稀土的分类 1)轻稀土(又称铈组)：镧、铈、镨、钕、钷、钐、铕、钆。 2)重稀土(又称钇组)：铽、镝、钬、铒、铥、镱、镥、钪、钇。 铈组与钇组之别，是因为矿物经分离得到的稀土混合物中，常以铈或钇比例多的而得名。 稀土金属(rare earth metals)又称稀土元素，是元素周期表ⅢB族中钪、钇、镧系17种元素的总称，常用R或RE表示。它们的名称和化学符号是钪(Sc)、钇(Y)、镧(La)、铈(Ce)、镨(Pr)、钕(Nd)、钷(Pm)、钐(Sm)、铕(Eu)、钆(Gd)、铽(Tb)、镝(Dy)、钬(Ho)、铒(Er)、铥(Tm)、镱(Yb)、镥(Lu)。它们的原子序数是21(Sc)、39(Y)、57(La)到71(Lu)。 钆(Gd) 1880年，瑞士的马里格纳克(G.de Marignac)将"钐"分离成两个元素，其中一个由索里特证实是钐元素，另一个元素得到波依斯包德莱的研究确认，1886年，马里格纳克为了纪念钇元素的发现者 研究稀土的先驱荷兰化学家加多林(Gado Linium)，将这个新元素命名为钆。钆在现代技革新中将起重要作用。 它的主要用途有： (1)其水溶性顺磁络合物在医疗上可提高人体的核磁共振(NMR)成像信号。 (2)其硫氧化物可用作特殊亮度的示波管和x射线荧光屏的基质栅网。 (3)在钆镓石榴石中的钆对于磁泡记忆存储器是理想的单基片。 (4)在无Camot循环限制时，可用作固态磁致冷介质。 (5)用作控制核电站的连锁反应级别的抑制剂，以保证核反应的安全。 (6)用作钐钴磁体的添加剂，以保证性能不随温度而变化。 另外，氧化钆与镧一起使用，有助于玻璃化区域的变化和提高玻璃的热稳定性。氧化钆还可用于制造电容器、x射线增感屏。 在世界上目前正在努力开发钆及其合金在磁致冷方面的应用，现已取得突破性进展，室温下采用超导磁体、金属钆或其合金为致冷介质的磁冰箱已经问世。金属钆氧化钆钆铁合金A.增强CT上显示为低密度额叶病灶；B.钆增强MRI上表现为低密度病灶；C.肿瘤在MRI T2W上显示为边缘清晰的高信号影

1.氧化铅矿藏及其浮选办法 有工业含义的氧化铅矿藏首要有白铅矿(PbCO3，含铅77.6%，密度6.5g/cm3，硬度3)和铅矾(PbSO4，含铅68.3，密度6.3g/cm3，硬度3)。这两种矿藏都能够硫化，故浮选上常用硫化浮选法。氧化铅矿石经硫化后用黄药或黑药作捕收剂，一般高档黄药作用较好。硫化前一般先经脱泥处理，脱去粘土、氢氧化铁及其他泥质物质。但脱泥会构成金属丢失，亦能够不经脱泥处理，增加水玻璃等涣散剂以消除矿泥的有害影响。 硫化剂用或。过量的对白铅矿、铅矾和方铅矿均有抑制作用。实践标明，白铅矿硫化时适合的pH值为9~10，过多的Ns2构成pH值过高，将生成易从矿藏表面掉落的胶质硫化铅，然后下降硫化作用。实践中为下降硫化时pH值，有时增加部分替代，或增加硫酸铵、硫酸等往往也能加速硫化速度，改进浮选目标。硫化剂参加办法有两种，即一次参加或分批参加，一般经过实验加以断定。 2.氧化锌矿藏及其浮选办法 首要的氧化锌矿藏有菱锌矿(ZnCO3，含锌52%，密度4.3g/cm3，硬度5)和异极矿(H2Zn2SiO5，含锌54%，密度3.3~3.6g/cm3，硬度4.5~5.0)。 氧化锌矿石浮选在工业上得到使用的首要有两种办法： ①加温硫化浮选法———在室温下氧化锌矿藏可构成硫化锌胶质沉积，但不易固着在其表面。需将矿浆加热到60~70℃，然后加进行硫化，在氧化锌表面生成硫化锌薄膜，硫化后用硫酸铜活化，加黄药进行浮选。此法首要用于浮选菱锌矿，也能浮选异极矿，但作用较差。 ②脂肪胺浮选法———即在常温下用调整矿浆pH值达10.5~11，然后用阳离子捕收剂脂肪族榜首胺浮选氧化锌。这一办法对菱锌矿及异极矿均有较好的浮选作用。该法的特色是仅用于矿浆pH值的调整，过量的并无抑制作用。因而参加后，不需要必定的拌和时刻，就能够增加捕收剂浮选。 但用胺盐浮选时矿泥有明显的影响，由于矿泥能很多吸附胺类药剂，并能附着于矿藏表面，使浮选进程的选择性大大下降。因而，有必要进行预先脱泥以消除矿泥的影响。也可用六聚偏磷酸钠与水玻璃涣散矿泥，将胺与按1：50左右配成乳浊液浮选，可取消预先脱泥作业，获得杰出的浮选作用。 3.铅锌混合矿石的分选次序 关于既有铅锌硫化矿藏又有铅锌氧化矿藏的矿石，一般选用先选硫化矿藏后选氧化矿藏的流程，即按硫化矿藏(混合浮选或优先浮选)—氧化铅—氧化锌的次序浮选。实践上也有先选铅后选锌的流程，即：先选硫化铅、氧化铅，再选硫化锌、氧化锌的流程。前者为先硫后氧流程，后者为先铅后锌流程。 用脂肪胺浮选氧化锌时硫化锌也能很好浮游，故当矿石的氧化率很高、硫化锌不多时，能够用胺将它们一起收回。矿石的分选次序要根据矿石的特色，经实验后加以断定。

一、概述     下列两种铅锌氧化矿宜用火法富集。     （一）难选矿石     由于矿石深度氧化，原生矿泥多；有用矿物和脉石矿物致密共生，或互为类质同象而难以单体解离，用选矿方法不能有效地分离富集。     （二）伴生元素丰富的高价值矿石     火法富集的加工费用常数倍于选矿富集费用；建设投资和环境影响亦大于选矿。但伴生元素丰富的高价值矿石，如果选矿富集方法不能奏效时，也只能采用火法富集或其他直接冶炼工艺。例如会泽铅锌矿的铅锌氧化矿选矿试验结果表明，选矿富集效果不佳，故采用烟化炉吹炼富集工艺。选矿试验结果见表1。 表1  会泽铅锌氧化矿的选矿试验结果编号原矿品位，%矿物氧化率，%选矿回收率，%PbZnGePbZnPbZn12～67～150.002～0.00583～9074～8554～5655～5822～45～100.003～0.0094010    表2为烟化炉吹炼富集生产实际指标。 表2  烟化炉金属挥发率生成实例金属弃渣品味，%挥发率，%厂家Pb＜0.1＞95会泽铅锌矿Zn＜1.585～94同上Ge0.003～0.007＞90同上Sn＜0.07＞98云锡一冶Co＞95株冶In86～88株冶    火法富集的能耗很高，处理一吨矿石耗用煤焦量多达0.5t以上，如果没有充分而廉价的能源供应条件，不宜采用火法富集方案。铅锌氧化矿的火法富集工艺以回转窑挥发（威尔兹法）和烟化炉吹炼最为普遍。国外采用回转窑的工艺较多，设备趋向大型化，如波兰米亚斯特兹科冶炼厂额回转窑直径为4.2m，长度为95m，工艺技术和操作控制亦较完善。我国两种工艺都有应用，尚有采用矮鼓风炉、漩涡炉和韦氏炉挥发富集工艺。     采用哪一种工艺，主要看矿石性质、所获富集物的价值、生产成本、基建投资等多种因素综合而定。一般要通过流程试验和综合技术经济比较才能做出最佳选择。     