银矿的选矿技术：对以银为主的矿石常采用重浮联合流程或单一浮选流程把银矿物富集而后银精矿再用化学法等化学提取。银矿的选矿技术浮选实例：我国某银矿是低温热液含多金属银矿床、矿石中金属矿物以辉银矿，螺状硫银矿为主，自然银次之。银矿的选矿伴生有少量铜、铅、锌、硫等硫化物及氧化物，金属矿物占1.16%，脉石主要为石英，还有少量长石、绢云母等，占全部矿物的98.84%，矿石中铜、铅、锌、硫矿物嵌布粒度较粗，而银矿物嵌布粒度较细，一般在0.074～0.005mm之间，与硫化矿物及脉石的关系都很密切，要获得较好的银浮选指标，必须细磨采用浮选—浮选精矿再*的联合流程回收银，银矿的选矿技术浮选工艺流程简单，采用带控制分级的一段磨矿流程，控制分级溢流细度为-200目占70%～80%，浮选为一粗一精二扫作业，浮选精矿脱药再磨后送浸出。

由于矿产资源的大量开发利用，可供资源量不断减少，造成原矿开采品味日渐降低，冶炼等后续加工对选矿产品质量要求也日益提高。同时，人类的环保意识日益加强。这些现实对选矿设备提出了越来越高的要求，促使选矿设备不断向更大、更优和高效节能的方向发展。选矿设备和选矿工艺的发展是同步的，工艺是主导，设备是基础。一种新型选矿设备的诞生，往往带来选矿工艺的变革。设备的技术水平不仅是工艺水平的前提，也直接影响着生产过程的畅通和应用。科学技术的进步，各科学门类间相互渗透和各行业间的相互融合，新结构、新材质、新技术和新加工工艺的层出不穷，机电一体化和自动控制技术的广泛应用，有力的促进了选矿设备的不断创新和向高效节能方向发展。银矿选矿设备的重选法：重选法是根据矿物相对密度（通常称比重）的差异来分选矿物的。密度不同的矿物粒子在运动的介质中（水、空气与重液）受到流体动力和各种机械力的作用，造成适宜的松散分层和分离条件，从而使不同密度的矿粒得到分离。银矿选矿设备的浮选法：浮选法是根据矿物表面物理化学性质的差别，经浮选药剂处理，使有用矿物选择性地附着在气泡上，达到分选的目的。有色 金属 矿石的选矿，如铜、铅、锌、硫、钼等矿主要用浮选法处理；某些黑色金属、稀有金属和一些非金属矿石，如石墨矿、磷灰石等也用浮选法选别。银矿选矿设备的磁选法：磁选法是根据矿物磁性的不同，不同的矿物在磁选机的磁场中受到不同的作用力，从而得到分选。它主要用于选别黑色金属矿石（铁、锰、铬）；也用于有色和稀有金属矿石的选别。银矿选矿设备的电选法：电选法是根据矿物导电率的差别进行分选的。当矿物通过电选机的高压电场时，由于矿物的导电率不同，作用于矿物上的静电力也就不同，因而可使矿物得到分离。电选法用于稀有金属、有色金属和非金属矿石的选别。目前主要用于混合粗精矿的分离和精选；如白钨和锡石的分离；锆英石的精选、钽铌矿的精选等。银矿选矿设备包括：球磨机，破碎机，粉碎机，颚式破碎机，反击式破碎机，圆锥破碎机，超细细碎机，磁选机，干式磁选机，湿式磁选机，双力环高梯度磁选机，磁铁矿选矿设备，浮选机，矿用浮选机，分级机，螺旋分级机，高堰式螺旋分级机，烘干机，回转窑，摇床，提升机， 高频筛， 成品筛 ，高效浓缩机 ，螺旋溜槽，圆盘造粒机，槽式给矿机，节能球磨机。磁选的处理量最大，其次是电选，再次是重选，浮选最低。磁选环境控制容易，电选次之，重选需要的选矿场面积太大，浮选污染厉害。本文为转载稿，仅代表作者本人的观点，与本网立场无关。上海有色网信息科技有限公司不对其中包含或引用的信息的准确性、可靠性或完整性提供任何明示或暗示的保证。对于任何因直接或间接采用、转载本文提供的信息造成的损失，上海有色网信息科技有限公司均不承担责任。媒体合作事宜， 敬请联系info@smm.cn 或 021-6183 1988 转 5009。

银的收回技能首要有浮选、重选和化以及这几种办法的联合。 化法首要针对档次较高、邻近没有冶炼厂、交通不便的厂矿，为添加效益，选出银金精矿，然后就地化产出金银，关于含泥高的氧化矿也可选用全泥化-碳浆法收回。与金的全泥化不同之处是天然银，特别是硫化银矿藏比金溶解速度慢得多，往往只好选用高浓度、长期、激烈拌和等强化措施，所以本钱较高，有时作用也不太好。 浮选是最首要的收回伴生银的办法，用来处理细粒嵌布和与硫化矿严密共生的银矿藏，除较粗的银外，简直一切单体解离的银都可以收回，并且收回银矿藏的流程简略、紧凑，尾矿一般无毒。 重选是用来处理单体解离的银矿石，即嵌布粒度粗且以游离态存在的银，它包含纳尔逊离心选矿机、短锥水力旋流器、离心机。重介质预选、跳汰、摇床、螺旋分级机、赖布切特圆锥选矿机组成。重选收回银时无污染，磨矿粒度粗，磨矿费用低，不足之处是银收回率低，水耗大。所以重选时常常合作浮选办法。

银矿石依据矿藏成分及挖掘状况粗分为两类 一类是以银为主，一起伴生有金，或含少数铜、铅、锌。它们多是由原生银金矿，或铜、铅、锌硫化矿氧化蚀变后次生的氧化矿，含银档次低至数十、高至数千克/吨。银矿藏首要是银金矿(AgAu)，辉银矿(Ag2S)，锑银矿(Ag3Sb)和角银矿(AgCl)。我国已有罗山、桐柏、贵溪等十多个大中型银矿建成投产，矿石可直接或浮选为银精矿后冶金处理。 另一类多是铅、锌、银共生硫化矿床或是铅，锌矿床中一些银档次较高(可达数千乃至数万克/吨)的富银矿体或富集地段，这类资源矿点多，散布广，规划都较大。共生矿床的特点是：①矿床的工业类型比共生金矿杂乱，共生金属多达9-12种，除铅、锌、银外，常含金、稀有及稀散金属镓、铟、、锗、镉及铁、铜、锡、砷、锑等，有较大归纳利用价值;②矿藏品种多，铅、锌矿藏各有十多种，但首要是方铅矿(PbS)及闪锌矿(ZnS)，银矿藏品种也许多但首要是辉银矿(Ag2S)，还有淡红银矿(3Ag2S·As2S3)、深红银矿(3Ag2S·Sb2S3);③银的首要载体矿藏是方铅矿，但当含砷高时也常与毒砂连生，含铜较高经常呈黝铜矿(Cu·Ag·Fe)12Sb4S13。 这类矿石有必要浮选别离和富集。浮选工艺有混合浮选、分步浮选、分支串流浮选等各种流程，浮选的产品一般为铅精矿及锌精矿。矿石中锌高铅低时往往还含铜(0.3%-0.6%)，则需先铜铅混合浮选后再分选出铜精矿。因为浮选是一种物理选别办法，选择性不高，在所有浮选产品中各种有价金属都有涣散。有的选矿工艺还分选出一种富银精矿，含铅低时可独自冶金处理，但含铅高时又不如与铅精矿兼并处理。 铜、铅精矿一般都用火法熔炼富集，银的收回率较高，而锌精矿不管用湿法或火法提取锌，银都残留在渣中，进一步处理收回率较低。因而共生矿优先浮选工艺都力求使银富集在铅、铜精矿中，尽量削减在锌精矿及尾矿中的涣散。下表为我国几个大型选矿厂浮选主产品中银的收回状况。 当矿石中含有较粗粒度银矿藏时，在浮选流程中添加重选过程可进步银收回率。银矿山曩昔堆集的浮选尾矿中每吨仍含数克至数十克银(如桐柏的尾矿含银52g/t)，用螺旋溜槽或摇床等重选办法从尾矿中进一步收回银，已引起重视。重选银精矿可进步银收回率2%-3%。

银矿石依据矿藏成分及挖掘状况粗分为两类。    一类是以银为主，一起伴生有金，或含少数铜、铅、锌。它们多是由原生银金矿，或铜、铅、锌硫化矿氧化蚀变后次生的氧化矿，含银档次低至数十、高至数千克／吨。银矿藏首要是银金矿(AgAu),辉银矿(Ag2S),锑银矿(Ag3Sb)和角银矿（AgCl）。我国已有罗山、桐柏、贵溪等十多个大中型银矿建成投产，矿石可直接或浮选为银精矿后冶金处理。    另一类多是铅、锌、银共生硫化矿床或是铅，锌矿床中一些银档次较高（可达数千乃至数万克／吨）的富银矿体或富集地段，这类资源矿点多，散布广，规划都较大。共生矿床的特点是：①矿床的工业类型比共生金矿杂乱，共生金属多达9-12种，除铅、锌、银外，常含金、稀有及稀散金属镓、铟、、锗、镉及铁、铜、锡、砷、锑等，有较大归纳利用价值；②矿藏品种多，铅、锌矿藏各有十多种，但首要是方铅矿(PbS)及闪锌矿(ZnS)，银矿藏品种也许多但首要是辉银矿（Ag2S），还有淡红银矿（3Ag2S•As2S3）、深红银矿（3Ag2S•Sb2S3）；③银的首要载体矿藏是方铅矿，但当含砷高时也常与毒砂连生，含铜较高经常呈黝铜矿（Cu•Ag•Fe)12Sb4S13。    这类矿石有必要浮选别离和富集。浮选工艺有混合浮选、分步浮选、分支串流浮选等各种流程，浮选的产品一般为铅精矿及锌精矿。矿石中锌高铅低时往往还含铜（0.3％-0.6％），则需先铜铅混合浮选后再分选出铜精矿。因为浮选是一种物理选别办法，选择性不高，在所有浮选产品中各种有价金属都有涣散。有的选矿工艺还分选出一种富银精矿，含铅低时可独自冶金处理，但含铅高时又不如与铅精矿兼并处理。    铜、铅精矿一般都用火法熔炼富集，银的收回率较高，而锌精矿不管用湿法或火法提取锌，银都残留在渣中，进一步处理收回率较低。因而共生矿优先浮选工艺都力求使银富集在铅、铜精矿中，尽量削减在锌精矿及尾矿中的涣散。下表为我国几个大型选矿厂浮选主产品中银的收回状况。[next]我国大型铅、锌、银共生矿浮选品中银的档次和收回率选厂原矿Ag/（g/t）准则流程主产品中银档次/（g/t）铜精矿铅精矿锌精矿硫铁矿尾矿水口山70优先选铅，锌硫混选再分选　1190110308-68-13-10-7八家子180铜名混选再分选，锌硫混选再分选4916165359120641-4.5-54-11-11-20栖霞山194先脱碳后铜铅混选，锌硫混选别离分选5386165333017724-18-27-10-35-6凡口105铅锌异步混合浮选　6272323116-40-43-10-6注：括号中数字为收回率（%）     当矿石中含有较粗粒度银矿藏时，在浮选流程中添加重选过程可进步银收回率。银矿山曩昔堆集的浮选尾矿中每吨仍含数克至数十克银（如桐柏的尾矿含银52g/t），用螺旋溜槽或摇床等重选办法从尾矿中进一步收回银，已引起重视。重选银精矿可进步银收回率2％-3％。

现在，我国已探明的银矿储量分为两部分，一部分是银档次到达工业目标具有独立挖掘价值的银矿储量，另一部分是指银档次低于工业目标，随主元素挖掘而趁便归纳收回的伴生银矿储量。那么我国是怎么对这些银矿资源进行选矿加工的呢? 我国以出产银为主的独立银矿的选矿基本上都选用浮选法选银，而共、伴生银矿则选用：单一浮选法和浮-重选法、浮选-化法的联合流程来进行选矿，其间以浮选最为重要。 为了进步独立银矿浮选的收回率，我国也采取了三方面的办法：一是针对银矿藏嵌布粒度的粗细特色，尽可能使银矿藏充沛解离，进步银的收回率;二是挑选中性或弱碱性的浮选矿浆碱度和选用碳酸钠作浮选矿浆的调整剂，进步银的浮游性;三是调配运用黄药与黑药，增强对银的捕收才能。 银矿石通过选矿进程之后，所得到的产品有银精矿、银泥和各种有色金属的含银精矿。现在对前两者一般选用火法熔离(反射炉、电炉、坩埚、鼓风炉、闪速炉)，或许用湿法冶金别离提取，再行电解精粹;后者主要是在冶炼有色金属进程中，半银富集到阳极泥(主要是铜、铅阳极泥)中归纳收回。在我国98%的白银是从各类有色金属矿的冶炼阳极泥中收回的。 近年来，在国家一系列优惠政策鼓舞下，我国在共、伴生银矿的归纳选矿收回方面得到了加强，许多矿山和炼厂注重了银的收回，选矿技能设备有了必定的开展，银的收回率也不断进步。

