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。

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试验目的是确定经济合理的选矿工艺流程，提供有关试验指标。    对该矿金精矿焙砂进行了回收铅的选矿试验。    焙砂矿中主要矿物为赤铁矿、石英、伊利石、少量黄铁矿、方铅矿及铜矿物等。原矿（焙砂）铅品位3.52%，TFe34.52%，S 1.96%、Cu 0.19%。    试验采用浮选法，经多方案试验无果。采用重选（摇床）试验结果，铅精矿品位18—20%以上，铅回收率26—27%以上。磁化焙烧磁选试验结果，铁精矿品位53.46%，铁回收率53.63%。    1、根据矿石（焙砂）性质的研究，试样中主要成份为赤铁矿、石英、伊利石、少量黄铁矿、方铅矿等。铅为本次试验主要回收矿物。由于铅的熔点较低（327℃），经高温焙烧脱硫的焙砂矿中的铅，不仅95%以上转变为氧化铅、铁转变为海绵铁，而且铅被熔化后很容易与海绵铁交结成固溶体（或胶体）状态，很难用浮选方法回收。    2、矿样（焙砂）经筛分，-500目（-0.03毫米）占60%以上，泥化现象严重，加之氧化铅和海绵铁与脉石互相包裹，这是影响重选回收率和品位不高的主要原因。    3、试验采用几种浮选方案均无效果。采用分级摇床，中矿再磨的重选方案。可获得铅品位18%以上，回收率26%以上的铅精矿。    4、考虑到该矿样含铁较高，在回收铅的效果欠佳情况下，采用磁化焙烧磁选回收铁的可能性进行了探讨试验。经多方案磁化焙烧磁选试验，在焙烧温度850℃、焙烧90分钟，加入20%的还原剂（煤粉）条件下，焙烧产品采用分级，粗粒级磨矿后分别磁选，可获得品位和回收率均为53%以上的铁精矿。由于矿石中含石英较高，石英与铁的关系密切，即使经过精选，也难以提高铁精矿品位。

河南某地金矿浮选尾砂由于金品位偏高，金在尾砂中损失较高，为了提高选别指标，减少金的损失，受河南灵宝冶炼厂的委托，西安天宙矿业科技开发有限责任公司在短期内对该尾砂进行了试验研究。根据委托方要求，尾砂 不磨矿直接摇床、浮选。通过试验获得金品位为13.85克/吨，回收率58.18的摇床金精矿，摇床金精矿再经浮选试验，获得品位为58.73克/吨，回收率为51.73的最终金精矿。     尾砂中主要金属矿物有金、铅、硫、锌等，脉石矿物主要有石英、长石，方解石、黄铁矿、褐铁矿等，尾砂金品位为1.28克/吨。

据《河南日报》报道，近日，一项可以提高废旧铝再加工塑性性能和力学性能的“废旧铝再生高强耐腐６０６３圆铸锭”技术研究，在长葛市取得突破。参加鉴定的省科委专家一致认为，该技术达到了国内领先水平。 　　 　　“废旧铝再生高强耐腐６０６３圆铸锭”技术由长葛市天润有色金属研究所自主研发，它运用创新的溶体纯净化和均质细晶化综合处理技术，使通过处理后获得的铝细晶铸坯的塑性性能和力学性能大幅提高，解决了优质铝合金的熔铸技术难题。据了解，用该技术生产的再生铝产品将打入以航天器材为主的高端科技市场领域，由此产生的废旧铝再生增值效益每年可达１０多亿元。

近日，河南省有色金属行业协会在郑州组织召开了关于在电解铝行业开展CDM（清洁发展机制）项目座谈会，伊川电力集团、中孚实业、焦作万方、神火集团、万基铝业和商电铝业6家重点电解铝生产企业的代表参加了会议。出席会议的还有MGM国际公司中国区域的3位专家。 　　“十一五”期间，河南省以铝为主的有色金属工业面临着巨大的节能减排任务。电解铝工业是高耗能、高污染行业，具有很大的减排发展空间。省有色金属行业协会通过与MGM国际公司充分协商，决定在郑州组织召开此次会议，旨在帮助河南省重点电解铝企业开展CDM项目，即PFC（炭氟化合物）减排。MGM国际公司是一家从事清洁发展机制项目的专业公司，此前已在阿根廷阿鲁尔铝业公司成功开展了PFC减排项目。MGM国际公司中国业务总监卢涛在会上做了专题报告，就MGM公司的专业领域、CDM项目在电解铝行业的实施情况以及企业在此项目的获益情况等作了详细阐述。 　　电解铝行业PFC减排是通过在电解槽安装新的自动控制系统软件，实现减少阳极效应产生PFC排放的目的。该项目主要是针对点式下料预焙槽，并要求有预焙槽的电流效率、阳极效应和铝产量的3年历史数据。进程控制软件的实施资金来源于清洁发展机制下的碳指标的销售，企业无需承担任何经济负担。企业只需提供相关资料和有关技术人员来配合该项工作的实施。一旦该项目在电解铝企业得到实施，电解铝企业将会得到环保和经济效益的双重收益。 　　经过激烈讨论和认真研讨，与会代表一致认为，该项目在电解铝行业的实施，不仅会给河南省电解铝企业带来经济和节能减排的双重收益，而且还有利于提高企业声誉和竞争力。而《京都议定书》的实效年限到2012年，也就是说目前在电解铝行业开展CDM对企业来说是难得的发展机遇。PFC减排对电解铝企业的规模、技术指标等都有一定要求，对单个企业来说实施起来有点困难。较理想的做法就是几个重点企业联合起来，共同开展此项业务。与会代表对于此项有利于企业发展的项目，表示全力支持。目前中国还没有任何一家电解铝企业开展此项业务，因此，河南将有望继电解铝产能、产量位居全国首位后，再次走向全国前列，率先成为在电解铝行业开展CDM项目的省份。

中铝河南分公司碳素分析技能开拓创新我国铝业河南分公司研究所成功研宣布碳素分析的备用技能“国产ＩＣＰ光谱法测定碳素微量元素”，填补了国内碳素分析范畴的一项空白，具有较高的推行价值。　　河南分公司碳素产品自１９９９年翻开美国商场以来，逐渐延伸出口链条，现已远销俄罗斯、伊朗等多个国家，年出口量达５万吨，接连３年居国内首位。　　因为以往选用“Ｓ４－Ｘ荧光光谱法”进行碳素分析，该设备自动化程度高，假如某个小部位出现问题，就会导致整个设备瘫痪，不只影响分析检测的接连性，并且形成巨大的经济损失。为此，该公司研究所建立科研小组，昼夜试验攻关，总算开宣布了用国产ＩＣＰ直读光谱法测定碳素制品中微量元素的新技能。　　碳素制品备用技能的成功开发，不光确保了该公司碳素制品分析检测作业的接连性，也为我国碳素制品拓荒国际商场奠定了坚实的根底。来历：中息网

中国地质调查局郑州矿产综合利用研究所科研人员近日利用磁分离技术，在河南卢氏夜长坪钼矿选矿技术方面取得重要突破。 通过研究，科研人员发现夜长坪钼矿首采区1#矿体并非单一矽卡岩型矿石，而是由1/3斑岩细脉和2/3矽卡岩大脉互相交错组成的混合矿体。其中，斑岩细脉中主要含硫化钼等硫化矿物，少见白钨等氧化矿物;矽卡岩中主要含白钨、氧化钨钼矿等氧化矿物，硫化钼少见。磁铁矿呈细粒、微细粒析出状赋存于以透灰石、白云石为主的矽卡岩中，钨矿物与这两种矿物密切共生。 工艺矿物学研究成果为选矿难题的突破打开了缺口。项目组人员在此基础上最终确定采用独特的选矿工艺流程和磁选装备，实现了斑岩和矽卡岩矿石的分离，解决了因矿石性质波动造成选别指标不稳定、大量脉石矿物严重干扰氧化矿浮选以及选矿工艺流程复杂等一系列技术难题。 河南卢氏夜长坪钼矿是我国东秦岭-大别山钼钨成矿带上的特大型钼矿床，同时伴生钨、铁和萤石，目前已探明钼金属储量44.45万吨，平均地质品位0.113%，钨金属量22.68万吨，平均地质品位0.073%。由于矿体埋藏较深、地质条件复杂、矿石中钼氧化率高、有用矿物嵌布粒度细、矿石中富含钙镁质碳酸盐脉石和严重影响钼钨浮选的脉石等难题，该矿采选难度均较大。此次磁分离技术的重要突破为实现选矿试验技术指标的根本突破、大力推动夜长坪钼矿的高效开发利用奠定了良好基础。

