硅钼棒电热元件是一种以二硅化钼为基础制成的耐高温、抗氧化、低老化的电阻发热元件。在高温氧化性气氛下使用时，表面生成一层光亮致密的石英（SiO2）玻璃膜，能够保护硅钼棒内层不再氧化，因此硅钼棒元件具有独特的高温抗氧化性。硅钼棒，分子式：MoSi2 【理化性能】 密度：5.5～5.6g/cm3 抗弯强度：15MPa(20℃) 维氏硬度(HV)：570kg/mm2 气孔率：7.4% 吸水率：1.2% 热伸长率：4% 辐射系数：0.7～0.8(800～2000℃)根据加热设备装置的结构、工作气氛和温度，对电热元件的表面负荷进行正确地选择，是硅钼棒电热元件的使用寿命的关键。硅钼棒电热元件产品广泛应用于冶金、炼钢、玻璃、陶瓷、耐火材料、晶体、电子元器件、半导体材料的研究、生产制造等领域，特别是对于高性能精密陶瓷、高等级人工晶体、精密结构 金属 陶瓷、玻璃纤维、光导纤维及高级合金钢的生产。硅钼棒中的硅是一种化学元素，它的化学符号是Si，旧称矽。原子序数14，相对原子质量28.09，有无定形硅和晶体硅两种同素异形体，属于元素周期表上IVA族的类 金属 元素。硅也是极为常见的一种元素，然而它极少以单质的形式在自然界出现，而是以复杂的硅酸盐或二氧化硅的形式，广泛存在于岩石、砂砾、尘土之中。硅在宇宙中的储量排在第八位。在地壳中，它是第二丰富的元素，构成地壳总质量的25.7%，仅次于第一位的氧（49.4%）。硅钼棒中的硅名称的由来，来自拉丁文的silex,silicis，意思为燧石（火石）。 民国初期，学者原将此元素译为“硅”而令其读为“xi（圭旁确可读xi音，如畦字）”（又，“硅”字本为“砉”字之异体，读huo）。然而在当时的时空下，由于拼音方案尚未推广普及，一般大众多误读为gui。由于化学元素译词除中国原有命名者，多用音译，化学学会注意到此问题，于是又创 “矽”字避免误读。台湾沿用“矽”字至今。 1787年，拉瓦锡首次发现硅存在于岩石中。然而在1800年，戴维将其错认为一种化合物。1811年，盖-吕萨克和Thénard可能已经通过将单质钾和四氟化硅混合加热的方法制备了不纯的无定形硅。1823年，硅首次作为一种元素被贝采利乌斯发现，并于一年后提炼出了无定形硅，其方法与盖-吕萨克使用的方法大致相同。他随后还用反复清洗的方法将单质硅提纯。硅钼棒在氧化气氛下、最高使用温度为1800℃，硅钼棒电热元件的电阻随着温度升高而迅速增加，当温度不变时电阻值稳定。在正常情况下元件电阻不随使用时间的长短而发生变化，因此，新旧硅钼棒电热元件可以混合使用。

续上表标准号牌号化学成分（质量）/%Mg杂质不大于≥FeSiNiCuAlPbMnSnTiZnCl其他成分杂质总和国际标准化组织Mg-99.9899.980.0020.0030.00050.00050.0040.050.0020.005　0.005Fe+Ni+Cu0.01　ISO/DIN8287Mg-99.9599.950.0030.010.0020.0050.0050.0050.010.0050.010.0050.05　Mg-99.8099.80.050.050.0050.020.02　0.1　　　　日本一级99.90.010.010.0010.0050.01　　0.01　0.05　　　JISH2150二级99.80.050.050.0010.020.050.10.05中国GB/T3499-1995Mg-99.9699.960.0040.0040.00020.0020.006　0.003　　　0.003　0.04Mg-99.9599.950.0040.0050.00070.0030.0060.010.0140.0030.05Mg-99.9099.90.0410.010.0010.0040.020.03　0.0050.1Mg-99.8099.80.050.030.0020.020.050.06　0.0050.2

3.萃取设备    高效率的萃取器对实现良好的萃取工艺具有重要意义，它不仅关系到萃取过程能否实现，而且极大地影响着萃取工厂的经济效益。目前主要萃取器有三种：箱式（又称混合一澄清器）、萃取塔和离心萃取器。    (1)萃取塔分无搅拌萃取塔和机械搅拌萃取塔两类。前者有喷雾塔、填料塔和孔板（筛板）塔三种，见示意图2。    后者又根据机械运动的形式可分为旋转搅拌塔和往复（或震动）板塔，在众多的旋转搅拌塔中，最为突出的有希贝尔（Scheibel）塔转盘塔和奥尔德舒一拉什顿（Oldshue-Rushton）多级混合塔。    萃取塔主要应用在石油化工、制药、废水处理以及铀的提取，在冶金上，特别是有色冶金上应用比较少，具体内容从略。其典型形式见图3。[next]     往复板萃取塔第一个被利用的是脉冲式接触，经改进后目则获得工业应用的是多孔型结构，具有大径孔、大孔隙度（约58%）和板型是小孔径、孔的有效面积少的待点。则者被应用在北美，后者则应用在东欧和前苏联。除此之外还有脉冲塔。    多孔型往复板塔示意图见图4。

（三）电阻一电弧熔炼    电阻一电弧熔炼是使用电极与炉料之间发生的电弧和电流通过炉料发生的电阻热来熔炼金属的冶金进程，是有色金属冶炼中使用广泛的一种电热冶金办法。其炉子的主体结构与电弧熔炼炉相似。熔炼时电极都刺进炉猜中。熔炼中的热量除来自电极和炉料之间的电弧外，电流通过炉料所发生的电阻热也占相当大的比例。在加热办法这一点上，与电弧熔炼有很大差异，矿石或烧结矿是电阻一电弧熔炼的首要原料，因而又称为矿热熔炼。成套的电阻一电弧炉首要由炉体、电极设备和电源设备三部分组成（见图4）。有石墨电极（或碳素电极）和自焙电极两种。自焙电极是一种用无烟煤、焦炭和沥青拌和成的电料在电炉作业进程中自行烧结而成的。大多数电阻一电弧熔炼都选用自焙电极。电阻一电弧炉熔炼首要用于出产铁合金、、铜锍、镍锍、等冶金及化工产品。    （四）感应熔炼    感应熔炼是使用电磁感应和电热转化所发生的热量来熔炼金属的冶金进程。感应熔炼在感应炉内进行。感应炉相似一台变压器，其感应器为一次绕组，金属炉料自身或铁芯为二次绕组和负载，感应器和炉料之间为耐火坩埚熔池，见图5。当感应器接通电源时，在其中间便构成交变磁场，使处在磁场中的金属炉料内部发生感应电动势和感应电流，进而依靠金属炉料的电阻，将电能转化成为热能，用于加热和熔炼金属。