选矿工艺设计篇1
该矿矿石中主要金属矿物为金银矿和黄铁矿，含有少量的自然金，次要矿物为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿和毒砂。脉石矿物主要为石英、绢云母，其次含有少量的方解石、白云母、绿泥石、高岭土等。矿石中金嵌布粒度较细，大多数为微细粒金，单体金最大粒径为0.2mm，以枝杈状填充于黄铁矿的晶隙中，小于74μm粒级含量的占63.15%，10～37μm粒级占54.85%，最小粒径为1μm，一例状产于石英晶隙中。
2选矿试验结果
对该矿石进行浮选试验。金矿中主要有用矿物是硫化矿，其他矿物中的含金量很少，由于矿石中矿物组成相对简单，有用矿物种类少，考虑使用浮选方法使目的矿物有效地分离。
3选矿工艺设计
由于设计原矿品位与试验样品品位有所差别，因此选矿工艺设计需要对试验流程进行结构调整及优化，同时参照已经生产的类似选矿厂生产实践。
3.1破碎筛分
矿山设计为地下开采，设计规模为2000t/d，采出矿石金品位为2.6g/t，设计破碎工艺为三段两闭路破碎。地下开采出的矿石粒度较大，因此粗碎前需要加格筛将粗碎给矿粒度控制在－400mm。设计破碎工艺流程为三段两闭路流程，粗碎采用双层振动筛进行预先筛分。一层筛网的筛孔为60mm，筛上大于60mm的矿石给入中碎的圆锥破碎机。二层筛面的筛孔为15mm，筛上矿石粒度大于15mm给入细碎圆锥破碎机，筛下产品为－12mm的矿石，作为破碎的最终产品0～12mm直接给入粉矿仓。
3.2磨矿选别
一段磨矿产品细度－74μm占65%。工艺采用单一浮选流程，捕收剂为丁基黄药，用量60g/t，起泡剂为松醇油，用量10g/t。浮选选出金精矿，金精矿经浓缩压滤后得到含水分10%的金精矿。设计的浮选工艺流程有两个显著特点:特点一是设计流程中采用快速浮选，将矿石中易浮选的金先回收;特点二是精选一中矿以及扫选中矿返回再分级再磨，有效提高金的回收率。设计选厂金精矿产品为企业自用，重选工艺对该矿石中的金回收效果不佳，因此设计不考虑重选工艺。浮选工艺可以得到较理想指标的金精矿，流程结构简单且生产成本较低，故选金工艺设计重点考虑浮选流程。浮选回收金的工艺设计是比较成熟的。经过快速浮选－一次粗选、两次扫选、三次精选得到合格金精矿，快速浮选的精矿进精选Ⅱ作业，粗选的精矿进入精选Ⅰ作业。
3.3选矿设计指标
设计确定的选矿指标依据选矿试验、国内金矿的研究成果和类似选矿厂生产实践，同时结合山东市场对金精矿的质量要求，。
3.4配置特点
设计的主要配置特点是，将筛分厂房建在粉矿仓之上，筛下矿石径直落入粉矿仓。上层筛筛上矿石经漏斗进入中碎缓冲仓，下层筛筛上矿石经漏斗进入细碎缓冲仓。分别经下设的振动放矿机给入1台粗腔型圆锥破碎机和1台细腔型圆锥破碎机进行中细碎。破碎产品经带式输送机转运给入1台圆振筛进行筛分，构成三段两闭路破碎循环系统。破碎最终产品粒度为0～12mm。
4结论
选矿工艺设计篇2
关键词：半自磨SaBC碎磨磨矿介质应用实践
中图分类号：tD921文献标识码：a文章编号：1674-098X（2013）02（c）-00-02
矿石的准备作业是进行矿物分选的基础也是选矿工艺的初期环节，主要包括矿石的破碎作业和磨矿作业，是选矿工艺中不可缺少的环节。据统计，矿石的碎磨作业能耗约占选矿厂总能耗的60%～70%，因此在进行大型选矿厂设计时，必须选择最佳的碎磨工艺，最大限度的实现选矿厂的节能降耗。
从19世纪末，人们认识到矿石可以自磨开始对自磨技术的研究不断深入，自磨技术在有色和黑色金属选矿厂的到了广泛的应用。目前金属矿选矿厂常用的碎磨工艺主要有常规碎磨工艺（破碎+球磨）和（半）自磨工艺两大类。其中SaBC碎磨工艺属于半自磨工艺的一种，在生产操作、成本控制、选别指标方面与传统破碎工艺比较，具有明显优势。因此在进行大型金属矿选矿厂设计时通常将其作为一种碎磨工艺方案，考虑其可行性[1]。在当前碎磨工艺中，磨矿产品的质量存在很大差异，因此对后续的选择指标影响很大，所以必须要选择最适合矿石性质的碎磨工艺，以实现最高的分选指标。
1SaBC碎磨工艺流程结构及特点
SaBC碎磨工艺流程是指半自磨+球磨+破碎工艺。通常是指矿石直接进入半自磨机进行自磨，半自磨机的产品给入振动筛，筛下的合格粒级给入后续球磨分级系统，最终得到合格磨矿产品，而筛上大颗粒的“顽石”则经过破碎机破碎后返回半自磨作业。其特点是引入细碎机以破碎难磨的砾石，消除难磨砾石在自磨机中的积累，可以改变自磨机中自然磨介的粒度性质，有利于为后续作业提供合适粒度的物料[2]（图1）。
p.柯维斯托能认为SaBC流程具有无细碎作业、流程简单、处理量较高而且比较稳定等优点[3]，通过增加破碎机来处理半自磨机的“顽石”，接触自磨机难磨物料积累的问题。
2SaBC碎磨工艺的应用条件和试验基础
2.1SaBC碎磨工艺的应用条件
自磨是靠矿石自身作为磨矿介质进行研磨，半自磨则是在自磨的基础上添加少量钢球作为磨矿介质，以弥补自然矿石介质的不足。故SaBC碎磨流程磨矿效率受矿石性质的影响较大，由于矿段、矿体、成因不同的矿石性质差别很大，因此SaBC流程的处理量具有较大的波动性，特别是矿石的硬度性质，严重影响流程的稳定性[4]。
矿石在自磨机中能否形成稳定的负荷是能否实现（半）自磨工艺的关键[5]。如许多砂岩型软矿石，一般不适合采用半自磨工艺处理，因为这类矿石磨损很快，不能在自磨机中形成稳定介质负荷。因此碎磨工艺的选择主要由矿石性质决定，在确定碎磨工艺时除了考虑矿石中有用矿物的嵌布粒度（决定磨矿段数）外，在确定半自磨工艺时，如何处理难磨物料的积累问题也是采用半自磨工艺考虑的重要问题（即是否采用SaBC工艺）。
自磨流程的采用首先需要矿石能形成足够数量的磨矿介质。一般情况下，通过测定矿石的球磨功指数和介质适应性结果分析得出，普氏硬度为f=6～12的矿石适于SaBC碎磨工艺。
朱月锋[6]对普郎铜矿矿石进行了半自磨批次磨矿试验、球磨功指数试验、棒磨功指数试验、磨损指数试验、JK落重试验等指出普郎矿石适合半自磨工艺，采用SaBC碎磨流程是可行的。
2.2SaBC碎磨流程设计的试验基础
SaBC碎磨工艺的选择主要取决于待磨矿石的性质，因此，在选择合适的碎磨工艺之前，要进行充分的适应性验证试验。目前国外用于矿石自磨适应性试验的的种类较多，主要有芬兰metso公司的实验室分批自磨试验、澳大利亚昆士兰大学JuliusKruttschnitt矿物研究中心JKtech落重试验、澳大利亚SmCCpty公司半自磨机粉碎试验、加拿大minnoveX技术公司半自磨功率指数（Spi）试验、美国macpherson咨询公司半自磨可能性试
验等[7]。
2.2.1芬兰metso公司的实验室分批自磨试验
芬兰公司开发的实验室分批自磨试验获得的数据，通过数据处理，可以为SaBC流程设计提供依据。试验通过测定净功率和产品中-12.7mm矿量计算单位净功耗（kw.h/t）。设计时使用试验获得的单位净功耗乘以设计生产能力（t/h）再乘以1.2的机械系数即为选用的（半）自磨机功率。分批试验产品的邦德球磨功指数和金属磨损指数可用于后续球磨机选型计算和金属磨损预测。
2.2.2JuliusKruttschnitt矿物研究中心JKtech落重试验
JKtech落重试验是昆士兰大学JuliusKruttschnitt矿物研究中心开发的一种实验室试验方法。这种试验方法是根据（半）自磨机内两种主要粉碎过程：（高能）冲击和（低能）磨蚀。通过（高能）冲击粉碎试验可以获得冲击粉碎参数，通过（低能）磨蚀试验可以获得磨蚀粉碎参数，将这些参数用于JKSimmet矿物加工模拟软件，与有关设备及性能操作参数相结合，预测磨矿产品粒度特性。
2.2.3澳大利亚SmCCpty公司半自磨机粉碎（SmC）试验
半自磨机粉碎（SmC）试验是澳大利亚SmCCpty公司开发的只需少量样品即可完成的实验室试验，该试验只需进行简单的落重试验，与计算机模拟软件结合即可为（自）自磨工艺设计和设备选型提供试验依据。
选矿工艺设计篇3
关键词：全泥氰化提金；设计工作；工艺参数
abstract:thepaperexpoundstheseverallinksshouldbepaidattentionintheproductionanddesignworkofcyanidinggoldextractiontechnology;theseveralprocessesofcyanidationtechonlogy;andthathowtoreasonablydeterminethetechnology,technologicalparametersandtheequipmentsofcyanidinggoldextraction.Keywords:cyanidinggoldextraction;designwork;technologicalparameters
中图分类号：F407.3文献标识码：a文章编号：2095-2104（2012）
笔者就全泥氰化提金工艺的生产实际与设计，在我国应用近三十年的历史，与设计单位认真总结近三十年的生产与设计实践。提供给矿业同仁，供从事矿业的生产与设计部门的同行参考。1981年吉林赤卫沟金矿75t/d全泥氰化厂及1982年黑龙江乌拉嘎金矿500t/d全泥氰化厂的建成投产为全泥氰化CCD流程在工业中的应用提供了生产和设计实例。辽宁排山楼金矿2000t/d炭浆厂的投产，标志着我国全泥氰化炭浆工艺的科研、设计、生产水平逐步提高，成为一项技术成熟、生产可靠的提金工艺。锦州大业金矿从CiL改为Rip的生产实践。使我国全泥氰化提金工艺更加完善。氧化焙烧、压热氧化、微生物浸出等对难选冶矿石予处理方法的科技创新为提金方法的应用开拓了更广泛的空间。
在矿山的开发建设中应本着“在开发中保护，在保护中开发”的原则，实践环境、资源、效益协调发展。为了更好的遵循上述原则，应认真把握住三个环节.
