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。

矿区位于柞水县东南小岭乡。矿床属于海相沉积型或沉积变质型菱铁矿矿床。    矿区出露地层为中泥盆统青石垭组海相粘土质碎屑-碳酸盐岩含铁建造，具有明显的复理石韵律特征。含矿岩系底部为绿泥绢云千枚岩互层，上部为硅质板岩、砂质板岩夹砂岩。含矿岩系总厚度500m左右，岩性以千枚岩为主，次为变质砂岩和碳酸盐岩夹硅质、砂质板岩。区内已知铁矿体17个，重晶石矿体5个，铜矿体2个。按铁矿体形态、产状和矿物共生组合分为：层状菱铁矿矿体、层状重晶石磁铁矿矿体和脉状磁铁矿矿体。以层状菱铁矿体为主要矿体，储量占99%。    层状菱铁矿矿体主要产于含矿岩系中部层位，延伸较稳定，产状与围岩一致。有两层主要矿体，其中6号矿体长1850m，最大斜深1370m,平均厚26.6m，最大厚133m;7号矿体长2000m,最大斜深870m,平均厚51m，最大厚181m。    金属矿物主要为菱铁矿（占铁矿物量的70%～75%）。次为磁铁矿，常见穆磁铁矿、镜铁矿、黄铁矿、褐铁矿。矿石结构以变余砂状、鳞片状花岗变晶结构为主。矿石构造以条带状为主，其次为致密块状和浸染状。    已探明铁矿石储量（A+B+C+D级）30203万t，其中A+B+C级26560万t。共生铜金属1.4万t，重晶石矿石量986万t。矿石品位：TFe 28%,S 1.4%,P 0.04%。铜 0.29%～1.05%，BaSO441.2%。    该矿尚未开发利用。

我国钒矿资源丰富，首要矿种为钒钛磁铁矿。跟着钒的商场报价上涨，碳页岩类钒矿以及硅质钒矿也得到充沛的运用。提钒工艺中的钠化焙烧因为严峻污染环境，现已被制止运用，选用无钠化焙烧提钒是提钒工艺开展的方向。我国幅员辽阔，矿石性质杂乱，针对矿石性质研讨其工艺及参数是成功提钒的中心。本文针对陕西某碳硅质钒矿的特色，详细研讨其焙烧－浸上班艺，并完结萃取、沉钒、煅烧工艺，实验取得杰出的作用。 一、矿藏分析及化学组成 对该矿的矿藏分析成果表明，该矿的首要矿藏组成为，玉髓、石英、黏土矿类，少数长石，褐铁矿，赤铁矿，方解石。钒首要赋存于黏土矿，可能以高岭土、伊石为主。X－射线很难准确分辩各矿藏详细钒含量。物相分析成果表明，钒首要以Ⅴ（Ⅲ）类质同象方式置换6次配位的三价铝存在于硅铝酸盐矿藏占9.38%。其间氧化铁以及黏土矿藏中钒占32.81%，云母类型矿藏中钒占61.72%，电气石及石榴石中钒占5.47%。钒的嵌布粒度纤细，散布多样。原矿化学分析成果见表1。 表1  原矿化学成分分析成果  %元素V2O5FeOFe2O3MnOK2ONa2OMgOCaOCCu含量1.160.932.620.0050.520.0712.140.701.080.005元素PhBiNiMoSAl2O3P2O5SiO2水分烧失含量0.0050.0050.0260.0280.202.920.4854.570.328.30 二、焙烧－浸上班工艺研讨 碳硅质钒矿常用的焙烧－浸上班艺有三种，即酸浸、碱浸、水浸。实验别离进行了三种提钒计划比照。 （一）酸浸、碱浸与水浸实验计划比照 1、酸浸 酸浸包含直接酸浸、焙烧酸浸，实验比照了不同条件下两种计划对浸出成果的影响。参阅有关材料实验基本参数设定为：磨矿细度为－74μm 71.5%、制粒Φ8～20mm、焙烧时刻2h、温度850℃、含有少数氧化剂的酸用量为原矿样12%、浸出液固比1.2∶1、浸出时刻12h、温度85～90℃。其成果见表2. 表2  不同酸浸计划实验成果  %实验 序号浸出 渣率渣含 V2O5渣计 V2O5 浸出率补白1930.8922.64直接酸浸2971.091.19加10%H2O2直接酸浸3940.5353.44加2%NaClO3直接酸浸4980.7530.53加5%石灰制粒焙烧后酸浸5970.08592.49空白焙烧后酸浸 实验成果表明：（1）直接酸浸钒的浸出率只要22.64%，通过在浸上班艺中参加不同氧化剂可对钒的价态发生很大影响，参加2%NaClO3钒的浸出率能够到达53.44%，可能是NaClO3的参加使得贱价钒很多转化为高价钒易于浸出，而不能转化的钒大多以三价存在；H2O2的参加导致钒浸出成果变差，其原因有待进一步研讨。 （2）焙烧－酸浸实验做了两种工艺研讨，钙化焙烧条件下钒的浸出率为30.53%。相比较直接酸浸钒浸出率有所提高，但作用不显着，空白焙烧后酸浸条件下，钒的浸出率到达92.49%，空白焙烧－酸浸工艺成果较好。 2、碱浸与水浸 碱浸常选用钙化焙烧，即在焙烧工艺中参加氧化钙。浸出在碳酸盐碱液中进行，构成碳酸钙沉积和钒酸钠盐。实验选用的浸液为10%碳酸钠溶液；水浸选用空白焙烧。其它条件同酸浸，成果见表3. 表3  碱浸与水浸实验成果  %实验 序号浸出 渣率渣含 V2O5渣计 V2O5 浸出率补白6990.7827.01加5%氧化钙焙烧碱浸7990.7627.26加10%氧化钙焙烧碱浸8970.2577.91空白焙烧水浸 实验成果表明，该矿空白焙烧－水浸条件下浸出率到达77.91%，浸出成果显着优于碱浸工艺。 通过三种焙烧－浸上班艺实验比照能够看出，该碳硅质钒矿选用空白焙烧直接酸浸和水浸都能够到达满足的浸出作用，虽然水浸有助于消除铁、镁等杂质，但考虑到酸浸浸出率高于水浸大约15%，实验选用空白焙烧－酸浸计划经济作用更优。 （二）工艺条件研讨 1、焙烧温度影响 在提钒工艺中，钒矿的焙烧温度一般在750～900℃，实验选取焙烧温度规模为650～950℃，其成果见图1。图1  焙烧温度对浸出率的影响 从图1能够看出该矿最佳焙烧温度为800℃，温度较低时，贱价钒氧化不充沛；温度超越800℃时，浸出率下降是因为部分熟料被烧结，使得钒浸出难度加大。 2、焙烧时刻影响 焙烧时刻挑选为1、1.5、2h，其成果见图2。图2  焙烧时刻对浸出率的影响 从图2能够看出，最佳焙烧时刻为1.6h，时刻过长时不只添加能耗，还导致烧结的发生。 3、磨矿细度的影响 磨矿细度选取：－74μm 50%、60%70%、80%做曲线，成果见图3。