感应熔炼按其电源频率分为高频（10-300 kHz）、中频（0.15-10 kHz）和工频（50Hz或60Hz）三种：按炉子的结构特色或电磁原理，分为有芯（闭槽式）和无芯（坩埚式）两类。有芯感应电炉因为感应器内有铁芯而能削减漏磁，有利于进步功率要素和电热功率，但熔炼温度较低，首要适用于铸铁、有色金属及其合金的熔炼。无芯感应电炉感应器内没有铁芯，漏磁较严峻，电热功率低，但熔炼温度较高，首要用于熔炼钢和合金。与其他电热冶金办法比较，感应熔炼的特色有：没有碳质电极和电弧下的高温区，冶炼进程中不会使熔炼金属增碳和吸收解离的气体分子，因而能熔炼出含气体极低的无碳或超低碳的特种合金和钢；交变磁场对坩埚中的金属具有拌和作用，能加快冶金反响完全完结；功率调理简洁，炉温易于控制，简单完成真空或特殊气氛下的冶炼进程。[next]    （五）电子束熔炼    电子束熔炼是使用电能发生的高速电子动能作为热源来熔炼金属的冶金进程，又称电子炮击熔炼。该法具有熔炼温度高、炉子功率和加热速度高、提纯作用好的长处，但也存在金属收率低、比电耗大等缺陷。首要使用于出产高熔点和活性金属和耐热合金钢。电子束熔炼炉首要由真空室、电子和用电源构成。电子束发射体系为其中心部分，电子结构方式繁复，常用的是近阴极的环状和远距离的磁聚集两种。环状是用环状金属钨丝作电子的阴极，与环状聚束极共处在负高电位，被熔炼的金属棒（或熔池）为阳极，处于零电位。阴极、聚束极和阳极构成加快电场，钨丝上的热电子被加快和聚集（电场聚集），构成高速电子流直接炮击金属棒或熔池，使金属熔化；磁聚集电子是用球面热金属钽、钨或其他合金作阴极，与灯罩形的聚束极共处于负高电位，带孔阳极（又称加快阳极）处于零电位，三个电极构成加快电场。阴极上的热电子被加快和聚集（电场聚集），穿过阴极中心孔构成高速运动的电子束，再用一个或多个磁透镜的磁场聚集和一个磁偏转场，使电子束引向金属棒和熔池，使金属熔化。电子束熔炼示意图见图6。电子束熔炼温度可达3000℃以上，炉内真空度达0.133-0.0133 Pa，极有利于真空下碳氧充沛反响，能得到杰出的脱氧作用。在熔炼进程中蒸气压比意图物金属高的杂质都能以金属蒸气方式逸出，一般通过两次熔炼可取得高纯度的金属材料。 [next]     （六）等离子熔炼    等离子熔炼是使用电能发生的等离子弧作为热源来熔炼金属的冶金进程。该法具有熔炼温度高、物料反响速度快的特色，常用于熔炼、精粹和重熔高熔点金属和合金。一般把正电荷和负电荷浓度持平的电离气体称为等离子体。电离气体的离子数与总质点数之比值称为电离度。电离度随电离温度升高和压力下降而增大，电离度为1，温度最高（106K）的等离子体称为高温等离子体。温度约为103-104K级规模，部分电离的等离子体称为低温等离子体。冶金上用得都是低温等离子体。冶金使用的直流等离子弧的弧心温度可达24000-26000℃。发生等离子体的设备，一般叫做等离子，有电弧等离子和高频感应等离子两类，等离子体一般由高熔点金属钨、钽作非自耗阴极，由喷嘴或加热物料作阳极构成。把作业气体通入等离子中，中有发生电弧或高频（5-20MHz)电场的设备，作业气体受作用后电离，生成由电子、正离子以及气体原子和分子的混合物组成的等离子体。等离子体从等离子喷口喷出后，构成高速、高温的等离子弧焰（其温度高于一般的弧焰）。等离子能够用惰性气体（氩）、复原性气体（氢）及两者的混合物或其他气体作介质，然后到达不同的冶金意图。例如，用惰性气体的等离子体，能够熔炼高熔点金属、生动金属，并对金属或合金进行提纯。用氢或含体作介质，能够从氧化物取得金属（铁、铝、银、钽、锆、钨等），如将氧化钨投入氢等离子弧（约2000-5000℃），即可制得特细(0.02-0.1μm)的非自燃钨粉，回收率达98%。用氩气和氧气作为作业气体和反响气体氧化TiCl4，在1500℃下反响时间仅10-2-10-3 s，所得TiO2晶粒粒度＜1μm，适用于作特殊颜料。等离子体用作镍和镍钻合金进行蒸腾精粹，可脱除铅、锌、锡。高熔点金属钛、铌、铬等的重熔和提纯则选用真空等离子炉。

表7    苏联高档钨精矿质量标准 表8    国外优质钨精矿质量参考资料国家和区域区域或 公司产品名称WO3% 不小于杂质，不大于%SnAsPSSiMoCaFeMnCuPbBiZnSbTiAl澳大利亚金岛白 钨公司(King island scheelite Co)白钨精矿71~ 730.010.010.010.010.91.8140.80.030.020.010.030.010.010.050.02采矿控股有限公 司(R。B。Mining Co)黑钨精矿(一级）700.040.070.040.350.940.021.07  0.01 0.02    白钨精矿(一级）70~ 720.020.080.040.4 0.01   0.010.030.2 0.05  玻利维亚Kami黑钨精矿70.10.170.080.180.02 0.120.219.020.880.710.050.110.090.04  世界矿 业公司(Interationl Mining Co)黑钨精矿(典型）69.620.930.06微0.37 微0.1418.371.000.02微 0.01   加拿大加拿大钨采矿公司(Canada Tunfsten Mining Co)白钨精矿(确保）70 0.050.030.5 0.025     0.07    白钨精矿(典型）77.09 0.050.020.32 0.011     0.04    南朝鲜朝鲜钨矿采矿公司(Korea Tungsten Mining Co)白钨精矿(确保）700.010.010.030.051.791.7017.191.200.080.010.010.020.020.01  葡萄牙帕什凯拉(Panasquiera)黑钨精矿(典型)730.020.060.020.3SiO2 2.5   MnO 2.5       瑞典Abstatogravor白钨精矿(低钼)68~ 760.050.050.01~ 0.150.05~ 0.150.09~ 0.470.02~ 0.0714.29~ 15.720.16~ 0.54微0.02~ 0.1微0.05微微  白钨精矿（高钼）62~ 720.050.050.01~ 0.150.1~ 0.50.09~ 0.470.7~ 2.015.72~ 17.150.16~ 0.54微0.02~ 0.1微0.05微微  美国克莱马克斯钼公司（Climax Molybdemuw Co）黑钨精矿（典型）700.250.010.010.01 0.05CaO 0.18.011.00.010.01     [next]     六、首要选矿办法及副产品的收回    大大都钨矿床都是低档次矿。