锌渣是什么?锌渣主要是热镀锌厂镀锌过后遗留下来的有一点杂质的锌.锌渣的化学特性：浅灰色的细小粉末. 具强还原性. 通常含有少量氧化锌. 相对密度: 7.133(25℃) 熔点: 419.58℃ 沸点: 907℃ 在空气中发火点: 约500℃ 爆炸极限: 下限420克／米 最大爆炸压力: 34.3牛／厘米 气化潜热: 114.8千焦／摩尔 蒸气压: 133.3帕(487℃)。锌渣遇酸类、碱类、水、氟、氯、硫、硒、氧化剂等能引起燃烧或爆炸. 其粉尘与空气混合至一定比例时, 遇火星即会引起燃烧爆炸. 锌渣的处置方法：干砂、干粉;禁止用水和泡沫。目前国内的锌渣市场逐渐成熟,从一个侧面说明了我国正处于有色金属产业高峰期,各类有色金属都已经成为贸易商们的"主力军".锌渣要想"站稳脚根",还需要时间来检验.  

近期金属市场剧烈振荡，国内锌渣价格大幅下挫。小编认为，市场对欧元区债务问题蔓延的忧虑、国内信贷紧缩和政府可能出台更多的房地产调控措施是导致锌渣价格大幅下挫的主要原因。目前主导金属市场的主要因素还是在宏观面，在市场对欧元区债务问题、中国政府收紧信贷以及更多严厉的地产新政可能出台的忧虑没有大幅缓解的情况下，金属市场仍将面临较大的下行压力，锌渣价格未能企稳前，仍以空头思路对待。回到国内市场，信贷紧缩预期和政府可能出台更多地产新政的担忧导致国内市场空头氛围浓厚。五一假日期间，中国央行今年第三次提高存款准备金率，此举皆在控制信贷。从目前来看，市场对于央行紧缩信贷的预期还是比较强烈的，且市场普遍担心，5月以后可能已经进入央行加息的时间窗口。预期政府收紧信贷令金属市场承压。再看近期的房地产， 4月中旬的新“国十条”出台后，地方政府开始纷纷出台配套措施。以最新的北京地区新政为例，其比前期的国十条还要严厉。而近期市场也将迎来深圳和上海等地区地方政府出台的地产新政。由于市场担忧后续地方政府将出台更多严厉措施，金属市场也将在这种利空因素预期下面临压力。从目前来看，锌渣价格偏好受挫，金属市场人气仍偏空，加之目前市场本身供应过剩且现货充裕，因此锌渣价格短期来看仍面临较大压力。

废锌渣是浅灰色的细小粉末.,强还原性. 通常含有少量氧化锌. 相对密度: 7.133(25℃) 熔点: 419.58℃ 沸点: 907℃ 在空气中发火点: 约500℃ 爆炸极限: 下限420克／米 最大爆炸压力: 34.3牛／厘米 气化潜热: 114.8千焦／摩尔 蒸气压: 133.3帕(487℃) .就目前的市场情况而言,废锌渣的成交较为清淡,用家可接受价位在13700-13800元/吨左右。而持货商因为国外进口成本增加和倒挂现象的影响,订货意欲也较低。目前废锌渣的走势比较稳定,不过调整期仍未结束,建议等待调整过后才逐步建仓。废锌渣方面，现在市场少有超价成交的现象，用家基本上是随订单采购为主，即使市场货源较紧，暂时也不打算大量备库存。目前锌市正在寻求方向突破，建议在方向未明之前不宜大量建仓。昨夜伦锌走势反复，涨跌互现，昨日中国公布经济数据对基本金属市场影响不大。今早沪锌继续在15000元以上震荡，从盘面上来看，市场对未来经济前景不十分明朗，因此目前市场普遍处于观望气氛为主。现货市场方面，今日废锌渣价格上涨50元/吨，市场观望气氛不减，等待方向指引。传统上每年的3-6月份为中国传统金属消费旺季，这一期间中国消费的提升往往成为金属价格上涨的动力所在。但今年3月，受中国紧缩政策预期及欧元区债务危机引发的美元走强等内外双重因素夹击，国内废锌渣等金属消费主要集中于前期囤积库存。生产商金属现货采购意愿略显清淡，基本金属价格呈现出旺季不旺走势。