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选矿工艺范文1
在人们的固有印象中，矿山安全生产工作的重心应该是在井下，因为矿山生产涉及的井下开采属于高危行业。其实，在矿山的其他生产领域，比如选矿工艺流程中也存在诸多的不安全因素，有些因素还对矿山的安全发展，起到了不可忽视的作用。
湖北三鑫金铜股份有限公司(以下简称“三鑫公司”)对除井下开采外，影响矿山安全生产的因素，如选矿工艺流程中比较关键的粉尘、电离辐射以及危化品使用等因素的安全预防措施进行着重介绍，希望对同行的安全防护工作有所启发。
破碎粉尘的防治
吸入过多粉尘可能引起尘肺病，对人体的危害不言而喻。在矿山选矿流程中，粉尘主要产生在矿石破碎、筛分、皮带转运、物料下落等环节，这时会扬起一定的粉尘，还有一小部分粉尘是在浮选程序中，矿浆泡沫破裂后产生。由于我国南北的气候温差以及湿度的差异，粉尘的产生在湿度和温度相对较高的南方矿山显得尤为突出。
如何做好矿石破碎工序中粉尘的防治？三鑫公司选矿车间破碎工段的破碎流程从颚式破碎机(俗称“老虎口”)开始，到粗碎(JP200圆磨机)，再到中碎(HP400圆磨机)，最后矿石流向粉矿仓，等待进入球磨机。在此过程中，最容易产生粉尘污染的有3个点共5处，一是颚式破碎机，二是JP200圆磨机及其配套的振动筛，三是HP400圆磨机及其配套的振动筛。
自三鑫公司成立以来，一直处于不断扩产改造的过程中。1997年设计的800t/d的除尘设备已经不能适应现在每天2 000t以上处理能力的需求。因此，2007年，三鑫公司对除尘设备进行了改造，将以前单一的布袋除尘法改为尘源封闭、水法除尘和抽风除尘联合使用的除尘方法，效果十分显著。
尘源封闭主要是在圆磨机下料口，振动筛等处，用钢板做成封闭式的活动隔离间，首先从源头上减少粉尘，再辅以抽风等措施进行除尘。同时，三鑫公司对破碎车间的破碎设备进行自动化改造，让操作工人在密闭的空间内进行远程监控操作，减少了操作人员与粉尘的接触；水法防尘设施主要安装在运输皮带之间转接的卸料口前，将直径30mm的水管横跨于皮带之上，向下一侧钻出若干个直径为2mm的小孔，水管内施以1MPa以上的水压，就可达到防尘的效果，在寒冷地区的冬季，湿法防尘要加强保暖防冻措施；抽风除尘主要是由3台HSF-500高效环流式旋风除尘器完成，每台机器分别通过直径700mm的管道将抽风口指向颚式破碎机、JP200圆磨机及其振动筛、HP400圆磨机下料口及其振动筛，由于粉尘中含有一定的金属成分，抽风机将粉尘抽出用水稀释后回流到浮选工序进行资源综合再利用。
此外，三鑫公司还为每位操作人员配备了必要的劳动防护用品，如防尘帽、防尘口罩等，安全工作人员定期巡视检查，确保车间操作人员劳防用品的穿戴规范以及防尘设备的完好与运转正常。
电离辐射的防治
电离核子计量系统具有结构简单、使用寿命长、高精度、抗机械损伤、耐高温高压等特点，在矿山选矿流程中广泛应用，涉及到矿石的计量称重、磨矿浓度的测量等。其工作原理是当伽玛射线穿过被测物料时，射线强度的衰减与物料的组分、密度和射线方向上的厚度呈相对应关系，通过对载有物料时的射线强度进行连续测量，然后通过计算机系统的计算，直接显示出单位载荷、瞬时流量、浓度、累积量等工艺参数。
由于在矿山生产中电离核子计量系统被广泛应用，操作人员在接触电离辐射的工作中，如果防护措施不当，或者违反操作规程，短时间内受到一定剂量的射线辐射，可能会引起急性机体损伤。而较长时间内分散接受一定剂量的射线辐射，可能引起慢性放射性损伤，如皮肤损伤、造血障碍、白细胞减少，甚至可以致癌或引起胎儿的死亡和畸形。
三鑫公司选矿工艺流程中使用2台KF-101微机核子皮带秤，以及4台KF-101微机浓度测定仪，放射源为铯-137(137Cs)，放射源封装在直径为150mm 具有高吸收系数阻挡层的铅罐内，屏蔽保护层厚度大于7cm，达到国家防护标准。其中，2台核子皮带秤分别安装在破碎工段的圆磨破碎机下料口六号皮带以及磨浮工段4621球磨机进料皮带处，负责计算每小时矿石的处理量。4台浓度测定仪分别安装在磨浮工段4621球磨机、2740球磨机及所配套的旋流器进料口和出料口，负责计算矿浆进出旋流器时的浓度参数，供计算机分析和自动调节。
