选矿工艺设计
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选矿工艺设计范文第1篇
中图分类号：O741+.2 文献标识码：A 文章编号：
一．前言
加强对选矿工艺流程的设计对于矿产资源的勘探开发具有十分重要的作用，不仅仅可以促进矿产资源的勘探开发，同时还能够促进我国经济的发展，同时还应该不断加强对选矿工艺流程设计的效果研究，其对于选矿具有重大的意义。本文以塔东铁矿进行分析。
二．矿石性质
塔东铁矿矿体赋存于志留系红光组中部岩性段中，属海底火山喷发-沉积变质矿床,磁性铁矿石。含矿岩性为磷灰石角闪岩,磷灰石磁铁斜长角闪岩,斜长角闪片麻岩,以前二者为主。矿石中主要有用矿物为含钒磁铁矿、含氟磷灰石、含钴黄铁矿等。次生矿物为假象赤铁矿、褐铁矿、孔雀石等。非金属矿物主要有普通角闪石、斜长石。矿石构造主要以条带状、致密块状、稠密浸染状、细脉浸染状构造为主。主要有用矿物磁铁矿、黄铁矿及磷灰石的嵌布特征与共生关系如下。
(1)磁铁矿。是该矿床主要金属矿物,以两种状态赋存在矿石中。一种为他形粒状或集合体与黄铁矿、黄铜矿呈浸染状、稠密浸染状以及块状产出。磁铁矿单晶粒级多在0.04-0.08mm。集合体粒级多在0.2-0.5mm。磁铁矿晶体主要和黄铁矿接触连生,少数和黄铜矿、磁黄铁矿接触连生,部分磁铁矿晶体溶蚀交代黄铁矿晶体,少量磁铁矿晶体呈细小粒状、不规则细小脉状分布在黄铁矿晶体中,粒级小于0.01mm。另一种为以细小脉状分布在岩石裂隙中,脉宽小于0.01mm。磁铁矿中普遍含有钒,含量在0.43-0.48%,含量较稳定,磁铁矿占铁总量的68%。
(2)黄铁矿。分布于含矿层位及铁矿层中,其围岩中含量较少。黄铁矿和磁铁矿密切伴生,在黄铁矿晶体中包裹有细粒状磁铁矿晶体,主要呈浸染状、稠密浸染状、似条带状、细脉浸染状、致密块状产出。粒度变化较大,单晶粒度多在0.05mm左右,集合体粒级一般在0.1-0.3mm。
(3)磷灰石。呈他形或椭圆的半自形颗粒。粒度在0.5-1.0mm,星散分布在磁铁矿条带之中。
三．矿物研究
1．矿物组成
矿物主要为磁铁矿,其次为黄铁矿、假像赤铁矿,还有少量的褐铁矿、碳酸铁和硅酸铁。矿石中的非金属矿物以石榴子石为主,另外还有绿泥石、绿帘石、阳起石、透辉石、钠长石等。原矿物相分析和多元素化学分析见表1、2。
表1原矿物相分析结果(%)
表2 原矿多元素化学分析结果(%)
2.矿物的结构构造及嵌布粒度特性
矿石中磁铁矿多呈他形或半自形细粒集合体,其颗粒大小一般为0.015-0.03 mm。黄铁矿多为他形晶,呈脉状、条带状分布于矿石中,或呈不规则的颗粒充填于磁铁矿网状裂隙及颗粒之间,并熔融、交化磁铁矿,分布不均匀。通过试验得知,当磨矿粒度达到-74μm占79%时,可获得品位66%以上的铁精矿和42%以上的硫精矿。
3.矿石的物理性质
矿石的平均莫氏硬度6.2,密度4.08 t/m3,矿石相对可磨度与鞍山大孤山矿石比较,相对可磨性系数1.42,矿石中的废石混入率按10%设计,原矿中含水、泥较少。
四．设计流程特点及作用
1.设计流程
根据选矿工艺指标及技术经济比较最终推荐浮硫-磁选-浮磷流程作为硫、磷、铁分离设计流程,并据此补做了相关试验,设计原则流程图见图1。设计破碎流程采用三段一闭路流程,中碎产品进行一次干选抛尾,以恢复地质品位,细碎后产品进行一次湿式粗粒磁选,进一步提高入磨料全铁品位,减少入磨量。硫、磷、铁分离流程采用先浮硫,再磁选,磁尾浮磷;浮硫采用一粗一精二扫选流程,磁选采用一粗一精流程,浮磷采用一粗二扫三精流程。
图1 设计原则流程图
2.设计流程特点
