粉末状呈暗蓝色，结晶状，为银白色脆金属。密度5.35克/厘米3。熔点937.4℃。沸点2830℃。化合价+2和+4。榜首电离能7.899电子伏特。是一种稀有金属，重要的半导体材料。不溶于水、、稀苛性碱溶液。溶于、浓硝酸或硫酸、熔融的碱、过氧化碱、硝酸盐或碳酸盐。在空气中不被氧化。其细粉可在氯或中焚烧。 　　性质：　　具有半导体性质。对固体物理和固体电子学的开展有重要效果。锗的熔密度5.32克/厘米3，锗可能性划归稀散金属，锗化学性质安稳，常温下不与空气或水蒸汽效果，但在600～700℃时，很快生成二氧化锗。与、稀硫酸不起效果。浓硫酸在加热时，锗会缓慢溶解。在硝酸、中，锗易溶解。碱溶液与锗的效果很弱，但熔融的碱在空气中，能使锗敏捷溶解。锗与碳不起效果，所以在石墨坩埚中熔化，不会被碳所污染。锗有着杰出的半导体性质，如电子迁移率、空穴迁移率等等。锗的开展仍具有很大的潜力。现代工业生产的锗，首要来自铜、铅、锌冶炼的副产品。

为开发利用云南驰宏锌锗股份有限公司深部铅锌矿资源，北京矿冶研究总院和云南驰宏锌锗股份有限公司创造性地开发出“等可浮－异步选铅－锌硫异步混选－铅锌硫分离－氧化铅锌矿不脱泥硫化电位控制浮选”新技术，并成功应用于复杂难选铅锌硫化氧化混合矿的选矿过程，技术上取得了突破性进展。 1、依据铅硫、锌硫关系密切的特点，根据等可浮的原理把铅锌硫分成两部分：“铅硫”部分和“锌硫”部分，首次将异步和等可浮两个流程的核心技术有机结合起来，形成等可浮异步浮选和混选流程结构，成为硫化矿浮选的骨干流程；采用有效的针对性捕收剂，保证了铅、锌、硫、银、锗等金属得到最大限度的回收，确保了铅硫在低pH下分离，为后续氧化矿有效浮选创造了必要条件。 2、氧化铅锌矿不脱泥硫化浮选新技术，解决了矿石中铅锌氧化矿物和脉石矿物同为碳酸盐矿物、泥化程度高的难题，是获得混合矿浮选技术指标突破性进展的关键技术。 最终的选矿产品结构简单，便于操作管理，该技术整体上达到国际领先水平。

归纳收回锗的办法许多，常用的是氯化蒸馏的经典办法。该法是使原猜中的锗转入硫酸溶液，参加单宁得单宁锗沉积物，经氧化焙烧脱砷及脱有害物后，在83～100℃下氯化蒸馏得GeCl4。在氯化蒸馏过程中发作如下反响： GeO3+4HCl=GeCl4+2H2O GeCl4经水解得纯GeO2，过程中发作下列反响： GeCl4+2H2O=GeO2+4HCl GeO2通复原得到约具有10～20Ω·cm电阻率的金属锗，其反响为: GeO2+2H2=Ge+2H2O (1)优先蒸发法收回锗先把质料制团，经复原蒸发硫化锗，蒸发锗率达90%～98%;然后将尘按经典法提锗，锗的收回率听说高达90%。在我国，曾实验用此法从含0.006%～0.008%Ge的锌精矿中提锗，通过两次复原蒸发，所得硫化物尘再用经典法提锗，锗收回率达75%～80%。 (2)硫酸化-载体沉积法收回锗此法处理含0.022%锗的扎伊尔锗矿，经浮选得含锗0.13%的铜精矿，经铜冶炼得含0.36%Ge的烟尘，经硫酸化使锗转入硫酸系统，净化后用MgO作载体沉积出溶液中的锗，然后按经典法提锗。比利时的巴伦厂选用此法出产，锗的收回率达75%。 (3)碱土金属氯化蒸馏法收回锗。 (4)烟化法收回锗。 (5)氧化复原焙烧收回锗。 (6)再次蒸发收回锗。 (7)萃取法收回锗近年来，国内外溶剂萃取锗的研讨工作进展较大，在系统中可用火油、CCl4、MIBK、Lix63及二等萃取锗;在硫酸系统中可用TOA、P204+YW100、Lix63及Kelex100等萃取锗，此法可根据具体情况进行出产。 (8)鼓风炉蒸发法收回锗。

锗单质是一种灰白色类金属，有光泽，质硬，属于碳族，化学性质与同族的锡与硅相近，不溶于水、HCl、稀苛性碱溶液，溶于王 水、浓硝酸或硫酸，具有两 性，故溶于熔融的碱、过氧化碱、碱金属硝酸盐或碳酸盐，在空气中较稳定，在自然界中，锗共有五种同位素：70，72，73，74，76，在700℃以上与氧作用生成GeO2，在1000℃以上与氢作用，细粉锗能在氯或 Br 中燃烧，锗是优良半导体，可作高频率电流的检波和交流电的整流用，此外，可用于红外光材料、精密仪器、催化剂。锗的化合物可用以制造荧光板和各种折射率高的玻璃。锗化学性质稳定，常温下不与空气或水蒸汽作用，但在600～700℃时，很快生成二氧化锗。与HCl、稀硫酸不起作用。浓硫酸在加热时，锗会缓慢溶解。在硝酸、王 水中，锗易溶解。碱溶液与锗的作用很弱，但熔融的碱在空气中，能使锗迅速溶解。锗与碳不起作用，所以在石墨坩埚中熔化，不会被碳所污染。??锗在电子工业中的用途，已逐渐被硅代替。但由于锗的电子和空穴迁移率较硅高,在高速开关电路方面,锗比硅的性能好。锗在红外器件、γ辐射探测器方面，有新的用途。金属锗能通过?2～15微米的红外线，又和玻璃一样易被抛光，能有效地抵制大气的腐蚀，可用以制造红外窗口、三棱镜和红外光学透镜材料。锗酸铋用于闪烁体辐射探测器。锗还同铌形成化合物，用作超导材料。二氧化锗是聚合反应的催化剂。用二氧化锗制造的玻璃有较高的折射率和色散性能，可用于广角照相机和显微镜镜头；GeO2－TiO2－P2O5类型的玻璃有良好的红外性能，在空间技术上，可用来保护超灵敏的红外探测器。

锗为银灰色金属，密度5.35克，熔点937.4℃，沸点2830℃。室温下，晶态锗性脆，可塑性很小。锗的化学性质安稳，常温下锗在空气中不被氧化，但在加热时，锗能在氧气、和蒸气中焚烧。锗不与水效果，不溶于和稀硫酸，硝酸和热的浓硫酸能将金属锗氧化为二氧化锗，锗还溶于。锗易溶于熔融的或，生成锗酸钠或锗酸钾。在过氧化氢、次等氧化剂存鄙人，锗能溶解在碱性溶液中，生成锗酸盐。锗具有半导体性质，在高纯锗中掺入三价元素（如铟、镓、硼）、得到P型锗半导体；掺入五价元素（如锑、砷、磷），得到N型锗半导体。　　锗一般以涣散状况存在于其他矿藏中，独立的矿藏很少。可从含锗的氧化铅锌矿、闪锌矿和煤灰中收回锗。锗的提取办法是首先将锗的富集物用浓氯化，制取，再用溶剂萃取法除掉首要的杂质砷，然后经石英塔两次精馏提纯，再经高纯洗刷，可得到高纯，用高纯水使水解，得到高纯二氧化锗。一些杂质会进入水解母液，所以水解进程也是提纯进程。纯二氧化锗经烘干煅烧，在复原炉的石英管内用于650-680℃复原得到金属锗。　　锗在电子工业中的用处已逐步被硅替代。但因为锗的电子和空穴迁移率较硅高，在高速开关电路方面，锗比硅的功用好。锗首要用来出产低功率半导体二极管三极管，锗在红外器材、γ辐射探测器方面有着新的用处，金属锗能让2-15微米的红外线经过，又和玻璃相同易被抛光，能有效地抵抗大气的腐蚀，可用以制作红外窗口、三棱镜和红外光学透镜材料。锗还与铌构成化合物，用作超导材料。用氧化锗制作的玻璃有较高的折射率和色散功用，可用于广角照像镜头和显微镜。　　镓、铟、、锗、硒、碲和铼一般称为稀散金属，这7个元素从1782年发现碲以来，直到1925年发现铼才被悉数发现。这一组元素之所以被称为稀散金属，一是因为它们之间的物理及化学性质等类似，划为一组；二是因为它们常以类质同象的方式存在于有关的矿藏傍边，难以构成独立的具有独自挖掘价值的稀散金属矿床；三是它们在地壳中的均匀含量较低，以稀疏涣散状况伴生在其他矿藏之中，只能随挖掘主金属矿床时在选冶中加以归纳收回和运用。　　稀散金属具有极为重要的用处，是今世高科技新材料的重要组成部分。由稀散金属与其他有色金属组成的一系列化合物半导体、电子光学材料、特殊合金、新式功用材料及有机金属化合物等，均需运用共同功用的稀散金属。用量尽管不大，但至关重要，缺它不行。因此广泛用于今世通讯技能、电子计算机、宇航、医药卫生、感光材料、光电材料、动力材料和催化剂等职业。　　稀散金属在自然界中首要以涣散状况赋存在有关的金属矿藏中，如闪锌矿一般都富含镉、锗、镓、铟等，单个还含有、硒与碲；黄铜矿、黝铜矿和硫砷铜矿常常富含、硒及碲，单个的还富含铟与锗；方铅矿也常富含铟、、硒及碲；辉钼矿和斑铜矿富含铼，单个的还富含硒；黄铁矿常富含、镓、硒、碲等。现在，尽管已发现有近200种稀散元素矿藏，但因为稀疏而未富集成具有工业挖掘的独立矿床，迄今只发现有很少见的独立锗矿、硒矿、碲矿，但矿床规划都不大。　　我国稀散金属矿产资源比较丰富，已探明有稀散金属矿产储量的矿区：锗矿散布在11个省区，其间广东、云南、吉林、山西、四川、广西和贵州等省区的储量占全国锗总储量的96%；镓矿散布在21个省区，首要会集在山西、吉林、河南、贵州、广西和江西等省区；铟矿散布在15个省区，首要会集在云南、广西、内蒙古、青海、广东；矿散布在云南、广东、甘肃、湖北、广西、辽宁、湖南等7个省区；硒矿散布在18个省区，首要会集在甘肃，其次为黑龙江、广东、青海、湖北和四川等省区；碲矿散布在15个省区，首要会集在江西、广东、甘肃；铼矿散布在陕西、黑龙江、河南和湖南、湖北、辽宁、广东、贵州、江苏9个省。

锗为银灰色金属，密度5.35克，熔点937.4℃，沸点2830℃。室温下，晶态锗性脆，可塑性很小。锗的化学性质安稳，常温下锗在空气中不被氧化，但在加热时，锗能在氧气、和蒸气中焚烧。锗不与水效果，不溶于和稀硫酸，硝酸和热的浓硫酸能将金属锗氧化为二氧化锗，锗还溶于。锗易溶于熔融的或，生成锗酸钠或锗酸钾。在过氧化氢、次等氧化剂存鄙人，锗能溶解在碱性溶液中，生成锗酸盐。锗具有半导体性质，在高纯锗中掺入三价元素(如铟、镓、硼)、得到P型锗半导体;掺入五价元素(如锑、砷、磷)，得到N型锗半导体。 锗一般以涣散状况存在于其他矿藏中，独立的矿藏很少。可从含锗的氧化铅锌矿、闪锌矿和煤灰中收回锗。锗的提取办法是首先将锗的富集物用浓氯化，制取，再用溶剂萃取法除掉首要的杂质砷，然后经石英塔两次精馏提纯，再经高纯洗刷，可得到高纯，用高纯水使水解，得到高纯二氧化锗。一些杂质会进入水解母液，所以水解进程也是提纯进程。纯二氧化锗经烘干煅烧，在复原炉的石英管内用于650-680℃复原得到金属锗。 锗在电子工业中的用处已逐步被硅替代。但因为锗的电子和空穴迁移率较硅高，在高速开关电路方面，锗比硅的功用好。锗首要用来出产低功率半导体二极管三极管，锗在红外器材、γ辐射探测器方面有着新的用处，金属锗能让2-15微米的红外线经过，又和玻璃相同易被抛光，能有效地抵抗大气的腐蚀，可用以制作红外窗口、三棱镜和红外光学透镜材料。锗还与铌构成化合物，用作超导材料。用氧化锗制作的玻璃有较高的折射率和色散功用，可用于广角照像镜头和显微镜。 镓、铟、、锗、硒、碲和铼一般称为稀散金属，这7个元素从1782年发现碲以来，直到1925年发现铼才被悉数发现。这一组元素之所以被称为稀散金属，一是因为它们之间的物理及化学性质等类似，划为一组;二是因为它们常以类质同象的方式存在于有关的矿藏傍边，难以构成独立的具有独自挖掘价值的稀散金属矿床;三是它们在地壳中的均匀含量较低，以稀疏涣散状况伴生在其他矿藏之中，只能随挖掘主金属矿床时在选冶中加以归纳收回和运用。 稀散金属具有极为重要的用处，是今世高科技新材料的重要组成部分。由稀散金属与其他有色金属组成的一系列化合物半导体、电子光学材料、特殊合金、新式功用材料及有机金属化合物等，均需运用共同功用的稀散金属。用量尽管不大，但至关重要，缺它不行。因此广泛用于今世通讯技能、电子计算机、宇航、医药卫生、感光材料、光电材料、动力材料和催化剂等职业。 稀散金属在自然界中首要以涣散状况赋存在有关的金属矿藏中，如闪锌矿一般都富含镉、锗、镓、铟等，单个还含有、硒与碲;黄铜矿、黝铜矿和硫砷铜矿常常富含、硒及碲，单个的还富含铟与锗;方铅矿也常富含铟、、硒及碲;辉钼矿和斑铜矿富含铼，单个的还富含硒;黄铁矿常富含、镓、硒、碲等。现在，尽管已发现有近200种稀散元素矿藏，但因为稀疏而未富集成具有工业挖掘的独立矿床，迄今只发现有很少见的独立锗矿、硒矿、碲矿，但矿床规划都不大。 我国稀散金属矿产资源比较丰富，已探明有稀散金属矿产储量的矿区：锗矿散布在11个省区，其间广东、云南、吉林、山西、四川、广西和贵州等省区的储量占全国锗总储量的96%;镓矿散布在21个省区，首要会集在山西、吉林、河南、贵州、广西和江西等省区;铟矿散布在15个省区，首要会集在云南、广西、内蒙古、青海、广东;矿散布在云南、广东、甘肃、湖北、广西、辽宁、湖南等7个省区;硒矿散布在18个省区，首要会集在甘肃，其次为黑龙江、广东、青海、湖北和四川等省区;碲矿散布在15个省区，首要会集在江西、广东、甘肃;铼矿散布在陕西、黑龙江、河南和湖南、湖北、辽宁、广东、贵州、江苏9个省。

