氧化物的酸、碱浸出许多遵守缩短中心模型，一个典型的实例是锌焙砂在稀酸中的溶解。它依据每种参加溶解进程的化学物质的离子扩散系数及离子搬迁率，使用方程式（1）和式（2）进行核算。核算假定溶解速率由传质操控，因此所用的核算进程只能用于不触及化学反响的状况。    （1）    （2） 求解方程（1）和式（2）需求几个边界条件，它们规则了模型中各参数的值，并将各物质的通量经过浸出反响的计量联系相关起来。 关于硫酸浸出体系，核算所用的数据包含H＋，HSO4－，SO42－及Zn2＋的离子扩散系数和离子搬迁率，下列平衡的平衡常数与活度系数稀酸浸出氧化锌的数学模型核算中所用的传质数据列于下表。物质等效离子电导 Λi0∕（Ω－1·cm2·equ－1）离子扩散系数 D∕（cm2·s－1）离子搬迁率 u∕（cm2·V－1·s－1）H＋348.99.3×10－53.6×10－3Zn2＋53.87.2×10－65.6×10－4SO42－79.01.0×10－5－8.2×10－4HSO4－100.002.7×10－5－1.6×10－3 几个边界条件为 在固液界面即r=rt时，                  Ci＝Cis          （3） 因为浸出进程最慢的过程是经过边界层的传质，能够假定在界面上到达化学平衡，然后得到下列边界条件     （4）     （5）     （6） 式中， 、 、 别离表明反响（a）、（b）（c）的平衡常数；Qa、Qb、Qc别离为用浓度表明时反响（a）、（b）、（c）的平衡常数；γi是物质i的活度系数。 在溶液体相即r＝∞，                E＝0    （7） Ci＝Cib   （8） 体相浓度用质量平衡和体相的化学平衡求算    （9）    （10）    （11）    （12）    （13） 式中，[H2SO4]与[ZnSO4]是t时刻硫酸和硫酸锌的净浓度。 计量联系            （14） 硫酸根通量                        （15） 数学模型由对每种物质组成的写出的方程式（2），方程式（1）和上面导出的边界条件组成。一旦知道了各物质的通量，就可核算ZnO的溶解速率。 假如半径rt的球形粒子含有Nmol的ZnO，则    （16） 式中，Mw为ZnO的分子量。 因为稳态下边界层内没有物质堆集，一切溶解的锌都必须传递到溶液体相中去。因此，反响速率能够与锌和酸经过边界层传质的速率相关如下    （17） 式中JZn－流离表面的锌的净通量；     JH－流向表面的酸的净通量。 由式（16）和式（17）得出    （18） 方程式（18）用有穷区间法数值积分得到rt对时刻的函数。关于单尺度粒子，rt与反响分数α的联系为    （19） 即为式（20）的缩短粒子模型，r0为固体粒子的初始半径。    （20） 粒子尺度散布的景象可作相似处理，m个初始半径r0k的单尺度分数每个组成总质量的分数wk。浸出的程度分粒级核算    （21） 总的浸出率由下式断定    （22） 为了查验模型及核算的正确性，需求研讨硫化锌精矿的焙砂在硫酸、高氯酸、硝酸和等4种酸中溶解的速率。选定的拌和条件使一切的固体粒子都悬浮且溶解速率与拌和速率无关。在高氯酸及硝酸溶液中试验曲线与模型核算得到的猜测曲线符合杰出，而在硫酸溶液中在浸出率80%曾经符合尚可，这以后的溶解曲线符合不抱负的原因是因为固体粒子的溶解并非如假定的那样均匀并始终保持球形，实际上发现部分浸出的焙砂粒子有大而深的孔。简化的模型没有考虑锌的氯合物的构成合氯离子的吸附，因此不能用来猜测浸出焙砂的溶解速率。而用新近树立的未考虑电搬迁对传质的奉献的模型即便关于0.1mol∕L高氯酸浸出的动力学也严峻违背，反映了电搬迁在传质中不行忽视的效果。

矿区位于思茅专区澜沧县。矿床属于海相火山-沉积型铁矿床。    矿床产于新元古界澜沧群惠民组。惠民组以中-基性火山岩和铁矿层为主，其次有少量石英片岩、方解石片岩、大理岩等，地层厚600～800m。上覆西定组碎屑岩，下伏地层为勐满组。矿区总体为一北西—南东向长条状复式向斜构造。区内共有铁矿体34个，其中Ⅳ、Ⅱ2、Ⅱ1为主要矿体，占总储量73.3%。Ⅳ号矿体长7000m,宽1100m，厚30.3m;Ⅱ2矿体长4000m,宽1900m,厚31.5m;Ⅱ1矿体长6000m,宽2000m，厚36m。矿体呈似层状、层状。    矿石物质成分复杂，含铁矿物有菱铁矿、褐铁矿、磁铁矿、鳞绿泥石、黑硬绿泥石、铁蛇纹石和黄铁矿等。还有少量锰铝榴石、钛铁矿、赤铁矿和白铁矿，共生矿物有石英（玉髓）、胶磷矿、磷灰石、方解石和长石等。    矿石主要构造有条纹条带状、块状、角砾状、浸染状和流纹状等。    矿石自然类型可分为：褐铁矿矿石、菱铁矿矿石、菱铁矿磁铁矿混合矿矿石、绿泥菱铁矿矿石、硅质菱铁矿矿石和铁蛇纹菱铁矿矿石。    该矿床累计探明铁矿石储量（D级）112681万t，其中，褐铁矿石22671万t，菱铁矿石49297万t，混合矿石40713万t。    矿石品位：褐铁矿石TFe 40%，P 0.17%～1.43%,S 0.01%～0.61%。菱铁矿石TFe 25%～35%，P 2.8%～0.2%,S 0.4%～20%。磁铁矿石TFe 45%～50%,P 1.3%～0.4%,均属含硫磷较高的自溶性矿石。    该矿尚未开发利用。

一、导言 滇东南是我国微细粒浸染型金矿床的会集散布区之一。微细浸染型金矿矿石性质杂乱， 工艺类型特殊， 历年来先后有多家科研规划单位进行过选冶实验研讨工作， 取得了一些研讨成果， 但仍有一些技能问题需求研讨处理。 本次实验以云南省者桑金矿为研讨目标， 进行浸出实验研讨， 为公司出产供给参阅。 二、矿石特征 该矿石类型为氧化型矿石， 其赋存矿藏岩石为蚀变的粉砂泥岩或粉砂岩及少数的基性脉岩类。矿石结构为胶状结构和告知假象结构。首要金属矿藏为褐铁矿、黄铁矿、黄铜矿、毒砂、磁黄铁矿、磁赤铁矿、黝铜矿。矿石化学组成分析标明金是首要收回有用成分， 金档次为0.70g/t。矿石中砷含量0.28%， 绢云母等粘土矿藏约占47%。金首要包裹在褐铁矿等氧化矿藏中， 又因为该矿石中存在很多的铁染粘土矿藏（绢云母为主， 其晶体呈层状格架）， 其内也会吸附必定量的超显微金。 对破碎至小于40mm的矿样进行筛分分析， 首要调查了七个粒级的产率和金散布状况。较粗粒级的金档次较高， 可见金的嵌布粒度不细， 矿石浸出时无需细磨见表1。 表1  －40mm矿石筛分分析成果粒度/mm产率/%金档次/g·t－1金散布率/%单个累计单个累计＋10.033.2533.250.5628.1828.18－10.0＋5.016.2949.550.8420.5948.72－5.0＋1.014.0163.560.9419.9468.71－1.0＋0.2810.4574.010.8012.6881.38－0.28＋0.1542.5376.540.552.1083.48－0.154＋0.0762.8179.350.361.5285.00－0.07620.65100.000.4815.00100.00算计－－0.66－－ 三、化浸出实验研讨 （一）归纳样制备。将32袋单样烘干， 破碎至－40mm， 缩分出1/8制成化验样， 分析各袋样品金档次。根据金档次和实验要求， 配限制240kg归纳样。要求配矿核算档次与归纳试样屡次化验均匀档次0.70g/t相吻合。 （二）可浸性实验。为了解矿石中金的可浸性， 并为柱浸实验供给工艺参数， 对矿石进行了化浸出实验研讨。首要调查了NaCN和碱耗量及金浸出率等目标。 化浸出固定条件：给矿100g/次， 粒度－1mm， 矿浆浓度40%， NaCN初始浓度为0.4%。， 工业石灰调理pH值10～11， 摇瓶化18h。实验成果可知， 矿石中金渣计浸出率为87.14%，NaCN耗量261.2g/t， 工业石灰用量5kg/t。该矿石较简单浸出。（三）柱浸实验。将破碎至必定粒度的矿石装入柱中， 用NaOH制造的溶液调理矿石的pH， 待渗出液pH值调至10～11时， 制造pH值≥2、浓度约为0.4‰的NaCN溶液， 调理溶液喷淋速度， 实验操控喷淋强度约8～12L/m2·h1， 喷淋一段时刻对浸出液计量， 取样测NaCN浓度并分析金档次。浸出完毕后， 用必定量水洗刷各柱浸渣， 洗水计量， 取样测NaCN浓度并分析金档次。最终取出浸渣， 烘干、缩分、取样， 分析浸渣中金档次。柱浸实验条件和成果别离见表2。 表2  柱浸实验条件矿石粒度/mm矿石分量/kg制粒水泥用量/kg·－1柱高/cm－4081.7－～175堆比重/g·cm－3饱满含水率/L·t－1喷淋强度/L·m－2·h－1初始喷淋液NaCN浓度/‰1.65202.388.5～10.5～0.4 从实验成果可知，通过25天浸出，渣计浸出率达80.0%，尾渣金档次降至0.14g/t。 （四）其它浸出办法探究实验。为了能进一步进步浸出率，进行了加助浸剂浸出、酸性浸出和尾渣再次浸出实验。 1、增加助浸剂的氛化浸出实验。浸出固定条件：给矿100g/次， 粒度－1mm， 矿浆浓度40%， NaCN初始浓度为1.0‰， 石灰调理值pH值10～11， 摇瓶化18h。化浸出实验成果标明参加H2O2、CaO2、NH4Cl等助浸剂， 金的渣计浸出率没有显着进步。 2、浸出。浸出条件：给矿100g/次， 矿石粒度－1mm，矿浆浓度40%， 用量10kg/t，Fe2（SO4）39kg/t， 硫酸调理pH值1～2。实验成果标明选用酸性浸出， 金浸出率不如直接化浸出率高。 3、尾渣再浸。因为柱浸浸出液金浓度和尾渣金档次还比较高， 通过对柱浸的尾渣再次浸出， 以调查若延伸柱浸时刻，浸出率进步的可能性。 将柱浸尾渣缩分一部分破碎至－5mm， 取必定量的未破碎和破碎至－5mm的柱浸尾渣， 置于有机槽内， 用0.4‰的NaCN溶液静置浸出两天， 浸出实验成果标明柱浸尾渣通过两天的槽浸浸出， －40mm和－50mm尾渣相对原矿的液计浸出率别离达6.57%和5.03%。可见若延伸柱浸时刻， 对金浸出率的进步有必定的协助， 可是浸出周期延伸， 会加大浸出液量， 下降溶液金浓度。 四、定论 1、对破碎至－1mm归纳样进行可浸性实验， 矿浆浓度40%，NaCN初始浓度0.4‰， NaCN耗量261.2g/t， 石灰调理p   H值10～11， 工业石灰用量5kg/t， 摇瓶化18h， 渣计金浸出率为87.17%， 金档次降至0.09g/t。 2、破碎至－40mm归纳试样通过25天柱浸浸出， NaCN耗量171.7g/t， 金渣计浸出率为80.0%， 尾渣金档次降至0.14g/t。 3、其它助浸剂浸出、硫脉浸出以及延伸柱浸时刻等浸出办法， 对金浸出未有显着作用。 4、上述实验成果标明， 在惯例的化浸出条件下， 该归纳样较简单浸出。本次实验为者桑金矿的浸出供给技能根据。 参阅文献： 1、马晶,马继武,2001.煎茶岭金矿及其选冶实验研讨[J].黄金科学技能.10(2):35－39. 2、蔡世军,赵志新, 赵安龙.2003.老柞山金矿富砷、铜金矿石的氛化浸出研讨与实践[J].黄金.24(5):38－40. 3、周中定.2003.微细拉浸染型金矿石选金实验研讨[J].黄金.24(6):43－45. 4、谭海明.2005我国南边某金矿体矿石浸出实验研讨[J].中国矿业.14(2):38－42. （作者简介李桦， 紫金矿业集团股份有限公司， 高级工程师）

一、前语 滇西北金矿原选用的是全泥化法及堆浸法提取金，因为该矿含有铁、铅、锌、砷和硫等元素，及其他纤细杂乱难浸金矿藏[1]，导致浸出作用较差。并且为剧毒化学品，浸出进程对当地环境形成恶劣的影响。为了处理该区域提金法形成的环境污染问题，针对该区域金矿石和特色，选用加拿大Falcon离心选矿机对金进行富集，原矿含金7.7g/t，金精矿含金高达514.03g/t，尾矿含金0.36g/t，金收回率为95.4%，获得了满足的实验目标，为下一步工业上使用无选别工艺处理该区域金矿供给了根据。 二、矿石性质 实验矿样取至矿山范围内多处挖掘点，然后混组成实验用矿样，归纳样金档次为7.7g/t。 （一）首要矿藏特征 矿石中金属矿藏有褐(赤)铁矿、磁铁矿、菱铁矿、铅铁矾、菱锌矿、水锌矿、硅锌矿、异极矿，少数白铅矿、方铅矿、黄铁矿、天然金、银金矿和天然银等。脉石矿藏首要为方解石、白云石、石英和黏土矿藏等。 （二）原矿多元素分析 原矿多元素分析成果见表1所示。 表1  原矿多元素分析成果（三）金的矿藏特征及赋存状况 1、金的形状及嵌布特征 矿石中的金物相分析成果见表2。矿石中的金首要以天然金方式存在。 表2  原矿金的物相分析成果天然金为金黄色或带白彩的黄色，反射色为亮黄色，表面有麻点(氧化铁表膜)，具均质性，有延展性，形状多样，以不规则粒状或核晶为主，次有丝状、棒状、树枝状等[2]。矿石中金的粒度分析成果表明，该矿天然金粒度较细，粒径最大0.15mm，一般0.01～0.06mm，首要为中细粒金，尚有＜0.01mm的微粒金。 2、天然金的嵌布特征 经重砂别离和显微镜下调查得到金的嵌布特征(见表3)。从该表能够看出，天然金首要为中细粒可见金，嵌布在褐铁矿、磁赤铁矿、铅铁矾、黄铁矿(假象)、石英等矿藏颗粒间及裂隙中，为粒间金和裂隙金，次为微粒金，首要呈微粒嵌布或包裹于褐铁矿及磁铁矿集合体中，粒径＜0.01mm。 表3  原矿金的嵌布特性3、金的赋存状况 金的赋存状况见表4。金首要产于褐铁矿、磁铁矿、黄铁矿中，占总量的79169%，这说明金与上述矿藏关系密切，这些矿藏是金的首要载体矿藏。在铅、锌矿藏中金含量占20.32%，是金的非必须载体，脉石矿藏中Au的含量较少。 表4  原矿中各种矿藏含金量和金的散布率三、选矿实验 （一）重选实验 该矿石中的金首要以天然金方式存在，天然金密度大，能够用重选办法收回。可是矿石判定成果表明，天然金以细粒状况存在，惯例重选作用欠好，凭借离心力场能够强化细粒矿藏的重选进程。咱们选用加拿大Falcon离心选矿机对矿石进行重选实验。Falcon离心选矿机规划简略，可发生重力加速度150～300倍的离心加速度，报价低，操作简略，修理和保养费用低，无环境污染，出产成本低，适用面广，能够处理Au、Ag、Sn、W、Ta、Pt、Pd、Nb等宝贵金属。该设备分选质料的细度由高至150～300G的重力所决议，它可有效地收回-011mm等级有用矿藏。矿样磨至80%－0.074mm后，用Falcon离心选矿机进行一次粗选和一次精选，其实验流程见图1，实验成果如表5所示。从表中数据能够看出，Falcon离心选矿机选别该金矿富集比大，金的收回率高。图1  重选实验流程 表5  重选实验成果第二个重选实验原矿磨矿细度仍为80%第二个重选实验原矿磨矿细度仍为80%－0.074mm，选矿流程为两次粗选，一次精选，精选尾矿回来粗选1。流程图见图2，实验成果见表6。图2  重选闭路实验流程图 表6  重选闭路实验成果（二）化拌和浸出实验 在实验室中，原矿磨矿至75%～90%－0.074mm，然后选用拌和浸出办法进行化浸出。浸出时刻为48h，浸出成果见表7。 表7  拌和化浸出实验成果从表7能够看出，化浸出作用较差，在磨矿细度为80%～90%－0.074mm时，金的浸出率根本相同，首要原因归属矿石本身要素，一方面是天然金难以化浸出，另一方面大部分金被其他矿藏所包裹[3]，不利于浸出。 四、结语 归纳比照Falcon离心选矿机重选实验及化拌和浸出实验成果，不管从金的收回率仍是出产对环境形成的影响，重选流程显示出较大的优势。其选别工艺流程较为简略，并且出产上操控便利，加拿大出产的离心选矿机报价较贵，出资大，但出产成本低。最重要的是为完成该区域无选别供给了出产条件，对减轻环境污染有利。 参考文献 [1] 张卯均.选矿手册第八卷第三分册[M].北京:冶金工业出版社,1990,204. [2] 张守范.矿藏学[M].北京:商务印书馆,1956年3月第一版,徐天允,徐正春.金的化与冶炼[M].沈阳:沈阳黄金专科学校,1985 年11月. 作者单位 中国地质大学 （张爱萍） 云南国土资源职业学院（方泽明）

云南云龙锡矿所处理的矿石为锡石-石英脉硫化矿，尾矿矿藏组分较简略，以石英为主。其次为褐铁矿、黄铁矿、电气石、少数的锡石、毒砂、黄铜矿等。尾矿含锡档次0.45%，全锡中氧化锡中锡占96.26%，硫化锡中锡占3.74%，铁3.71%，其他含量较低，锌0.051%、铜0.08%、锰0.068%，影响精矿质量的硫、砷含量较高，硫1.88%、砷0.1%。 1992年云龙锡矿在原生矿资源已目趋干涸的情况下，开端在100t/d老选厂处理老尾矿，为了在短期内取得更好的社会效益和经济效益，又提出在选厂基础上改扩建为200t/d，选用重选-浮选流程，于1994年4月正式出产，在出产过程中为断地改善工艺流程，终究断定的出产工艺见图1。图1 云龙锡矿尾矿选矿出产流程 为习惯出产，其间筛分所用筛面前半部分为0.8mm，后半部分为1mm。分泥斗为φ2500mm分泥斗，使用该工艺可取得含锡56.266%、含硫0.742%、含砷0.223%、锡收回率68.3%的锡精矿和含硫47.48%、含锡0.233%、含砷4.63%的硫精矿。 云锡公司有28个尾矿库、35座尾矿坝，现有累计尾矿1亿多吨，含锡达20多万吨，还有伴生的铅、锌、铟、铋、铜、铁、砷等。公司有一个50t/d实验车间和两个选矿工段专门处理老尾矿。1971年到1985年间再选处理尾矿112万t，收回了锡1286t，选出铜精矿含铜443t。 栗木锡矿用重-浮硫程从老尾矿中收回锡。该矿积存尾矿650多万t，尾矿中首要含锡、钨、铌、钽及硅质和长石等矿藏。再选流程包含重选、硫化矿浮选和锡石浮选。经重选后得到的精矿含SnO226.84%、WO39.6%、Ta2O52.7%、Nb2O52.04%，重选收回率SnO32.99%、WO324.05%、Ta2O542.47%、Nb2O524.77%。硫化矿藏浮选流程为一次粗选、二次扫选，精矿档次Cu10.8%、SnS26.57%，收回率Cu78%、硫化物52.66%。硫化矿藏经按捺砷浮铜产出含Cu>20%、Sn>18%、As 东坡矿野鸡尾选厂建有300t/d规划的重选车间，从尾矿中收回锡石。尾砂含Sn0。2%～0.25%，精矿档次Sn42.93、收回率18.66%，每年收回精矿锡量40～50t。 大义山矿1982年建成日处理70～100t选矿厂，从可使用的3.3万t老尾矿(含Sn0.297%)中1年收回锡精矿31t，档次为55%～61%，收回率34%～35%。 国外，英国、加拿大和玻利维亚展开从含锡老尾矿中再选锡的作业。英国巴特莱公司用摇床和横流皮带溜槽再选锡尾矿，从含锡0.75%的尾矿取得含锡分别为30.22%、5.53%和4.49%的精矿、中矿和尾矿。英国罗斯克选厂选别含锡0.3%～0.4%的老尾矿取得含锡30%的锡精矿。加拿大苏里望选厂从浮选锡的尾矿，用重-磁联合流程选出含锡60%、收回率38%～43%的锡精矿。玻利维亚一个选厂再选含锡0.3%的老尾矿和新尾矿，产出含锡20、收回率50%～55%的锡精矿。

