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。  

何谓矿石回收率?　　开采后所得到的矿石量Q’与矿石工业储量Q的百分比称为回收率。　　p=Q’/Q*100%　　如果Q’代表开采所得的净矿石量，p就称为实际回收率，如果Q’代表有废石混人的采　　出矿石量.则P称为视在回收率。

为了提高独立银矿浮选的回收率，采取了三方面的措施：一是针对银矿物嵌布粒度的粗细特点，尽可能使银矿物充分解离，提高银的回收率；二是选择中性或弱碱性的浮选矿浆碱度和选用碳酸钠作浮选矿浆的调整剂，提高银的浮游性；三是搭配使用黄药与黑药，增强对银的捕收能力。 近年来，在国家一系列优惠政策鼓励下，我国在共、伴生银矿的综合选矿回收方面得到了加强，许多矿山和炼厂重视了银的回收，但是总起来看，选矿技术设备没有重大发展，银的回收率不高，不同矿山尾矿中含银很高（10～30g/t），而未予回收。 银矿石经选（或选冶）后，所得到的产品有银精矿、银泥和各种有色金属的含银精矿。目前对前两者通常采用火法熔离（反射炉、电炉、坩埚、鼓风炉、闪速炉），或者用湿法冶金分离提取，再行电解精炼；后者主要是在冶炼有色金属过程中，半银富集到阳极泥（主要是铜、铅阳极泥）中综合回收。在我国98%的白银是从各类有色金属矿的冶炼阳极泥中回收的。

某选矿厂八系列是典型的接连磨矿－弱磁－反浮选工艺流程处理磁铁矿石的出产系列，但由于其矿石性质比较复杂，并存在磁铁矿与氧化矿的混矿现象，使该系列自投产以来铁的收回率一向比较低。在现在资源日趋严重的情况下，充分利用资源，进步铁的收回率，就显得特别重要。为此，针对选矿广详细出产方针情况，展开了进步铁收回率的实验研讨。     该系列经过多年的出产运转，磨矿工艺和弱磁选工艺流程及其设备装备比较合理，所以，该实验研讨矿样选为弱磁选精矿和弱磁选尾矿，其要点实验内容为弱磁选尾矿的分选。研讨意图是经过实验研讨，查明其铁收回率低的原因，并寻觅进步磁矿系列铁收回率的办法和途径。     一、实验矿样     （一）取样     实验矿样取自选矿厂八系列，矿样为弱磁精选精矿和弱磁粗选尾矿。接连取样一个星期，每天取样6次。一起，对系列处理原矿也进行取样考察，并进行分析化验。所取实验矿样的均匀方针这：原矿铁档次TFe32.47％、TFeO 11.13%原矿均匀氧化度2.92％；弱磁精矿铁档次TFe61.20％、理论产率37.41％、铁收回率70.51%；弱磁粗选尾矿铁档次15.30％、理论产率62.59%铁丢失率29.49％。实验所取矿样从取样时刻、取样点、所取矿样分量及方针，都具有必定代表性。     （二）矿样性质分析     1、矿样的物质组成及其分析     实验矿样的多元素分析及物相分析成果别见表1和表2。 表1  实验矿样的多元素分析成果名   称TFeTFeORxOyFPSiO2弱磁精矿61.3024.100.801.150.122.47弱磁尾矿15.203.706.258.701.1622.26名   称K2ONa2OCaOMgOAl2O3烧减弱磁精矿0.150.142.720.960.220.95弱磁尾矿1.121.1519.803.631.918.93 表2  实验矿样的铁物相分析成果矿样 称号成分 （%）铁物相磁铁矿中的铁赤铁矿中的铁硅酸盐中的铁硫化矿中的铁弱磁 精矿含量55.903.400.301.90占有率90.895.530.493.09弱磁 尾矿含量0.6011.701.901.10占有率3.9276.4712.427.19     分析成果标明，原矿经弱磁选别后，磁铁矿的收回率较高，阐明现场磁选流程对磁铁矿的选别作用很好。但氧化矿的收回率很低，大部分丢失在尾矿中。然后阐明，要进步磁矿系列的收回率，首要是收回丢失在尾矿中的氧化矿。     2、矿样的单体解离度及粒度分析     实验矿样的单体解离度分析成果见表3，粒度分析成果见表4。                           表3  实验矿样中铁矿藏单体解离度测定成果实验矿样铁矿藏 单体（%）富连生体（%）贫连生体（%）铁与硅酸盐矿藏铁与萤石铁与其它矿藏铁与硅酸盐矿藏铁与萤石铁与其它矿藏弱磁精矿90.274.830.970.482.490.800.16弱磁尾矿64.3913.902.736.326.832.363.47 表4  实验矿样的粒度分析成果粒度（mm）＋0.076－0.076＋0.045－0.045＋0.034－0.034＋0.025－0.025＋0.017－0.017＋0.008－0.008弱磁给矿7.6014.4012.6016.8012.8010.0024.80弱磁精矿5.0819.7111.5920.1212.4012.2018.90弱磁尾矿7.8017.9312.8115.8712.8114.0818.70     实验矿样的组成和单体解离分析成果阐明，弱磁尾矿中铁矿藏的单体解离度低，从弱磁尾矿中收回铁矿藏，不管采纳什么办法，要得到较高铁档次的铁精矿，其铁的收回率都不会太高。     粒度分析成果标明，弱磁尾矿中细粒级矿藏含量高，其中铁的占有率也高。所以，要从弱磁尾矿中收回铁矿藏，首先要考虑微细粒级铁矿藏的有用收回。     二、选别实验及其成果     （一）实验工艺流程     依据矿石性质，本研讨选用的实验计划为：对选矿厂弱磁选的弱磁尾矿，进行直接反浮－正浮选实验研讨，讨论进步系列收回率的途径；并对选厂弱磁选的弱磁精矿进行现场的一粗二精反浮选工艺实验。 弱磁尾矿的浮选工艺流程为反浮－正浮选工艺流程。反浮选为一道作业，选用Na2CO3－水玻璃－白腊皂药剂组合；正浮选为一次粗选两次精选，选用明矾－钠－白腊皂药剂组合。实验流程及设备见图1。    （二）实验成果及分析     1、弱磁精矿反浮选实验成果     在原矿档次为32.71％及弱磁精矿档次为61.83％、产率37.41％的情况下，弱磁精矿经过一粗两精反浮选后，可获得反浮精矿档次为64.48％、产率为34.66％的分选成果。     2、弱磁尾矿正浮粗选条件实验     实验用水为清水，依据以往的研讨，并经探究实验，断定粗选的明矾用量为5kg/t,钠用量为1.77kg/t.在此条件下，进行捕收剂不同用量的条件实验。实验成果见图2、图3和图4。由实验成果断定，捕收剂用量为0.80kg/t。    3、弱磁尾矿正浮精选条件实验     经过探究实验，正浮精选实验的药剂用量断定为：一精抑制剂为1.Okg/t、捕收剂为0.lkg/t。用清水进行实验，其成果为：铁精矿作业产率10.94％、铁档次50.60％、作业收回率36.50％的选别方针。     4、弱磁尾矿反浮－正浮回水实验     在清水实验的基础上，考虑到该实验计划的现场可行性，用现场回水进行了开路实验。实验标明，回水实验的药剂用量与清水比较有必定变北。详细的药剂用量见表5。开路实验成果为：正浮精矿档次53.10％、作业产率11.04％、作业收回率38.71％的选别方针。选别成果较清水要好。 表5  反浮－正浮选回水实验药剂用量(kg/t)选别作业药剂及用量反浮选碳酸钠1.5水玻璃2.0白腊0.4正浮粗选明矾5.0钠1.75白腊皂1.2正浮－精/钠1.00白腊皂0.40正浮二精//白腊皂0.30     5、弱磁尾矿反浮—正浮回水闭路实验     回水闭路实验的药剂用量，在条件实验的基础上略有调整。弱磁尾矿经反浮—正浮选工艺流程闭路实验后，可获得：正浮铁精矿档次55.06%、作业产率11.20%、作业收回率40.73%的选别成果，实验成果到达预期方针。     弱磁精矿经反浮选、弱磁尾矿经反浮—正浮选工艺实验后，可获终究归纳铁精矿，其产率41.69%、铁档次62.96%、铁的收回率80.13%、杂质氟0.53%的选别方针。比现选厂的实践收回率方针进步10个百分点以上。     三、产品成果分析     对弱磁尾矿反浮—正浮选工艺实验的正浮铁精矿产口和尾矿产品，进行了物相分析和粒度组成分析，成果标明：1、正浮铁精矿中，首要矿藏为赤铁矿，其占有率为91.90%；脉石矿藏首要为角闪石和钠辉石，占脉石矿残酷的48.95%。弱磁尾矿经反浮—正浮选后，非磁性铁矿藏铁的收回率为45.04%，含铁硅酸盐矿藏铁的抛出率为88.37%，阐明该工艺及其药剂组合的挑选，对收回弱磁尾矿中铁对错常有用的。2、依据单体解离度的测定成果来看，从弱磁尾矿中收回铁矿藏，要得到较高口位的铁精矿，就要丢失很大的收率，不然，铁精矿档次就不会太高。3、弱磁尾矿经反浮—正滔后，反浮选抛出的—20μm的量为69.02%，该粒级铁的丢失率为50.84%。收回细粒级铁矿藏仍是进步铁矿藏收回率的重要研本分从。     四、结语     由实验成果可知，弱磁尾矿直接反浮—正浮选工艺流程，不管从收回细粒级铁矿藏来说，仍是从收回非磁性铁矿藏来说，都优于已进行的弱磁尾矿经强磁选后再反浮—正滔选工艺流程的成果。在不改动现选矿厂磁矿系列出产工艺的情况下，经过添加浮选作业，即可完成进步铁收回率的方针，工艺流程相对简略。该研讨成果，为选矿厂往后进步磁矿系列收回率，供给了一个重要的参阅计划。

精镁实收率按下式计算：   式中  ηMg－镁的实收率，%；       W2－精炼后精镁质量，kg；       W1－粗镁的质量，kg；       q2－精镁品位，%；       q2－粗镁品位，%。

在我国，各载金炭处理车间的工艺条件不尽相同，现仅举几个有代表性的车间技能操作条件：    1．河南省银洞坡金矿载金炭常压解吸工艺参数：       浓度             2%       浓度               5%       解吸温度                 95～98℃       解吸时刻                 14～16小时       解吸液流量               0.1升/秒    解吸办法   将载金炭装入解吸塔，通过热交换器加热的解吸液参加解吸塔，并用电热器加热至工艺要求的解吸的温度后解吸，解吸后放出贵液。随后再用电解贫液或清水，在解吸温度下进行解吸塔洗刷炭，解吸贵液及洗刷液兼并，经热交换器冷却、过滤器除杂后给入电解槽。    2.河北省张家口金矿载金炭加压解吸工艺参数：      浓度             1.0%      浓度               1.0%      解吸温度                 135℃      解吸压力                 310千巴      解吸时刻                 24小时      解吸液流量               0.84升/秒    解吸办法：用喷射泵将载金炭装入解吸柱，经热交换器加热的洗刷（转化液、电解贫液及清水），再经电热器加热至工艺要求后，给入解吸柱解吸金、银。解吸作业的洗脱贵液用过滤器过滤，滤饼（载金炭泥）送冶炼，滤液（贵液）经热交换器冷却后送电解。    3.河南省桐柏县黄金公司冶金车间电解参数：      槽电压                       4～4.5伏      阴极电流密度                 15～20安培/米2      电解液流速                   200～3000升/米2•分钟      电解温度                     25～40℃      电解时刻                     18～20小时    4.脱金炭再生活化技能操作条件较共同，其工艺参数：      酸洗   用3～5%浓度的溶液泡3～4小时，使其间碳酸钙削减到10%以下。      烘干   在炭与酸别离后，用清水淋洗至中性。在100℃以下温度烘干。      活化   将炭装入回转窑，加热到600℃以上，再通入蒸汽10～15分钟，后排入冷却筒。冷却后的炭经筛分分级，大于16意图回来吸附作业循环运用。

废弃金属回收率 关键字:* 回收率　　是指从废液(废电镀液、蚀刻液)与废弃固体物(覆铜板与印制板、粉粒、泥渣)中提取金属物,包括铜、镍、金、锡等金属，以总量的百分比计算。 计算方法如下： w R Rr M M = M 式中：MR r ——废弃金属回收率，%； MR ——回收金属量, kg； MW ——废物中金属含量，kg。.