图1为会泽铅锌矿烟化炉富集与相关部分的工艺流程图。图1  会泽铅锌矿烟化炉富集流程图    图2为会泽铅锌矿粉矿造块及烟化炉富集图2  会泽铅锌矿粉矿造块及烟化炉富集设备连接图 1－汽车；2－抓斗桥式起重机；3－配料仓；4－圆盘给料机；5－胶带输送机；6－干燥窑；7－振动筛；8－胶带输送机；9－轮碾机；10－检修用桥式起重机；11－胶带输送机； 12－轮碾机；13－胶带输送机；14－压密机；15－胶带输送机；16－压团机；17－电梯及矿车；18－胶带输送机；19－混合料仓；20－料车提升机；21－中间料仓；22－圆筒混合机；23－电动葫芦；24－烧结机；25－机尾料仓；26－漩涡除尘器；27－排风机；28－烟囱； 29－料车提升机；30－料仓；31－加料电动矿车；32－鼓风炉；33－鼓风机；34－电热前床；35－粉煤中间仓；36－室式给煤机；37－高压鼓风机；38－烟化炉；39－冷却烟道； 40－滤袋收尘器；41－风机；42－烟囱；43－沉降塔；44－冷却烟道； 45－排风机；46－滤尘收尘器；    烟化炉富集可分成造块（制压或烧结）、化矿和化炉吹炼三部分。铅锌氧化矿进入烟化炉之前，一般都要熔化成熔体，常用化矿设备为鼓风炉。

我国的铝土矿为一水硬铝石型，要求溶出温度高于240℃，是较尴尬溶出的矿石。我国的铝土矿的铝硅比较低(6～9)，质料决议了我国的氧化铝出产的能耗比国外高，本钱高。我国氧化铝工业从烧结法发家，因为选用非饱和配方、低苛性比溶出、生料浆加煤脱硫、深度脱硅等一系列技能，使得烧结法有了新的开展，成绩斐然。但是，烧结法物料量大，工艺杂乱，特别是以高温烧成为主工序，能耗特别高，每吨氧化铝能耗达40GJ，动力费用占出产本钱的53%。明显烧结法在世界市场上缺少竞争能力。为此，我国长城铝业公司氧化铝厂在世界上首要选用了“拜耳-烧结”混联的联合出产氧化铝。通过30多年的尽力，这种办法日臻完善，氧化铝总回收率达92.2%，碱耗(按Na2CO3计)69kg/t，与山西铝厂烧结法比较，出产本钱低15%以上。这样一来，贵州铝厂从1989年改为混闻法出产氧化铝。山西铝厂于1992年改为混联法出产氧化铝。山东铝厂、中州铝厂也改为混联法。

自然界中硫化矿藏受空气或水中氧及水中离子的效果生成氧化矿藏，氧化进程一般发生在矿床的上部，根据地质条件不同氧化层厚度可达10～50m。按矿石氧化率(指某金属以氧化矿藏状况存在的百分数)不同可将矿石分为氧化矿、硫化矿和混合矿。一般规则，氧化率在30%以上为氧化矿，氧化率在10%以下为硫化矿，介于两者之间为混合矿。有色金属氧化矿的首要矿藏有氧化铜、氧化铅及氧化锌矿。 有色金属氧化矿石具有如下特色：①结构较杂乱，浸染粒度较细，不易解离，一般很脆，细磨时易泥化;②矿藏组成十分杂乱，同一矿床内常含多种同一金属的氧化矿藏，而可浮性不同却很大;③常含有很多矿泥和可溶性盐;④不同矿床中氧化矿性质的不同很大，乃至同一矿床中不同地段的氧化程度及矿石性质改变很大。因此氧化矿石的浮选是较困难的。 氧化铜矿及其混合矿石的浮选 常见的首要氧化铜矿藏有：孔雀石(CuCO3·Cu(OH)2)，含铜57.4%，密度4g/cm3，硬度4);蓝铜矿(石青，2CUCO3·Cu(OH)2)，含铜55.2%，密度4g/cm3，硬度4)。其次有：硅孔雀石(CuSiO3·2H2O，含铜36.2%，密度2～2.2g/cm3，硬度2～4)及赤铜矿(Cu2O，含铜88.8%，密度5.8～6.2g/cm3，硬度3.5～4)。 脂肪酸类捕收剂对有色金属氧化矿藏具有杰出的捕收性，但因选择性差(特别当脉石是碳酸盐矿藏时)，精矿档次不易进步。黄药类捕收剂中仅高档黄药对有色金属氧化矿藏有必定捕收效果。但未经硫化，直接用黄药浮选氧化铜矿时因本钱高在工业上未得到运用。实践上得到运用的办法有： ①硫化法———最为遍及，工艺简略，凡能进行硫化的氧化铜矿均可用此法进行浮选。经硫化后的氧化矿具有硫化矿的性质，可用黄药进行浮选。孔雀石和蓝铜矿很简单用硫化，而硅孔雀石和赤铜矿较难硫化。 硫化时用量可达1～2kg/(t原矿)。因等硫化剂自身易氧化，效果时间短，生成的硫化膜不稳固，激烈拌和简单掉落，所以应分批增加，并不需预先拌和，直接参加浮选机榜首槽。硫化时，矿浆pH值越低，硫化越快。 矿泥多、需涣散时应加涣散剂，一般用水玻璃。捕收剂一般用丁基黄药或同黑药混合运用。矿浆pH值一般坚持9左右，过低时，可适量增加石灰。 ②有机酸浮选法———有机酸及其皂类可很好地浮选孔雀石及蓝铜矿。如脉石矿藏不是碳酸盐类矿藏时可用此法。不然，将使浮选失掉选择性。当脉石中含有很多可浮的铁、锰矿藏时，会发生相同的效果，使浮选目标变坏。用有机酸类捕收剂进行浮选时，一般还要增加碳酸钠、水玻璃、磷酸盐作脉石的抑制剂和矿浆调整剂。 也有混合运用硫化法与有机酸浮选法的实例。先用及黄药浮起硫化铜及部分氧化铜，然后再用有机酸类浮选剩余的氧化铜。 ③浸出—沉积—浮选法———当选用硫化法和有机酸法都不能得到满足的效果时选用。该法运用氧化铜矿藏比较简单溶解，将氧化矿先用硫酸浸出，然后用铁粉置换，沉积分出金属铜，再用浮选法浮出沉积铜。该法首要应根据矿藏嵌布粒度，将其磨到单体解离，(-200网目占40%～80%)。浸出液为0.5%～3%的稀硫酸溶液，酸的用量随矿石性质在2.3～45kg/(t原矿)改变。关于难浸出的矿石，可选用加温(45～70℃)浸出。浮选在酸性介质中进行，捕收剂用黑药或双黄药。未溶解的硫化铜矿藏和沉积金属铜一同上浮，进入浮选精矿。 ④浸—硫化沉积—浮选法———如矿石中含很多碱性脉石，运用酸浸耗量大、本钱过高时选用。该法将矿石细磨后，参加粉，然后浸。浸出进程中，氧化铜矿中的铜离子与NH3、CO2效果的一起，被硫离子沉积，成为新的硫化铜颗粒，将蒸腾收回，进行硫化铜的浮选。矿浆pH=6.5～7.5，用一般硫化铜矿的浮选药剂可得到杰出目标。此法应留意的收回，不然会形成环境污染。 ⑤离析—浮选法———本质是将粒度恰当的矿石同2%～3%的煤粉、1%～2%的食盐混合，在700～800℃之间进行氯化复原焙烧，生成铜的氯化物，从矿石中蒸发出来，在炉内被复原成金属铜，并吸附在煤粒上，再用浮选法与脉石别离。此法适用于处理难选的氧化铜矿，特别是含泥量较多、结合铜占总铜30%以上的难选氧化铜矿，及含很多硅孔雀石和赤铜矿的矿石。归纳收回金、银及其他稀有金属时，离析法比浸出—浮选法优胜。缺陷是热能耗费大、本钱较高。 ⑥混合铜矿石的浮选———混合铜矿石的浮选流程应根据实验断定，可选用硫化后氧化矿藏和硫化矿藏一起浮选的流程，也可选用先选硫化矿藏、尾矿硫化后再选氧化矿藏的流程。一起浮选氧化铜矿藏和硫化铜矿藏的工艺条件和浮选氧化矿藏的根本相同，但和捕收剂用量应随矿石中氧化物含量的削减相应削减。 国外氧化铜矿石多选用两种工艺：硫化浮选法和酸浸—沉积—浮选法。

