该矿全铁含量仅27.40%。属贫铁矿石。   （2）SFe可溶铁（指化学分析时能用酸溶的含铁量）。[next]    用TFe减去SFe等于酸不溶铁，常将其看做是硅酸铁的含铁量，并用以代表“不可选铁”量。该矿“不可选铁”含量很低，因此在拟定计划时，无需考虑这部分铁的收回问题；选矿目标欠好的原因首要不是因为“不可选铁”形成。    事实上，将酸不溶铁看做硅酸铁的含铁量，这种概念还不行切当，原因是铁矿石中经常是几种铁矿藏共生，各种铁矿藏溶于酸中的状况比较杂乱，硅酸铁矿藏有的溶于酸，有的也不溶于酸，因此详细应用时有必要依据详细状况考虑。   （3）FeO氧化亚铁。一般用TFe/FeO（称亚铁比或氧化度）和FeO、TFe的比值（铁矿石的磁性率）表明磁铁矿石的氧化程度。它们是地质部分区分铁矿床类型的一个重要目标，也是选矿实验拟定计划时判别铁矿石可选性的一项重要依据。    依据TFe/FeO和FeO/TFe比值巨细可将铁矿石区分为如下几品种型：    (FeO/TFe)*100(%)>37%TFe/FeO 3.5            氧化矿石（红矿）           磁选困准    本实例亚铁比TFe/FeO=8.43，属氧化矿类型，因此较难选。    实践证明，选用上述比值区分矿石类型的办法，仅适用于铁的工业矿藏是磁铁矿或具有不同程度氧化作用的磁铁矿床，矿藏成分比较简略。关于矿藏成分杂乱，含有多种铁矿藏的磁铁矿床，矿石类型的区分应结合矿床的详细特色并依据实验材料断定。    （4）CaO、MgO、SiO2、AL2O3等是铁矿石中首要脉石成分。一般用比值（ CaO+MgO）/ （SiO2+AL2O3）表明铁矿石和铁精矿的酸碱性，它直接决议着往后冶炼炉料的配比。    据（GaO+MgO）/（SiO2+AL2O3）比值巨细可将铁矿石区分为如下几类：    比值 1.2         为碱性矿石               冶炼时需配酸性熔剂（硅石）或与酸性矿石调配运用。    本矿样因为SiO2含量很高，故比值  各种铁矿藏的相对含量铁矿藏赤铁矿磁铁矿褐铁矿含量（%）691417     从上表可知铁矿藏首要呈赤铁矿存在，其次是磁铁矿和褐铁矿。磁铁矿选用弱磁选易选别，首要要处理赤铁矿和褐铁矿的选矿问题。    脉石矿藏以石英为主，绢云母、绿泥石、对错母、白云母、黄铁矿等次之，并含有必定数量的铁泥质杂质等。含铁脉石矿藏以绿泥石为主，黑云母次之，另含少数黄铁矿。   （2）铁矿藏的嵌布粒度特性在显微镜下用直线法测定成果见下表。 铁矿藏的嵌布粒度特性粒级（um）-1800-180-18按12um计12-12含量（%）469278020     测定成果表明，该矿石属细粒、微粒嵌布类型，在选别前需细磨。可是，磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿等嵌布粒度并不彻底相同，其间磁铁矿相对较粗，且较均匀，大部分在-200+20μm范围内；赤铁矿最细，以-20+2μm粒级居多，大部分不超越50μm，极少数达100μm；褐铁矿介于二者之间。因为首要选别对象是赤铁矿，嵌布又细，故较难选。[next]    该矿石中的磁铁旷、赤铁矿、褐铁矿之间的嵌镶联系有利于弱磁选。从矿相陈述得知：磁铁矿大部分呈磁铁矿--赤铁矿连晶体，约占铁矿藏总量中的50%左右。又因地表风化作用，致使部分磁铁矿次生氧化成褐铁矿，并部分呈磁铁矿--褐铁矿连晶产出。磁--赤和磁--褐连晶体具有较强的磁性（比磁铁矿磁性弱，但比赤铁矿和褐铁矿磁性强）。铁矿石的这种嵌镶联系对弱磁选对错常有利的要素，但有必要操控磨矿细度，避免磁--赤和磁--褐连晶损坏。    岩矿判定成果表明：依据试样中磁铁矿含量为14%和磁铁矿--赤铁矿连晶体约占铁矿藏总量50%左右的特色，选矿流程中应该具有弱磁选作业。因为首要含铁矿藏为赤铁矿，故不或许选用单一磁选流程，有必要与其它办法联合。    