提高锑矿选矿回收率的技术： 我们对此提出以下方案： (1) 改善和提高现有选矿技术水平。提高锑矿选矿回收率的技术具体包括： 第一 、浮选药剂制度是提高选矿技术水平的关键，主要是寻找一种经济有效的氧化锑矿石的捕收剂，必须通过选矿试验研究，才能实现这一目的。 第二、在现有工艺流程结构及条件下，通过加强操作管理和调整工艺条件以适应原矿性质的变化。对每一环节都要严格管理，球磨作业条件控制是降低选矿成本和提高浮选效果的关键，添加药剂的方式可考虑分段添加以提高药效和减少药荆耗量，通过控制补加水量来提高粗选浓度同时降低精选浓度，提高锑矿选矿回收率的技术以保证粗选的回收率和提高精矿品位，还需通过调节矿浆pH值来保证有用矿物的选择性浮选; (2) 对选矿设备要定期维修，同时在条件许可的情况下对老化设备进行更换。

一、主题内容与适用规模    1.本标准规则了测定土壤中总铬的火焰原子吸收分光光度法。    2.本标准的检出限(按称取0.5g试样消解写容至50ml核算)为5mg/kg.    3.搅扰    1)铬是易构成耐高温氧化物的元素，其原子化效率受火焰状况和燃烧器的影响较大，需使有富燃烧性(还原性)火焰，观测高度以0mm处最佳。    二、原 理    选用、硝酸、、高氯酸全分化的办法，损坏土壤的矿藏晶格，使试样中的待测元素悉数进入试液，而且，在消解过程中，一切铬都被氧化成Cr2O72-。然后，将消解液喷入富燃性空气-火焰炽。在火焰的高温下，构成铬基态原子，并对铬空心阴极灯发射的特征谱线357.9nm发生挑选性吸收。在挑选的最佳测定条件下，测定铬的吸光度。    三、试 剂    本标准所运用的试剂除还有阐明外，均运用契合国家标准的分析纯试剂和去离子水或同等纯度的水。    1.(HCl),ρ=1.19g/ml,优级纯。    2.溶液，用(3)制造、    3.硝酸(HNO3), ρ=1.42g/ml,优级纯。    4.(HF), ρ=1.49g/ml。    5.硫酸(H2SO4), ρ=1.84g/ml，优级纯。    6.硫酸溶液，1+1:用(3.5)制造。    7.氯化铵水溶液，质量分数为10%    8.铬标准储藏液，1.000mg/ml:精确称取0.2829g基准重(K2Cr2O2),用少数水溶解后全量转移入100ml容量瓶中，用水定容至标线，摇匀。    9.铬标准运用，50mg/L:移取铬标准储藏液5.00ml于100ml容量瓶中，加水定容到标线，摇匀。    四、仪 器    1.一般试验仪器和以下仪器。    2.原子吸收分光光度计。    3.铬空心阴极灯。    4.钢瓶。    5.空气压缩机，应备有除水、除油和除尘设备。    6.仪器参数    不同类型仪器的最佳测定条件不同,可根据仪器运用阐明书自行挑选。一般本标准选用下表中的丈量条件。元素Cr测定波长（nm）357.9一般宽度(mm)0.7火焰性质还原性次活络线(nm)359.0;360.5;4254燃烧器高度0mm(使空心阴极灯光斑经过火焰亮蓝色部分)[next]     五、样 品将收集的土壤样品(一般不少于500g)混匀后用四分法缩分至约100g.缩分后的土样经风干(天然风干或冷冻干燥)后，除掉土样中石子和动植物残体等异物，用棒槌(或玛瑙棒)研压，经过2mm尼龙筛(除掉2mm以上的砂砾)，混匀。用玛瑙研钵将经过2mm尼龙筛的土样研磨至悉数经过100目(孔径0.149mm)尼龙筛，混匀后备用。    六、分析过程    1.试液的制备    预备称取0.2~0.5g(精确至0.0002g)试样于50ml聚四氟乙烯坩锅中，用少数水潮湿，参加硫酸溶液(5ml,硝酸10ml.静置。待剧烈反响中止后，加盖，移至电热板上加热分化1h左右。开盖，待土壤分化物呈粘稠状时，参加5ml并中温加热除硅，为了到达杰出的飞硅作用，应常常摇摆坩埚。当加热至冒SO2白烟时，加盖，使黑色有机碳化物充沛分化，然后，取开坩埚，稍冷，用少数水冲刷坩埚盖和坩埚内壁，再加热将SO3白烟赶尽并蒸至内容物呈不活动状况。取下坩埚稍冷，参加溶液3ml，温热溶解可溶性残渣，全量转移至50ml容量瓶中，参加5mlNHCl溶液,冷却后定容至标线，摇匀。    因为土壤品种较多，所含有机质差异较大，在消解时，应留意调查，各种酸的用量可视消解状况酌情增减。    留意:电热板温度不宜太高，不然会使聚四氟乙烯坩埚变形。    2.测 定    依照仪器运用阐明书调理仪器至最佳作业状况，测定试液的吸光度。    3.空白试验    用去离子水替代试样，选用和相同的过程和试剂，制备全程序白溶液，并按过程(2)进行测定。每批样品至少制备2个以上的空白溶液。    4.校准曲线    精确移取铬标准运用液0.00、0.50、1.00、2.00、3.00、4.00ml于50ml容量瓶中，然后，别离参加5mlNH2Cl溶液,3ml溶液，用水定容至标线，摇匀，其铬的含量为0.05、1.0、2.0、3.0、4.0mg/L.此浓度规模应包含试液中铬的浓度。按(2)中的条件由低到高浓度依次测定标准溶液的吸光度。用减去空白的吸光度与相对应的元素含量(mg/L)制作校准曲线。    七、成果的表明    土壤样品中铬的含量W(mg/kg)按下式核算：    式中:c——试液的吸光度减去空白溶液的吸光度，然后在校准曲线上查得铬的含量(mg/L);         V——试样定容的体积(ml)         m——称取试样的分量（g）         ƒ——试样中水分的含量(%)    八、精密度和精确度    多个试验室用本办法分析ESS系列土壤标样中铬的精密度和精确度见下表。土壤标样试验室数保 证值mg/kg总均值mg/kg室内相对标准偏差%室间相对标准偏差%相对误差%ESS-1557.2±4.256.129.81.9ESS-3699.0±7.493.22.38.3-4.9     九、土样水分含量测定    A1称取经过100目筛的风干土样5~10g(精确至0.01g)，置于铝盒或称量瓶中，在105℃烘箱中烘4~5h，烘干至恒重。    A2以百分数表明的风干土样水分含量ƒ按下式核算:    式中：ƒ——土样水分含量，%；         W1——烘干前土样分量，g;         W2——烘干后土样分量，g.

铜矿石的选矿基本以浮选为主，单一硫化铜矿石的浮选流程一般比较简单，仅在磨矿-浮选的结构上与杂乱硫化铜矿石有所不同，这儿介绍一种一段磨矿-浮选-粗精矿再磨流程。 影响铜矿石选矿收回率的要素首要有矿石的矿藏成分、矿藏粒度巨细、结构结构、有用和有害组分的多少及其赋存状况、各种矿藏的百分比、矿石的氧化程度以及选矿工艺和配备水相等。下面介绍几种铜矿选矿设备进步铜矿石选矿收回率的有效途径。 1改善选矿工艺 跟着选矿技能的改善和开展，选矿厂可选用粗精矿、混合精矿、中矿再磨技能选用选择性好的选矿药剂等办法，使铜精矿档次安稳20%以上，一起铜的收回率也保持在较高水平上。 2注重有价矿藏的归纳收回 选矿技能的开展也使得铜矿石伴生的有价成分的归纳收回得到高度注重，如金、银、铁、硫、钼等元素的收回，特别是金、银的收回率。选矿厂对这些有价矿藏的收回可进步铜矿石的收回率，一起进步选矿厂的经济效益。 3选用高效浮选机 浮选机是铜选矿厂的首要选别设备，目前我国有JJF、KYF、BSK、BF浮选机，选用高效浮选机可进步精矿的档次和收回率。 4设备大型化 设备大型化是进步铜选矿厂技能经济指标的首要办法之一。选矿厂要尽或许选用与本身建造规划相适应的大型设备，这有利于完成出产的自动化操控，进步铜矿石的收回率，下降能耗和本钱，进步选矿厂的经济效益。 5进步选矿自动化水平 铜选矿厂可选用碎矿体系连锁操控、磨矿体系恒定给矿份额加水自动操控、浮选液面操控、矿浆酸碱度操控、荧光在线分析和电脑监控、智能化电脑给药操控等自动化办法与设备,然后进步选矿收回率。

