CN104028364A - 一种多金属选矿磨矿分级优化测试方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种多金属选矿磨矿分级优化试验方法，该方法包括试样来源与取样、多金属选厂磨矿-分级回路现状分析、分析一段磨矿过程的影响因素、采用二段磨钢锻和钢球对比磨矿实验、采用一段磨工业试验方案装球制度、采用二段磨工业试验方案、对工业实际试验进行调试、分析工业试验结果；一种多金属选矿磨矿分级优化测试方法步骤包括多金属矿物的嵌布特性分析、矿石的力学性能测定研究、矿石破碎时的钢球直径计算、精确化装球实验验证。本发明降低了钢球单耗、磨机工作噪音和，提高了工作效率率；提高了磨机利用系数、一段分级返砂比、分级质效率和分级量效率；使合格粒级增加2～6个百分点、过粉碎减轻2个百分点，改善了二段溢流产品质量特性。
Description
技术领域
本发明属于多金属磨矿分级的技术领域，尤其涉及一种多金属选矿磨矿分级优化测试方法。
背景技术
在机械设备中，磨矿是借助于介质(钢球、钢棒、砾石)和矿石本身的冲击和磨剥作用，使矿石的粒度进一步变小，直至研磨成粉末的作业，目的是使组成矿石的有用矿物与脉石矿物达到最大限度的解离，以提供粒度上符合下一选矿工序要求的物料。磨矿可分为有介质磨矿和无介质磨矿(自磨)以及干式磨矿、湿式磨矿。磨矿产品经分级后，不合格部分返回原磨机的，称闭路磨矿；如不返回原磨机或由另一台磨机处理者，称开路磨矿。磨矿是选矿厂中一个极重要的作业，磨矿产品质量的好坏直接影响选别指标的高低。磨碎过程是选厂中动力消耗、金属材料消耗最大的作业，所用的设备投资也占有很高的密度。因此，改善磨矿作业和提高磨矿作业指标对选厂具有重大意义，也是选矿技术发展的重要方向之一。目前，传统的多金属磨矿分级试验方法存在钢球单耗、磨机工作噪音和工作功率大、磨机利用系数、一段分级返砂比、分级质效率和分级量效率低、过粉碎率高、二段溢流产品特性差等问题。
发明内容
本发明实施例的目的在于提供一种多金属选矿磨矿分级优化测试方法，旨在解决传统的多金属磨矿分级试验方法存在钢球单耗、磨机工作噪音和工作功率大、磨机利用系数、一段分级返砂比、分级质效率和分级量效率低、过粉碎率高、二段溢流产品特性差等问题。
本发明实施例是这样实现的，一种多金属选矿磨矿分级优化试验方法，该方法主要包括试样来源与取样、多金属选厂磨矿-分级回路现状分析、分析一段磨矿过程的影响因素、采用二段磨钢锻和钢球对比磨矿实验、采用一段磨工业试验方案装球制度、采用二段磨工业试验方案、对工业实际试验进行调试、分析工业试验结果。
所述的试样来源与取样是指布置取样点采取样品，具体包括以下步骤：
1、布置取样点：
1个点在运矿小车取大块样若干，在球磨机-分级回路中取7个点，分别为一段球磨给矿、一段磨矿排矿、螺旋分级机返砂和溢流、水力旋流器沉砂和溢流、二段磨排矿。
2、确定取样量：
对一段磨的球磨机给矿、球磨机排矿、螺旋分级机溢流、螺旋分级机返砂、二段磨的水力旋流器沉砂、二段磨排矿、水力旋流器溢流同时取样，每隔0.5小时取样1次，取样时不要取和回流水混合后的样 品，每次取样量为：
(1)一段磨的球磨机给矿
在皮带运输机上取样，每次取样量为15kg，8次约为120kg；
(2)一段球磨机排矿
在球磨机排放端口取样，每次取样量为3kg，8次约为24kg；
(3)一段磨螺旋分级机溢流
在溢流堰口取样，每次取样量为3kg，8次约为24kg；
(4)一段磨螺旋分级机返砂
在返砂口取样，每次取样量为3kg，8次约为24kg；
(5)二段磨的水力旋流器沉砂
在沉砂口取样，每次取样量为2kg，8次约为16kg；
(6)二段磨排矿
在磨机排放端口取样，每次取样量为2kg，8次约为16kg；
(7)二段磨水力旋流器溢流
在溢流口取样，每次取样量为2kg，8次约为16kg；
(8)原矿样(粗碎前)
取10块＞250mm的原矿样，取样时除原矿样外，7个样应同时进行，并分分8袋分别包装。
所述的多金属选厂磨矿-分级回路现状分析是指分析多金属选厂磨矿-分级回路现状，具体包括以下步骤：
(1)分析各样品粒度分布及金属分布特性
对多金属选厂取来的7个样品进行筛析和化验，考察多金属选厂磨矿-分级系统的粒度分布、解离分布和品位分布现状。
(2)分析磨矿-分级回路各产品分布规律：
1)粒度分布规律
一段磨矿产品和一段螺旋分级溢流产品的筛上累积曲线遵循直线分布规律，说明该矿物在磨矿时随粒度衰减速率很快，属易碎产品，易造成过粉碎；同样地，二段磨矿产品和二段螺旋分级溢流产品的筛上累积曲线也遵循直线分布规律，说明该矿物在磨矿时随粒度衰减速率很快，再次证明多金属矿属易碎产品，容易过粉碎。
2)金属分布规律
从品位分布来看，随着粒级的越细品位越高，在74～19μm达到顶峰，这个粒级范围正好是黑钨矿、白钨矿的解离范围内；钨矿石随着磨矿-分级回路的走向，易在分级沉砂中富集。从表1-10中计算品位可知：一段分级沉砂品位和一段磨机排矿品位明显高于螺旋分级溢流品位；二段水力旋流沉砂品位和二段 磨机排矿品位明显高于二段水力旋流器溢流品位；非常严重的是二段水力旋流器溢流品位仅为0.32％，比原矿平均品位低近50％。这些金属主要是在-10μm产品中损失掉。从表1-10中可以看出整个磨矿-分级回路中的-10μm品位均比溢流品位高；从回收率的角度看，二段水力旋流器溢流产品中所造成的回收率占21.93％，合格产品(74～10μm)的回收率仅为76.45％，如果考虑到分选过程的损失，整个选厂的回收率会远远低于76％。
3)解离分布规律
根据提供的资料可知，白钨矿的平均粒径为28μm，黑钨矿的平均粒径为30μm。从表1-8～1-9中可以看出，当磨矿-分级回路中的产品粒度在-74μm以下时，黑、白钨矿基本实现单体解离。故金属量基本分布在磨矿-分级回路各产品74-10μm之间。
3、分析磨矿-分级回路存在的问题
(1)过粉碎问题
对一段磨矿排矿，其γ-74μm为39.49％(新生γ-74μm为30.40％)，γ-10μm达到10.42％(新生γ-10μm为7.52％，考虑了返砂比)，一段分级溢流γ-10μm达到12.95％，说明一段磨矿已经开始过磨了(合适的一段磨矿排矿产品γ-74μm在20～26％之间较好)；对二段磨矿排矿，其γ-74μm为55.47％(新生γ-74μm为23.52％)，γ-10μm达到13.15％(新生γ-10μm为9.04％，考虑了返砂比)，二段水力分级溢流γ-10μm达到16.30％，过粉碎现象较为严重。
(2)金属损失问题
二段水力分级溢流产品中-10μm金属品位为0.43％，从回收率的角度看，所造成的回收率占21.93％。换句话说，-10μm产品中造成的金属损失率为21.93％。
(3)一段磨矿-分级回路问题
1)一段球磨机的q-200利用系数为1.01t/h·m3，磨机处理能力仍有提升的空间；
2)螺旋分级机的返砂比C为63.68％，质效率η为41.27％，量效率E为92.44％，返砂比偏小，不利于降低磨矿过程中的过粉碎；
