选矿工艺流程设计
第一章绪论
一、必要性和重要意义
有色金属产业属云南省五大经济支柱之一，在云南省“十五”规划中明确提出：“发展壮大以磷化工和有色金属为重点的矿业。大力发展锌，继续发展铜，巩固提高锡，积极发展铝，建好国家磷复合肥基地、兰坪铅锌矿和会泽锌基地。积极实施矿业对外开放。依靠科技进步，增加精深加工能力，提高矿业整体经济效益”。因此，本项目符合云南省相关政策的要求。同时本项目也能带动边疆少数民族地区经济发展。
我国铜资源十分紧缺，现阶段已是世界第一进口铜大国。随着经济建设的发展和全面建设小康社会的需要，其缺口将越来越大。虽然说在世界经济全球化的今天只要有外汇可到国际市场上购买，但以长远和战略考虑，过份依赖国际进口对我国的持续经济发展和国防带来极大隐患，自立才能自强，必须建立自己的原料基地。同时开发铜矿业符合中央西部大开发的政策，也符合国家的产业政策。铜矿业有广阔的市场前景，由于它不权是一种特殊的生产物资和战略物资，在某些方面且是不可代替的特殊材料，以发展的前景来看，不论是现在或将来，铜原料在我国都是紧缺物资，始终是卖方市场。
二、选矿厂设计的意义
选矿厂设计是矿山建设中极其重要的关键环节。矿山建设项目确定之前，它为项目决策提供科学依据；项目确定之后，又为项
目提供设计文件。同时，它也是将科学技术转换为生产的枢纽，生产中的先进经验、先进技术及科研新发展成果，都要通过设计推广到生产中。因此，做好设计工作，对节约投资、建成投产后迅速达到设计规模和取得经济效益都起着决定作用，对提高选矿科学技术水平也有重要的现实意义。
三、选矿厂设计的目的
设计出体现国家工业建设有关方针政策、切合实际、技术设备先进可靠、经济效益好的矿厂，也就是说，根据矿石特性、选矿试验成果和要求，确定合理的工艺流程；选择适宜的工艺设备；进行合理的设备配置；设计合理的工艺厂房；配备必要的劳动定员。此外，对综合回收、环境保护、辅助设施、厂房结构等进行精心设计，使选矿厂基建投资发挥最大的效益，并为新建选矿厂生产获得较高的技术经济指标创造良好的条件。
四、选矿厂设计文件依据
离城区较近，交通便利，有铁路与贵昆铁路线相接。矿区出露的地层为远古代昆阳群，属地槽型沉积矿床。厚度大，变质轻微，褶皱强烈，断裂发育。矿石包括两种不同的工业类型，即白云岩层状铜矿石和扁豆状含铜铁矿石。矿石中含铜品位约0.93%，含铜铁矿石平均含铁20%。次设计为白云岩层状铜矿石。
铜矿石中铜矿物以斑铜矿、辉铜矿、孔雀石为主，黄铜矿、铜兰、硅孔雀石次之。硫化铜矿物主要是斑铜矿、辉铜矿，其次是铜兰、黄铜矿。其构造以侵染状、星点状、散点状为主，网状较少，部分沿围岩及裂隙侵染状呈马尾丝状，嵌布粒度在0.0015~0.1mm之间。氧化铜矿物多呈薄膜状，嵌布粒度在0.01~0.06mm之间。脉石矿物以白云石、石英为主，长石、方解石次之。矿石中可回收利用的伴生组分主要是银，其次是金。金、银都可富集在铜精矿中。
第二章车间生产能力及工作制度
工作小时数×100%
作业率=
年小时数
第三章 工艺流程的选择与计算
3．1 破碎筛分流程的选择
破碎车间的的生产能力为100t/h ，原矿普氏硬度f=14~16,为中硬矿石，其中含有较多的矿物，如斑铜矿、辉铜矿、孔雀石等。属于中等可碎性矿石，原矿最大块粒度为450mm ，最终产品粒度为10mm 。矿区出露的地层为远古代昆阳群，属地槽型沉积矿床。厚度大，变质轻微，褶皱强烈，断裂发育。
根据总破碎比S=min
max d
D
=450/10=45，考虑采用三段一闭路流程。
第
一、二段采用棒条筛分，第二段采用预先和检查筛分。第一段选用选用PZ900×1200复摆式颚式碎矿机，第二段选用PYY2200/130单缸液压短头圆锥碎矿机。筛分段选用SZZ1800×3600mm 型振动筛。
破碎筛分流程图见《说明书》图1。
3．2 破碎筛分流程的计算
1．总破碎比为S=45，采用三段一闭路流程。
2．计算各段破碎比，试选一破碎比S 1
=3.1，S 2
= 3.3，S 3
=4.4。
3．计算各段破碎产物的最大粒度d 。 d 5
/mm=D
max
/ S 1
=450/3.1=145.2mm (取145)
d 9
/mm=( D
max
/ S 1
)S 2
=145/3.3=43.9mm （取44）
d 11
/mm=( D
max
/ S 1
)S 2
S 3
=44/4.4=10.0mm(取10)
4．计算各段破碎机排矿口宽度b 。
破碎机排矿口宽度与不同破碎机型式的最大相对粒度
（Z
max
）有关。根据初定各段破碎机的型式，计算排矿口宽度：
b
1/mm= d
5
/Z
max
1
=145/1.6=90.6mm（取91）
b
2/mm= d
9
/ Z
max
2
=44/1.9=23.1mm（取23）
闭路破碎破碎机排矿口宽度：
b
3/mm= 0.8d
11
=0.8*10=8.0mm（取8）
5．确定筛孔大小（a）及筛分效率（E）
筛分段选用SZZ1800×3600mm型振动筛。检查筛分的
效率方法确定，按等值筛分工作制度，a
1=10mm，a
2
=50mm。
筛分效率E
1= E
2
=60%。三段预先和检查筛分采用振动筛a
3
=1.2
d
11=13.2mm（取13），筛分效率E
3
=80%。
6．计算各产物的矿量Q（t/h）和产率γ（%）
Q
1
= Q
2
= Q
3
= Q
5
=100 t/h ，γ
1
=γ
2
=γ
3
=γ
5
=100%
Q
6
= Q
7
C/%=（1‐β15
3
-E）/β157- E
=（1‐0.14×0.8/(0.72×0.8)
=153.45%
γ
7
=C=153.45%
Q
7
= C×Q
3
=153.45%×100=153.45 (t/h)
Q
4
=Q
7
+Q
3
=153.45+100=253.45 (t/h)
γ
3
=γ
3
+γ
7
=100%+153.45%=253.45 (t/h)
式中β13
3
-、β137-——分别为产物3、7中小于本段筛孔粒级的含量。其中β13
3
-数值应等于产物中小于13mm粒级含量与粗碎机排矿中新生成小于13mm粒级含量之和。β13
7
-数值应等于产物7中小于
13mm粒级含量与中碎机排矿中新生成小于13mm粒级含量之和。实际计算中通常只用粗碎机和中碎机产物粒级特性曲线作近似计算。所以上述各值分别由《选矿厂设计》书中图5.2-2、5.2-5查出。
8．破碎数量流程图见1号图纸图1。
3.3 磨浮流程的选择
原矿品位0.7~0.8%左右，平均氧化率18~25%，结合率7~14%。真比重2.68，堆比重1.59，普氏硬度f=14~16。
铜矿石中铜矿物以斑铜矿、辉铜矿、孔雀石为主，黄铜矿、铜兰、硅孔雀石次之。硫化铜矿物主要是斑铜矿、辉铜矿，其次是铜兰、黄铜矿。其构造以侵染状、星点状、散点状为主，网状较少，部分沿围岩及裂隙侵染状呈马尾丝状，嵌布粒度在0.0015~0.1mm之间。氧化铜矿物多呈薄膜状，嵌布粒度在0.01~0.06mm之间。脉石矿物以白云石、石英为主，长石、方解石次之。
因此，采用两段磨矿，磨矿流程是带检查分级机的闭路磨矿，给矿粒度是20~0mm，磨矿细度为50%-200目，采用 2100×4500溢流型球磨机台时处理量为20吨。
磨矿流程图见《说明书》图3。
3．4 磨浮流程的计算
1．磨矿流程的原始指标
一段磨的排矿粒度为0.2mm（相当于55%-200目），二段磨的排矿粒度为0.1mm（相当于90%-200目）；第一段磨矿的循环负
荷为C
Ⅰ=（200~300）%，第二段磨矿的循环负荷为C
Ⅱ
=（250~350）%。
2．磨矿流程的计算
第一、二段定出C
Ⅰ值，则C
Ⅰ
=250%，然后求出各产物的Q和γ
值。
已知β
1=8%，β
4
=42.68%（-200目含量），C
Ⅰ
=250%，K=0.82，
m=2,查表5.2.11得β
5
=7.18%。
Q
1= Q
2
=66.7(t/h)
β
2=β
1
+（β
4
-β
1
）/(1+km)=8%+(42.68-8)%/(1+0.82*2)
=21.14%
Q
6= Q
5
= Q
1
（β
4
-β
2
）(1+ C
Ⅰ
)/（β
4
-β
5
）
=66.7×（42.68 -21.4）（1+250%）/(42.68 -7.18) =139.94 (t/h)
Q
3= Q
2
+ Q
6
=66.7+139.44=206.14 (t/h)
γ
5=γ
6
= Q
5
/ Q
1
×100%=139.14/66.7=209.81%
γ
3= Q
3
/ Q
1
×100%=206.14/66.7=309.06%
第三段定出C
Ⅱ
值，C
Ⅱ
=300%，确定各产物的-200目含量，然
后由物料平衡进行分解计算，求出Q及γ值。
Q
1= Q
4
=66.7 t/h
Q
22
=7.39 (t/h)
β
9=65.70%（-200目含量），β
10
=13.21%（-200目含量），
β
7=27.09%（-200目含量），C
