选矿厂设计计算(缺第1章)课件.ppt

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1、第2章 工艺流程(flowsheet)的设计与计算,2.1 选矿厂规模及基础指标的确定2.2 设计方案的技术经济比较2.3 破碎流程的设计与计算2.4 磨碎流程的设计与计算2.5 选别流程的选择与计算2.6 矿浆流程的计算2.7 小结,2.1 选矿厂规模及基础指标的确定,2.1.1 选矿厂规模的划分原则（1）设计规模需考虑因素：国家、地方、企业建设需要。一般原则一产品需要量-国内外用户对产品的需求，资源情况、技术上可能性、经济上合理性、资金。二一次建厂与分期建厂-中小型一次建，大型一般分期建。三分散建厂与集中建厂-资源的分散性与集中性。（2）规模划分：一、按服务年限（大型20年，中型15年，小

2、型10年）亦有特例二、按生产规模 非金属矿与金属有所不同，就金属选矿厂有色与黑色也不尽相同，非金属如石墨1万吨/年，一指产品，算大型选矿厂。,表 选矿厂规模(scale)的划分,2.1.2 选矿各车间(workshop)工作制度,设备作业率=,设备小时处理量：Q时=,表 主要设备作业率(operating rate)和作业时间,2.1.2 影响工艺流程选择的因素,设计工艺流程的基本原则：设计的工艺流程应根据试验研究报告并参考类似选矿厂成熟经验，最好进行技术经济方案比较；稳定可靠、高效低耗是确定工艺流程的根本原则，流程能很好地适应矿石性质的波动，具有一定的灵活性；不同矿石类型的分别处理或混合处理

3、，详细研究磨矿细度对回收有用成分的影响，对复杂成分考虑阶段选别方案，流程能最大限度地实现资源综合利用。,在选择原则流程和进一步编制详细工艺流程时，应注意的问题:产品方案和产品质量 尽可能实现资源的综合回收；要做好市场预测和经济分析工作；产品质量符合市场要求。在破碎过程中预先富集，提高生产效率，降低生产成本（拣选、重介质选矿、磁滑轮预选、大块抛尾、选择性粉碎和分级）阶段磨矿、阶段选别、早收多收综合回收及综合利用，提高资源利用率节约能耗和材料环境保护其他因素：规模大小与选别流程；当地自然条件和技术经济条件；矿山开采前后期矿石质量等。,2.1.3 工艺指标的确定方法,主要指、等指标的确定，一般据实验

4、报告中推荐的指标，同时要考虑试验和生产的差距，结合生产实际可能达到的指标来确定。（1）确定精矿的方法（注意金属与非金属的不同）-金刚石要求回收率100%。注意与精矿品位综合考虑:（2）精矿确定：应符合我国或WTO制定的质量标准及选矿厂设计的技术规范。而选矿厂设计处理矿石能得到的最佳精矿品位，在选矿试验中已查明，故设计人员应用上述原则方法，采用技术经济比较，便可确定最佳工艺指标。,2.1.4 非金属矿(non-metal ore)选矿工艺流程选择,产品要求特点：晶形大小、晶体长度、长径比、产品粒度、产品白度、等。石棉矿石（纤维长短）：风力吸选法，逐段破碎逐段吸选石墨矿（鳞片大小）：多段磨矿多段浮

5、选高岭土（用白度和细度衡量）：选择性分散絮凝,2.2 设计方案(design project)的技术经济比较,进行方案比较的基本原则p18-六点.基础可靠、效益优先、综合取舍 方案比较的步骤(三个)提出方案、技术经济比较（投资、周期、效益、效率）、推荐方案方案比较的要点及方法,2.3 破碎流程的设计与计算,破碎作业的主要任务是为磨碎(grinding)作业准备经济合格的给料，或者直接为选别、冶炼等用户提供最合适的入选、入炉的物料。目的：为选择破碎(crushing)、筛分及辅助设备（运输、漏斗、给矿机(feeder)）等提供依据，主要是为了求出各作业各产物的重量Q和产率r。,2.3.1 破碎流

6、程(crushing process)的选择,任务-主要是决定破碎及筛分的段数，它取决于总破碎比i 粉碎段数的确定由i=Dmax/dmax及选厂规模确定，而破碎最终产物 dmax，则视不同用途，据实际情况而定，下面重点举供球磨给料时dmax的确定方法。图中以碎矿、磨矿的总成本最低而确定的入磨最大粒dmax的方法(表4-3)此外尚有供自磨、棒磨、砾磨、选别等的给料时.开路流程（open circuit）和闭路流程（closed circuit）,关于预先、检查筛分,预先筛分(Screening In Advance)指在矿石含粉矿或水分较多时，预先筛分可防止破碎机堵截，有利于其工作，防止过粉碎，