我国钨矿的原矿档次50时代约在0.5%WO3，单个达0.7%WO3，70时代后下降至0.25~0.33%WO3。国外钨矿原矿档次单个达1%WO3，如加拿大的坎通(Cantung)钨矿。不同类型的矿石选用不同的选矿办法和工艺流程进行选别，现就黑钨矿和白钨矿的首要选矿办法分述如下：    1. 黑钨矿的选矿    （1） 预先富集    大都黑钨矿采矿贫化率高，常在80%以上,在重选前尽量将粗而贫的废石预先丢掉极为重要。我国黑钨矿选矿厂,依据含矿脉石与围岩之间界限清楚，色彩清楚，简单区分的特色，将矿石洗矿分级,选用人工手选能丢掉很多废石。特别是对粗粒级矿石实施窄级距反手选，可进步拣选功率，手选废石率一般可达50%，高的可达70%，低的约35%。选出的废石档次在0.015~0.04%WO3比重选的尾矿档次低，其作业收回率达96.5～99%。    重介质选矿70时代曾在湘东、洋塘和红岭三个钨选矿厂投入出产,用黄铁矿作加剧剂,别离在旋流器和涡流分选器中分选，均获得较好的技能经济目标。如湘东钨矿选用手选与重介质选矿相结合，废石选出率由本来单一手选的43%进步到57%，选矿出产本钱下降5~11%。洋塘选矿厂废石选出率由本来的40%进步到53%,选矿本钱下降8.1%。红岭选矿厂用涡流分选器废石选出率50~59%,选矿本钱下降2.3%。后因矿山资源干涸或伴生金属遭到丢失等原故,致使几家钨矿的重介质选矿又暂停运用。    光电拣选是依据含矿脉石和围岩之间的色彩不同进行分选的，由赣州有色冶金研讨所、大吉山钨矿和瑶岗仙钨矿等先后研发了几种类型的光电拣选机，在一些矿山处理20~40毫米的矿石，可替代部分人工手选。    国外一些黑钨矿选厂对预先富集也很注重，如葡萄牙的帕拉什凯拉（Panasqueira）钨矿,80%的原矿经过重介质预先富集，运用的设备是单500毫米的重介质旋流器，用硅铁作介质，分选密度为2.72~2.75克/厘米3，分选矿石的粒级为0.5~2.5毫米，丢掉的轻产品占给矿的95%,相当于原矿产率的76%,废石档次为0.025%。英国的赫麦顿(Hemetaon)钨选厂选用新式的狄纳涡流分选器（Dyna Whirpoll Process）试选，处理矿石的粒度0.5~9毫米,用硅铁和磁铁矿作介质，可选出80~90%的废石。澳大利亚卡宾山（Mt.Carbine）钨矿,是运用光电拣选机获得最有成效的典型实例，该矿选用三台M—16型拣选机，把破碎后的矿石分红16~40、40~80和80~160毫米三级,别离用光电拣选机拣选，使暗灰色的围岩与含黑钨和白钨的石英分隔，拣选后的矿石档次由0.09%WO3富集到0.9%WO3,收回率90%，废石丢掉率约91%，三台拣选机每小时处理矿石量为300吨。    （2）重力选矿    黑钨矿以重力选矿法为主。在黑钨矿石中常见的矿藏按其密度(克/厘米3)能够排戍如下系列：黑钨矿7.1~7.5、锡石7、毒砂6、白钨矿5.4~6.1黄铁矿5、辉钼矿4.8、磁黄铁矿4.6、重晶石4,5、黄铜矿4.2、闪锌矿4、菱铁矿3.9、柘榴石3.9~4.2、萤石3.1、云母2.8~3.1、长石2.54~2.8、方解石2.5~2.8。黑钨矿密度大,选用重选能使其与密度小于3.5~4的许多矿藏到达有用别离。特别在石英脉黑钨矿床中(我国钨矿多属此类)，黑钨矿结晶粒大，更宜在粗粒情况下用重选及早收回。    在重选作业中跳汰机和摇床是通用的设备，在选别粗、中粒嵌布的黑钨矿时，跳汰机尤起首要的作用，当选前常将矿石筛分红三级（10~4.5、4.5~2、2~0毫米），分级进跳汰。为削减黑钨矿的泥比，在磨矿循环刺进跳汰机，使已单体解离的钨矿藏及早得到收回。跳汰机选收的钨精矿，一般均占全厂总收回率的45%以上。    摇床适于选别中、细粒级（2~0.03毫米）的矿石，其长处是富集比很高，为了获得好的分选作用，当选前对物料进行严厉分级是必要的。选矿厂常选用四至六室水力分级机分级。    螺旋选矿机是一种处理才能大而费用低的设备，广泛用来选别0.074毫米或略粗一点的物料，特别适于选别贫的物料，如美国的克菜马克斯（Climax）钼矿就很多地用螺旋选矿机，从浮选钼的尾矿中选收含低档次(0.03%WO3）的黑钨矿，在柿竹园和行洛坑的选钨流程中也被推广应用。    （3）细泥处理    钨矿藏性脆，简单发生泥化,据统计国内黑钨矿选矿厂原、次生细泥(-0.074毫米)的产率约占原矿量的10%,WO3的含有率高于14%，矿泥的档次一般比原矿档次高，属难选物料。[next]    矿泥首要来自预选前的洗矿水,重选进程的脱水和分级机的溢流。当选前有必要将上述各作业的溢流水聚集一同进行浓缩,然后独自处理。常用的重选设备有刻槽摇床、绷簧摇床、离心选矿机和皮带溜槽等。其间离心选矿机处理才能大,收回率高,处理粒度下限可达10微米,是一种高效的粗选设备。国外选别矿泥的重选设备是巴特莱斯8 莫兹利(Bartles—Mozley)分选机和巴特莱斯（Bartles）横流皮带，前者用作粗选，后者用作精选，有用分选粒度为100~5微米,两者组合尽用作为选别细泥的配套设备。    黑钨细泥浮选，国内已进行过许多研讨,肿酸、苄基胂酸，美狄蓝(Medialen)、乙烯、烷基羟肟酸、8— 羟基喹咻等是黑钨浮选的有用捕收剂；、硫酸亚铁可作黑钨矿的活化剂。在分选工艺上经实验引荐分支串流浮选、分速精选，浓浆充气拌和等新工艺，能节约浮选用药和进步浮选作用。    除惯例浮选外，载体浮选以及借助于黑钨细泥疏水性聚会和造球聚会法，然后别离经过沉积和筛分,使其与涣散的石英别离的研讨，获得了很好的作用，将为黑钨细泥的选矿供给新的途径。    在磁选方面，近些年来新研发的湿式强磁选机，用来选别黑钨细泥作用明显。因而在黑钨细泥出产的工艺上,呈现了离心选矿机—浮选；湿式强磁选—浮选等彼此组合的选矿流程，使黑钨细泥的收回率大有进步，在精矿档次相一起,收回率由45~59%进步到60~73%。    （4）精矿再富集及副产品的归纳收回    在重选进程中除黑钨矿外，一些密度较高的矿藏，如锡石、白钨矿和大大都的硫化矿，都随同黑钨矿一道进入粗精矿。