图3  磨矿细度对浸出率的影响 从图3能够看出，磨矿细度对浸出率影响很大，跟着细度的加大，浸出率增大，当－74μm到达70%时，浸出率不再增大，最佳磨矿细度为－74μm 70%。 4、酸用量对浸出率的影响 实验选取含氧化剂的浓硫酸掺量值为4%、6%、8%、12%做曲线，实验成果见图4。图4  硫酸用量对浸出率的影响 从图4能够看出，酸用量为6%，钒的浸出率到达94.03%，用量为12%时，浸出率为94.39%，添加值不大，从经济和浸出目标考虑，硫酸最佳用量为6%。 5、浸出温度影响 浸出温度实验成果见图5。图5  浸出温度对浸出率的影响 从图5能够看出，该矿在常温30℃，浸出作用杰出，浸出率为93.36%，60℃，浸出率最大为95.30%。从工艺、能耗和浸出率三方面考虑，一般常温即可。 三、萃取－沉钒－煅烧工艺研讨 萃取选用磷酸、磷酸酯及火油，反萃取选用1.5M的浓硫酸，两段萃取－反萃取后萃取率可到达97.69%，萃取段数少，萃取作用显着；沉钒时参加调理pH氧化沉钒，沉钒率到达98.28%；进行1～3h煅烧即可取得五氧化二钒终究产品。 四、定论 （一）该钒矿矿石成分简略，首要以SiO2为主，钒大部分赋存在黏土矿中，杂质含量低。因而，焙烧－浸出及除杂工艺相对简略。 （二）该钒矿能够选用空白焙烧－常温酸浸及空白焙烧－水浸工艺，但前者浸出率更高。空白焙烧－酸浸无污染，其最佳工艺参数为：焙烧温度800℃，焙烧时刻1.6h，磨矿细度－74μm 70%，最佳浸出酸用量6%。在此工艺及参数下，浸出率为93.36%。 （三）通过空白焙烧－酸浸、萃取－沉钒－煅烧提钒，终究的钒回收率大于74%，五氧化二钒档次大于98%，契合产品标准。

陕西某金矿矿石为典型的含砷金属硫化物矿石，为结构蚀变岩型，金含量较高，档次达3.37g/t，属易选矿石。 1矿石性质1.1矿藏组成该金矿矿石中有价元素为金，首要以天然金方法存在;其他金属矿藏首要为黄铁矿，以及少数的钛铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿等，没有经济价值;非金属矿藏品种较多，首要有斜长石、绿泥石、海泡石、橄榄石、白云母、黑云母及石英等。原矿首要化学成分分析效果见表1.表1原矿首要化学成分分析效果成分含量成分烧失含量注：Au、Ag的含量单位为g/t.1.2金的矿藏特征矿石中金的赋存状况以黄铁矿裂隙金为主，其次以氧化残留的露出金存在，脉石包裹金较少。显微镜下发现的5粒天然金粒度小于0.状。金物相分析标明，暴露及半暴露金占原矿总金的86%，其他为硅酸盐、碳酸盐、硫化物、赤褐铁矿包裹金。包裹金是影响金收回率的重要原因。矿石中金的物相分析效果见表2.表2金物相分析效果相名暴露半暴露金硫化物包裹金硅酸盐包裹金碳酸盐包裹金赤、褐铁矿包裹金总金散布率/%王琳(1988―)，男，工程师，710054西安市雁塔区西影路178号。2选矿实验研讨因为金的首要载体矿藏黄铁矿合适浮选工艺收回，且浮选法合适收回脉金矿石中粒度小于0.1mm天然金，特别对硫化物载体金、包裹金收回效果较好。因而，本实验选用浮选法收回金。 2.1磨矿细度实验为了获得较高的金收回率和较低的磨矿本钱，首要进行了合适磨矿细度的挑选实验，实验流程见，碳酸钠1000g/t、硫酸铜500g/t、丁基黄药与丁铵黑药各80g/t、2油20g/t，实验效果见。 由能够看出，跟着磨矿细度进步，精矿金档次呈下降趋势、收回率呈上升趋势;当磨矿细度超越-0.074mm65%后，收回率上升不显着，但精矿档次下降依然显着。归纳考虑精矿目标和选矿出产中一段磨矿合适的细度，断定本次实验的磨矿细度为-0.2.2粗选碳酸钠用量实验在完结调整剂优选实验后，对最佳调整剂碳酸钠进行了粗选用量实验，实验流程见，磨矿产品细度为-0.074mm70%、硫酸铜500g/t、丁基黄药与丁铵黑药各80g/t、2油20g/t，实验效果见。 由能够看出，精矿的金收回率跟着碳酸钠用量的添加而缓慢上升;在碳酸钠用量添加到1000g/t前，精矿的金档次快速上升;进一步添加碳酸钠用量，精矿的金档次开端下降。因而，后续实验的碳酸钠粗选用量断定为1000g/t.2.3粗选硫酸铜用量实验硫酸铜是金矿石浮选中常用的活化剂，可进步载金矿藏浮选活性，加强矿藏表面与捕收剂效果，进而进步金档次、收回率。粗选硫酸铜用量实验流程见，磨矿产品细度为-0.074mm70%、碳酸钠1000g/t、丁基黄药与丁铵黑药各80g/t、2油20g/t，实验效果见。 ▲一金收回率;一金档次由能够看出，跟着硫酸铜用量添加，精矿的金档次和收回率出现程度不同的上升趋势。当硫酸铜用量大于500g/t时，精矿的金档次增速放缓、收回率简直不再上升。因而，后续实验的硫酸铜粗选用量断定为2.4粗选捕收剂用量实验经过捕收剂挑选实验，断定选用丁基黄药+丁铵黑药组合(质量比1：1)作为混合捕收剂，用量实验流程见，磨矿产品细度为-0.果见。 粗选捕收剂用量实验效果▲一金收回率;一金档次由能够看出，跟着组合捕收剂用量的添加，精矿中金档次小幅下降，但金收回率显着上升;当捕收剂用量超越160g/t，金收回率增加放缓，金档次降幅增速。因而，后续实验的组合捕收剂用量为2.5浮选闭路实验以条件实验效果为根据进行了2粗2精2扫浮选闭路流程实验，并对各作业药剂用量进行了恰当调整。实验流程见，实验效果见表3.闭路实验流程表3浮选闭路实验效果产品产率档次收回率精矿尾矿原矿注。Au、Ag的档次单位为g/t.由表3能够看出，在磨矿细度-0.074mm占70%的条件下，选用2粗2精2扫的单一浮选工艺，可获得金档次卯。66g/t、收回率(下转第127页)含现象显着，其间铅、铁、硅等元素互含杰出。铅及其氧化物含铁遍及，但铁的氧化物含铅量很少。硅酸盐矿藏中一起杂糅铅、铁2种元素，特别是铁元素较多，使硅酸盐矿藏带弱磁性，是影响铅收回率的主因。 2选矿工艺探究研讨35%、含铁21.34%，均以氧化物为主，只要很少数的硫化物，且渣样成分杂乱、铅嵌布粒度较细、元素互含率高、易过磨，与一般原生矿比较，铅档次虽高，但该类氧化铅的收回一直是选矿范畴的一个难点，国内外罕见效果0.