3)一段磨矿采用近80％的磨矿浓度偏大，不利于降低磨矿过程中的过粉碎；
4)添加φ100钢球也是有可能偏大，易造成贯穿破碎。
4、二段磨矿-分级回路问题
(1)二段球磨机的q-200利用系数为0.87t/h·m3，磨机处理能力有较大提升的空间；
(2)水力旋流器的返砂比C为114.93％，质效率η为59.90％，量效率E为73.20％，返砂比偏小，沉砂“夹细”严重，不利于降低磨矿过程中的过粉碎；
(3)二段磨矿采用近75％的磨矿浓度偏大，不利于降低磨矿过程中的过粉碎。
所述的分析一端磨矿过程的影响因素是指对一段磨矿过程的影响因素进行分析，具体包括以下步骤：
(1)分析磨矿时间的影响：
实验室球磨机为圆筒形，每次磨矿样量为200g，磨机充填率为45％、转速为170r/min、矿浆浓度为70％。分别在0、2、3、4、5、6、7min下进行磨矿；
(2)分析磨矿浓度的影响：
同样固定每次磨矿样量为200g，磨机充填率为45％、转速为170r/min、磨矿时间为4min。分别在55％、60％、65％、70％、75％、80％浓度下进行磨矿；
(3)分析磨矿转速的影响：
同样固定每次磨矿样量为200g，磨机充填率为45％、磨矿时间为4min、磨矿浓度为65％。分别在140、170、200、230、260r/min下进行磨矿；
(4)分析磨矿钢球直径的影响：
同样固定每次磨矿样量为200g，磨机充填率为45％、磨矿时间为4min、磨矿浓度为65％、磨机转速为200r/min，分别在单一钢球尺寸φ40mm、φ30mm、φ20mm下进行磨矿。
5、采用磨矿过程各影响因素的正交实验：
实际磨矿过程中，磨矿产品质量的优劣与磨矿浓度、磨矿时间、磨机转速、给矿粒度大小等诸多因素有关；为了考查这些因素的交互影响，利用Design正交软件设计出三因素五水平正交实验方案。以γ-74μm和γ-10μm作为响应输出。
所述的采用二段磨钢锻和钢球对比磨矿实验是指为了考察二段磨矿过程中产生过粉碎的情况，对上述球磨过程中产生的产品用-200目筛子过筛，对筛上物再进行钢锻和钢球对比磨矿，先后考查了磨矿时间、磨矿浓度和充填率对磨矿产品粒度组成特性的影响，具体包括以下步骤：
(1)分析磨矿时间的影响：
1)钢锻磨矿
每次磨矿样量为200g，磨机充填率为35％、转速为200r/min、矿浆浓度为70％。分别在3、4、5、6、7min下进行钢锻磨矿；
2)分析钢球磨矿
每次磨矿样量为200g，磨机充填率为35％、转速为200r/min、矿浆浓度为70％，分别在3、4、5、6、7min下进行钢球磨矿。
(2)分析磨矿浓度的影响：
1)钢锻磨矿
每次磨矿样量为200g，磨机充填率为35％、转速为200r/min、磨矿时间6为min。。分别在60％、65％、70％、75％、80％的矿浆浓度为下进行钢锻磨矿；
2)钢球磨矿
每次磨矿样量为200g，磨机充填率为35％、转速为200r/min、磨矿时间6为min。。分别在60％、65％、70％、75％、80％的矿浆浓度为下进行钢球磨矿。
(3)分析钢锻充填率的影响
1)钢锻磨矿
同样固定每次磨矿样量为200g，磨矿时间为6min、磨矿浓度为60％、磨机转速为200r/min。分别在35％、38.5％、42％、45.5％、49％钢锻充填下进行磨矿；
2)分析钢球磨矿
同样固定每次磨矿样量为200g，磨矿时间为6min、磨矿浓度为60％、磨机转速为200r/min。分别在35％、38.5％、42％、45.5％、49％钢球充填下进行磨矿。
所述的采用一段磨工业试验方案装球制度是指根据一段球磨机给矿粒度组成和计算结果，确定磨矿精确化球径的配比为：
Φ80:Φ60:Φ40＝25％:25％:50％；钢球充填率取38～40％；
水力旋流器的工作条件为：
降低水力旋流器的分级浓度，通过降低二段磨矿浓度和一段分级机溢流浓度来实现(现场一段分级溢流浓度为54％、二段排矿浓度为74％)；提高溢流口直径(φ70调到80～85mm)；适当降低泵压(现场给矿工作压力0.1Mpa)。
所述的对工业实际试验进行调试是指按照以下方法调试进行，调试主要从以下两个方面入手：
(1)适当降低磨矿浓度，一段磨和二段磨的磨矿浓度均介于65％～70％之间。因二段磨机前没有水管，故在水力旋流器沉砂口新增水管。
(2)适当增加一段磨机的处理能力，调节螺旋分级机返砂比至150％左右。
所述的分析工业试验结果是指分析磨矿-分级回路中的浓度与细度变化，磨矿浓度直接影响到磨矿-分级回路的产品粒度特性，这个在实验室得到了验证。本次工业试验结合磨矿自动化，重点稳定磨矿浓度；分析磨矿-分级回路中的粒度分布及金属分布；对2#机组和1#机组中的磨矿-分级回路中的产品进行筛析和化验，考察实验组和对比组的磨矿-分级系统的粒度分布和品位分布现状。
分析主要技术经济指标：在不影响一段磨机处理量甚至增加处理量的前提下，实现了钢球单耗下降、磨机工作噪音下降和磨机作业工作功率下降；实现了磨机利用系数、一段分级返砂比、分级质效率和分级量效率均得到了提高；实现了二段溢流产品中易选合格粒级增加2～6个百分点、过粉碎减轻2个百分点、平均粒径有所加粗和溢流品位略有提高，最终使二段溢流产品特性得到了有效改善。
一种多金属选矿磨矿分级优化测试方法，该方法步骤流程包括多金属矿物的嵌布特性分析、矿石的力学性能测定研究、矿石破碎时的钢球直径计算、精确化装球实验验证。
所述的多金属矿物的嵌布特性分析是指通过对多金属矿物的嵌布特性分析和矿物单体解离度的测定和选矿细度试验，有利于综合回收钨、钼、铋、萤石四种矿物，钨矿物主要为白钨矿、黑钨矿、假象、 半假象黑钨矿及少量钨华，白钨矿与黑钨矿的比例为7:3，铋矿物主要是辉铋矿，钼矿物主要为辉钼矿，含氟矿物为萤石，钨、钼、铋、萤石四种矿物的最佳磨矿细度为-200目占90％，主要脉石矿物有石榴石、石英、长石、白云母等，矿石中有用矿物呈细粒不均匀嵌布，彼此致密共生，分离难度大，经显微镜下测定：辉铋矿的平均粒径只有0.01mm，白钨矿的平均粒径为0.028mm，黑钨矿的平均粒径为0.03mm，辉钼矿的平均粒径为0.079mm，萤石的平均粒径为0.078mm。
所述的矿石的力学性能测定研究是指对矿石的力学性能测定进行研究，矿石抵抗破碎的力学性能在很大程度上影响着磨碎的效率，设备的选择、碎磨设备生产能力的计算、碎磨设备工作参数的选择确定等等无一不需要了解矿石的抗破碎性能，对于多金属矿而言，属性脆易碎矿石，因此测定矿石的力学性能，尤其是不规则矿粒的力学性能非常重要，具体包括以下步骤：
1、对规则矿块的力学性能测定：
对选取10块＞250mm的原矿样进行切割、制样，打磨成直径为50mm、高度为80mm左右的规则矿块圆柱体，并在单轴压力机上进行试验；
2、对不规则矿块的力学性能进行测定：
选取一段磨矿给矿中9mm、11mm、13mm、15mm、17mm、20mm等若干块矿粒进行压力试验；
3、对力学性能测定表现出的脆性特征进行分析：
(1)受压破碎后的形态
(2)受压破碎后的解理面