陈述称号：  河南灵宝大湖钼矿选冶实验研讨陈述陈述格局：  word完结时刻：  2007年3 发布人：    郭常青辅导专家：  黄开国  龚美菱项目负责人：段  珠陈述页数：  前语始共49页陈述简介： 前语： 受河南省灵宝市XXX托付，西安天宙矿业科技开发有限责任公司于2006年12月至2007年3月对灵宝市阳平镇大湖钼矿进行了选冶实验研讨，意图是为有用使用该矿产资源供给开始根据。 大湖钼矿属蚀变破碎带—细脉带型钼矿床。矿石成因归于变形结构有关的后成高、中、低温热液矿化成因。矿石类型分为二云母钾长石英片（麻）岩型含铜—钼矿石及二云母石英片（麻）岩型含铜—钼矿石。首要金属矿藏为：辉钼矿、磁黄铁矿、黄铜矿、黄铁矿、方铅矿、闪锌矿、钛磁铁矿、锆石等。首要脉石矿藏有：石英、长石、黑云母、白云母、绢云母、铁白云石、绿帘石、石墨等。 原矿档次：钼0.086%，铜0.012%，铅0.047%，锌0.027%，镍0.023%，金0.34g/t，碳0.92%。辉钼矿呈微细片状，粒径0.02～0.05mm。因为原矿含石墨较高，对浮选形成严峻影响。 实验选用选冶联合工艺，原矿在磨矿细度为-200目85%条件下进行全混合浮选，取得的混合粗精矿再磨至-500目87%，经四次精选，取得的混合钼精矿，钼档次16.04%，钼收回率86.42%；铜档次1.42%，铜收回率63.61%；铅档次3.82%，铅收回率59.87%；金7.52g/t。混合钼精矿再进行浸出（即化学选矿）实验，取得制品钼酸，钼的浸出率为95.45%～96.76%；浮选加浸出，钼的总收回率为83%。伴生金属铜浸出取得电铜，铜的浸出率91.81%～93.67%，浮选加浸出，铜的总收回率为58%。浸出后的酸浸渣中含铅5.45%，含金32.55g/t。伴生金属得到有用收回。 结语： 1、大湖钼矿首要金属矿藏有辉钼矿、黄铜矿、闪锌矿、方铅矿、黄铁矿、磁黄铁矿等。首要脉石矿藏为石英、长石、黑云母、白云母、绢云母、铁白云石、绿帘石、石墨等。 2、矿石类型为二云母钾长石英片麻岩型含铜—钼矿石及二云母石英片麻岩型含铜—钼矿石。矿石蚀变现象较严峻，如绢云母化、硅化、铁白云石化等。金属矿藏嵌布粒度较细，特别是辉钼矿呈微细片状，粒径为0.02～0.05mm，磨矿细度需到达-500目80%以上才干根本解离，不只选别困难，并且形成选矿工艺复杂化。 3、矿石中伴生金属铜、铅、锌、镍等硫化物含量达不到归纳收回档次，但浮选过程中得到富集，尤其是铜、铅、铁、硫大部分被富集到浮选钼精矿中。因为金属硫化矿共生亲近，细粒包裹严峻，别离难度大，选成钼精矿含杂高，这是影响钼精矿档次不高的重要原因之一。 4、原矿含碳（首要是石墨）0.92%，是钼含量的10倍以上。因为石墨可浮性与辉钼矿很附近，在浮选中很难按捺，虽经多计划脱碳实验，但难以凑效，终究钼精矿含碳仍达19%以上，这也 是影响钼精矿档次不高的重要原因之一。 5、原矿含SiO2高达60%以上，除石英外，含很多的黑云母、白云母和绢云母，虽用很多硅酸盐按捺，终究钼精矿含SiO2仍达10%左右，对钼精矿质量也有较大影响。 6、实验选用全混合浮选，经一粗四精，粗精矿再磨开路流程，取得钼精矿中钼档次16%，钼收回率86%; 铜档次1.42%，铜收回率63.61%；铅档次3.82%，铅收回率59.87%.钼精矿含碳19.69%，TFe 19.03%，S 24.7%，SiO2 9.72%。针对钼精矿含杂高的特色,对该矿石选用选—冶联合工艺,即对钼精矿进行浸出实验计划是合理的。 7、因为浮选过程中钼精矿产率很小，而要求精选次数较多，难以进行闭路实验，有待出产过程中进一步完成。 8、浮选钼精矿选用化学办法处理，钼浸出工艺为：钼精矿→氧化焙烧→浸出→氯化堆积钼→钼酸堆积（即制品钼酸）。钼的浸出率95.45%～96.76%。浮选加浸出，钼的总收回率为83%. 9、铜浸出工艺为：碱浸渣→硫酸溶液浸出→溶液萃取→电解堆积（获电铜），铜的浸出率91.81%～93.67%。浮选加浸出，铜的总收回率为58%. 10、浮选钼精矿含金7.52%g/t，含铅3.82%，浸出过程中85%～90%的铅进入到浸渣中，浸渣含铅5.45%，含金32.55%g/t，含铜0.15%，As 0.057%，已到达含铅金精矿的等第及杂质含量的标准，可作为制品金精矿或提取金、铅的质料。11、选—冶工艺实验，技术上老练牢靠，经济上合理，可供矿山开发使用钼矿资源及归纳收回作开始根据。

日前从洛阳新安电力集团获悉，由该集团万基铝业二分厂进行的铝灰回炉再利用技术改造，一举使铝灰这种过去的废物，变成了创造价值的宝贝。据悉，该项技术目前在国内尚属首创。  　　铝灰是铝锭铸造过程中产生的副产品。传统的生产工艺是铝液进入混合炉中，加入千分之三的除渣剂，搅拌后将铝灰扒入渣箱，分拣后将铝灰装包外卖。该车间在铝液不加入除渣剂的情况下，对铝灰成分进行了化验，结果发现其中８０％左右为氧化铝、１５％为铝、５％左右为杂质，这说明铝灰可以再次回电解车间进行加工利用。  　　由于不再往铝液中添加除渣剂，该分厂每年就可节约除渣剂５４０吨，价值１５０万元。同时，１８万吨电解铝一年可产生铝灰１５００吨左右，再利用后每外卖一吨，就可为企业增效１５００元，年增利可达２２５万元。

该金精矿中首要矿藏是：黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、石英;非必须矿藏有方铅矿、闪锌矿；少数矿藏有云母、方解石、炭质、褐铁矿等。    在显微镜下未看到金,分析其首要以超显微金存在；经过物相分析包裹金占了53.51 %,其间在硫化物中包裹金占36.75%，在碳酸盐及硅酸盐中的包裹金占到16.76%，使其惯例化回收率不会很高。   矿石中含0.22%的砷、0.281%的铋对化会有必定影响，碳含量为1.24%，主张今后做一下碳物相分析，查明各种碳所占份额，是否存在影响化的有机碳和石墨碳。    该金精矿中含有1.75%的铜、13%左右的磁黄铁矿，铜、磁黄铁矿在化进程中会耗费很多的及矿桨中的氧份。    经过化讨论实验，化浸出率为85.61%。    因为时刻和经费联系，本次化实验是在矿石性质不清的情况下进行的，别的化实验也仅仅进行了简略的化条件讨论,主张今后立项进行具体的化选矿实验研讨，将会给贵单位带来更大的经济效益。