在放射源的管理上，三鑫公司根据国家《放射性同位素与防射线装置保护条例》，制订了《三鑫公司放射防护安全管理制度》，成立车间放射防护管理组，对放射源实行严格管理。对于设备操作人员，上岗前必须在国家专业机构进行专业培训，严格实行持证上岗；在放射源的防护措施上，三鑫公司在设备出厂原有的安全密闭环境的基础上，又用铅块对放射源做了进一步的密闭上锁，安装在操作人员极少能接触到的区域，并标明电离标识，进行远程自动化控制操作。在放射源的安装处，保卫部门还装设了360度可视监控摄像头，与公司调度指挥中心监控平台对接，防止放射源的被盗和丢失。同时，专业机构以及三鑫公司安全管理部门每年或每月不定时对放射源进行检查和测试，以确保放射源的安全使用。
危化品的防治
三鑫公司每年处理的矿石量近100万t，年产铜精矿6万t，铁精矿5万多t，标硫7万t。由于三鑫公司没有冶炼工序，这些产品主要是通过汽车和火车运送到冶炼企业进行加工处理。运输过程中，必须保证矿产品的含水率在17%以下，才能有效减少矿产品的损失。
为保证矿产品的含水量在17%以下，运输前需对矿产品进行脱水处理。三鑫公司选矿车间的脱水工段，共安装有6台陶瓷过滤机，其中2台为从瑞典进口的CC30型陶瓷过滤机，4台为国产铜冠TT16型陶瓷过滤机。在矿产品脱水过程中，陶瓷过滤机的陶瓷板容易被矿浆或矿粉堵塞，在清理过程中，必须要使用高危化学物品——硝酸，对陶瓷片内的矿浆或者矿粉进行溶解清洗疏通。
使用硝酸之前，三鑫公司在地方安全、环保和公安部门办理了危化品使用许可证。使用过程中，先在选矿脱水工段的上游选择一处较为安全的区域，安装一个6m3的陶瓷内胆槽罐来储存纯度为95%硝酸；接着在每两台陶瓷过滤机下面，安装一个1.5m3的储存罐，储存浓度为50%的稀硝酸，共安装3个。通过硝酸槽罐的总闸阀和管道，将浓度为95%的硝酸分别排放至3个稀硝酸罐，再按照先放水后注入硝酸的程序，将硝酸稀释成50%左右的浓度备用。
选矿工艺范文2
1黑钨矿选矿工艺
黑钨矿大部分为石英脉型,矿石中的矿物组成相对简单,黑钨矿嵌布粒度粗,因此相对白钨矿较容易分选。黑钨矿相对于与其共生脉石矿物的密度较大,因此黑钨矿一般采用重选对其进行预先富集。黑钨矿主要采用跳汰早收、摇床丢尾,多级跳汰、多级摇床、中矿再磨以及黑钨细泥单独处理是近几十年来黑钨矿选矿的核心。黑钨矿还具有弱磁性,因此还可以考虑用磁选回收。随着黑钨矿的开采量日益增长,高品位的黑钨矿日益衰竭,而低品位黑钨矿多呈多金属共存,对选矿工艺要求更高,因此,近几年选矿工作者逐渐尝试重—浮、磁—浮、重—磁—浮的联合流程。罗仙平[26]等用(跳汰+摇床)粗选进行预先富集,粗精矿浮选脱硫,浮选精矿进行强磁精选工艺,原矿WO3含量从0.51%提高到64.27%,回收率达到77.65%。刘清高[27]等首先用高梯度磁选作粗选,重选-磁选-重选相结合的联合工艺流程,对原矿WO3品位0.43%的某黑钨矿进行回收,钨精矿WO3品位提高到66.031%、回收率达到75.46%的良好技术指标。
2黑钨细泥选矿工艺
黑钨矿性脆、易粉碎,大部分黑钨矿在碎矿与磨矿的过程中由于过粉碎,损失在钨细泥中,据报道,将近20%的黑钨矿损失与黑钨细泥中[28],因此必须加强对钨细泥中钨的回收。钨细泥的回收的方法主要围绕浮选、重选、磁选探索。
(1)捕收剂是黑钨细泥浮选的关键所在,特别是捕收剂的选择性能。为此选矿研究工作者围绕着捕收剂的选择性能进行研究,主要是研究新型高效螯合捕收剂和组合捕收剂,取得了不少进展。方夕辉[29]等将苯甲羟肟酸与731氧化石蜡皂组合作为组合捕收剂使用,pH为7~8的条件下,钨细泥的回收率达到86.01%,相对于传统的重选方法提高了20%的回收率。
