热轧中厚板主要用途： 船体、压力容器、建筑结构、直缝钢管 热轧卷板主要用途： 螺旋钢管、直缝钢管、集装箱板、冷轧基板、建筑用途 造船 以及深加工，如冷轧卷板直发卷属热轧卷  中厚板用途 热轧卷是用连铸板坯或初轧板坯作原料，经步进式加热炉加热，高压水除鳞后进入粗轧机，粗轧料经切头、尾、再进入精轧机，实施计算机控制轧制，终轧后即经过层流冷却(计算机控制冷却速率)和卷取机卷取、成为直发卷。直发卷的头、尾往往呈舌状及鱼尾状，厚度、宽度精度较差，边部常存在浪形、折边、塔形等缺陷。其卷重较重、钢卷内径为760mm。(一般制管行业喜欢使用。) 热轧产品具有强度高、韧性好、易于加工成型及良好的可焊接性等优良性能，因而被广泛用于船舶、汽车、桥梁、建筑、机械、压力容器等制造行业。 热连轧钢板产品包括钢带（卷）及有其剪切而成的钢板。而钢带（卷）可以分为直发卷及精整卷（分卷、平整卷及纵切卷）。 轧硬卷：在常温下，对热轧酸洗卷进行连续轧制。 特点：因为没有经过退火处理，其硬度很高（HRB大于90），机械加工性能极差，只能进行简单的有方向性的小于90度的折弯加工（垂直于卷取方向）。 应用范围： （1）退火后加工成普通冷轧； （2）有退火前处理装置的镀锌机组加工镀锌； （3）基本不需要加工的面板。 中厚板定义：钢板厚度大于等于5.0mm。 分普碳板、优碳板、低合金板、船板、桥梁板、锅炉板、容器板等。 用途：应用于建筑、机械、造船、桥梁、锅炉、压力容器等行业。

热卷规格为:2.75*1500*C、3.0*1500*C、3.25*1500*C、3.5*1500*C、3.75*1500*C、4.25*1500*C、4.5*1500*C、4.75*1500*C、5.25*1500*C、5.5*1500*C、5.75*1500*C、6.5*1500*C、7.25*1500C、7.5*1500*C、7.75*1500*C、9.25*1500*C、9.5*1500*C、9.75*1500*C、11.25*1500*C、11.5*1500*C、11.75*1500*C... 中厚板规格板材：（1）中厚板 ：钢板是一种宽厚比和表面积都很大的扁平钢材。按厚度为为薄钢板(厚度 4毫米)在实际工作中 ，常将厚度 20-60毫米的钢板称为厚板，厚度>60毫米的钢板称为特厚板，统称为中厚钢板。宽度比较小，长度很长的钢板，称为钢带，列为一个独立的品种。钢板有很大的覆盖和包容能力，可用作屋面板、苫盖材料以及制造容器、储油罐、包装箱、火车车箱、汽车外壳、工业炉的壳体等：可按使用要求进行剪裁与组合，制成各种结构件和机械零件，还可制成焊接型钢，进一步扩大钢板的使用范围；可以进行弯曲和冲压成型，制成锅炉、容器、冲制汽车外壳、民用器皿、器具、还可用作焊接钢管、冷弯型钢的坯料。钢板成张或成卷供应。成张钢板的规格以厚度*宽度*长度的毫米数表示。熟悉板、带材的规格，在宽度和长度上充分利用，对提高材料利用率，减少不适当的边角余料、降低工时及产品成本，有十分重要的意义。 普中板、低合金板、容器板 锅炉板 桥梁板、船板。注：这几种板材均出自中厚板轧机，只是由于炼钢所加入材料的不同而区分开来，其外形、厚度、规格基本设置基本相同，一般厚度为6-120mm，其中6 mm、8 mm、10 mm、12mm中厚板价格依次降低，6mm中厚板价格在其中属最贵档次；14-30mm为常用规格，价格处于同一水平；32-49mm属于厚板系列，价格处于同一水平，比常用规格板价格略贵；50-120mm属于超厚板系列，50-90mm板价格处于同一水平，90mm以上规格板价格随着厚度的增加将提高。中厚板代表规格为20mm。 （2）板卷：a、热轧板卷：热轧，是以板坯（主要为连铸坯）为原料，经加热后由粗轧机组及精轧机组制成钢带。从精轧最后一架轧机出来的热钢带通过层流冷却至设定温度，由卷取机卷成钢带卷，冷却后的钢带卷，根据用户的不同需求，经过不同的精整作业线（平整、矫直、横切或纵切、检验、称重、包装及标志等）加工而成为钢板、平整卷及纵切钢带产品。简单点儿来说，一块钢坯在加热后（就是电视里那种烧的红红的发烫的钢块）精过几道轧制，再切边，矫正成为钢板，这种叫热轧。 热轧板卷（以平板形式或者卷板形式存在）一般厚度在2.0-13.5mm之间，其中2.0-3.0mm热卷价格从薄到厚逐渐降低；大部分钢厂3.1mm-13.5mm价格基本相当，部分厂家、市场3.1-4.0mm以及9.5mm-13.5mm热板卷价格可能高于4.0mm-9.5mm板的价格，热板卷代表规格为5.5mm厚产品，正常情况下平板的价格略高于卷板的价格。 b、冷轧板卷：用热轧钢卷为原料，经酸洗去除氧化皮后进行冷连轧，其成品为轧硬卷，由于连续冷变形引起的冷作硬化使轧硬卷的强度、硬度上升、韧塑指标下降，因此冲压性能将恶化，只能用于简单变形的零件。轧硬卷可作为热镀锌厂的原料，因为热镀锌机组均设置有退火线。轧硬卷重一般在6~13.5吨，钢卷在常温下，对热轧酸洗卷进行连续轧制，内径为610mm。冷轧，是在热轧板卷的基础上加工轧制出来的，一般来讲是热轧---酸洗---冷轧这样的加工过程。冷轧是在常温状态下由热轧板加工而成，虽然在加工过程因为轧制也会使钢板升温，尽管如此还是叫冷轧。 冷轧板卷（以平板形式或者卷板形式存在）一般厚度在0.2mm-3.0mm之间，其中0.2mm-1mm(不包括1.0mm) 产品价格从薄到厚逐渐降低，1.0mm-2.0mm产品价格基本相当，大于2.0mm小于等于3.0mm冷板卷价格略高于1.0mm-2.0mm组距冷板卷价格，冷轧板卷的代表规格为1.0mm，正常情况下平板的价格略高于卷板的价格。 c、镀锌板卷：镀锌钢板是为防止钢板表面遭受腐蚀，延长其使用寿命，在钢板表面涂以一层金属锌，这种涂锌的薄钢板称为镀锌板。按生产及加工方法可分为以下几类：①热浸镀锌钢板。将薄钢板浸入熔解的锌槽中，使其表面粘附一层锌的薄钢板。目前主要采用连续镀锌工艺生产，即把成卷的钢板连续浸在熔解有锌的镀槽中制成镀锌钢板；②合金化镀锌钢板。这种钢板也是用热浸法制造，但在出槽后，立即把它加热到500℃左右，使其生成锌和铁的合金被膜。这种镀锌板具有良好的涂料的密着性和焊接性；③电镀锌钢板。用电镀法制造这种镀锌钢板具有良好的加工性。但镀层较薄，耐腐蚀性不如热浸法镀锌板；④单面镀和双面差镀锌钢板。单面镀锌钢板，即只在一面镀锌的产品。在焊接、涂装、防锈处理、加工等方面，具有比双面镀锌板更好的适应性。为克服单面未涂锌的缺点，又有一种在另面涂以薄层锌的镀锌板，即双面差镀锌板；⑤合金、复合镀锌钢板。它是用锌和其他金属如铅、锌制成合金乃至复合镀成的钢板。这种钢板既具有卓越的防锈性能，又有良好的涂装性能。 除上述五种外，还有彩色镀锌钢板、印花涂装镀锌钢板、聚氯乙烯叠层镀锌钢板等。但目前最常用的仍为热浸镀锌板。 镀锌钢板按用途又可分为一般用、屋顶用、建筑外侧板用、结构用、瓦垄板用、拉伸用和深冲用等镀锌钢板。 镀锌板：一般规格在0.3mm-2.0mm，其价格从薄到厚逐渐降低，镀锌板卷代表规格为1.0mm。 d、彩涂板卷：一般彩涂的基板有热镀锌和镀铝锌的。就是在热镀锌板和镀铝锌板上喷涂料，经过几次喷涂，烤漆后加工出来的就是彩涂板啦！！彩涂板的基板可以分成冷轧基板、热镀锌基板、电镀锌基板。 彩涂板的涂层种类可以分成：聚酯、硅改性聚酯、偏聚二氟乙烯、塑料溶胶。彩涂板的颜色可以按用户的要求分成很多种类如桔黄、奶黄、深天蓝、海蓝、绯红、砖红、象牙、瓷蓝等。彩涂板的表面状态可以分成涂层板、压花板、印花板。彩涂板市场用途主要分为建筑、家电和交通运输等三部分，其中建筑领域所占比例最大，家电业次之，交通运输业只占较少一部分。建筑用彩涂板一般以热镀锌钢板和热镀铝锌钢板为基板，主要加工成瓦楞板或与聚酯复合夹芯板后，用于建造钢结构厂房、机场、库房、冷冻库等工业和商业建筑的屋顶、墙面、门。 家电彩板一般以电镀锌和冷板为基板，用于生产冰箱和大型空调系统，冰柜、面包机、家具等。交通运输业上一般以电镀锌和冷板为基板，主要用于油底壳，汽车内饰件等。 彩涂板：一般规格在0.25 mm -0.7mm，其价格从薄到厚逐渐降低，彩涂板卷代表规格为0.47mm。

中厚板轧钢车间生产工艺流程 连铸坯→加热炉→除鳞机→轧机→控制冷却→矫直→冷床冷却→切头切倍尺→双边剪→定尺剪→表面检查和清理→垛板→入库→发货        中厚板生产工艺流程 HQ100:0.14C, 1.29Mn, 0.31Si, 1.40Ni, 0.59Cr, 0.50Mo, 0.43Cu, 0.06V, 0.02S, 0.018P 调质态：955MPa s0.2, 15%d5, -40℃冲击功30J 还有HQ130HQ100钢和 HQ130钢是国内近年来为了满足工程机械发展的需要研制开发的低合金调质高强度耐磨钢 （σb≥1000～1300MPa），主要用于高强度焊接结构耐磨和要求承受冲击的部位。HQ100钢是抗拉强度σb≥980MPa的低碳调质高强度耐磨钢，是为了制造大型工程机械而研制的钢种，该钢不仅强度高、低温缺口韧性好，而且具有优良的焊接性能，是中国工程机械、采矿机械和运输车辆等制造大型机械设备不可缺少的高强度焊接结构钢。 HQ100钢的生产工艺流程应包括：转炉冶炼→炉外精炼→模铸→开坯→缓冷→板坯清理→轧制→热处理→检验→交货等。该钢中厚板 （15～65mm）热处理工艺大多采用920℃±10℃淬火＋620℃回火；HQ100钢920℃水淬后的组织是板条状位错马氏体，随着回火温度升高，碳化物的析出与长大导致了钢性能的明显变化，920℃±10℃淬火＋620℃回火后的组织为回火索氏体。厚度9～12mm 的 HQ100钢薄板采用轧后控冷＋610℃回火的热处理工艺，该钢轧后控冷后的组织主要为下贝氏体，控冷＋610℃回火后的组织为回火索氏体。还有这些也是Q345B 70 2120 8350 Q345B 70 2050 8700 Q345B 70 2100 8650 Q345B 70 2440 9850 Q345B 70 2020 8400 Q345B 70 2020 8850

中厚钢板：厚度大于4mm的钢板属于中厚钢板。其中，厚度4.5-25.0mm的钢板称为中厚板， 厚度25.0-100.0mm的称为厚板，厚度超过100.0mm的为特厚板。    中厚板主要用途有哪些？    答：建筑工程、机械制造、容器制造、造船、桥梁等。    普通中厚板用途：广泛用来制造各种容器、炉壳、炉板、桥梁及汽车静钢钢板、低合金钢钢板、桥梁用钢板、造般钢板、锅炉钢板、压力容器钢板、花纹钢板、汽车大梁钢板、拖拉机某些零件及焊接构件。    桥梁用钢板用于大型铁路桥梁。要求承受动载荷、冲击、震动、耐蚀等。    造船钢板：用于制造海洋及内河船舶船体。要求强度高、塑性、韧性、冷弯性能、焊接性能、耐蚀性能都好。    锅炉钢板：用于制造各种锅炉及重要附件，由于锅炉钢板处于中温（350°C以下）高压状态下工作，除承受较高压力外，还受到冲击，疲劳载荷及水和气腐蚀，要求保证一定强度，还要有良好的焊接及冷弯性能。    压力容器用钢板：主要用于制造石油、化工气体分离和气体储运的压力容器或其它类似设备，一般工作压力在常压到320kg/cm2甚至到630kg/cm2，温度在-20-450°C范围内工作，要求容器钢板除具有一定强度和良好塑性和韧性外，还必须有较好冷弯和焊接性能。    汽车大梁钢，用于制造汽车大梁（纵梁、横梁）用厚度为2.5-12.0mm的低合金热轧钢板。由汽车大梁形状复杂，除要求较高强度和冷弯性能外，要求冲压性能好。

跟着操控轧制和操控冷却（ＴＭＣＰ）技能的开展，中厚板轧后冷却过程中冷却温度向低温区开展，冷却速率不断进步。２０世纪晚期以来，新式超快速冷却系统快速开展，板带材的轧后超快速冷却技能逐渐得到业界的遍及认可。可是，由冷却不均带来的剩下应力及板形不良，严峻影响产品的质量和使用性能。高冷却速率情况下的板形操控，已经成为使用传统ＴＭＣＰ技能进行高强钢开发的瓶颈问题。针对这个问题，能够采纳以下办法：（1）改进喷发集管规划。超快冷区域内集管规划要尽或许扩展射流冲击换热区的面积，尽量防止膜欢腾换热区和过渡欢腾换热区等不稳定换热区域的发作，然后有用地增强冷却换热功率和冷却均匀性。为此，冷却区内选用缝隙集管和高密快冷喷嘴摆放集管两种方式，高压冷却水以约６～３０ｍ／ｓ的速度从冷却集管中喷出，以必定视点冲击高温钢板表面，恰当调整冷却区域内的水流密度，可有用确保集管与集管之间射流冲击换热区域面积所占集管间换热总面积的份额。由集管喷发出的高压冷却水，构成沿水平方向较大的速度重量。针对钢板上下表面严峻的换热不对称的问题，能够在冷却区内将部分集管进行反向排布，防止高速活动的冷却水在冷却区出口对钢板上表面发作的二次冷却，又可将钢板上表面的剩下冷却水均匀散布到各个区域之内，防止冷却区域内呈现较厚的积水层区域。（２）铲除剩下冷却水。剩下冷却水在钢板表面的无序活动，会与钢板表面发作不均匀的二次换热，一起也将影响检测仪表的丈量精度。要将侧喷、中喷及吹扫等辅佐设备合理安置到冷却区内，用于铲除钢板表面的剩下冷却水，以进步冷却功率和改进冷却均匀性。在１.２ＭＰａ压力作用下，侧喷水以约４０ｍ／ｓ的流速，冲击钢板上表面剩下冷却水，将其铲除出钢板上表面。强力吹扫设备铲除规模覆盖于整个钢板表面，关于剩下的少数剩下冷却水能够起到彻底铲除的作用。（３）严格操控上下表面冷却的均匀性。为完成钢板上下表面的对称换热，需求添加下集管流量以对下表面换热才能进行补偿，而上下集管流量的份额与集管射流水流量、辊道运转速度等工艺规程参数以及钢板厚度、宽度等尺度规格密切相关，合理的下集管与上集管水量比通常在１∶１.３～１∶２.５的规模之内。（４）操控辊道速度。为了消除钢板进入冷却区时沿长度方向存在温度散布“头高尾低”的问题，当钢板头部进入超快冷区域或许尾部脱离超快冷区域时，恰当添加辊道速度能够减小冷却水对钢板头尾的过度冷却。