（1）设计流程主次分明,重点突出塔东铁矿以生产铁精矿为主,综合回收硫精矿、磷精矿。设计流程充分体现了铁精矿生产的中心地位:①流程在入磨前进行了二次预选,入磨料全铁品位从22.72%提高到30.96%,抛除废石36%,尽管在第二次湿式抛尾后,硫损失回收率20.21%,磷损失回收率40.18%,但是磁性铁回收率高达97.76%;②流程采用先浮硫后磁选流程,充分保证铁精矿的产品质量。
（2）流程经济合理,选别顺序先后有据
塔东铁矿产品方案中铁精矿产率22.72%,硫精矿产率5.90%,磷精矿产率2.30%,在保证铁精矿产品质量的前提下,优先磁选显然能大大减少后续作业的处理量,从而减少设备、厂房等建设投资,与此同时,处理量的减少,也将大量缩减药剂、能耗等生产经营费用。选择先磁选后浮磷方案能节约成本。
（3）工序设置灵活,适应性强
①塔东铁矿可综合回收的磷元素,在原矿中含量较低,仅为0.834% (P2O5含量),矿石中P2O5含量的波动对选磷作业的效益影响较大,如果实际生产时采出矿石中磷品位进一步贫化,磷元素将不再具有综合回收的价值;②浮磷作业会受到矿浆温度的影响,塔东铁矿地处东北,冬季气温严寒,可能会对其作业的效果有所影响;③市场行情的波动对磷回收的影响也不可忽视,磷精矿价格较低时,会造成企业的亏损。
基于以上因素,综合考虑流程将浮磷作业布置在选矿作业的最后,以便灵活操作,通过对厂房的优化布置,当磷品位降低或者市场恶化,磷不具有综合回收价值时,磁选尾矿可不经过浮磷作业,直接进入尾矿浓缩池,大大增强了流程的灵活性和适应性。
五．工艺流程的设计
1.破碎工艺
该矿石废石混入率较高,约占10%。为了提高入磨品位、降低生产成本,筛分前增设干式磁选甩出废石。破碎系统增设干式磁选后,能增加废石产率、降低废石品位、减少系统循环负荷、提高入磨品位。所以,在工艺设计中考虑两段干选抛废,解决产率和品位之间的问题。
2.磨选工艺
根据选矿流程试验,当磨矿粒度-74μm达到79%时,就可得到66.24%的精矿品位;而达到93%时提高幅度不大,仅为66.72%。所以工艺中采用两段磨矿就能达到产品质量要求。
A、B流程相比,阶段磨矿一次磁选甩出产率为30.85%的合格尾矿, -74μm含量占65.45%;而连续磨矿流程的尾矿, -74μm含量占81.96%。因此,采用阶段磨矿减少二次磨矿的负荷及投资,降低了生产成本,是经济合理的。同时提前抛废,有利于提高二次磨矿效率。
在粗磨情况下, -74μm达到65%,硫精品位为43.01%,所以工艺中先浮后磁是可行的。综上所述,设计工艺采用B流程,见图2。
六．结束语
综上所述，我们应该不断加强对选矿工艺流程设计的研究，同时还应该加强对选矿工艺流程设计的效果评价。只有如此，方可加强我国矿产资源的选矿工作。同时，在市场繁荣时,尤其要注意对选矿工艺流程的合理制定,不但要做到在高价位时充分回收资源,而且要做到低价位时对生产的灵活调整,使企业始终在较合理的状态下运行。
参考文献：
选矿工艺设计范文第2篇
关键词：露天矿型；特大型；动力煤选煤厂
中图分类号：TD94 文献标识码：A
近年来，随着煤炭行业的勘察、设计、装备水平不断发展。特大型露天矿的建设项目陆续上马，中煤平朔公司的东露天矿建设项目就是其中之一。与之配套的东露天选煤厂处理能力为20.00Mt/a，留有处理5.00Mt/年外来煤的灵活性，属露天矿型特大型选煤厂，鉴于其产品以动力用煤为主，故属动力煤选煤厂。现就选煤工艺中的几个重要环节进行比较与简述：
1 块煤分选上限：
本厂原煤块煤破碎后解离较少，而块煤量较多，为减少因破碎而产生的过粉碎，充分利用块煤系统分选精度高，处理能力大，介耗低、生产成本低的优点，设计推荐块煤分选上限为150mm。