今年1-2月中国精锌产量同比增长16%至70.2万吨，虽然2月份因春节假期生产时间减少，但环比产量仍增加4%。1-2月废锌渣更是创下257万吨的高位，同比增幅达46%。国内产量大幅增长、进口量维持高位也对金属价格形成打压。随着中国经济发展不断提速、通货膨胀压力增大，人民币有望恢复渐进性升值可能，这将在短期内利好包括有色金属在内的大宗商品走势。之前仿佛已经箭在弦上的加息传闻也有所弱化，目前流动性依然宽松也有利多大宗商品。随着环保口号的提出,废锌渣已经受到越来越多的关注,各种关于废锌渣的咨询也是扑面而来 

从废锌渣价格变化来看，废锌渣的金融属性表现更加突出，市场突发性事件对价格影响较大。随着国家对房地产市场调控的深入，废锌渣价格未能独善其身摆脱利空阴影。从现货市场来看，由于废锌渣价格在4月期间表现为高位振荡，现货市场受制于沉重供应压力废锌渣价格上行乏力，上海地区和广东地区现货价格波动幅度在600—700元/吨以内。由于国家后期政策的不确定性较大，市场交投相对谨慎。有部分企业采用按需采购的方针。下游消费对废锌渣价格有较强吸引力。废锌渣价格受旺季支撑比较明显，冶炼企业及矿商在旺季来临之际都会加大生产力度，锌精矿月度产量在3—6月份均出现大幅增长，下游消费行业在旺季来临之际参与度较高。从往年价格变化规律来看，年内价格高点出现在5月和9月的概率最大。因此，锌市在5月份会受旺季支撑。从3月份开始，随着传统消费旺季的到来，铅锌冶炼行业投产力度加大，我国锌冶炼行业开工率达到85%以上，与此对应的结果就是我国3月精炼锌产量重回40万吨水平之上。3月国内精锌产量为42.1万吨，同比增加23.1%，1—3月份累计生产精炼锌117.2万吨，同比增长37.1%。冶炼厂的增产加大了市场供应压力，这也是锌价近期难有起色的重要原因。国际铅锌业研究小组公布的数据显示，全球1—2月份过剩精锌10.7万吨，而去年同期过剩19.9万吨。目前，伦敦金属交易所锌库存已到达54.3万吨，上海期货交易所锌库存达到了25.6万吨，仅全球显性库存就可供全球使用26.9天。因此，全球需要经过较长时间来实现去库存化。从技术上来看,废锌渣价格维持振荡格局已经持续将近2个月。通常，在一段区间停留时间越长，此区间越有效。因此，在经历充分的调整后，废锌渣价格下行空间有限，后期政府调控地产细则可能陆续出台，加上希腊债务危机导致的欧元区国家主权危机问题，都将成为废锌渣价格的主要风险点。

四针状氧化锌晶须，不只姓名听起来非常偏僻，并且出产技能也适当杂乱，迄今全世界只要日本松下公司使用高纯锌为质料完成了工业化出产。    我国在热镀锌过程中，每年发生的20万吨锌渣，要么只能出产高耗高污染等级低产品，要么抛弃不必，听任“风吹雨打去”。    湖南冶金工作技能学院陈艺锋博士，在其导师、中南大学唐模塘教授的指导下，历经3年困难攻关，选用热镀锌渣为质料直接制备成功四针状氧化锌晶须，并投入规划工业出产，演绎了变废为宝循环经济的动听传奇。    所谓四针状氧化锌晶须，浅显讲就是一种复合材料添加剂。跟着人类社会科学技能的巨大进步，传统的铝、镁、钛等材料已很难满意现代工业开展的需求。所以，创造新材料或对传统材料改性晋级就提到了材料科学的议事日程上。四针状氧化锌晶须是1944年被发现的。因为其所具有的特性，在复合材料增强剂、涂料、导电材料、吸波材料、光电材料等范畴具有广泛的使用远景。比方使用它吸声吸波的特色而出产制作战机或的材料，就能到达“隐形”的意图。发挥它优秀的耐磨性，就可以使高档橡胶轮胎的使用寿命从2年延伸至5年。