原生铂矿是国际出产铂族金属的首要资源。其特点是：①铂族金属档次高，镍、铜档次低，贵贱金属价值比低至五倍，高至数十倍；②尽管镍铜档次很低，但仍首要呈磁黄铁矿、黄铜矿、镍黄铁矿等类矿藏，与共生硫化矿相似；③六个铂族金属都有矿化并共生，尽管矿藏品种杂乱，矿藏粒度很细，但多与有色金属矿藏严密连生或被后者包裹，易于一起浮选富集。因而原生铂矿都用相似于镍铜共生硫化矿的选冶工艺处理矿石，即以镍铜选冶技能作载体使贵、贱金属一起富集，贵贱金属别离后提取贵金属精矿，完成贵贱金属全面综合使用。    （一）南非美伦斯基铂矿选矿富集    前期用重一浮流程处理含铂把7-15g/t,氧化蚀变严峻的混合矿石，现多用单一浮选流程处理含铂族金属5-6g/t, Cu约0.14%，Ni约0.2%的深部原生硫化矿石。矿石中铂族金属的相对份额（％）为：Pt 59、Pd 25、Ru 8、Rh 3、Ir 1、Os 0.8，含CrA 0.25％。    最大的吕斯腾堡铂矿公司的浮选工艺：磨矿至74μm约占60%，硫酸铜作活化剂，黄药或黄药加二硫化磷酸盐的混合物作捕收剂，酸为起泡剂，糊精或古尔胶或淀粉作滑石抑制剂。浮选精矿产率3%-4%，贵金属档次150g/t,选矿收回率82%-85%。精矿中其他成分（％）：Ni 4、Cu 2.3、Fe 15、S 10、CaO 3、MgO 15、SiO2 39。    英帕拉公司和西铂公司处理的原矿铂族金属档次较低（表1  粗精矿成分类/%元素PtPdAuCuNiFeSSiO2MgOAl2O3CaO含量34.2g/t108.9 g/t1.9 g/t0.240.355.72.744.615.115.88.4     粗精矿中贵金属档次算计146g/t,收回率88%。铜、镍选收率分别为69%和52%。    2.天然pH介质浮选    以蛇纹石为主的铂矿石，含Pt 3.1g/t、Pd 9.95g/t、Au 0.19g/t、Cu 0.03%、Ni0.06%。磨矿浓度58％，磨至-74μm占90%，矿浆浓度36%当选，磨矿-浮选进程中不加酸或碱调整剂，介质pH≈8.2，捕收剂用AERO317（136g/t），起泡剂Dowfroth-250（6.8g/t），抑制剂Pennfloat（391g/t），浮选8min,粗精矿产率6.1%，贵金属档次（g/t) : Pt52.9、Pd 146.2、Au 3.1，含Cu 0.31%、Ni 0.45%。收回率（％）：Pt 96、Pd 86、Au 95、Cu 69、Ni 49。    粗精矿用水溶性聚合物TDL和Minflo Ⅰ 作业脉石矿藏抑制剂（136g/t），在调浆桶内参加，调浆10min，用Dowfroth-250作起泡剂，AERO404作捕收剂精选，精矿产率44％，精矿成分如表2。[next]表2  精矿成分表/%元素PtPdRhIrAuCuNiFeSSiO2MgOAl2O3CaO含量115g/t305 g/t10.3 g/t1.9 g/t6.8 g/t0.660.867.32.446.820.96.65.9     贵金属档次算计440g/t。精选进程铂、把收回率分别为96％和92%。中矿闭路回来粗选。还可恰当下降精选收回率，削减精矿产率进步精矿档次。如铂、把精选收回率降至85%和82%时，精矿中贵金属档次可进步至（g/t）：Pt 192、Pd 656、Au 16,还含副铂族金属12g/t，七个贵金属算计876g/t。其他首要成分（％）：Cu 3.4, Ni 6.2, Fe 18、S16。    （四）原生铂矿浮选精矿冶炼    南非原生铂矿浮选精矿及美国斯蒂尔瓦特原生铂矿浮选精矿中贵金属的价值占80%和98%以上，有用收回贵金属是冶炼的首要意图。    通用的冶炼工艺与伴生铂族金属的硫化铜镍共生矿冶炼工艺相似。首先以贱金属硫化物熔炼作载体技能，造渣别离占肯定量的硅酸镁、铁及钙、铝脉石矿藏，使用熔融的贱金属锍（Ni3S2-Cu2S-Fe2S固溶体）对贵金属高效而牢靠的捕集才能，使一切贵金属全面高效地富集在锍中。熔融锍用空气在转炉中吹炼使硫化铁氧化为氧化铁，并与参加的石英生成硅酸铁炉渣别离，取得含铁小于3%和富含贵金属的铜镍高锍（Cu2S-Ni3S2-贵金属固溶体），高锍中贵金属价值占80％以上，冶金上称之为“贵金属铜镍高锍”。    如熔炼含贵金属约150g/t, Cu+Ni约7%的南非吕斯腾堡浮选精矿，悉数贵金属在锍中收回率99%。操控熔炼锍产率在15%以内，贵金属在锍中富集6倍，档次约达1000g/t（0.1%）。氧化吹炼除铁后取得贵金属铜镍高锍含Cu+Ni约70％，贵金属档次达0.2%-0.3%，收回率98%-99%。    UG-2浮选精矿因含高熔点氧化铬矿藏，需用低熔点熔剂（如膨润土）与精矿制粒，加较多的石灰石（精矿量的14%)并在电炉中熔炼。1300℃放出的锍含Pt+Au 2770g/t,Ni 17.9％、Cu 10.5％、Fe 42.8％、S29.2％，熔炼富集6.5倍。锍经氧化吹炼除铁取得含Ni 48％、Ni+Cu约75％的高锍，Pt+Au档次进步至7000 git（0.7％）。    贵金属铜镍高锍的冶炼工艺仍以提取贵金属为首要意图，使用加压硫酸浸出、氯化浸出等强化、高效的贵、贱金属别离技能，尽早地提取出高档次贵金属精矿，防止或削减贵金属在有色金属冶炼进程中的积压、周转和丢失，再从高档次贵金属精矿中有用别离和提取各种贵金属产品。这两段是表现原生铂矿冶炼技能水平，不断研讨、开展并完成技能创新和技能进步的要点。

铝合金的无铬钝化处理早在20世纪70年代就已经开发了无铬转化处理技术,最早广泛应用于易拉罐的表面钝化涂层。进入20世纪90年代，由于环境保护的需要，消除六价铬重金属的污染。无铬钝化的技术发展很快，无铬无漂洗技术已经广泛应用于钢卷材和铝卷材的钝化处理。　　现在铝合金的无铬钝化处理，目前工业上应用的是锆盐和钛盐及有机聚合物为基础。成功应用于汽车车身，汽车配件，家具，电子，航空，易拉罐，建筑型材，建筑装饰板材，卷材等行业。　　目前欧盟，美国等对汽车配件和电子行业均已制定了对我国出口产品不许使用含铬钝化膜的最后期限(2006年7月1日之前)。国内各个行业的企业纷纷由有铬钝化转为无铬钝化。自2013年6月19日开始，非法排放含重金属、持久性有机污染物等严重危害环境、损害人体健康的污染物超过标准3倍以上的，将直接适用于刑法，对直接负责的主管人员定罪处罚，并对单位处以相应罚金。　　因此现在铝合金的无铬钝化处理势在必行，迫在眉睫。　　汉高无铬钝化产品的特点有：是基于有机树脂、锆和钛的氟化物。适用于铝型材，铝板材，铝卷材等。完全适用于立式瀑布线、浸渍线、立式或卧式喷淋线。废液只需中和沉淀后即可排放。客户从六价铬到无铬的转换非常简单，设备不需要任何改造。　　汉高无铬钝化产品已经通过Qualicoat、GSB-International、MIL-C-81706ANDMIL-C-5541等认证。

6XXX系合金的首要合金元素是镁和硅，安排也适当简略，首要安排组成物为Mg2Si相，在热处理状态下，Mg2Si固溶于铝中，使得合金有人工时效强化才能。6063属Al-Mg-Si系铝合金中对应力腐蚀不灵敏的合金,具有中等强度、优秀的揉捏功能、杰出的耐蚀性、可焊性及杰出的加工功能,因此得以广泛使用[1]。跟着科学技术的开展及使用商场的拓展，有的客户对制品的要求越来越高，对晶粒度也提出了要求。　　　　许多的铝合金揉捏制品经热处理（淬火、退火）后，在制品的周边构成一层很深的粗大的再结晶晶粒环，且粗晶区和细晶区有着显着的边界，并且粗晶环的深度从揉捏制品的前端到尾端是添加的。粗晶环是铝合金揉捏制品中的首要缺点之一，当断面构成适当大部分的粗晶环区域时，材料的力学功能、疲劳强度明显下降。而在对制品进行一些表面处理（氧化雪白等）时，制品表面会呈现线纹和花斑，影响装修作用。而6063铝合金在出产较厚的板材时，极易呈现粗晶环。本文将研讨削减和操控6063铝合金在揉捏厚板呈现粗晶环的办法。

陕西某钒矿系吸附涣散状况存在的钒矿，不宜用机械选矿办法富集。在该区域的同类矿石中，提钒办法大致有两类，一是传统的钠化焙烧提钒工艺，该工艺技能老练、操作简略，建厂出资和出产本钱相对较低，但由于选用工业食盐作钠化剂，焙烧时发作很多的、氯化氢等有毒气体，对周围环境形成了严重破坏；二是酸浸-萃取提钒工艺，该工艺可削减环境污染，但出产本钱和建厂出资过大，致使出产厂商不堪重负。本研讨标明，选用超细磨矿-无增加剂焙烧-助浸提钒工艺，可获得较好的实验目标，且不形成环境污染，在现在超细磨矿技能日趋完善、本钱不断下降的情况下，新工艺为该类矿石的开发利用展示了新的远景。          一、矿石性质          矿石类型为泥岩与炭硅质岩的混合矿石，原矿含V2O51.60%，矿石中首要金属矿藏为褐铁矿、黄铁矿、铁钒锐钛矿、钒铁矿等。首要非金属矿藏为石英、泥质和炭质，一起还有少数碳酸盐矿藏和磷灰石。钒的赋存状况较杂乱，除在钒铁矿、钒铁锐钛矿中散布以外，经电子探针分析标明，矿石中占很大份额的石英和褐铁矿中普遍存在涣散状况的钒。原矿多元素分析成果见表1。 表1  原矿多元素分析成果 成份V2O5TiO2P2O5Na2OK2OFe2O3SiO2Al2O3含量（%）1.600.270.640.121.666.8673.863.22成份MgOCaOCoNiAsSTCMo含量（%）2.421.940.0020.0160.0060.520.440.016     二、提钒工艺     （一） 实验想象          矿石中的贱价钒经焙烧可氧化成V2O5，如其能与矿石自身所含K、Na元素生成可溶性盐，在浸出作业可再参加有利该盐类溶解的助浸剂，则可使矿石中的钒有用转化，后经二段沉钒作业即可得到含V2O598%以上的精钒。          （二）首要因素对焙烧转浸率的影响     1、磨矿细度对焙烧转浸率的影响：     磨矿细度对焙烧转浸率的影响见表2。 表2  磨矿细度对焙烧转浸率的影响实验成果 磨矿细度（%）V2O5转浸率（%）-76μm含量-40μm含量-30μm含量-10μm含量91.8///63.75/87//65.00//88/69.38//93.06075.00         实验成果标明，磨矿细度越细，焙烧转浸率越高。     2、焙烧温度对转浸率的影响    焙烧温度对转浸率的影响成果见表3表3  焙烧温度对转浸率的影响   焙烧温度（℃）转浸率（%）75013.7580076.8885078.13     实验成果标明，当750℃时，转浸率很低。而温度升至800℃时转浸率急升至76.88%，800℃今后趋于稳定。     3、焙烧时刻对转浸率的影响          焙烧时刻对转浸率的影响成果见表4 表4  焙烧时刻对转浸率的影响  焙烧时刻（小时）转浸率（%）165.63276.88377.50479.38         实验成果标明，跟着焙烧时刻的增加，转浸率呈上升的趋势，但2小时以上时趋于稳定。     （三）新工艺与钠化焙烧法转浸率的比较     焙烧、浸出作业新工艺与钠化焙烧法异同点见表5。 表5  钠化法与新工艺异同点   相同点相异点V2O5转浸率(%)焙烧温度800℃ 焙烧时刻 2小时钠化法增加10%NaCl磨细度-76µm90%水浸浸出78.71新工艺磨矿细度-10µm60% 助浸浸出76.88     （四）其他作业     原矿磨矿焙烧后，加温拌和助浸浸出，浸出液经二段沉钒，归纳闭路实验可获得72.26%的提钒总回收率，精钒档次到达98%以上。     三、成果评论     新工艺与钠化焙烧法比较，实验目标挨近，在焙烧浸出段的首要区别是钠化焙烧加钠化剂氯化钠，新工艺选用超细磨矿，另外在浸出段进行助浸浸出，它的首要长处是无污染。     材料标明焙烧机理为：     焙烧钠化法的机理： 2NaCl+O2+H2O(g)+V2O3=2NaVO3+HCl↑ 4NaCl+3O2+2V2O3=4NaVO3+2Cl2↑     其中有氯化氢和放出污染环境。     而新工艺在焙烧时发作的仅是贱价钒的氧化反响。 V2O3 + O2= V2O5 2V2O4 + O2= 2V2O5     故不形成空气污染。     从出产本钱上讲，钠化焙烧所需氯化钠的本钱，能够部分乃至悉数抵销新工艺中超细磨矿的本钱，跟着超细磨矿技能的进一步开展，磨矿本钱还有或许进一步下降。     四、定论     （一）本实验选用超细磨矿—无增加剂焙烧—助浸提钒新工艺可获得钒焙烧转浸率75%以上，归纳闭路实验可获得72.26%的提钒总回收率，精钒档次到达98%以上的实验目标。     （二）新工艺为无污染工艺,出产本钱挨近钠化焙烧,且跟着超细磨技能的不断开展,还有或许进一步下降。

1、化法提金工艺 化法提金工艺是现代从矿石或精矿中提取金的首要办法。化法提金工艺包含：化浸出、浸出矿浆的洗刷过滤、化液或化矿浆中金的提取和制品的冶炼等几个根本工序。我国黄金矿山现有化厂根本选用两类提金工艺流程，一类是以稠密机进行接连逆流洗刷，用锌粉置换沉积收回金的所谓惯例化法提金工艺流程(CCD法和CCF法)，另一类则是无须过滤洗刷，选用活性炭直接从化矿浆中吸附收回金的无过滤化炭浆工艺流程(CIP法和CIL法)。 惯例化法提金工艺按处理物料的不同又分两种：一种是处理浮选金精矿或处理混、重选尾矿的化厂。另一种是处理泥质氧化矿石，选用全泥拌和化的提金厂。 2、混法提金 混法提金工艺是一种陈旧的提金工艺，既简洁，又经济，适于粗粒单体金的收回。我国不少黄金矿山还沿袭这一办法。跟着黄金出产的开展和科学技术进步，混法提金工艺也不断得到了改善和完善。因为环境保护要求日益严厉，有的矿山取消了混作业，为重选、浮选和化法提金工艺所替代。 在黄金出产中，混法提金工艺仍有其重要的效果，在国内外均有使用实例。混法提金工艺关键在于怎么采纳防护办法，消除毒污染。