2 块煤分选下限：
根据露天矿原煤粒度特点，结合块煤浅槽分选机下限，原煤分级设计采用13mm筛孔，既能够保证分级筛的筛分效率，同时保证了块煤满足重介浅槽分选机的处理能力。在实际生产中，也可以根据原煤中块煤含量的变化，适当调整分级筛筛孔，使块煤量满足重介浅槽分选机的处理能力为原则，最大限度的降低生产成本。
3 末煤分选下限：
末煤粒度为13-0mm，对于入洗前脱泥粒度的问题，设计总结了安太堡选煤厂、安家岭选煤厂及近年来许多选煤厂脱泥脱介工艺的实际生产经验，脱泥脱介筛缝若由0.5mm提高至1.5mm具有如下优点：脱泥脱介筛处理能力至少提高1～1.5倍。末煤分选下限为1.5mm，可以节省投资；可以大大降低介质回收系统的负荷，降低介耗。为了简化系统，降低脱介筛面积及介质回收系统的负荷，降低基建投资、降低介耗，设计确定1.5mm脱泥，末煤重介旋流器分选下限为1.5mm。
4 煤泥分选下限
对于1.5mm以下的煤泥部分，设计结合本厂原煤1.5-0.15mm的特点，灰分较原煤灰分低8.00%左右，其含量为10.66%，考虑到本厂煤泥硫分较高、9、11号煤硫分波动较大的特点。设计经多方案比较，认为采用一种简单方便、投资少、运行费用低的方法，对这部分见水煤泥进行排矸降硫处理是合理的。对这部分粗煤泥的分选设计在可研阶段对螺旋分选机进行了重点论述。
有以下优点：
a.在分选密度为1.8-2.1kg/L时，可以对3-0.15mm粉煤进行有效分选，与大直径重介旋流器配合，可以满足煤泥深度分选的要求。
b.由于粉原煤比表面积大，该部分物料若采用螺旋分选，不采用重介分选，可以大幅降低重介质消耗。
c.采用自流入料，没有任何运转部件，维修简单，功耗低。
但也存在密度调节范围小，当分选密度小于1.6kg/L时，出低灰精煤时分选效果差的缺点。
近两年，国内一些选煤厂先后引进了美国KSS公司的干扰床粗煤泥分选设备，取得了较好的效果。干扰床粗煤泥分选机具有以下优点：
a.入料粒度在4-0.1mm范围内能达到较好的分选效果。
b.有效分选密度为1.4-1.9kg/L，可以出低灰精煤。
c.分选密度完全可调，全自动控制。
d.自流切线，入料无需复杂的入料分配系统，对入料煤质的变化适应性强。
e.无动力消耗，设备维护费用低。
所以本次设计对1.5-0.15mm的粗煤泥仍然采用螺旋分选机分选。
5 介质回收及制备工艺
介质回收系统采用块、末煤系统以及主、再洗系统独立回收，稀介质直接单段磁选。此工艺保证了块末煤分选系统的独立开车以及避免了主再洗系统的密度相互干扰，有利于系统介质密度的稳定性，便于现场生产管理。
介质制备设计方案为：购买的粗磁铁矿粉，经球磨机湿式细磨之后进介质分级旋流器分级，溢流合格介质经介质磁选机浓缩回收后，磁选精矿由泵送至主厂房，进行介质补加，磁选尾矿返回浓缩机（留有返回球磨机的可能），介质旋流器底流粗介质再返回球磨机进行细磨，本介质制备方案适合于介质消耗量大的特大型重介选煤厂，所以对于本厂设计选用此方案。
6 粗煤泥回收工艺比较
推荐的分选工艺流程中，粗精煤（1.5-0.15mm）需要单独脱水后掺入精煤。用于回收该粒级的设备有煤泥离心机、高频筛和沉降过滤离心机，鉴于煤泥离心机的产品水分明显低于高频筛，而且投资、生产成本低于沉降过滤离心机，设计推荐采用煤泥离心机回收干扰床分选机的粗精煤。由于粗矸石直接排弃，对水分要求不严，为了节约投资，设计采用高频筛回收。
7 细煤泥回收工艺比较
煤泥水经回收粗煤泥后，剩下的细煤泥应脱水回收。鉴于实际生产中细煤泥的灰分、硫分并不太高（平朔公司现有的安家岭及安太堡露天矿选煤厂实际滤饼灰分在26～28%左右）。如果不考虑掺混困难，细煤泥掺入产品销售具有较高的经济效益。
