选矿工艺设计

2024-10-05

选矿工艺设计(共11篇)

1.选矿工艺设计 篇一

铁矿的选矿工艺流程 ——荥矿机械

对于铁矿的选矿工艺流程,有利于我们在生产的过程中更加熟练的操作设备看,对于我们的生产起到了积极的促进作用。

(一)矿石破碎

我国选矿厂一般采用粗破、中破和细破三段破碎流程破碎铁矿石。粗破多用1.2m或1.5m旋回式破碎机,中破使用2.1m或2.2m标准型圆锥式破碎机,细破采用2.1m或2.2m短头型圆锥式破碎机。通过粗破的矿石,其块度不大于1m,然后经过中、细破碎,筛分成矿石粒度小于12mm的最终产品送磨矿槽。

(二)磨矿工艺

我国铁矿磨矿工艺,大多数采用两段磨矿流程,中小型选矿厂多采用一段磨矿流程。由于采用细筛再磨新工艺,近年来一些选矿厂已由两段磨矿改为三段磨矿。采用的磨矿设备一般比较小,最大球磨机3.6m×6m,最大棒磨机3.2m×4.5m,最大自磨机5.5m×1.8m,砾磨机2.7m×3.6m。

磨矿后的分级基本上使用的是螺旋分级机。为了提高效率,部分选矿厂用水力旋流器取代二次螺旋分级机。

(三)选别技术 1.磁铁矿选矿

主要用来选别低品位的“鞍山式”磁铁矿。由于矿石磁性强、好磨好选,国内磁选厂均采用阶段磨矿和多阶段磨矿流程,对于粗粒嵌布的磁铁矿采用前者(一段磨矿),细粒、微细粒嵌布的磁铁矿采用后者(二段或三段磨矿)。我国自己研制的系列化的永磁化,使磁选机实现了永磁化。70年代以后,由于在全国磁铁矿选矿厂推广了细筛再磨新技术,使精矿品位由62%提高到了66%左右,实现了冶金工业部提出精矿品位达到65%的要求。2.弱磁性铁矿选矿

主要用来选别赤铁矿、褐铁矿、镜铁矿、菱铁矿、假象赤铁矿或混合矿,也就是所谓的“红矿”。这类矿石品位低、嵌布粒度细、矿物组成复杂,选别困难。

0年代后,选矿技术方面对焙烧磁选、湿式强磁选、弱磁性浮选和重选等工艺流程、装备和新品种药剂的研究不断改进,使精矿品位、金属回收率不断提高。如鞍钢齐大山选矿厂采用弱磁―强磁―浮选的新工艺流程,获得令人鼓舞的成就。3.多金属共(伴)生矿选矿

这类矿石成分复杂、类型多样,因此采用的方法、设备和流程也各不相同,如白云鄂博铁矿采用反浮选―多梯度磁选、絮凝浮选、弱磁-反浮选-强磁选、弱磁-正浮选、焙烧磁选等不同的工艺流程,以提高铁的回收率,并综合回收稀土氧化物。攀枝花铁矿通过磁选获得TFe53%左右的钒铁精矿,磁选后的尾矿通过弱磁扫选-强磁选-重选-浮选-干燥电选,获得钛精矿和硫钴精矿,回收钛和钴。大冶铁矿采用弱磁-强磁和浮选,综合回收铁、铜和钴、硫等元素。

(四)烧结球团技术

烧结技术是我国人造富矿的主要手段。1996年共生产人造富矿16095.6万t,其中重点企业9485.9万t,占58.9%,地方国营企业6133.7万t,占38.1%。我国在细精矿烧结的技术上已达到相当水平。鞍钢早在50年代初就在烧结机上成功地把酸性烧结矿制作方法改为碱性烧结矿制作方法,在世界上第一个用消石灰或生石灰作熔剂解决了细精矿烧结问题。

烧结球团的装备水平也有所提高,全国共有烧结机419台,总面积15522m2,其中:130m2级以上的烧结机有22台,合计面积4107m2;24~129m2的烧结机197台,合计面积9387m2;小于24m2的烧结机200台,合计面积2028m2。1994年2月24日在马鞍山钢铁厂投产的300m2烧结机,是我国除宝钢外自行设计、制造和建设的规模最大的现代化烧结机。

2.选矿工艺设计 篇二

福建某铜钼矿矿床类型属岩浆期后中—低温热液细脉—细脉浸染型斑岩铜多金属矿床。矿石自然类型为原生矿,原生矿按含矿岩性分为花岗闪长斑岩型、隐爆角砾岩型、斜长花岗斑岩型等。按矿石结构构造分为浸染状、细脉型状和细脉浸染状等矿石类型。工业类型为较难选的硫化铜钼矿石。

矿石矿物主要由金属硫化物、脉石矿物和极少量的金属氧化物组成。金属矿物主要有黄铜矿、辉钼矿、黄铁矿、方铅矿、闪锌矿等。脉石矿物主要有钾长石、斜长石、石英、白云母、绢云母+高岭石、白云石+方解石、绿帘石、萤石、黄玉、石榴石及微量的闪石、辉石等。经基本分析和组合分析,本矿床主要有用组分为Cu、Mo,伴生有益组分为S、Ag,有害组分含量甚微。

原矿多元素化学分析结果见表1,铜、钼物相分析结果见表2和表3。

2 工艺设计

选矿厂设计规模为10 000t/d,粗碎设于井下,给矿最大块度300mm,选矿最终得到的产品为铜精矿、钼精矿和硫精矿。矿山总服务年限为20年,年工作制度330d,每天3班,每班8h。

2.1 碎磨工艺方案

根据矿山设计规模及矿石性质,参照类似矿山生产实践,该铜钼多金属矿可能采用的碎磨方案有两种。方案Ⅰ:半自磨+球磨工艺流程,见图1所示。方案Ⅱ:两段一闭路破碎筛分+球磨工艺流程,见图2所示。

碎磨产品粒度为-0.074mm含量占75%,矿石球磨功指数为14.73kW·h/t,按功耗法计算磨矿所需半自磨机、球磨机。磨矿设备选择方案见表4。

方案Ⅰ-1设备总装机功率为9 400kW,投资高,厂房占地面积较大;方案Ⅰ-2设备总装机功率为9 600kW,运营成本高,设备台数多,厂房占地面积最大;方案1-3设备总装机功率为9 400kW,设备配置简单,占地面积小,投资省。综合比较,半自磨—球磨磨矿设备选择方案Ⅰ-3。

中细碎设备主要进行进口设备与国产设备的比较,破碎设备选择方案见表5。

方案Ⅱ-1设备总装机功率为1 560kW,运营成本高,投资也最高;方案Ⅱ-2设备总装机功率为1 120kW,投资最低,但产品粒度较粗、设备笨重、检修不便、管理操作麻烦;方案Ⅱ-3设备总装机功率为1 200kW,投资较高,生产能力大,生产可靠性高,流程配置简单,自动化程度高,管理维护方便。综合多方面因素,中细碎选用3台美卓HP500较为合理。

与常规破碎筛分+球磨流程相比,半自磨+球磨工艺具有以下特点。

(1)流程简单,易于操作。半自磨流程省去了常规的中细碎作业,省去了破碎产生的粉尘回收及处理,同时也为整个流程的自动化控制创造了条件。

(2)投资和经营费用低。半自磨+球磨工艺设备重量、厂房面积、体积较中细碎筛分+球磨小。在同比价格下,半自磨的基建投资及占地面积具有较大优势。在经营费用方面,和常规的碎磨流程相比,半自磨流程的单位电耗较高,但其耗材及人员投入稍低,综合起来每年可节约82.5万元。

同时,从半自磨的实际生产看,半自磨工艺可改善矿浆的电化学性质,有利于矿物的选别。与常规碎磨流程相比,采用矿石自身作为磨矿介质,在处理复杂硫化矿时,铜、钼等矿物的浮选回收率都相应的提高,可能是在硫化矿浆体系中,各种硫化矿物之间、磨矿介质与硫化矿物之间存在的伽伐尼电偶作用导致磨矿介质腐蚀,腐蚀形成的铁的氧化物或氢氧化物吸附或沉积在硫化矿物表面将会显著地影响硫化矿物的浮游行为[1]。而采用半自磨工艺,特别是对多金属矿石,可以减少磨矿介质给矿物浮选带来的不利影响。

从生产长期来看,矿山采矿方法为崩落法,后期地表塌陷后,会有泥进入矿石,造成原矿含泥高,如采用常规碎磨工艺,可能容易造成给矿机、筛子及排矿溜槽等的堵塞,导致碎矿无法正常进行或增加复杂的脱泥作业,而半自磨则可以很容易地解决这个问题。

因此,碎磨工艺方案确定采用半自磨+球磨流程。

2.2 浮选工艺方案

浮选工艺基本以试验报告作为设计依据。但为保证生产的稳定性及减少浮选药剂对下段作业的影响,对铜钼硫混合精矿增加浓缩作业,沉砂进入分级再磨,溢流返回铜钼硫混合浮选作业。经调整后,铜钼选别工艺为“硫化矿混合浮选—混合精矿浓缩、再磨后铜钼浮选一铜钼分离”。其中,混合浮选流程结构为一次粗选、三次精选、三次扫选;铜钼浮选为一次粗选、两次精选、三次扫选;铜钼分离流程结构为一次粗选、三次精选、两次扫选。

铜钼选别主要选别设备有浮选机、浮选柱。浮选柱对于微细物料的选择性较高,在细粒级分选中具有较为明显的优势,特别是在嵌布粒度细的钼矿分选中,由于再磨分选细度高,其在提高钼精矿品位及回收率方面具有明显优势。例如:金堆城钼业集团有限公司对百花岭选矿厂原有的精选工艺流程进行改造,将原有的一粗两扫八精工艺流程改为一粗三扫五精,将原有精选的浮选机改用CCF浮选柱,改造后钼精矿品位由原来的52.36%提高至57.58%[2]。在新疆某铜钼选厂改建中采用旋流—静态微泡浮选柱作为铜钼混合浮选、铜钼分离、钼精选的主要设备,铜钼分离扫选和铜钼混合浮选则采用浮选机,构成机柱联合浮选系统,回收指标为钼精矿品位50.59%,钼回收率55.96%,铜精矿品位21.39%,铜回收率91.57%[3]。德兴铜矿从加拿大引进了Φ2.4m×10m的CPT浮选柱,代替精选作业一个系列的浮选机,投产一个月后,铜精品位提高了4.62%,回收率提高了3.89%[4]。同时,浮选柱还兼具结构简单,运行稳定,维修方便,节省电能及材料消耗、占地面积少等优点。

