选矿工艺设计范文1
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
选矿工艺设计范文2
关键词：铜矿选矿；选矿设备；设备选择；新工艺；金属矿产 文献标识码：A
中图分类号：TD952 文章编号：1009-2374（2016）25-0158-02 DOI：10.13535/ki.11-4406/n.2016.25.077
铜矿是金属矿产中重要的矿种之一，为提高铜和伴生金属的回收率，降低生产成本，采用高效低毒选矿药剂，减少环境污染，优化工艺流程。对主要设备的选择，除立足于成熟的铜矿选矿设备外，应根据实际情况选用近年生产出来的先进高效、节能环保的选矿新设备、采用新工艺。
1 选矿的工艺及流程
选矿在碎磨工艺作业时都是以“多碎少磨”为原则，研发和优先采用具有高效节能功能的最新工艺流程和市场推出的绿色环保新设备。通常在采用这些高效、节能、环保的新设备时，在碎磨作业工艺流程这道工艺时，应该对设备进行适合矿场矿产的相应改进：确定好合理的破碎时间、磨矿粒度的大小，对破磨作业时间可做相应的调整、调整磨机的转速与磨矿介质相配，使用最新研发的新材料钢球、衬板、助磨剂等。
例如：矿场是浸染状铜矿石，常采用的是一段磨细度-200网目约占50%～70%，1次粗选，2～3次精选，1～2次扫选的基本流程。如果铜矿物的浸染粒度比较细，就可以考虑使用分阶段磨选流程。在处理斑铜矿时通常采用粗精矿再磨―在精选阶段的磨选流程，先进行一段的粗磨、粗选、扫选后，再将粗精矿再磨、再精选，将得到高品质的铜精矿和硫精矿。致密的铜矿石由于是黄铜矿和黄铁矿致密共生，而黄铁矿往往被次生铜矿物活化，黄铁矿含量较高，难于抑制且分选困难。在分选的过程中要求同时得到铜精矿和硫精矿。通常选铜后的尾矿就是硫精矿。矿石中如果脉石含量超过20%～25%，为得到硫精矿，需再次分选。在致密铜矿石处理过程中，通常采用的是两段磨矿或阶段磨矿，磨矿的细度要较细。
2 铜矿主要设备选择原则和依据
（1）设备选择应与选厂规模相适应，选择设备的形式应与矿石性质相适应，满足工艺流程的要求；（2）选用质量优良、节能高效、安全可靠、技术先进的国家定型产品或经过鉴定确认可以推广使用的新设备，并综合考虑设备的性能和价格；（3）选用工作可靠、操作方便、维修简单的国家定型产品；（4）设备选型时应考虑矿石性质变化所引起的处理量的波动；（5）选择备品备件来源可靠、供应方便的设备。
3 设备选择计算参数的依据
3.1 碎矿设备
原矿最大粒度450mm，矿石普氏硬度为5～7，为中硬矿石，矿石密度为3.7t/m3，松散密度为2.47t/m3，原矿含水为5%，含泥按少量不影响生产计，最终产品粒度为-12mm占95%。原矿处理量为1500t/d，工作时间为18h/d。
3.2 磨矿设备
3.2.1 参照业主提供的数据：一台2436格子型球磨机，N=280kW，处理量为35t/h，给矿粒度≤20mm，产品粒度为200目约55%。
3.2.2 无可磨度系数测定试验。磨矿分级循环负荷250%，原矿处理量为1500t/d，工作时间为24h/d。磨矿设计为-200目65%。
3.3 浮选设备
在选择浮选机时要根据矿场的实际情况来计算选择。
粗选和扫选工艺在通常情况下都使用的同规格浮选机，精选时通常采用的浮选机比粗选规格的要小，因为精选是在粗选后的精矿进行再精选，其数量比原矿量少很多。
浮选矿浆体积的计算方式：
W=[K1×Q（R+1/ρ）]/60
式中：W是计算矿浆的体积，m3/min；Q是指设计生产作业的流程量（也包括了返程量），t/h；ρ是矿石的密度，t/m3；R是代表生产作业时矿浆的液体和固体重量之比；K1表示处理量不均衡的系数。当浮选前为湿式自磨时，K1=1.3。
例如：某铜矿选矿厂设计的生产规模为30万t/a，工作时间为300d/a，24h/d，处理量为1000t/d，矿石密度为2074t/m3。
按照以上铜矿选矿厂的总体设计配置要求，采用单系列浮选作业生产。设计人员会同矿厂业主通过对相关机械设备厂家的考察及类似选矿厂的生产使用实际证明，HCF II/KYF II浮选机的机械性能好，生产耗能低，选矿指标好，推荐使用HCF II/KYF II浮选机。
3.4 脱水设备
铜精矿浓缩给入浓度为20%～25%，浓缩机底流浓度约为50%。硫精矿浓缩给入浓度为22%～25%，浓缩机底流浓度约为50%。尾矿直接排到尾矿库。
4 选矿新工艺