但单一磁选均无法获得抱负的选矿目标是业界的一致，因而，将实验流程断定为重、浮联合流程。在开端选矿工艺研讨前，以工艺矿藏学研讨效果辅导完结了磨矿细度条件实验，得出-0.048mm占90%时，铅矿藏解离较充沛。 浮一重联合流程见，浮选药剂用量为666gA、为1000gA、水玻璃为3硫酸锌为5000g/t、h1和zh2各666g/t、松醇油113g/t，实验效果见表2.原矿调螫剂：：捕收剂f起泡剂摇床精矿浮选浮选精矿尾矿重一浮联合流程89.30%的金精矿。浮选尾矿金档次仍达0.373g/t，仍有下降空间，因而，应注重尾矿降金工艺的研讨。 3定论该金矿石的矿藏组成较简略，首要金属硫化物黄铁矿是金的首要载体，有价元素金首要以天然金的方法存在，粒度纤细，暴露及半暴露金占原矿总金的86%，合适浮选工艺收回金矿藏。 70%的条件下，选用2粗2精2扫的闭路浮选流程，表2重一浮联合流程实验效果称号产率Pb档次Pb收回率摇床精矿浮选精矿尾矿原矿从表2能够看出，重-浮联合流程处理该铅渣，可获得产率13.66%、铅档次42.32%、收回率55.85%的归纳精矿，到达铅精矿四级品标准。要进一步进步精矿质量和收回率，需进行体系的条件实验和闭路实验研讨。 3定论该鼓风炉铅渣性质杂乱，金属矿藏首要由天然铅、金属铅、磁铁矿等，非金属矿藏首要有硅铅钙铁矿、含铁铝钙硅酸盐。铅、铁互含显着，硅酸盐矿藏中杂糅铅、铁2种元素，嵌布方法多样，嵌布粒度归于微细嵌布。 经过选矿计划初探，选用重一浮联合流程收回铅，能获得产率13.66%、铅档次42.32%、收回率55. 85%的归纳铅精矿，经济技术目标较好。

陕西某贫铁矿石中金属矿物主要为磁铁矿、钛铁矿，其次为赤褐铁矿、黄铁矿、铝铬铁矿等。非金属矿物主要为蛇纹石，其次为辉石，此外有少量石英、碳酸盐矿物。磁铁矿为回收的主要目的矿物，粒度以-0.08mm为主。部分磁铁矿呈它形-半自形集合体，粒度范围为0.01～0.03mm，较细，而且又包裹有脉石矿物；部分磁铁矿与脉石矿物形成贫连生体，而脉石矿物多为片状、纤维状蛇纹石，难以磨碎。要使磁铁矿充分单体解离，该矿石必须细磨。本文采用“粗磨弱磁抛尾一磁性产品阶段磨矿阶段弱磁选流程”及“原矿预先弱磁抛尾一阶段磨矿阶段弱磁选流程”分别对该矿进行了选矿试验研究，并推荐后一流程选别该矿石。     一、矿石性质     对选矿试样进行了多元素分析、铁物相分析及矿物组成分析，结果分别见表1～表3。     由表1～表3可见，该矿石自然类型为蛇纹岩型铁矿石，其工业类型为混合矿石。矿石中的金属矿物为磁铁矿、钛铁矿，其次为赤褐铁矿、黄铁矿、铝铬铁矿等。非金属矿物主要为蛇纹石，其次为辉石，此外有量石英、碳酸盐矿物。矿石中最主要的有用矿物为铁矿，该磁铁矿粒级以－0.08mm为主，占57.99%。 表1  原矿多元索分析结果（质量分数）/%TFeAu1)Ag1)CuPbZnS19.700.274.500.00580.00970.0150.078AsMoCrK20Na20Ti02Ni0.0190.0030.560.1570.1851.380.152CoV205Si02A1203CaOMg0LOI0.0140.1428.602.442.0926.967.35     1）单位为g/t。 表2  原矿铁物相分析结果相名含量/%占有率/%磁性铁中铁15.1075.01赤褐铁矿中铁2.0510.18碳酸盐中铁0.432.14硅酸盐中铁2.3511.68硫化铁中铁0.200.99合计20.13100.00 表3  矿石矿物组成（质量分数）/%磁铁矿钛铁矿赤铁矿铝铬铁矿黄铁矿20～251～31～28～10少见蛇纹石辉石石英碳酸盐矿物50～60少见1少    部分磁铁矿呈它形-半自形粒状集合体，粒径小于0.01～0.03mm，这部分磁铁矿粒度细，又包裹有脉石矿物。为了提高铁精矿的质量，必须细磨才能使脉石与之充分解离。     部分磁铁矿与脉石矿物形成贫连生，而脉石矿物多为片状、纤维状的蛇纹石，蛇纹石不易磨碎。所以预测需多段磨矿、多段选别。     绝大部分磁铁矿中含有一定量的Ti，这部分磁铁矿平均含铁65%左右；另还有部分磁铁矿为铬磁铁矿，平均含铁53%左右，而且铬磁铁矿呈它形粒状和细粒状集合体，粒径0.01～0.3mm，部分以细粒状包裹于铝铬铁矿中，需细磨才能解离。     二、选矿试验     （一）粗磨弱磁抛尾-磁性产品阶段磨矿阶段弱磁选流程     1、磨矿粒度试验     磨矿粒度是决定选别指标的关键因素。只有将矿石磨细，使铁矿物得到较充分的单体解离，才能通过选别工艺将其与脉石矿物分离。试验采用湿式弱磁选机，在100mT的磁感应强度下进行磨矿粒度试验，补加水流量为100mL/s（以下同），结果见表4。 表4  粗选磨矿粒度对铁粗精矿指标的影响-0.074mm粒级含量/%产率/%品位/%回收率/%5036.2445.4081.916037.5543.6682.037036.5746.3082.968036.2246.3082.969034.9847.7382.62     由表4可知，随着物料被磨细，铁粗精矿TFe品位，回收率略有上升，考虑到粗精矿需要再磨，因此粗选磨矿粒度可以适当放粗。综合考虑，粗选选择-0.074mm粒级占60%为宜。试验结果也表明，磨矿粒度较粗时，尾矿产率大且铁的损失率低。因此，认为抛尾时的粒度还可以再粗，在后面的试验中要进行磨矿前的预先抛尾试验。     2、磁感应强度试验     物料磨至-0.074mm粒级占60%进行了磁感应强度试验，结果见表5。 表5  粗选磁感应强度对铁粗精矿指标的影响磁感应强度/mT产率/%品位/%回收率/%8033.4247.2079.4010033.8447.6081.3012035.8545.8082.3114037.1145.0082.84     由表5可知，随着磁感应强度增加，铁粗精矿TFe品位略呈下降趋势，回收率呈上升趋势，综合考虑品位和回收率，粗选磁感应强度选择100mT为宜。     