铅精矿价格是很多铅精矿企业关注的重点。    2010年7月12日讯，现货铅精矿价格今报14700-14900元/吨，上涨50元/吨。美股与欧元的反弹给伦敦金属市场带来不少乐观情绪，伦铅连续7日持稳，涨势虽微，但昨日已收高至1800美元以上。国内现货市场买气回温，部分贸易商报价持平，另一些贸易商则适当调高50元/吨左右出货。伦铅小幅攀升，但国内铅精矿价格上行压力较大，下游主动接货意愿依然较低，云南铅寡淡交投于14700-14750；品牌铅在14800。隔夜伦铅以1755开盘，最高1805美元/吨，最低1754，截至收盘报1775美元/吨，涨1%。LME总持仓96551手，增加290手。LME库存减少275吨，昨日报18.93万吨。    现货市场某铅贸易商说：“因为最近希望能多出点货，我们铅精矿价格还是持平在14700元/吨，和昨天一样。最近云南铅、金沙铅都有在出，每逢周末，成交量基本都会多少增加一些，今天出了170吨左右，还算不错。”但也有贸易商告诉我们：“前一阵我们这里的成交情况很好，很多老客户都选择了那时来采购。也许正因如此，这几天的成交量就减少了不少。今天云南铅铅精矿价格14750元/吨，也有一些厂家认为价格高了点，选择持币观望。”     宏观面：美国供应管理协会(ISM)周二公布,6月非制造业指数为53.8,预估为55.0,5月为55.4，数据令人失望，尽管读数在50以上。美国近日公布的经济数据表现疲弱明显拖累美元走势，昨日美元兑欧元下跌   至 6 周低点，美元兑日元也下跌至 7 个月以来的低点。美元走弱支持基本金属大幅反弹，但毕竟投资人担心全球经济增长前景，在需求没有好转，精铅仍供应过剩的背景下，伦铅最终冲高回落。      中国目前是全球第一大铅生产国，国内2009年达到273.5万吨，占全球产量约34%；此外，中国也是出口大国，2009年精炼铅出口量高达537092吨，同比增长18%。分析师则认为，国内铅精矿短缺量并不大，只是冶炼/精炼阶段存在盈利性瓶颈；减产只能在近期内使市场短缺。目前国内铅精矿供应明显增长。根据国家统计局提供的数据，国内前5个月精炼铅产量为109.27万吨，同比增长6.7%，5月份产量同比增长14.6%，铅精矿产量为28.45万吨，同比增长10.1%，5月份同比增长22.2%。    更多关于铅精矿价格的资讯，请登录上海有色网查询。

由于目前铅精矿被广泛地运用在各行各业，所以铅精矿价格也备受业内人士的关注。我们上海有色网是一家关于有色金属方面资讯的网站，我们希望您在关注铅精矿价格的同时也能多去我们的网站了解相关铅精矿价格的信息。铅是人类从铅锌矿石中提炼出来的较早的金属之一。它是最软的重金属，也是比重大的金属之一，具蓝灰色，硬度1.5，比重11.34，熔点327.4℃，沸点1750℃，展性良好，易与其他金属(如锌、锡、锑、砷等)制成合金。锌从铅锌矿石中提炼出来的金属较晚，是古代7种有色金属(铜、锡、铅、金、银、汞、锌)中最后的一种。锌金属具蓝白色，硬度2.0，熔点419.5℃，沸点911℃，加热至100～150℃时，具有良好压性，压延后比重7.19。锌能与多种有色金属制成合金或含锌合金，其中最主要的是锌与铜、锡、铅等组成的黄铜等，还可与铝、镁、铜等组成压铸合金。  铅精矿用途广泛，用于电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等领域。此外，铅金属在核工业、石油工业等部门也有较多的用途。以上是我们网站为各位用户简单地介绍有关铅精矿价格以及基本信息，希望您还能多多关注我们上海有色网的其他金属，我们能够为您提供最新的实时金属价格。

1970-2009年，世界铅精矿长期增长率为0.3%，2000-2009年年均递增2.2%，2009年为385.1万吨。西方国家铅精矿产量长期处于下降趋势，中国是世界铅精矿增长的主要力量。　　世界铅精矿的主要生产国有中国、澳大利亚、美国、秘鲁和墨西哥，2009年上述国家铅精矿产量在世界总产量中占到77%。 　　世界主要铅精矿生产企业有道朗公司（Doe Run）、必和必拓（BHP Billiton）、超达（Xstrata）、泰克资源公司（Teck Resources）等。2009年，世界前10家生产企业铅精矿产量在世界总产量中占到33.6%。世界主要铅矿山有美国的韦伯纳姆矿（Viburnum）铅锌矿、澳大利亚的坎宁顿（Cannington） 银铅锌矿和伊萨山（MountIsa） 铅锌矿、加拿大的红狗铅锌矿（Red Dog）等。2009年，世界前10大矿山的铅精矿产量在世界总产量中占到26.9%。 　　世界精铅的生产 　　世界精铅生产主要集中在亚洲、欧洲和美洲三大地区，2009年，这三大地区的精铅产量达到847.8万吨，占全球总产量的96.1%；其中亚洲占比达到55.5%。 　　二十世纪八十年代以前，世界精铅产量在西方产量的增长推动下上扬。1960-1980年间，世界精铅产量的年度增幅为2.7%，其中西方国家精铅产量增幅达到2.6%。九十年代以后，中国铅冶炼产能的迅速扩张，引导中国精铅产量迅猛增长，成为世界精铅产量增长的主力军； 同期，西方国家精铅产量维持在500万吨下方。1990-2009年间，世界精铅产量年度增幅为2.5%，其中西方国家的产量增幅仅为0.2%，而中国达到了13.5%。 　　亚洲在精铅生产方面与美洲、欧洲明显不同，前者以原生铅为主，而后两者以再生铅为主。2009年，亚洲再生铅产量占其总产量的比例为41.2%，低于世界平均水平的56.4%，欧洲、美洲再生铅产量在总产量中所占比重分别高达76.4%和81.2%。 　　分国别来看，精铅生产主要集中在中国和美国，2009年上述两国精铅产量为494.5万吨，占全球总量的56.1%。但两国的生产方式截然不同，中国以原生铅为主，美国以再生铅为主。2009年中国精铅产量为370.8万吨，其中再生铅为123.3万吨，所占比重为33.2%。美国2009年精铅产量为123.7万吨，其中再生铅所占比重高达91.4%。  (miki)

铅精矿质量标准品级Pb质量分子数不小于 %杂质质量分子数不大于 %CuZnAsMgOAl2O3一级品701.240.21.02.0二级品651.550.31.52.5三级品552.060.41.53.0四级品452.570.62.04.0注：铅精矿中金、银为有价元素，应报分析数据；其他类型铅精矿的杂质要求由供需双方商定

铅精矿是由主金属铅(Pb)、硫(S)和伴生元素Zn、Cu、Fe、As、Sb、Bi、Sn、Au、Ag以及脉石氧化物SiO2、CaO、MgO、A12O3等组成。为了保证冶金产品质量和获得较高的生产效率，避免有害杂质的影响，使生产能够顺利进行。

1、主金属含量不宜过低，通常要求大于40％。含量过低，对整个铅冶炼工艺来讲，单位物料产出的金属铅量减少，从而降低了生产效率。2、杂质铜含量不宜过高，通常要求小于1.5％。铜过高，烧结块中铜含量会相应升高，在鼓风炉还原熔炼过程中，所产生的锍量增加：一则使溶于锍中的主金属铅损失增加，二则易洗刷鼓风炉水套，缩短了水套使用寿命，并易造成冲炮等安全事故。另外，含铜太高，也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。3、锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点，特别是硫化锌。如含锌过高，则在熔炼时，这些锌的化合物进入熔渣和铅锍，会使它们熔点升高，粘度增大，密度差变小，分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜，严重影响鼓风炉炉况，妨碍熔体分离，故锌含量不宜过高，一般要小于5％。4、砷、锑等杂质含量也有严格的要求，通常要求As+Sb小于1.2％，如过高，则经配料烧结后，在鼓风炉中形成黄渣的量会增加，而且金属铅的流失量会相应增大，更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高；此外在电解精炼过程中，使铅溶解速度变慢，并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率，又影响生产效率。 另外，MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型，故一般要求MgO<2％，Al2O3<4％。

1)主金属含量不宜过低，通常要求大于40％。含量过低，对整个铅冶炼工艺来讲，单位物料产出的金属铅量减少，从而降低了生产效率。  (2)杂质铜含量不宜过高，通常要求小于1.5％。铜过高，烧结块中铜含量会相应升高，在鼓风炉还原熔炼过程中，所产生的锍量增加：一则使溶于锍中的主金属铅损失增加，二则易洗刷鼓风炉水套，缩短了水套使用寿命，并易造成冲炮等安全事故。另外，含铜太高，也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。  (3)锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点，特别是硫化锌。如含锌过高，则在熔炼时，这些锌的化合物进入熔渣和铅锍，会使它们熔点升高，粘度增大，密度差变小，分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜，严重影响鼓风炉炉况，妨碍熔体分离，故锌含量不宜过高，一般要小于5％。  (4)砷、锑等杂质含量也有严格的要求，通常要求As+Sb小于1.2％，如过高，则经配料烧结后，在鼓风炉中形成黄渣的量会增加，而且金属铅的流失量会相应增大，更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高；此外在电解精炼过程中，使铅溶解速度变慢，并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率，又影响生产效率。  另外，MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型，故一般要求MgO<2％，Al2O3<4％。

铁精矿浮选脱硫工艺：铁精矿中有害杂质硫一般以黄铁矿和磁黄铁矿的形式存在，以黄铁矿形式存在的硫可通过加黄药浮选或磁选即可脱除，而以磁黄铁矿形式存在的硫，因其具有强磁性，且其可浮性易受各种因素的影响，因此难于脱除。国内外研究和实践证明，磁黄铁矿表面易于氧化（生成铁的氢氧化物）、泥化、磁团聚等，大大降低了其可浮性，为此在浮选除硫时，一般采用加酸擦洗表面、加分散剂分散、脱磁、多段活化、强化捕收等措施来提高其脱除率。