一、认真委托和利用矿石可选性试验工程项目的工艺设计人员应认真作好选矿试验委托要求。试验委托除遵照选矿试验内容和深度的有关规定提出委托内容之外，氰化工艺方案的研究委托还应明确提出以下要求，为流程方案比较、设计指标及工艺条件的确定和设备选择提供可靠的设计依据。
1、试样金品位，一般说来，地采时试样品位与地质品位比较，应下调20%～30%；露天开采时，试样品位与地质品位比较应下调10%～15%为好，力求有碍浸出的杂质含量有较强的代表性。
2、围岩及表外矿石的配入量应与开采方式可能选用的贫化率相接近，不允许大量配入围岩和表外矿进行配样，使选矿试验样品失真。
3、氰化浸出细度确定后，矿浆沉降速度的试验，其矿浆浓度应与工业生产条件相接近。例如，高细度磨矿，设计采用旋流器分级，当溢流细度90-95%小于200目时，溢流浓度通常为20%左右，只有按此条件进行矿浆沉降试验，方能满足设计选择要求。
4、含碳的矿种进行炭浆法试验时，要委托Cip、CiL和Rip三种工艺的对比试验，以论证边浸边吸的CiL工艺，活性炭或树脂竞争吸附优势，提高浸出指标的幅度。
5、在流程试验的过程中，必须充分重视伴生有用元素的综合回收。
在研究部门提交选矿试验报告后，工艺设计人员要结合地质资源条件认真分析及审议试验内容。
二、设计流程要以生产实践为基础。设计流程的确定，首要依据选矿试验资料。但是，设计选择流程还必须以生产实践为基础，因为许多生产环节的工艺条件选矿试验室试验无法提供。同时，试验室条件下完成的试验结果与生产条件有较大的差异，再者是设备能力计算是在诸多假定条件下的计算数据，虽然它是工艺设计的重要过程，是不可忽略的重要步骤，是设计的基础依据，但必须根据相类似的生产厂测定资料进行对比。
基于我国氰化厂生产实践及设计，谈几点认识。
1、实践“多碎少磨”的技术方案。
九十年代初，使用φ900旋盘细碎圆锥破碎机与深腔颚式破碎机组成“二段半”流程，破碎产品粒度降到8mm以下，提高了磨机处理能力。φ2100×3000球磨机在磨矿细度为50%～55%小于200目时，处理能力可达到350～400t/d，比其他类似矿山同型号球磨机提高100～150t/d，经济效益极其显著。在此应该指出，使用这种设备是有条件的，对含水份高，含泥量大的矿种不能套用蚕庄模式。可以采用适当放大细碎设备，增加予先筛分作业，事先分出合格产品，增大闭路筛分作用的振筛面积提高筛分效率，增大圆锥破碎机的循环量，这种方法应在设计中推广采用。
2、“两浸两洗”全泥氰化流程
国内全泥氰化厂CCD流程，在柴胡栏子金矿150t/d全泥氰化厂使用“两浸两洗”流程，原设计为一浸三段洗涤，选厂建成后，生产指标较低，尤其洗涤率只有92.57%，主要原因是矿石严重氧化，含粘性矿泥多，固液分离困难，洗涤浓缩机排矿浓度仅达42%左右，排液品位高达0.31g/m3。为提高洗涤率，该厂在不增加设备的前提下，将两台φ9m三层浓缩机改两浸两洗流程，洗涤率提高4%左右。应当指出柴胡栏子金矿全泥氰化厂CCD工艺是1975年建成的，选矿厂设计时炭浆工艺在国内处于工业性试验阶段，因此当时无设计和生产实践可供设计者借鉴，根据该矿的矿石性质本应采用炭浆工艺，由于历史原因采用了CCD工艺，因此我认为柴胡栏子选厂CCD流程目前采用两浸两洗，是特定条件下发生的。虽提高了洗涤率，但就工艺说不算合理。采用CCD流程重要条件之一是矿浆沉降速度快，易固液分离，一般说洗涤流程根据规模不同，入选品位等因素的差异，也只
能使用三次或四次洗涤。
3、CCD、Cip、Rip流程
国内CCD、Cip（CiL）、Rip三种工艺在生产中均有采用，树脂法有利于含银高的矿山采用，如锦州大业金矿。设计确定工艺时，应遵循以下原则：矿石严重风化、矿泥含量大、矿浆沉降速度慢、固液分离困难、铜及其他贱金属含量低、银金比小于5∶1的矿石，尤其地处寒冷地区的矿山，应采用Cip或CiL工艺，与此相反应使用CCD工艺。使用Cip、CiL或Rip工艺，谁具优势，应严格比较。
4、浸出条件
选矿试验报告提供了试验室条件下的设计依据，如予处理、pH值、氰根浓度等，这些试验条件，一般说在设计中必须给予保证，其他设计条件的确定，必须依据生产实践。
a、浸出细度
试验确定的细度为“筛分分级”，与生产条件下的“沉降分级”和“离心分级”同样细度时其粒级组成生产时偏细，一般说低5%左右。如，海沟金矿全泥氰化厂试验推荐90%小于200目，生产使用85%小于200目，浸出指标仍达到设计指标，而选厂处理能力由250t/d提高到300t/d。研究部门多推荐高细度浸出，给设计和生产带来一系列问题，如浸前浓缩机及洗涤浓缩机的沉降面积增大，尾矿堆坝的难度加大，造成基建投资和生产费用的增加。
B、浸出时间
试验单位使用高速搅拌槽进行氰化浸出试验，和生产设备比，搅拌强度高，矿浆温度高，试验浸出时间必然偏短，而生产必须延长方能满足浸出要求，加之试验为单槽浸出，生产为多槽连续浸出，矿浆短路难免发生，又由于处理量的波动等因素，根据生产经验，其浸出时间应大于24小时。
C、浸出浓度
试验报告多推荐高浓度浸出，以求减少浸出设备容积，设计要区别对待试验条件，因为生产使用高效槽，其线速度仅为2.8-3.1m/s，精矿氰化可选用35%-40%的浸出浓度，全泥氰化40%浓度为宜。泥质矿石由于矿浆粘度大，浸出浓度只能在30%-35%之间选定。
D、载金炭品位及载金炭解吸电解工艺
有关试验数据表明，在单一的高品位含金溶液中载金炭品位可达10kg/t以上。国内炭浆厂载金炭品位与国外比较相对较高。从生产实践出发，载金炭控制在4kg/t左右为宜。
载金炭的解吸电解工艺在80年代为常温常压，解吸液用naoH、naCn溶液按1%配制。现在，发展到高温高压无氰解吸电解。温度150℃，压力在0.45～0.55mpa。
三、设备选择是实践工艺设计的保障
1、浓密设备包括浸前浓缩机和洗涤浓缩机。以前选矿厂工艺设计浓缩机的计算一般都按生产定额计算所需面积。全泥氰化浓缩机系主要生产设备，对工艺条件的实现和设计指标起着重要作用，因此套用以往的设计资料计算浓缩机的面积，不符合全泥氰化的工艺要求。
高效浓缩机面积国外的作法是制造厂家根据矿浆特性进行试验确定，如张家口金矿500吨/日全泥氰化炭浆厂，磨矿细度90-95%小于200目，引进高效浓缩机直径为5.18m，生产能力可达600t/d。
选矿工艺设计篇4
关键词：选矿机械；选矿工艺；矿物原料
中图分类号：tD451文献标识码：a文章编号：1009-2374（2013）12-0076-03
