（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。

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

锑锭　　元素符号：Sb 　　  锑锭原子量：121.75(3) 　　英文名：Stibium;Antimony 　　俗称：精锑　 　　用途：锑锭主要作为合金的硬化剂用于冶金、蓄电池及军工等工业，也是生产氧化锑的原料，锑锭还用于活字印刷 行业 、铅材、电缆护套、焊料和滑动轴承。　 　　外观：银白色固体。　 　　包装：锑锭每锭重约25公斤，木箱包装，每箱净重1000Kg，也可按用户要求进行包装。　 　　物化性质：锑是一种 有色 重 金属 ，质脆有光泽的银白色固体。有两种同素异形体，黄色变体在负90度下稳定， 金属 变体是锑的稳定形式。熔点630度，密度6.62克／厘米3，导热不良。锑系 金属 锑的简称，又名纯锑。锑锭是 金属 锑的锭状产品，为截角锥六面体。规定锭重不大于25公斤，其表面光滑，无熔碴，且有星状花纹呈现。锑的常用的 有色金属 之一，单纯的 金属 锑很少单独使用，除电镀以外，多以其他 金属 为基体形成合金使用。它是间接法生产锑白的原料。我国是世界上出产锑最多的国家，锑矿资源异常丰富，分布于湘、黔、滇、桂、陕、甘等省，其中尤以湖南为最。锑锭出口情况主要输往国家有美国、巴西、欧洲共同体和日本。国内锑锭的生产厂家很多，湖南锡矿山矿务局生产的“闪星”牌精锑、高纯锑和贵州晴隆、东峰锑矿生产的精锑久以闻名世界，还有通化冶炼厂的“吉星”牌，挑江县板溪锑矿生产的“久通”牌，沈阳冶炼厂的“矿工”牌，广西大厂矿务局、湘西金矿。 

由于现货市场上锑价高,成交稀少以及其他有色金属价格在经历了持续三周的暴跌后和湖南受灾等原因，造成锑品价格有小幅的波动。但本周锑锭价格小幅下滑，锑锭市场成交清淡。湖南和云南部分氧化锑生产商虽然市场报价不变，但是现货实盘的价格都做了相应的调整。但是采购商期待价格进一步下跌，消费商宁愿观望市场推迟采购。目前目前国内三氧化二锑主流报价为：56000元/吨左右；0#锑锭主流报价为：60000元/吨，1#锑锭主流报价为：59200元/吨，2#锑锭主流报价为：59000元/吨。基本上锑锭价格已经滑落至60000元以下的价格。锑锭市场买卖双方在对峙了一个多星期后，一些生产商开始以出厂价55000-56000元/吨出货，而之前的成交价格为出厂价57000-58000元/吨。湖南有一年产能约8000吨的锑锭生产商。该生产商周二以出厂价55000元/吨的价格出售了60吨2#锑锭，比上周的价格下降了1000元/吨。“我们上周以出厂价56000元/吨卖了100吨2#锑锭，”该生产商透露。目前，该生产商有500-600吨的库存。他们认为由于国内外市场需求不旺，近期锑锭价格还会持续下滑。湖南另一生产商称他们上周以出厂价56000元/吨卖了100吨2#锑锭。“尽管我们目前对2#锑锭报出厂价57000元/吨，但如果付款方式合适，我们愿以出厂价56000元/吨的价格出货，”该消息人士说，并透露说他们本周还没有收到任何询盘。该生产商月产量约200吨锑锭，现在有100吨2#锑锭的库存。针对市场形势，该消息人士和上述生产商有着一样的看法，认为现货市场需求不旺，锑锭价格可能会继续下探。  

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

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

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

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

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

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

（一）概略    青上铜矿坐落山该省昌潍区域昌乐县境内。    该矿于1958年大跃进中建矿，因为反革新修正主义路红的搅扰和损坏，被砍下马，在毛主度的革新道路指引下，青上铜矿于1971年又建成200吨/日的采选厂商。    矿山为斜井开辟，采矿办法为浅孔溜矿法。井口紧靠选矿厂，原矿由提升机直接提升到原矿仓。    用水取自距选矿厂1.3公里的西河，选矿厂建有一座50米3的水塔。    矿山供电来自潍坊电厂，经31公里35千伏线路引进矿山总降压变电所（变压器容量为1800千伏安），又经选矿厂变电所（变压器容量为560千伏安）将10千伏降至380伏向选矿厂配电。    选矿厂检修准则为每月小修，节日中修，年终大修。备品备件首要来自淄博矿山机械厂及公社机修厂。    （二）工艺流程    1.原矿性质    该矿为含铜矽卡岩型矿床。矿石类型为热液告知浸染型次生硫化铜矿。金属矿藏以斑铜矿为主，其次为辉铜矿、黄铜矿、黄铁矿。脉石矿藏为钾长石、石英、角闪石等。原矿性质简略，氧化率不高，属易选矿石。因此，在原矿档次较低的情况下，选用简略的选别流程，仍能取得较好的选别目标。    2.工艺流程    破碎：三段闭路，原矿粒度350~0毫米，终究破碎产品粒度18~0毫米，破碎比19。    磨矿：一段闭路磨矿，磨矿细度-200目占60%，溢流浓度30%。    浮选：选用一次粗选，一次精选，二次扫选流程选铜，其工艺流程见下图。 [next]     脱水：选用浓缩过滤两段脱水，精矿水份12%。    （三）选矿厂首要设备（下表）