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。

锗具有半导体性质。对固体物理和固体电子学的开展有重要效果。锗的熔密度5.32克/厘米3，锗可能性划归稀散金属，锗化学性质安稳，常温下不与空气或水蒸汽效果，但在600～700℃时，很快生成二氧化锗。与、稀硫酸不起效果。浓硫酸在加热时，锗会缓慢溶解。在硝酸、中，锗易溶解。碱溶液与锗的效果很弱，但熔融的碱在空气中，能使锗敏捷溶解。锗与碳不起效果，所以在石墨坩埚中熔化，不会被碳所污染。锗有着杰出的半导体性质，如电子迁移率、空穴迁移率等等。锗的开展仍具有很大的潜力。现代工业生产的锗，首要来自铜、铅、锌冶炼的副产品。

锗具备多方面的特殊性质，在半导体、航空航天测控、核物理探测、光纤通讯、红外光学、太阳能电池、化学催化剂、生物医学等领域都有广泛而重要的应用，是一种重要的战略资源。在电子工业中，在合金预处理中，在光学工业上，还可以作为催化剂。高纯度的锗是半导体材料。从高纯度的氧化锗还原，再经熔炼可提取而得。掺有微量特定杂质的锗单晶，可用于制各种晶体管、整流器及其他器件。锗的化合物用于制造荧光板及各种高折光率的玻璃。锗单晶可作晶体管，是第一代晶体管材料。锗材用于辐射探测器及热电材料。高纯锗单晶具有高的折射系数，对红外线透明，不透过可见光和紫外线，可作专透红外光的锗窗、棱镜或透镜。20世纪初，锗单质曾用于治疗贫血，之后成为最早应用的半导体元素。单质锗的折射系数很高，只对红外光透明，而对可见光和紫外光不透明，所以红外夜视仪等军用观察仪采用纯锗制作透镜。锗和铌的化合物是超导材料。二氧化锗是聚合反应的催化剂，含 二氧化锗的玻璃有较高的折射率和色散性能，可作广角照相机和显微镜镜头，三GeCl4还是新型光纤材料添加剂。据数据显示，2013年来光纤通信行业的发展、红外光学在军用、民用领域的应用不断扩大，太阳能电池在空间的使用，地面聚光高效率太阳能电站推广，全球对锗的需求量在持续稳定增长。全球光纤网络市场尤其是北美和日本光纤市场的复苏拉动了光纤市场的快速增长。21世纪全球光纤需求年增长率已经达到了20%。未来中国光纤到户、3G建设及村通工程将拉动中国光纤用锗需求快速增长。锗在红外光学领域的年需求量占锗消费量的20-30%，锗红外光学器件主要作为红外光学系统中的透镜、棱镜、窗口、滤光片等的光学材料。红外市场对锗产品的未来需求增长主要体现在两个方面：军事装备的日益现代化带动了对红外产品的需求和民用市场对红外产品的需求。太阳能电池用锗占据锗总消耗量的15%，太阳能电池领域对锗系列产品的未来需求增长主要体现在两个方面：航空航天领域及卫星市场快速发展和地面光伏产业快速增长。从全球产量分布来看，中国供给了世界71%的锗产品，是全球最大的锗生产国和出口国，这主要是由于中国高附加值深加工产品技术环节薄弱，导致内需相对有限，产品多以初加工产品出口为主。但是在需求旺盛刺激下，中国锗生产技术能力提升迅速，目前中国企业已经能够生产光纤级、红外级、太阳能级锗系列产品。加之来政策推动力度大，中国光纤领域锗需求明显增长。2013年PET催化剂用锗约占25%，电子太阳能用锗约占15%，红外光学用锗比重从42%降至25%，而光纤通讯约占锗消费30%左右的市场份额。2011年中国锗消费量为45金属吨，2012年锗消费量为50金属吨，同比增长11.11%;2013年锗消费量为59金属吨，同比增长18.00%。

锗的提取办法是首先将锗的富集物用浓氯化，制取，再用溶剂萃取法除掉首要的杂质砷，然后经石英塔两次精馏提纯，再经高纯洗刷，可得到高纯，用高纯水使水解，得到高纯二氧化锗。一些杂质会进入水解母液，所以水解进程也是提纯进程。纯二氧化锗经烘干煅烧，在复原炉的石英管内用于650-680℃复原得到金属锗。 锗具有多方面的特殊性质，在半导体、航空航天测控、核物理勘探、光纤通讯、红外光学、太阳能电池、化学催化剂、生物医学等范畴都有广泛而重要的使用，是一种重要的战略资源。

广西龙水金矿属中温热液含金黄铁矿型。在浮选金精矿中首要收回金、少数银。精矿中金属矿藏以黄铁矿为主，含有少数的黄铜矿、方铅矿、毒砂、闪锌矿、磁铁矿、菱铁矿、褐铁矿等。脲石矿藏以石英、硅酸盐等为主、含有少数的绢云母、石墨等。    精矿中的金绝大多数是以细粒、微细粒状况存在的，小于0.01mm以下粒级金占54.89%，精矿中包裹金占11%，其间脲石包裹金占1.83%，硫化物包裹金占9.17%。精矿多元素分析成果详见表1。碳物相分析成果详见表2。表1  精矿多元素分析表元素称号Au/（g·t-1）Ag/（g·t-1）CuPbZnFeSC含量/%45.33113.170.3380.6720.1822.3321.772.32元素称号AsMnCaOMgOAl2O3TiO2SiO2　含量/%0.110.0840.881.99.070.7830.87表2  碳物相分析表物相C石墨C有机C无机C总精矿中金量/%1.610.130.582.32相对含量/%69.45.625100     为了完成浸出一堆积一步法工艺，可在酸性介质中别离选用泥金属置换法、吸附法和溶剂萃取法提取浸出矿浆中的金，以下降Au[SC（NH2）2]2+离子浓度。因为Au[SC（NH2）2]2+/Au电对的标准电位为+0.38V，加之金络阳离子的浓度较低，金属置换时需选用负电性的金属。金属的负电性愈大，其酸溶性也愈大。故金属置换法的酸耗和金属置换极的耗量恰当高，添加操作本钱。近年虽有溶剂萃取金的报导，但现在直接从矿浆中萃取金仍有恰当困难。吸附法虽可选用活性炭或离子交换树脂作吸附剂，但其选择性仍有待实验研讨。因而，一步法工艺中较有工业远景的是浸出-电积一步法。浸金时，因“一步法”工艺中浸-置一起进行，故浸出流程较简略，详细工艺如1流程图所示。[next]    扩展实验工艺的主体是多槽组合的浸置槽，其结构如图2所示。    槽中极板部分是置换区，拌和部分是浸出区。整个槽体及内部衔接螺丝都选用硬聚氯乙烯材料，轴与叶轮都衬有环氧树脂层。接连浸出附属设备是：整流器和选用光电半自动程序操控的进步极板行走机构。    浸出的作业程序是：金精矿在溶液中不断拌和下被浸出，并经过带负电位的铅极板置换出金，金呈松懈层附着在极板上，每小时由榜首槽起次序将槽中极板提起沿导轨送至洗泥槽洗去杂质，最终再送至刷金泥槽，将附着在极板上的金泥刷下刷净的极板送回原槽再行置换，设置洗泥槽的意图是将极板上附着的硫化物粒子洗去，使金泥纯洁。洗刷下来的杂持量不超越浸量的2%，并经分级，粗粒回来榜首槽复浸，细粒的可作为金泥处理。    浸出-电积一步法提金工艺除具有提金所固有的无污染外，还具有流程短、操作简洁、操控要素单纯、本钱低一级一系列长处，有较好的工业化远景。只需恰当操控硫酸用量、用量、槽电压等要素，即可得到较满足的浸金率和沉金率。    ①硫酸用量。浸出矿浆的酸度、电导率和电极电位皆随硫酸用量的增大而增大。但阳极电位添加的梯度比阴极电位大。当阳极电位增至某值时将使氧化，且跟着阳极电位的进步，阳极的电流密度也进步，氧的超电压也进步，矿浆温度将显着升高，致使热分化。一起因为阳极析氧速度加大，在矿浆面上构成-粘稠的炭质泡沫层，不利于操作。因而，浸出-电积目标开端随硫酸用量的增大而增大，但有一峰值。一般矿浆pH以1.0~1.3为宜。    ②用量。在必定的酸度条件下，浸出-电积目标随用量的添加而显着进步。但矿浆的电导率、pH和电极电位等参数根本安稳。因而，在必定的酸度条件下，首要呈分子状况存在于矿浆中。添加用量将进步浸出分散动力，可加快浸出进程。[next]    ③槽电压。固定其他条件时，随槽电压的添加，电极电位和电流密度显着升高，尤以阳极电位升高为甚，致使矿浆酸度和温度升高。槽电压高时还将在矿浆面上构成炭泡沫层，影响操作。故操作时槽电压不宜过高。矿浆酸度高时能够下降些（3V左右），酸度略低时能够进步些（5V左右）。    ④电极电位。电极电位首要与槽压和矿浆酸度有关。随槽电压和硫酸用量的添加，阴极电位逐突变负，阳极电位逐突变正，但阳极电位的改变梯度大，而阴极电位改变的梯度小。金在阴极堆积首要与阴极电位有关。阴极电位为-5mV（对饱满甘电极）时，即可使金满足地沉析出来。因而，丈量阴极电位是操控进程的一个简洁办法。    ⑤磨矿细度。浮选金精矿再磨的脱药效果十分显着。再磨后浸出一电积槽面不会构成安稳的炭泡沫层，但再磨使耗酸物质（如方解石、绢云母等）的解离度添加。硫酸用量需成倍添加才干确保浸出矿浆的酸度。对实验试样而言，以不再磨为宜。此刻-300目含量为55.45%，50%以上的金散布于-360意图粒级中。    ⑥阴极板原料。在实验介质中，铅、铁、铜阴极在不通电时的电位有显着的差异。但在相同的电积条件下，不同原料阴极板的电位简直相同。因而，阴极板原料对金的电堆积无显着影响。但从耐蚀方面考虑，宜用铅、铜或银板制造阴极板、以Pb-Ag合金板作阳极，平行放置为佳。这样可下降电流密度和氧的超电压。    ⑦氧化剂。用浸出金精矿时，不可避免地会有Fe2+、Fe3+等离子转入浸出液中，电积进程中阳极不断析氧，可使Fe3+不断再生，矿浆中溶解氧的浓度可维持安稳。因而，浸出一电积时不需另加氧化剂，并且虽然仅用浸出的初速度和浸出一电积进程的浸出初速度简直附近，但浸出一电积进程可维持较高的浸出速率。    ⑧拌和强度。一般浸出时，拌和除使矿粒悬浮有利分散外，还要求有必定的吸气效果以添加矿浆中溶解氧的浓度。因为浸出一电积时阳极不断析氧，故其拌和速度能够低些，为下降矿浆对阴极板的冲刷效果，可将拌和区和堆积区分隔，这样更有利于参数的调理。