传统烧结－鼓风炉熔炼工艺中，按硫化铅精矿中硫的质量分数为12％～24％计算，每冶炼1t粗铅有0.6～1.1t的SO2排空。     新的炼铅技术的共同特点是将焙烧与熔炼结合为一个过程，实现铅精矿直接处理，充分利用硫化铅氧化放出的大量热将炉料迅速熔化，产出液态铅和熔渣。直接炼铅仍需要将冶金过程分为氧化和还原两个阶段，在氧化段充分氧化获得低硫铅，在还原段充分还原产出低铅炉渣。本实验探讨熔池熔炼还原段，利用铅精矿和富铅渣之间的交互反应，考察还原段的终渣含铅量、铅回收率（按渣计）、烟气烟尘率、粗铅产率等各工艺指标的影响因素及条件。对其反应机理进行了初步的探讨。     一、试验理论基础     铅精矿和富铅渣之间的主要交互反应如下： PbS＋2PbO→3Pb＋SO2（1） PbS＋PbSO4→2Pb＋2SO2 （2）     这两个反应在一般高温1000℃时，△G已经很负了。随着温度的升高，△G越来越负，说明从热力学角度来说，交互反应很容易发生。渣中铅化合物的溶化温度低，其熔体的流动牲好，而且与SiO2结合的Pb0挥发性要比纯Pb0小。PbS溶化后流动性大；PbSO4在800℃便开始分解，至950℃以上分解进行的很快。反应式(1)在860℃时的平衡压力达101325Pa；反应式(2)在723℃时的平衡分压为98000Pa。即在较低温度下，两个反应可以剧烈的向右进行。从动力学角度看，熔渣的熔点一般为1200℃左右，试验温度只要能高于渣熔点，则在渣熔融状态下，各种化合物之间接触良好，反应能很好的进行。     二、试验原料及方法     （一）试验原料     本试验所用原料为某厂艾萨炉出来的富铅渣和铅精矿。铅精矿为黑色粉末，粒度小于1mm。化学成分（％）：Pb 45.44、Zn 6.46、Fe 8.82、SiO25.34、CaO 1.57、MgO 0.48、Al2O3 1.00、S 17.86、Cu 2.43、Ag 0.266。定性物相分析结果表明：铅精矿主要含PbS、ZnS、FeS、SiO2、FeS2、PbSO4。     富铅渣为浅粉色块状，化学成分（％）：Pb53.97、Zn 6.46、Fe 8.64、SiO2 8.31、CaO 3.07、MgO 0.75、Al203 1.78、S 0.17、Cu 0.73、Ag0.0197，堆密度3.05 g/cm3。XRD分析表明：铅物相以PbZnSiO4、PbO、Pb存在。其中PbZnSi04在高温下发生如下反应分解成PbO： PbZnSiO4→PbO＋ZnO＋SiO2     故本试验可将富铅渣中的Pb看做以Pb0形式存在，并以此进行配料计算，确定各种料的加入量。     试验所用熔剂为：石灰石(CaO 51.2％，MgO3.17％）；石英砂（SiO2 93.83％）。     （二）试验方法     根据可能发生的交互反应方程式，先计算出富铅渣和铅精矿所需的理论量，再以富铅渣与铅精矿中FeO成分含量的总和为渣型选择的计算基础，然后根据选定的渣型计算所需各溶剂的质量。将富铅渣、铅精矿、石灰石、石英砂分别先经破碎，磨细后，再充分混合均匀，加水湿润后制团，最后烘干12h以上。每次称2kg左右的混合料加人高15cm，内径14 cm的碳化硅坩埚中，从电炉底部进料。用一个Pt/Pt－13%Rh型热电偶检测炉内试验样料的温度，通人高纯氩气排除炉内空气并起轻微的搅拌作用；通过调节电炉的程序参数，设定好每次试验反应温度和时间；反应结束后，观察形成的铅渣表面现象，判断是否产生了泡沫渣，再称量铅渣和粗铅，并分析各主要成分含量。由于试验条件有限，未能检测SO2浓度和烟尘率，本试验将烟气烟尘率看做一个技术指标，计算式为：     烟气烟尘率＝（加入坩埚的炉料总量－反应后粗铅和铅渣的量）÷加入坩埚的炉料总量     三、试验结果及讨论     （一）渣型对终渣含铅量和烟尘率的影响     炼铅炉渣是个非常复杂的高温熔体体系，它由SiO2、FeO、CaO、MgO、Al2O3、ZnO等多种氧化物组成，并且它们之间可相互结合形成化合物、固熔体、共晶混合物。为了讨论渣型与结晶相的关系，将多元系简化为三元系：FeO－CaO－SiO2。将渣中该三相的成分换算为100％，再查看FeO－CaO－SiO2三元系相图，根据图中渣温度1 100～1 300℃区域，选择试验3个成分含量。A Perillo提供了维斯麦港基夫赛特法炼铅厂的投产与生产指标，炉渣的化学成分：FeO39％，SiO2 38％，CaO 23％。     试验条件：固定温度1250℃，时间5h，配料比1.0。试验编号分别为（1）－FeO 40％，SiO2 35％，CaO 25％；（2）－FeO 37.5％，SiO2 37.5％，CaO25％；（3）－FeO 35％，SiO2 40％，CaO 25％；（4）－FeO 35%，SiO2 37.5％，CaO 27.5％；（5）－FeO35％，SiO2 35％，CaO 30％。     试验结果表明CaO含量保持为25％，相应的SiO2含量减小时，试验（1），(2），(3)的渣含铅分别为3.48％，4.76％，5.87％；烟气烟尘率分别为36.9％，32.6％，28.1％。FeO含量固定为35％时，相应的SiO2含量减小时，试验(3)，(4)，(5)的渣含铅分别为5.87％，1.41％，3. 86％；烟气烟尘率分别为28.1％，42.25％，35.6％。     根据熔渣结构的离子理论，适当增加碱性氧化物有利降低炉渣黏度。但碱性氧化物过高时可能生成各种高熔点化合物，使炉渣难熔，渣黏度升高。对于FeO－CaO－SiO2三元系炉渣，但CaO含量超过30％时，黏度将随CaO含量的增加而迅速加大。SiO2/Fe过大，黏度高，排放困难，提高Ca0/SiO2，可降低渣的黏度。从试验结果数据可看出：当炉渣组成为FeO 35％、SiO2 37. 5％、CaO 27. 5％时，烟气烟尘率为42.25％，渣含铅1.41％为最低。     （二）配料比对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间定为3h,温度为1250℃的条件下。以100 g富铅渣为计算基础，理论需要消耗铅精矿71.297g，试验中铅精矿用量分别为理论量的0.9、0.95、1.0、1.05、1.1、1.15和1.2倍。     从图1可看出，在其他条件不变的情况下，随配料比增加，渣含铅呈先减小后增大的趋势，在配料比为1.0有最小值；烟气烟尘率呈先增大后减小的趋势，与渣含铅趋势相反，即渣含铅低时则烟气烟尘率高。鉴于两者的矛盾关系，折中取定试验条件，故此后试验定配料比为 1.1，此条件下渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％，能基本满足工业上对工艺指标的要求。图1  配料比对终渣含铅和烟尘率的影响     （三）反应温度对终渣含铅和烟尘率的影响     为减少烟尘量，必须严格控制炉内温度。如果能抑制铅及化合物的挥发，烟尘中氧化锌含量就会提高，就可以进入氧化锌系统进行处理。从沸点和平衡蒸气压分析，锌的挥发要比铅容易得多。如果试验中还原温度真正控制在1150～1200℃，Pb和PbO的蒸气压都只有1.3～6.7kPa，铅的挥发率不会如此高。     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间5h，配料比1.1。试验结果见图2。图2  反应温度对降低终渣含铅量，烟气烟尘率的影响     从图2可看出，其它试验条件不变时，渣含铅随温度的升高而降低，在1250℃有最小值，1300℃时反而渣含铅比其高。观察1300℃的试验现象，渣孔（从粗铅到渣表面）多，推测温度较高于渣熔点时，渣熔体流动性大，反应产生的气体更容易从渣孔隙跑出液面，同时使得渣中的铅及其化合物未能很好的沉降分离，所以渣含铅偏高；烟气烟尘率随温度升高而逐渐增大，1300℃时，烟气烟尘率高达48.82％。烟气烟尘率太高，对后续的收尘系统是个负担，会导致生产成本增加，严重时，会造成烟尘积压。综合考虑后选定温度为1250℃。     （四）反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。试验结果见图3。图3  反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     从图3可以看出，随着反应时间的延长，交互反应进行得越彻底，渣、铅分离沉降时间长，分离效果更好，则渣含铅逐渐减少；而烟气烟尘率逐渐增加。反应时间短，能缩短排渣周期时间，能提高床能率。试验时间为3h条件下，渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％。     （五）反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，时间3h，配料比1.1。试验结果见图4。图4  反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     从图4可看出，随反应温度的升高，各种化合物和金属的挥发量增多，粗铅产率从27.23％降至14.62％，产渣率也逐渐减小。故反应温度不易过高，折中选择1250℃为较好，此条件下，粗铅产率22.76％，产渣率43.61％。     （六）反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     固定渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。反应时间对粗铅产率（占点炉料）和渣产率的影响结果见图5。图5  反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     从图5可以看出：(1)随着反应时间的增加，粗铅产率从19.23％升至25.83%。时间长有利于渣铅沉降分离，同时能让其它各种金属化合物有足够时间发生还原反应，再以金属状态进入粗铅；(2)渣产率逐渐减少。时间长，渣中易挥发的化合物及被产出的气体气泡带走的物质则更多的进入烟气烟尘中，增加了收尘负荷。时间为3h时，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。     （七）其它反应效果的比较及分析     不同试验条件下，反应后，其它各成分含量变化不大。粗铅中的铅含量95.01％～96.12％；Ag含量0.28%～0.36％；S含量0.11％～0.19％；铜含量0.31％～0.56％。铅渣其它成分含量：S含量1.89％～2.37％；Zn含量2.47％～6.33％。且呈现渣含铅低，则含Zn亦低的试验现象。推测在相同工艺条件下，原料中铅化合物和锌化合物与其它物质之间发生的反应机理相似，故两者在铅渣和烟尘中呈正比例含量关系。随着反应时间的延长和反应温度的提高，各种化合物逐渐分解，易挥发物更多的进人烟尘，渣中较难挥发物SiO2、FeO、CaO的含量都有稍微增加的趋势。在渣含铅     四、结论     在熔池熔炼还原段采用铅精矿和富铅渣的交互反应可满足工业实践的各项经济技术指标。最优工艺条件：渣型三主要组成含量折算为FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，时间3h，配料比1.1。在此条件下可得到渣含铅2.61％，铅的回收率（以渣计98.21％，脱硫率91.5％，烟气烟尘率33.63％，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。

铅精矿在被鼓风炉熔炼之前必须把铅精矿在熔炼前进行预备作业即烧结焙烧，其目的：（1）除去铅精矿中的硫，如含砷及锑较多也须将其除去；（2）将细料烧结成块。     因此，在焙烧过程中，除进行氧化反应外，还必须使细料结块。这种同时完成两个任务的焙烧法，称为烧结焙烧或简称为烧结，而呈块状的焙烧产物称为烧结块或烧结矿。当用鼓风炉还原熔炼法处理块状富氧化铅矿时，不需要进行烧结焙烧，只要将矿石破碎至一定的块度，就可送往鼓风炉直接熔炼。如果要进行处理的不是块矿而是细碎的氧化铅精矿，仍须先行烧结或制团，然后才加入鼓风炉熔炼。铅精矿的烧结焙烧是强化的氧化过程，即将炉料装入烧结机中，在强制地鼓入或吸入大量空气的条件下，加热到800－1000℃，使之着火并继续燃烧，其中金属硫化物便发生氧化，生成各种金属氧化物和硫酸盐。

铁精矿中的磷杂质主要以磷灰石、胶磷矿形式存在，少量呈稀土磷酸盐矿物存在。虽然磷矿物的可浮性优于铁矿物，但二者的可浮性差别不大，因此一般尽可能采用磁选方法脱除粗粒嵌布的磷矿物，然后用反浮选脱除呈细粒嵌布的磷矿物。反浮选时一般加入大量水玻璃或适量淀粉以抑制铁矿物，用阴离子捕收剂浮选磷矿物，其适宜的pH值为10左右，并且矿浆加温有利于提高除磷效果。例如瑞典格兰耶斯贝里铁矿(Grangesberg )选厂和阿根廷耶巴公司（Hipasam)铁矿选厂等在工业上都采用了该工艺，铁精矿中的磷可分别从1％和0.45％降至0.016%和0.16%；我国包钢选厂铁精矿中的磷（稀土磷）从0.3％降至0.15％；梅山选厂铁精矿反浮选降磷试验结果表明，磷可从0.4%左右降至0.18%以下。虽然该方法是目前工业应用较多且简单的工艺，但一般浮磷泡沫中的铁损失较多，因此通常采用泡沫再经磁选回收再选的办法来减少铁份损失。 为了使磷矿物和硅质矿物一起脱除，可以采用在强碱性介质中(pH =11～12)、以淀粉作抑制剂、以Ca++作活化剂的阴离子捕收剂反浮选工艺。如娜威拉纳格鲁贝(Rana Grubery)公司对拉纳选厂的铁矿石进行了多种方案除磷工艺研究，最后认为采用该工艺的效果最佳，铁精矿品位可以提高至65％，含磷降至0.015％以下。 另外，对于微细粒嵌布的含磷弱磁性铁矿石，可以采用选择性絮凝脱泥-阴离子捕收剂（ca＋＋活化）反浮选工艺同时除磷、硅等杂质，如对美国蒂尔登（Tilden)铁矿石采用该工艺进行了试验，结果证明，该工艺的除磷效果好于选择性絮凝脱泥-阳离子捕收剂反浮选工艺。