国外广泛选用选冶联合流程对铜尾矿进行再选。美国密执安州将铜尾矿再磨和浮选（或浸），处理8200万t，产出铜33.8万t；美国还采纳一种相似炭浸法提金的工艺，将浸渍有萃取剂的炭粒加到铜尾矿矿浆中收回铜，关键是萃取剂要廉价。俄罗期阿尔马累克选厂将尾矿磨至－74µm占50%左右浮选，能够将尾矿中80%的铜再选收回。哈萨克巴乐哈什选厂经浮选、再磨；精选工艺从贫斑铜矿的尾矿中收回了铜和钼。       现在，用浸出法从铜尾矿收回铜取得很大成功，一般以为，用硫酸浸出铜尾矿建厂出资少、时间短、污染小、可利用冶金厂商副产的硫酸，成本底，尾矿数量大时更为经济。美国亚利桑那州莫伦西铜厂即用硫酸处理堆存的氧化铜尾矿，铜收回率73.8%，年产5万t阴极铜，占该厂铜产值的13%。智利丘基卡马选用大浸出槽硫酸浸出－电解，以每年产出5.25万t铜的速度从堆存多年的很多老尾矿中已累计收回了90万t铜。俄罗斯、西班牙选用细菌浸出工艺从尾矿中收回铜也有杰出作用。       国外也再选铜尾矿收回除铜以外的其他组分。例如印度从浮选铜的尾矿中先用摇床重选，后用湿法收回铀；南非弗斯克公司从选铜尾矿顶用浮选再选取得含P2O536.6%、收回率65.6%的磷精矿；日本赤金铜矿从选铜尾矿中再选收回铋和钨。

云南冶金集团总公司历时８年攻克粗铅冶炼技术难题，自主研发出高效、节能、清洁炼铅新技术“富氧顶吹熔炼—鼓风炉还原炼铅工艺”，在世界上首次采用该技术在曲靖实施工业化应用获得成功。　　云冶集团已建成年产８万吨的粗铅生产线，从投产至今累计生产粗铅１０万吨，实现销售收入１２．２８亿元，新增利润５．７８亿元，自２００５年在曲靖实现工业化应用以来节约资金达５００万元。将该技术应用于粗铅冶炼首获成功，是我国粗铅冶炼的重大技术突破，标志着我国粗铅冶炼技术达到世界领先水平。　　长期以来，世界８０％以上的粗铅均采用传统的烧结—鼓风炉熔炼工艺从硫化铅精矿中提取，但该工艺能耗高、污染严重，并造成硫资源的浪费，因此，被国家列为限期淘汰的生产工艺。而“富氧顶吹强化熔炼技术”作为世界上先进的冶炼技术，虽已成功应用于铜、锡的熔炼，但在铅精矿的粗铅冶炼上一直未能实现工业化应用。　　在国家发改委和省发改委、省科技厅支持下，云南冶金集团总公司引进国外先进的艾萨炉“富氧顶吹强化熔炼技术”，在消化吸收再创新的基础上，与集团自主研发的“富铅渣鼓风炉还原熔炼技术”及“鼓风炉强化熔炼技术”进行集成创新，形成了国际独创、具有自主知识产权的“富氧顶吹熔炼— 鼓风炉还原炼铅工艺”，为产业化提供了经济效益好、环境污染小、能源消耗低的全套生产工艺技术。与传统技术工艺相比，该技术既发挥了富氧顶吹熔炼环保、节能的特点，又发挥了鼓风炉还原熔炼处理量大、投资低、工艺简单、操作维护方便的优点，具有广阔的推广应用前景。应用该技术，粗铅冶炼过程中排放的烟气可回收制酸，解决了烟气直接排放对环境的污染问题，且每吨粗铅可减排０．６至０．８吨二氧化硫，总硫利用率达９８．５％，粗铅直收率为５０％，烟尘率被控制在１５％左右；通过余热回收等技术，使每吨粗铅的冶炼综合能耗为４２３吨标准煤，比传统工艺少消耗２１２吨标准煤；该技术适应性广，在高杂质铅精矿、不同返料比例、各种铅渣等的冶炼中均可应用。.

常见的氧化铜矿藏有孔雀石、蓝铜矿、赤铜矿、硅孔雀石等。孔雀石产于铜的硫化物矿床氧化带，常与其他含铜矿藏(蓝铜矿、辉铜矿、赤铜矿、天然铜等)共生。孔雀石是含铜的碳酸盐矿藏(碱式碳酸铜)，化学成分为Cu2(OH)2CO3，CuO 含量71.9%，CO2含量19.9%，H2O 含量8.15%。蓝铜矿也是含铜的碳酸盐矿藏，化学成分与孔雀石相同，仅仅矿藏结构不同。赤铜矿是一种赤色氧化物矿藏，较软且密度较大，一般是由铜的硫化物经风化后而构成的，化学成分为Cu2O，含铜高达88.8%，是一种重要的铜矿石矿藏。硅孔雀石是一种组成及性质均不固定的水合硅酸盐胶体铜矿藏，化学式为CuSiO3·nH2O，含铜36.1%。1. 硫化浮选法 氧化铜矿藏的表面以饱满的离子键为主，因而矿藏表面有较强的极性和化学活性，对极性水分子有较大的吸引力，因而表现为亲水性强。参与今后，氧化铜矿藏表面敏捷吸附HS－或S2－，呈金属硫化物膜，强化了捕收剂的吸附，增强了其表面的疏水性，进步了可浮性，然后可完成氧化铜的有用浮选。可用硫化法处理的氧化铜矿藏首要是铜的碳酸盐类矿藏，如孔雀石、蓝铜矿等，也能够用于浮选赤铜矿，而硅孔雀石如不预先进行特殊处理，则其硫化效果很差，乃至不能硫化。 硫化浮选办法的关键是要严格操控的用量，因为既是氧化铜的活化剂又是硫化矿的抑制剂或硫化后氧化矿的抑制剂。也就是说适合用量的是活化剂，超越最佳用量后则是抑制剂。为了减轻或防止这种抑制效果，在工业出产上常常选用分段加药的办法或一同选用其他办法来到达操控硫化剂浓度的意图。 现在不少选厂选用优先浮选法处理混合铜矿石(氧化率10%~30%)，即先将易浮的硫化铜矿藏浮选出来，再浮选硫化后的氧化铜矿藏。I. N. Babich et al[5]对乌多坎混合型铜矿石的分选工艺进行了讨论，断定了氧化钙的最佳用量、浮选硫化铜和氧化铜矿藏时的适合pH 值。实验得出浮选硫化铜矿藏的最佳pH 值为9，而浮选氧化铜矿藏的最佳pH 值为10。pH 值的进步可分为两个阶段进行，第一阶段，在磨矿时参与氧化钙使矿浆的pH 值由7 提升至9，第二阶段，向矿浆中添加使矿浆的pH 值从8进步到10。第一阶段浮选出硫化铜矿藏，在第二阶段浮选出氧化铜矿藏。实验标明，氧化钙的最佳用量为2000 g/t，的最佳用量为1 200 g/t。两个阶段的浮选使铜的收回率由84.2%添加到89%，即比混合浮选时铜的收回率添加了4.8%。现在运用此办法的选矿厂有湖北大冶铜录山选矿厂、江苏铜陵化工集团新桥矿业公司等。 2. 有机酸浮选法 有机酸类捕收剂在矿藏表面既能够发作物理吸附，也能够发作化学吸附，一般吸附于矿藏表面双电层外层的紧密层，一般为单层吸附，此种吸附属于化学吸附，在双电层外层的涣散层的吸附为物理吸附，有机酸类捕收剂在矿藏表面的吸附一般呈多层吸附状况。有机酸类捕收剂很简单吸附在硅酸盐类矿藏表面，进步硅孔雀石的可浮性。 有机酸浮选法又称直接浮选法，用脂肪酸及其皂类作捕收剂进行浮选时，一般还要参与脉石矿藏抑制剂水玻璃、磷酸盐及矿浆调整剂碳酸钠等。脂肪酸及其皂类捕收剂能很好地浮选硅孔雀石，用不同碳链长度的脂肪酸浮选硅孔雀石的实验成果标明，在必定规模内，只需链满足长，捕收才能就强，药剂的用量就少。在出产实践中用得较多的是C10~C20的混合饱满或许不饱满羧酸。 3.浸—硫化沉积—浮选法 浸—硫化沉积—浮选法是在加压浸取进程中，参与元素硫(硫粉)，在氧化铜矿藏被和二氧化碳溶解后，当即又被沉积为硫化铜。矿浆不通过固液别离而直接进行蒸馏，在收回了NH3 和CO2 之后，沉积的“人工硫化铜”和矿石华夏有的天然硫化铜一并用惯例浮选收回。此办法适用于嵌布极细的氧化铜矿藏。在对汤丹难选氧化铜的实验研讨中取得了很好的分选目标，铜的收回率进步了17%，精矿档次也进步了一倍多。准则流程如图1 所示。        4. 离析—浮选法 离析—浮选法，也称氯化复原焙烧—浮选法，是将氧化铜矿石破碎至恰当粒度，参与必定量的食盐和煤粉后加热到必定温度时，食盐分化发作的氯化体与氧化铜反响，见反响(1)至反响(3)。因为碳质复原剂的存在，挥宣布的Cu3Cl3被炭粒表面吸附并复原成金属铜，用惯例浮选办法能够收回残炭及吸附其上的金属矿藏，与铁及脉石别离，完成铜富集。 2NaCl+H2O+ySiO2→2Na2O·ySiO2+2HCl(g) (1) 12CuO+12HCl→4Cu3Cl3+6H2O+3O2 (2) 3Cu2O+6HCl→2Cu3Cl3+3H2O (3) A.T.Grotowski对离析法进行较具体的研讨，取得的最佳工艺参数为：矿石粒度0.3 mm，煤粉1.5%，NaCl 含量1.0%，离析温度700~800 ℃，离析时刻1~1.5 h。在处理硫化￣氧化铜混合矿石时，先进行氧化焙烧，使矿石悉数氧化。离析焙烧—浮选法比原矿石直接浮选收回率可进步12%~22%，档次进步1.5%~4.8%。研讨标明，沉积在煤颗粒上的是硫化铜，而不是金属铜。 离析法能够较好的从矿石中收回铜、银等有价金属，但热能耗费量大，本钱较高，劳动条件差，大规划投入工业出产的实例较少，我国只要广东实箓铜矿曾选用离析—浮选工艺进行出产。 5. 硫化焙烧—浮选法 硫化焙烧—浮选法[1]是在必定温度下，氧化铜矿藏表面发作硫化反响，表面生成硫化铜，添加其可浮性，可用浮选硫化物的捕收制进行浮选，然后使铜矿藏在泡沫产品中富集。一同在焙烧进程中极大极限地减小了细颗粒矿泥的比表面积，引起细粒矿泥的聚会，消除了矿泥对浮选成果的恶劣影响，大大利于铜矿石的浮选进程，因而使得不能用选矿或其他办法直接进行处理的铜矿石找到了收回的新途径。化学反响如反响式(4)所示，工艺流程如图2 所示。 Cu2CO3(OH)2(s)+S2(g)→Cu2S(s)+SO2(g)+H2O(g)+CO2(g) (4)   韦华祖用孔雀石和石英混合样进行实验来验证硫化焙烧—浮选工艺的可靠性，揣度在焙烧的最佳条件(焙烧温度650 ℃，焙烧时刻10 min，孔雀石与石英配比为2∶1)下孔雀石的硫化焙烧产品可能是辉铜矿，为这一新工艺供给了必定的理论依据。 6.化学预处理—浮选法 化学预处理—浮选法，参与H2SO4 把Cu2+ 以CuSO4方式浸出，再参与磨细的铁粉，置换出铜，然后用黄药捕收铜。该法适用于杂乱氧化铜矿的矿石，比方硅孔雀石等难浮的矿藏，或许是选别目标很低的含泥量极高的难选氧化铜矿，脉石中含有碳酸盐和铁、锰化合物，且嵌布粒度细，易于泥化。 浸出时一般用0.5%~3%的稀硫酸溶液，酸的用量需随矿石性质改变，低的为2.3~11 kg/t，高的可达35~45kg/t。铜浸出后用铁粉置换。铁粉需要量在理论上是置换1 kg 铜仅需0.88 kg 铁，但是在实践出产上，置换1 kg 铜约需1.5~2.5 kg 铁。在置换时，溶液中有必要保持有过量的剩余铁粉，以防止现已复原的铜再被氧化。未反响的残留铁粉可用磁选法收回再用。被沉积的铜浮选是在酸性介质中(pH 值为3.7~4.5)进行，捕收剂用黑药或双黄药，未溶解的硫化铜矿藏能够和已沉积的金属铜一同浮上来。 H. Razavizadeh et al[9]用硫酸浸出Sharcheshmeh的氧化铜矿石，其间包含2%~4.1%的可溶解铜。经XRD 分析孔雀石是首要的含铜矿藏，脉石首要为石英。实验探究了硫酸的浓度(10~20 g/L)、浸出温度(15~50 ℃)、浸出时刻(最长达3 h) 对铜的收回率的影响。当硫酸的浓度为20g/L 时对孔雀石溶解的效果最好，当浸出120 min 今后，含铜矿石悉数溶解，简直看不到浸渣。样品初始时快速溶解，然后溶解速度就变得很慢。当增大硫酸的浓度和浸出温度时，样品溶解速度显着加快。通过扫描电镜得知部分反响颗粒呈针状结构。化学反响动力学研讨标明，孔雀石溶解进程分为两个阶段。第一阶段，85%的孔雀石敏捷溶解，所需的活化能为20.6 kJ/mol。第二阶段，接下来的15%的孔雀石溶解速度很慢，溶解所需活化能为87.6kJ/mol。化学反响进程如反响式(5)至反响式(7)所示。 Cu2(OH)2CO3+2H2SO4→2CuSO4+CO2+3H2O (5) Cu3(OH)2(CO3)2+3H2SO4→3CuSO4+2CO2+4H2O (6) CuO+H2SO4→CuSO4+H2O (7) 化学预处理—浮选工艺已成功运用于美国比尤特选厂。也有学者对新疆某铜矿的深度氧化、可浮性极差的难选氧化铜矿石用化学预处理—浮选工艺进行研讨，取得了铜收回率84.22%、铜精矿档次45.09%的杰出目标。 为开发这类难选氧化铜矿资源，近年来化学预处理—浮选工艺成遭到重视，并在实践中得到广泛运用，取得了杰出效果。 7.细菌浸出法 细菌浸出法首要是依托微生物细菌本身的氧化复原特性及其代谢产品，使金属矿藏的某些组分复原或氧化，使有用矿藏以可溶物或沉积方式从原矿中别离，再用化学办法或选矿办法收回铜。细菌与氧化铜效果机理如反响式(8)至反响式(10)所示。 Cu2O+Fe2(SO4)3细菌+H2SO4→CuSO4+FeSO4+H2O (8) Cu2S+Fe2(SO4)3细菌→CuSO4+FeSO4+CuS (9) CuS+Fe2(SO4)3细菌→CuSO4+FeSO4+S (10) 现在国际铜产值的25%来自细菌堆浸和地下细菌浸出。在美国，约有10%的铜选用此法出产。美国铜矿山采出的岩石中，有60%的废石，其间含铜0.15%~0.75%。亚利桑那州大多数矿山运用细菌浸出法从废石中提取铜。实践证明，运用细菌堆浸法从废石中提取铜是有利可图的。2000 年紫金矿业集团建成300 t/a 电铜规划的铜矿石细菌堆浸—萃取—电积工业实验厂，2002 年又扩建到1000 t/a电铜。成果标明，细菌浸出技能适用于紫金山铜矿的开发运用。水口山矿藏局柏坊铜矿的重选尾矿和浮选尾矿中含有铜和铀，选用细菌浸矿剂，用池浸法渗滤浸出20 d，铜和铀的浸出率都在80%以上。含铜的浸出液用铁置换，产品为海绵铜。投产7 年海绵铜130 多t。德兴铜业公司选用细菌浸出技能的年产2000 t 阴极铜的L-SX-EW 实验工厂，堆场面积7.5 万m3，堆高80 m，废石均匀含铜0.09%。1997 年5 月开端喷淋，1997 年10 月选用生物堆浸—溶剂萃取—电积流程产出了质量到达A 级标准的电铜。铜官山铜矿选用矿坑水细菌培育基对采场的废矿石进行堆浸，通过20多天的浸出，铜的浸出率在80%以上。 M. Oliazadeh et al用微生物技能从铜熔炼炉的炉尘中收回铜。实验所用细菌为混合培育的硫杆菌属，讨论了培育基的种类和矿浆的浓度对铜收回率的影响。当矿浆浓度到达必定规模后，再添加矿浆的浓度可导致培育进程的恶化，如毒性的添加、压力进步、物料活动缓慢等。实验最佳条件是：5%的矿浆浓度在混合培育基上培育22 d，铜的收回率为87%。 因为生物技能与传统的选矿工艺比较有本钱低、出资少、能耗低、不污染环境等长处，因而一向被认为是一种很有出路的冶金新技能，其运用远景巨大。 8. 氯化焙烧—化学别离法 氯化焙烧—化学别离法，氯化焙烧就是氯化剂(如氯化铵) 与氧化铜矿石质料混合，在必定的温度和气氛下，将意图矿藏转化成凝集相的金属氯化物与物料其他组分别离的进程，再用化学办法或浮选办法富集意图矿藏。 有人进行了氯化铵焙烧铜的混合矿(含CuS，CuO，FeS，CaO，Al2O3等)研讨。成果标明，当焙烧温度在到达327 ℃之前，首要是氯化铵参与反响，当焙烧温度到达327 ℃时，氯化铵彻底分化成氯化体和气，首要是氯化体参与反响，化学反响机理如反响式(11)至反响式(18)所示。 CuS+4NH4Cl=(NH4)2CuCl4+2NH3+H2S (11) CuS+2HCl=CuCl2+H2S (12) FeS+4NH4Cl=(NH4)2FeCl4+2NH3+H2S (13) FeS+2HCl=FeCl2+H2S (14) CaO+4NH4Cl=(NH4)2CaCl4+2NH3+H2O (15) CaO+2HCl=CaCl2+H2O (16) CuO+4NH4Cl=(NH4)2CuCl4+2NH3+H2O (17) CuO+2HCl=CuCl2+H2O (18) 由不同温度下混合物的质量丢失可知，当温度到达200 ℃时开端构成NH4CuCl3，NH4FeCl3，NH4CaCl3。当温度超越300 ℃，这些化合物分化成氯化物MeCl2。假如温度再超越某一值时，MeCl2在水蒸气的环境中反响生成MeO。操控不同的温度能够得到不同的产品。 实验得出硫化铜与氯化铵反响所需的活化能为9.5kJ/mol，反响物充沛涣散，而且激烈的拌和，当温度310~320 ℃、焙烧2 h 时，硫化铜转变成的转化率为95%。硫化铁与氯化铵反响所需的活化能为28.0kJ/mol，该进程被物料涣散和化学反响动力学操控，当温度330~340 ℃、焙烧40~50 min 时，硫化铁转变成氯化亚铁的转化率为95%。氧化钙与氯化铵反响所需的活化能为56.1 kJ/mol，化学反响动力学操控这一进程，升温能够加快反响进程，当温度310~320 ℃、焙烧40~50 min 时，氧化钙转变成氯化钙的转化率为95%。 9.氧化铜矿浮选的特殊捕收剂 对氧化铜矿的浮选，除运用黄药类、脂肪酸类捕收剂以外，还可选用其他特殊捕收剂进行浮选。 1)螯合剂，运用于出产的氧化铜矿有用螯合捕收剂的首要有：B-130 捕收剂、羟肟酸(钠)、BJ-60 捕收剂、疏基骈咪唑(简称咪唑)、ZH 捕收剂、8103 捕收剂等。螯合剂与金属离子构成的金属螯合物比一般的离子型和共价性金属盐的溶度积更小，通过实践证明螯合剂作为氧化铜矿浮选的捕收剂选择性更好。 传统的硫化浮选只能用于单一氧化铜矿，而关于混合矿不合适，处理混合矿时，硫化矿收回率低一向是研讨的要点。K. Lee等人以黄药和羟肟酸为捕收剂对混合矿进行分选研讨。原矿由70%的硫化矿和30%的氧化矿组成，通过一段粗选后铜的收回率可高达95.5%，通过一段精选后铜精矿的档次可到达33.9%，收回率为78.5%。实验证明羟肟酸类捕收剂能够作为混合矿的捕收剂，即对硫化矿和氧化矿都有捕收效果，这样就能够防止硫化矿的丢失。 2)含硫非离子型极性捕收剂，该类浮选捕收剂首要包含硫氮丙酯(酯-105)、J-622 捕收起泡剂、乙硫酯(Z-200)等。 3)烃基含氧酸盐类，现在该类药剂运用于出产的首要是十二烷基磺酸钠和十二烷基硫酸钠。 4)类捕收剂，运用在氧化铜矿石浮选中的首要种类是烷基磷酸酯和二烃基(R2PO2H，R 分别为辛基、仲辛基、乙基、环乙基、基)。