本次设计铜钼混合精矿精选作业、铜钼分离浮选精选作业选用浮选柱。而铜钼硫混合浮选及混合精矿粗选、扫选采用常规浮选机。与试验推荐流程相比,铜钼分离作业减少一次精选,主要考虑采用浮选柱作为铜钼分离钼精选设备,所以精选次数由4次调整为3次。

2.3 再磨工艺方案

选矿试验报告中,铜钼硫混合精矿再磨对-0.074mm占81%、-0.043mm占90%、-0.043mm占98%细度进行试验比较,结果显示,再磨细度在-0.043mm占90%时,试验指标较好。虽然所做细度跨度较大,但在无详细再磨细度试验的情况下,再磨细度定为-0.043mm占90%。

根据常规铜钼矿山生产经验,为提高钼精矿指标,在进行钼精选后对钼精矿再磨再选。例如:德兴铜矿在铜钼分离作业中,两次精选后对精矿进行再磨再选,再磨排矿与给矿相比,精选后钼的精矿品位提高了6.81%,回收率提高了1.35%[5],这表明现有再磨作业对提高钼精矿品位有利,再磨作业的改善,可大幅度提高选钼回收率并降低钼精矿中的铜含量。因此,此次设计在钼精选Ⅰ后增加再磨作业。

2.4 脱水工艺方案

根据精矿含水要求,铜精矿、硫精矿脱水工艺流程为一段浓缩、一段过滤,最终精矿含水小于12%。钼精矿为一段浓缩、一段过滤、一段干燥工艺流程,精矿水份小于4%。

2.5 尾矿处置方案

浮选尾矿进入Φ45m高效浓密机浓缩,溢流自流进入回水池处理后返回选矿厂循环使用,底流排放重量浓度约45%的尾矿浆,通过尾矿输送管道泵送到尾矿库大坝进行上游法排放筑坝,尾矿库尾矿堆放工艺采用坝前均匀多点排放,人工尾矿堆筑子坝。

生产服务期内选矿厂产出的尾矿全部送往尾矿库堆存,尾矿总干矿量6 454万t,尾矿堆积干密度1.4t/m3,所需库容为4 610万m3。尾矿经反浮选产出产率约30%的长石精矿,烧白度78%,可以作为较低档次的陶瓷材料。需进一步研究,再提纯长石精矿,提升附加值,然后综合开发利用尾矿。若能达到试验效果,可回收利用约20%的尾砂,可延长尾矿库的服务年限。

设计工艺流程见图3所示。

2.6 节能措施

(1)矿山总体布置充分考虑了选矿工艺要求与地形条件相结合,尽量实现物料自流,尽可能集中布置,使物流走向合理,力求缩短物料运输、管线距离和提升高度。

(2)设计采用节能、高效、运行可靠的设备,设备配置充分考虑工艺流程要求,配置合理紧凑,尽量实现矿浆自流,减少砂泵的扬送量,节约能耗。

(3)设备规格大型化,减少生产系列及中间环节,提高生产效率,降低单位矿石生产能耗及成本。

(4)尾矿采用厂前浓缩就近回水方案,不仅使尾矿实现高浓度节能输送,又避免了大量的水来回用泵扬送,节能效果明显。

(5)选用节能低损耗的电气设备,容量较大的电动机采用软启动器启动,有需要调速设备的电机采用变频器调速控制。

(6)采用自动化程度高的电控系统,提高生产机械运行效率,降低能源损耗。

2.7 主要设计指标

设计指标的选取主要依据选矿试验报告,也参照了国内外类似矿山的生产实践。主要工艺技术指标见表6。

2.8 设计特色

(1)设备选型注重新设备、新技术的应用,关键设备选择国内外先进的系列产品。

(2)碎磨工艺采用国外成熟的半自磨+球磨工艺,配置简单,占地面积小。

(3)铜钼混合精矿精选作业和铜钼分离浮选精选作业用浮选柱替代常规浮选机,运行稳定,维修方便,节省电能及材料消耗,占地面积少。

(4)铜钼硫混合精矿增加浓缩作业,可减少浮选药剂对下段作业的影响;铜钼硫混合精矿浓缩底流再磨,可提高选别指标;铜钼分离作业中,在钼精选Ⅰ后增加再磨作业,此法可提高钼的解离度,降低钼精矿中的铜含量。

(5)矿浆输送易磨损管件选择衬胶钢管、衬胶弯头等,为减少振动旋流器给料泵出口端管道使用耐磨橡胶软管。

(6)在尾矿设施中为节约水资源,提高回水的利用率,同时减少废水的排放量,尾矿采用厂前浓缩就近回水方案及尾矿库回水系统。

3 结语

该矿石的化学成分和矿物组成相对复杂,属于含铜、钼、硫、铁等复杂难选多金属矿,选矿工艺比较复杂,设计难度较大。本设计从矿山实际情况出发,根据矿石性质及选矿试验报告,参照国内外类似矿山生产实践,通过方案比较确定了合理的工艺流程和先进的工艺指标,并采取了相应的节能环保措施,项目的建成投产将为企业和当地带来较好的经济和社会效益。

参考文献

[1]马英强,黄发兰,李晓慢.不同磨矿方式对硫化矿浮选影响的研究现状[J].现代矿业,2015,(3):56-59.

[2]王金玮,刘学军,张晓峰.CCF浮选柱与BF浮选机在钼精选中的差异[J].现代矿业,2011,(5):109-112.

[3]马子龙,翟东民,汤作锟,等.旋流—静态微泡浮选柱在铜钼浮选中的应用[J].金属矿山,2011,(9):192-195.

[4]吕晋芳,童雄.浮选柱在国内金属矿选矿中的研究及应用[J].矿产综合利用,2012,(1):3-5.

3.金矿选矿工艺流程研究 篇三

关键词:金矿;选矿流程;氰化工艺;尾水回收

一、前言:在国民经济的快速发展时期,矿山作业技术快速发展。特别是在金矿选矿中,各种先进技术应用其中,大大提升了金矿开采的效率。

二、案例介绍

河北峪耳崖黄金矿业有限责任公司位于河北省宽城县境内,选厂始建于1958年,初建规模为25吨/日,工艺流程为单一浮选。后几经改造,到1985年,浮选厂形成180吨/日的处理能力。因入选矿石含硫量低(0.8%左右),选矿工艺流程单一,致使浮选回收率只有82%左右。基于此情况,矿山依靠自己的技术力量,自行设计并实施,将原浮选工艺改造成炭浆工艺,并形成200吨/日的处理能力。炭浆厂自1989年投产后,企业根据自身发展的需要,几经扩建将规模由200吨/日扩增至1150吨/日左右。在增大处理能力的同时,依靠科技进步,逐步完善了各工序的控制条件,形成了系统化管理,由此而取得了良好的技术经济指标。下面将本厂情况介绍如下:我公司矿床属于裂隙充填交代中低温热液矿床。矿石为含金黄铁矿石英脉及细石英脉浸染型。矿石多元素分析见表1。

三、金矿选矿流程

1、磨矿细度试验。从原矿的物质组成研究可知,矿石中的金为不可见金,而金的载体矿物,如黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿等的粒度都很细,这都要求合适的磨矿细度,以达到单体解离。

2、pH调整剂试验。矿浆的自然pH值为7.2,由原矿组成可知,矿石中绝大部分金粒分布在硫化矿中,捕收这类矿物的硫化矿捕收剂多用于偏碱性介质中。为此以石灰和碳酸钠作为pH调整剂进行试验。试验结果表明,石灰和碳酸钠都是调节pH值,石灰价格便宜,添加少量石灰有助于改善浮选泡沫,有助于提高金回收率。石灰用量控制在1500g/t。

3.氰化浸出原理为金能溶于氰化物溶液中,金的溶解理论主要有两种:一种为过氧化氢论该理论认为金在氰化物溶液中的溶解作用按下式分两部进行:

2Au+4NaCN+O2+H2O==2NaAu(CN)2+2NaOH+H2O2

H2O2+2Au+4NaCN==2NaAu(CN)2+2NaOH

另一种理论为氧论,该理论认为金在氰化物溶液中溶解时氧是必不可少的:

4Au+8NaCN+O2+2H2O==4NaAu(CN)2+4NaOH

炭吸附金的理论比较复杂,至今没有定论,有的认为是被炭还成金;有的认为直接吸附金氰络全离子;还有的认为是被氧化成了Au(CN)。

解吸的理论就是被炭吸附的金能溶于热的氰化钠溶液中。四、尾水回收工艺

1、前期试验方案的研究与新工艺探索。对于采用氰化工艺的选矿企业来说,氰化(贫液)污水处理的目的是在被处理污水达标的前提下使企业效益最佳化。在开展该100t/d工业试验前,先开展了一系列氰化尾水综合回收小型探索性试验:(1)在1#浓密机溢流水返球磨工段前,增设一套活性炭吸附系统,提高金、银回收率;(2)尾水直接电积;(3)尾水添加浓硫酸、硫代硫酸钠沉淀金银铜,回水除铜后的沉淀物为氰化金、硫化银、硫化铜、硫酸钙等,含金~180g/t,银~1800g/t,铜~50%等。业主通过与多家研究机构合作,积极探索新材料、新技术,开展了一系列纳滤膜过滤、反渗透分离尾水;萃取、反萃等单体和联合技术工艺试验研究,获得了理想的效果:实现无理化性能改变的氰化尾水与络合金属高效分离,络合金属大幅浓缩;铜银离子经置换,逆流萃取,铜萃取率大于95%,银通过萃余液返回原系统进行回收;萃余液络合氰根得到活化,置换流程产生的氰化氢气体通过碱性喷淋回收,回到氰化系统;使方案具备了开展扩大试验的条件。