7、减少给矿量。但增加厂房、基建投资。预先筛分筛孔尺寸a应在本段破碎机排矿口宽e和排矿产物最大粒度dmax之间选取.ea dmax检查筛分(check screening)为了控制破碎产品粒度、充分发挥其生产能力而设；如果排料中大于排矿口尺寸矿石较多，则一定要设。筛分效率：是指实际得到的筛下产品重量与筛分给矿中小于筛孔尺寸粒级的重量之比，用百分数或者小数表示。E=Q1/（Q0）100%=Q1筛下产品的重量；Q0筛分给矿的重量；筛上产品中小于筛孔尺寸粒级含量；筛分给矿中小于筛孔尺寸粒级含量。,常规筛分制度：检查筛分筛孔尺寸a,排矿口宽度e与破碎最终产物粒度d相等，筛分效率E=85%；等值筛分制度：增

8、大检查筛分筛孔尺寸（比破碎最终产物粒度大2030%），降低排矿口宽度和检查筛分效率（1225%）。最大相对粒度Zmax破碎机排矿产物中最大粒度与排矿口宽度之比，称为最大相对粒度（过大颗粒与可碎性（表4-4）。洗矿作业应用条件：含泥量多的氧化矿，或含泥多（-200目超过5%）、水分（高于5%）高的矿石.,“等值筛分”的意义,筛分过程是不平衡的，“难筛颗粒”通过筛孔慢，细粒通过筛孔快，由于这种不平衡，可以利用加大筛孔尺寸、降低筛分效率的办法来提高筛子的生产率。两种筛分制度所得到的筛下产物有着等值的比表面，即相同的平均粒度，也就是说，筛下产物对碎矿而言是“等值”的。磨矿机的生产能力在筛子的两种工作制

9、度下将是一样的，甚至在第2种制度下还有所增加，所以两种工作制度下筛分产物的质量是等值的，但在第2种制度下，由于筛孔的增加、总筛分效率的降低，筛子的生产能力将大大增加，可以减少筛子的安装台数。,不同筛分工作制度下产物的粒度特性,bb 两段开路流程 bc 两段闭路流程 bbb三段开路流程 bbc 三段闭路流程,三、破碎流程计算时所需原始资料,破碎处理量（t/h）；原矿最大粒度(Dmax)和破碎最终产物粒度(dmax)；矿石的物理性质（可碎性、含水、含泥量和矿石松散密度）；原矿、各段破碎机破碎产物粒度特性曲线（P21-22）；各段筛分作业的筛分效率；常规筛分工作制度：a=d,e=d,E=85%等值筛

10、分工作制度：e=0.8d；a=1.1d,E=73%；a=1.2d,E=65%；a=1.3d,E=60%；,2.3.2 破碎流程的计算,目的:确定各个破碎产物和筛分产物的重量Q、产率（Productivity Rate）、以此作为选择设备的依据，并使各段的负荷能大致平衡。,下面计算式中：Q1原矿量，t/h；Q2、Q3Qn各产物的重量；1、2n原矿及各产物中小于筛孔的级别含量，%；E筛分效率，%；C循环负荷，%。a-筛孔尺寸（mm）；e排矿口宽度（mm）；d破碎最终产物粒度（mm）,一,二,三,一没有预先筛分和检查筛分的一段开路破碎作业 此时Q1=Q2，1=2，即破碎机排矿量等于它的给矿量二有预先

11、筛的一段开路破碎作业已知Q1 r1 1 E,求Q2 Q3 Q4 Q5,r2 r3 r4 r5.Q2=Q11E1 指给矿中小于筛孔级别的含量（%）Q3=Q1-Q2=Q1（1-1E）Q3=Q4 Q5=Q1;r2=Q2/Q1;r3=Q3/Q1r4=r3;r5=Q5/Q1。,C,三没有预先筛分有检查筛分的一段闭路破碎作业已知Q1 r1 1,3 E求Q2 Q3 Q4 Q5,r2 r3 r4 r5.见图有：Q5=Q33E 3破碎机排矿中小于筛孔级别的含量（%）,因为Q5=Q1，Q3=Q5/3E=Q1/3E Q4=Q3-Q5=Q1/3E-Q1=Q1(1-3E)/3E则有:C=Q4/Q1=(1-3E)/3E1

12、00%Q2=Q3=Q1+Q4；r2=r3=Q2/Q1；r4=Q4/Q1,四、预先筛分和检查筛分合一的破碎作业,Q1,已知Q1 r1 1,5 E求Q2 Q3 Q4 Q5 C,r2 r3 r4 r5.Q3=(Q11+Q55)E又Q3=Q1则Q5=Q1(1-1E)/5E C=Q5/Q1=(1-1E)/5E r4=Q4/Q1,Q5=Q4,r5=r4Q3=Q1,r3=r1,Q2=Q1+Q5,r2=r1+r5,五、预先筛分和检查筛分分开的破碎作业已知Q1 r1 1,5 E1 E2求Q2 Q3 Q4 Q5 Q6 Q7C,r2 r3 r4 r5 r6 r7.,C,Q2,Q1,上式中Q55E2=Q6=Q3=Q1