矿石中除了含有硫化物以外，还含有金的氢氧化铁和氧化铜矿藏，这类矿石比较难处理。在一般情况下仍可选用“浮选—化”流程处理。但作用较差，由于氧化铜比较难浮，而含金的氢氧化铁简直无法用浮选法收回。实施化也很困难，由于矿石中含有易溶于化溶液的同矿藏。为了进步对金属矿藏的选别作用，处理这类矿石只能选用更为杂乱的选冶联合流程。 　　榜首段浮选收回含金硫化物，第二段用来收回氧化铜和表面有薄膜的金以及包裹在氧化物中的金，第三段用来收回矿藏表面在酸浸过程中已被洁净了的含铜和含金的硫化物。 　　彻底氧化了的金—铜矿石其选别工艺特色基本上与部分氧化金—铜矿石相同。

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。

稀散金属的选冶归纳收回 稀散元素以类质同象方式和以细微颗粒矿藏赋存在有关的载体矿藏内。因此随主金属在选冶过程中加以富集而归纳收回。如铟、镓、锗、、镉、硒、碲等常赋存在铅、锌精矿中，便是它们的载体矿藏。稀散金属在主金属冶炼过程中富集于副产物中，是归纳收回稀散金属的首要途径。从铜冶炼的阳极泥及烟尘中可收回硒、碲、及铼；从铅锌冶炼的烟尘、炉渣、浸出渣及溶液中可收回铟、镓、、镉及硒与碲；从锡冶炼渣或电解液中收回铟；从镍冶炼中可收回硒和碲；在铝生产中从NaAlO2回来母液或电解尘中收回镓；从钼冶炼的烟气中收回铼；从炼铁的炉渣与烟尘中可收回锗、镓、乃至硒与碲；从烧煤发电的煤尘、煤灰中收回锗、镓等。

A 氧化造渣法       基于铟对氧的亲和力大于铅，将粗铅中铟富集于氧化浮渣中。如含In 0.4%~1%的粗铅在反射炉内熔化，温度达820~850℃时向熔池鼓入空气，粗铅中铟形成含In 1%~5%的浮渣与铅分离，转入溶液或萃取，或直接置换，电解得99.99%铟。       B 氯化造渣法       秘鲁中央矿业公司（Centromin Peru SA）及比利时荷博肯（MHO）将含铟浮渣经高温还原熔炼得Sn-In，配以ZnCl2及PbCl2进行氯化熔炼，Sn-In中铟与锡进入氯化渣，磨细后酸溶，经置换，电解得铟。日本日曹熔炼公司将含铟锌浸出渣先经1300℃还原挥发得铟与镓挥发物，投入回转窑并加玫NaCl及硫进行氯化挥发，铟再富集于氯化烟尘，经酸溶、置换、电解得铟。       C 烟化法       前苏联及加拿大采用烟化法处理含铟的锌浸出渣或锡渣，从烟化尘中回收铟。       D 真空蒸馏法      我国将粗锌经精馏塔产出含铟与锗品位各达0.31%的硬锌，采用真蒸锌而使铟与锗富集于真空炉渣达In 0.5%~1.5%与Ge 0.5%~2.5%，用碱土金属氯化蒸馏法得锗，从氯化残液回收铟。

据新疆哈密行署透露，2005年08月，当地一日处理4000吨铜镍精粉选矿项目已竣工投产。     该项目由新疆哈密市佳泰矿产资源开发有限责任公司投资实施。项目投产后，预计将年产镍精粉3万多吨，铜精粉4000多吨，日处理铜镍精粉1500吨，年产值可达2.5亿元左右，可新增工业产值1.5亿元左右。     依托资源优势，新疆哈密近年来通过招商引资，加大了以铁、铜、镍、煤、芒硝、黄金、钾盐等为重点的矿产资源勘探开发力度，随着土屋——延东铜矿的勘探开发，哈密确立了建设全国最大铜资源开发基地的发展目标。

折叠线缺点是指在轧制进程中因铸坯角部向表面的侧翻所构成的折叠线。它是宽厚板出产的重要缺点之一，计算发现：宽规格船板钢呈现边部缺点的几率较大，且缺点方位与边部之间间隔较大，易导致钢板在线切边后仍存在边部缺点。　　减轻和操控宽厚板的边部折叠线缺点的办法有：　　1、钢水纯净度操控　　经过优化冶炼工艺来下降钢中[O],强化精粹和维护浇注操作来操控钢水的含氮量，以操控钢中金属氧化物搀杂含量和Ni、V、Ti等氮化物及碳氮化物的分出。　　2、倒角结晶器　　倒角结晶器一方面是改变了铸坯的形状，另一方面进步了出加热炉后的连铸坯和热送的连铸坯表面温度的均匀性，减小角部温度的下降速率，所以能操控宽厚板的折叠线缺点。　　3、连铸坯冷却强度操控　　采纳不同连铸坯宽度断面下的扇形段二冷区的中心与边部喷淋的别离操控，进一步减小连铸坯表面中心方位与角部方位的温度差，进而进步铸坯角部在拉矫进程中的表面温度，以操控铸坯表面晶界分出物。　　4、优化轧制方法　　钢板展宽程度越大，钢板边角部的侧翻量就越大，相应的边部裂纹缺点就越接近钢板中心方位。因而，尽量选用宽连铸坯出产大宽度钢板，下降钢板展宽比，然后减轻宽钢板在轧制进程存在的边部不均匀变形程度。　　5、进步板坯加热均匀性　　优化板坯加热工艺，促进第二相质点的溶解，并尽可能减小出炉板坯上下面温差。可有用下降轧件上下面的变形抗力不同，然后缩小轧件上下面变形程度的不同，减小轧件边部的不均匀变形。　　6、添加道次轧制压下量　　钢板在轧制进程中假如道次压下量不够大，变形便会集在钢板表面而使钢板发生不均匀变形。因而，采纳恰当添加轧制时的道次压下量，削减轧制道次数，以进步钢板变形的程度，下降轧制进程的不均匀变形程度。

矿石中除了含有硫化物以外，还含有金的氢氧化铁和氧化铜矿藏，这类矿石比较难处理。在一般情况下仍可选用“浮选—化”流程处理。但作用较差，由于氧化铜比较难浮，而含金的氢氧化铁简直无法用浮选法收回。实施化也很困难，由于矿石中含有易溶于化溶液的同矿藏。为了进步对金属矿藏的选别作用，处理这类矿石只能选用更为杂乱的选冶联合流程（如下图）。  图示：  部分氧化金铜矿石选别流程       榜首段浮选收回含金硫化物，第二段用来收回氧化铜和表面有薄膜的金以及包裹在氧化物中的金，第三段用来收回矿藏表面在酸浸过程中已被洁净了的含铜和含金的硫化物。     彻底氧化了的金—铜矿石其选别工艺特色基本上与部分氧化金—铜矿石相同。

我国尾矿库有400个以上，全部金属尾矿已堆存达50亿吨以上，且每年以5亿吨的速度增加，金属尾矿大多含有可综合回收的金属如铁、铜、铅、锌、钼、钨、金、银、镓、铟、锗等几十种有价元素。综合回收利用价值3000亿美元以上。以前由于技术限制，大多尾矿废弃未用，现在，随着国家对环保的重视及矿产资源再用已越来越引起重视，尾矿综合利用被列为“中国21世纪议程”第一批优先发展项目。本研究组对金属尾矿再选再回用进行了专门研究，已成功开发出了山东某浸金尾矿提金银、铜、铁的选冶综合流程，原矿含铁28%、金2.5g/t、银50g/t、铜0.3%，通过选矿可使铁精矿品位达到61%，回收率大于75%，铜精矿品位大于22%，回收率大于78%，金精矿达到1.5kg/t，银达到3kg/t，通过湿法浸矿可进一步得到高纯金银产品，综合效益十分明显。同时，对国内某炼铜尾渣进行再选铜、铁，在原矿含铁30%，铜0.2%情况下，通过浮选等选矿手段，可使铁精矿品位达到60%以上，回收率大于70%，铜精矿25%以上，回收率80%，很好地综合回收了其中的有价金属，具有明显的经济、环保、社会效益。另外，还进行了某锡尾矿再选铁、锡选矿试验，在尾矿含锡0.2%，铁25%情况下，通过浮选等可使铁精矿品位达到60%，回收率60%以上，锡品位达到55%，回收率大于70%。目前，正在建设年处理尾矿100万吨的综合选矿厂，预计年取得产值超过1亿元。经济效益十分明显。通过对尾矿再选再用，本院已积累了丰富的选矿经验，形成的选矿药剂针对性强、效果明显、成本低，对环境友好。本组可继续为广大矿业主投资尾矿综合利用提供全套技术服务，工程建设、调试及选矿药剂。