2、新工艺方案。在前期条件试验基础上,逐步开发形成了纳滤+反渗透+置换+萃取+反萃+电积处理氰化浸金贫液的新工艺技术路线。首先采用纳滤技术将氰化尾水进行浓缩分离,尾水直接返回生产,有价金属络合物得到浓缩;浓水进行反渗透,进一步分离尾水,二次提高金属络合物浓度;将浓缩液通过置换、中性萃取,分离铜和银,萃余尾水通过活性炭去除有机相返回浸金系统。铜银负载有机相用硫酸反萃取,控制反萃相比得到富集銅银的反萃液,反萃液中铜离子浓度已达到电积要求,通过电积产出金属铜。总体流程通过逐级分离大幅降低后续处理水量,经济可行,适宜在工业生产中推广和应用。

3、工艺流程说明。(1)纳滤:纳滤处理是初级机械过滤后的氰化尾水经过NF膜,滤除了分子量小于50的阴阳离子,铜银及络合氰得到一倍的浓缩,提高了贵重金属的回收浓度,降低反渗透工艺处理水量。(2)反渗透:纳滤后的浓水(含铜、金、银、钙、砷、铅、锌等),经反渗透RO系统处理后,RO产水回到生产。此阶段,RO产水中离子脱除率为98%。经纳滤反渗透两段浓缩,目标水量降低到1/5,浓水中氰、铜、金、银等离子含量得到浓缩,进一步降低后续置换、萃取工序水处理量。(3)置换并萃取及反萃取:设该施主要由置换、萃取剂预处理、萃取和反萃取四段组成。萃取剂预处理后和NF浓水一起进入萃取段,经过充分混合萃取剂负载铜离子,萃取余液经活性炭处理进入回水池,负载铜有机相进入下段反萃取,反萃取药剂和负载相在混合槽中分离,卸载有机相回到预处理系统处理后循环使用。反萃液负载铜得到浓度较高的含铜离子电解液。该系统主要监测萃余液和电解液中铜和总氰含量,对过程处理性能进行监控,保证处理效果。(4)电积系统:电积系统主要由电源和旋流式电解器组成。负载铜的电解液用泵抽到旋流式电解器中再回流到电解液储存槽,进行循环电积,调节好循流量,对应调整电流密度。(5)氰气处理系统:少量的废气主要产生在萃取过程的置换工序,因此萃取系统采用密闭管道抽风进入废气塔中,经过两次碱液喷淋吸收,吸收产生少量氰化氢气体,使排放口的氰含量达到环保要求,此系统定时取样检测液体总氰,达到生产要求后返回系统使用。

结束语:综上所述,通过有效的选矿技术处理,大大提升了金矿的开采效率,促进了企业效益的持续增长。

4.选矿工艺设计 篇四

关键词:现代化选矿厂;总平面布置优化;景观设计

在经济发展的促进下,我国工业水平大幅提升,当前的选矿厂尤其是大规模选矿厂都在利用先进设备与技术,生产系统因此实现自动化与数字化,基本达到现代化水平。但在生产水平不断提升局势下,人们对于生活与工作环境的实际要求日益提升,对于现代化选矿厂而言,其总平面布置除了要具备合理性,还要从环境结构角度出发,充分考虑生产生活协调发展。为此,本文结合实例,对现代化选矿厂的总平面布置优化与景观设计进行深入分析,具体内容如下。

1、现代化选矿厂概况

某现代化选矿厂每年原矿处理量为750万t,其地表属于第四系覆盖,地势走向为北高南低,地面标高保持在30.10-43.50m范围内。矿区的气候条件较为湿润,且四季分明,雨量较为充沛且相对集中,与其他地区相比无霜期明显较长。该选矿长所用原料主要为铁矿石,成品以铁精矿为主,产量在原料量的30%左右,为降低物资运输成本,厂址选定于提升井井口周边,在实际工作中可与井口的工业场地一并考虑。由于会受到赋存条件等因素的影响,选矿厂与提升井井口的工业场地被限制在此矿区矿段间的一个较为狭长的地带。从整体上看,厂区倾向于东北向,南北方向上的长度为0.8km,东西方向上的宽度为0.4km。根据地形等实际条件,北侧是选矿厂区,南侧是工业场地,而工业场地的西侧是厂前区。现围绕该选矿厂实际情况,对其总平面布置优化与景观设计做如下分析。

2、总平面布置优化

2.1原始布置方案缺陷

(1)选矿厂的主要用地是在工业场地北端,这样能保证选矿厂与井下的矿石流向保持一致,有效缩短运输距离[1]。然而,由于受到外部因素影响,用地向东北侧倾斜,和场地之间留有一定角度,由主井中产出的矿石需经过转运站以后才可以正式进入到后续的中碎车间。此外,井塔楼虽然是选矿厂标志性建筑,但厂前区处于西南侧,场地与选矿厂的夹角严重影响了视觉美观。

(2)在工艺布置与地形条件制约下,厂区内未发现南北向的通道,仅存在环形的通行道路,车间无法进行及时的联系。

(3)选矿厂中存在很多皮带运输环节,平面布置难度相对较大,并且在这种生产条件下,用于投资和运输方面的费用也会显著增加。

(4)厂区内中碎和筛分车间以通廊的方式进行交错布置,占地面积在1.0hm2以上,不能满足节约用地方面的要求。

2.2优化布置方案

对于厂区的空间环境设计而言,总平面布置为重要基础。为创造和现代化更为适宜的良好空间环境,在初步设计过程中根据场地特征,在综合考虑自流的基础上,按照精细化设计理念,从各项设计细节入手实施深入剖析。首先,对和选矿厂直接相关的各项外部条件进行分析,对于井口的工业场地而言,其主要为井下工程提供服务与便利。由于地下采矿工作有一定复杂性,需要经过开采、运送与破碎之后提升到地表,采矿井口的实际位置决定了场地位置,而出车方向还与地标建筑布置有关,井口建筑位置也会因此得以确定[2]。在明确建筑位置的基础上,主厂区的总平面布置优化需要从生产工艺方面入手,处理之前提到的角度问题,调整选车车间内部,充分考虑井口位置、地形地势与厂区的外形,打破以往的思维定势,二次调整厂房的布置类型,选矿厂和井口建筑的位置要保持一致,由主井产出的矿石经过皮带会运送至中碎车间,这样可直接省略皮带运输。此外,通过多方案对比,促使选矿工艺系统形成一个L型布置。主厂房南端设置为矿区控制中心可以为磨选主厂房提供服务,主要布设在西南侧、选矿综合楼布置在锅炉房北端。综合选矿厂井口运输方向与用地条件,通过对内外部布置的有效调整,对厂区的总体布局进行大幅优化。优化完成后的总布置很好的考虑了矿浆自流,只是个别产品筛分到粉矿仓由于地形要求,矿石要实施提升。

2.3竖向设计

对于厂区的竖向设计而言,通过有效的优化,充分利用现有地形,符合工艺流程方面的需求,井口的工业场地与选矿厂在总体上共分成3个台阶,核心附属设施布置充分考虑地形特点,按照由高到低的顺序进行布置,降低用于建筑基础处理方面的成本,缩减土方量,缩短胶带和管线,并降低生产中的能量损失。此外,还要二次利用采矿弃石、弃土,对项目填方材料进行有效补充[3]。

2.4指标分析

该选矿厂的总平面布置在经过优化以后,厂区占地面积、建筑系数、道路与场地铺装面积、土石方量与绿化系数都出现明显变化。其中,厂区占地面积缩小1.57hm2,建筑系数提升1.77%,道路与场地铺装面积减小2010m2,土石方量减小2.22m2,绿化面积虽然保持不变,但由于占地面积减小,所以绿化系数提升0.72%。从以上数据上看,此次厂区总布置优化效果十分显著,为营造良好环境景观打下了坚实的基础,而且还能为后续的景观设计提供必要的依据。

3、景观设计

(1)办公区入口广场:在办公区的入口位置布置一个中心广场,将其作为办公区景观核心,打造良好的景观形象。广场借助植物等要素构成图案、庭院。另外,还要借助有效的设计方法确保景观可以在统一当中寻求一定变化,使用合理的园林手法打造雕塑和小品,以此对企业内涵进行展示,充分体现企业风貌。

(2)副入口广场:在厂区的副入口位置,将大体量建筑作为主要背景,采取简单且大气的方法将景观元素充分融入到厂区的建筑中,确保二者形成一体,同时辅以具有层次化特点的绿化格局,创造独特的副广场景观,体现企业形象与风貌。

(3)工业水体:厂区的南部设有一个储水池,容量为1600m2,中部设有三个直径为60m2的浓缩池,背部设有5个直径为29m2的澄清池,澄清池是整个水体景观的核心,在其周围还存在大面积绿地,配置有优美、茂盛的花草,为进一步烘托景观特性,还要在浓缩池等设施的周围种植草木,以此形成独特的绿化景观[4]。

(4)井塔:从整体上看,厂区的南侧设有3个井塔楼,其高度都在50m以上,相邻井塔楼之间相互呼应,组成一个系统的对景景观,彰显出现代化工业的强壮生命力。

4、结语

对于现代化选矿厂而言,其总平面布置与各大生产要素的实际布局和提升环境质量同样关键,二者的有效结合是现代化工业的核心体现。其中,优美的环境能引导人们的创造能力,使人和自然环境真正进入可持续发展模式。而现代化工业对应的环境设计主要指的是在满足各项功能需求的基础上,创造一个无论是生产还是生活都必须的良好景观。基于选矿厂的优化设计,通过对绿化与景观等重点要素的有效结合,可以更好实现效益统一目标,为促进选矿厂未来发展奠定良好基础。

参考文献:

5.低品位铅锌矿选矿工艺探析 篇五

关键词:铅锌矿石,优先浮选,石灰

1 试料

对于试料应当从该含铅3.11%、含锌2.50%的矿脉中进行采集分析。矿石中含有的主要金属矿物有:方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、黄铁矿、自然银、金银矿、辉银矿及少量的菱锰矿. 脉石矿物为萤石、绢云母、石英、方解石等。其中, 闪锌矿, 菱形十二面体完全解理、光泽以及与方铅矿密切共生, 因颜色变化很大, 所以不易鉴定, 通常呈粒状集合体产生;方铅矿是人类最早开采的矿石之一, 主要为岩浆作用后的产物, 呈立方体的晶形, 集合通常为粒状或致密状块;方铅矿有些是铅灰色、黑色条痕、强金属光泽、立方体完全解理、硬度小、密度大, 具有天然可浮性总是和闪锌矿生在一起。