某矿石是一种铅锌氧化矿，可供收回的金属矿藏首要的金属硫化矿藏为方铅矿；氧化矿有白铅矿、菱锌矿、异极矿等。其他金属矿藏有闪锌矿、蓝铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿、纤铁矿及少数针铁矿等。非金属矿藏有石英、斜绿泥石、碳酸盐、矽线石、绢云母、堇青石、绿帘石、重晶石等。 该矿石中，方铅矿为他形晶粒状，呈告知剩余存在，边际散布有蓝铜矿微量。其它金属矿藏含量较少，首要以胶状结构及蜂窝状结构存在。金属矿藏之间告知现象较为显着。 该矿石含铅10.87%，其间4.75%存在于硫化物中，6.12%(占全铅含量的56.30%)存在于氧化物中。锌含量为12.18%，有11.44%(占锌含量的93．9%)的锌存在于氧化物中，仅有0.74%以闪锌矿存在于硫化物中。所以，本次实验针对铅矿藏(包含氧化物与硫化物)及氧化状况的锌矿藏进行选别实验研讨，选别流程顺次优先选别硫化铅矿藏、铅氧化矿及锌氧化矿。 针对该矿石的特色，并经过多种实验计划比照，终究断定了原矿粗磨，摇床将重、粗粒级矿藏与细等等级离，再别离入浮选。经实验研讨，断定摇床精矿经过再磨、铅矿藏(硫化铅、氧化铅)经过一次粗选一次扫选三次精选、锌的氧化矿藏经过两次粗选一次扫选三次精选的实验流程；而摇床尾矿与精矿比较仅细度不同，依据实践经验恰当调整药剂，采纳相似流程。 一、矿石性质 （一）原矿光谱分析 原矿光谱分析见表1。（二）原矿化学多项分析 原矿化学多项分析见表2。（三）原矿藏相分析 原矿藏相分析见表3。 从物相分析成果来看，该矿石有价成分铅存在于硫化矿与氧化矿中，别离为4.75%和6.12%，实验时别离考虑。硫化物中的锌仅为0.74%，在氧化物中锌含量为11.44%，即有93.92%的锌以氧化状况存在，故本次实验以收回氧化状况锌为主。 （四）原矿筛析 原矿筛析成果见表4。 （五）矿石的物质组成及其特色 矿石的结构结构：矿石具有胶状结构、蜂窝状结构、部分呈告知剩余结构，脉状结构。 矿石中的金属矿藏品种较多，金属硫化矿有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿等，金属氧化矿首要有白铅矿、菱锌矿、异极矿、蓝铜矿、纤铁矿、针铁矿等。非金属矿藏有石英、斜绿泥石、碳酸盐、矽线石、绢云母、堇青石、绿帘石、重晶石等。 方铅矿呈他形晶粒状，呈告知剩余存在，沿解理及边际被蓝铜矿所告知。闪锌矿以他形晶粒状，沿边际被针铁矿、纤铁矿及蓝铜矿所告知，仅保存有残晶。黄铁矿以他形晶粒状，具压碎结构，部分呈脉状结构，沿解理及裂隙被纤铁矿及针铁矿告知，并有少数方铅矿沿裂隙充填。少数蓝铜矿为硫化铜氧化产品，散布于方铅矿边际，显脉状结构。纤铁矿和针铁矿多呈胶状结构告知磁黄铁矿、黄铁矿。 石英、斜绿泥石和碳酸盐矿藏为首要的脉石矿藏。石英以他形晶粒状及粒状集合体，呈填隙物存在。斜绿泥石以鳞片变晶结构多呈隐晶质存在，并被铁染呈褐色。碳酸盐以他形晶粒状集合体，呈脉状沿裂隙散布。其他脉石矿藏含量较少，其间矽线石以纤维变晶结构、放射状变晶结构存在，颗粒细微。绢云母以鳞片变晶结构，方向性散布，多被铁染呈褐色。堇青石以他形晶，粒状、卵状，定向散布呈残缕结构。绿帘石呈他形晶粒状及粒状集合体。重晶石为他形晶粒状，并具压碎结构，有褐铁矿沿压碎的裂隙散布。 二、选矿实验 该矿石归于氧化铅锌矿，矿石胶状结构及蜂窝状结构存在，硬度较低，细粒级含量较高，若原矿经磨矿直接入浮选，其间细粒级矿极易构成泥化，添加能耗且不利于选别，现针对该矿石特色，首要将该矿石粗磨，使其－200目到达53.8%，经摇床实验，将摇床尾矿直接入浮选，不只节省能耗，并且防止过磨构成矿泥影响精矿目标。而粗粒级摇床精矿再经过磨矿进入浮选。 （一）摇床实验 将原矿样品及磨矿细度－200目53．8％的矿样别离入摇床，做比照实验。实验成果见表5。 从表5中的实验数据能够看出，矿泥中含有很多的细粒级铅锌矿，尾矿不能扔掉处理。从实验现象能够看出，磨矿至－200目53.8%时，粗细粒级分带显着，中矿细粒级与尾矿粒度较细，有价成分与脉石矿藏根本解离。经摇床重选后，铅锌在粗等级中档次由10.65%和12．50%降至10.23%和11.64%，在细等级中档次升至11.33%和13.87%。但铅锌在粗、细等级中均未完成有用富集，摇床首要起到了分级的作用。细等级中－325目含量为89.3%，直接入浮选。而摇床精矿需磨矿再入浮选。 （二） 摇床粗粒级浮选实验 摇床精矿需经过磨矿入浮选。实验调查磨矿细度、硫化铅捕收剂、铅氧化矿用量、氧化锌矿藏用量等首要选别条件。 磨矿细度实验。金属矿藏与脉石矿藏是否充沛解离，是影响浮选目标的重要因素，并且磨矿细度决议了各矿藏之间的单体解离程度。适合的磨矿细度，可脱除更多的脉石矿藏，并使金属矿藏充沛富集，还要保证金属矿藏不因过细而泥化耗费动力且影响金属矿藏的收回率，因而，合理的磨矿细度至关重要。磨矿细度实验选用乙基黄药和丁铵黑药各100g/t，2﹟油20g/t，经一次粗选。实验成果见表6。 从表6中的实验成果能够看出，当磨矿细度到达72.3%时，选别目标较好，断定对摇床精矿磨矿至－200目72.30%进行其他条件实验。 硫化矿捕收剂用量实验。在金属硫化矿的浮选工艺中，常用的捕收剂是黄药和黑药，其极性基(亲固基)中含有与硫化矿表面发生化学吸附的二价硫原子，因而，能够很好的完成硫化矿与脉石的别离。经过调整捕收剂用量，使矿石中的硫化铅有用别离。实验成果见表7。从表7中的实验成果能够看出，跟着捕收剂的添加，精矿档次逐步下降，收回率逐步进步，精矿中搀杂的矿泥对精矿影响跟着捕收剂用量的添加而增大。归纳档次及收回率目标，挑选乙黄药lOOg/t、丁胺黑药100g/t为宜。 铅氧化矿浮选用量实验。摇床精矿经乙黄药和丁胺黑药各100g/t，2﹟油20g/t条件下一次粗选，乙黄药和丁胺黑药各60g/t条件下一次扫选选别硫化铅，对选硫化铅尾矿进行氧化铅的选别。浮选氧化铅矿藏时，的用量至关重要。选用丁基黄药120g/t、2﹟油10g/t进行用量实验，实验成果见表8。  从表8中的实验成果能够看出，当用量为1500g/t时，选别目标好于其它用量，因而断定用量为1500g/t。扫选用量为500g/t，丁基黄药用量60g/t。 锌氧化矿浮选用量实验。对选别硫化铅、氧化铅后的尾矿进行选氧化锌实验。实验选用二次粗选流程，二次粗选条件相同，均为：碳酸钠1000g/t、水玻璃800g/t、十二胺100g/t、2﹟油10g/t。