因而遭到世界冶金材料界的追捧。    在此范畴，日本松下电器公司的研制有目共睹。他们于上世纪80年代末开发，90年代初完成工业化出产。因为松下公司选用的是锌粉预氧化法，不只对原材料的纯度要求很高，并且晶须收得率很低，加之处理工艺过于冗杂，致使出产成本居高不下，每吨高达18万元人民币。二    据报道，全球40%%的锌产值用于钢铁工业的热镀锌。我国是世界榜首产锌大国和榜首钢铁大国，在热镀锌作业中，要发生很多铁含量、锌含量都很高的废渣。为了从废渣中提取锌，各地一般由手艺作坊式小厂商乃至是农人选用近似原始的蒸馏法处理，回收率低，耗能大，污染重，一些当地遍地开花，处处冒烟，形成严峻的环境问题。    2001年，陈艺锋将以热镀锌渣为质料直接制备四针状氧化锌晶须的研讨，作为自己博士论文的选题。他在汲取10多年来我国研讨成果的基础上，致力于探究氧化锌晶须的成长机理，找出其分级、涣散及改性的规则，研讨完成工业化技能与设备。寒来暑往，冬去春来。3年多的绞尽脑汁、煞费苦心，总算让陈艺锋找到并总结出一种彻底有别于日本松下锌粉预氧化的新技能，以及与之匹配的出产配备。不只使从热镀锌渣直接制备优质四针状氧化锌晶须成为实际，处理了以往处理废渣时发生的种种坏处，还可以全面满意工业化出产的要求，并且晶须收得率较日本技能有大幅进步，出产成本却只要他们的1/6！    陈艺锋博士介绍，现在他正以自己用热镀锌渣直接制备优质四针状氧化锌晶须技能，与上海米其林公司、株洲年代集团协作，将其首要使用于高档轮胎的出产中，变科技成果为实际出产力。由省科技厅掌管的科技成果鉴定将于下月举办，他满怀信心地预备迎候专家们最严厉的评定。

在曩昔，许多供应商把热镀锌所发生的锌灰、锌渣直接卖掉，因那时锌价相对较低，所占本钱份额不高，故无人去作过细的收回作业。但在锌价飞涨的今日，耗锌量所占生产本钱现已大于80%，怎么下降锌耗关于镀锌厂来说就必须说到议事日程上来了，不然，轻则影响经济效益，重则关系到厂商的存亡。 　　当时，一些镀锌厂一边叫着要节能、降耗，一边又对锌渣和锌灰作很多糟蹋。锌渣是一种锌铁合金的固溶体，一般含锌量约在92%~97%，锌灰中的含锌量也应超越80%。怎么把锌从这些副产品中提炼出来，是一项非常重要的作业。这项作业一直都有人在做，一般都用如下几种办法： 　　一、 蒸馏法：即把副产品（灰、渣）放入密封的容器中加热，使锌还原成锌蒸气，再经过冷凝得到纯锌； 　　二、 电解法：即把副产品参加硫酸中使其转化成硫酸锌，再运用电解过程中阴极吸附的原理得到纯锌； 　　三、 转化法：即经过不同工艺直接转化成氧化锌、氯化锌。 　　鑫岳公司在此基础上又规划出了另一简单易行的办法来对其进行处理，作用显着，出资少、见效快，特别适用于热镀锌厂进行处理，办法如下： 　　运用专用的工业陶瓷锅装入灰、渣后加上掩盖剂加温至620℃，坚持2个小时，参加抗氧化剂，再参加除铁专用合金。该种合金参加后要用钟罩压入底部，把温度提升到720℃，坚持1个小时后，运用真空抽锌机，抽出提出的锌液，清出残渣。这种办法能够在锌渣中收回80%以上纯锌，锌灰则可收回40~60%的纯锌，纯锌收回今后的残存灰渣能够卖掉，也能够直接在该工业陶瓷锅中对小工件进行镀锌（温度控制在560~620℃），后处理选用离心法或爆破法，均可得到满足的镀层。 　　在收回锌的过程中，除铁专用合金的增加量约为15~18%（合金报价与0#锌报价相同），掩盖剂为氯化纳和的混合物。 　　鑫岳公司研发的此种收回办法，在一些镀锌厂中已运用并得到充沛验证，镀锌厂的归纳锌耗大幅下降，从而为镀锌供应商发明了更大的赢利空间。.

