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矿介质的粒度性质，有利于为后续作业提供合适粒度的物料。
乌努格吐山铜钼矿(简称乌山铜钼矿)位于内蒙古新巴尔右旗，属于低品位大型铜钼有色金属矿山，是一座大型斑岩铜钼矿，资源储量巨大，铜金属储量为300万吨，钼金属储量可达60万吨。原矿品位较低，铜品位仅0.3%，钼品位仅0.03%。乌山铜钼矿选矿厂设计规模为7.5万t/d，分两期建设：一期为3.5万t/d，二期为4万t/d。选矿厂碎磨系统采用SABC碎磨工艺，碎磨设备采用国产Φ8.8m×4.8m半自磨机、Φ6.2m×9.5m溢流型球磨机等国产大型选矿设备。
乌山铜钼矿SABC碎磨工艺具有流程短、先进可靠、大大降低了占地面积、减少了粉尘污染、降低了维修强度等优点，其稳定运行为国内其他矿山碎磨工艺流程建设提供了借鉴，如黑龙江伊春鹿鸣钼矿、西藏甲玛矿二期等。为防止系统破碎顽石的圆锥破碎机过铁，造成设备损坏，乌山铜钼矿选矿厂采用MA-2211型除铁装置。该除铁装置安装在系统的关键位置，可以第一时间除去系统中的碎钢球，保证系统的正常运行。
2选别工艺技术流程
随着辉钼矿资源开发的深入，易选矿床逐渐减少，矿石逐渐贫化，钼品位越来越低，因此，当前选矿不仅需要新型高效药剂的研发，更需要对选矿流程和工艺的整体优化，以达到钼资源的充分利用。
2.1铜钼分选
当铜钼矿原矿含钼品位较高时，一般采用部分混合浮选工艺。该工艺先采用钼矿捕收剂浮选部分易浮的钼，得到部分钼精矿，接着用硫化矿捕收剂进行铜钼混合浮选，得到铜钼混合精矿，最后对铜钼精矿进行铜钼分离。采用该工艺方案可以有效降低铜钼分离的难度。
对于低品位斑岩铜钼硫矿石，一般先用硫化矿捕收剂浮选铜钼，接着再进行铜钼分离，很少采用优先浮选工艺和中矿再磨工艺。混合浮选时尽量完全把铜浮选起来，并且钼也被浮选入铜精矿中。当钼在铜钼矿中含量太低时，无法通过浮选方法对铜钼矿实现分离，或者可以实现分离但成本太高，选厂一般只生产铜钼混合精矿。混合浮选再分离工艺的优点是：磨矿成本低、中矿循环量少、过程容易操作和控制，并且现场易于实施。因此该工艺能有效降低铜钼矿浮选工艺成本。但是由于在混合浮选时混合精矿含有过剩的药剂，导致混合精矿分离困难，因此该工艺在铜钼分离时通常先进行脱药处理，以改善分离效果。
ZiminAleksejVladimirovich等针对铜钼矿推出了一种新的浮选方法。该法包括：先选铜钼混合粗精矿，在铜钼分离之前将它们脱药、漂洗、浓缩、分级，而后将粗精矿再磨再选，脱药用表面活性剂和抑制剂效果良好。
M.Poorkan等研究了伊朗Sarcheshmeth铜钼选矿厂(生产规模为41000t/d)的铜钼分离。铜钼硫化矿物的分离用NaHS抑制黄铜矿、辉铜矿和黄铁矿，浮选辉钼矿。研究表明，用NaHS抑制黄铜矿等铜的硫化矿物，首先要将黄铜矿表面上吸附的黄原酸盐解吸，使黄铜矿失去活性。传统的充气浮选，NaHS抑制剂容易被氧化而失去效果，要将黄铜矿与辉钼矿顺利分离要消耗高达17.7kg/tNaHS产生的HS-。如此大量的NaHS，其药剂费用约占全厂药剂总费用的58%，为此研究人员用氮气代替传统的空气，由于氮气有效地阻止了NaHS的氧化，从而使NaHS的消耗量降至14.2kg/t，最多降至10kg/t，同时还使钼的回收率略有提高，钼精矿品位保持用空气时的水平。
2008年重新启动的保加利亚Ellatzite-MedAB铜矿的钼浮选车间，采用了密封式Wemco型惰性气体浮选机，浮选气体含O28%、N292%。用NaHS抑制黄铜矿，用煤油浮选辉钼矿，得到了回收率为80%，含Mo44%-48%的钼精矿，NaHS耗量明显下降，用量降至7kg/t。