在此条件下，调查用量对锌氧化矿浮选作用的影响，实验成果见表9。 从表9中的实验成果能够看出，用量对锌的氧化矿选别影响十分显着，过低，锌的氧化矿很难从矿泥中别离出来。用量过高，精矿目标也不抱负。依据实验成果，断定一次粗选用量为8kg/t，二次粗选用量为4kg/t，选别目标和实验现象较为抱负。 归纳流程实验。归纳流程实验选用原矿粗磨、摇床重选、摇床精矿进行再磨后经一次粗选一次扫选三次精选选别硫化铅矿藏、一次粗选一次扫选三次精选选别氧化铅矿藏、两次粗选一次扫选三次精选选别氧化锌矿藏实验流程。摇床尾矿选用与摇床精矿浮选相似流程直接进行浮选。实验成果见表10，精矿全分析见表11。 由表10能够看出，实验获得了铅的硫化矿精矿产率为7.65%、铅档次为61.OO%、铅收回率为43.82%；铅的氧化矿精矿产率10.15%、铅档次51.41%、铅收回率49.00%；锌的氧化矿精矿产率为23.22%、锌档次为45.77%、锌收回率为85.02%较好的选别目标。 由表ll能够看出，铅锌精矿质量较高，硫化铅精矿质量到达YS/T319－1997三级品标准，氧化铅精矿质量到达YS/T319－1997四级品标准，锌精矿质量到达YS/T320－1997三级品标准[3]。 三、结 语 （一）实验矿石为多金属氧化矿，还有部分硫化状况的铅，有价成分有硫化铅以及氧化的铅锌矿，可归纳收回的元素有铅、锌。该矿石归于难选的氧化铅锌矿。 （二）矿石中的金属矿藏首要有方铅矿(PbS)，氧化矿有碳酸铅、碳酸锌、硅酸锌等。其它金属矿藏有闪锌矿、蓝铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿、纤铁矿、针铁矿等少量；非金属矿藏有石英、斜绿泥石、碳酸盐、矽线石、绢云母、堇青石、绿帘石、重晶石等。 （三）经实验流程及条件调查，终究断定了原矿粗磨，使用摇床将重矿藏兼并粗粒级矿藏与矿泥别离，再别离入浮选，别离选出硫化铅、铅的氧化矿、锌的氧化矿。经过多个条件实验，终究断定摇床精矿再磨－铅矿藏(硫化铅、铅的氧化矿)经过一次粗选一次扫选三次精选－锌的氧化矿经过两次粗选一次扫选三次精选的实验流程。使铅和锌得到较抱负的富集。 参考文献 [1]魏德洲．固体物料分选学[M]．北京：冶金工业出版社，2008，10． [2]朱建光．浮选药剂[M]．北京：冶金工业出版社，1993．4． [3]矿产资源归纳使用手册修改委员会．矿产资源归纳使用手册[M]．北京：科学出版社，2000．

电氧化法处理低档次钼矿石是近年来发展起来的新技术。由美国矿山局创造，并在小型实验的基础上已进行了扩展实验。国外其它一些国家亦在进行深入研讨，并普遍认为这是一个有出路的办法。在国内，据了解曩昔未进行过研讨。    国内外选矿产标明，由于钼矿藏嵌布粒度的不均匀性些杂质元素的影响，选矿进程中总有一部份中矿进入精矿中，则影响精矿质量；若进入尾矿中，则影响钼的收回率。因而，怎么处理这部份中矿，一直是极待研讨的一个课题。    北京矿冶研讨总院经过对金堆城二选厂低档次中矿进行的电氧化一萃取法出产钼酸铵应战型实验标明，当给料含Mo为1.30%时，浸出率为96～98%，萃取率为99%左右，所得的钼酸铵含Mo大于60%，Mo的总收回率为90%左右。    1.中矿性质    原矿为金城二选厂的低档次中矿（精选1尾+别离扫选1精）。其首要化学成份（%）：Mo1.30、Cu0.78%、Fe 13.30、Pb 0.05、Zn 0.16、CaO 2.46、MgO 1.45、S 11.85、K2O 4.11、Na2O 0.72、C 0.40、WO3 0.0038、Sn 0.0052、Bi 0.0085、As 0.00019、P 0.11、Re质猜中各粒级中钼的赋存状况粒级μ产率%Mn档次%Mo占有率%氧化Mo%氧化率%MoS2单体%MoS2与脉石、黄铁矿连生体%MoS2出露部份>40μ%MoS2出露部份脉石中Mo包体7422.621.77300.0181.028.337.813.540.474-538.320.965.990.0151.5630.351.811.76.253-444.871.364.960.0261.9148.741.96.23.244-308.621.439.240.0070.4980.116.62.11.230-2010.141.3710.410.00580.429640010月20日20.281.2318.680.00570.4699100-1025.151.120.720.00560.51100000算计1001.331000.0110.77563.3318.665.2512.76     由上表能够看出：（1）给猜中氧化钼很少，氧化率仅为0.775%。钼的氧化物首要是高铁钼华和钼华。（2）粗粒级单体解离度较低，辉钼矿与脉石的连生体和脉石中的辉钼矿包体较多。跟着粒度下降，单体解离度添加，连生体和包体辉钼矿削减，-44μ粒级解离较好。[next]    2.作用机理    电氧化法实际上包含两个进程：（1）电解NaCl水溶液生成NaClO氧化剂；（2）NaClO氧化辉钼矿。两个进程均在一个反响器一拌和槽中不断拌和下进行的，没有阳级和阴级产品分出。    次氧化辉钼矿的反响式：                      MoS2+5ClO-+40H- —→ MoO4=+S2O2-+5Cl-+2H2O        （1）                         4ClO-+S2O3=+20H- —→ 2SO4=+4Cl-+H2O           （2）                      MoS2+9ClO-+60H- —→ MoO4=+9Cl-+2SO4=+3H2O        （3）    NaClO是电解NaCl水溶液生成的，当用石墨做阳极和阴极时，其反响：                               阳极：2Cl- —→ Cl2+2e-                 （4）                             阴极：2H2O+2e- —→ 2OH++H2                      （5）    在溶液中生成的Cl2和OH-结组成OCl-，其反响：                             2OH-+Cl3 —→ OCl-+H2O+Cl-                 （6）    如矿石中含有铼时，次一起氧化铼，其反响：                    Re2S7+28ClO-+160H-  —→ 2ReO4-+28Cl-+8H2O+7SO4=      （7）    由式（3、7）能够看出。