一、引言 锌的用途广泛，在国民经济中占有重要的地位[1]。随着经济的发展，一次资源日渐贫竭，利用二次资源成为必然[2]，湿法炼锌已占据世界炼锌总量的80%以上，是世界炼锌生产的发展方向，而湿法炼锌中产出的锌浸出渣造成了环境污染及资源浪费[3]，加强锌渣中有价金属的回收利用，可最大限度地利用矿产资源，提高经济效益。 湖南某集团公司是以采、选、冶为一体的生产企业，该企业每年生产数万吨金属产品的同时，也排出了几十万吨的冶炼渣，其中锌常规浸出渣中锌品位高达16.8%，受公司委托，对锌浸出渣中的锌进行了热酸浸出和浮选回收试验，取得了较好的效果。 二、原料性质 试验原料来自湖南某冶炼厂的湿法炼锌渣，原料中含锌16.8%，铁17.8%。利用X衍射分析表明，原料中锌主要是以铁酸锌(ZnFe2O4)和硫化锌(ZnS)的形式存在，没有单独的氧化锌(ZnO)，经过粒度分析可知，冶炼渣的粒度为－0.074mm占90.5%。 三、实验结果及分析 （一）温度对浸出率的影响 图1  温度对浸划翠的影晌 实验结果表明，随着浸出温度的增加，锌浸出率有所提高。当温度为90℃时，锌浸出率达到72.0%，继续增加温度，锌浸出率增加不明显，但这样还会消耗大量的能量，增加成本，因此浸出温度90℃最佳。 （二）时间对浸出率的影晌 在液－固比为3:1，浸出温度为90℃，始酸浓度250g/L的条件下，考察不同浸出时间对锌浸出率的影响，在不同时间下浸出的研究结果见图2。图2  时间对浸出翠的影响 试验结果表明，随着浸出时间的增加，锌浸出率随之提高。在浸出3小时时浸出率达到73.3%，继续增加浸出时间，锌的浸出率增长不是很明显，由于增大浸出时间工业成本也会大幅增加，因此浸出时间确定为3小时。 （三）液－固比对浸出率的影响 在浸出温度为90℃，硫酸浓度为250g/L，浸出时间为3小时，考察不同液－固比对锌浸出率的影响，试验结果如图3所示。图3  液－固比对浸出率的影响 试验结果表明，随着液－固比的增加，锌浸出率随之增加，在液－固比为4:1时，锌的浸出率达到74.2%，继续加大液－固比，锌浸出率增加不明显，但这样会消耗大量的硫酸，使浸出液残酸升高，不利后续工艺的处理，在经济上不合理。所以选择液－固比为4:1。 （四）始酸浓度对浸出率的影响 在液－固比为4:1，浸出温度90℃，浸出时间3小时，考察不同酸度对锌浸出率的研究结果见图4。图4  始酸浓度对浸出率的影响 试验结果表明，随着硫酸用量的提高，锌的浸出率有所增加，当硫酸浓度为310g/L时，锌浸出率已达75.3%，继续增加浸出始酸浓度，锌的浸出率提高不大，试验中始酸浓度选择310g/L时最佳。 （五）浮选试验 通过热酸浸出锌，使其浸出率已达到75.3%，但热酸浸出渣仍含锌4.12%，X衍射分析表明，热酸浸出渣中锌以硫化锌形态存在，这是导致热酸浸出中锌不能完全溶出的原因。为了额外回收该部分硫化锌，采用浮选方法进行处理，浮选实验采用一次粗选、一次精选的试验流程。 ——粗选药剂条件:石灰3000g/t，硫酸铜1000g/t，黄药200g/t，2#油40g/t，粗选指标:精选药剂条件为精矿品位9.7%，回收率92.4%，所以对原粗选精矿再进行精选试验。 ——对粗精矿进行一次精选，精选中加入500g/t的硅酸钠(NaSiO4)作为分散剂和抑制剂，精矿品位18.9%，回收率89.4%。 四、结语 ——某冶炼厂湿法炼锌渣中锌主要以铁酸锌、硫化锌形态存在； ——采用热酸浸出，在浸出温度95℃、始酸浓度310g/L、液－固比4:1、浸出3小时的条件下，锌浸出率为75.3%，物像分析表明，热酸浸出条件下铁酸锌已经完全溶出，但硫化锌难以溶出； ——浮选法回收热酸浸出渣的硫化锌，采用一次粗选、一次精选的浮选流程，黄药、石灰、硫酸铜、硅酸钠、2#油作为浮选药剂，可得到锌精矿品位为18.9%，硫化锌回收率为89.4%的浮选指标。 参考文献： [1]屠海令，赵国权，郭青蔚.有色金属冶金、材料、再生与环保[M].化学工业出版社，2002,66. [2]刘清，招国栋，赵由才.有色冶金废渣中有价金属回收的技术及现状[J].《有色冶金设计与研究》，200(3):22－26. [3]刘斌，王伟涛.浅谈湿法炼锌工艺的浸出渣问题 [J].《四川环境》，2007(2):105－108.

金绿宝石是一种含铍较高的重要铍矿藏，国外研讨甚少，迄今未见开发利用。     在我国，金绿宝石矿是仅次于绿基石的重要铍矿资源，湖南一金绿宝石矿不只档次高，并且储量大，是我国潜在的重要铍质料基地。该矿分为尖晶石含铍条纹岩、尖晶石含铍大理岩和电气石尖晶石含铍条纹岩等类型。其特点是金绿宝石与萤石、方解石和尖晶石细密共生，嵌布很细，选矿很难别离。在50～60年代末，我国对该矿进行了选矿和选－冶联合流程研讨工作：用阳离子捕收剂或阴离子捕收剂浮选金绿宝石；用浮选－酸浸－浮选、浮选－焙烧－浮选处理金绿宝石矿等。这一时期，苏联选矿研讨设计院也对该矿进行了重选－浮选（部分加温）实验研讨。这些研讨工作都取得了必定效果，为该资源的开发利用做出了奉献。可是这些实验或是得不出可以满意冶炼要求的产品铍精矿或是虽能处理富矿（l％BeO），取得档次达ll％Be0以上的铍精矿，但回收率极低(21％）。       针对上述情况，70年代初，我国选矿工作者从选冶结合的视点考虑，又展开了很多的实验研讨工作，取得了突破性发展。       前已述及，该矿的特点是金绿宝石与萤石、方解石、尖晶石等矿藏细密共生，嵌布很细，难于用单一选矿办法完成有用别离；可是，在铍精矿冶炼时却又常常需求增加很多的助熔剂－萤石。因此选矿工作者提出了先用浮选产出一种含有适量萤石和方解石的低档次、高回收率的铍精矿，然后再用恰当冶炼办法处理这种铍精矿的研讨方案。经过多年尽力，总算完成了用“浮选－浸出－溶剂萃取法”从金绿宝石矿石中提取的实验室实验。后经扩展实验验证，必定了该工艺的可靠性和合理性。       该工艺的首要进程是：原矿先经细磨，浮选出硫化物和部分方解石，然后在水玻璃和钠等调整剂效果下，加脂肪酸皂作捕收剂浮选金绿宝石，最终从浮铍尾矿中选出萤石。因为要求铍精矿泡沫产品中含有必定量的萤石和方解石，铍精矿的档次可恰当下降，因此铍浮选的作业回收率就大为提高了。将这种铍精矿进行焙烧－浸出－萃取，最终取得成产品。实验的原矿档次为0.4％Be0,取得的产品纯度在97％以上，选矿回收率高于80％，对原矿的选冶总回收率为60％。试料的矿藏组成及实验准则流程别离示于表和图1。    表1  试料的矿藏组成矿藏称号金绿宝石硅铍石萤石云母方解石电气石角闪石氟硼镁石硫化物含量，％2.080.0534.8220.3930.917.653.190.93    图1  金绿宝石矿选矿－浸出－溶剂萃取实验准则流程

陈述称号：  河南灵宝大湖钼矿选冶实验研讨陈述陈述格局：  word完结时刻：  2007年3 发布人：    郭常青辅导专家：  黄开国  龚美菱项目负责人：段  珠陈述页数：  前语始共49页陈述简介： 前语： 受河南省灵宝市XXX托付，西安天宙矿业科技开发有限责任公司于2006年12月至2007年3月对灵宝市阳平镇大湖钼矿进行了选冶实验研讨，意图是为有用使用该矿产资源供给开始根据。 大湖钼矿属蚀变破碎带—细脉带型钼矿床。矿石成因归于变形结构有关的后成高、中、低温热液矿化成因。矿石类型分为二云母钾长石英片（麻）岩型含铜—钼矿石及二云母石英片（麻）岩型含铜—钼矿石。首要金属矿藏为：辉钼矿、磁黄铁矿、黄铜矿、黄铁矿、方铅矿、闪锌矿、钛磁铁矿、锆石等。首要脉石矿藏有：石英、长石、黑云母、白云母、绢云母、铁白云石、绿帘石、石墨等。 原矿档次：钼0.086%，铜0.012%，铅0.047%，锌0.027%，镍0.023%，金0.34g/t，碳0.92%。辉钼矿呈微细片状，粒径0.02～0.05mm。因为原矿含石墨较高，对浮选形成严峻影响。 实验选用选冶联合工艺，原矿在磨矿细度为-200目85%条件下进行全混合浮选，取得的混合粗精矿再磨至-500目87%，经四次精选，取得的混合钼精矿，钼档次16.04%，钼收回率86.42%；铜档次1.42%，铜收回率63.61%；铅档次3.82%，铅收回率59.87%；金7.52g/t。混合钼精矿再进行浸出（即化学选矿）实验，取得制品钼酸，钼的浸出率为95.45%～96.76%；浮选加浸出，钼的总收回率为83%。伴生金属铜浸出取得电铜，铜的浸出率91.81%～93.67%，浮选加浸出，铜的总收回率为58%。浸出后的酸浸渣中含铅5.45%，含金32.55g/t。伴生金属得到有用收回。 结语： 1、大湖钼矿首要金属矿藏有辉钼矿、黄铜矿、闪锌矿、方铅矿、黄铁矿、磁黄铁矿等。首要脉石矿藏为石英、长石、黑云母、白云母、绢云母、铁白云石、绿帘石、石墨等。 2、矿石类型为二云母钾长石英片麻岩型含铜—钼矿石及二云母石英片麻岩型含铜—钼矿石。矿石蚀变现象较严峻，如绢云母化、硅化、铁白云石化等。金属矿藏嵌布粒度较细，特别是辉钼矿呈微细片状，粒径为0.02～0.05mm，磨矿细度需到达-500目80%以上才干根本解离，不只选别困难，并且形成选矿工艺复杂化。 3、矿石中伴生金属铜、铅、锌、镍等硫化物含量达不到归纳收回档次，但浮选过程中得到富集，尤其是铜、铅、铁、硫大部分被富集到浮选钼精矿中。因为金属硫化矿共生亲近，细粒包裹严峻，别离难度大，选成钼精矿含杂高，这是影响钼精矿档次不高的重要原因之一。 4、原矿含碳（首要是石墨）0.92%，是钼含量的10倍以上。因为石墨可浮性与辉钼矿很附近，在浮选中很难按捺，虽经多计划脱碳实验，但难以凑效，终究钼精矿含碳仍达19%以上，这也 是影响钼精矿档次不高的重要原因之一。 5、原矿含SiO2高达60%以上，除石英外，含很多的黑云母、白云母和绢云母，虽用很多硅酸盐按捺，终究钼精矿含SiO2仍达10%左右，对钼精矿质量也有较大影响。 6、实验选用全混合浮选，经一粗四精，粗精矿再磨开路流程，取得钼精矿中钼档次16%，钼收回率86%; 铜档次1.42%，铜收回率63.61%；铅档次3.82%，铅收回率59.87%.钼精矿含碳19.69%，TFe 19.03%，S 24.7%，SiO2 9.72%。针对钼精矿含杂高的特色,对该矿石选用选—冶联合工艺,即对钼精矿进行浸出实验计划是合理的。 7、因为浮选过程中钼精矿产率很小，而要求精选次数较多，难以进行闭路实验，有待出产过程中进一步完成。 8、浮选钼精矿选用化学办法处理，钼浸出工艺为：钼精矿→氧化焙烧→浸出→氯化堆积钼→钼酸堆积（即制品钼酸）。钼的浸出率95.45%～96.76%。浮选加浸出，钼的总收回率为83%. 9、铜浸出工艺为：碱浸渣→硫酸溶液浸出→溶液萃取→电解堆积（获电铜），铜的浸出率91.81%～93.67%。浮选加浸出，铜的总收回率为58%. 10、浮选钼精矿含金7.52%g/t，含铅3.82%，浸出过程中85%～90%的铅进入到浸渣中，浸渣含铅5.45%，含金32.55%g/t，含铜0.15%，As 0.057%，已到达含铅金精矿的等第及杂质含量的标准，可作为制品金精矿或提取金、铅的质料。11、选—冶工艺实验，技术上老练牢靠，经济上合理，可供矿山开发使用钼矿资源及归纳收回作开始根据。

报告名称：  甘肃成县金家坪锰矿选冶综合回收试验研究报告报告格式：  word完成时间：  2006年12 发布人：    郭常青指导专家：  黄开国  龚美菱项目负责人：李营生  段  珠报告页数：  前言始共54页报告简介：前言：     受甘肃省XXX委托，西安天宙矿业科技开发有限责任公司于2006年7月至12月对成县金家坪锰矿进行了选冶试验研究，旨在为该矿综合利用提供初步依据。     金家坪锰矿位于西秦岭南带与印支期近东西向褶皱带的复合部位，成矿区划属甘肃玛曲——陕西略阳地域成矿带亚尔玛——舟曲金、铜、铁、锰、磷成矿亚带。矿石自然类型以氧化锰矿石为主，属浅海相沉积型铁锰矿床。     原矿中主要金属矿物为软锰矿、硬锰矿，少量黄铁矿、褐铁矿、赭石、孔雀石等。脉石矿物主要有铁锰硅质岩、石英、方解石、长石、粘土、绢云母等。原矿含锰30.10%，TFe5.33%、铜0.32%、锌1.01%、镍0.34%、钴0.15%、金0.10g/t、银6.12g/t，其中铜、锌、镍、钴含量达到综合回收品位要求。     我公司曾于2003年11月至12月，对金家坪锰矿进行过选矿试验，其目的是回收锰矿物，并获得了较好试验指标。根据委托方要求，此次试验以锰的伴生有用矿物Cu、Zn、Ni、Co为主要回收对象。试验采用化学选矿方法为主，进行了各种条件和影响因素试验，获得了较好的综合回收效果。锰原矿焙烧后用硫酸浸出，铜、锌、镍、钴浸出率分别达到76.10％、89.85％、71.59％、79.61％；锰尾矿经过焙烧后用硫酸浸出，铜、锌、镍、钴浸出率分别达到80.87％、88.09％、77.35％、76.26％。进一步扩大试验，可以作为该锰矿选冶综合回收的工艺方案。结论：     综上所述，甘肃成县金家坪锰矿中，伴生元素铜、锌、镍、钴含量达到综合回收品位要求，采用湿式强磁选工艺可以获得40％以上的锰精矿，同时伴生元素Cu、Zn、Ni、Co 70%以上均分布在磁选尾矿，有利于进一步采用化学选矿方法回收。对于该类型锰矿，采用化学选矿法，可以获得较好的综合回收利用效果。 试验对拟定的综合回收方案Ⅰ、方案Ⅱ，进行了全面的试验和分析，获得了焙烧、浸出、提取等过程的技术指标和相应的最佳条件。试验结果表明，两个方案的技术均较为先进、可靠；方案Ⅰ与方案Ⅱ相比较，工艺流程短，投资省，生产操作简便，经济上更合理些。通过进一步扩大试验，可以作为该锰矿选冶综合回收的工艺方案。