13、(1-1E1)2.3.3 破碎筛分流程计算步骤,（1）计算破碎车间小时生产能力；（2）计算总破碎比；并据此确定破碎流程方案；（3）计算各段破碎比；（4）计算各段破碎产品的最大粒度；（5）计算各段破碎机的排矿口宽度；（6）确定各段筛子的筛孔尺寸和筛分效率；（7）计算各产物的产率和重量；（8）绘制破碎数质量流程图。,破碎筛分流程计算实例,例题1：设计原始条件：斑岩铜矿石；属中等可碎性矿石；按原矿计的选矿厂年生产能力Q=900万吨/年；矿石松散密度为=1.7t/m3；原矿最大粒度Dmax=900mm；最终破碎产品粒度为12mm；水分4%；原矿及破碎产品粒度特性采用典型粒度特性曲线；粗碎为每日三班，每

14、班6.5小时，全年工作日330天。,、计算总破碎比，选择破碎流程方案S=900/12=75初步拟订选用粗碎、中碎前有预先筛分的三段一闭路破碎流程；如图：、粗碎生产能力：Q1=9000000/（3306.53）=1398.6t/h中、细碎生产能力同粗碎，整个破碎车间保持一致、计算选择各段破碎比：平均破碎比：Sa=4.21由于第三段破碎作业为闭路作业，则第一段和第二段的破碎比可略小，第三段略大初步确定：S1=S2=4.0则：S3=75/（44）=4.69,、计算各段破碎产品的最大粒度：d4=Dmax/S1=900/4.0=225mmd8=Dmax/(S1S2)=900/(4.04.0)=56.25

15、mmd11=Dmax/(S1S2S3)=900/(4.04.04.69)=12mm、计算各段破碎排矿口宽度 初步确定粗碎用颚式破碎机，中碎用标准型圆锥破碎机，细碎用短头型圆锥破碎机，最大相对粒度查表4-4确定：第一段破碎排矿口宽度e4=d4/Z1max=225/1.6=140.6mm 取141mm第二段破碎排矿口宽度e8=d8/Z2max=56.25/1.9=29.73mm 取30mm第三段破碎排矿口宽度采用等值筛分制度，a3=1.2d11,e13=0.8d11,E=65%e13=0.8d11=9.6mm 取10mm(若采用常规筛分工作制度则e13=d11=10mm）,、计算各段筛子筛孔尺寸和

16、筛分效率粗筛（棒条筛）：a1应在e4和d4之间选择，取a1=180mm，E1=60%中筛（振动筛）：a2应在e8和d8之间选择，取a4=50mm，E2=80%在实际设计中，有时候取E1=E2=100%细筛（等值筛分、振动筛）：a3=1.2d11=14.4mm取15mm,e13=0.8d11=10mm，E1=65%、计算各产物的产率和重量第一段破碎作业：Q1=1398.6t/h，1=100%Q2=Q11，-180 E1=1398.60.3060%=251.7t/h2=Q2/Q1=251.7/1398.6=18.0%Q3=Q1-Q2=1146.9t/h3=4=1-2=82.0%Q5=Q1=1398

17、.6t/h5=1=100%1，-180为原矿中小于180mm粒级含量，查原矿粒度特性曲线（图4-3）。Z1=180/900=0.2（粗筛的筛孔尺寸与原矿的最大粒度之比）,第二段破碎作业：Q6=Q15，-50E2=1398.60.3580%=391.6t/h6=Q6/Q1=391.6/1398.6=28.0%Q7=Q8=Q1-Q6=1007.0t/h7=8=1-6=72.0%Q9=Q1=1398.6t/h9=1=100%5，-50产物5中小于50mm粒级含量，为原矿中小于50mm粒级含量（Z1=50/900）与粗碎机排矿中新生小于50mm粒级含量（Z2=50/141）之和（图4-5）。5，-50

18、=1，-50+44，-50=0.1+0.820.3=0.35,第三段破碎作业：循环负荷(Circulation burden)：Q1=Q11=Cs=13=Q13/Q11100%=Q12=Q13=Q1Cs=1398.6105.71%=1478.5t/h12=13=105.71%Q10=Q9+Q13=2877.06t/h10=9+13=205.71%11=1=100%Q11=Q1=1398.6t/h9，-15产物9中小于15mm粒级含量，（图4-6）。,理论：9，-15=1，-15E1E2+44,-15E2+88,-15实际计算方法：9，-15=1，-15+44,-15+88,-15直接用中碎机排

19、矿产物中小于15mm的粒极含量。9，-15=8,-15（Z3=15/30）13，-15产物13中小于15mm粒级含量，（细筛筛孔尺寸与细碎排矿口宽之比Z3=15/10,查图4-9）13，-15=1-0.30=0.70流程计算和设备选型完成之后，应根据各段作业的负荷系数进行调整，使这个破碎系统处于平衡状态，便于生产和设备的维护与管理。调整手段有：根据产品目录，改变排矿口宽度，使计算后选定的排矿口尺寸在选定型号破碎机排矿口调节范围之内；改变筛孔尺寸；改变筛分效率；改变破碎机型号和规格、绘制数质量流程图,2.4 磨碎流程(Grinding Circuit)的设计与计算,需要解决的问题：确定磨矿段数，