在传统选矿工艺流程的基础上，根据硫化铜矿的矿石性质和嵌布粒度特性不断调整磨浮工艺，是各大选矿厂提高铜精矿品位、回收率和降低生产成本的主要方法，其效果也最为明显。有的选矿厂为进一步提高铜的精矿品位和回收率，推出了快速浮选新工艺，并结合高效选择性捕收剂，实现了大部分铜矿物的快速浮选和早收。针对近年来原矿性质发生的变化，采用了铜分步优先浮选―中矿再磨再选，以石灰调浆，中咸度粗选、高咸度精选的流程，同时为了伴生金、银的综合回收和硫的选别利用创造了有利条件，或者根据高硫铜矿石中硫的可浮性多变的特点，采用优选浮选与等可浮浮选相结合，加上中矿再磨单独分选的流程获得合格铜精矿。对于含砷高、高氧化率、赋存状态复杂的难选铜矿石，采用了阶段磨矿、粗精矿再用球磨机磨、精尾再磨再选的工艺，以硫化纳为沉淀剂，硫代硫酸纳与氯化铵组合作砷的抑制剂，成功实现了铜砷分离，取得了良好的选别指标。
目前，各选矿厂的机械水平较高，除钢球添加等工序需要人工作业外，其他工序均是机械化作业，各车间都配置了检修、吊装所需的起重设备，故需配备较强的技术操作工人及检修力量，以确保工艺设备正常运转和企业生产效益。
很多企业的碎矿车间破碎设备采用进口设备，使碎矿产品细而均匀，实现多破少磨，减少磨矿能耗。圆锥细碎机前设置除铁装置间，保障细碎设备的正常工作。在细碎前设有缓冲仓，缓冲仓下设有调速的移动胶带机，可控制给矿量，以保证圆锥细碎达到挤满给矿。车间配置了检修、吊装所需的起重设备。积水地面配液下泵以防积水。各胶带转接处灰尘产生点设有除尘设备。
众多企业的磨浮车间都设皮带称，方便恒定给矿。粉矿仓下给矿设备为气动闸阀，给矿量由胶带调速控制，采用气动闸阀给矿，能减少粉尘。针对于原矿中有木渣的问题，设置有圆筒隔渣筛。药剂给药机为数控给药机，并设有药剂储存间、药剂配制给药间，各精矿、尾矿设有自动取样机。一部分浮选机为充气式，设有充气的风机，气量可按需调整。车间配置了检修、吊装所需的起重设备。药剂储存间配有所需的起吊设备，以方便存储、移动药剂，药剂配制给药间也配有所需的起吊设备，方便起吊药剂，车间地面设地沟和液下泵以防积水和矿浆流失。
脱水车间配置节能的陶瓷过滤机。车间配置了检修、吊装所需的起重设备。陶瓷过滤机清洗陶瓷片时，设有自动配酸及清洗设备。地面设地沟和液下泵以防积水和矿浆流失。精矿仓配抓斗吊，方便汽车装矿。
石灰乳制备车间配磨机和螺旋分级机组合成闭路系统，车间配置了检修、吊装所需的起重设备。地面设地沟和液下泵以防石灰浆外流污染环境。石灰乳扬送配泵自动扬送。
5 预期达到的目标（明确新见解及创新点）
设计中采用了高效节能的新工艺、新技术、新设备，严禁选用能耗高或国家公布的淘汰产品；选矿实行精料方针，尽可能提高精矿品位，降低精矿含水率；加强对各工序及主要能耗设备的计量和自动化仪表的控制措施。
设计注重主体方案，技术上可行，经济上合理，加快工程建设，使之符合投资省、周期短、见效快、经济效益好的原则；选择的设备在满足实用、可靠、高效、节能的前提下，优先采用国产优质设备，以降低投资。设备选用应使生产可靠并便于管理和操作，选矿厂装备水平必须达到国内先进水平。
6 结语
市场经济促进了我国铜矿石选矿机械设备的技术发展，提高资源利用率。高效低毒选矿药剂，减少环境污染。各铜企业可根据实际情况在生产工艺和设备选择中采用新工艺，节能环保的新设备。
开发矿产资源容易导致严重的环境问题，破坏土地植被，引起水土流失；三废排放的管理不善，也容易导致环境的严重污染。企业在进行选取系统设计时，要充分考虑对环境的破坏及采用相应的措施，解决项目可能导致的环境问题。设计中对选矿厂排放的废水、废气、粉尘、废渣及噪声等均采取有效的综合治理措施，各类污染物均能做到达标后排放，对生态影响采取必要的防范措施及补救措施后，将生态环境的影响降低到最小或恢复到建设前的水平，企业建成投产后，对该地区的大气、水、声以及生态环境不会产生明显的影响。同时选矿过程中的危险因素众多，对安全要求很高，为了确保安全生产，必须采用相应的安全评价，以确保设计的装置实现安全生产，不产生新的安全隐患。选矿工序中不安全因素主要是在设备运转地点及用电地点，包括破碎、磨矿、搅拌槽、变配电和电机等处以及设备检修中的吊装过程等。在设计中对自然危害安全因素、生产危害安全因素均进行了详细辨识，遵循“安全第一，预防为主”的方针。采用成熟的工艺和安全、可靠设备；选矿厂各生产设备操作点均为操作人员留有足够的操作空间；各操作平台、地坑以及其他需要到达而又有跌落危险的地点，均设有安全防护栏或盖板；对传动设备的运动部件设置安全防护罩；对电气设备都采用了相应的安全接地和防雷装置；各建筑物防震按基本烈度7度设防；设备检修应事先编制维修计划，检修人员要做好个人劳动保护。
参考文献
[1] 陈辉.德兴铜矿选矿设备的配置及工艺技术[J].采矿
技术，2007，（6）.