1 前语 受云南黄金矿业有限责任公司托付，某黄金研讨院对云南镇沅分公司含金矿石进行选矿实验研讨。意图是经过对该金矿石的工艺矿藏学研讨和选矿流程实验，断定原矿选矿技能条件和工艺参数，为选矿工艺流程的挑选和规划供给科学牢靠的根据。 本研讨报告的内容首要是原矿工艺矿藏学研讨、原矿浮选流程实验研讨。 对镇沅含金矿石的工艺矿藏学研讨标明：该矿石工艺类型为贫硫化物碳质微细粒浸染型难处理金矿石。矿石中有价元素为金，档次为5.38g/t。该矿石中金矿藏粒度微细，镜下可见最大金粒为8.5微米，93.84%的金矿藏小于5微米，其间大都呈次显微金。该矿石中金矿藏与金属硫化物联系十分亲近，硫化物中金占86.26%，脉石中金占7.58%，游离金仅占6.16%，硫化物粒度也较细，有73.1%的硫化物粒度小于0.037mm，晦气于金的露出与解离，在原矿磨至-0.074mm占95%时，仍有10.5%的硫化物与脉石连生，5.1%的硫化物被脉石包裹。矿石中有机碳含量为0.70%，有机碳有很强的劫金才能，惯例化，磨矿粒度为-0.074mm占90%时，金浸出率仅为0.74%。 浮选实验研讨成果标明：原矿选用阶段磨浮流程，一段磨矿粒度为-0.074mm占60%，二段磨矿粒度为-0.074mm占90%，金浮选回收率为90.52%，精矿金档次为47.87g/t，浮选尾矿档次为0.57g/t，浮选闭路实验成果见表1。 表1  浮选闭路实验成果产品 称号产率 （%）档次（%）回收率（%）Au(g/t)AsSAuAsS金精矿10.2147.870.7518.7490.5289.5090.26尾  矿89.790.570.010.239.4810.509.74原  矿100.005.400.0862.12100.00100.00100.002 试样的采纳与制备 2.1 试样的采纳 本次实验样品的采纳及代表性由托付方担任。矿样于2005年3月7日抵达我院。 托付方供给的各点矿样状况如表2。 表2  托付方供给的各矿点档次及分量矿点取样档次（g/t）分析档次（g/t）矿样分量(kg)101E-113.053.04500102W-14.432.99512102NM-10.000.701200103E-117.1011.07290104E-14.505.091023104E-28.8011.083301753上盘-0.902431713-18线-2.34500老王寨-3.687002.2 试样的制备 将矿样分点按图1流程破碎后，将各点矿样充沛混匀、缩分，取样进行化学分析，按托付方要求，原矿档次要求在5.0—5.5g/t范围内，各点矿样分析档次及配矿成果见表3。 表3  各点矿样分析档次及配矿成果矿点配矿份额（%）分析档次（g/t）配矿分量(kg)102W-1202.99500103E-11011.07250104E-1405.091000104E-21011.082501753上盘100.90250老王寨103.68250算计100—2500核算档次（g/t）5.31化验档次(g/t)5.38图1  试样制备流程     3 矿石工艺矿藏学研讨      3.1  原矿多元素分析 表4  多元素分析成果元素Au(g/t)Ag(g/t)CuPbZnFeS含量（%）5.382.550.020.010.013.852.03元素CAsSbCaOMgOAl2O3SiO2含量（%）4.140.080.196.523.969.8568.05    3.2 原矿碳物相分析 表5  原矿碳物相分析成果相别C/碳酸盐C/有机碳C/石墨碳全碳含量（%）2.880.700.564.14相对含量（%）69.5616.9113.53100.00    3.3 原矿硫物相分析 表6  原矿硫物相分析成果硫物相S/硫酸盐S/硫化物S/元素硫全硫含量（%）0.191.780.062.03相对含量（%）9.3687.682.96100.00    3.4 原矿筛分分析表7  原矿（-0.074mm占94.11%）筛分分析成果产品粒级 （mm）产率（%）金档次（g/t）金散布率（%）+0.152.926.833.83-0.15+0.0742.973.672.09-0.074+0.04517.792.669.09-0.04576.325.8084.99算计100.005.21100.00    从原矿筛分分析成果看，大大都金矿藏散布在-0.045mm粒级以下，占金总含量的84.99%,阐明金载体矿藏及金矿藏颗粒比较细微。     3.5矿石矿藏组成及含量     镜下所见金属矿藏较少，占3.84%，首要为黄铁矿、白铁矿，少数的辉锑矿、毒砂、褐铁矿，偶见有黄铜矿、闪锌矿、方铅矿、赤铁矿、磁铁矿等。非金属矿藏有石英、绢云母、方解石、白云石等，少数的长石、泥质、石墨碳质、粘土矿藏、绿泥石等，其相对含量检测成果见表8。 表8  矿石矿藏相对含量丈量成果金属矿藏相对含量 （%）非金属矿藏相对含量 （%）黄铁矿、白铁矿3.35石英、绢云母、长石等72.26辉锑矿0.19泥质、石墨碳质、粘土矿藏3.80毒  砂0.09方解石、白云石20.1黄铜矿、方铅矿、闪锌矿0.09褐铁矿0.12合  计3.84合  计96.16总  计100.00    3.6 首要金属矿藏嵌布粒度     该矿石中的金属矿藏首要为黄铁矿（含白铁矿），少数的辉锑矿、褐铁矿，很少的毒砂，金属硫化物与金联系亲近，因而对硫化物粒度进行检测，金属硫化物粒度丈量成果见表9。 表9  硫化物粒度检测成果粒径区间（mm）>0.0740.074—0.0530.053—0.0370.037—0.01算计相对含量（%）12.34.210.449.323.8100.0经过表9能够看到金属硫化物粒度细微，粒度小于0.037mm占73.1%，镜下所见到辉锑矿粒度相对较粗，多在0.037—0.074mm区间，而毒砂粒度细微，一般多在0.01mm左右，晦气于硫化物在磨矿过程中的单体解离。 3.7 首要矿藏的嵌布特征 黄铁矿（含白铁矿）：是该矿石中最首要的金属硫化物，占矿石含量的3.35%，首要呈它形粒状与胶状集合体，黄铁矿周边集合微粒毒砂，呈草莓状，黄铁矿粒度较细，多在0.01—0.053mm区间，呈浸染状，星散散布在脉石粒间，结晶程度低，多为胶状黄铁矿（因而光片磨光度欠好），还有的黄铁矿具有再生增大特征，与其它金属矿藏连晶不亲近，该矿石中的黄铁矿在镜下检测过程中没有发现金矿藏，对原矿选用挑选性溶金实验标明，硫化物含金占86.26%，阐明金矿藏与硫化物联系十分亲近，硫化物中金是镜下难以分辩的微粒金和次显微金。 辉锑矿：在该矿石中含量少，仅占矿石含量的0.19%，首要呈它形粒状、长条状、放射状集合体，嵌布在脉石粒间，与其它矿藏联系不亲近，粒度相对较粗，多在0.037—0.074mm区间，镜下没有发现金与辉锑矿有联系。 毒砂：在矿石中含量很少，仅占矿石含量的0.09%，所见毒砂多呈自形—半自形粒状、毒砂粒度微细，大大都在0.01mm左右，星散嵌布在脉石粒间或微裂隙中，少数在黄铁矿周边构成连晶呈草莓状。 褐铁矿：在矿石中含量很少，占矿石含量的0.12%，是在上盘样品中见到，有的光片中呈氧化铁染色，可见部分黄铁矿已被子褐铁矿告知，呈告知残留结构。褐铁矿粒度多在0.037mm左右。 石墨：在该矿石中含量很少，仅占矿石含量的0.56%，绝大大都是在上盘样品中见到，首要散布在结构发育部位，有的光片呈乌煤色，石墨为片状、长条状，嵌布在矿藏粒间，其粒度多在0.01—0.037mm区间。 3.8 矿石的结构结构 3.8.1 矿石结构 自形—半自形—它形粒状结构：毒砂呈自形—半自形，其它金属矿藏基本上为它形粒状结构。 胶状结构：有部分黄铁矿呈细的浑圆的胶状结构，有的集合成集合体。 告知结构：首要在上盘光片中见有褐铁矿告知黄铁矿。 包括结构：微细粒硫化物、金矿藏在脉石中呈包括结构。 3.8.2 矿石结构 浸染状结构：首要金属矿藏在矿石中呈此结构。 脉状结构：有的石英或方解石呈脉状产出。 角砾状结构：矿石呈碎裂或角砾而被硅质或碳质胶结。 3.9 金矿藏工艺特征 3.9.1 金矿藏品种 经过镜下对光片及团矿片的检测，该矿石中的金矿藏首要为天然金，少数为银金矿。 3.9.2 金矿藏形状 金矿藏因为其粒度细微，形状简略，多呈角粒状、浑圆状、麦粒状等。其成果见表10。表10  金矿藏形状特征丈量成果形状特征角粒状浑圆状麦粒状长角粒状算计相对含量（%）39.832.119.58.6100.0 3.9.3 金矿藏粒度特征 该矿石中金的粒度微细，在光片及团矿片中镜下所见最大金粒为8.5微米，其它多在2—5微米，在很多的镜检过程中没有发现硫化物中金，而挑选性溶金分析硫化物含金占金总量的86.26%，因而这部分金为惯例镜下难以分辩的金，为微粒金和次显微金。具体成果见表11。 表11  金矿藏粒度丈量分析成果粒径区间 （mm）>0.010.01—0.005算计相对含量 （%）微6.1693.84 （其间绝大大都为次显微金）100.0     从表11中能够看到金绝大大都都小于5微米，特别是硫化物中大都为次显微金，用机械磨矿很难使金矿藏单体解离。     3.9.4 金矿藏赋存状况     该矿石中在镜下所见金多赋存在脉石粒间，少数在脉石中，所见最大金粒为8.5微米，金矿藏粒度多在2—5微米，所见金粒数量少，因而难以供给金赋存状况数据。对-0.074mm占90%粒度原矿选用挑选性溶金办法，来检测该矿石中金的赋存状况，其成果见表12。 表12  金的赋存状况赋存状况单体露出金硫化物中金碳酸盐中金硅酸盐中金算计相对含量 （%）6.1686.261.366.22100.03.10 矿石工艺类型 该矿石硫化物含量为3.72%，含锑0.19%，含有机碳0.70%、石墨碳0.56%。金矿藏粒度多为微细粒与不行见金，矿石工艺类型属贫硫化物碳质微细粒浸染型难处理金矿石。3.11 矿石可磨度测定 将-2mm原矿筛去-0.15mm粒级后，每份500克，用标准球磨机进行磨矿，时刻别离为5′、10′、15′、20′，磨矿后筛分成果见表13。 表13  可磨度测定成果可磨度测定曲线见图2。 可磨度系数K=T0/T=354/330=1.07 式中：T0——标准矿石磨至-0.074mm占65%所需时刻（秒）；       T——镇沅金矿石磨至-0.074mm占65%所需时刻（秒）。       K=1.07，镇沅金矿石磨至-0.074mm占65%时，比标准矿石易磨。 可磨度系数K′=T0′/T′=810/762=1.06 式中：T0′——标准矿石磨至-0.074mm占90%所需时刻（秒）；       T′——镇沅金矿石磨至-0.074mm占90%所需时刻（秒）。       K′=1.06，镇沅金矿石磨至-0.074mm占90%时，比标准矿石易磨。图2  可磨度曲线      3.12 矿石工艺矿藏学研讨小结     （1）该矿石中金属硫化物含量为3.72%，金的粒度为微细粒及次显微金，含有0.70%的有机碳，矿石的工艺类型为贫硫化物碳质微细粒浸染型难处理金矿石。 （2）该矿石中金粒微细，镜下可见最大金粒为8.5微米，占93.84%的金小于5微米，其间大都呈次显微金。 （3）该矿石中金与金属硫化物联系十分亲近，硫化物中金占86.26%，脉石中金占7.58%，游离金仅占6.16%，硫化物粒度也比较细微，小于0.037mm的硫化物占73.1%，晦气于硫化物在磨矿过程中的单体解离。 （4）矿石中有机碳含量为0.70%，含量较高，具有极强的劫金才能，对湿法就地产金工艺会发生晦气影响。 4 浮选实验 4.1 流程探究实验 4.1.1 一段磨浮流程实验 4.1.1.1 –0.074mm占85%粒度的一段磨浮流程实验 实验流程及条件如图3，实验成果见表14。图3 一段磨浮实验流程（1） 表14  一段磨浮实验（1）成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）85金精矿17.2518.7763.87中  矿17.054.1914.10尾  矿65.701.722.03原  矿100.005.07100.00    4.1.1.2 –0.074mm占90%粒度的一段磨浮流程实验     实验流程及条件如图4，实验成果见表15。图4 一段磨浮实验流程（2） 表15  一段磨浮实验（2）成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）90金精矿10.7732.5769.58中  矿123.954.0619.29中  矿29.081.232.21尾  矿56.200.808.92原  矿100.005.04100.00    4.1.2 泥砂分选流程实验     实验流程及条件如图5，实验成果见表16。图5  泥砂分选流程 表16  泥砂分选实验成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）一段65% 二段95%精矿18.4243.9271.58精矿20.8852.138.88中矿10.483.166.42泥23.741.56.89尾矿56.480.576.23原矿100.005.17100.00    4.1.3 阶段磨浮流程Ⅰ实验     实验流程及条件如图6，实验成果见表17。图6  阶段磨浮流程Ⅰ 表17  阶段磨浮Ⅰ实验成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）一段65% 二段90%精矿17.7020.5173.11中矿118.812.7310.34中矿210.784.6910.18尾矿52.710.606.37原矿100.004.97100.00     4.1.4 阶段磨浮流程Ⅱ实验     实验流程及条件如图7，实验成果见表18。图7 阶段磨浮流程Ⅱ 表18  阶段磨浮Ⅱ实验成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）一段65% 二段95%精矿17.7446.4367.00精矿27.013.016.97精尾13.742.05.12中矿16.962.066.51尾矿54.860.434.40原矿100.005.36100.00由以上探究流程实验成果得知，阶段磨浮流程的回收率优于一段磨浮流程。一起探究了泥砂分选流程，因为矿泥含金档次为1.5g/t 且仍占有6.89%的回收率，不能直接抛尾，所以终究断定选用阶段磨矿浮选流程。 4.2 磨矿粒度实验 4.2.1 一段磨矿粒度实验 实验流程及条件如图8，实验成果见表19。图8  一段磨矿粒度实验流程 表19  一段磨矿粒度实验成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）60精矿17.0723.2975.81尾  矿82.931.5324.19原  矿100.005.24100.0065精矿16.1923.1772.47尾  矿83.811.7027.53原  矿100.005.18100.0070精矿17.0523.8976.24尾  矿82.951.5323.76原  矿100.005.34100.00    一段磨矿粒度为-0.074mm占60%时，目标比较抱负。    4.2.2 二段磨矿粒度实验     实验流程及条件如图9，实验成果见表20。 图9  二段磨矿粒度实验流程 表20  二段磨矿粒度实验成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）85精矿122.5518.5680.49精矿27.968.6413.22尾  矿69.490.476.29原  矿100.005.20100.0090精矿122.8918.4979.11精矿28.819.8216.17尾  矿68.300.374.72原  矿100.005.35100.0095精矿122.3418.7479.44精矿29.868.7216.31尾  矿67.800.334.25原  矿100.005.21100.00二段磨矿粒度为-0.074mm占90%时，目标比较抱负。 4.3 调整剂品种实验 实验流程及条件如图10，实验成果见表21。 图10  调整剂品种实验流程 表21  调整剂品种实验成果调整剂 品种调整剂 用量（g/t）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）Na2CO3800精矿1.95101.036.29精尾6.0717.6919.79中矿20.829.1635.14尾  矿71.160.678.78原  矿100.005.43100.00Na2SiO3800精矿2.2585.8035.82精尾3.4814.419.30中矿19.547.3826.76尾  矿74.732.0328.12原  矿100.005.39100.00CaO500精矿3.5151.634.04精尾7.2616.4622.46中矿19.179.5134.27尾  矿70.060.709.23原  矿100.005.32100.00CuSO4200精矿3.1872.3242.43精尾4.5415.0612.61中矿23.498.0334.80尾  矿68.790.8010.16原  矿100.005.42100.00 由实验成果可知，选用Na2CO3作为介质PH调整剂其目标较好。别的，选用CuSO4作为活化剂，浮选回收率未改进。 4.4 调整剂用量实验 实验流程及条件如图11，实验成果见表22。图11  调整剂用量实验流程 表22  调整剂用量实验成果Na2CO3 用量（g/t）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）400精矿8.4636.1055.58中矿19.649.5040.27尾  矿71.900.8010.47原  矿100.005.49100.00600精矿10.6233.8065.54中矿17.648.2626.60尾  矿71.740.607.86原  矿100.005.48100.00800精矿8.0237.9556.06中矿20.829.1635.15尾  矿71.160.678.79原  矿100.005.43100.001000精矿9.5932.0759.46中矿17.948.8630.73尾  矿72.470.709.81原  矿100.005.17100.00 由以上成果断定Na2CO3用量为600 g/t。 4.5 捕收剂品种实验 实验流程及条件如图12，实验成果见表23。图12  捕收剂品种实验流程 表23  捕收剂品种实验成果捕收剂品种及 用量（g/t）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）丁铵黑药 100精  矿15.907.7523.18中  矿25.0214.4367.92尾  矿59.080.808.90原  矿100.005.32100.00丁铵黑药50 丁黄药 100精  矿10.6233.8065.54中  矿17.648.2626.60尾  矿71.740.607.86原  矿100.005.39100.00BK301 100精  矿11.136.6513.79中  矿25.6615.9176.08尾  矿63.210.8610.13原  矿100.005.37100.00烷-1 60 丁铵黑药 50 丁黄药 100 P-1 60精  矿9.2538.9468.60中  矿20.726.0323.80尾  矿70.030.577.60原  矿100.005.25100.00 选用新式药剂烷-1及P-1实验成果与选用丁铵黑药与丁黄药组合没有太大差异，因而仍选用丁铵黑药与丁黄药组合作为捕收剂。 4.6 捕收剂用量实验 实验流程及条件如图13，实验成果见表24。图13  捕收剂用量实验流程 表24  捕收剂用量实验成果粗选捕收剂 用量（g/t）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）丁铵黑药40 丁黄药80精矿5.9538.5043.45中矿21.1312.4048.25尾  矿72.920.608.30原  矿100.005.27100.00丁铵黑药50 丁黄药100精矿10.6233.8065.54中矿17.648.2626.60尾  矿71.740.607.86原  矿100.005.39100.00丁铵黑药70 丁黄药140精矿12.7230.6271.01中矿19.076.5522.77尾  矿68.210.506.22原  矿100.005.49100.00丁铵黑药80 丁黄药160精矿14.9226.3673.03中矿19.905.7621.28尾  矿65.180.475.69原  矿100.005.39100.00 丁铵黑药总量为180g/t，丁黄药总量为360g/t时浮选目标较好。粗选作业用量为丁铵黑药70g/t及丁黄药140g/t，各次扫选作业折半。 4.7 浮选时刻实验   实验流程及条件如图14，实验成果见表25。图14  浮选时刻实验流程 表25  浮选时刻实验成果时刻（分）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）单个累计单个正累计负累计单个正累计负累计单个正累计44精矿16.156.15100.0036.3036.305.2542.5042.5026精矿21.747.8993.8526.5034.143.228.7851.2828精矿31.179.0692.1123.2032.732.785.1756.45210精矿40.9710.0390.9420.4031.532.523.7760.22212精矿50.9210.9589.9721.4030.682.323.7563.97214中矿13.5914.5489.0516.1027.082.1311.0074.97216中矿22.016.5485.4610.3025.051.543.9278.89218中矿31.4918.0383.468.1023.651.332.3081.19220中矿42.7520.7881.975.9221.311.213.1084.29222中矿52.0522.8379.224.9219.831.041.9286.21224中矿61.5424.3777.174.4918.860.941.3287.53226中矿71.6626.0375.634.2017.930.871.3388.86228中矿81.6627.6973.973.2417.050.791.0289.88230中矿91.3829.0772.312.8716.380.730.7590.63232中矿101.2330.3070.932.7915.820.690.6591.28234中矿111.1331.4369.702.5415.350.660.5591.83236中矿121.0332.4668.572.3414.930.650.4692.29尾矿67.54100.067.540.605.250.607.71100.0原矿100.05.25100.0从浮选时刻实验成果可知，该矿石浮游速度缓慢，前12分钟浮选回收率仅为63.97%，从负累计档次可看出，浮选尾矿下降速度较缓慢，浮选30分钟后回收率上升也很缓慢，故断定浮选时刻为30分钟即可。 4.8 归纳条件实验 归纳条件实验选用条件实验所断定的最佳参数，进行了一段磨浮与阶段磨浮流程的实验。 4.8.1 阶段磨浮流程归纳条件实验 实验流程及条件如图15，实验成果见表26。图15  阶段磨浮归纳条件实验流程 表26  阶段磨浮归纳条件实验成果产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）单个累计单个累计单个累计精矿10.78—114.57—17.05—1精尾40.651.4381.0399.3210.0527.101精尾30.922.3557.0382.7710.0137.111精尾21.563.9132.4362.689.6546.761精尾14.077.989.9035.767.6954.45精矿20.45—116.70—10.0264.472精尾40.300.7566.4996.623.8168.282精尾30.471.2230.1070.992.7070.982精尾31.502.727.0435.722.0273.002精尾14.387.102.2515.071.8874.88中矿17.08—12.10—16.3591.23中矿24.89—2.35—2.1993.42中矿34.80—1.50—1.3794.79尾矿68.15—0.40—5.21100.00原矿100.005.24100.00    从实验成果可知，一段浮选二次精选、二段浮选二次精选即可。     4.8.2 一段磨浮流程归纳条件实验     实验流程及条件如图16，实验成果见表27。图16  一段磨浮归纳条件实验流程表27  一段磨浮归纳条件实验成果产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）精矿2.9796.0854.35精尾Ⅰ7.283.334.62精尾Ⅱ1.954.171.55精尾Ⅲ1.2111.842.73精尾Ⅳ1.7937.0812.64中矿18.626.1910.16中矿24.723.993.59中矿33.692.631.85尾矿67.770.668.51原矿100.005.25100.00从实验成果能够看出阶段磨浮流程的目标略好于一段磨浮流程。为了进一步比照两种流程，又别离进行了阶段磨浮及一段磨浮的闭路实验。 4.9  一段磨浮流程闭路实验 4.9.1 两次精选作业的一段磨浮流程闭路实验 实验流程及条件如图17，数质量流程如图18，实验成果见表28。图17  两次精选的一段磨浮闭路流程图18  两次精选的一段磨浮数质量流程表28  闭路实验成果产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）精矿9.7847.5687.15尾矿90.220.7612.85原矿100.005.34100.00    4.9.2 四次精选作业的一段磨浮流程闭路实验     实验流程及条件如图19，数质量流程如图20，实验成果见表29。图19  四次精选的一段磨浮闭路流程图20  四次精选的一段磨浮数质量流程表29  闭路实验成果产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）精矿7.3362.4886.18尾矿92.670.7913.82原矿100.005.31100.00    4.10阶段磨浮流程闭路实验     4.10.1 两次精选作业的阶段磨浮流程闭路实验     实验流程及条件如图21，数质量流程如图22，实验成果见表30。图21  两次精选的阶段磨浮闭路流程图22  两次精选的阶段磨浮数质量流程表30  浮选闭路实验成果产品 称号产率 （%）档次（%）回收率（%）Au(g/t)AsSAuAsS金精矿10.2147.870.7518.7490.5289.5090.26尾  矿89.790.570.010.239.4810.509.74原  矿100.005.400.0862.12100.00100.00100.00     4.10.2 四次精选作业的阶段磨浮流程闭路实验     实验流程及条件如图23，数质量流程如图24，实验成果见表31。图23  四次精选的阶段磨浮闭路流程图24  四次精选的阶段磨浮数质量流程 表31  闭路实验成果产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）精矿7.5263.5989.60尾矿92.480.6010.40原矿100.005.34100.00    5 浮选实验产品考察     5.1 原矿-0.074mm占85%、90%、95%硫化物单体解离度考察     对该产品首要是经过磨制团矿片，镜下进行金属硫化物单体解离度考察，在镜下检测过程中，因为富连体在浮选过程中简单进入精矿样品，在检测计算过程中视为单体硫化物，丈量成果见表32。 表32  原矿硫化物单体解离度考察成果连生联系单体 （富连体）硫化物与 脉石脉石包裹算计相对含量 （%）-0.074mm占85%79.614.06.4100.0-0.074mm占90%82.811.75.5100.0-0.074mm占95%84.410.55.1100.0    经过表32中硫化物单体解离度考察成果能够看到，大大都硫化物呈单体和富连体，而纯脉石包裹硫化物别离占6.4%、5.5%、5.1%，硫化物解离特征无显着差异。     5.2 –0.074mm占90%粒度原矿金的赋存状况考察     对该粒度的样品进行消除有机碳和挑选性溶金办法进行考察，其成果见表33。 表33  金的赋存状况分析成果赋存状况单体可浸金硫化物中金脉石中金算计相对含量 （%）6.1686.267.58100.0    5.3 浮选尾矿硫化物丢失状况及金矿藏丢失状况考察     对金档次为0.57g/t的闭路浮选尾矿进行考察，经过磨制团矿片经镜下检测，样品基本上见不到硫化物颗粒，偶然只见到小于3微米以下的硫化物包裹体，选别作用较好。丢失于尾矿中的硫化物绝大大都为脉石包裹硫化物，丢失于尾矿中的金矿藏绝大大都为脉石包裹金。其硫化物赋存状况检测成果见表34，金的赋存状况见表35。 表34  浮选尾矿硫化物丢失状况考察连生联系硫化物单体与脉石连生脉石包裹算计相对含量 （%）2.64.193.3100.0表35  浮选尾矿金的赋存状况考察赋存状况单体露出金硫化物中金脉石中金 ,算计相对含量 （%）1.121.4397.45100.0     5.4 金精矿多元素分析 表36  多元素分析成果元素Au(g/t)Ag(g/t)SFeCaOMgOAl2O3含量（%）47.8710.5018.7423.654.013.4210.49元素SiO2AsCCuPbZnSb含量（%）21.810.755.210.0510.0250.0741.40     注：金精矿为阶段磨浮二次精选作业闭路实验精矿。    5.5 精矿碳物相分析 表37  精矿碳物相分析相别C/碳酸盐C/有机碳C/石墨C总含量（%）1.291.762.165.21相对含量（%）24.7633.7841.46100.00    5.6 精矿硫物相分析 表38  精矿硫物相分析相别S/硫酸盐S/硫化物S/天然硫S总含量（%）0.2118.280.2518.74相对含量（%）1.1297.551.33100.00    5.7浮选精矿产品考察     对浮选精矿进行磨制团矿片，经镜下进行硫化物单体解离度考察，其成果见表39，金的赋存状况见表40。 表39  精矿硫化物单体解离度考察连生联系单体与脉石连生脉石包裹算计相对含量 （%）92.16.51.4100.0表40  精矿金的赋存状况考察赋存状况单体露出金硫化物中金脉石中金算计相对含量（%）12.1584.743.11100.0    5.8 沉降实验     （1）原矿-0.074mm占90%沉降速度测定。     对原矿进行浓度为15%、20%沉降实验，成果见表41，沉降曲线见图25。 表41  原矿-0.074mm占90%沉降速度实验成果沉降时刻弄清区高度（mm）小时分浓度：15%浓度：20%515810301520582830864140112545013667115679120190103140217125223914823026817832802093302832254286229430288232529023562942408297243930024624312266沉降总高度（mm）392362 图25  原矿沉降速度曲线    （2）原矿-0.074mm占60%沉降速度测定。     对原矿进行浓度为25%、30%沉降实验，成果见表42，沉降曲线见图26。 表42  原矿-0.074mm占60%沉降速度实验成果20沉降时刻弄清区高度（mm）小时分浓度：25%浓度：30%5141110251620462530653340844150102501119631 1557614017587219610423020212932061343302081384211142430213145521514862191528225159922616224231179沉降总高度（mm）392362图26  原矿沉降速度曲线     （3）浮选精矿沉降速度测定。     选用图十九浮选闭路实验精矿，矿浆浓度10%、15%，沉降实验成果见表43，沉降曲线见图27。 表43  浮选精矿沉降速度实验成果沉降时刻弄清区高度（mm）小时分浓度：10%浓度：15%512111110193159152882152029124530293265129427313029427422942753294276529427624294276沉降总高度（mm）325325图27 精矿沉降速度曲线     （4）浮选尾矿沉降速度测定。      选用图二十三浮选闭路实验尾矿，矿浆浓度15%、20%，沉降实验成果见表44，沉降曲线见图28。 表44  浮选尾矿沉降速度实验成果沉降时刻弄清区高度（mm）小时分浓度：15%浓度：20%5851015102029193041274053355065441765212098681401198421409923017112332031493302181724222177522818462321877235190823919492431981026122224262222沉降总高度（mm）341321图28  尾矿沉降速度曲线 6 引荐准则工艺流程及技能条件 工艺参数及流程结构： 一段磨矿：-0.074mm占60% 一段浮选：一次粗选、一次扫选、二次精选 二段磨矿：-0.074mm占90% 一段浮选：一次粗选、二次扫选、二次精选技能条件：药剂条件 作业Na2CO3 (g/t)丁铵黑药 （g/t）丁基黄药 （g/t）2#油 （g/t）浮选时刻 （min）一段磨矿粗选60050100405扫选3570205二段磨矿粗选3004080408扫选Ⅰ2040206扫选Ⅱ2040206算计90016533014030图29  引荐浮选工艺流程    7 结语     （1）云南镇沅矿石中金矿藏及其载体矿藏粒度微细，晦气于金矿藏的露出与解离，需要在较细的磨矿粒度条件下进行浮选。     （2）浮选实验研讨标明，该矿石选用阶段磨浮流程成果好于一段磨浮流程，在原矿粒度为90%-0.074mm时，一段磨浮尾矿档次为0.76g/t，浮选回收率为87.15%，阶段磨浮尾矿档次为0.57g/t，浮选回收率为90.52%。因而断定选用阶段磨浮流程进行浮选。     （3）因为矿石中含有一定量的含泥碳质矿藏，影响矿石矿化速度，因而矿石浮游速度缓慢，需要在较高药剂浓度下长时刻浮选。     （4）闭路实验浮选尾矿档次0.57g/t，经产品考察，丢失于尾矿中的硫化物93.3%为脉石包裹，丢失于尾矿中的金97.45%为脉石中金。