1概述
矿石开采技术近年来在我国的发展非常速度，各种工艺水平也不断提高，为了保证向深部延伸开采矿石时，矿石的性质不发生变化。矿区需要从工艺条件、选矿设备、开采流程等方面进行不断的改进和提高。选矿机械按照采集和选择矿物原料的过程可以大致上分为破碎、粉磨、筛分、分选和脱水机械。本文通过对国内目前选矿过程中常用的选矿机械进行了系统的分析，从经济和环境效益等方面，对我国选矿机械的发展提出了几点意见和建议。
2选矿机械的标准化和零部件规格化
选矿机械的种类繁多、型号复杂，机械内的零部件通常来自于不同的生产制造厂家，一旦损坏维修和更换的难度可想而知。由于选矿机械的使用环境和条件相对于别的机械来说更加恶劣，再加上经常受到泥水的冲击、碎石的磨损、化学物质的腐蚀，选矿机械的维修周期必然不会太长，维修的工作量相当大。维修人员除了年修、月修，还要每天进行小修和保养才能维持选矿机械的较长使用寿命。
对选矿机械采用标准化定型，使得机械的零部件可以通用互换，不仅可以方便机械维修人员对选矿机械的养护，生产厂家也可以减少零部件的生产和存储，充分提高了资金的利用率。不仅如此，各个生产厂家的分工合作，将生产目标集中到对单一零件的生产可以大大提高零部件的质量，进而提高整个选矿机械的质量。以江苏一矿场为例，在采用了规格化的轴承之后，每次更换零部件的时间大大降低，操作工可以在几分钟内更换完毕，不仅节约了成本也节省了工人的工作时间，同时新规格的轴承在抗冲击力和压力的方面较之原来的零件都有一定的提高。使得选矿机械在工作的过程中一直保持较高的效率，维修周期也从原来的一个季度一次延长到半年一次。
3合理定位、优化设计，提高设备的科技含量
合理定位需要依照我国的基本国情来发展选矿机械。国外的工业化程度比我国先进，很多经验和技术都需要我们不断的学习和借鉴。国外的选矿设备大多造价昂贵，虽然效率高、质量好，却不能很好地适应我国矿区工况变化大的特点，不符合我国现阶段选矿产业的基本现状和我国的基本国情。发展选矿机械应该充分考虑我国国情和我国矿产资源状况，找到适合我国选矿机械发展的科学化道路。
中国现代化发展的时间并不长，现代化程度也有待提高。纵观国际选矿产业，众多企业都争先将先进的技术应用在选矿设备的设计中，如计算机技术、电气控制技术等。尤其是计算机技术的使用更是为选矿产业的发展带来了翻天覆地的变化。第一，使用计算机技术对所要选别的矿石进行采样分析，快速找到最为合适的选矿方法，同时还可以评估该矿区矿产资源的结构和分布，最大程度上节省选矿作业的资源消耗。第二，使用计算机技术代替员工进行高强度的作业和精细操作，不仅可以提高生产效率，降低选矿过程中不可避免的误操作率，还可以使得员工的人生安全得到保障。第三，网络技术的使用使得选矿机械的制造和购买更加规范，矿区员工的管理也变得更加科学方便。更重要的是生产厂家可以使用互联网交换设计过程中所遇到的问题和积累的经验，通过对设计的优化来使得设备运行平稳，生产出更加优质的选矿机械。
在选矿设备的优化设计过程中主要考虑以下几个方面：在推广应用以反浮选工艺为代表的高质量精矿选矿技术的同时，高效、简单的选矿工艺流程也是必备的条件。以最合适的流程取得最佳的效果是每个选矿产业都在努力追求的目标，而实现这一目标的条件首先就是加强对选矿设备、选矿工艺的研究。反浮选工艺是选矿过程中非常实用的工艺，合理采用反浮选药物配合科学的反浮选工艺可以大大提高有用矿物回收和利用的效率。为选矿产业节省了大量的资金和资源；在浮选设备方面目前的研究主要向大型化和节能化方向发展，这样才能和国际选矿产业的发展接轨，此外浮选机的自动控制方面的研究也应该加强。我国想要把浮选柱在矿山中的应用工作做好还有很长的路要走。在磨矿、选别设备方面，今后应抓好节能型超细碎设备的引进及合作开发，应加大引进和消化国外先进技术装备工作，尽快提升整体技术装备水平。同时配套考虑粗粒抛尾工艺及相关设备的开发研究工作。应进一步加强能有效回收微细粒中有用矿物的节能型选矿设备的研制，包括强磁设备的永磁化、微细粒浮选机及浮选柱等。要对具有多段连选性能的多筒磁选机进行更深入的研究。在过滤脱水设备方面需要研究与开发高效过滤介质，增强元器件的密封性，实现元器件的统一化程度，发展复合过滤技术
设备。
4节能节电，减少对环境的影响
中国自20世纪80年代开始经济增长出现腾飞，直至今天仍在持续发展。中国的高速经济增长提高了国民生活水平，也提高了中国在国际上的地位。然而高速发展的背后也存在许多破坏环境和浪费资源现象。在资源和环境方面，人口压力造成的过度开发和使用农牧业用地、土地荒漠化以及现代工业制造的污染，使得中国经济发展的可持续程度大大降低。中国水利部的数据显示：中国人均水资源量不足世界平均水平的1/3，是全球最缺水的20个国家之一。在当代中国，一半的污染事故为水污染事故，而水污染的来源有一半都是工业污染。另外，由于气候变化的严峻威胁，中国淡水资源的未来并不乐观。空气污染，燃煤和大型机械的使用是大气污染的最主要原因之一。化石燃料的燃烧和汽车的飞速增多已经导致中国近40%的城市空气质量遭受污染，对居民的健康造成巨大的威胁。这也同时进一步加剧了气候变化的趋势。而在能源方面，英国石油（Bp）的《世界能源统计年鉴》显示，2010年，中国超过美国成为世界上最大的能源消费国，中国的能源消费量占全球的20.3%，超过了美国19%的占比。中国的人口是美国的4倍，消费量大或许是情有可原，但从经济规模方面去比较，中国的经济规模只是美国的三分之一。中国的工业部门占能源总消耗量的70%以上，而能源利用率仅为33%，中国能源利用率过低，而由海外转移来的大量的、低附加值、高消耗、劳动密集型产业进一步造成中国的能源浪费、紧张，环境进一步遭到破坏。
因而在选矿机械的发展和设计过程中，应该充分考虑到中国现阶段能源和环境的问题。选矿机械要以节能减排作为设计目标，努力做到污染少、噪音小、资源利用率高，比如生产厂家可以采用新能源来代替传统能源作为选矿机械的动力供给等。从诸多方面进行综合考虑生产出适合中国环境和能源现状的机械。
5结语
中国是一个地大物博拥有丰富矿产资源的国家，我国的矿石储量一直居于世界的前列，然而能够真正适应我国矿石特点，适合我国矿石产地的工作环境和对矿石进行深加工的设备却并不完善。近年来我国选矿产业和采矿产业虽然有了一定程度的发展，但是和西方发达国家相比我们的差距还是十分明显的。我们应该结合我国矿石特点和机械加工水平，而不是盲目地引进国外的生产工艺和产品设计，培养自己的专业型人才，设计制造原理先进、结构简单的自主性设备才是我国选矿机械发展的正确方向。