Ⅱ
=300%。
Q
7
= Q
4
+ Q
22
=66.7+7.39=74.09 (t/h)
Q
10
= Q
7
（β
9
-β
7
）(1+ C
Ⅱ
)/（β
9
-β
10
）
=74.09×(65.70 -27.09)（1+300%）/(65.70 -13.21) =217.99(t/h)
Q
11
= Q
10
=217.99 (t/h)
Q
8= Q
7
+ Q
11
=74.09+217.99=292.08 (t/h)
γ
10=γ
11
= Q
10
/ Q
1
×100%=217.99/66.7=326.82%
γ
8= Q
8
/ Q
1
×100%=292.08/66.7=439.90%
四段小球磨
Q
24= Q
21
=3.13 (t/h)
β
24=93.39%，β
25
=27.44%,β
21
=62.59%，C
3
=180%。
Q
25= Q
21
（β
24
-β
21
）(1+ C
3
)/（β
24
-β
25
）
=3.13×(93.39 -62.59)（1+180%）/(93.39 -27.44) =4.09 (t/h)
Q
26= Q
25
=4.09 (t/h)
Q
23= Q
21
+Q
26
=3.13+4.09=7.22 (t/h)
γ
25=γ
26
= Q
25
/ Q
1
×100%=4.09/66.7=6.13%
γ
23= Q
23
/ Q
1
×100%=7.22/66.7=10.82%
3.浮选流程的计算
3．1求出必要而充分的原始指标数目
N
p =C(n
p
-a
p
)=2（12-6）=12
3．2确定原始指标Q
1
=100 (t/h)
3.3 用平衡方程式求出其余产物未知的εn
值。 ε28
=ε30+ε31
ε31
=ε28
- ε30=135.08 -91=44.08%
ε21
=ε12
+ε17
=94.43+0.90=95.53%
ε27
=ε31+ε21
=44.08+95.53=139.61%
ε29
=ε27
-ε28
=139.61 -135.08=4.53%
ε16
=ε14+ε29
=3.60+4.53=8.13%
ε18
=ε16
-ε17
=8.13 -0.90=7.23%
ε22
=ε18
+ε19
=7.23+14.88=22.11%
ε7
=ε4+ε22
=100+22.11=122.11%
ε7
=ε13
ε13
=ε9
-ε12
=122.11 -94.43=27.68%
ε15
=ε13
-ε14
=27.68 -3.60=24.08%
ε20
=ε15-ε19
=24.08 -14.88=9.20%
3.4 利用公式γn
=
n
n ββε1求出各作业的精矿γn
值,其余产物用平衡
方程式求出。 γ1
=γ4
=100% β
1
=0.73
γ12
=ε12
β
1
/β12
=94.43×0.73/15.94=4.32% γ14
=ε14
β
1/β14
=3.60×0.73/2.11=1.25% γ17
=ε17
β
1/β17
=0.90×0.73/1.73=0.38% γ19
=ε19
β
1/β19
=14.88×0.73/1.39=7.81% γ28
=ε28
β
1/β28
=135.08×0.73/15.65=6.30% γ30
=ε30
β
1/β
30
=91×0.73/28.9=2.30%
γ31
=γ28
-γ30
=6.30-2.30=4.00%
γ21
=γ12
+γ17
=4.32+0.38=4.70%
γ27
=γ31+γ21
=4.00+4.70=8.70%
γ29
=γ27
-γ28
=8.70 -6.30=2.40%
γ16
=γ14+γ29
=1.25+2.40=3.65%
γ18
=γ16
—γ17
=3.65 -0.38=3.27%
γ22
=γ18
+γ19
=3.27+7.81=11.08%
γ7
=γ4+γ22
=100+11.08=111.08%
γ7
=γ9
γ13
=γ9
-γ12
=111.08-4.32=106.76%
γ15
=γ13
-γ14
=106.76 -1.25=105.51%
γ20
=γ15-γ19
=105.51 -7.81=97.7%
3.5 利用公式βn
=
n
n γ
βε1，求出其余未知的产物βn
值。
β1
=0.73%
β
31
=
31
131γβε=8.04% β
21
=
21
121γβε=14.68%
β
27
=
271
27γβ
ε=11.65% β
29
=
291
29γβ
ε=1.35%
β
16
=
161
16γβ
ε=1.60% β
16
=
161
16γβ
ε=1.60%
β
18
=
181
18γβ
ε=1.61% β
22
=
221
22γβ
ε=1.46%
β
7
=
71
7γβ
ε=0.80% β
13
=
131
13γβ
ε=0.19%
β
15
=
151
15γβ
ε=0.17% β
20
=
201
20γβ
ε=0.07%
3.6 利用公式 Q
N = Q
1
γ
n
求出各作业的精矿的Q
N
值，其余产物
用平衡方程式求出。
Q
4= Q
1
=66.7 (t/h)
Q
12= Q
1
×γ
12
=66.7×4.32%=2.88 (t/h)
Q
14= Q
1
×γ
14
=66.7×1.25%=0.83 (t/h)
Q
17 =Q
1
×γ
17
=66.7×0.38%=0.25 (t/h)
Q
19 =Q
1
×γ
19
=66.7×7.81%=5.21 (t/h)
Q
28=Q
1
×γ
28
=66.7×6.30%=4.20 (t/h)
Q
30=Q
1
×γ
30
=66.7×2.30%=1.53 (t/h)
Q
31= Q
28
- Q
30
=4.20-1.53=2.67 (t/h)
Q
21=Q
12
+ Q
17
=2.88+0.25=3.13 (t/h)
Q
27= Q
31
+Q
21
=2.67+3.13=5.80 (t/h)
Q
29=Q
27
-Q
28
=5.80-4.20=1.60 (t/h)
Q
16=Q
14
+Q
29
=0.83+1.60=2.43 (t/h)
Q
18= Q
16
-Q
17
=2.43 -0.25=2.18 (t/h)
Q
22= Q
18
+Q
19
=2.18+5.21=7.39 (t/h)
Q
7=Q
4
+Q
22
=66.7+7.39=74.09 (t/h)
Q
7=Q
9
Q
13=Q
9
-Q
12
=74.09-2.88=71.21 (t/h)
Q
15=Q
13
-Q
14
=71.21-0.83=70.38 (t/h)
Q
20=Q
15
-Q
19
=70.38-5.21=65.17 (t/h)
3.7 按公式P
n =Q
n
β
n
求出各作业的精矿的P
n
值。
P
12= Q
12
β
12
=2.88×15.94%=0.46 (t/h)
P
14= Q
14
β
14
=0.83×1.25%=0.01 (t/h)
P
17=Q
17
β
17
=0.25×1.73%=0.004 (t/h)
P
19=Q
19
β
19
=5.21×1.39%=0.07 (t/h)
P
28=Q
28
β
28
=4.20×15.65%=0.65 (t/h)
P
30=Q
30
β
30
=1.53×28.9%=0.44 (t/h)
P
31=P
28
-P
30
=0.65 -0.44=0.21 (t/h)
P
21=P
12
+P
17
=0.46+0.004=0.464 (t/h)
P
27=P
31
+P
21
=0.21+0.464=0.674 (t/h)
P
29=P
27
-P
28
=0.674-0.65=0.024 (t/h)
P
16=P
14
+P
29
=0.01+0.024=0.034 (t/h)
P
18=P
16
+P
17
=0.034+0.004=0.038 (t/h)
P
22=P
18
+P
19
=0.038+0.07=0.108 (t/h)
P
7=P
4
+P
22
=66.7+0.108=66.808 (t/h)
P
7=P
9
P
13=P
9
-P
12
=66.808 -0.46=66.348 (t/h)
P
15=P
13
-P
14
=66.348 -0.01=66.338 (t/h)
P
20=P
15
-P
19
=66.338 -0.07 =66.268 (t/h)
3.8 磨浮数质量流程图见1号图纸图1。4．矿浆流程的计算
4.1 各产物的矿量
4.2 根据附录选取必须保证的R
n 值和不可调节的R
n
值
必须保证的R
n
：
R
Ⅰ=0.25 R
Ⅲ
=0.39 R
Ⅴ
=0.68 R
Ⅵ
=1.86 R
4
=1.22
R
9=1.8 R
24
=3.2 R
Ⅶ
=2 R
Ⅷ
=7.7 R
Ⅸ
=2.58
RⅫ=4.4 RⅩⅢ=4.33.