此外，因为地表风化作用比较严重，致使含泥较多，必需添加脱泥作业。   （二）实验计划的挑选    归纳上述矿石性质研究成果，本试样属高硅、低硫低磷的细微粒嵌布贫赤铁矿类型的单一铁矿石。选别此类矿石可供挑选的计划首要有：    (1)直接反浮选，包含阳离子捕收剂反浮选和阴离子捕收剂反浮选；    (2)挑选性絮凝--阴离子捕收剂反浮选；    (3)用弱磁选收回强磁性氧化铁矿藏，然后用重选法收回弱磁性氧化铁矿藏；    (4)弱磁选--正浮选，或正浮选--弱磁选；    (5)弱磁选--强磁选--强磁选精矿重选；    (6)弱磁选--强磁选--强磁选精矿反浮选；    (7)焙烧磁选；    (8)直接复原法。    以上各法中，焙烧磁选法目标最安稳，国内已有老练的出产经历可供参考，但本钱较高，特别是燃料耗费量大，而本矿区燃料资源缺少，因此没有考虑。正浮选计划流程简略，但因为本矿样中赤铁矿嵌布粒度太细，作用欠好。强磁选的首要缺陷是难以获得合格精矿，因此最终选定的主攻计划只要三个，即（1）挑选性絮凝--反浮选；（2）弱磁--重选（离心机）；（3）弱磁--强磁--强磁精矿重选（离心机）。[next]    开始实验成果表明，三个计划中以挑选性絮凝--反浮选计划目标最高，精矿档次超越60%，但所需处理的技术问题也最多———矿石需细磨至-38μm；很多废水需净化；药剂来历要处理，而且本钱较高。弱磁"重选计划本钱最低，但目标欠好，特别是精矿质量低（平均不超越55%），离心机出产能力低，占地面积大。选用弱磁--强磁--离心机计划的优点是，可使用强磁选丢掉一部分尾矿，削减需送离心机处理的矿量，但不能处理精矿质量不高的问题。最终将各计划扬长避短，归纳成弱磁--强磁--离心机，加上挑选性絮凝脱泥的计划，获得了较好的目标，根本上满意了规划部分的要求，但尚须进一步处理工业细磨、矿泥沉降和回水使用等一系列技术问题。同絮凝反浮选计划比较，药剂费用可大大削减，因此出产本钱较低。    二、其他类型铁矿石选矿实验的首要计划    上述实例归于比较简略的铁矿石，实验中所遇到的困难首要是因为嵌布细，而物质成分并不杂乱，既无在现在条件下可供归纳收回的伴生有用元素，有害元素硫、磷等含量也不高，因此流程组合并不很杂乱。    多金属铁矿石，矿藏品种较多，物质组成杂乱，为了充沛归纳使用国家资源，一般需选用较杂乱的流程，举例如下：    1.含铜钴等硫化物的磁铁矿矿石依据铁矿藏的嵌布粒度和硫化物的含量，可选用如下计划：    (1)假如硫化物含量少，而磁铁矿又是呈粗粒嵌布，则可先用干式磁选和湿式磁选选出磁铁矿精矿，然后将尾矿磨至必需的细度用浮选法选出铜、钻硫化物。    (2)假如硫化物含量很高，且铁矿藏呈细粒嵌布，则可将矿石直接磨至必需的粒度，首要浮选硫化物，然后再从浮选尾矿中选别铁矿藏。    2.含萤石和稀土矿藏的铁矿石此类型矿石是稀土和铁的归纳性矿床，因为萤石和稀土矿藏可浮性好，一般都是选用浮选法选出。因此此类铁矿石的根本选别计划是：   （1）弱磁--浮选--强磁（或重选、浮选），即先用弱磁选选出磁铁矿，再用浮选法收回萤石和稀土矿藏，最终用浮选，强磁选和重选等办法选别弱磁性铁矿藏。   （2）弱磁--强磁--浮选，先用弱磁和强磁选选出悉数铁精矿，尾矿再用浮选法收回萤石和稀土矿藏。   （3）弱磁--反浮选--正浮选，先用弱磁选选出强磁性铁旷物，磁选尾矿反浮选选出萤石和稀土矿藏，反浮选槽内产品进行正浮选别离弱磁性矿藏和脉石。[next]   （4）焙烧磁选--浮选，即先用焙烧磁选选出悉数铁精矿，尾矿再用浮选收回萤石和稀土矿藏。   （5）先浮选萤石和稀土矿藏，然后用挑选性絮凝（或加反浮选）法脱脉石得铁精矿。    3.