20、掌握磨矿段数与磨矿指标之间的关系，要求产物粒度-200目含量72%，采用一段磨矿，产物粒度-200目含量7280%，采用二段磨矿。预先分级的必要性：给矿中合格粒度大于15%，最大给矿粒度小于6毫米，应设置预先分级。检查分级(Check Classification)：与磨矿机构成闭路的分级作业，保证合格的磨矿粒度，非常重要。控制分级(overall Classification)：用在一段磨矿检查分级溢流之后或阶段选别尾矿之后的分级作业，为获得更细粒级产品。,2.4.1 磨碎流程的选择,段数,据最终粒度要求、矿石性质、嵌布粒度而定。一般金属矿段数较少，而非金属矿尤其是石墨，段数较多，为3-5段

21、。磨碎流程基本形式（1）一段磨碎流程最常见的磨矿流程：下一页图A和DA：有检查分级的一段闭路磨矿流程，最常用，最适宜的给矿粒度12mm。D:有检查分级和溢流控制分级的一段闭路磨矿流程，也较常用。,Q1,（2）两段磨碎流程,（3）各种分级作业的应用目的,a预先分级-矿石进入磨矿机作业之前的分机作业目的：分出给料中已合格的粒级，从而提高Q；或者预先分出矿泥或有害可溶性盐类。用于给矿中合格粒级含量不小于14-15%，其最大粒度不大与6-7mm。b检查分级-与磨矿构成闭路的分级作业目的：保证溢流粒度合格，同时及时将粗粒返回磨机，形成合适的返砂循环，以满足磨机最佳通过量，提高磨机效率E，减少过磨碎，保证

22、选别作业给矿的适宜粒度。C溢流控制分级 overfall-一段磨矿检查分级溢流之后或阶段选别尾矿之后的分机作业目的：为使一段磨矿获得更细的溢流粒度，或者为配合在一段磨矿中实现阶段选而设。D返砂(return fines)控制分级：一段磨矿检查分级返砂之后的分级作业；降低返砂中合格产物的含量，目前，较多的选厂使用旋流器作控制分级，以供给浮选的粒度均匀，可获得较好效果。,（4）自磨流程的应用,自磨技术的发展，特别是湿式自磨在选矿厂的广泛应用，使破碎磨矿流程发生了根本性的变化。自磨允许原矿直接给入或经粗碎后给入，而自磨的产物经分级后可进行选别，这大大简化了流程，硬度大的矿石半自磨流程：58%介质（昆

23、钢大红山选矿厂）。常用的湿式自磨流程：自磨机(autogenous grinder)与螺旋分级机构成闭路；操作稳定，返砂量大。自磨机与振动筛构成闭路；流程简单，只适宜于细磨。自磨机与水力旋流器构成闭路；适宜于细磨。不足之处：生产率低，电耗高和配套设备多，产品粒度难以控制等缺点。设计时必须与常规磨矿进行对比。,磨矿流程的选择原则,a.采用常见碎磨流程，必须遵循多碎少磨的原则；磨矿能力降低，消耗降低；粉矿仓无离析现象，磨矿给矿均匀；设备维护工作量大大降低。b.分级若采用水力旋流器，需增加隔筛，减少对旋流器的磨损。c.注意采用先进的分级工艺及设备。,中澳铁矿项目,2.4.2 磨矿流程计算Grindi

24、ng,需原始资料:磨矿车间的处理量Q：原矿处理量（实际入磨量，重选厂为合格原矿处理量）要求的磨矿细度d：选矿试验确定的最佳磨矿细度最合适的循环负荷c：使磨机获得最佳工作效果，注意工业实验或与类似选厂资料对比(注意用磨机允许的单位容积小时通过量12Tm3h校对)原矿及各产物（溢流和返砂）中计算级别的含量（-0.075）,计算级别就是参与磨矿流程计算的某一粒级的含量。它的获得方法：a原矿中可由选矿试验测得，或采用类似厂实际资料（查表4-8）；b而分级溢流中计算级别的含量（要求的磨矿细度），试验确定（表4-9）；c返砂中计算级别的含量：-与分级机溢流产物的粒度有关，分级为水利旋流器时，可查有关专著，

25、沉砂-一般比表中高15%左右（表4-10）。,两段磨矿机单位生产能力之比值K：与矿石性质、最终磨矿细度等因素有关。在无实际生产资料可供参考时，取K=q2/q1=0.80-0.85；q1和q2分别为第一段和第二段磨矿机按新生成计算级别的单位生产能力。两段磨矿机容积之比值m=V2/V1：两段一闭路，m=2或3；两段全闭路，m=1。,旋流器预先分级确定磨矿给料量旋流器的给矿粒度、分离粒度界限、各窄级别在沉砂和溢流中的分配率（工业试验）理论计算：沉砂量=大于分离粒度的累积含量/按沉砂计的旋流器效率Eu第一段粗磨：Eu=0.75-0.85第二段再磨：Eu=0.6-0.7,二、常用磨矿流程计算,（一）带有