不可调节的R
n
:
R
1=0.05 R
5
=0.22 R
10
=0.67 R
12
=0.5
R
25=0.6 R
14
=1.38 R
17
=1.78 R
28
=1.63
R
19=2.57 R
30
=2.5
4.3 利用公式W
n
=Q
n
R
n
计算已知R
n
的作业及产物的水量W
n
（t/h）
W
Ⅰ=Q
1
R
Ⅰ
=
W
Ⅲ=Q
5
R
Ⅲ
=
W
Ⅴ=Q
10
R
Ⅴ
=
WⅪ= Q
13
RⅪ=
W
4=Q
4
R
4
=
W
9=Q
9
R
9
=
W
24=Q
24
R
24
=
W
Ⅵ=Q
9
R
Ⅵ
=
W
Ⅶ=Q
13
R
Ⅶ
=
W
Ⅷ=Q
14
R
Ⅷ
=
W
Ⅸ=Q
15
R
Ⅸ
=
WⅫ= Q27 RⅫ= WⅩⅢ=Q
28
RⅩⅢ=
W
1=Q
1
R
1
=
W
5=Q
5
R
5
=
W
10=Q
10
R
10
=
W
25=Q
25
R
25
=
W
12=Q
12
R
12
=
W
14=Q
14
R
14
=
W
17=Q
17
R
17
=
W
28=Q
28
R
28
=
W
19=Q
19
R
19
=
W
30=Q
30
R
30
=
4.4 用平衡方程式求出其余产物的W
n
值
W
2= W
Ⅰ
= (t/h)
W
31= WⅩⅢ-W
30
=
W
29=WⅫ-W
28
=
W
27=W
24
+W
31
=
W
26
=WⅪ=
W
21=W
12
+W
17
=
W
23=W
21
+W
26
=
W
18=W
Ⅷ
-W
17
=
W
2
2=W
18
+W
19
=
W
7=W
4
+W
2
2
=
W
Ⅴ= W
11
=
W
8=W
7
+W
11
=
W
6= W
Ⅲ
=
W
3=W
6
+W
2
=
W
13=W
Ⅵ
-W
12
=
W
15=W
Ⅷ
-W
14
=
W
16=W
14
+W
29
=
W
2=W
Ⅸ
-W
19
=
W
Ⅳ= W
9
+ W
10
=
W
Ⅱ=W
4
+W
5
=
W
Ⅹ=W
24
+W
25
=
4.5 利用公式∑W
进入物+L=W
作业
，求各作业的补加水L
n
根据生产实践，粗、扫选作业不补加水，则L
Ⅲ=0，L
Ⅵ
=0，
L
Ⅷ
=0。
L
Ⅰ=W
Ⅰ
-W
1
= (t/h)
L Ⅱ=WⅡ-W
3
= (t/h)
L Ⅲ
= W Ⅲ
-W 5
=
L Ⅳ
=W Ⅳ
-W 8
= (t/h)
L Ⅴ
=W Ⅴ
-W 10
= (t/h)
L Ⅵ
= W Ⅵ
-W 9
=
L Ⅶ
=W Ⅶ
-W 13
= (t/h)
L Ⅷ
= W Ⅷ
-W 16
=
L Ⅸ
=W Ⅸ
-W 15
= (t/h)
L Ⅹ
=W Ⅹ
-W 23
= (t/h)
L Ⅺ=W Ⅺ-W 25
=
L Ⅻ=W Ⅻ-W 27
=
L ⅩⅢ=W ⅩⅢ-W 28
=
进入流程的总水量： W
1
+∑L
n
=
W 1
+L Ⅰ
+L Ⅱ
+L Ⅲ
+L Ⅳ
+L Ⅴ
+L Ⅵ
+L Ⅶ
+L Ⅷ
+L Ⅸ
+L Ⅹ
= = (t/h) 自流程排出的水量：
W 25
+W 19
=0.98+77.59=78.57 (t/h) ,则
水量平衡，符合要求。 4.6 利用公式R n
=
n
n Q W 计算作业及产物未知的R n
值
R 2
=
2
2Q W = R 3
=
3
3Q W =
R Ⅱ
=3
Q W Ⅱ
= R 6
=
6
6Q W =
R 7
=
7
7Q W =
R 8
=
8
8Q W = R 11
=11
11
Q W =
R Ⅳ
=
8Q W Ⅳ= R 13
=
13
13Q W =
R 15
=
1515Q W = R 16
=
16
16Q W =
R 18
=
18
18Q W = R 20
=
20
20Q W = R 21
=
2121Q W = R 22
=
22
22Q W = R 23
=
23
23Q W =
R Ⅹ
=
23
Q W x = R 26
=
26
26Q W = R 29
=
29
29Q W =
R 27
=
27
27Q W = R 31
=
31
31Q W =
4.7 利用公式)1
(ρ
+
=n n n
R Q V
计算各作业及产物的
V n
值（m 3
/h ）。
=
+
=ρ
1
W 11Q V = =+
=ρ
2
22
W Q V
=+
=ρ
3
33W Q V =+
=ρ
4
44W Q V
=
+
=ρ
5
55W Q V =
+
=ρ
6
66
W Q V
=+
=ρ
7
77W Q V =
+
=ρ
8
88W Q V
=
+
=ρ
9
99W Q V =
+
=ρ
10
1010
W Q V
=
+
=ρ
11
1111W Q V =
+
=ρ
12
1212
W Q V
=+
=ρ
13
1313W Q V =
+
=ρ
14
1414W Q V =+
=ρ
15
1515W Q V =
+
=ρ
16
1616W Q V
=+
=ρ
17
1717W Q V =+
=ρ
18
1818W Q V
=
+
=ρ
19
1919W Q V =
+
=ρ
20
2020
W Q V
=+
=ρ
21
2121W Q V =
+
=ρ
22
2222W Q V =+
=ρ
23
2323W Q V =
+
=ρ
24
2424W Q V =
+
=ρ
25
2525W Q V =
+
=ρ
26
2626
W Q V
=+
=ρ
7
27272W Q V =
+
=ρ
8
28282W Q V =+
=ρ
9
29292W Q V =
+
=ρ
30
3030W Q V
=
+
=ρ
31
3131Q Q V
=+
=ρ
1
W Q V ⅠⅠ= (m 3
) =
+
=ρ
3
W Q V
ⅡⅡ
= (m 3
)
=+
=ρ
5
W Q V ⅢⅢ= (m 3
) =
+
=ρ
8
W Q V
ⅣⅣ
= (m 3
)
=
+
=ρ
10
W Q V ⅤⅤ= (m 3
) ρ
9
W Q V
+
=ⅥⅥ
= (m 3
)
=
+
=ρ
13
W Q V ⅦⅦ= (m 3) =
+
=ρ
16
W Q V
ⅧⅧ
= (m 3
)
=+
=ρ
15
W Q V ⅨⅨ= (m 3
) =
+
=ρ
23
W Q V
ⅩⅩ
= (m 3
)
V Ⅺ=W Ⅺ+ ρ
25
Q = V Ⅻ=W Ⅻ+
ρ
27
Q =
V ⅩⅢ=W ⅩⅢ+ ρ
28
Q =
4.8 计算工艺生产用水量及水耗指标W g
总水量：
∑L 0
=∑L+（0.1~0.15）∑L
=77.29+0.115×77.29 =86.18 (t) 水耗指标：
W g
=1.15∑L/q=86.18/25.64=3.36 (t 水/t
矿石
)
4.9 矿浆流程图见1号图纸图1。
5. 脱水流程的选择与计算
原始指标：
为便于最终浮选精矿用溜槽运输，浮选最终精矿的浓度稀释到液固比为0.3，出厂指标精矿含水量要求小于15%。
稀土生产工艺流程图 +矿的开采技术要点
稀土生产工艺流程图 白云鄂博矿 矿石粉碎 弱磁、强磁选矿 铁精矿 强磁中矿、尾矿 火法生产线 汽车尾气净化器 永磁电机 节能灯 风力发电机 各种发光标牌 电动汽车 电动 核磁共振 自行车 磁悬浮 磁选机