(3)受压破碎时的抗压强度
所述的矿石破碎时的钢球直径计算是指对矿石破碎时的钢球直径进行计算，具体包括以下步骤：
1、理论计算球径：
总体上，多金属矿选厂处理的矿石为中硬矿石，且脆性较大，属易碎易磨的矿石，非常注意过粉碎的减轻，钢球尺寸的大小影响着磨矿效果的好坏，若钢球尺寸过大，易产生贯穿破碎；若钢球尺寸过小，不但过粉碎严重，而且磨不细，导致返砂过多，恶化磨矿过程；目前多金属矿选厂一段与二段磨矿尺寸均是2700×3600mm，螺旋分级机尺寸2m，水力旋流器350mm，台处理能力65t/h。一段磨机每两天补一次两吨钢球(直径约100mm)，二段磨机每两天补一次两吨钢段(直径约35×40mm)；本试验也采用段氏球径半理论公式计算各段各次球磨机所需的球径，然后用实验验证，最后确定准确的球径。
段氏球径半理论公式如下：
式中：
Db—磨机在特定条件下所需球径，cm；
Kc—综合修正系数，由相应专著提供的资料中确定；
磨机转速率，％；
σ压—矿石的抗压极限强度，σ压≈100f，kgf/cm2；
ρe—钢球的有效密度，g/cm3，ρe＝ρs-ρn，ρs为钢球密度(g/cm3)，ρn为矿浆密度(g/cm3)，其确定方法为：ρn＝δt/[C+δt(1-c)]，δt为矿石比重，C为矿浆重量百分浓度，％；
D0—球荷“中间缩集层”直径，cm，D0＝2R0，
其中R1和R2分别为磨机内最外层和最内层半径，K＝R2/R1，K与转速率及充填率有关，由相应专著提供的资料中选定；
df—95％过筛最大粒度，cm；
若矿石抗压强度采用标准力学试验测定值1149.44kg/cm2，则按段氏球径半理论公式及表3-2参数可计算出一段球磨机所需的理论球径值：
Db＝10cm＝100mm
这个理论球径计算值刚好是多金属选矿厂添加的球径。
2、对不规则矿块进行优化计算球径：
从前面不规则矿块的抗压强度的结果可以看出，换算成f值为4左右，比规则矿块的f值为11大大降低，矿石的硬度明显降低，则钢球直径大小也应该相应降低；同时，根据磨矿的正交实验结果，磨矿浓度范围为：60％～63.86％；钢球充填率范围为：40～45％。
所述的精确化装球实验验证是指对精确化装球进行实验验证，为了考查不规则矿块最优化磨矿的效果，针对一段球磨机给矿进行验证实验；因实验室只有小型锥形球磨机，故磨矿时现将+7mm物料先过筛。
进一步，所述的多金属选矿磨矿分级优化试验及测试方法主要是围绕着如何降低粉碎开展实验研究的，如何在磨矿-分级回路中优化磨矿过程，尽量减少过粉碎粒级的产生，不仅对选别有好处，对后面的过滤作业也有好处。
本发明提供的多金属选矿磨矿分级优化测试方法，通过对磨矿-分级回路中的产品进行筛析和化验，考察实验组和对比组的磨矿-分级系统的粒度分布和品位分布现状，在不影响一段磨机处理量甚至增加处理量的前提下，实现了钢球单耗下降、磨机工作噪音下降和磨机作业工作功率下降；采用精确化装球的方案，实现了磨机利用系数、一段分级返砂比、分级质效率和分级量效率均得到了提高；实现了二段溢流产品中易选合格粒级增加2～6个百分点、过粉碎减轻2个百分点、平均粒径有所加粗和溢流品位略有提高，最终使二段溢流产品特性得到了有效改善。
附图说明
图1是本发明实施例提供的多金属选矿磨矿分级优化试验方法的步骤流程图；
图2是本发明实施例提供的多金属选矿磨矿分级优化试验方法的球磨机-分级回路7个取样布置点的示意图。
具体实施方式
为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白，以下结合实施例，对本发明进行进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。
下面结合附图及具体实施例对本发明的应用原理作进一步描述。
如图1、2所示，本发明实施例是这样实现的，一种多金属选矿磨矿分级优化试验方法，该方法步骤主要包括试样来源与取样S101、多金属选厂磨矿-分级回路现状分析S102、分析一端磨矿过程的影响因素S103、采用二段磨钢锻和钢球对比磨矿实验S104、采用一段磨工业试验方案装球制度S105、采用二段磨工业试验方案S106、对工业实际试验进行调试S107、分析工业试验结果S108；
所述的试样来源与取样S101是指布置取样点采取样品，具体包括以下步骤：
布置取样点：
1个点在运矿小车取大块样若干，在球磨机-分级回路中取7个点，分别为一段球磨给矿、一段磨矿排矿、螺旋分级机返砂和溢流、水力旋流器沉砂和溢流、二段磨排矿。
确定取样量：
对一段磨的球磨机给矿、球磨机排矿、螺旋分级机溢流、螺旋分级机返砂、二段磨的水力旋流器沉砂、二段磨排矿、水力旋流器溢流同时取样，每隔0.5小时取样1次，取样时不要取和回流水混合后的样品，每次取样量为：
1、一段磨的球磨机给矿：在皮带运输机上取样，每次取样量为15kg，8次约为120kg；
2、一段球磨机排矿：在球磨机排放端口取样，每次取样量为3kg，8次约为24kg；
3、一段磨螺旋分级机溢流：在溢流堰口取样，每次取样量为3kg，8次约为24kg；
4、一段磨螺旋分级机返砂：在返砂口取样，每次取样量为3kg，8次约为24kg；
5、二段磨的水力旋流器沉砂：在沉砂口取样，每次取样量为2kg，8次约为16kg；
6、二段磨排矿：在磨机排放端口取样，每次取样量为2kg，8次约为16kg；
7、二段磨水力旋流器溢流：在溢流口取样，每次取样量为2kg，8次约为16kg；
8、原矿样(粗碎前)：取10块＞250mm的原矿样；
取样时除原矿样外，7个样应同时进行，并分分8袋分别包装。
所述的多金属选厂磨矿-分级回路现状分析S102是指分析多金属选厂磨矿-分级回路现状，具体包括以下步骤：
1、分析各样品粒度分布及金属分布特性
对多金属选厂取来的7个样品进行筛析和化验，考察多金属选厂磨矿-分级系统的粒度分布、解离分布和品位分布现状。可以求出磨矿-分级回路中的返砂比和分级效率以及磨机利用系数，各计算公式为：
分级返砂比C＝(β-α)/(α-θ)*100％
分级机质效率η＝(β-α)(α-θ)/α(100-α)(β-θ)*100％
分级机量效率E＝β(α-θ)/α(β-θ)*100％
以上式中：
α：磨机排矿中某一指定粒级的含量，％
β：分级溢流中某一指定粒级的含量，％
θ：分级返砂中某一指定粒级的含量，％
球磨机的利用系数：q-200＝Q(γ产-γ给)/V，t/h·m3
均以-200目产率作为基准计算。
对螺旋分级机：返砂比C＝63.68％，质效率η＝41.27％，量效率E＝92.44％。
对水力旋流器而言：返砂比C＝114.93％，质效率η＝59.90％，量效率E＝73.20％。
对一段球磨机：q-200＝1.01，t/h·m3，新生γ-74μm＝30.40％，新生γ-10μm＝7.52％。
对二段球磨机：q-200＝0.87，t/h·m3，新生γ-74μm＝23.52％，新生γ-10μm＝9.04％。
无论是一段磨矿产品还是二段磨矿产品，其筛下累积曲线基本遵循直线分布，一段螺旋分级溢流产品和二段水力旋流器溢流产品的筛上累积曲线同样遵循直线分布，说明该矿物属易碎产品，易造成过粉碎。