河南某金矿属层控型矿床，该矿区地质构造复杂，褶皱、断裂发育，岩浆活动频繁强烈，受热液接触变质及交代作用，蚀变矿化普遍而强烈。远景储量可观。矿石嵌布以微细粒为主，主要以裂隙金、包体金、粒间金的形式分布在黄铁矿、毒砂等金属矿物中。黄铁矿和毒砂是金的主要载体矿物。矿石类型主要为黄铁矿型和石英白云石黄铁矿蚀变岩型。按矿石中矿物的相对含量来说，矿石中的金属矿物以硫化物为主，黄铁矿占绝对优势，其次为毒砂。通过选矿多方案试验研究，采用粗磨—混合浮选—再磨—金硫分离的工艺，取得的试验指标为金精矿产率12.42%，金品位55.2g/t，金回收率80.56%，其中含硫51.52%，含砷1.68%。 一、矿石性质 （一）矿石类型与矿物组成 矿石自然类型为黄铁矿型和石英、白云石黄铁矿蚀变岩型。矿石的结构主要为次生交代结构、结晶粒状结构、鳞片粒状变晶结构。矿石的构造有褶皱构造、块状构造、条带状构造、浸染状构造等。矿石中主要矿物组成及含量见表1。 表1  矿石中主要矿物成分相对含量(%)（二）矿石化学组成 原矿化学分析结果见表2，铁物相分析结果表3。 表2  原矿化学多项分析结果(%)表3  原矿中铁元素的物相分析结果(%)（三）矿石中主要矿物特征 自然金、银金矿的粒度一般在0.1～0.005mm之间，与金属硫化物共生关系密切，主要以裂隙金、包体金、粒间金的形式分布在黄铁矿、毒砂等金属矿物或脉石矿物中。 黄铁矿是矿石中含量最多的金属矿物，也是矿石中主要的金属硫化物之一，约占矿物总量的36%。黄铁矿主要呈自形、半自形晶粒状产出，部分呈他形晶粒状产出，立方体自形晶黄铁矿常见。粒度粗细不均，最大粒度2～5mm，细粒黄铁矿5～10μm。一般粒度分布在0.07～2mm之间。大于0.074mm的约占86%，0.074mm以下仅占14%。受构造作用影响黄铁矿裂隙较发育，自然金、银金矿往往嵌布在黄铁矿的裂隙中。黄铁矿与金矿物密切嵌生，是金的主要载体矿物之一。 毒砂是矿石中的主要含砷矿物，呈自形、半自形晶或他形晶粒状产出。柱状、菱柱状自形晶常见。毒砂粒度粗细不均，粗粒可达1～3mm，细粒为10～20μm，一般粒度为0.1～2mm。毒砂与黄铁矿、自然金、银金矿、方铅矿以及石英、碳酸盐等脉石矿物密切伴生，常呈自形或半自形晶粒状被包裹在较粗的黄铁矿中，也有些与黄铁矿连生嵌布在脉石中，或在脉石中独立产出。毒砂也是矿石中的主要载金矿物之一。脉石矿物以石英为主，常常充填在黄铁矿的裂隙中，或交代黄铁矿构成“文象”结构。见有少量的微细粒金矿物被包裹在石英中。石英的粒度一般为0.03～1mm。石英、绢云母、白云母以碳酸盐矿物与黄铁矿、毒砂等金属矿物密切共生，形成浸染状、条带状矿石。 二、选矿试验研究 （一）工艺流程的选择 矿石中金的主要载体矿物是黄铁矿和毒砂，且金与黄铁矿及毒砂关系密切，金的嵌布特性表明金嵌布粒度微细，以裂隙金、包体金和粒间金为主。根据原矿性质及我们多年对金矿的研究经验，曾拟订过三种方案：一是优先重选；二是石灰抑硫浮金试验研究；三是先混合浮选，再磨后金硫分离试验研究。但第一种方案虽说精矿有一定的富集，但回收率较低，并存在大量中矿，尾矿中含金2～3g/t，又不能丢弃；第二种方案浮选指标较底，硫的回收还需进一步活化，石灰量大了，金也会受到强烈抑制，且技术经济指标不理想；试验结果表明，第三种方案切实可行，技术经济指标较为合理，因此对该方案进行了详细试验。 （二）混合浮选试验 混合浮选试验的目的是在一段粗磨的条件下，初步将金富集，并抛除大量尾矿。 混合浮选进行了调整剂种类及用量试验、磨矿细度试验及捕收剂用量试验等，在这基础上确定混合浮选最佳工艺条件，推荐工艺流程及条件见图1，其试验结果见表4。 表4  混合浮选闭路试验结果(%)图1  混合浮选推荐工艺流程 （三）混合浮选精矿金硫分离试验 虽然金硫混合浮选试验金精矿回收率高，但金品位较低。从原矿鉴定可知，矿石中金的原生嵌布粒度以微细粒金为主，因此只有通过再磨使金得以进一步解离，抑制硫矿物浮选富集金精矿，这样可以提高金精矿的品位。混合精矿金硫分离试验工艺流程及条件见图2。图2  精矿金硫分离试验工艺流程及条件 试验采用的样品为混合浮选闭路试验制取的粗精矿。分别进行了石灰抑硫用量试验，捕收剂条件试验及磨矿细度试验。 1、金硫分离抑制剂试验 经试验确定，采用有效而廉价的石灰作抑制剂。固定条件：磨矿细度－320目86%，一段浮选、二段扫选药剂用量相同，丁基黄药10g/t，2号油10g/t。试验结果见图3。图3  金硫分离抑制剂试验结果 试验表明，采用石灰可有效地抑制硫，综合金的品位和金的回收率，适宜的石灰用量(对原矿)为1kg/t。 2、混合粗精矿金硫分离磨矿细度试验试验(结果见图4)表明，通过再磨可使金进一步解离，从而有利于浮选提高金精矿的品位，降低了硫中的含金量。综合金的品位和金的回收率，试验适宜的磨矿细度为－320目占86%。图4  混合粗精矿金硫分离磨矿细度试验结果 3、混合粗精矿金硫分离捕收剂种类及用量试验 试验固定条件：CaO用量(对原矿)1kg/t，磨矿细度－320目86%。其它条件及结果见表5。 表5  混合粗精矿金硫分离捕收剂种类及用量试验结果试验表明，采用混合药剂虽然选择性好一些，但捕收能力较弱，金的回收率较低。而丁铵黑药的价格也较昂贵，因此采用单一捕收剂丁黄药即可，只需添加少量就可有效地实现金硫分选。 4、混合浮选金硫分离综合条件试验 试验最终综合工艺流程及条件如图5所示。最终得到产率为12.42%、品位为55.20g/t的金精矿，金回收率为80.56%。其中含硫51.52%，含砷1.68%。图5  混合浮选—金硫分离最终工艺流程及条件 三、结语 1、采用混合浮选—混精再磨—金硫分离的工艺是处理此种高硫含砷的含金难选矿石较为适用的处理办法。 2、采用一次粗选、两次扫选、一次精选的闭路混合浮选试验，可以从含Au 8.45g/t，含S高达20.5%，含As 1.94%的矿石中，获得产率为43.20%，含Au 18.82g/t，含As 3.94%，金回收率达到95.59%的混合精矿；经过再磨，金硫分离工艺，可以获得产率为产率12.42%，金品位55.2g/t，回收率80.56%的金精矿，其中含硫51.52%，含砷1.68%。 3、对高硫含砷难选金矿石试验得到的金精矿经冶金浸金试验，金的浸出率大于95%，因此该工艺对该矿的合理开发利用具有一定的指导作用。 4、经过选矿试验多方案比较，粗磨—混合浮选—再磨—金硫分离的工艺处理该矿取得了理想的指标，并且该工艺具有流程简单、易于操作以及适应性强等特点，工艺流程合理可行。