当前可供选择的细煤泥回收设备主要有压滤机和加压过滤机。国产加压过滤机在近几年技术上有重大突破，并且具有价格相对较低、产品水分低、松散易掺混的特点。
从平朔公司现有的几大选煤厂对加压过滤机回收煤泥的应用情况来看，效果是非常好的，加压过滤机处理量大，产品物料松散，水分低，掺混容易。所以鉴于以上分析，对本选煤厂的煤泥回收仍然选用加压过滤机处理。
东露天选煤厂的工艺与平朔公司现有的几大选煤厂的工艺有所不同，增加了1.5-0.15mm粗煤泥的分选和回收工艺，粗煤泥在入浓缩机之前已经回收，对加压过滤机处理的物料来说，-0.15mm的细煤泥占绝大部分。从业界对加压过滤机处理细煤泥的使用情况来看，处理量比额定量要小，且排料水分及滤液浓度均有所增高，鉴于此情况，设计在设备选型上进行了保守的选择，同时在工艺布置上考虑了将来增加煤泥水把关设备的位置。
结语
只有在工艺比较过程中投入大量的精力才能更好的确定选煤方法，以保证更高的分选精度、更高的精煤产率，从而达到更好的经济效果。东露天矿原煤成分复杂，煤质变化较大，影响因素多，需要更均衡的比较各种工艺环节，并不是简单的考虑原则就可以完成设计与建设。在这种环境下，如何更好地完成选煤厂的设计与建设将是选煤人以后的前进方向。
参考文献
[1]郎国军，苑雪涛，严海纲.薄煤层开采技术的新趋势[J].煤矿机械，2011（06）.
[2]陈俊杰，李新泉，刘玲玲.对煤炭资源型焦作市可持续发展的探索与实践[J].中国矿业，2008（08）.
选矿工艺设计范文第3篇
关键词：选矿机械;选矿工艺;提高效率
DOI：10.16640/ki.37-1222/t.2015.21.019
1 选矿工序
选矿即利用矿物的物理或理化性质的不同，借助选矿机械设备将矿石中的有用物从原矿中分离出来，使有用矿物达到富集的过程。选矿工作主要包括矿石破碎、筛分、磨矿、分级等几道工序，每道工序都有其相对应的选矿机械设备。根据产品粉碎粒度的不同，一般我们将产品粒度大于5mm的粉碎过程称之为破碎，反之则称之为磨矿。有用矿物与脉石矿物的解离程度将直接影响分选指标，因此确定合理的粉碎粒度、合理选用磨矿设备，对于提高生产能力、降低成本具有很大作用。筛分是将粉碎物再次通过筛子，按粒度分成不同粒级的过程，多数情况下和破碎工序配合进行。根据应用目的和使用场合的不同，可选择不同的筛分方法。分级则是将不同粒度、形状或密度的矿粒，根据沉降速度的不同，分成不同级别的作业，一般和磨矿作业配合进行。
2 选矿设备的发展概况
由于当前开采需求的不断扩大，造成现有资源开采范围逐渐减少。国家相关部门为了提高开采纯度，对选矿设备的要求逐渐提高，使其逐渐朝向节能、环保方向发展。按照选矿设备分类标准，可将设备分为：破碎设备、磨矿设备、筛分设备、选别设备、脱水设备等;选矿设备工作环境非常恶劣，大多露天作业，多碎石、粉尘，大部分还高强度24小时作业，同时选矿工艺中使用的药剂等高酸碱性液体对选矿设备腐蚀严重。
3 提高选矿设备机械效率措施
（1）提高机械的有用功。由机械效率的概念：η=W有/W总*100%可知，在总功不变的情况下，如何提高机械的有用功成为如何提高机械效率的关键。
1）优化设备结构设计，改善，减少设备内摩擦。选矿设备在运转过程中，产生的内摩擦不仅使设备功率损耗，而且会大大缩短机械的使用寿命。在设备设计之初必须充分考虑其运转原理，减少不必要的结构设计，特别是会产生摩擦的部分，必须经过多次的实验论证，以保证设备的设计能达最优;同时先进的加工技术能保证设备的精度，而别是在设备中存在相对运转的部分必须保证足够的加工精度;在设备内部相对运动的摩擦副中添加适合剂可在摩擦表面形成一层油膜，避免金属直接接触，可非常有效地降低机械内部摩擦副的摩擦阻力、减缓其磨损，减少机械效率的损失。设备的关键在与选择适合的方式和剂，列如电机轴承多次采用脂，大型球磨机必须油站供油，稀油循环。