参考文献
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选矿工艺设计篇5
现阶段，磷化工企业进行区域发展的规划和管理时，利用评价决策支持系统能够有效分析磷化工工艺中物料的实际消耗以及产出情况，进一步提升了磷化工技术的创新能力以及水平，所以加强对此系统的开发研究有着十分重要的意义。
2磷化工技术评价决策系统组成框架
现阶段，我国所具有的磷化工技术评价决策支持系统主要为磷化工技术，此系统能够有效的模拟磷化工工艺流程、衡算其热量并作出相应的技术评价。此系统主要由三个部分组成，即人机交换系统、模型库管理系统以及数据库管理系统，具体如下所述：
2.1人机交互系统
此系统中的人机交换系统主要对话的部件就是跟磷化工用户之间进行交互的截面，其主要包含的内容有：登录系统；程序的驱动菜单；修改数据的接口；录入数据的接口；保存评价结果；打印结果。而磷化工用户将相关的工艺信息参数录入后，磷化工技术评价决策系统则会将系统运行的最后结果展示给用户，因此，人机交互系统主要具有以下三点功能：①提供更为合适的前台界面，更好的显示对话的形式。②有效的显示并执行相关的系统数据信息的输入、输出以及转换。③对系统的人机交互进行控制，并管理好模型库，有效的集合并运行好数据库。
2.2模型库及其管理系统
磷化工技术评价决策支持系统的关键在于模型库以及对其所展开的各项管理工作，其主要包含有以下几个模型：①磷矿评价模型；②动态工艺流程图模型；③衡算物料和能量的模型；④设备选型模型；⑤生产报告的模型。各模型都是独立设计并编制的，增减模型数跟修改程序代码之间不受影响，系统的扩展性能以及通用性能较好。
2.3数据库及其管理系统
评价决策系统中所包含的数据库系统，能够将磷化工技术中所设涉及到的信息模型的所有数据进行存储，以便有效的实现人机对话，并处理和调用模型数据。此数据库以及其相关的管理系统具有建立数据库、删除修改数据、维护数据库、检索信息、统计数据等功能。其中，用户数据库则主要对用户的名称、密码、所在工作单位以及联系方式进行了保存；工艺数据库则对磷化工工艺的基本种类和简介有关信息进行存储，以便用户能够更好的选择和调用；磷矿数据库则主要用来对磷矿的产地、分布情况等相关信息进行存储。用户可以自行的调用一些已有的有关磷矿数据，并对其进行保存，而对工艺模拟计算中的物料以及能量进行存储，能够对前台页面的运行提供信息支撑。
3磷化工技术评价决策支持系统的基本功能
3.1评价原料的适用性
磷矿作为磷化工生产的主要原料，其种类较多，且品位不一，所以为了对所选的磷矿进行初步的判定则对其适用性进行评价，从而判断此磷矿是否适合用来加工磷化工工艺，同时选出最佳的适用工艺。
3.2物料衡算
确定工艺的基本流程后，计算主要原料的消耗定额后要以原料跟产品之间的定量转化关系为参照，实现对各中间产物、产品以及副产物各物流量的判断，为衡算热量以及选用设备奠定基础。
3.3能量衡算
将物料能量的衡算当作基础，对工艺实施过程中可能达到的物理状态以及化学状态时所能够传出的热量进行确定，以便更好的进行后续的设备选型。
3.4设备选型
工艺设计的基础在于设备的选型，其也是项目投产之间的重要环节。而技术评价中所包含的设备资料能够为磷化工的经济性、安全性以及环境评价的基础提供相关的设备资料。
3.5动态工艺流程图
此系统中工艺流程图为动态的，因而用户能够切实的了解到工艺的生产流程，而流程图上具有的动态浮动的窗口数据，方便了用户对物料和能量的实际消耗和产出进行了解。而设计该系统主要面向的对象则为用户，因此动态的工艺流程图还能够给用户带来更为清晰、生动以及明了的视觉效果。
4磷化工技术评价决策支持系统的开发过程
4.1分析需求
①评价目标。磷化工产品主要有三种，即磷酸、磷复肥以及磷酸盐，需要在生产过程中选出最具代表的典型工艺进行评价。②选择评价模型。③对磷矿评价的资料进行整理，计算评价目标工艺中所使用到的物料、能量，并绘制出动态的工艺流程图。④明确评价的报告形式。一般评估的最终结果需要以评价报告呈现，以便用户查看或者保存。
4.2编制软件
（1）以决策支持系统理论作为基础，来搭建出系统的整体框架，监理各个功能模块时则需要使用到微软SQLServer2005数据库管理开发系统软件以及J2ee技术作为主要工具。（2）对各部分的内容进行整合时需要利用到调试运行系统，确保系统具有兼容性。（3）完善人机对话的平台，构建基本平台后，要能够及时的检查前台页面中所存在的问题以及缺陷，并能够及时的进程修缮。
5磷化工技术评价决策支持系统设计
①进入主页后，点击技术评价，方能够进入到技术评价界面。②选择工艺。③选择磷矿。选择工艺以后进入到地图选矿界面。将主要矿区的矿石信息标注到Flash地图上，可以方便用户快速选择自己所需要的矿石进行测评，鼠标移至某矿点即显示该矿点矿石的组分。在此过程中可以自行的将矿石的组分输入到系统中，选择矿点的矿石，遵循相关的相关标准选择磷矿石。④录入基本的工艺操作参数。选择好磷矿后，则需要进行工艺操作参数的操作，其主要涉及到两种类型，即原料的流量以及工艺操作参数。数据录入页面上设置了“数据清零”和“恢复默认值”按钮，可以方便用户快速录入数据。⑤动态工艺流程图和报表单元。a.动态工艺流程图根据文献中的工艺简图和详细的工艺流程介绍，绘制了动态工艺流程图，点击“开车”按钮Flash文件开始播放，对实际工艺的生产过程进行模拟，当鼠标滑过某设备时，流程图上会将设备的基本名称显示出来，而数据录入之前流程图上只显示物流名称，物流量为空。b.报表单元报表单元包括主要原料消耗定额以及工艺流程中各部分物料衡算和能量衡算的详细报表，用户可以通过报表单元看到工艺过程中各主辅物流的产生量。⑥保存评价。用户查看完报表以后可以保存评价，以便下次调用。该工艺技术评价完成以后还可以继续进行经济评价、环境评价和安全评价。
6结语
磷化工技术评价软件的开发，为磷化工行业技术人员提供各类工艺技术评价相关信息，同时结合经济、安全和环境评价等功能，将提供较为完整的磷化工工业综合评价信息。将现代DSS技术运用到磷化工领域，扩展了计算机信息技术在磷化工领域的应用，推动了中国磷化工产业的技术水平提升。
作者:杨勇刘晓刚单位:贵州省瓮安磷矿
参考文献:
[1]刘项.磷复肥工艺决策支持系统构建和运行[D].郑州大学，2011，12（12）：96.