陈述称号：  河南某地公鸡山铁-锌矿石选矿实验研讨陈述陈述格局：  word完结时刻：  2007年10 发布人：    郭常青辅导专家：  龚美菱  黄开国  谷忠祥项目负责人：段   珠陈述页数：  前语始共52页 前语：    受河南卢氏县尧禹矿业有限公司托付，西安天宙矿业开发有限责任公司于2007年8月6日至10月，对卢氏杜关镇瑶峪村木盆沟铁锌矿进行选矿实验研讨。意图是为该矿石的开发利用及选矿厂改扩建供给技术资料。    该矿属受二长花岗斑岩触摸告知热液含磁铁—铅锌—钼铜矿床。矿石性质较杂乱，含矿品种较多。夕卡岩化囲岩为碳酸盐岩经岩浆岩触摸告知和热液矿化作用构成。首要金属矿藏为磁铁矿、黄铁矿、铁闪锌矿、黄铜矿、磁黄铁矿、赤褐铁矿、含乳浊状黄铜矿的闪锌矿等等。脉石矿藏有：钾长石、石英、蒙托石、绿帘石、方解石、蛇纹石、透辉石、角闪石、榍石等等。原矿含Zn 1.20%、Fe 15.32%、S 4.10%、Cu 0.11%、SiO2 32.50%、MgO 17.11%、CaO 7.80%。    实验选用浮选—磁选准则工艺流程。浮选选用三种工艺流程计划：1.先硫后锌优先浮选工艺流程；2.先锌后硫优先浮选工艺流程；3.锌硫混合浮选—锌硫别离工艺流程。为了进步锌精矿和铁精矿档次，还进行了锌精矿磁选除铁，铁精矿脱硫实验。选矿实验成果见表1。 锌铁矿选矿实验成果      表1流程计划产品称号产率（%）档次（%）收回率（%）ZnFeSZnFeS先硫后锌优先浮选流程锌精矿 硫精矿 铁精矿1.19 4.60 13.2534.02 1.98 0.08911.20 23.46 61.0025.16 35.39 0.6452.74 7.60 0.971.56 7.51 52.88516.19 42.37 6.09先锌后硫优先浮选流程锌精矿 硫精矿 铁精矿2.88 2.98 13.2532.15 0.80 0.08911.05 27.64 61.0025.07 23.41 0.6473.20 1.88 0.972.20 5.40 52.8517.61 17.17 6.09混合浮选—锌硫别离流程锌精矿 硫精矿 铁精矿2.33 8.33 13.2540.54 1.32 0.08911.40 33.70 61.0027.66 30.89 0.6476.93 8.89 0.971.67 18.25 52.8516.77 65.68 6.09[next]   结语：      （一）、河南卢氏公鸡山锌铁矿属受二长花岗斑岩触摸告知热液含磁铁-铅锌-钼铜矿床。矿石中金属矿藏品种较多，矿石性质较杂乱，嵌布关系密切。首要金属矿藏有磁铁矿、黄铁矿、铁闪锌矿、黄铜矿、磁黄铁矿、赤褐铁矿、含乳浊状黄铜矿的闪锌矿、方铅矿、辉钼矿等。首要脉石矿藏为钾长石、石英、橄榄石、透闪石、蛇蚊石、方解石、角闪石、磷灰石、白云岩、蒙托石、缘帘石、榍石等。    （二）、矿石中的锌矿藏为铁闪锌矿，色彩暗褐至黑。其间FeS与ZnS的比值都在1：5～1：2。因为矿藏自身含铁（>10%），不只下降了锌矿藏的可浮性，并且使锌精矿档次受到影响。这是锌精矿档次不高的原因之一。    （三）、矿石中的磁黄铁矿占全铁的5％左右，其间Fe和S的比值改变较大，Fe5S6~Fe16S17，磁黄铁矿的可浮性也随原子比率S/Fe的添加而加强，也就是说，S越高的磁黄铁矿可浮性越好，在浮选过程中不只很简略进入锌精矿中，并且因为磁性凝聚和磁性吸附，使细粒磁铁矿吸附于磁黄铁矿表面，从而使锌精矿含铁遍及都达20％左右。对锌精矿进行铁物相分析成果阐明，含锌30％左右的锌精矿中磁黄铁矿占全铁的9％，磁铁矿占全铁的54％。矿石的这种特性是构成锌精矿档次不高的另一首要原因。    （四）、矿石中的磁黄铁矿还有另一个特性，Fe越高的磁黄铁矿可浮性越差，而磁性越强，在磁选过程中很简略被选入铁精矿，对铁精矿质量构成很大影响，这也正是下降铁精矿含硫的首要困难地点。甚至在磨矿细度-320目95％以上条件下，选用多计划浮选脱硫仍难以下降铁精矿中硫含量。铁精矿铁物相分析成果阐明，铁精矿中的硫首要是磁黄铁矿，对铁精矿进行高温焙烧后，含硫仍有0.6-0.8％左右。这部分硫很可能与磁铁矿构成类质同象或固溶体。    （五）、实验选用三种浮选工艺流程，（1）、先硫后锌优先浮选流程；（2）、先锌后硫优先浮选流程；（3）、锌硫混合浮选-锌硫别离流程。三种工艺流程均进行了闭路实验，以锌、铁为主归纳收回了硫铁矿，到达充分利用矿产资源的意图。    （六）、因为矿石性质较杂乱、锌硫、锌铁、硫铁、以及锌铜别离难度大。三种工艺流程以混合浮选-锌硫别离流程结构较简略，药剂耗费少，选别目标较抱负，有利于工业生产。    （七）、原矿铁物相分析成果阐明，矿石中的铁首要为磁性铁，但不可收回的铁占全铁含量的40％以上，也就是说，只要对折左右的铁可收回，因而，铁的收回率不可能超越60％。    （八）、锌硫混合浮选选用31#黑药作捕收剂有利于收回闪锌矿；混合精矿的脱药选用活性炭也是一个重要环节；锌硫别离作业参加10g/t的与石灰合作增强对硫铁矿的按捺也是有用的。尽管有毒性，但用量很少，对环境不会构成太大损害。硫酸铜（CuSO4）对锌硫别离作用影响较显着，应严格控制用量。    （九）、锌精矿磁选脱铁实验对进步锌精矿档次以及下降锌精矿中铁含量是有用的，能够将锌精矿档次由磁选的35％左右进步到磁选后的40％，锌精矿中铁含量也由磁选前的16％下降到磁选后的11％左右，锌的总收回率到达76％以上。   （十）、本次实验选用的流程计划及取得的技术目标为该矿开发利用及现场改扩建进步了牢靠技术资料，与国表里同类型矿石比较，选别目标较好，除锌、铁得到有用收回外，还归纳收回了硫铁矿。从下降选矿本钱的视点动身，主张选用混合浮选-锌硫别离工艺流程是适合。