（一）概况    诸暨铜矿位于浙江省诸暨县境内。    1958年该矿以土法开采富矿，土法炼铜而开始建矿。1960年100吨/日机选厂投产。矿山坚持土洋结合，由小到大，艰苦创业的精神，至今选矿厂已发展到120吨/日生产能力。    矿山为平窿开拓，采矿方法为浅孔溜矿法。原矿运至窿口，用土索道下放到山下的贮矿仓，再经汽车转运至选矿厂。    用水取自距选矿厂180米的陈蔡河。    电源取自浬浦变电所，以1.5公里10千伏高压线路送至选矿厂变电所，经560千伏安变压器降压后向选矿厂配电。    选矿厂周围由于受地形条件所限，没有设置尾矿库，尾矿直接排入溪沟，对河水有污染。为消除其污染，该矿根据矿区内有利的地形和已掌握的地质资源，正拟将选矿厂搬迁至主坑口附近，并扩建至200吨/日规模。    （二）工艺流程    1.原矿性质    矿体上部为大理岩含铜石英脉。铜矿石呈粗粒不均匀嵌布，品位也较高，但该部分矿石已采完。目前开采下部矿体，为矽卡岩型多金属矿末。主要有用矿物有黄铜矿、闪锌矿，其次是黄铁矿、方铅矿、辉钼矿等，还有少量稀散元素。脉石矿物有大理岩、辉绿岩、石榴子石、石英、方解石等。    2.工艺流程    破碎：两段一闭路，原矿最大粒度350毫米，破碎最终产品凿度18毫米。原矿仓上装有筛孔200×240毫米格筛，大块矿石由人工运至侧面的400×600颚式破碎机破碎，其产品由胶带输送机返回原矿仓，从而代替人工碎大块。    磨浮：一段闭路磨矿，矿石磨至-200目占55%，按铜、锌、硫顺次优先浮选，选硫前用两段旋流器脱水。其工艺流程及技术条件见下图。 [next]     脱水：采用带有搅拌器的Ф1800毫米角锥型浓缩机和1.5米2扇形过滤机两段脱水。    （三）选矿厂主要设备(下表）    该矿选矿厂在发展过程中，充分发挥了工人阶级的智慧，大搞技术革新和技术改造：1）制造了1.5米2扇形过滤机和Ф1800毫米角锥型浓缩机，使精矿脱水机械化。2）水环式真空泵作为过滤机的吸气设备，同时也作吸气设备，操作时将真空泵的吸气管和排气管分别用旋塞控制与过滤机联接即可，减少了压风设备，实践证明，效果较好。

（一）概况    铜山钼铜矿位于江苏省镇江专区句容县境内。    由于该矿局部地段含炭质页岩，影响部分钼精矿质量（钼精矿品位为18~40%），因此，建有钼酸盐车间，将不合格钼精矿制成钼酸盐直接销售。    该矿于1959年曾进行500吨/日采选企业设计，并进行了部分施工。根据1966年地质队提交的矿区最终地质报告，重建规模为250吨/日选矿厂，并于1968年7月建成投产。    该矿开采初期为平窿开拓，采矿方法为浅孔溜矿法。平窿口距选矿厂原矿仓120米，经人工运至原矿仓。    用水取自距选矿厂4公里处的地下水和地表水，另取尾矿回水50%。    电源来自华东电力网。由南京中媚村至矿区架设35千伏高压线。矿区总降压变电所容量为1000千含伏安，选矿厂装机容量为465瓦。    （二）工艺流程    1.原矿属矽卡岩型铜钼矿床，矿体产于花岗岩、闪长岩与灰岩的接触带中。矿石类型有铜矿石（含铜品位0.8~1%,钼品位0.01~0.02%）；钼矿石含钼品位0.08~0.12%，铜品位0.03~0.05%）；混合矿石（含铜品位0.05%,钼品位0.05%）三种。    主要金属矿物为黄铜矿、辉钼矿及少量黄铁矿、磁铁矿、磁黄铁矿、斑铜矿、铜蓝、辉铜矿、闪锌矿等。脉石矿物主要有石榴子石，其次为阳起石、方解石、石英、绿泥石等。    黄铜矿一般嵌布粒度较粗，呈块状、散点状集合体存在，辉钼矿有60~80%呈片状集合体嵌布于脉石裂隙中，少数呈单独的片晶存在，并有与黄铜矿共生现象。    原矿含水2%，矿石真比重3.4，假比重2.12，为极硬矿石。    2.工艺流程    破碎：两段一闭路，原矿粒度350~0毫米，破碎最终产品粒度16~0毫米，总破碎比21.9。    磨浮：为一段闭路磨矿，磨矿细度-200目占65~70%。选铜矿石时为一次粗选、二次精选、二次扫选，其工艺流程详见下图1。 [next]     选铜钼矿石时为铜钼混选一次粗选、二次粗选、二次扫选，混合精矿搅拌脱药，铜、钼分离为一次粗选、六次精选、一次扫选，其工艺流程见下图2。    选钼矿石时与铜钼流程一样，只是分离扫选尾矿即最终尾矿。    脱水：铜精矿为浓缩、过滤两段脱水，精矿水分14%，钼精矿为沉淀、离心机两段脱水，精矿水分4%。[next]    （三）选矿厂主要设备（下表）