进步铅锌铜矿石中银收回率的实践 铜铅锌伴生银矿石选矿技能：近年来，因为白银需要量的敏捷添加和银价的上涨，引起了人们对铅锌铜多金属硫化矿伴生银归纳收回的广泛注重。为了获得选矿归纳收回的最佳技能经济目标，人们加强了银矿藏工艺学的研讨，不断改善选矿工艺流程和药剂准则，使铅、锌、铜等硫化矿的选矿目标保持在原水平或有所进步的基础上，伴生银的收回率由30～50%进步到60-80%，伴生银的产值和归纳收回技能水平有了较大的进步。 铜铅锌伴生银矿石选矿技能：变革磨矿工艺、进步磨矿细度是进步伴生银收回目标的首要办法之一。各种银矿藏在铅锌铜多金属矿中多呈微细粒嵌布，严密共生，现有的磨矿条件多是从收回铅锌铜硫化矿藏的视点考虑的，难以使银矿藏充沛单体解离。为了进步伴生银的收回目标，有必要变革原有磨矿工艺，进步磨矿细度。当然磨矿工艺流程和细度的挑选，既要考虑技能的或许性和工艺的科学性，更要考虑经济上的合理性。现在已有些选厂在技能条件或许的情况下进步了磨矿细度，使各项目标均有进步。例如：八家子铅锌矿原矿由一段磨矿改为两段磨矿，磨矿细度由65%进步到80%-200目，银总收回率进步3.6l%;栖霞山的磨矿细度由55%进步到65%-200目，银收回率进步1.24%，铅收回率进步3.37%。有些选厂添加了铜铅或铅中矿再磨，如水口山铅锌矿将铅浮选回路中的粗扫选和精扫选的泡沫分级再磨后回来铅粗选作业，可使伴生金银的收回率别离进步6.23%和3.40%，一起铅锌选矿目标也得到了进步。佛子冲铅锌矿河三分矿，采取了铜铅混选、中矿再磨，使铅、锌、银收回率别离进步3.00%.2.31%和4.71%，铅精矿含锌由5.15%下降到4.50%。 铜铅锌伴生银矿石选矿技能：选用无或微工艺。在浮选工艺流程中，不必或少用对银矿藏或载体矿藏有抑制作用的，对伴生银的收回有利。例如西林铅锌矿，选矿取消了原用的并削减一半以上的石灰用量，铅精矿中银的收回率到达71.6%，比少(to克/吨)和多(150克/吨)浮选时别离进步5.6%和lO.99%，而银在尾矿巾的丢失别离下降3.67%和11.83%。又如栖霞山铅锌矿，1079年选用了预先脱除易浮矿藏、无浮选工艺，使铅精矿中银的收回率进步了5%左右，一起铅锌硫的收回率均有不同程度的进步。八家子铅锌矿于1970年将浮选工艺流程由有工艺改为微工艺，用量由300克/吨下降到3-5克/吨，使伴生银的收回率由37%进步到52%，一起低档次的铜也得到了收回，并处理了尾矿水的污染问题。总归，选用无或微工艺，对进步银的归纳收回目标有利，这一工艺遭到广泛注重，已有60%以上的铅锌铜矿山运用，并获得较好的作用。 铜铅锌伴生银矿石选矿技能：添加捕收剂品种及多种捕收剂合作运用。曩昔，我国铅锌多金属硫化矿的浮选，常用的捕收剂是黄药(乙基、丁基)和黑药(25号、31号)。近年来，丁基铵黑药已逐步成为铅锌多金属硫化矿浮选的首要捕收剂之一。它不光具有较好的挑选性，并且还显示出对银矿藏具有较强的捕收才能。别的，选用丁基铵黑药与黄药、乙硫氮、酯类等多种捕收剂合作运用对伴生银和铅锌等选矿目标的进步具有较好的作用。在浮选实践中已得到遍及运用。例如：八家子铅锌矿，铜铅混选作业选用丁基铵黑药替代31号黑药，银总收回率进步6.75%;香夼铅锌矿以丁基铵黑药和黑药1：l的份额混合运用，在天然pH值的条件下，进行铜铅混选，伴生银的总收回率进步了2l%，铜的收回率亦有进步;西林铅锌矿，1980年开端在低碱度下运用丁基铵黑药，并选用了硫酸锌、碳酸钠抑锌浮铅的工艺流程，使银在铅精矿中的收回率进步10.99%，一起金也得到了部分收回。 铜铅锌伴生银矿石选矿技能：改善选矿工艺流程。选矿工艺流程的挑选，既要考虑到主金属铅、锌、铜的高选别目标，又要统筹伴生银的归纳收回，使有用矿藏均得到最大极限地收回。对含银的铅锌多金属硫化矿，假如单从伴生银的嵌布特性考虑，选用混合浮选或部分混合浮选流程，有利于伴生银的归纳收回。但浮选流程确实定是由各种因素决议的，矿石性质是依据。因而各选厂应通过实验，重复生产实践，逐步改善现有流程。现在，处理铅锌矿或铅锌黄铁矿类型的选厂，有选用以铅为主的等可浮工艺流程，如东波有色矿野鸡尾选厂、黄沙坪铅锌矿等;也有选用优先浮选工艺流程，如凡口铅锌矿、孟恩套力盖、银山铅锌矿、东波有色矿柴山选厂等;水口山铅锌矿则选用优先选铅、锌硫混选一别离的工艺流程。处理铜铅锌黄铁矿类型的选厂，是以部分混选一别离或部分混选一优先的工艺流程为主。前者如八家子、栖霞山、香夼铅锌矿等;后者如铜山岭有色矿、佛子冲铅锌矿河三分矿等。小铁山铅锌矿则是全浮选流程。生产实践标明，依据矿石性质改动工艺流程，有利于选矿归纳收回目标的进步。

金属平衡表分为理论金属表和实际金属平衡表两种： 理论金属平衡表是根据在平衡的期间内的原矿石和最终选矿产品（精矿与尾矿）所化验得到的品位算出的精矿产率和金属回收率，因未考虑过程中的损失，所以此回收率称为理论回收率，此金属平衡表称为理论金属平衡表。它可以反映出选矿过程技术指标的高。一般按班、日、旬、月、季和年来编制。可作为选矿工艺过程的业务评价与分析资料，并能够根据在平衡表期间内的工作指标。对个别车间、工段和班的工作情况进行比较。  实际金属平衡表。是根据在平衡表期间内所处理矿石的实际数量、精矿的实际数量（如出厂数量及留在矿仓、浓密机和各种设备中的数量）以及化验品位算出的精矿产率和金属回收率，所以此回收率称之为实际金属回收率，此金属平衡表称之为实际金属平衡表。它反映了选矿厂实际工作的效果。一般实际金属平衡表按月、季、半年或一年编制。 选矿过程中金属流失集中反映在实际回收率与理论回收率的差值上。由于理论平衡表没有考虑选矿过程各个阶段中金属的机械损失。因此，理论平衡表的金属回收率一般都高于实际平衡表的金属回收率，但有时也会出现反常现象，实际回收率高于理论回收率，这主要是因为取样的误差、原矿与选矿产品的化学分析及水分含量的测定的误差，以及原矿与选矿产品计量的误差等所造成的。一般要求理论金属平衡表的回收率和实际金属平衡表的回收率之间的差值，对于浮选厂正差不能大于2%，不应出现负差。重选厂正负差不能超过1.5%。  比较理论金属平衡表和实际金属平衡表，能够揭露出生产过程中金属流失的情况。差值愈大、说明选厂在技术管理与生产管理方面存在的问题愈多。这就要查明生产过程的不正常情况，以及取样、计量与各种分析和测量上的误差，并及时予以解决其计算方法如下：如某硫化铜矿原矿中铜品位为0.9%，精矿中铜品位为18.0%，如果每昼夜处理原矿石重量为400t，得精矿重量为15t，实际回收率为 ×100%＝75%。原矿品位α、精矿品位β和尾矿品位θ (单位：%)  选矿技术监督部门一般通过实际回收率的计算，编制实际金属平衡表。通过理论回收率的计算，编制理论金属平衡表。两者进行对比分析，能够揭露出选矿过程机械损失，查明选矿工作中的不正常情况及在取样、计量、分析与测量中的误差。通常理论回收率都高于实际回收率，但两者不能相差太大，在单一金属浮选厂一般流失不允许相差1%。如果超过了该数字，说明选矿过程中金属流失严重。 入厂原矿中金属含量和出厂精矿与尾矿中的金属含量之间有一个平衡关系，若以表格形式列出即称之为金属平衡表。Q--原矿量/吨 α--原矿品位/% θ--尾矿品位/% β—精矿品位/% K--精矿的重量/吨 V--尾矿的金属品位/% Ss--损失部分的重量/吨 θs--损失部分的金属品位/%

一、改善和提高现有选矿技术水平。      具体包括： 1 浮选药剂制度是提高选矿技术水平的关键，主要是寻找一种经济有效的氧化锑矿石的捕收剂，必须通过选矿试验研究，才能实现这一目的。 2 在现有工艺流程结构及条件下，通过加强操作管理和调整工艺条件以适应原矿性质的变化。对每一环节都要严格管理，球磨作业条件控制是降低选矿成本和提高浮选效果的关键，添加药剂的方式可考虑分段添加以提高药效和减少药剂耗量，通过控制补加水量来提高粗选浓度同时降低精选浓度，以保证粗选的回收率和提高精矿品位，还需通过调节矿浆pH值来保证有用矿物的选择性浮选; 二、对选矿设备要定期维修，同时在条件许可的情况下对老化设备进行更换。

铜在国民经济发展中具有重要的战略地位,铜矿资源更是不可再生的短缺资源。我国铜矿资源人均储量少且以贫铜为主,大型铜矿少,随着矿山开采的深入,矿产资源日趋贫、细、杂,选别作业难度增加,况且随着国民经济的高速发展,对高品质的矿产原料和金属的需求量不断增加,使供需矛盾也日益加大。如何提高铜矿产资源的综合利用率,缓解供需矛盾,保证国民经济的可持续发展,已成为技术创新的重大问题之一。        因此,针对我国铜矿资源的特点,加大低品位铜矿资源深度开发,实现矿产资源的综合利用,有利于缓解我国铜工业存在的供需矛盾,具有重大的经济意义和社会意义。 本课题选择铜陵有色集团安庆铜矿的的铜铁多金属共生矿为研究对象,矿石中的金属矿物以黄铜矿、磁铁矿、(磁)黄铁矿等硫化矿物为主,原矿性质较为复杂;由于选矿生产中存在严重粗粒欠磨、细粒过磨,供矿性质复杂多变,药剂制度不合理等多种不利因素影响,精矿产品回收率偏低,有价元素得不到充分的利用。本文在对该矿石主要矿物组成和嵌布关系深入研究及原选矿工艺存在问题分析的基础上,以提高选铜回收率和综合回收有益金属为目的,结合矿石性质特点,在实验室中通过改变 ①磨矿条件:球磨操作条件、球磨机球比、磨矿浓度、磨矿细度等; ②浮选药剂条件:捕收剂种类和用量、起泡剂用量、矿浆PH值等环节的浮选试验; ③浮选工艺流程:根据彭会清教授的中矿选择性分级再磨技术优化原有选矿流程,确定了新的磨矿条件、浮选药剂制度和选矿工艺流程,取得了比较理想的铜硫选别指标,为选矿厂进行全流程技术改造提供了详实的理论依据。         在小型试验理论研究分析的基础上,对安庆铜矿新的浮选新工艺进行了半工业连续优化验证试验,通过选矿工艺的优化、调试,新工艺的选矿指标有较大的提高。半工业对比试验表明,新的磨矿条件可以提高球磨机处理能力约11%,降低能耗,同时有效的减少返砂量,提高分级效率,明显的优化浮选给矿粒度组成,使浮选指标得到;与此同时,使用中矿选择性再磨技术,突破了阶段磨矿,循序返回的传统浮选工艺模式,在不增加磨机情况下,实现了铜中矿选择性分级再磨再选,形成了磨浮大循环,可以明显的提高中矿的单体解离度从而有效的提高了铜的回收率。同时也为同类矿山的技术改造提供了一定的借鉴作用。本课题有很好的发展前途和应用前景。