选矿工艺设计篇6
关键词：尼尔森选矿机；重选-浮选联合回收；明金；金回收率
Doi：10.16640/ki.37-1222/t.2017.04.048
随着我国经济的快速发展，传统粗放型的经济增长方式使得我国资源短缺的矛盾越来越突出。走中国特色新型工业化道路、大力发展循环经济、提高资源回收利用率，是解决我国当前资源、环境对经济发展制约的必由之路。
长期以来，湖南黄金洞矿业有限责任公司1000t/d选矿厂采用的选矿工艺为单一浮选，获得品位约为120g/t的金精矿产品，回收率为91.5%。该工艺最大的缺点是无法单独回收原矿中的可见金及高品位重砂产品，造成了一定的资源流失。随着该公司矿产资源赋存条件的变化，原矿中的可见金含量有增加的趋势，为尽早回收这部分可见金，该公司在其磨矿回路中引入了尼尔森选矿机，使传统的单一浮选回收工艺转变成为重选-浮选联合回收工艺，旨在提高资源综合回收利用率，实现效益最大化。通过一段时间的运行，取得了良好的效果。
1矿石性质
原矿多元素分析列于表1：
原矿金的赋存状态化学物相分析结果列于表2：
矿石的矿物成分比较简单，金属矿物以黄铁矿、磁黄铁矿、辉锑矿为主。矿石的有用组分主要为金。脉石矿物主要为石英、绢云母、粘土矿物、白云石等。金的嵌布粒度细微，载金矿物主要为毒砂、黄铁矿等硫化矿物，属于难处理金矿石。矿石中的金以自然金形式存在，不论是显微可见金，还是在其它矿物中包裹的显微不可见金，均以自然金形态存在。矿石中自然金大多数粒度细微，显微可见金的嵌布特征如下：自然金单独沿矿石的裂隙充填，这部分金的粒度较粗，通常在80～100um之间。自然金与硫化物构成块状体沿矿石裂隙充填，金的粒度在40～60um之间，自然金与硫化物一起构成细粒状、星点状群体嵌布在脉石中，金的粒度小于20um，自然金呈球粒状、锯齿状嵌布在碎裂状苋铁矿及晶粒状毒砂中，这部分金的粒度非常细，通常小于10um。
2尼尔森选矿机简介
尼尔森选矿机是基于离心原理的强化重力选矿设备，在高倍的强化重力场内，密度大和密度小的矿物之间所受重力差被极大地放大，使得轻重矿物之间的分离比自然重力场内更加容易。在黄金工业中，它是替代溜槽、跳汰机等重选设备的最好选择，从2001年起，国内已有多家黄金选矿厂使用了尼尔森选矿机。
尼尔森选矿机的工作原理是：利用先进的流态化过程回收细微金粒的高速离心机，在操作过程中，转子总成以预先确定的转速带动富集锥顺时针旋转，可产生60-200倍重力的离心力，同时给入一定量的流态化水，通过增压的方式使其从流态化水孔进入富集锥内，与富集锥转向相切的方向逆时针喷射。通过流态化水的冲击力和富集锥高速旋转产生的离心力共同作用，使重矿物和金属从较轻的背景物料中有效分离出来。
该设备对于回收磨矿回路中的可见金及重砂产品具有稳定、高效的特点。
3工艺流程图
3.1单一浮选回收工艺流程图
传统的单一浮选工艺流程为原矿经两段一闭路破碎流程后进入磨矿作业，磨矿作业为一段闭路流程，与之闭路的分级设备为一台高堰式双螺旋分级机，选别作业采用的是预先精选得到部分金精矿，尾矿再进入一粗二扫三精浮选工艺流程，最终得到金精矿的品位约120g/t，回收率约91.5%。具体工艺流程图如图1：
3.2重选-浮选联合回收工艺流程图
重选-浮选联合回收工艺流程主要是在传统单一浮选工艺流程中的磨矿闭路中增加了尼尔森重选工艺。按照选矿作业能收早收的原则，优先选别出原矿中的可见金及部分重砂产品，提高选矿综合回收率。该工艺最终可得到品位约100g/t的浮选金精矿，日产约700g/d毛金及品位约500g/t的摇床重砂，选矿综合回收率可达到93%。具体工艺流程图如图2：
4应用情况及分析
4.1应用情况
重选-浮选联合回收工艺系统建成后，通过约一个月的调试及改进，该系统逐渐趋于稳定。主要设备尼尔森选矿机、直线振动筛、浓浆泵、大倾角皮带运行状态正常，尼尔森选矿机选别效果较好。根据2016年12月12日至12月22日共11天收集的生产数据显示，尼尔森重选系统累计运转236小时，共回收可见金7885克，重砂17.16t，重砂品位约400g/t，重砂含量金6870克。该时间段矿石处理量为9972t，原矿平均品位为4.54g/t，进入浮选系统的矿浆品位为3.06g/t，浮选尾矿品位为0.32g/t，金精矿平均品位99.8g/t，尼尔森重选直收率为32.6%，选矿综合回收率为93.15%。较2016年11月未使用尼尔森选矿机之前选矿平均综合回收率增长1.66%。
4.2毛金产量曲线图
根据12月12日之后的毛金产量情况，绘制出每日毛金产量曲线图如图3：
重选-浮选联合回收工艺系统连续运行的毛金产量来看，回收的毛金产量保持在一个较高水平上波动，毛金产量同时也会因原矿泥质量而产生一定的波动，但始终保持较高水平。随着长时间的运行，毛金产量降幅较小，趋于平稳状态，由此可见重选-浮选联合回收工艺系统综合性能优异。
4.3应用结果分析
（1）从每日毛金产量曲线可以看出，前期每日毛金产量较后期高，自22日起缓慢下降并趋于稳定。
（2）平均每日出产毛金约为700g（不计算重砂含量金）。
（3）新增尼尔森重选工艺之后，浮选金精矿品位有所下降，自120g/t下降至100g/t。
（4）浮选工艺回收率降低，入浮原矿品位为3.06g/t，浮选尾矿品位为0.32g/t，浮x工艺回收率仅为89.84%，较单一浮选工艺回收率91.5%下降了1.66%。
（5）由于尼尔森选矿机作业时需要提供一定量的流态化水，使矿浆浓度下降，对后续浮选作业造成了一定的影响。
5结语
（1）单一浮选回收工艺无法单独回收可见金，导致矿石中的可见金进入金精矿或随尾矿流失，造成资源浪费。而重选-浮选联合回收工艺能够优先回收矿石中的可见金，减少了资源浪费与流失。
（2）磨矿闭路中存在可见金积存的现象，使用尼尔森选矿机可以有效回收这部分积存在磨矿闭路中的可见金。
（3）使用尼尔森选矿机应该合理控制流程内的补加水量，减轻因矿浆浓度的降低对后续浮选作业效果造成的不利影响。
（4）尼尔森选矿机对于提高金的综合回收率具有显著的效果，同时，产出的毛金及重砂产品还可以提高金的价值回收率，具有良好的经济效益，值得在同类矿山企业推广。
建议、尼尔森选矿机使用时间应制定合理的安排表，对流程内部的补水量应有合理严格的流程，能有效提高毛金产量，减少资源浪费流失。避免机器长时间运行产生磨损带来不必要的故障，有效提高经济效益。
参考文献：
[1]石凤野，王彦慧.尼尔森重选设备在金滩矿业公司的应用[J].黄金，2013，34（03）：58-60.
[2]张金钟，姜良友，吴振祥等.尼尔森选矿机及其应用[J].有色矿山，2003（03）：28-37.