(2)钨细泥因其粒度小,用一般的摇床对其进行重选,回收率低,随着新型重选设备离心机以及高梯度磁选机的出现,使得钨细泥的回收有了质的提高。新型离心机是近些年涌现出来的高效重选设备,它的特点是处理量大、回收率高,特别是针对钨细泥这种粒度细的矿,具有良好的回收效果。肖芫华、黄万抚[30]用某公司的新型离心机对WO3品位为0.22%的钨细泥,经过离心机分选可以获得WO3品位为0.65%、回收率为74.18%的钨粗精矿,实现了对钨细泥的大量抛尾。
(3)高梯度磁选机的出现对黑钨矿细泥回收有显着提高,强化回收-10μm微细粒的黑钨细泥[31]。孙仲元、周为吉[32]对某精选厂的黑钨细泥进行试验研究,通过使用振动高梯度磁选机处理原矿含WO3品位5.7%的钨细泥,一次磁选可获得WO3品位18%~21%、回收率60%~62%的钨精矿。随着选矿工作者不断探索,浮选—重选—磁选联合流程得到了很大的发展,使得黑钨细泥的回收得到了很大提高。常祝春[33]等采用磁—浮—重联合工艺流程,对加温细泥尾矿中的细粒黑钨矿进行回收,得到了良好的技术指标,解决了选矿工艺的难题。
黑白钨混合矿的选矿工艺
进入20世纪后,随着钨矿的开采力度不断增大,高品位的钨矿石渐渐开采殆尽,传统的黑白钨混合浮选工艺不再适应于矿石的低、贫、杂化,更多的黑白钨混合浮选新工艺不断涌现出来,其主干流程有两种:(1)硫化矿混合浮选—黑白钨混合浮选—白钨矿加温精选—精选尾矿重选黑钨;(2)硫化矿混合浮选—强磁选黑钨矿—非磁性产品浮选白钨矿—黑钨矿浮选。其中最具有代表性的是GY法、CF法、柿竹园法。
1GY法
GY法是由广州有色金属研究院自主研发的黑白钨混合浮选新工艺,该工艺的关键在于新型螯合捕收剂GY,它的极性基团可与黑白钨矿物表面产生螯合作用或者化学吸附,对黑钨和白钨都有良好的捕收性能。张忠汉[34]等针对柿竹园多金属矿石,研发出GY法黑白钨混合浮选新工艺。该工艺的方法主要是:用改性水玻璃作为萤石等脉石矿物的抑制剂,用铅盐作为钨矿物的活化剂,自主研发的新型螯合捕收剂GY混合浮选黑白钨矿,先进行加温浮选出白钨矿;再用GY浮选尾矿浮出黑钨精矿。能够将含0.47%WO3的原矿提高到70.07%,回收率达到81.26%。周晓彤[35]等采用改性水玻璃作为脉石矿的的抑制剂,活化剂ZP活化钨矿,新型螯合捕收剂GY浮选钨矿,对含WO30.599%原矿,小型试验获得73.26%WO3的白钨精矿,回收率为73.20%,66.25%WO3的黑钨精矿,回收率为13.55%,钨总回收率达到86.73%。
2CF法
CF法时北矿院研发出来的黑白钨混合浮选新工艺,该工艺的改变以往在碱性条件下回收黑白钨矿,找到了一种能够在自然pH值条件下对黑白钨进行混合浮选的新型捕收剂CF。该药剂的作用机理是新型螯合剂能与黑白钨形成的螯合物能够稳定的固着在矿物表面,而与含Ca2+脉石矿物难于形成稳定的螯合物,使之更加容易分离。该工艺主要是加入少量的水玻璃做为调整剂,硝酸铅做为钨矿的活化剂,以及新型药剂CF作为钨矿捕收剂,起泡剂采用起泡性能强的乳化油酸或油酸,在自然pH值(7~9)条件下进行钨矿浮选。肖庆苏[36]等针对柿竹园多金属矿分别进行了烧碱法、石灰法、CF法的对比实验,试验结果表明,CF法的工艺指标明显高于其它两种工艺。CF法还可以适应低温浮选条件。当时半工业试验正好是寒冬时期,虽然车间温度达到-3℃,矿浆温度最低时仅5℃,CF法浮选钨仍然能够正常运行。
3柿竹园
柿竹园法是由多个研究机构联合共同研制成功的黑白钨混合浮选新工艺。该技术[37]采用组合捕收剂混合浮选黑白钨矿,新型螯合捕收剂CF和GYB联合使用混浮黑白钨矿和回收黑钨细泥,该方法改变了传统的黑白钨矿分步浮出,而是将黑白钨同时浮出,解决了白钨矿与含钙脉石矿物的分选困难的难题。
选冶联合工艺