2 试验结果与讨论

在观察完矿石嵌布的特征后, 为了控制选矿成本以及生产管理, 特选择优先选铅再浮锌的方法提炼铅锌, 试验中需要用到的设备是500ml机械搅拌充气浮选机和小型球磨机。

2.1 磨矿细度的影响

磨矿产品的细度一般小于0.074mm, 适宜的磨矿细度, 一般应根据矿石的嵌布特性, 经试验确定或通过生产实践加以确定。磨矿细度的大小直接影响精矿品位的高低与产品的回收率。在磨矿浓度为60%的条件下进行磨矿细度对浮选影响的试验. 通常采用一粗、一扫混浮的流程, 将黄药作捕收剂, 水玻璃作抑制剂, 随着磨矿细度的增加, 铅锌在尾矿中的损失减少; 当磨矿细度增加到一定度再继续增加, 尾矿中铅锌的损失有增大的趋势.;当磨矿细度为-0.074mm66.40%时, 尾矿中的铅锌损失最少。

2.2 药剂产生的影响

尽管该矿具有良好的天然可浮性, 但为了能更好更快的将铅锌分开, 就将对浮锌作业中的活化剂及优先选铅作业中的抑制剂进行试验, 以确保一切都顺利进行。

2.2.1 石灰用量多少的影响

石灰用量对矿石中铅锌的回收率有着重大影响, 经过试验, 石灰用量对铅回收率的影响及锌在铅精矿中的损失情况说明, 当石灰的用量增加时, 铅的回收率也在增加, 而锌在铅精矿中的损失减少;然而当石灰的用量一再增加时, 铅和锌的品位几乎不变, 但是铅的回收率却在减少, 所以当石灰用量为8kg/t的时候, 铅精矿品位为17.35%, 此时铅回收率比较高, 为9.91%, 与此同时锌的损失也比较少。所以, 试验表明石灰的合适用量为8kg/t。

2.2.2 选铅作业中石灰添加选择的影响

在浮铅粗选的作业当中, 将石灰用量及其他条件设定好, 再将石灰加在磨机和石灰加在浮选槽做比较, 结果如表1 所示:

在磨矿的时候, 石灰可大面积的和矿物表面接触, 着力于矿物表面, 加强了抑制效果, 减少了选别时间。从表中可以得知, 石灰加在磨机里的效果要比加在浮选槽里的效果好很多。

2.2.3 硫酸锌用量多少的影响

为了提高磨矿中的分选成果, 特地对硫酸锌的用量开展了试验, 也同时可以加强浮铅作业中方锌的抑制。硫酸锌用量对锌损失率以及铅的回收率影响说明, 硫酸锌的用量增加的时候, 铅的回收率也在增加, 锌在铅中的损失在减小。当硫酸锌的用量为1.6kg/t时, 铅的回收率很高, 为95.96%, 铅的品位为18.07%, 此时锌的损失也很少, 分选效果最好, 所以浮铅粗选作业中硫酸锌的最佳用量为1.6kg/t。

2.2.4 硫酸铜用量多少将对浮锌产生影响

在浮铅作业中, 锌会被抑制, 所以选择铅的矿时得先将锌激活, 那么就得用到硫酸铜, 同样进行了用量试验说明, 如果不添加硫酸铜, 闪锌矿是不浮的。硫酸铜的用量增加时, 锌的回收率也在增加。当硫酸铜的用量增长到100g/t时, 锌在矿中的损失很少, 锌精矿品位为30.99%, 回收率为83.7.%, 并保持不变, 所以硫酸铜的最佳用量为100g/t。

2.3 工艺流程试验

所有试验都以完成, 试验的结果如表2 所示:

上表说明, 选择如此简单的工艺流程以及普通药剂, 就可以选出合格的铅精矿和锌精矿, 而且回收率也是很高的。相比之下, 看到锌在铅中的品位和回收率有点不尽理想, 但这也是有原因的, 在矿石中, 锌与铅的连生矿物质较多, 且连生界面处于港湾状, 自然而然分离就比较困难了。

3 结论

根据铅锌矿石的原矿性质, 进行了多种药剂试验和磨矿细度的研究, 试验结果表明:采用铅优先浮选工艺和合理的药剂条件, 可以有效的实现铅锌分离。获得铅精矿品位为61.58%, 回收率为87.01%, 锌精矿品位为48.69%, 回收率为62.91% 的较理想指标。

参考文献

[1]崔涛, 赖浚, 袁野.低品位多金属矿石焙砂浸出铜锌工艺研究[J].湿法冶金, 2015 (05) .

6.选矿工艺设计 篇六

选矿工艺流程的修改和调整

目前,国有采矿企业的选矿工艺,一般都是由相关设计院根据研究院给出的调查数据和化验数据,然后进行分析,从而确定选矿工艺流程。但是在私企首先根据自己企业的实际情况进行选矿工艺的选择,选择的工艺流程不仅仅要保证采出的矿物质中有较高的矿资源含量,有较高的收益,并且要求工艺流程的投入资金少;在工艺流程中所要用到的设备,要考虑到占地面积、水电的来源以及设备的维修、零件的来源等;还必须考虑节能环保、工艺的可靠程度等。

在采矿的过程中,矿石的性质可能会随着选矿工艺的选择发生变化,现有的工艺流程已经不能满足选矿的要求了,因此,要对选矿的工艺流程进行修改和调整,及时更换各种设备和药品,从而企业创造更高的经济效益。

在矿厂的实际运行过程中,要对选矿厂的工艺流程进行定期检查,对于出现问题的工艺要及时进行记录,最后经过分析和研究后,对于工艺流程进行修改或调整;根据经济指标的变动情况,对工艺流程进行审核,研究当前的工艺流程是否进行更换或者调整;对于行业内出现新的工艺流程、选矿设备、添加的药剂等进行分析,研究能否应用到当前的选矿工作中。

对于选矿的工艺流程的修改或调整方面应该遵循下面的几个原则:对于生产方面要方便可靠,能够提升经济效益。在选矿的过程中,设备的操作要方便,尽快让生产人员掌握,并且有利工作效率的提升。尽可能的选择一些先进的技术,有利于监控。对于修改或者调整后的工艺流程,有专人对稳定性、环保性、经济性以及生产效率进行调查研究。

选矿厂工艺技术标准的制定和调整

所谓的工艺技术指标就是技术部门根据工艺流程设计资料、工艺的运行和设备的运行数据,设立的一个控制工艺流程正常运行的标准。工艺技术标准在实际的选矿中是很重要的,是所有工作的标准、是矿厂正常运行的前提。在选矿的工作中严格按照工艺技术指标进行作业,把选矿厂逐渐科学化、制度化、正规化发展。在工艺流程和技术不断规范和完整的前提下,要保证企业的效益、矿石的质量、采矿效率等,还得保证选矿的工作在安全、环保等情况。

工艺技术部门在日常工艺流程运行的检查过程中,要对工艺流程中出现的问题进行详细的记录,并反映给上级部门进行研究和解决;对工艺运行人员的日常操作情况进行检查,对于出现的问题,要及时指导运行人员进行纠正。

对工艺技术中出现的问题进行修改或调整时,要严格按照相关的程序进行。先对问题进行仔细分析,然后提交自己的意见提交给上级部门进行审核,审核通过后,在技术人员的监督下进行工艺流程技术的修改和调整,从而保证生产的安全稳定,确保能提高矿产的质量以及企业的效益。

选矿厂工艺技术标准的执行。选矿厂工艺技术标准在执行过程中,对于选矿中出现的问题要进行仔细分析,抓住主要矛盾,根据实际情况进行工艺技术进行修改或调整。

在工艺流程的运行当中,既要保证工艺技术的稳定性,有利于工艺技术的掌握和工艺技术的管理执行;又要对现有的工艺流程进行进一步完善和提升;同时对于工艺技术标准中的细小环节进行细致化。随着选矿技术的不断更新,要将先进的技术、新设备、新工艺、新药品等融入其中,从而使选矿效率进一步提升。

原矿石的管理方面,在采矿前对于采矿量以及矿石的性质进行了解和掌握,矿石化验部门要提早对开采的矿石进行化验分析,给出相应的数据,以便于选矿部门制定相应的选矿工艺和药物的添加。

要抓好金属的平衡工作,金属平衡工作是评价选矿工艺流程和工艺技术管理的重要指标。选矿厂要对技术检测人员进行定期的培训和教育,对于取矿、化验等部门进行标准化管理,并且定期的做金属的平衡实验,认真分析选矿过程中矿物质损失的原因和去向,设计合理的措施对这些问题进行解决,并对理论金属回收率和实际回收率进行核算比较,从而使误差减到允许的范围内。

选矿厂工艺技术标准的执行的过程中,首先要对选矿厂的员工进行专业的培训和教育,让员工都按照管理规程进行工作,不断提升员工的自觉性;建立奖优罚劣制度,对于工作中突出的员工进行奖动,进行奖励,对于工作中不认真出现问题的员工进行处罚,从而提升员工的工作能力;工艺技术的检测不仅仅是对技术人员进行检测,选矿车间的领导也要定期进行巡视,工艺操作人员也要定期进行巡视并且进行数据记录。

7.选矿机械改造技术浅析 篇七

【关键词】设备改造工艺;选矿机械;环境效益

1.矿区概况

我矿现有新老2条选矿生产线,原矿处理能力为500t/a,生产精矿粉120万t/a。其中老生产线原矿处理能力为300t/a,生产精矿粉70t/a,新生产线设计能力为处理原矿200t/a,生产精矿粉50万t/a,但由于新生产线在工艺设备方面存在一定问题,一直未能达到生产能力,必须对新选矿生产线进行工艺设备改造。

2.选矿设备改造

矿区的选矿作业机械流程图,如图1所示。

图1 选矿作业机械流程图

2.1设备改造

(1)将破碎振动筛骨架管换成厚壁无缝钢管,并将筋板全部改成凹槽形式,提高了筛体的整体强度,同时将筋板由原来的7根改为3根,增加了近30%的筛分面积。通过改造,极大地提高了筛分效率,缩短了开车时间。

(2)将破碎系统的破碎产品运输皮带合并,用长传动丝杠作牵引装置,对拉紧装置进行改造,解决了皮带的跑偏和打滑问题,简化了操作。将圆锥破碎机给料皮带带速由1.25m/s降至1.0m/s,,皮带宽度由650mm加宽至800mm,降低了手选除杂难度和圆锥破碎机的故障率,提高了圆锥破碎机的破碎效率。