[2] 赵福刚.铜矿的选矿技术进展[J].铜业工程，2006，
选矿工艺设计范文3
关键词：生产指标优化选矿过程调度
中图分类号：TQ533文献标识码： A
前言：
流程工业生产调度除了设备运行调度、资源调配等，还包括确定生产过程中与生产指标相关的工艺指标。选矿企业的生产指标通常包括精矿品位，金属回收率，精矿产量及精矿成本等。精矿品位是钢铁企业中一个举足轻重的生产参数，它不仅影响选矿自身的产量，能耗和费用，还直接影响炼铁工序的生产指标。在选矿企业中，精矿品位和金属回收率是一对重要而矛盾的指标，体现选矿技术水平及选矿工作质量。强磁精矿品位，弱磁精矿品位直接决定着选矿的综合质量指标―综合铁精矿的品位，而综合铁精矿的品位又决定着选矿产量的高低，这样就形成了指标之间的联系，回收率随原矿品位的增高而提高，随精矿品位的增高而降低。此外，不同的原矿配比其精矿产品的品位也不相同。原矿配比是多阶段的工艺过程，是矿物资源质与量的相互协调和均衡，是原矿石加工处理能力及产品质量，数量的相互匹配与控制。由于这些指标的影响因素复杂而且往往难于在线连续测量，选矿企业实际的生产调度中仍存在着很多需要人工判断的调度任务，而且人工调度仍是大多数企业主要的调度方式。通常根据选矿流程设计的结果和工厂生产的经验把要达到的生产指标分解为对应的工艺指标，生产操作人员将工艺指标保持在规定的范围内，而生产管理人员则按照工艺指标是否在规定范围内来检查生产操作的优劣。生产指标的确定全靠工程师的经验，根本没有实现指标的优化。
优化的调度系统是流程型CIMS领域里的重要课题。对生产调度优化间题的研究已开展许多年，且也已经取得众多成果，但不同的方法有不同的优点与局限，其应用领域也各不相同。提出的选矿调度是关于不同矿从矿区出矿，到铁路运输，存储，装船的调度，且原矿配比大都停留在矿山配矿阶段，主要是靠人工经验。精矿品位优化间题，在20世纪70年代后期就引起了我国学术界的重视，并开展了一些研究。如通过调整磨矿细度或通过调整出矿截止品位控制入选品位等来优化精矿品位。总之，现有研究的不足是没有运用系统工程理论实现整体优化。
一、选矿生产调度系统
选矿企业的生产指标能够综合反映企业生产与管理的水平，其水平的高低与企业的产品质量、生产效率、生产成本有着密切的关系，兼具生产和管理双重意义。选矿过程生产指标包括精矿品位，金属回收率，精矿产量，原矿处理量等。这些指标的变化必然导致生产工艺要做相应的调整，如选矿日处理量，磨矿产品的粒度，各个阶段的选别指标等等；而生产计划又需要根据企业生产的实际情况来加以确立和修订，这就需要获取生产现场的相关数据，如原矿品位，设备状况，能量消耗，尾矿品位及金属平衡等等。选矿过程各工序工艺指标为原矿处理过程的原矿种类及原矿处理量；焙烧过程的块矿处理量，磁选管回收率；磨矿过程的磨矿处理量，磨矿粒度；强磁选过程的强磁精矿品位；弱磁选过程的弱磁精矿品位。
赤铁矿选矿生产过程分为原矿生产、竖炉焙烧、磨矿与磁选、精矿生产和尾矿处理5个作业流程，如图1所示。
图1选矿生产过程流程图
原矿经过原矿处理筛分出粉矿和块矿，粉矿通过磨矿，强磁选过程产生一定品位的强磁精矿和尾矿，块矿经竖炉焙烧产生焙烧矿，焙烧矿通过磨矿，弱磁选过程产生一定品位的弱磁精矿和尾矿强磁精矿和弱磁精矿都进入精矿大井进行浓缩脱水处理后输送到精矿库，作为炼铁的原料。强磁尾矿和弱磁尾矿都进入尾矿大井，进行浓缩后运往尾矿坝。其系统的调度过程如图2所示。调度过程主要是协调生产过程，保证综合生产指标完成。
公司生产管理部门将月计划下达给其选矿厂。月计划中给出原矿处理量和质量，精矿产量和品位，金属回收率，能源消耗，成本等综合生产指标计划。选矿厂生产管理部门接受公司下达月计划的指标，编制选矿厂的周作业计划。厂技术部门根据月质量计划和周质量计划给出原矿处理量，精矿品位等周综合生产指标优化值。选矿厂调度室接受周计划，并结合实际生产状况，形成日作业生产计划。通过厂生产管理、技术部门、调度室和作业区作业长的分解工作，月计划中的综合生产指标在时间上被分解到作业班，在空间上被分解到各生产工序(工序指标优化值)。作业区作业长接受班计划组织生产，把工序生产指标进一步分解成工艺指标，并根据实际生产信息及时进行调整。综上所述，选矿厂通过生产计划部门、技术部门、调度室、作业区作业长，把综合生产指标分解成各工序生产指标，最终再分解到各生产工序的工艺指标。生产计划部门，技术部门，调度室，作业区作业长完成调度系统主要功能。