随着钨矿品位的日趋下降,钨矿物的化学成分和矿物组成更为复杂,选矿面临的压力越来越大。虽然选矿技术不断的进步,精矿品位能达到要求,但是回收率却往往不高。同时随着冶炼技术的不断发展,冶炼对处理低品位复杂矿的适应能力日益提高。因此对于低品位钨细泥精矿、钨中矿、及其它难选的含钨中间产品一般采用化学处理的方法。利用浮选选出一定品位钨精矿,再利用化学方法处理。黑钨矿的化学处理方法主要有[38]苏打烧结法、苏打溶液压煮法、苟性钠溶液分解法。杨利群[39]采用苏打烧结法对低品位钨矿和废钨渣进行试验研究,可以将渣中的钨降至0.5%以下。白钨矿的化学处理方法主要有盐酸分解法和硝酸分解法、苏打烧结法、苏打压煮法、碱分解法、热球磨碱煮法、氟化物分解法、氯化法。丁治英[40]等采用氟盐对白钨矿进行浸出,通过热力学计算绘制平衡浓度对数图,并通过此图对氟盐浸出白钨矿工艺进行了热力学分析。宋善章[41]发明了一种分解白钨矿的方法,该法主要经过两次压煮,再进行磷酸回收。该法能够解决碱分离后含碱过高的问题,但是该法操作较繁琐,而且费用较高。普崇恩等[42]发明了一种黑白混合钨矿的联合碱分解工艺。该工艺先将黑白钨矿磨细,再对白钨矿和黑钨矿分别进行碱压煮分解;白钨矿经过压煮后的钨酸钠溶液直接用于黑钨矿的碱分解;钨的分解率可达到99%;李军、谢金明[43]等采用NaOH对黑白钨混合矿进行分解,并研究其研究因素。试验结果表明:在温度180℃,液固比0.8∶1,碱用量1.6倍,搅拌转速550~650r/min,保温时间2h,添加剂用量为1.5~2倍的条件下,钨矿分解效率最好。
结语
过去几十年我国主要是以黑钨矿为主,随着黑钨矿开采力度的增大,黑钨矿越来越接近枯竭,因此白钨矿的开采迫在眉睫。白钨矿选矿的难题在于白钨矿与含钙脉石矿物的可浮性相近,不能很好的将它们分离。同时黑白混合钨矿的低品位、嵌布粒度细、脉石矿物复杂等也是限制黑白混合钨矿的因素。
(1)对于白钨矿选矿所遇到的难题,人们在彼得罗夫法的基础上对其加以改造和优化,为了创造更好的工作环境和节省成本,开发出常温浮选法,对于白钨矿选矿的发展起了很大的作用。
(2)随着黑钨矿的储量接近枯竭,传统的单一浮选已经不能适应低品位的黑钨矿,多种选矿方法联合使用成为黑钨矿选矿的发展趋势。针对于细粒级的钨细泥,开发出高效率的选矿设备至关重要。
选矿工艺范文3
本工艺由尾矿砂泵站、高效旋流器、脱水筛、高效浓密机及带式压滤机站组成。工艺流程如图1所示。尾矿矿浆首先经过高效旋流器分级，粗粒级自流进入脱水筛进行脱水作业，细粒级自流进入尾矿高效浓密机，尾矿浓密机的底流由砂泵给入带式压滤机进行压滤，形成滤饼。带式压滤机生产的干尾矿直接由皮带运送到干堆场地，脱水筛滤液进入高效浓密机，压滤机滤液和浓密机中的溢流为清水，进入选矿厂高位水池，供选矿生产使用。
2“浓缩─压滤─干堆”工艺
本工艺由尾矿砂泵站、高效浓密机、压滤机站组成。工艺流程如图2所示。尾矿矿浆由泵扬送至高效浓密机，底流自流进入压滤机中进行脱水作业，滤饼由皮带运至尾矿干堆场地，溢流以及压滤机的滤液均自流进入选矿厂高位水池中，供选矿生产使用。
3“压滤─干堆”工艺
由于本项目尾矿浆原始浓度30%左右，可不经浓缩直接供带式压滤机处理，这将大大简化流程，降低投资和运营成本。本工艺由尾矿砂泵站、带式压滤机站组成。工艺流程如3所示，尾矿矿浆由泵扬送至压滤前分矿箱，自流进入压滤机中进行脱水作业，滤饼由皮带运至尾矿干堆场地，压滤机的滤液自流进入澄清池中，澄清水供选矿厂使用，澄清池底部沉淀物定期泵送至带式压滤机给矿箱中。
4方案比较及选择
1）投资额对比根据以上3种工艺，列出可比部分投资额对比，具体见表1。根据表1可知，“压滤─干堆”工艺可比部分投资额最低，为2667.6万元，“浓缩─压滤─干堆”工艺投资额最高为3574.8万元。2）运营成本对比根据以上3种工艺分析，运营成本对比如表2所示。根据表2可知，“压滤─干堆”工艺投资及运营成本均低，为4.31元/t尾矿；“浓缩─压滤─干堆”工艺的运营成本最高，为8.73元/t尾矿，本工艺使用卧式压滤机，其辅助设备给料泵的功率大，电耗高，导致运营成本高。“分级─浓缩─压滤─干堆”工艺和“压滤─干堆”工艺使用尾矿脱水带式压滤机，由于没有辅助的给料泵，整个工艺可通过自流实现，因此运营成本低。综合比较上述3种工艺，“压滤─干堆”工艺的投资最低，运营成本也最低，工艺流程简单，容易操作，推荐“压滤─干堆”工艺。