稀土矿的开采技术和稀土矿开采方法介绍 时间：2012-2-20 15:24:22 作者：稀土信息部点击：1606次网站电话：028-******** 稀土矿在地壳中主要以矿物形式存在，其赋存状态主要有三种：作为矿物的基本组成元素，稀土以离子化合物形式赋存于矿物晶格中，构成矿物的必不可少的成分。这类矿物通常称为稀土矿物，如独居石、氟碳铈矿等。作为矿物的杂质元素，以类质同象置换的形式，分散于造岩矿物和稀有金属矿物中，这类矿物可称为含有稀土元素的矿物，如磷灰石、萤石等。呈离子状态被吸附于某些矿物的表面或颗粒间。这类矿物主要是各种粘土矿物、云母类矿物。这类状态的稀土元素很容易提取。 常用的稀土矿开采技术 离子型稀土的技术是我国完全拥有的自主知识产权。赣州有色冶金研究所是我国离子吸附型稀土矿的发现、命名和二代稀土提取工艺科技成果的主要享有单位。时任赣州有色冶金研究所分管科研副所长、后任所长的丁嘉榆同志，作为离子型稀土矿第二代提取工艺的发明及应用的主要参与者、领导者，对这一事件的历史发展进程有着刻骨铭心的记忆。应记者之约，丁嘉榆同志对这一历史事件进行了全面地、系统地回顾和总结。 时至1970年，在过去长达175年的稀土矿产资源开发利用史中，人们发现自然界中含稀土元素及其化合物的矿物多达200 种。但真正实际有工业利用价值的稀土矿物原料却为数不多，数量约十种左右。主要有独居石、铈硅石、氟碳铈矿、硅铍钇矿、磷钇矿、褐帘石、铌钇矿、黑稀金矿。但这些矿物中却大部份含有一定数量的铀或钍，而且稀土矿物均以固态、矿物相矿物性态存在，它们往往是与放射性元素共生或伴生。 稀土矿开采方法介绍 1、辐射选矿法 主要利用矿石中稀土矿物与脉石矿物中钍含量的不同，采用γ-射线选矿机，使稀土矿物与脉石矿物分开。辐射选矿法多用于稀土矿石的预选。目前，这种方法在工业上未广泛适用。 2、重力选矿法 利用稀土矿物与脉石矿物密度的不同进行分选。常用的重选设备有圆锥选矿机，螺旋选矿机，摇床等。采用重选主要使稀土矿物与密度低的石英、方解石等脉石矿物的分离，以达到预选富集或者获得稀土精矿的目的。重选广发用于海滨砂矿的生产；在稀土脉矿的选矿中有时也用来作为预先富集的手段。 3、磁选分离法 有些稀土矿物具有弱磁性。可利用它们与伴生脉石及其他矿物比磁系数的不同，采用不同磁场强度的磁选机使稀土矿物与其他矿物分离。在海滨砂矿的选矿中，常采用弱磁选使钛铁矿与独居石分离；也可以采用强磁选使独居石与锆英石、石英灯矿物分离。在稀土脉矿的选矿中，为了简化浮选流程和节省浮选剂，有时也采用强磁选使稀土矿物预先富集。随着强磁技术的不断发展，强磁选将越来越广泛地用于稀土矿的选矿流程之中。 4、浮选法 利用稀土矿物与伴生矿物表面物理化学性质的差别，采用浮选法使之与伴生脉石及其矿物分离而获得精矿，是目前稀土脉矿生产中广泛采用的主要选矿方法。美国帕斯山稀土矿就是采用浮选法生产稀土矿精矿。在海滨砂的生产中，在用重选获得重砂之后，也常常采用浮选法从重砂中获得稀土精矿。 5、电选法 稀土矿物属于非良导体，可利用其导电性能与伴生矿物有所不同，采用电选法使之与导电性好的矿物进行分离。电选常用于海滨砂矿重选的精选作业。
选矿工艺流程修订稿
选矿工艺流程 WEIHUA system office room 【WEIHUA 16H-WEIHUA WEIHUA8Q8-
工艺流程试验是为选矿厂设计（或现有选矿厂的技术改造）提供依据，在选矿厂初步设计（或拟定现场技术改造方案）前进行。一般选进行试验室试验，然后在试验室试验的基础上，根据情况决定是否进行半工业或工业试验。 选矿工艺流程试试验内容和必要的资料收集，一般由试验研究单位负责制订，有条件的可由试验、设计和生产部门三结合洽商确定。 一、收集资料的一般内容如下，但具体工程需根据条件的不同，区别对待 （一）了解上级机关下达任务的目地和委托单位提出的要求，例如：选矿厂规模、服务年限；主要有用成分和伴生成综合利用问题；试验阶段的划分；要求试验完成日期；选矿厂处理单一矿床的矿石还是几个矿床、不同类型的矿石；用户对精矿化学成分的特殊要求以及对精矿等级和粒度的要求；建厂地区的水源，选矿药剂，焙烧用燃料等的供应情况和性能分析资料等。 （二）了解有关地质资料，例如：矿床类型；地质储量；矿体产状；矿石类型；品位特征；嵌布特性；围岩脉石等变化情况；远景评价；采样设计等。 （三）了解采矿设计方面的资料，例如：采矿的开拓方案和采矿方法；不同类型矿石的混采、分采；围岩混入率和矿石采出品位；开采设计矿区的矿石类型配比和平均品位；开采设计5－10年内逐年开采的矿石类型配比和平均品位等。 （四）了解选矿方面资料，例如：选矿设计对试验的特殊要求。国内外类似矿石的试验研究和生产实践情况，可能应用的选进技术等。 二、选矿工艺流程试验主要内容有 （一）矿石性质研究 是选择选矿方案和确定选厂设计方案时与类似矿石生产实践作对比分析的依据，其中某些数据是选厂具体设计中必不可少的原始数据。 矿石性质研究包括：光谱定性和半定量，化学全分析，岩矿鉴定，物相分析，粒度分析，磁性分析，重液分析，试金分析，磨矿细度，矿石可磨度，及各种物理性能（比重、比磁化系数、导电率、水分、真比重和假比重、堆积角和摩擦角、硬度、粘度等）。 （二）选矿方法、流程结构，选矿指标和工艺条件 直接关系到选矿厂的设计方案和具体组成，是选厂设计的主要原始资料，必须慎重考虑，要求选矿方法、流程结构合理，选矿指标可靠。
某选矿厂工艺流程优化研究
某选矿厂工艺流程优化研究 发表时间：2019-12-18T14:31:12.037Z 来源：《基层建设》2019年第26期作者：张利英 [导读] 摘要：论述了某选矿厂自投产生产后，由于原矿性质的变化，流程各作业技术指标及工艺参数与设计偏差较大，各作业量的分配及工艺参数也发生了变化。 内蒙古包钢钢联股份有限公司巴润矿业分公司内蒙古包头 014080 摘要：论述了某选矿厂自投产生产后，由于原矿性质的变化，流程各作业技术指标及工艺参数与设计偏差较大，各作业量的分配及工艺参数也发生了变化。通过对选别流程进行的全面考查，找到问题的原因所在，并采取措施对流程进行了优化，实现对生产过程的有效控制，在稳定质量的同时优化流程结构，降低尾矿品位、提高金属回收率。 关键词：破碎筛分；选别工艺；水力旋流器 某选矿厂选矿工艺采用三段一闭路破碎、阶段磨矿、阶段选别的工艺流程，相应形成了破碎、磨选磁选、尾矿浓缩等三个作业区。采场采出的矿石由汽车运至采场破碎站进行粗破碎，粗破碎后 0 ～ 250 mm 的矿石通过胶带运输机送至圆筒矿仓内。破碎车间经过中碎、细碎处理后，产品粒度为 0 ～ 12 mm，送到磨选作业区处理。过滤后的精矿由管道进行输送。尾矿经尾矿浓密机浓缩后，其底流经过尾矿泵站送至尾矿库，实现尾矿高浓度输送。选矿厂生产采用阶段磨矿、阶段选别工艺流程选别磁铁矿石，投产后生产基本稳定，精矿品位达到设计指标。但由于原矿品位偏低，流程各作业技术指标及工艺参数与设计偏差较大，各作业量的分配及工艺参数也发生了变化，因此对现有生产流程进行了全面考查，以深入了解选矿厂目前生产工艺现状，全面掌握选矿厂各作业的运行情况，对存在问题的作业重点分析，找到问题的原因所在，并采取措施对流程进一步优化，实现对生产过程的有效控制，在稳定质量的同时优化流程结构，以降低尾矿品位、提高金属回收率。 1、破碎作业考查结果分析 选矿区破碎车间的工艺为三段破碎一次筛分闭路破碎流程。采场采出的原矿由汽车运至采场破碎站，给入旋回破碎机进行粗破碎，粗碎产品通过胶带运输机送至混矿仓，经过两条给矿皮带给圆锥破碎机进行中破碎，中碎产品给入振动筛进行筛分，筛上产品给入细碎矿仓，经皮带给入圆锥破碎机进行细破碎，细碎产品经干选后与中碎产品混合给入筛分作业，筛上产品返回细碎矿仓，筛下 0 ～ 12 mm 产品通过皮带给入磨矿仓。 （1）台时量测定结果。破碎设备台时处理量的测定是测量一定皮带长度上的矿样质量，根据皮带速度计算其台时处理量。从破碎筛分设备台时处理量测定结果看，1# 中碎机台时处理能力为 1 319.11 t/h，2# 中碎机台时处理能力为 1 584.00 t/h，2 台中碎机的设计台时为1 400 t/h，平均台时处理能力超过设计值。1#，2#，3# 细碎机台时处理能力分别为889.85 t/h，938.02 t/h，971.03 t/h，处理能力均超过设计处理能力 830 t/h，细碎设备处理能力不够，超负荷运行。 （2）破碎作业产品粒度特性。考查期间粗碎旋回破碎机，1#，2# 中碎圆锥破碎机运行正常，对粗碎排矿，1#，2# 中碎排矿产品进行了粒度分析。从分析结果看，粗碎的排矿粒度在 0 ～ 250mm，而实际的最大排矿粒度 0 ～ 260 mm，为中碎创造了有利条件。 从中碎排矿粒度特性看，2# 中碎机75 mm 以上粒级含量为 5.03%，略有些偏高。中碎机要求排矿粒度 - 12 mm 含量大于 28%，1# 中碎-12 mm 含量 33.76%，2# 中碎- 12 mm 含量27.96%，2 台中碎 - 12 mm 含量基本达到设计要求。 从 3 台细碎的给矿、排矿粒度特性曲线看，给矿粒度 75 mm 以上粒级占 3% 左右，30 mm 以下粒级占 70% 左右。3 台细碎的排矿粒度30 mm 以上含量分别为 3.89%，5.16%，8.93%，而设计要求细碎的最大排矿粒度 25 mm，超过设计值。1#，2#，3# 细碎机的排矿粒度 - 12 mm 含量分别为 48%，52%，46%，其设计 12 mm 以下含量应为 58%，细碎的排矿粒度 12 mm 以下含量很低，没有达到设计排矿粒度。 （3）筛分作业。