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。

处理铅锌硫化矿常用的浮选准则流程有优先浮选、混合浮选和等可浮选三种。   无论是选用哪一种流程，都会遇到铅锌别离和锌硫别离的问题，别离的要害是合理低挑选调整剂。   因为绝大多数的方铅矿的可浮性较闪锌矿好，一切常用抑锌浮铅的办法。抑锌的药剂计划有法和无法。法中常以硫酸锌与合作运用，以加强按捺作用，如某选厂选用与硫酸锌合作运用，使用量降至20~30g/t，有的乃至降到3~5g/t。经实践证明，不只下降了药量，并且还进步了铅的收回率。   为了防止对环境的污染，现在国内外都在推行无或少法。在铅锌别离工业上用得较多的无法有如下几种：   1.浮铅抑锌   (1)硫酸锌+碳酸钠(或或石灰);   某铅锌硫矿选用优先浮选流程，浮铅时曾用ZnSo4+Na2CO3(1.4：1)按捺闪锌矿，与法比较，铅精矿档次由39.12%进步到41.80%，收回率由74.59%进步到75.60%，锌精矿档次由43.59%，进步到48.43%，收回率由88.54%进步到90.03%。   (2)硫酸锌+盐; (3)硫酸锌+硫代硫酸盐; (4)(PH=9.5，用黑药捕收); (5)单用硫酸锌抑锌; (6)用SO2气体抑锌。   2.浮锌抑铅   (1)石灰; (2)水玻璃; (3)水玻璃+。   以上三法当方铅矿氧化严峻，可浮性变差时用。   浮铅常将黑药与黄药用或单用挑选性好的乙硫氮作捕收剂。国外单个的选厂也将磺丁二酰胺酸(A-22)与黄药混合运用。   因为石灰对方铅矿有按捺作用，当矿石中黄铁矿少时，浮铅用碳酸钠作PH调整剂较有利。原矿中黄铁矿含量较高时，则用石灰作PH调整剂反而较好。因为石灰能按捺伴生的黄铁矿对浮铅有利。   用硫酸铜复生被按捺过的闪锌矿。为了防止硫酸铜与黄药在调浆进程中直接生成黄原酸铜而下降药剂的效能，一般是先加硫酸铜，待拌和3~5分钟今后，再参加黄药。   当闪锌矿中有易浮的与难浮的两部分时，为了节约药剂，改进铅锌别离目标，可选用以铅为主，铅锌等浮的等可浮流程。   3.锌硫别离的办法   (1)浮锌抑硫   1.石灰法    这是最常用的抑硫浮锌法。处理原矿和别离锌硫混合精矿都可选用此法，运用此法时，用石灰调整PH，一般在11以上，使得黄铁矿受按捺。此法简略，所用药剂石灰廉价易得，但运用石灰关于浮选设备特别是管道简单结垢，硫精矿不易过滤，形成精矿水份偏高。   2.加温法  关于一些浮游活性大的黄铁矿，用石灰法按捺往往不能见效。矿浆加温时，因为闪锌矿和黄铁矿表面氧化程度不同。锌硫混合精矿加温充气拌和今后，黄铁矿的可浮性下降，而闪锌矿仍坚持其可浮性。   研讨标明，锌硫混合精矿别离用蒸汽加温，粗选温度42~43℃，精选不加温，不加任何药剂，能够别离锌硫。所得目标比用石灰法锌精矿档次高6.2%，收回率高4.8%。   3.石灰加少数 当只用石灰不能有效地按捺硫化铁时加少数(例如：河三选厂加NaCN5g/t，泗顶选厂加NaCN20g/t)改进锌硫别离。   (2)浮硫抑锌   二氧化硫+蒸汽加温法 此法已在加拿大布伦斯威克选矿厂得到使用。该厂得到的锌精矿含有较多的黄铁矿，为了进步质量，用二氧化硫气体处理矿浆，然后用蒸汽加温，进行抑锌浮硫。   具体做法是，榜首拌和槽从底部通入二氧化硫气体，操控PH=4.5～4.8，在第二、三拌和槽通入蒸汽，加温到77～82℃。黄铁矿粗选时，PH=5.0～5.3，捕收剂用黄药。浮选尾矿为终究锌精矿，泡沫产品除黄铁矿外还含有锌，经精选后作为中矿，并回来流程前部的中矿再磨。精确操控 PH和温度，是本进程的要害。经处理后，锌精矿的产品由含锌50%～51%，进步到57%～58%。

高纯二氧化锗（GeO2）是将高纯（GeCl4）参加去离子水分化而成的。经过过滤使固体GeO2与水解液别离，水解液中的锗含量一般为2～4g/L。现在，一般选用直接往水解液中加氯盐法或参加等质量的进行蒸馏的办法收回其间的锗，锗以GeCl4的方式得到收回。驰宏公司选用第二种办法收回水解液中的锗，需耗费30%的工业约110t/a，发生H＋浓度为6.5mol/L的蒸馏残液约200m3/a，环保处理时困难比较大。本研讨就是为了寻觅一个成本低和残液发生量较少的环境友好型锗收回新工艺。       一、试验部分       （一）质料       试验所用水解液是从高纯GeCl4水解生成GeO2后的水解上清液，为淡黄色的酸性溶液，悬浮有少数白色漂浮物，其化学组成见表1。此外，试验所用试剂MgCl2·6H2O，MgSO4·7H2O，MgO均为分析纯（广东省汕头市达濠精密化学品有限公司出产）；NaOH，NH3·H2O为分析纯（上海化学试剂有限公司出产）。   表1  水解液首要化学组成水解母液c（H＋）/（mol·L－1）ρ（Ge）/（g·L－1）1#4.513.402#4.822.753#5.032.12       （二）试验原理       高纯GeCl4水解成高纯GeO2的化学反应式为： GeCl4＋2H2O＝GeO2＋4HCl   或：GeCl4＋（x＋2）H2O＝GeO2·xH2O＋4HCl       水解生成的GeO2具有必定的溶解度（0.004mol/L），是一种可溶性的结晶氧化物。       向水解液中参加与氯化镁，首要生成溶于水的锗酸钠，后生成不溶性的锗酸镁，此进程的化学反应式为：   GeO2＋2NaOH＝Na2GeO3＋H2O   Na2GeO3＋MgCl2＝MgGeO3↓＋2NaCl       过滤枯燥后将锗酸镁与按1∶6（质量比）参加到蒸馏釜中一起蒸馏，运用GeCl4沸点低（83.1℃）的性质，锗便以GeCl4的方式得到收回，此进程的化学反应式为：   MgGeO3＋6HCl＝MgCl2＋GeCl4＋3H2O       （三）试验办法       试验在室温下（25℃）进行，锗收回首要包含以下几步（图1）：图1  从水解母液中收回锗的工艺流程   （因故图件不清，需求者可来电免费讨取）       过程1：选用NaOH与NH3·H2O调理水解液的pH值为7.0～8.0，参加MgCl2、MgSO4和MgO作为沉积剂，使锗生成不溶于水的锗酸镁（MgGeO3）。       过程2：将过程1所得溶液过滤，得到含锗滤饼。       过程3：将含锗滤饼进行枯燥，能够削减滤饼40%～60%的含水量，以便蒸馏。       过程4：将枯燥脱水后的滤饼与一起蒸馏，在大约70～100℃使锗以GeCl4的方式蒸发，用分析纯吸收蒸馏出来的GeCl4。       二、成果与评论       试验发现，选用NaOH或NH3·H2O来调理水解液的pH值，对锗收回率几乎没有影响。运用NH3·H2O调理水解液的pH值时，会有必定量的NH3冒出，因而从往后的工业使用考虑，试验选用NaOH来调理水解液的pH值。       （一）Mg/Ge摩尔比对锗收回率的影响       试验中选用MgCl2作为沉积剂，沉积时刻为24h，Mg/Ge摩尔比对锗收回率的影响见表2。由表2能够看到随Mg/Ge摩尔比的添加，锗的收回率也是不断添加的。含锗量高的水解液，锗的收回率也比较高，但锗沉积后的上清液中含锗量根本一起。当Mg/Ge摩尔比到达1.5时，锗的收回率比较抱负，持续添加Mg/Ge摩尔比对锗收回率的影响不是十分显着。因而，将Mg/Ge摩尔比确定为1.5。   表2  不同Mg/Ge摩尔比条件下的锗收回率/%水解母液n(Mg)/n(Ge)00.511.522.51#65.392.495.998.599.199.12#57.190.594.998.298.898.93#41.687.193.197.598.598.5       （二）不同镁化合物对锗收回率的影响       试验中选用MgCl2、MgSO4或MgO作为沉积剂，Mg/Ge摩尔比为1.5，沉积时刻24h，锗收回率见表3。由表3可知，MgCl2与MgSO4作为沉积剂，锗的收回率都比较抱负，而MgO的沉积作用不抱负，这可能是因为MgCl2与MgSO4在水溶液中都能够电离出Mg2＋，而MgO则不能。   表3  不同镁化合物对锗收回率的影响镁化合物收回率/%MgCl298.3MgSO498.2MgO85.3       （三）氯化铵对锗收回率的影响       据有的材料介绍，溶液中若有NH4＋存在时，水解液中的锗更简单沉积分出。试验中选用MgCl2作为沉积剂，沉积时刻为24h，参加不同量的NH4Cl，锗收回率见表4。由表4成果能够看到，NH4Cl的参加量对锗收回率几乎没有影响。   表4  氯化铵对锗收回率的影响n(NH4Cl)/n(Ge)收回率/%098.20.598.5197.81.597.1296.82.595.6       （四）沉积时刻对锗收回率的影响       试验中选用MgCl2作为沉积剂，Mg/Ge摩尔比为1.5，沉积时刻对锗收回率的影响见表5。试验发现，参加MgCl2后，能够在4h内根本完成沉积。   表5  沉积时刻对锗收回率的影响沉积时刻/h收回率/%292.5498.11298.0       （五）蒸馏法收回锗沉积中的锗       将枯燥后的锗沉积滤饼均匀混合后，锗的档次测定为31.55%。试验时每次称取1000g锗沉积滤饼，参加6000g工业一起蒸馏，锗以GeCl4的方式得到收回。依据公司多年的出产经历，1kg的锗能够出产GeCl4为1576mL，蒸馏工艺锗的收回率见表6。   表6  蒸馏工艺锗的收回率水解母液GeCl4理论产值/mLGeCl4实践产值/mL收回率/%1#497.2491.598.852#497.2489.598.453#497.2488.598.25均匀497.2489.598.52       三、结语       本研讨获得了一种新的从水解母液中收回锗的工艺，此工艺首要包含用NaOH或调理水解液的pH值，参加镁化合物生成锗酸镁沉积，过滤得到锗沉积并烘干，再用传统的蒸馏工艺收回锗。选用此工艺能够使锗的收回率到达98%以上，最佳试验条件为：选用NaOH来调理水解液的pH值至7～8，MgCl2或MgSO4作为沉积剂，Mg/Ge（摩尔比）为1.5∶1，沉积时刻为4h。       驰宏公司水解母液的发生量为110m3/a，含锗均匀为3g/L，选用此工艺发生档次为31.55%的锗沉积约为1046kg，需求30%的工业约6.5t/a，选用新工艺比选用旧收回工艺每年可节省工业100t左右，而锗总的收回率根本一起。

美国与日本的锗使用举例及结构示于表1。   表1  锗的使用举例及结构        （％）年份国别使用光纤红外探测器＋半导体催化剂其他1985美国651510－10日本17.2－9.135.538.21996美国401515255日本10.7－10.771.47.21997美国4010202010日本13.3－13.466.76.61998美国441117226日本   （72.4） 1999美国501510205日本   （91.1） 2000美国501510205日本   （84.0） 2001美国501510205日本            一、锗作为红外光学材料，具有红外折射率高，红外透过波段规模宽，吸收系数小、色散率低、易加工、亮光及腐蚀等影响，特别适用军工及严重民用中的热成像仪与红外雷达及其他红外光学设备的窗口、透镜、棱镜与滤光片的材料；高纯锗或锗锂用于天文学的γ－谱仪，核反应能谱仪及等离子物理X－射线仪；Si－Ge10与掺、镉、铜与镓的锗单晶用于红外探测器。       二、锗半导体器材用作二极管、晶体三极管及复合晶体管、锗半导体光电器材作光电、霍耳及压阻效应的传感器，作光电导效应的放射线检测器等，广泛用于间响、彩电、电脑、电话及高频设备中，锗管特别适用于高频大功率器材中，且在强辐射与－40℃下工作正常；Ge－Si与Ge－Te作温差发电用于宇航、卫星与空间站的发动电源等。       三、掺锗光纤具有容量大、光损小、色散低、传输间隔长及不受环境等的搅扰，是现在仅有能够工程化使用的光纤，是光通讯网络的主体，近年取得大发展（表2）。   表2  全球耗费光纤量年份199019911992199319941995199619971998199920002001耗光纤量/（万km·a－1）51078011001200144018692252～30502677～37703260～45903882～63304702～ 788010190       1万km光纤需GeCl4量：单模为6.8－25kg，多模为34－100kg左右，而且15年就需要替换。此外，GeCl4还用于高速光纤网，链路，光纤传感器，光纤制导及光纤系留设备等。       GeO2是出产聚对笨二乙二醇酯（PET）的催化剂，具有长纤维，由其制备的饮料与食用液体的各式容器，无毒、通明且气密性好。锗用于医药，如Ge－132［β－羧乙基锗倍半氧化物－（GeCH2CH2COOH）2O3］临床使用于防治癌症。BGO作X－射线、CT－仪、PCT－仪，用于确诊肿瘤及骨骼结构与安排坏死等。锗化合物及其有机化合物可作牙膏与高效止痛膏等。