选矿作业的目的是把原矿中的金属选入精矿，这个选分过程的完全程度用精矿中的金属重量对原矿中该金属重量的比来评定，这个比值叫做金属回收率。通常用希腊字母ε（读艾皮西龙）代表，用百分数表示。 每一个选矿工人都应该关心金属回收率的提高。提高金属回收率，意味着尽最大可能将原矿中的金属选别出来，减少金属损失，则需要各工种密切配合。例如：磨矿工人应该认真按技术规范操作，完成规定的磨矿与分级各项作业指标，使矿石达到规定的单体分离度要求，以利于选别作业。选别工人精心操作，认真调整，尽可能将已单体分离的金属矿物选别上来，降低进入尾矿的金属含量。 因此，金属回收率高低，除了矿石可选性好坏客观因素外，更主要是标志选矿厂管理工作好坏和技术操作水平的高低。所以说提高金属回收率是十分重要的。         但是应该注意，提高金属回收率应该以不降低精矿品位为前提。如果盲目地为提高金属回收率，而不顾精矿品位下降，是片面的，得不偿失的。只有在保证精矿品位不降低的前提下，来提高金属回收率。保证精矿品位不降低与提高金属回收率，是矛盾的统一，要辩证的去看待。这就要认真掌握技术操作条件下，主要工种间要密切配合，围绕保证精矿品位不降低，而金属回收率又能提高来进行工作。

高炉冶炼锰铁尽管与冶炼生铁有许多共同点．但更有其自身的特点。最大的不同点是锰比铁难还原。锰的回收率可以在60～90%的范围波动，而不象生铁冶炼时，铁几乎全部还原到产品中去。根据这一特点，决定了冶炼锰铁时提高锰的回收率对产量、质量、消耗和成本都有重要的多用。因此，提高锰的回收率是锰铁生产的一项重要的技术政策。 一、提高锰回收率的重要意义 （一）降低锰矿消耗 提高锰的回收率，可以大幅度地降低锰矿消耗，节约贵重的锰矿资源，这是高炉冶炼锰铁的一大特点。在不用金属附加物的情况下，高炉冶炼生铁的矿比取决于入炉锰矿的平均品位，而锰铁的矿比则取决于入炉的平均含锰量和锰的回收率。计算公式如下：            （1） 式中Q矿－矿比，kg／t      650－标准锰铁的锰量，kg/t      Mn－炉矿平均含锰量，%      ηMn－锰的回收率，% 1990年新余钢铁厂入炉平均古锰26.92%．锰的回收率平均为85.53%．而60年代初平均回收率为65%。按(1)式计算，由于锰回收率的提高，单位产品可降低锰矿消耗892kg/t，相当于每提高锰回收率1%．可降低锰矿消耗44.6kg/t；按年产17万t产量计，则可节约锰矿15.16万t。 （二）降低焦比 提高锰的回收率，可以大幅度地降低入炉焦比，这是锰铁高炉区别于生铁高炉的又一特点。在不用金属附加物时，生铁焦比仅取决于焦炭负荷和矿石品位；而锰铁焦比则要取决于焦炭负荷、矿石品位和锰的回收率。其计算公式如下：        （2） 式中k－入炉焦比，kg/t     Q－焦炭负荷，t/t 1990年新余钢厂高炉平均负荷为1.607t/t，其它条件同前，按(2)式计算．1990年入炉焦比为1758kg/t；如按60年代初平均锰回收率为65%计算，其焦比为2312kg/t，仅回收率提高一项就使焦比降低了554kg/t，相当于在现有原料条件下，每提高回收率1%．降低焦比27.7kg/t。 （三）提高产量 高炉产量的计算公式如下：       （3） 将(2)式代入可得锰铁高炉产量计算式：       （4） 式中Qy－年产量，t／y     365－日历作业天数，d/y     V－高炉有效容积，m3     I－冶炼强度，t/m3·d     η－休风率，% 1990年高炉休风率为1.72%．冶炼强度为1.085t/ m3·d其它条件同前，按(3)计算，由于回收率提高比60年代初增产41294t／d，增产率31.51%。相当于每提高回收率1%，高炉增产1. 57%。 （四）提高锰铁质量 提高锰的回收率，即在相同原料条件下，提高锰铁古锰量，降低音磷量，从而提高了锰铁质量。1990年本厂锰铁平均含［Mn］＝67.28%，［P］＝0.454%，如果以60年代初65%的回收率计算，锰铁成分将变为［Mn］＝62.35%，［P］＝0.570%。 （五）增加效益 按前所述计算结果，由于回收率提高， 1990年和60年代初比较，以年产17万t锰铁计，现行锰矿平均价格为421元/t（含进口锰矿），焦斑为244元/t。其效益为： a   年节焦降低成本总额：        17×0.654×244＝2298万元 b   年节约锰矿降低成本总辆：   15.16×421＝6382万元 两项合计，降低消耗共计降低成本8682万元／a，相当于每提高1%的回收率，降低成本25.53元/t，由于回收率的提高，克服了原材料提价因素对企业经营效益的影响，使企业站稳了脚跟。 我国锰矿资源中，贫杂锰矿多，富矿少，随着钢铁工业的发展，锰矿供需矛盾突出，高炉用矿逐年贫化。提高锰的回收率，可以大幅度地节约锰矿消耗，可在一定程度上和锰矿供需矛盾。 二、提高锰回收率的主要措施 为了提高锰的回收率，必须弄清高炉冶炼锰铁时，锰在铁、渣和炉尘中的分配情况，查明锰在高炉生产过程中流失的去向，以便采取技术对策（表1）。 表1  1964年8月21－31日1#炉锰的平衡收入量铁中量渣中量炉顶损失其他合计化学损失机械损失823.115t593.691138.0966.39154.24830.689823.115100%72.12416.800.7766.593.71100 表l说明，以Mn形式流失于渣中的化学损失占入炉总锰量的16.80%，占流失总量的60.27%，其次为炉顶损失。这为制定提高锰回收率的措施指明了方向。 （一）降低渣中MnO 锰在渣中的化学损失可用下式计算：            （5） 式中Mn失－锰在渣中的化学损失，kg/t     O渣－渣量，kg／t     55和71－分别为Mn和MnO的分子量 从上式可以看出，锰在渣中的化学损失与渣量和渣中MnO均成正比。矿石越贫、渣量越大，越要降低渣中MnO。主要措施： 1、改进选渣制度。目前本厂渣中MnO降到4～5%的水平，在国内外属领先地位。各个时期炉渣CaO/SiO2、MgO、MnO变化见表2。 表2  炉渣CaO/SiO2、MgO、MnO变化时  期CaO/SiO2MgO（%）MnO（%）1960－1969年1.18～1.341.91～5.4612.31～17.831969－1979年1.34～1.416.24～7.128.20～9.761980－1990年1.40～1.528.56～9.974.04～5.31 2、改进炉料结构。采用生石灰作溶剂(1973年起)，生产高CaO/SiO2、高MgO锰烧结矿(1980年起)。 以上措施的主要作用在于改善炉况顺行和改善炉内成渣条件，以促进锰的还原。 3、提高炉缸温度。锰在高炉内全部靠直接还原，消耗热量大，需要维持充足的炉温和充沛的热量。 提高炉渣CaO/SiO2和MgO，可以提高炉渣溶化温度，有利于提高炉缸温度。 提高风温。60年代初厂风温为745～931℃，1965年起，风温提高到年平均1000℃。 采用富氧鼓风。富氧鼓风能有效地提高炉缸温度．降低炉顶温度，1982年起利用转炉余气补充少量富氧。 从整个措施来看，提高CaO/SiO2和MgO，需要增加一定的渣量，但降低渣中MnO又臧少渣量，同时，由于锰回收率的提高又可降低渣铁比。倒如1979年4季度开始采取低MnO操作，其入炉矿的含Mn量与1979年和1982年大致相当，其渣量比较如表3。 可见降低渣中MnO，起到了减步渣量和降低炉渣中含锰量的双重作用。目前，通过降低MnO，使锰在渣中的化学损失降低到了10%左右。 表3  不周氧化锰时的渣量比较年份矿石含Mn(%)CaO/SiO2MgO（%）MnO（%）渣铁比（Kg/t）197822.531.416.428.202389198225.901.489.414.651965 （二）降低炉顶损失 锰在炉顶的损失，主要表现为机械吹损。降低炉顶损失的措施主要是： 1、锰矿水洗过筛，减少入炉粉末； 2、锰烧结矿槽下过筛，减少入炉料的含粉率。 通过这些措施，1984年．炉尘灰出量降到150kg/t，使炉顶损失降到4%以下。 （三）减少渣中机械损失 渣中机械损失，是将已还原出来的锰与铁一起混夹在炉渣中的损失。减步这部分损失的主要措施如下： 1、在铁口渣沟中设回收坑，创造渣中锰铁的沉降条件； 2、在渣场设置回收坑，回收渣缸中的锰铁； 3、人工手检炉前干渣的锰铁。 通过这些措施，使渣中机械损失降到了0.4%的水平。 三、结束语 （一）提高锰的回收率，是高炉冶炼锰铁的核心问题。回收率每提高l%，可以降低焦比27.7kg/t，降低矿比44.6kg/t，增产1.57%，降低成本25.53元／t。并可提高产品质量。 （二）锰的损失主要是以MnO形式进入渣中的化学损失，其次是炉顶损失和渣中机械损失。 （三）降低渣中Mn0是提高回收率的主攻方向，采用高CaO/SiO2、MgO渣操作，是降低渣中Mn0的有效措施。新余钢厂渣中Mn0降至4～5%的水平，在国内外属领先地位。 （四）在锰矿贫化，渣量大的情况下，新余钢厂回收率达到85%，在国内领先。渣量越大，越要降低渣中Mn0。下一步的努力方向应将MnO控制在3.5～4.5%，使其平均值控制在4%左右，使该项损失控制在10%以内。

(1) 改善和提高现有选矿技术水平。具体包括： 第一 、浮选药剂制度是提高选矿技术水平的关键，主要是寻找一种经济有效的氧化锑矿石的捕收剂，必须通过选矿试验研究，才能实现这一目的。 第二、在现有工艺流程结构及条件下，通过加强操作管理和调整工艺条件以适应原矿性质的变化。对每一环节都要严格管理，球磨作业条件控制是降低选矿成本和提高浮选效果的关键，添加药剂的方式可考虑分段添加以提高药效和减少药剂耗量，通过控制补加水量来提高粗选浓度同时降低精选浓度，以保证粗选的回收率和提高精矿品位，还需通过调节矿浆pH值来保证有用矿物的选择性浮选; (2) 对选矿设备要定期维修，同时在条件许可的情况下对老化设备进行更换。