3、精选再磨粒度及选别段数试验     粗精矿经一段再磨后分别进行精选一次与精选两次对比试验，磁感应强度为100mT，结果见表6和表7。 表6  精选一次时再磨粒度对铁精矿指标的影响-0.037mm粒级含量/%产率/%品位/%回收率/%6028.1656.8078.617026.9658.0377.528026.3059.9878.069026.3959.3777.50 表7  精选二次时再磨粒度对铁精矿指标的影响磨矿粒度产率/%品位/%回收率/%-0.037mm60%24.5058.9067.38-0.037mm70%22.3159.5061.74-0.037mm80%18.4361.3052.82-0.037mm90%21.1760.7059.61-0.030mm85%24.6862.0075.07-0.030mm90%24.1062.2374.19-0.030mm98%23.3162.6071.89     由表6和表7结果可知，随着物料被磨细，铁精矿TFe品位呈上升趋势。当磨矿粒度达到-0.037mm粒级占90%时，无论是精选一次还是精选两次，铁精矿TFe品位仍然难以达到62%；当磨至-0.037mm粒级占85%以上时，两次精选，铁精矿TFe品位大于62%。试验结果也表明，当一段再磨粒度为-0.037mm粒级占70%，精选一次后，可以抛弃12%左右的尾矿。综合考虑品位、回收率及磨矿成本，所以一段再磨粒度选择-0.037mm粒级占70%，精选一次为宜。     4、精选磁感应强度试验     固定一段再磨粒度为-0.037mm粒级占70%，精选一次，进行了磁感应强度试验，试验结果见表8。     由表8结果可知，随着磁感应强度增加，铁精矿TFe品位呈下降趋势、回收率呈上升趋势，综合考虑品位和回收率，精选一段磁感应强度选择70mT为宜。 表8   精选磁感应强度对铁精矿指标的影响磁感应强度/mT产率/%品位/%回收率/%5025.9858.2073.997028.1757.2079.229028.7656.6079.93     5、精选二段再磨粒度试验为确定精选二段再磨粒度，在磁感应强度为50mT条件下进行了精选二段试验，结果见表9。 表9   精选二段再磨粒度对铁精矿指标的影响-0.030mm粒级含量/%产率/%品位/%回收率/%8024.7461.4073.348525.3361.8076.449024.7162.2074.7698.3419.9864.0061.64     由表9可以看出，随着物料磨细，铁精矿TFe品位呈上升趋势。且当磨矿粒度达到-0.030mm粒级占90%时，铁精矿 TFe品位达到 62%。因此要得到品位大于62%的铁精矿产品，再磨粒度-0.030mm粒级含量应在90%以上。     6、磁感应强度试验     固定二段磨矿粒度为-0.030mm粒级占90%，进行了精选二段磁感应强度试验，结果见表10。 表10  精选二段磁感应强度对铁精矿指标的影响磁感应强度/mT产率/%品位/%回收率/%4018.9462.6058.785024.2062.2074.406025.0561.8075.89     由表10可知，随着磁感应强度增加，铁精矿TFe品位呈下降趋势。回收率呈上升趋势。在保证铁精矿TFe品位大于62%的前提下，精选二段磁感应强度选择50mT为宜。     7、综合条件平行试验     粗选磨矿粒度为-0.074mm粒级占60%，磁感应强度100mT，一段再磨粒度为-0.037mm粒级占70%，磁感应强度70mT，二段再磨粒度为-0.030mm粒级占90%，磁感应强度50mT，进行了综合平行试验，结果见表11。     表11结果表明，粗磨弱磁抛尾-两段再磨-两段再选的流程所选用的条件适宜，试验结果稳定。     （二）原矿预先弱磁抛尾-阶段磨矿阶段弱磁选流程     由于矿石中有用铁矿物含量仅为20%～25%，如能在磨矿前预先丢弃部分废石，适当提高入选品位，则可降低矿石处理成本。由于来样质量限制，分别对-2mm和-12mm两粒级的原矿进行了预先弱磁抛尾试验，将抛尾后的磁性产品再进行阶段磨矿磁选。 表 11  综合条件平行流程试验结果试验序号产品名称产率/%TFe品位/%TFe回收率/%l精矿24.4462.8074.73尾矿75.566.8725.27原矿100.0020.54100.002精矿24.1462.4074.44尾矿75.866.8225.56原矿100.0020.23100.003精矿24.6662.8074.90尾矿75.346.8925.10原矿100.0020.68100.00平均精矿24.4162.6874.69尾矿75.596.8625.31原矿100.0020.48100.00     按照图 1所示流程，分别对-2mm和-12mm原矿进行了预先抛尾-阶段磨矿-阶段磁选全流程试验，结果见表12。表12   原矿预先抛尾-阶段磨矿阶段磁选全流程试验结果原矿粒度/mm产品名称产率/%TFe品位/%TFe回收率/%2精矿24.2462.0672.76尾矿75.767.4427.24原矿100.0020.68100.0012精矿23.4162.9572.09尾矿76.597.4527.91原矿100.0020.44100.00     -2mm与-12mm弱磁预先抛尾-阶段磨矿阶段磁选两流程抛尾量分别为45.35%和22.67%，所得铁精矿指标相差不大。本次试验确定原矿抛尾粒度为-12mm。     （三）推荐流程    最终推荐的原则流程为：破碎至-12mm的原矿经磁滑轮预先抛尾，磁性产品阶段磨矿阶段湿式弱磁选数质量流程见图2。经预先抛尾-阶段磨矿-阶段磁选流程，可获得产率为23.41%、TFe品位为62.95%、回收率为72.09%的铁精矿。     三、结语     （一）陕西某贫铁矿石类型为蛇纹岩型铁矿石，磁性铁占75.01%，工业类型属混合矿石。该磁铁矿的粒度变化范围较大，但主要以-0.08mm细粒为主，占57.99%。部分粒度小于 0.01～0.03mm的细粒磁铁矿集合体不仅包裹脉石，而且与脉石贫连。主要脉石矿物蛇纹石本身呈纤维状、片状，在磨矿过程中不易磨碎，因此须采用多段再磨才能使磁铁矿充分解离。部分铬磁铁矿因含有Ti、Cr、Al、Mg、Mn，平均含铁只有53%左右；还有大部分磁铁矿含有Ti，平均含铁65%左右。这是导致铁精矿品位不高的主要原因。     （二）最终推荐流程为：-12mm原矿磁滑轮预先抛尾-阶段磨矿-阶段选别，所得铁精矿产率 23.41%，TFe品位为62.95%，TFe回收率为72.09%，其中MFe回收率为94.26%。