故有必要精选以进步钨精矿的档次，一起归纳收回各种副产。    为了获得产品钨精矿，一般用木台浮和浮选从重选粗精矿中分出硫化矿。木台浮能在粗粒（2~3毫米）下把硫化矿浮出，脱硫率高达98%，并在进程中又再次除掉部分混入的脉石，使钨精矿档次大为进步，是一种高效的精选设备,在钨精选作业中，70%的粗精矿是经过木台浮精选的。对某些含锡低的粗精矿，仅用台浮精选便可获得合格钨精矿。木台浮除用作脱硫外，还用来分选白钨与锡石。    磁选可使黑钨矿与锡石、白钨矿别离，电选首要用于白钨矿与锡石的分选。对含磷钇矿的钨精矿，也可用电选从中分选磷钇矿，既下降黑钨精矿中的含磷量，又增加了稀土副产品的归纳收回。    此外，对某些矿藏组成杂乱，为使产品到达规范要求，除运用上述精选办法外，有时还辅以焙烧和化学选矿，以利提纯除杂，如用焙烧除硫、砷，氯化焙烧除锡；酸浸降磷、钙等。    从精选进程中分出的硫化矿,是归纳收回的首要目标,经磨矿、浮选能够获得铋、钼、铜、锌和硫铁矿等多种副产品,从磁选、电选的尾矿中归纳收回了锡石、白钨和稀土等副产品,在手选作业中可拣出绿基石、水晶、锂云母和铋、钼、铜等硫化矿的富块矿。至于从重选尾矿中进行归纳收回的,现在仅有漂塘钨矿大龙山钨选厂将重选尾矿磨矿浮钼。该厂原矿档次为0.3~0.45%WO3、0.06~0.09%MO左右,经重选后进入钨粗精矿中的钼约45%进入细泥中的钼约12%,档次为0.18~0.25%MO；其他40%进入重选尾矿,档次为0.16~0.08%MO左右。后者经磨矿后与细泥别离进行浮选收钼，获得钼精矿档次48%MO，作业收回率79%，约占原矿钼收回率的40%，归纳全厂钼的总收回率约77%。    综上所述，我国黑钨矿选矿的准则流程是，原矿粗碎后分级预先富集，扔掉很多粗块废石；合格矿破碎筛分，经三级跳汰，加强粗粒早收；跳汰尾矿磨矿分级,实施多级摇床分选,丢掉尾矿,中矿再磨再选：细泥会集浓缩,独自处理；重选粗精旷选用多种办法联合精选，既进步钨精矿档次，又归纳收回副产。下图为我国黑钨选矿准则出产流程  上图     我国黑钨矿选矿厂准则出产流程[next]     2. 白钨矿的选矿    白钨矿的选矿依据矿石浸染特性，可选用重选与浮选相结合，或单一浮选法,单个白钨矿选矿厂也进行预先富集,如涣大利亚的金岛（King island）白钨矿选厂，运用紫外线荧光拣选机从原矿中选出50%的废石，其档次低于选矿厂排出的尾矿，白钨矿的收回率达90~96%，设备的拣选才能为35~40吨/台，时。    白钨矿床常伴有多种硫化矿，其间辉钼矿尤为常见，在选矿进程中一般先浮硫化矿，后浮白钨矿。白钨矿的浮选是在碱性介质中进行，用碳酸钠、调整矿浆pH到9~10.5，常用的按捺剂有水玻璃（模数为2.2~3），白雀树皮汁、丹宁及各种磷酸盐。捕收剂常用的有油酸、油酸钠、塔尔油、氧化白腊皂等，这些捕收剂都具有起泡功能，一般不另加起泡剂。    白钨矿具有很好的可浮性，在矿石中多因存在与其性质相类似的含钙脉石矿藏，如方解石、萤石、磷灰石等而导致浮选进程的杂乱化。为改进浮选进程的挑选性，将多价金属盐（如硫酸亚铁）加到水玻璃中,能明显进步白钨矿的浮选作用。    进步矿浆温度也是改进白钨浮选的一项重要措施，彼得洛夫法便是运用矿浆加温到70~90℃，参加很多水玻璃,使方解石表面上的捕收剂被解吸，白钨矿获得挑选性地上浮。    美国联合碳化物公司的L.A.瓦奎兹（Vazquez）等人拟定的一种“石灰法”浮选,能在萤石存鄙人使白钨矿有极好的挑选性，与一般的理论相反，在浮选进程中增加适量的石灰是有利的，以为在浮选系统中增加石灰，其钙离子吸附于萤石、方解石和石英表面上，随之引起表面电荷改变，从负变到正，而白钨矿仍坚持负电荷。继而参加碳酸钠与矿浆拌和时，在石英、萤石和方解石的表面上发生碳酸钙沉积,而白钨矿仍带负电,表面没有沉积。经参加水玻璃后,增强了对方解石的按捺，然后改进了白钨矿同方解石、萤石浮选的挑选性。    剪切絮凝浮选已初次在瑞典伊克斯约贝格(Yxioberg)白钨选矿厂获得成功。这是改进细粒白钨矿浮选的一种很有出路的办法。其作法是在白钨浮选前的拌和桶中，参加适量的浮选药剂，操控好矿浆pH和浓度，在激烈拌和下疏水性的矿粒相互磕碰，减薄水膜，使构成含有数百颗粒的白钨矿絮团，增大了细粒的有用尺度,更易粘附气泡敏捷上浮。近来在澳大利亚进行的半工业实验标明，当原矿档次0.83%WO3的白钨矿石，磨细到40~70%-15微米时，用惯例浮选法收回率约74%，当矿浆经剪切絮凝预先处理后再浮选时,收回率则进步到83%,粗精矿档次也从5%WO3进步到6%WO3,多收回的钨其价值为剪切絮凝工艺增耗费用的四倍。    我国白钨浮选厂不多，约占钨选厂处理才能的5%。荡坪宝山白钨浮选厂本来用油酸作捕收剂,用彼得洛夫法加温精选，后将捕收剂油酸改为“731”氧化白腊皂替代，后者是石油工业副产，来历广，报价低，浮选时矿浆不需加温,在常温下精选获得了较高的选别目标，得到了推广应用。    寻求适合的药剂准则,实施常温浮选是白钨矿浮选开展的趋势,近来在一些白钨选矿的研讨中，选用“石灰法”浮选,用氧化白腊皂作捕收剂,在常温下浮选能得到高档次（﹥65%WO3）的白钨精矿和较高的收回率。当矿石组成杂乱难选时，为确保获得高的收回率，在许多情况下只要求选得低档次（15~30%6WO3）精矿，然后送交化学选矿处理，出产组成白钨或仲钨酸铵等产品，在经济上是有利的，这在国外广为选用。