图2系统的调度过程
生产调度的性能指标可以是成本最低，库存费用最少，生产周期最短，设备利用率最高等。本调度过程主要间题是如何进行合理地配矿以保证合理的精矿品位，使设备能力最大化，精矿库存最小。而目前实际生产中完成这些功能主要是依靠具有实践经验的管理人员和调度人员，采用人工为主的管理方式，生产数据的收集、统计、报表由人工完成，因而数据的准确率不高。由下至上报送报表造成信息的传输滞后及失真，使得生产管理和控制不及时，影响企业人，财，物，资源及时的合理配置和生产过程的管理。此外，缺乏综合生产指标之间的协调管理和控制，因此没有实现综合生产指标协调优化。因此，人工作业的方式难以及
时，准确地进行企业的管理和生产调度；借助于会议，电话，报表等进行管理和调度的人工作业方式显然不能满足快节奏现代化生产和市场激烈竞争的需要。
二、面向生产指标优化的生产调度系统
1、系统结构与功能
采用文献提出的ERP/MES/PCS 3层的综合自动化系统体系结构。提出了综合生产指标优化的选矿生产调度系统，生产调度系统由生产计划系统和调度系统组成，其中生产计划系统主要完成系统调度过程的公司生产管理部门，厂技术部门和厂生产计划部门的职能；调度系统完成厂调度室，二级分厂调度和作业区作业长的职能；在PCS层中主要包括工艺指标优化系统和过程控制系统，如图3所示。
图3基于ERP/MES/ PCS指标优化调度体系
生产计划系统实现空间上的分解，将公司下达的月计划分解为周计划。调度系统分为3个了模块，包括工序指标优化设定，设备运行调度和资源调配。其中，工序指标优化设定模块接受计划系统给出的周计划(综合生产指标计划值)，在时间上和空间上对其进行优化分解，实现合理安排原材料供应，精矿产量和质量，能源供应，设备维护和运行的目标。将综合生产指标优化分解给出原矿工序的各种原矿处理量的工序指标/日，强磁选工序和弱磁选的强、弱磁选的精矿品位的工序指标/日，将原矿种类，处理量，弱磁精矿品位和强磁精矿品位分解到各个生产工序的工艺指标；设备运行调度模型根据设备运行计划给出设备的起停指令，由过程控制系统(自动操作)或操作员(人工操作)来执行设备起停指令。资源调度模块实现和其他二级分厂进行水，电，煤气，原矿等资源的调度和协调。PCS的工艺指标优化和过程控制系统实现工序指标优化设定模块给出的工艺指标的优化控制。最终，通过IVIES和PCS的集成实现综合生产指标的优化。
2、面向生产指标优化的调度策略
结合图1给出的工艺流程，提出了如图4所示的优化控制策略。该策略主要由优化调度模型，预报，预测与分析，统计，反馈与分析五部分组成。优化调度模型是在满足精矿品位，原矿总量，精矿库存等约束的前提下，以精矿库存最小，设备生产能力最大为目标，求得原矿处理工序的各种原矿处理量和强，弱磁选工序的强磁选精矿品位，弱磁选精矿品位等工序指标的优化值。并将这些指标值作为工艺指标优化的预设定值。将工序指标的优化值作为周(日)计划预报模型的输入进行预报，结果与综合生产指标的优化值进行比较，产生的误差经过预测与分析模块来校正工序指标的优化预设定值，并通过统计模型产生的周品位、处理量等的综合生产指标的统计值与工序指标的优化值进行反馈校正工序指标预设定值，从而得到每日的原矿工序的原矿处理量和强、弱磁选工序的强磁选精矿品位，弱磁选精矿品位等工序指标的优化值。通过选矿过程工艺指标优化、原矿处理控制系统和磁选控制系统实现综合生产指标的优化。
图4生产指标优化策略
结论：
采用面向生产指标逐层优化分解的方法，对选矿生产调度优化进行研究，首先进行全流程优化(综合生产指标优化)，利用全流程优化的结果指导局部指标的优化(工序生产指标优化)，利用局部优化的结果指导点的优化(工艺指标优化)，可以得到大系统的总体最优解，实现了选矿过程的计算机辅助优化生产调度，使选矿生产过程优化控制、优化运行和优化管理，真正实现了管理和控制一体化。
参考文献：
选矿工艺设计范文4
[关键词]选煤厂；介质质量检测；磁选机效率及回收率；采取措施