一、国内难处理金矿资源的散布状况及特色     我国难处理金矿资源比较丰富，现已探明的黄金地质储量中，约有1000吨左右归于难处理金矿资源，约占探明储量的1/4。这类资源散布广泛，在各个产金省份中均有散布。其间，贵州，云南、四川、甘肃、青海、内蒙、广西、陕西等西部省份占有较大比重，辽宁、江西、广东、湖南等省区也有较大的储量。首要的资源矿区如：广西金牙金矿（30吨）、贵州烂泥沟矿区（52吨）、贵州紫木函矿区（26吨）、贵州丫他矿区（16吨），云南镇源冬瓜要矿区（10吨），甘肃舟曲坪定矿区（15吨），甘肃岷县鹿儿坝矿区（30吨），辽宁凤城（38吨），广东长坑矿区（25吨），安徽马山矿区（14吨）等。形成这些矿石难处理的原因是多方面的，矿石中金的赋存状况和矿藏组成是最底子的原因，依据工艺矿藏学的特色分析，国内难处理矿金矿资源大体上可分为三种首要类型。     榜首种为高砷、碳、硫类型金矿石，在此类型中，含砷3%以上，含碳1-2%，含硫5-6%，用惯例化提金工艺，金浸出率一般为20-50%，且需耗费许多的Na2CN，选用浮选工艺富集时，虽能取得较高的金精矿档次，但精矿中含砷、碳、锑等有害元素含量高，而给下一步提金工艺带来影响。    第二种为金以微细粒和显微形状包裹于脉石矿藏及有害杂质中的含矿石，在此类型中，金属硫化物含量少，约为1-2%，嵌布于脉石矿藏晶体中的微细粒金占到20-30%，选用惯例化提金，或浮选法浮集，金收回率均很低。    第三种为金与砷、硫嵌布关系密切的金矿石，其特色是砷与硫为金的首要载体矿藏，砷含量为中等，此品种型矿石选用单一化提金工艺金浸出提标较低，若运用浮选法富集，金也能够取得较高的收回率方针，但因含砷超支难以出售。    针对以上特征，处理国内的难处理金矿资源这一难题依然需从以下三方面下手：    榜首、化提金之前先进行预处理，将金矿中伴生的主体矿藏氧化分化，使被包裹的金解离露出出来，一起，也将一些搅扰化浸金的有害组分除掉；    第二、通过添加某些化学物质或试剂，以按捺或消除有害组分对化浸金进程的搅扰到达强化浸出的意图；    第三、寻觅新的高效的或无毒的浸金溶剂，替代彻底处理环境污染问题。    上述三种技能办法，都应该作为咱们往后难选冶技能研讨和开发的主攻方向，但从国内外的技能展开趋势来看，难处理金矿石的预处理技能，将会成为往后一段时期开发运用的重要方针。 二．国内难处理金矿资源的运用规状及远景    关于国内难处理金矿资源的开发运用，咱们在曩昔的十年内展开了许多的研讨作业，从“八五”期间的黄金职业科研方案到“九五”的国家科技攻关，加上厂商和矿山的各方面投入，使难处理资源得到了必定程度的开发运用。但整体局势上并不达观，真正从难处理的金矿资源中有用合理、安全环保地提取出的黄金占每年的总产值的份额并不高。从现在已在开发运用的办法上，大体可分红两类，一类是难处理金矿的资源矿山通过采纳预处理技能或强化浸金办法完结的就地产金办法，如湖南黄金洞金矿通过选用二段氧化焙烧工艺处理高砷金精矿，甘肃岷县的鹿峰金矿，选用原矿焙烧工艺处理含砷、碳、低硫的原矿，以及乌拉嘎金矿和江西金山金矿的金精矿化工艺等。这部分矿山的资源运用状况是金收回率遍及不高或许对环境发作了必定程度的污染和损坏，急需从工艺技能上底子处理问题。另一类难处理金矿资源的矿山则选用浮选或其它工艺富集的办法产出难选冶的金精矿，会集供应到冶炼厂，这种办法的资源运用率还首要取决于冶炼厂的预处理工艺的技能水平。    现在国内经同意面向全国收买含金物料进行冶炼加工的定点厂商共有34家，其间黄金冶炼厂22家，有色冶炼厂12家，这些冶炼厂商中除烟台黄金冶炼厂、莱州黄金冶炼厂和陕西中矿生物矿业工程有限职责公司冶炼厂三家已开端选用细菌化预处理工艺能够处理部分含砷金精矿外，其他的冶炼厂商大部分选用的仍是金精矿直接化工艺或焙烧––化工艺，这对国内现在的难处理金矿资源的“贫、细、杂”的多样性来说，遭到了必定的约束。    因此，现在国内难处理金矿资源的开发运用现状是：尽管难处理金矿资源所占比重较大，但开发运用程度相对较低。冶炼厂商对单一含金易处理物料的需求量大，质料商场竞争剧烈。而针对难处理金精矿的加工工艺的技能水平相对较低，产出的杂乱金精矿供应困难，因此使难处理金矿资源的开发遭到约束。这样也就形成了国内黄金工业出产的被动局势，一方面是易处理金矿资源越来越干涸；另一方面已投入许多地勘资金而探明的难处理资源得不到开发或开发运用程度低。现在较为有利的方面是许多冶炼厂商已将注意力转向含砷、含碳、微细粒包裹型难处理含金物料的开发运用上，纷繁寻求各自的途径和办法，力求打破工艺技能难点，抢先占据潜在商场。因此能够预见跟着预处理技能的工业化推广运用，难选冶物料的产值将会越来越大，难处理金矿资源开发运用的远景也将愈加宽广。 三．国外难选冶技能运用状况及展开趋势     难选冶技能的研讨与开发一向被美国、南非、澳大利亚、加拿大等国所注重。现在所运用的预处理工艺根本上是由国外开发研讨并率先后在工业中加以运用的。这些工艺开发运用，也使国外大部分己探明的难处理资源根本上都能得到经济合理、安全环保的开发运用。除极微细的碳质难浸金矿仍缺少有用的处理办法外，现在，国际黄金的总产值己有1/3左右是产自于难浸金矿。    从国外对难选冶技能的研讨道路和运用作用能够看出，难选冶技能的首要关键在于预氧化或预选除掉碳质矿藏的“劫金”性，因此所谓的难选冶技能首要便是指预处理技能。现在现已开发运用或正在研讨的预处理技能有焙烧工艺、加压氧化工艺、细菌氧化工艺、化学氧化工艺、以及氯化法和含硫试剂氧化法等，从国外预处理工艺的展开趋势和运用程度分析，焙烧氧化、加压氧化工艺和细菌氧化这三种预处理工艺将会成为未来难处理金矿的根本工艺技能。    焙烧是难处理金矿石的最陈旧而传统的预处理办法，象前期运用的多膛炉焙烧、回转窑焙烧，马弗炉焙烧，跟着技能的前进和商场的需求，近十几年来开宣布的两段欢腾焙烧和原矿循环欢腾炉焙烧给这一传统工艺的工业运用带来新的活力。近十年中，国际各地新建焙烧氧化厂十多座。较为有代表性的运用矿山如美国的Jerritt Canyon和Big Spring以及南非的New Consort 等金矿。    焙烧工艺的长处是适应性相对较强，（可处理含碳质的难浸金矿），操作费用相对较低，（当含硫80%以上时，很简单天然进行），而且当矿石中含铜时，可通过的浸成水浸工艺归纳收回铜。该工艺的缺陷是对操作参数和给料成分改变比较灵敏，简单形成过烧或欠烧，欠烧时矿石中的含硫和含砷矿藏分化不充沛，过烧时焙砂呈现部分烧使焙砂的孔隙被关闭找点粒二次包裹，然后导致金的浸出率下降。再者焙烧时会发作二氧化硫和，归纳收回晦气时，会严峻污染大气与环境。从现在来看跟着环保要求越来越严厉，与工艺相配套的烟气管理本钱将会大幅度进步。因此，该工艺将会遭到湿法预处理工艺的应战。为了更好地处理环保要求，下降能耗，添加焙烧强度、进步浸出率，焙烧工艺的技能也得到了必定的完善和展开，最近几年国外的研讨机构正在开发研讨热解––氧化焙烧法，闪速焙烧法和微波焙烧法等愈加有用的焙烧技能，尽管现在均还处于实验研讨阶段，但像微波焙烧工艺等已显现出了杰出的工业运用远景。    热压氧化法在拉美国家被认为是最有用的预处理工艺。其分为酸性热压氧化和碱性热压氧化两种。碱性热压氧化因为仅适用于碳酸盐含量高、硫化物含量低（＜20%）的难处理金矿石，因此，比较较而言酸性热压氧化工艺的运用较为广泛。    酸性热压氧化根据在高温高压下，黄铁矿、毒砂等硫化矿藏与氧发作反响，使矿藏结构发作改变的机理，通过在酸性介质中的高温、高压下的的一系列反响，使被包裹的金露出出来。到达化浸金的意图。1985年，美国麦克劳林提金厂初次运用酸性热压氧化预处理工艺以来，美国、加拿大、巴西和巴布新加坡等国家先后建立了近10座运用该工艺的提金厂，这些提金厂大多数为日处理1000吨以上的大型原矿热压氧化工艺。如美国的Gold Strike Getchell。文该工艺对难处理金精矿也是比较不效的，巴西的Sao Renton、希腊的Olypias、巴布亚新几内亚的Porgora和加拿大的Campbell金矿则是处理金精矿的代表。    热压氧化工艺的长处在于黄铁矿和毒砂的氧化产品都是可溶的，因此，不管金颗粒多么细都会被解离，因此金的收回率较高，许多难处理金精矿经加压浸出后，浸出率高达98%以上，一起该工艺能够直接处理原矿，这关于不易于浮选富集的金矿石而言愈加有用；因为选用的是湿法工艺流程，不带来烟气污染问题。缺陷是：设备的规划和质料要求很高；因为压力操作及设备的防腐问题会带来必定的安全风险；与生物氧化法比较，操作和保护水平的要求更高；再者，基建出资费用较高，因此遍及认为只要建造大规划处理厂，经济上才比较合理。有文献提出，日处理量应在1200吨以上。    最近，澳大利亚Dominion矿藏公司提出的超细磨––低温低压氧化技能（Activex），通过超细磨矿（5~15μm）进步了矿藏质表面活性，下降工艺的氧化温度和压力，使反响釜质料，防腐问题变小，因此，能够预见该工艺在打破设备的压力和防腐问题后，工业运用的远景将会变得愈加宽广。    线菌氧化技能是继热压氧化和焙烧氧化之后又一种具有强壮生命力的预处理工艺，现在运用于槽浸氧化和堆浸氧化两个方面。后者首要用于从低档次的难处理金矿中收回金。该预处理技能有BIOX法和BacTech法两种。BIOX法是南非Gencor公司，1975年开端率研讨开发的技能，从1986年首先在南非Fairview金矿建成10t/d规划的细菌氧化预处理厂以来，Gencor公司开端接连地向国外金矿转让该项技能，并从1991年起接连建成5座处理难选冶精矿的细菌氧化厂，分别是南非的Fairvew (40t/d)，巴西的Sao Bento (150t/d) 澳大利亚的Harbour Light(40t/d)和Wiltuna（157t/d），加纳的Ashanti(960t/d)，其间以加纳的Ashanti的规划现在最大，它处理的矿石是含碳质的硫化物金矿，直接化金浸出率仅5~40%，细菌氧化预处理后的化金浸出率可进步到94%以上。最近乌兹别克斯的Navoi公司也已购买了该技能，拟处理Kokpntas金矿的难处理金矿石，现在行将投产。    BacTech法是澳大利亚BacTech公司开发的技能，巴克泰克公司榜首个将嗜热菌（适合温度规划45~55℃）成功地用于出产实践，在澳大利亚的Yonanmi（尤安密）金矿成功地出产了两年以上，处理才干为120t/d。    细菌氧化艺从国外的运用实践分析具有许多的长处：与热压和焙烧工艺比较，基建出资较低，出产本钱也较低，一起出产操作的杂乱程度相对不高；砷最终生成铁化合物，比生成气体再收回运用要安全和愈加环保；细菌能够有挑选地氧化砷黄铁矿，当矿石中金首要与砷黄铁矿共生时，在砷黄铁矿和黄铁矿混合的矿藏中，只氧化砷黄铁矿就能使金解离，不需求氧化悉数硫化物。    可是，该工艺也存在必定的缺陷：氧化时刻长，矿浆浓度低，需求大容积和拌和槽，在酸性介层中完结氧化进程，因此需求防腐材料成外包材料；正常作业时，一般需求降温冷却，需求耗费额定的能量，最终还有一点晦气之处是，如果在操作中呈现一次“误操作”，细菌可能会逝世，这需求几个星期才干把细菌的生物量恢复起来。     尽管现在运用细菌氧化工艺的工厂还不多，但作为一种比较新的工艺，与其它的预处理工艺比较，已充沛显现了非常好的展开远景。除上述三种预处理工艺外，化学氧化法也曾在工业上得到过运用，曾选用闪速氯化工艺处理卡林型碳质矿石。现在，各国仍在研讨开发各种愈加有用，易于工业施行的预处理技能，如硝酸作为催化剂的硝酸催化氧化法，同步完结预处理和浸金进程的HMC工艺，硫酸、碳酸、、氯化盐介质中电化学氧化法工艺等，各种化学氧化法在实验室研讨和半工业实验研讨中均取得了杰出的作用，但需要处理许多工程化的技能问题。从国外难选冶技能的展开趋势看，研讨开发操作条件比较温文，反响速度快，工艺出资费用和出产费用适宜，环境污染小的预处理技能是首要的展开方向。 四、国内难选冶技能的现状及展开远景    国内难选冶技能的开发研讨起始于九十年代初，“八五”期间国内的科研机构针对国内接连发现的难处理金矿资源展开了许多很有见地的实验研讨作业。但大都停留在实验室所取得的效果水平上。工业上的运用简直为空白。贵州丹寨的精矿焙烧提金厂曾进行过难处理金矿资源工业化运用的测验，因为种种原因仅运行了几年。    较为体系的研讨起始于“九五”国家科技攻关。长春黄金研讨院、北京有色金属研讨院等科研院所对氧化焙烧工艺，碱性热压氧化工艺和细菌氧化工艺这三大预处理工艺凭借国家“九五”科技攻关方案进行了较为体系的研讨，并取得了阶段性效果，为我国难处理矿资源的开发运用奠定了坚实的技能根底。    北京有色金属研讨院依托湖南黄金洞金矿完结了体系的小试、中试和工业实验三个研讨阶段，该项研讨课题针对黄金洞金矿的高砷难处理金精矿，通过体系的实验研讨要点处理了两段焙烧工艺的技能条件和参数，并完结了20t/d规划两段的焙烧––化工业实验。该工艺在缺氧气下脱砷，在氧化气氛下脱硫，产出疏松多孔焙砂，在实验室条件下，化浸出率由一段焙烧前的60-70%进步到93%左右。烟气中的砷以方式得到收回，归纳收回率达99.9%，烟气中的SO2达6%~10%，契合制酸条件，选用吸收办法管理，吸收率到达90%以上。工艺实验标明，选用两段焙烧工艺处理含砷金精矿，不只进步了金的浸出率，一起归纳收回了砷、硫等伴生元素。现在，该工艺出产厂正处于调试阶段，正常出产后可为国内焙烧工艺厂供给较为全面的工业参数。    除黄金洞金矿外，现在国内选用焙烧化工艺的冶炼厂有4座，总出产才干，达1100吨/左右，但所选用的工艺皆为一段焙烧氧化提金工艺，因此，关于含砷的杂乱金矿还不能到达技能和环保要求。别的，甘肃岷县的鹿峰金矿选用原矿欢腾焙烧技能，处理含砷、锑、碳的原矿，但现在工艺的仍处于调试阶段。    就焙烧工艺在国内的运用状况来看，以氧化焙烧作尴尬处理金矿的预处理工艺，尽管现在运用并不遍及，因为有多家冶炼厂已选用了一段氧化焙烧工艺处理相对比较杂乱的含金物料，因此具有了必定的工艺技能改造的根底。国大黄金冶炼厂现在正在与南化院和北京矿冶研讨总院协作进行两段焙烧工艺的技能改造。因此，氧化焙烧预处理工艺在国内应该有较宽广的展开远景。    热压氧化工艺在国内的工业运用依然为空白，但通过“九五”科技攻关的体系化研讨，从小型实验到扩展接连性实验的许多作业中，咱们取得了许多的工艺技能研讨数据。为下一步的工业化运用，打下了根底。特别在1997年至1999年期间，长春黄金研讨院与核工业北京化工冶金研讨院协作，针对吉林浑江金矿的难处理原矿，通过选用碱性热压氧化––釜内快速化提金工艺技能，有用地氧化分化了载金硫化物，使金浸出率从直接化的低于47%进步到92%以上。而且完结了800-1000kg/d的扩展性实验。该工艺研讨，因为选用的是碱性热压工艺，氧化进程的温度和压力比较国外的酸性热压技能要低，因此，愈加适合于咱们的国情，更简单在国内推广运用。山东金翅岭金矿正在准备建造热压氧化–––化提金厂。    细菌氧化工艺尽管是比较新的工艺，但在国内却是展开最敏捷的工艺，它现在在国内的工业化运用程度和受青眯程度已远远地超过了前两种工艺，这彻底得益于各个科研院所做的许多实验研讨和探究作业，现在正在从事细菌氧化工艺研讨的科研单位不低于十家，如长春黄金研讨院、东北大学、吉林冶金研讨院和陕西中矿生物矿业工程职责有限公司等，这些研讨单位针对国内的难处理金精矿做了许多的实验研讨作业。其间，长春黄金研讨院已形成了较为完善的工艺研讨体系，从菌种的选育、培育、驯化到1kg/d、5kg/d、100kg/d的接连实验，已根本到达了扩展性工业实验的研讨规划，然后可为该工艺的工程化运用供给较为体系和具体的技能咨询与技能服务。2000年12月，他们在烟台黄金冶炼厂成功地建成了国内榜首家50t/d规划的细菌氧化–––化炭浆工艺提金演示厂，到现在现已历了8个月的出产实践，现在该工艺流程疏通，技能方针安稳，在金精矿磨至-0.038毫米占90%，氧化温度40-50℃，氧化矿浆浓度18%，氧化时刻6天的较较佳工艺条件下，金的化浸出率到达95%以上，为细菌氧化工艺在国内的工业化运用创始了杰出的局势。    在开发运用国内细菌氧化技能的一起，注重技能的引入与吸收也是完结该工艺工程化运用的重要途径，莱州黄金冶炼厂与澳大利亚和南非协作，全套引入国外先进的技能与设备，为该工艺的推广运用，供给了愈加宽广的挑选途径。    通过自主开发的研讨和引入吸收的工业化实践，为我国细菌氧化工艺的推广运用奠定了技能根底，现在，更为多的矿山和厂商已开端注重该工艺的运用，有的厂商正在筹建工艺出产厂。从现在的展开趋势看，细菌氧化工艺在往后必然将成尴尬选冶技能的干流。    从国内外难选冶技能的运用和展开趋势分析，焙烧工艺、热压工艺和细菌氧化工艺将成为二十一世纪难处理金矿资源的根本预处理工艺。原因在于这三种工艺均具有氧化分化成金硫化矿藏，损坏硫化矿藏晶体结构使被包裹的金露出出来以利于氯化提金的一起特性，一起，均以被工艺化运用实践所查验和具有较深的技能研讨根底。但每一种工艺又都有本身的特性，环境特性和经济特性，所以，咱们在挑选运用一项预处理工艺时，应依据所处理的矿石物学特性，矿区地域、环保要求、经济效益等状况进行体系地归纳分析，特别关于来料加工的冶炼厂商，因为含金矿金物料来历广泛，矿藏品种杂乱，在工艺的挑选时更还要充沛考虑质料的商场及工艺的适宜性。只要这样，我国的难选冶技能才干走向良性的展开轨迹。