振动筛要求技术指标为筛分效率 ≥ 85%，从 3#，6# 振动筛产品粒度分析结果看，- 12 mm 粒度的筛分效率 82.79% ～95.87%，3# 振动筛的筛分效率略偏低些，2 台振动筛处理量均在设计台时处理能力 450 t/h 范围内，筛上循环负荷 342.54%，166%，均大于设计值 155%。考查期间振筛的筛孔尺寸为 15 mm × 20mm，由于细碎排矿粒度 - 12 mm 低于设计要求，使筛分作业给矿粒度粗粒级含量偏多，造成筛上量循环量增大，筛上返回细碎后，又加大了细碎设备的处理量，使细碎超负荷运转，形成恶性循环。 为减少筛上循环量，增加筛下合格粒级含量，必须提高细碎产品细粒级含量。由于细碎设备的作业率已高达 75%，而且超设计台时处理能力运转，细碎没富余能力，建议生产时启动3台细碎设备，日常运转 1台中碎破碎机，3 台细碎破碎机，增加细碎产品中粉矿的含量，保证筛分给矿 - 12mm 含量达到设计要求，同时可适当改变一下筛孔尺寸，进一步提高筛分效率，使破碎筛分工艺形成良性循环。 2、选别工艺流程考查结果分析及工艺优化方案 2.1一段磨矿分级作业 一段磨矿分级作业由一段球磨机和水力旋流器组形成闭路磨矿，共有 4 组一段球磨机和水力旋流器组成的一段闭路磨矿，分别对4个系列进行了单机考查。结果显示，一段球磨机的台时处理能力在350～370t/h，4 组一段磨矿分级旋流器的循环负荷分别为 258.67%， 203.11%，225.33%，268.06%，4# 旋流器组的循环负荷略高于要求的150% ～250%，其它 3 组均在设计要求范围内。4 组水力旋流器分级的质效率分别为 43.33%，44.22%，47.45%，36.15%，4# 水力旋流器组的分级效率偏低。 设计要求一次分级水力旋流器溢流粒度应达到- 0.074 mm 含量占 55% ～ 60%，考查期间溢流粒度偏粗，- 0.074 mm 含量在 53.35% ～58.50% 之间，平均 - 0.074 mm 含量占 55.06%。一方面由于入磨矿石粒度 - 12 mm 含量偏低，考查期间一段球磨皮带给矿粒度 - 12 含量占88.88%，生产要求入磨产品粒度 - 12 mm 含量应大于 95%，由于粗粒级含量增大，加大了一段球磨机的磨矿压力，使球磨机排矿粒度偏粗；另一方面，考查期间难磨矿石入选比例较大也对磨矿细度产生了一定影响。为保证一次溢流粒度，首先应该提高矿石的入磨粒度，使入磨产品细粒级含量达到设计要求，实现多碎少磨；其次从一段球磨机粒度入手，保证磨矿浓度，控制水力旋流器给矿压力，降低循环量，提高分级效率，提高一段磨矿分溢流粒度。 2.2 二段磨矿分级作业 二段磨矿分级作业由水力旋流器组形成预先分级，沉砂给入二段球磨机形成开路磨矿，分别进行了考查。 结果显示，二次分级水力旋流器溢流与沉砂的比例在 35：65左右，质效率在 19% ～ 26% 之间，再磨的粒度增加 20个百分点。二次分级水力旋流器给矿、溢流浓度都偏高，溢流的粒度 - 0.074 mm 含量在 66% 左右，比设计的 - 0.074 mm 含量大于 75% 的要求偏低。从二次分级作业产品粒度分析结果看，二旋沉平均粒度40.39% - 0.074 mm 含量，铁矿物的单体解离度55.92%，脉石矿物单体解离度为 32.85%，二
选矿实验流程
选矿试验的要求 选矿试验资料是选矿工艺设计的主要依据。选矿试验成果不仅对选矿设计的工艺流程、设备选型、产品方案、技术经济指标等的合理确定有着直接影响，而且也是选矿厂投产后能否顺利达到设计指标和获得经济效益的基础。因此，为设计提供依据的选矿试验，必须由专门的试验研究单位承担。选矿试验报告应按有关规定审查批准后才能作为设计依据。在选矿试验进行之前，选矿工艺设计者应对矿床资源特征、矿石类型和品级、矿石特征和工艺性质、以及可选性试验等资料充分了解，结合开采方案，向试验单位提出试验要求，在“要求”中，一般不必详述试验单位通常都应做到的内容，而应着重提出需要试验单位解决的特殊内容和主要问题。 一、选矿试验类型的划分 选矿试验按研究的目的可分为可选性试验、工艺流程试验和选矿单项技术试验三种，按试验规模可分为试验室试验、半工业试验和工业试验三种。为便于明确选矿试验要求和叙述的方便，概括上述两种分类，将选矿试验类型划分为可选性试验、试验室小型流程试验、试验室扩大连续试验、半工业试验、工业试验和选矿单项技术试验六种。 （1）可选性试验。一般由地质勘探部门完成。在地质普查、初勘和详勘阶段，应循序渐进地提高和加深可选性试验研究深度。可选性试验着重研究和探索各种类型和品级矿石的性质与可选性差别，基本选矿方法与可能达到的选矿指标，有害杂质剔除的难易，伴生成分综合回收的可能性等。试验研究的内容和深度应能判定被勘探的矿床矿石的利用在技术上是否可行、经济上是否合理,能为制订工业指标和矿床评价提供依据。可选性试验是在试验室装置或小型试验设备上进行的，一般只作矿床评价用。 （2）试验室小型流程试验。试验室小型流程试验是在矿床地质勘探完成之后，可行性研究或初步设计之前进行。它着重对矿石矿物特征和选矿工艺特性、选矿方法、工艺流程结构、选矿指标、工艺条件及产品（包括某些中间产品）等进行试验研究和分析,并应进行两个以上方案的试验对比。试验研究的内容和深度。一般应能满足设计工作中初步制订工艺流程和产品方案、选择主要工艺设备及进行设计方案比较的要求。由于试验室小型流程试验规模小、试料少、灵活性大、入力物力花费较少,因此允许在较大范围内进行广泛的探索，又因它的试料容易混匀，分批操作条件易于控制，因此是各项试验的最基本试验。但是,它是在试验室小型非连续（或局部连续）试验设备上进行的，其模拟程度和试验结果的可靠性虽优于可选性试验，但不及试验室扩大连续试验。 （3）试验室扩大连续试验。试验室扩大连续试验是在小型流程试验完成之后，根据小型流程试验确定的流程，用试验室设备模拟工业生产过程的磨矿、选别乃至脱水作业的连续试验。它着重考察流程动态平衡条件下（包括中矿返回）的选矿指标和工艺条件。各试验研究单位连续试验设备的能力很不一致，一般为 40 一 200kg/h。试验室扩大连续试验比小型流程试验的模拟性较好，可靠性较小型流程试验高些。 （4）半工业试验。半工业试验是在专门建立的半工业试验厂或车间进行的，试验可以是全流程的连续，也可以是局部作业的连续或单机的半工业试验。试验的目的主要是验证试验室试验的工艺流程方案，并取得近似于生产的技术经济指标，为选矿厂设计提供可靠的依据或为进一步做工业试验打下基础。半工业试验所用的设备为小型工业设备，试验厂的规模尚无明确的规定，一般为 1~5t/h。 (5）工业试验。工业试验是在专门建立的工业试验厂或利用生产选矿厂的一个系列甚至全厂进行的局部或全流程的试验，由于其设备、流程、技术条件与生产或今后的设计基本相同，故技术经济指标和技术参数比半工业试验更为可靠。
选矿方法(基本原理、工艺流程)
1、重介质选矿法： （1）方法是基于矿石中不同的矿粒间存在着密度差,（或粒度差），籍助流体动力和各种机械力作用，造成适宜的松散分层和分离条件，使不同物料得到分离。 重介质选矿分选原理 根据阿基米德定理，小于重介质密度的颗粒将在介质中上浮，大于重介质密度的颗粒在介质中下沉。 （2）工艺流程 矿石的重选流程是由一系列连续的作业组成。作业的性质可分成准备作业、选别作业、产品处理作业三个部分。(1) 准备作业，包括a:为使有用矿物单体解离而进行的破碎与磨矿；b:多胶性的或含黏土多的矿石进行洗矿和脱泥；c:采用筛分或水力分级方法对入选矿石按粒度分级。矿石分级后分别入选，有利于选择操作条件，提高分选效率。2) 选别作业，是矿石的分选的主体环节。选别流程有简有繁，简单的由单元作业组成，如重介质分选。(3) 产品处理作业，主要指精矿脱水、尾矿输送和堆存。 2、跳汰选矿法 （1）原理：跳汰选矿是在垂直交变介质流的作用下，使矿粒群松散，然后按密度差分层：轻的矿物在上层，叫轻产物；重的在下层，叫重产物，从而达到分选的目的。介质的密度在一定范围内增大，矿粒间的密度差越大，则分选效率越高。 实现跳汰过程的设备叫跳汰机。被选物料给入跳汰机内落到筛板上，便形成一个密集的物料展，这个物料层，称为床层。在给料的同时，从跳汰机下部周期性的给入上下交变的水流，垂直变速水流透过筛孔进入床层，物料就是在这种水流中经受跳汰的分选过程。 （2）工艺过程 当水流上升时，床层被冲起，呈现松散及悬浮的状态。此时，床层中的矿粒，按其自