中图分类号：TD457 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2015）21-0119-01
磁选机是介质净化和回收的把关设备，因此磁选机的工况好坏直接关系到选煤成本的高低。为了提高介质的回收率，把好介质质量关非常重要。下面就介质质量检测、工艺检测、设备参数调整和降低介耗的方法进行详细的叙述。
一、介质质量检测
影响介质质量的指标主要有：磁性物含量、真密度、水分、粒度组成。根据我国选煤行业磁铁矿粉标准：煤炭选选工程设计规范规定：当采用磁铁矿粉做加重介时，其密度不宜小于4.5t/M？左右，磁性物含量不应小于95%。对加重质粒度含量要求是：分选块煤时，小于0.074L粒度含量应占90 %以上；分选末煤时，粒度小于0.045mm含量应占85%以上。
据现有条件我们可检测的介质项目有：全水水含量、真相对密度、磁性物含量、粒度（过网率）。
1.全水分的检测
称取500g原始介质样，干燥箱温度设置在105℃～110℃下，干燥到质量恒定，然后根据公式计算出全水分。
2.磁性物含量的检测
称取20g干燥介质样，将试样装入容积为1000ml烧杯中，加入适量酒精和约为500ml的水搅匀静置充分润湿。用CXG-90A型磁选管收集磁性物，再烘干到质量恒定，根据磁性物和试样的质量百分比来表示磁性物含量。
3.真相对密度的检测
称取10g干燥介质样，精确至0.001 g。用密度瓶（实验原理：在一定的温度和压力条件下，物质的成分和组织结构不同，单位体积内所具有的质量也不同，即。假设某种液体的体积与待测固体体积相同，即。这里边需要测的数据有：空密度瓶的质量、装满水的密度瓶的总质量、装进介质试样后的剩余水加介质的总重量。注实验用的液体为纯水、恒温水槽、瓶内水的温度，精确至0.5 oC。两次测定的差值不得大于0.02）
4.粒度的检测
方法：湿法筛分，检测200目过网率、325目过网率。分别称取100 g干燥的介质样品，过筛，收集筛上物，烘干到质量恒定，计算筛下物的百分含量。
粒度组成主要影响介质悬浮液的稳定性，根据分选设备（浅槽）对介质的要求，粒度越细，磁选机的回收能力越差。粒度超粗，影响悬浮液的（密度、粒度、粘度）的稳定性。磁铁矿的粒度变粗后，由于悬浮液煤泥含量增大，脱介筛和磁选机效率都降低，磁铁矿损失会显著增加。
二、磁选机工艺检测
如果产品带走磁铁矿粉多，造成的损失也多，应调整喷水、改善脱介筛的工艺效果；如果是磁选尾矿中介质流失多，则应提高磁选机的回收率；下面就磁选机的操作工艺检查和磁选效率和磁性物回收率的检测论述如下：
1、操作工艺的检查
（1）入料量
为了尽可能多的回收介质，必须严格控制磁选机的入料量，使入料沿溢流口的全宽溢出。当磁选机入料量很小时，磁性矿物的损失相当大，随着入料量增加，磁性矿物损失逐步减小，当达到设备额定处理量时，磁性矿物回收率最高，继续增加入料量，磁性矿物的损失又增加了。一般磁选机的入料浓度应小于20%。
（2）入料浓度及煤泥含量
入料固体物浓度的大小，不但影响磁选机的处理能力，也影响磁选机的工艺效果。在入料量一定的情况下，提高入料浓度，使分选介质的粘性增加，矿物粒子间的运动阻力增大，磁性矿粒翻转困难，精矿中非磁性物（煤泥）的夹杂量增加。当磁选机入料中非磁性物（煤泥）含量超过40%时便会干扰磁性矿粒在磁场区内的回收，磁性物的损失会增加，磁精矿密度会降低。
2、磁选效率和磁性物回收率的检测
根据选煤厂磁选设备工艺效果评定方法，采用磁选机效率作为磁选设备工艺效果评定指标，磁性物回收率作为辅助指标。主要用磁选管一般要求磁选机效率达到99.8%以上，回收率达到99.9%。
（1）磁选机效率和磁性物回收率计算公式：
磁选效率计算公式为：
磁性物回收率计算公式为：
（2）采样和试验
用实验室磁选管测定各样品的磁性物含量，测定入料、精矿、尾矿固体含量。
磁选机的入料：在磁选机的入料箱采样，利用密度壶来测试生产过程中的稀介密度，稀介系统运行情况，稀介的密度≤1.45kg/L。
磁选机的精矿：在合介泵的入料口采样，利用密度壶来测试生产过程中的合介密度，确定密度计和合介系统的工作情况。