三、含银矿石的选矿    （一）银的出产概略    现在国际白银的年产值在1.1万吨左右,散布在50多个国家和地区。其间年产值在1000吨以上的国家有墨西哥、苏联、加拿大、美国和秘鲁，其产值占国际总产值的60%左右。1975～1983年国际各国的银产值列于表14。    现在国际白银的矿产储量估量为25万吨(不包括前景储量)。其间储量最多的美国达4.7万吨,占18.8%；苏联4万吨,占16%；墨西哥2.64万吨,占10.5%；澳大利亚2.5万吨,占10%；加拿大2.2万吨,占8.8%；波兰2万吨占8%。这六个国家的白银储量占国际总储量的71.7%。国际上有75～80%的白银是铅、锌、铜、钼和金等矿床的副产品,独自挖掘白银的矿床仅是少数。    图7  250升采金船选金工艺流程图 表14  1975～1983年国际各国白银产值，t国家197519761977197819791980198119821983皮利维亚 秘鲁 摩洛哥 墨西哥 波兰罗马尼亚 巴布亚新几内亚 南非 朝鲜 南朝鲜 阿根廷 澳大利亚 西班牙 智利 瑞典 土耳其 捷克斯洛伐克 英国 芬兰 南斯拉夫 法国 德意志民主共和国 德意志联帮共和国 苏联 美国 希腊 赞比亚 洪都拉斯 扎伊称 印度尼西亚 缅甸 爱尔兰 加拿大 意大利 日本 菲律宾203.6 1172.4 93.6 1181.9 230.0 43.5 40.0 42.4 95.9 55.0 46.5 78.8 726.2 89.0 194.0 140.4   40.0   22.0 168.3 46.3 55.0 33.6 1550.0 1086.7 29.8   118.3 71.0 29.5 24.9 39.2 1234.6 36.4 271.6 50.4158.4 1186.0 84.9 1326.2 250.0 34.2 40.0 45.4 87.7 50.0 57.2 74.0 780.6 100.2 226.6 146.2   40.0   24.1 144.0 82.9 50.0 32.0 1500.0 1065.0 56.8 31.1 99.0 76.9 23.4 23.0 26.2 1271.7 48.5 289.4 46.1183.0 936.1 69.8 1642.3 55.1 40.3 38.9 59.2 97.3 47.7 63.4 56.0 852.9 110.1 237.9 149.9   37.0   25.3 145.5 96.4 49.8 30.2 1399.5 1187.0 11.6 33.2 99.8 84.9 13.2 28.8 29.1 1330.0 37.5 300.0 50.7195.5 1151.4 97.4 1579.2 67.4 58.0 32.0 52.3 96.8 47.7 43.1 67.3 812.4 73.8 255.4 159.7 6.8 40.4 0.3 33.2 159.4 87.5 49.8 24.8 1430.6 1244.0 42.3 28.4 86.7 135.6 12.1 11.7 19.1 1266.8 27.7 300.6 50.1178.6 1220.4 102.1 1536.6 101.9 65.5 30.0 44.4 100.7 47.7 70.8 68.7 832.1 71.3 263.4 175.7 7.8 40.4 0.3 32.8 162.2 74.9 48.2 32.3 1430.6 1178.6 54.5 23.8 75.7 121.0 11.5 10.6 32.9 1146.9 33.1 270.0 57.2186.9 1337.7 98.1 1472.4 76.7 67.5 28.0 36.7 170.0 47.7 71.3 71.7 789.2 140.8 298.5 190.9 6.2 40.4 1.6 44.5 146.1 53.0 47.0 32.3 1430.0 1005.4 52.0 22.2 54.9 85.0 11.4 18.3 24.0 1036.9 42.5 267.6 60.7198.9 1459.8 77.6 1654.6 64.0 58.0 26.0 42.4 235.3 47.7 95.2 78.0 743.2 166.3 361.1 166.0 7.8 40.4 1.6 37.8 148.0 53.0 45.0 39.3 1446.2 1265.3 49.8 27.6 56.7 93 17.3 14.0 21.8 1128.0 55.0 280.3 62.6170.0 1668.2 92.3 1550.1 65.5 87.5 26.0 43.1 215.3 47.7 93.3 68.4 908.0 171.1 366.9 175.0 6.8 40.3 3.0 37.3 104.0 24.9 43.5 46.7 1458.2 1251.4 46.7 27.7 68.4 93 14.4 16.4 9.3 1203.8 52.9 305.7 59.1180.5 1716.7 95.3 1772.7 65.3 98.0 26.0 49.8 205.9 46.7 93.3 62.2 1041.8 171.1 447.8 159.9 6.8 37.1 3.0 25.5 122.6 15.9 43.5 52.9 1576.8 1350.2 52.9   68.4 80.9 14.3 16.2 10.9 1219.1 56.0 307.9 65.3[next]     白银的耗费量，绝大部分用于工业以及银饰和银制品，而用于钱银的白银则比曩昔有很大下降。国际上白银耗费最多的国家是美国、西欧各国和日本。1980年这些国家和地区的耗费量估量达1.04万吨，占资本主义国际耗费总量的86%左右。其间工业用白银占40%，摄影业占39.3%，银饰和银器占17.2%，钱银和奖品占2.9%。    白银的直销首要有两个来历，一个是矿山出产的矿产银，另一个是收回废品等出产的再生银。矿产银只能满意年需要量的70%左右。    我国的银矿资源很丰厚，储量列国际第六位,银产值占国际第七位。国家对白银出产非常注重，制订了优惠政策，正在新建一批以白银为主矿山，如桐柏银矿、陕西银矿等。但现在银产值首要靠黄金矿山和有色金属厂商归纳收回，其间从铅锌铜矿石中收回的银占70%。往后几年我国的白银产值估量会有较大的添加。    （二）银的性质、用处及其工业矿藏    银是一种白色金属,具有特殊的柔性、耐性和化学稳定性。银的延展性极好,它能够压成简直通明的3×10-5厘米厚的叶片;一克银可拉成近两公里长的细丝。银在各种金属中具有最好的传热和导电功能,其导电率为100,熔点960.5℃。银在地壳中的含量为1×10-5。在天然界中呈涣散状况，首要存在于方铅矿中。    银在历史上曾作为钱银流通，在金融方面起过重要作用；自1839年照像术创造以来，一向离不开银及其化合物；银仍是医疗器械、望远镜以及太阳能电池设备的首要材料；银丝用在最活络的物理仪器上；各种继电器的重要线接头以及无线电体系的首要部件也都用银制作或焊接；各种自动设备、火箭和潜水艇、计算机和核设备、通讯和信号体系的接头,一般都用银制作；此外，银还用于制作首饰、牙科医疗,以及作为涂料、节约空调能耗方面都有其共同作用。    在天然界中,银和含银矿藏品种恰当繁复，特别是在表生条件银还能构成一些次生矿藏。银的首要工业矿藏见表15。 表15  银矿藏表矿藏称号化学分子式密度 g/cm3硬度 (莫氏)天然银(silver) 锑银矿(dyscrasite) 辉银矿(argengtite) 硫铜银矿(stromeyrite) 淡红银矿(proustite) 深红银矿(pyrargyrite) 辉锑银矿(miargyrite) 辉铜银矿(jalpaite) 硫锑铜银矿(polybasite) 脆银矿(stephanite) 辉锑铅银矿(diaphorite) 硫锑铅银矿(andorite) 硒铜银矿(eucairite) 硒银矿（naumannite) 碲银矿(hessite) 针碲金银矿（krennerite） 碲金银矿(petzite) 角银矿(cerargyrite) 银矿(bromyrite) 碘银矿(todyrite) 黄碘银矿(miersite) 脆硫锑银矿(owyheeite) 硫砷银矿(billingsleyite)Ag常见杂质Au; Hg; Sb; Bi Ag3Sb Ag2S (AgCu)2S 3 Ag2S·AS2S3 3 Ag2S·Sb2S3 Ag2S·Sb2S3 Ag3CuS2 （Ag,Cu）16Sb2S11 5` Ag2S·Sb2S3 4PbS·4 Ag2S·3 Sb2S3 Pb(Ag,Cu)Sb3S6 Cu2Se·Ag2Se AS2Se Ag2Te (Au,Ag)Te2 Ag3AuTe2 AgCl AgBr Agl (Ag,Cu)l 5 PbS·4 Ag2S·3 Sb2S3 Ag7(As,Sb)S10.1～11.1 9.6～9.8 7.2～7.4 6.1～6.3 5.5～5.8 5.8～5.9 5.1～5.3 6.8～6.9 6.3 6.2～6.3 5.9 6.2～6.3 7.6～7.8 7～8 8.2～8.4 8.6 8.7～9.4 5.5 6.3 5.5 5.6    2.5～3 3.5 2～2.5 2.5～3 2～2.5 2.5～3 2～2.5 2.5 2～3 2～2.5 1～2 2.5 2.5 2.5 2～3 2.5 2.5～3 2.5 2.5～3 1～1.5 2.5    [next]     （三）含银矿石的分类及其选矿办法    含银矿石首要分为银金类矿石和铅锌铜伴生银矿石两大类,其产银量占总产值的99%以上。银金类矿石的选矿办法,首要用浮选或化法。决议选用浮选或化的首要因素是银矿藏的组成。当银矿藏以辉银矿和天然银为主时，浮选和化均可；但当矿石中含有多量深红银矿、淡红银矿、硒银矿等难化矿藏时，就只能用浮选。浮选与化的收回率是有不同的，一般化的收回率高。    铅锌铜伴生银矿石因为其矿藏组成较为杂乱,共生联系、嵌布特性、以及氧化程度等各不相同，选别作用亦有很大差异,但就选矿办法而言，浮选是遍及选用的办法。总的说来,铅锌铜伴生银矿石的选矿收回率要比银金类矿石低,一般在50~70%之间。    （四）银金类矿石选矿实例——十里铺银矿    十里铺银矿坐落山东省招远县境内，设计才能100吨/日，现实践出产才能比设计才能高。选用浮选—化工艺,出产金锭和银锭。    1. 矿石性质    金属矿藏有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿及白铅矿、菱锌矿等,含量都不高。铅、锌、铁矿藏均严峻氧化。首要银矿藏为辉银矿×螺状硫银矿,占79.32%，其次为天然银，占20.68%。首要脉石矿藏有石英、还有少数长石、绢云母等。    银矿藏中的天然银首要赋存在脉石矿藏中及其裂隙处,其量占80.56%，其他首要赋存在闪锌矿、黄铜矿、黄铁矿、铅的硫化矿藏与氧化矿藏中。而辉银矿×螺状硫银矿首要赋存在金属硫化矿藏中,占48.54%,在铅锌氧化矿藏中占17.61,在脉石矿藏中占33.85%。银矿藏与脉石矿藏联系密切,尤其是有部分细粒天然银愈加显着。天然银比辉银矿×螺状硫银矿嵌布粒度粗些,大于0.037毫米粒级天然银占68.89%，辉银矿-螺状硫银矿占62.55%，在0.037~0.005毫米粒级中，天然银占30.18%，辉银矿-螺状硫银矿占32.73%，角银矿占55.38%。矿石密度2.72 吨/米3 ，矿石硬度为中等可碎性矿石。    2. 选矿、化工艺    破碎筛分:两段一闭路流程。一段用400×600毫米颚式破碎机,二段为ф900毫米中型圆锥破碎机与1250×2500毫米双层振动筛组成闭路。给矿最大块度为350毫米，终究产品粒度为25~0毫米，并有洗矿设备。    磨矿、浮选:ф1500×3000毫米球磨机与ф500毫米单螺旋分级机和旋流器(操控分级)组成一段闭路磨矿流程。旋流器溢流浓度37~39%,细度60%--—200目，矿浆pH值7~8。浮选为一次粗选、两次精选、两次扫选的混合浮选流程,选出混合银精矿，经浓缩、过滤两段脱水脱药，滤饼送化车间。    化：混合银精矿的滤饼经调浆由ф900×900毫米球磨机磨至85%-325目,进入三台ф2500×2500毫米拌和槽进行一次浸出，然后由ф6米浓缩机进行一次洗刷得出贵,浓缩机底流再经ф900×900毫米球磨机再磨至90%-325目后,进入另三台ф2500×2500毫米拌和槽二次浸出，二次洗刷用ф7米三层洗刷浓缩机,二次洗刷的次贵液回来一次洗刷。渣通过滤作为硫精矿外销。一次洗刷所得贵液经45米2真空吸滤槽净化ф700×3000毫米脱氧塔脱氧，20米2板框压滤机锌粉置换得出金银泥。置换得出金银泥。置换贫液回来二段磨矿。    3. 金银冶炼    酸洗、烘干：酸洗是以1:2的固液比在拌和槽中拌和，硫酸浓度10%,拌和1小时后加水稀释至固液比为1:5～7,再持续拌和、洗刷、弄清、弃水。经酸洗后的金银泥送电阴炉烘干，炉温操控在600℃左右，烘干时刻6小时 。    冶炼：选用转炉为熔炼炉。经酸洗、烘干的金银泥，配以30%的硼砂，当金银泥中泥含量高时，恰当参加石英粉，经混匀后送至转炉熔炼。每炉熔炼时刻48小时，炼出金银合质金铸成阳极板(500×500×10毫米)，送电解精粹别离金和银。炉渣堆存，再经破碎、磨矿用重选办法收回金银。    电解及精粹：电解槽由塑料板焊制。电解槽尺度（长×宽×高）1000×700×1000毫米。电解槽分为两组，每组5槽，每槽安设7块550×550×3毫米不锈钢阴极板，6块500×500×10毫米合质金阳极板，极板距离70毫米。每组电解槽装电解液2.5米3，含银5克/升，硝酸浓度2当量；电解电压1伏,电流80安。电解得出的金粉、银粉通过蒸馏水洗刷后，用坩埚进行精粹，铸成金条和银锭。    电解废液处理：电解废液排至废液池，参加适量的氯化钠生成氯化银沉积，并参加碳酸钠送至坩埚精粹同收银。在尾液顶用铁收回铜，尾液经石灰中和后排至尾矿池。    选冶出产工艺流程见图8。    4. 选冶出产技能目标（见表16）    （五）铅锌铜伴生银矿石的选矿     依据地质查询材料,我国银矿首要伴生在铜、铅、锌的各种热液充填交代型矿床、触摸交代型矽卡岩矿床、层状或似层状型矿床、黄铁矿型和硫化铜镍矿床中,据初步统计,银伴生在铅锌矿床中的占57.4%、在铜矿床中的占34.9%、在石英脉状矿床中占1.7%，其他占6%。[next]    现在对铅锌铜伴生银矿石的选矿，一般是按其主金属的工艺条件和药剂准则进行选别，并不选出单一银精矿，通常是将银富集于铅、锌、铜精矿中，然后通过冶炼收回。但在冶炼过程中,铅精矿中的银随主金属进入粗铅；铜精矿中的银进入冰铜，其收回工艺简略，本钱低，收回率高。而锌精矿中的银，无论是选用火法仍是湿法工艺，均进入渣中,用烟化法收回工艺杂乱，本钱高，收回率低。因而，选矿应尽量将银富集于铅、铜精矿中。    1. 铅锌铜矿石中银矿藏的赋存状况及特性 图8    十里铺银矿选冶工艺流程图 表16  选冶出产技能经剂目标（1986年1～5月）项目单位1986.11986.21986.31986.41986.5处理矿石量 原矿档次t/d 9/t123.36 286.92125.31 450.86125.35 263.58125.08 300.60125.57 242.81浮选作业：精矿产率 精矿档次 收回率% g/t %2.934 8967 91.73.504 11682 90.82.533 9448 90.83.008 9163.71 91.73.583 6248.12 92.2化作业：贵液档次 贫液档次 化档次 浸出率 洗刷率 置换率 化总收回率g/m3 g/m3 g/t % % % %220.22 10.74 223.34 98 99.9 99.9 97.8208.12 19.18 222.5 98.2 99.9 99.9 98526 544.44 273.42 97.7 99.7 99.8 97.2245.09 13.96 194.2 97.9 99.9 99.9 97.7421.83 34.46 184.09 97.9 99.9 99.9 97.7选矿,化总收回率%89.78983.389.690.10每吨原矿首要耗费钢球 衬板 黄药 黑药 松醇油锌粉 絮凝剂滤布 胶带 电耗Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t m2/t m/t kW·h/t2.84 0.03 0.07 0.09 0.01 1.35 0.33 0.03 0.03 0.063 0.03 36.73[next]     银首要呈独立的银矿藏方式存在。银与硫、铜、铅、锡、锑、碲、硒、砷等元素构成的各种化合物在各种矿床中呈现,常见的有：辉银矿" 螺状硫银矿、辉铜银矿、深红银矿、脆银矿、淡红银矿、硫锑铜银矿、硫锑铅银矿、辉锑铅银矿、碲银矿、硒银矿等。有小部分银呈单质矿藏赋存在矿石中，如天然银。还有少部分银在矿石中没有独立的形状,而是在其他矿藏的晶格中构成类质同象,如银金矿、银黝铜矿等。银以各种不同的矿藏形状赋存在各种不同类型的铅锌矿或含铜铅锌黄铁矿中。    各种银矿藏与铅、锌、铜等硫化矿藏严密共生，并多呈微细粒嵌布，其粒度简直都在0.04毫米以下，绝大多数银矿藏的粒度为0.04~0.02毫米,最细者只要0.001毫米,颗粒微细的银矿藏以连生体、包裹体、显微体等方式散布在方铅矿、闪锌矿、硫化铜矿藏中。在浮选过程中，那些与银矿藏联系密切的硫化矿藏便成为其载体，将银富集到各种精矿产品中。因而，银矿藏的赋有状况、嵌布特性对银的归纳收回有严重影响。    2. 进步铅锌铜矿石中银收回率的实践    近年来,因为白银需要量的敏捷添加和银价的上涨，引起了人们对铅锌铜多金属硫化矿伴生银归纳收回的广泛注重。为了获得选矿归纳收回的最佳技能经济目标,人们加强了银矿藏工艺学的研讨，不断改善选矿工艺流程和药剂准则,使铅、锌、铜等硫化矿的选矿目标保持在原水平或有所进步的基础上,伴生银的收回率由30~50%进步到60～80%,伴生银的产值和归纳收回技能水平有了较大的进步。    （1）变革磨矿工艺、进步磨矿细度是进步伴生银收回目标的首要办法之一。各种银矿藏在铅锌铜多金属矿中多呈微细粒嵌布，严密共生，现有的磨矿条件多是从收回铅锌铜硫化矿藏的视点考虑的，难以使银矿藏充沛单体解离。为了进步伴生银的收回目标，有必要变革原有磨矿工艺，进步磨矿细度。当然磨矿工艺流程和细度的挑选，既要考虑技能的或许性和工艺的科学性，更要考虑经济上的合理性。现在已有些选厂在技能条件或许的情况下进步了磨矿细度,使各项目标均有进步。例如：八家子铅锌矿原矿由一段磨矿改为两段磨矿，磨矿细度由65%进步到80%-200目，银总收回率进步3.61%；栖霞山的磨矿细度由55%进步到65%-200目,银收回率进步1.24%,铅收回率进步3.37%。有些选厂添加了铜铅或铅中矿再磨,如水口山铅锌矿将铅浮选回路中的粗扫选和精扫选的泡沫分级再磨后回来铅粗选作业，可使伴生金银的收回率别离进步6.23%和3.40%，一起铅锌选矿目标也得到了进步。佛子冲铅锌矿河三分矿,采取了铜铅混选、中矿再磨,使铅、锌、银收回率别离进步3.99%、2.31%和4.71%,铅精矿含锌由5.15%下降到4.50%。    （2）选用无或微工艺。在浮选工艺流程中,不必或少用对银矿藏或载体矿藏有抑制作用的,对伴生银的收回有利。例如西林铅锌矿,选矿取消了原用的并削减一半以上的石灰用量,铅精矿中银的收回率到达71.6%,比少(10克/ 吨)和多(150 克/ 吨)浮选时别离进步5.6%和10.99%,而银在尾矿中的丢失别离下降3.67%和11.83%。又如栖霞山铅锌矿，1979年选用了预先脱除易浮矿藏、无浮选工艺，使铅精矿中银的收回率进步了5%左右，一起铅锌硫的收回率均有不同程度的进步。八家子铅锌矿于1979年将浮选工艺流程由有工艺改为微工艺,用量由300克/ 吨下降到3~5克/ 吨，使伴生银的收回率由37%进步到52%,一起低档次的铜也得到了收回，并处理了尾矿水的污染问题。总归，选用无或微工艺，对进步银的归纳收回目标有利，这一工艺遭到广泛注重，已有60%以上的铅锌铜矿山运用，并获得较好的作用。    （3）添加捕收剂品种及多种捕收剂合作运用。曩昔，我国铅锌多金属硫化矿的浮选，常用的捕收剂是黄药(乙基、丁基)和黑药（25号、31号）。近年来，丁基铵黑药已逐步成为铅锌多金属硫化矿浮选的首要捕收剂之一。它不光具有较好的挑选性，并且还显示出对银矿藏具有较强的捕收才能。别的，选用丁基铵黑药与黄药、乙硫氮、酯类等多种捕收剂合作运用对伴生银和铅锌等选矿目标的进步具有较好的作用。在浮选实践中已得到遍及运用。例如：八家子铅锌矿，铜铅混选作业选用丁基铵黑药替代31号黑药，银总收回率进步6.75%；香夼铅锌矿以丁基铵黑药和黑药1:1的份额混合运用，在天然pH值的条件下，进行铜铅混选，伴生银的总收回率进步了21%，铜的收回率亦有进步：西林铅锌矿，1980年开端在低碱度下运用丁基铵黑药，并选用了硫酸锌、碳酸钠抑锌浮铅的工艺流程,使银在铅精矿中的收回率进步10.99%，一起金也得到了部分收回。    （4）改善选矿工艺流程。选矿工艺流程的挑选，既要考虑到主金属铅、锌、铜的高选别目标,又要统筹伴生银的归纳收回，使有用矿藏均得到最大极限地收回。对含银的铅锌多金属硫化矿，假如单从伴生银的嵌布特性考虑，选用混合浮选或部分混合浮选流程，有利于伴生银的归纳收回。但浮选流程确实定是由各种因素决议的,矿石性质是依据。因而各选厂应通过实验，重复出产实践,逐步改善现有流程。现在,处理铅锌矿或铅锌黄铁矿类型的选厂，有选用以铅为主的等可浮工艺流程，如东波有色矿野鸡尾选厂、黄沙坪铅锌矿等；也有选用优先浮选工艺流程，如凡口铅锌矿、孟恩套力盖、银山铅锌矿、东波有色矿柴山选厂等；水口山铅锌矿则选用优先选铅、锌硫混选—别离的工艺流程。处理铜铅锌黄铁矿类型的选厂，是以部分混选—别离或部分混选—优先的工艺流程为主。前者如八家子、栖霞山、香夼铅锌矿等；后者如铜山岭有色矿、佛子冲铅锌矿河三分矿等。小铁山铅锌矿则是全浮选流程。出产实践标明，依据矿石性质改动工艺流程，有利于选矿归纳收回目标的进步。[next]    3. 现在国内首要铅锌铜多金属硫化矿收回银的概略（见表17）。 表17  铅锌（铜）多金属硫化矿伴生银归纳收回概略矿山 或选 厂原矿银档次g/t首要金属矿藏首要银 矿藏及嵌 布粒度首要脉石矿藏磨矿细度及浮选准则流程首要捕收剂及抑制剂1983年(近期)金银选矿目标产品档次 g/t收回率, %银金银金水口山70 金档次 1方铅矿闪锌矿 黄铁矿磁黄铁矿银黝铜矿, 车轮矿, 硫锑碲银矿,碲银矿, 螺状硫银矿,银矿藏细粒嵌布, -37μm  占89.57%, -5μm占43.57%方解石 石英 长石 石榴 子石-200目60%左右铅中矿再磨,94～97-200目优先选铅,锌硫混选再别离黑药、乙硫氮、黄药(乙基、丁基)、硫酸锌、碳酸钠、、石灰铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿1190 110 30 8 686.9 1～1.5 1.5～2 0.3～0.5 0.8～168.87 13.22 10.66 7.25  30～35 8～10 35～45 17～20  小铁山94.7 金档次 1.8黄铁矿闪锌矿 方铅矿黄铜锌矿辉银矿,螺状硫银矿,辉铜银矿,硫铜银矿,黝铜矿,银金矿等。 银矿藏粒度大部分小于43μm石英,斜长石,绿泥石,绢云母,方解石,重晶 石72%-200目,铜、铅、锌硫全浮选。混精再磨94%,-200目混精脱硫。脱硫尾矿再磨99%-200目,铜-铅锌别离丁黄药、石灰、、(无)铅锌 精矿 铜精矿 硫精矿 尾矿 原矿          96          1.381.2  74.2  黄沙坪50～90方铅矿铁闪锌矿黄铁矿 黄铜矿辉锑铅银矿,嵌布粒并极细,约1μm左右石英,方解石,萤石,绢云母,绿泥 石65%-200目,以铅为主的等可浮,锌硫混选—别离硫氮九号黄药(乙基丁基)、石灰、硫酸锌(无)铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿750 69 56.7 10.0 47.33 57.8 13.29 19.28 9.63   铜山岭100 金档次 0.2～1.2黄铜矿方矿辉铅铋矿闪矿黄矿磁黄铁矿毒砂天然银,呈 细粒或微粒嵌布,均在40μm以下,-10μm 占53.5%石英,方解石和矽卡岩矿藏透辉石,石榴子石,符山石78%-200目，铜铅混选-别离,锌浮选丁基铵黑药、黄药(乙基、丁基)、硫酸锌、、石灰、 (少)铜精矿 铅清矿 锌精矿尾矿 原矿831 2869 95 20 116 17.51 62.15 1.36 18.98   柴山80方铅矿 闪锌矿 黄铁矿磁黄铁矿黝铜矿-银黝铜矿、浓红银矿、天然银。银矿藏呈微粒嵌布,+10μm占33～73%石灰石,方解石,萤石,石英-200目68%，铅、锌优先浮选乙硫氮黄药(乙基、丁基)、硫酸锌、、石灰、 (有)铅精矿 锌精矿 尾矿 原矿1426 385 21 80 53.35 20.99 25.66   野鸡尾76方铅矿闪锌矿 铁闪锌矿 黄铁矿以天然银为主还有脆硫锑铅银矿。 细粒嵌布石英,萤石,蔷薇辉石,绢云母,方解石以铅为主等可浮，寻硫混选—别离黑药、乙黄药、丁黄药、硫酸锌、(有氧)铅精矿 锌精矿硫精矿 尾矿 原矿1728 134 64 15 76 63.73 6.23 15.52 14.52   张公岭40方铅矿闪锌矿黄铁矿黄铜矿毒砂天然银,银金矿,深红银矿,淡红银矿,碲银矿,辉砷铜银矿,细粒嵌布,-10μm占80%石英为主,绢云母次之,少数绿泥石,长石,方解石65%-200目,铜铅混选-别离,锌浮选,硫浮选丁基铵黑药、硫酸锌、、钠、 (少)铜精矿 铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿6682 675 370 157 11.6 46.7 18.26 34.25 17.54 24.82 21.83   河三56方铅矿铁闪锌矿闪锌矿黄铁矿磁黄铁矿黄铜矿 透辉石,石英,方解石70%-200目,铜铅混选中矿再磨90%-200目,铜铅混选-别离,锌浮选乙硫氮、丁基铵黑药、柴油、 硫酸锌、、水玻璃,CMC(微)铜精矿 铅精矿 锌精矿尾矿 原矿1970 1710 91.25 6.5 43.75 2.13 75.04 7.14 15.65   八家子180方铅矿闪锌矿 黄铁矿黄铜矿黑硫银锡矿,天然争,银金矿,辉银矿,脆银矿,银矿藏呈微细粒嵌布,-40μm占80%,有22.61%的银呈类质同象存在方解石,白云石,石英,透辉石,长石80%-200目,铜铅混选粗精Ⅱ再磨95%-200目,锌硫混精再磨90%-200目,铜铅混选-分暾,锌硫混选-别离乙硫氮、丁基铵黑药、丁黄药、硫酸锌、、、重、(微)铜精矿 铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原太916 3161 591 206 41 184 4.51 53.39 11.06 11.45 19.59   孟恩 套力盖112方铅矿闪锌矿 黄铁矿黑硫银锡矿,深红银矿,银黝铜矿,天然银。一般在20μm以下石英,长石,云母65%-200目,铅锌优先浮选流程磷胺四号、丁黄药、Z—200、硫酸锌、碳酸钠或石灰(无)铅精矿 锌精矿 尾矿 原矿4473.4 774.1   112.3 74.8 20.08 5.12   栖霞山120方铅矿闪锌矿黄铁矿菱锰矿辉银矿,深红银矿,螺状硫银矿,含银天然金,含银黝铜矿,银矿藏一般都在10μm以下石英,方解石,锰方解石,白云石,滑石,重晶石,萤石,绿泥石,有机炭65%-200目,首要除炭,铜铅混选-别离,锌硫混选 -别离磷胺四号,丁基铵黑药,丁基黄药,水玻璃,,钠,石灰硫酸锌(无 )炭质物 铜精矿 铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿216 5386 1653 330 177 24 194 3.44 18.31 26.67 10.49 34.65 6.44   香夼50方铅矿闪锌矿黄铁矿黝铜矿硫锑银矿,碲银矿,金银矿,锌砷黝铜银矿,天然银,银矿藏细粒嵌布-15μm占95%方解石,石榴子石,绿廉石,绿泥石,石英,绢云母63%-200目铜铅混选,中矿再磨90%-200目,铜铅混选-别离,锌硫混选-别离磷胺四号, 丁基铵黑药,丁基黄药,硫酸锌,,硫酸亚铁,硫代硫酸钠(微)铅精矿 铜精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿2194.3 891.3       49.47 73.59 8.89          银山55～62黄铁矿方铅矿 闪锌矿铁闪锌矿黄铜矿银黝铜矿,深红银矿,辉银矿,螺状硫银矿,银矿藏呈微细粒嵌布石英,绢云母63%-200目优先浮选丁黄药, 乙硫氮, 石灰, 硫酸锌铅精矿 锌精矿 尾矿 原矿1940 439 12.5 54.1   62.41 15.74 22.25 凡口108方铅矿闪锌矿 黄铁矿深红银矿,银黝铜矿,硫锑铜银矿,硫锑铅银矿,黝铜矿,银矿藏粒度小于20μm占82%以上方解石,白云石,石英80%-200目铅,锌,硫优先浮选,铅粗精再磨90～95%-325目丁基黄 药,石灰, 硫酸锌铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿627.5 2322.5   31.5 16.5 105.6 40.25 43.30 10.12   6.22