浮选金精矿档次偏低，既构成资源的丢失，又严峻影响供应报价，太低卖不出，而“库存”会阻滞资金的活动和周转。笔者从事浮选工艺技术10年来，不管内部出产实践，仍是外部资源开发、矿企收买整合重组，不管训练沟通讨论，仍是承受咨询、作用辩论申报，都不同程度地触及金精矿档次问题。某矿企主矿体金的当选档次为1.62克/吨，浮选后所得金精矿档次为10.79克/吨，无法直接供应。所以以金精矿档次为题，对症下药分析、研讨以致进步它，事关黄金矿企的资源使用、选矿技术水平和运营管理效益。 矿藏组成与矿石氧化泥化程度 当矿石中金档次低及采矿围岩混入较高时，加强手选废石，或按份额调配较高档次的矿，都可进步当选档次。某黄金矿企对手选废石按1吨奖赏50元并严把验收关，使1.4克/吨的当选档次进步0.2克/吨。并按1:3配6—7克/吨矿，使蚀变岩与石英脉混合选别，金精矿档次由10克/吨上升至60克/吨。 某些矿石中金矿藏粒度散布粗细不均，应选用阶段磨浮流程; 当意图矿藏单体解离度不行时，可经过进步磨矿细度或增设精矿再磨作业处理; 当磨矿作业中发生很多过破坏物料使精矿档次下降时，可经过增加球磨机处理量和分级机返砂量，削减磨机小球等方法处理，问题严峻时要经过实验进行以球磨机规格型号为内容的技改，特别是球磨机筒体长度的优选; 多种矿藏附近的可浮性，也会导致精矿中互含高而影响精矿质量，对此可选用有用的按捺剂来按捺一种矿藏，浮选另一种矿藏，可使用矿藏可浮性差异，改动选矿流程，削减矿藏互含，在优先或等可浮浮选流程中，对榜首、二种矿藏选用捕收力较弱、挑选性较好的捕收剂或实施饥饿式给药的弱捕收准则，最大极限地削减无用矿藏的上浮，以便进步榜首种矿藏的精矿质量。 含金多金属矿石的浮选，以金为主，银、铅、锌伴生，或合理而有用的药剂准则，或合理的工艺流程，或参加中间选别作业收回粗粒金单体，又用重选设备(短锥旋流器、摇床等)从浮选混合精矿中收回单体金，还有预选收回金、从浮选尾矿中收回金以及把金收回到黄铁矿精矿中去。某矿企含银铅低档次金矿石，经过小实验优选出捕收剂乙硫氮及单耗69.82克/吨，流程未作任何改动，就完成了金属单选改多选，尽管原矿、精矿金档次分别为1.0克/吨、8.8克/吨，金精矿掺配每吨三五十克的磨后富矿，仍可供应给冶炼厂。 氧化泥化严峻的矿石，浮选前可用高压水、低堰式螺旋分级机或水力旋流器进行预先脱泥，必要时增设洗矿流程，加少数起泡剂可脱出易浮泥，当泥中含金属时，则需独自浮选或送水冶处理。此类矿石浮选最好选用稀矿浆，增加矿泥涣散剂，像水玻璃、六偏磷酸钠、苏打与苛性钠等，水玻璃可在矿表生成亲水性薄膜，减轻矿泥的絮凝罩盖，削减捕收剂的吸附，六偏磷酸钠可与钙、镁及多价金属离子生成络合物，然后按捺含这些离子的矿藏，苏打和苛性钠能按捺钙离子，活化被石灰按捺了的黄铁矿。还可分段分批加药，在经过当地环评的前提下，推重收回率高、能就地产金的全泥化——炭浆法工艺技术。 流程设备与药剂操作 浮金流程比较简单，跟着愈低档次的当选和矿石性质的杂乱化，浮选流程也应多样化。优先富集作业，还有适于低档次浮选的分支浮选流程已获得成功并广泛使用，当选矿浆流分支，将其中一支的富集产品给入另一支浮选作业，可进步后一支的当选档次，由富集比金精矿档次随之进步。如富集比为6—7的某金矿选厂，当原矿金档次经过分支浮选流程由1.5克/吨进步到2.5克/吨后，金精矿档次会由9—10克/吨进步到15—18克/吨，这一改动非常明显。选用新式浮选设备应巨细并重、粗细选分，特别是适于粗粒浮选的新式浮选机在粗磨矿机与分级机间替代混与重选收回粗粒金，可战胜污染、不稳定的重选、中矿多流程长金丢失大的问题。用改进的新式浮选柱收回细粒矿藏、细粒金也得到完成。 选矿药剂使用不妥也会构成精矿档次不高。或松醇油用量过大，泡沫发粘，构成机械地搀杂脉石，或捕收剂挑选性差乃至过期、用量缺乏等，还有介质调整剂挑选或用量不妥，都应对应地调整过来。有时调整矿浆的酸碱度也会获得出其不意的作用。石灰与水构成的呈碱性的矿浆酸碱度调整剂，加快黄药的解离，使之发生更多的黄原酸阴离子，掩盖在有用成份表面，使其疏水上浮，一起按捺黄铁矿和表面微氧化的方铅矿，使其脉石部分亲水进入尾矿。作为调整剂，石灰乳还可消除有害离子的影响，涣散聚会矿泥。某黄金矿企在相同的原矿档次下，经过吨矿1.5—2.0公斤石灰的加量，使矿浆PH值由中性7上升至碱性8—8.5，就这一小小地改动，使金精矿档次由每吨20克以下上升至50克，月增产1.26公斤，削减精矿外销运输量节资7.2万元，月加价供应其时创效15.6万元，创出了可观的经济效益。甘肃某多金属矿从尾矿中浮选硫，一向收效甚微，当用稀释后5%的硫酸把矿浆PH值由中性7降至3时，成效非常明显。 选金药方比较简单，有的已不能适应杂乱矿石的需求。混合用药的杰出作用与矿藏表面的不均匀性及各种药剂之间的相互作用有关，可增加矿藏表面捕收剂的掩盖密度，使各种捕收剂间相互作用发生共吸附，然后改进浮选作用，进步浮选目标。别的浮选工艺中要增加对某些脉石矿藏有按捺作用的水玻璃、六偏磷酸钠、羧甲基纤维素等药剂，对很多易浮脉石矿藏和矿泥、对非金属矿藏绢云母和白云石可浮性很强的，都要采纳强有力的按捺技术办法。操作中精矿作业质量分数大，粗精矿出量大，还有精矿刮出量大、产率大，浓度过大，都会使精矿档次下降。充气过量，泡沫增多，槽中矿浆不平稳，影响精矿质量。精选槽液面过低或过高引起泡沫层太厚或太薄，也会影响精矿档次。都应采纳相应的办法加以战胜。  各黄金矿企一定要结合各自的矿石性质、矿石可选性实验和出产实践经验灵敏使用上述技术办法，切莫照抄照搬，否则会拔苗助长。只要这样，才干使浮选金精矿档次得到程度不同乃至大幅度地进步，才干归纳收回有用使用矿产资源、进步浮选工艺技术水平、增创明显的运营效益。

铁精矿中有害杂质硫一般以黄铁矿和磁黄铁矿的形式存在，以黄铁矿形式存在的硫可通过加黄药浮选或磁选即可脱除，而以磁黄铁矿形式存在的硫，因其具有强磁性，且其可浮性易受各种因素的影响，因此难于脱除。国内外研究和实践证明，磁黄铁矿表面易于氧化（生成铁的氢氧化物）、泥化、磁团聚等，大大降低了其可浮性，为此在浮选除硫时，一般采用加酸擦洗表面、加分散剂分散、脱磁、多段活化、强化捕收等措施来提高其脱除率。

1号电解铅 :Pb含量不小于99.994% ； 2号铅: Pb含量不小于99.99%； 粗铅:  硫化铅矿氧化脱硫-去渣-粗铅.粗铅Pb纯度在96%-98%； 还原铅：以废铅做原料，重新回炉冶炼而得，PB含量通常在96%~98%左右，也可做为生产电解铅的原料。   再生铅：蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例，因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。 再生铅主要用火法生产。例如,处理废蓄电池时,通常配以8～15%的碎焦，5～10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂，在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。 铅精矿：矿石经过经济合理的选矿流程选别后，其主要有用组分富集，成为精矿，它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比（如铜、铜、锌等）表示，有的以重量比（如金矿以克／吨）表示。它是反映精矿质量的指标，也是制定选矿工艺流程的一项参数。

闪速炉脱硫率高且易于控制，对铜精矿含铜、硫品位无特殊要求，一般均可产出规定品位的铜锍。     但杂质铅、锌、砷、锑、铋等应控制。铅、锌将降低闪速炉烟尘的熔点，使之易于粘结废热锅炉管壁。精矿含砷高，将增加工厂处理含砷烟尘及废酸的负担。精矿含锑、铋高，则阳极铜含锑、铋高，将增加电解精炼净液工序的负担，并影响电解铜质量。     闪速炉渣若经浮选处理，获得渣精矿可返回闪速炉。     各厂闪速炉熔炼铜精矿及浮选渣精矿成分实例分别见表1和表2。 表1  闪速炉熔炼铜精矿成分实例，%厂名CuFeSPbZnAsSbBiSiO2贵冶21～2228～2932～330.4～0.50.6～1.20.250.060.076～6.5哈里亚瓦尔塔23～2524～2927～320.2～0.41.5～2.56～7足尾25.427.830.41.42.60.6小坂2127334.33.60.530.110.04巴亚马雷1128351.530.59东予30.824.329.70.41.10.143～5佐贺关3023280.250.60.14玉野28.324.930.80.20.90.0913汉堡26～3218～2823～330.1～0.50.5～20.16～7日立25.7225.1029.571.222.535～6萨姆松22.629350.52.70.17凯特里213526韦尔瓦2528330.520.13伊达哥2327370.11.06格沃古夫28.52.910.41.70.40.05718.5温山29.326320.31.00.1卡巴卡里32.820.226.30.20.2伊萨贝拉28.626.930.10.20.80.09圣马纽尔28.3528.4633.615.96奥林匹克坝54.811.619.63.5 表2  浮选渣精矿成分实例，%厂名CuFeSPbZnAsSiO2备注贵冶36.529.69.61.60.90.1211转炉渣哈里亚 瓦尔塔35～4219～256～80.5～0.81.5～2.017～19闪速炉+转炉渣足尾24.732.24.53.03.90.110.5转炉渣小坂392211转炉渣巴亚马雷13～14闪速炉+转炉渣东予36.5265.71.52.10.4112.6转炉渣佐贺关303080.3514.3转炉渣玉野2730713转炉渣萨姆松1939130.21.10.317闪速炉+转炉渣伊萨拉4027.810.60.20.20.2411.6转炉渣圣马纽尔33.7327.1113.1314.13闪速炉+转炉渣奥林匹克坝601713闪速炉渣

一、铁精矿反浮选除硫。铁精矿中有害杂质硫一般以黄铁矿和磁黄铁矿的方式存在，以黄铁矿方式存在的硫可通过加黄药浮选或磁选即可脱除，而以磁黄铁矿方式存在的硫，因其具有强磁性，且其可浮性易受各种因素的影响，因而难于脱除。国内外研讨和实践证明，磁黄铁矿表面易于氧化(生成铁的氢氧化物)、泥化、磁聚会等，大大降低了其可浮性，为此在浮选除硫时，一般选用加酸擦拭表面、加涣散剂涣散、脱磁、多段活化、强化捕收等方法来进步其脱除率。二、铁精矿反浮选除磷。铁精矿中的磷杂质主要以磷灰石、胶磷矿方式存在，少数呈稀土磷酸盐矿藏存在。尽管磷矿藏的可浮性优于铁矿藏，但二者的可浮性不同不大，因而一般尽可能选用磁选方法脱除粗粒嵌布的磷矿藏，然后用反浮选脱除呈细粒嵌布的磷矿藏。反浮选时一般参加很多水玻璃或适量淀粉以按捺铁矿藏，用阴离子捕收剂浮选磷矿藏，其适合的pH值为10左右，而且矿浆加温有利于进步除磷作用。例如瑞典格兰耶斯贝里铁矿(Grangesberg)选厂和阿根廷耶巴公司(Hipasam)铁矿选厂等在工业上都选用了该工艺，铁精矿中的磷可分别从1%和0.45%降至0.016%和0.16%;我国包钢选厂铁精矿中的磷(稀土磷)从0.3%降至0.15%;梅山选厂铁精矿反浮选降磷实验成果表明，磷可从0.4%左右降至0.18%以下。尽管该方法是现在工业使用较多且简略的工艺，但一般浮磷泡沫中的铁丢失较多，因而一般选用泡沫再经磁选收回再选的方法来削减铁份丢失。为了使磷矿藏和硅质矿藏一同脱除，能够选用在强碱性介质中(pH=11～12)、以淀粉作按捺剂、以Ca++作活化剂的阴离子捕收剂反浮选工艺。如娜威拉纳格鲁贝(RanaGrubery)公司对拉纳选厂的铁矿石进行了多种计划除磷工艺研讨，最终以为选用该工艺的作用最佳，铁精矿档次能够进步至65%，含磷降至0.015%以下。别的，关于微细粒嵌布的含磷弱磁性铁矿石，能够选用选择性絮凝脱泥-阴离子捕收剂(ca++活化)反浮选工艺一起除磷、硅等杂质，如对美国蒂尔登(Tilden)铁矿石选用该工艺进行了实验，成果证明，该工艺的除磷作用好于选择性絮凝脱泥-阳离子捕收剂反浮选工艺。三、铁精矿反浮选除氟和碱金属氧化物(Na2O、K2 O)。铁精矿中的氟一般以萤石或稀土氟化物的方式存在，一般在碱性介质中，以很多水玻璃或适量淀粉按捺铁矿藏，选用阴离子捕收剂反矿藏，如我国包钢选厂铁精矿选用阴离子捕收剂反浮选工艺除氟，以水玻璃作为涣散和按捺剂，铁精矿中的氟含量可从1%～2.4%降至0.65%左右，但仍然存在着铁份丢失较大和除氟率不高级问题。别的，还能够选用在强碱性介质中加淀粉作按捺剂、加Ca++作活化剂、以阴离子捕收剂一起浮氟和硅的工艺。铁精矿中的碱金属氧化物主要以含碱金属硅酸盐矿藏的方式存在(如长石类矿藏等)。依据该类硅酸盐矿藏的物理化学性质特色，一般选用阳离子捕收剂反浮选工艺，一起研讨证明，参加有利于进步碱金属氧化物的脱除率，但需求延伸浮选时刻，以确保铁精矿中含硅矿藏的浮出。