电解NaCl水溶液生成的ClO-与MoS2或Re2S7反响后，又生成Cl-。因而，浸出进程自身并不耗费NaCl。所以，浸出后矿浆过滤，其滤回来电解，再生ClO-。NaCl丢失仅限于滤甁中所带走的部份。    从氧化速度看，当溶液中含NaClO小于30克/升，游离状况的碱小于20～30克/升时，辉钼矿氧化速度较快，且铜和铁的硫化物在20～40℃时，氧化速度比矿小。而且，电氧化法是边出产NaClO，边与MoS2反响，简直没有过剩的NaClO与其它金属矿藏反响。所以，该法对辉钼矿的氧化是有挑选性的，浸出液中其它金属杂质含量较低。    3.实验办法与成果    每次实验所用显现质料为90克，含Mo为1.3%，用NaCl水溶液制浆，于拌和槽中通电浸出。浸出后矿浆过滤，其渣用1%Na2CO2水（温度为30～40℃）淋洗，然后再用清水（温度30～40）淋洗。浸出率按渣中含Mo量计算。矿浆pH值用Na2CO3调理。因给猜中含有Re太低，不考虑Re的收回。    准则流程如图一，浸出实验装置示意图如图二。[next] 图一图二[next]     在NaCl矿浆中直接电解出产氯酸的氧化辉钼矿时，影响要素许多，研讨进程中首要研讨了NaCl浓度、矿浆浓度、矿浆pH、矿浆温度、磨矿细度、浸出时刻和电流密度等首要要素。兹简述如下：   （1）NaCl浓度    当电流密度相一起，NaCl浓度愈高，发生的NaClO量亦愈多。在NaCl浓度为5～15%时，所发生的NaClO量比较挨近，跟着NaCl浓度的添加，则辉钼矿氧化的量亦愈多，当NaCl浓度到达10%时，Mo的浸出率为97.87%，再持续添加NaCl浓度时，Mo的浸出率简直不变。   （2）磨矿细度    由于给料是金堆城二选厂的低档次中矿，粗粒级中辉钙矿连生体和包体较多，解离度仅有63%，为使给猜中辉钼矿充沛解离，需求再磨。当给料不经磨矿（63%-400目），Mo的浸出率为92.985，当给料磨至89%-400目时，Mo的浸出率达97.78%，比不磨矿时，进步收回率近5%，如持续添加细度，Mo的浸出率添加很少。   （3）电流密度    在NaCl浓度相同的溶液中，电解发生的ClO-浓度首要取决于电流密度。电流密度愈大，发生的ClO-浓度亦愈大。而ClO-浓度又决议了辉钼矿的氧化速度。跟着电流密度的添加，浸出率也相应地添加，当电流密度为800安培/米2时，Mo浸出率97.08%，如再持续添加电流密度时，Mo浸出率添加很少。   （4）矿浆pH    在矿浆直接电解NaCl浸出辉钼矿的进程中，要不断地往矿浆中添加碳酸钠，以操控其在p5-6的规模。PH值低于5或高于7，Mo的浸出率均下降，面ju的浸出率有所添加。在pH值为5～6时，其它首要金属离子，如Cu、Fe等均处于沉积状况，所以浸出液中，其它金属杂质较少。当矿浆pH值为6，Mo浸出率达97.78%。   （5）矿浆温度    NaClO与MoS2的反响是一个放热的进程，所以跟着反响的进行，矿浆温度逐步上升。矿浆温度在40℃以，Mo浸出率比较高。当矿浆温度比较高时，NaClO开端分化，并分出氧。分出的氧有一部份未参与反响就跑掉了，使NaClO用量比氧化辉钼矿的理论值多得多。所以，电解浸出时，矿浆温度一般应在低于40℃以下进行。但为合矿浆温度在30℃以下，又需求采纳降温办法，因而，矿浆温度在30～40℃时较为适合，当矿浆温度在30℃时，Mo浸出即为97.08%。   （6）矿浆浓度    矿浆浓度能够决议浸出液中Mo离子的浓度和处理量的巨细，而且对Mo的浸出率影响较大。矿浆浓度大于20%时，Mo浸出率大幅度下降。而当矿浆浓度降到10%时，浸出时刻能够缩短一倍，Mo的浸出率仍达98.42%。但归纳考虑，矿浆浓度20%较为适合。   （7）浸出时刻    浸出时刻，首要取决于电流密度的巨细。跟着电流密度的添加，浸出时刻可相应地削减。当Mo浸出率达97%以上时，电流密度为400安培/米2时，需求浸出4小时；电流密度为800安培/米2时，需求浸出3小时。所以，浸出时刻应根据挑选的电流密度巨细来断定。    4.与次溶液浸出法的比较    为了进行电氧化法与直接用次氯酸溶液浸出辉钼矿的比照，用次进行了浸出时刻、浸出液电解再生ClO-实验。为了考察浸了液回来运用的作用，进行了次溶液浸出—电解浸出—溶剂萃取—电解浸出的小型实验。准则流程如图三。[next] 图三     由上图看出，次溶液直接浸出时，Mo的浸出率为98.09%；第一次电解浸出时,Mo的浸出为97.12%、与次溶液浸出时，相差0.97%；第2次电解浸出时，Mo的浸出为96.51%、与次溶液浸出时，相关1.58%，与第一次电解浸出时引导0.61%，成果相差不很大，均与NaCl溶液电解浸出时目标附近。为了确保Mo的浸出率，在浸出液屡次回来运用时，每次电解浸出应补加少数次溶液或NaCl，以补偿NaCl的丢失。    总归，电氧化法与直接用次溶液浸出比较，技术目标根本相同，但电氧化法可使两和中办法得到的浸出液生次氯酸盐，回来运用，经济作用显着。

钼钙矿（CaMoO4）与白钨矿晶型相同，见图1。   图1  钼钙矿的晶体结构       纯钼钙矿没有共同的工业价值。它往往与辉钼矿或白钨矿共生。在硫化钼或白钨矿选别时可考虑归纳收回。     在硫化钼矿床中的钼钙矿主要为辉钼矿氧化产品，往往散布在硫化钼矿床的氧化带内，与辉钼矿共生。 辉钼矿在气-水介质的氧化-复原相态转化参照图2及图3。在氧化灰件，辉钼矿首要氧化成MoO2·SO4络离子，它与重碳酸钙溶液触摸，会反响沉积出钼酸钙：   2MoS2 + 9O2 + 2H2O＝2（MoO2SO4）+ 2H2SO4   MoO2SO4 + Ca（HCO3）2＝CaMoO4↓+ H2SO4 + 2CO2       随辉钼矿氧化程度的不同，钼钙矿占总钼量的5%~40%不等。    图2  Mo—Fe—S—H2O系统Eh—PH图解    图3  水介质中钼随Eh—PH状况改变25℃，0.1MPa       钼钙矿系典型含氧酸盐，晶格内由强极性键严密键合，不具备天然可浮性。在烃油捕收辉钼矿时，单体的钼钙矿难以上浮，经尾矿而丢失。     钼矿石中，钼钙矿与辉钼矿共生关系密切，有时会呈皮膜状包裹在辉钼矿晶粒表面，构成表层钼钙矿化的辉钼矿而失掉浮游活性。     据测定，前苏联巴尔哈什选矿厂在处理东科恩拉德硫化钼矿石时，终究尾矿含钼约0.01%~0.02%，其间，60％左右的钼呈钼钙矿存在，其他的钼则以表面钼钙矿化了的辉钼矿、贫辉钼矿连生体、泥化了的辉钼矿存在。