从云铜集团了解到，到2010年，云铜将在云南省迪庆藏族自治州形成年产20万吨精矿含铜的规模，建成全国规模最大的铜矿山。     2006年下半年，云铜集团将在迪庆首期建成一座2万吨采选厂，此为云南建国以来一次建成的产量规模最大，速度最快，投资最省的铜采选厂。     据了解，云铜集团把迪庆矿业开发作为实施资源战略重中之重的项目，在短短一年多时间一举突破迪庆矿业几十年徘徊不前的局面，新建矿山迪庆矿业公司从洽谈到风险勘探，研究论证，确定采选厂开工建设仅用了14个月，云铜集团先期投入勘探资金5000万元，探获近300万吨铜金属储量。迪庆州投资8000万元建设的矿区公路，11万伏输电线路进展顺利，将于10月份建成。

氧化锌矿的浮选 氧化锌矿藏有：菱锌矿(ZnCO3)、红锌矿(ZnO)、异极矿(Zn2SiO4·H2O)、硅锌矿(Zn2SiO4)等。其间最有利用价值的是菱锌矿。 最常用的浮选办法有两种：加温硫化浮选法;常温下阳离子捕收剂法。 加温硫化法：首要脱去-10μ细泥，浓缩今后，升温至50℃，用硫化氧化锌矿藏，用硫酸铜活化，再用高档黄药作首要捕收剂，用柴油、焦油等作辅佐捕收剂，2#油作起泡剂，水玻离作脉石按捺剂，一般浮选作用杰出。但当含有很多氢氧化铁时作用欠好。 阳离子捕收剂法，也就是伯胺法，适用于含高铁物料的浮选。 阳离子捕收剂法是在常温下进行的浮选，用阳离子捕收剂。在伯胺中只要C12～C18浮选作用最好。伯胺中饱满胺比不饱满胺好，直链的比支链的好，C16以上的胺不易于溶解矿浆要加温，C10～C20的混合胺比单一的十八碳榜首胺好。矿浆pH值为10.5～11.5，调整pH用，按捺剂采用水玻离按捺铁质脉石以及绢云母化和绿泥石化脉石、用六偏磷酸钠按捺石英和白云石，以上两种按捺剂合用几呼能按捺一切脉石矿藏。用栲胶能够更有用的按捺白云石等碳酸盐类脉石矿藏。 若原矿氧化锌是以异极矿和硅锌矿为主而脉石以绿泥石和绢云母为主，用磷酸盐类按捺剂按捺脉石，作用比较好。 在阳离子捕收剂浮选中，矿泥的影响比较突出，-10μ细泥含量在15%以内时加苏打、水玻璃、羧甲基纤维素、腐植酸钠等能够消除矿泥影响，不用脱泥。大于15%时要进行脱泥加0.3～0.5公斤/吨·原矿的、硅酸钠等分散剂脱泥作用好。 广西泗顶选矿厂氧化铅锌矿的浮选 矿石类型有硫化矿、氧化矿、混合矿，原生金属矿藏首要为方铅矿、闪锌矿，此外还有黄铁矿、褐铁矿和赤铁矿。氧化金属矿藏首要有白铅矿、铅矾、菱锌矿、红锌矿和水锌矿等。锌的氧化矿藏中菱锌矿和氧化锌约占80%，硅锌矿和异极矿占18%，硫酸锌矿藏占2%，脉石矿藏首要为方解石、白云石、重晶石、石英和粘土。闪锌矿粒度0.01～12mm。锌档次6%～7%，氧化率40%，有时达50%。铅档次1%～2%，氧化率20%～30%。浮选目标：锌原矿档次7.24%，锌精矿档次49.5%，锌回收率74%，铅原矿档次1.2%，铅精矿档次54%，铅回收率65%。选锌浮选前脱除细泥，用混合胺作捕收剂，用作调整剂，混合胺与多段增加比一段增加为好，浮选氧化锌时pH值在11左右。代号 ZNY 有用物质含量 90(%)，外观为淡黄色膏状 首要用途：氧化锌矿浮选(菱锌矿、硅锌矿、异极矿等氧化锌矿) 浮选功能：具有杰出的浮锌挑选功能，耐低温功能(最低温度5℃)。 运用办法：将药剂用水兑成2%水溶液运用，用40℃温水溶解即可。 适用范围：菱锌矿等，锌1%左右的氧化矿能够选到含锌30%以上的锌精粉，锌回收率70%以上。 环保功能：药剂无毒无害，易生物降解，对环境友好，契合环保要求。 产品特色： 1.不脱泥优先浮选办法; 2.可常温浮选，节能降耗; 3.泡沫适中，浮选安稳，易于出产操作; 4.对各类氧化锌矿有特效，可完成氧化锌矿资源加工工业化。 产品质量标准：Q/HS-2017 项目 质量标准 实验办法 外观(250C) 粘稠物 目测 活性物含量，% ≥ 90 PH值(5%水溶液) 8-9 PH试纸法 包装规格：200公斤/铁桶或塑料桶。 运送与储存： 不燃不爆，按一般化工产品运送。

钴是一种银白色金属，归于铁族元素。钴的矿藏或钴的化合物一向用作陶瓷、玻璃、搪瓷的釉料。直到20世纪，钴及其合金才在电机、机械、化工、航空和航天等工业部门得到广泛的使用，且消费量逐年添加。当今，钴已经成为一种全球的战略物资。我国钴资源十分稀缺，2007年对外依存度到达90%，是对外依存度最高的有色金属元素。因而，加大对钴矿石的选别使用具有重要的含义。 1 矿石性质          矿样来自云南某选厂的铜钴矿石，矿样首要化学成分分析见表1                            表1矿样首要化学组成分析成果(质量分数)/%CuCoSFeAsSiO2CaOAl2O3MgO0.230.247.499.270.04155.12.698.720.99矿石中首要有用金属矿藏为黄铁矿、黄铜矿、含钴黄铁矿、铁硫砷钴矿以及少数的铁硫砷钴矿等;麦石矿藏首要为石英、长石、白云母等。由于该矿石中有用矿藏品种繁复，所以该矿藏归于杂乱难选的硫化矿。 2实验研讨         钴多伴生在铁、铜和镍矿中。工艺矿藏学研讨发现，该矿石中的钴首要是以类质同象的办法代替黄铁矿中的铁离子赋存在黄铁矿中。现在国内外对处理硫化铜钴矿石的浮选工艺流程计划首要有两种:第一是混合浮选;第二是优先浮选。本文选用石灰抑硫、优先浮选取得铜，然后再对硫钴精矿选用焙烧-湿法浸出取得钴和铁。 2.1选矿实验       2.1.1磨矿粒度对现场原矿在不同磨矿粒度下进行了选矿探究实验。矿样磨细，粗精矿中铜钴档次改变不大，收回率逐步升高，适宜的磨矿粒度为-0.074mm粒级占80%。 2.1.2浮选实验工艺矿藏学研讨标明，硫钴精矿中首要钴矿藏为铁硫砷钴矿(Co，Fe)AsS，矿藏含钴量12%～30%，钴与铁类质同象代替。由于钴矿藏首要以含钴黄铁矿办法存在，一般用石灰按捺钴、铁硫化矿藏。其原理是，石灰在水中生成氢氧化钙，它进一步解离得到ca2+和OH一，这两种离子对硫化铁矿藏均有按捺作用，OH一使硫化铁矿藏表面生成氢氧化铁的亲水薄膜，阻碍了捕收剂的吸附，而Ca2+在硫化铁矿藏表面生成CaSO4等难溶化合物，从而使硫化铁矿藏遭到按捺。依据矿样的矿石性质，实验决议选用抑硫浮铜的计划，进行铜硫别离实验。别离取得铜精矿、硫钴精矿。原矿浮选准则流程见图3，浮选探究实验成果见表2。表2成果标明，选用优先浮铜，铜、钴别离经一次粗选、二次精选的工艺，可取得含铜16.95%、含钴0.37%的铜精矿和含钴1.17%、含铜0.23%的钴精矿，铜钴取得较好别离。 　　                                         表2原矿浮选实验成果产品名称产率/%档次/%收回率/%铜钴铜钴铜精矿0.816.950.3760.281.28铜中矿5.530.520.6712.7816.01硫钴精矿12.710.231.1712.9964.26硫钴中矿6.220.120.353.329.41尾矿74.740.0320.02810.639.04给矿100.000.2250.231100.00100.00选用电子显微镜能谱分析和MLA矿藏自动检测技能对浮选所获硫钴精矿进行了矿藏查定和定量测定，硫钴精矿的首要成分见表3。表3硫钴精矿首要成分分析成果(质量分数)/%CuCoSCaOAl2O3FeMgOSiO20.231.1747.10.210.8740.070.0812.53检测标明，浮选所获硫钴精矿含钴1.17%，含硫47.1%，含铁40.07%。工艺矿藏学研讨标明硫钴精矿中的钴首要会集在黄铁矿中，且以类质同象的办法与黄铁矿共生，这也是通过屡次精选，硫钴精矿含钴仅为1%左右的原因。 2.2硫钴精矿冶金实验 钴含量为1.17%的精矿在市场上较难供应，因而对浮选所获硫钴精矿进行了冶金提钻探究实验研讨。对浮选所获硫钴精矿，选用高压氧浸出，在技能上可行，但由于钴的档次太低，设备的投入将很大，一起生产中要耗费很多的氧，经济上不划算，所以选用火法焙烧-湿法浸出的办法。在火法焙烧过程中硫能够得到充沛的使用，通过收回焙烧过程中的烟气制取硫酸，经济效益较好，焙砂浸出后的浸出渣中铁的档次能够到达65%，可直接作为铁精矿供应，浸出液通过一次除铁后用沉钴得到的钴渣中钴的档次能够提高到13%左右，直接作为钴精矿进行供应。实验成果见表4。 　　                             表4硫钴精矿冶金实验成果产品名称档次/%收回率/%钴铁钴铁钴渣13.0215.886.5-铁精矿0.2362.25-90.33结语 1)对原矿样选用石灰抑硫、优先浮铜工艺流程，在磨矿粒度为-0.074mm粒级占80%的条件下，可取得铜精矿含铜16.95%、铜收回率60.28%，硫钴精矿含钴1.17%、钴收回率64.26%的技能指标，钴能得到有用富集。2)浮选所获硫钴精矿的首要成分为黄铁矿，钴类质同象代替黄铁矿中的铁。这也是通过屡次精选，硫钴精矿含钴仅为1%左右的原因。3)对含钴1.17%、硫47.1%、铁40.07%的硫钴精矿选用焙烧-湿法浸出的办法进行富集，得到钴渣中钴的档次可达13.02%，浸出渣铁精矿中铁的档次可到达62.25%，钴得到很好的富集，而且硫能够制取硫酸，铁能够归纳收回。