陈述称号：  河南嵩县佛泉寺钼矿矿石可选性实验研讨陈述 陈述格局：  word完结时刻：  2007年1 发布人：    郭常青辅导专家：  黄开国  龚美菱项目负责人：李锡会陈述页数：  前语始共38页陈述简介： 前语： 西安天宙矿业科技开发有限公司受河南嵩县XXX钼矿托付，对其钼矿进行浮选实验研讨。2006年11月8日收到实验样品后，随即进行了配矿、岩矿判定、物理化学性质测定及实验研讨。因为该矿石归于部份氧化的硫化钼矿石，并含有碳、铅、铜等有害杂质，给实验带来必定难度。实验人员针对矿石特色，进行了一系列实验研讨工作，取得了较好的实验效果，详细目标为： 硫化矿部分，钼的回收率为83.49%； 加上部分氧化钼，钼回收率为85.18%； 加上悉数氧化钼，钼回收率为86.87%。 钼粗精中，钼的回收率为72.05%。 钼精矿档次，焙烧前为含钼38.69%；焙烧后为含钼44.93%，含银24.1克/吨。 铅粗精档次为含铅28.59%，回收率占总铅含量的30%左右。含银135克/吨， 实验研讨陈述为矿山引荐了工艺流程，对矿山往后出产提出了某些主张，矿山能够在往后的出产中酌情采用。 结语： 河南嵩县XXX钼矿送来的实验矿样，归于部份氧化的硫化钼矿石，并含有碳、铅、铜等有害杂质。虽经岩矿判定，根本归于硫化钼矿石，但物相分析效果和浮选实验发现，该矿石有部分氧化，与岩矿判定效果不尽一致。分析原因，可能是光薄片数量少或氧化钼矿藏在光薄片中不易发现的原因。 针对矿石特色，实验人员进行了一系列工艺条件实验，取得了较好的实验作用，详细目标为： 硫化矿部分（计算到中矿3），钼的回收率为83.49%；加上部分氧化钼（计算到氧化钼精矿），钼回收率为85.18%；加上悉数氧化钼（计算到氧化钼尾矿），钼回收率为86.87%。 钼粗精中，钼的回收率为72.05%。 钼精矿档次，焙烧前为含钼38.69%；焙烧后为含钼44.93%，含银24.1克/吨。 铅粗精档次为含铅28.59%，含银135克/吨，回收率占总铅的30%左右。 氧化钼的浮选及钼、碳的有用别离，是国内外选矿范畴的技能难题，在本次实验中得到了部份处理。 根据实验效果，提出以下主张，供矿山往后出产中酌情采用： 1.本矿以出产钼精粉为主，不该苛求铅的档次和回收率，否则会影响主产品钼精矿的含铅超支。 2.在出产中进一步探究钼、铅的恰当别离点，既要使钼精矿含铅不超支，又能够使铅粗精的档次高一些。引荐流程中铅的精选作业可酌情处理，假如很难到达铅的合格档次，能够不设。 3.引荐流程中氧化钼精选尾矿含钼0.04%，约占回收率的1.69%，因其产率很大，返到前面作业，会贫化其档次，也会形成中矿过大。因而，主张将这部分作为第二尾矿弃去。 4.因为有部分氧化钼存在，致使回收率不能大幅进步，致使实验中火油用量稍大。出产中可考虑在浮选硫化钼时，恰当下降火油的用量，到达硫化钼上浮即可。 5.在出产中持续探究氧化钼的高效浮选药剂，以期取得更高的钼回收率。本实验陈述，可供该钼矿地质点评及建厂设计时参阅。

近日，河南永登铝业有限公司与乌克兰国家冶金科学院合作建设的“矿热炉生产高纯硅项目”被列入引进外国智力专项计划；该项目是河南永登铝业继去年“低品位铝矿资源综合利用项目”之后，又一次获得国家级项目支持。 　　河南永登铝业自成立以来，始终以“科技永登”为战略定位，坚持走自主创新与产学研相结合之路，在科技研发中大力投入，成果丰硕。3年来，公司共申报国家专利23项，河南省科技成果5项，郑州市科技成果5项；先后有5个项目被列入国家重点或省重点项目，已获得各级政府引智专项资助资金70余万元。同时公司通过引智实现了产业升级，从铝硅合金生产扩展到了高纯硅、铝合金铸造、再生铝开发等领域，初步建立了公司自己的核心技术体系。而与乌克兰国家冶金科学院联合开发电热法生产铝硅合金项目至今，公司在引智与项目开发方面已投入资金约4000万元。 　　高纯硅项目是永登铝业为延伸工业硅—铝硅合金—铸造铝合金的产业链条，与乌克兰国家冶金科学院合作建设的高技术国际合作项目，该项目按照综合利用、节能减排的设计思路，利用国际先进技术，直接在大型矿热炉内制取金属硅，并通过独特的工艺，直接实现硅的提纯，得到适合多晶硅使用的高纯硅。该项目流程短、能耗物耗低，所生产的高纯硅一方面可以与公司铝硅合金生产线结合，直接配制高品质铸造铝硅合金；另一方面可以与本地多晶硅企业联合，完成上下游产业链的衔接，是永登铝业在电热法生产铝硅合金基础上，进一步开发的更具市场优势的高技术项目。目前，该项目已完成设备改造，正在进行分步试车，计划7~8月份完成1#炉启动，年底前可实现稳定生产。

近日，河南科技大学在济源市投资兴建耐高温耐磨损的复合轧辊（环）项目。据介绍，该项目已获国家专利，具有自主知识产权。 　　该项目以生产具有优质耐高温耐磨性的复合轧辊（环）和相关耐磨材料及其制品为主，由河南科技大学投资兴建，总投资８００万元，占地３８７８平方米，总建筑面积２７００平方米。项目获国家专利，拥有自主知识产权，其制作工艺在国内外都处于领先地位，市场竞争力强。目前，该项目已开工建设，预计年底可投产运营。

被列为国家重大产业技术开发专项计划、长期困扰电解铝生产的世界性难题——铝电解系列不停电停开槽技术，22日在河南中孚实业股份有限公司通过了专家鉴定。在因高耗能而被称为“电老虎”的电解铝行业，这项技术的推广将有效减少能耗、延长设备寿命，同时可减少大量的废弃物和有害气体排放。    22日，这项技术通过了由中国有色金属工业协会、河南省发改委、省科技厅联合组织，国内行业一流专家包括三名中国工程院院士组成的专家组鉴定。专家鉴定委员会主任、中国有色金属工业协会会长康义代表专家组评价认为，这项技术是自主创新的先进技术，整体技术达到了国际领先水平，同时节能技术效果好，经济和社会效益显著，具有广泛的推广应用前景。    中国是电解铝生产大国，电解铝工业是典型的高耗能工业，一吨电解铝平均耗电达1.5万度，能耗问题一直是制约这个行业发展的重大问题。另一方面，电解铝生产受技术条件制约，在检修一台电解槽，使其停止或启动时，必须对全系列200台到300台电解槽进行停电。这个短时停电过程不仅造成能耗的大幅增加，增加有害气体排放等，而且大负荷的波动对于生产设备、发电设备和电网安全会带来较严重的危害。    因此，不停电短路操作技术成为困扰世界电解铝工业多年的重大技术难题，美、法、德等国的电解铝巨头都曾长期致力于这项技术的研发。2005年，这项课题被列入国家重大产业技术开发专项计划，由河南中孚实业、华中科技大学、郑州中实赛尔科技有限公司等单位联合承担研发，经过艰苦攻关后终于成功。    记者采访了解到，这个项目拥有自主知识产权，目前已经申报了七项国家专利，其中发明专利2项。以目前拥有18.5万吨电解铝产能的中孚实业公司为例，这项技术的推广每年可节电1000多万度，减少自备电厂燃油消耗3000多吨，综合经济效益每年可达3000万元。    根据专家测算，这个项目的产业化将产生显著的社会经济效益。对有25万吨生产能力的铝电合一企业而言，每年可节电1000多万度、增产铝锭3600多吨、减少自备电厂燃料重油3000多吨，并可大幅度提高发电、生产设备寿命，减少污染。