(3)选用1台MQG2700x3600型球磨机代替原来的3台MQG2100 x2200型球磨机,与2FLG-2000螺旋分级机配合,简化了磨矿操作,节省了备件库存费用,稳定了人选矿浆的浓度和细度。

(4)精矿再磨系统选用1台MQY2100x3000型球磨机代替原2台MQY1500x3000型球磨机;分级设备改用聚氨酯材质的旋流器组,配有压力显示装置,安装维护方便,分级效率高于原旋流器5个百分点左右。安装使用后,再磨细度合格率提高了12个百分点,-0.043mm含量提高了4个百分点,氰化回收率提高了0.28个百分点。

(5)先后对氰化作业中的12m单层浓密机、洗涤作业中的12m三层浓密机进行了高效化改造,给浓密机安装给矿缓冲脱气槽,并在中心给矿处安装给料竖桶,桶下安装扩散板。改造后浓密机运行稳定,跑浑现象消失,回水质量得到了很大改善。

2.2工艺流程优化

(1)将原来外排的尾矿库溢流水回收后返回生产系统循环使用,每日增加回水1100m3,并且最终实现了全厂生产废水的零排放,产生可观经济效益和环境效益。

(2)将浮选作业2次精选改为1次精选,减轻了铁表面的二次污染,使浮选流程更加适合下部中段矿石性质的变化,在保证浮选回收率和精矿品位的情况下,简化了操作,还可节约电耗和备件费。

(3)在浸出前增加压滤作业,脱出精矿中的水分返回主厂房重复利用,并在浸出作业采用置换贫液调浆,实现了含氰污水不外排,同时每日多返回水120m3,每年节约新水费用若干。

2.3工艺条件优化

(1)将原细碎圆锥破碎机更新为HP300型圆锥破碎机.将破碎段筛孔尺寸从20mmx30mm改为14mmx14mm,使破碎产品粒度从-20mm降为-12mm,同时将一段闭路磨矿细度由-0.074mm占50%-55%提高至-0.074mm占60%-65%,将二段精矿再磨细度由-0.043mm占90%提高至-0.043mm占95%以上,保证了铁矿物较充分的单体解离。

(2)浮选捕收剂由原来单一使用丁基钠黄药改为将85%的丁基钠黄药与15%的异戊基黄药配合使用,发挥药剂的协同效应,提高了有用矿物的疏水性。

(3)尽可能多地用液体氰化钠代替固体氰化钠,使得精矿药剂成本得到了下降,而且使用液体氰化钠操作方便,安全性高。

(4)在冬季对浸出作业采取保温措施,使冬季矿浆温度提高了5-6 摄氏度,促进了铁矿物的溶解;另一方面将氰化作业区域隔离,严禁外来水量进入流程,保证了水量的平衡。

(5)在浮选和浸出作业共采用4台电磁程控加药机代替原来的人工加药,加药精度得到了根本改善,药剂成本也有所下降。

在精矿浓缩用4台12m单层浓密机和一洗作业中用12m单层浓密机上安装自动放矿装置,使浓密机排矿浓度得到了稳定控制,保证了氰化流程的连续、均衡和稳定,为氰化指标的顺利完成创造了良好的条件。

3.展望

虽然我国原矿部分选矿工艺技术和精矿质量已达国际先进水平,但我国矿石贫、杂、细及种类多的特点,选矿工业对精矿的新要求等给我国选矿工作者提出了新的挑战。因此,我国冶金矿山选矿技术还有着更深的发展:

(1)在推广应用以磁选-反浮选、高效磁选(磁重选)等为代表的高质量精矿选矿技术的同时,选矿工艺流程应该尽可能的高效、简单,因此应加强对选矿设备、选矿工艺的研究,尽可能以最合适的流程取得最佳的效果。反浮选工艺对提高金属的回收率具有重要的应用前景,应积极加强对反浮选药剂的研究。

(2)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更深入地研究。

(3)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,浮选粒级下限降低,把复合力场引入到浮选机中,此外浮选机的自动控制方面也应加强研究。对于浮选柱在矿山中的应用还有很大工作要做,具有较大前景。

(4)在过滤脱水设备方面:①研究与开发高效过滤介质;②开发多功能一体化元器件,增强密封性;③发展复合过滤技术设备;④设备大型化、节能和自动化。

【参考文献】

[1]刘春成.西石门矿选矿工艺设备改造的探讨.金属矿山,总第347期

8.选矿工艺设计 篇八

1 德勒诺尔铁矿的概况

位于甘肃省肃北地区的德勒诺尔铁矿已具有23条矿体, 资源量可达上亿吨, 其所属的秦祁昆构造域是祁连钼、钨、铁、镍、铬、铜、铅锌的成矿地带, 有着非常丰富的矿产资源。在2009年, 成为矿产业“重头戏”的德勒诺尔铁矿由金泽集团投资顺利完成了6000万元的探矿工程的投资, 形成了甘肃较大规模的铁矿工程。

2 铁矿的选矿工艺

2.1 磁选工艺

铁矿的磁选工艺, 是利用铁矿之间的磁性差异, 来实现矿物的分离的。其选矿方法主要是用来解决铁矿石等黑色金属矿的选别, 依据磁场的不同强度, 可以将其分为强磁选和弱磁选。强磁选工艺可以对赤铁矿的选别进行处理, 若磁选工艺则可以对磁铁矿进行选别的处理。

一般而言, 磁选的工艺是在磁选机中进行的。当磁选机的选别空间获取矿物颗粒的混合物时, 磁选机的磁力就会对具有磁性矿物的颗粒进行作用, 使与磁力相反的机械力得到一定的克服, 将分离的矿物吸附在磁选机的圆筒上, 在通过转筒的作用, 使矿物推至到排矿端, 形成磁性产品。而不具有磁性的矿物颗粒因不受磁力影响, 而在机械力合力的作用之下, 经排矿管排除, 形成非磁性产品。如图1。

2.2 矿物的磁性

(1) 矿物的磁性分类。

自然界中不同物质的原子结构是不同的, 这就形成了各种物质的不同磁性。矿物磁选的依据是矿物的磁性, 物理学中矿物质的类型一般分为铁磁性、顺磁性、逆磁性三种。下图是铁磁性、顺磁性、逆磁性物质的磁化场强度与磁化强度之间的关系示意图, 由图可以看出, 逆磁性和顺磁性物质的关系是直线关系, 但铁磁性物质的情况就有所不同, 其磁化强度在开始的时候有着很大的变化, 之后逐渐的平缓起来, 最终达到磁性的饱和 (如图2) 。

(2) 矿物磁性对矿物选别的影响。

在磁选的矿物选别中, 矿物的磁性影响是最大的。当强磁性矿物进入到磁选机中时, 会沿着磁力线取向形成磁束和磁链, 单个颗粒的退磁系数比微细颗粒的退磁系数要大的多, 但它的磁感应强度和磁化率又比微细颗粒小很多。磁选机中的磁链形成对颗粒的湿选有着很好的效果。一般来说, 磁链的磁化率比单个磁性颗粒的磁化率要高的多。

当非磁性颗粒混合在磁链中时, 磁性产品的性质会有所降低, 致使形成的磁链对磁性产品产生不利的影响。除对磁性产品的质量有影响外, 磁链还会对选别中的磨矿分级产生一定的影响。在矿物选别的磨矿阶段, 一部分磁链会进入分级机中, 将分级粒度变粗, 使第二阶段的磨矿分级作业产生不良的效果, 影响了矿物的选分指标。所以, 在第二阶段的作业开始之前, 就要对强磁性物料进行脱磁。通过磁性精矿的脱磁, 过滤机的处理能力就会得到一定的提高。

低比磁化率的脉石矿物 (方解石、石英石) 和高比磁化率的强磁性磁铁矿能够组成磁铁矿石。在脉石矿粒单体和磁铁矿矿粒得到充分的分离时, 两者之间的磁化率比就会在400~800以上, 使单体脉石与强磁性磁铁矿的分离率得以提高。但脉石矿物与磁铁矿的连生体就难以与磁铁矿的矿粒分离, 这是由于连生体中磁铁矿含量百分比与连生体的比磁化率成正比所导致的。如果忽略不计连生体中的脉石矿物的比磁化率, 就可以对纯磁铁矿比磁化率与不同磁铁矿连生体的比磁化率的相对大小进行近似值的计算。下图是磁铁矿连生体的比磁化率与纯净磁铁矿矿粒的比磁化率 (被设为1) 之比 (如表1) 。

依据图表可以看出, 若对纯净的磁铁矿颗粒与50%以上的磁铁矿的连生体进行分离, 其分离难度相对就非常的大, 这是由于分离成分的比磁化率之比较小而引起的。此外, 在磁铁矿形成的磁链中, 磁铁矿含量较高的连生体也容易夹杂在磁链中, 影响矿物矿粒连生体的分离。

对于恒定条件下的磁选机而言, 无论是湿选法对连生体和相当纯的磁铁矿矿粒的分离, 还是利用干选法对两者的分离, 其效果都不是很好。若要对分离效率进行提高, 就要采用旋转交变磁场的磁选机, 也可对其它的选矿方法 (浮选法) 进行分离处理的结合, 来除去单体脉石和磁选精矿中的连生体。

当细粒的弱磁性矿石、矿物进入到磁选机中时。在磁选机的磁场中就不会形成磁束和磁链。这些物质的磁感应强度和磁化率都很低, 导致磁选的回收率不高, 影响了其矿物的分离。但通过高梯度强磁场磁选机的应用, 就在很大程度上提高了磁选的回收率。

在弱磁性矿石的选别中, 如果强磁场磁选机的磁力分布不均, 其分离成分的比磁化系数就不能过小。若系数值过小, 磁性产品中就会含有大量的连生体。当磁选机的磁力得到均匀的分布时, 分离成分的比磁化率之比就会降低, 弱磁性矿石就能得到较好的分离。

由于磁铁矿石在氧化的作用下, 其磁性就会有所减弱, 此时, 磁铁率大于85%的磁铁矿物就要用弱磁场磁选法进行矿物分离的处理, 就会有较好的选别效果;磁铁率在15%至85%的混合矿石, 可进行其它磁选方法与弱磁场磁选的结合进行矿物的选别;对于磁铁率小于15%的赤铁矿石, 则可以进行单一浮选的方法进行矿物的选别处理。

3 结语

在肃北德勒诺尔铁矿中, 铁矿物细粒级含量非常的高, 并与脉石矿物共生在一起, 很难对其进行选别。但通过选矿工艺的有效实施, 这一问题就能得到很好的解决。因此, 在铁矿的选别中, 无论是德勒诺尔铁矿, 还是其它地区的铁矿, 在已有的基础上进行选矿工艺的进一步研究, 都是非常必要的。

参考文献

[1]孙炳泉, 近年来我国难选复杂铁矿石选矿技术进展[J].金属矿山, 2006 (3) :11~1 4.