2、分析磨矿-分级回路各产品分布规律
(1)粒度分布规律
一段磨矿产品和一段螺旋分级溢流产品的筛上累积曲线遵循直线分布规律，说明该矿物在磨矿时随粒度衰减速率很快，属易碎产品，易造成过粉碎；同样地，二段磨矿产品和二段螺旋分级溢流产品的筛上累积曲线也遵循直线分布规律，说明该矿物在磨矿时随粒度衰减速率很快，再次证明多金属矿属易碎产品，容易过粉碎。
(2)金属分布规律
从品位分布来看，随着粒级的越细品位越高，在74～19μm达到顶峰，这个粒级范围正好是黑钨矿、白钨矿的解离范围内；
钨矿石随着磨矿-分级回路的走向，易在分级沉砂中富集。一段分级沉砂品位和一段磨机排矿品位明显高于螺旋分级溢流品位；二段水力旋流沉砂品位和二段磨机排矿品位明显高于二段水力旋流器溢流品位；非常严重的是二段水力旋流器溢流品位仅为0.32％，比原矿平均品位低近50％。这些金属主要是在-10μm产品中损失掉。整个磨矿-分级回路中的-10μm品位均比溢流品位高；从回收率的角度看，二段水力旋流器溢流产品中所造成的回收率占21.93％，合格产品(74～10μm)的回收率仅为76.45％，如果考虑到分选过程的损失，整个选厂的回收率会远远低于76％。
(3)解离分布规律
根据提供的资料可知，白钨矿的平均粒径为28μm，黑钨矿的平均粒径为30μm。从表1-8～1-9中可以看出，当磨矿-分级回路中的产品粒度在-74μm以下时，黑、白钨矿基本实现单体解离。故金属量基本分布在磨矿-分级回路各产品74-10μm之间。
3、分析磨矿-分级回路存在的问题
(1)过粉碎问题
对一段磨矿排矿，其γ-74μm为39.49％(新生γ-74μm为30.40％)，γ-10μm达到10.42％(新生γ-10μm为7.52％，考虑了返砂比)，一段分级溢流γ-10μm达到12.95％，说明一段磨矿已经开始过磨了(合适的一段磨矿排矿产品γ-74μm在20～26％之间较好)；对二段磨矿排矿，其γ-74μm为55.47％(新生γ-74μm为23.52％)，γ-10μm达到13.15％(新生γ-10μm为9.04％，考虑了返砂比)，二段水力分级溢流γ-10μm达到16.30％，过粉碎现象较为严重。
(2)金属损失问题
二段水力分级溢流产品中-10μm金属品位为0.43％，从回收率的角度看，所造成的回收率占21.93％。换句话说，-10μm产品中造成的金属损失率为21.93％。
(3)一段磨矿-分级回路问题
1)一段球磨机的q-200利用系数为1.01t/h·m3，磨机处理能力仍有提升的空间；2)螺旋分级机的返砂比C为63.68％，质效率η为41.27％，量效率E为92.44％，返砂比偏小，不利于降低磨矿过程中的过粉碎；3)一段磨矿采用近80％的磨矿浓度偏大，不利于降低磨矿过程中的过粉碎；4)添加φ100钢球也是有可能偏大，易造成贯穿破碎。
(4)二段磨矿-分级回路问题
1)二段球磨机的q-200利用系数为0.87t/h·m3，磨机处理能力有较大提升的空间；2)水力旋流器的返砂比C为114.93％，质效率η为59.90％，量效率E为73.20％，返砂比偏小，沉砂“夹细”严重，不利于降低磨矿过程中的过粉碎；3)二段磨矿采用近75％的磨矿浓度偏大，不利于降低磨矿过程中的过粉碎。
所述的分析一端磨矿过程的影响因素S103是指对一段磨矿过程的影响因素进行分析，具体包括以下步骤：
1、分析磨矿时间的影响:
实验室球磨机为圆筒形，每次磨矿样量为200g，磨机充填率为45％、转速为170r/min、矿浆浓度为70％。分别在0、2、3、4、5、6、7min下进行磨矿，随着磨矿时间的延长，磨矿产品中新生-74μm产率逐渐增加，合格粒级74～10μm产率和-10μm过粉碎产率同样也是逐渐增加。考虑到合适的磨矿-200目排矿产率，取磨矿时间为4min较为合适；同样地，各磨矿时间下的磨矿产品的筛上累积曲线同样遵循直线分布规律；随着磨矿浓度的增大，钢球与颗粒的接触概率越大，磨矿产品中新生-74μm产率也会逐渐增加，合格粒级74～10μm产率和-10μm过粉碎产率同样也是逐渐增加。考虑到合适的磨矿-200目排矿产率，取磨矿浓度为65％较为合适，此时，其-10μm产率是最小的，说明过粉碎最轻；同样地，各磨矿浓度下的磨矿产品的筛上累积曲线同样遵循直线分布规律。
2、分析磨矿转速的影响
同样固定每次磨矿样量为200g，磨机充填率为45％、磨矿时间为4min、磨矿浓度为65％。分别在140、170、200、230、260r/min下进行磨矿，随着磨矿机转速的增大，钢球的运动越趋向于离心化，磨矿 效果反而是越来越差，磨矿产品中新生-74μm产率也会逐渐降低，合格粒级74～10μm产率和-10μm过粉碎产率同样也是逐渐降低。考虑到合适的磨矿-200目排矿产率，取磨矿机转速为200r/min较为合适；同样地，各磨矿机转速下的磨矿产品的筛上累积曲线同样遵循直线分布规律。
3、分析磨矿钢球直径的影响
同样固定每次磨矿样量为200g，磨机充填率为45％、磨矿时间为4min、磨矿浓度为65％、磨机转速为200r/min，分别在单一钢球尺寸φ40mm、φ30mm、φ20mm下进行磨矿，随着钢球尺寸的降低，钢球与颗粒的接触概率越大，磨矿产品中新生-74μm产率也会逐渐增加，合格粒级74～10μm产率和-10μm过粉碎产率同样也是逐渐增加；在考虑到合适的磨矿-200目排矿产率和较轻的过粉碎情况下，钢球直径越大越有利。但钢球直径太大，打击力也就越大，易造成贯穿破碎；因此，选择合适的钢球直径大小非常重要；同样地，各钢球直径大小下的磨矿产品的筛上累积曲线同样遵循直线分布规律。
4、正交实验中最显著的影响因子为磨矿时间T和磨矿浓度C(详见正交分析软件图2)，其次是磨矿充填率φ的大小。
如果仅考虑到合适的磨矿-200目排矿产率，则磨矿时间为4～5min较为合适，如果考虑排矿中过粉碎级别产率，则磨矿时间控制在4min较为合适，这与前面的磨矿时间的单因素实验结果是一致的；为了寻求过粉碎最轻的最优化磨矿条件，利用Design正交软件设计出影响因子的限制性条件，根据这些限制性条件，输入正交软件中，得到417个优化结果；该417个优化结果中：
磨矿浓度范围为：60％～63.86％；
磨矿时间范围为：4min～4.24min；
钢球充填率范围为：40～45％；
得到
新生γ-74μm范围为：21.95％～23.07％
新生γ-10μm范围为：4.57％～4.83％。
磨矿产品遵循直线分布模型。事实上各磨矿条件下磨矿产品筛上累积曲线确实遵循直线分布规律。
所述的采用二段磨钢锻和钢球对比磨矿实验S104是指为了考察二段磨矿过程中产生过粉碎的情况，对上述球磨过程中产生的产品用-200目筛子过筛，对筛上物再进行钢锻和钢球对比磨矿，先后考查了磨矿时间、磨矿浓度和充填率对磨矿产品粒度组成特性的影响，具体包括以下步骤：
1、分析磨矿时间的影响：
(1)钢锻磨矿