选矿金属回收率是指选出的铁精矿金属量占处理原矿金属量的百分比。它反映选矿过程中金属的回收程度。选矿金属回收率分别计算实际回收率和理论回收率两个指标。其计算公式为： 实际金属 回收率（％）= 铁精矿量（吨）×铁精矿品位（%） ×100％处理原矿量（吨）×处理原矿品位= 【铁精矿量（吨）×铁精矿品位（%）】÷【处理原矿量（吨）×处理原矿品位】 ×100％理论金属回收率（％）= 铁精矿品位（％） ×（处理原矿品位（%）一尾矿品位（%） ×100％处理原矿品位（%）×（铁精矿品位（％）一尾矿品位（％））=【铁精矿品位（％） ×（处理原矿品位（%）一尾矿品位（%））】÷【处理原矿品位（%）×（铁精矿品位（％）一尾矿品位（％））】 ×100％计算说明：（1）实际金属回收率是选矿过程中实际回收金属量所占的百分数；理论金属回收率是用来验证实际回收率的精确程度，检查生产技术管理水平高低的指标，两者的关系是：实际金属回收率= 理论金属回收率一选矿机械损失率在正常情况下，理论金属回收率总是大于实际金属回收率，即机械损失率总是正值。如果机械损失率过大或出现负值，则说明在计量、取样、化验等方面有不准确的地方，应及时检查并改进。（2）为了便于综合汇总，理论金属回收率的母项为原矿金属量，其于项为理论精矿金属量，它是以理论金属回收率与原矿金属量的乘积反求而得。（3）铁精矿量以扣除水分后的干量计算。（4）对于采用在进入磨矿机前先由磁滑轮、重介质等粗选工艺的，其实际回收率可采取下列分段金属回收率的连乘积，然后再用精选回收率的子项数字反求母项数字。 分段金属回收率的计算公式为： 粗选实际金属回收率（％） = 选出矿石量（吨×选出矿石含铁品位（%） ×100％处理原矿量(吨）×处理原矿含铁品位（％）=【选出矿石量（吨）×选出矿石含铁品位（%）】÷【处理原矿量(吨）×处理原矿含铁品位（％）) 】 ×100％精选实际金属回收率（％） = 铁精矿产量（吨） ×铁精矿含铁品位（%） ×100％入磨矿石量（吨）×入磨矿石含铁品位（％）=【铁精矿产量（吨） ×铁精矿含铁品位（%）】÷【入磨矿石量（吨）×入磨矿石含铁品位（％）】×100％入磨矿石品位应与粗选（简单选别）选出矿石品位一致，均由取样化验的加权平均数求得。当粗选选出矿石全部入磨时，入磨矿石量与粗选选出矿石量也应一致。（5）凡有两种或两种以上选矿产品，在计算理论金属回收率时，应从矿石开始按行列式法进行计算。其计算公式为第一种产品理论金属回收率（∑A）： ∑A = a1[(a-a3 )(b2-b3)-(a2-a3)(b-b3)] ×100%a[(a1-a3)(b2-b3)-(a2-a3)(b1-b3)]第二种产品理论金属回收率（∑B）： ∑B = b2[(a1-a3)(b-b3)-(a-a3)(b1-b3)] ×100%b[(a1-a3)(b2-b3)]-(a2-a3)(b1-b3)计算公式符号见表2－2－1。表2－2－1产品理论全同回收率计算公式符号种类矿量(吨)含铁品位(%)AB原矿1Ab第一种精矿AC1A1B1第二种精矿BC2A2B2尾 矿C3A3B3

钼是比较贵重的稀有金属，在钼铁生产中，钼矿占总成本的97.5%。所以，最大限度的提高钼的回收率对降低成本，提高经济效益十分重要。必须抓住有可能造成钼损失的环节严格控制。 (1)MoO3(s)蒸气压高，易升华。因此减少MoO3(s)的升华量及回收含钼粉尘是必须注意的重要环节。 (2)在钼精矿焙烧中要准确控制焙烧温度，尽量减少MoO3(s)的升华量，同时要有高效净化系统，将回收的钼尘重新焙烧。 (3)在冶炼中，密封炉体不但能降低热损失，降低还原剂铝的用量，也可降低渣中钼损失量，同时也有利于烟气的净化除尘。除尘器收集的含钼粉尘造块后可返回冶炼。如果粉尘中含有其他金属元素则应考虑粉尘的综合利用。 (4)钼铁渣中夹杂的钼铁颗粒必须回收，可将炉渣破碎用磁选方法回收。 (5)精整屑和炉底结瘤铁是数量最大的含钼返回料，应配入熟钼矿重新冶炼。 钼的性质 钼是一种银白色的难熔金属，熔点为2615℃，密度为10.2克/厘米3，膨胀系数小，几乎与电子管的特殊玻璃的膨胀系数相同。

混时金的回收率取决于天然金的粒度形状、金粒的成色、的质量、混温度、矿浆浓度、混方法和设备要素等。     金的粒度形状及单体解离度主要和碎磨作业有关，尤其是单体解离度影响较大，恰当进步磨矿细度能够进步混作业回收率，适宜于混的金粒一般为0.2～0.3毫米，磨矿循环中混板粒度下限为0.015毫米，但微细的金粒随矿浆丢失。     砂金的成色高于脉金，氧化带中的金成色高于原生矿的金，成色高的金易混，金粒表面被污染的其齐化才能将明显下降。混分为内混和外混，外混是在碎磨作业外进行混提金的进程，外混国内常用固定混板和振荡混板等；内混是在碎磨作业循环中进行混提金进程的，南非和美国的金矿常在捣矿机内进行内混，前苏联的中小金矿常选用辗盘机，国内常选用混筒。内混较外混效率高，金质量好。外混矿浆浓度不宜过大，以构成松懈的薄矿浆流，流速也不宜过高，以便金粒沉降到板上。内混矿浆浓度以30%～50%为宜，应使呈悬浮状况。     矿浆的酸碱度对混作用影响较大。在酸性介质中和溶液中混作用好，但是在矿泥多的情况下，因为酸性介质无法使矿泥凝集，矿泥污染金粒表面，影响混作用。在碱性介质中混，如用石灰作调整剂时沉积可溶性盐和消除油质的不良影响。当PH=8～8.5时进行混作用较好。     的质量对混的作用影响甚大，纯对金的潮湿反而欠好、中含少数金、银及贱金属可削减的表面张力，改进潮湿作用。机油及其他有机物和微细泥会污染金粒表面，矿石中的硫化矿、滑石、石墨、砷化物易附着在表面，也影响对金的潮湿才能。     混时加量要适量，过多会下降膏的弹性和稠度，使膏随矿浆丢失。加量缺乏使膏坚固，失掉弹性，下降捕金功能。板投入生产后初始涂量为15～30克/米2，6～12小时后开端添加，加量为矿石含量的2～5倍为宜，的消耗量常为3～8克/吨矿石。     此外，温度亦影响混作用。温度过低会添加的黏度，影响混作用；温度过高增大的流动性，形成部分金随的丢失而丢失。因而，混目标易发作季节性改变，稠浊温度一般应大于15℃，选用加量及调理矿浆浓度的方法来消除温度的影响。

选矿回收率：指精矿中的金属(有用组分)的数量与原矿中金属(有用组分)的数量的百分比。这是一项重要的选矿指标，它反映了选矿过程中金属的回收程度，选矿技术水平以及选矿工作质量。选矿过程要在保证精矿品位的前提下，尽量地提高选矿回收率。其计算方法如下： 如某硫化铜矿原矿中铜品位为0.9%，精矿中铜品位为18.0%，如果每昼夜处理原矿石重量为400t，得精矿重量为15t，实际回收率为 ×100%=75%。原矿品位α、精矿品位β和尾矿品位θ (单位：%) 选矿技术监督部门一般通过实际回收率的计算，编制实际金属平衡表。通过理论回收率的计算，编制理论金属平衡表。两者进行对比分析，能够揭露出选矿过程机械损失，查明选矿工作中的不正常情况及在取样、计量、分析与测量中的误差。通常理论回收率都高于实际回收率，但两者不能相差太大，在单一金属浮选厂一般流失不允许相差1%。如果超过了该数字，说明选矿过程中金属流失严重。入厂原矿中金属含量和出厂精矿与尾矿中的金属含量之间有一个平衡关系，若以表格形式列出即称之为金属平衡表。Q--原矿量/吨 α--原矿品位/% θ--尾矿品位/% β—精矿品位/% K--精矿的重量/吨 V--尾矿的金属品位/% Ss--损失部分的重量/吨 θs--损失部分的金属品位/% N27中南选矿网金属平衡表是选矿生产报表，它是根据选矿生产的数量和质量指标按班、日、旬、月、季和年编制的。这些指标包括：原矿处理量Q、原矿品位α、出厂精矿量Κ、精矿品位β、金属含量%、回收率ε、尾矿量和尾矿品位θ等等。 因此，根据金属平衡表可以评价选矿厂的生产情况，可以看出选厂在某一期间内完成生产指标的情况。金属平衡表是选矿生产的基本资料，由于它是按班次计算指标的，也是现场生产班组进行生产评比的基本资料。 金属平衡表分为理论金属表和实际金属平衡表两种： 理论金属平衡表是根据在平衡的期间内的原矿石和最终选矿产品(精矿与尾矿)所化验得到的品位算出的精矿产率和金属回收率，因未考虑过程中的损失，所以此回收率称为理论回收率，此金属平衡表称为理论金属平衡表。它可以反映出选矿过程技术指标的高。一般按班、日、旬、月、季和年来编制。可作为选矿工艺过程的业务评价与分析资料，并能够根据在平衡表期间内的工作指标。对个别车间、工段和班的工作情况进行比较。 实际金属平衡表。是根据在平衡表期间内所处理矿石的实际数量、精矿的实际数量(如出厂数量及留在矿仓、浓密机和各种设备中的数量)以及化验品位算出的精矿产率和金属回收率，所以此回收率称之为实际金属回收率，此金属平衡表称之为实际金属平衡表。它反映了选矿厂实际工作的效果。一般实际金属平衡表按月、季、半年或一年编制。 选矿过程中金属流失集中反映在实际回收率与理论回收率的差值上。由于理论平衡表没有考虑选矿过程各个阶段中金属的机械损失。因此，理论平衡表的金属回收率一般都高于实际平衡表的金属回收率，但有时也会出现反常现象，实际回收率高于理论回收率，这主要是因为取样的误差、原矿与选矿产品的化学分析及水分含量的测定的误差，以及原矿与选矿产品计量的误差等所造成的。一般要求理论金属平衡表的回收率和实际金属平衡表的回收率之间的差值，对于浮选厂正差不能大于2%，不应出现负差。重选厂正负差不能超过1.5%。 比较理论金属平衡表和实际金属平衡表，能够揭露出生产过程中金属流失的情况。差值愈大、说明选厂在技术管理与生产管理方面存在的问题愈多。这就要查明生产过程的不正常情况，以及取样、计量与各种分析和测量上的误差，并及时予以解决