含磷的铁矿石  依据磷和铁的存在形状可分如下两种状况：   （1）磷以磷灰石的形状存在，这是铁矿石中磷的首要存在方式，铁首要呈磁铁矿或磁铁矿--赤铁矿存在，此种状况，常用浮选办法选出磷灰石，或许的计划有：    ①重选--反浮选，用重选法选出铁精矿，然后将铁精矿用反浮选法去磷灰石；②弱磁--浮选--强磁选，先用弱磁选选出磁铁矿，尾矿再用浮选选出磷灰石，最终浮选尾矿用强磁选选别赤铁矿；③磁选--浮选或浮选--磁选，当铁矿石中首要矿藏是磁铁矿和磷灰石时，用浮选选出磷灰石，弱磁选选别磁铁矿。也可考虑在磁场中浮选磷灰石。   （2）磷呈胶磷矿形状存在，铁矿石以鲕状结构为主，此种矿石属难选矿石，现在有期望的计划是：    ①焙烧磁选；②重选--直接复原--磁选，重选铁精矿经直接复原焙烧，焙烧产品经磨矿，用弱磁选收回金属铁粉。    4.含钒钛磁铁矿石  含钒磁铁矿是强磁性矿藏，钛铁矿是弱磁性矿藏，但比重较大，可用重选收回。如矿石中含有硫化物和磷灰石，则需要考虑钛精矿浮选除硫、磷，或在选钛之前优先浮选硫、磷。若矿石生矿藏嵌布很细，细密共生或呈类质同象，常需直接选用冶金办法或选冶联合流程别离。故此类矿石的选别计划有：   （1）用弱磁选收回磁铁矿，重选法收回钛铁矿，钛铁精矿用浮选法脱除钴、镍硫化物。   （2）用弱磁选收回磁铁矿，浮选法选钴、镍硫化物，重选--浮选联合流程或重选（选粗粒）--强磁选（选细粒）--强磁精矿浮选联合流程选钛铁矿。   （3）用弱磁选收回磁铁矿，浮选法选钴、镍硫化物，重选--强磁选--浮选联合流程选钛，最终用电选法精选钛精矿，以进步钛精矿档次。    现在国外首要选用磁选和磁选--浮选两种流程。单一磁选流程出产一种含钒的钛磁铁矿或含钒的磁铁矿精矿。磁选--浮选联合流程可出产三种精矿：含钒铁精矿、钛铁矿精矿和以黄铁矿为主的硫化物精矿。    因为钒与铁呈类质同象，铁与钛细密共生，选用机械选矿办法无法别离，需选用化学办法处理。

氧化锰矿石中锰矿物主要是硬锰矿、软锰矿和水锰矿等，脉石矿物主要是硅酸盐矿物，也有碳酸盐矿物，常伴生铁、磷和镍、钴等成分。氧化锰矿石的选矿方法以重选为主。风化型氧化锰矿石常含大量矿泥和粉矿，生产上采用洗矿－重选方法。原矿经洗矿除去矿泥所得的净矿，有的可以作为成品矿石，有的需要用跳汰和摇床等再选。洗矿溢流有时也需要用重选或强磁选等方法进一步回收。有的沉积原生氧化锰矿石，由于开采贫化，生产上采用重介质和跳汰选剔除脉石，得到块状精矿。     含铁氧化锰矿石中，铁矿物主要是褐铁矿。铁与锰难以用重选、浮选或强磁选分离，需要采用还原焙烧磁选方法。工业上已采用了洗矿－还原焙烧磁选－重选流程。

“十二五”末，酒钢计划本部的铁产量将达到1000万t，选矿年处理原矿规模将达到1400万t，年产铁精矿700万t左右，全部供给酒钢本部烧结、炼铁生产。为了保证炼铁生产任务及经营利润的完成，一方面要提高入炉铁料品位，提高高炉利用系数；另一方面，要降低焦比，缓解公司焦煤资源紧缺的压力，减少外购焦炭，降低成本。因此，必须提高选矿厂铁精矿质量。     酒钢选矿厂主要处理自有矿山—镜铁山桦树沟和黑沟矿区的铁矿石。镜铁山铁矿石属典型的难选氧化贫铁矿石，具有矿石品位低、矿物组成复杂、嵌布粒度细的特点。矿石中铁矿物主要为镜铁矿、镁菱铁矿和褐铁矿，有少量磁铁矿；脉石矿物主要为碧玉、重晶石、铁白云石和石英；矿体围岩为千枚岩。     以往酒钢选矿厂对块矿（100～15mm）采用竖炉焙烧一弱磁选工艺，对粉矿（15～0mm）采用强磁选工艺，综合精矿铁品位仅52.5%左右，其中强磁选、弱磁选精矿铁品位分别为47.5%和56.0%左右，Si02含量分别为10.0%和10.5%左右，金属回收率分别为67%和81%左右。铁精矿质量不高一直影响着高炉的冶炼系数和焦比，而回收率低又使资源没有得到充分的利用，这些都成为制约酒钢发展的重要因素。     2005年底酒钢与长沙矿冶研究院合作，完成了酒钢弱磁选精矿提质降杂的半工业试验，该项目已于2007年底工业化。采用反浮选精选后，将酒钢弱磁选精矿铁品位提高到60%左右，Si02含量降低至6.5%左右。