（五）化炭浆法提金    人们早在1880年就开端用活性炭从含金溶液中收回金银。但作为一种提金的新工艺直到20世纪70年代才得到迅速开展并臻于完善。1973年美国霍姆斯特克炭浆厂投产以来,炭浆法工艺在全世界规模内得到广泛运用,已有40多个厂投产,许多新建的大型黄金矿山都选用了炭浆法工艺。    炭浆法工艺是在惯例的化浸出、锌粉置换粉基础上变革后的收回金银的新工艺。首要由浸出质料制备、拌和浸出与逆流炭吸附、载金炭解吸、电积电解或脱氧锌粉置换熔炼铸锭及活性炭的再生活化等首要作业组成。准则工艺流程见图4。    图4  化炭浆法准则工艺流程图     1. 浸出质料制备：一般是将原矿经两段(或三段)一闭路碎矿、两段磨矿,制备成适合化浸出的矿浆。依据我国含金矿石的特性和出产实践,磨矿细度一般为80～90%-200目。磨好的矿浆一般经浸前浓缩机脱水,以进步浸出浓度。    2. 拌和浸出与逆流炭吸附：浸出条件与惯例化法相同，一般用5～8段浸出。炭的逆流吸附有两种办法，一种是在浸出槽添加活性炭进行逆流吸附，边浸出边吸附，一般称为炭浸法（CIL），张家口、潼关、红花沟等金矿的炭浆厂选用这种办法；另一种是在化浸出之后再加几个炭吸附槽进行4～6段逆流炭吸附,一般称为炭浆法（CIL）,灵湖、赤卫沟金矿炭浆厂选用这种办法。活性炭的添加量为每升矿浆15～40克，粒度6～16目。选用空气进步器或串炭泵守时进行逆流串炭。炭吸附的总时刻一般为6～8小时，金的吸附率在99%以上。炭载金为3～7千克/吨。    炭吸附槽的规划十分要害，其好坏直接景响到炭的磨损程度,然后影响到炭浆厂的技能经济指标。单纯就炭的磨损而言,当然是空气拌和槽最好,但它功率耗费高,添加出产成本。对机械拌和槽来说，要害是断定叶轮的形状、转速和线速度,要尽量削减叶轮的剪切力,以使炭的磨损削减到最小程度。据有关材料报道,现在国内外比较抱负的吸附槽是双叶轮、中空轴进气的机械拌和槽。张家口金矿引入的炭吸附槽的技能功能列于表5。 表5  炭吸附槽的技能功能规格，mmФ5150×5650进风道，mmФ59有用容积，m2 叶轮直径，mm 叶轮数量，个 叶轮原料 拌和槽规格，mm118 Ф1900 2 中碳钢橡胶外套 Ф73×4680叶轮转速，r/min 叶轮线速度，m/s 电动机： 功率，KW 转速，r/min28 2.8   3.7 1970[next]     为了使矿浆与活性炭别离，在炭吸附槽内设置桥式筛、周边筛或振动筛等，国内炭浆厂一般选用桥式筛。    桥式筛网长度的决议，按国外材料每米筛网长经过的矿浆量为6.5升/秒,依据吸附槽经过的矿浆量即可算出筛网的长度。若选用周边筛，则要求筛网为槽子周长的12.3%。    桥式筛需求用低压风(3500帕)拌和矿浆,以防止筛网阻塞。低压风量的定额为每米筛长每分钏1.0标米3。浸出需求的中压(10000帕)风量为每米3矿浆0.002标米3。    3. 载金炭解吸：解吸工艺现在有四种办法：（1）苛性长时刻解吸法，解吸液浓度NaCN1%，NaOH1%，温度85℃解吸时刻24～60小时,美国霍姆斯特克金矿选用这种办法。因为长时刻解吸需求占有许多容器设备，已被新规划值业所扔掉。（2）低浓度苛性加醇类解吸法,解吸液浓度NaCN0.1%，NaOH1%，参加20%酒精，温度85℃，解吸时刻5～6小时。低浓度苛性钠及短时刻解吸是该法的杰出长处,但添加了酒精的收回工序,并且酒精蒸发丢失大,带来了防火问题。（3）力温加压解吸。解哪液浓度NaCN1%，NaOH1%,温度135℃,的34.3×104帕压力下解吸6～12小时，张家口和潼关金矿选用这种解吸办法。（4）高浓度苛性解吸法。解吸液浓度NaCN4%,NaOH2%，解吸温度90℃，浸泡4～8小时,然后用4倍床窜积低浓度苛性热溶液洗刷5小时,再用3倍床容积的热水洗4小时，灵湖和赤卫沟金矿选用这种解吸办法。    解吸的首要设备是解吸柱、电加热器、热交换器、过滤器及解吸液贮槽等。解吸柱一般规划为圆柱体,其高度与直径之比为6：1,柱内解吸液的体积流量一般为每小时2个床容积,其流速应小于3.4毫米/秒，以使炭不会活动。依据每天所要解吸的载金炭量即可计算出解吸柱的直径和高度。张家口金矿每天解吸载金炭700千克,解吸柱规格为ф700×4800毫米。    4. 电积电解:这是因为炭浆法流程能取得高达600克/米3的高档次贵液而选用的,固然,也可用惯例的锌粉置换法。电积电解的首要设备是电积槽，它一般用有机玻璃或塑料作为槽体，选用不锈钢间隔作阳极，以装有钢棉的结构作阴极,对含金溶液进行电积。阴极电流密度6～10安/米2，电压3～3.5伏，电积时刻8～12小时。阴极选用逆向移位，终究从第一个槽中取出阴极钢棉送熔炼。钢棉含金40%左右，电积收回率在99.5%以上。第家口金矿引入的电积槽规格和技能功能列于表6。 表6  电积槽规格和技能功能规格，mm 结构材料 电流量，A 槽电压，V 槽流量，L/s 停留时刻，min 阳极规格，mm 阳极材料2440×610×762 聚塑料 最大1000 1.5～3 0.44 34 610*762 不锈钢冲孔板槽内阳极数，个 阴极规格，m 阴极结构材料 每个阴极装钢棉，g 槽内阴极数量，个 整流器类型 最大输出A/V 输入功率，kW/V21 610×660×50.8 聚塑料 454 20 SC10006AV 1000/6 8/380     5. 炭再生：解吸后的炭先用稀硫酸（硝酸）酸洗，以除掉碳酸钙等聚积物，经几回循环后，有必要进行热力活化，以康复炭的活性。热力活化是在回转窑里进行，在阻隔空气的条件下将炭加热到700℃左右，坚持30分钟,然后倒入水淬槽中冷却，经16目筛筛出细炭后，回来炭吸附回路。    炭浆法工艺的中心是活性炭,对其活性、孔径、表面积、孔容积、强度等都有严厉的要求。国外炭浆厂悉数选用椰壳炭,其适合的炭粒度为6～16目,堆浸法选用12～30意图炭粒度。国内除椰壳炭外，对杏核炭、核桃壳炭等进行了广泛的研讨。灵湖和赤卫沟金矿选用国产GH-17型杏核炭，炭粒度8～20目。国产杏核炭的功能同椰壳炭大体相当,但在强度方面还需经过长时刻调查。[next]    炭浆法省去了逆流洗刷和贵液净化作业,取消了多段浓缩、过滤、置换设备。一同因为载金炭与浸渣的别离能用简略的机械筛分设备进行，即可冲刷也易于别离，扫除了泥质矿藏的搅扰，因此炭浆法工艺对各类矿石有更广泛的习惯性。对含泥多的矿石、低档次矿石以及多金属副产金的收回，能较大起伏地进步金的收回率。如张家口金矿曩昔选用混-浮选工艺流程，金的收回率仅75%，改建成炭浆厂今后，金的收回率进步到90%以上。    我国对炭浆法工艺的出产实践时刻还不长，但近十多年来开展很快,现已投产的炭浆厂有张家口、潼关、红化沟、灵湖、赤卫沟等金矿,正在缔造的还有峪耳岩、金厂沟梁、戴家冲等炭浆厂。引入的张家口和潼关两个炭浆厂,工艺先进,自动化水平高，计量检测手法齐备，设备先进，促进了我国炭浆法工艺的开展。    （六）堆浸法提金    早在1752年西班牙就用堆浸法来处理氧化铜矿，20世纪50年代末一些铀矿用来处理低档次矿，1967年美国开端用于处理低档次金矿。因为堆浸法具用工艺简略，设备少，出资省，出产成本低一级长处,使前期以为无经济价值的许多小型金矿或低档次矿石,现在都能用堆浸法处理。堆浸技能已在美国、加拿大、南非、澳大利亚、印度和苏联等国的金矿广泛运用。    堆浸是将发掘出来的矿石转运到预先备好的堆场上筑堆，或直接在堆存的废石或低档次矿石上,用化浸出液进行喷淋或渗滤,使溶液经过矿石而发生渗滤浸出作用,化浸出液屡次循环,重复喷淋矿堆,然后搜集浸出液,再用活性炭吸附法或金属锌置换法处理。国外用堆浸法处理的矿古金档次一般为1～3克/吨,金的收回率50～80%,银收回率30～50%,国外堆浸出产典型工艺流程见图5。    我国在70年代末开端实验研讨含金矿石的堆浸技能,并相继在虎山、石山、小秦岭区域等几十个矿点进行了含金矿石的堆浸出产实践，取得了较好的作用。现在国内堆浸场（点）的规划还不大,一般每堆为1000～10000吨,金收回率50～75%。国内堆浸出产的典型工艺流程见图6，其首要出产进程由下列几部分组成。    堆浸场构筑：堆浸场址一般挑选在接近采矿、运送便利的缓坡山地(天然斜度10～15°)，先用堆土机铲除掉杂草和浮土,然后夯实，构筑成斜度为5°左右的地基，两头高,中间稍低,便于浸出液会集流入贮液槽。堆浸场上铺两层聚乙烯塑料薄膜，其上再铺一层油毛纸，以使场所绝对不渗漏。堆浸场四周构筑高0.4米左右的土埂并作排水沟,防止雨水流入场内。在堆矿石之前，先人工堆砌约0.3米厚的大块贫矿石。     图5  国外堆浸出产典型工艺流程图     图6  国内堆浸出产典型工艺流程图[next]     矿石筑堆：先将矿石破碎到-50毫米，然后人工转移到堆分层筑堆，块矿和粉矿要散布均匀,防止粉矿会集,影响矿堆的渗透性，筑堆高度视规划巨细一般为2.5～5米。    喷淋浸出：在喷淋之前先要洗堆，即用饱满石灰水洗刷，中和矿石中的酸性物质，待从矿堆底部流出的溶液pH值到达9以上时，开端喷淋浸出液。浸出液浓度0.03～0.10%，PH值10～11，浸出液喷淋量65升/吨•日，喷淋时刻45～60天，喷淋浸出选用三班作业，每隔1小时喷淋1小时。    活性炭吸附：炭吸附与喷淋浸出构成闭路，每天将待吸附的含金贵液分次用泵扬至吸附高位槽，经过弄清，运用位差给入吸附柱。液体从下部给入，经过炭床，从上部流出,然后回来浸出。炭吸附选用4台ф300×1300毫米吸附柱,每柱装杏核炭30千克，炭粒度0.03～0.1毫米，贵液经过吸附柱的均匀流速为2.5～3.0升/分，一般以每小时经过2～3个炭床容积为宜。炭的吸附率可到达100%，炭-载金量可达8千克/吨。    载金炭的解吸电解：解吸炭的再生活化以及金泥熔炼,与惯例的炭浆厂完全相同。值得指出的是,并非每个堆浸场(点)都要设置载金炭的处理车间，可在一个区域或一个县设置载金炭处理车间,或送邻近大型炭浆厂代为处理,堆浸场可将载金炭作为产品出售。我国某些堆浸场（点）的出产指标列于表7。 表7  国内堆浸场（点）出产指标堆浸场点称号出产才能 t/堆堆浸粒度 mm原矿档次 g/t收回率 %耗费 Kg/t辽宁虎山辽宁石山 河南老湾 河南毛堂 河南灵湖 河南洛宁 河南樊岔 北京平谷刘店 河北席林湾 河北东望山 山东牟平磷肥厂700 360 1100 3000 1500 1500 1200 1000 1000 3000  ＜65 ＜40 ＜30 ＜20 ＜30 ＜20 ＜14       10～303～4 2 2.24 2.04 3 4.44 3.68 3.23 2.50 4.80 2.6969.54 61.90 75.44 55.04 63.76 75.0 59.2 51.4 62.07 63.0 61.220.64 0.49                       二、砂金矿的选矿    （一）砂金矿床的工业类型及其特色    砂金砂床散布甚广,品种繁复,按其转移间隔的远近一般可分为五种：残积、坡积、洪积、河槽冲积和滨岸砂金矿床,其间以河槽冲积型为多见。按转移营力的性质可分为风成砂金矿床,冰成砂金矿床和水成砂金矿床。按转移的年代不同又可分为深藏砂金矿床、阶地砂金矿床和河滩砂金矿床。    砂金矿床的宽度一般为50～300米或更宽,长度可达数公里乃至数十公里,埋藏深度一般为1～5米,也有深至20～30米或更深。砂金矿床的含金矿层厚度一般为1～5米，单个可达10米。    砂金矿石中除含金外,还含有多种重矿藏。与金伴生的重矿藏按其常见程度依次为：磁铁矿、钛铁矿、金红石、石榴石、锆英石、赤铁矿、铬铁矿、铂矿、铱铁矿、辰砂、钨锰铁矿、白钨矿、锡石、刚玉、金刚石、膏、方铅矿等,砂金矿中重矿藏的含量一般不超越1～3千克/米3,其他为各种粒径的砾石、卵石、砂和泥土。粘土对细粒金的收回晦气,在选金进程中应设法扫除。    金在砂金矿中多呈粒状、片状、枝状等形状存在。金的粒径一般为0.5～2毫米，但也有重达几公斤的大块金及呈粉状的微粒金。金的成色一般为50～90%，密度均匀为17.5～18克/厘米3。金的成色与密度的联系列于表8。 表8  多的成色与密度联系淡色，%10095908580757065605550密度g/cm319.318.517.817.116.515.915.314.814.313.913.4[next]     (二)砂金矿选矿工艺    砂金矿的选矿准则是先用重选法最大极限地从原矿砂中收回金及其伴生的各种重矿藏,糨而用重选、浮选、混、磁选和静电选等联合作业将金和各种重矿藏互相别离，以到达归纳收的意图。砂金矿选别一般分为碎解与筛分、脱泥和选别等进程。    1. 碎解与筛分    许多砂金矿含有胶结泥团，其粒径有的大于100毫米，这种泥团如不碎解，将在筛分进程中随废石一同扫除，形成金的丢失。别的，胶泥还能胶结在砾石或卵石上，如不碎解也要在筛分进程中形成金的丢失。    在采金船上,碎解与筛分作业是一同在圆筒筛内完结的。圆筒筛内装有臆断的螺旋角钢。操作时，圆筒筛内的洗刷水压应不低于35千帕，在陆地固定选厂，则设轩洗进行碎解与筛分。选用平桂50型或平桂1—100型水两台,按对角线方向重复冲刷。水出口压力不低于20千帕。    筛分作业能扫除20～40%的废石（砾石、卵石）,是砂金矿不行短少的作业。合理筛分参数的断定有必要依据原矿砂中金的粒度组成的测定材料。现在我国砂金矿山挑选的筛孔一般为10～20毫米，如用固定溜槽做粗选设备时筛孔可大些,但不能超越60毫米。固定选厂的筛分设备多为格筛、振动筛,采金船则用圆筒筛。筛上冲水不但能进步筛分功率,还能进一步碎解胶泥，所以砂金矿的筛分作业多为水筛。水筛冲水量依据洗矿要求断定,并应尽量满意下段选别作业对浓度的要求，如系溜槽粗选则冲水量应为砂矿量的8～14倍（体积比）。    2. 脱泥    砂金矿中小于0.1毫米的物料一般不含金或金甚微。例如珲春金矿的砂金矿中小于0.1毫米的金只占0.15%,桦南金矿局的砂金矿中小于0.1毫米的金占0.18%,而同粒级矿泥却占原矿砂的13.77%。小于0.1毫米的金俗称漂浮金，在选别进程中很难收回,而同一粒级的矿泥却对选别进程,特别是机械选别进程起搅扰作用。所以在砂金矿机械选矿厂内，总是设法将小于0.1毫米的矿泥脱掉。出产上常用的脱泥设备为各种规格的脱泥斗。而溜槽选金答应的物料粒级宽,且处理量大,因此溜槽选别之前多不脱泥。    3. 选别    实践证明，重选法是处理砂金矿最有用、最经济的办法。因为砂金矿中金的粒度组成不同,各种重选设备处理物料的有用粒度边界也不同，所以合理的砂金矿选别流程应是几种重选设备的联合作业。    粗选段得出的含金精矿，金档次100克/吨,重砂矿藏多在1～2千克/吨以上，关于含金粗精矿的处理现在有三种办法：（1）用淘金盘人工淘出金粒后重砂丢掉；（2）用混筒进行内混,取得膏后重砂扔掉；（3）用人工淘洗或混提取金后，重砂会集送精选厂处理，用磁选、电选等办法别离收回各种重砂矿藏。    砂金矿的选金收回率：两段溜槽选别为70～74%，溜槽粗选，跳汰扫选、摇床精选流程为75～80%。    （三）采金船的出产实践    砂金矿床用采金船发掘较其他发掘办法具有机械化程度高、出产才能大、发掘成本低和出产劳动条件好等长处。自1870年新西兰初次运用采金船发掘法以来,美国、苏联、澳大利亚、加纳、马来西亚等许多国家相继运用.采金船首要适于发掘坐落地下水位以下的宽河谷砂金矿床、斜度不大的小溪砂金矿床以及含水的厚层海边和湖滨砂金矿床。    我国砂金资源丰富，采金历史悠久。解放后,我国采金工作者自行规划和制作了各品种型采金船。现在采金船发掘也成为我国砂金矿床发掘的首要办法，其产值约占砂金总产值的60%。现在已有斗容别离为50、100、150、250、300升的链斗式采金船数十只，散布在黑龙江、吉林、四川、湖南等省区。我国砂金矿发掘运用的采金般，其首要技能功能列于表9。 表9  采金船首要技能功能采金船规格，L59100150250300挖斗容量 水下发掘深度，m 出产才能，m3/d 装机容量，kw 分量，t50 6 500 138 100100 7.5 1800   420150 10 3000～4000 620 500～600250 15 6600～8300 1300 1350～400300 11 8100 1050  [next]     1. 采金船的选金工艺及首要设备    采金船的出产进程是：从挖斗卸下的含金矿砂,饱尝矿漏斗给入圆筒筛进行洗矿、碎解与筛分。筛上砾石用胶带机或砾石溜槽排至船尾的采空区；筛下矿砂则经过密封分配器给当选别设备进行粗扫选,取得的粗金矿有的在船上精选和人工淘洗直接取得产品金，大都则送到岸上精选厂会集处理。    现在国内采金船上的选金工艺流程有：单一固定溜槽流程，榴槽—跳汰—摇床流程和三段跳汰流程等。    单一固定溜槽流程即选用横向固定溜槽粗选，纵向固定溜槽扫选,精矿定时由人工整理并淘洗。小型采金船遍及运用该流程。据调查,这种流程的选金收回率在%/ 0 +%5之间。收回率的凹凸同给矿量巨细、矿浆浓度改变、溜槽的单位负荷及当选矿砂中细粒金的含量有关。50升和100升采金船上固定溜槽的技能功能、溜槽单位负荷与收回率的联系以及金粒度与收回率的联系，别离见表10表12。 表10  固定溜槽技能功能类别50L100L横向槽纵向槽横向槽纵向槽长度，m 宽度，m 倾角，° 溜格高度，mm 溜格距离，mm 矿浆层厚度，mm 矿浆流速，m/s3～4 0.6 6 40～50 50～60 40 1～1.24～8 0.8 4 30～40 40～50 45 1.2～1.44～5 0.6 6 40～60 50～70 45 1～1.26～10 0.8 5 40～50 50～60 50 1.3～1.5 表11  溜槽单位负荷与收回率的联系  溜槽单位负荷，m3/m2·h0.35～0.50.6～11～1.51.5～2收回率，%71.2～63.465.8～60.158.5～51.351.2～46 表12  金粒度与收回率的联系金粒度，mm﹥11～0.420.42～0.2﹤0.2收回率，%918260.519     珲春金矿250升采金船选用溜槽—跳汰—摇床流程，设备为1000×1000毫米四室与二室尤巴型跳汰机、6-S摇床及ф900×1200毫米混筒。跳汰机结构简略、易于操作办理、给矿粒度规模宽（-16毫米）。可是，它在固定溜槽尾矿扫选中,因为给矿液固比（10：1）习惯其当选条件（6～8：1），故其选别作用欠佳。摇床具有富集比高、选别作用好、操作便利及耗水、耗动力低一级长处，但其单位面积出产率低、占地面积大、选别作业条件要求高。尤其是船体在出产中常常摇摆、歪斜，对其选别形成的影响，是它难以克服的弊端。这种流程的选金收回率在78～84%之间。    呼玛金矿局从荷兰MTE公司引入的300升采金船用三段跳汰流程，它包含一段两组九室圆形跳汰机，三段三室圆形跳汰机及三段二室一组矩形跳汰机。我国在汲取国外先进技能的基础上规划缔造的150升采金船,其选金工艺流程：一段为一组九室圆型跳汰机,二段为二台矩形跳汰机,三段运用典瓦尔跳汰机,精选用摇床。这种工艺流程比较完善先进,选金收回率在90%以上。采金船用跳汰机技能功能见表13。[next] 表13  采金船用跳汰机技能功能参数跳汰机称号类型典瓦尔型尤巴型梯形荷兰圆形荷兰矩形作业室尺度,mm     室数 床层总面积，m2 冲程,mm 冲次,次/min   给矿最大度，mm 处理才能，m3/h 耗水量，m3/h 给水压力，kPa 设备功率，kW 传动办法300×450     2 0.27 0～26 322;420   12 1～2 2～4 10 1.1 机械1000×1000     4 4 3～30     16 10～15 21.6～43.2 6   机械1000×   1000 2 2 8～30     16 4～5 14.4～36 6   机械1200 ×3600 2400 8 5.7 0～50 130;200 270;350 10 10～15 30～50 10 2×2.2 机械      9 31.275 20～25 50～140   25 112～225   3 7.5 机械/液压1070×1070     2 2 15 50～140   25 6～15   3 4 机械     2. 采金船选金工艺存在的问题及其改善途径    现在我国采金船出产因为工艺流程简略且为开路选别,当选作业条件欠安,圆筒筛的洗矿、碎解和筛分才能不强,没有大粒金捕收设备,金的丢失达10～40%,其间在圆筒筛筛上砾石中丢失6～30%，在选别作业尾矿中丢失4～20%。跟着采金船出产的开展，结合我国详细实践，吸收国外先进技能,采金船选金工艺将会有较大开展；一是洗选设备逐步习惯配套；二是工艺流程逐步趋于完善，发明适合的选别条件，以最大极限地进步选金收回率。    （1）工艺流程:小型采金船应以可动溜槽或离心盘选机为主。可动溜槽和离心盘选机均能完成机械化整理粗精矿,且单位选别面积处理量大，收回率高；从工艺装备上看，也比固定溜槽削减空间方位与占地面积，它无疑将替代以单一固定溜槽为主的疏程。而对大、中型采金船，则用三段跳汰流程较为适合。这种疏程设备装备紧凑,合理地运用了采金船空间和天然高差，完成矿浆的自流回来，然后简化了选金工艺；加之精选作业闭路选别,削减了金的丢失。这种流程终究会替代溜槽—跳汰机流程。别的，采金船大将增设块金捕集与脱水、脱泥的工艺；在船上只取得含金重砂,终究产品在岸上精选厂提取，这样可简化采金船（2）上选金工艺，削减金丢失，进步选金的收回率。    洗选设备：洗矿圆筒筛应进一步强化碎解和筛分，加强机械和水力作用，延伸物料在筛内停留时刻，添加有用筛分面积(25%以上),对筛内环形阻料环、螺旋破碎齿以及纵向扬板等,要针对矿砂性质进一步研讨,以增强碎解作用。对含泥量超越10%的难洗矿砂，应选用新式擦拭筒筛。    圆形跳汰机是一种适于采金船上选别细粒金的高功率重选设备，与尤巴型、梯形跳汰机等比较，在处理量、选别深度、给矿办法、耗水耗电量以及占地面积与空间装备等均占有优势。圆形跳汰机在外形上是梯形跳汰机的组合体,除具有梯形跳汰机的特色外，还选用了机械+ 液压传动,其脉动曲线是锯齿形的,显着差异于普通跳汰机的正弦脉动曲线,有利于细粒金的收回。圆形跳汰机在工艺装备上更适用于采金船的特色，无疑将替代其他跳汰机。    离心盘选机将逐步运用在采金船上。国内研发的ф368毫米离心盘选机已用于砂金矿的选别。其技能功能:转数120转/分,处理量5米3/台•时，电动机功率2.2千瓦。该设备具有结构简略，操作便利,处理量大、耗水少及选别作用好(作业收回率达95%)等特色，尤其是设备高度小，精矿产率低，富集比高，然后可简化采金船上的选矿进程,便于在船上装备。    3. 采金船的出产实例———珲春金矿!×$ 升采金船    250升采金船于1974年在吉林珲春金矿正式投产,珲春金矿属第三纪含金砾岩砂矿和第四纪河谷冲积砂矿床，含金矿砾层厚度4.5米,混合矿砂含金0.19～0.23克/米3,砂金颗粒以中粒为主,大于0.5毫米者占65.41%,砂金成色83.3%，在矿砂中含泥很少，一般在1.2～1.5%，归于易洗矿砂。伴生矿藏首要有钛铁矿、磁铁矿、褐铁矿、锆英石、金红石等。    该船挖斗链由84个挖斗组成,每个挖斗容量为250升,挖斗链工作速度26～36斗/分，水下发掘最大深度9米，平底船尺度(长×宽×高)为24.81×20×2.7米，吃水深度2米。采金船出产才能240～280米3/时，总耗水量2660～3000米3/时。采金船总重1524吨。    选金工艺流程:先用横向溜槽收回粗、中粒金,随后从横向溜槽尾矿顶用粗选跳汰机收回微细粒金,所得粗精矿用跳汰机和摇床再精选,终究用混筒提金。出产实践标明：最好在粗选跳汰机之前安设脱水设备,以使横向溜槽尾矿的浓度适合于跳汰作业要求。采金船金总收回率为75～80%,其间横向溜槽金收回率为52～55%,粗选跳汰则为23～25%。    首要设备：圆筒筛规格ф2.7×10.8米,倾角8°,转速7.5转/分，筛孔分五段,别离为8；10；12；14；16毫米,筛内水压45千帕。    溜槽设备视点7.5°,长4.3米,宽0.6米。圆筒筛两边各19个,全船共38个,总面积96米2。作业的液固比为12：1。    跳汰机为尤巴型1000×1000毫米四室笔直隔阂式,共10台。跳汰作业矿浆浓度40～60%。摇床为6—S型。混筒为ф900×1200毫米，一次装料350～400公斤，混时刻1.5小时。    250升采金船选金工艺流程见图7。