进步德兴铜矿金收回率的探究与实践 吴启明  尹启华 （德兴铜矿  江西贵溪  334224） 摘 要    本文介绍了德兴铜矿在进步金收回率方面所取得的作用。对各项措施作用与缺乏进行了分析，总结了进步金收回率的成功经验。 关键词   金 收回率 浮选 伴生元素 单体解离 低碱度 铜硫别离       德兴铜矿是一个特大型露天斑岩铜矿，除铜外，还有金、银、钼和硫多种有价元素伴生，矿体均匀含铜0.46%，含金0.193g/t，黄金储量十分巨大。选矿进程中，金、银和钼随铜一同富集于铜精矿而得到收回。长期以来，该矿为加强伴生元素收回，特别是伴生金的收回方面进行了较多的探究与实践，取得了较好的作用，金收回率得以逐渐进步（表1）。特别是 2003年开端的进步金收回率攻关，经过体系、很多的实践，对怎么加强伴生金收回有了深化的知道，总结形成了一系列出产安排规矩和工艺技术标准，黄金出产安排规范有序，目标安稳性大为进步。现在该矿金收回率安稳在66%左右，伴生金产量5300kg/a，产量5亿多元，为进步矿山经济效益作出了重要的奉献。   表1   “六五”以来德兴铜矿金的收回率状况  时  间1981年1981~19851986~19901991~19951996~20002001~2005金收回率/%40~5050~6062~6662~6865~68    1、伴生金的赋存状况及散布规矩研讨     80年代以来，经过与各科研院所协作。对矿床伴生金（银）地质资源、赋存状况、散布规矩等方面进行了很多的研讨，使我们对金（银）资源状况有了体系知道，为往后改进出产安排，优化工艺，加强金银收回供给了重要的根底根据。 1.1 金矿藏类型及嵌布特性     矿石内已知金矿藏有天然金、银金矿、蹄金银矿和砷金矿，以天然金最多。按其嵌布特征可分三类：包体金、粒间金和裂隙金。从金矿藏嵌布方法的数量比较，以粒间金最多，其次是包体金和裂隙金，但从嵌布方法的金矿藏分量比较，以包体金最多，且首要在金属硫化矿藏中以小包体存在；粒间多为嵌布于矿藏粒间的天然金，多见于脉石矿藏与金属硫化矿藏之间；裂隙金多存在于黄铁矿、石英、碳酸盐等矿藏的微裂隙充填告知，形状极不规矩，粒径往往较大。 1.2 化学物相分析     伴生金在矿石矿藏中赋存方法多样，除单体金及连生体金相以外，均存在必定数量的矿藏态金和涣散态金，以矿藏态方法存在的金（单体金+连生体金+矿藏态金）在斑岩矿石和千枚岩矿石平别离为90%和86%，涣散态金别离为10%和14%。在矿石磨矿细度到达当选粒度要求状况下（-0.074mm占65%），斑岩和千枚岩矿石中的暴露金（单体金+连生体金）别离占金总量的82%和73%，未解离的金矿藏首要赋存于硫化矿藏及硅酸盐矿藏中，且首要以矿藏态金的方法存在。 1.3 金矿藏的粒度特征     金矿藏的最大粒径为110μm，最小为0.6μm，以10~30μm居多。1990年原有色金属总公司矿产地质研讨院研讨结果标明，不同地段不同类型矿石中金矿藏散布差异很大。1997年和1999年江西地质研讨所先后对铜厂矿区南山0线以东和西部斑岩主千枚岩矿石伴生金银赋存状况与散布规矩研讨结果标明，斑岩矿石中金矿藏均匀粒径为6μm，其间微细粒级（-10μm）占64.08%，超微细粒级（-2μm）为33.98%；千枚岩矿石中金矿藏的均匀粒径为28.59μm，其间细粒级（-35μm）为68.75%。整体粒度散布状况见表2。   表2   金矿藏粒度散布  粒级/μm+70-70+60-60-+50-50-+40-40-+30-30-+20-20-+10-10含量/%2.41.33.56.75.726.431.722.3   1.4 金在矿石中的分配     无论是斑岩矿石仍是千枚岩矿石，黄铜矿均为金的首要载体矿藏，其次为黄铁矿，金在脉石矿藏中含量相对较低。金的地质配分与工艺配分状况见表3。   表3   金的地质配分与工艺配分  矿石类型配分金占有率/%单体金及连生体金黄铜矿黄铁矿脉石斑岩地质配分-40~5815~3030~35工艺配分69.867.9114.537.70千枚岩地质配分-58~6813~1820~25工艺配分66.4114.549.379.68       由矿石金的工艺平衡配分可见，金的首要载体矿藏为黄铜矿、黄铁矿，加上单体金及连生体金，金的抱负收回率最高期望值为78%~81%，第二期望值为73%~76%。[next] 2、选矿工艺研讨 2.1 粗精矿再磨铜硫别离工艺 1978年曾经选用的是一段磨选工艺，一次磨矿，一次浮选，有用矿藏单体解离度仅48%左右，铜精矿档次及铜、金收回率均很低。而粗精矿再磨铜硫别离工艺经过施行粗精矿再磨，经济地处理了矿石欠磨，有用矿藏单体解离度低的问题。该工艺的成功运用，使铜精矿档次从12%左右进步到24%以上，铜收回率从80%进步到84%左右，金收回率从55%左右进步到60%左右。该工艺一向沿用至今，为厂商发明了极大的经济效益。改进前后的工艺流程见图1和图2。   图1   1978年之前的工艺流程   图2   粗精矿再磨铜硫别离工艺流程   2.2 低碱度铜硫别离工艺     低碱度铜硫别离工艺是针对铜硫别离作业pH值高，伴生元素丢失严峻的状况提出而展开研讨的。1995年开端在出产中推广运用并在实践中不断完善，有用下降了石灰用量（图3），进步了目标的安稳性，削减了金等伴生元素在铜硫别离进程中的丢失是对金等伴生元素的收回的一个新的打破。   图3   1991~2005年德兴铜矿石灰单耗状况   2.2.1 运用CTP部分代替石灰     CTP是一种小分子按捺剂，能在较低的pH值下（10~11）较激烈地选择性按捺黄铁矿，而对铜矿藏没有按捺作用，从而在较低的碱度条件完成铜硫别离，大大下降了石灰耗费，有利于金等伴生元素的收回。工业实验取得杰出作用：金、银收回率与纯石灰工艺的泗洲选厂比较别离高了3.38%和2.56%。1995年CTP在大山选矿厂运用今后，石灰单耗由本来的8 kg/t左右敏捷下降到5kg/t以下，出产目标安稳，1998年在全矿推广运用。[next] 2.2.2  K202辅佐按捺剂的运用     K202也是一种铜硫别离辅佐按捺剂，能够在较低的pH值下（10~12）完成铜硫别离，能大幅下降铜硫别离石灰用量（仅为纯石灰工艺的29%），研讨结果标明其铜、金、银目标均优于石灰工艺，但在出产实践运用中因为药剂较易氧化失效，目标动摇较大，因而未能推广运用。 2.2.3 施行石灰涣散添加和优化添加份额     为了防止石灰部分饱满影响伴生元素收回。按工艺要求铜硫别离作业石灰应有三个添加点：粗选、精一和精二，并对添加份额作出了明确要求。但因为石灰乳添加管路易结垢，整理作业量大，各作业点流量手艺大略分配，难以完成正常、精确的涣散添加，现场常常仅在精二添加，形成流程部分石灰严峻饱满，极大影响了金等伴生元素的收回。经不断探索实践，经过加大高差、明渠运送、削减弯道等方法进步石灰乳流速，推迟结垢时刻，并便利调查与整理 ，进步了石灰乳添加的安稳性，开始完成了涣散添加。之后又进行了主动添加改造，完成了总添加量和各点流量的精确操控，并逐渐探索优化添加份额终究断定了粗选：精一：精二＝2：1：1的分配份额进一步完成了石灰乳的便利、合理、精确添加，有利于下降石灰单耗，防止石灰部分饱满对金等伴生元素收回发生的晦气影响，一起进一步进步了铜硫别离作业目标的安稳性。 2.2.4 在二段添加少数选择性捕收剂（丁胺黑药、AP）     为了加大铜、硫矿藏的可浮性差异，下降铜硫别离的难度。经过添加选择性捕收剂，统筹了铜精矿档次与金银等伴生元素的收回，在铜精矿档次附近的状况下，二段金收回率进步了约1.5%。 2.3 异步混合浮选工艺     异步混合浮选工艺对铜硫混合浮选工艺而言其长处在于，分阶段选用不同的捕收剂，得到不同的粗精矿并别离处理 ，完成“易收早收”，进步铜及金、银、钼的归纳目标：第一步选用选择性捕收剂XF-3，得到一个铜收回率为80%的一步粗精矿，第二步仍选用黄药强化浮选收回可浮性差、解离不充分的铜、金等矿藏，得到二步粗精矿。两部分粗精矿别离处理，一步粗精矿在较低的碱度条件下即可很好完成铜硫别离，十分有利于伴生元素的收回。工艺流程见图4。异步混合浮选工艺在两次工业实验中均取得了较好的目标，特别是在改进伴生元素收回方面体现出较大的优势，金、钼收回率与原工艺比较别离进步了2.21%，17.65%，但流程较杂乱，泡沫黏性大，二步粗精矿量过大，操作操控困难，需进一步完善。   图4   异步混合浮选工艺流程图 [next] 2.4 分步优先浮选新工艺     分步优先浮选新工艺（图5）思路与异步混合浮选工艺相同，也是分阶段选用不同的捕收剂，得到不同的粗精矿并别离处理，完成“易收早收”。但与前者又存在显着差异，首要有：1）一步粗精不再磨，防止了已解离铜矿藏的过磨，有利于铜及金等伴生元素的收回。2）一步精一尾矿悉数返回到二步再磨使铜金矿藏得到进一步解离 ，一起防止了连生体在一步中的循环，“易收早收”准则完成更完全，有利于铜及金等伴生元素的收回并可得到档次较高的一步精矿。分步优先工艺中的一步铜精矿档次很简略到达28%以上，高于异步混合浮选工艺的25.33%。3）粗精矿产率7%~8%，与混合浮选工艺恰当。异步混合浮选工艺偏高，达9.63%，铜硫别离压力很大。4）分步优先浮选工艺一步二段占用设备很少异步混合浮选工艺一步二段运用设备数量与二步相同。5）分步优先浮选工艺流程更简略，更有利于现场施行。该工艺在小型实验中取得很好作用，与混合浮选工艺比较：铜精矿档次进步1.83%，铜、金收回率别离进步了0.11%和2.75%。2001年9月该工艺在大山运用以来，不光开始处理了大山铜精矿档次难以进步的问题，使铜精矿档次由本来24%进步到25%以上，一起钼的富集比和收回率大幅进步，钼富集比由本来的30倍左右进步到45倍以上钼收回率由50%左右进步到60%~65%。但受大山浮选设备装备限制，该工艺在进步铜、金收回率方面还没有得到充分体现。   图5   分步优先浮选工艺流程图   2.5 Y-89运用     硫化矿是金的首要载体矿藏。在现有工艺流程中，强化一段硫化矿藏捕收关于进步金的收回率是至关重要的，运用高效捕收剂是有用途径之一。德兴铜矿在这方面展开了很多的研讨实验作业，其间新药剂Y-89得到推广运用。Y-89是20世纪90年代初广州有色金属研讨院开发的一种长碳链高档黄药，对铜金矿藏有较强的捕收力。工业实验结果标明，用 Y-89代替丁基黄药与乙基黄药按1：1配比混合用药与乙丁基黄药比较，金收回率进步了5%左右。Y-89在德兴铜矿运用多年，有力促进了金收回率的进步，但因其捕收力较强，对铜硫别离有必定影响，晦气于铜精矿档次的进一步进步而停止运用。 3 铜和金浮选目标相关性研讨     金作为一种重要的伴生元素，与铜、硫矿藏共生联系亲近，金赋存状况研讨标明，金与铜呈亲近的正相关联系。经过对很多的实验数据和出产数据的统计分析发现，铜和金浮选目标存在显着的相关性。由图6、图7和图8可知，无论是实验数据（给矿-0.074 mm占97.8%，经过操控石灰添加量调理矿浆pH值，及恰当添加精选次数的方法，得到不同的铜精矿档次）仍是出产数据，跟着铜精矿档次的进步，金收回率逐渐下降，两者之间表现出较为显着的负线性相关联系，而铜、硫收回率与金收回率则表现出较显着的正相关联系，且铜-金收回率正相关性高于硫-金收回率相关性，这与金赋存状况研讨结果相符，在必定范围内，这些相关性分析对出产具有必定的指导意义，实践上在近年出产进程中得到验证并得到很好运用。   图6   精矿金收回率与铜档次联系 a-实验数据；b-出产数据[next]  图7   精矿金收回率与铜收回率联系   图8 精矿金收回率与硫收回率联系   4 结语     1）德兴铜矿矿体金矿藏嵌布粒度细，进步矿藏单体解离度是取得较好目标的前提条件。粗精矿再磨铜硫别离工艺经过施行粗精矿再磨，经济地处理了矿石欠磨，有用矿藏单体解离度低的问题。使金收回率从55%进步到60%。     2）低碱度铜硫别离工艺的施行，使石灰单耗由本来7 kg/t以上逐渐下降到现在的3 kg/t左右，极大地改进了二段浮选环境，削减了金和钼等伴生元素在铜硫别离进程的丢失，是对金等伴生元素的收回的一个新的打破。     3）异步混合浮选工艺和分步优先浮选工艺经过分阶段选用不同的捕收剂，得到不同的粗精矿别离处理的方法，完成“易收早收”，能够显着进步金和钼收回率。     4）金收回率与铜、硫收回率呈显着的正相关联系，运用高效捕收剂加强一段硫化矿藏的捕收是进步铜、金收回率的有用手法。