（一）概况    谷里铜矿位于江苏省宁芜铁路古雄站（即板桥镇）东南8.5公里处。    该矿于1969年开始设计建设，1971年11月建成投产，设计规模300吨/日（目前达到240吨/日左右）。    矿山为平窿斜井开拓，采矿方法为溜矿法。原矿由斜井提升至选矿厂50吨原矿仓。    用水取自长江以三级泵站扬至谷里水库，再由距选矿厂2.5公里的谷里水库，设一级泵站扬至选矿厂150米3的高位水池。    供电取自南就地区某厂的35千伏线路。选矿厂变电所安装320千伏安变压器一台。矿山保安电源取自吉山铁矿。    （二）工艺流程    1.原矿性质    该矿系热液裂隙充填脉状小型富铜矿床。矿石有原生矿和混合矿。矿石中主要金属矿物为黄铜矿，次为辉铜矿，孔雀石。脉石矿物有石英、方解石、绿泥石、绿帘石等。    矿石结构以星点状和细脉浸染为主，次为细脉和块状。黄铜矿结晶粒径为0.065~3.12毫米。原矿一般含泥量不大，但个别采场的局部地段含泥量较高达10%左右。矿石真比重2.92，硬度f=8。    2.工艺流程    破碎：现为两段开路碎矿流程，原矿粒度350~0毫米，破碎最终产品粒度为40~0毫米，总破碎比为8.75。原设计采用斗式提升机组成可以开路，也可以闭路的比较灵活的破碎流程。经过几年生产实践证明：斗式提升机提升破碎产品，设备磨损快，维修工作量大，使用不方便。现场已将斗式提升机的高度降低了一半左右，以致无法形成闭路破碎。    磨矿：一段磨矿，给矿粒度40~0毫米，磨矿细度-200目占52%，分级机溢流浓度30%。原设计采用Ф2100×2200球磨机，现场实际安装Ф2700×2100球磨机，由于该设备能力超过300吨/日，加上采场供矿不足，使得球磨机运转率低至40%左右。    浮选：采用一次粗选，一次扫选，一次精选获得铜精矿。粗、扫选用浮选柱，精选用浮选机。浮选柱采用水、气充气器，据现场反映，其使用时间可达3~4个月，效果较好，适宜在高碱度（PH=12）矿浆中使用。其工艺流程见下图。 [next]     脱水：采用浓缩、过滤两段脱水，精矿水份10%左右。    （三）选矿厂主要设备（下表）

横峰讯 王渊富　吴建正报道：日前，从省环保厅传来喜讯，横峰县华光镍冶炼项目顺利通过省环保厅环评审批，为企业开工建设铺平了道路。      镍合金项目在我国是一项新兴的高新技术项目，镍能与铜、铁、锰等金属组成多种合金，是一种新型合金材料，可用于高性能铸造件加工，也可作为不锈钢生产基料。华光镍冶炼项目是该县今年重点企业，也是全市首家镍冶炼项目。该项目总投资8000万元，填补了该县有色金属镍合金项目的空白，加快了该县有色金属产业的集聚和升级。       为使华光镍冶炼项目早日通过环评入园，该县克服专业环保人员少、工作繁杂等实际困难，强化服务意识和全局意识，积极为企业服务，经过长时间地努力，终于使该项目通过省环评。在实际工作中，该县环保部门把严格执法和热情服务相结合起来，转变工作作风，在不违反国家法律法规办事的前提下，尽可能的为企业提供方便，在业务办理中实行一次了解清楚、一次答复清楚、一次办结完毕。目前，该县涉及环保的有关审批项目比法定的时间缩短了一半以上，进一步提高了审批效率年，获得了企业的好评。