邵福国等对河南某矿区片岩型铜钼矿石，采用钼铜异步混合浮选再分离-硫浮选工艺流程。在钼铜等可浮阶段，选用对钼矿物选择性强的捕收剂，可以尽可能地提高粗精矿中钼的品位和回收率;在铜钼分离作业，采用高效抑制剂，以减少硫化钠的用量;在硫浮选作业，根据矿石性质强化硫的浮选，提高硫回收率。获得钼精矿品位为47.02 %、钼回收率 87.91 %，铜精矿品位 14.33 %、铜回收率 82.61 %的较好指标。为开发利用该类型中低品位铜钼矿资源，提供了技术依据。
犹他大学的学者在铜钼分离时，采用巯基乙酸钠作为黄铜矿抑制剂，用柴油浮选辉钼矿，试验发现，用质量比为1:1的巯基乙酸钠与活性炭合用，用量为20-80g/t时，不但黄铜矿被良好地抑制，辉钼矿浮选回收率也明显上升。一些学者认为用活性炭与柴油或煤油合用可形成活性炭-油-辉钼矿团聚，从而提高了钼的回收率。用活性炭时，大部分活性炭富集在钼精矿中，约降低钼精矿品位1-2个百分点。
2.2铅钼分选
西北有色金属研究院研究了含铅钼矿综合回收铅的新工艺。新工艺包括：钼铅混合浮选-磷诺克斯与活性炭分离钼铅-钼中矿浮选分离回收铅。新工艺可使钼、铅回收率分别达到82%、65%，获得铅精矿品位为62%。
许多选矿学者研究了大量赋存在鄂、黔等地的钼铅矿的选别。一种矿石含Mo1.58%、Pb4.25%、Ba25.61%、Fe2O323.65%、Re0.0062%，矿石中Mo、Pb呈钼铅矿存在，Ba呈重晶石存在，Fe2O3呈褐铁矿存在。脉石主要为石英，矿石的最大特点是钼铅矿呈细粒蜂窝状赋存，与重晶石、褐铁矿等致密共生。钼、铅、钡和铁在-0.038mm粒级中均占1/3左右，浸染粒度极细。Zhang.Y.S等研究了用单一重选、强磁选和浮选工艺选别这种难选的钼铅矿，结果表明，将矿石磨至-0.074mm占92%，采用1粗、2精和1扫的浮选工艺，以硫化钠为活化剂(用量为2.1kg/t)、碳酸钠(1.7kg/t)、硅酸钠(1.5kg/t)和硫酸铝(800g/t)为调整剂、黄药(360g/t)为捕收剂、松油醇(80g/t)为起泡剂，经浮选后得出含Mo7.06%的钼精矿，钼回收率为62.63%、产率为15.14%。
陈建华等研究了一种含Mo0.92%、Pb3.9%、Fe2O329%的泥化严重的高铁钼铅矿石选矿。以硫化钠(10kg/t)为硫化剂，硫酸铜(67g/t)为活化剂，氢氧化钠(pH=9-10)、六偏磷酸钠(100g/t)为调整剂，异戊基磺酸钠(330g/t)和煤油(100g/t)为捕收剂、松油醇(60g/t)为起泡剂，磨矿细度-0.074mm占78%，经1粗1扫浮选后，浮选精矿品位Mo为5.8%，钼回收率为76%。试验表明，所加的几种药剂缺一不可，在乙基黄原酸钾、丁基黄原酸钾、异戊基黄原酸钾、黄原酸酯、二硫代磷酸盐(黑药)、乙硫氮等六种捕收剂中，以异戊基黄原酸钾捕收性能最佳。如果将矿浆温度从30℃提高到50℃，钼精矿品位可提高到8.87%，回收率为79%。
王安理等研制出一种含Mo0.13%、Pb0.02%～0.03%和Au0.4g/t钼矿的选矿新方法：将矿石磨至-0.074mm占55%～60%，用少量黄药与煤油粗选得含Mo4%～6%、Au2.0g/t的钼金铅粗精矿，经立式球磨机再磨(与水力旋流器闭路作业)至-0.04mm占60%～70%后用炭浆法回收金。氰化尾矿进行8～10次钼精选，精选作业用P-Nokes抑制方铅矿，得到含Mo45%～47%的钼精矿，钼回收率约85%，金回收率75%。由于经过氰化处理后再精选辉钼矿，铜硫化矿、锌硫化矿和黄铁矿被“彻底”抑制，钼精矿含铜、铁等很低，也不用巯基乙酸钠抑制铜矿物。从钼精选尾矿中用黄药选铅，得到含Pb30%左右的铅中间产品送往冶炼厂炼铅，如含钼较高时，也可以钼中间产品出售。