26、检查分级的一段磨矿流程（A）已知Q1、Q4，求Q2、Q5、r2、r5Q1=Q4 Q5=CQ1（C的确定见表4-7）Q2=Q3=Q1+Q5 r2=Q2/Q1 r5=Q5/Q1,（二）第一段开路的两段磨碎流程已知:Q1、1、3、7、9；两段磨矿机容积之比：m；两段磨矿机(grinders)按新生成计算级别的单位生产能力之比：k=q2/q1求：3、4、5、6、7、8的Q及（2）计算步骤重点先计算出第一段磨矿排出产物中计算级别的含量2：Q9=Q2=Q1,公式推导：设：第二段磨机容积V2与第一段磨机容积V1之比为m，则m=V2/V1 第二段磨机按新生级别计算（-200目含量）的单位容积生产能力q2与第一

27、段磨机按新生级别计算（-200目含量）的单位容积生产能力q1之比为k，即k=q2/q1 A1、A2分别为第一段和第二段新生计算级别的重量。据图知，两段磨矿总的新生计算级别含量应为（9-1），那么，第一段磨矿中新生计算级别含量，应该为第一段磨矿中新生计算级别的重量A1在两段总的新生计算级别的重量（A1+A2）所占百分数与两段磨矿总新生计算级别含量的乘积。即2-1=A1（9-1）/（A1+A2）所以：2=A1（9-1）/（A1+A2）+1A1=q1 V1 A2=q2V2=q2 mV1=kq1 mV1则2=q1 V1（9-1）/（q1 V1+kq1 mV1）+1=1+（9-1）/（1+k m）,预先

28、分级联立方程组：Q2=Q3+Q4 Q22=Q33+Q44求解得：4预先分级返砂(return fines)中计算级别含量（因为3已知，故查表4-10可得4）Q7=Q4=Q2-Q3=Q1-Q3Q8=CQ4 Q5=Q6=Q4+Q8C循环负荷(circulation burden)，由不同磨矿条件下最合适的循环负荷来选取（表4-7）产率r3、r4、r5、r6、r7、r8由其相应的Q除以Q1求的。,（三）两段全闭路磨碎流程（e）,已知条件：Q7、1、7、m、K、C1、C2 8查表4-10，根据给定7确定；计算其余的Q、r：第一段：Q4=Q1，Q5=CQ1，Q3=Q2=Q1+Q5；r值略。第二段：Q7=

29、Q1,设：7=7=7“8=8=8”在第四点应有：Q4=Q7+Q8 Q44=Q77+Q88解方程得：Q7=Q4（48）/(78)=Q1（4-8）/（7-8）Q7=Q8=Q4 Q7=Q1 Q7Q8=Q8C2(C2见表4-10)Q8=Q8（1+C2）Q9=Q8，Q6=Q7+Q8 r值略。,2.5 选别流程的选择与计算,2.5.1 选别流程的选择2.5.2 选别流程的计算2.6 矿浆流程的选择与计算2.6.1 矿浆流程计算的目的及内容的2.6.2 矿浆流程的计算法2.6.3 矿浆体积计算的原始指标2.6.4 矿浆流程计算的步骤2.7 总结,2.5.1 选别流程的选择,选别流程选择或设计,是整个选矿厂设

30、计的核心部分,设计成功与否,关系到能否送出合格产品，各项技术经济指标能否实现最优化，关系到项目能否如期建成投产，能否给企业带来最大的经济效益.,A.有色金属矿石，以浮选（flotation）为主（Cu、Pb、Zn），钨、锡，重力选矿,黑钨石和锡石：预选（手选、光拣选、洗矿）重选(gravity separation)（水力分级机、摇床+跳汰）精选（再磨再选）细泥处理 单一重选法：离心机摇床皮带溜槽 摇床振动溜槽 摇床铺布溜槽 水力圆盘、淘洗盘组合,常见选矿流程，按矿石类型分：,B 铁矿石强磁性铁矿石，比磁化系数大于300010-8m3/kg（磁铁矿、磁黄铁矿、钛铁矿、铬铁矿等）：一段磨矿、一段

31、磁选(magnetic separation)/阶段磨矿阶段磁选（提高品位）/阶段磨矿+细筛/两段连续磨矿+磁选（也可用于中磁性铁矿石500-3000 10-8m3/kg）弱磁性铁矿石，比磁化系数15-50010-8m3/kg（赤铁矿、菱铁矿、褐铁矿）：单一浮选流程（鞍山）/焙烧磁选（酒钢）/强磁选浮选流程（铁坑选矿厂）复合铁矿石类型：含铜、钴选矿：磁选+浮选含钽、铌、稀土铁矿：包头钢铁公司钒钛磁铁矿石：攀枝花,C 金银贵重金属选矿：重选：淘金混汞法/氰化法（氰化浸出/锌粉置换）浮选：硫化矿（阶段磨矿阶段选别）,D 非金属矿选矿选矿提纯：常规选矿工艺+磁流体水力旋流器/精密分级超细粉碎技术：超

32、细化作业改变表面及界面特性，纳米材料特性表面改性：（充填、增强）粉体表面的有机化及功能，增加强度；改善热性能、光学性能、刚性、耐磨性、化学稳定性、加工性能等。化学沉淀表面改性法（包膜改性层）表面化学改性法：化学反应或吸附表面活性剂涂覆改性法：机械力化学改性：高能表面改性法：等离子体、紫外线、射线高能射线加强、诱发表面改性剂在颗粒表面的反应其他加工利用技术：过滤/干燥/造粒/分级/混合/分散/收集,按选矿方法分类单一选矿流程：浮选；重选；磁选。联合选矿流程：重选+浮选重选/浮选；磁选+浮选磁选/浮选；磁选/重选磁选/重选 机械选矿+化学选矿联合同一选别流程：选别段数、选别循环；精选(concen