选矿工艺设计篇7
言***选煤厂隶属于霍州煤电集团，原设计能力为1.80mt/a的炼焦煤选煤厂，主要入洗本矿井原煤与集团公司内部部分矿点原煤。2003年入洗能力计划2.10mt，超设计能力17%。截止上半年已入洗107万吨，完成年计划的51.39%，年底有望完成计划，甚至突破计划，其能力利用率达预计可达119.91%。但是，随着本矿矿井资源的变化，以及集团公司内部洗煤系统整体形势的发展，选煤厂面临着资源量缺乏、入洗结构调整、洗煤效率偏低、环节能力不适应及整体发展后劲不足等一系列矛盾。为此，根据矿井三年规划生产能力及洗煤厂的实际情况，对洗煤厂后三年的整体发展进行了规划，整体规划从选煤厂可入洗资源量、工艺现状入手，着重分析了后三年入洗原料煤来源及其可选性，工艺存在的问题及改造的必要性，环节配套改造，投资、成本、产出等，明确的提出了核心工艺改造方案为全重介工艺，进一步完善工艺及其配套系统，提高选煤厂的生产能力、装备水平和竞争实力，确保选煤厂的可持续发展。第一章
选煤厂现状一、概况选煤厂是***方式合作开发。位于****之间，距霍州市4km，通过地方公路与大（同）运（城）干线公路相连，有3.828km的铁路专用线在圣佛车站与南同蒲铁路接轨。选煤厂设计年入洗能力180万吨，属炼焦煤选煤厂，现行工工艺采用跳汰三产品、煤泥浓缩浮选、尾煤压滤回收。目前，入选原煤除来自本矿矿井1#、2#、10#、11#原煤外（入洗比例40%），还包括集团公司**2#煤、**10#煤、***2#煤、**2#煤、**2#、10#煤等（入洗比例60%），生产产品主要包括8--11级1/3焦煤和肥煤。二、原煤系统选煤厂原煤除来自本矿斜井和平峒，大部分入选原煤来自本集团公司内部附近其他矿井。斜井通过皮带运输；平峒通过1t矿车运输，同两个翻车机房受煤，每个翻车机房下各设有一个缓冲仓。内部调煤通过汽车运输至储煤场，推土机送入受煤坑，经回煤暗道进入原煤准备系统筛分、破碎处理后进入原煤配煤仓，配煤仓下设有自动配煤系统。现选煤厂储煤场包括113煤场（2000m2）、228煤场（2000m2）、101煤场（2000m2），配煤仓为3个φ12m、各仓容量1300t的圆筒仓。原煤准备为双系统，设有预先筛分、选择性破碎、手选、块原煤破碎等生产环节，能够满足生产要求。三、工艺系统原设计生产工艺采用0—50mm原煤脱除煤泥后跳汰主洗、中煤重介旋流器再洗、煤泥浓缩浮选、尾煤压滤回收、洗水闭路循环的联合工艺流程。其中：跳汰为双系统；中煤重介再选系统自1989年试生产以来，一直未能投入使用。后经改造，现行生产工艺采用不分级跳汰、浮选联合工艺流程。另外，设计采用选前脱泥作业由于跑粗原因，实际生产中只把该作业改为跳汰分选前预先润湿和输送用。同时针对浮选入料灰分投产后超过设计一倍（原设计17.5%，实际35%），浮选精煤无法达标的问题，对浮选工艺进行了改造，将原一段浮选改为一段粗选二段精选工艺。四、储装运系统选煤厂现有6个φ12m、各仓容量1300t的圆筒精煤仓，仓下配有自动配煤系统，3个φ12m、各仓容量1300t的圆筒中煤仓。并设有精煤装车站和中煤装车站各1个。五、供配电和自动化1、电气系统目前选煤厂使用BFC型低压配电屏，屏内主要元件DZX10系列断路器（飞弧距离大）和CJ10系列交流接触器（已淘汰），不适合在单元组合配电屏中使用。现场观察，各电气元件安装距离偏小，各单元之间和屏与屏之间无可靠隔离。一个回路发生故障时，不能可靠分断故障回路而造成整个单元电气元件烧毁，甚至波及整块配电屏和相邻屏，造成更多的电气设备损坏，影响配电系统安全正常工作。2、自动化选煤厂设有以pLC（moDiCon984系列）为基础的集中控制装置。现横块区有损坏，集控装置处于带电停运状态。其他自动化包括：跳汰机采用数控风阀控制，并设有自动排料装置；原煤精煤仓下自动配煤系统；501精煤皮带ZZ-89型在线测灰仪自动检测。六、2003年选煤厂生产能力计划2003年入洗原煤计划210万吨，超设计能力17%；生产精煤计划103万吨，同比增幅29%;外运总量149万吨，同比增幅%；各指标情况见表1。
2003年洗精煤及副产品生产计划
表1第二章
煤源、煤质及可选性分析一、煤源概况1、煤源2004--2006年预计入洗煤源主要包括本矿井生产的1#、2#、10#、11#原煤和集团公司内部调拨原煤，由于李雅庄选煤厂、回坡底选煤厂的相续投产，内调原煤相对困难，资源不足，预测只能调矿2#、10#原煤。截止2003年6月末，本矿矿井剩余可采储量1550.2万吨，圈定可采储量1557.2万吨。矿井产量规划2004年80万吨、2005年120万吨、2006年150万吨，分井口、分采区的矿井三年产量规划见表2。
矿井三年（2004--2005年）产量规划
表2内调煤（暂定为矿井）可调运量能确保每年100万吨。根据资源可采产量确定选煤厂三年入洗能力见表3，其中：10#原煤入洗比例达%；11#原煤入洗比例达
%；1#2#原煤入洗比例达
；11#原煤入洗比例预计达
%选煤厂三年（2004--2005）入洗量规划
表32、煤层特性入洗原煤以1/3焦煤为主，有时也有偏肥煤。本部矿井可采煤层主要有：1#、2#、5#、6#、9#、10#、10下#和11#煤。目前，矿井开采煤层为1#、2#、10#、和11#煤，其中上组煤1#、2#属中灰低硫煤，下组煤中除11#煤硫分较低外，6#、9#、10#煤中含硫含量较高，硫分赋存状态以硫化物硫和有机硫为主。二、煤质及可选性分析㈠各矿点煤质及可选性1、***2#原煤根据白龙2#原煤大样资料分析结合日常生产技术检查得表4：白龙2#原煤浮沉试验综合结果表。本矿矿井2#原煤粒度组成较好，末煤含量低，煤泥含量12.46%，各级别理论分选比重偏高，9级1.55、10级1.60、11级1.65，可选性较好。2、**10#原煤根据白龙10#原煤大样资料分析结合日常生产技术检查得表5：白龙10#原煤浮沉试验综合结果表。本矿矿井10#原煤粒度组成较好，末煤含量低，煤泥含量12.46%，各级别理论分选比重偏高，9级1.55、10级1.60、11级1.65，可选性较好。3、**11#原煤根据白龙11#原煤大样资料分析结合日常生产技术检查得表6：白龙11#原煤浮沉试验综合结果表。本矿矿井11#原煤粒度组成较好，末煤含量低，煤泥含量12.46%，各级别理论分选比重偏高，9级1.55、10级1.60、11级1.65，可选性较好。4、2#煤根据2#原煤大样资料分析结合日常生产技术检查得表7：2#原煤浮沉试验综合结果表。本矿矿井2#原煤粒度组成较好，末煤含量低，煤泥含量12.46%，各级别理论分选比重偏高，9级1.55、10级1.60、11级1.65，可选性较好。5、10#煤根据2#原煤大样资料分析结合日常生产技术检查得表8：2#原煤浮沉试验综合结果表。本矿矿井2#原煤粒度组成较好，末煤含量低，煤泥含量12.46%，各级别理论分选比重偏高，9级1.55、10级1.60、11级1.65，可选性较好。从上述各煤层的性质分析看，各点原煤可选性差异较大，分选比重和产率相差很大，实际生产中应以配煤入洗为主，以便综合利用资源，达到最佳分选效果。㈡综合煤质及可选性根据近几年配煤入洗的配比和各煤层资源情况，本规划预计各来煤比例：1#2#原煤占
%、10#原煤占
%、11#原煤占
（11#原煤单洗100%）。根据配比得入洗原煤浮沉组成表9（预计组成情况）。入洗原煤综合浮沉组成
表9由浮沉组成情况可知：主导级为
密度级，产率达，其次为+1.8密度级，产率达%，说明可见矸较多。综合1.3~1.4密度级分析，产率达34.81%，本级灰分达
%，说明入洗原煤内灰较高，生产低灰精煤的可选性较难。绘制可选性曲线，当精煤灰分要求9.5%时，其理论分选密度为
kg/l，±0.1含量达
%，可选性为
。当精煤灰分要求10%时，其理论分选密度为
kg/l，±0.1含量达
%，可选性为
。当精煤灰分要求10.5%时，其理论分选密度为
kg/l，±0.1含量达
%，可选性为
。第三章