身的特性（密度、粒度和形状），彼此作相对运动，开始进行分层。在水流已停止上升，但还没有转为下降水流之前，由于惯性力的作用，矿粒仍在运动，床层继续松散、分层。水流转为下降，床层逐渐紧密，但分层仍在继续。当全部矿粒落回筛面，它们彼此之间已丧失相对运动的可能，则分层作用基本停止。此时，只有那些密度较高、粒度很细的矿粒，穿过床层中大块物料的间隙，仍在向下运动，这种行为可看成是分层现象的继续。下降水流结束，床层完全紧密，分层便暂告终止。水流每完成一次周期性变化所用的时间称为跳汰周期。在一个跳汰周期内，床层经历了从紧密到松散分层再紧密的过程，颗粒受到了分选作用。只有经过多个跳汰周期之后，分层才逐趋完善。最后，高密度矿粒集中在床层下部，低密度矿粒则聚集在上层。然后，从跳汰机分别排放出来，从而获得了两种密度不同，即质量不同的产物。 3、浮选 （1）原理：浮选是根据矿物表面物理化学性质的差异，而分选矿物的一种选矿方法。 （2）浮选流程包括磨矿，分级，调浆及浮选的粗选、精选、扫选作业。有一段磨浮流程；分段磨矿－浮选的阶段磨浮流程；精矿或中矿再磨再选流程。浮选产出粗精矿的作业称粗选；粗精矿再选作业称精选；尾矿再选作业称扫选。回收矿石中多种有用矿物时，不同矿物先后浮选的流程称优先浮选或选择浮选；先将有用矿物全部浮出后再行分离的流程，称混合－分离浮选。工业生产时必须针对矿石的性质和对产品的要求，采用不同的药方和浮选流程。 浮选的原则流程即浮选的骨干流程或流程的主干结构。它一般包括段数、循环和矿物的浮选顺序等内容。 3）浮选机：浮选机类型：机械搅拌式浮选机、充气式浮选机、混合式浮选机或充气搅拌式浮选机、气体析出式浮选机。
选矿厂流程考查
选矿厂流程考查 【摘要】：一、流程考查的分类和主要内容；二、流程考查前的准备工作；三、流程考查中原始指标的选定；四、流程考查时常计算的各种指标；五、流程考查；六、流程考查时选别流程的计算；七、流程计算；八、流程考查报告的编写。 选矿厂要定期和不定期的对生产的状况、技术条件、技术指标、设备性能与工作状况、原料的性质、金属流失的去向以及有关的参数做局部及全部的流程调查，该调查称为流程考查。 流程考查的目的是： 1、调查了解全厂各工序、各系统、各循环、各作业、各机组或单机的生产现状和存在的问题，从而对考查的对象进行分析和评价。 2、通过对现行流程的考查及分析、为制定和修改现行流程、技术条件及操作规程提供依据，以便在以后的生产中获得更好的技术经济指标。 3、为总结和修改原设计以及总结生产经验进一步探索新问题提供资料。
4、查明生产中出现异常的原因，寻求平衡生产中不平衡的因素以便改善和提高经济指标。 流程考查是发现问题揭露矛盾的一种手段，在此基础上采取措施改进生产，从而达到提高选矿厂经济指标的目的。 一、流程考查的分类和主要内容 流程考查目的不同，考查的范围和对象也就不同。流程考查一般分为三类： （一）单元流程考查（系统、循环的考查）； （二）机组考查（单机、作业的考查）； （三）数质量流程（局部、全部）考查。 流程考查的内容大致如下： 1、原矿性质：包括入选原矿的矿物组成、结构、构造、化学组成、粒度组成、含水量、含泥量、矿石中有用矿物和脉石矿物的含量及嵌布特性，矿石的真假比重，摩擦角、安息角、可磨度及硬度等。
2、对生产中各工序、各作业、各机组的技术特性、技术条件、生产中每年产品的数量（矿量、产率、水量、液固比等）和质量（品位、回收率、粒度组成等）作系统的调查。 3、检查某些辅助设备的工作情况，以及对选别过程的影响。 4、计算统计全厂的总回收率，必要的作业回收率，有关产品的粒度组成，金属分布率，嵌布特性，有用矿物和脉石矿物的分布情况，出厂产品的质量情况。 5、检查有用矿物和金属流失的去向，以及某些作业、设备中的富集和积存情况。 6、通过上述考查，对工艺过程和原始数据进行分析、计算、绘制选矿数质量流程图和矿浆流程图，编制三析（筛析、水析、镜析）表、金属平衡表、水量平衡表，绘制有关产品的粒度特性曲线、有关产品的品位－回收率曲线和品位－损失率曲线。 7、按预先要求编写工艺流程考查报告。 二、流程考查前的准备工作
选矿工艺流程
选矿工艺流程 The manuscript was revised on the evening of 2021
工艺流程试验是为选矿厂设计（或现有选矿厂的技术改造）提供依据，在选矿厂初步设计（或拟定现场技术改造方案）前进行。一般选进行试验室试验，然后在试验室试验的基础上，根据情况决定是否进行半工业或工业试验。 选矿工艺流程试试验内容和必要的资料收集，一般由试验研究单位负责制订，有条件的可由试验、设计和生产部门三结合洽商确定。 一、收集资料的一般内容如下，但具体工程需根据条件的不同，区别对待 （一）了解上级机关下达任务的目地和委托单位提出的要求，例如：选矿厂规模、服务年限；主要有用成分和伴生成综合利用问题；试验阶段的划分；要求试验完成日期；选矿厂处理单一矿床的矿石还是几个矿床、不同类型的矿石；用户对精矿化学成分的特殊要求以及对精矿等级和粒度的要求；建厂地区的水源，选矿药剂，焙烧用燃料等的供应情况和性能分析资料等。 （二）了解有关地质资料，例如：矿床类型；地质储量；矿体产状；矿石类型；品位特征；嵌布特性；围岩脉石等变化情况；远景评价；采样设计等。 （三）了解采矿设计方面的资料，例如：采矿的开拓方案和采矿方法；不同类型矿石的混采、分采；围岩混入率和矿石采出品位；开采设计矿区的矿石类型配比和平均品位；开采设计5－10年内逐年开采的矿石类型配比和平均品位等。 （四）了解选矿方面资料，例如：选矿设计对试验的特殊要求。国内外类似矿石的试验研究和生产实践情况，可能应用的选进技术等。 二、选矿工艺流程试验主要内容有 （一）矿石性质研究 是选择选矿方案和确定选厂设计方案时与类似矿石生产实践作对比分析的依据，其中某些数据是选厂具体设计中必不可少的原始数据。 矿石性质研究包括：光谱定性和半定量，化学全分析，岩矿鉴定，物相分析，粒度分析，磁性分析，重液分析，试金分析，磨矿细度，矿石可磨度，及各种物理性能（比重、比磁化系数、导电率、水分、真比重和假比重、堆积角和摩擦角、硬度、粘度等）。 （二）选矿方法、流程结构，选矿指标和工艺条件 直接关系到选矿厂的设计方案和具体组成，是选厂设计的主要原始资料，必须慎重考虑，要求选矿方法、流程结构合理，选矿指标可靠。
洗煤工艺流程简述
洗煤工艺流程简述 一、煤的形成 二、煤炭的灰分 三、为什么要洗煤 四、洗煤的工艺 五、浮选柱的工作原理 一、煤的形成 煤是最主要的固体燃料，是可燃性有机岩的一种。它是由一定地质年代生长的繁茂植物，在适宜的地质环境中，逐渐堆积成厚层，并埋没在水底或泥沙中，经过漫长地质年代的天然煤化作用而形成的。在世界上各地质时期中，以石炭纪、二叠纪、侏罗纪和第三纪的地层中产煤最多，是重要的成煤时代。煤的含碳量一般为46～97%，呈褐色至黑色，具有暗淡至金属光泽。根据煤化程度的不同，煤可分为泥炭、褐煤、烟煤和无烟煤四类。 成煤作用的两个阶段：第一阶段是腐泥化阶段或泥炭化阶段。在这一阶段，植物的遗体被微生物分解、化合、聚积，低等植物转变为腐泥，高等植物转变为泥炭。第二阶段为煤化作用阶段。由于地壳沉降，植物死亡后形成的泥炭或腐泥埋藏于地下深处，在温度和压力条件下发生固结成岩作用和变质作用。 1、煤的用途 火力发电31%，工业锅炉31%，民用20%，炼焦8%，蒸汽机4%，煤化工3%，出口3%
2、中国煤的分类 14大类：褐煤、长焰煤、不粘煤、弱粘煤、1/2中粘煤、气煤、气肥煤、1/3焦煤、肥煤、焦煤、瘦煤、贫瘦煤、贫煤和无烟煤。3、煤中矿物质种类 粘土矿、碳酸盐矿、氧化物、硫化物、氢氧化物等。 二、煤炭的灰分 煤炭的灰分是煤炭质量的基础指标，煤在彻底燃烧后所剩下的残渣称为灰分。煤炭的灰分又分外在灰分和内在灰分。外在灰分是来自顶板和夹矸石中的岩石碎块，它与采矿方法的合理与否有很大关系。外在灰分通过分选大部分能去掉。内在灰分是煤的原始植物本身所含的无机物，内在灰分越高，煤的可选性越差。 灰分是有害物质。动力煤中灰分增加，发热量降低、排渣量增加，煤容易结渣；一般灰分每增加2%，发热量降低100kcz1/kg 左右。冶炼精煤中灰分增加，高炉利用系数降低，焦炭强度下降，石灰石用量增加；灰分每增加1%，焦炭强度下降2%，高炉生产能力下降3%，石灰石用量增加4%。 三、为什么要洗煤 从矿井中直接开采出来的煤炭叫原煤，原煤在开采过程中混入了许多杂质，而且煤炭的品质也不同，内在灰分小和内在灰分大的煤混杂在一起。洗煤就是将原煤中的杂质剔除，或将优质煤和劣质煤炭进行分门别类的一种工业工艺。洗煤过程后所产生的产品一般分为有矸石、中煤、乙级精煤、甲级精煤，经过洗煤过程后的成品煤通常叫精