1号电解铅 :Pb含量不小于99.994% ；2号铅: Pb含量不小于99.99%；粗铅: 硫化铅矿氧化脱硫-去渣-粗铅.粗铅Pb纯度在96%-98%；还原铅：以废铅做原料，重新回炉冶炼而得，PB含量通常在96%~98%左右，也可做为生产电解铅的原料。 再生铅：蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例，因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。 再生铅主要用火法生产。例如,处理废蓄电池时,通常配以8～15%的碎焦，5～10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂，在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。铅精矿：矿石经过经济合理的选矿流程选别后，其主要有用组分富集，成为精矿，它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比（如铜、铜、锌等）表示，有的以重量比（如金矿以克／吨）表示。它是反映精矿质量的指标，也是制定选矿工艺流程的一项参数。

浮选选机通过多年的工艺改善和出产实践，结合老练的选矿工艺，在浮选铜钼方面，有着得天独厚的经济优势。碎矿体系选用三段一闭路的流程，给矿粒度为0-1000mm，产品粒度保持在14mm以下，较好地完成了多碎少磨的规划准则。磨矿流程为一段闭路磨矿，分级溢流细度在55%左右。浮选流程在多年的出产过程中逐渐优化，我国多家规划院曾对铜矿矿石做过屡次选矿实验，各种实验均标明选用部分混合优先浮选铜和钼，然后再选钴和进一步收回铜的流程较好，在出产实践中也得到证明。在浮选时，用石灰作按捺剂，首要按捺钴黄铁矿，用轻柴油作捕收剂，2#油做起泡剂，优先浮选得到铜钼混合粗精矿，铜钼混合粗精矿经再磨后进入精选，然后再进行铜钼别离，别离时抑铜浮钼，用作按捺剂。浮选铜钼后的尾矿用黄药作捕收剂选钴和另一部分铜，铜钴粗精矿经精选后进入钴再磨，然后用丁胺黑药做捕收剂进行铜钴别离。再出铜精矿兼并得到混合铜精矿。

一、导言     乌拉嘎金矿是采、选冶联合出产厂商，有东、西露天采矿厂两座，有选矿厂两座，一座选矿工艺为浮选－金精矿化－锌粉置换，另一座为炭浆厂。     浮选厂现有工艺流程的金总收回率仅为75%左右。十几年来国内外各研讨院所对该矿矿石进行了很多的实验研讨，成果证明，构成选矿收回率偏低的首要原因是金的嵌布粒度微细，在机械磨矿条件下很难使包裹在脉石或黄铁矿中的金解离或露出。浮选厂每天产出金精矿100t左右，化尾矿金档次7g/t左右，每年丢失的金属量高达200多kg。曩昔这部分化尾矿与浮选尾矿合并排至尾矿坝中。为了进一步收回化尾矿中丢失的金，经过很多的实验和证明，对尾矿选用预先富集、焙烧制酸、烧渣化工艺流程处理是最经济有用的办法。为此，于2003年2月对浮选厂进行了相关的技术改造。     二、浮选厂工艺流程及选矿目标     依据矿石性质，为了使浮选取得较好目标，加强了碎矿、磨矿作业。破碎选用三段一闭路工艺流程，磨矿选用二段闭路工艺流程，浮选作业选用一次粗选、二次精选、二次扫选，浮选精矿再磨后进入化作业。选矿工艺流程见图1。选厂出产目标见表1。 表1  浮选厂首要技术目标矿石处理量/(t·d-1 ) 原矿档次/(g·t-1) 精矿档次/(g·t-1) 精矿产率/% 浮选收回率/% 化浸出率/% 置换率/% 洗刷率/% 总收回率/%1500 3.5 45 6-7 85 87 99.9 99.2 73.4    三、实验研讨     针对乌拉嘎金矿的矿石性质，国内外多家科研院所对其进行了很多的实验研讨工作。进行了多种选别办法的比照实验，多种新式捕收剂的比照实验，并于2001年又进行了选矿全流程的体系调查及小型实验。实验成果证明：该矿石选用惯例选矿工艺，选矿出产技术目标均没有明显进步，总结曩昔的研讨成果和出产实践，咱们将研讨要点转移到化尾矿进一步收回金和归纳使用这方面来。     浮选厂化尾矿每天约100t，其粒度－325目占90%以上，金档次7g/t左右，硫档次20%左右。尾矿中首要金属矿藏为黄铁矿，铜、铅、锌等金属矿藏含量较低，其它矿藏首要有云母、石英及一些泥质矿藏。为了从化尾矿中进一步收回金，曾在排尾处铺设大溜槽和绒面溜槽，尽管溜槽精矿档次得到进步，但收回率很低，作业收回率＜10%，经济效益欠安。因为尾矿粒度细，选用跳汰机分选作用也不抱负。     为了进步化尾矿硫档次以及使其到达制酸等第，选用水力旋流器对其进行脱泥富集。     实验流程见图2，实验成果见表2。表2  旋流器脱泥分选实验成果矿样 称号实验办法产品称号产率/%Au档次/ (g·t-1)S档次/%收回率/%AuS西坑矿石化尾矿单一旋流器沉砂 溢流 化尾矿48.76 51.24 100.008.30 4.80 6.5126.00 16.07 20.9162.20 37.80 100.0060.65 39.35 100.00串联旋流器沉砂1+2 溢流 化尾矿51.79 48.21 100.008.32 3.80 6.1425.07 15.52 20.4770.14 29.86 100.0063.44 36.56 100.00氧化矿石化尾矿单一旋流器沉砂 溢流 化尾矿45.61 54.39 100.08.90 6.20 7.4332.88 18.67 25.1554.62 55.38 100.0059.63 40.37 100.00串联旋流器沉砂1+2 溢流 化尾矿56.51 43.49 100.008.84 5.50 7.3830.50 17.53 24.8667.65 32.35 100.0069.33 30.67 100.00         四、化尾矿归纳使用的技术改造工程     每年近3万t的化尾矿，金档次7g/t，硫档次20%，多年来悉数排放到尾矿库，不光经济上丢失，并且浪费了矿产资源。经过多方面实验和证明以为：选用旋流器脱泥富集、压滤机压滤、干矿送制酸、烧渣回来再磨化体系可归纳收回化尾矿中金、硫。化尾矿经焙烧后，被黄铁矿包裹的微细粒金在构成的赤铁矿空地中露出出来，有利于化浸出。实验成果表明，烧渣化作业金浸出率可到达65%左右，由此能够完成化尾矿归纳收回金、硫的意图。本次技改工程是在不损坏原有流程的基础上进行的。使用浮选厂的原有厂房，撤除部分搁置设备，增设旋流器分选和压滤体系，滤饼送硫酸厂制酸。技改工程已于2003年5月完毕。技术改造新增设备规格见表3。 表3  技改新增首要设备序号设备称号规格数量总价/万元1 2 3 4 5 6 7 8 算计压滤机 压滤给料泵 胶带运输机 砂泵 旋流器 旋流器 运输车 装载机  300m2 2.54cm B650L15 4PNJ225150      2 2 2 1 2 2 4 1  58.8 2.0 3.28 1.90 1.60 1.0 100.0 60.0 228.28         五、经济效益分析     经过此次流程改造后。可年产旋流器沉砂滤饼1.8万t，金档次8.5g/t，含硫25% ，烧渣化体系金收回率达60%。     （一）年产黄金：18×8.5×60% =91.8kg     （二）黄金产值：91800×85=780.3万元/a     （三）年产硫酸：18000t     （四）硫酸产值：18000×370=666万元/a     （五）年总产值：780.3+666=l446.3万元     （六）旋流器压滤体系年运营本钱： 25.66＋41.03=66.69万元(备件耗费及动力费)     （七）制酸本钱：150×18000=270万元/a     （八）烧渣化体系出产本钱： l10×18000=198万元/a     （九）运输本钱：运距230km，运价0.35元/t·km 年运费：18000×230×0.35=145万元     （十）其它出产费用：20万元/a     （十一）年出产总本钱：66.69＋270＋198＋145＋20=633万元     （十二）年可创赢利：1446.3－699.69=746.61万元/a     六、结语     乌拉嘎金矿浮选金精矿化尾矿中的金绝大多数是以微细粒包裹金嵌存于黄铁矿或其它金属矿藏中，选用惯例化工艺无法收回。经过实验和出产实践证明，化尾矿选用压滤、焙烧、{融酸、烧渣再磨后化工艺处理取得了杰出作用，使金总收回率进步了5.3%，每年添加黄金产值91.8kg，一起能够出产硫酸1.8万t，每年可添加赢利746.61万元，为厂商带来了可观的经济效益。     现在，选用的旋流器脱泥富集工艺，旋流器溢流中金和硫的丢失还比较多，往后还须深入研讨，寻求愈加合理有用的办法,以便取得最佳作用。

一、研讨项意图意图和含义： 锌是重要的有色金属原材料，现在锌在有色金属的消费中仅次于铜和铝，锌金属具有杰出的压延性、耐磨性和抗腐性。锌和许多金属能组成功能优秀的各种合金。最首要的是锌与铜、锡、铅等制成黄铜，用于机械制作业;锌与铝、镁、铜等制成压铸合金，用于制作各种精细铸件;钢铁及各种铸铁表面镀锌能避免腐蚀，含锌喷涂材料和各种抗腐蚀材料得到广泛应用;锌加工材是制作干电池的首要材料。锌的化合物，如氧化锌和立德粉是医药、橡胶、颜料和油漆等职业不行短少的原材料。 较常见的含锌矿藏是闪锌矿、磁闪锌矿、菱锌矿、硅锌矿和异级矿，一般可将锌矿石分为硫化矿和氧化矿两种。炼锌办法归结起来仍分为火法和湿法两类，全世界湿法炼锌的产值占金属锌总产值的85%以上。现在，湿法冶炼锌工艺中，电积工序是出产锌最要害的一步，它对本钱凹凸和电锌质量影响最大。电积进程溶液中有机物的量对电积操作目标的操控和环保具有重要的含义。进入电解液的有机物首要有三类：一类是为了改进阴极分出锌的物理化学质量、下降槽电压和改进工作环境而参加的有机增加剂，如胶、B-酚以及的磺酸盐等;另一类是从锌质料带入的，质料来至于矿藏的浮选，因而或许残存的有机物有：3号絮凝剂、黑药、、脂肪酸、胺类药剂等;还有一类是操作失误带入的，如：润滑油。有机物浓度过大，会影响电积进程的电流效率，乃至终究导致“烧板”，严重影响锌出产进程的正常进行和产品的质量，形成严重的经济损失。 炼锌质料首要是硫化矿，但由于含锌硫化矿日益减少，菱锌矿等含锌氧化矿得到开发用于提锌。传统处理硫化矿工艺中，火法和湿法都需求焙烧，浮选药剂在焙烧进程中蒸发分化，根本不会影响后续的电积进程。氧化锌精矿是指选用低档次的氧化锌矿，通过浮选出产出高档次的氧化锌矿，这种氧化锌精矿直接酸浸，浮选药剂有机物在浸出进程中进入溶液，致使电积出产进程中发作“烧板”现象。因而，研讨氧化锌精矿浮选药剂的脱除办法，已成为当时氧化锌矿提取锌工业中亟待处理的严重技能课题。 本研讨的首要意图在于提出脱除氧化锌精矿浮选药剂的要害技能，技能计划简略、经济、易操作，并且安全环保，彻底处理电积锌出产中这一新的技能难题，使出产正常进行，对开发使用低档次锌氧化矿具有严重的现实含义。 二、 首要研讨内容、拟处理的要害技能问题： 针对氧化锌精矿直接酸浸时，浮选药剂进入溶液，形成电积进程“烧板”的问题，本课题首要研讨内容如下： 1、研讨脱除浮选药剂的办法，如机械脱药法、解吸法等;       2、研讨脱除浮选药剂办法的最优工艺条件; 3、研讨浮选药剂浓度与电积“烧板”的联系; 拟处理的要害技能问题： 1、脱除浮选药剂对电积进程的影响; 2、脱除浮选药剂办法的挑选。 三、 拟选用的技能道路和实施计划： 氧化锌精矿脱除浮选药剂有二种途径：一是焙烧，使有机物蒸发或分化，但由于浮选得到的氧化锌精矿含水量高，焙烧办法脱除浮选药剂能耗较高;二是湿法，首要有氧化锌精矿直接脱去药剂和在浸出液中除掉药剂2种办法。详细技能道路和实施计划如下。 1、浮选氧化锌精矿—脱除有机物—硫酸浸出—锌溶液净化—电积。浸出前脱除，使有机物不进入锌浸出液。研讨技能关键为： ①混合精矿再磨。首要是使混合精矿中的连生体单体解离，一起脱除一部分药剂。 ②拌和。高浓度矿浆条件下，在拌和槽中拌和，依靠矿粒间的彼此冲突以脱除矿粒表面的药剂。 ③调整矿浆pH值和增加其它试剂。调至弱碱性、中性或弱酸性。浮选剂一般在强碱性介质中进行，调整矿浆pH可损坏药剂与矿粒的吸附平衡，使胺从矿粒上解吸下来。 2、浮选氧化锌精矿—硫酸浸出—脱除有机物——锌溶液净化—电积 。浮选药剂跟着锌的浸出进入浸出液，在浸出溶液中进行脱除。研讨技能关键为： ①增加某种阴离子试剂。氧化锌浮选药剂一般为阳离子捕收剂，增加某种阴离子试剂，沉积或吸附除掉浮选药剂 ②增加吸附剂如活性炭、活性氧化铝、作废的沸石催化剂等。使用吸附剂的吸附功能，除掉浸出液中过剩的浮选药剂。 ③离子交流柱。调理恰当的pH值，在阴离子交流柱上吸附浮选药剂，脱除有机物。