选择门窗不要省，铜门窗值得信赖

（一）概况    滁县铜矿位于安徽省滁县境内。    该矿于1958年开始建设，1959年兴建选矿厂，1960年下半年建成50吨/日的选矿厂。经几次扩建现实际生产能力为200吨/日。    矿山采用平窿竖井开拓，浅孔溜矿法采矿。矿石由提升机提到井口，再经斜坡卷扬提升后，由人工推卸至选矿厂原矿仓。破碎产品再经另一斜坡卷扬提升后，人工推卸至两个圆型粉矿仓。    电源来自华东电力网的罗大庄变电所，以5公里千伏输电线路向矿山供电。    供水取自选矿厂山坡下面放牛溪，溪内水来自上游尾矿库回水及井下排水和溪内泉水，用一级泵站扬至选矿厂高位水池。目前生产还需从新建大选矿厂水池补充部分新水。    尾矿库设在选矿厂左侧原为农田水库的山沟中。    （二）工艺流程    1.原矿性质    矿石类型自上面下为：闪长岩型、矽卡岩磁铁矿型、矽卡岩型及少量大理岩型。    主要含铜矿物为黄铜矿，含铁矿物主要为磁铁矿（占全铁的53~58%左右）。金属矿物为斑点状，呈中、细粒不均匀嵌布。黄铜矿晶粒边缘及裂隙被斑铜矿、辉铜矿交代。磁铁矿为半自形至他形晶粒结构，呈浸染状及块状分布。    脉石矿物有石榴子石、方解石、绿泥石、透辉石、阳起石、石英等。    原矿含铜1.32%，含铁（全铁）11.9%，伴生金、银等贵重金属（金0.45克/吨，银4~16克/吨）。氧化铜含量极微，含铜矿物可选性良好。原矿真比重3.1~3.4，矿石硬度f=9~10。    2.工艺流程    破碎：两段一闭路，原矿粒度350~0毫米，破碎最终产品粒度22~0毫米，破碎比15.9。    磨矿：一段闭路，磨矿细度-200目占60%，磨矿浓度70~75%，分级溢流浓度30~32%。    浮选：采用一次粗选（其中有一系列增设单槽浮选）、一次精选、二次扫选，浮选尾矿用磁选机选铁。其工艺流程详见下图。 [next]     脱水：均为沉淀池脱水。    （三）选矿厂主要设备（下表）    该矿浮选设备采用0.3米3棒型浮选机是现场用3A浮选机改制的，经试生产证明：该设备具有结构简单，操作维修方便，吸气量大，搅拌力强，浮选速度快，效率高，选别指标好，耗电少等优点。

（一）概况    该矿位于福建省漳州地区平和县境内。    选矿厂于1969年初投产，设计规模100吨/日，目前实际生产能力75~80吨/日，回收铜、钼、硫三种产品。    采矿方法为分层崩落法。平窿出矿，矿石经斜坡卷扬提升至选矿厂原矿仓。    用水取自选矿厂附近小河，经20瓦水泵扬至200米3高位水池。    该矿为柴油发电，装机容量530瓦。选矿厂安装容量为271瓦。由于柴油发电不够正常，选矿厂运转率较低。    （二）工艺流程    1.原矿性质    该矿属于中温热液斑岩铜矿床。金属矿物有黄铁矿、黄铜矿、辉钼矿以及次生硫化铜、闪锌矿等。脉石矿物有长石、石英、黑云母、绿泥石等。    矿石嵌布粒度较粗，呈稀散及致密不等的浸染体分布于脉石中。矿体氧化率低，但在老洞 地段氧化率高，且含泥较多，对选别指标影响较大。矿体围岩主要为黑云母化斑岩。矿石硬度f=8~12，矿石真比重2.8。    2.工艺流程    原矿一般含铜1.14%，钼0.04%，硫5~10%。破碎为两段一闭路，原矿粒度为200~0毫米，破碎最终产品粒度为18~0毫米。原矿磨至-200目点55%，进行铜、钼混合浮选。流程结构为二次粗选，二次精选，三次扫选。铜-钼分离浮选为一次粗选，四次精选，分离浮选尾矿为铜精矿。混合浮选尾矿选硫，其流程为二次粗选，二次扫选，扫精精选。铜精矿经浓缩、过滤两段脱水，滤饼含水10~12%。钼、硫精矿用沉淀池脱水。其工艺流程及技术条件见下图。 [next]     选矿厂所得钼精矿含钼仅40%左右（不合格）。其原因可能是：1）磨矿细度不够，铜、钼单体分离不完全；2）铜、钼分离精选次数少。    （三）选矿厂主要设备（下表）