5结论
选矿工艺范文4
【关键词】 工艺改进 降本增效
巴润选矿的原设计工艺流程较为传统，设备台效发挥不充分，无法跟进高效一流矿山发展模式的步伐，必须作出一系列优化改进措施。依据“白云鄂博西矿工艺矿物学研究”及“相关磨矿理论知识”，结合现场生产实际情况，对磨矿分级及选别等各项工艺参数进行修正优化。在委托长沙矿冶院及公司技术部对磨选工艺进行全流程考察分析的基础上，深入现场观察、分析、研究、讨论，对工艺存在的问题进行改进。
1 巴润选厂工艺优化措施
对磨矿分级及磁选选别的工艺参数调整、三段磨矿流程改造优化，实现入磨台时产量显著提升、精矿指标稳定控制、能耗大幅度降低、岗位操作更为方便高效。
1.1 优化一段磨矿分级工艺参数，实现“节能提产”
1.1.1 改变一次旋流器沉砂咀直径，提高磨机处理量。
生产初期，一次旋流器沉砂咀直径为120mm，一段磨机新给矿量290t/h.台，一次分级溢流粒度-200目占70%-75%。生产过程中发现，一次分级溢流粒度达到-200目占55%以上即可满足下道工序弱磁一选别作业。针对此种情况，将一次旋流器沉砂咀直径由Φ120mm更换为Φ100mm，旋流器开启3台，磨机作业浓度控制到80%左右，一次分级压力稳定到100kpa，一段磨机台时处理量可由最初的290t/h.台增加到350t/h.台，大大增加了磨机的台时处理能力，减少了能耗的不必要浪费。
1.1.2 提高一段磨机作业浓度，实现磨机高浓度作业管理，降低磨矿能耗
一般情况下，磨矿浓度大，矿浆就愈浓，黏性就愈大，钢球对矿浆的打击效果就愈小，磨矿做功就愈小，磨机能耗就愈低。在保证设备运转稳定及磨矿产品粒度满足选别工序的条件下，适当提高磨矿作业浓度对降低磨矿能耗是十分有利的。调整磨机给水量将直接控制磨机作业浓度，在给矿量为350t/h.台，一次分级压力保持恒定的条件下，调整前的一段磨机给矿水量为70m3/h，磨机定子电流为162-167A，磨机排矿浓度80-83%，降低一段磨机给水至50m3/h，磨机定子电流则降为150-155A，磨机排矿浓度升为83-85%，相比之下电流平均降低12A，此时一次分级溢流粒度仍可达到-200目占55%以上，磨机主电机工作高压10kv，功率因数0.97，则单系列一段磨机每小时节能约10×1.732×12×0.97≈201.6度电，2012年累积作业时间约200天，则系统四个系列一段磨矿2012年节电201.6×4×24×200≈387.07万度电
1.2 通过两个系列三段磨机合用，平衡三段负荷，节约生产工序能耗
原流程为三段磨矿分级、四段选别的阶段磨选工艺； 生产过程中发现，单系列三段球磨给矿量只有80-120t/h、三段磨机低负荷运转，磨矿效率偏低。针对此种问题，根据现场生产实践及对全流程考察数据研究分析，果断提出两个系列共用一台三段的方案：一二系列共用一台三段磨机，三四系列共用一台三段磨机。运行结果表明：在原料三系列原矿品位TFe29.88%，给矿量342.62吨/时、四系列原矿品位TFe29.41%，给矿量348.41吨/时的条件下，三段磨矿机给矿产率44.65%，精矿铁品位三系列TFe66.70%，，产率34.55%，回收率77.12%，四系列TFe66.77%，，产率33.57%，收率76.22%；工艺改造达到了预期效果，而且新工艺流程运行稳定，操作简单，调整方便，指标稳定。在保证三段磨矿粒度的前提下，降低了能耗、节约了成本：每天可节约近4万KWh电耗。
1.3 根据矿石性质的差异实现弱三、弱四合并作业或单独作业
当原矿TFe品位比较高（α>28%）、原矿配比8：2（7：3）或矿石嵌布粒度不是很细（磁铁矿-0.074mm粒级>95%）时，在最终精矿粒度控制在-325目80%以上，就可以视情况停掉单个系列或者多个系列的弱三或弱四，精矿品位仍能达到66.35%以上，这样以来既保证了精矿品位与回收率，也避免了因弱三磁选机或弱四磁选机故障而导致系列减产或停车，有效的保证了磨选系统的作业率，同时在节水节电方面也起到积极作用。