(一)、含矿原岩成矿作用经历如下演化过程： 1、含矿原岩主要有两种：含铁泥质粉砂-细砂岩和蚀变（绢云母化）花岗细晶岩，两者接触带上发育韧脆性剪切带变形构造，分别造成泥质粉砂-细砂岩的片理化和花岗细晶岩的强烈绢云母化。 2、经中等强度韧-脆性剪切构造作用变形-变质重结晶，致使泥、硅质胶结物重结晶为鳞片微晶绢云母和微晶石英，粉砂-细砂石英屑拉长或眼球体化（照片1），使岩石显示片理化构造。含硫铁岩石变形-变质重结晶为微细黄铁矿均匀散布。花岗细晶岩强烈绢云母化。 3、再经碎裂、角砾岩化，含矿热液强烈活动，导致铅锌锑的成矿作用发生，充填交代于碎裂含铁泥质粉砂-细砂岩及角砾岩化含铁泥质粉砂-细砂岩裂隙与构造胶结物基质中。 (二)、矿化特征及成矿演化 1、热液早期阶段表现为黄铁矿及少量毒砂化，与之同步的构造作用为岩石的片理化，该矿化极有可能与金矿化有密切关系，显微镜下发现特征的黄铁矿的增生环带构造（照片6、15、16），望矿山取样化验分析金的含量。 2、热液中期阶段黄铁-闪锌-方铅矿化，与碎裂-角砾岩化构造作用密切，从变形岩石碎裂开始即发生矿化作用（黄铁矿-闪锌矿化），持续到角砾岩化之初（方铅矿化）。 3、热液晚期阶段辉锑矿-铁碳酸盐化，该阶段成矿与角砾岩化密切同步，部分辉锑矿沿方铅矿晶粒边缘交代形成两种矿物的混晶交生。 4、形成两种矿石类型：片理化黄铁泥质粉砂-细砂岩型角砾状锑-铅锌（金）矿石（照片2）和蚀变花岗细晶岩型角砾状锑-铅锌（金）矿石。 该锑-铅锌多金属矿床属于与构造变形有关的中-低温热液矿床，值得注意片理化阶段可能有金的矿化作用发生，应采样化验验证。 (三)、矿石矿物组成、组构与矿石类型 委送样品可划分为两种矿石类型，具体特征如下： 1、片理化黄铁泥质粉砂-细砂岩型角砾状锑-铅锌（金）矿石 矿化岩石先经韧脆性构造变形片理化，同时出现微细浸染型含毒砂-黄铁矿化；进一步的脆性构造碎裂使蚀变矿化的片理化黄铁泥质粉砂-细砂岩角砾岩化，多期多阶段的金、铅-锌、锑矿化作用伴随递进型构造活动，同步发生。矿石结构构造及矿物组成如下： (1)石英（21%）有三种成因类型：①石英粉砂、细砂f=0.02～0.05´value=".1" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.1mm，由于变形呈显微拉长状或显微眼球体变微晶（照片1），岩石显然经受中等程度的韧脆性构造变形，成矿与该构造活动有关；②硅质胶结物经变形形成变微晶f=value=".01" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.01mm以下，与重结晶绢云母混生一起，约含8%；③硅化石英细团块-浸染状、微细脉状，半自形多边形状及条柱细晶，f=0.05～0.1´value=".3" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.3mm，与黄铁矿、闪锌矿密切交生。 (2)绢云母（18%）显微鳞片状集合体，并呈集合消光，显示岩石片理化（照片1、2），为原岩泥质重结晶所致。 (3)黄铁矿（14%）两种成因类型：①沿岩石片理化分布微细立方体黄铁矿变晶，f=0.02～value=".1" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.1mm，为含硫铁粉砂泥质岩变质-变形重结晶形成；②热液成因者细脉络状、团块聚晶浸染分布，f=0.05～value=".3" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.3mm立方体状自形晶，最大颗粒f=value="2" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">2.0mm。 (4)闪锌矿（17%）他形-半自形不等粒等轴状粒晶，f=0.1～value="1.4" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">1.4mm中粗粒集合体，与硅化、黄铁矿化密切。 (5)方铅矿（5%）半自形、他形不等粒状f=0.1～value="1.6" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">1.6mm，沿闪锌矿晶粒边缘交代或填于闪锌矿粒间，晶粒内部黑三角发育（照片5），部分中粗粒方铅矿边缘被辉锑矿交代（照片3）。 (6)辉锑矿（4%）纤束状、纤柱状细晶、微晶，有三种嵌布形式：①纤柱状细晶集合体（照片4）；②纤束状微-细晶f=0.02´value=".3" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.3mm，沿方铅矿晶粒边缘交代（照片3）；③纤柱微晶f=0.001´value=".05" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.05mm杂乱布于含铁碳酸盐矿物中（照片6）。 (7)铁白云石（12%）半自形细粒镶嵌集合体为角砾间隙充填矿物（照片18），f=0.05～value=".15" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.15mm。 (8)铁方解石（8%）半自形细粒镶嵌集合体为角砾间隙充填矿物，f=0.1～value=".3" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.3mm。 矿石构造为角砾状、充填胶结构造；矿石结构：微细黄铁矿-毒砂为细脉浸染状、方铅-闪锌-黄铜矿-硅化石英间为交代、包含结构；辉锑矿-铁白云石为充填-填隙结构。 2、蚀变花岗细晶岩型角砾状锑-铅锌（金）矿石 绢云母化花岗细晶岩的蚀变可能与韧脆性构造变形作用有关，进一步的脆性构造碎裂使蚀变花岗细晶岩角砾岩化，多期多阶段的金、铅-锌、锑矿化作用伴随递进型构造活动，同步发生。矿石结构构造及矿物组成如下： (1)绢云母（26%）显微鳞片集合体，承袭条板状基质钠长石和板状钠长石细斑轮廓（照片7、8），f=0.05´0.1～0.1´value=".4" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.4mm；部分为热液蚀变产物。 (2)钠长石（14%）半自形粒晶及细板状（照片7、8）。 (3)石英（7%）他形细粒f=0.04～value=".1" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.1mm，岩浆矿物组分；部分热液蚀变硅化石英，与黄铁矿-闪锌矿化密切相关。 (4)钾长石（10%）他形细粒f=0.05～value=".1" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.1mm。 (5)黄铁矿（7%）f=0.02～value=".3" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.3mm自形微细粒晶及细粒状，大致可划分为三个矿化阶段，微细粒、细粒和半自形细粒聚晶。其中微细粒-细粒者具增生环带构造（照片15、16），与微细金矿化密切相关。 (6)毒砂（3%）f=0.02´0.05～0.15´value=".6" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.6mm细柱状、矛头状细晶（照片9、13、14），与微细具增生环带黄铁矿密切共生。 (7)闪锌矿（1.5%）他形浑圆粒状f=0.2～value=".6" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.6mm（照片10），部分闪锌矿晶粒中包含微细柱晶状辉锑矿（照片12）。 (8)黄铜矿（0.5%）他形微细粒晶，f=value=".05" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.05mm以下。 (9)辉锑矿（2%）两种晶粒形态、两期阶段的辉锑矿，前者微晶纤柱f=value=".003" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.003mm以下（照片17），后者纤束状集合体f=0.02~value=".3" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.3mm左右（照片11）。 (10)铁白云石（29%）半自形细粒镶嵌集合体为角砾间隙充填矿物，f=0.05～value=".15" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.15mm。 矿石构造为角砾状、充填胶结构造；矿石结构：微细黄铁矿-毒砂为细脉浸染状、方铅-闪锌-黄铜矿为交代、包含结构（照片12）；辉锑矿为充填-填隙结构。 (四)、磨矿与选矿值得注意的几点 1、矿石由铅-锌、锑多金属矿化矿物组成，均有可被工业利用的含量，需综合利用。制定选矿设计应分别考虑对闪锌矿、方铅矿、辉锑矿及黄铁矿的分离。 2、辉锑矿属于本矿石重要回收矿物，但粒级有三种：细微纤柱状f=0.001~value=".05" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.05mm（照片6），微细及细粒集合体f=0.02~value=".3" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.3mm（照片3、4）。对于微细粒级选矿难度大，多为嵌晶包含结构，不易回收；另有部分辉锑矿与方铅矿交混生长一起，难于磨细解离。一次磨矿尾矿会有细微辉锑矿存在而未被回收，加大磨矿细度可能会造成成本增高。 (五)、关于金矿化发生可能性分析 1、从委送的矿石成矿元素组合由：Fe、As、Sb、Pb、Zn、Cu等组成，以上元素组合对金的矿化作用十分有利，也是常见的与金密切相关的元素组合，应引起重视。 2、矿石中发现微细粒黄铁矿的增生环带结构（照片13、14），这是微细粒浸染型金矿的矿物学结构标志。 3、矿石中发现毒砂、辉锑矿，其中含有As、Sb是与金更为密切的成矿矿物和成矿组分。一般来说，这种类型金矿金的赋存状态以不可见次显微金形式出现。 4、该锑-铅锌多金属及金的矿化作用可能产出于细晶花岗岩脉或岩株与含铁泥质粉砂细砂岩接触带上的韧-脆性剪切构造带中。早期阶段韧性片理化带中主要发生金矿化作用，晚期阶段角砾岩化出现锑铅锌矿化作用。 5、建议矿山地质马上组织取样分析化验金的品位。

 9月29日广西废铜价格市场行情,废铜价格,广西废铜价格9月29日广西废铜价格市场行情： 二号铜价格41100-41400元/吨，对比前一交易日价格涨800元 ， 1#废铜价格45100-45400元/吨，对比前一交易日价格涨800元 ， 破碎黄铜价格32400-32600元/吨，对比前一交易日价格涨600元 ， 黄杂铜价格27000-27200元/吨，对比前一交易日价格涨600元 ， 1#光亮铜线价格45100-45300元/吨，对比前一交易日价格涨800元

柳州华锡集团大厂锡矿位于广西南丹县,属特大型锡石一多金属硫化物类碳酸盐型锡矿床,其锡的资源储量占我国总量的l7%,锡、铟、锑保有储量居全国第一,铟的保有備量居世界第一,铅、锌储量名列全国前茅,此外还伴生有硫、砷、银、镓、镉、金等。矿石中有用矿物种类多而复杂,主要有锡石、铁闪锌矿、脆硫锑铅矿、黄铁矿、磁黄铁矿等,矿石的品位高、综合利用价值大,但非常难选。 柳州华锡集团拥有3座选矿厂,其生产规模分别为长坡选矿厂1600t/d、车河选矿厂5000t/d、巴里选矿厂1000t/d。长坡选矿厂处理细脉带的矿石,采用“重一浮一重一浮”流程;车河选矿厂处理9l号富矿体和92号细脉带的贫矿石,也采用“重一浮一重一浮”流程(见图1);巴里选矿厂处理91号富矿体和100号特富矿体的矿石,采用的工艺流程如图 2所示。　　图1 车河选矿厂处理92号细脉带贫矿石的流程图 2 巴里选矿厂处理100号特富矿体矿石的流程 从图1中可以看出, 车河选矿厂在处理贫锡矿石时, 采用前重选作业中的跳汰、螺旋溜糟和圆锥选矿机进行预选, 抛除大量的粗粒尾矿, 减少入磨的矿石量,从而大幅度提高了选矿厂的处理能力和锡金属产量, 同时也大幅度降低了选矿生产成本, 获得了显著的经济效益。 大部分的锡金属在重选系统得到回收,细泥系统采用旋流器先脱除一 20µm 粒级的矿泥, 然后再浮选脱硫, 最后浮选锡, 细泥系统回收的锡对选矿厂处理原矿的回收率为8%。2008年选矿厂共处理锡品位为 0. 50%的原矿l.67 xl06t, 生产的锡精矿品位为47. 47% , 锡的综合回收率为67. 29% 。