跟着现代钢铁工业日益开展，对入炉铁矿石的档次要求越来越高，铁矿石中杂质含量要求越来越严苛。铁矿石中钾、钠存在时，因为炼铁时钾、钠在高炉下部高温区蒸发，到上部又氧化进入炉猜中，在炉内循环堆集，引起结瘤，下降焦炭和矿石的强度[1]，一起严峻影响到高炉的使用寿命。某铁精矿含有害杂质钾、钠较高，K+Na含量到达0.8%左右，德国某闻名研究所从原矿开端进行选矿实验，没能成功地将有害杂质钾、钠下降到铁精矿的质量标准(0.3%)。长沙矿冶研究院经过对捕收剂进行改性和优化，选用反浮选对该铁精矿进行了降杂实验，取得了成功。 一、矿样性质 矿样的粒度测定为90%－0.075mm。矿样多元素化学分析成果见表1[2]。经显微镜下调查发现：脉石矿藏以钾长石和石英居多，其次是黑云母、绿泥石、方解石、重晶石等。长石多呈粒状，晶体粒度大多在0.02mm以下，表面遍及发作细微的高岭石化，肉眼下呈淡玫瑰赤色。石英的产出方式较为简略，常为不规则粒状，粒度0.02～0.1mm不等。铁矿藏根本解离，或部分以贫连生体出现。 二、实验室实验设备及药剂 （一）首要设备有XFD－63型系列单槽浮选机；XFD－76型挂槽式浮选机，标准筛。 （二）实验室首要药剂有HF调整剂、醚胺、NaOH、CaO、SA调整剂、SD抑制剂、AY－17阳离子捕收剂、Hoss阴离子捕收剂。 三、浮选实验及成果 反浮选是一种老练的提铁降杂工艺，在国内外各大钢铁公司的选矿厂得到了广泛应用。针对该铁精矿中的首要脉石是长石，长石浮选常用的捕收剂有油酸类、胺类，调整剂有等[3－4] 。 （一）药剂挑选实验 不同药剂准则下反浮选实验成果见表2。阳离子型捕收剂浮选温度为常温(20℃)，阴离子捕收剂浮选温度为30℃。从表2可看出，AY－17捕收剂的浮选降杂作用最好，醚胺阳离子捕收剂的浮选作用次之，Hoss阴离子捕收剂的降杂作用最差。考虑到药剂对环境的影响，挑选以SA，SD和AY－17作为反浮选的首要浮选药剂，并进行优化实验。 （二）SA调整剂用量实验 为了调查SA对浮选目标的影响，进行了SA用量的实验。固定药剂用量：SD用量133.3g/t，AY－17用量100g/t。实验成果见表3。 从表3可看出，当SA用量为零时，铁精矿的杂质含量都能到达要求；SA的添加能够大起伏添加浮选泡沫的产率，导致浮选泡沫档次升高，影响到铁的作业回收率，而铁精矿档次升高起伏不大，杂质下降起伏也不大。因而，能够考虑不添加SA调整剂。 （三）SD抑制剂用量实验 SD是常用的有用铁抑制剂，在铁精矿的反浮选中广泛应用，能够大起伏进步反浮选的分选功率。为了调查SD用量对浮选目标的影响，在AY－17捕收剂用量66.7g/t的条件下，进行了SD用量实验，成果见表4。从表4可见，跟着SD抑制剂用量的添加，精矿产率、铁回收率添加，精矿中的钾、钠也添加，但都在合格的规模之内，泡沫档次大起伏下降，精矿档次略为下降。 （四）AY－17阳离子捕收剂用量实验 在SD用量为133.3g/t的条件下，AY－17捕收剂用量实验成果见表5。 从表5可看出，跟着AY－17用量的添加，精矿档次升高，杂质钾、钠的含量下降，捕收剂用量只需66.7g/t，铁精矿档次到达TFe 69.93%，钾、钠下降至0.152%，彻底合格。 （五）浮选开路实验 挑选SD抑制剂用量133.3g/t，AY－17捕收剂用量66.7g/t，在20℃条件下进行了1次粗选，2次扫选开路实验，实验成果见表6。（六）浮选闭路实验 依据开路实验的成果，给矿在1次粗选、2次扫选条件下，能够得到合格的铁精矿要求，一起丢失的铁回收率也是在比较合理的规模。考虑到闭路泡沫回来部分残存捕收剂药剂，SD抑制剂用量挑选200g/t，AY－17捕收剂用量66.7 g/t，1次粗选、2次扫选闭路实验数质量流程见图1。四、定论 （一）高钾、钠铁精矿(K+Na含量为0.8%)选用反浮选能够到达提质降杂的作用，闭路实验取得了铁精矿档次70.24%，铁精矿中杂质钾、钠含量0.17%，低于0.2%的目标。 （二）AY－17能够作为钾、钠的有用阳离子型捕收剂。 参考文献 [1]李慧，钢铁冶金概论[M]．北京：冶金工业出版社，1993． [2]罗良飞，某低铁高钾钠铁矿选铁实验报告[R]．长沙：长沙矿冶研究院，2009． [3]胡为柏，浮选[M]．北京：冶金工业出版社，1992． [4]张鉴，樊丽琴，翟文华，等．包钢选矿厂提质降杂生产技能攻关[C]∥金属矿山杂志社．2002年全国铁精矿提质降杂学术研讨及技能交流会．马鞍山：金属矿山杂志社，2002：126－130．

云南某一大型矿山现在建成的单一浮选流程只能出产铜铅混合精矿，不能完成铜铅别离。而另建体系在选矿时完成铜铅一次性别离将会构成出资大、严重影响出产的问题。针对此现状，展开铜铅混合精矿浮选别离实验研讨，意图是寻觅一种有用的工艺技术，建一个小型的浮选厂对现有体系出产的混合精矿进行铜、铅别离，进步产品的附加值。 实验矿样含铜8.22%、铅28.87%、锌11.36%。经过多方实验研讨，终究选用脱药、硫酸调浆、硫代硫酸钠与硫酸亚铁组合按捺剂[1]抑铅浮铜，成功完成了铜铅的有用别离，获得如下选矿目标：铜精矿铜回收率90.66%、精矿档次20.01%、含铅2.66%、含锌3.46%，铅精矿铅回收率96.56%、精矿档次45.51%、含铜1.27%、含锌16.55%。 一、矿样性质 矿样为云南某矿山所产铜铅混合精矿，经筛析其细度为－741xm占95%，－45μm占81.2%。矿样中金属矿藏以硫化矿藏为主，首要矿藏有黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、辉铜矿等，还伴生有金银等稀贵金属，矿样多元素分析成果见表1。 表1  矿样多元素分析成果%二、浮选实验研讨 实验作业在实验室进行，实验设备为：XMB－67型200～240棒磨机，XFD－3L粗扫选浮选机，XFD－1.5L和1.0L精选浮选机。 （一）混合精矿脱药办法挑选 因为矿样为抑硫混选后得到的混合精矿，混选时参加的浮选药剂有部分存在于矿藏中，所以在铜铅别离实验前有必要先将这部分药剂脱除，结合矿石性质归纳研讨，实验选用脱药。经仔细调研，现在脱药办法有拌和脱药、再磨脱药、加温脱药[三种办法，经实验成果比照分析，再磨办法可到达较好的脱药作用，再磨细度－451μm占95%、用量9000g/t时的铜、铅分选作用较为抱负。 （二）铜铅别离药剂用量实验 传统的铜铅别离常运用重完成抑铅浮铜[2]，或运用完成抑铜浮，因为这些办导致环境污染，现在政府在出产中制止运用。为此，本次实验选用脱药，硫酸调浆，硫代硫酸钠与硫酸亚铁组合按捺剂来抑铅浮铜，详细药剂用量实验成果如下。 1、硫酸用量实验 硫酸用量实验成果见图1，实验成果表明，当硫酸用量大于3680g/t时，对铅的按捺作用变差，但硫酸的参加对进步铜档次和回收率有利，适合的硫酸用量为3680g/t，此刻矿浆pH5.5。图1  硫酸用量实验成果 2、硫代硫酸钠用量实验 硫代硫酸钠用量实验成果如图2，实验成果表明，硫代硫酸钠用量大于1200g/t时对铜铅的目标均发生晦气的影响，但小于1200g/tt时对铅的按捺作用欠好，因而适合的硫代硫酸钠用量为1200g/t。图2  硫代硫酸钠用量实验成果 3、硫酸亚铁用量实验 硫酸亚铁用量实验成果如图3，实验成果表明，硫酸亚铁用量添加会小幅度进步铜的回收率，一起进步尾矿中铅的档次，当硫酸亚铁用量到达5000g/t时可获得较好的铜铅别离作用。图3  硫酸亚铁用量实验成果 4、丁基黄药用量实验成果 丁基黄药用量实验成果如图4，运用捕收性较强的丁基黄药后铅在铜粗精矿中的回收率均在30%邻近，铜的回收率得到进步，其适宜的用量为60g/t。图4  丁基黄药用量实验成果 （三）精选Ⅰ药剂用量实验 首要进行了精选Ⅰ药剂用量实验，经实验得到精选Ⅰ较佳的药剂用量为：硫酸800g/t(此刻pH值为6.3)，硫代硫酸钠600g/t，硫酸亚铁1600g/t，丁基黄药30，松醇油5g/t。 （四）闭路实验 闭路实验流程见图5，实验成果见表2。图5  铜铅别离闭路实验流程 表2  铜铅别离闭路实验成果%三、结语与评论 1、针对该混合精矿的特征，经过多种计划的比较，选用组合按捺剂进行铜铅别离实验，能够到达铜铅别离的意图，并可获得较为抱负的分选目标，完成铜、铅有用别离。 2、使用脱药，硫酸调浆，与硫酸亚铁组合按捺剂进行铜铅别离，效，并且环保作用很好。硫代硫酸钠不只十分有 3、实验成果表明，浮选工艺准则施行便利、简单易行，所用选矿药剂均为惯例浮选药剂，较易在出产中施行。 4、因为矿石中锌的含量不高，分选难以构成合格的独自精矿产品，故本次实验未进行别离。 参考文献 [1] 艾光华,朱易春,魏宗武.组合按捺剂在铜铅别离浮选中的实验研讨[J].我国矿山工程,2005(5):11－12,16. [2] 秦永启,张文华.某铅锌矿选矿工艺实验研讨[J].湿法冶金,2004(6):98—100. [3] 邱廷省,罗仙平,陈卫华,等.进步会东铅锌矿铅锌选矿目标的实验研讨[J].金属矿山,2004(9):34－36.

浮选机分选生产工艺为一粗一精两段浮选、粗选中矿泡沫再磨再选工艺流程，浮选药剂为十二胺。现行浮选机生产工艺流程见图2所示。磁选精矿经泵送至浮选给矿箱，配加十二胺捕集剂后給入搅拌桶，搅拌后的磁精矿给入粗选浮选机，粗选浮选精矿进入精选浮选机，精选浮选机底流产品成为最终精矿经泵送至过滤车间脱水。粗选刮出的泡沫中矿经泵送至一段浓缩磁选机，经一粗一扫浓缩抛尾后，精矿给入球磨机进行磨矿，磨矿产品经泵送至脱水槽，脱水槽精矿給入二段磁选机，二段磁选机精矿经泵返回浮选机给矿箱再选。精选浮选机刮出的中矿泡沫直接经泵返回浮选给矿箱进人粗选浮选机再选。一段扫选磷选机、脱水槽、二段磁选机的综合尾矿給入盘式回收磁选机，回收机精矿经泵送至一段浓缩磁选机，盘式回收磁进机尾矿成为最终尾矿。 现行分选工艺存在的主要问题： (1)选别段数多。除一粗一精两段浮选机外，还采用五段磁选加中矿再磨工序，使得整个工艺变得较 长。 (2)工艺管理难度较大。采用阳离于十一胺捕收剂，浮选泡沫黏，工艺顺行难度大，影响分选效果。 (3)浮选效率低，生产成本高。由于泡沫发黏、浮选尾矿品位较高、设备多、流程长等因素的影响，显著 增加了生产成本。