33、tration)次数、扫选(scavenger separation)次数、中矿(middles)处理；,必须掌握的内容,流程设计依据 浮选流程的选择 联合流程的应用 常见单、多金属浮选原则流程 产品方案的确定,一、流程设计依据：矿物及脉石嵌布粒度，共生关系;矿石及矿物的物理、化学性质,可行性试验推荐的选别流程，但要具体情况具体分析.同类型选矿厂的选别流程环保方面，环境保护评估报告及批文技术经济(产品售价、从技术、经济角度全盘考虑),直接依据选矿试验及类似厂家经验,二、浮选流程的选择（一）浮选原则流程的基本内容,原则流程:只表示矿石加工方法、主要加工过程、选别阶段、选别循环的大致过程。它是整个

34、工艺流程的骨干流程。以构成浮选原则流程的主要特征。选别段数：根据产品质量要求和尾矿排放指标控制。选别循环:矿石在选别作业中据矿石性质不同，选别目的不同，以及选别方法不同，而分别采用不同的选别作业。如黑钨矿，经摇床及电磁选，分为两个循环；又如铅锌矿，先经全浮选，而后再铅锌分离，这样就可分三个循环，即全浮循环、铅浮选循环、锌浮选循环。,广东凡口铅锌矿与北京矿冶研究总院及中南大学合作，先后研究成功了高碱工艺、铅锌异步混合浮选工艺、混合用药快速优先浮选工艺、矿浆电位调控快速浮选工艺和铅锌浮选分离的四产品工艺，整体讲，使铅锌浮选工艺和指标达到国际水平。德兴铜矿选矿厂采用部分优先快速浮选工艺并采用新型浮选

35、药剂，使铜浮选水平与国外同类选矿厂相当。柿竹园有色金属公司选矿厂采用“柿竹园法”工艺实现铋钼硫化矿物和黑白钨矿物综合回收，使选矿技术水平达国际先进。,新疆可可托海选矿厂锂铍浮选并综合回收钽铌，其工艺水平和生产指标达国际先进。广西大厂车河选矿厂、巴里选矿厂和长坡选矿厂用重一浮一重流程处理锡石一硫化矿复杂矿石其综合选矿工艺达国际水平。此外，金川公司的铜镍选矿厂，湖南锡矿山的单一硫化锑选矿均达到较高水平。,浮选流程的内部结构指粗选(rougher concentration)、精选、扫选次数和中矿或中间产品返回地点等；,a 粗选次数,取决于有用矿物含量和可浮性的差异，一般为一次；矿石中有用矿物含量高

36、，对精矿质量要求不高，为提高精矿回收率，可采用粗选得最终精矿，而用一次或多次扫选的流程。,b 精选次数,浮选循环中的精选次数，原矿品位不高，要求精矿品位高，湖南柿竹园有色金属（钼、铋）选矿（萤石），五次精选；作业数和顺序由有用矿物含量、精矿质量要求、矿物可浮性决定增加精选用于：原矿品位低，矿物可浮性好，精矿质量要求高。精矿运输困难，距离长。,c 扫选次数,目前对一段一循环流程的发展方向是增加精选或扫选次数或同时增加，提高回收率，但影响精矿质量。增加扫选适用于：对原矿品位高、可浮性差、精矿质量要求不高的工艺，可增加扫选次数甚至不需要精选作业。原矿品位低，精矿质量要求不高，以便提高回收率难选氧化矿

37、，可浮性差，要求k,d 中矿返回地点,考虑精矿质量要求、矿石的可浮性、中矿连生体性质及数量、中矿产率及浓度返回方式：依次（循序）返回：中矿依次返回到它的前一个选别作业；适用于可浮性差，精矿质量要求不高。任意返回：可浮性好，精矿质量要求不高，保证收率，便于管理。集中返回：对精矿质量要求高、有用矿物可浮性好，集中返回粗选或更前的作业。集中单独处理：再磨再选，暂时无法使用，存放（浮选药剂多、矿泥多、难选矿物多、氧化矿连生体多）。处理方式取决于精矿质量要求，中矿中连生体性质、可浮性、中矿产率和浓度。总之，设计流程必须符合矿石性质，具一定灵活性，便于企业获得最大利益，符合环保规定。,部分快速优先浮选原则

38、流程,（二）浮选原则流程的选择,原则：尽量将粗级别有用矿物回收至精矿，减少磨矿消耗尽量将粗级别无用矿物丢弃矿石不均匀嵌布，采用阶段磨矿阶段选别对矿石性质复杂的矿石应单独处理影响因素有用矿物嵌布特性有用矿物种类、含量矿石其它性质、可浮性、矿泥、难选矿含量,金川公司选矿厂在铜镍选矿的同时注意贵金属铂、钯、锇、铱、钌、铑的回收;德兴选矿厂等一批大中型铜选厂在回收铜和黄铁矿的同时注意回收金、银和钼;江西宜春钽铌矿在回收钽铌和绢云母之后，再回收长石用作陶瓷和玻璃原料，基本上实现无尾矿排放。,部分铜选矿厂用弱磁选法综合回收磁铁矿，其中铜录山铜选厂铁回收率达53.64%，丰山铜选矿厂铁回收率为46%，安庆铜