跟着有色金属需求量的添加和科学技术的开展，近年来国内外对多金属矿石中伴生金属矿藏的归纳收回越来越注重，归纳收回的路子越走越宽，归纳收回的工艺作用和经济效益也越来越明显。    1.贵金属归纳收回    进步贵金属的收回率，是进步铅锌多金属硫化矿选矿厂经济效益的重要途径。    据统计，国际每年银产值的45%是自产自铅锌矿石的选矿产品中。我国现在出产的银约有三分之二自铅锌矿石，金和铜矿藏的联系比较亲近，而由铅锌多金属矿石中收回的黄金量比较少。近几年来，因为国家对贵金属收回的注重，许多科研单位也都开端对国内铅锌多金属选厂中金银的收回状况做了查询，许多选厂已开端注重贵金属收回的研讨，并获得了一些可喜的开展。    八家子选厂处理银铅锌铜杂乱硫化矿石，原矿含量150～220克/吨，含银矿藏主要是黑硫银锡矿及部分天然银。原选用工艺，银收回率仅30%左右，1978年5月铜铅混选以法替代法，并在铜铅别离时选用—加温浮选工艺得到合格的铜精矿，并使银收回率进步15。1980年3月将原矿一段磨矿（65～68%-200目），改为两段接连磨矿（75～80%-200目）。同年8月铜铅混选以丁胺黑药替代31号黑药和黄药，并取消了，使银在铜铅精矿中收回率进步7.23%。1982年2季度在铜铅粗选前设独立浮选槽，并以31号黑药替代部分丁胺黑药，以浮选开始阶段含银铅高的混合精矿，使其不通过再磨和屡次精选循环。因为选用了该工艺，银收回率到达69.26%（包含锌精矿中银）比原工艺进步3.37%。    栖霞山选厂选用优先选铅，然后锌硫混选别离的流程，铅浮选中的黑药为捕收剂，以钠和硫酸锌按捺闪锌矿、黄铁矿。银收回率仅38.5%。1982年江苏冶金研讨所和北京冶金规划研讨总院分别对该矿石做了以石灰替代钠，捕收剂选用丁胺黑药或丁铵黑药与黑药共用（份额为6：1）的实验，均获得杰出的浮选成果。铅精矿中银收回率到达60%以上。    铅锌多金属矿石中一般含金较少，但某些选厂（小铁山、水口山、张公岭等）处理的矿石中含金较高。细粒金一般富集于相应的铜铅精矿中，粗粒金一般选用重选法收回。水口山选厂选用重选法将铅浮选中矿进行处理，金收回率进步4.98%。    虽然不少选厂在贵金属归纳收回上获得了一些开展，但仍有一些选厂对贵金属的收回注重不行 。为了进步我国铅锌多金属矿石选矿中贵金属的收回率，有必要对各厂矿石中金银的赋存状况，浸染特性及在浮选中的行为进行仔细的研讨，选取最适合的工艺流程，磨矿细度及药剂准则，以便将我国Pb、Zn多金属矿石中贵金属的归纳收回进步到一个新的水平。    2.伴生低档次金属的收回    归纳收回伴生的低档次金属，能够扩展矿藏资源，进步厂商的经济效益。    浙江诸暨铅锌矿选厂规划为100吨/日，矿石以含锌为主，仅伴生少数的铅、铜、硫（见下表）。在主矿藏金属档次和伴生矿藏金属档次相差悬殊的状况下，选用铜、铅、硫部分混合浮选工艺流程；累积式连续分选办法和无浮选药剂准则，完成了伴生低档次金属矿藏的归纳收回。从一种锌精矿产品开展成为铅、硫、铜四个合格精矿产品。P、Zn、Cu、S、Au、Ag、Cd等七种元素金属得到了收回。其工艺作用是比较好的。这么一个小选厂，仅Pb、S、Cu、Au、Ag等金属归纳收回的年赢利达21.21万元，占厂商年总赢利的35.35%，其经济效益是很明显的。原矿中金属化学成份元素FeZnPbCuSCdCoAu*Ag*含量（%）5～105.06～8.50.15～0.50.015～0.053～50.01～0.050.01～0.050.1～11～30     该矿出产流程如下图。锌精矿档次为53～54%Zn，收回率94～96%；铅精矿档次55～60%Pb，收回率41～45%；硫精矿含硫40%左右。[next]    该流程的长处：   （1）低档次铜、铅、硫矿藏在天然pH值略偏酸性的矿浆中混合浮选，不需加调节剂，因三种矿藏可浮性相近，因而，能够一同浮游。在矿浆中三种矿藏的颗粒密度能到达形成矿化泡沫，为工艺操作创造条件。因抑锌是无剂一硫酸锌和亚（现在不选铜的状况下只用硫酸锌），因而有利于金银与方铅矿一同浮游，富集于混合精矿中。因为部分混合浮选的混合精矿产率低，便是用XJK一0.23浮选机，假如接连出产，也难形成矿化泡沫，在实践出产中运用累积式连续分选办法获得了较满足的成果。[next]   （2）该流程能有用的别离伴生金属矿藏和闪锌矿，闪锌矿能独自进行浮选，在部分混选作业中选出了部分易浮脉石矿藏（如石墨等），使主产品锌精矿的质量有所进步，收回率得到了确保。   （3）该流程统筹了各矿藏的可浮性，又兼有优先浮铅、硫、铜的长处。避免了低档次铅、铜矿藏受到了污染。以利进步精矿质量和收回率。    3.收回其他有价矿藏    铅锌多金属矿石中，常伴生有价工业矿藏如萤石、重晶石等。潘家冲铅锌矿（以下简称“潘矿”）在浮选铅锌今后，以浮选法出产酸级氟石酸，不光供应国内，还远销日本和欧美。    该矿出产流程（收回萤石部分）如下图。    多年的出产实践证明，单一的水玻璃按捺计划，关于含碳酸钙挨近2%或2%以上，特别是含泥较高的原矿，要使产品中的碳酸钙降至0.6%以下是十分困难的。    经实验研讨发现，硫酸铝加水玻璃加烤胶的按捺计划对萤石作用最佳。

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．

归纳收回锗的办法许多，常用的是氯化蒸馏的经典办法。该法是使原猜中的锗转入硫酸溶液，参加单宁得单宁锗沉积物，经氧化焙烧脱砷及脱有害物后，在83～100℃下氯化蒸馏得GeCl4。在氯化蒸馏过程中发作如下反响：   GeO3+4HCl＝GeCl4+2H2O   GeCl4经水解得纯GeO2，过程中发作下列反响：   GeCl4+2H2O＝GeO2+4HCl   GeO2通复原得到约具有10～20Ω·cm电阻率的金属锗，其反响为:   GeO2+2H2＝Ge+2H2O       （1）优先蒸发法收回锗  先把质料制团，经复原蒸发硫化锗，蒸发锗率达90%～98%；然后将尘按经典法提锗，锗的收回率听说高达90%。在我国，曾实验用此法从含0.006%～0.008%Ge的锌精矿中提锗，通过两次复原蒸发，所得硫化物尘再用经典法提锗，锗收回率达75%～80%。     （2）硫酸化-载体沉积法收回锗  此法处理含0.022%锗的扎伊尔锗矿，经浮选得含锗0.13%的铜精矿，经铜冶炼得含0.36%Ge的烟尘，经硫酸化使锗转入硫酸系统，净化后用MgO作载体沉积出溶液中的锗，然后按经典法提锗。比利时的巴伦厂选用此法出产，锗的收回率达75%。     （3）碱土金属氯化蒸馏法收回锗。     （4）烟化法收回锗。     （5）氧化复原焙烧收回锗。     （6）再次蒸发收回锗。     （7）萃取法收回锗  近年来，国内外溶剂萃取锗的研讨工作进展较大，在系统中可用火油、CCl4、MIBK、Lix63及二等萃取锗；在硫酸系统中可用TOA、P204+YW100、Lix63及Kelex100等萃取锗，此法可根据具体情况进行出产。     （8）鼓风炉蒸发法收回锗。

硫锑铅矿、脆硫锑铅矿作为主要矿物构成有工业价值的金属矿床的，目前国内较少见。硫锑铅矿、脆硫锑铅矿多是在中温热液成矿环境中与其它硫化矿物生成的各种混晶或固溶体，此类矿物含量较少。因此，本类型矿石的深入研究对工业生产具有重要的指导意义。 广西南丹某铅锑锌多金属矿的主要金属矿物是闪锌矿、脆硫锑铅矿、磁黄铁矿、黄铁矿，根据矿石性质，本选矿试验采用优先浮选流程，分别得到铅锑精矿和锌精矿。最终闭路试验获得较好的技术指标：铅锑精矿Pb＋Sb品位42.14%(含锌1.30%)、回收率Pb 83.44%、Sb 86.46%；锌精矿锌品位45.02%(含Pb＋Sb 2.41%)、回收率89.82%，铅锑、锌分离效果很好。从试验结果可知，选矿产品的技术指标较理想，所确定的工艺流程为常规的浮选流程，表明南丹某铅锑锌多金属矿是可选的，能够作为工业原料加以开发利用。 一、原矿性质 本选矿试验样品为块状，多呈深灰色，部分矿块中有浅褐白色、白色、灰色与白色斑杂的脉体分布，金属矿物主要是闪锌矿、脆硫锑铅矿、磁黄铁矿、黄铁矿，还有少量黄铜矿、白铁矿、毒砂、辉铜矿，脉石矿物主要是绢云母及水云母、绿泥石、白云石、菱铁矿、石英等。 矿石中闪锌矿呈他形粒状，多聚集成不规则状集合体，部分内部有很少量细微粒状的黄铜矿、磁黄铁矿、脆硫锑铅矿零星分布，工艺矿物粒度一般在0.04～0.32mm间；脆硫锑铅矿多呈针柱状、纤维状，少量呈他形粒状，多聚集成不规则状集合体，工艺矿物粒度一般在0.05～0.4mm间；磁黄铁矿呈他形粒状，多聚集成不规则小团块集合体，有时还组成微脉，工艺矿物粒度一般在0.02～0.2mm问；黄铁矿多呈半自形、自形的立方体状，少量呈他形粒状、细微球粒状，部分聚集分布，工艺矿物粒度一般在0.04～0.2mm间。 原矿半定量全分析和化学多项分析结果分别见表1、表2。 表1  原矿半定量全分析结果 %表2  原矿化学多项分析结果 %试样主要有价回收组分为铅锑和锌，有害组分砷微量。伴生有益组分中银、铟含量达到综合评价边界品位，应在选矿过程中加以综合回收。矿石中有用组分含量不高，但可综合利用的程度高。 二、选矿试验 工艺矿物学特性研究表明，矿石中有用组分铅、锑、锌主要以硫化物形式存在，其中，铅、锑主要以脆硫锑铅矿形式存在，锌主要以闪锌矿形式存在，有益组分银可能赋存于脆硫锑铅矿中、铟可能赋存于闪锌矿中。另外，脉石矿物以绢云母及水云母、绿泥石、自云石为主。根据矿石中矿物问可浮性的差异，可采用浮选法对有用矿物进行分离回收。脆硫锑铅矿与闪锌矿相比，闪锌矿可浮性差、易受抑制，因此，采用抑锌浮锑铅的优先浮选流程对该铅锑锌多金属矿进行了选矿试验研究。 （一）磨矿细度条件试验 根据原矿工艺矿物粒度研究结果，有用矿物脆硫锑铅矿、闪锌矿与脉石矿物间的嵌布粒度比较粗，说明闪锌矿、脆硫锑铅矿在磨矿过程中易于与脉石解离，但由于闪锌矿中有细微粒状脆硫锑铅矿、磁黄铁矿存在，要提高锌精矿的产品质量，就要相应提高磨矿细度，才能实现有用矿物间的单体解离，达到有效回收有用矿物的目的。因此，试验首先进行了主要影响因素磨矿细度的条件试验，试验中铅锑粗选调整剂Na2CO3 1kg/t、闪锌矿抑制剂ZnSO4 800g/t、脆硫锑铅矿捕收剂SN－9(308) 40g/t。闪锌矿粗选硫铁矿抑制剂CaO 1500g/t、闪锌矿活化剂CuSO4 300g/t、捕收剂丁基钠黄药100g/t。试验结果见表3。 表3  磨矿细度条件试验验结果 %磨矿细度条件试验结果表明，磨矿细度在－200目63%时尾矿中锑铅、锌品位都已很低，精矿回收率比较高，说明目的矿物已基本和脉石解离。但在锌精矿中锑铅的含量比－200目89%时锌精矿中锑铅的含量相对高。对浮选获得的精矿进行镜下鉴定，发现只有当磨矿细度在－200目达89%时，精矿中铅锑、锌矿物间相互解离程度才达到比较理想状态，这与岩矿鉴定结论中该矿样中锑铅矿物、锌矿物有一部分相互间嵌布粒度较细是一致的。要得到较高品质的锑铅精矿和锌精矿产品，降低锌精矿产品中锑铅的含量，提高锑铅的回收率，适宜的磨矿细度应为－200目89%，在该磨矿细度条件下开展浮选药剂制度条件试验。 （二）药剂用量条件试验 由于脆硫锑铅矿在pH值7左右的条件下具有很好的浮游性，选用对脆硫锑铅矿物有较好选择性的SN－9(308)作为铅锑矿物捕收剂，在高pH值9～10选用丁黄药作为锌矿物的捕收剂，选用CuSO4作为锌矿物的活化剂。为了确定适合该试样的浮选药剂与药剂用量，对主要的浮选药剂ZnSO4、SN－9、CuSO4和丁黄药进行了用量条件试验。 1、铅锑优先浮选药剂用量条件试验 优先浮选铅锑流程采用znsO作为闪锌矿的抑制剂，ZnSO4用量条件分别为500g/t、1kt、1500g/t，脆硫锑铅矿捕收剂SN－9(308)用量为20t。试验结果见表4。 表4  ZnSO4用量条件试验结果 %从试验结果可以看出，抑制剂ZnSO4的用量越大，铅锑的浮选效果反而不好，说明抑制剂用量过大将影响铅锑的回收率，故ZnSO4用量选500g/t为宜。 铅锑优先浮选试验确定ZnSO4用量500g/t，SN－9用量采用20t、40t、60g/t进行条件试验，试验结果见表5。 表5  SN－9用量条件试验结果 %从试验结果可以看出，随着捕收剂SN－9用量的加大，铅锑的回收率升高，但分选效果不是很明显，用量选用60g/t合适。 2、锌浮选药剂用量条件试验 通过优先浮选铅锑试验流程，确定铅锑浮选ZnSO4用量500g/t、SN－9用量60g/t，在选锌之前加入石灰抑制黄铁矿，调矿浆pH值到9～l0之间，活化剂CuSO4用量条件为100g/t、200g/t、300g/t，丁黄药用量80g/t，试验结果见表6。 表6  CuSO4用量条件试验结果 %从试验结果得知，当CuSO4用量为100g/t时，被抑制的闪锌矿还没有被很好的活化，锌的回收率很低，但当CuSO4用量调整到200g/t时，锌的回收率得到大幅提高，随着CuSO4用量的加大，回收率提高不是很明显，其用量选择200g/t。 在确定ZnSO4用量500t、SN－9用量60t，在选锌之前加入石灰抑制黄铁矿，调矿浆pH值到9～10之间，活化剂CuSO4用量200g/t，丁黄药用量条件为80g/t、120g/t、160g/t，试验结果见表7。 表7  丁黄药用量条件试验结果 %从试验结果可知，丁黄药用量在80～120g/t时，回收率变化不大，但随着用量的加大，锌精矿品位有所下降，回收率降低，因此其用量在80g/t。 综合以上对浮选主要药剂的用量条件试验，从而确定了整个试验流程的药剂制度，优先浮选铅锑流程ZnSO4500g/t、Na2CO31g/t、SN－980g/t，浮锌流程CaO1500g/t、CuSO4200g/t、丁黄药80g/。 （三）闭路流程试验 在确定了主要影响因素的条件后，进行实验室闭路流程试验，提供选矿工艺流程。根据开路条件试验结果分析，铅锑精矿中的锌含量在1%～2%之间，锌精矿中铅、锑含量均低于0.5%，开路浮选中铅锑与锌的分离效果较好。闭路流程试验在锌精选两次作业时都添加石灰抑制黄铁矿，从而达到提高锌精矿品位的目的。闭路试验流程见下图，试验结果见表8。黄砂坪多金属矿1500d选厂磨矿原则流程图 表8  闭路流程试验结果 %闭路试验结果表明，铅锑精矿中Pb＋Sb品位42.14%，Pb、Sb回收率分别为83.44%、86.46%；锌精矿中Zn品位45.02%；回收率89.82%。所获得的技术指标较好。另外，伴生的有益组分银在锑铅锌精矿中得到了较好的富集。进行了六组平行试验，取精矿、尾矿重量分别达到平衡后的三组选矿产品进行组合分析，铅、锑、锌金属量基本达到平衡，表明闭路试验流程所获得的各项技术指标的重现性好、试验技术数据可靠。 三、结语 1、矿石中有用组分铅、锑、锌主要以脆硫锑铅矿、闪锌矿矿物的形式存在，脉石矿物以绢云母及水云母、绿泥石、白云石为主。有用矿物与脉石矿物间的嵌布粒度比较粗，但有用矿物间嵌布粒度较细，矿石须细磨，才能获得较理想的分选粒度。 2、根据矿石中矿物间可浮性能的差异，采用常规的药剂制度，确定了“抑锌浮铅锑一浮锌”的优先浮选流程，闭路流程试验获得了较理想的技术指标：铅锑精矿中Pb＋Sb品位42.14%，Pb、Sb回收率分别为83.44%、86.46%；锌精矿中Zn品位45.02%，回收率89.82%。实现了铅锑、锌的有效分离回收。 3、矿石综合利用程度高，伴生有益组分银富集在脆硫锑铅矿精矿中，银品位达到1079g/t；铟富集在闪锌矿精矿中，铟品位达到200g/t，提高了选矿产品的附加值，银、铟可在冶炼过程中综合回收。 4、试验研究成果可为该矿区矿床技术经济评价、选厂没计及开发利用提供技术参考。 参考文献 1、魏宗武，叶雪均，陈建华，等.难选铅锑锌分离新工艺研究[J].中国矿业，2006，15(9)：89－90. 2、孙运礼，李福兰.隆子铅锌锑银多金属矿选矿工艺流程试验[J].甘肃冶金，2007，29(4)：9－35. 3、赵福刚.我国铅锌矿选矿技术现状.有色矿冶[J]，2o07，23(6)：20－25. 4、广西地质矿产测试研究中心.广西南丹磨盘锌多金属矿实验室流程选矿试验报告[R].2008年7月.