宜春选矿厂坐落江西省境内，是一个选别钽铌锂多种稀有金属矿藏的选矿厂，锂云母选矿车间是该厂的一部分。该厂处理的原矿含有大约20%锂云母，其他有用矿藏为富锰钽铌铁矿、钽锡矿、细晶石，首要脉石矿藏为钠长石、石英和少数黄玉等矿藏。宜春选矿厂规划规划为1500吨/日，原矿经破碎、磨矿后入重选产出钽铌粗精矿，经精选获产品精矿。        重选尾矿给入锂云母车间，该厂锂云母出产流程特别简略，往重选尾矿矿浆中参加混合胺直接浮选锂云母，泡沫产品即为锂云母精矿。该厂出产的锂云母精矿档次为4%～4.7%Li2O，回收率约80%～85%，一起从锂云母精矿中回收了和，出产流程如图1所示。现在该车间正在扩建和改造。图1 宜春锂云母车间浮选流程

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

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    滴达水铜矿位于辽宁省朝阳地区喀左县境内。    该矿于1958年由县社合办开采富矿石以来，曾经历了两上两下过程，到1970年3月该矿本着独闰自主，自力更生的精神，第三次上马，于1972年9月正式投产。现选矿厂实际生产能力为85吨/时。    矿山为平窿盲井开拓，采矿方法为浅孔溜矿法。平窿口距选矿厂约70米，原矿运输采用0.35米3U型矿车，人工推至选矿厂原矿仓。    水源由距选矿厂约3公里的下滴达水农业水井供给。两级泵站扬至选矿厂。另外，矿山拟在距选矿厂5公里的梅树台建设备用水源。    该矿有两处电源：一是从凌源供电，线路长22.5公里；另一是从大城子供电，线路长22.5公里。矿山安装两台320千伏安变压器，一次电压10千伏，二次电压380伏，分别供给采选及其他设施用电。    （二）工艺流程    1.原矿性质    该矿属矽卡岩型铜矿床。金属矿物主要有黄铜矿，次为黄铁矿、磁铁矿等，脉石矿物主要为石榴子石、透辉石、方解石、绿泥石等。矿石真比重2.71~2.84，矿石硬度f=8~9。    2.工艺流程    破碎：两段开路，在原矿仓上部设有格筛，大于150毫米矿石，进行人工手碎。给矿粒度为150~0毫米，最终破碎产品粒度为20~0毫米，破碎比7.5。    磨矿：一段闭路，磨矿细度-200目点65%，分级机溢流浓度为27%。    浮选：优先浮选，采用一次粗选，二次扫选，一次精选，浮选机定额为0.082米3/日?吨，其工艺流程及技术操作条件见下图。    脱水：沉淀池，精矿水分夏天8%，冬天18%。    为了减小破碎产品粒度，提高球磨机的生产能力，该厂计划将破碎流程改为三段开路。此外，还准备综合回收原矿含钼为0.02~0.03%的辉钼矿。