锑矿选矿工艺流程分析
锑矿选矿工艺流程分析 流程介绍: 提取方法: 锑矿的提取方法除应根据矿石类型、矿物组成、矿物构造和嵌布特性等物理、化学性质作为基本条件来选择外，还应考虑有价组分含量和适应锑冶金技术的要求以及最终经济效益等因素。锑矿石的选矿方法，有手选、重选、重介质选、浮选等。 手选: 锑矿石手选工艺是利用锑矿石中含锑矿物与脉石在颜色、光泽、形状上的差异进行的。该方法虽然原始，且劳动强度较大，但用于锑矿石选矿仍具有特殊意义：因为锑矿物常呈粗大单体结晶或块状集合体晶体产出，手选常能得到品位较高的块锑精矿，适合于锑冶金厂竖式焙烧炉的技术要求；手选能降低选矿生产成本和能耗，因此它在我国广泛使用。据资料统计：我国现生产的18个主要锑选矿厂中，有手选作业的有15座，占83.3%，其中单一硫化锑矿选厂4座，硫化—氧化混合锑矿选厂4座，含锑复杂多金属矿选厂7座。手选选出的块状锑精矿，只需含锑7%以上就可进入竖式焙烧炉直接挥发焙烧，以制取三氧化二锑。手选出含锑高于45%的块状硫化锑精矿，通过熔析法可制取纯净的三硫化二锑(俗称生锑)，用于生产。手选除拣出高品位块状锑精矿外，也可以直接丢弃大量废石，以提高入选原矿品位。适合手选的矿石粒度，大都在28~150毫米间。大多数锑选厂采用宽级别手选，只有个别选厂如锡矿山北选厂采用分级成窄级别手选。由于原矿往往含泥，因此洗矿作业常是手选前不可缺少的预备作业。入选原矿经过洗矿然后手选，比不经洗矿直接手选效果要好。 重选： 锑矿石的重选工艺对于大多数锑矿石选厂均适用，因为锑矿物属于密度大、粒度粗的矿物，易于用重选方法与脉石分离。其中：辉锑矿密度为 4.62克/厘米3，而脉石密度介于2.6~2.65克/厘米3之间，其等沉(降)比为2.19 ~2.26，属易选矿石；黄锑华密度为5.2克/厘米3、红锑矿密度为7.5克/厘米3、锑华为5.57克/厘米3，它们与脉石的等沉(降)比分别为2.55~2.63，3.93~4.06和2.76~2.86，这三种锑矿石属于按密度分选的极易选矿石。只有水锑钙，石密度3.14克/厘米3，与脉石等沉(降)比值仅1.29，属于按密度分选较难选矿石，但它在锑矿石中并不算主要成分，不影响重选的使用。总之，不论单一硫化锑矿石或硫化( 氧化混合锑矿石，均具有较好的重选条件。且重选费用低廉，又能在较粗粒度范围内、分选出大量合格粗粒精矿，并丢弃大量脉石，因此，重选仍是当今锑选矿工作者乐于采用的选矿方法。有时，它即使不能直接选出合格锑精矿，然而作为锑浮选作业的预选作业，也常被人接受，特别是浮选在现阶段处理氧化锑矿石的困难很多的情况下，因而重选成了氧化锑矿石的主要选矿方法。 浮选: 浮选是锑矿物最主要的提取方法。硫化锑矿物属易浮矿物，大多采用浮选方法提高矿石晶位。其中：辉锑矿常先用铅盐作活化剂，也有用铜盐或铅盐铜盐兼用的，然后用捕收剂浮选。常用的捕收剂为丁黄药或页岩油与乙硫氮混合物，起泡剂为松醇油或2号油；氧化锑矿则属难浮矿石。
选矿厂工艺设计规范.doc
第2.1.2条试验报告必须由项目主管部门批准。 第2.1.3条新建的选矿厂，必须进行矿石相对可磨度或功指数测定试验。 第2.1.4条矿石中粘土及细泥含量多、水分大且难以松散时，应做洗矿试验。必要时，应进行半工业或工业性自磨试验及泥砂分选试验。 第2.1.5条矿石中含脉石或开采过程中混入围岩量多，并有可能在入磨前分离时，应做预选试验。 第2.1.6条采用浮选工艺流程时，应做回水试验。选矿产品应根据需要做沉降和过滤试验。 第2.1.7条选矿最终产品应进行密度、粒度、矿物组成和有害物质含量等项目的测定。 第2.1.8条工艺流程排放物中有害组分超标时，必须进行治理或防护试验。 第二节试样采取 第2.2.1条根据试验目的的不同，采取的试样应充分具有代表性。 第2.2.2条试样采取应根据矿床赋存条件、采矿方法、矿石特性和试验要求等条件进行采样设计。 第2.2.3条试样重量应根据试验类别、矿石性质确定。当进行洗矿、预选、自磨、半子磨、重选、磁选、焙烧、综合回收和脱水等单项试验时，试样重量应根据试验设备类型、规格及试验时间确定。 第2.2.4条可选性试验的试样应采取坑道样或岩芯样。实验规模较大，矿石性质较简单时，宜采取代表达产后5a左右的初期开采段试样，同时采取后期开采的深部岩芯样。矿床规模巨大、矿石性质复杂时，应采取全矿床或矿床开采范围内的试样。 第2.2.5条对氧化带、次生带、原生带矿石和开采的前后期矿石性质有较大差异时，应分别采取试样。当这些类型矿石不能分采时，应按实际出矿比例采取混合样。 第2.2.6条采取的试样中，应含有相应的顶底板围岩及矿体夹层样，其数量应满足采样和试验时的配矿要求。 第2.2.7条从尾矿和废渣中回收有用矿物时，除样品的品位有代表性外，其粒度分布、氧化变质程度和物质组成，均应具有代表性。
选矿的主要工艺流程
选矿目的要是使有用矿物与脉石矿物相互分开，为下一步的精选作业做准备，在整个选矿过程中主要的流程可以分为破碎、筛分、磨矿、分级、选别等。下面按照先后顺序为大家介绍下这些工艺流程。 矿石的破碎 从矿山开采出来的矿石块度都很大。目前，露天开采出来的矿块大尺寸为1000mm-1500mm，井下开采出来的矿块大尺寸为300mm-600mm块度这样大的矿石不能直接进行分选，因为，其中的有用矿物与无用矿物、有用矿物与脉石矿物紧密共生。为了使它们相互分开，即达到单体分离，矿石送到选厂后，首先将矿石破碎到粒度，然后再送入磨矿机磨碎。 矿石的筛分 松散物料通过筛子分成不同粒级的过程，称为筛分。在选矿厂内，筛分多数是与破碎作业相结合。在矿石进入某段破碎机之前，预先分出粒度已经符合要求的合格产物，这种筛分称为预先筛分。它既能防止矿石的过粉碎，又可高破碎
机的生产率。当矿石含水分高和粉矿较多时，还可以避免破碎机的堵塞。当矿石经过破碎机被破碎之后，应用筛分检查破碎产物的粒度，使不合格的过大块矿粒再返回破碎作业，再次进行破碎，这种筛分称为检查筛分。用于矿石筛分的设备以圆形振动筛为主。 磨矿 磨矿是矿石破碎过程的继续，其目的是使矿石中各种有用矿物颗粒全部或大部分达到单体分离，以便进行选别，并使其粒度符合选别作业的要求。 磨矿作业通常是在一个圆筒形的磨矿机中进行的，筒体内一般装有研磨介质，如钢球、钢棒或砾石等等。装钢球（或铁球）的磨矿机为球磨机；装钢棒的为棒磨机；装砾石的为砾磨机。若磨矿机内不装其它介质，只利用矿石自己研磨，则称为无介质磨矿机或称自磨机；自磨机中再加入适量钢球就构成所谓半自磨机。磨机的规格，都以筒体的直径乘以长度表示。 分级 在磨矿作业中，通常采用分级作业与之配合，以便把粒度合格的物料及时分出，既可避免产品过磨，又能提高磨矿效率。选矿厂磨矿作业中使用的分级设备
选矿工艺流程介绍
选矿工艺流程介绍（附流程图） [导读]:选矿是冶炼前的准备工作，从矿山开采下来矿石以后，首先需要将含铁、铜、铝、锰等金属元素高的矿石甄选出来，为下一步的冶炼活动做准备。选矿一般分为破碎、磨矿、选别三部分。其中，破碎又分为：粗破、中破和细破；选别依方式不同也可分为：磁选、重选、浮选等。本专题将详细向大家讲述选矿的一些具体工艺常识，以及主要选矿设备的大致工作原理，主要控制要点等知识。由于时间的仓促和编辑水平有限，专题中难免出现遗漏或错误的地方，欢迎大家补充指正。 选矿的目的：提高矿石品位。 选矿方法： ◆重力选矿法。根据矿物密度的不同，在选矿介质中具有不同的沉降速度而进行选矿。 ◆磁力选矿法。磁力选矿法是利用矿物的磁性差别，在不均匀的磁场中，磁性矿物被磁选机的磁极吸引，而非磁性矿物则被磁极排斥，从而达到选别的目的。 ◆浮游选矿法。浮游选矿法是利用矿物表面不同的亲水性，选择性地将疏水性强的矿物用泡沫浮到矿浆表面，而亲水性矿物则留在矿浆中，从而实现不同矿物彼此分离。 选矿后的产品：精矿、中矿和尾矿。 ◆精矿是指选矿后得到的含有用矿物含量较高的产品。 ◆中矿为选矿过程中间产品，需进一步选矿处理。 ◆尾矿是经选矿后留下的废弃物。
选矿的流程： （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