工艺系统规划及环节改造一、现阶段存在的主要问题㈠工艺方面1、从煤质指标、生产技术指标、产品指标，结合精煤最大产率原则及最大经济效益的取得的角度考虑，现行生产工艺存在以下问题：⑴、目前入洗原煤煤质变化大，末煤含量大大增加，跳汰机分选效果变差，从近几年的生产指标来看，中煤带煤损失较高22-25%，矸石污染＞8%，精煤损失大，影响了选煤厂的经济效益。⑵、11#原煤灰分在29-35%范围内，属较高灰分，-13mm级原煤含量近60%，原煤易碎。煤泥含量达15%左右，含量适中，其中浮沉煤泥占本级含量2-3%，原煤不易泥化；-1.40密度级含量40-45%，灰分9.65%-9.90%，矸石含量20-30%，矸石含量较高。从其可选性来看，11#煤精煤灰分10.5%时，δp±0.1=48.3%，理论回收率为58.83%，属极难选煤。采用跳汰工艺，很难生产9-11级精煤，精煤产率无法保障，若单独入洗11#原煤，则精煤产率仅为28-33%，产率极低；若与2#、10#原煤混合入洗，则由于煤质性质的不同，影响精煤最大产率的取得和产品质量的稳定。2、洗煤厂工艺现状洗煤厂原设计工艺流程为跳汰主洗-中煤重介及浓缩浮选工艺流程，设计工艺上包括中煤重介再选系统，共有机电设备台，投入万元。现在净值万元。由于设计时间为1984年，当时重介质旋流器洗选工艺不十分成熟，设备可靠性、适应性较差，投产后一直没有应用的原因主要有以下两方面的原因：⑴、原设计工艺中，生产产品包括1#（8.16%）精煤、2#（10.85%)精煤、中煤和矸石，其中：跳汰中煤产率26.49%、灰分26.78%，经重介分选、脱介、脱泥后，2#精煤产率8.29%、灰分10.85%，中煤产率25.32%、灰分34.65%。实际生产中，随着原煤条件及洗选产品结构的变化，现洗煤厂生产8-11级精煤，副产品中煤产率20-23%，灰分达30-35%，热值为4200-4800大卡/kg，灰分较高，已无必要进行分选即可排放，否则重介分选后，其中煤灰分将大于45%，只能作为矸石排放，精煤灰分达15%以上，其产品数质量关系如下表11：入洗原料及加工费：60万吨/年×11元/吨+60万吨/年×780元/吨=5340万元产品销售收入：60万吨/年×25元/吨×180元/吨=4320万元，由以上分析可知，中煤重介若投入每年减少销售收入1000万元⑵、工艺落后、选型设备可靠性差中煤重介工艺采用中煤筛分破碎后无压给入两产品旋流器，分选后经过两次脱介、离心机脱水，脱介及介质调节系统选用传统的振动筛和磁选机，主要设备存在以下问题：a.所选φ600重介质旋流器不是定型产品，其工作的可靠性及设备耐磨问题没有解决，没有大范围内的推广应用。b.脱介系统跑粗严重，没有把关环节。c.VC-48型离心脱水机，运行中脱水效率低，磨损严重，该设备在全国推广没有成功的范例。b.选用的介质调节系统不可靠，不能正常运行。c.部分环节没有安装调试完毕，如介质准备、粗介质回收等没有形成系统。d.由于中煤重介系统设备闲置14余年，尽管采取了封存、保护等一系列措施，但现有设备严重腐蚀无法使用，进行技术改造基本已无利用价值。e.洗煤厂投产以来，进行过多次技术改造，部分管道已占用或折除，并且部分管道已经磨损，更换数次已无法恢复。f.就地控制系统中的电缆线及部分配电盘，由于现场环境潮湿，腐蚀严重，没有利用的价值，但配电室中高低配电柜可以利用。综上所述，重介选煤工艺经过十余年的发展，从工艺、设备已经发生了质的飞跃，利用十五年前陈旧的工艺及设备，入洗极难选煤能否达到预期的效果，需经过专家小组重新评价。㈡环节配套方面1、脱水系统精煤水分的高低主要是由洗煤工艺和脱水方法决定的。目前，选煤厂的洗煤工艺是全跳汰-浮选工艺，脱水方法分两种：一是跳汰精煤用离心机脱水，产品水分7--8%，基本能满足用户要求；二是浮选精煤用pG116和Gp120过滤机脱水，产品水分26--28%，远大用户要求7%，是产品水分高的主要原因。它约点总精煤的10%，影响总精煤水分2.44%。虽经仓储脱水，精煤水分仍达不到用户要求。2003年上半年商品煤实际水分为8.76%，若对该水分不采取措施，年将损失运费106.1万元。2、自动化控制水平低，生产效率低自动化控制是高效选煤厂的必然途径，是减人提效，降低加工成本，获得最大经济效益的有效措施。目前，选煤厂在自动化控制方面，只是在运输系统采用了pLC（moDiCon984系统）为基础的集中控制，且投产后因综合保护不全等原因没有调试，采用的就地手动开车（目前，主机接口板已损坏）。用人多，生产效率低，2003年上半年全员效率
吨/工，比高效选煤厂的标准
吨/工差
吨/工，应逐步进行自动改造。二、整体规划㈠核心工艺规划1、工艺现状生产实践表明，全跳汰工艺只能适应于易选煤或中等可选煤，对难选、极难选煤采用跳汰洗煤方法，效率和产率极低，经济效益极差。如现选煤厂采用的跳汰选煤方法，生产9级、10级、11级精煤，原煤理论±0.1含量偏高、较难选。表是选煤厂近期时间以来的技术指标。跳汰选煤方法技术指标
表12生产9级精煤时±0.1含量达21.5%，属较难选煤，导致分选效率极低，达75.34%，精煤产率47.18%，精煤在中煤中的损失超过了28%，矸石污染达9%，有25~30%的中煤混入精煤，15~25%的矸石混入中煤，影响了产品质量的稳定，严重损失了洗煤厂的经济效益。在生产10级、11级精煤时，±0.1含量分别为17.5%和14.8%，属中等可选煤，虽然适用于跳汰分选，但分选效率也仅达到80.34%和85.34%，精煤产率达51.58%和56.13%，精煤在中煤中的损失仍达18~20%，矸石污染在8%左右，得不到最佳经济效益。若同样的原煤采用重介洗煤方法，效果将明显提高（见表12、表13），分选效率分别提高14.05%、12.07%、8.5%，达到89.39%、92.41%、93.84%。精煤产率分别增加8.80%、7.75%和5.59%，分别达到55.96%、59.33%、61.72%，精煤在中煤内的损失降到10%以下，矸石污染降到2%左右，经济效益明显提高。重介选煤方法技术指标
表13全跳汰与全重介工艺产率、效率对比表142003年上半年共入洗原煤72.5万吨，生产精煤31.77万吨，比全重介少生产精煤6.73万吨（其中：9级1.61万吨、10级0.36万吨、11级0.15万吨），综合产品50.19万吨，比全重介多1.77万吨。按矿上半年累计产品价格（精煤9级220元、10级215元、11级200元，原混80元、洗混70元）测算，全重介增加加工费2.04元/吨原煤，今年上半年损失利润万元即吨原煤损失
元，吨精煤损失
元，因此，对核心工艺进行改造是非常必要的。现工艺损失精煤效益分析
选矿工艺设计篇8
关键词：选矿工艺；自动化控制；pLC
中图分类号：tU2文献标识码：a
1、概述
FCS（FieldbusControlSystem现场总线控制系统）是用现场总线网络将现场各个控制器和仪表设备互联，构成现场总线控制系统，同时控制功能可降低安装成本和维修费用。FCS是一种开放的、具有互操作性的、分散的分布式控制系统，现在广泛应用于选矿自动化控制系统中，并取得了较好的效果。
2、某选矿厂自动控制系统设计
2.1选矿厂自动控制系统架构
根据某选矿厂的工艺流程要求，初步拟定该选矿厂的控制系统由5个控制站，与一个中央控制室组成环网。控制层提供了生产工艺数据和设备信息采集、过程数据控制处理与实时控制等功能，主要由paC站与Hmi组成。
各站内部采用pRoFiBUS-Dp现场工业总线的方式进行数据通讯；各站与中央控制室之间，采用以太网的方式进行数据传输及存储[3]。5个控制站分别是：（1）粗碎、中碎及干选控制站；（2）高压辊磨机流程控制站；（3）1#系列筛分预选及磨选控制站；（4）2#系列筛分预选及磨选控制站；（5）浓缩、环水及尾矿控制站。
选矿厂控制系统的信息层主要提供了现场生产过程的模拟显示、操作指令下达、报警显示、数据存储、历史记录、报表分析及weB等功能。信息层主要由操作员分站、操作员总站、工程师站、历史服务器、weB服务器、weB客户端、以太网交换机和网络打印机，以及相关的软件等组成。
2.2选矿厂自动控制系统软件设计
该系统所用的软件主要有：操作系统软件windowsXpSp2、pLC控制应用软件machineedition、组态监控软件iFix、历史数据库软件iHistorian、weB软件portal。
信息层的计算机操作系统主要配备windowsXpServicepack2。它对个人用户来说：具有可靠的附件安全检查，提供更多的网络安全保护，确保了网页浏览更安全。系统组态采用iFix软件，由于iFix系列软件的C/S架构，系统选用2套iFix增强型的无限点开发版软件作为工程师冗余站。此软件通过专业驱动和下位的pLC连接，实现和pLC的数据的交互。同时，选用6套iClient软件作为此系统的操作员站，用来实现对系统的监控，其中5套是分别对应于各控制站，另外1套是整个系统的总监控[4]。
系统中的数据管理选用Ge公司的iHistorian软件来实现历史数据的压缩归档存储。iHistorian数据库通过iFix采集器和下位的iFix软件连接，从iFix软件的数据库中获取数据。同时，它可以通过其它采集器以及接口和别的系统连接。系统中的weB功能由Ge公司的portal软件来实现，portal是一个专业的可视化的数据分析报表生成和web的软件。系统中涉及到的三个GeFanuc软件直接可以实现无缝连接。
2.3选矿过程主要控制方法
选矿过程控制主要有前馈控制、反馈控制和以反馈控制为主，辅以前馈控制的综合控制三种。前馈控制是干涉因素未进入过程以前，先检测出其有关参数，利用事先研究的关系式，判明其对生产过程的影响，按要求予以校正。反馈控制是先测出被控变量参数，反馈到控制器与给定值进行比较，然后根据比较结果，调节被控变量直至与给定值接近。因此，设计通常采用以反馈控制为主，并辅以前馈控制的综合控制方式，如磨矿回路中的给矿量、浓度和粒度控制；浮选回路中的给药量、品位和液位控制等[5]。
该选矿厂工艺流程主要包括：碎矿工艺流程控制、高压辊磨流程控制、筛分预选及磨选控制、一段磨矿的工艺控制、二段磨矿的工艺控制、尾矿浓缩及尾矿输送控制。