[next]     唐顺英测定，杨家杖子钼选厂在选别辉钼矿所产出终究尾矿里，一般含钼0.013%~0.015%，其间，60%左右也是钼钙矿或钼钙矿化了的辉钼矿。因为它们难上浮，约50%~55%在粗选尾就已丢失，别的5%~10％则在再磨精选后，由精尾遗出。按此核算，原矿钼含量的7.7%~11.3％是钼钙矿或钼钙矿化了的辉钼矿。给钼钙矿的收回带来必定困难的原因是：     （1）氧化带矿石受表生成矿作用，矿藏晶格遭到必定程度损坏，磨矿时易泥化。     （2）矿石一般伴生有其它含钙矿藏，如方解石（CaCO3）、萤石（CaF2）、磷灰石（Ca（PO4）2）等，它们与钼钙矿（CaMoO4）同为含相同阳离子（Ca2+）的含氧酸盐（CaF2破例，不含氧），浮游性质很挨近，使钼钙矿浮选时，难与含钙脉石别离。     收回钼钙矿的实践或研讨还不多见，仅见于前苏联矿业研讨所对东科恩拉德矿石的研讨，巴尔哈什选矿厂对钼钙矿收回实践，钼钙矿浮选工艺分作别离浮选与混合浮选两种。     别离浮选是从辉钼矿浮选尾矿中收回钼钙矿的工艺。1950年前苏联И·A·思特里金特等人首要研讨并初次用于巴尔哈什选矿厂，以东科恩拉德硫化钼浮选尾矿中收回钼钙矿。     钼钙矿捕收剂一般用油酸（约100g/t）为一起收回辉钼矿，还须参加火油（200g/t），起泡剂选用二。浮选生产工艺包含粗选、扫选，粗精矿加水玻璃（1300g/t），经蒸吹（温度85℃下处理30~40min），再过滤、脱药，并用新鲜水调浆后进行四次精选。火油、油酸捕收力较弱，选择性较差，所以泡沫产品中钼钙矿的档次和收回率都较低，无法产出合格的钼精矿，只能获取含钼7.5%~15%、铜2％~3％、钙30％~35％、铁3％~8％、硫4％~6％的钼中矿。该中矿还须经焙烧-浸出提取工艺制成钼酸钙（CaMoO4）后使用。     前苏联矿业研讨所研讨了用烷基硫酸钠作油酸、火油的分散剂。作用见图4及图5。   图4  乳化剂（烷基硫酸钠）对钼钙矿浮选影响   图5  有无分散剂对钼钙矿浮选影响       明显，参加少数分散剂烷基硫酸钠能够进步钼钙矿的收回率和浮游速度。     “别离”浮选无法获合格钼精矿，并且浮选设备添加。为此，前苏联矿业研讨所研讨了“混合”捕收硫化钼与氧化钼的工艺。[next]     “别离”浮选与“混合”浮选动力学曲线比照，如图6及图7。   图6  氧化钼的浮选动力学曲线   图7  全钼浮选动力学曲线       从图可见，“混合”与“别离”浮选工艺目标相同，但浮选速度加速，浮选时刻缩短。明显，硫化钼和氧化钼矿藏可混合浮选而不下降精矿质量。     辉钼矿、钼钙矿混合浮选在1963年进行工业实验。实验在原硫化矿浮选系列上进行，球磨机添加苏打（600g/t）、火油（200g/t），扫选参加油酸钠（l00g/t）与硫酸烷酯（10g/t）混合液，粗选、扫选还补加了火油，因油酸钠与硫酸烷酯也具起泡性，起泡剂二用量减少了50％。蒸吹、精选工艺改变不大。实验证明，混合浮选比“别离”浮选，钼收回率均匀进步5％。     对是否选用混合浮选，首要要看能否获取合格的混合钼精矿，“别离”浮选产出的钼钙矿精矿含钼7.5 %~20％，按此核算，混合精矿中钼钙矿部分不能超过钼总最的13%~18%。也就是原矿石中钼钙矿份额不能太高，不然，混合精矿就难以保证质量。     钼矿床中的钼钙矿主要为钼类质同象替代白钨矿（CaWO4）中钨的产品，很少见不含钨的纯钼钙矿。钼进入钨矿藏晶格替代钨，随替代量的添加，构成白钨矿、钨钼矿、钼钨矿、钼钙矿。其晶形与白钨矿、钼钙故相同；浮游功能也与白钨矿、钼钙矿类似。含钼钙矿的钨矿石在浮选中，钼钙矿与白钨矿无法别离，一起进入钨精矿，再经浸出-提取工艺以别离，提纯出钼产品。

1.氧化铅矿藏及其浮选办法 有工业含义的氧化铅矿藏首要有白铅矿（PbCO3，含铅77.6%，密度6.5g/cm3，硬度3）和铅矾（PbSO4，含铅68.3，密度6.3g/cm3，硬度3）。这两种矿藏都能够硫化，故浮选上常用硫化浮选法。氧化铅矿石经硫化后用黄药或黑药作捕收剂，一般高档黄药作用较好。硫化前一般先经脱泥处理，脱去粘土、氢氧化铁及其他泥质物质。但脱泥会构成金属丢失，亦能够不经脱泥处理，增加水玻璃等涣散剂以消除矿泥的有害影响。硫化剂用或。过量的对白铅矿、铅矾和方铅矿均有抑制作用。实践标明，白铅矿硫化时适合的pH值为9~10，过多的Ns2构成pH值过高，将生成易从矿藏表面掉落的胶质硫化铅，然后下降硫化作用。实践中为下降硫化时pH值，有时增加部分替代，或增加硫酸铵、硫酸等往往也能加速硫化速度，改进浮选目标。硫化剂参加办法有两种，即一次参加或分批参加，一般经过实验加以断定。 2.氧化锌矿藏及其浮选办法 首要的氧化锌矿藏有菱锌矿（ZnCO3，含锌52%，密度4.3g/cm3，硬度5）和异极矿（H2Zn2SiO5，含锌54%，密度3.3~3.6g/cm3，硬度4.5~5.0）。 氧化锌矿石浮选在工业上得到使用的首要有两种办法： ①加温硫化浮选法———在室温下氧化锌矿藏可构成硫化锌胶质沉积，但不易固着在其表面。需将矿浆加热到60~70℃，然后加进行硫化，在氧化锌表面生成硫化锌薄膜，硫化后用硫酸铜活化，加黄药进行浮选。此法首要用于浮选菱锌矿，也能浮选异极矿，但作用较差。 ②脂肪胺浮选法———即在常温下用调整矿浆pH值达10.5~11，然后用阳离子捕收剂脂肪族榜首胺浮选氧化锌。这一办法对菱锌矿及异极矿均有较好的浮选作用。该法的特色是仅用于矿浆pH值的调整，过量的并无抑制作用。因而参加后，不需要必定的拌和时刻，就能够增加捕收剂浮选。但用胺盐浮选时矿泥有明显的影响，由于矿泥能很多吸附胺类药剂，并能附着于矿藏表面，使浮选进程的选择性大大下降。因而，有必要进行预先脱泥以消除矿泥的影响。也可用六聚偏磷酸钠与水玻璃涣散矿泥，将胺与按1：50左右配成乳浊液浮选，可取消预先脱泥作业，获得杰出的浮选作用。 3.铅锌混合矿石的分选次序 关于既有铅锌硫化矿藏又有铅锌氧化矿藏的矿石，一般选用先选硫化矿藏后选氧化矿藏的流程，即按硫化矿藏（混合浮选或优先浮选）—氧化铅—氧化锌的次序浮选。实践上也有先选铅后选锌的流程，即：先选硫化铅、氧化铅，再选硫化锌、氧化锌的流程。前者为先硫后氧流程，后者为先铅后锌流程。 用脂肪胺浮选氧化锌时硫化锌也能很好浮游，故当矿石的氧化率很高、硫化锌不多时，能够用胺将它们一起收回。矿石的分选次序要根据矿石的特色，经实验后加以断定。