在这种情况下，如何提高粉矿系统的精矿质量已成为解决整个选矿厂精矿质量问题的关键。本研究通过多方案的对比，寻求提高酒钢粉矿系统精矿质量的合理工艺。     一、粉矿选别工艺及指标现状     酒钢选矿厂粉矿系统于1980年投产，原设计为两段连续磨矿一一粗一扫强磁选工艺流程，因矿石难选，投产后回收率很低，仅为60%左右，后经多次流程改造，回收率达到了67%左右。近年来，随着选矿规模逐渐扩大，人选矿石中难选矿的比例逐渐增加，矿石嵌布粒度变细，矿石性质严重恶化。     目前粉矿系统的生产流程如图1所示，其精矿铁品位为47.5%左右，铁回收率为67%左右，Si02+A1203含量在11.5%左右，尾矿铁品位高达20%左右。该流程存在的主要问题为：①磨矿产品粒度粗细不均。一方面细度达不到要求，铁矿物不能完全解离，影响了精矿铁品位的提高和杂质含量的降低；另一方面过粉碎严重，磁选工艺难以回收的－0.038mm细粒铁矿物达45%～55%之多，成为影响金属回收率的主要原因。②流程结构不够合理。采用单一强磁选流程，机械夹杂严重，造成精矿杂质含量高。    三、试验矿样     试验矿样取自现场中磁机给矿，其化学多元素分析结果及粒度分析结果见表1，表2。 表1  矿样化学多元素分析结果%成分TFeFeOSi02A1203CaOMgOMnO含量31.537.9027.333.961.452.091.24成分BaOSPKa20Na20lg含量4.721.120.0530.0870.05410.14表2  矿样粒度分析结果粒级/目产率/%品位/%分布率/%TFeSiO2TFeSiO2+1206.0228.0232.335.227.78-120+1502.0128.9932.891.802.64-150+2006.0231.0029.445.787.08-200+30013.8432.0718.9013.7410.46-300+4006.3235.7924.587.006.21-40065.7932.6225.0266.4665.83合计100.0032.3025.01100.00100.00     由表2结果可知：现场磨矿产品－200目含量较高，达到了85.95%，但粒度分布粗细不均，过粗及过粉碎现象比较严重。－120目粒级含量占6.02%，这部分铁品位低，Si02含量高，大多数为连生体，需要进一步细磨；过粉碎的－400目粒级含量高达65.8%，这部分由于泥化严重，选别时容易造成金属流失，影响回收率。     四、试验结果     在试验室进行粉矿选别工艺优化研究。磨矿设备为XMB 240×300棒磨机，磁选设备为SLon－100周期式脉动高梯度磁选机和 500仿琼斯强磁选机，浮选设备为XFDⅡ－0.75L和XFDⅡ－0.5L单槽式浮选机，分级设备为 50旋流器。反浮选捕收剂为阳离子捕收剂GE－609，抑制剂为淀粉，调整剂为NaOH。    （一）现场生产流程模拟试验     为便于分析对比，首先按图2进行了现场强磁选工艺流程的模拟试验。图2中高梯度磁选部分与现场流程不同，是因为实验室试验受条件限制，高梯度磁选作业不能形成闭路。     模拟试验获得的选别指标为：精矿铁品位47.60%，Si02含量9.86%，铁回收率77.13%；尾矿铁品位14.43%。    （二）强磁粗选不得精矿的优化流程试验     1、强磁粗选不得精矿的全磁选流程    在图2流程基础上，将强磁粗选精矿及粗粒级强磁扫选精矿再磨至－300目84%后，采用高梯度磁选机进行一粗三扫再选，细粒级部分不变。试验流程见图3，试验结果为：精矿铁品位49.74%，Si02含量6.76%，铁回收率74.41%；尾矿铁品位14.97%。     2、强磁粗选不得精矿的磁-浮流程1     在图3流程基础上，对－300目占84%的再磨产品和细粒级高梯度中矿不是进行高梯度再选，而是分别进行一粗一精三扫和一粗二精三扫反浮选。