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、概述     韶关冶炼厂进厂质料含锗约0.0048％，选用I.S.P.工艺出产锌和铅金属时，质猜中约55％的锗进入粗锌中。粗锌中的锗在精馏过程中，约40％进入铅塔硬锌，40％入B吨塔硬锌，其他大多在鼓风炉的锌渣中。       硬锌选用蒸馏法得锌粉和锗渣。锌渣选用浸出－丹宁沉锗得锗精矿（中浸液经处理得七水硫酸锌）。       含锗产品用浸出－蒸馏法制取，最终将其水解成二氧化锗。二氧化锗经复原可得金属锗。       由铅锌精矿至金属锗总收回率达33％～55％。       硬锌处理工艺流程见图1，锌渣处理工艺流程见图2，二氧化锗和金属锗出产工艺流程见图3。    图1  硬锌处理工艺流程    图2  锌渣处理工艺流程    图3  二氧化锗出产流程       二、质料       （一）硬锌成分       硬锌是以锌、铅为主体的多元合金，含有少数Fe、As、Ge等元素。硬锌成分见表1。   表1  硬锌成分，％称号ZnPbAsFeCuGeCd铅塔硬锌80～908～100.4～1.00.7～1.00.140.17～0.46微B号塔硬锌74～8010～151.0～2.52.0～3.01.5～3.00.5～1.0微       （二）锌渣成分       锌渣用于出产硫酸锌并收回锗。其成分（％）为：Ge0.088，Zn76.70，Pb2.57，As0.299，Fe0.22。       三、技能操作条件       硬锌选用隔焰炉和工频感应电炉处理。这两种炉子、丹宁锗出产及二氧化锗出产的技能操作条件如下：           （一）隔焰炉  燃烧室温度1350～1450℃煤气预热温度＞750℃蒸腾室温度890～920℃熔化炉780～840℃锌粉冷凝温度≤300℃废气（换热室出口）＜450℃处理量800～1200kg/（炉·8h）       （二）工频感应电炉  炉温＜1200℃炉顶温度950～1000℃电压380V电流＜260A冷却器温度350～400℃冷却水出口温度＜55℃冷却水进口压力＞19.6×104Pa投料量700kg/炉电炉炉时15～20h       （三）丹宁沉锗       栲胶∶锗（35～40）∶1（浸出液含锗0.10～0.25g/L）       始酸pH值    2.5～3.0       温度         60℃       拌和时刻     5min       （四）丹宁锗焙烧       温度         约550℃       时刻         3～5h/盘       气氛         能充沛氧化       （五）二氧化锗出产       浸出－蒸馏       液固比           8∶1       始酸pH值        1       FeCl3参加量      物料量的0.1～0.3倍       拌和速度         80r/min       通氯量           50kg料通氯3kg       浸出温度         60～70℃       蒸馏最高温度     115℃       蒸馏残液         含CaCl2300g/L，HCl2～2.5g/L       残液中和       初温        60℃       终温         ＜90℃       终酸pH值    4.5～5.0       水解       投入量           1600ml/桶       ∶水           1∶6.5（体积）       参加速度      20～30ml/min       水解槽温度            ＜0℃       烘干温度                 140～160℃       烘干时刻                 6～8h       四、产品产率及成分       （一）隔焰炉       日处理量       2.4～3.6t/（炉·d）       日产锌粉量     1.4～2.2t/（炉·d）       含锗粗铅       Zn15％，Pb70％，Ge1.2％。约占硬锌量的20％       锌渣           Zn75％，Pb8％。