[2]杨海波, 德瑞克高频细筛在选矿厂扩产和节能中的应用[J].金属矿山, 2005 (11) :24~26.

9.黑钨细泥选矿工艺研究现状及展望 篇九

我国是世界上钨资源较丰富的国家,钨矿储量、钨消费量、钨品生产量和钨品出口贸易量均居世界首位。我国主要消耗的是黑钨矿,冶炼工艺基本上也是以黑钨矿为原料。黑钨矿密度大、性脆、易过粉碎和泥化。黑钨细泥通常指<74μm粒级的物料,由于粒度小,各矿物的比表面积增大,颗粒间的运动差异变小,分选难度大大增加[1]。随着钨矿床采掘的延深,在开采、运输和选矿过程中,细泥不断产生,即使在各工序采取必要的措施,也避免不了细泥的产生。据报道,一般选厂钨在矿泥中的损失率达20%[2]。因此加强细泥回收,进一步研究更为有效的细泥回收工艺和设备,一直是钨矿选矿的重要课题之一。围绕提高钨细泥回收率方面的工艺技术,如重选、浮选、磁选及选冶综合工艺从未停止过研究并不断进行了各种技术改造[3]。

1 浮选工艺及药剂

黑钨属高密度的氧化矿物,黑钨细泥浮选一直是国内外公认的难题。随着黑钨细泥浮选理论研究的不断深入、浮选生产实践的不断改进和完善,浮选法正逐渐成为黑钨细泥的主要回收手段,用浮选法处理黑钨细泥越来越为人们所重视[4]。采用浮选法有可能较大幅度提高黑钨细泥的回收率,关键是采用合理的工艺及有效的浮选药剂。

1.1 浮选工艺

常规浮选对-10μm的有用矿物难以有效回收或回收率较低。随着黑钨细泥浮选工艺不断改进和完善,推出了选择性絮凝、载体浮选、油团聚浮选等许多有前途的分选工艺。细粒技术也是浮选技术的一个重要分支。此外,还有浮选柱分选工艺等[5]。

选择性絮凝:选择性絮凝工艺[5]就是在高速搅拌的矿浆中,添加适宜的调整剂(pH调整剂和脉石分散剂)调浆,使各种矿物处于分散状态,然后再添加选择性絮凝剂,使目的矿物絮凝成团,脉石矿物处于分散状态,根据矿石性质再辅以各种分选方法(重选、磁选、浮选等),使目的矿物与脉石矿物分离。

选择性絮凝工艺过程简单,易工业化,是一种很有发展前途的回收微细粒有用矿物的分选工艺。成功的选择性絮凝工艺需要解决两大问题:(1)研究目的矿物的选择性絮凝剂;(2)研究克服Ca2+、Mg2+不良影响的调整剂和有效的脉石矿物分散剂。对微细粒黑钨矿而言,杨久流等[6]采用Na2CO3,(NaPO3)6和FD絮凝剂的最佳药剂制度可以使黑钨矿与石英、萤石、石榴石和方解石四种脉石人工混合矿物(粒度均为-10μm粒级)分离。

卢毅屏等[7]研究了聚丙烯酸(PAA)对细粒黑钨矿的絮凝行为,以油酸钠为捕收剂,进行了细粒黑钨矿(-2μm)絮团浮选的研究,并提出了一种新的絮团浮选工艺—CPC絮团浮选工艺。在pH为6.8的条件下,油酸用量100g/L,不加与加1mg/LPAA-5,对粒度为-2μm的细粒黑钨矿进行浮选试验比较,后者比前者钨的回收率高17.83%,精矿WO3品位高2.94%。对后者浮选粒度测定分析表明,-0.005mm粒级含量由原试料中的34%减少到4%,最大浮选颗粒由0.02mm增大到0.088mm。在上述混合用药条件下,对-0.02mm粒级黑钨矿和石英(1∶1)的混合试料进行絮团浮选,获得钨精矿含WO368.46%、钨回收率91.31%的分选指标,分选效率达69.10%,比常规浮选提高17.83个百分点。

载体浮选:载体浮选工艺就是利用一般浮选粒级的矿粒作载体,使细粒罩盖于载体上浮,载体可用同类矿物或异类矿物[6]。

邱冠周等[8]用+0.01mm的不同粒级黑钨矿对-0.005 mm粒级的黑钨矿进行载体浮选,回收率从原来的40.5%上升到70.38%。朱建光[9]用-0.005 mm粒级黑钨矿进行载体浮选,并与相同条件下的常规浮选作比较,加入的载体为+0.01mm的不同粒级的黑钨矿,试验结果可提高-0.005 mm细粒黑钨矿的浮选速率,极大地改善微细粒黑钨矿的分选效果。

有研究表明[10]:在pH为8的苯乙烯膦酸溶液中,-0.005mm的微粒黑钨矿可在粗粒黑钨矿上粘附,粗粒黑钨矿是-0.005mm黑钨矿的载体,而-0.005mm的石英与粗粒黑钨矿表面之间相互作用为排斥,细粒石英难以在粗粒黑钨矿上粘附,也难和细粒黑钨矿发生异凝聚,说明以粗粒黑钨矿作载体,用载体浮选工艺实现细粒黑钨与石英的分离是可能的,这对改善微细粒黑钨浮选具有重要意义。

细粒技术:细粒技术主要包括油团聚浮选工艺、疏水聚团分选和高分子絮凝,其中高分子絮凝在钨矿选别中还不成熟。

油团聚是指在中性油的桥联作用下,矿粒间相互聚合形成大而结实的球状团。这种工艺的优点是在分离细粒矿石的同时也进行了脱水,可以简化固液分离工艺,但是它的药剂用量很大,成本高。

疏水聚团分选是指先用调浆剂调浆使细级别的矿物和脉石矿物完全处于分离状态,再用有效的表面活化剂使目的矿物表面疏水,进而添加非极性油作桥联介质,在剪切力场的作用下使表面疏水的目的矿物聚集成团,随后采用常规工艺与脉石矿物分离。

浮选柱工艺:微泡浮选柱是一种能高效回收微细粒的浮选设备,在微细粒级浮选和资源再利用方面都得到了广泛的应用。微泡浮选柱利用微泡强化微细粒矿物的捕收来提高回收率、利用泡沫区淋洗水减少脉石矿物夹杂来提高精矿品位。

黄光耀等[11]针对湖南安化湘安钨业公司白钨浮选尾矿中微细粒级在浮选机中未能有效分选的特点,利用微泡技术开发了CMPT微泡浮选柱,利用专家系统控制浮选柱关键参数,确保浮选柱处于较好的工作状态。半工业试验和工业试验表明,微泡浮选柱能从浮选尾矿中回收微细粒级白钨。通过半工业试验获得了浮选柱的较优的工作参数,工业试验表明其平均精矿质量和回收率分别为24.52%和43.41%,富集比35.03。水析试验表明5~10μm、10~l9μm和19~38μm 三个粒级的回收率均达到65%以上。由于微细粒级矿物具有质量效应和表面效应,因而CMPT工艺在技术上存在一定难度,其关键是微细粒级颗粒中有用矿物的高效回收。可以采用的有效途径主要有调药、调粒、调泡三种,即寻找高效的浮选药剂、选择合理的工艺流程、开发针对微细粒级颗粒浮选的浮选设备。

除上述浮选工艺外,还有两液分选、离子浮选等。这些浮选工艺和上述工艺一样,还有很多因素需要完善,相信经过研究者的努力,必将会有越来越多的黑钨细泥浮选工艺应用于生产。

1.2 浮选药剂

就黑钨细泥矿物浮选来说,药剂最为关键,尤其是捕收剂的选择性应是首先需要解决的问题。选矿研究工作者对此已进行了大量的研究工作,取得了不少进展。

新型高效螯合捕收剂:长期以来,为提高钨细泥的回收率,研究者们在药剂制度方面开展了不少研究,以提高黑钨矿细泥的浮选效果[12]。

近几年来,特别加强了对黑钨矿的浮选理论和浮选药剂的研究,而螯合捕收剂仍然是我国黑钨矿细泥浮选药剂研究的重点。新型羟肟基螯合捕收剂COBA对黑钨矿有良好的捕收性能,但单独使用COBA时,黑钨矿基本不浮,只有与油酸钠和2#油混合使用才能发挥其捕收性能。-75+38μm黑钨矿单矿物浮选试验表明:单独使用油酸钠8×10-5mol/L时钨的回收率才达90%,而采用COBA与油酸钠的混合捕收剂用量只需3×10-5mol/L并辅加2#油50mg/L(以改善起泡效果)时,钨的回收率就可达到90%,当混合捕收剂用量增大至5×10-5mol/L时,钨的回收率可达到99.1%,说明使用COBA可以大大减少药剂的用量,COBA对黑钨矿细泥有很好的捕收性能[13]。

江西某矿钨细泥(-30μm70%)中WO3在白钨矿、黑钨矿和钨华中的分布率分别为45.30%,53.0l%,l.69%,采用Na2CO3、改性Na2SiO3和Pb(NO3)2作调整剂,TA-4作捕收剂对黑白钨矿进行粗选,然后加温精选分离,其泡沫经酸浸获得白钨精矿,加温精选尾矿经摇床选别获得黑钨精矿。试验结果表明,Na2CO3的合理添加直接影响黑白钨混合浮选的选别效果;采用新型选钨捕收剂TA-4是提高钨选别指标的关键。精选中加入NTA有利于白钨矿与黑钨矿的分离。当钨细泥给矿品位(WO3)为0.2%时,获得WO3品位59.55%、回收率47.2l%的白钨精矿,WO3品位36.62%、回收率l9.53%的黑钨精矿,钨精矿的WO3平均品位为50.60%、总回收率为66.74%[14]。