摘要  陕西省锰矿产资源丰厚、种类多、可选性好，具有很高的工业价值，易构成采、选及产品深加工的工业结构。本文树立了开发陕西省锰矿资源的系统规划模型、出资经济模型和出资目标的点评系统，针对现在存在的问题及出产现状提出了相应的对策。   要害词    锰矿资源     系统规划    出资经济    点评系统    模型 1 前语     矿产资源是现代人类赖以生存的重要物质，地球上矿产资源的储藏量是丰厚的、但又是有限的，人类在不断地挖掘运用资源，也在发现新的资源，从久远的战略高度，从国家和民族的久远利益动身，有方案的、合理的挖掘矿产资源，关于一些影响我国国民经济稳定开展的重要资源来说尤为重要。     跟着国民经济的迅速开展，我国85%～95%以上的动力、工业原材料来自矿产资源，但后备矿产资源严重不足，特别是联系到我国国民经济稳定开展的缺少资源如石油、铁矿、锰矿、铜矿、铬铁矿、硫铁矿、钾盐等。据统计，2000～2010年我国国民经济急需的45种矿产中将有1/4不能满意国民经济开展的需求，钾盐、铬铁矿、硫铁矿仅占总需求量的10%～30%，如表1所示。 表1   2000～2010年我国矿产资源供需情况    序号  矿产资源称号2005年供应占需求的份额2010年供应占需求的份额  供需联系产值需求量产值需求量1石油/×108t1.62.2～2.470%1.753～3.554%缩小2铁矿石/×108t2.54.556%2.45～5.546%缩小3锰矿石/×104t38067057%35075047%缩小4铬矿石/×104t2218412%15210～2307%缩小5铜/×104t5515037%62180～21032%缩小6硫铁矿/×104t21502400-260086%24503000-320079%缩小7钾/×104t10888012% 160012%缩小8铝/×104t435300满意 350-400满意 9镍/×104t5.5-64.76满意 6.25满意 10煤/×104t1312-13满意1716-18满意 11锌/×104t140105满意 130～140满意 12钨/×104t4.51.3满意 1.5满意 13锡/×104t5-5.54.4满意 6.8满意 14钼/×104t40.56满意 0.66满意  2 陕西省锰矿资源的散布     据统计，陕西省已探明的锰矿储量在2×107t以上，位居全国锰矿储量的第7位，首要散布在我省南部汉中市（勉县、略阳县、宁强县、镇巴县、乡县等）和安康市（县、旬阳县等），少量散布在关中渭南市。详细资源散布情况如表2所示。[next] 表2  陕西省锰矿产资源散布情况  行政区域矿带称号矿床类型矿石类型保有储量/×104t汉中市（区域）南秦岭锰矿带小型矿床低磷碳酸锰矿10.65汉中市（区域）中秦岭锰矿带中-小型低磷碳酸锰矿868.01汉中市（区域）摩天岭锰矿带中-小型褐锰矿544.41汉中市（区域）大巴山锰矿带中-小型低磷碳酸锰矿489.38汉中市（区域）其它锰矿带中-小型褐锰矿161.40安康市（区域）其它锰矿带中型矿床氧化锰矿149.68渭南市（区域）其它锰矿带小型矿床氧化锰矿15.25合          计   2238.78     注：1988年发布的地勘资料     陕西省锰矿资源的特色：    （1）矿床成因杂乱。陕南锰矿床的成因类型以海相堆积型和堆积蜕变型为主，别离属优地槽、冒地槽和地台型；在成矿年代上别离为蓟县、震旦纪和寒武纪，具有多成因、多年代、多层位的矿床散布特色。    （2）矿床规划小，散布广。矿床以中小型为主，由秦岭和巴山含锰岩系构成四大锰矿带，首要散布在汉中市属的6个县，少量在安康市。矿体多呈层状、似层状、扁豆状，挖掘条件杰出。    （3）矿石种类齐全，档次较低。首要矿石有低磷碳酸锰矿、高磷碳酸锰矿、褐锰矿和氧化锰矿。工业类型以宁强县黎家营的褐锰矿和镇巴县屈家山的低磷碳酸锰矿为代表，矿石的均匀档次在20%左右，属贫矿类型，矿藏粒度和集合体的粒度较大，矿藏的选别性杰出，具有杰出的工业价值，易构成采矿、选矿、及深加工的工业格式，把资源优势转化为工业优势。 3  资源开发系统规划模型     资源系统规划是指搜集、存储和处理有关资源信息，在现有技能条件下，最大极限的合理挖掘矿产资源并取得最大的经济效益。锰矿厂商的投入、产出反映了厂商部分之间直接和直接的悉数技能经济联系，它包含了锰资源彻底耗费和产品彻底耗费，不单纯是由出产过程直接耗费锰资源及因为锰资源等耗费而发生的直接耗费两部分组成，还包含因为厂商出产过程中所运用资源的康复，以及所出产环境污染物的管理带来的直接资源耗费。     假定A为厂商出产过程中锰资源直接与直接耗费目标；pi k为第i个出产部分出产第k种锰产品对锰资源直接耗费目标；g i k为第i个出产部分的第k种锰产品（贫矿石、富矿石）对锰资源直接耗费目标；akj为第j种锰产品（锰精矿）对第k种锰产品（矿石）的直接耗费目标；eik为第i个出产部分对第k种锰资源康复而产出的锰资源直接耗费目标；βkj为第k种锰资源康复过程中对第j种锰资源直接耗费目标；rik为第i个出产部分的第k种固定资产耗费对锰资源直接耗费目标；θkj为第j种锰产品出产过程中第k种固定资产（折旧率）耗费而发生的锰资源直接耗费目标；sik为第i个出产部分的第k种污染物管理而发生的锰资源直接耗费目标；则锰矿产资源的系统规划模型为：     式中：第1部分是矿山厂商出产过程中锰资源直接耗费部分；      第2部分是矿山厂商出产过程中的锰矿石、锰精矿等中间产品对锰资源的直接耗费部分；     第3部分是矿山厂商出产过程中所运用各种资源的康复而发生对锰资源的直接耗费部分；     第4部分是矿山厂商出产过程中污染物管理而发生对锰资源的直接耗费部分；     第5部分是矿山厂商出产固定资产耗费（折旧）所发生对锰资源的直接耗费部分。