用于出产硫酸锌       （二）工频电炉       锌粉产值         500kg/（台·d），产率约70％       产锗渣含锗     3.0～4.0kg/（台·d），产率约7.5％       粗铅           Pb＞75％，Zn1.8%，Ge＜1.1％，产率约12％       高砷锗渣成分   Zn4.62％，Pb21.8％，As12.4%，Fe10.93%       （三）粗二氧化锗出产       丹宁锗粗矿   Ge＜5％ As＜1％（湿渣：Ge＜2％  As＜0.2％ H2O＜80％）       粗二氧化锗   白色粉末Ge≥65％  As＜1.0％       五、首要技能经济指标       隔焰炉       （2.7m2，3.55m2）       锌收回率      95.5％       锌直收率      75.5％       煤气单耗      3800m3/t硬锌       水单耗        120t/t硬锌       工频电炉（190kW/380V）       锌收回率     95.0％       锌直收率     83％       锗收回率     95％       锗直收率     75％       硬锌单耗     1.181t/t锌粉       粗二氧化锗出产       锌渣中锌收回率       92％       锌渣中锗收回率       50.5％       高砷锗渣中锗收回率   90.25％（至GeO2）       六、首要设备实例       韶冶锗车间首要设备为两座隔焰炉，面积分别为2.7m2和3.55m2，1台190kW/380V的工频感应电炉；其他均为湿法车间的小型设备。

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。

加锌除银精粹后，铋液内尚剩余1.5～3.5%的锌，经氯化精粹后产出氯化锌渣，是出产化工产品氯化锌的质料。 一、工艺流程 工艺流程如图1所示，包含溶解、净化、浓缩等工序。图1  氯化锌出产工艺流程 二、首要技能条件 （一）溶解。液固比1∶1t为加快溶解，可捕入蒸汽管直接加温，所得溶液密度1.5～1.55克／厘米3，一般选用二段逆流水溶浸。 （二）一次净化。加锌粉置换除重金属杂质。将溶液煮沸，加锌粉时要拌和，为置换完全，加锌粉作业要进行2～4次。锌粉用量为氯化锌渣量的3%～4%。 （三）二次净化。抽取上清液至净化罐，通入氧化除铁，用量为5%，也可选用加的办法际铁。通氧时刻一般为1～3小时。 （四）水免除铁。将氯化后的溶液加热至沸，参加7～8%的CaCO3，并参加1%左右BaCl2，操控pH为5.2～5.7，使铁水解沉积。 （五）浓缩煮干。用珐琅盆在煤火上蒸煮至溶液糊状，用棒捣碎，稍冷后包装，应避免受潮。 三、首要设备 溶解、净化罐三个；真空抽滤器一台；浓缩罐选用夹套式珐琅反应釜一个。 四、产品用处 氯化锌在农业和医药上都有广泛用处。在染织工业中作防腐剂和消毒剂，作木材防腐剂、有机组成脱水剂、缩合剂及催化剂；并用于电镀镀锌；制作干电池、焊接熔剂；制作橡皮纸、锌颜料，防火木材；医药收敛剂、离蚀剂。 五、产品质量 产品中ZnCl2≥98.0%，Pb≤0.002%，Fe≤0.001%，Ba≤0.3%，SO42－≤0.01%。

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。

一、废杂铝锌渣资源现状　　　　目前国内再生铝锌渣厂利用的废杂铝锌渣主要来源于两个方面，一是从国外进口的废杂铝锌渣，二是国内产生的废杂铝锌渣，虽然都是废杂铝锌渣，但质量有明显的不同。　　　　1、进口的废杂铝锌渣　　　　较近几年国内大量进口废杂铝锌渣。就进口废杂铝锌渣的成分而言，除少数分类清晰外大多数是混杂的。一般可分为以下几大类：　　　　(1)单一品种的废铝锌渣此类废铝锌渣一般都是某一类废零部件，如内燃机的活塞、汽车减速机壳、汽车轮毂、汽车前后保险杠、铝锌渣门窗等。这些废铝锌渣在进口时已经分类清晰，品种单一，且都是批量进口，因此是优质的再生铝锌渣原料。　　　　(2)废杂铝锌渣切片废杂铝锌渣切片又简称切片，之所以称为切片，是因为许多发达国家在处理报废汽车、废设备和各类废家用电器时，都采用机械破碎的方法将其破碎成碎料，然后再进行机械化分选，分选出的废铝锌渣就是废铝锌渣切片。另外，回收部门在处理一些体积较大的废铝锌渣部件时也采用破碎的方法将其破碎成碎料，此类碎料也称之为废铝锌渣切片。