钼是贵重的稀有金属，在钼铁生产中，钼矿占总成本的97.5%。所以，最大限度的提高钼的回收率对降低成本，提高经济效益十分重要。必须抓住有可能造成钼损失的环节严格控制。 (1)MoO3(s)蒸气压高，易升华。因此减少MoO3(s)的升华量及回收含钼粉尘是必须注意的重要环节。 (2)在钼精矿焙烧中要准确控制焙烧温度，尽量减少MoO3(s)的升华量，同时要有高效净化系统，将回收的钼尘重新焙烧。 (3)在冶炼中，密封炉体不但能降低热损失，降低还原剂铝的用量，也可降低渣中钼损失量，同时也有利于烟气的净化除尘。除尘器收集的含钼粉尘造块后可返回冶炼。如果粉尘中含有其他金属元素则应考虑粉尘的综合利用。 (4)钼铁渣中夹杂的钼铁颗粒必须回收，可将炉渣破碎用磁选方法回收。 (5)精整屑和炉底结瘤铁是数量最大的含钼返回料，应配入熟钼矿重新冶炼。钼的性质钼是一种银白色的难熔金属，熔点为2615℃，密度为10.2克/厘米3，膨胀系数小，几乎与电子管的特殊玻璃的膨胀系数相同。

研讨环境样品中总铬用火焰原子吸收分光光度法测定。挑选不同试验条件，断定了最佳的分析条件，并经过标准样品和试验样品的分析，验证了办法的准确度和精密度。试验证明，此办法快速便利、准确度高、精密度好。    废水中总铬一般选用、二碳酰二肼分光光度法和硫酸亚铁滴定法。因为现在测定总铬的办法是用氧化剂先将三价铬转化为六价铬，操作较为繁琐，测定成果易发生差错。因而本研讨选用火焰原子吸收分光光度法测定废水中的总铬，并经过对标准样品、废水样品的分析验证此办法的可行性。    一、试验部分    (一)试剂    铬标准贮备液称取120℃枯燥2h的重(优级纯)0.2829g,用新鲜去离子水溶解并移人100mL容量瓶中，稀释至标线。溶液含铬1.00mg/mL。铬标准运用液:用去离子水将标准贮备液稀释为每毫升溶液含50g铬。10％氯化铵溶液称取10.0g氯化铵，去离子水溶解，并稀释至100mL。硝酸优级纯。    (二)作业参数    选用TAS．986型原子吸收分光光度计。光源铬空心阴极灯；波长357.9nm;狭缝宽度0.4nm;火焰类型 富燃性；流量1.8L/min;燃烧器高度8Inm。试样喷人空气．富燃火焰中，铬的化合物即可原子化，于波长为357.9nm处测定。把仪器调整至最佳作业条件，将试样直接喷人火焰，丈量吸光度，减去相应试剂空白吸光度，从校准曲线上求得铬的含量。     二、成果与评论    (一)仪器作业参数挑选    不同的仪器作业条件关于分析成果的准确度和精密度影响是很大的。依据实践情况经过试验测定含铬2.00mg/L的标准溶液的吸光度成果，找出试验条件的最佳参数：火焰类型为富燃型；燃烧器高度为8mm；狭缝宽度0.4nm。    (二)搅扰及消除    选用共存元素的搅扰受火焰状况影响较大，且铬在火焰中易生成难溶的氧化物，因而在试验中参加助溶剂NH4C1来消除。一起NH4C1也是共存元素的抑制剂，也可抑制CO、Fe、Ni、V、Pb、Mg的搅扰。    (三)校准曲线    别离移取铬标准运用液0.00、0.50、1.00、2.00、3.00、5.00mL于50mL比色管中，别离参加l0％NH,C1溶液2mL，加水至标线，摇匀，顺次喷人火焰，丈量吸光度，制造校准曲线。    (四)办法的精密度和准确度    为查验办法的作用，对浓度为0.490±0.014mg/L的标准样品进行准确度和精密度试验，并与氧化．二碳酰二肼分光光度法进行比较，测定次数均为20次。    （五)实践样品分析    为查看办法的实用性，对实践样品进行平行测定和加标收回测定，并与氧化、二碳酰二肼分光光度法进行比较。从测定成果看，火焰原子吸收分光光度法测定成果的精密度比氧化-二碳酰二肼分光光度法更好一些。    三、定论    试验成果表明，运用火焰原子吸收分光光度法测定废水中总铬快速简洁，办法的准确度和精密度高，能满意废水监测技能的要求，可作为应急监测分析运用和推行。

锌阳公司选用的电位调控浮选高碱选铅工艺后有许多长处，铅锌收回率和档次得到较大的进步，浮选电耗也大幅度下降，但高碱条件下，部分独立银矿藏受石灰按捺比较激烈，铅中银收回率较低。为此公司安排选矿技能人员先后展开了屡次攻关研讨，进行了多种工艺实验，终究发明晰一种较好的选矿工艺—先为主后硫氮为主电位调控分步选铅银浮选工艺，它运用铅、银最佳浮选电位的差异，分步进行选别，让高电位下易浮的银矿藏通过快选首先进入产品，低电位又有利于铅的选别，然后较好地处理了铅、银电位不一致的对立，既进步了铅中银的收回率，又坚持和进步了选铅目标，技能上取得了严重的打破，获得了很好的铅银选别目标，于2001年下半年开端成功地应用于出产。    该项技能现已取得了国家发明专利，2002年至2004年在坚持铅的收回率和档次还有进步的前提下，铅中银收回率由运用前1998—2000年的40.70％进步到58.16％，进步了17.46个百分点;铅主档次由运用前的58.97％进步到61.85％，进步了2.88个百分点;铅收回率上运用前的89.28％进步到90.01％，进步了0.73个百分点;三年累计多收回铅中银21吨，多收回铅275吨，为公司多发明经济效益：2910万元，具有很好归纳经济效益。

钼选矿技能就世界而言，美国、加拿大较为先进。其特点是矿山规划大，工艺设备先进，自动控制水平高，选矿回收率和产品质量高。 国表里同类矿山铁矿选矿设备选矿工艺和首要出产指标比较看出，国外钼原矿档次遍及较高，钼矿藏嵌布粒度粗，易单体解离，有利于选别并取得好的技能指标。钼精选工艺，国外大多为再磨段数多，精选次数少。百花岭选矿厂研讨的新工艺，将传统的浮选机精选工艺缩短了2～3次，在原矿档次较低的情况下，出产钼精矿档次比国表里其他供应商高档次54％高出3个百分点，且精选回收率达98.37％，处于较高水平。与卅亩地选厂档次57％钼精矿出产工艺比较，浮选柱工艺可悉数出产档次57％的钼精矿，其技能水平先进。 按悉数出产档次57％的钼精矿核算，新工艺产能9738 t／a，选矿出产成本比原精选工艺添加443万元/a。钼酸铵出产选用无酸低温浸新工艺，出产成本下降3415万元/a。归纳核算，该研讨成果每年可为厂商发生经济效益2972万元。