[next] 4 资源开发出资经济模型     许多有色金属和稀有金属矿床的矿化极不均匀。在挖掘时，有或许挑选性地挖掘较富的区段。可是，假如先采富矿，后采贫矿，则整个矿床核算的选矿收回率将比贫富矿混合选矿时低。从富矿区段中回采贫矿是不合算的，实际上这些贫矿是丢掉了。为了消除选别挖掘（对最富的部分超前挖掘）带来的晦气结果，以及确保投产初期产出较富的矿石，有必要事前方案和规划矿床的挖掘次序，把矿床的挖掘划分为两期或若干期。     在建造新矿山时，储量的探明情况较差，这意味着，比改建现有矿山要多支付基建出资及出产费用。假如矿山的第1期建造是以B级以上储量为主并且是最富的部分，则差错将不超越15～20%。在矿山的第1期出产经营过程中对首要储量详查之后，断定储量时的差错将不超越10～15%。即比一般的差错要削减三分之一，并且，在规划中断定其他技能经济目标时或许发生的差错也将会削减。假如不分期挖掘的年限大于20年，相应的差错不小于±30%；若把此期限分为两个阶段，则差错约为±15%，即削减一半。分期挖掘的最大优点是能够确保规划决议方案更为精确。这是因为当矿床由出产探矿工程和第1期采矿工程详探后，作为第2期规划根底的悉数资料更为可靠了。分期挖掘的初期出资是最小的，而出资的效益将是高的，因为以采出矿石计的年产值尽管较小，可是按终究产品计的厂商出产才能将是相当大的。     中小矿山的第1期工程能够很快建成并投产。在划分为两期挖掘时，因为矿山第1期工程较快投产和挖掘矿床较富的部分，考虑到时刻要素，多获的赢利能够用下式核算：    式中：Ed——分为两期挖掘后多取得的赢利，元；     A1、A2、A0——第1期、第2期和基准方案（不分期）矿山出产才能，t/a；     P1、P2、P0——第1期、第2期和基准方案中采出矿石收回价值，元/t；     C1、C2、C0——第1期、第2期和基准方案的采选费用，元/t；     t1、t2、t0 ——第1期、第2期和基准方案的矿山效劳年限，a；     △t——基准方案与分期建造方案第1期工程在建造期限之间的不同，a；     k——额外折现率。     因为改进基建资金运用情况而取得的效益为：              式中：Q1、Q2——第1期挖掘、第2期间挖掘和不分期挖掘中，矿山的固定资产及流动资金，元。     考虑到时刻要素，按折算费用计的效益为：E=Ed+Eg     明显，分为两期挖掘并在第1期挖掘储量中较富部分而获益甚高，一起也提高了出资决议方案的精确性和可靠性。 5 资源开发出资目标点评系统     新建，改建或扩建矿山工程是一个较杂乱的技能经济系统工程，它具有多要素、多条件、多变量约束的特色，是一系列技能上可行、经济上合理的多目标优化问题。研讨这方面问题要从不同的技能经济特征，提出有科学依据的多挑选方案，以便于多方案纵向、横向比较点评，从中择优。每个技能方案经过技能经济核算，能够得到许多技能的、经济的单项目标，每一个单项目标都具有必定的技能概念和经济概念，别离阐明某一特定含义的技能问题和经济问题。不或许有这样少量几个目标，能够承担起阐明各种技能经济问题的功能，承担起作为衡量出资经济作用好坏的准则，为了从不同的旁边面别离阐明技能方案的特征，经济作用的好坏，就有必要树立资源开发出资的多种经济目标系统，并且赋予各个目标的不同权重，处理出资目标系统中的不断定要素，如表3所示。[next] 表3  矿山资源开发的出资目标点评系统  一级目标权重二级目标权重三级目标权重补白微观经济分析目标                  0.6价值目标      0.5新建、改建矿山的单位产品出资额0.08 新建、改建矿山单位出资添加的产值0.08 新建、改建矿山的单位产品成本0.12 新建、改建矿山的单位产品盈余0.12 新建、改建矿山的劳作出产率0.10 新建、改建矿山的静态出资收益率0.15 新建、改建矿山的动态出资收益率0.20 新建矿山的追加出资比数作用系数0.15 什物目标        0.3新建、改建矿山的出产才能0.10 资源的运用程度（收回率、贫化率等）0.15 建造矿山工程项目的总工程量0.10 建造矿山工程项目的工程质量0.15 建造矿山工程需求的动力燃料等材料0.08 建造矿山工程的工艺技能装备水平0.12 新建、改建矿山的劳作出产率0.10 新建、改建矿山的产品质量0.15 新建矿山的劳作卫生及环境维护0.05 时刻目标    0.2新建、改建矿山的建造时刻0.20 新建、改建矿山的达产时刻0.20 建造总出资收回期（静态、动态）0.25 建造追加出资收回期（静态、动态）0.25 矿山出产设备维护与更新期0.10 微观经济分析目标0.4动态 目标  0.5净产值的净现值0.40 社会收益（纯收入）净现值0.30 社会内部收益率（纯收入内部收益）0.30 静态 目标  0.4静态出资产值率0.50 静态社会收益率（出资利税率）0.50 其他目标    0.1净外汇作用0.05 世界竞争力0.25 社会就业率0.20 劳作分配作用0.25 其它社会作用（文明、生态等）0.25     运用树立的出资经济目标系统，实现在质与量上可比，在时刻上可比；一起着重矿山厂商的微观经济作用和国民经济的微观经济作用，正确地作出判别和出资决议方案。[next] 6 定论    因为矿山建造是一项较杂乱的技能经济系统工程，是多要素、多目标、多目标的杂乱系统，跟着系统杂乱性的添加，描绘系统的不断定性和不精确性也添加，这些不断定性和不精确性既有随机性，又有含糊性，而大多数是具有含糊性。