2）使用新型材料，减轻设备自重。机械在运作过程中必须做功去克服设备自重，这部分为无用功，在设备运转过程中降低这部分做功可有效提高设备的机械效率。例如在选矿设备中的颚式破碎机的动鄂在其碎矿过程中随偏心轴的转动做圆周运动，其质量的大小影响颚式破碎机的机械效率，采用轻质高强材料可以有效减轻动颚的重量，在破碎过程中需要克服动颚作的无用功就减少，在总功不变的情况下，颚式破碎机的机械效率就能得到有效提高。随着科技技术的发展，出现越来越多的新型合成材料，这些材料不仅自重轻，其性能更胜以往使用的材料。在选矿设备中实验并应用新型材料能够有效使设备轻量化，从而减少设备克服自身重量所做的功，提高设备机械效率。
（2）加强设备管理与日常维护。设备管理即包括从从设备的规划工作起直至报废的整个过程的管理，因此加强对选矿设备的机械管理有利于设备运转率的提高，从而提高其机械效率。
1）加强选矿机械的设备管理。加强机械设备管理必须建立相应的科学严格的设备管理制度并严格执行;从设备的日常点巡检着手，实行定人定机制度，制定相应的设备日常点检表，交由操作工填写;组织相关人员进行定期的技术培训，提高设备管理水平和维护技能。
2）加强设备日常维护。设备的日常维护应从加强设备调整、使用、维护、状态监测、故障诊断等着手，加强预防性维护和检修，减少设备在运行过程中出现的漏洞，降低设备故障率，例如对于振动筛的日常维护，首先应从检查筛子外观是否整洁，有无跑、冒、漏、滴等现象;振动筛在运行过程中，容易出现松动，应及时对其进行紧固;定期对主梁和横梁的焊接部位磨损进行情况进行查验，防止出现局部开裂，影响振动筛的运作效率;定期检查轴承的位置的是否正常;检查筛网并清理堵塞等。
（3）选矿工艺改进优化。选矿工艺和选矿设备相互制约、相互发展，因此选矿工艺的改进优化能够有效提高选矿设备运转的效率。如在磨矿中增大有效磨矿面积、采用合适的球磨机充填率，及改变磨矿介质形状可以有效的提高磨矿设备的机械效率;通常球磨机采用的衬板材质都为密度稍大的重金属，这种金属材质不但质量大，并且占用的厚度也较大。设备在运行过程中，不但消耗设备动能，而且占用物料的空间也有一定的缩减。所以可采用磁性衬板代替原有的金属板，这样不但能够减少动力，而且还能增加进入物料的空间面积;球磨机物料处理实际能力与钢球的充填率成成正比关系，当钢球充填率为45%时，其球磨机的物料处理达到最佳状态，并且此时运行负荷达到最大。当钢球充填率超过45%时，便会造成钢球的合力矩出现一定的偏移，使其合力作用点超过原点;其次便是改变介质形状，利用椭圆球代替原有的圆球，主要是因为对于同一直径的球体，椭圆球质量比圆球质量增加40%，其造成的冲击力也逐渐增大，提高了物料的破碎程度。其次针对接触面而言，椭圆球个体之间由线作为接触点，保证个体之间都能够与衬板发生撞击。而圆球之间采用的是点作为接触，在衬板撞击过程中，不能是物料固体进行有效的粉碎。
4 结语
通过对选矿机械效率提高措施的探究分析，使得笔者对提高选矿设备的运行效率有了更为深刻的认知。这种提高处理措施现逐步在选矿机械设备中进行试用，并取得了较好的试用效果。不但提高了设备的运行效率，而且在今后设备排查故障方面也有逐步的改善。
参考文献：
[1]肖良初.选矿效率统一公式的推导[J].中国科技信息，2012，43（18）：22-23.