随着我国钢铁工业的高速发展，国内铁矿石资源日益紧张，可利用的铁矿资源日益趋向于贫、细、杂。为提高我国铁矿石资源的自给率，缓解进口铁矿石的压力，需要研究开发利用大量的难选铁矿石。我国铁矿资源中硫、磷、二氧化硅等有害杂质含量高，杂质与有用铁矿物紧密共生，给铁精矿除杂造成了一定的难度。磷是钢铁冶炼过程中主要的有害元素之一，严重影响炼钢工艺和钢材产品质量。随着冶金工业的发展和新工艺的实施，对铁精矿的质量要求越来越高，对磷的含量也有严格的限定，因此铁精矿高效降磷迫在眉睫[1－3]。 目前国内外对难选低品位高杂质褐铁矿的选矿多采用强磁选－正浮选、弱磁选－强磁选－正浮选、分级－重选－细粒级浮选、絮凝－强磁选、反浮选－焙烧－弱磁选、焙烧－弱磁选－反浮选等联合流程[4]。 云南某褐铁矿石资源量好，铁矿物粒度嵌布复杂，含磷高，且泥化现象严重，属难选呆矿石，长期以来一直没得到开发。为了开发利用矿产资源，提高企业矿产资源自给率，企业方委托昆明理工大学对该矿石进行选冶试验研究。经一系列探索性试验研究，发现采用常规单一的强磁选，重选，浮选方法选别后得到的精矿铁品位很难达到48％以上，含磷却在0.8％以上。针对这种情况，研究了反浮选－磁化还原焙烧－超细磨磁絮凝的选冶联合工艺，最终获得了铁品位为69.57％，回收率为71.62％的铁精矿，其中含磷0.29％、含硫0.17％、含硅5.75％、获得了令人满意的技术指标。 一、矿石工艺矿物学研究 云南某铁矿是一个多期、多因、多类型叠加的具有复合特征的大型铁矿床，地质储量达19．94亿t，主要分为原生矿和氧化矿两大类别。氧化矿石分布于矿体露天，占总储量的16％，氧化矿石矿物组分以褐铁矿为主，分子式为2Fe2O3•3H2O，含量约占70％。矿石中的褐铁矿通常是多矿物的集合体，由针铁矿、纤铁矿、水针铁矿、水纤铁矿、以及含水的氧化硅、泥质等机械混人物组成。褐铁矿常呈不规则粒状、网状、胶状嵌布在石英中，由于矿物单体大部分粒度细小，彼此大多互相呈浸染状分布而不易区分；脉石矿物主要为石英和绿泥石，其次为胶磷矿和蒙脱石。褐铁矿粒度一般为0.004～0.15mm，最小为0.002mm。该矿石中的褐铁矿有两种成因类型，一种为沉积型褐铁矿，是在沉积岩形成的过程中形成，常以胶结物的形式分布于石英碎屑之间，中间常混入细小的蒙脱石、绿泥石。沉积型褐铁矿呈隐晶状集合体；褐铁矿的第二种成因类型为外生作用下经氧化水解形成褐铁矿集合体。这种类型褐铁矿的成分差异比较大，其中磷的含量也有较大的变化。石英嵌布粗细不均，产出粒度为0．015～1mm。矿石中有3种成因形成的石英，第一种为沉积形成的硅质岩后重结晶形成显微粒状的石英；第二种为石英碎屑；第三种为后生石英，粒度相对较大，常成脉状条带状分布。矿石中有害元素磷是以胶磷矿的形式存在，胶磷矿是由极细的磷灰石集合体构成，胶磷矿产出粒度为0.003～0.2mm。矿石中含磷较高，而磷并不是以独立矿物的形式存在，而是有90％以上呈类质同象和极细的机械混入物的形式存在于载体矿物褐铁矿中。 原矿主要化学元素分析结果如表1所示。从表1可见，原矿全铁含量为43.75％，杂质硅和磷含量较高，而硫含量较低。原矿铁物相分析结果如表2所示。从表2可见：原矿中主要含铁矿物为褐铁矿，褐铁矿之中的铁占69.10％，其它矿物中的铁很少。鉴于对原矿工艺矿学的研究以及在对类似铁矿石研究的基础上，曾得出单一的选矿或冶金都不是最佳的方法，只有通过选矿与冶金的有机联合，才能获得比较好的经济效益，以下研究工作主要思路：通过选矿的方法尽量降低原矿中磷的含量，同时要确保铁的回收率，再将所得脱磷粗精矿进行磁化还原焙烧－弱磁选或磁絮凝试验，最终得到合格铁精矿。 二、选矿工艺技术的研究 （一）强磁选流程试验 褐铁矿与脉石矿物的磁性差异较大，具备强磁选的分选条件，因此进行强磁选流程试验。将原矿磨至－0．074mm占90％，调解好冲洗水，给矿浓度及分选时间等条件后，在磁场强度为880kA／m下进行强磁选，试验结果见表3。从表3可见，强磁选作业得到的铁精矿品位和回收率分别为45.35％，69.03％，磷在精矿中有所富集。其原因是双重的。一方面，铁物相分析结果表明硅酸铁占有率为17.67％，这部分铁在强磁选中不能很好地回收。另一方面，由于原矿中磷灰石嵌布粒度非常细，无法使其与铁矿很好地解离，因而不能降低精矿中磷的含量，最终磷随铁精矿的富集而富集。原矿经磨矿后，铁矿物的粒度两极分化严重，使得部分细粒铁矿物又损失在尾矿中，因此强磁选作业并没有达到预先抛尾保铁降磷的效果。 （二）直接反浮选脱磷流程试验 在一定的浮选条件下，利用弱磁性铁矿物与磷灰石矿物表面性质的差异，采用阴离子捕收剂进行直接反浮选脱磷试验[5]，来达到“保铁降杂”的目的，下面对这一工艺的浮选条件及合理的药剂制度进行了探索性试验。 1、磨矿细度试验 磨矿细度对选矿的标影响非常大，对于细粒嵌布铁矿而言，磨矿不仅要使矿物达到单体解离的目的，同时不能使矿石泥化而影响分选指标。在矿浆自然pH为6.5的条件下，进行了磨矿细度试验。试验流程为一段反浮选脱磷粗选，试验结果见表4。从表4可见，随着磨矿细度的增加，铁精矿铁品位变化不大，但铁的回收率有所下降。磷品位有所上升，脱磷率不高。当磨矿细度增大后含磷矿物解离度会增加，同时褐铁矿也容易泥化，使得捕收剂选择性变差，此外由于含磷矿物基本上是以类质同象及极细的机械混入物的形式存在于褐铁矿中，通过细磨也无法使含磷矿物单体解理出来。综合考虑，反浮选磨矿细度－0．074mm占90％较为适宜。 2、Na2CO3用量试验 在磨矿细度为－0．074mm占90％下，为消除矿浆中Ca2+，Mg2+等有害离子的影响，同时反浮选脱磷宜在碱性矿浆中进行，试验采用Na2CO3调节矿浆pH值，进行Na2CO3用量试验，试验结果见表5。从表5可见，随着Na2CO3用量的增大，铁精矿中铁品位呈上升趋势，磷品位变化不大，铁回收率有所上升，尾矿中磷品位增大。综合考虑，Na2CO3用量6．5～7．4kg／t比较适宜，此时矿浆pH=9～10之间，铁精矿含磷0．75％，铁回收率为93．61％。 3、捕收剂种类试验 在磨矿细度为－0.074mm占90％，pH=9～10，新调整剂(1)240g／t，水玻璃4 000g／t，淀粉800g／t下，进行捕收剂种类试验，试验结果见表6。从表6可见，捕收剂M反浮选脱磷效果相对较好，M为脂肪酸类捕收剂按一定比例配制而成，当用量为600g／t时，得到精矿铁品位为44.86％，含磷0.74％，铁的回收率为93.23％。 4、二段反浮选脱磷试验 粗选条件探索性试验表明：一段反浮选脱磷后，槽内铁精矿含磷为0.74％，为进一步降低槽内铁精矿中磷的含量，进行了二段浮选脱磷试验，试验流程及条件如图1所示。试验结果见表7。   从表7可见，粗选2并没有使槽内精矿磷进一步降低，其尾矿含磷仍有0.84％，磷的脱除率低，同时损失近4个百分点的铁矿物回收率。因此通过多段反浮选来降低槽内铁精矿中磷含量的效果并不明显。此外，抑制剂及捕收剂用量探索性试验结果表明该矿石采用反浮选深度降磷的难度非常大，槽内精矿含磷在0．75％左右，铁矿物回收率在90％左右。 三、磁化还原焙烧工艺技术的研究 （一）焙烧温度试验 上述选矿工艺技术研究结果表明，整个作业磷的脱除率不高，铁精矿品位不到45％，含磷0．75％左右。为提高铁精矿品位，同时降低铁精矿中磷的含量，将脱磷铁精矿进行了磁化还原焙烧试验。磁化还原焙烧－弱磁选是在矿石中加入还原剂碳粉及助剂Na2CO3进行焙烧，使褐铁矿等弱磁性铁还原成强磁性铁矿物。助剂Na2CO3改变有害杂质的物相组成，然后采用弱磁选方法分选出铁精矿。影响焙烧的因素较多，主要有矿石性质、焙烧温度、焙烧时间、入烧粒度、焙烧气氛以及助剂种类和用量等。经一系列条件探索性试验后，确定了煤粉用量为15％，助剂Na2CO3用量为10％，焙烧时间为120min的条件。在最佳条件组合下，考察了焙烧温度的影响。脱磷精矿还原焙烧试验流程见图2，焙烧温度试验结果见表8。     从表8可见，在不同的温度下，脱磷精矿经磁化还原焙烧后，有5％～8％的烧失率，焙烧后铁品位能提高1％～3％。同时磷含量由0．75％上升到0．8％左右。还原焙烧温度对分选指标也有很大的影响，温度从800℃增大到1 070℃，精矿铁品位从51．52％升到63．80％，铁回收率从34．76％上升到74．31％。但铁精矿中磷品位含量超标。焙烧温度为1 070℃时，铁精矿含磷量也高达0．63％，试验中发现温度超过1 100℃后，矿石发生软熔，弱磁选作业铁回收率很低，因此取焙烧温度为1 070℃。 （二）磁絮凝试验 为降低最终铁精矿中磷的含量，对焙烧矿样进行超细磨以增大铁矿物与磷矿物的解离度，考虑到常规的弱磁选设备不能很好地回收细粒级铁矿物，试验中采用磁絮凝的方法来分选磁性矿物，同时进行了磁絮凝与磁选管对比试验。磨矿细度对磁絮凝的影响试验结果见表9。从表9可见，磨矿细度对磁絮凝指标影响比较大，随着磨矿细度的增加，最终精矿铁品位有所提高，磷含量明显降低。磨矿细度为38μm占90％时，磁絮凝精矿铁品位为68.06％，含磷0.3％，铁回收率为82.74％。同时通过表8数据对比可以看出，磁絮凝比磁选管能获得更高的铁回收率，精矿磷含量由0.63％降至0.30％；同时对38μm占90％的焙烧矿样进行了磁选管试验，在磁场强度为96kA／m下经1次粗选，最终铁精矿铁品位为70.12％、含磷0.28％、铁回收率为60.59％。这表明焙烧矿样经过超细磨后，增大了铁矿物与磷矿物的解离度，采用磁絮凝能很好地降低精矿中磷的含量。此外磁絮凝过程中微细粒铁矿物被外加磁场所磁化形成絮凝，进而增大了分选粒度，克服了弱磁选设备对微细粒铁矿物回收差的弊端，从而获得更高的铁回收率。 四、全流程试验 在以上试验的基础上，进行了反浮选－磁化还原焙烧－磁絮凝的全流程试验，试验全流程如图3，精矿主要化学元素分析结果见表10。试验结果表明，在反浮选－磁化还原焙烧－磁絮凝全流程试验中，可以获得品位为69.57％、回收率为71.62％的铁精矿。铁精矿含磷0.29％，含硫0.17％，含硅5.75％。 五、结论 (1)工艺矿物学研究表明：云南某褐铁矿铁石性质复杂、矿物粒度嵌布微细、泥化现象严重、含磷高、且大部分磷以类质同象和极细的机械混入物的形式存在褐铁矿中，属难选呆矿石。 (2)常规单一的强磁选、重选、浮选工艺对该矿石几乎没有分选效果。为此采用反浮选－磁化还原焙烧－超细磨磁絮凝的工艺流程处理该矿石，获得了铁品位为69.57％、回收率为71.62％、铁精矿含磷为0.29％、含硫为0.17％，含硅为5.75％，技术指标令人满意。 (3)超细磨－磁絮凝能很好降低精矿中磷的含量，提高精矿品位，同时解决常规弱磁选设备不能有效回收微细粒级铁矿物的问题。这一工艺为难选高磷铁矿石的提铁降杂提供了一种新的方法。试验中最佳参数的确定需要作进一步研究。 (4)随着矿石资源的日益紧张和对冶炼原料的要求越来越高，用简单的物理选矿工艺处理难选矿石变得越来越困难，寻求新的选矿工艺显得尤为重要。本研究为类似难选褐铁矿石的分选提供了一种新的思路。 参考文献 [1] 袁致涛，高太，印万忠，等．我国难选铁矿石资源利用的现状及发展方向[J]．金属矿山，2007(1)：1－6． [2] 褚  永，李玉平．国际铁矿石资源市场均衡价格探讨[J]．金属矿山，2008(2)：13－15． [3] 孙克己，卢寿慈，等．弱磁性铁矿石脱磷选矿试验研究[J]．中国矿业，1999(6)：61－64 [4] 孙炳泉．近年我国复杂难选铁矿石选矿技术进展[J]．金属矿山，2006(3)：11－14 [5] 胡为柏．浮选[M]．北京：冶金工业出版社．1997． [6] 罗立群，张泾生，高远扬，等．菱铁矿干式冷却磁化焙烧技术研究[J]．金属矿山，2004(10)：28－31．

云南硫化铅锌矿资源丰富、类型多。云南某铅锌矿系一黄铁矿型含银多金属硫化矿。首要金属矿藏为方铅矿、铁闪锌矿、黄铁矿。矿石具有原矿含银高(首要在方铅矿中)、锌矿藏为铁闪锌矿、矿石黄铁矿含量高的特色。研讨、开发、运用该铅锌资源对进步云南铅锌资源的运用率、对当地经济发展具有重要意义。 一、矿石性质 （一）矿藏组成 试样系一黄铁矿型含银多金属硫化矿，以黄铁矿、铁闪锌矿、方铅矿为主，其次为毒砂、黄铜矿、白铁矿及微量磁黄铁矿、褐铁矿等；脉石矿藏以石英、方解石为，其次为长石、白云母、绢云母等粘土矿藏及微量磷灰石等。矿藏相对量成果见表1，原矿多元素分析及各物相分析成果别离见表2和表3。 表1  矿藏相对量测定成果(质量分数)/%表2  原矿多元素分析成果(质量分数)/%表3　原矿藏相分析成果（二）首要矿藏的嵌布特征 方铅矿(PbS)首要呈粒状、块状产出。部分受应力作用，呈压碎结构。与铁闪锌矿、黄铁矿、方黄铜矿等亲近共生。一般粒度在0.20～0.02mm。方铅矿中包体矿藏首要有硫锑铅矿、铁闪锌矿、方黄铜矿及微量锌黄锡矿。也有呈细粒、细粒星散状不均匀嵌布在脉石中，粒度为0.02～0.001mm。 铁闪锌矿(Zn，Fe)S首要呈粒状、碎屑状、细密块状。首要与方铅矿、方黄铜矿、黄铁矿等亲近共生。孔隙较多。部分铁闪锌矿中有方铅矿、毒砂等包体。为粗细不均匀嵌布，一般产出粒度为10～0.04mm。适当部分的铁闪锌矿中有乳滴状方黄铜矿(包含少量黄铜矿)，呈固熔体别离结构。方黄铜矿粒度在0.01～0.0004mm。也有呈微细粒状。团絮状不均匀散布在脉石中，粒度在0.006～0.001mm。 黄铁矿(FeS2)多呈自形晶、半自形晶、碎屑状及他形不规则粒状。与方铅矿、铁闪锌矿、毒砂、黄铜矿等亲近共生。部分黄铁矿显碎斑结构及骸晶结构。少量黄铁矿与毒砂相互告知成连晶。在黄铁矿中有被告知的方铅矿包体，黄铁矿堆积体孔隙中嵌布有黄铜矿、铁闪锌矿、方铅矿及脉石矿藏等。脉石矿藏也有呈网脉状穿插在黄铁矿中。呈粗细粒不均匀粒状产出，一般粒度40～0.03mm。也有呈他形微细粒、斑驳状、叶片状、浸染状不均匀嵌布在脉石中，粒度在0.001～0.0005mm左右。 石英(SiO2)呈他形粒状，少量呈自形晶、半自形晶嵌布在其他脉石及金属矿藏。大都石英为细粒、微细粒集聚，其间有呈浸染状微细粒金属矿藏。产出粒度在3.8～0.02mm左右。 方解石(CaCO3)多为细粒、微细粒集聚成粒状、脉状产于石英等脉石及金属矿藏中。有的呈细粒星散嵌布在石英中。粒度在1.1～0.2mm左右，脉宽1.4～0.3mm。 银首要以天然银及硫化银等呈超显微包体(1μm以下)涣散在方铅矿、黄铁矿、铁闪锌矿、及脉石矿藏中，部分银呈固熔体状况存在。砷首要以毒砂方式存在，大都与黄铁矿共生、连生。 二、实验计划挑选 原矿性质考察成果标明，试料首要收回目标为方铅矿、铁闪锌矿及黄铁矿。方铅矿、铁闪锌矿及黄铁矿多呈细密状、浸染状，呈自形晶、半自形晶产出，适合浮选收回，故选定浮选对其进行研讨。 对试料进行了优先浮选、铅锌分混合浮选、等可浮探究实验。实验成果标明，优先浮选的成果显着优于铅锌部分混选和等可浮的成果。铅锌部分混浮流程反映出的首要问题是：铅锌混合精矿的别离，虽然选用了混合精矿再磨、混合精矿脱药，包含运用作为按捺剂等多种办法，其别离作用均难到达令人满意的程度；等可浮流程其目标虽优于铅锌部分混浮流程，但仍比优先浮选差。且操作较难操控，目标不易重现。故选用优先浮选计划。实验流程见图1。图1  实验流程 三、优先浮选实验 （一）磨矿细度实验 依照图1所示流程，磨矿细度对精矿档次和收回率的影响成果见图2。图2标明，跟着磨矿细度的添加，铅、银收回率略有进步，但档次呈下降趋势。当－0.074mm粒级含量不小于85%时，磨矿细度添加，锌档次、收回率添加；当－0.074mm粒级含量大于85%时，锌档次添加，锌收回率下降。归纳考虑，本实验磨矿细度挑选－0.074mm粒级占80%。别的，图2联系曲线还标明铅银之间呈正相关性。  图2　磨矿细度对铅锌精矿目标的影响 1－铅精矿铅收回率；2－锌精矿锌收回率；3－铅精矿银收回率； 4－铅精矿银档次；5－铅精矿铅档次；6－锌精矿锌档次 （二）铅循环粗选药剂条件实验 依据经历，挑选对黄铁矿有杰出按捺作用的石灰作为黄铁矿的按捺剂，挑选硫酸锌、钠组合作为铁闪锌矿的按捺剂，因为高碱环境，挑选捕收才能相对较强的丁黄药为捕收剂[1～4]，起泡剂为2#油。鉴于铅粗选药剂品种多，为考察药剂全体运用情况，确保药剂运用的归纳作用，且为节约实验本钱，进步实验功率，本铅循环药剂用量实验选用正交法(4要素3水平)。在磨矿细度为－0.074mm粒级占80%，2#油用量为36g/t时，挑选CaO、ZnSO4、NaSO3、丁黄药作为本正交实验的4个要素，每个要素的用量设置为3个水平(在探究实验的基础上进行)。实验流程如图1，实验组织见表4，实验成果见表5。 表4　铅粗选药剂实验组织(单位：g/t)表5　铅粗选药剂用量正交实验成果实验成果标明，多相目标较好计划为A2B2C1D3，即CaO，5kg/t；ZnSO4，1kg/t；Na2SO3，50g/t；丁黄药150g/t。按要求对此计划进行验证实验。验证实验成果标明，A2B2C1D3确为一较好计划。据此断定了终究铅粗选药剂用量。 （三）锌循环粗选药剂条件实验 与铅循环相同，锌循环粗选黄铁矿按捺剂、捕收剂、起泡剂仍选石灰、丁黄药和2#油，活化剂用硫酸铜。本实验选用正交法(3要素3水平)。2#油用量为48g/t时，挑选CaO、CuSO4和丁黄药作为本正交实验的3个要素，每个要素的用量设置为3个水平(在探究实验的基础上进行)。实验流程见图1，实验组织见表6，实验成果见表7。 表6　锌粗选药剂实验组织(单位：g/t)表7　锌粗选药剂用量正交实验成果归纳较好计划为A2B3C2，即CaO1.0kg/t；Cu2SO41.5kg/t；丁黄药50g/t。按此计划进行验证实验。验证实验成果标明，此计划确为一较好计划。据此断定了终究锌粗选药剂用量。 锌精选探究实验标明，锌精选作业无须加捕收剂、起泡剂。只须在锌精选Ⅰ加适量石灰即可。 （四）硫循环系统条件实验 锌尾矿中的硫选用浮选收回，浮选收回活化剂选用硫酸，捕收剂用丁黄药，起泡剂用2#油。依据实验成果，断定药剂用量为硫粗选：H2SO4，7kg/t；丁黄药，200g/t；2#油，48g/t；硫扫选：H2SO4，1kg/t；丁黄药，100g/t；2#油，36g/t。 （四）小型闭路实验 小型实验流程及药剂准则见图3，实验成果见表8。小型闭路实验进程安稳、成果牢靠，实验成果标明该工艺流程和药剂条件对该试料有着很好的适用性。图3  小型实验流程及药剂准则 表8  小型闭路实验成果四、结语 1、实验研讨成果标明，对云南某黄铁矿型含银铅锌多金属硫化矿选用优先浮选工艺处理可获得铅档次57.33%、铅收回率94.08%、银档次2201.72g/t、银收回率83.14%的铅精矿；锌档次48.28%、锌收回率88.38%的锌精矿和硫档次45.09%、硫收回率77.39%的硫精矿。 2、因为所选工艺没有精矿别离问题，药剂条件又人为地加大了矿藏间的浮选性质差异，为矿藏更好地分选发明了条件。实验研讨标明，本优先浮选工艺具有实验进程安稳、实验目标重现性好的特色，阐明该工艺对该矿石是适合的。 3、用正交法断定铅、锌粗选药剂的用量，不但可确保药剂运用的全体作用最佳，还可节约时间、节约实验经费、节约实验本钱，进步实验功率。 4、因为原矿含As高(1.09%)，在分选进程中，砷多在硫精矿中富集(首要以毒砂方式存在，大都与黄铁矿共生、连生)，黄铁矿的运用将取决于黄铁矿与砷矿藏的别离作用。 参考文献: [1] 胡熙庚.有色金属硫化矿选矿[M].北京:冶金工业出版社,1987.[2] 程德明.我国硫化铅锌矿选矿技能的现状与远景[J] .广东有色金属学报,1994(1):6 - 12. [3] 谢雪飞.高碱条件下归纳收回伴生银的研讨与实践[J].矿冶工程,2002(1):58 - 60. [4] 赵纯禄.铁闪锌矿浮选工艺进程的特性[J].有色金属(选矿部分) ,1995(5):4 - 7.44

（一）概况    红旗锡矿隶属箇旧市工业局。位于云南省箇旧市东南方向老厂矿区。    红旗锡矿在三面红旗的光辉照耀下，坚持自力更生、勤俭建国的方针，自1958开始土法采矿和选矿。至1963年国家投次70万元，地方自筹资金50万元，建设100吨/日采选厂，于1964年10月正式投产，目前实际生产能力可达120吨/日。    用浅孔分层崩落法采矿。原矿经两级斜坡卷扬运至选矿厂（运距约300米）。    自1958年至1973年该矿共向国家提供金属锡6000多吨，上缴利润925万元。矿山设备大修和备品配件，大部分靠本矿翻砂加工，少部分由局属冶金修配厂协助制造。    矿山供电来自开远电厂，经箇旧变电所降压至10千伏，用5公里线路送到选矿厂。选矿厂装有560和180千伏安变压器各一台。    选矿厂用水90％取自尾矿回水、水源距选矿厂高位水池200米左右。新水来自箇旧湖。    选矿厂建于20-25°的山坡上，尾矿排出均为自流。尾矿池为不占农田的天然洼地共三处，分别距选矿厂100米和2000米左右，其容积较大可作长期堆存尾矿和回水用。    （二）工艺流程    1．原矿性质    该矿处理的矿石为中低温氧化脉锡矿床。主要金属矿物为锡石、褐铁矿、赤铁矿。脉石矿物为方解石、白云石、大理岩等。锡石呈细粒嵌布并与褐铁矿、赤铁矿致密共生，磨至0.074毫米锡石已大部分单体分离。原矿含泥21-25％，属难选氧化脉锡矿。    2．工艺流程    该厂流程基本上与云锡地区重选原则流程相同（见下图)。 [next]     其流程为一段破碎，三段磨矿，三段选别。次精矿集中复洗，复洗中矿返回本段再选，复洗尾矿单独磨矿，磨后送入矿泥部分沉砂合并处理。分泥斗、分级箱溢流经Ф250毫米旋流器分级，沉砂0.074-0.037毫米入沉砂床选别，溢流再经Ф125旋流器分级，其沉砂0.037-0.010毫米入土选匀分槽选别，溢流进沉淀沟，经沉淀之沉砂送人土选匀分槽合并处理。匀分槽的精矿再用皮带溜槽处理以提高精矿品位。    机选摇床一次得最终精矿，不丢尾矿，旋流器也不丢尾矿，直到土选匀分槽才丢尾矿。    采用上述流程处理该种矿石,可获得较好的选别指标。如1973年处理原矿品位平均锡为1.99％,回收率为80.34％，精矿品位为50.74。    （三）选矿厂主要设备（下表1)    磨矿机操作条件及指标见表2    摇床操作条件及指标见表3    该矿坚持自力更生，土法上马，逐步完善，作到投资少，见效快，为国家作出了一定的贡献。    根据所处理的矿石性质复杂变化大，该厂自1970年以来采取难选（含锡褐铁矿）和易选（含锡赤铁矿和地表砂矿）矿石按适当比例(60：30：1)配矿方法，从而改善了选别效果，使回收率达到80％左右。    根据原矿嵌布粒度细，结核体多的特点，该厂在流程中不采用洗矿（但需降低一段棒磨浓度为55％以下），各段机选摇床和旋流器不丢尾矿，直到匀分槽操作中精工遭田做才逐步丢尾矿，这样不仅简化了流程，而且还有效地提高了回收率。