2．含硫铜矿细菌堆浸    细菌浸铜技能是一种生物化学冶金法，已有数百年的运用发展史。近几十年的科学研究和出产实践证明，细菌冶金是从低档次难选硫化矿、半氧化矿中提取铜的可行办法。全世界已挖掘的铜矿山85%以上为硫化矿，在挖掘进程中发生很多含铜从0.1%-0.3%的表外矿和含铜废石，其间的铜有适当数量是以原生或次生硫化物形状存在，而这些铜矿藏仅用硫酸溶液浸出效果很差，如细菌参加，能够收到显效。    细菌浸铜实践运用的菌种均为嗜中温菌，它是氧化亚铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌、氧化铁钩端螺旋菌和氧化铁铁杆菌的混合培育物。这些细菌在适合条件下，如pHl.5-3.0,温度30℃左右，可直接或以其代谢产品氧化含铜硫化矿藏，使铜溶解出来。    ①细菌直接浸出：    我国现有多处细菌浸出炼铜厂在出产。    3.萃取与反萃取    铜溶剂萃取的工业运用始于20世纪60年代，该技能被敏捷广泛选用，得益于具有特效、报价合理的铜萃取剂的牢靠直销。现有的工业用铜萃取剂一般均归于改质肟类或肟与酮肟的混合物一类，其品牌前者如ACORGA P5100、ACORGA M5640等；后者如LIX973N, LIX984等。萃取前首先用稀释剂（常用260＃炼油）将萃取剂溶解，配制成5％（体积）的有机相，然后将有机相与水相一浸出液混合，铜转入萃取剂，萃取剂释放出H+，萃取反应为：    式中，RH为萃取剂；R2Cu为萃铜络合物。[next]    萃铜后的有机相（负载有机相），用电积后回来的含硫酸180-200g几的废电解液进行反萃，铜进入反萃液成为富铜液-电解原液，萃取剂得到再生循环运用。    4.萃取设备    常用的有萃取塔、离心萃取器、混合弄清萃取箱等多种，其间以结构简略、出资少、操作便利、效率高的浅池式混合弄清萃取箱运用最多。萃取箱的一端为混合室，有机相和水相别离进入混合室，在机械拌和下充沛混合后进入弄清室，两相在此依其密度不同分层，上层负载有机相和基层水相别离经弄清室另一端的溢流堰排出。    萃取作业的首要技能条件与目标是：浸出液（萃原液）含铜浓度Cu2+≥g/L, pH1.5-2.0;有机相中萃取剂5%（体积）左右，稀释剂260＃火油95%（体积）；萃取比较1：1;混合时刻3min;反萃剂中H2SO4 160-210g/L, Cu2+ 30-35g/L, Fe<5g/L。萃取剂耗费小于3kg/t Cu。    5.电解堆积    选用不溶性阳极，在直流电效果下，将电解液中铜堆积到阴极上制取金属的炼铜进程。电解槽中刺进用Pb-Ca-Sn合金制成的阳极板和用纯铜始极片或不锈钢制成的阴极。电解液自一端入另一端出，接连流过电解槽。堆积了铜的阴极定时取出，始极片阴极洗刷后即为产品，而不锈钢阴极上堆积的铜片需用剥片机剥下，洗刷后出售，不锈钢阴极循环运用。首要技能经济目标为：电流密度150-180A/m;槽电压2-2.5V;电解液Cu 45g/L、H2SO4150-180g/L;阴极周期7-10天；电积铜纯度大于99.95%；电耗3000-4000kWh/tCu。    （三）铜矿浸——萃取——电积    氧化铜矿（或硫化铜精矿氧化焙烧后的焙砂）用浸出铜，再经萃取一电积铜。本工艺适于处理碱性脉石（CaO、MgO）含量高的铜矿石或焙砂。浸出的技能条件是：质料粒度小于0.074 mm的占80％以上；矿浆浓度30%-40%；浸出剂含NW2-3mol/L, CO2 0.6mol/L，选用常温（焙砂浸出80-100℃）；常压（焙砂浸出0.2MPa）。浸在加盖浸出槽（焙砂在加压釜）中进行，浸出矿浆通过稠密机液固别离，浸出液送去萃取，底流过滤后浸渣堆存，滤液回来用于滤渣洗刷。浸出液可用LlX54、LIX54-100等萃取剂萃取，此类萃取剂负载才能高、粘度小、反萃取简单，见图3。铜电解堆积在硫酸性溶液中进行，电解废液用于反萃。[next]

三、熔炼    熔炼是指炉料在高温（1300-1600K）炉内发作必定的物理、化学改动，产出粗金属或金属富集物和炉渣的冶金进程。炉料除精矿、焙砂、烧结矿等外，有时还需增加为使炉料易于熔融的熔剂，以及为进行某种反响而加人复原剂。此外，为供给必要的温度，往往需加人燃料焚烧，并送人空气或富氧空气。粗金属或金属富集物因为与熔融炉渣互溶度很小和密度的差异而分层得以别离。富集物有锍、黄渣等，它们需求进一步吹炼或用其他办法处理才干得到金属。    本质上能够分为氧化熔炼和复原熔炼。此外还有其他的熔炼办法，如复原硫化熔炼、蒸腾熔炼、沉积和反响熔炼，因为种种原因已不多用。    （一）氧化熔炼    是以氧化反响为主的熔炼进程，如硫化铜、镍矿藏质料的造锍熔炼、锍的吹炼、硫化锑精矿鼓风炉熔炼等。熔炼进程中发作的首要反响是：                    MeS（s，l）+O2（g）====Me（l）+SO2（g）                  MeS（s,l）+1.5O2(g)====MeO（s,l,g）+SO2（g）                [Me′S]（l）+（MeO）(l)====[MeS]（l）+[Me′O]（l）    式中的Me, Me'代表金属，[]代表主金属熔体，（）代表熔渣。    氧化熔炼是一个富集和别离进程，如铜、镍硫化精矿，在熔炼时将Cu、Ni富集到锍中，一同被氧化后与杂质金属（如Fe）与脉石一道造渣除掉而别离。熔炼按所用设备分为鼓风炉熔炼、反射炉熔炼、电炉熔炼；按工艺特征则分为闪速熔炼、熔池熔炼、旋涡熔炼、富氧熔炼、热风熔炼和自热熔炼等。    1.闪速熔炼    这是一种将硫化精矿（铜、镍精矿）、熔剂与氧气或富氧空气或预热空气一同喷人赤热的反响塔内，使炉料在飘悬状况下敏捷氧化和熔化的熔炼办法。该熔炼进程的氧化反响和传统工艺没有本质上差异，仅仅经过熔炼设备和工艺的改进来改进硫化精矿氧化的动力学条件，抵达强化熔炼的意图。闪速熔炼的长处是：①细颗粒物料悬浮于紊流中，气一固一液三相的传质传热条件好，化学反响速度快；②喷人的细颗粒干精矿具有大的表面积，硫化物的氧化反响速度随触摸面积增大而明显进步；③反响速度快，单位时间内放出热量多，使燃料耗费下降，然后削减因燃料焚烧带人的废气量，成果进步了烟气中的SO2含量，为烟气综合运用了发明条件。    属闪速熔炼领域的有：奥托昆普（Outokumpu )型、世界镍公司因科(Inco)型、基夫赛特（Kivcet）法和氧气喷撒熔炼（OSS）法等。    2.熔池熔炼    这是一种将炉料直接加人鼓风翻腾的熔池中敏捷完结气、液、固相间首要反响的强化熔炼办法。办法适用于有色金属质料熔化、硫化、氧化、复原、造锍和烟化等冶金进程。[next]    为追根问源，该办法能够追溯至19世纪末和20世纪初转炉吹炼铜锍和鼓风炉渣的烟化炉。但它们只局根于处理反射炉、电炉或鼓风炉料所得的液态中间产品（铜锍和炉渣）。用该办法直接处理硫化精矿仍是20世纪70年代往后的事。属该办法领域的现代熔池熔炼新办法有：诺兰达法（1973）、三菱法（1974）、特尼思特法（1977）、白银炼铜法（1980）、氧气底吹炼铅法（ 1981）、互纽科夫熔炼法（1984）、顶吹旋转转炉法（TBRC）、艾萨熔炼法炼铅和转炉直接炼铜法等。