0  前  言     贵州晴隆锑矿选矿厂于八十年代后期建造投产，规划规划为日处理原矿石200 t，矿床类型归于火山喷射堆积再造矿床，围岩品种为玄武质凝灰岩，首要矿藏为辉锑矿、锑华、黄铁矿、天然硫等，脉石以绿石英、萤石为主，其次为方解石、石膏等［1］。近年来，跟着硫化矿资源的不断干涸，矿石氧化率不断增高，当选原矿为曩昔选矿出产中手选丢掉的尾矿，当选档次越来越低并且改变较大（1%-3%），这部分矿石难以满意冶炼出产入炉的需求而被丢掉，形成资源的巨大糟蹋；另一方面，选厂因没有适合的工艺流程（特别是浮选药剂准则），使得锑回收率低的问题日益突出。目标统计数据标明，选矿厂的材料耗费为26.3元/t，2001年上半年选矿的回收率仅30%左右。       1  选矿回收率低的确诊和分析    为了进步出产中锑的选矿回收率，首要有必要查明现在选矿回收率低的原因。为此，在现场当选原矿石的堆场采纳1吨归纳样品，混匀缩分后供X射线衍射分析和锑的化学物相分析用；与此一起，还对选矿出产过程进行取样查看，选用人工取样，取样流程如图1所示。 X-射线衍射分析成果标明：原矿石试样中石英和伊利石占90%以上，其间以石英居多，其他有少数的锐钛矿和黄铁矿。 对原矿石中锑进行物相分析，分析流程见图2［2］，分析成果列于表１.由表１可看出，该选矿厂处理的低档次锑矿石是以氧化矿为主的混合型锑矿石，锑氧化率62.28%，锑华及方锑矿占２５.４４％，黄锑华及锑酸盐矿藏占３６.８４％，而硫化物的含量仅占３７.７２％.众所周知，氧化锑矿石是一种难选矿石，且自身易泥化，加之氧化锑矿藏的可浮性较差，且与脉石矿藏别离难度大；而现场的选矿工艺规划是沿用原规划，未做任何改动，其原规划的浮选药剂准则是依据当选原矿为硫化矿石来拟定的，捕收剂选用黄药类，调整剂选用，起泡剂图1  人工取样流程图 选用２号油，这一浮选药剂准则已不习惯现场以氧化矿为主的混合型矿石［３］，这就使得现有工艺流程运转作用欠好。[next]     对现场采纳的样品进行锑的化学分析成果(表２)也反映出，原矿石含锑仅1.03%，低于锑矿石的工业档次1.5 %，这就对现有选矿技能提出了更高的要求。当处理这一低档次矿石时，粗选刮出的泡沫数量和质量都较差，粗选的泡沫含锑仅为1.32 %，中矿含锑0.61%.因为进入精选的泡沫数量和质量差，即便经过3次精选，精矿锑档次也仅为7.93%，尾矿档次0.592%，也就难以确保锑回收率的进步。 表１  原矿石中锑的物相分析矿藏称号锑华及方锑矿硫化物黄锑华及锑酸盐矿散布率（%）25.4437.7236.84   表２  现场出产流程中各产品中锑的化学分析产品称号原矿精矿粗选精矿中矿尾矿Sb(%)1.037.931.320.610.592图2  锑矿石锑的物相分析流程     锑回收率低问题详细表现为锑精矿档次低、产率低，经过细心查询与分析还发现，就当选的原矿石而言，除了矿石档次已低于工业档次之外，因为矿山进入残采阶段，安排均衡出矿已很难完成，致使选矿处理的原矿矿石性质极不安稳，给选矿出产带来许多晦气的影响；经过对现场工艺流程的操作参数调查可知，浮选矿浆浓度太低，低于20%，晦气于粗选精矿回收率的进步，特别是关于低档次的原矿选别时浮选矿浆浓度过低，就会形成很多金属丢失，对回收率影响更大。此外，在现场出产过程中，出产不正常，因为选矿设备老化，选矿设备不配套，零部件替换周期长，如浮选机的叶轮盖板一般应为6-12个月替换一次，而该选厂则为2年替换一次，这就严重影响了浮选机的充气功能，这在很大程度上也影响了选矿回收率。[next]依据图3所示的磨矿动力学曲线，挑选磨矿时刻为3分42秒、磨矿浓度20%，使得磨矿细度到达70%-200目，在此磨矿条件下进行开始查验性实验。考虑到硫化锑矿藏易浮，氧化锑矿藏难浮的特色，经过不同流程结构的探究，选用优先浮选流程，顺次进行了硫化矿粗选、硫化矿精选Ⅰ、硫化矿精选Ⅱ、氧化矿粗选Ⅰ、氧化矿粗选Ⅱ的实验，表3的实验成果标明，三次粗选的锑回收率可到达64.80%，硫化锑粗精矿经过两次精选的硫化锑精矿档次可到达22.72%，为了取得更高的锑回收率和氧化锑精矿档次，氧化锑粗选Ⅰ和氧化锑粗选Ⅱ精矿还需进行屡次精选，其他浮选工艺条件和药剂准则也待持续优   图3  锑矿石的磨矿动力学曲线 选和总结。对取得的三种粗选粗精矿产品进行物相分析，成果列于表4，由表4可知，依据低档次混合型矿石来挑选浮选药剂准则的思路是正确的，选用分段粗选与混合用药的工艺，处理硫化锑和氧化锑的别离浮选从技能上是能完成的。 表3  三次粗选流程实验目标作业品称产品称号产率(%)锑档次(%)锑回收率(%)硫化矿粗选(硫化矿精选)硫化锑粗精矿(硫化锑精选Ⅰ精矿)5.08 (0.86)5.28 (22.72)25.48 (18.56)氧化矿粗选Ⅰ氧化矿粗选Ⅱ氧化锑粗精矿Ⅰ3.734.1914.85氧化锑粗精矿Ⅱ18.531.3924.47尾矿72.660.5135.20原矿100.001.05100.00   表4  粗选精矿锑物相分析成果矿藏称号 散布率(%) 产品锑华及方锑矿硫化物黄锑华及锑酸盐矿藏硫化矿粗选精矿11.9244.3743.71氧化矿粗选Ⅰ精矿31.205.9862.82氧化矿粗选Ⅱ精矿37.425.8156.77[next]   2  进步回收率的办法     从上述分析可知，现在供矿性质变得越来越难选、选矿工艺不合理以及选矿设备老化等三方面是影响锑回收率的根本原因，为此，提出如下处理办法：     （１） 改进和进步现有选矿技能水平。详细包含：榜首、浮选药剂准则是进步选矿技能水平的要害，首要是寻觅一种经济有用的氧化锑矿石的捕收剂，有必要经过选矿实验研讨，才干完成这一意图。第二、在现有工艺流程结构及条件下，经过加强操作办理和调整工艺条件以习惯原矿性质的改变。对每一环节都要严格办理，球磨作业条件操控是下降选矿本钱和进步浮选作用的要害，增加药剂的方法可考虑分段增加以进步药效和削减药剂耗量，经过操控补加水量来进步粗选浓度一起下降精选浓度，以确保粗选的回收率和进步精矿档次，还需经过调理矿浆pH值来确保有用矿藏的挑选性浮选；     （２） 对选矿设备要定时修理，一起在条件答应的情况下对老化设备进行替换。     3  结  语     １．当选锑矿石档次低于工业档次，增加了选矿难度，加之因为种种客观原因的约束，安排均衡出矿很难完成，致使选矿处理的原矿矿石性质极不安稳，给选矿出产带来许多晦气的影响，与此一起，选矿工艺尤其是浮选药剂准则不合理、选矿设备老化、零部件替换周期长是影响贵州晴隆大厂锑矿选矿厂锑回收率的根本原因。     ２．低档次混合型锑矿的选别是国内外现在遍及注重但又未能有用处理的重要课题。开始验证性的实验成果标明：依据混合矿石的浮选特性来挑选优先浮选流程的思路是正确的，工艺条件和药剂准则待持续优选和总结。     参考文献：     ［1］张启厚.晴隆大厂锑矿容矿层硅质来历研讨［J］.贵州地质,1999,16(2):111-116.     ［2］龚美菱.相态分析与地质找矿［M］．北京：地质出版社．１９９４.     ［3］胡为柏.浮选(修订版)［M］.北京：冶金工业出版社.1983.   An Experiment Study on Improving Recovery of Antimony Ores ZHANG Qin,SHANG Yan-bo (College of Resources and Environment,GUT,Guiyang 550003,China)     Abstract：Preliminary experiments demonstrate that low recovery of antimony ores in the Qinglong Antimony Floatation Plant,Guizhou Province is due to the low-grade materials,inappropriate floatation technology and ageing facility.Some improvements are suggested.    Key words:antimony ores;recovery;floatation;reagent rules

铜矿资源的开采回收率一直是我们关注的要点，为此，我们选铜设备厂家对设备的工艺进行分析，以提高选同回收率和综合利用率为目的，合理设计选矿工艺，有效提高铜选矿技术。①磨矿条件：球磨操作条件、球磨机球比、磨矿浓度、磨矿细度等； ②浮选药剂条件：捕收剂种类和用量、起泡剂用量、矿浆PH值等环节的浮选试验； ③浮选工艺流程:根据彭会清教授的中矿选择性分级再磨技术优化原有选矿流程,确定了新的磨矿条件、浮选 药剂制度和选矿工艺流程,取得了比较理想的铜硫选别指标,为选矿厂进行全流程技术改造提供了详实的理论依据。 在小型试验理论研究分析的基础上,对安庆铜矿新的浮选新工艺进行了半工业连续优化验证试验,通过选矿工艺的优化、调试,新选矿工艺的选矿指标有较大的提高。半工业对比试验表明,新的磨矿条件可以提高球磨机处理能力约11%,降低能耗,同时有效的减少返砂量,提高分级效率,明显的优化浮选给矿粒度组成,使浮选指标得到;与此同时,使用中矿选择性再磨技术,突破了阶段磨矿,循序返回的传统浮选工艺模式,在不增加磨机情况下,实现了铜中矿选择性分级再磨再选,形成了磨浮大循环,可以明显的提高中矿的单体解离度从而有效的提高了铜的回收率。同时也为同类矿山的技术改造提供了一定的借鉴作用。 如何提高铜矿产资源的综合利用率,缓解供需矛盾,保证国民经济的可持续发展,已成为技术创新的重大问题之一。因此,针对我国铜矿资源的特点,加大低品位铜矿资源深度开发,实现矿产资源的综合利用,有利于缓解我国铜工业存在的供需矛盾,具有重大的经济意义和社会意义。

铜、钴作为重要的战略资源，其需求越来越大，但可利用的有价资源却越来越少，因此，如何提高有限资源的综合回收率，如何为冶炼提供优质原料来适应现代冶炼工艺发展的要求，如何降低企业生产成本，增加企业效益，是摆在选矿科技工作者面前的一道难题。 刚果(金)加丹加省铜钴矿床为寒武纪沉积岩，沉积系列为交互式。通常距地表0-60米的地层为硅质氧化矿，向下依次为白云岩氧化矿，硫化、氧化混合矿，最下面是硫化矿。氧化层的主要含铜矿物为孔雀石、硅孔雀石;次生硫化铜富集层主要包括斑铜矿、辉铜矿和铜蓝;原生矿包括黄铜矿和斑铜矿。水钴矿和硫铜钴矿是加丹加地区铜钴矿床中常见的主要含钴矿物。水钴矿是加丹加铜钴矿带上价值较高的矿物，分黑色、黑棕色、棕红色，呈硬核状、结核状、钟乳石状、硼钙石状;水钴矿分散于(或侵入)变质的含有泥土的白云石岩或泥硅岩页岩中。基本上，这种矿石总是含有铜和大量的铁，钴的含量在44%-60%之间变化。铜含量在2%-15%之间，有时含有大量的锰。针对该类型矿石选矿的核心问题是：采用先进的选矿工艺，在保证较高的铜钴金属回收率的前提下，产出与现代冶金工艺相适宜的铜钴精矿产品，使选冶总体技术经济指标达到国际先进水平。 湖南有色金属研究院对刚果(金)氧化铜钴矿进行了多年的技术研究，完成了十几项选矿试验研究，发现了刚果(金)氧化铜钴矿有矿石性质差异的客观规律。其本质源自矿物晶体结构的不同和矿物不均匀性，主要矿物特性概括为为：刚果(金)铜矿物赋存状态复杂，主要矿物为孔雀石、水胆矾、假孔雀石及硅孔雀石，和硫化铜矿物黄铜矿、斑铜矿和辉铜矿等，按可选性分为易浮铜矿物和难浮铜矿物，氧化铜矿物就有较大可浮性差异，以及顺磁性氧化铜矿物磁性也有明显磁性差异性。钴矿物主要为硫化钴和氧化钴两类，主要矿物形式为硫铜钴矿和水钴矿，部分存在铜钴硬锰矿中，钴矿物也有明显可浮性差异和磁性差异。脉石矿物主要为易浮脉石云母、滑石等，难浮脉石石英;顺磁性脉石矿物铁锰矿物、绿泥石、石榴子石等具有较高的比磁化系数，具有磁性，逆磁性矿物石英等脉石没有磁性。因此刚果(金)氧化铜钴矿存在易浮脉石和铜钴浮选分离，难浮铜钴矿的回收与脉石分离以及顺磁性铜钴矿与顺磁性脉石矿物分离的众多选矿技术难题。 该选矿工艺目前已经在刚果金广泛应用，选矿成本大幅降低，选矿回收率铜回收率整体提高10-40%，钴回收率整体提高20-60%。