酒钢选矿厂主要处理自有矿山－镜铁山桦树沟和黑沟矿区的铁矿石，现已达到年处理铁矿石650万t的生产能力。镜铁山铁矿石属典型的难选氧化贫铁矿石，具有矿石品位低、矿物组成复杂、嵌布粒度细的特点，铁矿物主要有镜铁矿、镁菱铁矿和褐铁矿，少量磁铁矿；脉石矿物主要为碧玉、重晶石、铁白云石和石英，矿体围岩为千枚岩。       酒钢选矿厂原设计采用全焙烧磁选工艺处理镜铁山铁矿石，在工艺演变过程中逐渐形成了块矿焙烧磁选（150～15mm粒级）、粉矿强磁选（15～0mm粒级）的工艺格局。块矿焙烧设备为100m3鞍山式还原磁化焙烧竖炉，焙烧流程为闭路磁化焙烧；磨矿工艺为两段阶段磨矿，磨矿细度为－200目占85%；选别工艺为单一弱磁选、五段选别流程，其中第一次和第三次选别采用脱水槽，其它作业为弱磁选机。由于矿物组成十分复杂，有用矿物菱铁矿及其次生变化矿物褐铁矿中因含镁、锰、硅、铝等杂质，导致理论铁品位低。主要脉石矿物碧玉（含铁10.45%）、铁白云石（含铁10.56%）及围岩铁千枚岩（含铁6.7%～10%）因为含铁，缩小了与铁矿物的分选差异，造成选矿工艺难度大，而原有生产工艺又相对单一，磨矿粒度偏粗，铁精矿质量一直处于落后水平。改造前焙烧磁选精矿品位为56.5%左右，SiO2＋A12O3含量在11%左右，强、弱磁综合精矿品位只有52.50%（扣除烧损为57.00%）左右，致使酒钢高炉入炉品位长期处于全国倒数水平，严重影响了炼铁的技术指标和经济效益。       一、阳离子反浮选试验研究       为了提高铁精矿的品质，酒钢与长沙矿冶研究院合作进行了大量的研究，为焙烧磁选精矿提质降杂改造提供了依据（表1）。1997年采用混合胺作捕收剂在实验室完成了酒钢焙烧磁选精矿阳离子反浮选试验，取得了初步成效；2005年上半年，采用GE－609作捕收剂在实验室进一步完成了反浮选提质降杂研究，药剂消耗大幅度下降，泡沫性能和工艺指标明显改善。在此基础上，于2005年下半年对选矿厂焙烧磁选二次磁选精矿进行了阳离子反浮选半工业分流试验，取得了显著的效果，在严冬季节、常温条件下，72h稳定试验结果表明，一次粗选、一次精选、四次扫选反浮选流程指标为精矿品位61.82%，SiO2含量5.46%，作业回收率93.98%。与同期单一磁选流程生产指标相比，精矿铁品位提高4.05%，SiO2降低4.65%。   表1  焙烧磁选精矿阳离子反浮选历次试验结果    %试验时间 /a规模捕收剂给矿 品位精矿品位尾矿 品位回收率较给矿品位提高幅度TFeSiO21997 2005 2005小型 小型 半工业混合胺 GE－609 GE－60956.36 55.26 56.5360.54 60.40 61.82  5.52 5.4629.81 20.41 24.2092.81 95.25 93.984.18 5.14 5.29       二、阳离子反浮选生产实践       根据半工业分流试验结果，2007年酒钢对选矿厂焙烧磁选系统进行了阳离子反浮选提质降杂改造，改造后的工艺流程为三段阶段磨矿、四次磁选－阳离子反浮选流程，也就是在弱磁选五次选别的基础上，取消第五次选别，将第四次磁选的精矿引入再磨－反浮选系统。再磨作业由球磨机与水力旋流器组成磨矿分级回路，浮选流程为一次粗选、一次精选、四次扫选反浮选流程。改造工程于2007年3月开工建设，至2007年12月建成投产，2008年4月完成工业调试并实现达产达标。       （一）工业调试结果       工程投产后，首先进行了自动控制调试，内容包括泵池液位自动控制、磨矿自动控制、浮选液位自动控制、浓缩自动控制、自动配药及生产执行系统（MES）调试，在此基础上对磨矿、浮选的主要工艺参数进行了试验，确定了适宜的工艺参数范围。在选矿厂满负荷生产的情况下，2008年4月26日－29日进行了连续72h的稳定试验，结果见表2，数质量流程指标见图1。   表2  工业生产稳定试验指标指标类别铁品位/%精矿含SiO2/%浮选作业选比/倍作业回收率/%品位提高幅度/百分点给矿精矿尾矿初步设计指标 60.50  1.16094.00  工业生产稳定试验指标55.7660.6124.165.761.15494.234.85    图1  酒钢焙烧磁选铁精矿阳离子反浮选数质量流程       表2表明，在浮选给矿品位55.76%的条件下，精矿品位60.61%，SiO25.76%，尾矿品位24.16%，浮选作业回收率94.23%。与设计指标相比，精矿品位和作业回收率均达到了设计指标；与原有单一磁选工艺相比，增加反浮选后精矿品位提高4.04个百分点，SiO2含量降低4.74个百分点。       （二）生产指标       调试结束后，该工艺进入正常生产阶段。4个多月来，生产过程稳定，泡沫输送顺畅，在易选矿石比例下降、矿石可选性趋于劣化的情况下，生产指标基本上保持了调试水平（表3）。   表3  工业生产指标时间铁品位/%精矿含SiO2/%精矿产率/%作业回收率/%品位提高幅度/（百分点）给矿精矿尾矿2008年4月 2008年5月 2008年6月 2008年7月 平    均55.57 55.04 55.55 54.61 55.1960.01 59.75 60.23 59.96 59.9923.43 21.75 22.53 22.91 22.666.19 6.61 6.17 5.83 6.2087.76 87.60 87.59 85.56 87.1494.77 95.10 94.97 93.94 94.724.44 4.71 4.68 5.35 4.80       三、铁矿阳离子反浮选的优缺点       生产实践表明，与阴离子反浮选相比，铁精矿采用阳离子反浮选具有如下优点：       （一）药剂制度简单。酒钢焙烧磁选精矿反浮选采用GE－609作捕收剂、淀粉作抑制剂、硫酸作调整剂，药剂制度相对简单。       （二）节能。GE－609具有耐低温的特点，要求最低浮选温度为8℃。上述半工业分流试验的矿浆温度为12℃，工业生产时冬季矿浆最低温度在15℃以上，完全符合常温浮选的要求。而阴离子反浮选一般要求矿浆温度达到30℃左右，必须加温。因此采用GE－609作为阳离子反浮选的捕收剂具有明显的节能效果。       （三）弱碱性介质浮选，水路不结垢。铁矿阴离子反浮选通常要求矿浆pH值在11左右，同时要添加CaO作活化剂，使环水的结垢性大幅度增强。而阳离子反浮选在中性或弱碱性条件下浮选，不加CaO，环水的结垢性不会增强。对酒钢矿石而言，由于原有环水的pH值偏高，在浮选前还要加硫酸降低pH值，环水的结垢性反而下降了。       （四）对脉石的适应性强，脱硅效果好。酒钢镜铁山铁矿石矿物组成复杂，脉石种类多样，采用阴离子反浮选时脱硅效果不好。而GE一609对碧玉、千枚岩、铁白云石和石英都有较好的捕收效果，对脉石的适应性强，脱硅效果好。       当然，事物总是一分为二的。铁矿阳离子反浮选也有缺点，那就是其泡沫不象阴离子反浮选的那么脆，泡沫的流动性没有阴离子反浮选的那么好，这也是大家常常最为关注的问题。从酒钢的生产实践看，这个问题确实存在，但是没有那么严重。采用GE－609作捕收剂，其泡沫没有原来想像的那么粘，只要泡沫输送设备和管路参数选择得当，生产顺行是没有问题的，酒钢8个多月的生产实践完全说明了这一点，这可能与GE－609的自身性能有关。       四、经济效益评价       （一）直接效益       与原流程相比，实施提质降杂改造后焙烧磁选精矿铁品位提高4.04%，SiO2降低4.74个百分点，每年少产生SiO210.25万t。付出的代价是选矿工序多消耗块矿18.61万t，浮选作业加工量215.44万t，需要增加原料费和选矿加工费合计9129万元。       烧结工序每年可节约石灰石18.8万t，少加工烧结矿24.32万t，两项合计节约成本1642万元。炼铁工序高炉入炉品位提高1.57%，焦比降低13.4kg/t，每年可节约焦碳6.7万t，增产生铁22.48万t，两项合计炼铁效益为17012万元。       从选矿至炼铁工序，公司整体合计降低成本9525万元，效益显著。       （二）节能减排效益       1、节能效益。实施提质降杂后，选矿工序每年增加电力消耗3142×104kW·h，折合标准煤3.86万t；烧结工序由于减少加工量和节约石灰石每年可节约标准煤1.16万t，炼铁工序由于节约焦炭可节约标准煤5.82万t，合计节约标准煤3.12万t。       2、减排效益。固体废弃物：实施提质降杂后，选矿尾矿堆置量每年增加34万t，由于精矿中SiO2含量明显降低，高炉渣量每年减少18万t。两者相抵，固体废弃物增加16万t。       二氧化硫排放：由于精矿中硫减少1678t，烧结工序可减少二氧化硫排放2181t，炼铁工序可减少二氧化硫排放1092t，由于节约焦炭，炼铁工序可减少二氧化硫排放1099t。三项合计可减少二氧化硫排放4372t。       温室气体排放：由于少消耗石灰石，烧结工序可以减少二氧化碳排放6.85万t；由于节约焦炭，炼铁工序可减少二氧化碳排放21.7万t。两者合计每年可减少二氧化碳排放 28.55万t。       污水排放：提质降杂需要增加尾矿污水78.4万t。这部分水随尾矿输送到尾矿坝处理，可以合格回用。       总体来说，虽然固体废弃物堆置量增加了，但是二氧化硫和二氧化碳排放量明显减少。因此，该工程对环境是有益的。       （三）其它效益       提质降杂改造后，铁精矿的其他杂质含量也有明显降低。其中K2O每年减少1789t，Na2O减少678t，S减少1854t，P减少180t，由此可以降低高炉碱负荷0.516kg/t，S负荷0.078 kg/t，P负荷0.038kg/t，从而有利于改善高炉炉况、降低钢铁料消耗。       五、结论       （一）酒钢选矿厂采用阳离子反浮选工艺对焙烧磁选铁精矿进行提质降杂改造，精矿品位提高4.04个百分点，SiO2含量降低4.74个百分点，从选矿至炼铁，每年可降低成本9525万元，各项指标已经实现达产达标。       （二）生产实践表明，在新型耐低温捕收剂GE－609的支撑下，阳离子反浮选具有脱硅效果好，对脉石的适应性强，药剂制度简单，不用加温，水路不结垢，生产顺行等优点，为难选氧化铁矿石提质降杂提供了一条新的工艺路线。       （三）应用铁精矿提质降杂技术不仅可以改善铁精矿质量，促进高炉指标进步，提高系统的经济效益，而且具有节能减排的作用，应当大力推广。