这些办法首要用于铜（镍）精矿造锍熔炼、铜（镍）锍吹炼、硫化精矿直接熔炼（包含接连炼铜和直接炼铅）以及含铅锌氧化物料和炉渣的复原和烟化。    按反响气体鼓人熔体的办法，可分为侧吹、顶吹和底吹三种类型的熔池熔炼办法。    (1)侧吹  从设于侧墙和埋入熔池的风口直接将富氧空气鼓人铜锍一炉渣熔体内，未经枯燥的精矿与熔剂加到受鼓风激烈拌和的熔池表面，然后浸没于熔体之中，完结氧化和熔化反响。归于此类的有诺兰达法、瓦纽科夫熔炼法、特尼恩特法和白银炼铜法等炼铜办法。    (2)顶吹  从炉顶往炉内插人喷，喷出口距熔池液面必定高度或浸没于熔体之中。依据冶金反响的需求，喷人氧化性或复原性气体，在湍动的熔池内完结氧化或复原反响。归于此类的有三菱法、顶吹旋转转炉法和艾萨熔炼法等炼铜、炼镍和炼铅办法。    (3)底吹  氧气底吹炼铅法选用卧式长形圆筒反响器，在用隔墙分隔的氧化段和复原段都设有数个底吹喷嘴。在氧化段喷吹氧气，使硫化铅精矿氧化成金属铅或高铅（锌）炉渣；生复原段喷吹氧气和复原剂（煤粉或天然气），贫化炉渣，收回铅锌。    3.旋涡熔炼    这是一种细粒炉料和粉状燃料随高速气流沿旋涡室的切线方向进人，并在旋涡室内的旋流中敏捷完结首要冶金反响的熔炼办法。炉料成分和气相间的反响速度大，因而是一种能强化冶金进程的熔炼办法。它的生产能力比惯例的鼓风炉熔炼大得多。    工艺进程为：处理物料随一次风（20-40 m3/s）喷人旋涡室，二次风（100m3/s）沿旋涡室的切线方向喷人而发作高速旋转流，细颗粒物料敏捷完结焙烧和熔炼反响；粗颗粒由离心力效果加快抵达炉壁，并构成熔融状黏膜，缓慢向下流人沉积池，黏膜的缓慢活动不只延伸炉料停留时间，有利于反响完结，并且也起到维护炉壁的效果。    4.热风熔炼    这是一种将预热空气或预热富氧空气鼓人冶金炉以强化冶金进程的熔炼办法。在有色金属冶炼进程中，大多都依赖于燃料焚烧和硫化物氧化反响供给热量，以保持必定的高温，使炉料抵达熔融状况，完结预订的氧化或复原反响，完成金属或金属富集物与脉石的别离。因为，首要是热风显热可代替部分燃料焚烧所发作的热量，使燃料耗费下降，并使助燃的风量削减，也下降了单位金属的烟气量和烟气带走的热丢失，进步热运用率和下降燃料的耗费。其次是热风使燃料和反响物的活性进步，有利于进步燃料焚烧温度和彻底程度，也有利于进步硫化物氧化和氧化物复原的反响速度和复原程度，起强化冶炼进程和进步金属收回率的效果。再次是热风能使熔炼炉的高温会集，加快了炉料熔化速度，进步炉渣的过热程度。[next]    预热鼓风用于高炉炼铁已有一个多世纪的前史。但对有色金属冶炼运用热风还仅仅是20世纪中叶的事，现在已广泛地运用于铜、镍闪速熔炼，鼓风炉炼锌和铅。    5.富氧熔炼    这是一种运用工业氧气部分或悉数代替空气以强化冶金进程的熔炼办法。在20世纪中因为高效价廉的制氧办法的开发，氧气炼钢和富氧炼铁得到广泛运用。与此一同，在有色金属熔炼中也开端用富氧开发新的熔炼办法和改造传统的熔炼办法。    有色金属冶炼进程发作硫化矿的氧化反响是：                     2MeS＋3O2→2MeO＋2SO2              （氧化熔炼）                      [FeS]＋（MeO）→[MeS]＋（FeO）     （造锍熔炼）                     [MeS]+O2→[Me]＋SO2                （直接熔炼）                     [MeS]＋2(MeO)→3[Me]＋SO2          （锍的吹炼）    但是，从硫化矿熔炼取得金属的进程从头到尾是氧化进程，当熔炼鼓风中氧浓度愈大，炉内氧的分压愈高，氧的分散速度也愈快，硫化矿的氧化速度也随之增加。    氧化矿或氧化物料的复原熔炼大多运用固体碳质燃料作发热剂和复原剂，其首要反响是：                   C＋O2→CO2                 （碳的彻底焚烧）                   C＋CO2→2CO                （碳的氧化反响）                   MeO＋CO→Me十CO2           （氧化物复原反响）    依据燃料焚烧理论，最高温度随鼓风中氧含量的增加而升高，焚烧速度加快，气相中的分压和炉内温度升高，然后加快了复原反响和炉料的熔化。    1952年加拿大世界镍公司(Inco)首要选用工业氧气（含氧95%）闪速熔炼铜精矿，熔炼进程不需再增加任何燃料，烟气SO2浓度可达80％，这是富氧熔炼的最早一例。随后奥托昆普(Outakumpu )型闪速炉以及随后开发的熔池熔炼办法，为诺兰达法、三菱法、白银炼铜法、氧气底吹炼铅法相继都运用富氧进行熔炼。    依据经济分析，只需（单位质量）油的报价／（单位质量）氧气报价≥4时，运用氧气代替油在经济上就是可行的。    6.硫化精矿自热熔炼    这是一种首要由精矿中硫化物的氧化及氧化亚铁造渣等反响热来保持高温熔炼进程的熔炼办法。因不用补加或补加很少的燃料故称自热熔炼。这儿所说的自热熔炼并非早年处理含硫不低于36%的黄铁矿型含铜块矿，熔炼自需补加2%--4%焦炭即可，而是含有新的含义。因为制氧技能和喷发冶金的开展及动力紧缺，充分运用精矿本身氧化反响热、造渣反响热的热量和富氧进行喷发熔炼，经强化熔炼而削减热丢失，完成自热熔炼。[next]    实践证明，闪速熔炼炼铜，选用40％的富氧和473K的热风进行熔炼，产出65%的铜锍，便可实施自热熔炼。自热熔炼不只能够下降熔炼进程的能耗，且削减烟气量，进步烟气SO2浓度，利于削减对环境的污染。自热熔炼应是往后的首要开展方向。    （二）复原熔炼    这是一种金属氧化物料在高温熔炼炉复原气氛下被复原成熔体金属的熔炼办法。    复原熔炼选用碳质复原剂，如煤、焦炭。在高温条件碳质复原剂与金属氧化物发作的首要反响有：                                   MeO＋C====Me十CO                                  MeO＋CO====Me＋CO2                                    CO2＋C====2CO    因为MeO和C的反响为固相触摸，受触摸面的约束，反响不可能很好进行，CO气体复原剂对金属氧化物的复原起首要效果。