选矿工艺范文5
关键词：钼选矿设备工艺自动化
中图分类号：TM73 文献标识码：A 文章编号：1674-098X（2014）01（b）-0061-01
洛钼集团选矿二公司选矿工艺经过30年的探索与发展，目前拥有国内外先进的选矿设备和较为成熟的选矿技术，代表了国内选钼技术的较高水平。
在选矿二公司30年的发展过程中，历经了四次选矿工艺的重大阶段，每个阶段的变革，都伴随着新技术和新设备的引进和探索，不仅大大减小了劳动强度，降低了生产成本，而且进一步优化了各项工艺技术指标，选矿二公司真正从生产规模不断扩大、产品产量不断提高中体验到技术创新给企业带来的巨大经济效益。
1 简单生产工艺阶段
这一阶段是选矿二公司在钼资源开发中的起步阶段，当时采用的生产工艺比较简单，资源回收利用率较低。经过简单的技术改进，20世纪80年代初期，马圈钼矿选矿规模由建厂时的150 t/日扩建到500 t/日，当时从地采开掘出的矿石由人工运输到选厂，粒度大的矿石（大于200 mm）先由人工破碎，然后进入机械破碎，破碎系统为两段一闭路碎矿流程。
2 机械化生产工艺阶段
20世纪90年代是选矿二公司选矿技术不断发展，工艺操作逐渐实现机械化的重要时期。尽管在20世纪80年代经过短暂的钼资源开发高峰后，20世纪90年代钼价一路狂跌，全球钼市场进入低谷期，但选矿二公司在集团公司坚强领导下，以科学发展观为统领，坚持科技兴企战略，不断对原有系统进行升级扩建，公司选矿规模和产品产量实现了突飞猛进的提升。这一阶段主要是建厂以来原有系统的进一步技改扩建，选矿规模达到1500 t/日。
3 半自动化生产工艺阶段
进入新世纪，选矿技术发展迅速，选矿二公司选矿工艺技术得到了相应发展，部分生产工艺实现了半自动化操作，产品质量及资源回收利用率均有了一定提高。这一阶段主要是20世纪90年代末期和新世纪初，选矿二公司3000 t/日新建系统的兴建投产以及在此基础上扩建形成的4500 t/日选厂。这一时期选矿二公司生产结构形成了1500 t/日旧系统与4500 t/日新建系统并存发展的特殊阶段，公司选矿规模达到了6000 t/日，具体包括：
（1）3000 t/日选厂工艺：矿石运输、碎矿工艺、磨浮工艺、干燥、药剂。
（2）4500 t/日选厂工艺。
4 自动化生产工艺阶段
2004年以来，随着科学技术的飞速发展，选矿二公司坚持以提高选矿技术指标和企业经济效益为目标，推动选矿工艺的不断升级。这主要表现为由半自动化状态的4500/日选厂向实现全流程自动控制的5000 t/日选厂的技术改造以及代表国内一流装备水平和工艺技术的10000 t/日选厂的筹建。全流程自动化生产工艺的广泛应用，不仅实现了工艺数字化管理、提高了选矿生产过程的自动化水平，对提高生产能力、产品质量、资源综合利用、实现增效节能等有重要的促进意义，而且大大地提高了集团公司抵御国内外市场风险的应变能力和市场竞争能力，进一步增强了企业的综合实力和发展后劲，成为栾川县、洛阳市的一个新的经济增长点。
4500 t/日选厂全流程自动化配套改造：2004年以来，随着钼市场的快速发展和自动化技术在冶金矿山行业的应用，集团公司坚持以科技创新为发展规模经济的强劲动力，以工艺改进和技术扩建为重要手段，进一步提升企业产能和各项经济技术指标。选矿二公司4500 t/日选厂的自动化配套改造是分阶段、分步骤逐步发展扩大到今天5000 t/日选矿规模和技术水平的，主要为04年4500 t/日碎矿设备的改造、精选浮选柱技术改造以及2005年实施的系统全流程自动化改造三个阶段，具体包括：
（1）碎矿设备改造；
（2）精选浮选柱技术改造；
（3）4500 t/日选厂全流程自动化改造。
5 目前主要问题及解决思路