39、选矿厂铁回收率为66.73%。琅琊山铜选矿厂铁回收率为32.92%。铁矿选矿厂的综合回收实例有包钢选矿厂回收稀土，攀枝花选矿厂回收钛、大冶铁矿、程潮铁矿等一批选矿厂综合回收铜和钴，梅山铁矿和邯邢矿山局铁矿选矿厂回收硫。某些稀散元素锗、硒、镉、铟以及伴生金银等大都富集在铜、铅、锌等精矿中，在冶炼时加以回收。因此，提高主产品的回收率也相应地提高了伴生元素的回收率。,三、联合流程的应用,连续磨矿，弱磁强磁阴离子反浮选流程连续磨矿，粗细分选、中矿再磨、重选磁选阴离子反浮选阶段磨矿，粗细分选、强磁重选阴离子反浮选阶段磨矿，弱磁细筛弱磁阴离子反浮选,磁选精矿阳离子反浮选泡沫浓缩磁选再磨多次扫选对弱磁性铁矿

40、石可采用焙烧磁选等。在有色金属选矿领域采用的联合流程同样很多，例如：重浮弱磁；重选强磁电选回收锂铍钽铌弱磁浮选加温脱药精选重选磁选细泥浮选回收磁铁矿、钼铋、硫化物、黄铁矿、黑、白钨精矿。,四、常见单、多金属浮选原则流程应用实例,单金属矿浮选原则流程原则：根据矿物粒度特性，尽可能使有用矿物或者连生体以粗精矿或中矿产出，然后再磨再选决定因素：有用矿物的粒度嵌布特性（粗粒嵌布、细粒均匀嵌布、细粒均匀嵌布、粗细不均匀嵌布、复杂不均匀嵌布和集合嵌布）和泥化程度，减少磨矿消耗。一段浮选原则流程一段一循环（粗粒嵌布图4-23b）和一段两循环（图4-23b）两段浮选原则流程精矿、中矿再磨再选（细粒均匀嵌布）（

41、图4-24c）或尾矿再磨（粗细不均匀嵌布）（图4-24b）三段浮选原则流程富尾矿再磨再选+中矿再磨再选或富尾矿再磨再选+尾中矿再磨再选（复杂不均匀嵌布）（图4-25）集合嵌布矿石：粗精矿集合体再磨两段浮选原则流程或中矿两段浮选原则流程，广泛应用于处理有用矿物包含在较大的集合体内的斑岩铜矿石，称为“精扫选”（图4-24-a-c）对泥化及可溶性盐类矿物，根据矿泥和矿砂的选别工艺的差别，一般采用一段两循环浮选原则流程。（图4-23b）,多金属矿浮选原则流程,直接优先浮选流程主要为硫化物（75%以上）、有色金属硫化矿（10%左右）的浮选流程；实例 P42图4-26a。全混合浮选原则流程含少量有色金属的

42、高硫硫化矿常用它，分为常规、异步混合浮选；实例P42图4-26d、e、f、g.部分混合（等可浮）浮选原则流程黄砂坪铅锌矿，铅锌等可浮铅锌分离锌硫混合浮选锌硫分离（b,c）；实例P42图4-26b、c。分支浮选流程见下图,铜铅等可浮流程图,异步混合浮选 常规混合浮选,分支浮选流程,桃林铅锌矿选矿工艺流程,五、产品方案的确定,产品方案是研究和确定建设项目所生产产品的种类、规格、质量等方案问题；必须尽可能实现资源的综合回收；进行市场的预测和经济分析工作；能源、产品质量、资源利用和经济效益最优化。,2.5.2 选别流程的计算,一、计算目的及内容目的：确定各产物的工艺指标，为选择设备、方案比较服务在生产

43、中，流程考查，矿浆(ore pulp)流程计算，找出生产薄弱环节画出数质量流程图（标有各产物的数量和质量指标的选别流程图）计算中不考虑任何损失，遵循物料平衡原则。内容：数量指标：重量Q（t/h）和产率（%）金属量P（t/h）-作业设备和运输设备选择的主要依据质量指标：品位（%），回收率（%）、作业回收率E(%),二、计算方法:平衡法-重量平衡、金属量平衡,三、必要而充分的原始指标数的确定,1、确定项目A-流程中所有需要知道的全部指标数 A=CnB-流程中可列出方程式数目B=CaC-计算项,若流程只计算产物重量,则C=1；若流程既计算产物重量，又计算品位，则C=1+1通式C=1+e（e为参与流程