为此有必要加过量复原剂，以确保MeO和CO反响发作的CO2在高温下被过剩碳复原为CO。这样循环着不断地为氧化物复原供给满足的气体复原剂。    冶炼物猜中除主金属氧化物外往往还含有多种非有必要的金属氧化物，在复原熔炼进程中也复原成金属，并且熔于主金属中，所以复原熔炼得到的金属是含有多种杂质的粗金属。如鼓风炉熔炼铅、反射炉熔炼锡、铋和锑等。为得到纯金属还需进一步精粹。    除了金属氧化物外，复原熔炼正常与否与高铁氧化物的复原和造渣密切相关。物猜中的高价铁氧化物被复原成贱价铁氧化物（FeO），然后与物猜中的SiO2、CaO等组分反响造渣。复原条件有必要操控妥当，不然生成Fe3O4或Fe都将影响复原熔炼进程的进行。因而操控好高价铁的复原反响是断定技能条件的首要因素。    以上技能条件除依据其氧化标准生成自由能改动来判别其复原次第及程度外，也常用反响MeO+CO====CO2+Me的平衡常数logKp=PCO2：PCO来进行比较断定。    四、精粹    精粹是粗金属去除杂质的提纯进程。关于高熔点金属，精粹还具有细密化效果。有化学精粹和物理精粹两大类。    （一）化学精粹    为抵达高度提纯意图，往往需求化学精粹和物理精粹，运用杂质和主金属某些化学性质的不同完成其别离。    1．氧化精粹    运用氧化剂将粗金属中的杂质氧化造渣或氧化蒸腾除掉的精粹办法，精粹效果及除杂极限不只与主金属和杂质元素的氧化物标准生成自由能改动（△Go）有关，并且还取决于杂质和氧化物的活度。[next]    2．硫化精粹    加人硫或硫化物以除掉粗金属中杂质的火法精粹办法。能否适用此法取决于主金属和杂质金属对硫的亲和力。当金属熔体加硫之后，因为主金属的浓度（活度）比杂质金属大得多，所以首要被硫化生成主金属硫化物MeS，然后才发作以下除杂反响：                                  MeS＋Me′====Me′S＋Me    该反响能否进行决定于硫化物标准生成自由能改动△Go。    反响必要条件是Ps2（Me′S) > Ps2（MeS）,即主金属硫化物在给定的条件下的离解压大于杂质硫化物的离解压，才干构成杂质硫化物。假如所构成的各种杂质硫化物在熔体中的溶解度小，密度也比主金属的小，它们便会浮到熔体表面而被除掉。粗铅、粗锡和粗锑加硫除铜、铁是硫化精粹的典型比如。    3.氯化精粹    通人或加人氯化物使杂质构成氯化物而与主金属别离的火法精粹办法。该办法是根据氯对杂质的亲和力大于主金属，并生成的氯化物不溶或少溶于主金属为前提条件的。    氯化精粹在粗铅除锌，粗铝除钠、钙、氢，粗铋除锌，粗锡除铅等方面都有广泛运用。    现举例说明。粗铅氯化精粹时是往铅液中通人，使锌构成ZnCl2进人浮渣而与铅别离。此刻铅也部分被氯化，但又被锌按下式置换：                                PbCl2＋Zn====ZnCl2＋Pb    因而氯化精粹铅时，铅的丢失很少。铅液中其他杂质，如砷、锑、锡也构成氯化物蒸腾而与铅别离。    4．碱性精粹    向粗金属熔体加人碱，使杂质氧化与碱结组成渣而被除掉的火法精粹办法。办法的本质是在精粹进程顶用氧或其他氧化剂（如NaNO3）使杂质氧化，然后与加人的碱金属或碱土金属化合物溶剂反响，生成更为安稳的盐（渣）加快反响的进行，并使反响进行愈加彻底。碱性精粹用于粗铜除镍，粗铅除砷、锑、锡，粗锑除砷等。    （二）物理精粹    是以物理改动为主，运用它们的物理性质不同脱除杂质的办法。如精馏精粹、真空精粹、熔析精粹等。    1．精馏精粹    运用物质沸点的不同，替换进行屡次蒸腾和冷凝除掉杂质的火法精粹办法。精馏精粹包含蒸馏和分凝回流两个进程。[next]    精馏通常在精馏塔中进行，气液两相经过逆流触摸，进行相际传热传质。液相中的易蒸腾组分进人气相，所以在塔顶冷凝得到简直纯的易蒸腾组分，塔底得到简直纯的难蒸腾组分。塔顶一部分分凝液作为回流液从塔顶回来精馏塔，塔顶回流入塔的液体量和塔顶产品量之比称之为回流比，其巨细影响精馏操作的别离效果和能耗。    精馏精粹适用于彼此溶解或部分溶解的金属液体，不适用于两种具恒沸点的金属熔体。在有色金属冶金中，精馏成功地用于粗锌的精粹之一。    2．真空精粹    在低于或远低于常压下脱除粗金属中杂质的火法精粹办法。真空精粹除能防止金属与空气中氧氮反响和防止气体杂质的污染外，更重要的是对许多精粹进程（特别是脱气）还能发明有利于金属和杂质别离的热力学和动力学条件。真空精粹首要包含真空蒸馏（提高）和真空脱气。    真空蒸馏（提高）是在真空条件下运用各种物质在同一温度下蒸气压和蒸腾速度不同，操控恰当的温度使某种物质选择性蒸腾和冷凝来取得纯物质的办法。这种办法首要用来提纯某些沸点较低的金属，如、锌、硒、碲、钙等。    真空脱气即在真空条件下脱除气体杂质，包含经过化学反响而使某些杂质以气体形状的脱除。真空脱气进程的效果首要是下降气体杂质在金属中的溶解度。    3．熔析精粹    运用杂质或其化合物在主金属中的溶解度改动的性质，经过改动精粹温度将其脱除的火法精粹办法，熔析精粹运用了熔化一结晶相变规则，即运用均匀二元系或多元系液体，在相变温度下开端凝结时，会变成两个或几个组成不同的平衡共存相，杂质将富集在其间的某些固相或液相中，然后抵达金属提纯的意图。如粗铅除铜，从Cu-Pb二元系状况图得知，共晶温度599℃，分出含铜的理论值为铜0.06%；一般操控温度为613℃，铅含铜要大于0.06%，但尚有砷、锑存在时，则它们与铜生成不溶于铅的化合物—固溶体，可使铅中铜降至理论值以下0.02％-0.03％。

[next]     熔炼产生的熔体落入与反应塔相接的水平卧式沉淀池中，继续完成如下主要反应：    Cu2O＋FeS====Cu2S＋FeO    2FeO＋SiO2====2FeO·SiO2    熔炼产出的熔融体在沉淀池中分为炉渣和铜锍上下两层，铜锍经放铜口放出，送转炉吹炼；炉渣经渣口连续放入电炉进一步贫化以回收渣中铜，烟气经余热锅炉回收余热、收尘系统收下烟尘后，送去生产硫酸。    (2）奥托昆普闪速炉的设备特点中国贵溪冶炼厂采用奥托昆普闪速炉炼铜，年产铜20万吨，是中国生产规模最大的炼铜厂。该厂闪速炉的主体是由垂直圆筒状反应塔、与其相连的下部卧式矩形沉淀池和与沉淀池相连的上升烟道三部分构成（见图4）。