（一）概略    琯坑钨矿坐落广东省梅县境内。    该矿于1954年收归公营，1959年国家出资50余万元，建成125吨/日机械厂。在深入开展工业学大庆运动中，该厂发扬自给自足，艰苦奋精神，大挖厂商潜力，将选矿厂出产能力扩大到250吨/日。    1964年，该矿遵循毛主度有关归纳利用的教训，自行设计，自行施工，出资6万余元，建成一座面积为760米2的出产能力为5~6吨/日精选厂。选用重选——浮选——重选——磁选联合流程。加强了归纳收回，现能收回钨、钼、铜、铋及锡等五种产品。1973年副产品产量占总产量的21.6%。    选矿厂选用氧化白腊皂法浮选白钨，进步了产品质量，下降作业本钱，作用较好。    该矿选用竖井开辟，浅孔溜矿法采矿。选矿厂设在距矿山650米的山坡上，原矿经柴油机车和斜坡卷扬运至选矿厂。尾矿用一段4吋砂泵扬至尾矿池，溢流水经沉积后无害农田。手选废石用柴油机车运至尾矿池邻近堆积，可筑堤堰。    选矿厂用水约50%取自坑内水，30%来自地表水，20%运用回水。矿山自备柴油发电站。    （二）工艺流程    1.原矿性质    选矿厂处理的矿石为石英脉型黑钨矿。首要金属矿藏为黑钨矿、白钨矿、辉钼矿、辉铋矿、黄铜矿、锡石及少数闪锌矿、黄铁矿。首要脉石矿藏为石英，此外有少数方解石、重晶石、白云母。围岩为闪长岩。矿石比重2.7，矿石硬度f=8~12，含水3%。矿藏单体别离较好，钨在10毫米以上有不少单体呈现，至100目左右根本单体别离。硫化矿磨至-200目占40~50%也已根本单体别离。    2.工艺流程    现行出产工艺流程，包含两级手选，两段一闭路破碎的粗选流程（见图1）；一段磨矿、三级跳汰、五级枱洗、分富分选的重选流程（见图2）；以及重选——浮选——磁选的精选流程（见图3）。 [next][next]     选矿厂现行流程为两段选别、细泥独自处理的重选流程，合适本矿矿石嵌布特性和出产规模，较为简略，设备也较少。原流程是将棒磨排矿，经跳汰后尾矿回来双层振动筛，扫选摇床中矿回来棒磨。经选矿厂测定，前者不只返砂量大（约占合矿石的79%）并且钨的档次较低（约在0.06~0.08%),回来双层振动筛，既增大了设备负荷，又贫化了原矿档次（由0.4%贫化至0.14%），现流程将这部分矿砂经单层振动筛筛上部分返至棒磨，筛下部分经分级并经粗选摇床丢掉部分尾矿。使选矿厂在原有基础上，仅添加一台棒磨机一台跳汰机出产能力到达了250吨/日（细粒跳汰尾矿档次为0.06~0.08%，若将单层振动筛筛上矿石直接经摇床选别，丢掉大部分尾矿，其间矿再回来棒磨，这样对选别目标影响不会太大，而在原有基础上不添加棒磨机和跳汰机，仅添加1~2台摇床，出产能力有或许到达200吨/日）。    扫选摇床中矿含钨也在0.08%左右，近回单层振动筛，使粗中粒级中连生体再磨，单体较多的细粒中矿入摇床再选是合理的。    从粗选（手选+重选）收回率分析来看，该厂跳汰机产品占粗选收回率的64%，而摇床产品只占22.6%，手选富矿占13.4%。值得注意的是：选矿是下的跳汰作用最好，收回率占粗选收回率的41.8%。这是为了更合适粗粒浸染矿石性质，而杰出地加强了跳汰作业，使单体别离早而能在跳汰中收回的矿粒及时得到收回。    因为原矿贫化率高达80%，选矿厂加强了手选废石作业，采取了分级手选，进步洗矿水压，调整手选胶带输送机速度等办法，使手选废石率达53%，废石档次也较低。选矿厂还预备将-80+30毫米等级改为反手选，进一步进步废石选出率。    （三）选矿厂首要设备（表1）    摇床操作条件出产目标（见表2）    跳汰机操作条件及出产目标（见表3） [next]续上表[next]