选矿所用的运输道，是经由开凿山体所成的隧道，是选矿厂的第一个环节，担负着矿石由露天矿至选矿厂的运输工作。2006年，选矿二公司所建10000 t/日选矿厂，已采用皮带运输，但5000 t/日选矿厂仍采用电机车运输，即直流电机运矿车，与皮带运输相比，据哟成本高、效率低、安全性能低、所需人员较多等缺陷。
随着选矿厂日益发展的需求，迫切需要改变目前的技术落后现状。针对此问题，本文对5000 t/日选矿系列运输道进行电气改造设计，主要方案为：将原有隧道部分扩大，由于隧道为非直线，在考虑运输皮带时，采用三段分节运输，三段长度分别为464.6532 m，822.9752 m，182.6465 m，分别采用45 kW、160 kW、75 kW电机带动皮带运行。考虑到三段必须同速，且必须顺序启动、同时停止，电气部分设计采用三台电机联机互锁方式，并由PLC实现控制。
6 结语
该文详细介绍了洛钼集团选矿二公司选矿设备及工艺沿革，分析了四次选矿工艺的重大阶段中的问题和新技术，概况了目前存在的主要问题，并针对性地给出了解决方案。
参考文献
选矿工艺范文6
【关键字】絮凝工艺，选矿，应用分析
中图分类号： O741+.2文献标识码：A 文章编号：
一．前言
絮凝工艺因其具有其独特的优点，因此在选矿工程中的应用也就越来越广泛。其不仅仅可以促进选矿工程的发展，同时也可以我国经济的发展。因此，有必要加强对选矿工艺在选矿中的应用研究。
二．影响选择性絮凝效果的因素
随着矿物原料的需求在增加，可利用的高品位矿石在减少，并且矿石中有用矿物的粒度变细，因此必须开发独特的技术以满足从细粒浸染矿石中回收有用矿物的需要。当今，因为没有适宜的技术用来经济地处理这些物料，致使大量的有用矿物随着细的和微细的矿泥被丢弃。细物料或者由于矿物学和表面成分的变化，或者甚至由于其粒度细小直接影响颗粒与气泡之间的碰撞和吸附率，不能很好地适应象浮选之类的工艺
1.絮凝剂对选择性絮凝效果的影响
为使矿粒群处于悬浮分散状态,采用具有一定强度的机械搅拌,以赋予矿粒一定的运动动能是实践中常见的一种措施。然而,要使矿浆中的细粒矿泥处于充分的有效悬浮状态而不发生聚结现象,实践表明,加入一定量的分散剂乃是行之有效的基本措施。由于细粒赤铁矿充分分散后,难以沉降,这时就需要加入选择性絮凝剂对赤铁矿实现絮凝,同时最大程度保持其它组分充分分散。选择性絮凝剂与普通絮凝剂不同的是,不仅要有絮凝性,同时必须要有选择性,否则是不能从稳定的悬浮液中分选某一矿物的,絮凝剂的选择性是选择性絮凝的关键。长沙矿冶研究院在对湖南某微细粒赤铁矿进行的pH调整剂NaOH与腐植酸铵、NaOH与分散剂水玻璃、NaOH与分散剂六偏磷酸钠、NaOH与水玻璃及DTY的组合试验研究中发现, DTY能有效地对赤铁矿实现选择性絮凝。固定NaOH和水玻璃用量,DTY选择性絮凝剂用量试验结果见图1。
从图1可见,增加DTY的用量,有利于矿泥铁含量降低、铁回收率提高。当DTY用量36 g/t时,矿泥产率32. 79%,矿泥铁含量12. 55%,沉砂铁品位33. 97%,矿泥铁损失率15. 27%,选择性絮凝效果相当明显。但也要注意到絮凝剂用量过量时,则会出现絮团增加,致使选择性絮凝过程中的包裹和夹带加重,絮凝的选择性变差,不利于矿泥的脱除。
2.磁种对选择性絮凝效果的影响
在选择性絮凝分选过程中加入磁种,通过某种物理或物理化学过程使磁种选择性粘附到目的矿物上形成磁覆盖,同时通过添加高分子选择性絮凝剂,使目的矿物借助于磁絮凝与化学絮凝的协同作用,从而达到优化提高选择性絮凝分选效果的目的。有关研究表明,磁种团聚—高分子絮凝联合作用处理赤铁矿,选择性好,回收率高,且获得的絮团比单一磁种团聚和仅用高分子絮凝所得的絮团更为密实,为后序作业絮凝体与分散相之间相互分离提供了有利条件。
长沙矿冶研究院在湖南某微细粒铁矿选择性絮凝试验研究中发现,磁种比例的增加有利于选择性絮凝中矿泥铁含量的降低及沉砂铁回收率的提高,但不利于沉砂铁品位的提高。这主要是随着磁种比例的增加,磁絮凝能力也随之递增,致使磁夹杂加重。因此,磁种添加比例应通过试验综合考虑铁回收率与铁精矿品位来确定。