吴闲等在钼铅分离时用诺克斯与活性炭合用，较单独使用诺克斯抑制方铅矿，用煤油浮选辉钼矿，其品位和回收率均有所提高。
2.3镍钼分选
中南大学王明宇研究了一种由低品位镍钼矿提取钼的新技术。其主要工艺流程为焙烧镍钼矿，再对焙烧产物进行碳酸钠和氢氧化钠联合碱浸，然后离子交换富集钼，获得含钼溶液。再进行除钒等净化作业，并结晶获得符合质量标准的钼酸铵。该工艺的钼回收率可达89.06%。
Marcantomio.P.J推出一种钼镍硫化物处理法，将物料以10%～15%的浓度，在200℃、2.5MPa下充氧氧化后，氨浸，硫化钼转化为(NH4)2MoO4，硫化镍转化为Ni(NH3)6SO4。用LIX-84-1萃取镍，镍负载在有机相，用H2SO4反萃制取硫酸镍，水相钼回收为低浓度钼酸铵。用N235萃钼，氨反萃得高浓度钼酸铵，纯化、酸沉、结晶得钼酸铵产品。这是又一条从钼镍矿回收钼的技术路线。该工艺也无焙烧作业，对环境不产生危害。
2.4钨钼分选
管则皋等对我国南方一种含WO30.23%、Mo0.018%的细脉型黑白钨钼矿石进行了研究，采用重选回收粗粒级黑钨矿与白钨矿，重选尾矿与细粒级合并的矿浆浮选辉钼矿。用煤油作捕收剂，松油作起泡剂，得粗精矿含Mo2.31%，钼回收率50.54%。钼浮选尾矿用硝酸铅活化白钨矿，用GYB与GYR混合捕收剂浮选白钨矿，粗选为常温，精选为升温，综合白钨矿精矿含WO357.53%、钨回收率80.59%。
2.5铋钼分选
对低品位的钨钼铋矿石，采用钼铋混选再分离的工艺流程，钼铋混合粗选获得混合粗精矿后，再进行钼铋-硫分离及钼-铋分离。柿竹园多金属矿中的钼主要以辉钼矿形式存在，与辉铋矿可浮性接近，因此采用等可浮流程优先浮选可浮性较好的钼铋，防止重压重拉。首先添加少量的非极性油和起泡剂进行钼铋等可浮，再用SN-9号捕收剂或丁黄药进行铋硫混选，用选择性调整剂硫化钠和活性炭浮选分离钼铋混合精矿，用石灰和充气氧化法浮选分离铋硫混合精矿分别得到钼精矿和铋精矿。钼、铋原矿品位为0.069%，0.163%，获得钼精矿和铋精矿品位分别为48.26%，38.93%，回收率分别为86.02%，72.96%。与原生产方法(钼铋混合浮选)相比，钼、铋精矿回收率分别提高2.85%，12.64%。
2.6其它
陈家栋等针对四川会理县洛东铜业有限公司新选厂钼精矿中黄铁矿和滑石含量高、辉钼矿嵌布粒度细的特点，采用磨矿细度-45mm占95%，Z200作捕收剂，石灰抑制黄铁矿，六偏磷酸钠抑制脉石矿物的浮选试验方案，经一粗一扫四精作业，获得了钼精矿钼品位45%，回收率80%以上的较好技术指标。
Martin.C.Kuh等研制出一种滑石型铜钼矿浮选新工艺。矿石磨至-0.15mm占80%，用戊基黄原酸钾、柴油、起泡剂Aerofloat-238和AF-65粗选得低品位铜钼混合粗精矿，粗精矿含Cu25.99%、Mo0.49%、酸不溶物(主要为滑石)7.24%。经再磨后进行3次铜精选，用CMC(羧甲基纤维素)抑制辉钼矿、浮选铜硫化矿，得到铜精矿，辉钼矿留在尾矿中。将尾矿加温活化，在85℃下处理30min，而后用柴油选钼，尾矿为滑石。得到的钼精矿于回转窑中在230～260℃低温焙烧30～60min，此时辉钼矿表面氧化，可浮性明显下降。在此条件浮选滑石(反浮选)，钼精矿品位明显上升。最终钼精矿含Mo42%～45%(原矿含Mo0.013%)，回收率为55%。
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