（一）概况    矿区位于广东省五华县境内    该矿于1958年发现，并开始民采，1959年收归国营。先建80吨/日重选厂，后经设备改进及重介质旋流器投产，现选矿厂生产能力可达220吨/日。    矿山为平窿溜井开拓，空场法采矿。选矿厂设在距窿口300米左右的山坡上，原矿用电机车运至选矿厂。    矿山自备柴油发电站，由6.6千伏供电，经180千伏安变压器降压后送至选矿厂。用水取自地表水（山间溪流）、井下水和回水，枯水季节主要靠回水。尾矿经明沟（坡度6~7%）自流入尾矿库，手选废石用电机车运至尾矿库附近山沟堆积。    （二）工艺流程    1.原矿性质    选矿厂处理矿石为石英脉型黑钨矿。主要金属矿物有黑钨矿、黄铁矿，其次有磁黄铁矿、磁铁矿等。脉石矿物主要是石英及少量长石、萤石。围岩为花岗岩，围岩含钨品位为0.01~0.024%。矿石比重2.7~2.8，含水4~5%，含泥7%。黑钨矿呈粗细不均匀嵌布，但以粗粒嵌布为主。出窿矿石贫化率达70%。    2.工艺流程    现行生产工艺流程，包括二级手选、重介质、两段一闭路破碎的粗选流程（见下图1）；一段闭路磨矿、三级跳汰、四级枱洗、贫富分选的重选流程（见下图2）；不同粒度和品位的粗精矿分别跳汰、粒浮、浮选的精选流程（见下图3）。 [next][next]     选矿厂根据原矿贫化率较高，钨又以粗粒嵌布为主，脉石比重大于围岩比重0.05~0.2等的特点，该厂较成功地使用了重介质选矿法，使选矿厂生产能力和入选矿石钨的品位均将近提高一倍，这对于近年来我国钨矿原矿品位逐年降低，贫化率较高，-12毫米粒级手选废石效率低，推行重介质选矿这一技术方案有一定意义。当然该厂现行重介质设备的磨损和介质回收系统等，均有待进一步解决和完善。    该厂钨损失在黄铁矿及精选溢流中各占3%。进一步完善黄铁矿再磨再选，改进精选细处理流程和方法，将有助于选矿回收率的提高。    3.重介质旋流器选别简介    围岩比重2.60~2.65，脉石比重2.65~2.85，入选矿石粒度-12+3毫米。加重剂为该厂副产品黄铁矿精矿，比重5，细度-200目占30~40%。入选介质比重1.9~2.2，分选比重2.65~2.70左右。矿介比1：8~1：12。分选旋流器为灰口铸铁件，直径380毫米，锥度20度，给矿口直径57毫米，沉砂口28~31毫米，溢流口63毫米，安装角度：中心线与水平夹角30度，其工艺流程和主要设备详见重介质旋流器设备联系图（见下图4）。在操作中介质用量的控制，采用一台4吋卧式砂泵，出口配上2.5吋管子输送介质，给矿只要达到恒压箱溢流堰或稍有溢出即可。介质比重的调整是根据输送介质砂泵电路上的电流表的电流指数来掌握比重的变化。再结合介质的大小和轻重产品的排出情况，通过向浓介质搅拌槽内增加浓介质或稀介质，而达到调整的目地。 图4     关于介质的回收及循环平衡使用：将900×2700双层脱介筛，在筛下取筛长的2/3回收浓介质。直接进入循环系统使用，其下段1/3，在筛上加洗涤水将冲洗下来的稀介质引入稀介质搅拌槽，经旋流器浓缩后汇入浓介质搅拌槽，旋流器溢流经倾斜箱浓缩后,汇入稀介质搅拌槽,这样就形成一个介质循环工作系统。该厂浓介质回收占工作介质的98.64%,保证了正常生产的连续性。介质消耗以合格矿计，约为0.3公斤/吨，选出废石量占原矿量的17%占合格矿约50%。废石中钨的品位为0.03~0.04%，入选矿石经富集后，重产品钨的品位比入选前提高一倍左右，原矿单位成本比单一磨矿淘洗作业降低8.1%，几种主要材料消耗见下表1。[next]    （三）选矿厂主要设备（见下表2）    该厂因陋就简，自制机械取样机代替人工刮胶带取样计量，用水斗代替继电器，同时控制几台取样机，效果均较好。

（一）概况    该矿位于浙江省温州市境内。    该矿于1960年设计建厂，年底建成100吨/日选矿厂。目前由于磨矿细度较细，球磨矿生产能力所限，选矿厂实际生产能力为70~80吨/日。    矿山为平窿开拓，采矿方法为浅孔溜矿法。    选矿厂位于平窿口附近的下方山坡上（坡度10°~15°）。距平窿口300米。矿车由人工推出平窿口，用有极绳无动力斜坡放矿，再经100米左右的自溜滑坡（坡度3~5‰），直接由前翻式翻车架卸至250米3原矿仓。空车经高度补偿器提升至一定高度，自动返回，再经斜坡道提至坑口。    供电由距矿4公里的温州市牛山变电所10千伏红路送至矿区，再经560千伏安变压器降压后送至选矿厂。    用水由选矿厂下方的内河取水，用一段水泵扬至选矿厂50米3高位水池。    尾矿经两段泵扬送到选矿厂东侧50米的尾矿库内，其尾矿水经澄清、自然氧化后，由溢流井排至下方内河，经化验符合国家卫生标准。    （二）工艺流程    1.原矿性质    该矿属热液裂隙充填矽卡岩型矿床。金属矿物有闪锌矿、方铅矿、其次有少量黄铁矿、黄铜矿及磁黄铁矿等。非金属矿物主要有方解石、萤石、石榴子石、绿泥石等。闪锌矿嵌布较粗，一般粒度在0.08~0.16毫米，最大可达2毫米。方铅矿嵌布较细，一般粒度在0.008~0.08毫米。此外还外购部分富矿，其来源有十多处，矿石性质各有不同。    2.工艺流程    1966年前采用优先浮选流程，后根据原矿品位日趋降低，通过试验，改用混合浮选流程。生产实践证明：优先浮选和混合浮选二者技术指标相差无几，但混合浮选流程经济效果显著，药剂费、材料费、电费每年可节约8万多元。    破碎：三段一闭路，原矿最大粒度350~0毫米，破碎最终产品粒度-15毫米。    磨浮：一段闭路磨矿，磨矿细度-200目占70%左右，浮选为混合浮选后分离。其工艺流程及技术条件见下图。 [next]     脱水：为浓缩、过滤两段脱水。    （三）选矿厂主要设备（下表）    本矿自产矿石较贫，需与外购矿石配矿，每天大约配进15%左右的外购富矿，使入选铅锌品位保持在3%左右。外购矿石嵌布粒度、氧化程度、品位等彼此不一，选矿厂将其分别堆存，有计划有比例地进行配矿。并经生产探索和试验，一次磨矿（磨矿细度-200目占70%）中间不需脱药的混合浮选流程，获得较好的选矿指标和经济效果。