在矿山挖掘范畴中，对铜铅锌多金属硫化矿进行浮选别离一向是个难题。三门峡市黄金设计院一向致力于对该范畴进行研讨，现在已找到铜铅再磨别离作业最为适宜的药剂计划。一般来说，矿石性质不同，浮选别离的工艺流程也稍有差异。在研讨断定矿石性质之后，还要依据矿石中首要金属矿藏的嵌布联系，铜矿藏嵌布特色等，才干断定采纳何种流程为最佳。在采矿实践活动中，铜铅锌多金属硫化矿中的铜矿藏嵌布颗粒细，并且还有部分次生铜，其间部分铅矿藏的可浮性与黄铜矿附近。依据这些特色，三门峡市黄金设计院进行多计划的探究比照实验。经具体的工艺流程及条件实验，该设计院断定铜铅等可浮选用一粗一扫，铜铅别离选用一粗一精一扫，铅浮选选用二粗一精一扫，锌浮选选用二粗三精一扫的流程结构，一同断定各部分粗选作业的最佳工艺条件，终究断定的最佳浮选别离计划是铜铅等可浮-铜铅再磨别离-铅锌顺次浮选，该浮选别离技能具有如下工艺特色：一是依据矿石特色，选用铜铅等可浮-铜铅再磨别离-铅锌顺次浮选的别离工艺流程，充分利用矿藏间的天然可浮性差异，使部分可浮性好的方铅矿与铜矿藏一同上浮，避免了浮选过程中的“强拉强压”，下降了铜铅别离难度和药剂本钱，取得了较好的选矿目标；二是铜铅等可浮作业能够进步铜的粗选回收率，取得较好的技能目标，使后续铜铅别离的难度大大下降。此外，铜铅再磨别离作业选用的是抑铅浮铜工艺，增加绿色环保的铅矿藏抑制剂NY-89，完成了铜铅矿藏的高效别离。铜铅矿藏别离是铜铅锌多金属硫化矿分选中最为典型的难题之一，抑铅浮铜是最为常用的工艺，此工艺的关键在于挑选适宜的抑制剂。现在的抑制剂首要有重、、、羧甲基纤维素等。其间，重简单污染环境，对水体和土壤简单形成巨大损坏，并且之后不简单处理，所以一般不宜选用。用其他几种药剂实验比照后发现，和NY-89是功能较好的药剂，能较好地进行铜铅混合精矿的别离，美中不足的是在现场不易制备和贮存，且其放出的二氧化硫气体会对浮选别离的技能环境形成负面影响，而NY-89对环境没有损伤，且对方铅矿抑制作用强、无毒、绿色、环保，是铜铅再磨别离作业最为适宜的药剂挑选之一。

多金属硫化矿石首要是铜、铅、锌等和硫的共生矿。自然界单一金属的铅矿石或锌矿石很少见，常见的为铅-锌、铜-锌、铜-铅-锌、铅-锌-硫、铜-铅-锌-硫共生的矿石。这些矿石中或多或少含有黄铁矿或磁黄铁矿。分选多金属硫化矿石的使命是别离取得铜、铅、锌精矿，当硫化铁含量高时还有必要取得硫精矿。矿石中含有金、银和其他伴生元素时，有必要考虑收回。 一、铅锌硫化矿藏的可浮性 铅的硫化矿藏首要是方铅矿，锌的硫化矿藏首要是闪锌矿。 方铅矿(PbS，含铅86.6%)-性脆，新鲜表面具有疏水性，未氧化时易浮选，氧化后可浮性下降。典型的捕收剂是黄药或黑药，重铬酸盐是典型按捺剂，氧化物不能按捺它。对方铅矿的可浮性很灵敏，过量硫离子的存在可按捺方铅矿的浮选。 闪锌矿(ZnS，纯闪锌矿含锌67.1%)-自然界纯闪锌矿很少，常见的是黄色或黑色的闪锌矿变种-铁闪辞矿，铁含量在0%～20%，含铁越高色彩越深。闪锌矿还常含有铜、镉等元素，含铜可达2%，含镉可达1.0%～1.5%。这些元素以类质同象交流存在于晶格中，有的以极细的包裹体状况存在。闪锌矿是最难浮的硫化矿藏。天然的闪辞矿或多或少受矿床中铜或其他离子的活化。一些如、铜、银、铅、镉等的重金属盐都可活化闪锌矿的浮选。因为杂质含量不同，闪锌矿可浮性差异很大。常用的活化剂是硫酸铜。能够激烈地按捺闪锌矿。硫酸锌、盐、硫代硫酸盐、等都能够按捺闪锌矿的浮选。 二、别离办法及药剂准则 多金属硫化矿石的浮选要处理的首要问题是：铅-锌别离，铜-锌别离，铜-铅别离，含硫化铁时处理和硫化铁的别离。硫化矿藏与脉石矿藏的别离一般不是很困难。 (一)铅-锌别离 用巯基类捕收剂浮选铅-锌矿时，简直都选用抑锌浮铅的计划，抑铅浮锌的计划很少用，仅作为锌精矿脱铅或铅精矿脱锌时选用。按捺闪锌矿有两类办法：法和非法。 1、法-常合作其他药剂，如硫酸锌，既能够削减的用量，又能够加强按捺作用。 按捺闪锌矿可使铅-锌别离得到较好的目标，且进程较易操控。但因有毒且溶解金和银，现已逐渐被无工艺替代。 2、非(无工艺)法-该类办法首要按捺剂为、钠、二氧化硫气体及硫代硫酸钠等。也可和硫酸锌联合运用。该类药剂无毒，被按捺的闪锌矿简略再度活化。 铅锌矿石分选时，磨矿粒度可稍粗，矿浆pH值低，别离准则简略。对含硫较高的矿石，磨矿粒度一般细些，矿浆pH值高些。 (二)锌-硫别离 锌-硫别离遍及选用石灰按捺硫化铁，pH=10～12乃至更高时用硫酸铜活化闪锌矿，并用黄药捕收。还能够升高温度，使闪锌矿和硫化铁表面氧化程度不同，使用加温按捺硫化铁。混合精矿经加温充气拌和后，硫化铁表面遭到氧化，可浮性下降，而闪锌矿在温度低于65°时不受影响，超越该温度后，闪锌矿的收回率也要下降。 (三)铜-锌别离 铜-锌别离现在是难题，其原因许多，也很杂乱，药剂准则难于操控。现在铜-锌别离首要选用硫酸锌、钠和等抑锌浮铜或抑锌浮铜、硫，再进行铜-硫别离。 (四)铜-铅别离 铜、铅硫化矿中的铜和铅常以方铅矿和黄铜矿的方式呈现，它们可浮性相近，一般先得到铜-铅混合精矿，再进一步别离。别离计划挑选要注意以下几个方面： 1、对未经活化或表面氧化的方铅矿，可用重铬酸盐和盐按捺，但对已被铜离子活化的方铅矿，按捺作用较差。辉铜矿可用按捺，黄铜矿、斑铜矿则使用按捺。 2、铜含量较大时，应以抑铅浮铜为主; 3、尽量挑选无无铬工艺，削减环境污染。 (五)混合精矿的脱药 混合精矿的别离一般较困难，原因在于混合精矿含有过剩的药剂。别离前脱除这些药剂能够显着改进别离作用。我国常用的脱药办法有：①混合精矿浓缩，浓缩溢流丢掉，底流加人清水后再浮选;或浓缩、过滤后加人清水再浮选;②混合精矿浓缩，浓缩产品再磨，以擦拭矿藏表面后再别离浮选;③用使矿藏表面捕收剂薄膜解吸，再经浓缩、过滤将药剂脱除后浮选;④用活性炭吸附矿浆中过剩的药剂，这是一种简洁而有用的办法，得到广泛使用。 三、国内多金属硫化矿石浮选发展趋势 (一)铅-锌矿石遍及选用优先浮选流程。 (二)铅-锌-硫矿石浮选类型：①铅-锌-硫优先浮选;②铅-锌-硫混合浮选，混合精矿再磨后铅-锌-硫顺次别离浮选;③铅-硫混选，锌优先浮选，混合精矿再铅-硫别离浮选;④铅优先浮选，锌-硫混选，再锌-硫别离浮选;⑤铅和易浮锌混选，难浮锌与硫混选，今后再别离进行别离浮选。 铅-锌-硫矿石的浮选流程、类型多样，其原因首要因为矿石中闪锌矿与硫化铁矿藏可浮性差异比较大。当矿石中存在易浮与难浮的闪锌矿，矿石中硫化铁可浮性较好时，一般应顺着活化时应选用优先浮选流程。 (三)铜-铅-锌矿石或铜-铅-锌-硫矿石浮选流程;现在较遍及选用铜-铅混选，今后优先选锌、硫;单个厂用铜-铅-锌混选，今后铜与铅锌别离，再铅与锌别离;也有单个厂选用铅-铜-锌-硫混选，混精再磨后铜-铅-锌与硫别离，铜与铅锌别离，最终铅锌精矿送冶炼厂处理

该矿先后送来贫矿样和富矿样两种矿样。贫矿样原矿化学分析全铁品位为29.06%。铁物相分析：赤褐铁中的铁为23.35%，占全铁含量的80%以上。硅酸铁中的铁为5.06%，碳酸铁中的铁为0.45%。试验采用还原焙烧—磁选工艺，经过一系列试验研究表明：由于原矿中有用铁含量偏低，铁精矿品位要达到60%极其困难，且铁回收率也很低，常规工艺几乎无法实现,开发该矿石经济效益会受限制。富矿样原矿化学分析全铁品位为49.86%，采用还原焙烧—磁选工艺选别后，可以获得铁精矿品位为61.24%，回收率为80.30%，试验结果较为理想。     1、对于贫矿样，含铁只有29.06% 从焙烧温度、焙烧时间、磁选磨矿细度以及磁场强度等方面进行了试验研究，最终试验结果表明：由于该矿石铁含量太低，要使铁精矿品位达到60%难度极大。      2、对于富矿样，含铁49.86%，试验结果为：铁精矿全铁品位达60%以上，回收率达80%，结果说明该资源可以开发利用，由于试验时间紧迫，试验经费有限，各条件没有进行详细试验。    3、由于第一次采取的贫矿样没有代表性，铁品位与实际地质品位相差较大，实际地质品位为43%，所以其试验结果的铁精矿品位及回收率不具参考价值。第二次采取的富矿样铁品位为49.86%，与地质实际品位相比略高，在没有进行详细的试验情况下取得了较好的指标，由于铁矿性质特性相对别的金属矿来说相对稳定，所以可以推断此铁矿品位在40%以上的情况下，通过焙烧磁选，铁精粉可以达到60%以上。建议下一步详细进行矿石性质及选矿试验研究，可以最大化的提高铁精矿品位及回收率，为开发利用该资源创造最高的效益。