我国是一个锰矿资源比较丰富的国家，锰矿资源的储量位居世界前列。随着工业迅速发展，锰的金属需求量增加，导致富矿资源逐渐枯竭；而我国贫锰矿资源存在着锰矿石结构复杂，嵌布粒度微细且有害元素高的特点，给锰的选别和利用带来困难。     目前国内外对难选低品位锰矿石的选别多采用强磁选－浮选－重选、洗矿－强磁选－浮选、焙烧－重选－弱磁选、强磁粗选－跳汰精选－强磁扫选等联合流程。     云南某地含锰贫铁共生矿石，矿物嵌布粒度微细，锰铁矿物组分复杂，属难选矿石，长期以来一直未得到开发。为了充分利用矿产资源，企业方委托广西大学对该矿石进行选矿试验研究。     试验研究表明，将原矿加入碳粉后进行氧化还原，焙烧，将焙烧后的矿石磨细至矿物单体解离后进行弱磁选铁，可得到铁品位为49.7％、回收率为53.5％的铁精矿；弱磁尾矿再利用强磁提高锰的品位，可得品位36.54%、回收率为81.69%的S精矿。     一、试样性质     试验样品取自于云南某地，该矿石以锰铁化合物、复水锰矿、水锰矿为主，锰的氧化物极少铁矿物主要以褐铁矿、针铁矿、赤铁矿以及菱铁矿为主，另有少量磁铁矿，杂质矿物主要为石英、白云石以及碳酸盐矿物为主，另有少量泥质矿物，试样化学多元素分析见表1，锰物相分析见表2。铁物相分析见表3。 表1  试样化学多元素分析SiO2MnFeAl2O3K2OPSMgO4620.713.45.51.50.650.040.4PbTiBaCaOZnCoNa2OSb0.20.10.10.10.050.050.050.04 表2  锰物相分析相态碳酸锰软锰矿水锰矿复水锰矿锰铁化合物全锰含量/%0.961.312.133.7612.5420.7分布率/%4.646.3310.2918.1660.58100.0 表3  铁物相分析相态菱铁矿针铁矿磁铁矿赤铁矿褐铁矿全铁含量/%2.043.971.572.173.6513.4分布率/%15.2229.6311.7116.1927.23100.0     从化学多元素分析看，矿样属低锰低铁高磷矿物，有用矿物品位低且含磷较高，矿石中有用矿物为锰矿物和铁矿物。此外，从物相分析情况来看，矿样中锰只有极少量的碳酸锰，其中大部分以软锰矿、水锰矿、复水锰矿和锰铁化合矿物的形式存在，说明锰矿物的回收难度极大；铁的物相分析表明，铁主要以氢氧化铁的形式存在，另外还有部分赤铁矿、褐铁矿，磁铁矿较少，从以上情况可以断定，此种矿样属于难选锰铁矿。     二、选磁化还原焙烧－弱磁选试验     磁化还原焙烧－弱磁选试验是在原矿中加入还原剂碳粉进行焙烧，使含铁矿物等弱磁性铁矿物还原成强磁性铁矿物，然后采用弱磁选方法分选出铁精矿，达到铁、锰分离的目的，其尾矿再进行选锰。     （一）磁化还原焙烧试验      磁化还原焙烧试验考察了焙烧温度、焙烧时间、碳粉用量对铁、锰分离效果的影响。试验流程如图1所示。图1  磁化还原焙烧试验流程图     由表4结果可见，随着焙烧温度的升高，铁精矿铁品位不断升高，锰品位、回收率变化不大，但铁回收率选升高后下降，当焙烧温度达到900℃时，铁精矿的铁回收率最高48.91％，且铁品位达到50.37％；尾矿锰品位为22.88％，因此取焙烧温度为900℃。     （二）焙烧温度试验     在原矿中加入碳粉10％进行焙烧，时间为50min，焙烧后将矿石用磨至－200目80%，磁场强度为140kA/m,焙烧冷却采用水冷方式，改变焙烧温度进行磁化还原焙烧试验，试验结果见表4。 表4  焙烧温度试验结果焙烧温度 （℃）产品产率（%）品位（%）回收率（%）锰铁锰铁800铁精矿11.428.7945.374.8640.27尾矿88.5822.188.6895.1459.73原矿100.020.6512.87100.0100.0850铁精矿11.849.0248.815.0344.28尾矿88.1622.878.2594.9755.72原矿100.021.2313.05100.0100.0900铁精矿12.778.4850.375.1548.91尾矿87.2322.887.7094.8551.09原矿100.021.0413.15100.0100.0950铁精矿11.719.4347.435.2342.78尾矿88.2922.668.4194.7757.22原矿100.021.1112.98100.0100.0     （三）焙烧时间试验     在原矿中加入碳粉10％进行焙烧，焙烧温度为900℃，焙烧后将矿石用磨至－200目80％，磁场强度为140kA/m,焙烧冷却采用水冷方式，改变焙烧时间进行磁化还原焙烧试验，试验结果见表5。 表5  焙烧时间试验结果时间 （min）产品产率（%）品位（%）回收率（%）锰铁锰铁30铁精矿12.448.9545.765.0943.67尾矿87.5623.728.3894.9156.33原矿100.021.8813.04100.0100.050铁精矿12.778.4850.375.1548.91尾矿87.2322.887.7094.8551.09原矿100.021.0413.15100.0100.070铁精矿13.248.0450.865.0351.47尾矿86.7423.187.3294.9748.53原矿100.021.1713.08100.0100.090铁精矿13.208.7349.325.4849.33尾矿86.8022.907.7194.5250.67原矿100.021.0313.21100.0100.0     由表5结果可见，随着焙烧时间的延长，铁精矿铁品位变化不大，铁回收率先升高后下降；当焙烧时间达到70min时，铁精矿的品位和回收率达到最高，且尾矿锰品位达到23.18％，锰回收率达到94.97％。因此焙烧时间为70min比较合适。     （四）碳粉用量试验     在原矿中加入碳粉进行焙烧，焙烧温度为900 ℃，焙烧时间为70min，焙烧后将矿石用磨至－200目80％，磁场强度为140kA/m，焙烧冷却采用水冷方式，改变碳粉用量进行磁化还原焙烧试验，试验结果见表6。 表6  碳粉用量试验结果碳粉用量 （%）产品产率（%）品位（%）回收率（%）锰铁锰铁5铁精矿12.689.4448.375.7346.75尾矿87.3222.558.0094.2753.25原矿100.020.8913.12100.0100.010铁精矿13.248.0450.865.0351.47尾矿86.7423.187.3294.9748.53原矿100.021.1713.08100.0100.015铁精矿13.787.6551.494.9753.46尾矿86.2223.397.1695.0346.54原矿100.021.2213.27100.0100.020铁精矿13.618.8050.135.6151.87尾矿86.3923.3214.3694.3948.13原矿100.021.3413.15100.0100.0     从表6数据可见，随着碳粉用量的增加，铁精矿铁品位和回收率先升高后下降，当碳粉用量为15％时，其回收率和品位最佳，故碳粉用量固定1.5%。     （五）磨矿细度试验     在原矿中加入碳粉15％进行焙烧，焙烧温度为900℃，焙烧时间为70分钟，磁场强度为140kA/m，焙烧冷却采用水冷方式，改变磨矿细度进行磁化还原焙烧试验，试验结果见表7。 表7  磨矿细度试验结果磨矿细度 －0.074mm产品产率（%）品位（%）回收率（%）锰铁锰铁60铁精矿15.9712.5547.239.5657.39尾矿84.0322.566.6690.4442.61原矿100.020.9613.14100.0100.070铁精矿14.8211.3848.297.7254.38尾矿85.1822.817.0592.2845.62原矿100.021.0513.16100.0100.080铁精矿13.977.7049.785.0453.58尾矿86.0323.567.0094.9646.42原矿100.021.3412.98100.0100.090铁精矿13.707.5250.374.8952.95尾矿86.3023.2211.4995.1147.05原矿100.021.0713.03100.0100.0     由表7结果可见，随着磨矿细度的增加，铁精可矿铁品位上升但铁回收率降低，尾矿锰品位变化不大而锰回收率不断提高。综合考虑，焙砂磨矿细度为－200目80％较好。此时铁精矿品位为49.78％、回收率为53.58％；尾矿中锰品位为23.56％、回收率为94.96。     三、磁化还原焙烧弱磁选尾矿强磁选试验     原矿经磁化还原焙烧－弱磁选后，可得到产率13.97％、铁品位为49.78％，回收率为53.58％的铁精矿，同时针铁矿、软锰矿、复水锰矿等锰矿物随云母、石英等脉石矿物富集到选铁尾矿中，使选铁尾矿锰品位达到23.56％，锰回收率达到94.96％，通过去除该尾矿中的脉石矿物，可获得锰精矿。为了提高锰精矿的品位，在通过磁化还原焙烧弱磁选得到铁精矿后，其尾矿再经过强磁选得到高品位锰精矿，试验结果如表8。 表8  不同磁场强度下提高锰品位的试验结果磁场强度 （T）产品产率（%）品位（%）回收率（%）锰铁锰铁1.2铁精矿49.3638.387.6980.4154.27尾矿50.649.116.1819.5944.73原矿100.023.567.00100.0100.01.4铁精矿51.1937.767.7082.3655.29尾矿48.818.486.5317.6444.71原矿100.023.477.13100.0100.01.6铁精矿55.7536.547.5386.0356.35尾矿44.257.487.3513.9743.65原矿100.023.687.45100.0100.01.8铁精矿56.9735.777.3187.2856.86尾矿43.0312.337.3422.7243.14原矿100.023.357.32100.0100.0     从表8可以看出，随着磁场强度的增加，锰精矿的回收率不断增加，而锰精矿品位逐渐下降，但下降不明显；锰精矿中含铁品位相差不大，铁的回收率也变化不明显。综合考虑磁场强度确定为1.6T较为适宜。从总的回收锰的情况来看，锰精矿品位可达36.54％、含铁7.53％，锰作业回收率86.03％，总回收率可达81.69％。     四、结语     （一）该矿石以锰铁化合物、复水锰矿、水锰矿为主，锰的氧化物极少；铁矿物主要以褐铁矿、针铁矿、赤铁矿以及菱铁矿为主，另有少量磁铁矿；杂质矿物主要为石英、白云石以及碳酸盐矿物为主，以及少量泥质矿物。     （二）从公学多元素分析看，矿样属于低锰低铁高磷矿物，矿石中有用矿物为锰矿物和铁矿物。从物相分析情况来看，矿样中锰矿物以软锰矿、水锰矿、复水锰矿和锰铁化合矿物的形式存在；铁的物相分析表明，铁主要以氢氧化铁的形式存在，另有部分赤铁矿、褐铁矿，磁铁矿较少，属于难选锰铁矿。     （三）通过将碳粉加入原矿中进行氧化还原焙烧，再将焙烧所得矿石磨细至矿物单体解离后进行弱磁选回收铁矿物，可得到品位为49.78%、回收率为53.58%的铁精矿；弱磁选尾矿再用强磁选回收锰矿物，可得品位36.54%、回收率为81.69%的锰精矿。     （四）随着锰铁逐渐枯竭和冶炼对原料的要求越来越高，用简单的物理选矿方法处理难选锰铁矿将会变得更加困难，寻求新的选矿方法显得尤为重要。

对该矿石进行选冶试验研究，为该矿石开发利用的可能性提供依据。     1、该矿石类型为黑色页岩，即炭质黄铁矿页岩。矿石主要由微粒草莓状黄铁矿和炭质组成。    2、主要金属矿物为黄铁矿，少量白铁矿；脉石矿物主要为隐晶质石墨，有机炭、水云母、石英、长石、方解石、白云石、重晶石等。    3、镜下未见钼矿物和镍矿物，推测钼可能以炭质吸附状态存在，镍以类质同象赋存在黄铁中及包裹在炭质中。由于草莓黄铁矿粒度微细并与炭质密切伴生，而钼镍又与炭质和黄铁矿关系紧密，矿石上述嵌布特性是导致精矿品位和回收率不高，以及钼镍难以分离的主要原因。    4、伴生元素镍在钼精矿中品位2.75%、回收率35.75%。    5、由于矿石中炭质很高，产生大量泡沫，粘度大，难以进行闭路试验。        6、钼精矿浸出试验。    浮选钼精矿经湿法冶炼试验获得标准钼酸钙，钼浸出率84%，钼回收率80%，该工艺技术上可行，经济上合理。    试验采用浮选――浸出（选冶）联合工艺流程。浮选经二粗、二扫、三精开路流程试验，获得钼精矿钼品位8.08%、钼回收率80.19%；镍品位2.75%、镍回收率35.75%；含碳23%以上。

云南某多金属钨矿中矿藏成分较为杂乱，工艺矿藏学研讨标明，钨矿藏首要有白钨矿、黑钨矿，硫化矿藏为少数黄铁矿、方黄铜矿和辉钼矿等。矿石中首要脉石矿藏为石英、石榴石、歪长石，自云母，其次为萤石、方解石、辉石、钙长石、菱铁矿等。因为花岗岩的触摸蜕变效果，该矿由岩体至围岩顺次分为内、外矽卡岩带，矽卡岩呈透镜状产出。钨矿体赋存于花岗岩、砂岩中。尽管白钨矿具有杰出的可浮性，但因为矿石中含有一系列与钨矿可浮性相近的矿藏，如方解石、云母、萤石等，用浮选法别离钨矿藏和脉石矿藏变得困难，进步钨的档次难度大。选用一般的重选设备，处理才能不高，特别是对钨细泥的收回更为困难。近年来，国外的选矿设备取得了很大的发展，特别是选用离心力对细粒高密度的矿藏的收回很有成效。因而，本新工艺选用国外Falcon(法尔肯)离心机重选预先抛尾，得到的钨粗精矿再用摇床精选对钨矿进行收回。 一、原矿性质 原矿的多元素分析成果和钨物相分析成果，别离见表1和表2。 表1  原矿化学多元素分析成果 表2  钨物相分析成果 由表1和表2可知，该矿样为一含WO3为0.21％、Mo 0.049％的杂乱多金属钨钼矿。物相分析标明，钨矿藏中首要矿藏为白钨矿，占85.72％；其次为黑钨矿，占9.52％。 二、选矿新工艺研讨 （一）矿藏分选的准则工艺流程 依据矿样中各种矿藏的分选特性及充沛收回各种有用矿藏的准则，规划了该矿样的选矿准则流程，如图1所示。该工艺流程的特点是：原矿进入分选作业前，磨细到各种矿藏的根本单体解离，然后经过优先浮选得到钼精矿。选钼浮选尾矿进行脱硫脱铜的硫化物浮选作业，得到硫化物产品。硫化物浮选尾矿进入离心机，进行预先抛尾，离心机得到的钨精矿经过摇床进行精选。由此，该新工艺可节省很多的摇床出资和水电耗费，然后可较大起伏地下降选矿本钱。 （二）钼矿藏、硫化物的浮选实验 当原矿磨矿细度为－74μm粒级占70％时，钨矿藏大部分单体解离，并已有一部分泥化。因而，断定实验磨矿细度为－74μm粒级占70％。 辉钼矿天然可浮性很好，选用一般的非极性捕收剂和起泡剂即可收回。选钼尾矿进行硫化物选别，选用高档黄药作为捕收剂，尽量将一切的硫化矿脱除洁净，防止影响下一步钨矿藏的重选。浮选钼矿藏时，选用火油为捕收剂，为起泡剂；硫化物浮选时，选用硫酸铜为调整剂，高效捕收剂680为捕收剂，为起泡剂。钼浮选、硫化物浮选的小型闭路实验流程见图2，实验成果见表3。表3中实验成果标明：钼矿藏经一次粗选，粗精矿再磨后，再进行四次精选，两次扫选，能够取得钼档次为35.21％、铜档次为0.106％、钨档次为0.34％的钼精矿。硫化物浮选，经过一次粗选、一次精选、一次扫选，能够取得铜档次1.97％、钼档次0.110％、钨档次0.280％的硫化矿产品。在钼精矿和硫化矿产品中，钨仅丢失了0.53％的收回率。经过浮选除杂，能够有用的消除硫化物对钨矿选其他影响，并归纳收回钼和铜，使资源得到充沛利用。 （三）钨矿藏的选别 白钨矿的浮选捕收剂首要为脂肪酸及其皂类，黑钨矿的捕收剂为胂酸类、类及螯合类，为了到达较好的选别目标，往往还要增加作为活化剂，这将形成尾矿水体的污染。为了遵循国家循环经济政策，进步厂商的经济效益，钨矿藏的选别先进行离心机的抛尾，离心机精矿再进行摇床选别。 流程简略合理，能够节省很多的摇床出资和选矿本钱。 1、Falcon离心机重选抛尾实验 离心机的重力场正比于离心机的转速。以地球的正常引力为1G，Falcon高离心力离心机最高离心力可达300G。为了断定钨矿选别所需求的适宜离心力，进行了重力场强度实验，实验流程见图3，实验成果见表4。实验成果标明：跟着离心力的增大，在钨档次根本不变的情况下，钨的收回率增大。当离心力为300G时，钨矿藏的选别目标最佳，故断定Falcon离心机的离心力为选定300G进行预先抛尾重选实验。精矿1、精矿2和精矿3的算计产率为16.62％，现场一段离心机即可到达，故把它们兼并作为粗精矿，供下一步摇床精选用；尾矿产率为83.38％，即抛尾率可高达83.38％。 2、粗精矿摇床精选实验 因为Falcon离心机产出的精矿中，首要脉石矿藏为石榴石和辉石。摇床重选实验选用窄等级当选－中矿独自再选的流程，即把离心机得到的粗精矿分为+74μm、－74～+54μm、－54μm三个粒级，每个粒级独自选别。一次粗选别离得到粗精矿、中矿和尾矿三个产品，粗精矿和中矿再选得到钨精矿和富中矿。三个粒级的钨精矿兼并在一同作为终究钨精矿，三个粒级的富中矿亦兼并在一同作为终究钨富中矿，三个粒级的尾矿兼并一同作为终究尾矿。实验流程见图4，实验成果见表5。实验成果标明：在75％－200意图情况下，钨矿藏已经有一部分泥化，尽管离心机收回了该粒级的钨矿藏，可是摇床却收回不了，由此形成了钨金属的丢失。经过摇床作业，可取得含WO357.41％、收回率50.55％的高档次钨精矿和含WO3 2.51％、收回率13.42％的钨富中矿。二者的均匀档次为10.27％，总收回率为63.97％。 三、结语 （一）工艺矿藏学研讨标明：该矿样为一杂乱多金属钨钼矿，矿石中首要含钨矿藏为白钨矿，占总钨的85.72％；黑钨矿较少，占9.52％。硫化矿藏首要为黄铁矿、黄铜矿、辉钼矿等。首要脉石矿藏为石英、石榴石、歪长石和萤石等。 （二）针对该杂乱多金属钨钼矿，提出了“优先浮选选钼除硫－Falcon离心机预先抛尾－摇床重选精选”的选矿新工艺，并取得了较好技能经济效果。 （三）该新工艺对含WO3 O.21％、Mo 0.049％的原矿，取得含WO3 57.41％、收回率50.55％钨精矿和含WO3 2.51％、收回率为13.42％钨富中矿、二者的均匀档次为10.27％，总收回率达63.97％。一起，还取得含Mo 35．21％、收回率为69.78％的钼精矿。 （四）该新工艺流程简略、节省设备出资、下降水电耗、选矿本钱低、环境友好。

1. 试验方法 本试验采用酸热烧结法工艺进行试验,即将磷矿粉、脱氟剂(AMP)和其它辅料按一定比例混合均匀,在造粒盘中与一定量的磷酸和水进行造粒,制成ф3～8mm的颗粒，放入高温电阻炉内进行烧结脱氟反应，控制烧结温度在1 250～1300℃，反应时间控制在30～60min，将烧结好的熟料取出，冷却后进行粉碎，制成白色或灰白色的细粉，即得磷酸三钙成品。 1..4 试验结果讨论 1.4.4.1 不同CaO/P2O5摩尔比的配料试验 物料的配料比是烧结法脱氟磷酸钙生产工艺的关键，它直接影响到产品的质量以及技术经济的合理性。选择适当的配料比，对提高产品质量、降低产品成本是有益的。改变物料的CaO/P2O5摩尔比的比值，即改变磷酸的加入量以调整原矿中CaO与P2O5的配合量，使反应尽可能完全进行。 从试验结果可知，添加磷酸对磷矿的脱氟和促进有效磷的转化都是有益的。总趋势是磷转化率和脱氟率随着磷酸加入量的增加而提高。当CaO/P2O5摩尔比小于2.70时，磷矿的脱氟率>98%，磷转化率>93%，当CaO/P2O5摩尔比调整控制在2.50～2.60时，产品中氟含量和磷含量均可达到产品质量标准的优等品指标要求。 1.4.2不同AMP用量的配料试验        磷矿中加入磷酸,促进了磷矿的脱氟反应,降低了脱氟反应的烧结温度,但磷酸的加入量并不是越多越好。磷酸用量太多，不仅影响反应物料配比的合理性，影响反应正常进行，也影响产品质量而且还因酸耗量高增加产品成本。由于磷酸成本较高，为降低其使用量，经过多年研究，筛选出一种比较经济而有效的脱氟剂AMP。使用脱氟剂的目的主要是提高脱氟效率，缩短烧结脱氟反应的时间，并改善工艺操作条件。不同AMP用量试验结果见表5。通过不同脱氟剂AMP加入量的试验可知：脱氟剂AMP的加入，促进了磷矿的脱氟反应，效果十分显著。当加入的AMP为零时，产品中F含量超标，产品不合格;当AMP加入量为磷矿用量的4%～8%时，脱氟率>97%，产品P、F含量能达到优等品指标要求。AMP加入量与磷转化也存在一定的关系。AMP用量太多，物料容易熔融粘料、磷转化率下降、产品外观发灰，使产品难以达到质量要求。 1.4.3不同烧结温度的试验        烧结温度是磷矿烧结反应工艺的关键因素，它直接影响磷矿的烧结反应的完全程度和最终产品的质量，磷矿烧结温度的确定是工艺评价试验的一个重要指标。不同烧结温度的试验结果见表6。从试验结果中可以看出，脱氟率和磷转化率随着温度的增加而大大提高。当温度大于1 200℃时，脱氟率和磷转化率有明显提高，当温度大于1250℃时，产品的氟含量和磷含量都能达到优等品指标要求。但温度过高，也存在不利因素，最大的影响物料熔融粘料，产品外观发红，产品质量不稳定，磷转化率下降。 在以往许多烧结法磷酸三钙研究中发现，烧结温度多为1 300～1 500℃，本工艺在1250℃下烧结即可得到优等品，表明云南低重金属磷矿的热分解活性好，开发的工艺配方合理。 1.4.4 不同反应时间的试验 在确定配比以后,物料的反应时间是促进磷矿反应完全的重要因素。不同反应时间的试验结果如下。