[2]赵自评.浅谈柱磨机在选矿行业的应用效果[J].矿冶工程，2008，67（25）：51-52.
选矿工艺设计范文第4篇
关键词 湿式预选磁选机磁场强度 粒度品位
中图分类号：TM153文献标识码： A 文章编号：
概述
中钢集团某选矿厂设计规模为年处理原矿150万吨，预计年产铁精粉42万吨。根据地勘报告，该矿属沉积变质型铁矿，矿石中的主要金属矿物为磁铁矿，次要金属矿物有赤铁矿、黄铁矿、褐铁矿、黄铜矿等。脉石矿物主要为石英、角闪石、黑云母、斜长石、石榴石及少量绿帘石、铁闪石、碳酸盐、绿泥石等。原矿多元素分析及物相分析见表1及表2.
表1 原矿多元素分析结果
表2 原矿铁物相分析结果
从表1、2结果可知，矿石中主要有用矿物为磁铁矿，磁性铁中铁占19.96%，其分布率为71.57%。矿石中硅的含量较高，因此，进入磨机前的物料采取干选及湿式预选两次抛尾的方法去除脉石。
工艺流程
本工艺中原矿经过粗碎、中碎后，通过圆振筛筛分，筛上物料（块度≤70mm）经过干选抛尾，其干选精矿再进行细碎,细碎后物料与上述中碎物料合并进入同一圆振筛。筛下物料通过皮带机给入湿式预选，并用水均匀冲入预选机的分选区进行分选，其精矿进入球磨机，尾矿经直线筛分为细颗粒尾矿和1mm以下尾矿，其中1mm以下尾矿进入总尾矿池。祥见图一：
3、湿式预选在生产中的应用
随着矿山采矿技术的不断完善及采矿方法的改进，开采的原矿性质也较以前更加复杂，这给选矿工艺带来许多问题。近几年，新型的选矿设备不断面世，选矿工艺也随之创新，本湿式预选设备就是最近几年才运用到选矿工艺中的磁选设备。
3.1 本公司湿式预选设备
本公司湿式预选磁选机规格为LCTY1030，为顺流式。滚筒外表面包陶瓷片，其表面磁场强度≧500mT，磁包角﹥150°。我们用高斯计对其表面场强及磁场梯度进行了测试，该磁选机的磁系共有8组磁极，磁场强度测试点取每组磁极的两边缘及中间点，而且分别取距离磁极表面0、10mm、20mm、40mm、60mm、80mm相应点，共计3×8×6=144点。测试点如图二中的小圆标记点。
将所测144点的磁场强度按距磁极相同距离划分六组，每组24个值，将每一组的24个测试结果连成一条线，共画出6条线，连同磁极形成该磁系的磁场特征，如图三。
由图三看出该磁选机中间四组磁极所对应的陶瓷片外表面的磁场强度不低于500mT，与设计值相符合。该磁选机有较高的场强，可以有效弥补顺流式磁选机回收率低的不足。
3.2 湿式磁选机在生产中的应用效果
碎矿系统的筛分筛下物料（要求粒度≦12mm）经过预选磁选机处理后，精矿进入一段球磨机，尾矿经过直线振动筛分为筛上细粒废石和筛下尾矿浆，筛下尾矿浆与其它磁选尾矿合并输送至尾矿库。经过近一年的生产实践，该湿式预选机在生产抛尾方面发挥了很好的作用。由于原矿较为复杂，干选抛尾量控制在15%左右，2012年2～7月份共处理原矿197707吨，原矿综合品位20.08%。经过干选及筛分后共得到177779吨筛分筛下物料，这些物料将进入湿式预选。由于该物料粒度更小，矿物的解离效果也较好，所以，湿式预选抛尾更有效。下面就2012年2～7月的湿式预选的生产指标，其中包括给料量、给料品位及经过预选后的精矿量及其品位、抛尾量及其品位来做出说明,详细见表3。
表3 2～7月份湿式预选生产指标