3.矿浆温度、浓度及外界磁场对选择性絮凝效果的影响
长沙矿冶研究院徐建本对祁东铁矿的选择性絮凝选矿试验,曾得出矿浆温度对絮凝脱泥的沉降时间影响较大,要保持相同脱泥效果,需根据矿浆温度调整沉降时间。例如, 25℃时沉降时间为4min, 10℃时则需6 min,才能保持相同的脱泥效果。矿浆浓度以30%较合适,过高过低将降低絮凝脱泥效果。脱泥前采用外界磁场能有效改善絮凝脱泥过程,不仅能使沉降时间由6 min缩短至2 min,而且在脱除矿泥产率相近时,能使矿泥铁品位由12%降低至10. 5%。
4.沉降时间对选择性絮凝效果的影响
添加分散剂后,呈悬浮状态的矿浆,在没有加入絮凝剂前,如果矿浆各组分粒级均匀,并且悬浮力与重力相平衡,则理论上是不会形成沉降的。这就需要通过添加高分子选择性絮凝剂使目的矿物形成絮团并打破这种力间的平衡,从而使目的矿物形成沉降。这时,目的矿物的沉降时间会对选择性絮凝效果产生重要的影响。长沙矿冶研究院在祁东铁矿某矿段赤铁矿选择性絮凝试验研究中发现,延长矿浆的沉降时间有利于降低矿泥的铁含量,但不利于矿泥量的脱除,即不利于提高脱泥沉砂铁品位。因此,沉降时间的确定,需要从铁回收率与脱泥沉砂铁品位来综合考虑。
三．试验
1.矿样
矿样几乎全部由细粒和微细粒物料组成(粒度从十65网目到-200网目)。颜色有钢灰色及至带粉红色的褐色。矿样的物理和化学性质示于表la, 1b和lc 。
2.原料
试验使用为下原料：1.人工纯赤铁矿(含Fez03 85. 5片)；2.粒度为一200网目的铁矿粉；3.工业用淀粉；4.硅酸钠、盐酸和氢氧化钠用作调整剂。
3.矿样的标准
矿样通过表面积和粒度测定使其标准化。结果示于表2a和2b。
四．试验程序
首先对人工纯赤铁矿进行絮凝试验，然后对纯赤铁矿与石英的人工混合样进行试验，最后用相似的条件对铁矿粉进行试验。所有试验在一个直径为2. 5cm、高为22. 8cm的圆柱形容器中进行，容器中矿浆浓度为500，取样口高距容器底3. 5cm。精确计量的矿粉在矿浆中分散一分钟。然后将苛性化和匀化的淀粉加入并混合1分钟，使絮凝体沉降时间达到3分钟。打开取样口集取絮凝颗粒，并将其进行干燥、称量和化学分析。结果和讨论：
从表3明显看出，对人工纯赤铁矿及最高的絮凝效果，从表4看出，对纯赤铁矿和石英的混合样，取得最高品位和回收率的淀粉最佳用量为0.6kg/t。取得标准之后，用淀粉对铁矿粉进行了絮凝试验。
从表5可得出结论，对铁矿粉，淀粉的最佳用量为0. 75kg/t。表6示出，使用分散剂硅酸钠，对铁的品位及回收率略有改善。回收率和品位的提高是由于分散剂硅酸钠的作用，分散剂分散了脉石矿物，使铁的回收率和品位得到提高。从这些表中明显看出，絮凝效果的趋势无显著变化。
五．结论
对铁矿泥进行的选矿研究揭示，利用絮凝工艺可将损失的大量有用铁分回收为品位较高的精矿。在最佳条件下，对铁品位为8%的铁矿泥进行选别，得到了铁品位为58. 20%、铁回收率为70%左右的产品.可得出如下结论:如果运用适当的方法，絮凝工艺有极大的潜力，能以有限的投资回收随着矿泥和微细泥损失的大量有用铁分，因此，可增加钢铁厂的生产能力，并减轻污染问题。
六．选择性絮凝的发展方向
随着我国细粒、微细粒铁矿研究开发工作的不断深入,选择性絮凝工艺及理论都得到了广泛的应用和发展。在实践应用中,选择性絮凝工艺也暴露出了一些问题,需要选矿科技工作者们去开展更深层次的技术研究,以推动该工艺在工业实践应用中日臻完善。下一步应着重从以下几个方面进行更深层次的研究。
(1)研发更高选择性的絮凝剂,以降低选择性絮凝过程中的包裹和磁夹带。
(2)研制磁(脉冲)-重复合力场高效脱泥装置,以解决矿泥的脱除量和铁含量不能统一的难题。
(3)解决脱泥产出的高分散悬浮矿浆沉降澄清、回水循环利用、环境保护等方面的问题。
七．结束语
综上所述，我们应该不断加强对絮凝工艺的研究，促进絮凝工艺在选矿中的应用。
参考文献：