刘志斌，朱从杰，张旭东，张汉平 （云南冶金集团总公司技能中心，昆明650031）     中图分类号：TD952.2；TD952.3   文献标识码：A   文章编号：1671-9492（2004）03-0005-05     云南某铅锌矿现在已建成350～400t/d浮选厂一座，因为矿石性质改动，挑选厂存在铅精矿铅档次及收回率偏低、铅精矿含锌精矿含铅较高、尾矿铅锌含量较高档问题，对厂商经济效益的进步极为晦气。为探究处理这些问题的可能性，对该矿现处理的矿石进行进步铅锌收回率及下降铅精帮含锌、锌精矿含铅等杂质互含问题的选矿工艺研讨，针对该矿石性质特色，结合现场出产工艺流程，侧重对优先浮选流程进行具体的研讨，获得较好的选矿目标。本文将论述所拟定的优先浮选流程。     1、矿石性质     试样归于硫化铅锌矿石，含铅8.16%、铅13.55%、银43.0g/t，首要有用金属矿藏有闪锌矿、方铅矿、纤锌矿等硫化铅锌矿藏，以及少数密陀僧、白铅矿、铅矾、菱锌矿和异极矿等氧化铅锌矿藏，且有少数黄铜矿、黄铁矿及菱铁矿并伴生有少数银。其间，方铅矿、闪锌矿、纤锌矿等硫化矿藏是选矿收回的首要意图矿藏，银首要随方铅矿及硫化锌收回。脉石矿藏以方解石和石英为主，有少数白云母和石膏等。原矿化学成分、铅物相及锌物分析作用别离列于表1、表2、表3。     原矿样用电子探针进行了调查，作用表明有部分铅锌呈极细粒嵌镶嵌布联系，结合极为严密，难以解离，这对铅锌别离极为晦气。 表1  原矿首要化学成分分析作用/%元素ZnPbAgSiO2FeAl2O3CaOSCuAuMgOAs含量13.558.1643.0g/t7.347.532.1519.8111.060.14＜0.2g/t＜0.50.17 表2  原矿铅物相分析作用/%相名方铅矿白铅矿铅矾铅铁矾及其它铅总铅铅含量 散布率7.10 87.010.37 4.530.48 5.880.21 2.588.16 100.0 表3  原矿锌物相分析作用/%相名硫化锌碳酸锌硅酸锌锌铁尖晶石及其它锌总锌锌含量 散布率12.91 95.280.26 1.920.23 1.700.15 1.1013.55 100.0     2、优先浮选流程实验研讨     因为现场出产选用乙基黄药选铅，乙硫氮对铅具有捕收才干强，对黄铁矿捕收才干较弱、挑选性好、浮选速度较快的特色[1]，因而，选铅体系捕收剂选用乙硫氮，起泡剂选用昆明冶金研讨院出产的对硫化铅锌矿别离较为有利的730A[2]，以期能够进步挑选性，优化作业条件，改善浮选作用。     2.1选铅粗、扫选按捺剂硫酸锌及钠用量实验     硫酸锌是闪锌矿最常用的按捺剂，关于未被铜离子活化的闪锌矿可用它来按捺，但只在碱性介质中才干起作用，且矿浆pH值愈高，按捺作用愈显着。硫酸锌独自运用时，作用作用欠安，所以一般多与其他按捺剂如盐等合作运用[3]。硫酸锌及钠用量对选别目标的影响见图1。磨矿细度-74μm占75%，钠各作业用量为对应作业硫酸锌用量的1/2。图1  硫酸锌及钠用量对分选目标的影响 1-铅精矿含铅档次；2-铅精矿含锌档次；3-铅精矿铅收回率4-铅精矿中锌的丢失率；下同。     研讨作用表明，跟着硫酸锌及钠用量的增加，锌在铅精矿及中矿中的丢失逐渐下降、铅的收回率也下降，而铅精矿含锌档次下降起伏不大，硫酸及钠在按捺锌的一起也按捺了铅。归纳比较，硫酸锌及钠挑选用量：粗选1000＋500g/t、扫选1600＋300g/t、扫选2300＋150g/t。[next]     2.2选铅粗、扫选按捺剂硫酸锌及钠用量份额实验     一般研讨以为，在硫酸锌与钠组合按捺闪锌矿时，其份额以2：1时作用为最佳，为进一步探究硫酸锌与用量份额对选别目标的影响，改动硫酸锌与的份额进行实验研讨、。磨矿细度-74μm占75%，固定硫酸锌用量粗选＋扫选1＋扫选2为1000＋600＋300g/t。硫酸锌与钠用量份额对选别目标的影响见图2.     2.3选铅粗选作业调整剂用量实验     因为原矿中有少数的白铅矿存在，少数能够改善白铅矿的上浮[4]，但因为对方铅矿也有必定的按捺作用，因而有必要严格控制用量。在磨矿机中增加，用量对选别目标的影响见图3。磨矿细度-74μm占75%，硫酸锌＋钠为：1000＋1000g/t。图2  硫酸锌与钠配比对分选目标的影响  图3  铅粗选作业用量对分选目标的影响     研讨作用表明，增加少数的能够进步铅精矿的铅档次、下降少数的能够的进步铅精矿的铅档次、下降铅精矿含锌档次而不影响铅的收回率，一起削减锌在铅回路的丢失；当用量过大时，铅的收回率显着下降，而锌在铅精矿中的丢失改动不大，增加适量的有利于选矿目标的进步。因而挑选用量为150g/t。     2.4选铅粗、扫选作业捕收剂乙硫氮用量实验     乙硫氮用量对选别目标的影响见图4。用量为150g/t、磨矿细度-74μm占75%，硫酸锌＋钠用量为：粗选1000＋1000g/t、扫选1600＋600g/t、扫选2300＋300g/t。     研讨作用表明，跟着乙硫氮用量的增加，铅精矿档次略有下降而收回率有所进步，一起铅精矿中的锌含量也增加。因为本试样是铅低锌高，因而挑选乙硫氮用量粗选＋扫选1＋扫选2为60＋20＋5g/t。     选铅精选作业按捺剂硫酸锌及钠用量对选别目标影响不大，在探究实验的基础上挑选硫酸锌＋钠用量：精选1200＋200g/t、精选2100＋100g/t、精选350＋50g/t。图4  铅粗、扫选乙硫氮用量对分选目标的影响     受硫酸锌及钠按捺的闪锌矿易遭到铜离子的活化，一般选用硫酸铜作为活化剂，选用高档黄药丁基钠黄药作为捕收剂。硫酸铜用量经实验断定：粗选＋扫选1＋扫选2为500＋100＋50g/t。丁基钠黄药用量经实验断定：粗选＋扫选1＋扫选2为100＋30＋10g/t。     起泡剂选用昆明冶金研讨院出产的对铅锌发离较为有利的730A，实验过程中泡沫一向比较稳定，因而没有作独自的用量实验。[next]     2.5不同磨矿细度下的小型闭路实验     为了调查磨矿细度对选矿目标的影响，进行不同磨矿细度的小型闭路实验，结合现场出产工艺流程，小型闭路实验流程见图5，磨矿细度对选别目标的影响作用见表4.                       表4  小型闭路实验不同磨矿细度时的分选目标/%磨矿细度/-74μm产品名称产率档次收回率铅锌银（g·t-1）铅锌银65铅精矿 锌精矿 尾矿 原矿12.90 22.92 64.18 100.052.65 3.10 0.98 8.139.06 50.32 1.10 13.41185.2 38.5 17.3 43.883.53 8.74 7.73 100.08.72 86.01 5.27 100.054.55 20.12 25.33 100.075铅精矿 锌精矿 尾矿 原矿12.94 22.71 64.35 100.053.36 2.64 0.94 8.118.65 50.83 0.93 13.26192.0 43.2 13.0 43.085.14 7.39 7.47 100.08.44 87.05 4.51 100.057.78 22.82 19.40 100.085铅精矿 锌精矿 尾矿 原矿13.21] 22.56 64.23 100.054.97 2.32 0.83 8.328.16 51.83 0.86 13.32190.0 42.9 12.8 43.087.28 6.29 6.43 100.08.09 87.78 4.13 100.058.37 22.51 19.12 100.095铅精矿 锌精矿 尾矿 原矿12.86 22.78 64.36 100.055.56 2.12 0.83 8.168.01 52.12 0.85 13.45197.6 43.4 12.9 43.687.56 5.92 6.52 100.07.66 88.28 4.06 100.058.28 22.68 19.04 100.0     研讨作用表明，跟着磨放细度的进步，铅精矿铜铅档次和收回率均不断进步，铅精矿含锌下降，铅精矿中银的收回率也有所进步；锌精矿锌档次与收回率也有所进步，锌精矿含铅有所下降，综上所述，进步磨矿细度，有利于选矿目标的进步。     3、评论     原矿样归于硫化铅锌矿石，含铅8.16%、锌13.55%、银43.0g/t，硫化铅占总铅的87.01%，硫化锌占总锌的95.28%，是选矿收回的首要意图矿藏，银随精矿收回使用，铅的氧化物含量较高（达12.99%）。原矿样用电子探针进行了调查，作用表明有部分铅锌呈极细粒嵌镶嵌布联系，结合极为严密，难以解离，对铅锌别离极为晦气。这是形成铅锌精矿杂质互含较高的原因之一。     选用优先浮选流程处理该矿石，能够得到较为满足的选别目标。小型闭路实验作用与其时现场出产目标比较（见表5）：     （1）小型闭路实验铅精矿含铅（可达50%以上）及收回率（87%左右）有较大起伏的进步（档次进步约8%、收回率进步约10%），铅精矿中银收回率也有较大起伏进步（进步约6…%）。     （2）锌精矿档次挨近而收回率略有进步（收回率进步约2%），锌精矿含铅显着下降（从3.14%降至2.32%）。     （3）尾矿中的铅锌档次显着下降，丢失在尾矿中的铅锌金属量大起伏下降，显着进步了铅锌选矿收回率。 表5  小型闭路实验目标与其时现场出产目标比照/%磨矿细度/-74μm产品名称产率档次收回率铅锌银（g·t-1）铅锌银85（实验目标）铅精矿 锌精矿 尾矿 原矿13.21 22.56 64.23 100.054.97 2.32 0.83 8.328.16 51.83 0.86 13.32190.0 42.9 12.8 43.087.28 6.29 6.43 100.08.09 87.78 4.13 100.058.37 22.51 19.12 100.070～75（出产目标）铅精矿 锌精矿 尾矿 原矿13.02 22.26 64.72 100.046.62 3.14 1.76 7.918.24 50.26 1.23 13.06173.6 41.4 17.2 43.076.75 8.84 14.41 100.08.21 85.67 6.12 100.052.26 21.43 26.01 100.0  图5  不同磨矿细度的小型闭路实验流程     研讨作用表明，实验获得必定的作用首要是因为：     （1）确保满足的细度。进步磨矿细度，有利于选矿目标的进步。[next]     （2）改善调整剂的药剂增加准则。钠的增加对抑锌的作用影响较极大，仅用硫酸锌按捺闪锌矿的作用较差，跟着钠用量的增加，铅总的收回率改动不大，而锌在铅回路中的丢失显着削减，抑锌的作用以硫酸锌与钠的份额为1:1时较佳。在磨矿机中增加适量的，能够进步铅精矿的铅档次、下降铅精矿含锌档次而不影响铅的收回率，一起削减锌在铅回路的丢失。     （3）选铅捕收剂选用挑选性较强的乙硫氮，能够削减浮选过程中因给矿量及药剂用量动摇而形成对选别目标的影响，有利于选矿目标的进步。     从研讨作用来看，研讨尚待处理的问题是在下降精矿杂质互含及进一步进步锌精矿锌的收回率方面需进行更深化的研讨。     （1）针对现在现场铅精矿档次及收回率较低、尾矿含铅及锌偏高的问题，主张对现在的出产流程进行调查，进一步查明原因。     （2）确保铅锌充沛解离的流程与准则有待进行更深化的研讨。 参考文献 [1]胡为柏，浮选（修订版）[M]。北京：冶金工业了版社，1989，89。 [2]余云柏，起泡剂730A在硫化铅锌矿分选中的研讨与实践[J]，有色金属（选矿部分），2002，（4）：37～38。 [3]胡熙庚，有色金属硫化矿选矿[M]，北京：冶金工业出版社，1987，196。 [4]石道民，杨敖，氧化铅锌矿的浮选[M]，昆明：云南科技出版社，1996，22。 THE RESEARCH ON BENEFICIATING PROCESS FOR RAISING RECOVERY OF CERTAIN Pb-Zn MINE IN YUNNAN PROVINE LIU Zhi –bin ，ZHU Cong-jie ,ZHANG Xu-dong，ZHANG Han-ping （The Technical Center of Yunnan Metallurgical Group Co .,Kunming 650031,China） ABSTRACT The research results show that the separation indices by using selective flotation flowsheet in certain lead-zinc mine yn Yunnan province,are more satisfied compared with the existing peration process.The grade and recovery of lead-concentrate gained from small batch closd-circuit test can be raised 8%and 10% respectively.The grade of lead-concentrate is more than50% ,and the recovery87% or so.Moreover,the recovery of silver enriched in lead-concentrate is also raised about 6%.In the condition of keeping the similar grade of zincconcentrate,the zinc recovery can beraised about2%.Therefore,the quantity of lead and zinc losed yn tailingsis largely reduced. KEY WORDS:lead-zinc sulfide ore；selective flotation；sodium sulfite；fine grinding

由试验结果分析可知,随着物料的反应时间的增加，磷矿的脱氟率明显提高。当物料在高温炉内的停留时间不小于45min时，脱氟率可达98%以上，产品的氟含量和磷含量都能达到优等品指标要求。但反应停留时间太长，磷矿的脱氟率、磷转化率不再增加，反而有下降的趋势。反应时间无端延长也不利于节能降耗。 3.4.5 优惠工艺条件试验 通过以上工艺条件试验,确定最佳的工艺控制条件为：①物料的CaO/P2O5摩尔比为2.50～2.60;②脱氟剂(AMP)的加入量为磷矿粉用量的4%～8%;③烧结温度为1250～1300℃;④烧结时间为45～60min。       根据以上确定的优惠工艺控制条件,对云南、四川、贵州湖北的磷矿进行了优惠工艺条件的验证试验，其结果与韩国产品进行了分析对比(见表8)。通过以上结果可知，本工艺配方及工艺控制条件用于不同地区低重金属磷矿生产饲料级磷酸三钙可行。云南、贵州和四川磷矿生产的产品磷含量可达到Q/YHY01—2003《饲料级磷酸三钙》企业标准的优等品标准，湖北磷矿生产的产品磷含量达到Q/YHY01—2003《饲料级磷酸三钙》企业标准的一等品标准。贵州，湖北磷矿的烧结脱氟反应温度为1300℃比云南矿高50℃，贵州磷矿脱氟剂用量比云南磷矿高4%。通过工艺配方的适应性试验证明，所开发的脱氟剂对不同磷矿具有广泛的适应性。与韩国产品对比，能达到国外同类产品的质量指标。 3.4.6 试验产品的物质结构分析 磷酸三钙存在两种形态，α-型和β-型，纯净的磷酸三钙在1180℃时，β-Ca3(PO4)2会转化为活性较好的α-Ca3(PO4)2，但在冷却过程中α-Ca3(PO4)2会缓慢地转化为β-Ca3(PO4)2。根据美国F.T尼尔逊的研究发现，当有MgO、Al2O3和Fe2O3等杂质存在时，这些杂质会阻止β型转变成α型，使β-Ca3(PO4)2保持稳定。当磷矿中添加磷酸后，所生成的磷酸三钙基本上都是β型。本评价试验结果也证明了这个论述。 我们对云南、贵州、四川、湖北磷矿所制得的磷酸三钙产品和韩国磷酸三钙产品进行了X-射线衍射物相定性分析结果为：所有磷矿生产的脱氟磷酸三钙产品的主体物质结构均为β-Ca3(PO4)2。由于不同磷矿的杂质组成存在差异，杂质所形成的物质结构也不相同见表9。4 结论 以云南低重金属磷矿为原料，按磷矿-磷酸-脱氟剂(AMP)工艺配方进行饲料脱氟磷酸三钙试验，所得最佳工艺配方及控制条件适应于云南及贵州、湖北、四川等地的低重金属的矿种。

饲料磷酸盐的主要品种为磷酸氢钙，其次为脱氟磷酸钙。饲料磷酸氢钙经过十几年的发展和技术改进，　工业生产已基本成熟。脱氟磷酸钙作为饲料磷酸盐受到原料、工艺技术及应用研发滞后等多种因素的影响一直未形成大规模的工业化生产。前苏联的脱氟磷酸钙生产规模最大，单套装置达5万吨/年生产能力，主体设备回转窑达100m，生产技术已相当成熟。云南省有着丰富的磷矿资源，但饲料级脱氟磷酸钙的开发一直未实现真正意义的工业化生产。为了解决这一问题，我们对云南磷矿进行了选矿调研，基本确定了适宜生产饲料级脱氟磷酸三钙的矿种，并进行了工艺配方和控制条件试验研究，所得产品达到目前国际市场产品质量要求。 1 低重金属磷矿原料的选择 按照磷矿高温烧结法生产饲料级脱氟磷酸三钙的工艺，生产的主体原料是磷矿，在高温烧结脱氟过程中有害元素砷可被脱除，但重金属铅、镉等非挥发性物质难以除去而全部进入产品，严重影响产品质量。为此，我们对分布于云南省滇池和抚仙湖地区的昆阳、海口、晋宁、安宁、江川、澄江及其它磷矿主产区进行了实地考察，共采集取样60余个，对矿样的主含量和杂质含量进行了分析，发现部分采区的磷矿石反应活性高，重金属含量较低，能满足饲料磷酸三钙生产用矿要求。本试验选取了两个低重金属磷矿进行了工艺配方条件试验，并对所采集到的贵州、四川、湖北磷矿与我省的磷矿进行了对比试验。 2 产品参照质量标准 磷酸三钙产品质量标准和产品分析方法的确定是工艺试验工作的基础，目前我国尚无国家或行业标准。在工艺评价试验之前，我们对国内外饲料级脱氟磷酸钙产品质量指标和分析方法进行了广泛的资料调查和国内外磷酸三钙产品的收集，重点对俄罗斯和日本的饲料级脱氟磷酸钙产品质量标准和分析方法进行了研究。俄罗斯和日本的标准较为完整地给出了产品的各项质量控制指标，但俄罗斯和日本某些项目的分析方法不够科学先进，实际操作较为繁琐，分析误差较大。为此，我们针对性地进行了大量的分析方法试验及验证工作，充分考虑到国际市场对产品质量要求，特别是对杂质的严格要求，最终制定了Q/YHY01—2003《饲料级磷酸三钙》企业标准。本试验即采用该标准作为试验样品的分析标准(见表1)。3 工艺评价的试验内容 3.1 试验所用原料 评价试验选用的磷矿粉为云南省低重金属磷矿，编号为K-A和K-B两个矿样。其化学组成见表2：3.2 磷矿软化点的测定 温度是烧结反应的重要条件之一,而原矿的软化点、熔点是确定磷矿烧结脱氟反应温度的基础，是选择生产工艺条件的一个重要参数。不同矿种、不同添加物和添加量对物料的软化点和熔点都有不同程度的影响。评价试验采用HR-3C灰熔点测定仪对多个磷矿和不同配方的混合物料进行了软化点、熔点的测定。根据所测得的结果在试验中指导反应温度的调整。 从表3的测试结果可知，磷矿原矿的软化点、熔点一般大于1500℃。磷矿中加入磷酸或脱氟剂，都会引起磷矿软化点、熔点的变化，磷矿的流动温度(熔点)、软化温度随磷酸加入量的增加而不断降低。磷矿产地不同、化学组成、杂质含量和配方不同，磷矿软化温度也不同，最高降幅达100℃以上。因此在工艺生产中应充分考虑到配方变化对矿样软化点、熔点的影响，及时调整工艺控制参数。