人们在建造矿山厂商出资时，往往需求推理、判别，进行综合性点评，为出资决议方案作出能够或不能够的定论供给科学依据。    但近年来，陕西省锰矿山厂商有增无减，锰矿产量迅速增长。受局部利益的唆使，大矿大开，小矿小开，有水快流。特别是地方政府出台了一些优惠政策，从某些视点扶持、鼓舞了民采滥挖，使我省锰矿产资源呈现失控状况。因而分析现状、提出对策、展现规划，是我省锰矿产资源可持续开展的要害。    （1）从久远的战略高度，从国家和民族的利益动身，有方案的合理断定出产规划，构成探、采、选及深加工的工业格式，树立区域间分工合理的区域矿产资源开发系统，活跃推动产品结构、矿山厂商安排结构、区域结构的调整和优化，科学地运用资源，为子孙后代谋福。    （2） 统一规划，方案挖掘，综合运用，“在维护中开发，在开发中维护”，这是我国矿产资源开发运用的总准则。据1999年统计资料，汉中市锰矿产量已超越20×104t ，工业供应产值达2500多万元，已开始构成采、选联合厂商，为本地经济开展和将资源优势转化为工业优势作出了奉献。但因为我国对矿产资源开发运用的投入严重不足，地质勘探作业资金缺少，保有储量剧减，国营厂商效益低，困难重重，民采现象逐年上升。特别是采矿、选矿工艺落后，产值低、回采率低，常常采富弃贫，使很多资源糟蹋的“小作坊”，有必要坚决撤销，规范采矿次序，对已耗费资源和现有锰资源进行调查分析，作出科学的评价和出资决议方案。    （3）经济社会的开展有必要约束在资源、环境的承载才能之内。单一地寻求经济、社会的开展，疏忽了人口、资源、环境维护相和谐是非常可怕的，特别是每年向大气中排放约4万吨SO2气体，破坏了生态环境，污染问题非常严峻。这就要求咱们加大科技投入力度，注重选用新技能、新工艺，下降锰资源耗费，下降厂商出产成本，下降环境污染目标，开发锰深度产品，以增强商场竞争才能和厂商抗危险才能，力求在最短的时刻内使我省锰厂商的技能水平、管理水平、设备和环境管理水平习惯可持续开展战略。

陕西某钒矿提钒新工艺研讨   李洁  海  马晶   西北有色地质研讨院       摘  要 传统的钠化焙烧提钒工艺本钱较低，可制得纯度达98%以上的五氧化二钒；新工艺则具有无污染的长处，在实验目标附近的情况下，出产本钱不高，有杰出的经济效益，环境效益和社会效益。     关键词 超细磨矿 焙烧 钒       陕西某钒矿系吸附涣散状况存在的钒矿，不宜用机械选矿办法富集。在该区域的同类矿石中，提钒办法大致有两类，一是传统的钠化焙烧提钒工艺，该工艺技能老练、操作简略，建厂出资和出产本钱相对较低，但由于选用工业食盐作钠化剂，焙烧时发作很多的、氯化氢等有毒气体，对周围环境形成了严重破坏；二是酸浸-萃取提钒工艺，该工艺可削减环境污染，但出产本钱和建厂出资过大，致使出产厂商不堪重负。本研讨标明，选用超细磨矿-无增加剂焙烧-助浸提钒工艺，可获得较好的实验目标，且不形成环境污染，在现在超细磨矿技能日趋完善、本钱不断下降的情况下，新工艺为该类矿石的开发利用展示了新的远景。   1  矿石性质       矿石类型为泥岩与炭硅质岩的混合矿石，原矿含V2O51.60%，矿石中首要金属矿藏为褐铁矿、黄铁矿、铁钒锐钛矿、钒铁矿等。首要非金属矿藏为石英、泥质和炭质，一起还有少数碳酸盐矿藏和磷灰石。钒的赋存状况较杂乱，除在钒铁矿、钒铁锐钛矿中散布以外，经电子探针分析标明，矿石中占很大份额的石英和褐铁矿中普遍存在涣散状况的钒。原矿多元素分析成果见表1。   表1  原矿多元素分析成果        成份V2O5TiO2P2O5Na2OK2OFe2O3SiO2Al2O3含量（%）1.600.270.640.121.666.8673.863.22成份MgOCaOCoNiAsSTCMo含量（%）2.421.940.0020.0160.0060.520.440.016   2  提钒工艺   2.1 实验想象       矿石中的贱价钒经焙烧可氧化成V2O5，如其能与矿石自身所含K、Na元素生成可溶性盐，在浸出作业可再参加有利该盐类溶解的助浸剂，则可使矿石中的钒有用转化，后经二段沉钒作业即可得到含V2O598%以上的精钒。   2.2首要因素对焙烧转浸率的影响   2.2.1磨矿细度对焙烧转浸率的影响：       磨矿细度对焙烧转浸率的影响见表2。[next]   表2  磨矿细度对焙烧转浸率的影响实验成果       磨矿细度（%）V2O5转浸率（%）-76μm含量-40μm含量-30μm含量-10μm含量91.8///63.75/87//65.00//88/69.38//93.06075.00     实验成果标明，磨矿细度越细，焙烧转浸率越高。   2.2.2焙烧温度对转浸率的影响      焙烧温度对转浸率的影响成果见表3  表3  焙烧温度对转浸率的影响    焙烧温度（℃）转浸率（%）75013.7580076.8885078.13       实验成果标明，当750℃时，转浸率很低。而温度升至800℃时转浸率急升至76.88%，800℃今后趋于稳定。   2.2.3  焙烧时刻对转浸率的影响       焙烧时刻对转浸率的影响成果见表4   表4  焙烧时刻对转浸率的影响    焙烧时刻（小时）转浸率（%）165.63276.88377.50479.38     实验成果标明，跟着焙烧时刻的增加，转浸率呈上升的趋势，但2小时以上时趋于稳定。   2.3  新工艺与钠化焙烧法转浸率的比较       焙烧、浸出作业新工艺与钠化焙烧法异同点见表5。   表5  钠化法与新工艺异同点    相同点相异点V2O5转浸率(%)焙烧温度800℃ 焙烧时刻 2小时钠化法增加10%NaCl磨细度-76µm90%水浸浸出78.71新工艺磨矿细度-10µm60% 助浸浸出76.88[next]   2.4  其他作业       原矿磨矿焙烧后，加温拌和助浸浸出，浸出液经二段沉钒，归纳闭路实验可获得72.26%的提钒总回收率，精钒档次到达98%以上。   