查干银矿床坐落内蒙古自治区新巴尔虎右旗，是一大型银、铅、锌多金属矿床。因为地处草原荒漠区域，该矿床地点地表氧化带保存较好，氧化带一般厚度为 3～4 m，部分区域达 6－7 m，其间银的含量恰当可观，为了有用地收回氧化带中的银 ，笔者进行了氧化带中银的赋存状况研讨及其化学浸出实验。      一、银的赋存状况研讨     为确保银的赋存状况研讨的成果具有代表性 ，所用试样为收集于该矿床氧化带中的组合样品。研讨进程中对所选样品首要进行了全分析、物相分析等。     （一）试样的化学组成和全分析     为全面了解样品的化学组成和矿藏组成 ，首要进行了样品的全分析和矿藏判定。值得指出的是，全分析成果标明试样中银含量很高 (见表1)，但在光学显微镜下 ，银矿藏很难找到，据此分析以为其矿藏颗粒太细，或是非独立矿藏而呈涣散状况。表1  试样的全分析成果成分含量成分含量SiO268.210Pb0.980Al2O311.470Zn0.550CaO0.720Cu0.028MgO0.500As0.060TFe6.670S0.500TMn6.590C0.240K2O3.280Ag464（g/t）Na2O0.290烧损6.150TiO20.420    （二）矿藏组成和物相分析    因为铁锰矿藏物化性质近似，别离测定铁和锰矿藏中的银无法完结，因而，兼并测定铁和锰矿藏中的银。矿藏组成见表2。考虑到银矿藏颗粒多微细以及“被包裹”的原因，化学物相分析用样为－200目，分析成果见表3。表2  试样矿藏组成矿藏组成含量矿藏组成含量石英（少数长石）50.7白铅矿1.0白云母25.5黄铁矿0.8褐铁矿10.1其他2.5硬锰矿9.4表 3 试样中银的物相分析成果项目Ag/g·l－1散布/%项目Ag/g·l－1散布/%硫化银中的银31265.21铁锰矿中的银6112.76卤化银中的银8417.57方铅矿中的银81.67天然中的银51.06算计478100.00硅酸盐矿藏中的银81.67    银的物相分析成果标明，试样中硫化银占银矿藏的大部分，卤化银也占恰当大的份额，二者 占总银的82％以上。铁锰矿藏中的银尽管约占总银的10％，但这并不是铁锰矿自身含的银，是因为存在着未被挑选溶出的被包裹的银矿藏。     （三）银与重要元素的相关联系    为了解银是否与某些元素存在着彼此依存的规则，然后进一步查明银的赋存状况，有必要从微观上研讨银与有关重要元素的相关联系。依据矿床成因特色和前人的材料，试样中含量最多的元素硅和铝所组成的矿藏相中不可能含有很多的银，而铁、锰、铅矿藏则最有可能与银存在着亲近的联系，因而，关键在于查明 Ag—Fe、Ag—Mn和 Ag－Pb之间的相关联系。为此 ，在双简显微镜下挑选出含量规模尽量广大又具有代表性特征的各种矿藏样品和部分筛析样，进行有关元素的化学分析 ，成果标明，Ag－Mn和 Ag－Pb之间的含量联系是彻底无规则的，只要铁与银的含量体现出了显着的相关性，即样品中银含量的凹凸跟着铁的含量而相应地有规则改变。依据分析数据对两元素一元回归，回归直线见图1，回归方程为 (分析样品数n=17，核算得到的相联系数R=0.9725)，Fe（%）＝0.0068Ag（g/t）＋2.594。 由回归方程可知，Ag－Fe的相联系数高达0.97，阐明它们呈显着正相关。显微镜下矿藏判定等作业业已证明，铁的绝大部分组成为褐铁矿，其他矿藏含铁甚低，所以，褐铁矿是银的最重要载体矿藏。    归纳上述研讨，在查干银矿床的氧化带中，银首要赋存在褐铁矿中，以银的硫化物和卤化物独立存在。    银矿藏的产出形状根本可分为两类，即不规则粒度和胶体同心环带——带状 ，前者以单晶粒为主，多为或疏或密浸染状散布；后者以隐晶质集合体为主。上述两类产出形状的银矿藏在褐铁矿中均可见到，但白铅矿和锰矿藏等其他矿藏只见到不规则粒状一种状况。    此外，除硫化银能够呈两种形状外，其他银矿藏也只要不规则粒度一种形状，不同银矿藏很少彼此连生。     二、银的化学浸出实验     因为查干银矿床氧化带中的银矿藏以硫化银、卤化银为主，银矿藏嵌布粒度细，载体矿藏多，其间恰当一部分银矿藏与铁、锰矿藏严密共生，甚至于被微细粒包裹，故该矿床氧化带中的银矿石归于难选冶的矿石类型，所以，研讨决议在其选矿工艺流程中第一步选用化学办法——化浸出。在进入正式化浸出实验之前，笔者进行了一系列探究实验，探究实验的成果，一是银的浸出率与入浸细度联系亲近；二是选用CaO碱浸作为预处理手法。探究性实验之后，对化浸出中各首要工艺参数进行较为系统的实验研讨，以调查这些工艺参数对化目标的影响趋势，这些工艺参数包含用量、入浸细度、浸出时刻、CaO用量、通氧量、浸出矿浆浓度等。然后断定适合于该矿石的最佳化条件及目标。     （一）用置实验    是化浸出的主试剂，所以，首要进行用量实验。为了有利于银的浸出，将入浸细度进步到－200目98％(－320目89％)，一起，还将浸出时刻由24 h延伸至36 h。别的考虑到细磨后，细粒级产率的添加，泥化倾向的加大，矿浆黏度必定添加，会影响浸出进程中试剂分子及在浸出后生成 Ag(CN)2－络合物分散作用 ，故又将浸出矿浆浓度由本来的40％下降为 30％。实验成果见表 4。 表4   用量实验成果NaCN用量/kg·t－1浸出率/%NaCN用量/kg·t－1浸出率/%13.869.053.062.789.268.592.060.314.067.240.539.76     注：人浸细度为－200目98％；矿浆浓度为 30％；pH=10.5～11.0碱浸时刻为1h；浸出时刻为36h。     表4标明：用量添加，银的浸出率进步。但用量4 kg／t以上时银的浸出率添加起伏不大；过低的用量将使浸出率急剧下降。故操控用量为4 kg／t时即可满意浸出的要求。     （二）入浸细度实验    矿石的入浸细度与化浸出作用有着非常亲近的联系。不同矿藏组成，不同矿藏结构都要求不同的入浸细度以取得抱负的浸出目标。该矿石的不同入浸细度与银浸出率联系见表5。 表5  入浸细度实验成果入浸细度浸出率/%入浸细度浸出率/%－500目92%80.90－200目98%－320目97%73.49－320目72%59.28－320目93%70.22－200目89%－320目89%67.63－200目63%56.03     注：NaCN用量为4kg/t，矿浆浓度为 30％；pH=10.5～11.0；碱浸时刻为l h；浸出时刻为36h     表5标明：银浸出率的进步与入浸细度的添加成正比。磨得越细，银浸出率越高，这是因为跟着入浸细度的添加，本来被包裹的银矿藏得以更多的露出而被浸出。当入浸细度为－200目63％时，银的浸出率为56.03％；在工业上可完结的－200目98％细磨条件下银的浸出率为67.63％；而要使银的浸出率进步到80％以上，则必须将矿石超细磨至－500目92％以上。