河南某金矿石为赋存于花岗斑岩、花岗片癖岩中的硫化矿石，因为金的嵌布粒度极细，并且部分载金黄铁矿受蚀变及部分风化的影响而被氧化成褐铁矿，因而属难处理金矿石。本研讨别离对该矿石进行浮选实验及全泥化浸出实验，寻求合理开发利用该矿石的途径。 一、矿石性质 河南某金矿石金属矿藏首要有黄铁矿、磁铁矿、褐铁矿、赤铁矿等，脉石矿藏首要是长石、石英、绿泥石、方解石等。原矿化学多元素分析成果见表1。 表1  原矿化学多元素分析成果    %注：Au，Ag的含量单位为g／t。 矿石中的金首要有3种存在方式：一是以天然金、银金矿方式存在的可见金，这部分金粒度遍及较细，并沿矿石缝洞充填或与其他碎屑矿藏一同散布在蚀变硅酸盐中；二是以载体方式存在于黄铁矿、褐铁矿中；三是存在于脉石中，这部分金含量较少，首要以微细粒脉石包裹金和连生体方式存在。金的散布和平衡计算成果见表2。 表2  金的散布和平衡计算成果可见，该矿石具有金档次低、黄铁矿含量较高、部分载金硫化物被氧化成褐铁矿，以及金嵌布粒度极细(二、浮选实验 （一）粗选条件实验 按图1流程进行粗选条件实验。图1  粗选条件实验流程 1、浮选磨矿细度实验 天然金和载金矿藏的有用单体解离是确保精矿质量和金收回率的基本条件。依据相关文献和经历，按图1流程，在调整剂为碳酸钠1 000 g/t，捕收剂为丁黄药100g/t+丁铵黑药30 g/t的条件下，调查不同磨矿细度对浮选目标的影响，实验成果见表3。 表3  浮选磨矿细度实验成果    %注：Au档次单位为g／t。 从表3可知：跟着磨矿细度变细，粗精矿产率显着上升，尾矿档次随之下降；粗精矿收回率开端进步较多，但当磨矿细度超越- 200目80%后，进步不显着，这是因为磨矿细度过细，矿石泥化严峻，影响浮选作用。因而，断定磨矿细度为- 0.074 mm占80%。 2、调整剂品种及用量实验 矿浆的天然pH值约为6，为弱酸性。因为矿石中大部分金散布在黄铁矿中和以天然金方式存在，故应在中性或偏碱性介质中进行捕收。碳酸钠不只能够调理矿浆的pH值，一起对硫化矿藏具有必定的活化作用，并能涣散矿泥和改进矿化作用。因而，按图1流程，在磨矿细度为-0.074 mm占80%，捕收剂为丁黄药100 g/t+丁铵黑药30 g/t的条件下，调查了碳酸钠作调整剂时对浮选目标的影响。实验成果见表4。 表4  碳酸钠用量实验成果从表4可知：增加适量碳酸钠，浮选目标有所进步。跟着碳酸钠用量的增加，粗精矿收回率有所上升，尾矿档次下降；但当碳酸钠用量超越1000g／t后，粗精矿收回率进步有限。因而，选取粗选碳酸钠用量为1000g/t。 实验成果标明，选用碳酸钠可有用涣散矿泥，并对硫化矿藏有必定的活化作用，然后得到了较好的浮选目标。但考虑到碳酸钠比石灰贵许多，因而，比照了选用石灰作调整剂的浮选作用。实验成果见表5。 表5  石灰与碳酸钠比照实验成果表5标明，选用石灰调理pH值时，浮选泡沫层变薄，泡沫量大为削减，粗精矿产率和收回率显着下降。因而，断定选用碳酸钠作调整剂。 3、捕收剂品种和用量实验 按图1流程，在磨矿细度为-0. 074 mm占80%，调整剂为碳酸钠1 000 g/t的条件下，调查捕收剂品种和用量对浮选目标的影响，实验成果见表6。 表6  捕收剂品种和用量实验成果从实验成果可知：丁黄药和丁铵黑药组合具有较好的捕收作用。跟着丁黄药和丁铵黑药组合药剂用量增加，粗选收回率进步，但在丁黄药+丁铵黑药用量到达100 +30 g/t后，粗精矿收回率不再有显着进步。因而，断定以丁黄药+丁铵黑药组合为捕收剂，其粗选用量为100 +30 g/t。 （二）扫选用量实验 鉴于原矿中有部分黄铁矿被氧化成胶黄铁矿和褐铁矿，一起为防止易浮黄铁矿遭到按捺以及不影响精选时的精矿档次，考虑在扫选时增加适量来进步金收回率。按图2流程进行扫选用量实验，实验成果见表7。图2  扫选用量实验流程 表7  扫选用量实验成果从实验成果可知：在扫选增加200 g/t时，中矿收回率有所进步；持续增加用量，扫选目标反而变差。因而，选取扫选增加量为200 g/t。 （三）闭路实验 在前面条件实验的基础上，按图3流程进行闭路实验，实验成果见表8。图3  闭路实验流程 表8  闭路实验成果表8成果标明，在最佳的工艺条件下，浮选所得精矿的金档次仅为18.72 g/t，目标不抱负，这是因为黄铁矿含量高，金富集程度比较低导致的。因而，有必要进一步研讨全泥化浸出工艺对金的收回作用。 三、原矿全泥化浸出实验 别离调查了磨矿细度、用量和化浸出时刻等首要工艺条件对金浸出率的影响。 （一）化浸出磨矿细度实验 在矿浆液固比为2∶1，用维护将矿浆pH值控制在11.5左右，NaCN用量为5 kg/t，充气拌和浸出24 h的条件下，调查磨矿细度对金浸出率的影响，实验成果见表9。 表9  化浸出磨矿细度实验成果从实验成果看，跟着磨矿细度变细，金浸出率不断进步。尽管磨矿细度为-0.045 mm占97 010时金浸出率可达88. 89%，但与-0.074 mm占90%的磨矿细度比较，将大大增加磨矿本钱加大。因而，归纳考虑，断定磨矿细度为-0.074 mm占90%。 （二）维护用量实验 在化过程中，参加必定量的碱可防止水解，进步利用率，但碱度过高会下降金的溶解速度，因而，调查了维护的用量对金浸出率的影响。实验条件为磨矿细度-0.074mm占90%，矿浆液固比2∶1，增加量5 kg/t，浸出时刻24 h，实验成果见表10。 表10  维护用量实验成果实验成果标明，在维护用量为4 kg/t时，金浸出率较高，石灰用量过高和过低都会影响浸出率。因而，选取维护用量为4 kg/t，相应的矿浆pH值为11.5。 （三）用量及浸出时刻实验 在磨矿细度为-0.074 mm占90%，矿浆液固为2∶1，加石灰调浆5h使矿浆pH值稳定在11.5右的条件下，调查初始浓度及浸出时刻对金浸出率的影响。实验成果见表11。 表11  用量及浸出时刻实验成果从实验成果可知，当增加1kg/t、化浸出72 h时，金的浸出率与增加2 kg/t、化浸出24 h时的浸出率相同，均为81. 11%，而前者耗费量仅为0. 64 kg/t，后者耗费量达1.08kg/t。因而，经过选用较低的浓度和延伸化浸出时刻，可在不影响浸出率的情况下削减耗费。 四、定论 （一）河南某金矿石中部分黄铁矿被氧化成褐铁矿，金首要以显微和超显微状况存在于黄铁矿、褐铁矿及脉石中，偶然见有10μm左右的显微可见金，属难处理金矿石。 （二）在工艺矿藏学研讨的基础上，对该矿石进行了较翔实的浮选实验，选用一粗二精二扫闭路流程，得到的工艺目标为精矿金档次18.72 g/t，金收回率72. 55%。 （三）全泥化浸出实验成果标明，选用较低的浓度和延伸化浸出时刻，可降削减的耗费。在磨矿细度为-0.074mm占90%，矿浆液固比为2∶1，加石灰调浆5h使矿浆pH值稳定在11.5左右的条件下，增加1 kg/t化浸出72h，金浸出率为81.11%。 （四）经过比照可知，对河南某金矿石选用浮选工艺，得到的金精矿技术目标较低，而选用全泥化浸出工艺可得到较好的浸出作用，因而引荐选用全泥化浸出工艺处理该矿石。