锗为银灰色金属，密度5.35克，熔点937.4℃，沸点2830℃。室温下，晶态锗性脆，可塑性很小。锗的化学性质安稳，常温下锗在空气中不被氧化，但在加热时，锗能在氧气、和蒸气中焚烧。锗不与水效果，不溶于和稀硫酸，硝酸和热的浓硫酸能将金属锗氧化为二氧化锗，锗还溶于。锗易溶于熔融的或，生成锗酸钠或锗酸钾。在过氧化氢、次等氧化剂存鄙人，锗能溶解在碱性溶液中，生成锗酸盐。锗具有半导体性质，在高纯锗中掺入三价元素（如铟、镓、硼）、得到P型锗半导体；掺入五价元素（如锑、砷、磷），得到N型锗半导体。　　锗一般以涣散状况存在于其他矿藏中，独立的矿藏很少。可从含锗的氧化铅锌矿、闪锌矿和煤灰中收回锗。锗的提取办法是首先将锗的富集物用浓氯化，制取，再用溶剂萃取法除掉首要的杂质砷，然后经石英塔两次精馏提纯，再经高纯洗刷，可得到高纯，用高纯水使水解，得到高纯二氧化锗。一些杂质会进入水解母液，所以水解进程也是提纯进程。纯二氧化锗经烘干煅烧，在复原炉的石英管内用于650-680℃复原得到金属锗。　　锗在电子工业中的用处已逐步被硅替代。但因为锗的电子和空穴迁移率较硅高，在高速开关电路方面，锗比硅的功用好。锗首要用来出产低功率半导体二极管三极管，锗在红外器材、γ辐射探测器方面有着新的用处，金属锗能让2-15微米的红外线经过，又和玻璃相同易被抛光，能有效地抵抗大气的腐蚀，可用以制作红外窗口、三棱镜和红外光学透镜材料。锗还与铌构成化合物，用作超导材料。用氧化锗制作的玻璃有较高的折射率和色散功用，可用于广角照像镜头和显微镜。　　镓、铟、、锗、硒、碲和铼一般称为稀散金属，这7个元素从1782年发现碲以来，直到1925年发现铼才被悉数发现。这一组元素之所以被称为稀散金属，一是因为它们之间的物理及化学性质等类似，划为一组；二是因为它们常以类质同象的方式存在于有关的矿藏傍边，难以构成独立的具有独自挖掘价值的稀散金属矿床；三是它们在地壳中的均匀含量较低，以稀疏涣散状况伴生在其他矿藏之中，只能随挖掘主金属矿床时在选冶中加以归纳收回和运用。　　稀散金属具有极为重要的用处，是今世高科技新材料的重要组成部分。由稀散金属与其他有色金属组成的一系列化合物半导体、电子光学材料、特殊合金、新式功用材料及有机金属化合物等，均需运用共同功用的稀散金属。用量尽管不大，但至关重要，缺它不行。因此广泛用于今世通讯技能、电子计算机、宇航、医药卫生、感光材料、光电材料、动力材料和催化剂等职业。　　稀散金属在自然界中首要以涣散状况赋存在有关的金属矿藏中，如闪锌矿一般都富含镉、锗、镓、铟等，单个还含有、硒与碲；黄铜矿、黝铜矿和硫砷铜矿常常富含、硒及碲，单个的还富含铟与锗；方铅矿也常富含铟、、硒及碲；辉钼矿和斑铜矿富含铼，单个的还富含硒；黄铁矿常富含、镓、硒、碲等。现在，尽管已发现有近200种稀散元素矿藏，但因为稀疏而未富集成具有工业挖掘的独立矿床，迄今只发现有很少见的独立锗矿、硒矿、碲矿，但矿床规划都不大。　　我国稀散金属矿产资源比较丰富，已探明有稀散金属矿产储量的矿区：锗矿散布在11个省区，其间广东、云南、吉林、山西、四川、广西和贵州等省区的储量占全国锗总储量的96%；镓矿散布在21个省区，首要会集在山西、吉林、河南、贵州、广西和江西等省区；铟矿散布在15个省区，首要会集在云南、广西、内蒙古、青海、广东；矿散布在云南、广东、甘肃、湖北、广西、辽宁、湖南等7个省区；硒矿散布在18个省区，首要会集在甘肃，其次为黑龙江、广东、青海、湖北和四川等省区；碲矿散布在15个省区，首要会集在江西、广东、甘肃；铼矿散布在陕西、黑龙江、河南和湖南、湖北、辽宁、广东、贵州、江苏9个省。

辽宁某矿山现有一规划为120t/d的小型选矿厂，因为矿石中各首要金属矿藏嵌布粒度较细、共生关系亲近 ,生产中铜精矿含铅和锌 、铅精矿含锌严峻超支 ,形成产品品质不高、供应不畅 ,终究不得不以铜铅混合精矿这种低价值产品出售 ,严峻地影响了厂商的经济效益。新工艺有效地处理了铜铅别离困难和精矿互含严峻超支问题 ,取得了质量优秀的铜精矿、铅精矿及锌精矿。     一、矿藏性质     （一）原矿多元素分析     原矿多元素分析成果见表1。 表1  原矿多元素分析成果  %元  素CuPbZnTFeSAu*Ag*含  量0.551.684.1511.0510.721.0311元  素CAsSbCaOMgOAl2O3SiO2含  量2.480.030.135.256.226.3542.80     *Au、Ag的含量单位为g/t。     （二）矿石的物质组成     矿石中首要金属矿藏为黄铁矿、闪锌矿、方铅矿、黄铜矿，少数的辉铜矿、磁铁矿、辉银矿、银黝铜矿、蹄银矿，偶见有天然银及复硫盐类。非金属矿藏首要为石英、长石及少数的云母等。    （三）首要金属的嵌布特征    闪锌矿首要嵌布在黄铁矿的裂缝中，与黄铜矿构成严密连晶，一起与方铅矿及脉石也构成连晶。多呈半自型—它型粒状，以团快状浸染状，少呈脉状产出。方铅矿与银矿藏关系亲近，次与黄铁矿、脉石亲近，首要是嵌布在黄铁矿的裂缝中，与脉石连晶的也多，多呈半自型—它型粒状，以团快状浸染状，少呈脉状产出。黄铁矿首要呈半自型—它型粒状，碎裂激烈，裂隙发育，常被后期多金属硫化物充填，在矿石中多呈块状或团快状，少呈浸染状，与脉石连生多，次为黄铜矿、闪锌矿、方铅矿连生。在黄铁矿颗粒间(微裂隙)发现有银矿藏，首要为蹄银矿、辉银矿严密连晶，还有天然银等。首要矿藏粒级散布成果见表2。表2  首要矿藏粒级散布成果%粒级/mm黄铁矿闪锌矿黄铜矿方铅矿〉0.311.128.940.4/0.3-0.117.514.719.2/0.1-0.07423.212.211.818.20.074-0.03725.718.617.235.80.037-0.0117.618.45.140.44.97.26.35.6算计100100100100     二、条件探究及计划挑选     该矿铜铅档次低，浸染颗粒细，多种有用矿藏细密共生。优先浮铜的探究性实验标明,铜矿藏回收率极低,且精矿中大部分为铅锌矿藏。依据这一状况,决议选用铜铅混浮—铜铅别离—混浮尾矿抑硫浮锌的技能道路。     （一）铜铅混浮矿浆PH值实验     矿浆pH值是铜铅矿藏浮选的重要影响要素。实验选用石灰来调整矿浆PH值,实验流程及实验条件见图1。依据试样中铜、铅、锌各矿藏的嵌布粒度并考虑现场状况,关于粗选作业,断定磨矿细度为- 74μm占75%。实验成果见表3。表3  铜铅混浮矿浆Ph 实验成果%pH产品产率档次回收率CuPbZnCuPbZn8粗精矿6.863.8717.6720.5448.2172.1433.959.5粗精矿6.374.5320.1118.6752.2676.2428.6610.5粗精矿5.845.3123.1417.5856.4880.4324.7411粗精矿5.586.0325.0415.3461.2483.1520.6211.5粗精矿5.426.4526.1813.8563.5684.4618.0912粗精矿5.036.5326.5613.2459.7179.5316.04     由表3可见,跟着矿浆pH值的增大，铜铅混合粗精矿中铜铅档次一起升高,回收率也有所添加,但当矿浆pH为11.5时,粗精矿中锌档次降幅有限而铜回收率开端下降, 因而, 适合的浮选矿浆pH值为11.5左右。     （一）按捺剂对铜铅混浮的影响     铜铅锌硫化矿归于杂乱硫化矿,铜铅与锌之间很难别离,除适合的矿浆pH值以外,ZnSO4 和Na2SO3 组合运用作为按捺剂，浮铜铅，按捺锌，能起到很好的作用，能下降铜铅混合精矿中的锌含量。因而,在矿浆pH为11.5条件下进行了铜铅混浮粗选ZnSO4 +Na2SO3 组合按捺剂的用量实验。实验成果见表4               表4  铜铅混浮粗选按捺剂用量实验成果 %按捺剂用量/(g·t-1)产品产率档次回收率CuPbZnCuPbZn600+600粗精矿5.625.7624.2916.8459.9582.7323.03尾矿94.380.230.303.3540.0517.2776.97原矿100.000.541.654.11100.00100.00100.001500+600粗精矿5.436.4526.2713.8263.6884.4118.39尾矿94.570.210.283.5236.3215.5981.61原矿100.000.551.694.08100.00100.00100.001500+1000粗精矿5.166.6827.0612.5760.4783.1115.62尾矿94.840.240.293.6939.5316.8984.38原矿100.000.571.684.15100.00100.00100.00     实验成果标明，当ZnSO4 +Na22SO3 用量添加时，按捺才能增强，粗精矿产率变小，铜铅回收率下降，归纳分析得，ZnSO4 +Na22SO3用量操控在1 500 g/ t + 600 g/ t较适合。     （二）铜铅混浮捕收剂的挑选     选用石灰作矿浆PH调整剂，固定矿浆Ph在10.5—11之间，调查了乙黄药、丁黄药、乙硫氮、黑药、等捕收剂以及乙硫氮+黑药组合捕收剂对铜铅混合浮选的影响，成果标明以上各捕收剂均对铜铅矿藏有必定的捕收作用。但就捕收才能和挑选性而言,乙硫氮+黑药较适合，该组合捕收剂既能确保铜铅的回收率，又能大大下降粗精矿中锌含量。因而,挑选乙硫氮+黑药作为铜铅混浮的捕收剂。     （三）铜铅混浮捕收剂的用量     选用（ZnSO4+Na2SO3）作锌矿藏的按捺剂，矿浆PH值在11.5左右，改动捕收剂（乙硫氮+黑药）用量 ，实验成果见表5。从表5可知，当捕收剂用量操控在40g/t时，跟着乙硫氮的下降和的添加，粗精矿产率减小，铜铅档次添加，回收率上升；锌含量削减。归纳分析得，药剂用量为乙硫氮15g/t+黑药30 g/t较为恰当。                表5  铜铅混浮粗选捕收剂用量实验成果%捕收剂用量/(g·t-1)产品产率档次回收率CuPbZnCuPbZn乙硫氮30 15粗精矿6.624.3720.5718.0453.5782.5329.05尾矿93.380.270.313.1246.4317.4770.95原矿100.000.541.654.11100.00100.00100.00乙硫氮20 20粗精矿6.155.0622.5615.4655.5682.0123.19尾矿93.850.270.323.3644.4417.9976.81原矿100.000.561.694.10100.00100.00100.00乙硫氮15 30粗精矿5.436.4526.2713.8263.6884.4118.39尾矿94.570.210.283.5236.3215.5981.61原矿100.000.551.694.08100.00100.00100.00 2．4  铜铅别离实验传统的铜     铅别离首要的办法是用或重浮铅抑铜, 这些办导致少数贵金属溶解和发生环境污染, 因而本次实验选用水玻璃、纳和羧甲基纤维素的组合按捺剂来按捺方铅矿。三种药剂在铜铅别离中按捺作用各有不同特色： 羧甲基纤维素对方铅矿有较好的按捺作用, 可是对黄铜矿的浮游性也有较大的影响, 不利于回收率的进步；水玻璃对方铅矿的按捺作用稍弱, 但对铜矿藏浮游性影响也小, 铜回收率高；钠对铜矿藏有活化作用,而在方铅矿表面生成亲水性硫酸铅按捺方铅矿。使用这三种药剂各自的特色进行组合发生的协同效应来抑铅浮铜，通过屡次配比实验终究断定了三种药剂的最佳配比为：水玻璃：纳：羧甲基纤维素为2：6：1。为了进步分选目标, 在铜铅别离作业前选用活性炭脱药。实验成果标明, 活性炭用量为800g/t时分选作用较好。断定以上条件后, 进行了铜铅别离的闭路实验, 实验流程见图2, 实验成果见表6。表6  铜铅别离闭路流程成果 %产品产率档次回收率CuPbZnCuPbZn铜精矿30.5128.347.286.0193.894.8728.12铅精矿69.490.8162.387.386.1195.1371.82铜铅混精100.009.2145.57.6.52100.00100.00100.00     （五）选锌粗选实验     选用硫酸铜作活化剂、丁黄药作捕收剂,石灰作按捺剂抑硫浮锌。经调优实验,断定锌粗选的适合条件为:硫酸铜400 g/ t ,丁黄药80g/ t, 2号油30 g/ t,矿浆pH为12.5。在此条件下,可取得含Zn 51. 24%、含Pb 0. 24%、含Cu 0. 12%、Zn回收率78. 36%的锌粗精矿。     三、全流程闭路实验及成果分析    在上述实验的基础上，进行了铜铅混浮—铜铅别离—混浮尾矿抑硫浮锌的全流程闭路实验,闭路流程铜铅混选为一粗二扫二精,铜铅别离为一粗二扫二精,选锌为一粗三扫二精，中矿循序回来,成果见表7。             表7  小型闭路实验成果 %产品产率档次回收率CuPbZnCuPbZn铜精矿1.3228.547.055.8365.625.541.85铅精矿2.510.8955.696.744.0683.214.08锌精矿7.380.560.7351.097.513.2190.87尾矿88.790.140.150.1522.818.043.20原矿100.000.551.684.15100.00100.00100.00     闭路实验取得Cu档次28. 54%、Cu回收率65.62 %的铜精矿, Pb档次55.69%、Pb回收率83. 21%的铅精矿和Zn档次51.09%、Zn回收率90.87%的锌精矿。    四、结 论    （一）针对该矿石性质,选用铜铅混浮—铜铅别离—混浮尾矿抑硫浮锌的浮选工艺,混合浮选以乙硫氮+黑药为捕收剂、ZnSO4 +Na2 SO3为按捺剂, 并操控矿浆pH值在11.5左右，完成铜铅矿藏与锌硫矿藏的别离。     （二）使用无毒的水玻璃、钠和羧甲基纤维素组合按捺剂，代替了和重，成功的完成了铜铅别离，有利于环境保护。