一、脉金矿的选矿    国内开发的脉金矿石类型繁复,首要可概括为:含金石英脉或含金黄铁矿石英脉型；含金钠铁矿蚀变花岗岩型；含金鑫金属硫化矿石英脉型，含金氧化矿石英脉型和含金钨砷矿石英脉型五类。依据各类型矿石的特色，选用重选、混选、浮选、化、、炭浆和树脂吸附等办法中的一种或多种归纳性的工艺进行选别，有时还辅经水冶、热处理法等。    （一）重选法选金    重选是选金最陈旧、最遍的办法之一。在砂金矿中，金一般是呈单体天然金形状存在,密度一般大于16吨/米3，与脉石密度差大，因而重选是选别砂金矿最首要、最有用、最经济的办法。但在脉金选厂,重选则很少独自运用，多干什么为联合提金流程的一部分,一螌在磨矿与分级回路中,选用跳汰机或螺旋溜槽与摇床合作,提早收回已解离的粗粒单体金,以利于这以后的浮选或化作业，并可或得合格的金精矿。这种办法在小型金矿和当地群采矿山用得较遍及，如内蒙的金厂沟梁、洪流清等金矿。    重选选金的首要设备是各种形式的溜槽、跳汰机和摇床。除惯例重选设备外，依据我国金矿的出产特色,在消化、吸收国外先进设备基础上,我国研发了皮带溜、罗斯溜槽、圆形跳汰机、砂金离心洗选机组等新式重选设备,在黄金出产中已取得杰出效果。如山东金矿金场选厂在磨矿分级回路设置软覆面（毛毯）溜槽,金的收回率可达70%。软覆面溜槽还用来处理浮选或混尾矿、以进步金的收回率。    （二）混法提金    混法按其出产方法可分为内混和外混。在砂金砂山普通用混法别离金矿与重砂矿藏；而在脉金矿山，混一般作为联合流程的一部分与浮选、重选、化等合作，首要用来捕收粗粒单体金。    内混是在混筒或磨矿机内进行，可以较好操控的污染。    外混的首要设备是混板，它由支架、床面、板三部分组成。板材料有紫铜板、镀银铜板、纯银板等，以镀银铜板的混效果最好。为了镀银和出产上替换便利,常将电解铜板裁成宽400~600毫米,长800~1200毫米的小块,镀银后，按支架的歪斜方向一块块铺设在床面上。    板面积的断定与处理矿石量、矿石性质和混作业在选金流程中的效果有关。一般，在板面上矿浆流深度为5~8毫米,流速0.5~0.7米/秒的条件下,处理1吨矿石所需的板面积为0.05~0.5米2/吨•日。若混只为捕收大颗粒游离金,其尾矿需求浮选、重选或化时，板定额可定为0.1~0.2米2/吨•日。各种条件下的板定额列于表1。 表1  板出产定额混在选金流程中的方位矿石含量，g/t﹥10~15﹤10细粒金粗粒金细粒金粗粒金混，作为独立作业 混，然后溜槽扫选 混，这以后有浮选或化0.4~0.5 0.3~0.4 0.15~0.20.3~0.4 0.2~0.3 0.1~0.20.3~0.4 0.2~0.3 0.1~0.150.2~0.3 0.15~0.2 0.05~0.1     混作业条件：给矿浓度10~25%，给矿粒度3~0.4毫米，矿浆矿速0.5~0.7米/秒。清耗量为3~8克/吨。    毒防护：能以液体、盐类和蒸气的形状皮肤、粘膜或呼吸道浸入人体。游积于、肝、脑、肺、骨骼等器官中使人中毒。尤其是蒸气对人的损害最大,可以引起急性或缓慢中毒。我国规则空气中含量不允许超越0.01~0.02毫克/米3，工业废水中及其化合物的最高容许浓度为0.05毫克/升。[next]    为了维护环境不爱污染,维护工人的身体健康,混应约束运用。国外有些国家已制止运用混，我国仅仅单个金矿和一些当地小型矿山还在运用混。关于设有混作业的选厂,有必要做好毒的防护:(1)拟定严厉的混操作准则。装器皿要密闭，谨防蒸腾逸出；进行混操作时有必要身着防护用品，防止与皮肤直接触摸；在有的房间内不寄存食物、吃东西、吸烟。(2)混车间和炼金室要加强通风，膏洗刷等作业应在具有抽风设备的密闭操作橱内进行。(3)凡具有带作业的厂房地上应挑选不吸的材料砌筑，地上做成1~3%的斜度，墙与地上应坚持润滑,定时用肥皂水或溶液(1：1000)洗刷。(4)操作橱下、室外的污水井内都应有集设备,尽量不使丢失。(5)带操作的车间庆定时用二氧化锰吸收法净化，该法对空氧中的蒸气的吸收率可达99%。    （三）浮洗法选金    浮选是黄金选矿厂处理脉金矿石运用最广的办法之一。在大大都情况下,浮选法用于处理可浮性很高的硫化矿藏含金矿石,效果最明显。因为经过浮选不只可以把金最大极限地富集到硫化矿藏精矿中,并且可抛弃尾矿,选矿成本低。浮选法还用来处理多金属含金矿石,例如金-铜、金-铅、金-锑、金-铜-铅-锌-硫等矿石。关于这类矿石,选用浮选法处理可以有用地别离选出各种含金硫化物精矿,有利于完结对矿藏资源的归纳收回。此外，关于不能直接用混法或化法处理的所谓“难溶矿石”,也需求选用包含浮在内的联合流程进行处理。当然浮选法也存在局限性；对粗粒嵌布、金粒度大于0.2毫米的矿石,对不含硫化物的石英质含金矿石，调浆后很难取得安稳的浮选泡沫，选用浮选法就有困难。    近年来，金矿石的浮选工艺有很大发展,首要表现在工艺流程的改造、研发新药剂、改善规划等方面。选用阶段磨矿、阶段选别流程是现在浮选选金的发展趋势，国外大都选金厂选用二段乃至三段,我国遂昌金矿、湘西金矿选用两段磨矿、两段选别流程、金的收回率进步2~6%；改动药剂准则，选用多种药剂混合增加,也可改善选金效果遂昌金矿和金厂峪金矿用丁胺黑药与黄药混合增加，金的收回率进步2~5%。    因为浮选法只能将金最大极限地富集到各种硫化矿藏精矿中,不能终究取得制品金，因而选用单一浮选流程的选金厂为数不多,一般是将浮选作为联合流程的一个进程选用。现在我国选用单一浮选流程的选金厂有遂昌、岫岩等金矿，以及一些当地群采小金矿。    （四）、化法提金    化法自1887年运用于矿山提取金银以来,已有近百年的前史,工艺比较老练。因为其收回率高，对矿石适应性强,能就地产金，所以至今仍是黄金出产的首要办法之一。    化法可分为拌和化和渗滤化。拌和化用以处理重选、混后的尾矿和浮选的含金精矿,或用于全泥化；而渗滤化用于处理浮选尾矿和低档次含金矿石的堆浸等。    惯例化法是一种很成塾的工艺，它包含浸出质料的制备；拌和化浸出；逆流选涤固液别离；浸出液净化和脱氧；锌粉置换和酸洗；熔炼铸锭等首要作业。其准则工艺流程见图1。 图1  惯例化法准则工艺流程图[next]     1．浸出质料制备：一般是将采出矿石经破碎、磨矿(或选矿),制备成合适化浸出的矿浆。磨矿细度视天然金的嵌布特性而定。对含金石英脉矿石，一般磨至60~70%-200目；而对硫化矿藏含金矿石，多选用浮选富集，精矿再磨至90~95%-325目；对含砷或磁黄铁矿高的矿石，则采纳浮选精矿焙烧脱硫脱砷后,焙砂进行化；此外尚有含碳高而搅扰化浸出的矿石，需进行加氯氧化后进行浸出等。    2. 拌和化浸出：在矿浆浓度35~50%，pH值10~10.5，浓度0.03~0.06%的条件下，充沛拌和浸出24小时以上。使95%以上的金被溶解为金络合物。其反响式为 4Au+8NaCN+O2+2H2O→4NaAu（CN）2+4NaOH     拌和浸出槽有机械拌和式和空气拌和式两种。我国的黄金化厂曩昔选用浮选调浆用的拌和槽作浸出槽,种类规格少,功耗高,现在已逐步被筛选。跟着黄金出产的迅速发展，在消化、吸收国外先进设备的基础上,已研发了几种大型新式节能型浸出槽，如ф3000×8500毫米空气拌和浸出槽，ф3000×5000轴流式机械拌和浸出槽等，尤其是双叶轮中空轴进气机式拌和浸出槽，容积大，功耗低，中空轴进气，使空气经过叶轮能更好地涣散到矿浆中,可进步浸出效果，并可下降供风体系的压力和风量,然后又削减了空压机的设备功率。因而，它是现在国内外公认的比较先进的浸出槽。北京有色冶金规划研讨总院规划的双虽轮、中空轴进气机械拌和浸出槽系列产品的规格和技能功能列于表2。 表2  双叶轮中空轴进气机械拌和浸出槽规格及技能功能 类型规格有用容积 m3叶轮直径 mm电动机类型功率，kWФ2000×2500 Ф2500×3150 Ф3150×3550 Ф3550×4000 Ф4000×4500 Ф4500×5000 Ф5000×56006 13 24 35 50 71.5 100Ф740 Ф925 Ф1160 Ф1320 Ф1550 Ф1750 Ф1900Y100L-6 Y112M-6 Y132S-6 Y132M1-6 Y132M2-6 Y160M-6 Y160M-61.5 2.2 3 4 5.5 7.5 7.5       所需浸出槽的总容积核算与浮选槽核算类似。    式中  V—所需浸出槽的总容积，m3;          Q—日处理矿量，t/d;          t—所需浸出时刻，hr;          δt—矿石密度，g/cm3或t/m3;          R—浸出矿浆液固比；          K—浸出槽容积利用系数：浮选金精矿化K=0.8～0.88；合泥化K=0.9～0.95。    依据核算出来的总容积挑选浸出槽，然后核算浸出槽的台数。应当指出，一般化浸出为4～8段，因而浸出槽台数不该少于4台。[next]    浸出槽按其槽容积的充气量定额m空气拌和槽为0.013～0.025米3/米3•分；机械拌和槽为0.002米3/米3•分。     3. 逆流选涤固液别离：为使化浸出液与浸渣得到充别离离，一般选用多台单层或多层浓缩机组成多级逆流洗刷；选用过滤机进行多级过滤工洗刷；选用多台浓缩机和过滤机组成联合洗刷。后者国外比较常见,而国内则首要是选用单层或多层浓缩机进行多段逆流洗刷。    三层浓缩机可以接连操作，作业牢靠，办理便利,动力耗费省,可削减占地上积,因而得到广泛运用。三层浓缩机的核算与一般选矿厂运用的单层浓缩机相同。三层浓缩机因为结构上的原因,只要中心传动式一种。现在出产上运用的三层浓缩机的技能规格列于表3。 表3    三层浓缩机技能规格型 号内径 m深度 m沉积面积 m2耙架转速 r/min传动电动机运用矿山类型功率，kWФ7m三层 Ф9m三层 Ф11m三层 Ф12m三层   Ф15m三层  7.0 9.0 11.0 12.0   15.0  2.4×3 2.0×3 2.3×3 2.55 2.2；2.48 2.7；2.35 2.7538.5 63.5 95 113   186  0.246 0.221 0.154 0.2   0.15  Y112M-6 Y132M1-6 Y160M-6 Y132M2-6   Y160M2-6  2.2 4 7.5 5.5   5.5  金厂峪茅坪 焦家新城 五龙 三山岛   海沟       多级逆流洗刷流程的核算:假定各级洗刷作业的排矿量与给矿量持平；洗水和各级洗刷的溢流所含固体忽略不计；在洗刷作业中没有浸出效果，液体金不发生沉积。依据逆流洗刷流程的液体量平衡，液体含金量平衡原理,可推导出各级逆流洗刷功率的公式： [next]     式中  E1、E2、E3、E4、E5——各级洗刷功率，%;          F—洗刷水与给矿量之比（洗水比）；          R—各级浓缩机排矿的液固比；          L—浸出后矿浆的液固比；                      a洗——洗水含金档次;；a1——榜首级浓缩机中液体含金档次。    实例：已知化原矿含金52克/吨，浸出率96.15%，浸出浓度33.33%，洗刷浓缩机排矿浓度50%，稀释到20%再进入下级浓缩机，新水不含金。    依据已知条件，L=2，R=1，K=0，F=3，用上列方法核算的各级洗刷功率、贵液档次，排液档次成果列于表4。 表4  各级洗刷功率、贵液档次、排液档次洗刷级数二三四五洗刷功率，% 贵液档次，g/m3 排液档次，g/m394.12 11.765 2.9498.11 12.264 0.94599.38 12.423 0.3199.79 12.474 0.105     4. 浸出液的净化和脱氧：从洗刷作业得到的浸出液（贵液），一般含有70～80PPm乃至更高的固体悬浮物。为了给锌粉置换作业预备条件,有必要使贵液中的悬浮物含量降到5～7ppm。含氧量降到1ppm以下，因而要对贵液进行净化和脱氧。    现在出产上运用的贵液净化设备有板框式真空过滤器和管式过滤器，脱氧用真空脱氧塔来完结。    板框式真空过滤器：它是一个长方形槽，内装若干片过滤板框，板框一端与槽外真空汇流管相接，板框外套滤布袋。出产时要在滤布外涂上1～2毫米厚的硅藻土做助滤剂，当贵液给入槽内时，液体经过滤布被吸到脱氧作业，固体悬浮物则留在滤布表面，到达净化意图。当滤片上阻力增大，流量削减到不能坚持正常出产时，就要用高压水冲刷滤布,或用稀（5%）洗掉滤布上的结垢。    依据某些化厂的出产实践材料,板框式真空过滤器的出产定额为2.7米3/米3•日板框式真空过滤器结构简略,制造便利,净化效果好，但滤饼整理不方便,每周都要逐片取出用水冲刷,工人劳动强度大。在新规划的化厂较少运用。    管式过滤器：它是现在出产中用得最广泛和较好的贵液净化设备，首要由下锥圆桶形过滤罐体和36根过滤管组成(见图2)。多孔的过滤管外套滤布袋，过滤时，溶液由罐体下部旁边面进液管压力给入，经过滤布进入滤管,滤渣留在滤布上,净液由滤管上部经聚流管排出，然后到达溶液净化的意图。卸渣时,以压缩空气从聚流管的排液口向滤管内反吹,使滤饼从滤布上卸下并从锥底的排渣口排出。    现在出产上运用的管式过滤器只要20米一种规格。     图2  管式过滤器    1—罐体；2—过滤器；3—聚流管；4—衔接支管；5—支架[next]     脱氧塔：它是一底锥圆柱形塔体，塔内上部装有溶液喷淋器，中部为塑料点填料层，填料堆由塔下部的筛板支承,筛板下方是脱氧液储存室，并设有液面操控设备(见图3)。脱氧塔内的溶液是由真空吸入塔的顶部,由喷淋器淋洒到填料层上,在真空效果下,液体内溶解的气体被脱出,到达脱氧意图。脱氧液由锥底的排液口由泵吸出并压入置换作业。     图3  脱氧塔1—淋液器；2—外壳；3—点波填料；4—进液管；5—液位调理体系；6—蝶阀；7—真空管；8—真空表；9—液位指示器；10—入孔口     出产中脱氧塔真空度一般为9.06～9.6×104帕，脱氧率可达95%以上,脱氧液含氧量在0.5克/米3以下。现在化厂运用的脱氧塔有ф1000×3000；ф1200×3600；ф1500×3600；ф1800×4000毫米等几种规格。脱氧塔的配套真空设备一般选用水喷射泵。    5. 锌粉置换和酸洗：用锌粉置换溶液中的金络合物使金沉积分出。为了使锌粉取得更有用的置换反响，在溶液中应坚持0.005%左右的铅盐和0.05%左右的浓度。    锌粉置换的首要设备是板框式压滤机。出产时,要将压滤机的滤框和滤板的压紧面清洗洁净、涂上黄油、套以双层滤布,压紧后，先在滤布上挂上一层2～3毫米的硅藻土作助滤剂，然后再挂上一定量的锌粉，最终才压力给入加有锌粉的贵液，当贵液经过滤布上的锌粉层即完结置换反响。压滤机每半月或一月卸一次滤饼(即金泥)。金泥含水30～40%。    金泥中含有很多的残锌和其他溅金属，选用酸洗除掉，以得到高档次的金泥。    6. 熔炼铸锭：金泥与熔剂一般按1：0.8～1的配比,即硼砂30～40%,硝石25%,石英砂15～20%，萤石5～10%,其他为苏打、氧化锰等。在1000～1100℃的炉温进行3小时左右的熔炼除渣，可取得含金银为85%以上的金锭(合质金)。    我国黄金化厂始建于60年代,20多年来在工艺流程的改善和新设备的研发方面均有较大发展。金厂峪、招远金矿选用两浸、两洗工艺，进步了金的收回率；选用ф6～15米三层洗刷浓缩机作多级逆流洗刷，节约出资和占地上积；改锌丝置换为锌粉置换，用管式过滤器净化贵液,进步了产品质量；在含污水处理上用硷氯法和酸化法替代曩昔的漂白汾法,大大节约了污水处理费用以及合质金的进一步电解完结金银别离等等。    现在我国的化首要是处理与硫化物共生关系密切的石英脉含金矿石、石英-黄铁矿石、石英-黄铜矿-黄铁矿石，这类矿石经浮选将金富集到硫化矿藏精矿中后,再用化法处理。如金厂峪、小巧、新城、焦家、五龙等金矿归于这种类型。    全泥化首要用来处理低硫化物含金的氧化矿石英脉矿石吸含泥高的矿石,如赤卫沟、联合沟、海沟、柴胡栏子、达茂旗金矿等。

现在，我国已探明的银矿储量分为两部分，一部分是银档次到达工业目标具有独立挖掘价值的银矿储量，另一部分是指银档次低于工业目标，随主元素挖掘而趁便归纳收回的伴生银矿储量。那么我国是怎么对这些银矿资源进行选矿加工的呢? 我国以出产银为主的独立银矿的选矿基本上都选用浮选法选银，而共、伴生银矿则选用：单一浮选法和浮-重选法、浮选-化法的联合流程来进行选矿，其间以浮选最为重要。 为了进步独立银矿浮选的收回率，我国也采取了三方面的办法：一是针对银矿藏嵌布粒度的粗细特色，尽可能使银矿藏充沛解离，进步银的收回率;二是挑选中性或弱碱性的浮选矿浆碱度和选用碳酸钠作浮选矿浆的调整剂，进步银的浮游性;三是调配运用黄药与黑药，增强对银的捕收才能。 银矿石通过选矿进程之后，所得到的产品有银精矿、银泥和各种有色金属的含银精矿。现在对前两者一般选用火法熔离(反射炉、电炉、坩埚、鼓风炉、闪速炉)，或许用湿法冶金别离提取，再行电解精粹;后者主要是在冶炼有色金属进程中，半银富集到阳极泥(主要是铜、铅阳极泥)中归纳收回。在我国98%的白银是从各类有色金属矿的冶炼阳极泥中收回的。 近年来，在国家一系列优惠政策鼓舞下，我国在共、伴生银矿的归纳选矿收回方面得到了加强，许多矿山和炼厂注重了银的收回，选矿技能设备有了必定的开展，银的收回率也不断进步。

矿区位于柞水县东南小岭乡。矿床属于海相沉积型或沉积变质型菱铁矿矿床。    矿区出露地层为中泥盆统青石垭组海相粘土质碎屑-碳酸盐岩含铁建造，具有明显的复理石韵律特征。含矿岩系底部为绿泥绢云千枚岩互层，上部为硅质板岩、砂质板岩夹砂岩。含矿岩系总厚度500m左右，岩性以千枚岩为主，次为变质砂岩和碳酸盐岩夹硅质、砂质板岩。区内已知铁矿体17个，重晶石矿体5个，铜矿体2个。按铁矿体形态、产状和矿物共生组合分为：层状菱铁矿矿体、层状重晶石磁铁矿矿体和脉状磁铁矿矿体。以层状菱铁矿体为主要矿体，储量占99%。    层状菱铁矿矿体主要产于含矿岩系中部层位，延伸较稳定，产状与围岩一致。有两层主要矿体，其中6号矿体长1850m，最大斜深1370m,平均厚26.6m，最大厚133m;7号矿体长2000m,最大斜深870m,平均厚51m，最大厚181m。    金属矿物主要为菱铁矿（占铁矿物量的70%～75%）。次为磁铁矿，常见穆磁铁矿、镜铁矿、黄铁矿、褐铁矿。矿石结构以变余砂状、鳞片状花岗变晶结构为主。矿石构造以条带状为主，其次为致密块状和浸染状。    已探明铁矿石储量（A+B+C+D级）30203万t，其中A+B+C级26560万t。共生铜金属1.4万t，重晶石矿石量986万t。矿石品位：TFe 28%,S 1.4%,P 0.04%。铜 0.29%～1.05%，BaSO441.2%。    该矿尚未开发利用。

金银矿的浮选实例：     1、曙光金矿的选矿     该矿金属矿藏首要有天然金和黄铜矿，其次有褐铁矿、磁黄铁矿和黄铁矿。脉石矿藏以石英为主，其次为绢云母、绿泥石、斜长石、黑云母、碳酸盐等。矿石中有用成分为金、铜和银。     金以天然金为主，其粒度散布为:     粒级/ mm  +0.074  0.074~0.053  0.053~0.037  0.037~0.01   - 0.01     相对/%        5.79           8.94             7.58              61.27        16.42    出产工艺流程如图11-3 所示。这个重浮联合流程，重选部分用于收回粗粒和中粒的金，浮选部分用于收回细粒的金。因为原矿档次较低，易浮矿藏(包含云母和绿泥石) 较多，故采用了四次精选。4000t/d 选矿厂用XCFⅡ /KYFⅡ浮选机。浮选捕收剂先后用过单一黄药、丁铵黑药、黄药+丁铵黑药，终究只用Z-200,首要出产指标见表11-2 所列。     2 、某碲铋金矿浮选    该矿床是一个比较特殊的矿床。它是碲、铋与金、银伴生的矿休。碲为半导体元素，在电子、军工和医药范畴有广泛的用处。原矿首要成分(%) 如下:   金属矿藏有辉碲铋矿、磁黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿、针铁矿和天然金等。脉石矿藏以铁白云石为主，其次为白云母，还有少数绿泥石等硅酸盐矿藏。辉碲铋矿多呈脉状、网脉状及块状散布，呈浸染状者少，其粒度一般为0.1~ 1mm。天然金多为明金。    浮选实验中从前实验过九种捕收剂: 乙基铵黑药、异丙基铵黑药、乙基酯黑药、25 号黑药、丁基铵黑药、35 号捕收剂、156号捕收剂、乙基黄药和丁基黄药。但终究以为乙基黄药(EX) 最好，丁基黄药次之。起泡剂用松醇油。实验断定的流程和药剂准则，如图11-4 所示。选别成果列于表11-3.