每次磨矿样量为200g，磨机充填率为35％、转速为200r/min、矿浆浓度为70％。分别在3、4、5、6、7min下进行钢锻磨矿。
(2)分析钢球磨矿
每次磨矿样量为200g，磨机充填率为35％、转速为200r/min、矿浆浓度为70％。分别在3、4、5、6、7min下进行钢球磨矿，随着磨矿时间的延长，无论是钢锻还是钢球，磨矿产品中-74μm产率逐渐增加， 合格粒级74～10μm产率和-10μm过粉碎产率同样也是逐渐增加；另一方面，对于细磨而言，钢球的磨矿效果(γ74～10μm)要比钢锻的效果好的多，随着磨矿时间的延长，这种差距越来越明显；但是从降低过粉碎来看，钢锻的磨矿效果(γ-10μm)却比钢球小的多，普遍降低1个百分点左右；因此，对二段磨而言，因选择钢锻磨矿。
2、分析磨矿浓度的影响:
(1)钢锻磨矿
每次磨矿样量为200g，磨机充填率为35％、转速为200r/min、磨矿时间6为min。。分别在60％、65％、70％、75％、80％的矿浆浓度为下进行钢锻磨矿。
(2)钢球磨矿
每次磨矿样量为200g，磨机充填率为35％、转速为200r/min、磨矿时间6为min。。分别在60％、65％、70％、75％、80％的矿浆浓度为下进行钢球磨矿，随着磨矿浓度的延长，无论是钢锻还是钢球，磨矿产品中-74μm产率逐渐增加，合格粒级74～10μm产率和-10μm过粉碎产率同样也是逐渐增加；另一方面，对于细磨而言，低浓度磨矿(<70％)下钢锻的磨矿效果(γ74～10μm)要比钢球效果好的多；但在高浓度磨矿(>75％)下钢球的磨矿效果(γ74～10μm)要比钢锻效果好的多；但是从降低过粉碎来看，同样钢锻的磨矿效果(γ-10μm)却比钢球小的多，且随着磨矿浓度的增加，这种差距越来越大；因此，对二段磨而言，因选择钢锻低浓度磨矿。
3、分析钢锻充填率的影响:
(1)钢锻磨矿
同样固定每次磨矿样量为200g，磨矿时间为6min、磨矿浓度为60％、磨机转速为200r/min。分别在35％、38.5％、42％、45.5％、49％钢锻充填下进行磨矿。
(2)分析钢球磨矿
同样固定每次磨矿样量为200g，磨矿时间为6min、磨矿浓度为60％、磨机转速为200r/min。分别在35％、38.5％、42％、45.5％、49％钢球充填下进行磨矿，随着充填率的增大，无论是钢锻还是钢球，磨矿产品中-74μm产率逐渐增加，合格粒级74～10μm产率和-10μm过粉碎产率同样也是逐渐增加；另一方面，对于细磨而言，低充填率磨矿(<42％)下钢锻的磨矿效果(γ74～10μm)要比钢球效果好的多；但在高充填率磨矿(>42％)下钢球的磨矿效果(γ74～10μm)要比钢锻效果好的多；但是从降低过粉碎来看，同样钢锻的磨矿效果(γ-10μm)却比钢球小的多；因此，对二段磨而言，因选择钢锻作为介质进行低转速、低充填率、低浓度的方法进行磨矿。
所述的采用一段磨工业试验方案装球制度S105是指根据一段球磨机给矿粒度组成和计算结果，确定磨矿精确化球径的配比为：
Φ80:Φ60:Φ40＝25％:25％:50％；钢球充填率取38～40％。
补球按照Φ80:Φ60＝50％:50％方式添加新球。
分析磨矿条件:
磨矿浓度为：65～70％；磨机转速为：22r/min以下；钢球充填率为：38～40％；螺旋分级机返砂比为：150％；其他条件保持基本不变。
所述的采用二段磨工业试验方案S106是指分析二段磨的磨矿条件为：
磨矿浓度为：60～65％；钢球充填率为：35～38％，初装球为(35％充填率)；其他条件保持现场基本不变。
水力旋流器的工作条件为：
降低水力旋流器的分级浓度，通过降低二段磨矿浓度和一段分级机溢流浓度来实现(现场一段分级溢流浓度为54％、二段排矿浓度为74％)；提高溢流口直径(φ70调到80～85mm)；适当降低泵压(现场给矿工作压力0.1Mpa)。
所述的对工业实际试验进行调试S107是指按照以下方法调试进行：
1月15日～16日：只补加Φ60球；1月17日以后：按照Φ80:Φ60＝50％:50％方式添加新球。补球时在白天2班进行，补球量按0.60kg/t计算(现场为0.65kg/t)。其中每班加Φ80为55个、Φ60为130个。
调试主要从以下两个方面入手：
(1)适当降低磨矿浓度，一段磨和二段磨的磨矿浓度均介于65％～70％之间。因二段磨机前没有水管，故在水力旋流器沉砂口新增水管。
(2)适当增加一段磨机的处理能力，调节螺旋分级机返砂比至150％左右。
所述的分析工业试验结果S108是指分析磨矿-分级回路中的浓度与细度变化,磨矿浓度直接影响到磨矿-分级回路的产品粒度特性，从1月22日起，每天监测磨矿浓度的变化及其对细度的影响,同时监测磨矿浓度对分级溢流和分级返砂/沉砂的细度影响。
一段磨机精确化装球后，按照实验室的磨矿结果，当一段磨矿浓度介于65～70％时，磨矿-分级回路中产生的细度(按γ-200％)并没有受到影响；
分析磨矿-分级回路中的粒度分布及金属分布:
2013年1月28日对2#机组和1#机组中的磨矿-分级回路中的产品进行筛析和化验，考察实验组和对比组的磨矿-分级系统的粒度分布和品位分布现状。
对溢流平均品位而言，2#机组二段溢流产品品位也要比1#对比机组二段溢流产品品位的也要高些。表1-1列出了连续三天钨的化验品位数据。
表1-1二段溢流产品中钨品位对比数据结果
分析主要技术经济指标，本次工业实验主要的技术和经济指标汇总于表1-2中
表1-2主要技术经济指标汇总表
采用精确化装球后，在不影响一段磨机处理量甚至增加处理量的前提下，实现了钢球单耗下降、磨机工作噪音下降和磨机作业工作功率下降；实现了磨机利用系数、一段分级返砂比、分级质效率和分级量效率均得到了提高；实现了二段溢流产品中易选合格粒级增加2～6个百分点、过粉碎减轻2个百分点、平均粒径有所加粗和溢流品位略有提高，最终使二段溢流产品特性得到了有效改善。
一种多金属选矿磨矿分级优化测试方法，该方法步骤流程包括多金属矿物的嵌布特性分析S201、矿石的力学性能测定研究S202、矿石破碎时的钢球直径计算S203、精确化装球实验验证S204。
所述的多金属矿物的嵌布特性分析S201是指通过对多金属矿物的嵌布特性分析和矿物单体解离度的测定和选矿细度试验，有利于综合回收钨、钼、铋、萤石四种矿物，钨矿物主要为白钨矿、黑钨矿、假象、半假象黑钨矿及少量钨华，白钨矿与黑钨矿的比例为7:3，铋矿物主要是辉铋矿，钼矿物主要为辉钼矿，含氟矿物为萤石，钨、钼、铋、萤石四种矿物的最佳磨矿细度为-200目占90％，主要脉石矿物有石榴石、石英、长石、白云母等，矿石中有用矿物呈细粒不均匀嵌布，彼此致密共生，分离难度大，经显微镜下测定：辉铋矿的平均粒径只有0.01mm，白钨矿的平均粒径为0.028mm，黑钨矿的平均粒径为0.03mm，辉钼矿的平均粒径为0.079mm，萤石的平均粒径为0.078mm。
所述的矿石的力学性能测定研究S202是指对矿石的力学性能测定进行研究，矿石抵抗破碎的力学性能在很大程度上影响着磨碎的效率，设备的选择、碎磨设备生产能力的计算、碎磨设备工作参数的选择确定等等无一不需要了解矿石的抗破碎性能，对于多金属矿而言，属性脆易碎矿石，因此测定矿石的力学性能，尤其是不规则矿粒的力学性能非常重要，具体包括以下步骤：