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。

（一）概略    衡东铅锌矿坐落湖南省衡东县境内，有公路相通，交通便利。    该矿于1965年兴办，靠手艺挖掘富矿，人工桶洗，至1973年5月共向国家供给铅锌金属量7000多吨，萤石块矿9万余吨，上缴利润306万元。    为了合理运用国家资源，改进劳动条件，进步劳动出产率，矿山自筹资金65万元，于1972年6月开工，以十个月时刻，建成了一座200吨/日的浮选厂。当年出产铅锌金属一千多吨，上缴利润41万元（占选矿厂出资的64%）。    矿山选用平窿一盲斜井开辟，浅孔溜矿法采矿。平窿口至选矿厂约350米，原矿经内燃机车牵引至选矿厂原矿仓，人工卸矿。    供电：选矿厂供电由矿区东南12公里的县办甘浮水电站，以10千伏单回路送至选矿厂降压变电所，降至380伏后送至各工段。    供水：选矿厂出产用水运用坑内水，自流至选矿厂150米3高位水池。    尾矿：经过垮度205米的倒虹吸管及1200米明渠自流至尾矿库，其容积为200万米3。    （二）工艺流程    1.原矿性质    矿山现有两个出产工区，均为产于变质岩系的脉状矿床。银矿冲工区以产萤石为主。副产铅锌。原矿经手选后，萤石块矿直接外销，铅锌块矿用轿车运至选矿厂处理。石岩冲工区以产铅锌为主，萤石档次较低，手选困难。选矿厂以处理石岩冲工区2号矿脉矿石为主。2号脉为变质岩、火成岩脉状铅锌多金属矿床。首要金属矿藏为方铅矿、闪锌矿、少数黄铜矿及黄铁矿。脉石矿藏为石英、萤石等。原矿含铅3%，锌3%，氟化钙大于10%。含水及氧化率均不高，为粗粒嵌布易选矿石（2号脉南端，部分矿石氧化较深，现在没有挖掘）。    2.工艺流程    破碎为两段一闭路，原矿粒度为220毫米，破碎终究产品粒度为25~0毫米。原矿仓上部装有固定条格筛，大于220毫米矿石人工手碎。    矿石磨至-200目占50%左右，进行铅、锌优先浮选。选铅流程为一次粗选、一次扫选、二次精选及一次精扫。选锌流程为一次粗选、一次扫选、二次精选。铅、锌粗扫选均选用浮选柱，精选用浮选机。萤石现在没有收回。其工艺流程及技能条件见下图1。 [next]     铅锌精矿脱水，现在选用天然沉积与土灶烘干。占用劳动力多，劳动条件极差，该矿正在设法选用机械脱水。    （三）选矿厂首要设备（下表）    （四）其他    1.选矿厂厂址挑选有以下特色：    （1）原矿运送间隔短。选矿厂距主平窿口约350米，重车下坡。    （2）山坡荒地建厂，不占农田，也不阻碍农田水利建设。    （3）充分运用地型，做到厂内矿浆自流、尾矿运送自流、厂外供水自流。选矿厂无泵类设备，节省了出产费用。    2.设备装备紧凑，特别是一切浮选柱装备在同一标高，中矿回来运用提高拌和槽与压缩空气，而不必砂泵。节省了高差且便于操作办理。四台浮选柱总断面积为4×1.82=7.28米2，包含矿浆提高的总耗风量为18米3/分，进口风压为1.5公斤/厘米2。浮选机——拌和槽——浮选柱高差联系见下图2。 [next]     3.尾矿运送选用倒虹吸管与明渠自流运送详见下图3。    虹吸管管径为Ф100毫米，跳过垮度205米的山沟，进口标高197.5米，出口标高185米，管子最低标高约155米。明渠全长1200米，矩形断面，宽×高=120×250毫米，斜度4%，明渠为砖砌，外抹水泥砂浆。    经过出产证明，该运送体系基本上是成功的，但还存在：    （1）进口缓冲槽容积偏小，当浮选尾矿量改变较大时，矿浆有溢出现象。    （2）倒虹吸管下贱段磨损较快，运用半年左右需要将管子翻转。    4.浮选柱压风设备系运用乡村抛弃的120型煤气机改装。每台风量约为6米3/分，出口风压为2公斤/厘米2。该机为单缸作业，结构简略，修理便利。运用中存在问题是弹用40号普通圆钢车制，强度较低，简单损坏，需常替换。