天然界银为主（主要是银的硫化物、硫锑化物）的矿床较少，75%～80%的白银产于Cu，Pb，Zn，Mo，Bi等硫化矿床和金矿床。     矿石中的银主要与硫化物共生。黄铁、黄铜、闪锌、方铅。毒砂等硫化矿藏中常含有银。 天然界的银矿藏有80多种，常见有40多种。主要有辉银矿（Ag2S）、深红银矿（3Ag2S·Sb2S3）、浅红银矿（3Ag2S·As2S3）、角银矿（AgCl）和天然银。     辉银矿可浮性较差。因具有延展性而难于破坏，粗粒级浮选速度慢，丢失大，特别在精选中易从泡沫中掉落，辉银矿易被按捺而不易被SO2按捺。黄药、黑药是银矿藏常用捕收剂。 银的特性及收回办法见表1       表1  银在矿石中的特性及其收回办法  银的特性收回办法粗粒（大于0.1～0.2mm）的天然银和天然合金重选化呈游离和连生体的细粒（小于0.1～0.2mm）的天然银和天然合金化浮选与下一步对精矿进行化比较呈游离或连生体的角银矿颗粒化呈游离和连生体的银的简略硫化物浮选与浮选精矿进行化及熔炼化呈游离和连生体的银的碲化物，硒化物和杂乱硫化物以及银铁矾颗粒氧化焙烧或氯化焙烧，对焙烧进行化浮选、精矿进行熔炼或焙烧，焙砂用化法处理银包裹在方铅矿、黄铜矿、辉铜矿和其他有色金属硫化物中浮选、精矿进行熔炼银包裹在铁的硫化物中浮选、精矿进行氧化焙烧或氯化焙烧以及对焙烧进行化 矿藏的粗粒部分可用重选法加以收回

(1)浮选回收银的主要方法。从多金属矿石中回收伴生银，常把银富集在浮选精矿中，待冶炼中回收银。 对以银为主的矿石常采用重浮联合流程或单一浮选流程把银矿物富集而后银精矿再用*法等化学提取。 (2)浮选实例。我国某银矿是低温热液含多金属银矿床、矿石中金属矿物以辉银矿，螺状硫银矿为主，自然银次之。伴生有少量铜、铅、锌、硫等硫化物及氧化物，金属矿物占1.16%，脉石主要为石英，还有少量长石、绢云母等，占全部矿物的98.84%，矿石中铜、铅、锌、硫矿物嵌布粒度较粗，而银矿物嵌布粒度较细，一般在0.074～0.005mm之间，与硫化矿物及脉石的关系都很密切，要获得较好的银浮选指标，必须细磨采用浮选—浮选精矿再*的联合流程回收银，浮选工艺流程简单，采用带控制分级的一段磨矿流程，控制分级溢流细度为-200目占70%～80%，浮选为一粗一精二扫作业，浮选精矿脱药再磨后送*浸出。

银的收回技能首要有浮选、重选和化以及这几种办法的联合。 化法首要针对档次较高、邻近没有冶炼厂、交通不便的厂矿，为添加效益，选出银金精矿，然后就地化产出金银，关于含泥高的氧化矿也可选用全泥化一碳浆法收回。与金的全泥化不同之处是天然银，特别是硫化银矿藏比金溶解速度慢得多，往往只好选用高浓度、长期、激烈拌和等强化措施，所以本钱较高，有时作用也不太好。 浮选是最首要的收回伴生银的办法，用来处理细粒嵌布和与硫化矿严密共生的银矿藏，除较粗的银外，简直一切单体解离的银都可以收回，并且收回银矿藏的流程简略、紧凑，尾矿一般无毒。 重选是用来处理单体解离的银矿石，即嵌布粒度粗且以游离态存在的银，它包含纳尔逊离心选矿机、短锥水力旋流器、离心机、重介质预选、跳汰、摇床、螺旋分级机、赖布切特圆锥选矿机组成。重选收回银时无污染，磨矿粒度粗，磨矿费用低，不足之处是银收回率低，水耗大。所以重选时常常合作浮选办法。

资源量估算 一、勘查类型的确定 （一）矿床勘查类型的划分 根据《铜、铅、锌、银、镍、钼矿地质勘查规范》（DZ/T0214—2002）技术要求，划分矿床勘查类型应依据主要矿体规模、主要矿体形态及内部结构、矿床构造影响程度、主矿体厚度稳定程度和有用组分分布均匀程度等五个主要地质因素及其类型系数来确定。本矿床为×矿，工程控制矿体走向长（＞800米）300～800米（＜300米 )，延深约××米，矿体规模（大）中（小）型，类型系数取（0.9）0.3～0.6（0.1～0.3）；矿体形态复杂程度（简单）中等（复杂），类型系数取（0.6）0.4(0.2)；矿体厚度变化系数为××%，属（稳定型）较稳定型（不稳定型），类型系数取（0.6）0.4(0.2)；品位变化系数为××%，属（均匀型）较均匀型（不均匀型），类型系数取（0.6）0.4(0.2)；后期构造对矿体无破坏，构造影响程度小，类型系数取0.3（有断层破坏或岩脉穿插，构造对矿体形状影响明显，类型系数取0.2；构造严重影响矿体形态，类型系数取0.1）。五个地质因素类型系数之和为××，根据矿床勘查类型的具体划分，第Ⅱ勘查类型的五个地质因素类型系数之和为1.7～2.4，由此确定本矿床为第Ⅱ勘查类型。 第Ⅰ勘查类型：为简单型，五个地质因素类型系数之和为2.5～3.0。主矿体规模大到巨大，形态简单到较简单，厚度稳定到较稳定，主要有用组分分布均匀到较均匀，构造对矿体影响小或中等。 第Ⅱ勘查类型：为中等型，五个地质因素类型系数之和为1.7～2.4。主矿体规模中等到大，形态复杂到较复杂，厚度不稳定，主要有用组分分布较均匀到不均匀，构造对矿体形状影响明显。 第Ⅲ勘查类型：为复杂型，五个地质因素类型系数之和为1～1.6。主矿体规模小到中等，形态复杂，厚度不稳定，主要有用组分分布较均匀到不均匀，构造对矿体形状影响明显到严重。 （二）勘查工程间距的确定 勘查工程间距的确定取决于矿床的勘查类型。本矿床属第Ⅱ勘查类型，根据《铜、铅、锌、银、镍、钼矿地质勘查规范》（DZ/T0214—2002）技术要求，控制的勘查工程间距：沿走向60～80米，沿倾向40～50米，根据给定的控制的勘查工程间距为：沿走向80米，沿倾向50米，符合规范要求。 注意：不同矿种、相同矿床勘查类型的工程间距差别很大，规范只规定控制的工程间距，探明的工程间距一般是根据控制的工程间距缩小1/2～1/4，推断的工程间距是在控制的工程间距基础上放稀1～2倍（但是不能机械强调）。如Ⅱ类型控制的工程间距（沿走向）铜120～160米，铅锌80～100米，银60～80米，金40～80米，钼80～100米；沿倾向均小于或等于沿走向，铜100～120米，铅锌60～100米，银40～50米，金40～80米，钼60～80米。矿体出露地表时，地表工程间距应比深部工程间距适当加密。 （三）勘查方法和手段的选择： 应根据矿床类型和地形条件而定。本矿属第Ⅱ勘查类型，以坑钻结合对矿体加以控制，探求控制的资源量（332）。 一般Ⅰ类型以钻探为主，并用坑道进行验证；Ⅱ类型和Ⅲ类型应以坑钻结合对矿体加以控制，如果地形平缓，则以钻探为主，地形陡峻则以坑道为主。对于第Ⅲ勘查类型中极其复杂的小型矿床，无法探求控制的资源量储量时，可施行边采边探、探采结合的方法。 二、资源量估算范围及工业指标 （一）资源量估算范围 本矿床资源量估算范围沿走向西自×线,东至×线东,走向长×米;沿倾向位于×米标高之上。 （二）工业指标 工业指标是评价矿床的工业价值、圈定矿体、估算矿产资源储量的标准和依据。根据《铜、铅、锌、银、镍、钼矿地质勘查规范》技术要求，圈定矿体采用的工业指标为： 1、边界品位：40～50×10-6 ；  2、块段最低工业品位：80～100×10-6； 3、矿床平均品位：＞150×10-6； 3、最小可采厚度0.8～1米； 4、夹石剔除厚度2～4米； 5、伴生有用元素如有利用价值，可按有关规定计算储量。 3  资源量估算方法的选择及其依据 探矿工程按一定间距布置，选择槽（井）探、钻探、坑探为主要探矿手段，探矿工程布置在相互平行的勘探线上，或勘探线之间。 矿体呈脉状产出，矿化连续性好，矿体倾角较陡，鉴于矿体倾角大于45度，因此，在矿体垂直纵投影图上用地质块段法进行资源量估算，比例尺1:1000。 矿石量估算公式为： Q= S真×m×d 式中：Q——矿石量（t）； S真——矿体真面积（m2）； m——矿体真厚度（m）； d——矿石平均体重（t/m3）。 金属量估算公式为： P=Q×C 式中：P——金属量（kg）； Q——矿石量（t）； C——平均品位（×10-6）。 数值修约为“四舍六入，逢五单进双不进，零为双数。”厚度、品位保留小数点后两位，面积、体积、矿石量（吨）取整数，金属量（kg）保留小数点后一位，积数和保留小数点后四位。 四、资源量估算参数的确定 （一）面积 借助MapGIS软件支持，通过计算机在资源量估算垂直纵投影图上对块段垂直投影面积直接测定，然后除以矿体各块段平均倾角的正弦值得出矿体的真面积，参与资源量估算，公式为： S真=S垂/ sinα 式中：    S真——矿体真面积（m2）； S垂——矿体垂直投影面积（m2）； α——矿体倾角。 （二）厚度 1、单工程厚度：本次资源储量估算采用真厚度计算，单工程真厚度为所圈定矿段诸样品真厚度之和。 2、块段平均厚度：为块段内诸工程矿体真厚度之算术平均值。 4、矿体平均厚度：为矿体体积除以面积之商。 （三）品位 由于矿石品位与厚度有直接关系，且矿体中有用组分分布不均匀，取样长度和矿体厚度不等，所以采用真厚度（样长）加权法计算平均品位。 1、单工程平均品位：用工程内符合工业指标圈入同一矿体的各单个样品品位与其样长加权求得。样品中有特高品位时，则应先处理特高品位，再计算单工程平均品位。 2、块段平均品位：用块段内单工程品位与其真厚度加权求得。 3、矿体平均品位：用矿体金属量除以矿石量求得。 4.4  矿石体重 矿石体重值为×t/m3。 五、矿体（层）有限、无限外推原则 （一）有限外推 见矿工程与不见矿工程之间，小于相应类别资源储量间距时，以此两工程间距的1/4板状等厚平推；当矿体边部相邻工程中存在大于边界品位二分之一矿化时，作1/3平推。当两工程间距大于相应类别资源储量间距时，只能外推相应类别资源储量间距的1/4或1/3（注：沿走向和倾向控制的工程间距有时不等，在资源量估算垂直纵投影图上沿倾向外推需换算）。米·克/吨值不外推。 （二）无限外推 见矿工程外无其他工程，或见矿工程平推方向相应的控制间距内无探矿工程，外推距离为相应控制的工程间距（沿走向、沿倾向）的1/4，资源储量类别降一类。这样，（333）外推控制的工程间距（沿走向、沿倾向）的1/2，（334）？无限外推一个控制的工程间距（沿走向、沿倾向），沿走向外推×米，沿倾向无限外推×米，换算为垂直纵投影图上为×米。六、块段划分原则 （一）块段划分原则 块段划分的基本原则是：以达到相应控制程度的勘探线（双线剖面）、不同段高的深部工程、矿体边界、核定的勘查区边界。各块段划分是以工程和勘探线划分，按勘探网度、资源量类别分别划分。 （332）类别块段划分：指勘查工作程度已达到详查阶段要求的地段，地质可靠程度为控制的。本矿以地表槽（井）探配合相邻坑道（和坑道配合网度？×？米钻孔）所圈定的矿段。 （333）类别块段划分：是指在勘查工作程度只达到普查阶段要求的地段，地质可靠程度为推断的。本矿以相邻两勘探线上（或附近）相应密度的见矿工程点的连线以内及连线之外按（333）类别网度的1/4平推所划定的全部范围。 （334）类别块段划分：（333）类别块段的无限外推部分圈定的范围。地表有见矿工程，深部工程不见矿，且工程间距过大，以地表见矿工程点的连线和有限外推部分圈定的范围；仅有地表工程而无深部工程控制，以见矿工程点的连线及有限和无限外推部分圈定的范围。 （二）块段编号 块段编号应按照不同的资源储量类别，按照“从左到右，自上而下”的原则分别连续编号。这样，矿体被划分为16个块段计算，其中（332）类别2个块段，（333）类别8个块段，（334）？类别8个块段。 七、资源储量分类 （1）控制的内蕴经济资源量(332)：是指勘查工作程度已达到详查阶段要求的地段，地质可靠程度为控制的（圈定了矿体的三维空间，基本确定了矿体的连续性，排除了大的多解性；基本查明了矿石物质组成、矿石质量；对矿石中的共伴生有用组分进行了综合评价；对易选矿石的可选性进行了类比，一般矿石作了实验室流程试验，新类型或难选矿石作了实验室扩大连续试验，其成果可供评价矿石是否具有工业价值），可行性评价仅做了概略研究，尚无法确定其经济意义的那部分资源量。计算的资源量可信度较高，可行性评价可信度低。 根据主要矿体特征看，划分为第Ⅱ勘探类型，×勘探线——×勘探线间沿走向控制的工程间距为80米，地表槽、井探工程加密一倍，倾向控制的工程间距50米，以地表槽（井）探配合相邻坑道所圈定的部分。 （2）推断的内蕴经济资源量(333)：是指勘查工作程度只达到普查阶段要求的地段，地质可靠程度为推断的（对矿体在地表或浅部沿走向有工程稀疏控制，沿倾向有工程证实，并结合地质背景、矿床成因特征和有效的物、化探成果推断、不受工程间距的限制），资源量只根据有限的数据计算，其可信度低。可行性评价仅做了概略研究，尚无法确定其经济意义，可行性评价可信度低。 根据主要矿体特征看，、划分为第Ⅱ勘探类型，×勘探线——×勘探线间采用160米×100米的勘探网度所圈定的部分及矿体有限外推部分。 （3）预测的资源量(334)?：在预查区内，综合各方面的资料分析、研究和极少量的工程验证，通过已知矿床的类比，有足够的数据所估算的资源量。各项参数都是假设的，属潜在矿产资源，经济意义未确定。×勘探线——×勘探线矿体无限外推部分所推定的范围。 八、资源量估算结果 本次工作中,在批准的勘查区内共求得×矿金属资源量（332）+（333）+(334)? ×千克，其中（332）×千克，占总资源量的×%，（333）×千克，占总资源量的×%，（334）？×千克占总资源量的×%。资源量估算结果见表1，详细计算结果参见附表。 表1      ××矿区×矿资源量估算结果表矿体 编号资源量类别真面积（m2）体积 （m3）体重 （t/m3）矿石量 （t）品位 (×10-6)金属量 （kg）（332） （333） (334)? 合计 九资源量估算中有关问题的说明 特高品位处理：该矿体品位变化系数为×%，品位值高于矿体平均品位6～8倍的样品称为特高品位。当含有特高品位样品的单工程，真厚度等于或大于矿体平均厚度的二倍时，用包括特高品位样品在内的单工程平均品位代替特高品位，再加权求得该单工程平均品位，××（工程号）中×号样×品位为？×10-6，属特高品位，用单工程平均品位代替了特高品位，处理后品位为？×10-6；当含有特高品位样品的单工程，真厚度小于矿体平均厚度的二倍时，用包括特高品位在内受影响的块段平均品位代替特高品位，再分别加权求得各块段平均品位。××（工程号）品位为？×10-6，属特高品位，分别用×、×块段平均品位代替特高品位，处理后品位分别为？×10-6、？×10-6。 特大厚度处理：特大厚度一般指大于矿体平均厚度三倍时的厚度，应根据具体情况（矿种）慎重处理。 有质量问题的工程处理。参与矿产资源储量估算的各项工程的质量，应符合有关规范、规程和规定的要求，对不符合要求而又必须参与资源储量估算的，一般均降级处理。

我国金银矿床类型见下表1： 表1  我国金银矿床类型矿床类型围岩种类主要金属矿物及脉石矿物实例含金石英脉 花岗岩 金属矿物以黄铁矿、黄铜矿为主。脉石矿物以石英、长石、方解石为主。金银呈自然金、银金矿、金银矿存在招远金矿破碎带蚀变岩 绢英岩化花岗质碎裂岩 金属矿物以黄铁矿、黄铜矿为主。脉石矿物以石英、绢云母为主。金银呈银金矿、自然金存在新城金矿含金多金属硫化矿石英脉 斜长片麻岩、斜长角闪岩 金属矿物以黄铁矿、黄铜矿、方铅矿为主。脉石矿物以石英、长石为主。金呈自然金与硫化物共生夹皮沟金矿含金石英脉氧化矿 片麻岩 金属矿物以褐铁矿、赤铁矿为主。脉石矿物以石英为主。金呈自然及与石英或褐铁矿共生柴胡栏子、张家口金矿冲积砂矿  自然金伴生矿物有磁铁矿、钛铁矿、金红石、石榴子石、锆英石、赤铁矿、独居石等哈尼河金矿

我国钒矿资源丰富，首要矿种为钒钛磁铁矿。跟着钒的商场报价上涨，碳页岩类钒矿以及硅质钒矿也得到充沛的运用。提钒工艺中的钠化焙烧因为严峻污染环境，现已被制止运用，选用无钠化焙烧提钒是提钒工艺开展的方向。我国幅员辽阔，矿石性质杂乱，针对矿石性质研讨其工艺及参数是成功提钒的中心。本文针对陕西某碳硅质钒矿的特色，详细研讨其焙烧－浸上班艺，并完结萃取、沉钒、煅烧工艺，实验取得杰出的作用。 一、矿藏分析及化学组成 对该矿的矿藏分析成果表明，该矿的首要矿藏组成为，玉髓、石英、黏土矿类，少数长石，褐铁矿，赤铁矿，方解石。钒首要赋存于黏土矿，可能以高岭土、伊石为主。X－射线很难准确分辩各矿藏详细钒含量。物相分析成果表明，钒首要以Ⅴ（Ⅲ）类质同象方式置换6次配位的三价铝存在于硅铝酸盐矿藏占9.38%。其间氧化铁以及黏土矿藏中钒占32.81%，云母类型矿藏中钒占61.72%，电气石及石榴石中钒占5.47%。钒的嵌布粒度纤细，散布多样。原矿化学分析成果见表1。 表1  原矿化学成分分析成果  %元素V2O5FeOFe2O3MnOK2ONa2OMgOCaOCCu含量1.160.932.620.0050.520.0712.140.701.080.005元素PhBiNiMoSAl2O3P2O5SiO2水分烧失含量0.0050.0050.0260.0280.202.920.4854.570.328.30 二、焙烧－浸上班工艺研讨 碳硅质钒矿常用的焙烧－浸上班艺有三种，即酸浸、碱浸、水浸。实验别离进行了三种提钒计划比照。 （一）酸浸、碱浸与水浸实验计划比照 1、酸浸 酸浸包含直接酸浸、焙烧酸浸，实验比照了不同条件下两种计划对浸出成果的影响。参阅有关材料实验基本参数设定为：磨矿细度为－74μm 71.5%、制粒Φ8～20mm、焙烧时刻2h、温度850℃、含有少数氧化剂的酸用量为原矿样12%、浸出液固比1.2∶1、浸出时刻12h、温度85～90℃。其成果见表2. 表2  不同酸浸计划实验成果  %实验 序号浸出 渣率渣含 V2O5渣计 V2O5 浸出率补白1930.8922.64直接酸浸2971.091.19加10%H2O2直接酸浸3940.5353.44加2%NaClO3直接酸浸4980.7530.53加5%石灰制粒焙烧后酸浸5970.08592.49空白焙烧后酸浸 实验成果表明：（1）直接酸浸钒的浸出率只要22.64%，通过在浸上班艺中参加不同氧化剂可对钒的价态发生很大影响，参加2%NaClO3钒的浸出率能够到达53.44%，可能是NaClO3的参加使得贱价钒很多转化为高价钒易于浸出，而不能转化的钒大多以三价存在；H2O2的参加导致钒浸出成果变差，其原因有待进一步研讨。 （2）焙烧－酸浸实验做了两种工艺研讨，钙化焙烧条件下钒的浸出率为30.53%。相比较直接酸浸钒浸出率有所提高，但作用不显着，空白焙烧后酸浸条件下，钒的浸出率到达92.49%，空白焙烧－酸浸工艺成果较好。 2、碱浸与水浸 碱浸常选用钙化焙烧，即在焙烧工艺中参加氧化钙。浸出在碳酸盐碱液中进行，构成碳酸钙沉积和钒酸钠盐。实验选用的浸液为10%碳酸钠溶液；水浸选用空白焙烧。其它条件同酸浸，成果见表3. 表3  碱浸与水浸实验成果  %实验 序号浸出 渣率渣含 V2O5渣计 V2O5 浸出率补白6990.7827.01加5%氧化钙焙烧碱浸7990.7627.26加10%氧化钙焙烧碱浸8970.2577.91空白焙烧水浸 实验成果表明，该矿空白焙烧－水浸条件下浸出率到达77.91%，浸出成果显着优于碱浸工艺。 通过三种焙烧－浸上班艺实验比照能够看出，该碳硅质钒矿选用空白焙烧直接酸浸和水浸都能够到达满足的浸出作用，虽然水浸有助于消除铁、镁等杂质，但考虑到酸浸浸出率高于水浸大约15%，实验选用空白焙烧－酸浸计划经济作用更优。 （二）工艺条件研讨 1、焙烧温度影响 在提钒工艺中，钒矿的焙烧温度一般在750～900℃，实验选取焙烧温度规模为650～950℃，其成果见图1。图1  焙烧温度对浸出率的影响 从图1能够看出该矿最佳焙烧温度为800℃，温度较低时，贱价钒氧化不充沛；温度超越800℃时，浸出率下降是因为部分熟料被烧结，使得钒浸出难度加大。 2、焙烧时刻影响 焙烧时刻挑选为1、1.5、2h，其成果见图2。图2  焙烧时刻对浸出率的影响 从图2能够看出，最佳焙烧时刻为1.6h，时刻过长时不只添加能耗，还导致烧结的发生。 3、磨矿细度的影响 磨矿细度选取：－74μm 50%、60%70%、80%做曲线，成果见图3。图3  磨矿细度对浸出率的影响 从图3能够看出，磨矿细度对浸出率影响很大，跟着细度的加大，浸出率增大，当－74μm到达70%时，浸出率不再增大，最佳磨矿细度为－74μm 70%。 4、酸用量对浸出率的影响 实验选取含氧化剂的浓硫酸掺量值为4%、6%、8%、12%做曲线，实验成果见图4。图4  硫酸用量对浸出率的影响 从图4能够看出，酸用量为6%，钒的浸出率到达94.03%，用量为12%时，浸出率为94.39%，添加值不大，从经济和浸出目标考虑，硫酸最佳用量为6%。 5、浸出温度影响 浸出温度实验成果见图5。图5  浸出温度对浸出率的影响 从图5能够看出，该矿在常温30℃，浸出作用杰出，浸出率为93.36%，60℃，浸出率最大为95.30%。从工艺、能耗和浸出率三方面考虑，一般常温即可。 三、萃取－沉钒－煅烧工艺研讨 萃取选用磷酸、磷酸酯及火油，反萃取选用1.5M的浓硫酸，两段萃取－反萃取后萃取率可到达97.69%，萃取段数少，萃取作用显着；沉钒时参加调理pH氧化沉钒，沉钒率到达98.28%；进行1～3h煅烧即可取得五氧化二钒终究产品。 四、定论 （一）该钒矿矿石成分简略，首要以SiO2为主，钒大部分赋存在黏土矿中，杂质含量低。因而，焙烧－浸出及除杂工艺相对简略。 （二）该钒矿能够选用空白焙烧－常温酸浸及空白焙烧－水浸工艺，但前者浸出率更高。空白焙烧－酸浸无污染，其最佳工艺参数为：焙烧温度800℃，焙烧时刻1.6h，磨矿细度－74μm 70%，最佳浸出酸用量6%。在此工艺及参数下，浸出率为93.36%。 （三）通过空白焙烧－酸浸、萃取－沉钒－煅烧提钒，终究的钒回收率大于74%，五氧化二钒档次大于98%，契合产品标准。