44、计算的金属种类数）n-流程中选别产物数 N-必要充分的原始指标数a-流程中选别作业数上面的例子是最简单的a 假如流程中许多作业时公式是否成立b 假如给料中含两种有用成分时,举 例,如右图c=2 n=8 a=4 N=c(n-a)=2(8-4)=8,2、选择必要而充分的原始指标数原则,必须是加以控制和稳定的指标、影响最大的指标：浮选重选磁选的两种产品的选别作业，选择、三种产品（中矿）：、（稳定循环负荷）对同一作业而言，、只选其中两者这三个中只能是、或、，而不是、，设计中常用、。,四、浮选流程计算步骤,A、设计中（、）浮选流程的计算（一）确定必要而充分的原始指标数Np=C（np-ap）必须给定的原始

45、指标数N=np-ap必须给定的回收率指标数N=(C-1)（np-ap）=Np-N必须给定的品位指标数ap选别作业数；np选别作业产物数；（二）据试验报告选取原始数据（、Q0、）,（三）用平衡法求出其余产物的n（四）按公式=求各作业精矿产物的值，其余用平衡法求出。（五）按公式 求其余产物的n（六）按公式 求出各作业精矿产物之Qn，其余用平衡法求出。（七）列出浮选数质量平衡表（八）绘制磨浮数质量流程图，将计算结果按产物编号分别填在流程图上,例：已知Q=5800T/D=0.85%流程如图,N=C(np-na)=2(10-5)=10N=np-na=10-5=5 N=(C-1)(np-na)=(2-1)

46、(10-5)=5,(一)确定必要而充分原始指标数,(二)据实验报告选取指标,(三)用平衡法计算其余产物的n 先计算最终尾矿的和最后精选尾矿的，然后依次往上计算。,然后用 看是否等于,来进行校核；点9、14和13也要校核。,（四）按公式 计算精矿产物，其余用平衡法，顺序同上。注意：点6、9、14和13要校核。,（五）按公式，求出其余产(%)，。；（六）按公式，求出各精矿产物之Q，其余用平衡法 尾矿 Q13=Q4-Q18 Q17=Q14-Q16 Q8=Q12+Q13 Q9=Q7+Q17Q12=r12Q1 Q6=Q7+Q8 Q11=Q9+Q10Q16=r16Q1 Q19=Q16-Q18 Q15=Q1

47、2+Q11Q18=r18Q1 Q14=Q19+Q10注意：对点6、9、14和13的校核。(七)列出数质量平衡表-磨浮选(八)绘制数质量流程图,表2-5 数质量平衡表,B、多金属矿浮选流程的计算（P50），主要产率的共享与优先C、浮选流程计算应该注意的问题原始指标数的计算，主要是如何确定计算成分、选别产物数和选别作业数，注意对混合作业点的校核。原始指标的分配原则和分配方案，应该加倍注意，特别是多选别作业，多金属矿选别流程的分配方案；流程计算特别是产率计算的步骤：首先从原矿、精矿、尾矿开始，通过物料平衡关系，先算出流程或某一循环的最终精矿和最终尾矿的产率，然后分别计算其精选作业和扫选作业，精选作业

48、从下至上计算到粗选作业的精矿止，扫选作业从下至上计算到粗选作业的尾矿止，决不能从上或从中间开始；或者不根据已知条件，随意列出无法计算的方程式。多金属矿选别流程计算，在不用计算机的情况下，一般按选别流程（或者某一选别循环）中的一种主要金属计算各选别产物的产率，不参加产率计算的其他金属的原始指标均分配在选别作业的精矿中；计算任何一个选别作业的产率、重量或回收率，一般按联立方程式计算精矿产率，而尾矿产率是通过减法求出，以保证作业的产率、重量或回收率平衡；用混合产物的产率进行校核，验证计算结果；,2.6 矿浆流程的计算,2.6.1 矿浆流程计算的目的及内容一、目的:选择浮选设备；为选择供水(water

49、 supply)、排水、脱水、扬送和分级设备提供依据；确定新水用量；确定生产废水排放量及排放途径。二、内容:各作业（包括湿式磨矿和选别作业）或各产物的水量：Wn(m3/d)补加水量：Ln(m3/d)矿浆体积：Vn(m3/d)(ore pulp volume)单位耗水量：Wg(m3/t),一、进入作业的水量之和等于该作业的排出水量之和二、进入作业的矿浆体积之和等于该作业排除的矿浆体积之和一些作业和产物正常浓度范围见表4-11，某些作业必要的补加水定额见表4-12,2.6.2 矿浆流程计算法-平衡法-水量、矿浆体积,2.6.3 矿浆体积计算的原始指标(primitive target),一、维持正

50、常生产，必须保证的Rn值或浓度（表4-11），主要是磨矿和选别作业。液固比(ratio of liquid to solid)：Rn=，浓度：Cn=某些作业（如磨矿、浮选、湿式磁选、某些重选作业以及过滤(filtering)、干燥等）和产物（机械分级机或水力旋流器的溢流浓度）的浓度范围见表4-11。,浮选浓度与产率、精矿品位、回收率之间的关系,二、不可调节的R值（含水量稳定的产物浓度）主要是：原矿R（水分moisture content）,分级机和旋流器返砂,各浮选选别作业泡沫产品(froth products)，其他作业产品（重选精矿、磁选精矿）浓度三、各作业补加水量Ln（需计算）,2.6.