旋流－静态微泡浮选柱由中国矿业大学研制，曾获得2002年国家技术发明二等奖。其主体结构包括柱浮选段、旋流分选段、管流矿化装置3部分。整个设备为主体，柱浮选段位于柱体上部，它采用逆流碰撞矿化的浮选原理，在低絮流的静态分选环境中实现微细物料的分选，在整个柱分选方法中起到粗选与精选作用。旋流分选段与柱浮选段呈上、下结构连接，构成柱分选方法的主体。旋流分选包括按密度的重力分离以及在旋流力场背景下的旋流浮选。旋流浮选不仅提供了一种高效矿化方式，而且使得浮选粒度下限大大降低，浮选速度大大提高。旋流分选以其强回收能力在柱分选过程中起到扫选柱浮选中矿的作用。管流矿化装置沿切向与旋流分选段相连，对中矿进行循环分选。管流矿化装置利用射流原理，通过引入气体及将其粉碎成泡，在管流中形成循环中矿的气－固－液三相体系并实现高度絮流矿化。旋流－静态微泡浮选柱具有运行稳定、分选选择性好、效率高、处理能力大、电耗低、适应性强等特点。 将旋流－静态微泡浮选柱用于某矿强磁选精矿的反浮选取得了良好的效果。浮选柱试验在给矿铁品位为44.87%条件下，采用1次粗选、1次扫选反浮选流程，可以获得精矿产率47.80%、铁精矿品位67.41%、回收率71.52%的较好指标。与浮选机相比，在给矿品位和精矿品位基本相同的情况下，回收率提高了8.37个百分点，并且使采用浮选机时的1次粗选、1次精矿、3次扫选反浮选流程大大缩短。 本研究采用旋流－静态微泡浮选柱对某选矿厂含铁42.00%的混合磁选铁精矿进行反浮选提高精矿品位的实验室小型试验。 一、试样及浮选药剂 （一）试样及其性质 1、试样为取自某铁矿选矿厂的混合磁选铁精矿，其中的铁矿物主要是赤铁矿、磁铁矿和假象赤铁矿，脉石矿物主要是石英。试样的主要化学组成见表1，粒度分析结果见表2。 表1  试样主要化学组成成分TFeSiO2MgOCaOAl2O3含量42.0043.501.570.461.67 表2  试样粒度分析结果粒级/mm产率/%铁品位/%个别累计＋0.1540.529.609.60－0.154＋0.0907.899.919.89－0.090＋0.07437.7032.5928.45－0.074＋0.0537.1035.6229.41－0.05346.7956.2841.98合计100.0041.98从粒度分析结果可以看出，试样的细度为－0.074mm占53.89%。镜下观察可见，该细度下铁矿物与石英已经较好地解离（见图1），因此不需再磨。图1  不同粒级试样的矿物显微照片 因故图表不清，需要者可来电免费索取 2、浮选药剂 采用NaOH作为矿浆调整剂。调节搅拌桶中的矿浆pH值为11.0～11.5。 采用苛化淀粉作为铁矿物的抑制剂。配置苛化淀粉时，添加20%的NaOH，在90℃下搅拌1h，然后冷却并稀释到5%供试验用。 采用分析纯CaO作为石英的活化剂。 采用皂化油酸作为铁矿物的阴离子捕收剂。添加20%的NaOH对油酸进行皂化，皂化后稀释至10%供试验用。 二、试验装置 采用ф70mm×1600mm和ф70mm×1400mm两种规格的实验室型旋流－静态微泡浮选柱作为柱浮选设备。两种浮选柱均为有机玻璃管制成，前者用于反浮选粗选，后者用于反浮选扫选。 浮选柱试验采用30L搅拌桶作调浆设备，采用管道泵作为矿循环泵，采用蠕动泵控制给矿和排矿流量。 浮选柱试验时每次用样4kg。在搅拌桶中加热水进行调浆，调浆温度40℃。 对比试验采用实验室XDF型0.75L浮选机，每次用样200g，浮选浓度30%。 三、试验结果与讨论 旋流－静态微泡浮选柱和浮选机试验采用相同的药剂制度：NaOH用量0.9kg/t；苛化淀粉用量1.0kg/t，调浆5min；CaO用量0.38kg/t，调浆3min；皂化油酸用量0.35kg/t，调浆2min。 （一）旋流－静态微泡浮选柱和浮选机粗选对比试验 使用未经改进的旋流－静态微泡浮选柱（如图2所示）对矿样进行粗选试验，结果如图3所示。为了考察试验效果，在同样药剂制度下使用浮选机做了对比试验，结果如图4所示。图2  未经的旋流－静态微泡浮选柱图3  浮选柱粗选试验结果 ■－精矿品位；▽－尾矿品位；○－精矿回收率图4  浮选机粗选试验结果 ■－精矿品位；▽－尾矿品位；○－精矿回收率 对比浮选机和旋流－静态微泡浮选柱得粗选试验结果可以看出：在相同药剂条件下，浮选机精矿品位和尾矿品位稳定，精矿回收率也变化不大；而旋流－静态微泡浮选柱随着时间推移，尾矿品位逐渐升高，精矿回收率急剧下降。 旋流－静态微泡浮选柱精矿品位平均达67%左右，尾矿品位却平均在25%左右；而浮选精矿平均品位只有64%左右，尾矿品位平均在16%左右。 旋流－静态微泡浮选柱的精矿品位比浮选机的精矿品位高3个百分点左右，可见旋流－静态微泡浮选柱作为精选设备是具有优势的。 （二）旋流－静态微泡浮选柱一粗一扫闭路试验 为了解决旋流－静态微泡浮选柱1次粗选尾矿品位高的问题，采用2台旋流－静态微泡浮选柱，按图5流程进行了一粗一扫闭路试验。试验分别在5、10、15min时取样一次，结果如图6所示。图5  浮选柱一粗一扫闭路试验流程图6  浮选柱一粗一扫闭路试验结果 ■－精矿品位；▽－尾矿品位；○－精矿回收率 由图6可见，经旋流－静态微泡浮选柱一粗一扫闭路反浮选，精矿品位达到68%左右，尾矿品位降到12%以下，回收率在85%以上，效果比较明显，证明旋流－静态微泡浮选柱能很好地实现对某铁矿选矿厂低品位混合磁选铁精矿的精选。 （三）旋流－静态微泡浮选柱给矿口下移后的粗选效果 为了降低并稳定旋流－静态微泡浮选柱的粗选尾矿品位，对浮选柱结构进行了改造，即将浮选柱的给矿口下移，使用图7中所示的给矿口2进行给矿。给矿口下移后旋流－静态微泡浮选柱的粗选效果如图8所示。图7  改进后的旋流－静态微泡浮选柱图8  浮选柱给矿口下移后的粗选试验结果 ■－精矿品位；▽－尾矿品位；○－精矿回收率 由图8可见，下移给矿口并没有使旋流－静态微泡浮选柱得粗选尾矿品位降低，反而使浮选过程很不稳定。究其原因，可能是给矿口下移缩短了矿浆与上升气泡的逆向接触矿化时间，降低了矿浆与上升气泡的接触几率。 （四）旋流－静态微泡浮选柱增加脉动磁场后的粗选效果 由于试验矿样中含有一定量的强磁性铁矿物，因此在旋流－静态微泡浮选柱上增加了脉动磁场装置，使旋流－静态微泡浮选柱在原有的重力、浮力和旋流场作用基础上进一步增加磁力作用，以达到铁矿物与脉石矿物能更好地分离的目的。脉动磁系包括两组激磁线圈和一组中间脱磁线圈，其示意图见图7。 在上部激磁线圈形成的磁场作用下，矿浆中的强磁性矿物将发生磁团聚；磁团聚体受到磁力作用由柱体中心向激磁线圈靠近，同时由于磁团聚激磁线圈长大而在重力作用下向下运动；经过中间的脱磁线圈时，聚团被打开，矿粒呈松散状态，原来夹杂在聚团中的脉石矿物在上升旋流的作用下上升，磁性矿物继续下降后经过下部激磁线圈，再次形成磁团聚，最终在磁力作用下进入旋流分选区得到回收。 旋流－静态微泡浮选柱增加脉动磁场后的粗选试验结果如图9所示。可见，在脉动磁场作用下，粗选尾矿品位有较大幅度的降低，但是精矿品位不稳定。图9  浮选柱增加脉动磁场后的粗选试验结果 ■－精矿品位；▽－尾矿品位；○－精矿回收率 （五）旋流－静态微泡浮选柱在粗选尾矿品位降低的同时保持精矿品位稳定，在增加脉动磁场的基础上又增加了图7中所示的稳流管。同时增加脉动磁场和稳流管后的粗选试验结果如图10所示。图10  浮选柱同时增加脉动磁场和稳流管后的粗选试验结果 从图10可以看到，旋流－静态微泡浮选柱增加脉动磁场和稳流管后，粗选精矿平均品位达到67.85%，尾矿平均品位下降到16.45%，精矿平均回收率为79.22%，与浮选机粗选指标相比，尾矿平均品位接近，精矿平均品位提高近4个百分点，且选别指标比较稳定，结果令人满意。 （六）浮选机一粗一精一扫开路试验 为了更好地将改进后的旋流－静态微泡浮选柱与浮选机进行比较，按图11流程进行了浮选机的一粗一精一扫开路试验。试验结果见表3。图11  浮选机一粗一精一扫开路试验流程 表3  浮选机一粗一精一扫开路试验结果产品产率品位回收率精矿49.1368.0479.92精选尾矿13.8725.548.47扫选精矿9.6317.143.95尾矿27.3615.7910.33给矿100.0041.83100.00 对比表3和图10试验数据可以看到，浮选机需要经过一粗一精一扫3次选别才能达到的指标，改进后的旋流－静态微泡浮选柱只需要经过1次粗选就可以基本达到。 四、结论 （一）用旋流－静态微泡浮选柱反浮选某低品位磁选铁精矿，1次粗选就可以使精矿品位达到67%左右，但尾矿品位较高。 （二）在旋流－静态微泡浮选柱上增设脉动磁系后，可使旋流－静态微泡浮选柱在原有的重力、浮力和旋流场作用基础上进一步增加磁力作用，从而有效降低尾矿品位。 （三）在旋流－静态微泡浮选柱上增设稳流管，可将设备分为上部实现静态逆向接触矿化和下部实现旋流强化分离的两个明显区域，起到稳定分选过程和指标的作用。 （四）旋流－静态微泡浮选柱经过增设脉动磁系和稳流管的改进后，不仅精矿品位高，而且尾矿品位大大降低。因此，与浮选机相比，在获得相近选别指标的情况下，改进后的旋流－静态微泡浮选柱可减少作业次数，简化流程结构。

铁矿石中，主要铁矿物有磁铁矿和赤铁矿，主要脉石矿物为石英。精矿铁品位难以显著提高，主要原因是吸附在单体铁矿物表面的微细粒石英及矿泥难以通过磁选有效脱除而进入精矿，以及部分 铁矿物与脉石的微细粒聚集体因难以实现有效分散而进入精矿所致。怎样解决这一难题呢?以下是相关试验的简单过程和试验结论： 一、确定试验方式： 　 磨矿-弱磁粗选-强磁粗选-磁选混合粗精矿再磨-弱磁精选-强磁精选 二、试验结果：    1.抑制剂试验     (1)抑制剂种类试验：有机抑制剂分子量相对较大，亲水基团吸附于铁矿物表面可对铁矿物产生很好抑制效果。加入单一抑制剂时，得到的粗精矿铁品位和铁回收率分别达52.33%和92.2%。     (2)淀粉+腐植酸钠用量：粗精矿铁回收率有65.64%上升到94.11%，铁品位从55.98%下降至51.01%。    2.捕收剂试验     (1)捕收剂种类试验：选用OXP与C-1的组合为脉石矿物的捕收剂。     (2)OXP+C-1用量试验：确定粗选OXP+C-1用量为250+50g/t。    3.闭路试验      该流程处理，可获得铁品位66.17%、回收率86.52%的铁精矿 三、结论：     (1)铁矿物单体解离较充分，但由于微细粒的影响，进一步磁选难以获得合格的铁精矿。     (2)以淀粉+腐植酸钠组合为铁矿物抑制剂、OXP+C-1组合为脉石矿物捕收剂，采用1粗1扫3精、 中矿顺序返回流程处理该粗精矿，可获得铁品位为65.17%、铁回收率为88.14%的铁精矿。

铁精矿中的氟一般以萤石或稀土氟化物的方式存在，通常在碱性介质中，以很多水玻璃或适量淀粉按捺铁矿藏，选用阴离子捕收剂反矿藏，如我国包钢选厂铁精矿选用阴离子捕收剂反浮选工艺除氟，以水玻璃作为涣散和按捺剂，铁精矿中的氟含量可从1％～2.4％降至0.65％左右，但仍然存在着铁份丢失较大和除氟率不高级问题。别的，还能够选用在强碱性介质中加淀粉作按捺剂、加Ca＋＋作活化剂、以阴离子捕收剂一起浮氟和硅的工艺。 铁精矿中的碱金属氧化物主要以含碱金属硅酸盐矿藏的方式存在（如长石类矿藏等）。依据该类硅酸盐矿藏的物理化学性质特色，一般选用阳离子捕收剂反浮选工艺，一起研讨证明，参加有利于进步碱金属氧化物的脱除率，但需求延伸浮选时刻，以确保铁精矿中含硅矿藏的浮出。