试验流程见图4，试验结果为：精矿铁品位51.31%，Si02含量4.51%，铁回收率73.80%；尾矿铁品位14.83%。     3、强磁粗选不得精矿的磁-浮流程2     在图4流程基础上，将细粒级部分由对高梯度中矿进行一粗二精三扫反浮选改为对高梯度粗选和扫选精矿进行一粗二精三扫反浮选。试验流程见图5，试验结果为：精矿铁品位51.44%，SiO2含量4.43%，铁回收率73.45%；尾矿铁品位14.94%。     （三）强磁粗选得部分精矿的优化流程试验     1、强磁粗选得部分精矿的全磁选流程     在图3流程基础上，降低强磁粗选场强，使强磁粗选精矿先作为部分最终精矿产出，而不与粗粒级强磁扫选精矿一同进行再磨-高梯度磁选机再选。试验流程见图6，试验结果为：精矿铁品位49.82%，Si02含量7.20%，铁回收率74.50%；尾矿铁品位14.91%。     2、强磁粗选得部分精矿的磁-浮流程1    在图4流程基础上，降低强磁粗选场强，使强磁粗选精矿先作为部分最终精矿产出，而不与粗粒级强磁扫选精矿一同进行再磨-反浮选。试验流程见图7，试验结果为：精矿铁品位50.66%，Si02含量5.30%，铁回收率74.38%；尾矿铁品位14.75%。     3、强磁粗选得部分精矿的磁-浮流程2     在图5流程基础上，降低强磁粗选场强，使强磁粗选精矿先作为部分最终精矿产出，而不与粗粒级强磁扫选精矿一同进行再磨-反浮选。试验流程见图8，试验结果为：精矿铁品位50.82%，Si02含量5.02%，铁回收率74.65%；尾矿铁品位14.60%。     五、各流程指标对比分析     6种优化流程与现场模拟流程的试验结果对比见表3。 表3  各流程指标对比%流程原矿 铁品位精矿 产率精矿品位尾矿 铁品位精矿铁回收率TFe烧后TFeSiO2烧后SiO2Ig图231.2050.5647.609.8614.4377.13图331.2046.6849.7457.916.767.8714.1114.9774.41图431.2044.8751.3160.364.515.3614.9914.8373.80图531.2044.5551.4460.584.435.2215.0914.9473.45图631.2046.6649.8258.187.208.4114.3714.9174.50图731.2045.8050.6659.475.306.2214.8114.7574.38图831.2045.8350.8259.225.025.9215.1914.6074.65     由表3可以看出：     （一）与模拟流程（图2)相比，6种优化流程（图3～图8）的精矿铁品位均有较大幅度的提高，精矿Si02含量则有较大幅度的降低，铁品位提高了2.14～3.84个百分点，Si02含量降低2.66～5.43个百分点，提质降杂效果显著。     （二）3种强磁粗选不得精矿优化流程（图3～图5)的选别指标好于与之流程结构相对应的强磁粗选得部分精矿优化流程的选别指标。在回收率相当的情况下，强磁粗选不得精矿流程的精矿铁品位总体上较高，尤其是精矿Si02含量低0.44～0.79个百分点。因此，强磁粗选不得精矿流程较强磁粗选得部分精矿流程结构合理。    （三）相同强磁粗选精矿处理方式下，磁-浮流程较全磁选流程精矿铁品位高1.57～1.70和0.84～1.00个百分点，精矿Si02含量低2.25～2.33和1.90～2.18个百分点。因此，磁一浮流程较全磁选流程提质降杂效果好。     （四）相同强磁粗选精矿处理方式下，两种磁-浮流程指标相比较，磁-浮流程2均比磁-浮流程1的提质降杂效果更显著，且磁-浮流程2结构更简单。     （五）强磁粗选不得精矿的磁-浮流程2具有精矿铁品位高，SiO2含量低的优点，但浮选矿量较大；强磁粗选得部分精矿的磁-浮流程2可提前获取一部分合格精矿，使浮选矿量大大降低，但精矿质量较前者差。     