3 成果评论       新工艺与钠化焙烧法比较，实验目标挨近，在焙烧浸出段的首要区别是钠化焙烧加钠化剂氯化钠，新工艺选用超细磨矿，另外在浸出段进行助浸浸出，它的首要长处是无污染。 材料标明焙烧机理为：     焙烧钠化法的机理：     2NaCl+O2+H2O(g)+V2O3=2NaVO3+HCl↑     4NaCl+3O2+2V2O3=4NaVO3+2Cl2↑     其中有氯化氢和放出污染环境。     而新工艺在焙烧时发作的仅是贱价钒的氧化反响。     V2O3 + O2= V2O5     2V2O4 + O2= 2V2O5     故不形成空气污染。     从出产本钱上讲，钠化焙烧所需氯化钠的本钱，能够部分乃至悉数抵销新工艺中超细磨矿的本钱，跟着超细磨矿技能的进一步开展，磨矿本钱还有或许进一步下降。   4 定论      （1）本实验选用超细磨矿—无增加剂焙烧—助浸提钒新工艺可获得钒焙烧转浸率75%以上，归纳闭路实验可获得72.26%的提钒总回收率，精钒档次到达98%以上的实验目标。    （2）新工艺为无污染工艺,出产本钱挨近钠化焙烧,且跟着超细磨技能的不断开展,还有或许进一步下降。   参考文献   1  戴文灿等  《石煤提钒归纳利用新工艺的研讨》 2  邹晓勇等   《含钒石煤无盐焙烧出产五氧化二钒工艺的研讨》

一、磁—重联合收回工艺       陕南月河横贯健康、汉阴两市县，沿河有五里、健康、恒口、汉阴4座砂金矿山，9条采金船，3个岩上选厂。月河砂金矿经采金船和岸上选厂处理后所得尾矿有21种矿藏，矿藏以强磁性矿藏为主，弱磁性矿藏为辅，搀杂有微量的非磁性矿藏，现在可使用的只要4种：磁铁矿（42%）、赤铁矿（18%）、钛铁矿（18%）、石榴石（17%）其间石榴石以铁铝石榴石为主。以磁铁矿为主的铁精矿作为强磁性矿藏，在砂金尾矿中含量最多，一般为60%，小于1mm粒级中含量达90%以上。       考虑到选厂尾矿中的粉尘已被重选（砂金矿山均选用重选法）介质——水浸洗过，故可选用干式分选工艺选铁精矿，既可简化工艺设备，又可削减脱水、浓缩和过滤作业，削减占地面积和选矿用水。       健康金矿依据选厂导矿特性，经过实践，选用φ600×600（214.97kA/m）永磁单辊干选机和CGR－54型（1592.36kA/m）水磁对辊强磁干选机依次从尾矿中分选磁铁矿、赤铁矿（合称铁精矿）及钛铁矿与石榴石连生体的两段干式磁选工艺，见图1，在流程末还增加了两台XZY2100×1050型摇床，用来分选泥砂废石中的金。使用该工艺，健康金矿每年可从选厂尾矿中取得铁精矿1700t，收回砂金2.18kg，铁精矿以保存价136元/t、黄金以96元/g核算，年共创产量44.12万元。图1  健康金矿分选铁精矿工艺       陕南恒口金矿选用单一的φ600mm×600mm（87.58kA/m）永磁单辊干选机从选厂尾矿中分选铁精矿，精矿产率达31.2%，选得铁精矿的档次为65%～68%，从尾矿中可产铁精矿1100t/a，凭借摇床从中可选砂金1.5309kg，共创产量近30万元。       二、磁选—焙烧—磁选收回工艺       汉阴金矿按照尾矿性质，挑选了场强为135.35kA/m的湿式磁选机从尾矿中分选铁精矿，分选铁精矿后的尾矿再选用焙烧—磁选的工艺分选出钛铁矿和石榴石，生产工艺见图2。据开始预算，可年产钛铁矿360t、石榴石468t和选铁时未选净的磁铁矿216t，从中分选细金屑1.218kg，共创产量可达170万元。图2  汉阴金矿分选钛铁矿及石榴石等工艺

本次试验经各种条件考察，为处理该矿石制定了合理的工艺流程和药剂制度，取得了金精矿品位108.15克/吨，回收率92.28%的良好指标。    该矿为秦岭重要金矿类型，属微细浸染氧化金矿石、毒砂—黄铁矿金矿石、角砾—碎裂岩代—碳酸盐化粉砂泥岩型金矿石、含铜毒砂—黄铁矿金矿石等多种金矿石组成。本试验之样品，以毒砂—黄铁矿含金矿石为主，主要脉石矿物为：绢云母、方解石、白云石、石英。亚显微金或存在于上述矿物裂隙中，或被其包含、紧密共生。这导致产品的金品位与含砷的高低成正向相关关系，即金品位越高含砷越高。    本次试验之最终精矿含砷10.78%即是此原因所致。由于载金矿物为含砷矿物，故砷和金同上同下，至少在目前，浮选方法尚不能解决金和砷的分离，目前含砷金精粉在我国冶炼中已得到解决，此含砷金精粉在市场销售中不存在问题。    本次试验金精矿品位已足够高，为保回收率没有进行精选，将来生产上若原矿品位低，可考虑适当增加精选。    由于工艺流程中添加了石灰1000克/吨，尾矿很容易沉降，故将来生产上不会存在尾矿库中的尾砂浆难以沉降、难以澄清的问题。    本次试验采用的浮选工艺，工艺流程、药剂制度较为简单，所得指标也较为理想，可作为该矿建厂设计依据。

实验意图是为该矿床的开发利用供给可行性根据。      1975年8月，陕西省地质局实验室曾对铁梵宇钒钛磁铁矿Ⅰ类矿样进行了开始可选性实验，因为样品代表性不行，全铁档次偏高级原因要求从头采样，进行具体的实验研讨。托付方从头收集的桃源Ⅰ、Ⅱ类矿样，因为代表性不行，全铁档次均为10%左右，无法进行实验，与托付方洽谈赞同本实验以铁梵宇矿样为主。铁梵宇Ⅰ类样原矿档次：TFe 26.00%、TiO2 9.08%、V2O5 0.27%、S 0.55%、Co 0.013%；铁梵宇Ⅰ、Ⅱ类矿1：1混合样原矿档次TFe 20.61%、TiO2 7.47%、V2O5  0.23%、S 0.52%、Co 0.011%。    铁梵宇矿样属基性岩浆成因铁矿床，首要金属矿藏为钛磁铁矿、钛铁矿、少数黄铁矿、磁黄铁矿、白铁矿等。脉石矿藏首要有斜长石、辉石、角闪石、绿泥石、绢云母、透闪石、钠长石，少数方解石、高岭土等。其间钛磁铁矿和钛铁矿是首要收回矿藏，钴以类质同象赋存在黄铁矿及磁黄铁矿中，可归纳收回；钒以类质同象首要存在于钛磁铁矿中，可归纳收回。