1、对规则矿块的力学性能测定：
对选取10块＞250mm的原矿样进行切割、制样，打磨成直径为50mm、高度为80mm左右的规则矿块圆柱体，并在单轴压力机上进行试验，试验结果如表1-3所示：
表1-3规则矿块的压力试验结果
| 试样编号 | 直径/mm | 高度/mm | 单轴抗压强度/MPa |
| 1# | 49.12 | 87.48 | 120.524 |
| 2# | 49.34 | 86.54 | 121.318 |
| 3# | 49.20 | 87.86 | 102.989 |
| 平均值 | 49.22 | 87.293 | 114.944 |
由上表可以计算出，该原矿的抗压强度为1149.44kg/cm2，换算成矿石普氏硬度系数f为11.5，属于中硬矿石类型。
2、对不规则矿块的力学性能进行测定：
选取一段磨矿给矿中9mm、11mm、13mm、15mm、17mm、20mm等若干块矿粒进行压力试验。
平均粒径在19mm左右，其抗压强度为257.15kg/cm2；
平均粒径在17mm左右，其抗压强度为310.11kg/cm2；
平均粒径在15mm左右，其抗压强度为416.83kg/cm2；
平均粒径在13mm左右，其抗压强度为415.16kg/cm2；
平均粒径在11mm左右，其抗压强度为340kg/cm2；
平均粒径在9mm左右，其抗压强度为298kg/cm2；
换算成f值为4左右，矿石的硬度大大降低；值得关注的是：矿石的抗压强度并不是随着粒度的减小而减小，而是呈现随着粒度降至15mm左右时，抗压强度越来越大；当矿粒直径小于15mm时，抗压强度并不是随着粒度的减小而减小；换句话说，一段磨给矿粒度中，最难磨的应当属15mm上下粒级的矿粒，而大于15mm的矿粒存在着较多的裂纹易碎些。
3、对力学性能测定表现出的脆性特征进行分析：
(1)受压破碎后的形态
观察不规则矿块受压破碎后的形态可知，矿块受压后裂纹扩展极易沿着矿块中间裂开，形成2块完整的矿粒，有的会碎裂成粉末，这都充分说明矿块属脆性矿物。
(2)受压破碎后的解理面
观察不规则矿块破碎后的解理面，可以看出该多金属矿在破碎时解离面实际上就是一个金属富集界面，在这金属富集界面易产生断裂，断裂面较为平整、光滑。
(3)受压破碎时的抗压强度
抗压强度的数据说明，多金属矿石的抗压强度并不是一味随着粒度的减小而减小，而是呈现随着粒度降至15mm左右时，抗压强度越来越大；当矿粒直径小于15mm时，抗压强度并不是随着粒度的减小而减小。这种现象的存在是因为不同矿粒所含金属量不一样，破碎产生的裂纹扩展速度不一样。这种矿粒属性脆易碎矿物；这一现象针对一段磨矿给矿在制实验室样品时就出现过。原一段磨机给矿γ-10μm仅 为1.74％，在实验室将其破碎至2mm以下时，γ-10μm就增加到6.17％。
所述的矿石破碎时的钢球直径计算是指对矿石破碎时的钢球直径进行计算，具体包括以下步骤：
1、理论计算球径：
总体上，多金属矿选厂处理的矿石为中硬矿石，且脆性较大，属易碎易磨的矿石，非常注意过粉碎的减轻，钢球尺寸的大小影响着磨矿效果的好坏，若钢球尺寸过大，易产生贯穿破碎；若钢球尺寸过小，不但过粉碎严重，而且磨不细，导致返砂过多，恶化磨矿过程；目前多金属矿选厂一段与二段磨矿尺寸均是2700×3600mm，螺旋分级机尺寸2m，水力旋流器350mm，台处理能力65t/h。一段磨机每两天补一次两吨钢球(直径约100mm)，二段磨机每两天补一次两吨钢段(直径约35×40mm)；本试验也采用段氏球径半理论公式计算各段各次球磨机所需的球径，然后用实验验证，最后确定准确的球径。
段氏球径半理论公式如下：
式中：
Db—磨机在特定条件下所需球径，cm；
Kc—综合修正系数，由相应专著提供的资料中确定；
磨机转速率，％；
σ压—矿石的抗压极限强度，σ压≈100f，kgf/cm2；
ρe—钢球的有效密度，g/cm3，ρe＝ρs-ρn，ρs为钢球密度(g/cm3)，ρn为矿浆密度(g/cm3)，其确定方法为：ρn＝δt/[C+δt(1-c)]，δt为矿石比重，C为矿浆重量百分浓度，％；
D0—球荷“中间缩集层”直径，cm，D0＝2R0，
其中R1和R2分别为磨机内最外层和最内层半径，K＝R2/R1，K与转速率及充填率有关，由相应专著提供的资料中选定；
df—95％过筛最大粒度，cm；
现将多金属矿选厂的一段球磨机各个参数的特定条件列入表1-4中：
表1-4多金属矿选厂一段球磨机的工作参数
若矿石抗压强度采用标准力学试验测定值1149.44kg/cm2，则按段氏球径半理论公式及表1-4参数可计算出一段球磨机所需的理论球径值：Db＝10cm＝100mm，这个理论球径计算值刚好是多金属选矿厂添加 的球径。
2、对不规则矿块进行优化计算球径：
从前面不规则矿块的抗压强度的结果可以看出，换算成f值为4左右，比规则矿块的f值为11大大降低，矿石的硬度明显降低，则钢球直径大小也应该相应降低；同时，根据第二章磨矿的正交实验结果，磨矿浓度范围为：60％～63.86％；钢球充填率范围为：40～45％。可以看出，>13mm的矿粒采用80mm钢球就够了，现场采用100mm钢球显然偏大了，钢球偏大带来的后果是：
(1)矿粒容易产生贯穿破碎，表现为磨矿排矿中γ-74μm和γ-10μm偏大。磨矿排矿新生γ-74μm为31.91％，新生γ-10μm为10.28％；
(2)返砂量不够。通常螺旋分级机返砂比为150～250％之间，而现场的返砂比只有63.68％，返砂量严重不够，又会导致球磨机利用系数小，现场的q-200磨机利用系数只有1.01t/h·m3，仍有一定的提升空间。
所述的精确化装球实验验证是指对精确化装球进行实验验证，为了考查不规则矿块最优化磨矿的效果，针对一段球磨机给矿进行验证实验；因实验室只有小型锥形球磨机，故磨矿时现将+7mm物料先过筛，过筛后物料的粒度和品位分布组成如表1-5所示：
表1-5-7mm物料的粒度和金属分布特性
根据表1-5所示的粒度组成和计算结果，确定磨矿精确化球径的配比为：Φ50:Φ40:Φ30＝25％:25％:50％。
磨矿时的工作条件取正交实验的优化结果。试验时取2个边界条件(实验①C＝63.86％、T＝4.24min、 实验②C＝60％、T＝4min、)分别进行磨矿，磨矿结果如表1-6、1-7所示：
表1-6-1实验①条件下的粒度和金属分布特性
表1-6-2实验②条件下的粒度和金属分布特性
表1-7磨矿条件①和②下黑、白钨矿的单体解离度分布/％
为便于说明问题，将上述三个表格中一些关键数据汇总与表1-8中。
表1-8精确磨矿条件下的磨矿效果汇总表/％
从表1-8可以看出，新生γ-74μm分别为：22.10％和22.16％；新生γ-10μm分别为：3.36％和4.04％；