废铝锌渣切片运输方便，且容易分选，质地也比较纯净，是优质废铝锌渣料。目前在国际市场的废铝锌渣贸易中，切片的占有量很大，各类切片正向标准化方向发展。就切片的成分而言，一般分为几个档次，其中档次高的切片都是比较纯净的各种废铝锌渣及其合金的混合物，绝大部分不用任何处理即可入炉熔炼，少量的档次低的切片含不同数量的杂质，一般含废铝锌渣在80—90%以上，其中杂质主要是废钢铁和废铜等有色金属，还含有少量的废橡胶等，经人工挑选之后，得到纯净的废铝锌渣。废铝锌渣切片熔炼比较容易，熔炼时入炉方便，容易除杂，溶剂消耗少，金属回收率较高，加工成本亦低，很受用户欢迎，一般大型再生铝锌渣厂均以切片作为主要原料。　　　　(3)混杂的废铝锌渣料此类废杂铝锌渣成分较复杂，物理形状各异，除废杂铝锌渣之外，还含有一定数量的废钢铁、废橡胶、废铜、废铅、废锌等有色金属和废木材、废塑料、石子等，部分废铝锌渣和废钢铁机械结合在一起，此类废料成分复杂，分选难度大，但其中少量废铝锌渣块度较大，表面清晰，便于分选。此类废料在熔炼之前必须经预处理，即人工挑出废钢和其他杂质。　　　　(4)焚烧后的含铝锌渣碎铝锌渣废料此种是档次较低的一种含铝锌渣废料，主要是各种报废家用电器等的粉碎物，分选出一部分废钢后再经焚烧形成的物料。焚烧之目的是除去废橡胶、废塑料等可燃物质。此种含铝锌渣废料一般含铝锌渣在40—60%左右，其余主要是垃圾(砖头石快)、废钢铁和少量的铜(铜线)等有色金属，块度一般在10厘米以下。此类废铝锌渣在焚烧的过程中，一些铝锌渣和熔点低的物料如锌、铅、锡等都溶化，与其它物料形成表面琉璃状的物料，肉眼很难鉴别。　　　　(5)混杂的碎废铝锌渣料此类废料是较低档次的废铝锌渣，很象垃圾，其成分极为复杂，其中大约含各种废铝锌渣及铝锌渣合金40-50%，还有一定数量的废钢铁和少量的铅、铜(小于1%)，其余大部分是垃圾、石子和土、废塑料、废纸等。土约占25%，废钢占10—20%，石子3—5%。　　　　2、国内回收的废杂铝锌渣　　　　国内回收的废杂铝锌渣大多纯净，含杂质少(人为搀杂除外)，基本可分为三大类,即回收部门常说的废熟铝锌渣、废生铝锌渣和废合金铝锌渣。废生铝锌渣主要是废铸造铝锌渣合金，以废机器零件为主，如废气车零件、废模具、废铸铝锌渣锅盆、内燃机活塞等。废熟铝锌渣一般指的是纯铝锌渣，含铝锌渣量在应该在99%以上，如废电缆、废家用餐具、水壶等。废合金铝锌渣如废飞机铝锌渣、铝锌渣门窗等。就废铝锌渣的产生部门而言，还可分为生活废铝锌渣和工业废铝锌渣。

现在世界上大约80%的锌选用湿法出产。锌精矿中的银（0～300g/t）通过湿法炼锌进程的焙烧、浸出工序后，绝大部分富集于锌浸出渣（100～600g/tAg）中。在资源日趋匮乏、银消耗量日趋添加的今日，收回锌浸出渣中的银对合理运用该渣，添加厂商经济效益有着重要的现实意义。 现在收回锌浸出渣中银的研讨办法有法、氯盐法、浸没熔炼法、浮选法等。浮选法因工艺简略、出产成本低且富集效果好而具有吸引力。 一、锌浸出渣品种及化学成分 常见湿法炼锌浸出渣的品种及化学成分见下表。 浸出渣的品种及其化学成分表由表1可看出，湿法炼锌浸出渣中含有多种值得收回的有价金属，具有非常重要的经济价值。 二、锌浸出渣中银的物理性质 锌浸出渣的粒度细（－0.074μm约占90%），并且90%以上的银是散布在－200意图细颗粒中。 银的存在形状杂乱，大部分银以硫化银及天然银存在（约占80%），少部分银别离以、氯化银、硫酸银、硅酸银及银铁钒等化合物形状存在。以上锌浸渣中银的一般物理性质使浮选法收回其间的银有了条件根底。 三、锌浸出渣中浮选银的开展 锌浸出渣中浮选法收回银的办法可根据渣的性质用直接浮选法或经必定预处理后再浮选的直接浮选法。 株州冶炼厂[1]以丁基铵黑药为捕收剂，2号油为起泡剂，天然pH4～5，矿浆浓度40%～50%条件下选用一粗、三精、三扫工艺流程浮选浸出渣，取得的技能经济目标为：精矿2%～3%、尾矿97%～98%、银收回率55%～75%。浸出渣含银200～400g/t，精矿含银6000～15000g/t，尾矿含银500～120g/t。其不足之处是锌离子浓度高时，易导致浮选目标恶化。 奕良铅锌矿[2]酸浸渣含Pb10.4%，Zn2.75%，Ag175.2g/t，Fe17.37%，选用中性浸出、酸浸和加热酸浸三段浸出，再浮选的办法收回铅、锌和银，取得了含Pb55.47%，Ag654.3g/t的精矿，银收回率67.9%，浮选药剂费为11.5元/t渣。 