云南坐落我国的西南边境，与越南、缅甸等国接壤，边境线长达数千公里。在我国云南瑞丽与缅甸接壤的边境地区，堆存着很多的曾经选矿的尾矿，品种繁复，性质杂乱。这些很多堆存的尾矿，不只占用了土地与森林，并且因为其粒度较细，云南的风又大，经风一吹，造成了较严峻的环境污染。因为曩昔的矿石加工技能或其他原因，在这些尾矿中往往还存在很多的有用元素，如咱们研讨的这种矿料，铅与锌的含量之和超越30%，据开端估量其铅、锌金属总量达80万t，相当于一座小型铅锌矿山。因而，如能将这些被丢掉的尾矿加以运用，不只大大减少了环境污染，并且能够变废为宝，对二次资源的综合运用、遵循可持续发展具有重要的现实意义。       一、原矿性质       这是一种选矿尾矿样，原矿粒度较细，－74µm粒级含量到达72.63%。矿料部分结团，水分含量高，为12%左右，且有较微的选矿药剂气味。       经过X射线衍射分析发现，原矿中的首要金属矿藏为闪锌矿、方铅矿、黄铁矿、铅矾、黄铜矿、褐铁矿等；非金属矿藏首要是石英、长石、玉髓等。对其进行的多元素分析和物相分析成果别离见表1和表3。   表1  原矿多元素分析成果/%元素CuPbZnSFeCaOMgOSiO2Al2O3As含量0.217.4425.1812.5810.351.271.0214.696.390.001   表2  铅物相分析成果/%物  相硫（砷）化物硫酸铅碳酸铅铅铁矾及其它铅全  铅含  量 散布率1.06 14.226.20 83.220.054 0.730.136 1.837.45 100   表3  锌物相分析成果/%物  相硫（砷）化物氧化物锌铁尖晶石及其它锌全  锌含  量 散布率22.26 88.402.53 10.040.39 1.5625.18 100       从表1能够看到，处理该矿料时，应首要收回矿猜中的铅和锌，因铜含量较低，可暂不考虑。从物相分析的成果看，该矿样是一种性质十分特别的矿样，矿样中的锌以硫化矿为主，而铅矿藏则以氧化矿为主，且氧化率高达85%左右，硫酸铅是春中的首要矿藏。       二、流程拟定       作为铅锌矿石的惯例选别流程，首要有优先浮选和混合浮选再别离流程。但作为本次处理的矿料，因为锌以硫化锌为主，而铅又以氧化铅为主，其可浮性差异相对较大，故而选用优先选锌然后再选氧化铅的选别流程。在浮选锌时，对参加重按捺方铅矿和参加硫酸铜活化闭锌矿进行了条件实验。对氧化铅矿的浮选选用惯例的法，但实验成果均不抱负，首要表现在：（1）矿浆的pH为5.5～6.2，经参加石灰（或）调浆后，即便石灰用量到达10㎏/t，矿浆pH值仍在6左右。（2）锌精矿中铅含量较高。尽管锌精矿中锌档次较高，可达52%，收回率达91%，但其间含铅也高达11%左右，铅、锌互含严峻。（3）铅精矿中铅收回率较低，尾矿含铅较高，简直和原猜中的铅含量持平。（4）锌按捺剂用量较大。因原猜中锌含量高，导致锌按捺剂用量大，生产成本高。       依据实验成果，能够估测，原猜中或许存在某种耗碱化合物，即酸性物质。原猜中部分铅、锌的天然可浮性很好，很多的氧化铅很难被活化，浮选效果差。为此，咱们断定选用浮—重联合流程，在弱酸性介质中快速浮选铅、锌，然后硫酸铜活化浮选锌，浮选尾矿用重选（摇床）富集其间的氧化铅，工艺流程见图1，并以此流程进行实验研讨。图1  浮选—重选联合流程       三、实验成果与评论       依据矿料性质和开端实验成果拟定图1所示的选别工艺流程，实质上分为4个选别回路：铅锌等可浮回路，铅、锌别离浮选回路，锌浮选回路，重选回路。       在铅锌等可浮回路中，收回的对象是一些可浮性特好的矿藏，首要是方铅矿和部分闪锌矿。在这一回路中，一般不运用矿藏的任何活化剂和按捺剂，在常用捕收剂效果下，它要求方铅矿尽或许收回到泡沫产品中，锌上浮的量越少越好，这样就可为后续的铅锌别离发明较好的条件。在对磨矿细度、矿浆pH值和捕收剂用量进行了条件实验后，断定了其最佳的作业参数，磨矿细度－74µm87.5%，矿浆pH6～6.5，乙基黄药用量70g/t。而浮选时刻，特别重要，因为即便在上述相同的工艺参数下，浮选时刻越长，锌的上浮率也会显着增加。图2显现了这一回路中浮选时刻与选别效果的联系。在前3min内，硫化铅矿藏上浮速度很快，锌矿藏相对上浮较少，粗精矿的产率也不大。但当3min后，粗精矿产率显着增大，这首要是因为锌矿藏开端很多上浮，锌的档次和作业收回率都快速进步，这是咱们不需要的，因为这会增大后续铅锌别离的困难，乃至拿不到合格的铅精矿，锌的丢失也会较大。所以，该作业的要害就是操控浮选时刻和加药量，进行快速浮选。主张3min为宜。图2  浮选时刻与选别目标的联系 1—铅档次；2—锌档次；3—铅收回率；4—锌收回率图3  别离粗选按捺剂用量对别离效果的影响 1—铅档次；2—锌档次；3—铅作业收回率       在铅锌别离的浮选回路中，尽管所处理的粗精矿中铅、锌档次均较高，但因为矿量不多，药剂耗费不大，操作参数（如按捺时刻）更易操控。       为了使铅、锌矿藏有用别离，实验在不运用捕收剂的情况下，别离对、钠、硫酸锌、硫代硫酸钠等锌矿藏按捺剂进行了独自和混合用药实验研讨。成果硫酸锌与钠混合用药按捺锌矿藏效果显著，两者份额为2：1，铅锌别离粗选时药剂用量各为400g/t和200g/t，在经两次精选别离后（精选时按捺剂用量别离成倍下降），开路条件下，可获得含铅52.18%、含锌2.17%、铅作业收回率85.32%的铅精矿。硫酸锌与钠混合用药时，不同按捺剂用量与铅精矿中铅、锌档次联系曲线见图3。按捺闪锌矿的机理能够认为是，ZnO22-胶体吸附在闪锌矿表面增强亲水性以及SO32-水解沉积Pb2+，使闪锌矿失掉活化效果而联合完成按捺闪锌矿。       在锌选矿回路中，因为铅的硫化矿藏已绝大部分被选出，此刻的选矿，相当于处理单锌矿藏。因而，咱们首要运用了硫酸铜作为活化剂，并进行了条件实验，当硫酸铜用量为200g/t时，锌的作业收回率可达86.75%、锌档次53.17%的较好选矿目标。       重选的意图首要是选别硫酸铅矿藏，在摇床的选别效果下，可获得合格铅精矿，其档次为32.59%，作业收回率62.37%。       依据条件实验成果，依照图1的工艺流程，进行了闭路实验，实验成果见表4。   表4  闭路流程实验成果/%产品名称产  率品  位收回率PbZnPbZn  硫化铅精矿   锌精矿   氧化铅精矿   尾  矿   原  矿1.69 42.57 15.45 10.29 100.050.33 0.95 32.76 2.81 7.452.25 51.96 3.36 6.21 25.1811.42 5.43 67.94 15.21 100.00.15 87.85 2.06 9.94 100.0       四、定论       （一）该矿石性质较为杂乱，铅矿藏大都为硫酸铅，铅氧化率高达83%，而锌多为硫化物，即闭锌矿，硫化率为88%。       （二）选用重浮联合流程，氧化硫化矿藏别离处理，可选出氧化铅精矿、硫化铅精矿和硫化锌精矿三种产品，使铅精矿中铅的总收回率为79.36%，锌精矿中锌的收回率为87.85%。       （三）依据矿料为尾矿的特色，其间的矿藏相互影响更大。咱们选用了等可浮流程，即减少了精矿中的铅、锌互含，又下降了药剂用量。

在镍矿矿山选矿作业过程中，常常遇到铜镍共生的现象，而铜则是镍矿选矿及冶炼中的无用杂质，会影响到最终镍精矿的品位等选矿技术指标，但是云南铜镍矿选矿技术专家给用户的建议是，如果铜镍矿石中的铜具备回收价值，则要采用经济效益更好的铜镍分离技术及配套铜镍矿设备进行综合回收。所以，在这篇文章中云南昆明昆鼎重机的铜镍矿选矿技术专家就来详细的介绍一下我厂的铜镍分离技术以及相关配套的铜镍矿设备。 常见的集中铜镍矿分离技术方案 从总体上来看，在大多数铜镍分离技术应用案例中使用的有两种铜镍矿选矿技术：铜镍混合精矿分离、高冰镍分离工艺。那么这两种有什么区别呢?很简单，两者适用的矿物性态不同，铜镍混合精矿分离技术适用于铜镍矿物粒度较粗、彼此嵌布关系不甚紧密的铜镍矿石，而高冰镍分离工艺则正好相反，适用于铜镍矿物粒度细、彼此嵌布十分致密的铜镍矿石。 从两则成功的案例来看看云南昆明昆鼎重机的铜镍分离技术及铜镍矿设备 贵州偶铜镍矿的原矿是金属共生硫化铜镍矿，云南昆明昆鼎重机在1990年为其设计了一整套的铜镍分离技术方案，主要流程及概要的铜镍矿设备主要是：破碎工艺采用为三段一闭路流程，而后续的磨矿、水力浮选则采用了三段磨矿-三段浮选的细化铜镍矿设备作业流程。 东北某铜镍矿，其铜镍分离技术工艺方案则采用三段一闭路碎、阶段磨矿、铜镍混合、分离浮选、镍精矿三段脱水、铜精矿两段脱水的作业流程。 常用的铜镍矿冶炼方法 在国内的铜镍矿设备案例中，大多数均采用了火法的冶炼技术。火法冶炼的铜镍矿设备大致作业流程包括：备料(焙烧)-熔炼-吹炼-精炼(电解)几个主要的工序。 在云南昆明昆鼎重机某铜镍矿设备案例中，原矿是蛇纹石类型的铜镍矿石，铜镍矿物呈现致密嵌布样态，如果按照常规的回转窑机械选矿技术方案在有效分离铜镍上存在一定的技术障碍，因此昆明昆鼎重机为该铜镍矿设备用户推荐了高冰镍浮选分离技术。在这个铜镍矿设备项目中，铜镍混合精矿经转炉熔炼成高冰镍，之后再经过破碎-磨矿-浮选-电解等几道后续工序，制成最终产品——电解镍。

氧化铅锌矿原矿藏相分析成果： 总铅含量8.56，占有率100%;碳酸铅含量5.97，占有率69.74%;硫酸铅含量0.94，占有率10.98%;硫化铅含量0.42，占有率4.91%; 总锌含量16.32，占有率100%;碳酸锌含量15.02，占有率92.03%;硫化锌含量0.83，占有率5.09%; 矿石中的首要金属矿藏有白铅矿、铅矾、菱锌矿、水锌矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、褐铁矿和针铁矿。脉石矿藏首要有方解石、白云石、石英、石膏、黏土矿藏等。(云南氧化铅锌矿的可浮性及浮选办法) 矿石需求磨矿到-37目µm，铅锌矿藏才有90%单体解离。断定的磨矿细度为93%-74µm。 铅矿藏氧化率为95.097%，锌矿藏氧化率高达94.91%，氧化铁矿藏含量达23.85%。矿石松懈呈土状。 浮选铅的条件是：浮选的pH=9-10，浮选药剂用碳酸钠调浆比用好，用作硫化剂，与黄药一同分段增加,用量为2+2kg/t，丁基黄药用量为400+100g/t。做过丁黄药+丁铵黑药、丁黄药+黑药与单用丁基黄药的比照，成果是单一丁基黄药最好。因为氧化铅精选时简单掉槽，参加50g/t油酸钠有优点。关于脉石矿藏按捺剂，作过水玻璃、淀粉、腐殖酸铵和栲胶比照，成果以水玻璃加腐殖酸铵为最好。 浮选锌的条件是：用栲胶按捺脉石比腐殖酸好，栲胶用量为400g/t。捕收剂用氧化锌最新选矿药剂ZNY 300g/t，羟肟酸30-40g/t。 氧化铅锌矿精粉品尝成果：(重铬酸盐是按捺方铅矿的常用选矿药剂) 铅精矿：原矿品尝8.69%，精矿铅品尝54.82%，回收率77.06%，尾矿2.56%;锌品尝7.75%，回收率5.68%。 锌精矿：原矿16.66%，精矿锌品尝36.13，回收率77.73，尾矿5.32%;铅品尝1.85%，回收率7.63%。 氧化锌矿最新捕收剂 代号 ZNY 有用物质含量 90(%)，外观为淡黄色膏状 首要用途：氧化锌矿浮选(菱锌矿、硅锌矿、异极矿等氧化锌矿) 浮选功能：具有杰出的浮锌挑选功能，耐低温功能(最低温度5℃)。 运用办法：将药剂用水兑成2%水溶液运用，用40℃温水溶解即可。 适用范围：菱锌矿等，锌1%左右的氧化矿能够选到含锌30%以上的锌精粉，锌回收率70%以上。 环保功能：药剂无毒无害，易生物降解，对环境友好，契合环保要求。 产品特色： 1.不脱泥优先浮选办法; 2.可常温浮选，节能降耗; 3.泡沫适中，浮选安稳，易于出产操作; 4.对各类氧化锌矿有特效，可完成氧化锌矿资源加工工业化。 产品质量标准：Q/HS-2017 项目 质量标准 实验办法 外观(250C) 粘稠物 目测 活性物含量，% ≥ 90 PH值(5%水溶液) 8-9 PH试纸法 包装规格：200公斤/铁桶或塑料桶。 运送与储存： 不燃不爆，按一般化工产品运送。 密封，贮于阴凉枯燥处。

7日，云南冶金集团股份有限公司发布公告，公司拟发行2012年度靠前期短期融资券，方案发行额为8亿元。公司征集说明书对未来出资及开展方针做了描绘。　　　　据介绍，公司未来出资方案首要包含在建项目13个，拟建项目16个，在建和拟建项目2012年-2014年的出资方案分别为104.94亿元、135.02亿元和33.79亿元。近三年出资共达273.75亿元。　　　　征集说明书对公司未来开展方针给出了规划。集团2012年的生产经营方针是：完结金属总产值超越135万吨：完结经营收入232亿元；完结工业增加值52亿元；完结进出口总额3.5亿美元。　　　　公司已构建起铝、铅锌、锰、钛、硅5大集团工业集群，并充分利用国内、世界两个商场、多种资源，加大矿产资源整合和勘探开发力度，使公司成为国内铝、铅锌工业排名前五，技能水平达世界先进水平、资源利用率、首要耗费、安全、工作卫生及环境保护到达国内职业先进水平的多元化厂商。为到“十二五”末完结年供应收入达1,000亿元的远期方针打下坚实基础。　　　　在资源操控方面，公司将持续扩展上游矿产资源操控和开发力度，以构筑公司资源支撑渠道，力求“十二五”末完结新增铅锌金属储量超越1,200万吨，质料自给率超越60%。　　　　在产品结构调整方面，公司将结合本身的资源优势，加强下流产品的深加工，深加工产品占30%以上，经过多种方法寻求工业链和价值链的深化，不断提高产品层次和附加值。　　　　（1）80万吨文山氧化铝项目　　　　到2011年底，该项目公司累计完结出资46.71亿元，至2012年3月末，累计完结出资48.36亿元。项目详细发展如下：现在，红舍克矿山和卖酒坪矿山已投产，累计生产出23万余吨净矿；氧化铝厂区主体工程施工和首要设备设备调试已完结，正在进行分段联动空负荷试车和投料试车，已生产出2万余吨氢氧化铝，焙烧体系方案6月18日开端烘炉，20日外方技能专家到现场调试，估计8月进行试生产，2012年估计氧化铝产值35万吨。　　　　（2）云铝涌鑫30万吨铝板带项目　　　　到2011年底，该项目公司累计完结出资14.22亿元，至2012年3月末，累计完结出资16.30亿元。项目详细发展如下：电解槽4月25通电，一期工程电解槽悉数发动完结，已产出铝锭。在靠前段发动试运转的基础上，第二段电解槽于6月16通电，20日开端发动，7月25日前悉数发动完结。项目主体工程电解、变电整流、供料净化、槽大修及PTM修理等根本完结，阳极拼装正进行屋面瓦、墙面瓦设备；全厂路途、归纳管网施工完结约70%；二期工程144台电解槽槽壳悉数制作完结已就位，槽上部制作、母线焊接有序推动，现在已进入全面筑炉阶段；该项目估计2012年三季度开端投产，2012年产值约3万吨。　　　　（3）源鑫炭素600kt/a炭素项目　　　　到2011年底，该项目公司累计完结出资10.23亿元，至2012年3月末，累计完结出资11.80亿元。项目详细发展如下：现在，项目煅烧体系、生阳极制作体系、阳极焙烧体系、水处理体系和公辅工程等主体工程已完结，设备设备完结过半，办公楼和倒班宿舍正在严重施工中，7月28日完结楼房部焚烧，估计9月底出靠前批炭块。年内生产出合格产品，保证1万吨产值。　　　　（4）驰宏会泽60kt/a粗铅、100kt/a电锌及渣归纳利用项目到2011年底，该项目公司累计完结出资34.58亿元，至2012年3月末，累计完结出资35.62亿元。项目详细发展如下：现在铅体系主体工程和总图、路途施工以及艾萨炉、烟化复原炉等首要设备、工艺管道设备根本完结，铅精矿仓已投入使用；锌体系工程施工和设备设备调试已完毕，开端预备投料试车，锌精矿仓、氧化锌烟尘库房已投入使用；公辅体系厂前区办公楼已投入使用，日子污水处理站于已投入运转，总降、空压机站、化学水处理站、渣库、污酸污水处理站、清洁废水处理站、煤气站、氧气站等满意投料试车要求；方案6月完结锌体系联动调试，8月完结铅体系联动调试，保证11月份全面进入试生产。　　　　（5）呼伦贝尔驰宏矿业开发有限公司20万吨/年电锌项目　　　　到2011年底，该项目公司累计完结出资19.77亿元，至2012年3月末，累计完结出资20.1亿元。项目详细发展如下：现在铅体系首要建构筑物根本完结并完结关闭，首要设备就位，全面进入设备阶段；锌体系氧压浸出部分建筑工程收尾，因高压釜未到现场，处于设备预备阶段；锌电解、浸出、净化建筑工程根本完结完结关闭，电解槽就位，进入设备设备、防腐穿插施工阶段；硫酸体系首要建筑工程和设备设备现已就位，能够满意与铅体系配套完结条件；公辅的供暖体系根本构成，部分混凝土路途现已完结，总降压站、制氧站进行设备设备，办公楼、澡堂、化验楼、食堂已投入使用。四个体系的建筑工程完结80%，设备工程完结30%，设备到货80%，防腐工程完结10%。　　　　（6）云南新立6万吨/年钛项目　　　　到2011年底，该项目公司累计完结出资21.85亿元，至2012年3月末，累计完结出资22.58亿元。项目详细发展如下：项目PT后处理部份主体工程土建和设备施工及相关的公辅设备已建成，并完结了风、水、电部分设备的试车；CP部分主体工程土建施工和设备设备已根本竣工，正在进行体系调试；设备置办订购金额6.14亿元，共签定47项国内外首要设备收购合同。　　　　（7）云南新立1万吨/年海绵钛建设项目　　　　到2011年底，该项目公司累计完结出资15.39亿元，至2012年3月末，累计完结出资15.57亿元。项目详细发展如下：复原蒸馏破碎、氯化精制等标段14个单体土建工程现已完结，已进入试生产，产出了合格的海绵钛产品并开端供应，现在只要较后的镁电解工序部分工程正在调试，行将全面投产，设备置办订购金额3.6亿元，共签定30项国内外首要设备收购合同。

综合新华网8月19日消息：中国第三大铜企业19日正式更名为“中铝云南铜业（集团）有限公司”。    2007年10月，在云南省人民政府和中铝公司的共同推动下，云铜集团以增资扩股的方式引入中铝公司进行整体战略合作成功。增资扩股完成后，新的云南铜业（集团）有限公司股权比例构成情况变化为中铝公司占49％，云南省国资委占47％，云南锡业集团和云南省投资控股集团有限公司各占２％，形成中铝公司绝对控股云铜集团的格局。    按照《公司法》相关规定，新的云铜集团建立了规范的现代企业制度和法人治理结构，设立股东会、董事会、监事会。董事会由9名董事组成，其中中铝公司5名，云南省国资委4名。云南铜业（集团）有限公司更名为中铝云南铜业（集团）有限公司，成为中国铝业公司麾下成员，同时也是中铝公司铜板块企业中的最大企业。    中铝公司不仅是中国最大的氧化铝、电解铝生产企业和生产规模最大、装备最精良的铝加工企业。其氧化铝产量居世界第二，综合实力世界第三，是中国生产规模最大、装备最精良、技术水平最高的高精度铜板带箔企业，也是中国最大的钛加工和铜生产企业。   .

用酸性溶液从氧化锌焙砂或其他物料中浸出锌，再用电解沉积技术从锌浸出液中制取金属锌的方法。该法于1916年开始工业应用，至1998年，全世界产锌802万吨中的70％以上是由湿法炼锌工艺所生产，发展很快。中国年产锌万吨以上的湿法炼锌厂有15家，生产能力约为火法炼锌的2倍多，湿法炼锌产量超过100万吨。该工艺包括硫化锌精矿焙烧、锌焙砂浸出、浸出液净化除杂质和锌电解沉积四个主要工序。工艺流程见图1。    1.锌精矿焙烧    用空气或富氧，在高温下使锌精矿中ZnS氧化成ZnO和ZnSO4，同时除去As、Sb、Cd等杂质的一种作业。焙烧产物焙砂，送去浸出锌，烟气或者制硫酸或者生产液态S02-湿法炼锌的精矿焙烧与火法焙烧不同，湿法炼锌焙砂中要求保留1%-2%的硫以SO42-形态存在，以补充锌焙砂浸出时不足的硫酸。而火法炼锌精矿焙烧希望全部ZnS都氧化为ZnO,以提高冶炼回收率。    现代锌精矿焙烧均采用沸腾焙烧炉。焙烧操作条件是：床层温度900-1000℃，线速度0.5-0.6 m/s，床能力5-6.5 t/（m2·d），烟尘率50％-60％。    主要技术经济指标：脱硫率91％-95％，烟气SO2浓度＞6.5％，不溶硫＜1％。[next]    2.锌焙砂浸出与浸出液净化    焙砂浸出锌由中性浸出和酸性浸出两段组成。一段中性浸出采用废电解液，二段用硫酸作浸出液，酸度30-60 g/L H2SO4，浸出温度65-70℃。浸出液含Zn>120 g/L。影响浸出的因素有浸出温度、搅拌速度、酸浓度、锌焙砂颗粒大小等。ZnO浸出反应为：                            ZnO＋H2SO4====ZnSO4＋H2O    为了提高锌焙砂中锌浸出率，采用空气搅拌，以强化浸出过程。使难溶的ZnO.Fe2O3、ZnO.Al2O3及ZnS得以溶解。    工业生产多将若干个搅拌浸出槽连接起来形成浸出设备组合系列，锌焙砂用废电解液浆化成矿浆后在此进行逆流连续浸出。中性浸出段产出的矿浆经浓密分离，上清液送去净化除杂质，合格净化液送电解生产电锌，底流再经酸性浸出段浸出，上清液返回浆化槽，底流过滤，滤饼为弃渣，送渣场。    浸出工序主要指标为：锌焙砂含Zn 47%-57%（可溶Zn>90%），锌浸出率>85%，浸出渣含Zn 18%-20%，浸出渣产率53％。    所得浸出液含锌130-150 g/L，其他杂质为（g/L）：Cu 0.2-0.4, Cd 0.5-0.7, Co0.01-0.04，Ni 0.002-0.007，As 0.0002-0.0004，Sb 0.0003-0.0004。这些杂质对锌电积十分有害，电积前必须将其除到允许的浓度。    传统的浸出液净化过程包括两个工序：先加锌粉置换除铜、镉；再加黄药除钴。前者是利用铜与镉的氧化还原标准电位分别为+0.344和-0.40，均较锌-0.762为正的原理，将Cu2+、Cd2+还原成Cu和Cd沉淀除去；后者则是向溶液中加入CuSO4,使Co2+氧化成Co3+，而后加入磺酸盐(2C4H9OCSSK)使和Co3+成钴盐（C4H9OCSS)3Co沉淀除去。    沈阳冶炼厂采用白砷（As2O3）代替黄药除Co,一次净化时浸出液中加入As2O3、锌粉、硫酸铜，同时除去As、Sb、Ni、Cu、Ge，二次净化时浸出液中加KMnO4除Fe，加锌粉除残Cd。经过两次净化，可基本除净有害杂质，电解电流效率可提高到90%。    白砷净化溶液的条件与指标：一次净化，温度60-70℃，白砷、锌粉和硫酸铜的用量分别为0.15 kg/m3、0.5 kg/m3和0.2 kg/m3，终液含Co降到0.002 g/L;二次净化，50-60℃，用空搅拌除铁，净化后溶液含铁    锌电积的主要设备是电解槽，多为钢筋混凝土制成的内衬聚氯乙烯或玻璃钢防腐材料槽，电解槽尺寸为2250mm×850mm×1450mm。铝板阴极，大小为1m×0.7m×4mm,上边焊接铜导电棒，侧边夹绝缘条。阳极用含银1％的铅基合金制成，尺寸稍小于阴极。    锌电沉积的主要技术经济指标为：电解温度40℃，同极中心距60mm，电流密度450A/m2，槽电压3.2-3.4V，电流效率89％，直流电耗3100kWh/t Zn，电解回收率99.3％。    熔铸析出锌片的冶金炉有低频感应炉和反射炉。前者常用的规格有1250 kW，40t容量炉型，工作温度450-500℃，电耗120 kWh/t。后者常见炉床面积7.4m2，容量5 t/炉，以煤或油为燃料。产品锌锭重20-25kg,质量为1#锌国家标准（％）：Zn＞99.99,Pb<0.005，Fe<0.003，Cu<0.001，杂质总量<0.01。