从金属品位大小来看，-74～19μm区间的品位最高，累积金属回收率分布为34.02％和43.11％，符合钨矿的嵌布粒度区间和解离区间，也有利于后续选矿作业回收；从-10μm的金属分布来看，新生金属回收率仅为3.48％和3.14％；金属品位分别为0.52％和0.45％，比原矿品位0.54％降低；从单体解离度来看，精确化磨矿后，磨机排矿中黑钨矿的单体解离度要比原一段磨排矿高8个百分点以上，白钨矿高3个百分点以上，磨矿效果全面得到改善。
通过实验，由此得出：
实验结果说明这种精确化装球方案是可行的，符合了前述优化结果，磨矿产品粒度特性和金属分布特性全面得到改善。尽管磨矿产品的筛上累积粒度曲线也是基本服从直线分布，但直线斜率分别为9.06和9.66，比其他实验磨矿条件下的斜率均小,斜率越小，直线越平缓，说明细粒级累积含量越小些，过粉碎也就会越轻些。
所述的多金属选矿磨矿分级优化试验及测试方法主要是围绕着如何降低粉碎开展实验研究的，如何在磨矿-分级回路中优化磨矿过程，尽量减少过粉碎粒级的产生，不仅对选别有好处，对后面的过滤作业也有好处。
如图1、2所示，多金属选矿磨矿分级优化试验方法步骤主要试样来源与取样S101、多金属选厂磨矿-分级回路现状分析S102、分析一端磨矿过程的影响因素S103、采用二段磨钢锻和钢球对比磨矿实验S104、采用一段磨工业试验方案装球制度S105、采用二段磨工业试验方案S106、对工业实际试验进行调试S107、分析工业试验结果S108；多金属选矿磨矿分级优化测试方法步骤流程包括多金属矿物的嵌布特性分析S201、矿石的力学性能测定研究S202、矿石破碎时的钢球直径计算S203、精确化装球实验验证S204；本发明提供的多金属选矿磨矿分级优化试验及测试方法，在不影响一段磨机处理量甚至增加处理量的前提下，实现了钢球单耗下降、磨机工作噪音下降和磨机作业工作功率下降；采用精确化装球的方案，实现了磨机利用系数、一段分级返砂比、分级质效率和分级量效率均得到了提高；实现了二段溢流产品中易选合格粒级增加2～6个百分点、过粉碎减轻2个百分点、平均粒径有所加粗和溢流品位略有提高，最终使二段溢流产品特性得到了有效改善。
以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换和改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (5)
1.一种多金属选矿磨矿分级优化试验方法，其特征在于，该方法步骤包括试样来源与取样、多金属选厂磨矿-分级回路现状分析、分析一段磨矿过程的影响因素、采用二段磨钢锻和钢球对比磨矿实验、采用一段磨工业试验方案装球制度、采用二段磨工业试验方案、对工业实际试验进行调试、分析工业试验结果；
所述的试样来源与取样是指布置取样点采取样品，具体包括以下步骤：
布置取样点：1个点在运矿小车取大块样若干，在球磨机-分级回路中取7个点，分别为一段球磨给矿、一段磨矿排矿、螺旋分级机返砂和溢流、水力旋流器沉砂和溢流、二段磨排矿；
确定取样量：对一段磨的球磨机给矿、球磨机排矿、螺旋分级机溢流、螺旋分级机返砂、二段磨的水力旋流器沉砂、二段磨排矿、水力旋流器溢流同时取样，每隔0.5小时取样1次，取样时不要取和回流水混合后的样品，每次取样量为：
(1)一段磨的球磨机给矿
在皮带运输机上取样，每次取样量为15kg，8次为120kg；
(2)一段球磨机排矿
在球磨机排放端口取样，每次取样量为3kg，8次为24kg；
(3)一段磨螺旋分级机溢流
在溢流堰口取样，每次取样量为3kg，8次为24kg；
(4)一段磨螺旋分级机返砂
在返砂口取样，每次取样量为3kg，8次为24kg；
(5)二段磨的水力旋流器沉砂
在沉砂口取样，每次取样量为2kg，8次为16kg；
(6)二段磨排矿
在磨机排放端口取样，每次取样量为2kg，8次为16kg；
(7)二段磨水力旋流器溢流
在溢流口取样，每次取样量为2kg，8次为16kg；
(8)原矿样取10块＞250mm的原矿样，取样时除原矿样外，7个样应同时进行，并分分8袋分别包装；
所述的多金属选厂磨矿-分级回路现状分析是指分析多金属选厂磨矿-分级回路现状，具体内容包括：
(1)粒度分布规律
一段磨矿产品和一段螺旋分级溢流产品的筛上累积曲线遵循直线分布规律，说明该矿物在磨矿时随粒度衰减速率很快，属易碎产品，易造成过粉碎；同样地，二段磨矿产品和二段螺旋分级溢流产品的筛上累积曲线也遵循直线分布规律，说明该矿物在磨矿时随粒度衰减速率很快，再次证明多金属矿属易碎产品，容易过粉碎；
(2)金属分布规律
从品位分布来看，随着粒级的越细品位越高，在74～19μm达到顶峰，这个粒级范围正好是黑钨矿、白钨矿的解离范围内；钨矿石随着磨矿-分级回路的走向，易在分级沉砂中富集；一段分级沉砂品位和一段磨机排矿品位明显高于螺旋分级溢流品位；二段水力旋流沉砂品位和二段磨机排矿品位明显高于二段水力旋流器溢流品位；非常严重的是二段水力旋流器溢流品位仅为0.32％，比原矿平均品位低近50％；这些金属主要是在-10μm产品中损失掉；从表1-10中可以看出整个磨矿-分级回路中的-10μm品位均比溢流品位高；从回收率的角度看，二段水力旋流器溢流产品中所造成的回收率占21.93％，合格产品(74～10μm)的回收率仅为76.45％，如果考虑到分选过程的损失，整个选厂的回收率会远远低于76％；
(3)解离分布规律
根据提供的资料可知，白钨矿的平均粒径为28μm，黑钨矿的平均粒径为30μm；当磨矿-分级回路中的产品粒度在-74μm以下时，黑、白钨矿基本实现单体解离；故金属量基本分布在磨矿-分级回路各产品74-10μm之间；
所述的分析一端磨矿过程的影响因素是指对一段磨矿过程的影响因素进行分析，具体包括以下步骤：
(1)分析磨矿时间的影响：
实验室球磨机为圆筒形，每次磨矿样量为200g，磨机充填率为45％、转速为170r/min、矿浆浓度为70％；分别在0、2、3、4、5、6、7min下进行磨矿；
(2)分析磨矿浓度的影响：
同样固定每次磨矿样量为200g，磨机充填率为45％、转速为170r/min、磨矿时间为4min；分别在55％、60％、65％、70％、75％、80％浓度下进行磨矿；
(3)分析磨矿转速的影响：
同样固定每次磨矿样量为200g，磨机充填率为45％、磨矿时间为4min、磨矿浓度为65％；分别在140、170、200、230、260r/min下进行磨矿；
(4)分析磨矿钢球直径的影响：
同样固定每次磨矿样量为200g，磨机充填率为45％、磨矿时间为4min、磨矿浓度为65％、磨机转速为200r/min，分别在单一钢球尺寸φ40mm、φ30mm、φ20mm下进行磨矿；
(5)采用磨矿过程各影响因素的正交实验：
实际磨矿过程中，磨矿产品质量的优劣与磨矿浓度、磨矿时间、磨机转速、给矿粒度大小诸多因素有关。
2.如权利要求1所述的多金属选矿磨矿分级优化试验方法，其特征在于，利用Design正交软件设计出三因素五水平正交实验方案；以γ-74μm和γ-10μm作为响应输出；所述的采用二段磨钢锻和钢球对比磨矿实验是指为了考察二段磨矿过程中产生过粉碎的情况，对上述球磨过程中产生的产品用-200目筛子过筛，对筛上物再进行钢锻和钢球对比磨矿，先后考查了磨矿时间、磨矿浓度和充填率对磨矿产品粒度组成特性的影响，具体包括以下步骤：