从表3数据可以得出以下结论：
① 湿式预选抛尾量很大，约占给料量的50%，约占原矿量的45%；
② 湿式预选累计尾矿品位为8.42%，满足设计要求，而且其中的磁性铁﹤0.6%；
③ 湿式预选精矿量约占原矿量的45%，相比未设置湿式预选的选矿工艺而言，本工艺中在最大程度上减轻了球磨机的负担，为降低球耗及电耗奠定了基础；
④ 湿式预选精矿的累计品位为34.27%，铁的富集比较大，为生产合格的铁精粉提供了条件。
结论
本公司采用湿式预选设备，可以将磁铁矿中的大部分废石有效抛除，使得进入球磨机的物料品位大幅度提高，避免了对多余废石的磨矿处理，可以大幅度降低选矿成本，同时提高整个生产工艺的生产能力，因而具有良好的经济效果。
另外，本生产工艺筛分工段采取圆振筛作为筛分设备，其下层筛网网孔为30mm*14mm，与要求所得筛下产物粒度≦12mm不匹配，实际筛下物粒度要大的多；其上层筛网网孔为50mm*35mm，实际生产中振动筛上半部物料较多，下半部几乎没有小于筛孔的物料，说明上层筛网网孔偏大。许多相关企业要求筛下物料粒度≦12mm，所用振动筛上层筛网网孔为30*30mmm，下层筛网筛孔为14*12，其运行效果很好。如果本公司选择大小更为合适的筛网，湿式预选的处理效果将会更好。
5、存在的不足
该湿试预选机较大的不足之处是筒体保护层磨损较快。
选矿工艺设计范文第5篇
关键词：选矿；混合渣；工艺矿物学；选矿指标；铜精矿
1. 引言
江西某冶炼厂渣选车间系统设计所处理的是转炉渣与闪速炉渣混和物料，其选矿工艺流程的选择、工艺参数的确定以及主要设备的选型都是参考同类选厂的生产实践进行的。目前该系统因尾矿浓缩过滤问题对磨矿浓细度进行调整等原因，出现选矿指标波动并且在生产中未能达到设计指标。为此我们开展了稳定该炉渣选矿指标试验研究。
本试验主要是围绕提高混合渣选矿指标，从磨矿细度、药剂优化、浮选浓度及流程结构优化等方面进行试验研究。
2. 试样性质
本研究试验物料是从渣选厂现场选取电炉渣和转炉渣，按4：1的比例混合而成的。将电炉渣和转炉渣分别破碎至-2mm后，用功指数磨机干磨至-200目约50%，分别混匀缩分出电炉渣80千克和转炉渣20千克，再将两者混合混匀缩分成1千克/份装袋作为试验试样。剩余电炉渣和转炉渣样分别装袋备用。电炉渣、转炉渣和混合渣的铜品位分析结果见表1。混合渣化验的铜品位为1.37%、按电炉渣和转炉渣4：1比例测算出来的铜品位为1.422%。
工艺矿物学研究结果表明：电炉渣中硫化铜矿物结晶粒度偏细（-0.020mm粒级的占有率超过70%）， 只有细磨才能将其中的铜矿物充分解离；另一方面，物料中也存在一部分结晶粒度较粗的铜矿物可在较粗磨矿细度下被解离出来，尤其是在转炉渣中，除了含有部分较粗粒度的金属铜结晶外，在硫化铜矿物中，结晶粒度大于0.204mm的占有率接近40%，大于0.043mm的占有率高达75%左右，过分细磨可能会使该部分铜矿物的过粉碎程度加剧而对选别不利。
3. 磨矿时间与细度关系
在磨矿浓度为75%条件下所-200目约占50%的试样进行磨矿试验。
表2结果表明：混合渣较一般矿石难磨，尤其进一步细磨更难。经过26分钟磨矿后才能达到现场磨矿细度-325目占70%左右，而达到设计所要求的细度-325目占90%却需要35分钟。