浙江省遂昌金矿有限公司选用浮选金精矿化浸出工艺收回金，日处理原矿300 t，选用的工艺流程为两段－闭路碎矿－阶段磨矿－阶段选别－金精矿再磨－浸前浓缩－两浸两洗－贵液锌粉置换－滤渣压滤－贫液（部分回来）除外排。2000年完结小型全泥化浸出实验，2001年进行富氧助浸实验，2003年将原300t/d的浮选－化工艺改为150t/d的全泥化工艺。技改后，选用了多项新技能：贵液回来磨矿，边磨边浸；高高碱富氧浸出；陶瓷过滤机尾矿脱水；稠密机高效化改造；含污水零排放；在南边初次选用化尾渣干法堆置技能等，金、银收回率均进步4％。一起，将原浮选设备、场所改形成为全泥化、铅锌矿选矿工艺2个独立出产体系，节约出资费用，为铅锌矿选矿出产发明了条件。 一、原矿性质 矿石中有用矿藏为天然金、天然银及银金矿等。金银矿藏有金银矿、银金矿、天然金及辉银矿等，金约90％散布在金银矿中。金属矿藏首要为黄铁矿、磁黄铁矿、白铁矿、闪锌矿、黄铜矿及方铅矿等；脉石矿藏首要为石英、白云石及方解石等。原矿多元素化学分析成果见表1。 表1  原矿多元素分析成果  %AuAgSCuPbZnAs∑FeP1.005×10-32.55×10-23.360.050.060.160.084.630.032K2ONaOTiO2CaOMgOSiO2MnAl2O3酌减0.420.020.090.390.3380.460.472.50～3.703.26 金银矿藏多呈卵圆状、叶状、棒状和不规则树枝状，粒径多在0.01～0.038mm之间，最大粒径0.3mm，最小粒径为0.003mm。赋存状况有2种：包裹体方法，约占30%，绝大部涣散布在黄铁矿中，少数涣散在方铅矿、闪锌矿和黄铜矿晶体中，粒径一般小于0.01mm；连生体方法，约占70%，散布于脉石矿藏和金属硫化物间，粒径改变较大，在0.20～0.02mm之间。矿石属易选易浸矿石。 二、全泥化浸出工艺技能改造 全泥化浸出工艺流程如图1所示。图1 全泥化出产工艺流程图 （一）边磨边浸强化浸出工艺 从冶金动力学视点看，边磨边浸有着强化浸出的作用，使金的浸出时刻缩短。强化浸出的原因有：1、金的化络合反响是受涣散控制的反响，在边磨边浸进程中，磨矿介质与矿石颗粒之间存在激烈的碾磨作用，损坏或减薄了矿石中金微粒表面的涣散界面层，强化了CN-、O2分子及金络离子的涣散，然后加快了金的化络合反响。2、粗矿料在磨碎进程中使金微粒不断暴露出新鲜的表面，使表面反响活性进步，有利于化络合反响的进行。3、金颗粒不断被磨细，使溶解的表面积不断增大，然后缩短了金的溶解时刻。在出产实践中，不需预浸，将部分贵液直接回来球磨、分级溢流处，可完成整个体系水的循环运用，完成零排放。选用边磨边浸工艺，可浸出至少50%的金、银，能够进一步缩短浸出时刻，贫液作为浓缩机洗水，可有用下降排液中金的含量。为防止含液体的跑、冒、滴、漏，在流程中设置了报警及自动控制设备。 （二）陶瓷过滤机的运用 原选用的XMG300×1 250（300m2）厢式压滤机尽管结构简略，固液别离操作便利，但存在运转本钱高、滤饼水分高（达17.92%）、自动化程度低、人工劳动强度大、操作人员多、保护作业量大、简略喷浆、场所卫生差、滤液污浊等许多问题，而陶瓷过滤机是最近几年发展起来的用于固液别离的新式设备，有着自动化程度高、操作便利、脱水产品水分低(16.81%)等长处，在有色冶金职业得到了广泛使用。选用陶瓷过滤机处理全泥化尾矿，自动化程度高，操作便利，脱水彻底，滤液明晰，目标较为抱负。 （三）尾渣干法堆置 尾矿压滤、尾渣干法堆存工艺在国内黄金矿山的使用已有近10a时刻，实践标明。尾矿经压滤、干式堆存，能够给矿山带来显着的经济效益和社会效益，应大力推广。 黄金矿山，特别选用全泥化法的矿山，为尽量运用化废水以及收回和已溶金，都对尾矿压滤后选用干式堆存。浮选尾矿在尾矿库内的天然沉降有分级作用，粗粒沉于坝前，有利于排渗，而化尾渣（含水17%左右）粗细不分级，质地均匀，有利于固结（在没有外来水进入的情况下）而不利于排渗。化尾矿以干式堆存，没有外来水补给，自身无渗水可排，所以进步了稳定性。 对尾渣干堆的办理采纳了多项办法：1、树立截（排）水沟，将降雨形成的外来补给水彻底扫除在干堆场之外；2、加强堆场内坡面平坦、引水作业，将表面雨水以分区块设排水沟，以小流量（涣散）方法引到鸿沟排水沟中，树立中间高、向两边排水沟缓慢歪斜的地表面，防止积水；3、在堆积体上树立若干标识，守时进行变形监测；4、旱季时操作人员进入风险区域作业有必要采纳在必要的防护办法并在有人监护的情况下进行，不得独立进入风险区作业。5、备足漂以应急降解，一旦含的渗流水根偏高，影响总排目标时，则添加漂；6、有清晰的堆置次序、堆置要求；7、遇雨水降临，要做好化渣场的掩盖作业。 从2003年7月全泥化出产以来，对堆场渗水检测（绝大部分时刻没渗水）成果标明，下流水质和尾矿库总排目标比全泥化前有所改善，在2003年12月的环境评价中，得到了“对环境不会发生恶化的影响，其间Cu、Zn、Cd、Mn、CN-浓度有不程度下降”的定论。 （四）新增装备辅佐浸出—富氧体系 选用富氧浸出能够显着添加矿浆中溶解氧的含量，进步金的溶解速度，显着下降化尾渣金档次，不添加浸出设备，削减浸出槽数量、削减充气功率（制氧机功率小于空压机功率），下降电耗、炭耗、药耗。富氧浸出工艺只需8～16h就能得到与炭浸工艺（CIL）24h适当的浸出目标，金浸出率一般可进步1%～3%，下降用量10%～30%，然后进步浸出设备处理才能1倍以上，节约建造出资，下降出产本钱。出产标明，选用富氧浸出时刻到12h，浸渣档次均匀在0.50～0.80g/t；富氧浸出16h，金均匀浸出率为97.18%，超越非富氧浸出30h的目标。一起，依据贵液中银、铜含量高的特色，进行了高高碱浓度置换实验，作用较好。出产实践标明，置换后贫液中金质量浓度别离降到0.02和0.08mg/L以下。 三、结语 改善后的全泥化浸出技能的首要长处有： （一）工艺简略，中间环节少，中矿丢失少，有利于金属收回； （二）不需选矿，节约了浮选药剂和电耗，下降了出产本钱，也防止了浮选药剂对环境的污染； （三）不需预浸，石灰和可直接参加球磨机中，贵液直接回来球磨、分级溢流，为完成整个体系水循环运用，完成零排放供给有利条件； （四）浸出目标好，归纳收回率比选矿－化工艺目标高； （五）装备辅佐浸出－富氧体系，浸出时刻比传统工艺缩短一半； （六）化尾矿干法堆存，废水零排放。 改善前后的出产技能目标比照成果见表2。能够看出，选用全泥化浸出工艺，金、银总收回率均进步了4%以上，经济效益显着，并且无废水排放，尾渣可干式堆存，对环境无污染，有较好的环境效益。 表2 改造前后的工艺目标

在稀土精矿的生产上存在两大问题，严重影响了包头稀土 产业 的可持续发展。　　第一个是稀土精矿品位，产品单一，处理工艺也比较单一，稀土选矿厂生产的大部分是50%REO的精矿，处理工艺也是单一的浓硫酸焙烧工艺，给地区环境造成较大影响，黄河附近的稀土冶炼企业威胁黄河水源，处于半停产和全体等待迁徙的境地。如果稀土精矿品位提高到55%或60%以上，则从工艺上进行改变，就可从根本上改进和解决稀土冶炼企业的三废对环境带来的不利影响，因此改变稀土精矿产品结构，生产高品位稀土精矿是一项紧急和迫切的任务。　　第二个是稀土回收率太低，目前，用包头资源生产稀土精矿的选矿厂回收率不高，大部分选矿厂实际回收率都不超过60%，有的还要低，远远低于四川和美国同类选矿厂的水平，因此，提高包头资源稀土精矿回收率就更具有特殊的意义。其一是集中回收稀土矿物，使铁精矿的质量和回收率得到提高。由于铁精矿中的磷、氟严重影响了钢铁冶炼，铁的选矿回收率往往也是受到稀土矿物、萤石矿物等的影响，提高稀土精矿回收率对解决包头资源的全面综合利用具有重要的意义；其二是钍的回收利用得到保证，因为包头资源中的钍主要集于稀土矿物中，或者说绝大部分钍与稀土共生于稀土矿物中，要回收钍必须从稀土冶炼过程中回收，稀土回收率提高了，钍的回收率也提高了。而钍被认为是解决未来核能发电的长期核燃料来源，因此，提高稀土精矿回收率对钍的回收利用也具重要意义。其三是对放射性钍元素的环境影响也有很大的积极帮助，钍集中回收和利用，避免了放射性钍元素的扩散并避免对其他产品、空气、水源等造成污染和影响。在进行工业生产试验，本试验的目的就是既要提高稀土精矿品位，又要同时提高回收率。用不同工艺生产稀土精矿品位53%和59%的产品，回收率分别达到84%和90%以上，而且由于精矿品位和回收率的大幅提高，产品档次提高，生产效率提高，使选矿的经济效益大幅增长。这次提高稀土精矿品位和回收率的试验是在选矿闭路串级理论的基础上进行的，而这一理论又是在稀土萃取串级理论的基础上完成的，根据这一理论，对某一种选矿体系，可以通过计算和设计来达到我们人为要想达到的技术指标，这一理论的应用已经得到实验的证实，如能推广应用，对提高矿产品的质量和回收率是很有意义的，对矿产资源的节约利用和发展循环经济也将具有重要的意义。更多有关稀土精矿的内容请查阅上海 有色 网

锌是微量元素的一种，在人体内的含量以及每天所需摄入量都很少，但对机体的性发育、性功能、生殖细胞的生成却能起到举足轻重的作用，故有&ldquo;生命的火花&rdquo;与&ldquo;婚姻和谐素&rdquo;之称。人体正常含锌量为2-3克。绝大部分组织中都有极微量的锌分布，其中肝脏、肌肉和骨骼中含量较高。锌是体内数十种酶的主要成分。锌缺乏时全身各系统都会受到不良影响。尤其对青春期性腺成熟的影响更为直接。概况锌精矿一般是由铅锌矿或含锌矿石经破碎、球磨、泡沫浮选等工艺而生产出的达到国家标准的含锌量较高的矿石。锌 是一种常用有色金属,是古代铜、锡、铅、金、银、汞、锌等7种有色金属中提炼最晚的一种,金属锌具蓝白色，硬度2.0，熔点419.5℃，沸点911℃，加热至100～150℃时，具有良好压性，压延后比重7.19。锌能与多种有色金属制成合金，其中最主要的是锌与铜、锡、铅等组成的黄铜等，还可与铝、镁、铜等组成压铸合金。锌主要用于钢铁、冶金、机械、电气、化工、轻工、军事和医药等领域。锌精矿是生产金属锌、锌化合物等的主要原料。金属锌主要是生产铜合金、铅合金、镁合金 、 铅锌合金及锌化合物用于钢铁、冶金、机械、电气、化工、轻工、军事和医药等领域。市场行情由于全球锌精矿增产，特别是中国矿山扩产带来供应增加，2012年全球锌精矿供应首次由短缺转为过剩，过剩数额36.99万吨，受此影响，锌精矿加工费逐渐回升，行业利润格局出现向冶炼环节转移倾向，中国产业洞察网《锌精矿行业当前现状及未来趋势发展预测报告》数据显示2013年全球锌精矿加工费已敲定210.5美元/吨，增幅为10.2%，中国锌精矿加工费从2012年的4247元/吨，上升到了5060元/吨，增幅19.1%。矿产商在TC上的让利有利于提振生产企业热情，中国产业洞察网分析师调研，今年1月中国冶炼企业开工率73.41%，较去年相比维持高位，2月份受春节假期影响开工率略低，但仍能维持在70%上方。资源锌的单一锌矿较少,锌矿资源主要是铅锌矿。中国铅锌矿资源比较丰富，全国除上海、天津、香港外，均有铅锌矿产出。产地有700多处，保有铅总储量3572万吨，居世界第4位；锌储量9384万吨，居世界第4位。从省际比较来看，云南铅储量占全国总储量17%，位居全国榜首；广东、内蒙古、甘肃、江西、湖南、四川次之，探明储量均在200万吨以上。全国锌储量以云南为最，占全国21.8%；内蒙古次之，占13.5%；其他如甘肃、广东、广西、湖南等省(区)的锌矿资源也较丰富，均在600万吨以上。铅锌矿主要分布在滇西兰坪地区、滇川地区、南岭地区、秦岭-祁连山地区以及内蒙古狼山-渣尔泰地区。从矿床类型来看，有与花岗岩有关的花岗岩型(广东连平)、夕卡岩型(湖南水口山)、斑岩型(云南姚安)矿床，有与海相火山有关的矿床(青海锡铁山)，有产于陆相火山岩中的矿床(江西冷水坑和浙江五部铅锌矿)，有产于海相碳酸盐(广东凡口)、泥岩-碎屑岩系中的铅锌矿(甘肃西成铅锌矿)，有产于海相或陆相砂岩和砾岩中的铅锌矿(云南金顶)等。铅锌矿成矿时代从太古宙到新生代皆有，以古生代铅锌矿资源力量丰富。生产工艺与质量指标锌精矿的选矿工艺一般是由铅锌矿或含锌矿石经破碎、球磨、泡沫浮选等工艺,生产出达到国家标准的锌精矿,锌精矿的主要成份根据产品等级规定，锌含量为40--55%。质量指标等 级Zn(%)Cu(%)Pb(%)Fe(%1≧55≦0.8≦1.0≦6.02≧53≦0.8≦1.0≦6.03≧50≦1.0≦1.5≦8.04≧48≦1.0≦1.5≦12.05≧45≦1.5≦2.0≦12.06≧43≦1.5≦2.0≦12.07≧40≦2.0≦2.5≦14.08≧40≦2.0≦2.8≦18.0