比利时巴伦电锌厂[3]选用浮选法从高温高酸锌浸出渣中出产含银24kg/t的银精矿，银的总收回率到达92%以上。导致浮选法成功的原因是该厂有一步有用的热酸浸出，可分化或许存在的铁矾化合物[（K，Na，Pb，Ag）Fe3（SO4）（OH）6]释放出银。 南非专利及日本专利[4，5]报导锌浸出渣浮选收回银的办法。残渣用H2SO4溶液（150～200g/L）在约95℃下处理6～8h，随后过滤、洗刷固体，用水调矿浆。在pH1～5条件下，用硫化物捕收剂浮选银可挑选性地收回80.2%的银。 日本秋田炼锌厂[6]早在1963年就进行了浮选法收回锌浸出渣中银的研讨。并于1973年进行工业出产。1978年后又改成硫酸化焙烧浸出渣浮选银，浮选在pH3.5～4的矿浆中进行，捕收剂为疏基骈噻唑（350g/t）。当浸出渣含银215g/t时，浮选银精矿含银4150g/t，金8.98g/t，银的收回率约为75%～80%，金的收回率为20%～30%。 日本专利[7]提出硫酸化焙烧、浸出、H2S处理的浮选流程收回锌浸出渣中的金、银、铜。将5kg锌浸出渣（Cu3.13%，Pb6.58%，Zn17.33%，Fe29.33%，Au8.00g/t，Ag57.0g/t）与0.98L浓硫酸混合，在650℃硫酸化焙烧1h，然后在80℃用水浸出，通入H2S过滤，把固体物磨细，用MIDC起泡剂和AP404捕收剂浮选，精矿中含Cu25.21%，Pb5.39%，Zn1.64%，Fe28.44%，Au28.41g/t，Ag2450g/t。 梁经冬[6]对湿法炼锌超酸浸渣进行了浮选研讨。以丁铵黑药为捕收剂，为活化剂，2号油为起泡剂，pH＜2的条件下选用一粗、一扫、一次空白精选的流程可从含银428.6g/t，金0.86g/t，铅18.22%的渣中获含银998.5g/t，金1.87g/t，铅34.16%的混合精矿，收回率别离为93.14%，84.59%和75.59%。 据报导[8]，选用丁铵黑药450g/t，SN－9150g/t，活性炭3000g/t，松醇油200g/t的药方及一粗二精三扫的工艺流程处理中性浸出渣，可取得含银5980.86g/t的精矿，收回率为76.5%。该药方的特色是选用活性炭作载体而有利于微细粒银的收回。 黄开国[9]以Na2S作调整剂、丁基黄药和辅佐捕收剂XY混协作捕收剂，RB为起泡剂，在pH＝6条件下浮选收回锌浸出渣中银。成果标明，选用一次粗选、一次精选、一次扫选的的闭路实验可获从含银498.10g/t的锌浸出渣中获含银4369.73g/t，收回率79.44%的银精矿。 梁经冬[6]对低污染铁矾法炼锌厂的高酸浸出渣进行选矿收回银研讨。针对浸出渣的特性，以为活化剂，丁铵黑药和丁黄药为捕收剂，2号油为起泡剂，选用一粗一扫优先银浮选流程，取得银精矿档次31kg/t，银收回率91.57%的杰出目标。 加拿大某公司[10]开宣布硫化－浮选法从中性浸出渣和用酸分化过的黄钾铁矾残渣及赤铁矿渣中收回铅、银、金的有用工艺。银和铅的硫化效果是参加必定量硫化物，此进程在低pH值并在操控速度的条件下进行。为了加大硫化物的粒度，参加人工铅和银硫化物作晶种。以二硫代磷酸盐和二硫代盐为捕收剂，在pH2～4条件下浮选。铅、银、金的收回率别离为85%～90%，90%～95%和80%。代表性的精矿含铅50%～60%，银3～5kg/t，金10～15g/t。 英国专利[11]报导了对含铁的锌浸出渣经挑选性硫化后浮选的办法。对不纯黄钾铁矾渣用硫酸浸出、硫化残渣，用二硫代磷酸盐型捕收剂242浮选可获Au94.8%，Ag88.5%、Pb93.9%的收回率。 沈湘黔[12]展开铁矾法炼锌工艺中收回银的研讨。选用超酸浸出，分化渣中的银铁矾型化合物释放出铅和银。然后选用硫化、丁铵黑药、2号油及辅佐捕收剂火油浮选银。成果为，给矿银档次961.1g/t，银精矿产率16.5%，档次4456.0g/t，收回率76.54%。 俄罗斯开发的浸出浮选联合法从锌浸出渣中收回银的新工艺[13]。在所研讨的锌渣中，以形状存在的银占65%～70%，其他的银结合在硫化物表面。以1∶1的5g/L硫代硫酸钠、硫代硫酸铵溶液在温度323K下浸取渣中可溶性的银氧化物；以浮选法收回大部分不溶的硫化物。实验成果标明，银的总收回率达93.8%左右，而本来只用浮选法的收回率仅70%。该新办法已被一个新建工厂所选用。 