汉吉兹矿床坐落乌兹别克斯坦共和国境内，距萨里阿西亚市50km。 1957年就发现这个多金属矿床。1961年开端多家科研单位对该矿石进行了可选性研讨，其间有中亚有色金属研讨所、乌拉尔选矿研讨设计院、俄罗斯中心有色金属和贵金属地质勘探科学研讨所等。研讨成果标明，该矿石归于难选多金属矿石，矿石选矿时需求细磨（磨矿细度需求到达90%－0.074mm），而且需求选用、重铬酸盐及其混合物作为抑制剂。此刻取得合格铅精矿仍是一个杂乱的使命。例如，1974年在前全苏有色金属科学研讨所实验厂所进行的半工业实验中，取得的铅中矿铅档次为42.8%，其间含有19.3%Zn。这种精矿只能作为用Кивцт工艺法处理的给料。 乌兹别克斯坦共和国政府决定在汉吉兹矿床邻近建造新选矿厂。为了拟定设计使命书，需求进行一些研讨，以取得以下原始材料：选矿工艺流程、药剂准则、选矿工艺目标和其它工艺参数等。 为了进行必需的研讨，阿尔马累克矿冶公司地质部分收集矿石样品，所收集的这些样品代表了矿床根本矿石类型的工艺特色（质量和嵌布特性）。矿样化学组成如表1所示。 表1  所研讨矿岩的化学组成项目含量 %项目含量 %项目含量 %Cu0.52Cd0.04MgO0.8Pb3.10As0.005K2O0.15Zn6.7SiO265.3Na2O0.1Fe3.2Al2O34.8Au0.3 g／tS7.5CaO0.3Ag70g／t 矿样中含有0.85%Cu、3.29%Pb和6.6%Zn，其档次与1974年查明的C1级储量的矿石档次附近。 样品中75%的铜为原生硫化铜，25%为次生硫化铜。90%以上的铅以铅矿方式存在。94%以上的锌以闪锌矿方式存在。贵金属首要以细粒嵌布在硫化矿藏中，32%存在于方铅矿中，30%存在于黄铜矿和黄铁矿中。 所研讨的矿样是激烈变安化岩化和交代作用蚀变的酸性火山石英－绿泥石－绢云母岩石，其间含有52%的石英和26%层状硅酸盐矿藏。样品中首要金属矿藏有闪锌矿（10%）、方铅矿（3.3%）、黄铜矿（1.4%）和黄铁矿（6.2%）。金属硫化矿藏粒度在广泛的范围内动摇，方铅矿和黄铜矿粒度为0～40μm到100μm，其粒度对选矿是有利的。但黄铜矿和方铅矿以乳浊状嵌布在闪锌矿中，选成难以取得所要求质量的铅精矿，并使铜丢失到锌精矿中，锌丢失到铜精矿中。 矿石选矿工艺流程包含：先进行铜－铅混合浮选取得铜铅混合精矿，再用无办法对铜铅混合精矿进行铜铅别离。将混合浮选尾矿中的闪锌矿浮选到锌精矿中。不同磨矿粒度下的实验成果标明，在磨矿粒度为75%－0.074mm时，90%以上的铜、铅和锌矿藏被别离到泡沫产品中。在这种磨矿粒度下，使用抑制剂（硫酸锌、和水玻璃）和捕收剂（丁基黄药和IMA－414－1）和起泡剂（）进行铜－铅混合浮选，取得铜铅混合浮选粗选矿，再磨至95%－0.074mm后精选两次，取得铜、铅和锌档次分别为5.5%～6.0%、35%和6%的铜铅混合精矿，其产率为7%，铜回收率为80%～81%，铅回收率为82%～84%。其间锌丢失率为7%～8%。 在pH10（CaO用量为2kg／t）用硫酸铜（200～250g／t）活化闪锌矿后用丁基黄药（24～30 g／t）从混合浮选尾矿中浮选闪锌矿,锌浮选精矿两次精选后，取得锌精矿，其锌档次为45%，回收率高于80%。 为了别离铜铅混合精矿，在实验中使用了无工艺，实验了钠、硫代硫酸钠、和抑制剂。 为了别离铜铅混合精矿，用和活性炭处理混合精矿。在药剂从矿藏表面上解离下来后，用水进行清洗。 使用不同药剂准则别离铜铅混合精矿的成果如表2所示。所例举的数据标明，在所有药剂准则下，均能成功地别离出铜精矿和铅精矿。铜精矿铜回收率为69.2%～72.7%，铅精矿回收率为74.7%～78.5%。 表2  用不同办法别离铜铅混合精矿成果No产品名称档次 %回收率 %别离条件CuPbZnCuPbZn1铜精矿20.59.86.269.85.41.6活性炭2.5kg／t，二次清洗，黄药2g／t铅精矿0.943.17.99.974.76.2H2SO4300 g／t（pH5.5～5.6）给矿5.735.07.579.780.17.8Na2SiO3500 g／t，黑药15 g／t2铜精矿26.210.12.866.94.20.6Na2S500 g／t，二次清洗，黄药2 g／t铅精矿1.340.672.014.778.56.5H2SO4400 g／t（pH5.5～5.6），Na2SO3给矿5.735.16.481.682.77.1500 g／t，Na2SiO3500 g／t，黑药15 g／t3铜精矿19.710.05.769.25.91.5Na2S500 g／t，二次清洗，黄药2 g／t铅精矿1.043.57.910.377.46.2H2SO4300 g／t（pH5.5～5.6），Fe2SO4给矿5.535.27.379.583.37.7300 g／t，Na2SiO3500 g／t，黑药15 g／t4铜精矿17.010.63.472.77.41.1Na2S500 g／t，二次清洗，黄药2 g／t铅精矿0.943.27.99.276.46.3H2SO4300 g／t（pH5.5～5.6），Na2Cr2O4给矿5.434.06.681.983.87.4400 g／t，Na2SiO3500 g／t，黑药15 g／t 由此可知，用由IMA－414－1捕收剂和丁基黄药、闪锌矿和黄铁矿抑制剂（）组成的药剂准则能够有效地混合铜铅精矿，由于这时能够取得锌含量低和铜与铅份额最佳的精矿。这种铜铅混合精矿适合于铜与铅很好地别离。在终究全流程实验中使用钠作为抑制剂。由于钠无毒，而且比硫代硫酸钠廉价，其报价比更廉价。此外，在使用硫代硫酸钠时，还需求一起增加硫酸亚铁，在使用时还需求增加。 在药剂最佳用量基础上，进行了闭路实验。实验流程如图1所示。实验成果（表3）标明，在铜－铅混合浮选回路中，将选择性捕收剂IMA－414－1与丁基黄药混用，并增加抑制剂，在铜铅别离浮选中在用硫酸发明的酸性介质中使用钠作为抑制剂，能够确保取得合格的精矿，铜精矿中的锌和铅杂质含量以及铅精矿中的杂质铜和铅含量均满意精矿冶金处理技术标准要求。从混合浮选尾矿中取得了高质量的锌精矿，锌的回收率大于80%。 表3  汉吉兹多金属矿石选矿成果产品名称产率 %档次回收率 %CuPbZnCuPbZn铜精矿2.017.86.95.369.94.51.6铅精矿5.30.745.38.47.477.46.9锌精矿9.150.61.160.411.13.285.1尾矿83.550.070.550.511.614.96.4原矿100.00.513.16.5100.0100.0100.0  图1  终究闭路实验流程 因故图表不清，需求者可来电免费讨取

近日，株洲冶炼集团股份有限公司命名《水洗辨杂操作法》、《镉蒸馏“六定”先进操作法》两项先进操作法。这两项先进操作法代表了近两年株冶一线职工岗位创新的成果。　　　　由全国劳模谢平根领头的创新工作室两年来对原料取样水洗实验和数据对比分析，将“样品取样、称重、筛分搓洗、计算比例、扣杂”等几个操作加以固化，并提炼了生动形象的56字顺口溜，总结归纳出“水洗辨杂操作法”，该方法丰富了原料检验手段、方法的内涵，规范了供货方的行为，将检验责任和规范传递到上游的原料收购环节及相关操作环节，起到了保护合法经营者利益，净化了市场环境的效果。“水洗辨杂”写进了株冶公司2015年度原料采购合同，在有色金属行业属首创，有较好的推广基础和应用价值。　　　　镉蒸馏“六定”操作法，通过锁定影响粗镉精馏过程中的主要因素，规范操作要领，确保产能、质量、技术经济指标等稳定，有效控制加工成本，实现高效稳定运行。　　　　据了解，株冶从1995年开始用一线职工个人或集体名称命名先进操作法，旨在发掘、推广具有独创性、先进性、科学性的一线生产操作方法，提高企业技术素质和管理水平。至今，已命名先进操作法上百项，其中公司级命名的30项。