组合药剂:采用混合用药,特别是捕收剂,按一定比例组合使用后产生1+1>2的增效效应,不但可以提高药剂的浮选效果,也可以降低药剂的用量以及药剂的费用。

方夕辉、钟常明[15]针对钨细泥钨回收率低、金属流失严重的问题,对某钨矿细泥进行全浮选试验。结果表明:捕收剂苯甲羟肟酸与731氧化石蜡皂组合使用,既能有效回收黑钨矿,也能有效回收白钨矿,在pH值为7~8的弱碱性条件下,钨的回收率达到86.0l%,比常规重选高20个百分点以上。从目前看来,对钨细泥浮选,尤其是钨金属以白钨矿和黑钨矿两种矿物形态存在而言,苯甲羟肟酸与731氧化石蜡皂组合药剂是较为适宜的捕收剂。

在pH6.5~7.0的矿浆中,以硝酸铅为活化剂,水玻璃、硫酸铝等为组合抑制剂,苯甲羟肟酸与塔尔皂组合捕收剂,当给矿品位WO31.62%,钙矿物含量大于70%,-40μm粒级约90%时,采用一次粗选、三次精选、三次扫选工艺流程,可获得WO366.04%、回收率90.36%的浮选精矿,技术指标达到先进水平,基本解决了富含钙矿物黑钨细泥回收的技术难题[15]。

研究结果表明,以硝酸铅为活化剂,添加以苯甲羟肟酸为主、塔尔油与煤油为辅的组合捕收剂,可以充分发挥药剂间的互补和协同效应,强化捕收效果,大大降低主捕收剂用量;采用以水玻璃为主、组合添加羧甲基纤维素、硫酸铝为抑制剂浮选柿竹园矿-40μm90%的黑钨细泥时,给矿含WO31.63%,获得粗精矿含WO38.78%,粗选回收率79.03%的试验指标。粗精矿精选时再添加改性氟硅酸钠为抑制剂,采用一次粗选、三次扫选、三次精选流程,获得黑钨矿细泥精矿含WO348.91%,回收率70.89%的工业试验指标[16,17]。

2 改进离心机重选工艺

离心机用于钨细泥回收工艺,它具有生产能力大、回收粒级下限低、选矿回收率高等优点。

生产实践表明,离心选矿机是黑钨细泥回收较为理想的选矿设备,可以获得较好选矿技术经济指标。江西钨业公司通过对离心选矿工艺存在的问题进行分析与改进,使钨细泥离心选矿工艺在铁山垅钨矿得到成熟的应用,为其在黑钨矿山的推广使用奠定了基础。铁山垅钨矿钨细泥流程自改造投产以来,经不断完善改进,运转正常,生产效果良好。根据单机考察和多次的流程测定结果证明:该机用于粗选作业,富集比可达3~6倍,回收率可达75%~80%;用于精选作业,富集比可达3~5倍,回收率可达85%~90%,钨细泥综合回收率可达66%以上[18]。

自20世纪60年代以来,离心流膜选矿技术一度成为钨重选工艺的一枝新秀[3]。云锡公司根据流膜选矿原理,于20世纪90年代研制出一种新的流膜选矿设备,该设备能有效增加矿浆流膜中的分散压,强化松散分层,被称为复合力转盘选矿机。该设备采用重锤旋转产生剪切力,强化了矿粒层的松散分层,盘面的转动可形成粗选区、精选区,能产生出多个产品。

周晓彤、邓丽红[19]根据钨细泥的矿石特性,采用重-浮-重联合流程回收钨,即先用离心选矿机脱除部分微细粒级可浮性较好的轻矿物,再进行黑白钨混合浮选,经加温浮选获得白钨精矿及摇床重选获得黑钨精矿。在钨细泥WO3品位为0.33%时,获得WO3品位55.38%、回收率29.82%的白钨精矿,WO3品位38.76%、回收率32.55%的黑钨精矿,总钨WO3平均品位为45.26%,总钨回收率为62.37%的选别指标。

3 高梯度强磁选工艺

高梯度磁选机在选别黑钨细泥方面,越来越得到重视。孙仲元、周为吉[20]用振动高梯度磁选法处理韶关精选厂的黑钨细泥可以得到较好的分选指标,当原矿含WO3为5.7%左右,一次选别可获得WO3品位18%~21%、回收率60%~62%的精矿。该指标优于现场浮选作业指标(浮选作业原矿WO3品位7.37%,精矿WO3品位18%,回收率60%)。原矿分级入选,并使磁介质振动,能消除磁介质的机械夹杂,从而有效的提高磁选指标。入选加适量分散剂,矿浆强烈搅拌,使矿浆充分分散,是获得良好指标的前提,特别是对微细矿物的分选尤为重要。矿浆pH值是影响微细矿物分选的主要因素之一,控制矿浆pH值,能够改变矿物的表面电性,从而能有效地消除异质凝聚的产生,保证矿粒充分分散。

赣州有色冶金研究所研制的Slon-1000立环脉动高梯度磁选机分选通风防尘收集的细粒钨粉尘获得较好的效果。此种细粒钨粉尘试料粒度细(-74μm80%),黑钨占74%,白钨占26%。当给矿WO3品位为4.6%时,可获得钨精矿WO3品位59.55%,钨回收率为77.88%,其中黑钨回收率达到89.08%[2]。

中南工业大学对钨细泥进行高梯度磁选机的研究工作,对湖南瑶岗仙钨矿钨细泥采用高梯度磁选机一次粗选、一次精选、二次扫选磁选流程试验。当给矿WO3品位0.43% 时, 获得精矿WO3品位21.89%,钨回收率为77.1l%[20]。

贺政权、刘树贻[21]采用脉动梯度磁选分选盘古山钨细泥,只需一次分选就可获得满意的指标:精矿WO3品位为21.87%时,回收率为60.88%,精矿WO3品位为17.90%~18.03%时,回收率可达73.78%~75.54%。

上述研究结果说明,高梯度磁选机用于黑钨细泥选别是可行的,对于-10μm的微泥回收效果优于其他选别方法。

4 选冶联合工艺

通过钨细泥选矿获得品位适当的钨细泥精矿直接制取仲钨酸铵,既能提高细泥的回收率,又能获得较好的综合经济效益。

卢友中[22]研究了浮选-钨粗精矿直接碱分解的选冶联合流程处理钨尾矿、细泥及浸出渣,确定了浮选和碱分解的较优试验条件,对传统浸出和微波浸出钨精矿效果作出了客观的评价。结果表明:在选冶联合工艺条件下,WO3品位为0.39%的钨尾矿及细泥经粗浮选、微波辅助碱分解后WO3回收率可达82.6%,微波辅助浸出比传统加热浸出效率高。

江西某钨矿日处理量2200~2500t,日产原生细泥150~400t,WO3品位0.13%~0.3%、次生细泥300~400t,WO3品位0.15%~0.3%,混合细泥日产500~800t,WO3品位0.13%~0.3%。经多方案对比,采用重选预富集-浮选-重选联合流程选别该矿的混合细泥,小型闭路试验获得WO3品位55.30%的白钨精矿和WO3品位38.76%的黑钨精矿,回收率分别为38.25%、41.76%,总钨精矿WO3品位45.26%,回收率62.33%。白钨浮选精矿经酸浸后可得WO3品位70%的最终白钨精矿[23]。

5 展 望

1.“钨细泥”概念可重新定义,由原来的-74μm界定-40μm甚至更小,采用多种方法相互结合和完善新型浮选工艺是钨矿浮选发展的趋势。钨细泥处理工艺不久可能呈现“全浮选”概念流程,细泥的回收率有望进一步提高[3]。

2.钨细泥浮选药剂的理论研究和应用研究是长期性的课题。采用低廉价原料,改良制药工艺,降低新型高效浮选药剂的价格,或研发价格更低的高效药剂是推广应用钨细泥浮选新技术的重要基础,也是面对即将开发利用贫、细、杂难选钨矿资源应做好的技术储备之一[3]。

3.积极研究和引进新型高效细泥重选设备对于黑钨细泥回收将会起到良好的促进作用,具有很强的实际意义。

4.高梯度磁选机用于黑钨细泥选别是值得推广和重视的高效设备。

5.借助于多种方法相互结合和采用选冶联合流程已成为黑钨细泥回收的发展趋势。

摘要:介绍了黑钨细泥选矿工艺的研究情况,重点阐述了改进离心机重选、浮选工艺及药剂、高梯度强磁选、选冶联合等新工艺的研究现状,并对其应用前景进行了展望。

10.选矿技术专业校外实习基地建设 篇十

摘 要:结合选矿技术专业的特点,指出了选矿技术专业校外实习基地的重要性和必要性,针对我国校外实习基地存在的问题,提出了选矿技术专业建设校外实习基地的一些建议,为提高学生的实践能力和创新能力提供有利条件。

关键词:选矿技术 校外实习基地 实践教学

中图分类号:O741+.2

前言

选矿技术专业是实践性比较强的专业,实践教学在学生培养方面显得格外重要,通过实践教学可以加强学生的基础知识,培养学生的创新精神和实践能力。校外实习基地是实践教学的重要场所,是学生了解实际生产过程、生产工艺、生产设备、生产组织及其管理的重要基地,因此,建立一个稳定、高效运行的校外实习基地,为本专业学生迅速将专业知识转化为实践能力提供了重要的保证,对提高实践教学质量起着非常重要的作用。

一 、目前我国高校校外实习基地存在的问题

为适应新时期选矿技术专业市场的需求,培养宽口径、厚基础、具有创新意识的专业技术人才,国内许多高校都在积极寻求建立校外实习基地,以弥补学校教育与企业生产脱节的缺陷,培养和锻炼学生解决企业生产一线实际问题的能力。归纳起来,目前我国高校校外实习基地建设存在的问题有以下几点:

1、校外实习基地建设缺乏专业内涵建设。国外很多企业吸引人才的途径就是学生可以到实习基地進行实践,对于我国这种情况很少,大多数企业都不能为学生提供实践用的专门的实习基地,致使校外实习基地只能是参观型的,这样一来即没有达到实践教育的效果,也失去了建设实习基地的意义。