(1)、分析磨矿时间的影响：
1)钢锻磨矿
每次磨矿样量为200g，磨机充填率为35％、转速为200r/min、矿浆浓度为70％；分别在3、4、5、6、7min下进行钢锻磨矿；
2)钢球磨矿
每次磨矿样量为200g，磨机充填率为35％、转速为200r/min、矿浆浓度为70％，分别在3、4、5、6、7min下进行钢球磨矿；
(2)、分析磨矿浓度的影响：
1)钢锻磨矿
每次磨矿样量为200g，磨机充填率为35％、转速为200r/min、磨矿时间6为min；分别在60％、65％、70％、75％、80％的矿浆浓度为下进行钢锻磨矿；
2)钢球磨矿
每次磨矿样量为200g，磨机充填率为35％、转速为200r/min、磨矿时间6为min；分别在60％、65％、70％、75％、80％的矿浆浓度为下进行钢球磨矿；
(3)、分析钢锻充填率的影响：
1)钢锻磨矿
同样固定每次磨矿样量为200g，磨矿时间为6min、磨矿浓度为60％、磨机转速为200r/min；分别在35％、38.5％、42％、45.5％、49％钢锻充填下进行磨矿；
2)分析钢球磨矿
同样固定每次磨矿样量为200g，磨矿时间为6min、磨矿浓度为60％、磨机转速为200r/min；分别在35％、38.5％、42％、45.5％、49％钢球充填下进行磨矿。
3.如权利要求1所述的多金属选矿磨矿分级优化试验方法，其特征在于，所述的采用一段磨工业试验方案装球制度是指根据一段球磨机给矿粒度组成和计算结果，确定磨矿精确化球径的配比为：
Φ80:Φ60:Φ40＝25％:25％:50％
钢球充填率取38～40％；水力旋流器的工作条件为：降低水力旋流器的分级浓度，通过降低二段磨矿浓度和一段分级机溢流浓度来实现；提高溢流口直径；适当降低泵压；
所述的对工业实际试验进行调试是指按照以下方法调试进行，调试主要从以下两个方面入手：
(1)降低磨矿浓度，一段磨和二段磨的磨矿浓度均介于65％～70％之间；因二段磨机前没有水管，故在水力旋流器沉砂口新增水管；
(2)增加一段磨机的处理能力，调节螺旋分级机返砂比至150％；
所述的分析工业试验结果是指分析磨矿-分级回路中的浓度与细度变化，磨矿浓度直接影响到磨矿-分级回路的产品粒度特性；
通过分析工业应用后的质量指标可知，在不影响一段磨机处理量甚至增加处理量的前提下，实现了钢球单耗下降、磨机工作噪音下降和磨机作业工作功率下降；实现了磨机利用系数、一段分级返砂比、分级质效率和分级量效率均得到了提高；实现了二段溢流产品中易选合格粒级增加2～6个百分点、过粉碎减轻2个百分点、平均粒径有所加粗和溢流品位略有提高，最终使二段溢流产品特性得到了有效改善。
4.如权利要求1所述的多金属选矿磨矿分级优化试验方法，其特征在于，该方法进一步包括多金属选矿磨矿分级优化测试方法，该方法包括多金属矿物的嵌布特性分析、矿石的力学性能测定研究、矿石破碎时的钢球直径计算、精确化装球实验验证；
所述的多金属矿物的嵌布特性分析是指通过对多金属矿物的嵌布特性分析和矿物单体解离度的测定和选矿细度试验，有利于综合回收钨、钼、铋、萤石四种矿物，钨矿物主要为白钨矿、黑钨矿、假象、半假象黑钨矿及少量钨华，白钨矿与黑钨矿的比例为7:3，铋矿物主要是辉铋矿，钼矿物主要为辉钼矿，含氟矿物为萤石，钨、钼、铋、萤石四种矿物的最佳磨矿细度为-200目占90％，主要脉石矿物有石榴石、石英、长石、白云母等，矿石中有用矿物呈细粒不均匀嵌布，彼此致密共生，分离难度大，经显微镜下测定：辉铋矿的平均粒径只有0.01mm，白钨矿的平均粒径为0.028mm，黑钨矿的平均粒径为0.03mm，辉钼矿的平均粒径为0.079mm，萤石的平均粒径为0.078mm；
所述的矿石的力学性能测定研究是指对矿石的力学性能测定进行研究，矿石抵抗破碎的力学性能在很大程度上影响着磨碎的效率，设备的选择、碎磨设备生产能力的计算、碎磨设备工作参数的选择确定等等无一不需要了解矿石的抗破碎性能，对于多金属矿而言，属性脆易碎矿石，因此测定矿石的力学性能，尤其是不规则矿粒的力学性能非常重要，具体包括以下步骤：
(1)对规则矿块的力学性能测定：
对选取10块＞250mm的原矿样进行切割、制样，打磨成直径为50mm、高度为80mm左右的规则矿块圆柱体，并在单轴压力机上进行试验；
(2)对不规则矿块的力学性能进行测定：
选取一段磨矿给矿中9mm、11mm、13mm、15mm、17mm、20mm等若干块矿粒进行压力试验；
(3)对力学性能测定表现出的脆性特征进行分析：
1)受压破碎后的形态；2)受压破碎后的解理面；3)受压破碎时的抗压强度。
5.如权利要求4所述的多金属选矿磨矿分级优化试验方法，其特征在于，所述的矿石破碎时的钢球直径计算是指对矿石破碎时的钢球直径进行计算，具体包括以下步骤：
(1)理论计算球径
总体上，多金属矿选厂处理的矿石为中硬矿石，且脆性较大，属易碎易磨的矿石，非常注意过粉碎的减轻，钢球尺寸的大小影响着磨矿效果的好坏，若钢球尺寸过大，易产生贯穿破碎；若钢球尺寸过小，不但过粉碎严重，而且磨不细，导致返砂过多，恶化磨矿过程；采用段氏球径半理论公式计算各段各次球磨机所需的球径，然后用实验验证，最后确定准确的球径；
段氏球径半理论公式如下：
式中：
Db—磨机在特定条件下所需球径，cm；
Kc—综合修正系数，由相应专著提供的资料中确定；
磨机转速率，％；
σ压—矿石的抗压极限强度，σ压≈100f，kgf/cm2；
ρe—钢球的有效密度，g/cm3，ρe＝ρs-ρn，ρs为钢球密度(g/cm3)，ρn为矿浆密度(g/cm3)，其确定方法为：ρn＝δt/[C+δt(1-c)]，δt为矿石比重，C为矿浆重量百分浓度，％；
D0—球荷“中间缩集层”直径，cm，D0＝2R0，
其中R1和R2分别为磨机内最外层和最内层半径，K＝R2/R1，K与转速率及充填率有关，由相应专著提供的资料中选定；
df—95％过筛最大粒度，cm；
若矿石抗压强度采用标准力学试验测定值1149.44kg/cm2，则按段氏球径半理论公式及计算出一段球磨机所需的理论球径值：
Db＝10cm＝100mm
这个理论球径计算值刚好是多金属选矿厂添加的球径；
对不规则矿块进行优化计算球径：
从前面不规则矿块的抗压强度的结果可以看出，换算成f值为4，比规则矿块的f值为11大大降低，矿石的硬度明显降低，则钢球直径大小也应该相应降低；同时，根据第二章磨矿的正交实验结果，磨矿浓度范围为：60％～63.86％；钢球充填率范围为：40～45％；所述的精确化装球实验验证是指对精确化装球进行实验验证，为了考查不规则矿块最优化磨矿的效果，针对一段球磨机给矿进行验证实验；因实验室只有小型锥形球磨机，故磨矿时现将+7mm物料先过筛。
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