磁选机的尾矿：在磁选机的尾矿槽中采样，利用密度壶来测定其密度，应≤1.25kg/L，用磁选管检查其中的磁铁粉含量，以确定磁选机工作情况。
（3）出据磁选机工艺效率及回收率报告表，并附结果分析及建议。
三、影响介耗的设备参数因素
1、磁感应强度
一般要求分选区滚筒表面磁感应强度260～300mT，距离磁选机的磁极表面50mm处的平均磁感应强度不低于80mT。
2、滚筒转速
滚筒转速大小影响磁选机的处理量，也影响磁性加重质的回收效果。转速过高时，会使磁选精矿含水量增大，部分磁性弱的矿粒容易损失于尾矿中。筒体转速降低，有利提高精矿密度，但筒体转速过低，会使磁精矿中的磁性物含量降低，生产能力减少，可能造成中磁性物尾矿损失增加。
3、分选区的间隙
一般地，随着分选区间隙增大，单位时间通过的矿浆量可增加，磁选机的处理能力也可增大。但是，随着间隙增大，分选区的磁感应强度显著降低。大间隙将导致磁性较弱的矿物或连生体不易回收，而损失于尾矿中。
4、磁系偏角
磁系偏角是指磁系横截面中心线与滚筒垂直中心线间的夹角，一般在10°～20°范围内。
四、降低介质消耗量的措施
1、把好介质质量关
重介选煤厂选用磁铁矿粉主要来源于天然磁铁矿石、烧结矿或硫铁矿烧渣，由于受到伴生矿物和局部氧化的影响，产地不同，来源种类不同，磁铁矿粉特性相差甚大，因此，在选用磁铁矿粉时，磁性物含量、粒度、相对真密度指标须达到设计规范要求。
2、加强磁选机工艺检测
在实际生产中，日常快速检查磁选尾矿中单位体积带走磁性矿物损失0.30g/L以下，磁性物含量0.8%以下，根据检查结果超标情况，及时调整工艺参数，严格控制好磁选尾矿带介损失。定期检查磁选机入料浓度、煤泥含量、磁精矿中非磁性物的混杂率、磁性物回收率等。判断磁选机运行工况是否处于最佳状态，出现问题要及时分析，查找原因，制定改进措施。
3、加强磁选机日常检查及维护管理
磁选机经长期运行后，由于磨损及其它原因，使结构性能参数发生了变化，要做好磁选机的日常快速检查和定期技术检查。因脱介筛跑粗，粗颗粒煤泥容易堆存在磁选机槽体两端和底部，要定期检查和清理磁选机槽体内的沉积物，防止堵塞通道。
五、结束语
影响重介选煤厂磁选机效果的因素较多，且各因素之间相互影响，相互制约，由此增加了磁选机技术管理的难度。在实际生产中，要把好介质质量关，从工艺方面和设备方面着手，加强操作运行管理、工艺检测，尽可能使磁选机处于最佳工作状态，最大限度提高磁选机净化与回收工艺效果，降低磁选机尾矿带走的介质损耗，提高效率，使选煤成本下降。
选矿工艺设计范文5
[关键词]自磨技术；磨矿工艺；经济效果；矿石性质
中图分类号：TD453 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2014）31-0233-01
1、概述
随着钢材价格的提升，迫使人们研究自磨技术，一方面以无介质磨矿代替有介质磨矿，节省钢耗，降低生产成本；一方面矿石自磨可简化流程，减少投资费用；另外，在我国南方处理含泥高的粘性矿石时，应用自磨代替洗矿和中细碎作业，可以使碎磨流程畅通，显示出它的独特优点。自磨技术的工艺也从过去单一的“A”一段自磨，发展成“AB”自磨+球磨，“SAB”半自磨+球磨，“SABC”半自磨+球磨+破碎，“SAG”半自磨+砾磨，“APC”自磨+棒磨+破碎，“AVC”自磨+塔磨+破碎等多种不同形式的工艺流程，以满足不同性质矿石的磨矿需要。
2、磨矿工艺流程对经济效果的影响
矿石自磨的工艺流程有多种，工艺流程正确与否，与经济效果关系很大。如工艺流程选择合理，经济效果就好些；流程选择不当，经济效果就差些，甚至不如常规磨矿。对矿石自磨技术的研究，其着眼点之一是降低钢耗，一方面是消除磨矿中过多的临界粒子，另一方面是原矿中大块量不足，采用砾磨的磨矿效果较球磨好，表明球磨机对金属矿物有部分过磨现象。
3、设备规格对经济效果的影响
采用大型自磨机去装备，可有如下优越性：
（1） 大大减少厂房建筑面积和建筑物工程量，加快建设速度。
（2） 按单位功耗设备重量计算，大型设备所需的钢材少，成本低。
（3） 可减少上下管道、电缆、金属构件和附属设备。
（4） 选矿系列少，自控设备所需套数相应减少，自控投资比例降低，更有利于自动化控制。
（5） 选矿规模相同，所需的设备总重量和设备投资相对降低。