浸出，是湿法冶金中的一个过程。所谓浸出，就是将固体物料(例如矿石、精矿、熔砂或其他半成品)加入液体溶剂内，让固体物料中的一种或几种有价金属溶解于液体溶剂中，以便下一步从溶液中提取出有价金属。 例如湿法炼锌中的浸出过程，就是采用稀硫酸溶液或来自电解车间的废电解液作溶剂，对锌焙砂进行浸出，使焙砂中的锌溶解于硫酸溶液中，浸出过程一般是在常温常压下进行的，但为了使浸出过程得到强化，也常常使用高温高压浸出。 浸出的目的，在于使所有要提取的金属尽量溶解于溶剂中，而杂质则溶解得越少越好，不管选择什么样的溶剂，所要提取的金属总是难得100%都溶解。 同样，所含杂质也总要溶解一些，为了表示某一物质被浸出的程度，常用浸出率来表示。 浸出率，就是该物质被浸出的百分率。例如，锌焙砂浸出时，如果被浸出锌占焙砂中的锌的80%，则锌的浸出率为80%。

利用沉淀针铁矿除铁的技术是由比利时老山公司巴伦厂（Vieille Montagne）首先开发和工业化的，称为VM法。成功地沉淀针铁矿的关键在于维持溶液中Fe3＋的低浓度，例如＜1kg∕m3，否则在沉淀针铁矿的pH范围（2～3.5)内将得到胶状的Fe（OH）3或碱式硫酸铁         Fe4SO4（OH）10。VM法解决此问题采用的是还原－沉淀法，流程如图1所示，从热酸浸出得到的含100kg∕m3Zn，25～30kg∕m3Fe3＋及50～60kg∕m3H2SO4的硫酸锌溶被先经过还原作业，即在沉淀针铁矿前在一个单独的作业中先用锌精矿（ZnS）将溶液中的Fe3＋都还原成Fe2＋，还原后未反应的ZnS与反应生成的元素硫一同分离出来送回焙烧炉。还原后液再用焙砂ZnO预中和至3～5kg∕m3H2SO4，得到的铁渣返回热酸浸出作业，溶液则送入沉淀反应器。向沉淀器通空气将Fe2＋氧化成Fe3＋而使之水解沉淀出针铁矿晶体。图1  VM针铁矿法 沉淀针铁矿时需不断在加入焙砂以中和水解反应产生的酸，将pH值控制在适当的范围内，如pH＝2～3.5。VM法需要特别注意控制Fe2＋的氧化速度，使得溶液中Fe3＋的浓度在水解沉淀针铁矿的过程中始终保持在1kg∕m3以内。与黄铁矾法不同的是，针铁矿沉淀时无需提供一价阳离子，而得到的针铁矿渣也不能进行酸洗回收其中由焙砂中和带入的未溶解的锌。为防止这部分锌的损失，一个对策是使用低铁的闪锌矿焙砂作中和剂。 澳大利亚电解锌公司开发的EZ法直接将含Fe3＋的待水解液缓缓加入水解沉淀器中，控制水解液Fe3＋浓度不超过1kg∕m3从而控制水解，因而EZ法亦称部分分解法。在70～90℃下连续水解沉淀针铁矿，同时不断加入锌焙砂中和因水解产生的酸，维持溶液pH值在2.8以适于水解。 两种针铁矿法相比，沉淀同样数量的铁，VM法水解产生的酸此EZ法少，因而为中和水解的酸需要消耗的锌焙砂也少，随锌焙砂损失的锌电少，除铁的效果也好于EZ法。但VM法涉及先还原后氧化两道工序，比较繁琐。此外，VM法用空气氧化Fe2＋的速度较慢，而用别的氧化剂则成本高。 与黄铁矾法相比，针铁矿法不需要硫酸根和碱金属，可应用于任何酸浸体系，包括氯化物体系和硝酸盐体系，除铁的效果也更好（从30kg∕m3到小于1kg·kg∕m3），但针铁矿对酸的稳定性较差，沉淀中未溶解的铁酸锌不能如黄铁矾法那样用酸洗来回收。

超细氧化锌是一种近年来开展的新式高功用无机产品，它具有了其本体块状物料所无法比拟的优异功能。现在氧化锌的制备办法首要有：直接沉淀法、均相沉淀法、溶胶－凝胶法、微乳液法、水热法、醇盐水解法、溶剂蒸腾法等。     雾化热解进程作为一种新式的超细粒子制备技能，遭到材料、化学工程、气溶胶、超导等范畴研究人员的广泛重视。本文以锌焙砂为质料，用NH3－NH4·HCO3－H2O系统作为浸出剂，经浸出－雾化热解－锻烧制取活性氧化锌。     一、实验     （一）实验原理     锌焙砂的首要成分为ZnO，并伴有少数的ZnSO4、ZnO·SiO2、ZnO·Fe2O3及ZnS，在性系统中浸出时，锌焙砂中Cu、Ni、Cd、Co等杂质元素也生成合作物进入溶液，ZnO·SiO2、ZnO·Fe2O3及ZnS等不溶解，残留在渣中。     在净化进程中，因系统呈弱碱性，Cu、Ni、Cd、Co等杂质均易被锌粉置换除掉，净化后液选用并流式离心雾化枯燥器雾化枯燥，溶液通过高速旋转的离心盘雾化成微米级液滴，当即与热风触摸，在枯燥器中呈螺线型运动，而且随同枯炎热分化进程。雾化后的每一个球形液滴能够作为一个反响器，其阅历三个阶段，首要因为NH3蒸腾温度低，在高温下NH3敏捷蒸腾，导致溶液中［Zn（NH3）m]2＋合作物失去平衡，分出碱式碳酸锌前躯体，此阶段相当于蒸进程；第二阶段为水的蒸腾，粒子表面的水蒸气分压远大于空气中的水蒸气分压，枯燥进程持续进行，分压差为枯燥进程的推动力；第三阶段为降速阶段，粒子表面的水蒸气分压等于空气中的水蒸气分压，两者之间的分压差等于零，不再进行枯燥，可是此刻物料分化敏捷，而得到高活性氧化锌。     因碱式碳酸锌分化不彻底，将前躯体在马弗炉中锻烧，锻烧温度300～600℃，锻烧时刻30～60min，而得到高活性氧化锌。     （二）试剂及试料     (25％～28%）、碳酸氢铵，分析纯；实验质料取自江西某炼锌厂的锌焙砂，其化学成分（％）：Zn 53.17、S 2.58、Cu 1.03、Pb 1.48、Cd 0.09、Fe13.06、As 0.24、Sb 0.08。     （三）实验装置     浸出实验在1 L圆底三口烧瓶中进行，选用恒温磁力拌和器坚持稳定的反响温度，操控温度差错士1℃，拌和速度为450 r/mine     （四）实验及分析办法     每次取40 g氧化锌焙砂，按必定的液固比参加配好的及碳酸氢铵混合液，通过必定时刻的浸出后过滤，用EDTA滴定法分析滤液中Zn的浓度，核算Zn的浸出率。锌粉置换除杂反响所用锌粉粒度为145～175μm，在快速拌和下缓慢参加。净化液通过滤后在离心喷雾枯燥器中雾化、枯燥、分化得到中间产品，最终在马弗炉中煅烧得到活性氧化锌。以SEM、XRD等分析手法分析产品的粉体结构、描摹特征。     二、成果与评论     （一）浸出     1、 NH3／NH4＋对Zn浸出率的影响     在总浓度8mol/L，液固比8∶1，温度35℃、时刻lh的条件下，调查NH3/NH4＋对Zn浸出进程的影响，成果见图1。从图1可知，NH3／NH4＋对Zn浸出率的影响显着，当NH3／NH4＋从1∶1添加到2.5∶1时，Zn浸出率显着进步，通过预订的浸出时刻，Zn浸出率由75.96％添加到82.56％，当铵比持续增大，Zn浸出率缓慢下降。其原因首要是因为NH3/NH4＋的改变，引起浸出液pH的改变，依据Zn浸出电位－pH图，pH的巨细直接影响ZnO的浸出进程，在NH3/NH4＋＝2.5∶1时，浸出液pH＝12。因而断定浸出液NH3/NH4＋＝2.5∶1。图1  铵比对Zn浸出率的影响     2、液固比对Zn浸出率的影响     在总浓度8 mol/L、NH3／NH4＋＝2.5∶1、温度35℃，时刻1h的条件下，调查液固比对Zn浸出进程的影响，成果如图2所示。从图2可看出，液固比对Zn浸出率的影响非常显着，当液固比低于8∶1时，跟着液固比的添加，Zn浸出率显着添加；可是当液固比大于8∶1后，Zn浸出率改变不大。因而断定液固比为8∶1。图2  液固比对Zn浸出率的影响     3、总浓度对Zn浸出率的影响     在液固比＝8∶1、NH3/NH4＋＝2.5∶1、温度35℃、时刻1h的条件下，调查总浓度对Zn浸出进程的影响，成果如图3所示。从图3可看出，总浓度对Zn浸出率的影响显着，当总浓度小于8 mol/L时，跟着总浓度的添加，Zn浸出率显着进步；可是总浓度大于8mol/L后，Zn浸出率改变不大。因而断定总浓度为8mol/L。图3  总浓度对Zn浸出率的影响     4、浸出时刻对Zn浸出率的影响     在总浓度8mol/L、NH3／NH4＋＝2.5∶1、液固比＝8∶1、温度为35℃的条件下，调查浸出时刻对Zn浸出进程的影响，成果如图4所示。从图4可看出，浸出时刻对Zn浸出率的影响显着。在NH3－NH4·HCO3－H2O系统中，Zn浸出反响敏捷，在浸出时刻为10min时，Zn浸出率就到达72.28％，而且跟着时刻连续，浸出率快速进步，浸出40min时，Zn浸出率到达82％。当浸出时刻到60min，Zn浸出率到达82.34％，可浸Zn根本浸出彻底。     5、浸出归纳条件实验     依据以上实验成果，断定最佳浸出的归纳条件为：总浓度8 mol/L、NH3/NH4＋＝2.5∶1、液固比＝8∶1，时刻1h。浸出液锌含量为54.34g/L，浸出率为82.56％，首要杂质元素含量(mg/L)：Cu250、Pb 25.1、Co 0.52、Cd 31.6、Fe 3.3、As 0.43、Sb 0.15。按可溶性的氧化锌、硫酸锌核算，可溶锌浸出率大于97％。形成浸出率低的原因是焙砂中铁酸锌、硅酸锌含量较高。浸出液进行二次浸出，锌含量可到达97.62 g/L。图4  浸出时刻对Zn浸出率的影响     （二）净化     由上述成果可知浸出液中Cu、Ni、Cd、Co等杂质元素含量较高，本实验选用锌粉置换法除掉这些杂质，净化实验在高拌和强度下进行，选用的锌粉粒度为145～175μm，温度操控在50℃左右，反响时刻1h。在此条件下，溶液中Cu、Cd、Co、Fe等杂质均可被置换除掉，净化后液杂质元素含量(mg/L)：Cu 0.32、Pb 0.79、Co 0.02、Cd 0.68、Fe 1.3、As0.06、Sb 0.0。Cu净化率到达99.87％，一起Co净化率为96.15％，净化后液中Fe含量为1.3 mg/L， 到达净化要求。     （三）雾化分化     雾化分化在并流式离心喷雾枯燥器中进行，溶液通过蠕动泵泵入雾化器中，经高速离心效果，将机械能转化成细微雾滴的表面能，而且在极短的时刻内完结蒸腾、水蒸腾、碱式碳酸锌的分出及分化进程。溶液的黏度及表面张力对雾化起阻止效果，其首要由物料的性质及组成操控。     雾化热解进程在人口温度为340℃，出口温度180℃以上，雾化转速为400n/s，进料速度为60mL/min;料液浓度为100g/L的条件下进行，产品进行SEM分析，成果如图5所示。从图5可看出，大部分为长度不大于2μm的针状物，其为前期跟着气蒸腾而分出的碱式碳酸锌，通过水分蒸腾枯燥分化而得的氧化锌。还有少部分为未彻底分化的前躯体，为表面润滑的实心球体。这是因为物料在枯燥器内与执风并行活动，目在枯燥器内只逗留20～30s，热风温度跟着水分的蒸腾直线下降，在出口温度仅能到达180℃左右，低于碱式碳酸锌的分化温度，所以有部分不能分化。图5  雾化分化粉体的SEM图     （四）煅烧     锻烧在马弗炉中进行，温度设定为400℃，时刻1h。锻烧后的粉末XRD谱图与ZnO的XRD标准卡片（JCPDS）对照分析标明，煅烧后制备的氧化锌微粒与JCPDS标准卡片相符，这阐明得到了六方晶系结构的氧化锌粉体，衍射峰都很尖利，而且几乎没有杂质衍射峰，阐明结晶程度和纯度都较高。     锻烧后描摹及粒度经电镜分析，其成果如图6～7。如图6所示，其间大部分针状物的描摹、粒度都没有发作显着的改变，少部分发作聚会现象。从图7能够看出，前躯体中的球形碱式碳酸锌则生成蜂窝状，增大了其比表面积。图6  400℃煅烧后针状ZnO粉体的SEM图图7   400℃煅烧后蜂窝状ZnO粉体的SEM     三、定论     （一）在总浓度8 mol/L，液固比＝8∶1、NH3与NH4＋的比为2.5∶1，温度35℃、时刻1h的条件下，一段浸出液锌含量为54.34 g/L，浸出率为82.56％，两段浸出液进锌含量可到达97.62 g/L，平均可浸锌浸出率到达97%以上；     （二）在性条件下，Fe根本不会浸出，浸出液铁离子浓度仅为3.3 mg/L，净化液中Co的净化率到达96.15％；     （三）在进口温度为340℃，出口温度为 180℃，雾化转速400n/s，进料速度为60mL/min，料液浓度为100g/L的条件下进行为行雾化热解，能够得到长度不大于2μm的针状活性氧化锌。可是因为温度不行，有部分前躯体没有分化彻底，有必要进行煅烧处理；     （四）前驱体在马弗炉中400℃煅烧1h后，为蜂窝状氧化锌。

黄铁矾法作为有效的除铁方法在湿法炼锌厂的实践最具代表性。黄铁矾法的开发成功是在20世纪60年代中期，当时澳大利亚的电锌公司、挪威锌公司和西班牙阿斯图里亚那公司各自独立地开发了这项技术并几乎同时申请了专利。此后黄铁矾法迅速得到广泛应用，成为电解锌生产中主要的除铁技术，目前世界上至少有16家大型电解锌厂采用了此技术。现在用以除铁的黄铁矾法是将溶液pH值调到1.5且维持这一pH值，并在95℃左右加入一价阳离子从酸性硫酸盐溶液中沉淀黄铁矾。工业中最常用的一价阳离子是NH4＋和Na＋。黄铁矾沉淀后，溶液中铁的浓度一般降到1～5kg∕m3。 湿法炼锌中黄铁矾法典型的操作分3个基本步骤：中性浸出、热酸浸出和黄铁矾沉淀。在中性浸出阶段，酸性电解贫液被锌焙砂ZnO中和，得到含铁酸锌的渣和供电解沉积锌的中性硫酸锌溶液。铁酸锌渣在热酸浸出段用补克了硫酸的电解贫液造成的热酸中溶解，得到的含Zn和Fe的浸出液再在黄铁矾沉淀段处理，先用锌焙砂调整酸度，再加入硫酸铵或硫酸钠沉淀碱金属黄铁矾。沉铁后液返回中性浸出，黄铁矾渣则弃去。需要指出，沉淀黄铁矾时用作中和剂的锌焙砂中所含的铁酸锌将不溶解而进入铁矾渣中，因此新生成的黄铁矾渣不宜直接弃去，以免损失焙砂中和剂中未溶的铁酸锌。鉴于黄铁矾一旦生成则对酸相当稳定，实践上黄铁矾渣弃去前可在类似热酸浸出的条件下进行酸洗，溶解回收渣中残存的铁酸锌，而黄铁矾本身不致溶解。 黄铁矾法的3个基本步骤的具体操作条件及顺序在不同厂家不尽相同，但目的是相同的；最大限度地回收锌而不考虑少量的伴生元素如Pb和Ag。例如，铁酸锌的热酸浸出和黄铁矾的沉淀可以合而为一，即所谓转化法，其总反应如下：    （1） 该合并步骤的溶液然后可用新鲜焙砂中和，产出溶液供电解和渣返回循环。若精矿中含有较大量的Pb和Ag，则采用另外的流程，得到含Pb∕Ag的渣、黄铁矾沉淀和中性Zn电解液。这类流程中包含有一个预中和作业。在通常的黄铁矾流程中是用焙砂降低热酸浸出液的酸度，从而迅速而有效地沉淀黄铁矾。焙砂中存在的Zn2＋，Cd2＋，Cu2＋，Pb2＋和Ag进入黄铁矾而损失。在热酸浸出和黄铁矾沉淀作业之间引入一个预中和作业可以降低黄铁矾中的金属损失。在预中和作业中，溶液中的酸一部分被焙砂中和，所得的渣返回热酸浸出段溶解其中的Zn和Fe，而Pb和Ag留在铅－银渣中。部分中和过的溶液随后加入所需要的中和剂进行黄铁矾沉淀。 图1为集成的黄铁矾法流程示意图。它的设计中结合了各种黄铁矾法方案中的大多数改进环节。图1  集成黄铁矾法 除应用于湿法炼锌工业中外，黄铁矾法还在铜、镍、钴等金属提取中用作除铁工艺，尤其是在硫酸盐体系中。例如，在处理钴－铜精矿的阡比什（Chambishi）焙烧－浸出－电积法中，铜电积前的除铁就是采用黄钾铁矾沉铁。由于硫酸化焙烧本身提供了K＋离子，沉淀黄钾铁矾时无需外加高成本的硫酸钾。 黄铁矾法的优点是沉淀容易过滤，Zn，Cd和Cu在沉淀中的损失最少，可以同时控制硫酸根和碱金属离子，容易与各种湿法冶金流程结合。但它也有其自身的缺陷，例如：1）所用试剂成本较高；2）渣的体积较大，为1.4kg∕（m3·t），堆存占地较大；3）需要充分洗涤以除去吸附的有害环境或可供利用的金属；4）需要在控制条件下存放以免分解放出有害组分污染环境。通过热分解或水热分解将黄铁矾转化为赤铁矿供生产铁并将硫酸钠／硫酸铵循环至黄铁矾沉淀作业，可望克服这些缺点。

据全国锌盐协作组查询，国外氧化锌工业开展较为老练，近几年处于相对安稳的状况，1999年美国、日本、西欧的氧化锌消费量共582.3万吨，实践产值共466.5万吨。与国外构成显着对照的是，近几年我国汽车工业的快速开展，加上我国涂料工业的快速开展，使我国氧化锌的需求在逐年上升。估计到2005年，我国氧化锌仍将以6～8﹪的速度开展。据全国锌盐协作组2000年职业查询，现在我国氧化锌出产厂商为96家，2000年氧化锌实践产值30.63万吨。 国内外氧化锌出产工艺还是以直接法和直接法为主，少数以湿法工艺出产。而湿法工艺出产氧化锌中大部分是硫酸法工艺的产品，其很多副产品难以收回，环保问题不易处理；直接法氧化锌工艺以含氧化锌的质料经氧化复原直接产出氧化锌产品。该法受质料约束，质量不高，价格较低；直接法氧化锌出产工艺以冶炼提纯的金属锌为质料，经熔化、汽化、氧化出产出氧化锌。该法出产成本较高。法湿法工艺是现在国内氧化锌出产工艺的开展方向。且其产品简单完成多种类、多规格。可广泛用于橡胶、涂料、陶瓷、磁性材料等范畴。 南京铅锌银矿业公司经过以广西冶金研讨所协作研讨，以成功开发了法超细氧化锌新工艺及其产品。《法超细氧化锌新工艺及其产品》在2001年经过江苏省科技厅安排专家判定，并被南京市经委认定为高新技术产品。国内近年稀有家单位都在研讨类似工艺，咱们现在的水平在同行中处于先进水平。 法超细氧化锌新工艺，克服了硫酸法工艺环保问题难以处理的缺陷，它以氧化锌焙砂为质料，经脱硫、洗刷、浸出，除铜、铅、铁、锰；深度静化、水解、蒸、枯燥、煅烧，制得超细活性氧化锌产品。 与现有的各种氧化锌出产工艺比较，法超细氧化锌新工艺的优势： 1、出产成本低。直接法氧化锌与直接法氧化锌因为所用质料不同。所以出产成本也不一样。前者出产成本显着低于后者。直接法中法和酸法出产成本附近，法在质猜中能够调配运用低度氧化锌、锌灰、菱锌矿、锌烟尘，使出产成本更低。 2、产品活性高。氧化锌出产原理不同，制品的晶型也不一样，因而化学活性不同很大，法工艺出产的超细氧化锌，具有粒度细、比表面积大、晶型出现多孔的结构。因而，具有化学活性高的特色。 3、产品纯度高。因为法在出产中应用了多种净化办法，使得杂质金属含量降到最低。一起，也避免了酸法工艺的产品中硫酸根的残留问题。 4、产品种类多。直接法受工艺的约束，只要一种产品——直接氧化锌。而法经过微调工艺可出产出不同功能的氧化锌和锌盐产品。以满意用户不同的需求。习惯商场的广泛需求。 5、质料来历广。法工艺质料习惯性最广。锌焙砂、低度氧化锌、锌灰、菱锌矿等都能够作为法工艺的出产质料。在矿产资源越来越匮乏的今日，这是一个很大的优势。 6、环保有保证。法工艺的规划思维就是水、闭路循环。没有一般湿法出产水的污染问题。 别的，咱们经过调整某些工艺参数、流程工序，能够出产出粒径40～60nm的氧化锌。