金—银矿石除含金外，每t矿石还含有几十到几百克银，而银除天然银外，银还呈各种银矿藏，如螺状硫银矿、深红银矿、脆银矿，硫锑铜银矿、淡红银矿、角银矿等存在。某些硫化物，如方铅矿、黄铜矿、黄铁矿和辉锑矿中也常富集微粒银。       因为银在金—银矿石中常常呈多种状况呈现，多选用两种或多种办法组成的联合工艺流程处理。银在矿石中的特性及其收回办法如表1所示。   表1  银在矿石中的特性及其收回办法银的特性收回办法  粗粒（大于0.1～0.2mm）的天然银和天然合金重  选  化  呈游离和连生体的细粒（小于0.1～0.2mm）的天然银和天然合金  化浮选与下一步对精矿进行化或熔炼①  呈游离或连生体的角银矿颗粒  化①  呈游离和连生体的银的简略硫化物浮选与下一步对精矿进行化或熔炼  化①  呈游离和连生体的银的碲化物、硒化物和杂乱硫化物以及银铁钒颗粒  氧化焙烧或氯化焙烧与下一步对焙砂进行化  浮选与下一步对精矿进行熔炼或焙烧，焙砂用化法处理  银包裹在方铅矿、黄铜矿、辉铜矿和其他有色金属硫化矿藏中浮选与下一步精矿进行熔炼①  银包裹在铁的硫化物中  浮选下一步对精矿进行氧化焙烧或氯化焙烧以及对焙砂进行化①     ①矿藏的粗粒部分可用重选法加以收回。        如日本千岁金—银选矿厂处理的金—银矿石中，金属矿藏有天然金、辉银矿、深红银矿、淡红银矿、脆银矿、辉锑银矿、黄铜矿、黝铜矿、方铅矿、闪锌矿和黄铁矿。金除以天然金状况存在外，还包裹在黄铁矿中，金粒巨细为10～50/μm，也有的100～150μm。脉石矿藏首要为石英、绿泥石、冰长石、沸石和方解石，其次有少数重晶石。       当首要处理硫化物矿石时，选用单一浮选收回金银。假如处理档次高的氧化矿石时，选用重选法（绒面溜槽和摇床）收回粗粒金。如浮选法的效果欠安，则可用化法收回部分金银。       其工艺流程如图1所示。生产指标及药剂用量见表2和表3。  图1  日本千岁选矿厂金—银矿石生产工艺准则流程   表2  生产指标产品名称产率/%品  位收回率/%金/（g·t－1）银/（e·t－1）铜/%金银矿石 手选废石 上部溜槽精矿 当选原矿 下部溜槽精矿 浮选原矿 浮选精矿 浮选尾矿 浮选抛弃尾矿 化原矿 金    泥 化尾矿 精矿算计 尾矿算计100.0 24.74 0.15 75.11 0.29 74.82 2.17 72.65 58.68 13.97   13.97 2.61 97.3918.80 0.50 719.2 23.5 2529.5 13.60 415.5 1.6 1.3 2.8 1.2（%） 1.6 676.9 1.245.0 6.8 734.9 56.3 1641.8 50.1 1409.0 9.5 9.3 10.6 3.1（%） 7.3 1415.0 8.4            1.24           1.00  100.00 0.70 5.60 93.70 39.47 54.23 47.94 6.29 4.20 2.09 0.92 1.17 93.93 6.07100.00 3.71 2.39 93.90 10.69 83.21 67.83 15.38 12.08 3.30 1.02 2.28 81.93 18.07   表3  药剂用量（对给矿而言）药  名日本牌松根油10号－B高砂牌弗罗特15号日选牌高档黄药A.C.C牌艾罗弗特208号硫酸铜锌粉用量/（g·t－1）2114743013240药  名石  灰浮选化浮选化用量/（8·t－1）44158022057645                                              又如日本持越金银选厂处理含金银石英脉型矿石。矿石多遭受粘土化效果，金呈银金矿（Au50%～60%）形状存在，银首要为辉银矿并与金一同存在于石英或粘土中。矿石金档次0～12g/t，金银含量之比为1∶15～30。       该厂选用重选-混-化-浮选联合工艺流程收回金银，首要产出金银合金，混尾矿和浮选精矿别离作为独自产品出售，其生产工艺准则流程如图2。  图2  日本持越选矿厂矿石的生产工艺准则流程       该生产工艺的特点是：①在磨矿、跳汰和分级作业中均运用循环的化脱金溶液。②在磨矿分级回路中，用跳汰机和绒布溜槽收回粗粒金和硫化物。当原矿含Au7.8g/t、Ag225g/t时，重选精矿含Au405.8g/t，含Ag2406g/t，重选金收回率10.86%，银则为2.0%。③重选精矿用混法处理，金收回率为81.8%，银则为53.4%。④将20号凝聚剂（超短纤维）参加稠密机中，以避免矿泥上升加速矿泥的沉降速度和进步圆筒真空过滤机的处理才能。⑤因为大大削减含金溶液中矿泥含量，然后克服了锌粉置换沉积工序中压滤机滤布孔隙阻塞现象，并降低了锌粉、燃料和溶剂的耗费。⑥浓缩产品含Au6.3g/t、Ag175g/t，经120～160h化浸出，金化收回率93.9%，银87.1%。⑦为了愈加充沛收回金银，将化尾矿用水调浆并经水力旋流器脱泥后，其沉砂用浮选法处理收回金银。

陕西某金矿矿石为典型的含砷金属硫化物矿石，为结构蚀变岩型，金含量较高，档次达3.37g/t，属易选矿石。 1矿石性质1.1矿藏组成该金矿矿石中有价元素为金，首要以天然金方法存在;其他金属矿藏首要为黄铁矿，以及少数的钛铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿等，没有经济价值;非金属矿藏品种较多，首要有斜长石、绿泥石、海泡石、橄榄石、白云母、黑云母及石英等。原矿首要化学成分分析效果见表1.表1原矿首要化学成分分析效果成分含量成分烧失含量注：Au、Ag的含量单位为g/t.1.2金的矿藏特征矿石中金的赋存状况以黄铁矿裂隙金为主，其次以氧化残留的露出金存在，脉石包裹金较少。显微镜下发现的5粒天然金粒度小于0.状。金物相分析标明，暴露及半暴露金占原矿总金的86%，其他为硅酸盐、碳酸盐、硫化物、赤褐铁矿包裹金。包裹金是影响金收回率的重要原因。矿石中金的物相分析效果见表2.表2金物相分析效果相名暴露半暴露金硫化物包裹金硅酸盐包裹金碳酸盐包裹金赤、褐铁矿包裹金总金散布率/%王琳(1988―)，男，工程师，710054西安市雁塔区西影路178号。2选矿实验研讨因为金的首要载体矿藏黄铁矿合适浮选工艺收回，且浮选法合适收回脉金矿石中粒度小于0.1mm天然金，特别对硫化物载体金、包裹金收回效果较好。因而，本实验选用浮选法收回金。 2.1磨矿细度实验为了获得较高的金收回率和较低的磨矿本钱，首要进行了合适磨矿细度的挑选实验，实验流程见，碳酸钠1000g/t、硫酸铜500g/t、丁基黄药与丁铵黑药各80g/t、2油20g/t，实验效果见。 由能够看出，跟着磨矿细度进步，精矿金档次呈下降趋势、收回率呈上升趋势;当磨矿细度超越-0.074mm65%后，收回率上升不显着，但精矿档次下降依然显着。归纳考虑精矿目标和选矿出产中一段磨矿合适的细度，断定本次实验的磨矿细度为-0.2.2粗选碳酸钠用量实验在完结调整剂优选实验后，对最佳调整剂碳酸钠进行了粗选用量实验，实验流程见，磨矿产品细度为-0.074mm70%、硫酸铜500g/t、丁基黄药与丁铵黑药各80g/t、2油20g/t，实验效果见。 由能够看出，精矿的金收回率跟着碳酸钠用量的添加而缓慢上升;在碳酸钠用量添加到1000g/t前，精矿的金档次快速上升;进一步添加碳酸钠用量，精矿的金档次开端下降。因而，后续实验的碳酸钠粗选用量断定为1000g/t.2.3粗选硫酸铜用量实验硫酸铜是金矿石浮选中常用的活化剂，可进步载金矿藏浮选活性，加强矿藏表面与捕收剂效果，进而进步金档次、收回率。粗选硫酸铜用量实验流程见，磨矿产品细度为-0.074mm70%、碳酸钠1000g/t、丁基黄药与丁铵黑药各80g/t、2油20g/t，实验效果见。 ▲一金收回率;一金档次由能够看出，跟着硫酸铜用量添加，精矿的金档次和收回率出现程度不同的上升趋势。当硫酸铜用量大于500g/t时，精矿的金档次增速放缓、收回率简直不再上升。因而，后续实验的硫酸铜粗选用量断定为2.4粗选捕收剂用量实验经过捕收剂挑选实验，断定选用丁基黄药+丁铵黑药组合(质量比1：1)作为混合捕收剂，用量实验流程见，磨矿产品细度为-0.果见。 粗选捕收剂用量实验效果▲一金收回率;一金档次由能够看出，跟着组合捕收剂用量的添加，精矿中金档次小幅下降，但金收回率显着上升;当捕收剂用量超越160g/t，金收回率增加放缓，金档次降幅增速。因而，后续实验的组合捕收剂用量为2.5浮选闭路实验以条件实验效果为根据进行了2粗2精2扫浮选闭路流程实验，并对各作业药剂用量进行了恰当调整。实验流程见，实验效果见表3.闭路实验流程表3浮选闭路实验效果产品产率档次收回率精矿尾矿原矿注。Au、Ag的档次单位为g/t.由表3能够看出，在磨矿细度-0.074mm占70%的条件下，选用2粗2精2扫的单一浮选工艺，可获得金档次卯。66g/t、收回率(下转第127页)含现象显着，其间铅、铁、硅等元素互含杰出。铅及其氧化物含铁遍及，但铁的氧化物含铅量很少。硅酸盐矿藏中一起杂糅铅、铁2种元素，特别是铁元素较多，使硅酸盐矿藏带弱磁性，是影响铅收回率的主因。 2选矿工艺探究研讨35%、含铁21.34%，均以氧化物为主，只要很少数的硫化物，且渣样成分杂乱、铅嵌布粒度较细、元素互含率高、易过磨，与一般原生矿比较，铅档次虽高，但该类氧化铅的收回一直是选矿范畴的一个难点，国内外罕见效果0.但单一磁选均无法获得抱负的选矿目标是业界的一致，因而，将实验流程断定为重、浮联合流程。在开端选矿工艺研讨前，以工艺矿藏学研讨效果辅导完结了磨矿细度条件实验，得出-0.048mm占90%时，铅矿藏解离较充沛。 浮一重联合流程见，浮选药剂用量为666gA、为1000gA、水玻璃为3硫酸锌为5000g/t、h1和zh2各666g/t、松醇油113g/t，实验效果见表2.原矿调螫剂：：捕收剂f起泡剂摇床精矿浮选浮选精矿尾矿重一浮联合流程89.30%的金精矿。浮选尾矿金档次仍达0.373g/t，仍有下降空间，因而，应注重尾矿降金工艺的研讨。 3定论该金矿石的矿藏组成较简略，首要金属硫化物黄铁矿是金的首要载体，有价元素金首要以天然金的方法存在，粒度纤细，暴露及半暴露金占原矿总金的86%，合适浮选工艺收回金矿藏。 70%的条件下，选用2粗2精2扫的闭路浮选流程，表2重一浮联合流程实验效果称号产率Pb档次Pb收回率摇床精矿浮选精矿尾矿原矿从表2能够看出，重-浮联合流程处理该铅渣，可获得产率13.66%、铅档次42.32%、收回率55.85%的归纳精矿，到达铅精矿四级品标准。要进一步进步精矿质量和收回率，需进行体系的条件实验和闭路实验研讨。 3定论该鼓风炉铅渣性质杂乱，金属矿藏首要由天然铅、金属铅、磁铁矿等，非金属矿藏首要有硅铅钙铁矿、含铁铝钙硅酸盐。铅、铁互含显着，硅酸盐矿藏中杂糅铅、铁2种元素，嵌布方法多样，嵌布粒度归于微细嵌布。 经过选矿计划初探，选用重一浮联合流程收回铅，能获得产率13.66%、铅档次42.32%、收回率55. 85%的归纳铅精矿，经济技术目标较好。

陕西某贫铁矿石中金属矿物主要为磁铁矿、钛铁矿，其次为赤褐铁矿、黄铁矿、铝铬铁矿等。非金属矿物主要为蛇纹石，其次为辉石，此外有少量石英、碳酸盐矿物。磁铁矿为回收的主要目的矿物，粒度以-0.08mm为主。部分磁铁矿呈它形-半自形集合体，粒度范围为0.01～0.03mm，较细，而且又包裹有脉石矿物；部分磁铁矿与脉石矿物形成贫连生体，而脉石矿物多为片状、纤维状蛇纹石，难以磨碎。要使磁铁矿充分单体解离，该矿石必须细磨。本文采用“粗磨弱磁抛尾一磁性产品阶段磨矿阶段弱磁选流程”及“原矿预先弱磁抛尾一阶段磨矿阶段弱磁选流程”分别对该矿进行了选矿试验研究，并推荐后一流程选别该矿石。     一、矿石性质     对选矿试样进行了多元素分析、铁物相分析及矿物组成分析，结果分别见表1～表3。     由表1～表3可见，该矿石自然类型为蛇纹岩型铁矿石，其工业类型为混合矿石。矿石中的金属矿物为磁铁矿、钛铁矿，其次为赤褐铁矿、黄铁矿、铝铬铁矿等。非金属矿物主要为蛇纹石，其次为辉石，此外有量石英、碳酸盐矿物。矿石中最主要的有用矿物为铁矿，该磁铁矿粒级以－0.08mm为主，占57.99%。 表1  原矿多元索分析结果（质量分数）/%TFeAu1)Ag1)CuPbZnS19.700.274.500.00580.00970.0150.078AsMoCrK20Na20Ti02Ni0.0190.0030.560.1570.1851.380.152CoV205Si02A1203CaOMg0LOI0.0140.1428.602.442.0926.967.35     1）单位为g/t。 表2  原矿铁物相分析结果相名含量/%占有率/%磁性铁中铁15.1075.01赤褐铁矿中铁2.0510.18碳酸盐中铁0.432.14硅酸盐中铁2.3511.68硫化铁中铁0.200.99合计20.13100.00 表3  矿石矿物组成（质量分数）/%磁铁矿钛铁矿赤铁矿铝铬铁矿黄铁矿20～251～31～28～10少见蛇纹石辉石石英碳酸盐矿物50～60少见1少    部分磁铁矿呈它形-半自形粒状集合体，粒径小于0.01～0.03mm，这部分磁铁矿粒度细，又包裹有脉石矿物。为了提高铁精矿的质量，必须细磨才能使脉石与之充分解离。     部分磁铁矿与脉石矿物形成贫连生，而脉石矿物多为片状、纤维状的蛇纹石，蛇纹石不易磨碎。所以预测需多段磨矿、多段选别。     绝大部分磁铁矿中含有一定量的Ti，这部分磁铁矿平均含铁65%左右；另还有部分磁铁矿为铬磁铁矿，平均含铁53%左右，而且铬磁铁矿呈它形粒状和细粒状集合体，粒径0.01～0.3mm，部分以细粒状包裹于铝铬铁矿中，需细磨才能解离。     二、选矿试验     （一）粗磨弱磁抛尾-磁性产品阶段磨矿阶段弱磁选流程     1、磨矿粒度试验     磨矿粒度是决定选别指标的关键因素。只有将矿石磨细，使铁矿物得到较充分的单体解离，才能通过选别工艺将其与脉石矿物分离。试验采用湿式弱磁选机，在100mT的磁感应强度下进行磨矿粒度试验，补加水流量为100mL/s（以下同），结果见表4。 表4  粗选磨矿粒度对铁粗精矿指标的影响-0.074mm粒级含量/%产率/%品位/%回收率/%5036.2445.4081.916037.5543.6682.037036.5746.3082.968036.2246.3082.969034.9847.7382.62     由表4可知，随着物料被磨细，铁粗精矿TFe品位，回收率略有上升，考虑到粗精矿需要再磨，因此粗选磨矿粒度可以适当放粗。综合考虑，粗选选择-0.074mm粒级占60%为宜。试验结果也表明，磨矿粒度较粗时，尾矿产率大且铁的损失率低。因此，认为抛尾时的粒度还可以再粗，在后面的试验中要进行磨矿前的预先抛尾试验。     2、磁感应强度试验     物料磨至-0.074mm粒级占60%进行了磁感应强度试验，结果见表5。 表5  粗选磁感应强度对铁粗精矿指标的影响磁感应强度/mT产率/%品位/%回收率/%8033.4247.2079.4010033.8447.6081.3012035.8545.8082.3114037.1145.0082.84     由表5可知，随着磁感应强度增加，铁粗精矿TFe品位略呈下降趋势，回收率呈上升趋势，综合考虑品位和回收率，粗选磁感应强度选择100mT为宜。     3、精选再磨粒度及选别段数试验     粗精矿经一段再磨后分别进行精选一次与精选两次对比试验，磁感应强度为100mT，结果见表6和表7。 表6  精选一次时再磨粒度对铁精矿指标的影响-0.037mm粒级含量/%产率/%品位/%回收率/%6028.1656.8078.617026.9658.0377.528026.3059.9878.069026.3959.3777.50 表7  精选二次时再磨粒度对铁精矿指标的影响磨矿粒度产率/%品位/%回收率/%-0.037mm60%24.5058.9067.38-0.037mm70%22.3159.5061.74-0.037mm80%18.4361.3052.82-0.037mm90%21.1760.7059.61-0.030mm85%24.6862.0075.07-0.030mm90%24.1062.2374.19-0.030mm98%23.3162.6071.89     由表6和表7结果可知，随着物料被磨细，铁精矿TFe品位呈上升趋势。当磨矿粒度达到-0.037mm粒级占90%时，无论是精选一次还是精选两次，铁精矿TFe品位仍然难以达到62%；当磨至-0.037mm粒级占85%以上时，两次精选，铁精矿TFe品位大于62%。试验结果也表明，当一段再磨粒度为-0.037mm粒级占70%，精选一次后，可以抛弃12%左右的尾矿。综合考虑品位、回收率及磨矿成本，所以一段再磨粒度选择-0.037mm粒级占70%，精选一次为宜。     4、精选磁感应强度试验     固定一段再磨粒度为-0.037mm粒级占70%，精选一次，进行了磁感应强度试验，试验结果见表8。     由表8结果可知，随着磁感应强度增加，铁精矿TFe品位呈下降趋势、回收率呈上升趋势，综合考虑品位和回收率，精选一段磁感应强度选择70mT为宜。 表8   精选磁感应强度对铁精矿指标的影响磁感应强度/mT产率/%品位/%回收率/%5025.9858.2073.997028.1757.2079.229028.7656.6079.93     5、精选二段再磨粒度试验为确定精选二段再磨粒度，在磁感应强度为50mT条件下进行了精选二段试验，结果见表9。 表9   精选二段再磨粒度对铁精矿指标的影响-0.030mm粒级含量/%产率/%品位/%回收率/%8024.7461.4073.348525.3361.8076.449024.7162.2074.7698.3419.9864.0061.64     由表9可以看出，随着物料磨细，铁精矿TFe品位呈上升趋势。且当磨矿粒度达到-0.030mm粒级占90%时，铁精矿 TFe品位达到 62%。因此要得到品位大于62%的铁精矿产品，再磨粒度-0.030mm粒级含量应在90%以上。     6、磁感应强度试验     固定二段磨矿粒度为-0.030mm粒级占90%，进行了精选二段磁感应强度试验，结果见表10。 表10  精选二段磁感应强度对铁精矿指标的影响磁感应强度/mT产率/%品位/%回收率/%4018.9462.6058.785024.2062.2074.406025.0561.8075.89     由表10可知，随着磁感应强度增加，铁精矿TFe品位呈下降趋势。回收率呈上升趋势。在保证铁精矿TFe品位大于62%的前提下，精选二段磁感应强度选择50mT为宜。     7、综合条件平行试验     粗选磨矿粒度为-0.074mm粒级占60%，磁感应强度100mT，一段再磨粒度为-0.037mm粒级占70%，磁感应强度70mT，二段再磨粒度为-0.030mm粒级占90%，磁感应强度50mT，进行了综合平行试验，结果见表11。     表11结果表明，粗磨弱磁抛尾-两段再磨-两段再选的流程所选用的条件适宜，试验结果稳定。     （二）原矿预先弱磁抛尾-阶段磨矿阶段弱磁选流程     由于矿石中有用铁矿物含量仅为20%～25%，如能在磨矿前预先丢弃部分废石，适当提高入选品位，则可降低矿石处理成本。由于来样质量限制，分别对-2mm和-12mm两粒级的原矿进行了预先弱磁抛尾试验，将抛尾后的磁性产品再进行阶段磨矿磁选。 表 11  综合条件平行流程试验结果试验序号产品名称产率/%TFe品位/%TFe回收率/%l精矿24.4462.8074.73尾矿75.566.8725.27原矿100.0020.54100.002精矿24.1462.4074.44尾矿75.866.8225.56原矿100.0020.23100.003精矿24.6662.8074.90尾矿75.346.8925.10原矿100.0020.68100.00平均精矿24.4162.6874.69尾矿75.596.8625.31原矿100.0020.48100.00     按照图 1所示流程，分别对-2mm和-12mm原矿进行了预先抛尾-阶段磨矿-阶段磁选全流程试验，结果见表12。表12   原矿预先抛尾-阶段磨矿阶段磁选全流程试验结果原矿粒度/mm产品名称产率/%TFe品位/%TFe回收率/%2精矿24.2462.0672.76尾矿75.767.4427.24原矿100.0020.68100.0012精矿23.4162.9572.09尾矿76.597.4527.91原矿100.0020.44100.00     -2mm与-12mm弱磁预先抛尾-阶段磨矿阶段磁选两流程抛尾量分别为45.35%和22.67%，所得铁精矿指标相差不大。本次试验确定原矿抛尾粒度为-12mm。     （三）推荐流程    最终推荐的原则流程为：破碎至-12mm的原矿经磁滑轮预先抛尾，磁性产品阶段磨矿阶段湿式弱磁选数质量流程见图2。经预先抛尾-阶段磨矿-阶段磁选流程，可获得产率为23.41%、TFe品位为62.95%、回收率为72.09%的铁精矿。     三、结语     （一）陕西某贫铁矿石类型为蛇纹岩型铁矿石，磁性铁占75.01%，工业类型属混合矿石。该磁铁矿的粒度变化范围较大，但主要以-0.08mm细粒为主，占57.99%。部分粒度小于 0.01～0.03mm的细粒磁铁矿集合体不仅包裹脉石，而且与脉石贫连。主要脉石矿物蛇纹石本身呈纤维状、片状，在磨矿过程中不易磨碎，因此须采用多段再磨才能使磁铁矿充分解离。部分铬磁铁矿因含有Ti、Cr、Al、Mg、Mn，平均含铁只有53%左右；还有大部分磁铁矿含有Ti，平均含铁65%左右。这是导致铁精矿品位不高的主要原因。     （二）最终推荐流程为：-12mm原矿磁滑轮预先抛尾-阶段磨矿-阶段选别，所得铁精矿产率 23.41%，TFe品位为62.95%，TFe回收率为72.09%，其中MFe回收率为94.26%。