近日，中国铝业股份有限公司河南分公司在氧化铝工业创新实践中取得的七项科技成果在河南郑州通过了中国有色金属工业协会组织的行业鉴定。鉴定的七项科技成果分别为： 　　1、管道化溶出后增浓技术产业化 　　2、碳素冶金焦收尘粉加湿排放技术 　　3、球磨机节能降噪自寻优智能控制系统 　　4、热电厂135MW抽凝式汽轮发电机组电气计算机监控系统 　　5、熔盐炉燃烧控制系统优化 　　6、选矿厂综合智能控制系统 　　7、氧化铝生产回用中水技术研究 　　“管道化溶出后增浓技术产业化”项目将管道化溶出系统与后增浓溶出技术相结合，实现了一套溶出系统同时处理两种矿石的生产工艺，使管道化溶出的产能提高20%左右。“碳素冶金焦收尘粉加湿排放技术”实现了焙烧炉收尘粉在排放和运输过程中的零扬尘，解决了多年来困扰碳素企业的焙烧厂房粉尘污染难题。“球磨机节能降噪自寻优智能控制系统”项目针对球磨机噪音大、给料量不稳定、风门调节困难的问题，开发了球磨机节能降噪自寻优智能控制技术，实现了球磨机的给料量、风门的同步调节以及运行状态的监控。“热电厂135MW抽凝式汽轮发电机组电气计算机监控系统”项目将计算机网络控制技术全面覆盖到发电机励磁调节系统、低压变配电系统、直流系统，实现了电厂电气系统计算机全面监控。“熔盐炉燃烧控制系统优化”项目提出了具有自修正功能的燃烧控制曲线，提高了熔盐炉的热效率，节约能源，并能直观而集中地显示画面和运行参数，专家诊断系统给出较为准确的判断。“选矿厂综合智能控制系统”项目实现了选矿工艺全流程实时检测、控制和管理。“氧化铝生产回用中水技术研究”项目对中水用于氧化铝生产过程中的设备冷却、氢氧化铝洗涤等进行了试验研究，将城市污水经适当处理后回用于氧化铝生产，降低了新水用量。 　　与会专家一致认为，鉴定的七项科技成果都是河南分公司针对氧化铝工业生产中存在的技术难题而研发的，针对性强，运行稳定，效果明显，并且产生了良好的经济效益和社会效益。七项科技成果在我国铝工业有积极的借鉴作用和广阔的推广应用前景。

河南栾川某钼矿属斑状花岗岩型，浮选钼后的尾矿中还含有白钨矿和其他非金属矿，用磁－重流程再选，获得品位71.25%、回收率98.47%的钨精矿；再选钨后的尾矿中主要含钾长石和石英，它们分别占尾矿量的40%和33%，矿物质地很纯，经脱泥后，在酸性介质中采用优先浮选工艺（见图1）处理浮选尾矿，选出产 率为45%的长石精矿和产率为33%的石英精矿，再分别采用磁选除铁后作玻璃和陶瓷原料。                    图1  长石、石英分选流程       美国克莱马克斯钼矿选钼后的尾矿含WO30.03%，用螺旋选矿机预富集，精矿再浮选脱硫，摇床精选，获得含WO340%～50%及72%的两种钨精矿，使之不仅是世界六大钼矿之一，而且也成为美国第二大钨矿。

中铝河南分公司研究所获中国实验室国家认可证书近日，中国实验室国家认可委员会向中铝河南分公司研究所颁发了《中国实验室国家认可委员会认可证书》，认为公司研究所检测和校准的重熔用铝锭、氧化铝、氢氧化铝、冰晶石、铝土矿、金属镓及烟煤、无烟煤等19项产品的169个参数，符合CNAL／AC0.1：2002《检测和校准实验室认可准则》（等同ISO／IEC17025《检测和校准实验室能力的基本要求》）。该证书的取得，意味着河南分公司研究所已经具备了按国际认可标准开展分析检测的技术能力，这对该公司突破国际铝产品市场技术壁垒具有重大意义。

该矿石中含锌、硫、铜、铅、磁铁矿，该矿是一多金属硫化矿。目前该矿厂已建成日处理700吨左右的选矿厂，选矿工艺流程为：浮选选锌、浮选尾矿磁选选铁。    由于原矿含铜，硫已够综合回收品位，现选矿厂生产工艺流程没有综合回收工艺，故选矿厂选出的锌精矿品位含锌精矿品位含锌38~42%左右。锌精矿含钼6~15%，远远超出国家规定锌精矿质量标准，锌精矿含杂超标，不但企业受损、而且造成矿产资源的浪费。    2005年11月，本公司受委托解决该矿生产出锌精矿不合格问题，在试验过程中，工作人员发现该矿中含有铜，可值得综合回收。于是，我们重点进行了原矿中铜的综合回收试验研究，并要求杨家湾铁锌矿再次送样。    2006年2月开始，天宙公司对2006年2月底和2006年3月底两次送来的试验样进行了详细可选性试验研究，现已基本弄清了该矿石特性，矿石中含可溶性铜盐、镉盐，活化了硫化物，因而使全混合浮选硫化物再分离变得十分困难。只有充分利用矿物自然可浮性的差异才能获得满意试验结果。    本次试验做了两方案对比：一、全混合浮选；二、优先浮选、两种工艺流程试验指标如下：   （一）、全混合浮选工艺流程所获指标    锌精矿含锌42.48%，含铜6.78%，锌回收率92.35%。   （二）、优先浮选工艺流程所获指标    铜精矿含铜17.63%、含锌8.09%、铜回收率70.76%。锌精矿含锌44.61%、含铜1.40%、锌回收率85.24%。    采用优先浮选工艺流程，锌精矿达到了质量标准，同时综合回收了伴生铜矿物，试验指标较为理想，为现厂改造提供了参考依据。

高压交流变频调速技术是20世纪90年代迅速发展起来的一种新型电力传动调速技术,主要用于交流电动机的变频调速,其技术和性能胜过其他任何调速方式。变频调速以其显著的节能效益,高准确的调速精度,宽泛的调速范围,完善的电力电子保护功能以及易于实现的自动通信功能,得到认可。另外在运行安全可靠、安装使用、维修维护等方面也给用户带来了极大的便利,使之成为国内外企业采用电机节能方式的优选。          　　中铝河南分公司积极推广应用这一先进调速技术,在氧化铝一厂3#熟料窑南北排烟机、热力厂9#锅炉甲乙引风机电机上采用高压交流变频调速技术,经过半年的运行,高压变频调速技术在氧化铝行业应用项目目前在河南分公司获得成功,取得了良好的应用效果,并于日前交工验收。          　　该项目于2006年7月份开工建设,采用ABB公司ACS800系列变频器,2006年11月份分别在热力厂9#锅炉甲乙侧引风机电机和氧化铝一厂3#熟料窑南北排烟机电机成功应用。根据目前设备的实际运行情况,设备进行变频改造后9#锅炉引风机年节电量为62万kW·h/台,熟料窑6#、7#排烟机预计年节电量为95万kW·h/台。同时由于引风机的运行转速显著降低,可产生一定的经济效益,如延长设备使用寿命和设备的检修周期,降低设备维修费用等。截止到目前,变频调控设备运行良好,有效地保护了电机,满足了工艺生产调节风量和烟量的需要,起到了显著的节能效果,与应用前采用的风门调节风量和烟量模式相比,节电率达到30%。          　　该项目属国内首次在氧化铝行业锅炉引风机和熟料窑排烟机上应用高压变频技术进行节能改造的项目,具有重要的示范效应,同时具有良好的推广应用价值。随着变频器在河南分公司用量不断增加,高压交流变频调速技术在电机的保护和节能方面发挥了积极的作用,为河南分公司节能降耗、实现又好又快发展创造了条件。