控制系统通过对浓缩机底流浓度的检测，分析现时的排矿浓度与工艺设定的浓度是否有偏差，如分析结果有偏差，控制系统将会根据偏差决策：进行调整或者不调、进行调大或者调小底流的放矿阀，用以改变浓密机底流的排矿量，从而控制调整浓密机内的积矿量，达到控制底流排矿浓度的目的。
3、系统设计特点
系统采用基于现场总线控制的配电模式，使控制系统通过pLC对软启动器、变频器、电机保护器等智能设备进行检测和控制。从而实现对流程设备进行多变量的监控，提高数据的采集精度和控制精度，并实现完全意义上的远程监控。
使用FCS技术将现场智能设备通过总线的方式连接起来，即是实现了更高意义的配电自动化和过程自动化，其特点如下：
（1）由于控制系统与现场设备是通过总线进行数字化的传输，因而减少了以往模拟信号的转换环节，提高了数据的采集精度和控制精度。
（2）利用FCS现场总线控制系统和总线通讯，来控制和检测加有智能功能的流程设备。
（3）总线方式具有结构性好，FCS可以把智能技术分散现场各点，依靠现场智能设备实现基本控制功能。
（4）通过现场总线可以连接所有智能设备，大大减少了控制电缆的数量和施工调试的费用，也减少了日常维护量，有利于实现该选矿厂的减人增效的目标要求。
4、结语
基于FCS的选矿自动化控制系统设计能实现以下功能：
（1）对选矿厂实行集中操作控制即：通过自动化控制系统对生产流程实现全流程的自动启/停控制；对生产流程及设备运行状态进行实时自动监控，从而保证流程在线运行设备安全。
（2）对生产流程中重要的工艺参数如：矿仓料位、矿浆池液位、蓄水及环水池液位、破碎机、高压辊磨机、球磨机给矿量、各给水环节的给水量等进行实时检测和显示。
（3）通过控制系统网络，将选厂生产信息向上级相关部门实时传送和，在提高矿业公司选矿厂生产自动化水平的同时、提高矿业公司现代化企业的管理水平。
（4）对该选矿厂的工业电视监控系统将采用先进的、基于C/S结构的数字视频监控系统。
通过对该选矿厂生产过程的自动化控制设计，使该选矿厂的自动化装备水平达到国际先进和国内领先水平，生产效率和指标达到国内选矿厂生的先进水平。
参考文献
[1]袁秀英.组态控制技术[m].电子工业出版社，2003.67～88.
[2]黄雨虹，陈庆玲.选矿车间生产过程控制方案的优化[J].轻金属，2003（10）：9-12
选矿工艺设计篇9
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150t/日扩建到500t/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200mm）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1500t/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3000t/日新建系统的兴建投产以及在此基础上扩建形成的4500t/日选厂。这一时期选矿二公司生产结构形成了1500t/日旧系统与4500t/日新建系统并存发展的特殊阶段，公司选矿规模达到了6000t/日，具体包括：
（1）3000t/日选厂工艺：矿石运输、碎矿工艺、磨浮工艺、干燥、药剂。
（2）4500t/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5000t/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10000t/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。
4500t/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4500t/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5000t/日选矿规模和技术水平的，主要为04年4500t/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）4500t/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10000t/日选矿厂，已采用皮带运输，但5000t/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5000t/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464.6532m，822.9752m，182.6465m，分别采用45kw、160kw、75kw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
选矿工艺设计篇10
1)中国黄金集团公司要求将金源矿业公司3000t/d采选改扩建工程建设成国际一流、技术领先、指标先进、管理现代化、高效节能减排、绿色环保的环境友好型样板工程。这就要求设计单位采用技术先进的工艺和设备，并在要求的设计周期内完成高水准的设计产品。2)利用一套提升系统代替梯子间。正常生产时，该提升系统可以辅助提升，克服了梯子间只能作为检修和安全通道的单一性，使系统更加灵活，适应性强。3)为适应垂直布置工艺，井架采用箱型焊接结构，克服了垂直受力的复杂性，填补了国内空白。4)先进的自动化仪表控制系统使提升系统的控制更加科学化和现代化。
2副井双提升垂直布置工艺
2．1设计方案
金源矿业公司3000t/d采选改扩建工程竖井设计中，采用副井双提升［1］垂直布置工艺，省去了单套提升布置的梯子间，两套提升系统垂直布置缩小了井筒断面。两套提升系统一套为主提升，一套为副提升。主提升系统采用6号罐笼，单罐笼配平衡锤提升方式。采用JKmD－2．8×4(Ⅰ)e型塔式多绳摩擦落地式提升机［2］，配套Z500－1a－01型直流电动机，电压440V，转速504r/min，功率410kw。提升系统最大速度6．42m/s［3］。采用冷弯方钢管罐道。主提升系统主要负责井下废石、大设备(2m3铲运机等)、上下班期间人员的提升和下放。副提升系统采用2号罐笼，单罐笼配平衡锤提升方式。采用JKmD－1．85×4(Ⅰ)e型塔式多绳摩擦落地式提升机，配套Z355－3a－01型直流电动机，电压440V，转速465r/min，功率133kw。提升系统最大速度5．19m/s。采用冷弯方钢管罐道。副提升系统主要负责班中少量人员上下竖井、小型设备、部分材料的提升和下放。两套提升系统采用一个井架，井架为箱型焊接式，两方向垂直受力，全高38m，井架重360t。
2．2工艺特点
1)副井采用双提升垂直布置，工艺先进。该工艺在金源矿业公司祁雨沟矿区井下开拓首次应用，填补了国内大型岩金矿山地下开采竖井提升系统的一项技术空白，标志着中国在提升技术领域达到了国际先进水平。2)副井采用双提升垂直布置，工艺简单。与常规一套提升系统配梯子间的配置方式相比，该工艺简化了井筒内的装备，两套系统独立电源、独立工作，方便了使用，减少生产过程中副井的压力，减轻了井筒装备的维修强度，利于生产管理。目前，由于矿山生产能力的加大，井下生产、探矿任务更加繁重，副井的生产压力越来越大，两套提升系统的采用更加体现出了优越性。3)副井采用双提升垂直布置，工艺具有较好的节能性。该系统采用副提升(电动机功率小)替代了常规配置中需要提升系统提升和下放的小负荷作业(电动机功率大)，避免了能源的浪费。同时采用副提升后由于主提升的工作强度降低，配置电动机功率也降低。4)副井采用双提升垂直布置，工艺具有较好的经济性。与常规提升系统配梯子间相比，基建投资节省52万元，运营费用比单提升系统每年节省41．90万元左右，经济性显著。
2．3实施效果
金源矿业公司3000t/d采选改扩建工程项目设计工作于2008年4月开始，可行性研究工作于2008年5月完成。改扩建工程于2009年8月建成并投入试生产，仅用7d时间就达到设计指标。副井两套提升系统在2009年2月投入使用，工期提前了半年。副井的提前投产有效地保证了矿山井下开拓和采切基建工程量的完成，为改扩建工程的按期投产起到了决定性的作用。副井双提升的使用有效地保证了金源矿业公司生产规模和经济效益同步增长，2009年9月至2010年5月生产黄金734．64kg，利润16408．46万元;2010年5月至2011年5月，改扩建工程处理能力达到3400t/d，产金1400．642kg，利润总额1861．6万元。金源矿业公司3000t/d采选改扩建工程投产至今，副井双提升垂直布置工艺运行平稳，主提升系统日提升废石800t，并保证了铲运机、长材料及上下班人员的提升和下放。主提升每班工作不超过4h。辅助提升系统每班工作不超过2h，有效保证了零星人员的下井和升井。，金源矿业公司在原矿品位降低的情况下，重选回收率比改扩建前生产指标和扩建设计指标都有提高，总回收率比改扩建前提高了近3个百分点，特别是重选段的优异指标实现了金的尽早回收，减轻了后续工段的回收压力，为矿山实现清洁生产提供了重要保障。
3结语