工业实验及一年来的出产实践证明，调整好的药剂准则使铜锌作用显着好转，铜精矿质量满意了供应要求。首要是改进后的药剂准则增大了的份额，除可确保构成胶体起到“胶体按捺剂”的作用外，在矿浆中还保存适当的剩下浓度。据日本学者米泽利明研讨，的按捺作用，不仅可削减矿浆中铜离中浓度，而下降铜离子活化的闪锌矿表面吸附黄药，并脱除铜离子活化的表面上吸附的黄药，并且还有必定的脱除闪锌矿表面生成的硫化铜薄膜的作用，强化了对锌矿藏的按捺。    武山铜矿北矿带为一含铜黄铁矿类型矿床，归于广义的中温热液矽卡岩矿床，近期挖掘的是次生富集带矿石。这类矿石中首要金属矿藏为黄铁矿（包含胶状黄铁矿）、其次为辉铜矿和胆矾。非金属矿藏首要为石英，其次为高岭土、水云母和蒙脱石。    选厂选用的优先浮选流程，先选铜后选硫，选铜尾矿的pH值在12.2至12.5之间，矿浆浓度12%左右。因为矿石易氧化。为了按捺它们上浮，选铜时石灰参加量为20公斤/吨原矿，硫化铁矿藏被严峻按捺，出产目标欠好，近年来出产目标见下表。近年来选硫出产状况时刻含硫档次（%）收回率（%）原矿铜尾矿硫精矿尾矿198127.223.5626.3219.7342.171982（1-6月）29.2525.4527.8221.7241.87     一般以为：石灰对黄铁矿的按捺作用是由OH与矿藏表面作用，生成亲水性的氢氧化铁薄膜，一起Ca2+对它也有显着的按捺作用。因而，要复生它，就必须损坏这种氢氧化铁薄膜一或使它溶解，或使它脱落，或使它转化为疏水性薄膜。    硫酸是工业上常用的有用活化剂，其活化机理是溶解矿藏表面的氢氧化铁薄膜，活化作用牢靠而安稳，但对石灰用量大的矿浆，不太经济，一起对设备有腐蚀作用，并往往伴生有毒气体逸出，污染环境。从理论上讲，运用矿山酸性污水来替代硫酸，应该是或许的。武山铜矿北矿带废石堆的污水，是一种有很多硫酸盐的酸性溶液，其成份见下表。 “污水”成份表 含量（mg/L）铜铁铅锌铬砷镉氟PH废石堆水（一）4213000114.916.2560.0162废石堆水（二）98263601.2730.12538.751.111.982小型实验用水90015230　　　　　　　1.5工业实验用水266.07784.311.2590.09　　　　　1.5     酸性污水中含有很多铁离子，少数铜离子，其它阳离子含量甚微。在碱性矿浆中，铁离子对被石灰按捺的黄铁矿的确有较好的复生作用，矿浆中参加Fe3+今后，当即有Fe（OH）3沉积生成，重生成的Fe（OH）3是一种杰出的聚会剂，有很强的共沉作用，能够以为，因为重生的氢氧化铁的聚会作用，将Ca2+吸附共沉，矿藏表面得到清洗，所以，当加污水或硫酸铁溶液将pH值降至10～11时，就能使黄铁矿大部分活化。    用“污水”替代硫酸，经小型实验与工业实验证明，是可行的，实验成果见下表。[next]日期类型药剂用量（克/吨）PH项目分量（吨）产率（%）硫档次（%）硫含量（吨）硫作业收回率（%）1982年6月工业实验污水：1.0M3/H6~8原矿3275.6910029.2859.06 （127L/T）铜精矿1160.3535.4241.6480.93 Na2S2000铜尾2115.3464.5822.6478.13100丁黄药200硫精矿1137.1534.7235.19400.1283.632#油120尾矿978.1929.867.9778.0116.32     用酸性污水替代硫酸调整浆pH值，用作活性剂，活 化被很多石灰按捺的黄铁矿，经小型实验及工业实验证明，是一种作用好、工艺简略、经济合理的办法，它的另一个显着长处是将工业污水变为工业药剂，并在出产过程中使这部分污水得到了合格处理，从下表能够看出：硫精矿溢流水和尾矿水中，各种金属离子均淀沉彻底，契合排放标准，为矿山酸性污水处理拓荒了一条新途径。尾矿与精矿水中金属离子含量表（mg/L）编号项目铜镉铁砷铬铅锌氟PHNS—307硫精矿溢流水0.1痕痕痕痕痕痕//9.6NS—302尾矿水痕痕痕痕痕痕痕//6.6     新兴县铜矿选用丁黄酸酯（OSN—43）作铜的捕收剂，并值此加强硫铁矿的归纳收回，厂商脱节亏本，经济效益显着进步。    原矿首要金属矿藏有黄铜矿、铜蓝、蓝辉铜矿、氧化铜矿藏、硫酸铜矿藏，其次为黄铁矿、闪锌矿。矿石遭到不同程度的风化和蚀变作用，松懈易碎，粘性大，含泥多（-200目达37.88%），易发生很多铜离子搅扰浮选。    现场出产工艺流程：高碱抑硫，以乙黄药加丁黄药（4：1）为混合捕收剂优先浮铜，选用一次粗选，三次精选，三次扫选流程。尾矿间辅以“拉槽”的办法收回少数低档次的硫铁矿。    用药条件：石灰27公斤/吨、乙黄药加丁黄药（4：1）100克/吨、二号油50克/吨，依据原矿改变的状况，有时需参加适量的硅酸钠、、硫酸锌等。    出产目标：1972～1982年原矿均匀含铜1.19%，硫10左右，铜精矿档次9.7%，收回率55.07%，硫精矿档次25%，收回率在25%左右。    用丁黄酸酯作捕收剂优先浮铜进行了实验，开始归纳选别条件是：原矿磨矿-200目占80%，石灰5公斤/吨，pH=8。    浮铜：粗选I丁黄酸酯12克/吨，丁黄药1.2克/吨，粗选II丁黄酸酯6克/吨，丁黄药1.2克/吨。精选I 丁黄酸酯3克/吨，丁黄药2.5克/吨。精选II丁黄药酸酯3克/吨，丁黄药0.5克/吨。扫选丁黄酸酯6克/吨，丁黄药1.2克/吨。    选硫：丁黄药400克/吨，二号油50克/吨。    技术目标：铜精矿档次11.03%，收回率80.41%，硫精矿档次38.54%，作业收回率为98.74%。    实验标明，选用丁黄酸酯为铜的捕收剂，在优先浮铜过程中，即使是杂乱的铜矿石以及硫铁矿严峻被铜离子活化的状况下，亦可在弱碱介质中进行，无需用过量石灰（、等）预先抑硫，在选硫时也就不必加很多硫酸进行中和，铜的档次和收回率也有所进步。    该矿及时把这项研讨成果在现场推行运用，出产获得杰出作用，节省了药剂费用，增产了硫铁矿，加以改进了铜的收回目标，使存在严峻亏本的新兴县铜矿得以扭亏为盈，经济效益将会得到显着的改进。

（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。