选矿厂设计复习题
1 2、在初步设计的图纸中，矿物加工专业的图纸有哪些？ （1）工艺数质量流程图（2）工艺矿浆流程图（3）取样流程图（4）设备形象联系图 （5）工艺建筑物联系图（6）全厂带式输送机平面布置示意图（7）主要工艺厂房设备配置图 3、浮选设备有哪几大类？它们的优缺点是什么？ 目前生产中使用的浮选设备包括浮选机和浮选柱两大类。其中，浮选机根据充气方式的不同，可分为机械搅拌式和充气机械搅拌式两种。 机械搅拌式浮选机的优点是，可以自吸空气和矿浆，不需外加充气装置。其中有些型号的浮选机还具有较强的自吸矿浆能力，使中矿返回易于实现自流，减少了矿浆提升泵数量。设备配置整齐美观，操作方便。缺点是充气量较小，电耗与磨损一般较高。 充气机械搅拌式浮选机的充气由单独设置的压风机来提供。优点是充气量大、气量可按需要进行调节、叶轮磨损较小、电耗较低。缺点是无吸气能力，需另设压风机。除XCF型具有自吸矿浆能力外，其他型号浮选机无自吸矿浆能力，需设置矿浆返回泵，配置不够方便。 浮选柱的优点是结构简单，制造安装比较容易，占地面积小。缺点是充气器在用石灰作调整剂的高碱度矿浆中容易结钙而堵塞气孔，影响选别指标。 4、球磨机与螺旋分级机的机组配置设计应解决哪些问题？ （1）螺旋分级机的安装角度应在允许范围内；（2）满足螺旋分级机返砂溜槽坡度的设计； （3）满足球磨机排矿口溜槽与螺旋分级机机组配置。 5、现行设计矿山企业所缴纳的税金主要有哪几种，其税率如何计算？ 现行设计矿山企业主要应缴纳增值税、企业所得税、城市维护建设税和教育附加税。按 国家规定，各税种的税率如下： ①增值税。采、选企业如果是独立企业，其产品（采矿为原矿，选矿为精矿）税率为17%； ②所得税。企业所得税率是应纳税所得额（一般为利润总额）的33%。企业每一纳税年度的收入总额减去允许扣除项目的余额为纳税所得额； ③城市维护建设税。改革后的城市维护建设税，计税依据是企业的销售收入，税率0. 5%-1%； ④教育附加税。以实际缴纳的产品税、增值税和营业税额作为计算依据，其税率为2 %。 6、对于选矿厂设计而言，选矿试验的具体要求包括哪些内容？ 1)选矿试验的矿样要有代表性。 2)根据矿石性质、工艺流程和技术复杂程度、选矿厂建设规模等，提出选矿工艺流程试验和选矿单项技术试验的规模要求。 3)选矿工艺流程试验的内容，要求有详细的原矿工艺矿物学研究，要有选矿方法和选矿流程试验比选，要进行碎磨、选别、脱水、全流程工艺试验研究、环境保护试验研究，以及其他协议解决的特殊问题的试验研究。 4)对于扩大连续试验以上规模的选矿试验，要保证足够的选矿试验连续稳定运转时间。其中，扩大连续试验和半工业试验的连续稳定运转时间应达到或超过72 h，工业试验连续稳定运转时间一般为10 ~15 d。 5)选矿试验报告的内容要详细完整、数据齐全可靠、文字图表清晰明确，内容能满足设计的要求。试验报告结论符合实际，要有明确的试验结果和工艺流程评述、推荐意见及存在问题和建议。
选矿工艺流程
工艺流程试验是为选矿厂设计（或现有选矿厂的技术改造）提供依据，在选矿厂初步设计（或拟定现场技术改造方案）前进行。一般选进行试验室试验，然后在试验室试验的基础上，根据情况决定是否进行半工业或工业试验。 选矿工艺流程试试验内容和必要的资料收集，一般由试验研究单位负责制订，有条件的可由试验、设计和生产部门三结合洽商确定。 一、收集资料的一般内容如下，但具体工程需根据条件的不同，区别对待 （一）了解上级机关下达任务的目地和委托单位提出的要求，例如：选矿厂规模、服务年限；主要有用成分和伴生成综合利用问题；试验阶段的划分；要求试验完成日期；选矿厂处理单一矿床的矿石还是几个矿床、不同类型的矿石；用户对精矿化学成分的特殊要求以及对精矿等级和粒度的要求；建厂地区的水源，选矿药剂，焙烧用燃料等的供应情况和性能分析资料等。 （二）了解有关地质资料，例如：矿床类型；地质储量；矿体产状；矿石类型；品位特征；嵌布特性；围岩脉石等变化情况；远景评价；采样设计等。 （三）了解采矿设计方面的资料，例如：采矿的开拓方案和采矿方法；不同类型矿石的混采、分采；围岩混入率和矿石采出品位；开采设计矿区的矿石类型配比和平均品位；开采设计5－10年内逐年开采的矿石类型配比和平均品位等。 （四）了解选矿方面资料，例如：选矿设计对试验的特殊要求。国内外类似矿石的试验研究和生产实践情况，可能应用的选进技术等。 二、选矿工艺流程试验主要内容有 （一）矿石性质研究 是选择选矿方案和确定选厂设计方案时与类似矿石生产实践作对比分析的依据，其中某些数据是选厂具体设计中必不可少的原始数据。 矿石性质研究包括：光谱定性和半定量，化学全分析，岩矿鉴定，物相分析，粒度分析，磁性分析，重液分析，试金分析，磨矿细度，矿石可磨度，及各种物理性能（比重、比磁化系数、导电率、水分、真比重和假比重、堆积角和摩擦角、硬度、粘度等）。 （二）选矿方法、流程结构，选矿指标和工艺条件 直接关系到选矿厂的设计方案和具体组成，是选厂设计的主要原始资料，必须慎重考虑，要求选矿方法、流程结构合理，选矿指标可靠。
选矿方法(基本原理、工艺流程)
1、重介质选矿法：（1）方法是基于矿石中不同的矿粒间存在着密度差,（或粒度差），籍助流体动力和各种机械力作用，造成适宜的松散分层和分离条件，使不同物料得到分离。重介质选矿分选原理根据阿基米德定理，小于重介质密度的颗粒将在介质中上浮，大于重介质密度的颗粒在介质中下沉。（2）工艺流程矿石的重选流程是由一系列连续的作业组成。作业的性质可分成准备作业、选别作业、产品处理作业三个部分。 (1) 准备作业，包括a:为使有用矿物单体解离而进行的破碎与磨矿；b:多胶性的或含黏土多的矿石进行洗矿和脱泥；c:采用筛分或水力分级方法对入选矿石按粒度分级。矿石分级后分别入选，有利于选择操作条件，提高分选效率。2) 选别作业，是矿石的分选的主体环节。选别流程有简有繁，简单的由单元作业组成，如重介质分选。 (3) 产品处理作业，主要指精矿脱水、尾矿输送和堆存。 2、跳汰选矿法（1）原理：跳汰选矿是在垂直交变介质流的作用下，使矿粒群松散，然后按密度差分层：轻的矿物在上层，叫轻产物；重的在下层，叫重产物，从而达到分选的目的。介质的密度在一定范围内增大，矿粒间的密度差越大，则分选效率越高。实现跳汰过程的设备叫跳汰机。被选物料给入跳汰机内落到筛板上，便形成一个密集的物料展，这个物料层，称为床层。在给料的同时，从跳汰机下部周期性的给入上下交变的水流，垂直变速水流透过筛孔进入床层，物料就是在这种水流中经受跳汰的分选过程。 （2）工艺过程当水流上升时，床层被冲起，呈现松散及悬浮的状态。此时，床层中的矿粒，按其自身的特性（密度、粒度和形状），彼此作相对运动，开始进行分层。在水流已停止上升，但还没有转为下降水流之前，由于惯性力的作用，矿粒仍在运动，床层继续松散、分层。水流转为下降，床层逐渐紧密，但分层仍在继续。当全部矿粒落回筛面，它们彼此之间已丧失相对运动的可能，则分层作用基本停止。此时，只有那些密度较高、粒度很细的矿粒，穿过床层中大块物料的间隙，仍在向下运动，这种行为可看成是分层现象的继续。下降水流结束，床层完全紧密，分层便暂告终止。水流每完成一次周期性变化所用的时间称为跳汰周期。在一个跳汰周期内，床层经历了从紧密到松散分层再紧密的过程，颗粒受到了分选作用。只有经过多个跳汰周期之后，分层才逐趋完善。最后，高密度矿粒集中在床层下部，低密度矿粒则聚集在上层。然后，从跳汰机分别排放出来，从而获得了两种密度不同，即质量不同的产物。 3、浮选（1）原理：浮选是根据矿物表面物理化学性质的差异，而分选矿物的一种选矿方法。（2）浮选流程包括磨矿，分级，调浆及浮选的粗选、精选、扫选作业。有一段磨浮流程；分段磨矿－浮选的阶段磨浮流程；精矿或中矿再磨再选流程。浮选产出粗精矿的作业称粗选；粗精矿再选作业称精选；尾矿再选作业称扫选。回收矿石中多种有用矿物时，不同矿物先后浮选的流程称优先浮选或选择浮选；先将有用矿物全部浮出后再行分离的流程，称混合－分离浮选。工业生产时必须针对矿石的性质和对产品的要求，采用不同的药方和浮选流程。 浮选的原则流程即浮选的骨干流程或流程的主干结构。它一般包括段数、循环和矿物的浮选顺序等内容。 3）浮选机： 浮选机类型：机械搅拌式浮选机、充气式浮选机、混合式浮选机或充资料试卷电气设备，在安装过程中电气系统接线等情况，然后根据规