河南是我国重要的钼矿基地，钼矿产中伴生丰厚的低档次白钨矿。因为曩昔很长一段时刻在选矿方面只单一重视钼的收回，很多白钨当尾矿丢掉。为合理开发利用矿产资源，受河南某公司的托付，对该公司的尾矿进行归纳收回钼和白钨的可选性实验研讨。经过实验断定了先浮辉钼矿再浮白钨矿的计划，并获得了较好的工艺目标。 一、试样性质与流程计划 （一）试样性质 试样采自河南某浮选尾矿。试样多元素化学分析成果列表1。分析成果标明：试样中钨和钼为主要收回金属，钨以白钨矿为主，钼以辉钼矿为主。钨、钼含量已到达收回的档次要求。而其他有价元素均未到达归纳收回的档次要求。 （二）流程计划与工艺断定 试样化学分析标明矿石中有价收回元素是钨和钼，与白钨矿、辉钼矿共生的矿藏主要是硅酸盐矿藏。白钨矿与辉钼矿嵌布不亲近，辉钼矿嵌布粒度较细，因而断定选用试料再磨、优先浮钼、常温条件下浮选白钨的工艺。 二、实验成果与分析 （一）全浮脱硫和钼浮选实验 实验选用实验室型XMQФ240mm×90mm锥形球磨机，XFD系列的单槽式和挂槽式浮选机，浮选试剂均运用工业试剂，其间水玻璃模数为2.8。试样经碎筛混匀后装袋，单元试样质量3㎏，磨矿细度为-0.074mm占70%，是由条件实验断定的。试样含硫化矿藏较少，辉钼矿的浮游性显着优于其他硫化矿藏，因而选用了混浮硫化矿-混精再磨-选钼的准则计划。钼精选运用水玻璃+组合药方，实验断定两者的配比为l∶5，组合剂用量实验成果见图1，实验流程见图2。精选实验标明，组合剂用量在720g/t时精选5次可获含Mo47.63%、收回率达57.52%的钼精矿。而单一运用作精选按捺剂时作用显着欠安，且泡沫粘稠，中矿循环量较大，阐明有水玻璃的辅佐对辉钼矿的精选有利，但用量不宜过大，不然会对钼矿藏发生按捺。 （二）白钨浮选实验成果与分析 1、白钨浮选捕收剂用量实验 白钨粗选在用Na2CO3调浆到pH9.5左右，水玻璃作按捺剂，其用量为4.0kg/t，731氧化白腊皂作捕收剂的条件下，进行了捕收剂731氧化白腊皂的用量实验。实验流程见图3，成果见表2。实验标明，在731氧化白腊皂的用量为270g/t时可获得含WO38.01%、收回率为81.72%的白钨粗精矿。2、白钨粗选按捺剂用量实验 选用惯例药剂即以碳酸钠为调整剂，水玻璃为脉石按捺剂，它们的用量实验别离见图4、图5。单要素实验标明，不管碳酸钠仍是水玻璃在实验用量范围内，它们对钨收回率影响较大，而随用量增大钨粗精矿档次有较显着的改变。一般以为碳酸钠与水玻璃共用时存在着协同效应，于是以碳酸钠用量1200g/t、水玻璃用量3000g/t为中心点进行析因调优实验，成果发现当碳酸钠用量l000g/t、水玻璃用量3500g/t时选别目标更优，可获得含WO39.21%、收回率为83.68%的白钨粗精矿。3、白钨常温精选实验 常温条件下的白钨精选关键在于强化按捺剂的选择性，改进泡沫矿化，削减中矿循环负荷。一般选用水玻璃作为按捺剂，其工艺关键在于浓浆调浆，稀浆浮选，调浆时应有满足的拌和时刻和强度。白钨精选的流程见图2。精选实验中，跟着水玻璃用量的增大，白钨的档次不断进步，但收回率也随之下降。当精选水玻璃用量为1000g/t后白钨的档次进步不大，此刻粗选泡沫产品经一次空白精选、四次精选可获含WO359.75%、收回率60.38%的白钨精矿。 （三）闭路实验成果 因为原矿档次低，浮选所获选矿产品产率小，而钼、钨精矿一般均需屡次精选，为进步实验准确性，闭路实验选用8L浮选机进行全浮脱硫和白钨浮选的粗、扫选，单元试样质量3㎏。闭路实验的工艺流程见图2，实验成果见表3。三、结语 （一）某钼矿浮选尾矿中钼主要以辉钼矿方式存在，因为辉钼矿具有天然可浮性好的特色，因而，只需钼单体解离或暴露出部分表面就可以被捕收上浮。钨因为以细粒嵌布为主且与脉石嵌布较亲近，很难与脉石别离。因而本实验的难点在白钨精矿档次的进步。白钨精选的关键是调浆工艺。在恰当的水玻璃模数下，浓浆调药、满足的拌和时刻是白钨精选获得合格精矿的根底。本实验断定的模数为2.8。 （二）该尾矿中含Mo0.05%，含WO30.112%，且钼主要以辉钼矿方式存在，钨主要以白钨矿方式存在，脉石以钠长石、石英和方解石为主。因而该尾矿具有较好的开发利用价值。 （三）)经过钼一粗一扫五精，尾矿再选白钨，白钨一粗一扫五精的实验流程得到钼精矿档次48.50%、收回率57.06%，白钨精矿含WO356.45%、收回率为69.74%的目标。该工艺流程结构简略，工艺老练，便于操作使用。

中色科技四台设备获河南省高新技术产品证书经河南省科技厅组织的专家审查，中色科技股份有限公司的“高精度铝及铝合金单机架双卷取四辊可逆热轧机组”、“高精度全液压四辊铜带冷轧机组”、“2-450mm水平式双流铜带坯连铸机组”和“铝带箔拉弯矫直机组”等四台设备，不久前被批准为高新技术产品并获得证书。该高新技术产品证书有效期5年。

中铝河南分公司掌握氧化铝熟料窑低挥发份煤燃烧新技术　　中铝河南分公司氧化铝熟料窑低挥发份煤燃烧新技术近日获河南省科技进步二等奖。据河南省科学技术厅组织专家评审，此项技术在国内外属首创，填补了国内外的技术空白，处于国际领先水平，在国内外氧化铝、水泥等冶炼行业具有极高的推广应用价值。 　　氧化铝熟料窑以往采用单风道燃烧器，由于其仅适用于高挥发份煤作为燃料，使生产成本居高不下，不利于节能降耗。为此，中铝河南分公司针对低挥发份煤的燃烧特性和氧化铝熟料窑的工艺特点，开发了适用于燃烧低挥发份煤的四风道燃烧器，并对煤粉制备系统进行了改造，成功解决了熟料窑烧结温度范围窄、变化快、波动大、控制难等问题，同时解决了低挥发份煤着火点高、燃尽时间长等难点。 　　此项技术在中铝河南分公司氧化铝熟料窑应用以来，不仅适用于低挥发份煤，而且也适用于烟煤和混烧挥发份不同的煤种，熟料窑煤粉燃烧系统升温过程加快，火焰形状调整灵活，热工制度稳定，提高了能源利用效率，使熟料窑的产能、运转率均有所提高，消耗明显降低，吨煤成本降低７０－１００元，年创经济效益１５００万元以上。

中铝河南分公司电解厂用新办法发动新电解槽获得成功近来，我国铝业河南分公司电解厂选用提早抬极距、用冰晶石的替代品作为填充料等新办法发动新电解槽获得成功。选用此办法可比曩昔节电１０００多千瓦时，下降费用近２万元。　　曩昔发动新电解槽选用的办法在焙烧阶段很难到达预期温度，给后期的灌铝作业带来必定困难。因槽温低，电解质脏，经常会呈现不灭效应，不只糟蹋原材料，并且不利于安全出产。新的发动办法可使电解槽很快挨近发动温度，电解槽非正常期办理时刻可由本来的８小时缩短至５小时，不光节省了原材料，提高了出产功率和安全系数，减轻了职工的劳动强度，并且为往后的优质高产奠定了坚实的根底。来历：中息网

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。