建厂面积大大减少，既有利于缩减采场与选厂的距离，又减少土地占用。
4、磨矿方法与经济效果的关系
磨矿方法基本上分为两大类：一类为常规磨矿，当矿石破碎到20mm以下时进行介质磨矿，常用的是棒磨――球磨。另一类是粗磨工艺，即矿石自磨，常用的是湿式自磨和干式自磨两种。大多数认为自磨技术的经济效果优于常规磨矿。
德兴铜矿为了考核自磨产品对选别的影响，曾在同一个时间截取生产线上的矿样，送自磨―浮选试验系统进行试验，先后经过三次与生产1、2号系统比较，成绩良好。三次比较结果见下表1。
从上表可以看出，在矿石性质相同的情况下，矿石自磨的浮选两大指标。即回收率和品位均优于常规磨矿。分析其原因，主要是自磨产品的细度高于球磨，对浮选分离有利。而目前使用的φ3.2×3.1米一段球磨的产品难以达到自磨产品的细度。选别技术指标反映到经济效果方面去，德兴铜矿应用自磨技术显然是有利的。
干式自磨都不如湿式自磨那样优越。在技术上主要是防尘问题难以解决，操作环境差，对工人健康有影响，这是干磨致命的弱点。从经济上也存在两个大问题：一个是单位耗电高，另一个是选别指标差。干式自磨机设置一套强大的风力分级系统，特别是我国对原料缺乏烘干设施，分级系统的电机总容量高于主传电机。国内的干磨机与湿磨机的产量在正常情况下相差不多，但遇到雨季矿石湿度增大，干磨机常常被“糊死”，出现风路被堵塞的现象，处理能力大幅度下降，为了彻底解决干磨存在的问题，有些选厂投产后不久就将干磨改为湿磨，改造后一般都提高了台时处理能力、改善排矿粒度、电耗下降、不受矿石含水分量影响、无粉尘污染等，同时改造后湿磨的选别指标也大幅度得到改善。
5、矿石性质与经济效果的关系
按自磨工艺要求的矿石性质可分为适宜矿石、非正常矿石和临界粒子。
适宜矿石在磨机破碎得太快，不能形成稳定的介质负荷，但如果磨机产品的粒度合格的话，则不能把这类矿石看作不适宜自磨。风化或破裂的矿石是由粗粒结晶成分所组成，易于破碎成小块，但太硬不能依靠磨机按一个允许的速率来降低粒度，且缺少适为磨剥所需要的粗粒级矿石。
非正常矿石缺乏在自磨的研磨过程中从砾石表面磨下的矿物矿粒，在自磨时，这类矿石生产率低，且产品粒度非常细。矿石对冲击力发生反应，在干式半自磨中一直处理得很成功，硬矿石是易碎的，符合采用较大粒径的球荷；软矿石是难磨的且吸收能量，但可以用最大的球荷、较小球径来处理，形成一种对整个磨机负载传输能量的介质。
矿石中介质的数量和质量对自磨机能力的影响比矿石的可碎性和可磨性变化的影响更大。硬矿石含有较好的介质，使自磨机有较高的处理能力；而可碎性和可磨性较差的软矿石因缺乏介质之故不适于矿石自磨。为了对一些矿石弥补缺乏介质的影响，往自磨机中加入适量的钢球来提高处理能力，但钢球的加入导致钢耗增大。
6、技术管理水平与经济效果的关系
矿石自磨给矿粒度范围很大，难以保证均匀性。而介质的形成好坏、数量多少，取决于原矿粒度组成、矿石硬度和形状。采场来越均匀，介质因素越稳定，自磨机的处理能力、排矿粒度的波动就越少。反之，自磨机操作难以控制。
自磨机的处理能力受原矿特性影响很大，人工操作难以适应矿石波动的敏感性，难以控制自磨机在最佳状态下运行。对于一段自磨，不能在最大填充率下运行，易发生“胀肚”，会使物料大量向给矿端倒流。对于半自磨来说，磨机的填充率过低，不仅磨机的处理能力下降，还会使钢球朝着衬板冲击，大大加大钢球和衬板的磨损，采用自动化控制技术来控制给料和磨矿，取得很好的磨矿效率和经济效果。
7、结论
采用自磨技术的工艺流程是一种比较新的工艺，根据其在选矿工业上广泛应用情况，已经认为是一种经济的工艺。自磨技术工艺的经济性主要受自磨机规格结构、原矿性质和操作技术三方面因素的影响，在选用此工艺时建议注意如下几点：
1）探索：确保了解全部矿石类型并用于试验；
2）取样：确保矿样具有待处理矿石的代表性；
3）试验：在最佳条件下，对全部矿石类型和其混合矿石的矿样进行试验，特别注意收集和修正试验数据；
4）设计：根据磨机性能谨慎地估计，提供具有最大灵活性而不受制约的工艺系统，并对系统进行经济分析。
参考文献
[1] V・G・科什列夫 曹松腾 魏明安 李长根. 自磨和半自磨技术的研究进展. 国外金属矿选矿，2005.04.