根据以上分析比较认为，应采用强磁粗选不得精矿的磁-浮流程2和强磁粗选得部分精矿的磁-浮流程2进行扩大试验，通过扩大试验验证实验室试验指标，并进行技术经济评价，以确定提高酒钢粉矿系统精矿质量的合理工艺流程。     五、结论     （一）酒钢粉矿系统精矿的铁品位仅为47.5%左右，杂质Si02+A1203含量达11.5%左右，影响了高炉冶炼系数的进一步提高和焦比的进一步降低，因而迫切需要通过流程优化实现精矿质量的提高。     （二）本试验所研究的6种酒钢粉矿优化选别工艺流程均可取得较显著的精矿提质降杂效果，与现场模拟流程试验结果相比，在精矿铁回收率相当的情况下，精矿铁品位可提高2.14～3.84个百分点，Si02含量可降低2.66～5.43个百分点。     （三）根据6种优化工艺流程结构及指标的对比，结合现场实际，建议对其中的强磁粗选不得精矿的磁一浮流程2和强磁粗选得部分精矿的磁-浮流程2进行进一步的扩大试验。

一、有关选别氧化铜矿石的首要计划     国内外选别氧化铜矿石的首要计划归纳如下：     （一）浮选法：直接浮选、硫化浮选等。     （二）水冶法：浸出法、酸浸出法。     （三）浸出―沉积―浮选法。     第一种用硫酸浸出，然后用铁屑置换铜，再用浮选法浮出沉积铜。     第二种用NH3、CO2浸出，硫（硫黄，黄铁矿等）沉积出硫化铜然后浮选。     （四）离析－浮选法。     （五）细菌浸出法。     目前国内已投产厂矿均选用预先硫化，然后用单一浮选法选别。但对难选氧化铜矿石用单一浮选难以收回，为了处理这部分资源的使用，曾进行过较多计划的研讨，总的趋势是需选用选矿－冶金联合流程或冶金办法处理。国外也亦如此，处理易选氧化铜矿也首要选用浮选法，对难选氧化铜矿石大部分选用联合流程。     二、实验计划的挑选     此矿石首要选别目标为氧化铜矿和黄铁矿，首要曾试用单一浮选流程，包含优先浮选和混合浮选流程。经过实践证明选用单一浮选计划不行，不能得到满足的目标。     对矿石性质的知道不行能在实验前一次完结，要真实知道所研讨矿石的特性，终究还要依托自己的实践。经过实践、知道、再实践、再知道，发现该矿石在粗粒情况下，大部分的氧化铜矿可为水或稀酸溶解，而当其磨细后反而不溶。原因是该矿含有很多石灰岩和其它碱性脉石，这些脉石磨细后不只对水冶晦气，并且导致已溶解的铜又从头沉积，致使水冶和浮选均难进行。矿石的这一特殊规则首要是因为此氧化铜矿石处于硫化矿床的氧化带，矿石和脉石均大部分风化呈粉末松懈状，严峻风化所造成的。把握了矿石的这一规则，就要使自己的思维合于这一客观外界的规则性，改动原有的计划，从头拟定了如下计划：     （一）酸浸－浮选（浸渣浮选）。     （二）水浸－浮选（浸渣浮选）。     该矿选用水冶－浮选联合流程，不只能够进步铜的目标，并且能够改进浸渣的浮选。但因为原矿中黄铁矿含量高，若在浸出矿浆中直接沉积浮选，铜硫别离比较困难，因而应选用渣液别离处理的办法。因为原矿中含有很多石灰石，因而浸出粒度不能选用浮选粒度，应使用其风化的性质，选用粗粒浸出。水冶进程能够用水浸出，也可用0.3%－1.0%的稀酸溶液。尽管两者浸出率不同较大，但终究目标却很挨近。     浸液中的铜可用一般的办法如铁粉置换，沉积等办法收回，也可用萃取剂萃取，使其提浓，直接电解，出产电铜。实验中选用脂肪酸萃取，（进一步实验时选用N510萃取剂，即a－羟基5仲辛基二甲酮肟），取得了杰出的作用。     从已作过的流程和办法看，水冶－浮选联合流程是处理此矿的有用办法。水浸－浮选和酸浸－浮选均能取得较为满足的目标。     所引荐的处理计划浸出粒度粗，浸出时间短，不要酸，这在往后的洗矿中浸出进程将主动进行，故既合适矿石性质，又有利于往后的出产。但因为缺少出产实践，还需经过扩展实验进一步验证。