诺兰达研讨中心[14]针对锌浸出渣中存在的银矿藏及化合物，对天然银矿藏（辉银矿、角银矿和天然银）、组成银矿（化学堆积的氯化银、硫化银、银黄铁矾和含银的铅黄铁矾）以及表面堆积银的黄铁矿和闪锌矿三者作了实验室浮选研讨。成果标明，除各种黄铁矾外，一切银矿藏和含银化合物均可在酸性介质顶用惯例硫化物捕收剂以高收回率浮选出。 用实践锌浸出渣作实验证明，浮选法是一种可行的处理计划。由以上文献报导可知，浮选湿法炼锌浸出渣中的银的常见捕收剂为黄药、黑药、烃基二硫代盐、疏基骈噻唑等，起泡剂为二号油等，活化剂为Na2S等。 综上所述，锌浸出渣浮选收回银的办法是可行的。但不同的锌浸出渣性质以及矿浆锌离子浓度、pH值等要素导致浮选效果在不同的工厂间有很大的差异。因为浸出渣中银的存在形状杂乱，且一部分银被包裹，用硫酸、等预处理能改善浮选目标。组合用药准则的研讨报导标明，挑选组合用药准则有助于银收回率的进步。将选矿与冶金学科结合起来的浸出浮选联合法针对渣的组成特性，浸出银的氧化物，然后浮选收回未浸出的含银硫化物而取得最高的银收回率。 四、锌浸出渣浮选研讨开展方向 首要，应加强浸出渣中银的赋存状况研讨。银收回办法的挑选很大程度取决于锌渣的组成。从以上总述可知，浸出渣的性质不同对浮选法收回银的目标有很大的影响。查明浸出渣中银的赋存状况有助于挑选合理的工艺流程、用药准则以进步浮选目标。 其次，应展开锌浸出渣浮选药剂组合和开发新式高效捕收剂的研讨。实践证明，运用组合药剂能够添加银收回率、下降药剂用量。因而，寻觅更有用的组合捕收剂是进步银浮选目标非常重要的途径。别的，组合药剂的组合规则及效果机理更有待讨论。针对锌浸出渣粒度细、形状杂乱的特色，结合现代浮选剂结构理论及其分子规划原理开宣布挑选性好、不受矿浆中存在很多锌离子等影响的新式高效银捕收剂以进步银的分选功率，下降尾矿中银的档次。 使用现代硫化矿电位调控浮选理论展开浸出渣的电位调控浮选技能的研讨是非常有利的。该理论是归纳运用量子化学、电极进程动力学于硫化矿浮选进程而构成的全新的理论体系。由该理论辅导开发的电位调控浮选技能是硫化矿浮选技能的改造，但在锌浸出渣中的研讨尚属空白。 此外，湿法炼锌浸出渣浮选收回银的根底理论研讨基本属空白。因而，加强根底理论研讨，如渣中很多存在锌离子对浮选收回银的影响，以及浮选溶液化学等研讨是急迫的，应树立相应的理论体系辅导工业出产。最终，加强物理选矿和化学选矿相结合的处理工艺研讨。只是选用传统的单一物理选矿办法在取得必定的银收回率后往往难以使银收回率再有大幅度进步。跟着化学选矿的开展，选用适合的选—冶联合工艺可强化归纳收回银以获取更好的处理目标。该法是处理锌浸出渣新的研讨方向，契合选矿技能的开展趋势。 参考文献: [1] 选矿手册修改委员会.选矿手册[M],第四分册.北京:冶金工业出版社,1990,487～491. [2] 孟繁杓.铅锌冶炼废渣的处理及归纳运用[C].1988年第二届全国矿产资源归纳运用学术会议论文集,184～185. [3] 游力挥.老山公司的银浮选出产[J].株冶科技,1990,18(1):64～65. [4] 南非专利[P]:ZA7602986,1977. [5] 日本专利[P]:特开昭52－35197,1977. [6] 梁经冬.浮选理论与选冶实践[M].北京:冶金工业出版社,1995,186～191. [7] 田广荣,等.黄金、白银及铂族金属收回办法[M].重庆:科学技能文献出版社重庆分社,1965,2000～2001. [8] 邓华.银浮选的改善[J].株冶科技,1994,22(4):50. [9] 黄开国.从锌浸出渣中浮选收回银[J].中南工业大学学报,1997,28(6):530～532. [10] 徐文贤.硫化－浮选法从炼锌进程的残渣中收回铅、银和金[J].有色金属文摘,1991年增刊:89～97. [11] 英国专利[P]:GB2084491,1975. [12] 沈湘黔.铁矾法炼锌工艺中收回银的研讨[J].矿冶工程,1992,12(2):51～55. [13] 李华.浸出浮选联合法从锌渣中收回银[J].国外金属矿选矿,1996,(8):22～24. [14] 在酸性介质中浮选银矿藏及其堆积物[J].国外金属选矿,1990,(10):53. 作者单位 中南工业大学矿藏工程系（周国华、薛玉兰、蒋玉仁 ） 我国有色金属工业局（何伯泉）

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。