[2] 吴建明. 自磨（半自磨）的进展. 全国选矿新技术及其发展方向学术研讨与技术交流会，2004.
选矿工艺设计范文6
关键词：铁多金属；工艺；流程
1 基础条件
破碎工艺、供矿条件、工作制度均一致的情况下，对铁锌混选的工艺流程进行对比分析。
2 方案描述
2.1 方案一：先磁后浮的工艺流程
工艺流程为破碎后的矿石由磨矿矿仓经带式运输机给入一段磨矿，球磨排矿给入一次分级，沉砂返回到一段磨矿，溢流给入弱磁粗选作业。弱磁粗选精矿给入二次分级，分级沉砂给入二段磨矿，二段磨矿排矿返回到二次分级作业，分级溢流给入弱磁一次精选，弱磁一次精选精矿给入弱磁二次精选，弱磁粗选尾矿、弱磁一次精选尾矿、弱磁二次精选尾矿合并给入弱磁尾矿浓缩作业。弱磁二次精矿给入脱锌粗选，脱锌粗选精矿给入脱锌精选，脱锌精选精矿给入弱磁选作业。
脱锌粗选尾矿给入脱锌一次扫选，脱锌精选尾矿、脱锌一次扫选精矿一起返回到脱锌粗选作业。脱锌一次扫选尾矿给入脱锌二次扫选，脱锌二次扫选精矿返回到脱锌一次扫选作业，脱锌二次扫选尾矿同弱磁选尾矿一起进行浓缩、过滤后，得到最终铁精矿，入精矿仓待售。
弱磁尾矿浓缩精矿给入锌粗选，锌粗选精矿给入三次分级，三次分级返砂给入再磨，再磨排矿返回到三次分级，分级溢流给入锌一次精选作业，锌一次精选精矿给入锌二次精选，锌粗选尾矿给入锌一次扫选，锌一次扫选精矿、锌一次精选尾矿合并一起返回到锌粗选作业。锌一次扫选尾矿给入锌二次扫选，锌二次扫选精矿返回到锌一次扫选作业。锌二次精选精矿给入锌三次精选，锌二次精选尾矿返回到锌一次精选作业。锌三次精选精矿同脱锌流程后的弱磁选作业精矿一起进行浓缩、过滤，得到锌精矿，入精矿仓待售。
锌二次扫选尾矿同铁精矿浓缩、锌精矿浓缩后的水分一起进入尾矿库，成为最终尾矿。
2.2 方案二：先浮后磁的工艺流程
工艺流程为破碎后的矿石由磨矿矿仓经带式运输机给入一段磨矿，球磨排矿给入一次分级，沉砂返回到一段磨矿，溢流给入锌粗选，锌粗选精矿给入二次分级，二次分级返砂给入二段磨矿，再磨排矿返回到二次分级，分级溢流给入锌一次精选作业，锌一次精选精矿给入锌二次精选，锌粗选尾矿给入锌一次扫选，锌一次扫选精矿、锌一次精选尾矿合并一起返回到锌粗选作业。锌一次扫选尾矿给入锌二次扫选，锌二次扫选精矿返回到锌一次扫选作业。锌二次精选精矿给入锌三次精选，锌二次精选尾矿返回到锌一次精选作业。锌三次精选精矿进行浓缩、过滤，得到锌精矿，入精矿仓待售。
锌二次扫选尾矿给入弱磁粗选，弱磁粗选精矿给入三次分级，分级沉砂给入再磨，再磨排矿返回到三次分级作业，分级溢流给入弱磁一次精选，弱磁一次精选精矿给入弱磁二次精选，弱磁粗选尾矿、弱磁一次精选尾矿、弱磁二次精选尾矿合并一起进入尾矿库。弱磁二次精矿进行浓缩磁选、过滤后，得到最终铁精矿，入精矿仓、待售。
3 主要设备的选择
对先磁后浮和先浮后磁两个工艺流程进行了主要设备的选型，详见各车间主要设备比较表（表1）。
4 工艺方案综合比较
由于弱磁选获得的铁精矿中含锌为0.19%，为了降低铁精矿中的锌杂质含量，先磁后浮流程比先浮后磁流程额外增加了铁精矿脱锌浮选作业，同时锌浮选前还需设置中矿浓缩作业，因此相应的增加了人员、设备和厂房投资。
4.1 设备重量、安装功率、劳动定员
从设备重量、安装功率及劳动定员两个方案对比，方案一都比方案二的数据多。
4.2 总图布置：方案一比方案二的厂房占地面积大。除其他配置外，方案一比方案二多一个浓缩车间。
4.3 基建投资
设备投资、厂房投资、基建投资：方案一比方案二多。
4.4 生产费用
电费、年人工费用总额、生产费用合计：方案一均比方案二多；钢耗、衬板、机油、黄油、滤布等两个方案费用相差不大；药剂费用：由于铁精矿脱锌浮选作业需要增加药剂用量，因此方案一增加了药剂费用。