显着这在工业上难以完结，何况也是不经济的。由此可见，该矿石归于难浸的矿石类型，假如只选用单一的化浸出，则工业上很难取得高收回率目标。     （三）CaO用量实验    化浸出一般是在pH＞10的状况下进行，石灰以其价廉来历广而被作为维护碱广泛应用于化浸出工艺中。另据材料陈述，石灰在必定状况下还能够起到强化浸出进程的络合作用。CaO的用量实验成果见表6。 表6  CaO用量实验成果CaO用量/kg·t－1矿浆pH值浸出率/%1.810.067.373.310.567.785.111.066.577.511.562.07     注：入浸细度为－200目98％；NaCN用量为4 kg/t，矿浆浓度为30％；碱浸时刻为1 h；浸出时刻为36h。     表 6标明：CaO用量在 1.8～7.5 kg/t改变时，浸出矿浆的pH值为l0.0～11.5。CaO用量太高，银的浸出作用欠好，当CaO用量为7.5kg时，银的浸出率下降到62％左右。CaO用量操控在 1.8～3.3 kg／t为好，此刻矿浆的pH值在 10.0～10.5。但考虑到浸出进程中pH值的动摇，在以下实验中CaO用量选用 3 kg／t。    （四）通氧量实验     银的浸出进程需求氧的参与，而氧在溶液中具有必定的溶解度。只要溶液中所溶解的氧量与根浓度到达必定份额时，才干到达最佳的浸出作用。也就是说用量添加，根浓度越高，所需溶解氧量也要求越多，反之亦然。打开于空气中的浸出系统，矿浆的自身就溶解有必定量的氧。在用量较低的状况下这部分溶解氧足以保持浸出进程的完结，而不要别的的补加。但当用量较高时，为了到达最佳的浸出作用，往往选用向浸出系统中通氧(或空气)来进步矿浆中的含氧量。该实验是选用通入纯氧的方法(氧气瓶通氧)，其流量用微型气体流量计调理。比照用量别离在2 kg／t和4 kg／t时，通氧量的改变对浸出率的影响，其成果见表7。 表7  通氧量的实验成果通氧量/（min·L）－1浸出率/%NaCN用量2kg/tNaCN用量4kg/t060.3167.240.459.2868.800.857.6568.601.556.0266.34     注：入浸细度为－200目98％；NaCN用量为4kg/t；矿浆浓度为30％CaO用量为3 kg／t；碱浸时刻为1h；浸出时刻为36h。     表7标明：用量的不同，所要求矿浆中含氧量也不同，确实存在一个份额问题。太低或太高的含氧量均未能到达最佳的浸出作用。当用量为2kg／t时，则不需求外界再补加氧，靠矿浆在拌和进程中矿浆的天然吸氧即可保持浸出进程的完结；但当用量进步到4kg/t时，则需求外界补加部分氧气以添加矿浆的含氧量。实验标明，通氧量以0.4～0.8(rain·L) 为宜。当然，因为整个浸出系统是打开的，所通入的氧气绝大部分又从矿浆中逸出而损失掉。      2.5 浸出浓度实验    矿浆的浸出浓度是决议浸出设备单位处理量的首要参数之一，一起也是影响试剂耗费以及浸出作用的首要要素。因而，着重在细磨 (－200目98％)，和粗磨(－200目63％)两种入浸细度条件下探究浓度对浸出率影响的比照实验，一起，也对下降试剂用量的可能性做进一步的探究，其成果见表8。 表8  浸出浓度实验成果NaCN用量/kg·l－1矿浆浓度/%入浸率/%－200目98%－200目63%43066.7956.254060.6556.6833062.7852.134058.8454.7423060.31－4056.9451.72     注：CaO用量为3 kg／t；pH=10.0～10.5；碱浸时问为l h；浸出时刻为36h。     表8标明：在两种入浸细度下，矿浆浓度的改变对银浸出率的影响是不相同的，矿浆浓度的进步，一方面进步了试剂的初始浓度，能够加速浸出反响速度，使络合反响平衡向生成物[Ag(CN)2－]方向移动，对浸出有利，一起也进步了设备的单位处理量；但另一方面，跟着矿浆浓度的进步，其矿浆黏度也随之添加，这对CN分散到银矿藏表面并与之作用生成 Ag(cN)2－及其络合物分散等作用显着晦气，此外，还会下降矿浆中的溶解氧量。从实验成果来看，粗磨时，前者要素占主导地位，矿浆浓度的进步，使银浸出略有进步；而细磨时，因为矿泥量的必定添加，然后使后者要素居主导地位，进步矿浆浓度反而恶化浸出作用，使浸出率下降。所以，粗磨时能够选用40％较高的浸出浓度，以减小浸出槽的体积 ；而细磨时选用 30％较稀的矿浆浓度，以确保取得更好的浸出作用。用量仍以4kg／t为宜，仅仅粗磨时用量4 kg／t与 3 kg／t比较，银的浸出率只相差2％左右，从本钱上考虑 ，能够恰当的将用量降至3 kg／t。     （六）浸出时刻实验    相对而言，Ag(CN)2－的络合常数远远小于 Au(CN)2－。因而，体现为银矿藏较金矿藏难浸一些，往往需求更长的浸出时刻才干到达浸出意图。为此，对粗磨和细磨两种不同入浸细度的矿石进行浸出时刻的实验比照，以断定出最佳的浸出时刻规模，其成果见表9。表9  浸出时刻实验成果浸出时刻/h浸出率/%浸出时刻/h浸出率/%－200目98%－200目63%－200目98%－200目63%2461.7950.116068.9356.703667.2454.127269.4759.584868.2155.02    注：CaO用量为3 kg／t；pH=l0.1～10.5；碱浸时刻为1h。粗磨时：矿浆浓度为 40％，NaCN用量为3 kg／t；细磨时：矿浆浓度为 30％。NaCN用量为 4kg／t。     表9标明：跟着浸出时刻的延伸，浸出率一向处于上升趋势。当浸出时刻达72 h，银的浸出率别离由24h的61.79％和50.11％进步到69.47％和59.58％，阐明延伸浸出时刻对银的浸出有利。24h的浸出时刻显着缺乏，至少应确保36 h以上的浸出时刻。     三、定论    （一）该矿石归于难浸的“顽银”矿石。只要在超细磨－500目92％以上，才干取得80％以上较好的化目标，但这在工业大将无法完结，假如选用单一的化手法，工业上也难以取得较高的收回率目标。    （二）选用工业上可到达的磨矿细度，即－200目63％～98％时，银的浸出率为 54％～67％。    （三）粗磨时能够选用40％较高的浸出浓度；而细磨时只能选用30％较低的浸出浓度，不然将会恶化浸出作用。    （四）CaO用量3 kg／t左右为宜；用量应操控在4kg／t，如粗磨浸出时，因为可选用稍高的矿浆浓度，用量可恰当削减到3 kg／t；浸出时刻延伸对浸出率进步有利，浸出时刻至少要到达36 h。    （五）碱浸可作为有用的预处理手法，碱浸时刻为 l h，恰当的通氧对浸出有利。