摘要  陕西省锰矿产资源丰厚、种类多、可选性好，具有很高的工业价值，易构成采、选及产品深加工的工业结构。本文树立了开发陕西省锰矿资源的系统规划模型、出资经济模型和出资目标的点评系统，针对现在存在的问题及出产现状提出了相应的对策。   要害词    锰矿资源     系统规划    出资经济    点评系统    模型 1 前语     矿产资源是现代人类赖以生存的重要物质，地球上矿产资源的储藏量是丰厚的、但又是有限的，人类在不断地挖掘运用资源，也在发现新的资源，从久远的战略高度，从国家和民族的久远利益动身，有方案的、合理的挖掘矿产资源，关于一些影响我国国民经济稳定开展的重要资源来说尤为重要。     跟着国民经济的迅速开展，我国85%～95%以上的动力、工业原材料来自矿产资源，但后备矿产资源严重不足，特别是联系到我国国民经济稳定开展的缺少资源如石油、铁矿、锰矿、铜矿、铬铁矿、硫铁矿、钾盐等。据统计，2000～2010年我国国民经济急需的45种矿产中将有1/4不能满意国民经济开展的需求，钾盐、铬铁矿、硫铁矿仅占总需求量的10%～30%，如表1所示。 表1   2000～2010年我国矿产资源供需情况    序号  矿产资源称号2005年供应占需求的份额2010年供应占需求的份额  供需联系产值需求量产值需求量1石油/×108t1.62.2～2.470%1.753～3.554%缩小2铁矿石/×108t2.54.556%2.45～5.546%缩小3锰矿石/×104t38067057%35075047%缩小4铬矿石/×104t2218412%15210～2307%缩小5铜/×104t5515037%62180～21032%缩小6硫铁矿/×104t21502400-260086%24503000-320079%缩小7钾/×104t10888012% 160012%缩小8铝/×104t435300满意 350-400满意 9镍/×104t5.5-64.76满意 6.25满意 10煤/×104t1312-13满意1716-18满意 11锌/×104t140105满意 130～140满意 12钨/×104t4.51.3满意 1.5满意 13锡/×104t5-5.54.4满意 6.8满意 14钼/×104t40.56满意 0.66满意  2 陕西省锰矿资源的散布     据统计，陕西省已探明的锰矿储量在2×107t以上，位居全国锰矿储量的第7位，首要散布在我省南部汉中市（勉县、略阳县、宁强县、镇巴县、乡县等）和安康市（县、旬阳县等），少量散布在关中渭南市。详细资源散布情况如表2所示。[next] 表2  陕西省锰矿产资源散布情况  行政区域矿带称号矿床类型矿石类型保有储量/×104t汉中市（区域）南秦岭锰矿带小型矿床低磷碳酸锰矿10.65汉中市（区域）中秦岭锰矿带中-小型低磷碳酸锰矿868.01汉中市（区域）摩天岭锰矿带中-小型褐锰矿544.41汉中市（区域）大巴山锰矿带中-小型低磷碳酸锰矿489.38汉中市（区域）其它锰矿带中-小型褐锰矿161.40安康市（区域）其它锰矿带中型矿床氧化锰矿149.68渭南市（区域）其它锰矿带小型矿床氧化锰矿15.25合          计   2238.78     注：1988年发布的地勘资料     陕西省锰矿资源的特色：    （1）矿床成因杂乱。陕南锰矿床的成因类型以海相堆积型和堆积蜕变型为主，别离属优地槽、冒地槽和地台型；在成矿年代上别离为蓟县、震旦纪和寒武纪，具有多成因、多年代、多层位的矿床散布特色。    （2）矿床规划小，散布广。矿床以中小型为主，由秦岭和巴山含锰岩系构成四大锰矿带，首要散布在汉中市属的6个县，少量在安康市。矿体多呈层状、似层状、扁豆状，挖掘条件杰出。    （3）矿石种类齐全，档次较低。首要矿石有低磷碳酸锰矿、高磷碳酸锰矿、褐锰矿和氧化锰矿。工业类型以宁强县黎家营的褐锰矿和镇巴县屈家山的低磷碳酸锰矿为代表，矿石的均匀档次在20%左右，属贫矿类型，矿藏粒度和集合体的粒度较大，矿藏的选别性杰出，具有杰出的工业价值，易构成采矿、选矿、及深加工的工业格式，把资源优势转化为工业优势。 3  资源开发系统规划模型     资源系统规划是指搜集、存储和处理有关资源信息，在现有技能条件下，最大极限的合理挖掘矿产资源并取得最大的经济效益。锰矿厂商的投入、产出反映了厂商部分之间直接和直接的悉数技能经济联系，它包含了锰资源彻底耗费和产品彻底耗费，不单纯是由出产过程直接耗费锰资源及因为锰资源等耗费而发生的直接耗费两部分组成，还包含因为厂商出产过程中所运用资源的康复，以及所出产环境污染物的管理带来的直接资源耗费。     假定A为厂商出产过程中锰资源直接与直接耗费目标；pi k为第i个出产部分出产第k种锰产品对锰资源直接耗费目标；g i k为第i个出产部分的第k种锰产品（贫矿石、富矿石）对锰资源直接耗费目标；akj为第j种锰产品（锰精矿）对第k种锰产品（矿石）的直接耗费目标；eik为第i个出产部分对第k种锰资源康复而产出的锰资源直接耗费目标；βkj为第k种锰资源康复过程中对第j种锰资源直接耗费目标；rik为第i个出产部分的第k种固定资产耗费对锰资源直接耗费目标；θkj为第j种锰产品出产过程中第k种固定资产（折旧率）耗费而发生的锰资源直接耗费目标；sik为第i个出产部分的第k种污染物管理而发生的锰资源直接耗费目标；则锰矿产资源的系统规划模型为：     式中：第1部分是矿山厂商出产过程中锰资源直接耗费部分；      第2部分是矿山厂商出产过程中的锰矿石、锰精矿等中间产品对锰资源的直接耗费部分；     第3部分是矿山厂商出产过程中所运用各种资源的康复而发生对锰资源的直接耗费部分；     第4部分是矿山厂商出产过程中污染物管理而发生对锰资源的直接耗费部分；     第5部分是矿山厂商出产固定资产耗费（折旧）所发生对锰资源的直接耗费部分。[next] 4 资源开发出资经济模型     许多有色金属和稀有金属矿床的矿化极不均匀。在挖掘时，有或许挑选性地挖掘较富的区段。可是，假如先采富矿，后采贫矿，则整个矿床核算的选矿收回率将比贫富矿混合选矿时低。从富矿区段中回采贫矿是不合算的，实际上这些贫矿是丢掉了。为了消除选别挖掘（对最富的部分超前挖掘）带来的晦气结果，以及确保投产初期产出较富的矿石，有必要事前方案和规划矿床的挖掘次序，把矿床的挖掘划分为两期或若干期。     在建造新矿山时，储量的探明情况较差，这意味着，比改建现有矿山要多支付基建出资及出产费用。假如矿山的第1期建造是以B级以上储量为主并且是最富的部分，则差错将不超越15～20%。在矿山的第1期出产经营过程中对首要储量详查之后，断定储量时的差错将不超越10～15%。即比一般的差错要削减三分之一，并且，在规划中断定其他技能经济目标时或许发生的差错也将会削减。假如不分期挖掘的年限大于20年，相应的差错不小于±30%；若把此期限分为两个阶段，则差错约为±15%，即削减一半。分期挖掘的最大优点是能够确保规划决议方案更为精确。这是因为当矿床由出产探矿工程和第1期采矿工程详探后，作为第2期规划根底的悉数资料更为可靠了。分期挖掘的初期出资是最小的，而出资的效益将是高的，因为以采出矿石计的年产值尽管较小，可是按终究产品计的厂商出产才能将是相当大的。     中小矿山的第1期工程能够很快建成并投产。在划分为两期挖掘时，因为矿山第1期工程较快投产和挖掘矿床较富的部分，考虑到时刻要素，多获的赢利能够用下式核算：    式中：Ed——分为两期挖掘后多取得的赢利，元；     A1、A2、A0——第1期、第2期和基准方案（不分期）矿山出产才能，t/a；     P1、P2、P0——第1期、第2期和基准方案中采出矿石收回价值，元/t；     C1、C2、C0——第1期、第2期和基准方案的采选费用，元/t；     t1、t2、t0 ——第1期、第2期和基准方案的矿山效劳年限，a；     △t——基准方案与分期建造方案第1期工程在建造期限之间的不同，a；     k——额外折现率。     因为改进基建资金运用情况而取得的效益为：              式中：Q1、Q2——第1期挖掘、第2期间挖掘和不分期挖掘中，矿山的固定资产及流动资金，元。     考虑到时刻要素，按折算费用计的效益为：E=Ed+Eg     明显，分为两期挖掘并在第1期挖掘储量中较富部分而获益甚高，一起也提高了出资决议方案的精确性和可靠性。 5 资源开发出资目标点评系统     新建，改建或扩建矿山工程是一个较杂乱的技能经济系统工程，它具有多要素、多条件、多变量约束的特色，是一系列技能上可行、经济上合理的多目标优化问题。研讨这方面问题要从不同的技能经济特征，提出有科学依据的多挑选方案，以便于多方案纵向、横向比较点评，从中择优。每个技能方案经过技能经济核算，能够得到许多技能的、经济的单项目标，每一个单项目标都具有必定的技能概念和经济概念，别离阐明某一特定含义的技能问题和经济问题。不或许有这样少量几个目标，能够承担起阐明各种技能经济问题的功能，承担起作为衡量出资经济作用好坏的准则，为了从不同的旁边面别离阐明技能方案的特征，经济作用的好坏，就有必要树立资源开发出资的多种经济目标系统，并且赋予各个目标的不同权重，处理出资目标系统中的不断定要素，如表3所示。[next] 表3  矿山资源开发的出资目标点评系统  一级目标权重二级目标权重三级目标权重补白微观经济分析目标                  0.6价值目标      0.5新建、改建矿山的单位产品出资额0.08 新建、改建矿山单位出资添加的产值0.08 新建、改建矿山的单位产品成本0.12 新建、改建矿山的单位产品盈余0.12 新建、改建矿山的劳作出产率0.10 新建、改建矿山的静态出资收益率0.15 新建、改建矿山的动态出资收益率0.20 新建矿山的追加出资比数作用系数0.15 什物目标        0.3新建、改建矿山的出产才能0.10 资源的运用程度（收回率、贫化率等）0.15 建造矿山工程项目的总工程量0.10 建造矿山工程项目的工程质量0.15 建造矿山工程需求的动力燃料等材料0.08 建造矿山工程的工艺技能装备水平0.12 新建、改建矿山的劳作出产率0.10 新建、改建矿山的产品质量0.15 新建矿山的劳作卫生及环境维护0.05 时刻目标    0.2新建、改建矿山的建造时刻0.20 新建、改建矿山的达产时刻0.20 建造总出资收回期（静态、动态）0.25 建造追加出资收回期（静态、动态）0.25 矿山出产设备维护与更新期0.10 微观经济分析目标0.4动态 目标  0.5净产值的净现值0.40 社会收益（纯收入）净现值0.30 社会内部收益率（纯收入内部收益）0.30 静态 目标  0.4静态出资产值率0.50 静态社会收益率（出资利税率）0.50 其他目标    0.1净外汇作用0.05 世界竞争力0.25 社会就业率0.20 劳作分配作用0.25 其它社会作用（文明、生态等）0.25     运用树立的出资经济目标系统，实现在质与量上可比，在时刻上可比；一起着重矿山厂商的微观经济作用和国民经济的微观经济作用，正确地作出判别和出资决议方案。[next] 6 定论    因为矿山建造是一项较杂乱的技能经济系统工程，是多要素、多目标、多目标的杂乱系统，跟着系统杂乱性的添加，描绘系统的不断定性和不精确性也添加，这些不断定性和不精确性既有随机性，又有含糊性，而大多数是具有含糊性。人们在建造矿山厂商出资时，往往需求推理、判别，进行综合性点评，为出资决议方案作出能够或不能够的定论供给科学依据。    但近年来，陕西省锰矿山厂商有增无减，锰矿产量迅速增长。受局部利益的唆使，大矿大开，小矿小开，有水快流。特别是地方政府出台了一些优惠政策，从某些视点扶持、鼓舞了民采滥挖，使我省锰矿产资源呈现失控状况。因而分析现状、提出对策、展现规划，是我省锰矿产资源可持续开展的要害。    （1）从久远的战略高度，从国家和民族的利益动身，有方案的合理断定出产规划，构成探、采、选及深加工的工业格式，树立区域间分工合理的区域矿产资源开发系统，活跃推动产品结构、矿山厂商安排结构、区域结构的调整和优化，科学地运用资源，为子孙后代谋福。    （2） 统一规划，方案挖掘，综合运用，“在维护中开发，在开发中维护”，这是我国矿产资源开发运用的总准则。据1999年统计资料，汉中市锰矿产量已超越20×104t ，工业供应产值达2500多万元，已开始构成采、选联合厂商，为本地经济开展和将资源优势转化为工业优势作出了奉献。但因为我国对矿产资源开发运用的投入严重不足，地质勘探作业资金缺少，保有储量剧减，国营厂商效益低，困难重重，民采现象逐年上升。特别是采矿、选矿工艺落后，产值低、回采率低，常常采富弃贫，使很多资源糟蹋的“小作坊”，有必要坚决撤销，规范采矿次序，对已耗费资源和现有锰资源进行调查分析，作出科学的评价和出资决议方案。    （3）经济社会的开展有必要约束在资源、环境的承载才能之内。单一地寻求经济、社会的开展，疏忽了人口、资源、环境维护相和谐是非常可怕的，特别是每年向大气中排放约4万吨SO2气体，破坏了生态环境，污染问题非常严峻。这就要求咱们加大科技投入力度，注重选用新技能、新工艺，下降锰资源耗费，下降厂商出产成本，下降环境污染目标，开发锰深度产品，以增强商场竞争才能和厂商抗危险才能，力求在最短的时刻内使我省锰厂商的技能水平、管理水平、设备和环境管理水平习惯可持续开展战略。

陕西某钒矿提钒新工艺研讨   李洁  海  马晶   西北有色地质研讨院       摘  要 传统的钠化焙烧提钒工艺本钱较低，可制得纯度达98%以上的五氧化二钒；新工艺则具有无污染的长处，在实验目标附近的情况下，出产本钱不高，有杰出的经济效益，环境效益和社会效益。     关键词 超细磨矿 焙烧 钒       陕西某钒矿系吸附涣散状况存在的钒矿，不宜用机械选矿办法富集。在该区域的同类矿石中，提钒办法大致有两类，一是传统的钠化焙烧提钒工艺，该工艺技能老练、操作简略，建厂出资和出产本钱相对较低，但由于选用工业食盐作钠化剂，焙烧时发作很多的、氯化氢等有毒气体，对周围环境形成了严重破坏；二是酸浸-萃取提钒工艺，该工艺可削减环境污染，但出产本钱和建厂出资过大，致使出产厂商不堪重负。本研讨标明，选用超细磨矿-无增加剂焙烧-助浸提钒工艺，可获得较好的实验目标，且不形成环境污染，在现在超细磨矿技能日趋完善、本钱不断下降的情况下，新工艺为该类矿石的开发利用展示了新的远景。   1  矿石性质       矿石类型为泥岩与炭硅质岩的混合矿石，原矿含V2O51.60%，矿石中首要金属矿藏为褐铁矿、黄铁矿、铁钒锐钛矿、钒铁矿等。首要非金属矿藏为石英、泥质和炭质，一起还有少数碳酸盐矿藏和磷灰石。钒的赋存状况较杂乱，除在钒铁矿、钒铁锐钛矿中散布以外，经电子探针分析标明，矿石中占很大份额的石英和褐铁矿中普遍存在涣散状况的钒。原矿多元素分析成果见表1。   表1  原矿多元素分析成果        成份V2O5TiO2P2O5Na2OK2OFe2O3SiO2Al2O3含量（%）1.600.270.640.121.666.8673.863.22成份MgOCaOCoNiAsSTCMo含量（%）2.421.940.0020.0160.0060.520.440.016   2  提钒工艺   2.1 实验想象       矿石中的贱价钒经焙烧可氧化成V2O5，如其能与矿石自身所含K、Na元素生成可溶性盐，在浸出作业可再参加有利该盐类溶解的助浸剂，则可使矿石中的钒有用转化，后经二段沉钒作业即可得到含V2O598%以上的精钒。   2.2首要因素对焙烧转浸率的影响   2.2.1磨矿细度对焙烧转浸率的影响：       磨矿细度对焙烧转浸率的影响见表2。[next]   表2  磨矿细度对焙烧转浸率的影响实验成果       磨矿细度（%）V2O5转浸率（%）-76μm含量-40μm含量-30μm含量-10μm含量91.8///63.75/87//65.00//88/69.38//93.06075.00     实验成果标明，磨矿细度越细，焙烧转浸率越高。   2.2.2焙烧温度对转浸率的影响      焙烧温度对转浸率的影响成果见表3  表3  焙烧温度对转浸率的影响    焙烧温度（℃）转浸率（%）75013.7580076.8885078.13       实验成果标明，当750℃时，转浸率很低。而温度升至800℃时转浸率急升至76.88%，800℃今后趋于稳定。   2.2.3  焙烧时刻对转浸率的影响       焙烧时刻对转浸率的影响成果见表4   表4  焙烧时刻对转浸率的影响    焙烧时刻（小时）转浸率（%）165.63276.88377.50479.38     实验成果标明，跟着焙烧时刻的增加，转浸率呈上升的趋势，但2小时以上时趋于稳定。   2.3  新工艺与钠化焙烧法转浸率的比较       焙烧、浸出作业新工艺与钠化焙烧法异同点见表5。   表5  钠化法与新工艺异同点    相同点相异点V2O5转浸率(%)焙烧温度800℃ 焙烧时刻 2小时钠化法增加10%NaCl磨细度-76µm90%水浸浸出78.71新工艺磨矿细度-10µm60% 助浸浸出76.88[next]   2.4  其他作业       原矿磨矿焙烧后，加温拌和助浸浸出，浸出液经二段沉钒，归纳闭路实验可获得72.26%的提钒总回收率，精钒档次到达98%以上。   3 成果评论       新工艺与钠化焙烧法比较，实验目标挨近，在焙烧浸出段的首要区别是钠化焙烧加钠化剂氯化钠，新工艺选用超细磨矿，另外在浸出段进行助浸浸出，它的首要长处是无污染。 材料标明焙烧机理为：     焙烧钠化法的机理：     2NaCl+O2+H2O(g)+V2O3=2NaVO3+HCl↑     4NaCl+3O2+2V2O3=4NaVO3+2Cl2↑     其中有氯化氢和放出污染环境。     而新工艺在焙烧时发作的仅是贱价钒的氧化反响。     V2O3 + O2= V2O5     2V2O4 + O2= 2V2O5     故不形成空气污染。     从出产本钱上讲，钠化焙烧所需氯化钠的本钱，能够部分乃至悉数抵销新工艺中超细磨矿的本钱，跟着超细磨矿技能的进一步开展，磨矿本钱还有或许进一步下降。   4 定论      （1）本实验选用超细磨矿—无增加剂焙烧—助浸提钒新工艺可获得钒焙烧转浸率75%以上，归纳闭路实验可获得72.26%的提钒总回收率，精钒档次到达98%以上的实验目标。    （2）新工艺为无污染工艺,出产本钱挨近钠化焙烧,且跟着超细磨技能的不断开展,还有或许进一步下降。   参考文献   1  戴文灿等  《石煤提钒归纳利用新工艺的研讨》 2  邹晓勇等   《含钒石煤无盐焙烧出产五氧化二钒工艺的研讨》