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。

归纳收回锗的办法许多，常用的是氯化蒸馏的经典办法。该法是使原猜中的锗转入硫酸溶液，参加单宁得单宁锗沉积物，经氧化焙烧脱砷及脱有害物后，在83～100℃下氯化蒸馏得GeCl4。在氯化蒸馏过程中发作如下反响：　　GeCl4经水解得纯GeO2，过程中发作下列反响：　　GeO2通复原得到约具有10～20Ω·cm电阻率的金属锗，其反响为：　　除此之外，锗的收回办法还有以下几种: 　　(1)优先蒸发法收回锗 先把质料制团，经复原蒸发硫化锗，蒸发锗率达90%～98%;然后将尘按经典法提锗，锗的收回率听说高达90%。在我国，曾实验用此法从含0.006%～0.008%Ge的锌精矿中提锗，通过两次复原蒸发，所得硫化物尘再用经典法提锗，锗收回率达75%～80%。 　　(2)硫酸化-载体沉积法收回锗 此法处理含0.022%锗的扎伊尔锗矿，经浮选得含锗0.13%的铜精矿，经铜冶炼得含0.36%Ge的烟尘，经硫酸化使锗转入硫酸系统，净化后用MgO作载体沉积出溶液中的锗，然后按经典法提锗。比利时的巴伦厂选用此法出产，锗的收回率达75%。 　　(3)碱土金属氯化蒸馏法收回锗。 　　(4)烟化法收回锗。 　　(5)氧化复原焙烧收回锗。 　　(6)再次蒸发收回锗。 　　(7)萃取法收回锗 近年来，国内外溶剂萃取锗的研讨工作进展较大，在系统中可用火油、CCl4、MIBK、Lix63及二等萃取锗;在硫酸系统中可用TOA、P204+YWl00、Lix63及Kelexl00等萃取锗，此法可根据具体情况进行出产。   　　(8)鼓风炉蒸发法收回锗。

广西巴马天润钛业有限公司坐落广西巴马县，是桂西区域甚至我国较有名的钛铁矿产地，该区域钛铁矿经前人预查已在民安—平林一带提交中型钛铁矿床一处，在其周边亦发现钛铁矿点多处，一直以来存在小规模民采现象，从现在所获得的地质材料和所了解的开发状况分析，该区域钛铁矿具有较大的找矿潜力和开发远景。矿区坐落南华准地台右江再生地槽桂西拗陷西林一百色断褶带东段之巴马背斜南东段核部和北东翼部。该区域属亚热带季风气候区，旱季多会集在5-9月，雨量充沛，昼夜温差较大;地势地貌首要为由辉绿岩及硅质岩、泥岩、灰岩组成的丘陵缓坡一中低山，地势切开中等，植被掩盖稀少一中等。该区域已通高压电，出产日子用电由距巴马县城约40km的大化岩滩大型水电站供应，电力满意，电话和手机根本遍及到村屯，当地居民日子较贫穷，剩余劳动力满意。本次规划的出产规模为采选出产才能100t/d钛铁矿精矿(TiO2档次>48%)。 1 矿石性质 本次新建采选工程的选矿厂首要处理民安一平林一带的钛铁砂矿矿石。 1.1原矿首要化学成分及矿石密度 矿样为风化搬迁的残积、坡积砂矿，有价成分首要是钛。矿样首要化学成分分析成果见表1。1.2矿石的矿藏组成含钛矿藏首要有钛铁矿(占15.78%)，金红石、白钛矿、板钛矿、榍石等(占1.45%)，其它金属矿藏有针铁矿、水针铁矿、水赤铁矿、锰矿、黄铁矿等(占15.87%)。脉石矿藏有伊利石、高岭石、绿泥石、埃洛石、蒙脱石、石英、长石、云母、辉石、闪石、硅灰石、碳酸盐等矿藏(占66.90%)。 1.3钛的赋存状况及平衡分配核算成果矿样中钛首要以钛铁矿的状况存在，其次是以金红石、白钛矿、板钛矿的方式存在，少数以榍石的方式存在，此外还有部分钛涣散在铁矿藏和脉石矿藏中。矿样中钛元素的平衡分配核算成果见表2。由表2能够看出，矿石中的钛首要以钛铁矿的方式存在，其次是以金红石、白钛矿、板钛矿、榍石的方式存在，有4.91%的钛涣散在铁锰矿藏和脉石矿藏中。经核算，钛精矿理论档次为T1O256.36%，TiO2的理论收回率为94.83%。 1.4钛矿藏的粒度特性 钛矿藏的粒度特性丈量成果见表3。由表3可见，钛矿藏的粒度首要在一589+20~m，粒度较粗，有利于收回。 1.5 矿样筛水析和钛矿藏单体解离度分析成果为了解矿样中钛在各粒级中的散布和钛矿藏的单体解离状况，对矿样进行了筛水析和钛矿藏的单体解离度测定。原矿粒度组成和TiO2散布率见表4，原矿的单体解离度分析成果见表5。由表4成果可知，矿样中的钛首要散布在0.8mm以下，原矿经水浸泡后用振荡筛筛分，筛上部分能够弃去不要。由表5成果可知，钛矿藏的单体解离度达88.80%，钛矿藏与铁矿藏的连生体占6.85%，钛矿藏与脉石矿藏的连生体占4.35%。因为钛矿藏的单体解离较好，矿样不需求磨矿，可直接选别。 2 选矿实验 咱们于2007年7月对该矿进行了探索性实验及优化实验研讨，得出的最佳选矿工艺准则流程见图1，实验成果见表6。3 选矿工艺规划与设备挑选及装备特色 3.1选矿工艺规划因为规划的原矿档次与选矿实验研讨的原矿档次相差太大，所以不能直接选用实验得出的选矿工艺流程，需求对实验流程结构进行调整与优化，使之能最大程度地契合广西巴马钛铁矿矿石的选别特色。 3.1.1选矿工艺规划的依据 1)经过对该矿石性质分析可知，原矿不需求破碎和磨矿即可直接进行选别，所以工艺规划没有破碎和磨矿段。2)因为该矿石中有用矿藏钛铁矿的粒度较会集，首要在一0.6+0.02mm，且有许多矿泥存在，所以原矿选别前有必要进行筛分分级和脱泥作业，分级作业可抛掉产率约为17.33%的尾矿，脱泥作业可抛掉约40.81%的泥尾矿，这样不只削减后续设备的台数和负荷，而且节省许多基建和设备出资。3)因为建造场一切限，托付单位要求分粗选厂和精选厂两地建造，将进行摇床选别作业前的部分建为粗选厂，摇床选别作业建为精选厂，所以工艺流程分为粗选工艺流程和精选工艺流程两部分。4)托付单位要求终究钛精矿(TiO2)档次48%，为确保精矿档次到达要求，规划时别离增加了一次螺旋溜槽扫选和一次摇床中矿再选作业。 3.1.2选矿工艺流程的断定依据选矿实验和托付单位对出产目标等的要求，选矿工艺流程断定粗选工艺流程为原矿—分级—脱泥一粗精选一扫选流程，精选工艺流程为粗精矿一调浆—摇床精选一中矿再选流程(见图2、图3)。3.2首要设备选型 筛分分级设备：依据原矿的采矿办法和矿石性质，本次规划依照采金船圆筒筛(洗矿筒)来核算原矿筛分所需圆筒筛的规格和处理量。因为原矿中钛矿藏的粒度较细，较高档次的钛首要会集在一2+0.038mm，因此在反复研讨原矿粒度组成与TiO2散布率的联系和统筹出产中圆筒筛筛孔的巨细对筛分功率和处理量的影响而断定选用双层圆筒筛，内层筛孑L6mm，外层筛孑L1.5mm，其他考虑到矿石性质的改变、圆筒筛的负荷及台时量动摇规模和操作等要素，选用2台1.8mx5.4m的多功能圆筒筛较为合适。对此矿来说该机最大处理才能可达546m3/h，可配用11kW电动机。 螺旋溜槽挑选：螺旋溜槽选用玻璃钢制作，内表面涂聚酯金刚砂耐磨层。广泛用于铁矿、钛铁矿、铬铁矿、硫铁矿、锡矿、钽铌矿、金矿、煤矿、独居石、金红石、锆英石、稀土矿和具有满意密度差的其它金属、非金属矿藏，以及钢渣、硫酸渣、冶金渣等物料选别收回。此设备结构简略、重量轻、不需动力、节水节电、操作保护便利、适应性强、选别粒度细、处理量大、分选作用好。为了使设备尽可能大型化和合适工艺流程的需求，本次规划共选用32台直径为1.6m、螺距为800、3头/台的螺旋溜槽作为粗选重选设备，其间浓缩脱泥用16台光面型槽面的，规划的单台处理量为8t/h;粗精选用8台刻槽型槽面的，规划的单台处理量为9t/h;扫选用8台刻槽型槽面的，规划的单台处理量为9t/h。 摇床挑选：6一S摇床是重力选矿的首要设备之一，广泛用于选别钨、锡、钽、铌、铁、锰、铬、钛、铋、铅、金等稀有金属和宝贵金属矿，也可用于煤矿。可用于粗选、扫选、精选等不同作业，选别粗砂(0.5～2mm)、细砂(0.074～0.5mm)、矿泥(0.02～0.074mm)等不同粒级。本次规划共选用11台LS(6一S)摇床作为精选厂重选设备，其间2台粗砂型床条用作粗砂选别和选别后的中矿再选，规划，的单台处理量为1.5t/h;6台细砂型床条用作细砂选别和细砂选别后的中矿再选，规划的单台处理量为0.9t/h;另3台矿泥型床条用作选别矿泥，规划的单台处理量为0.5t/h。 水力分级设备挑选：摇床重选前分级作业常用的水力分级设备为水力分级箱，满意摇床给矿粒度、给矿体积和浓度的要求。水力分级箱为自在沉降式分级设备，适于处理粒度较小和细泥含量较多的物料。合适的分级粒度为0.074～2mm，给矿浓度为18%一25%。该设备长处是结构简略、不必动力、作业牢靠、在钨锡等矿选矿厂得到广泛应用。挑选水力分级箱时应留意分级箱的室数(通常以4～8个分级箱串联成一组)与流程要求的物料分级等级数相对应，并统筹到所选用的摇床台数。本设i寸选用的水力分级箱为9室，分为9个等级，别离对应粗砂、细砂和矿泥选其他9台摇床。 3.3设备装备特色 在设备装备方面，简略的设备装备，有利于进步选矿功率，便利操作，安全出产。(1)粗选厂将螺旋溜槽按4台一组联合装备，这样做可节省用地，削减根本建造出资，并为选矿厂的日常操作、办理和进一步进步选别目标发明了条件。(2)精选厂摇床水平装备，而且摇床根底建在地平面上而不是建在一个渠道上。选用平面水平装备，可节省高差，下降厂房高度，下降根本建造出资，总出资也会下降，其他选用水平装备后，因为一切的设备在一个平面上，使得工人简略操作，便于办理;摇床根底建在地平面上而不是建在一个渠道上的做法增加了出产的安全性和设备的牢靠性。因为摇床出产时发生很大的振荡，假如根底建在渠道上很简略振坏根底，给出产带来风险，使设备的牢靠性得不到确保。有些重选厂为了完成矿浆自流，将摇床按阶梯装备，摇床的根底建在渠道上，出产时摇床一振荡渠道和根底也跟着晃动，日常操作工人不敢接近操作，给出产带来很大的不安全性，日常操作工人的安全不能确保，后患无穷。 4选矿规划目标 选矿规划首要技术目标见表7。5 结语 1)针对广西某钛铁矿矿石，研讨单位进行了很多的选矿实验研讨作业，从而为规划合理的选矿工艺流程供给了充沛的依据。2)关于广西钛铁矿矿石的选矿工艺流程，规划从实验流程、首要设备装备及现场建造场所等方面进行了分析，对实验流程进行了调整和优化，提出了处理广西某钛铁矿矿石的引荐规划选矿工艺流程。3)在确保规划目标和工艺参数的前提下，合理进行设备选型，既不能过大，更不能过小。其他，依据地势地貌进行设备装备，尽可能节省出资。4)现代的新式选矿厂规划，大型、高效节能、安全环保、修理简略的选矿设备的挑选尤为重要。