一、卡尔多炉溶炼技能的开展     卡尔多炉是一个既可曾经后转倾又能够绕炉子中心轴线滚动的冶炼炉。因为作业时炉体置，所以又称为斜吹氧气反转转炉。因为在作业时炉子还在持续滚动，熔体中不存在死角，每一部分都处于充沛拌和之中，因此该炉型冶炼的动力学条件是其他炉型所不能比较的。     1957年，由瑞典的BO KALLING教授与该国的DOMNARVER钢厂共同开发出用于处理高磷高硫生铁和废钢的新炉型，取名为卡尔多炉。1976年第一台卡尔多设备在瑞典北部的波立登公司Romm－skar冶炼厂投入运用。开端运用这台设备处理含铅粉尘，现代用它处理铅精矿和废杂铜。波立登公司在运用卡尔多炉处理废杂铜的进程中，发现该设备是处理低档次废铜最有竞争力的，经济效益很好。该技能很快被推行到其它国家的许多具有不同出产能力的冶炼厂，处理各种物料。     卡尔多炉熔炼进程是连续操作的，具有对质料改动习惯快的特色，特别是处理杂乱铜精矿、氧化矿、各种档次的二次质料、烟灰、浸出渣、废旧金属等各种质料。低档次废杂铜来历广泛，报价低廉。实践亦证明，冶炼各种低档次废杂铜的赢利的确比处理铜精矿和高档次废杂铜都高。一同，在处理废杂铜进程中，还能得到许多贵金属，使得赢利率进一步进步。     二、处理废杂铜的工艺进程     再生铜处理工艺流程挑选的首要依据是质料档次和产品计划。对火法溶炼出产来说，以废杂铜为质料出产阳极铜依据质料档次的凹凸可选用一段法、二段法和三段法工艺流程，其次依据出产规划、配备水平、当地建造条件挑选适合的炉型及烟气处理的流程。     一段法工艺流程是将含铜档次均＞98%的紫杂铜、黄杂铜和电解残极等直接参加精粹炉内，经熔化、氧化、复原等火法精粹后浇铸成阳极板，送电解精粹得电铜。     二段法工艺流程：质料含铜档次80%以上的废杂铜先经过鼓风炉复原熔炼或许转炉吹炼，得到含铜档次93%以上的粗铜，再经精粹炉内产出阳极铜。     江铜贵冶卡尔多炉处理废杂铜的质料为含铜档次＞70%的废杂铜，其首要工艺进程可分红5个进程：加料、熔炼、出渣、吹炼、出铜。熔炼、吹炼2个阶段可在1台炉内完结，粗铜档次可到达98%。卡尔多炉处理废杂铜工艺是国外二段法处理废杂铜的一种先进技能。其反响进程通常用废杂铜质猜中的铁作为氧化物的复原剂，增加石英石溶剂。     （一）废料预处理     卡尔多炉熔炼无需许多废料预处理作业，但要避免直接向炉内参加水和油，能够包容单块最大的废料尺度为0.5m，当炉内没有未熔化的质料时也能够运用湿润的质料。     （二）熔炼     经过加料斗，废铜和石英一同直接参加炉中。因为废杂铜的密度低，因此每批次需求加数斗物料，加料完毕后，烧嘴进炉内进行熔炼。     开端熔化时，卡尔多炉先以慢速绕炉子中心轴线滚动，转速为1r/min并不断加速，终究到达5r/min左右。烧嘴先以中型火焰进行烯烧，假如质猜中有塑料等有机物，这时即开端焚烧。随后主动改动喷的氧油化，火焰变为高氧化情况，部分有机物蒸发并与空气一同焚烧，在蒸发焚烧进程中，烟气被吸入直升烟道。因为烟道内吸入了更多的空气，终究一切塑料和有机物在直升烟道内彻底焚烧。为了避免有害化合物的构成，直升烟道内的温度维持在800～900℃。炉内的金属跟着炉内温度的升高开端熔化。为了下降操作本钱，炉内温度保持在1250℃以下。待溶炼阶段（约1.5h）完结后，开端出渣。在溶炼期间，因为较深的复原性气氛，这时慵懒渣中含有＜0.5%的铜。     （三）吹炼     炉内构成的黑铜进行吹炼，经过吹炼向炉内吹入富氧压缩空气，一同炉体以15r/min的速度绕炉子中心直线旋转。在吹炼进程中，Fe和Zn首要被除掉，将黑铜转变成铜合金，进一步吹炼除掉Pb和Sn，以构成粗铜。     吹炼阶段得到的富铜渣转入下一批猜中循环处理，吹炼的意图是制作粗铜，吹炼时需求许多的冷铜作为冷料。一个炉周期的时刻约为4～6h，与质料含铜档次有关，出产规划取决于炉子的容积巨细和质料成分，悉数操作都在操控室进行。表1是处理废杂铜含铜档次为70%，出产一炉粗铜的一个典型的周期。 表1  卡尔多炉出产粗铜典型周期              min过 程时 间加 料 焚烧、烘干 熔 炼 放 渣 加冷铜 吹 炼 倒出粗铜 预留时刻 总 计30 15 75 15 5 40 30 30 240     三、处理废杂铜的首要设备     江铜贵冶卡尔多炉处理废杂铜设备首要有加料体系、卡尔多炉、集烟罩和除尘体系、环保烟罩以及其它辅佐设备。     （一）装料体系     装料提升斗内备有装料混合器，它具有称重元件。     不同的废料层叠混装在一同，需记载好每一种物料的分量，也能够运用在液压体系配备有电子称重设备的装料车进行装料作业。每一批物料是否充沛混合并不是很要害，更重要的是炉料在炉内的均匀分布以及层与层之间的均匀分布，并且含有机物的量均匀。     （二）卡尔多炉     卡尔多炉是一个衬有耐火砖的钢制容器。在电机的驱动下，能够＜20r/min的速度绕炉子中心轴线滚动。还能够进行360°的倾转，操作者可依据需求挑选适合的视点进行装料、熔炼、出铜和出渣。在正常操作条件下，炉子被滚动相对于水平方位的28°，在这个视点方位利于操作，使通入的气体介质与溶体充沛的拌和。     当炉子的耐火材料处于全新情况时，卡尔多炉的容积大约能够包容13m3的熔融物料。炉子的腔体只是只要一个开口，经过这个开口，油由此刺进，一同工艺烟气从这个开口出来。     炉用耐火材料首要选用抗渣粘结能力强的铬镁砖，耐炉渣腐蚀。耐火材料设有两层，一层是安全层，该层挨近炉体钢质料，另一层是操作内衬层。安全层的作用是当操作层的内衬发作损坏时，铜熔体不致于穿透钢外壳层，避免铜熔体损坏设备。     （三）烧嘴和吹炼     该炉设有两种，一种是熔炼期运用的烧嘴，别的一种是吹炼期运用的吹炼，经过运动在支撑梁上的液压马达，本体能够移出和移入。为了避免事端停电，液压体系配有氮气蓄能器，在停电时，能够向液压动力体系供给满意的动力，然后体撤出炉腔。本体设有冷却水进行冷却，因此能够随受炉内的高温辐射。一旦有冷却水走漏，配备的安全体系能够将泵中止，避免冷却水体系的进一步走漏。     烧嘴油配备有高效率的喷嘴，能够使油与氧气在简直挨近抱负的情况下焚烧，最大的油流量为30L/min。     （四）直升水冷烟道     配备有冷却水体系的直升水冷烟道用于搜集工艺烟气，在烟道的顶部，有一个带盖子的事端紧迫烟气出口。直升水冷烟道除了有冷却水体系以外，还衬有耐火材料保护层。     （五）冷却水体系     冷却水体系由两个体系组成，一个是开路用的（非密闭的）冷却水体系，该体系用于冷却卡尔多炉的直升水冷烟道；另一个体系为密闭体系，用于冷却烧嘴和吹炼。由直升水冷烟道和油等带来的热量经过热交换器与外部循环水体系冷却。     （六）喷雾冷却器     直升水冷烟道出口烟气温度大约为500～800℃，温度的凹凸首要取决于废铜中油和塑料等有机物的含量。烟气在进入布袋收尘器之前先经过喷雾冷却器冷却。冷却的原理是，经过运用压缩空气将水在特殊的喷嘴处进行雾化，然后对烟气进行冷却。不论烟气的流量和温度怎么发作改变，计算机体系将对温度完结调理操控，然后确保冷却水塔一直处于枯燥情况。喷雾冷却器出口的烟气温度大约为200～250℃，烟尘经过1台刮板运输机或1台螺旋给料机送入烟灰罐中。     （七）环保烟罩     整个卡尔多炉都用环保烟罩罩住。冶炼进程发生的粉尘都被风机抽出烟罩送到布袋收尘器除尘净化后排入烟囱。     （八）烟气收尘     从炉用环保烟罩来的环集烟气与卡尔多炉出来的工艺烟气混合后，使得烟气的温度会降至150℃进入布袋收尘器，而搜集的烟尘能够作为含锌物料供应。     假如因为某种毛病，导致烟气温度高于某一极限值，就能够将空气温度操控缓冲风门翻开，答应适量天然空气的吸入，以确保布袋收尘器不被烧坏。     四、处理废杂铜的首要质料     卡尔多炉既可处理高档次废杂铜，又可处理低档次废杂铜。表2为江铜贵冶卡尔多炉废杂铜冶炼的质料要求。 表2  卡尔多炉质料                 %项 目CuFeZnSnS其 它废杂铜质料 废电机 冷 料70 20 ＞901 80  10    3    0.5    8.5         五、技能指标     （一）江铜贵冶废杂铜冶炼规划：年产5万t粗铜；     （二）卡尔多炉作业容积：13m3；     （三）废杂铜冶炼原材料耗费见表3。 表3  废杂铜冶炼原材料耗费项 目数 量单 位备 注冷却循环水量 水耗费量 装机总容量 电 耗 O2耗费量 外表压缩空气量 吹炼压缩空气量 重 油 柴 油 SiO2 石灰石 耐火砖188 14 1093 5×106 5～7×106 50 12000 2900 20 8000 3000 300m3/h m3/h kW kWh/a Nm3/a Nm3/a Nm3/a Nm3/a t/a t/a t/a t/a温差T＜5℃ 均匀耗费＜3m3/h                         六、卡尔多炉处理废杂铜的优缺陷     卡尔多炉冶炼作为一种强化溶炼办法有其独到之处：①因为运用工业纯氧以及运用氧油，因此炉内的温度简略调理，并且规模大；②具有杰出的传热和传质动力学，有利于加速物料的熔化和气－固－液各相间反响速率；③凭借油氧简略操控熔炼进程中炉气的氧势。依据不同熔炼阶段的需求，能够有不同的氧势或复原势；④因为炉子的烟气量少、炉体容积紧凑，因此散热量少，热效率高，在运用纯氧吹炼的条件下，热效率可达60%或更高。     卡尔多炉型适合处理含杂质高的杂乱质料，进程简略，对用于处理废杂铜更是有许多长处：①熔炼、复原和吹炼可在同一个溶炼炉内完结，无需外加熔炼炉；②既可处理高档次废杂铜，又可处理低档次废杂铜，而处理低档次废杂铜经济效益更好；③能够一次产出可弃渣，一般渣含铜＜0.5%；④炉子结构紧凑，设备简略，能彻底密闭，因此可避免排放物溢散。操作环境杰出，对外无污染，可满意比较严厉的环境要求；⑤出产灵敏，适于处理各种物料，并可在不同金属间转化，不用对设备作任何改造。    其缺陷是间歇作业，操作频频，烟气量和烟气成分呈周期性改动，炉子寿数较短，造价较高。

大湖金矿选冶厂在原有200t/d全泥化－炭浆系列和100t/a浮选系列基础上进行扩建，扩建工程首要处理644m中段以下深部矿体的原生矿石。怎么挑选技能牢靠，经济合理的工艺流程是扩建工程的要害。其时存在两种定见：一种定见以为要选用全泥化工艺流程，首要理由是原选冶厂全泥化系列目标显着高于浮选，且浮选作业不安稳，收回率时高时低，选用全泥化比较保险，另一种定见以为要选用浮选－精矿化工艺流程，其首要理由是浮选－精矿化流程出资省，实验目标与全泥化流程挨近，且运营成本低，归纳效益好。     一、原矿性质     大湖金矿归于中、低温热液充填型金矿床。依据氧化作用与氧化带的特征，矿床划分为氧化带和原生带。氧化带首要散布在644m标高以上，其金属仅占全区金属量的18.57%，原生带散布在644m下，但部分地段出现以混合矿为主。矿石工业类型可划分为：中等硫化物－金矿石和贫硫化物含金石英脉氧化和半氧化矿石。     （一）原生矿石性质     1、矿藏组成及矿石结构、结构组成矿石的金属矿藏占矿藏总量的8.46%。首要为黄铁矿(占金属矿藏相对含量的87.35%)，次为天然金、黄铜矿、方铅矿等，但含量很低，金矿藏为单一天然金。脉石矿藏占矿藏总量的91.54%，以石英为主，其次为徽斜长石、斜长石、方解石等。矿石结构有自形－半自形晶粒结构、它形晶粒结构、碎裂结构、容纳结构、浸蚀结构、告知穿孔结构等。矿石结构以浸染状结构为主，细脉状、条带状、块状结构次之。     2、金的赋存情况及粒度特性     矿石中可见金及次显微各占一半，游离金占总金量的47.66%，赋存于黄铁矿中的金占50.98%，赋存于脉石中的金占1.36%。次显微金的富集矿藏为黄铁矿，金在其间呈不均匀散布。天然金与黄铁矿亲近共生、其次为石英及黄铜矿。金在黄铁矿、石英中首要以包裹金存在，在黄铜矿中以包裹金和裂隙金方式存在。     天然金在矿石中呈包裹金、裂隙金、粒间金3种方式嵌布，以包裹金为主。据镜下分析成果：包裹金占61.01%，裂隙金占27.43%、粒间金占11.55%，金的粒度规模为0.2～0.005 mm，其间粗粒金(O.295～0.074mm)占14.76%，中粒金(0.074～0.037mm)占27.20%，细粒金(0.037～0.O1mm)及微粒金(     3、首要载金矿藏的特征、粒度     黄铁矿是矿石中含量高、散布很遍及的金属硫化物，一般粒度＞0.1mm为主。黄铁矿具多期成矿阶段性，前期黄铁矿结晶多以自形－半自形立方体产出，颗粒较为粗大，一般＞0.5 mm。中期或晚期黄铁矿自形程度多以半自形立方体或五角十二面体为主，粒度一般＞0.1mm。黄铁矿与金矿藏的关系亲近，有70%～75%的金矿藏与黄铁矿相关，可见黄铁矿是原生矿石中首要载金矿藏。     因矿石中金属硫化物含量高，粒度大，与金的关系亲近，故有利于用浮选法收回金。     （二）氧化矿石性质     氧化矿石中首要金属矿藏为赤铁矿、褐铁矿、黄铁矿、次为黄铜矿、毒砂等。脉石矿藏以石英为主。金以天然金为主，其嵌布粒度较细，均＜O.074mm。嵌布形状以角粒状、麦粒状、针线状为主，浑圆状、长角粒状为次，少数为尖角粒状、板片状。     二、选厂扩建前出产情况简述     （一）太湖金矿1988年建成100t/d采选工程，处理罗山矿区的氧化矿石，选用全泥化－炭浆提金工艺。随后扩建100t/d浮选系列，处理混合矿石，浮选精矿送全泥化系列处理。选取两系列1993年7、8月出产目标列于表1，浮选收回率有时仅有70%。 表1  原选冶厂出产目标目标称号单位1993年7月1993年8月浮选系列浮选给矿档次 浮选金精矿档次 浮选尾矿档次 浮选收回率 精矿产率Au(g/t) Au(g/t) Au(g/t) % %4.64 24.3 0.724 86.99 16.614.54 26.58 0.754 85.85 14.66炭浆系列原矿档次 尾渣档次 浸出率 吸附率Au(g/t) Au(g/t) % %5.07+25.66 0.46 90.93 98.486.11+30.8 0.56 90.83 99.28     注:炭浆系列原矿档次25.66%和30.8%为参加的浮选精矿。     （二）原选冶厂出产浮选收回率时高时低的原因分析。     a.原浮选系列处理矿石首要为644m中段以上氧化带矿石，少数为深部探矿附产原生矿石，其自身氧化程度纷歧。加上出产中运送、分矿设备不尽完善，炭浆系列氧化矿石与浮选系列原生矿石稠浊现象严峻，使浮选系列处理矿石中含有适当部分的氧化矿。难选的氧化矿对浮选收回率发生晦气影响。     b.原有浮选系列设备简陋，药剂准则不尽合理.使浮选收回率偏低。     c.原有出产中原矿经混后入浮选，使矿浆浓度低，浮选时刻短，晦气于浮选收回率的进步。     （三）1994年完结技能改造，全泥化系列才能由100t/d增大到200t/d，浮选收回率也进步到93%。     三、选冶实验成果     长春黄金研究所洛阳分所对取自610～640m中段的30个原生矿样进行了选冶实验，共做了“混－浮选”、“浮选－精矿化”、“全泥化”等多种方案比照实验，其成果如下。     （一）混－浮选     原矿档次       4.59g/t     磨矿细度       65%≤0.O7mm     混收回率     28.76%     浮选收回率     63.82%     金总收回率     92.58%     （二）浮选－精矿化     原矿档次       4.59g/t     磨矿细度       65%≤0.O7mm     浮选收回率     94.39     金精矿档次     30.5g/t     浸出磨矿细度   95%≤O.O7mm     浸出浓度       4O%     浸出时刻       30h     浸渣档次       1.0g/t     金浸出率       96.72     金总收回率     90.74%～9O.97%     （三）全泥化     原矿档次       4.59g/t     磨矿细度       95%≤0.07mm     浸出浓度       33%～4O%     浸出时翔       24h     浸渣档次       0.4g/t     金浸出率       91.28%     金总收回率     90.52%～90.65%     实验终究引荐选用“浮选－精矿化”流程。     四、选冶规划工艺流程方案比较     从比照实验成果能够看出，3种实验流程均可获得较好的选别作用。但依据国家环保方针，不允许新上混工艺，故规划不予选用“混－浮选”流程。“浮选－精矿化”和“全泥化”两种流程选别目标根本附近，各具特色，扩建200t/d出产才能。使全厂出产才能到达500t/a，其规划的技能经济目标比照见表2、3。 表2  浮选－金精矿化与全泥化工艺流程比较（一）原矿档次(Au g/t)年前黄金总量(kg)总收回率(%)前5年6年今后前5年6年今后浮选-化Ⅰ5.485.11450.29419.8983.0金银化Ⅱ5.485.11470.91439.1186.8Ⅱ-Ⅰ+20.62+19.22+3.8 表3  浮选－金精矿化与全泥化工艺流程比较（二）出资(万元)运营费用(万元/年)供应收入(万元/年)电耗前5年6年今后万kW·h/年浮选-化Ⅰ460.66627.24340.84047.7393.0金银化Ⅱ679.74811.84539.64233.0536.0Ⅱ-Ⅰ+219.08+184.6-198.8+185.3+143.0         从表2可知，与浮选－精矿化流程比较，全泥化流程金的总收回率高3.8%。这首要是考虑原矿中粗粒金(＞0.074mm)较多，占14.7%。粗粒金对浮选有必定的晦气影响。当金粒＞O.2mm时，浮选法就很难收回；另浮选操作相对要求较严厉。规划考虑现场出产情况，为保证投产后的出产目标到达规划目标。获得规划预期的经济作用，特将浮选－精矿化流程的规划目标予以较大起伏调整来进行方案比较。全泥化年多产制品金l9.22～20.62kg，添加产量185.3～198.8万元。但其选冶厂直接基建出资多219.08万元。出产运营费用每年多184.6万元。首要原因是全泥化磨矿费用高，药剂费用多，污水处理出资费用大，辅佐工程出资及运营费用添加。     五、浮选－精矿化流程对矿山后期出产的适应性     大湖金矿深部矿体金矿石，在小秦岭区域含金矿床中属低档次含金矿石。据地质材料，深部矿体从上至下含金档次还将逐渐下降。依照规划挖掘次序先富后贫的采掘方案，估计扩建选冶厂出产初期处理原矿档次5～6g/t，出产后期处理原矿档次仅3～4g/t。当处理原矿台金档次下降时，全泥化流程出产运营费高的缺陷将会愈加杰出，而浮选－精矿化流程因为入浸浮选精矿量削减，将使出产运营费用进一步下降。目此，浮选－精矿化流程对矿山后期出产适应性更强。     六、结语     归纳上述分析及比照成果可知，浮选－精矿化流程较全泥化流程具有出资省，运营费用低、操作安稳、对后期深部原生矿适应性强的长处，故大湖金矿扩建工程规划终究选用了这一归纳效益较好的流程。     工程于1996年末建成投产，浮选收回率为92%～95%，金的总收回率到达90%，超越规划目标。出产证明规划选用浮选－精矿化流程是正确.