金-银矿石除含金外，每吨矿石还含几十克到几百克的银。在原生金-银矿中，银经常以螺状硫银矿、深红银矿、脆银矿、天然银、硫锑铜银矿等存在;在氧化矿中有银的卤化物(角银矿)、硫酸盐(银铁矾)以及天然。银矿藏常常与粘土质矿藏、氧化铁和氧化锰严密共生。天然银颗粒常被一些金属氧化物和氢氧化物薄膜所掩盖。金矿藏以天然金和银金矿方式存在，金颗粒很细。由于银的矿藏品种多，在矿石中银常呈多种状况呈现，所以处理金-银矿常选用两种和多种办法组成联合流程。关于粗粒金常用混和重选法收回;关于细粒银及银矿藏可用浮选加浮精焙烧化法收回;关于银的碲化、硒化物、银铁矾矿藏常需求先进行氧化或氯化焙烧后对焙砂进行化收回。 日本千岁金银矿归于浅成热液充填含金银矿床。矿石中金属矿藏有天然金、辉银矿、深红银矿、淡红银矿、脆银矿、辉锑银矿、黄铜矿、方铅矿、黄铁矿等。金除天然金外，还存取于黄铁矿包裹体中，金粒为10～50微米，也有100～150微米的。脉石主要为石英、绿泥石、冰长石、方解石等。当矿山处理硫化矿时，选用单一浮选法收回;假如处理档次高的氧化矿时，则选用重选法(溜槽)收回粗粒金，银用浮选法收回，当作用欠安时，可用化法收回部分金银。 生产指标：当选原矿含银45克/吨、含金18.80克/吨;重选精矿含银1641.8克/吨、含金2529.5克/吨;重尾给入浮选矿石含银30.1克/吨、含金13.60克/吨;浮选精矿含银为1409.0克/吨、含金为415.0克/吨;浮选尾矿含银9.3克/吨、含金1.3克/吨;化原矿含银10.6克/吨、含金2.8克/吨;金泥中含银为3.1%，含金1.2%;渣含银7.3克/吨、含金1.6克/吨;归纳精矿产率为2.61%，含银1415.0克/吨、含金676.9克/吨;归纳收回率银为81.93%、金为93.93%。

为了提高独立银矿浮选的回收率，采取了三方面的措施：一是针对银矿物嵌布粒度的粗细特点，尽可能使银矿物充分解离，提高银的回收率；二是选择中性或弱碱性的浮选矿浆碱度和选用碳酸钠作浮选矿浆的调整剂，提高银的浮游性；三是搭配使用黄药与黑药，增强对银的捕收能力。 近年来，在国家一系列优惠政策鼓励下，我国在共、伴生银矿的综合选矿回收方面得到了加强，许多矿山和炼厂重视了银的回收，但是总起来看，选矿技术设备没有重大发展，银的回收率不高，不同矿山尾矿中含银很高（10～30g/t），而未予回收。 银矿石经选（或选冶）后，所得到的产品有银精矿、银泥和各种有色金属的含银精矿。目前对前两者通常采用火法熔离（反射炉、电炉、坩埚、鼓风炉、闪速炉），或者用湿法冶金分离提取，再行电解精炼；后者主要是在冶炼有色金属过程中，半银富集到阳极泥（主要是铜、铅阳极泥）中综合回收。在我国98%的白银是从各类有色金属矿的冶炼阳极泥中回收的。

一、磁—重联合收回工艺       陕南月河横贯健康、汉阴两市县，沿河有五里、健康、恒口、汉阴4座砂金矿山，9条采金船，3个岩上选厂。月河砂金矿经采金船和岸上选厂处理后所得尾矿有21种矿藏，矿藏以强磁性矿藏为主，弱磁性矿藏为辅，搀杂有微量的非磁性矿藏，现在可使用的只要4种：磁铁矿（42%）、赤铁矿（18%）、钛铁矿（18%）、石榴石（17%）其间石榴石以铁铝石榴石为主。以磁铁矿为主的铁精矿作为强磁性矿藏，在砂金尾矿中含量最多，一般为60%，小于1mm粒级中含量达90%以上。       考虑到选厂尾矿中的粉尘已被重选（砂金矿山均选用重选法）介质——水浸洗过，故可选用干式分选工艺选铁精矿，既可简化工艺设备，又可削减脱水、浓缩和过滤作业，削减占地面积和选矿用水。       健康金矿依据选厂导矿特性，经过实践，选用φ600×600（214.97kA/m）永磁单辊干选机和CGR－54型（1592.36kA/m）水磁对辊强磁干选机依次从尾矿中分选磁铁矿、赤铁矿（合称铁精矿）及钛铁矿与石榴石连生体的两段干式磁选工艺，见图1，在流程末还增加了两台XZY2100×1050型摇床，用来分选泥砂废石中的金。使用该工艺，健康金矿每年可从选厂尾矿中取得铁精矿1700t，收回砂金2.18kg，铁精矿以保存价136元/t、黄金以96元/g核算，年共创产量44.12万元。图1  健康金矿分选铁精矿工艺       陕南恒口金矿选用单一的φ600mm×600mm（87.58kA/m）永磁单辊干选机从选厂尾矿中分选铁精矿，精矿产率达31.2%，选得铁精矿的档次为65%～68%，从尾矿中可产铁精矿1100t/a，凭借摇床从中可选砂金1.5309kg，共创产量近30万元。       二、磁选—焙烧—磁选收回工艺       汉阴金矿按照尾矿性质，挑选了场强为135.35kA/m的湿式磁选机从尾矿中分选铁精矿，分选铁精矿后的尾矿再选用焙烧—磁选的工艺分选出钛铁矿和石榴石，生产工艺见图2。据开始预算，可年产钛铁矿360t、石榴石468t和选铁时未选净的磁铁矿216t，从中分选细金屑1.218kg，共创产量可达170万元。图2  汉阴金矿分选钛铁矿及石榴石等工艺

国内外金银矿选矿目标： 夹皮沟金矿选矿厂、岫岩金矿选矿厂、文峪金矿选矿厂、秦岭金矿金洞岔选矿厂、潼关金矿选矿厂、金厂沟梁金矿选矿厂、红花沟金矿选矿厂 表1  国内外金银选矿目标序号选矿厂称号规划t/d矿床类型及矿藏组分工艺流程简介产品称号选别目标原矿档次g/t精矿档次g/t浮选回收率%浸出率%洗刷率%置换率%总回收率%1 夹皮沟金矿选矿厂600 含金多金属石英脉矿床。首要金属矿藏为黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、天然金。脉石矿藏为石英 二段一闭路破碎，一段磨矿，混-浮选联合流程 合质金和金精矿5.090.9738   912岫岩金矿选矿厂200含金石英脉矿床。首要金属矿藏为磁黄铁矿、黄铁矿、方铅矿、天然金。脉石矿藏为石英 一段湿式自磨，一粗、四扫、四精浮选流程 金精矿6.3917293.7   93.73文峪金矿选矿厂500含金多金属石英脉矿床。首要金属矿藏为方铅矿、黄铁矿、黄铜矿、天然金。脉石矿藏为石英 三段一闭路破碎，一段磨矿，铜铅混合浮选，尾矿选硫 含金铅精矿、硫精矿8.855092   924 秦岭金矿金洞岔选矿厂250 含金多金属石英脉矿床。首要金属矿藏为黄铁矿、方铅矿、黄铜矿、天然金。脉石矿藏为石英 三段开路破碎，二段磨矿，混-浮选联合流程；铜铅混合浮选再别离，尾矿选硫 含金铜、铅精矿5.446384.1   84.15 潼关金矿选矿厂300 含金石英脉矿床。首要金属矿藏为黄铁矿、褐铁矿、天然金。脉石矿藏为石英 二段一闭路破碎，一段磨矿，单一浮选流程 金精矿5.6178.85    87.166 金厂沟梁金矿选矿厂150 含金硫化矿石英脉矿床。首要金属矿藏为黄铁矿、银金矿。脉石矿藏为石英 二段一闭路破碎，单一浮选流程 含金硫精矿4.926.592.8   92.87 红花沟金矿选矿厂150 含金石英脉矿床。首要金属矿藏为黄铁矿、银金矿。脉石矿藏为石英 二段开路破碎，一段磨矿，单一浮选流程 金精矿6.0711291.4   91.48 遂昌金矿选矿厂300 含金银石英脉矿床。首要金属矿藏为黄铁矿、金银矿。脉石矿藏为石英 二段一闭路破碎，阶段磨矿，单一浮选流程 金精矿11.2107.194.2   94.29 湘西金矿选矿厂980 含金钨锑石英脉矿床。首要金属矿藏为白钨矿、辉锑矿、天然金。脉石矿藏为石英 二段一闭路破碎，棒、球磨二段磨矿，重选、混、浮选联合流程 含金锑精矿、粗金锭、白钨精矿4.2668.1388.15   88.1510 黄金洞金选矿厂80 含金高砷石英脉矿床。首要金属矿藏为毒砂、黄铁矿、天然金。脉石矿藏为石英 一段开路破碎，一段磨矿，浮选、焙烧联合流程 金精矿3.2786.483.12   83.1211 龙水金矿龙水岭选矿厂100 含金硫化物矿床。首要金属矿藏为黄铁矿、天然金。脉石矿藏为石英 二段一闭路破碎，一段磨矿，浮选、联合流程 金精矿2.663278.9   78.912 东南金矿选矿厂100含金石英脉矿床。首要金属矿藏黄铁矿，天然金。脉石矿藏为石英 一段开路碎矿，二段磨矿、混、浮选、重选联合流程 金精矿、粗金锭2.6958.938   8913 联合沟金矿选矿厂500 含金石英脉矿床。首要金属矿藏为黄铁矿、褐铁矿、天然金。脉石矿藏为石英、长石 三段一闭路破碎，二段磨矿，原矿化-锌粉置换流程 合质金锭4.23  88.1292.1287.7681.1814 金厂峪金矿选矿厂750 含金石英脉矿床。首要金属矿藏为黄铁矿、天然金，脉石矿藏为石英、碳酸盐 三段一闭路破碎，一段磨矿，浮选精矿再磨、化-锌粉置换联合流程 合质金锭。硫精矿4.3133.594.3697.299.9499.8291.515 五龙金矿选矿厂700 含金石英脉矿床。首要金属矿藏为黄铁矿、磁铁矿、天然金。脉石矿藏为石英 三段一闭路破碎，二段磨矿，浮选精矿再磨、化-锌粉置换联合流程 合质金锭、硫精矿3.86105.4289.5994.6599.8198.683.4516 招远金矿小巧选矿厂860 含金石英脉矿床。首要金属矿藏为黄铁矿、黄铜矿、银金矿。脉石矿藏为石英 三段一闭路破碎，二段磨矿，浮选精矿再磨、化-锌粉置换联合流程 金锭、银锭、硫精矿6.6364.3995.1397.6299.7599.9692.617 焦家金矿选矿厂750 蚀变花岗岩型金矿床。首要金属矿藏为黄铁矿、银金矿。脉石矿藏为石英、绢云母 二段一闭路破碎，一段磨矿，浮选精矿再磨，化-锌粉置换联合流程 合质金锭、硫精矿4.49137.7991.4498.4999.6499.5989.3718 新城金矿选矿厂500 蚀变花岗岩型金矿床。首要金属矿藏为黄铁矿、银金矿。脉石矿藏为石英、绢云母 二段一闭路破碎，一段磨矿，浮选精矿再磨、化-锌粉置换联合流程 金锭、银锭、硫精矿4.4392.4295.2798.5299.6499.8793.419 张家口金矿选矿厂450 含金石英脉矿床。首要金属矿藏为褐铁矿、赤铁矿、天然金。脉石矿藏为石英 二段一闭路破碎，一段磨矿，浮选流程 金精矿3.79170.1674.04   74.0420 [加]帕莫尔一号（Pa-mour）3200 含金石英脉矿床。首要金属矿藏为黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂、天然金。脉石矿藏为石英、方解石 三段一闭路阶段磨矿、浮选，精矿再磨、化、锌粉置换联合流程 合质金3.67125.693.0298.9298.92 92.0221 [美]杜瓦尔（Du-val）2720 硅质角砾岩含金硫化物矿床。首要金属矿藏有黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、金银矿 三段一闭路破碎，二段磨矿，重选、化炭浆法联合流程 合质金2.74     92.522 [美]霍姆斯特克（Home-stake）5250 碳酸镁铁岩含金矿床。首要金属矿藏有黄铁矿、毒砂、磁黄铁矿、天然金。脉石矿藏为石英、方解石三段一闭路破碎，二段磨矿，泥砂分别用炭浆法和惯例化法处理金锭和银锭4.8     9523 [美]卡林（Ca-rlin）2500 粉砂岩和含碳石灰页岩金矿。首要金属矿藏有黄铁矿、天然金。脉石矿藏为石英、白云石 三段一闭路破碎，一段磨矿，碳质矿藏加氯氧化，然后与氧化矿合并用惯例化法处理 金锭和银锭6～7.8     8524 [南非]埃兰茨兰德（Eland-srand）6000含金石英砾岩矿床。首要金属矿藏有黄铁矿、斑铜矿、天然金。脉石矿藏为石英 自磨、球磨二段磨矿；重选、化联合流程 合质金5     9525 [美] 自在巷（Free-prot）3000 贫硫浸染状金矿，首要金属矿藏有黄铁矿、辉锑矿、雄黄、辰砂和天然金。脉石矿藏为硅化石灰石、燧石 一段破碎，半自磨和球磨二段磨矿，化炭浆法-锌粉置换流程 合质金7.2     92

一、浮选回收银的主要方法 从多金属矿石中回收伴生银，常把银富集在浮选精矿中，待冶炼中回收银。 对以银为主的矿石常采用重浮联合流程或单一浮选流程把银矿物富集而后银精矿再用化学提取。 二、浮选实例 我国某银矿是低温热液含多金属银矿床、矿石中金属矿物以辉银矿，螺状硫银矿为主，自然银次之。伴生有少量铜、铅、锌、硫等硫化物及氧化物，金属矿物占1.16%，脉石主要为石英，还有少量长石、绢云母等，占全部矿物的98.84%，矿石中铜、铅、锌、硫矿物嵌布粒度较粗，而银矿物嵌布粒度较细，一般在0.074～0.005mm之间，与硫化矿物及脉石的关系都很密切，要获得较好的银浮选指标，必须细磨采用浮选—浮选精矿的联合流程回收银，浮选工艺流程简单，采用带控制分级的一段磨矿流程，控制分级溢流细度为-200目占70%～80%，浮选为一粗一精二扫作业，浮选精矿脱药再磨后送-浸出。 浮选药剂：黄药50～70g/t;黑药60～80g/t;2号油10～20g/t

含银矿石类型及其选矿办法 含银矿石首要分为银金类矿石和铅锌铜伴生银矿石两大类，其产银童占总产量的99%以上. 银金类矿石的选矿办法首要用浮选或帆化法。决议选用浮选或氛化的首要因家是银矿藏的组成，当银矿藏以辉银矿和天然银为主时，浮选和化均可，但当矿石中含有多徽深红银矿、淡红银矿、硒银矿等难佩化矿藏时，就只能用浮选。浮选与氛化的收回率是有不同的，一般袄化法收回率高。 铅锌铜伴生银矿石的收回，因为其矿藏组成杂乱，共生联系、嵌布特性以及氧化程度各不相同，选别作用亦有很大差异。但就选矿而言.浮选是遍及选用的办法。总的说来，铅锌铜伴生银矿石的选矿收回率要比银金类矿石低，一般在50%-70%之间。

(1)捕收剂 强化含银矿藏浮选收回的捕收剂有丁基黄药、丁铵黑药、丁基黄原酸酯、乙硫氮、黑药、Z-200、乳代多异丙焦油、甲基羧基化合物、变压器油、巯基二硫代磷酸盐、25号黑药、胺醇黑药、甲基硫氮酯、磷胺四号、、巯基并噻唑、辛胺黑药、异戊铵黑药、异丙基黄药、戊基黄原酸钠、硫基盐、AC-404、AD-242、0rfomC0800等。浮选时往往是以上药剂中的两种按必定的份额组合。 因为丁铵黑药对银、铅、金等矿藏有较好的挑选性，特别与丁黄药混用比其他捕收剂(例如25号黑药、乙硫氮等)要好，所以研讨丁黄药、丁铵黑药混合的作业较多。 高洪山依据银黝铜矿(首要含银矿藏)浮游速度慢，与丁铵黑药作用时刻较长，独自运用丁铵黑药(30克/吨)作捕收剂银收回率低(仅为77.18%)等特色，选用混合运用丁黄药(10克/吨)+丁铵黑药(20克/吨)时，将丁铵黑药悉数参加磨矿作业中，能够使银的收回率大起伏进步，到达91.62%，粗 选精矿中银档次到达529克/吨。而将这两种捕收剂一起参加浮选作业，银的收回率仅为86.62%。 戈阳铜矿选厂在pH值为8左右时，也选用丁铵黑药和丁基黄原酸酯为捕收剂，丁铵黑药参加球磨机中，也可强化含银矿藏与浮选药剂的作用，进步银的收回率。 选用丁铵黑药和胺黑药为主、辅以z-200和多异丙焦油混用，能够使铜铅到达杰出的捕收作用，孟思银铅矿铅、银收回率别离到达94%和94.88%(Pb+Zn精矿)，展子沟铜、铅、锌、银收回率别离到达89%、62%、74%、94%。不过丁铵黑药的不足之处是作用时刻较长。 甲基羧基化合物是银的有用捕收剂，并在黄药浮选硫化矿时广泛用作非极性补加剂，用变压器油替代部分丁黄药，能够改进金银浮选速度和精矿质量。 日本丰羽选厂在铅粗选和精选时别离用巯基并噻唑和巯基二硫代磷酸盐替代黄药，方铅矿和黄铁矿浮选挑选性大起伏进步，下降NaCN用量，能够进步银收回率。 东波柴山选厂是一含银60～70克/吨的铅锌选厂，1980年前用NaCN(80～100克/吨)作按捺剂，银在铅精矿中档次为1000克/吨，收回率为38.6%。当用乙硫氮替代丁黄药今后，完成了高pH值(10～12)条件下选铅，NaCN用量也下降至30～40克/吨，银收回率达51.47%。 潮安厚婆坳铅矿选用胺醇黄药在高碱介质中进行铅、锌、硫浮选，得到合格银铅精矿，银铅收回率别离进步15%、12%。 (2)按捺剂在含银多金属矿的浮选过程中，常见的按捺剂有石灰、钠、、硫酸锌、碳酸钠、、硫代硫酸钠、二氧化硫、水玻璃、栲胶、焦钾、、重铬酸盐、偏二、二甲基二硫代基酯等。 为了便于含贵金属银金的多金属矿石的浮选别离，东乃良、朱观岳以为，需求研讨不阻挠银金矿藏和黄铜矿、方铅矿等的可浮性。不按捺闪锌矿、黄铁矿和有害杂质矿藏的按捺剂。优先浮选的非按捺剂选用石灰、钠、、硫酸锌、碳酸钠、钠、硫代硫酸钠等较好，混合浮选时选用碳酸钠有利于银金硫化矿藏的浮选。能够有用地分选方铅矿、黄铜矿、闪锌矿和黄铁矿等，可是也按捺辉银矿，用量大时会溶解银金和次生铜矿藏，重要的是它对环境构成严重的损害，所以厂商应该尽量不选用，在不得已的情况下选用微工艺。石灰对锌、硫矿藏按捺较好，可是量大和pH值大于12时也按捺银矿藏，银收回率或许下降3%～5%。二氧化硫是闪锌矿的有用按捺剂，有利于方铅矿、银矿藏和黄铁矿的分选，可是过量会按捺银矿藏和方铅矿，其适合的pH值在6.3～6.5之间。 曾对大井银铜矿选用硫酸锌和硫代硫酸钠的混合运用，发现对砷、锌和黄铁矿等有显着的按捺作用，而对银铜矿藏的收回没有影响，银铜收回目标好。 在精选别离例如抑铜浮铅时，硫酸锌和的混合运用对次生铜矿藏的按捺作用较好;抑铅浮铜时，用重铬酸盐作按捺剂时，假如存在次生铜，则对方铅矿按捺作用较差。能够操控矿泥上浮，对银金不溶解并且几乎不发生按捺作用，对铜矿藏有活化作用，其按捺矿藏的次序是：黄铁矿-闪锌矿-方铅矿-黄铜矿。亚和钠在精选别离时调整简单，运用方便，但本钱较高。石灰和化铵对含砷矿藏按捺作用较为显着，对银、铜矿藏按捺甚微，有利于进步伴生银的收回率。 水口山铅锌矿曾选用焦钠、硫酸锌、和石灰等作黄铁矿、锌矿藏按捺剂，以替代有工艺，乙硫氮在高pH值条件下作为选铅捕收剂，银、金收回率由有工艺的74.51%和31.06%进步到75.36%和35.14%。 宝山铜矿铅锌体系在用量为150～200克/吨、用量为150～200克/吨条件下，原矿银档次为195克/吨，银在铅精矿中的收回率为66.35%，通过磨矿细度调整以及将和用量别离减至60～100克/吨和60～70克/吨，在原矿银档次下降17%的情况下，铅精矿中银收回率达70.1%，一起锌精矿中银档次由100克/吨进步至164克/吨，银收回率由8.24%进步至13.1%。 关于水玻璃，有研讨以为，其对细粒铅矿藏按捺作用差，使抑铅浮铜工艺铜精矿中含铅达15%，银在铅别离作业中的收回率仅为57.5%。为改进抑铅作用，增加银在铅中的会集产出，撤销水玻璃按捺工艺，改为脱药一重铬酸盐抑铅浮铜，银在铅中的收回率进步到79.55%，进步起伏为22.05%。 德兴铜矿的辉铜矿对石灰比较灵敏，混合浮选的铜硫别离是在游离氧化钙浓度为800毫克/升以上的强碱性介质中进行，此刻辉铜矿遭到激烈按捺，增加钠能够缓解石灰对铜、钼、银、金等的按捺，改进铜硫别离的作用。 八家子铅锌矿银矿藏适于在碳酸钠调整的弱碱性矿浆中浮选，增加碳酸钠用量能够进步银的收回率。当碳酸钠用量为3千克/吨，pH值为8.5(矿浆天然pH值为6.5)以及磨矿细度为-200目占91.6%时，银的收回目标最佳。当精选增加栲胶(100克/吨)时，能够进步银的档次，栲胶对脉石和部分黄铁矿按捺作用较好，银精矿档次达1193克/吨，收回率达63.74%。 运用二甲基二硫代基酯不只能够按捺闪锌矿和硫化铁矿，并且能够活化方铅矿和银矿藏，取得了十分显着的作用。 1、简易探究选矿实验——实用于购买矿权之前，满意出资分析，下降出资危险开始价值判定。 2、矿石的可行性实验——实用于地质详查分析，满意点评，断定合理流程合理工艺目标。 3、体系工艺流程实验——实用于选厂建造之前，满意规划定案，找出规则断定最佳工艺目标。 4、技能攻关研讨实验——实用于矿难技能未解，满意提高效益，产品不合格收回低本钱高时。 5、工艺流程验证实验——实用于矿石性质比照，满意药厂挑选，矿山有不同矿石断定适应性。 6、工艺流程考察实验——实用于现已出产选厂，满意现厂查因，进行选厂体检分析选厂问题。 1、断定矿石类型----需做光谱分析及稀贵元素化验。 2、查明矿石详细性质--需做多元素分析，断定有价及有害元素含量。 3、搞清矿石中各矿藏间联系，含量及成分--需做岩矿判定对选矿有严重指导意义。 4、断定元素在矿石中的详细存在方式及散布--需做物相分析，对选矿有指导意义。 5、精矿、尾矿化验---需做有价元素及有害元素。  6、原矿及精矿水份、矿石比重断定---选矿实践计量运用。