本次试验将粗一、粗二浮选时间分别定为2分钟和6分钟：本试验确定粗一作业Z-200用量为9 g/t、2#油用量为6g/t：本试验综确定粗二作业Z-200用量为18g/t、2#油为12g/t。
4. 闭路1试验
闭路1试验是为了获得模拟现场工艺流程及条件下的试验指标。
磨矿细度-325目占70%、浮选浓度为45%，采用现场工艺流程结构。试验结果见表3。
闭路1试验结果表明：当精1尾矿和扫1、扫2精矿合并返回粗1作业后，精矿1品位下降较大，只有22.18%，严重影响了整个铜精矿品位指标。总的铜精矿品位和回收率分别只有19.82%、85.21%，指标不理想。
5. 闭路2试验
闭路2磨矿细度由-325目占70%提高到90%，试验结果如下：
闭路2试验结果显示：当磨矿细度由-325目占70%提高到90%时，精矿2品位提高明显，从17.84%提高到24.05%，回收率也有所提高；试验获得了铜品位21.25%、回收率为87.22%的混合精矿。与闭路1流程试验结果相比，铜景况品位提高1.37个百分点、回收率提高2.01个百分点。
6. 闭路3试验
闭路3试验是为了了解改变中矿返回地点、调整工艺流程结构的选矿指标。闭路试验结果见表 5。
试验获得了铜品位为25.02%的混合精矿，铜回收率为87.13%，达到了预期目的。与现工艺的闭路流程试验1比较，品位提高个5.20百分点，回收率提高1.92个百分点。
7. 闭路4试验
闭路5试验是在磨矿细度-325目占90%、浮选浓度为55%条件下，采用调整流程结构，按中矿顺序返回进行的。闭路试验结果列于表6。
试验获得了铜品位为24.49%的混合精矿，铜回收率为86.98%。与闭路1试验比，品位提高了4.67个百分点，回收率提高了1.77个百分点。
8. 小结
⑴ 转炉渣中的铜以金属铜为主，粒度粗、容易解离，铜品位较高；电炉渣中的铜以硫化铜为主，含铜硫化物粒度极细并与其它组分共生密切，难解离，铜品位较低。
⑵ 电炉渣与转炉渣不同的参比，组成矿样的铜品位不一样，其药剂制度也有所不同。以电炉渣与转炉渣4：1组成的混合样，铜品位为1.37%，较佳的药剂制度为：Z-200+2#油粗一9+6（g/t，下同）、粗二18+12、扫一12+9、扫二9+6；以电炉渣与转炉渣1：6组成的验证样，铜品位为4.15%，较佳的药剂制度为：Z-200+2#油粗一21+12、粗二24+18、扫一18+12、扫二12+9。
⑶ 适宜的浮选浓度：混合样为45～55%、验证样为45%。混合样浮选浓度由45%提高到55%时，无论磨矿细度粗细，精矿品位均呈上升趋势、回收率均呈下降趋势，选矿效率基本相当，但随着浮选浓度进一步提高到65%时，其精矿品位和回收率均呈双双下降趋势，故混合样较佳浮选浓度为45～55%。
⑷ 适宜的磨矿细度：混合样为-325目90%、混合样磨矿细度-325目由60%提高到90%时，铜精矿品位从17.39%逐步提高到24.06%、回收率从69.99%逐步提高到77.63%，呈双双上升趋势，故混合样较佳磨矿细度为-325目90%。
⑸ 混合样由于其原矿品位低，为确保铜精矿品位达标，扫选泡沫和精一尾矿合并形成的中矿宜返回粗二；而验证样原矿品位高，为确保回收率，中矿宜返回粗一。
参考文献
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