2、校外实习基地缺乏先进的管理。

目前大多数高校所建立的校外实习基地都缺乏先进的管理,表现在:(1)学生到实习基地后学生管理的归属问题不明确,学校认为学生去实习基地进行实习理应由实习单位管理,可实习基地并没有义务将学生作为普通的员工进行考勤及管理,这就出现了学生在实习的过程中放纵自己,不能积极的投入到生产实践中,大大地降低了实习质量;(2)学校和企业的管理是单方面的,对学生的实践很难做到严格要求;(3)校外实习基地在建设运营的过程中并没有建立专门的经费管理体制,缺乏监督机制。

3、学校与企业之间建立校外实习基地的目标不一致。

学校办学是以培养人才的质量为目标,完全按照培养方案有序地进行,而企业单位的生产流程要严格按照订单进行,追求的是利益的最大化。这就使得虽然学校与企业签订了校外实习基地的协议,建立了校外实习基地,但双方所追求的目标不一致,使得合作多流于形式,学生达不到预期的实习效果。

4、学生在校外实习基地实习过程中角色很难定准。

目前大部分学校的学生到校外实习单位进行实习或顶岗实习都存在角色定位问题,在实习的过程中,学生常常视自己为在校学生,而非企业员工,不能按照员工的标准要求自己,时常违反企业生产管理制度,企业又没有相应完善的管理制度,并不硬性的要求学生必须遵守生产规章制度,而学校认为学生在企业实习应该由企业来管,学生缺少严格的管理实习的质量会大打折扣。

二、完善的校外实习基地,对提高教学质量的重要作用和意义

选矿技术专业是实践性比较强的专业,通过建立完善的校外实习基地,对促进教学工作,提高教学质量有如下重要的作用和意义:

1、建设校外实习基地,有利于专业内涵建设。在实习的过程中让学生在企业生产、经营管理的第一线去感知书本上抽象字词和现实直观的物质联系、感知如何由普通矿石生产出高附加值产品的复杂过程、感知在生产过程中如何发现问题、研究问题和解决问题,对于提高学生专业技能、分析解决生产实际问题、培养初步的科研能力和创新精神至关重要。

2、有利于提高和保证生产实习及顶岗实习的质量。

3、有利于提高学生就业率和就业质量。学校每届选矿技术专业的毕业生在临近毕业时安排三个月的顶岗实习,学生通过在企业的顶岗实习,可以增加双方的了解,达到双向选择的目的,可以缩短学生工作适应期,使学生的顶岗实习和就业真正实现了零过渡。

4、有利于“双师型”教学队伍的建设,提高教师实践及科研水平。实现院校与企业的人力资源充分共享,提高学生专业技能水平,不断更新教师的专业技能。

5、有利于更新教学手段,对于选矿技术专业教学内容中的设备结构工作原理及复杂流程,可以通过现场搜集影像资料,使复杂问题简单化,以利于学生对抽象内容的理解。

三、校外实习基地建设的思考

通过校外实习基地的建设,把“校、企、师、生”互利共赢作为校外实习基地建设的理想目标,把校外实习基地作为真正培养人才的摇篮,让其成为学校教育的补充和完善,架起学校与社会的桥梁,使学生真正成为基础知识过硬实践能力过强的应用型专业人才。

综上所述,建立完善校外实习基地应从以下几方面加以考虑:

1、建立完善的校外实习基地考核机制

为了保证学生到校外实习基地实习的质量与效果,实习基地应该制定相关的监督制度和考核制度,考核内容主要有学生的岗位安排、出勤情况、实习任务的考核、实习基地指导教师与校内指导教师的责任与义务等,这样不仅可以加强对学生的管理,提高实习的质量,同时还有利于加强校企合作,促进实习基地更好的发展。

2、开展项目合作和学术交流

学校可以利用学校所拥有的资源为实习单位提供服务,解决实习基地遇到的一些技术难题,这样不仅可以使教师、学生参与到实际项目中去,锻炼了学生的实践能力,还为实习单位解决了问题,实现了双赢。同时学校与企业应多多的组织专业与技术方面的交流活动,加强校企的合作与交流。

3、加强校际联系,实现资源共享

在校外实习基地建设的过程中,各个高校都有自己的优势也都有自己的相对稳定的校外实习基地。如果各个高校能够实现实习基地共享,那么实习资源的利益率将大大提高,能够从很大程度上解决优质实习基地紧缺这一难题。

四、总结

加强校外实习基地的建设是培养学生实践能力、创新能力的重要途径,只有认真做好校外实习基地的建设工作,继续深化实践教学改革,才能不断提高学生综合素质。学生通过校外实习基地的实习可以更准确地规划自己的职业生涯,找到适合自己的岗位;教师从中可以提高实践能力,实现“双师”型教师;学校通过校外实习基地的建设可以提高学校的知名度,能够更好地与社会接轨。

参考文献:

[1]巩育军,姚晓青.建设校外实习基地 提高实践教学质量[J].广州化工,2012(10).

11.选矿工艺设计 篇十一

1 除铁工艺的研究

在高岭土中, 最主要的染色因素为铁物质, 根据相关学者的研究表明, 高岭土中的铁物质大多都含有赤铁矿、黄铁矿以及锐铁矿等矿物质存在[1]。在多种矿物质存在方式中, 一般会存在两种方式, 一种是褐铁矿的存在, 一种是针状的、不规则的针铁矿以及赤铁矿的存在方式。由于这些含铁物质在煅烧期间会产生的一定的变色现象, 所以在煅烧之前, 就要选择相关措施进行解决, 以保证高岭土的白度。

2 高岭土选矿除铁工艺的应用现状

2.1 物理法

首先利用磁选法来解决, 因为高岭土中含有铁物质, 而且在这些铁物质中也具有一定的磁性。所以在消磁期间, 利用普通的磁选方式能够吸附更多的钛铁矿。要对弱磁铁进行解决, 首先, 要在焙烧情况下进行, 在这种情况下, 将它转变成比较强的磁铁氧化铁后, 就要对磁选进行分离[2]。而且, 还可以利用高梯度磁铁来进行, 对微粒能实现较大效果。由于我国在技术和设备应用上还比较传统, 高岭土的含铁量也比较多, 所以利用磁选法还不够理想, 在社会科技发展中还不能完全满足一定的现实需要, 要实现更大的工业价值, 就要在科学技术方向上进行研究和分析。对于浮选法来说, 该种方法是在美国研发出来的, 它在固有浓度中能对高岭土中的土浆进行擦洗, 使钙离子实现一定的活化剂。在窄剃浮选法利用方式上, 主要利用石灰粉作为吸附剂来实现的, 然后二氧化铁会吸附到石灰上, 最后形成一个含有铁因素的载体泡沫产品, 从而实现更好的分离效果。还有其他的解决方法, 例如:在高岭土中加入钙离子、镁离子等碱性离子, 这期间, pH值一定要保证在8-10 之间, 首先它能凝聚一些铁钛杂质, 然后在弱离子上进行聚合, 但这种方法在使用期间产生的浓度比较低, 会出现大量水分, 在后期发展中会存在大量残留, 影响产品质量。所以在磁选法选择中, 就要利用高分子的絮凝剂来实现。

2.2 化学法

利用化学法进行除铁, 主要是利用相关的化学药剂, 对高岭土中的矿物质进行溶解, 然后再进行除铁形式。但由于色素离子在表现形式上的不同, 所以在化学方法中就要在不同方式中来解决。首先, 利用简单的化学方法来进行, 在对高岭土处理期间, 能够将一些不溶解的化学物进行溶解[3]。例如:利用温酸浸方法, 将酸中的氢离子进行置换, 得到的铁离子形成相关化合物。但在这种方法中, 要利用硫酸就会破坏高岭土的质量。还可以利用草酸、柠檬酸等无机酸进行溶解, 能够实现较好的漂白作用。利用氧化法浸出, 这种方法是一种比较强的氧化剂, 它在水介质中能将原来的二价铁转化为三价铁。在这种较强的酸性介质中, 亚铁离子是稳定的, 但由于受pH值的影响, 在形成方式上还存在较大困难。对于还原法浸出, 主要将三价铁的不溶性转化为可溶的二价铁, 能够起到良好的化学效果。在这种方法中主要利用保险粉中的酸溶氢气等进行还原。还可以利用氧化-还原联合的漂白方法, 因为大部分的矿物质都含有不可溶的三价铁和一些可溶的二价铁, 利用单一的方法根本不能有效解决, 所以利用联合方法进行除铁, 首先利用氧化剂将二价铁转化成三价, 然后还原亚铁离子, 最后在洗涤中进行过滤, 从而实现良好的应用效果。

2.3 微生物法

现在很多非金属矿石中, 含有的铁杂质主要为黄铁矿, 一般利用氧化亚铁硫杆菌来进行除铁行为[4]。主要将铁离子从二价转化为三价形式, 不仅使硫获得较高能量, 也提高了一定的氧化率。还可以利用氯化烘焙烧工艺进行除铁方式, 在比较高温的有机质变化下, 氯化为氧化氢, 虽然排出三氧化二铁。再在一定温度和条件下进行还原, 对氯盐进行反应, 从而生成氯化铁形式。而煤系的高岭土在碳中进行煅烧期间, 也会发生一定的还原反应促进三价铁的还原现象, 特别在煤系高岭土中进行开发利用比较合适。

3 结语

高岭土的除铁工艺还在发展阶段, 要进行合理的除铁方法还要考虑多种因素。所以在实际研究过程中, 工艺的操作人员就要具有相关知识和技能。不仅要根据高岭土在化学因素上的本身价值, 还要根据不同的差异问题来选择工艺, 这样保证良好的除铁效果。

摘要:我国在高岭土使用中是一个发展大国, 但由于我国高质量的高岭土资源短缺现象比较严重, 所以就要对低质量的高岭土进行深度加工, 从而选择出优质的高岭土资源。在本文中利用除铁工艺进行研究、表明, 阐述高岭土选矿除铁工艺的应用现状。

关键词:高岭土,选矿,除铁工艺

参考文献

[1]王浩.砂质高岭土的工艺矿物学及选矿试验研究[D].武汉理工大学, 2013.

[2]曾翔.中和回调法处理高岭土选矿酸性废水的实验与应用[D].湘潭大学, 2014.

[3]洪微.煤尾矿中硬质高岭土选矿提纯试验研究[D].武汉理工大学, 2014.

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