低品位氧化锌粉矿制粒及碱性浸出

冯林永,杨显万,沈庆峰,金炳届,徐明丽

(昆明理工大学材料与冶金工程学院,云南昆明650093)

摘要:小于2mm 的氧化锌矿(含锌5117%)与5%的水泥混合,制粒并固化,所得颗粒直径5～8mm 。固化3天、10天、45天的颗粒用碱性溶液浸出,最大浸出率分别为9212%、8713%、7219%。减少固化时间能够缩短反应时间、增加颗粒中锌的溶解以及减少浸出剂中初始锌浓度的影响。实验表明颗粒最少需固化3天。动力学研究表明浸出过程受浸出剂通过脉石层的扩散控制,表观速率常数分别为3151×

10-2d -1、8109×10-3d -1和4174×10-3d -1。

关键词:制粒;氨浸;低品位粉矿;氧化锌矿;柱浸

中图分类号:TF813 文献标识码:A 文章编号:1007-7545(2008)03-0012-03

Pelletizing and Alkaline Leaching of Low G rade Powdery Ores of Zinc Oxide

FEN G Lin 2yo ng ,YAN G Xian 2wan ,SH EN Qing 2feng ,J IN Bing 2jie ,XU Ming 2li

(Kunming University of Science and Technology ,Kunming 650093,China )

Abstract :Low grade powdery zinc oxide ores (5117%Zn ,<2mm )are mixed wit h 5%cement ,t hen pel 2letized and solidified 1The diameters of t he pellet s obtained are 5～8mm 1When t he pellet solidification pe 2riods are 3days ,10days and 45days respectively ,t he alkaline leaching rates of zinc in t he pellet s are up to 9212%,8713%and 7219%respectively 1Decreasing t he solidification time can reduce reaction time ,in 2crease dissolution of zinc in pellet s and lower t he effect of initial zinc concent ration on leaching rate 1The result s show t hat t he minimum solidification time is t hree days ,and t he kinetic st udy indicates t hat alka 2line leaching of t he low grade zinc oxide pellet s is controlled by t he diff usion of t he leach liquor t hrough t he gangue layer in t he whole leach process ,and t he apparent rate constant s are 3151×10-2d -1,8109×10-3d -1,4174×10-3d -1respectively 1

K eyw ords :Pelletizing ;Ammonia leaching ;Low grade powdery ores ;Zinc oxide ores ;Column reactor

作者简介:冯林永(1980-),男,博士生,湖北仙桃人.

氧化锌矿是一种重要的锌矿物资源,是锌的次

生矿物,该矿结构复杂、易碎、泥量大,我国许多地区有数量不等的储量,产地不同矿物含量和性质有很大变化,用常规选冶技术难以处理。为经济合理利用该资源,国内外曾展开了广泛的探索研究。林祚彦等用硫酸浸出了高硅氧化锌矿,锌浸出率>97%,并引入微波场改进了矿浆的过虑性能[1-2];李国民研究了高硅氧化锌矿浸出脱硅工艺,取得了酸碱消耗减半,锌浸出率96%的指标[3];针对酸浸脱硅困难、渣量大、酸耗高,近些年不少单位对氧化锌的碱

浸进行了研究[4-11];杨大锦等对含锌11149%的低

品位氧化锌矿以自然粒度筑堆堆浸,在堆浸过程中,由于泥化阻塞溶液流通的通路,溶液在矿石中渗透速度不大,如果连续喷淋,溶液不能完全渗透,若采用微小液滴进行连续喷淋,又会增大溶液的自然蒸发量,造成水消耗高[12]。为解决工业堆浸过程中细粒氧化锌粉矿对浸出剂渗透性的影响,本文分离出低品位氧化锌矿中的粉矿,对其制粒、固化,所得颗粒进行了碱性柱浸,考察了固化时间、浸出剂浓度、p H 以及浸出剂中初始锌浓度对颗粒中锌浸出率的

影响,为工业上经济利用该资源提供了技术支持。1　实验原料与方法

高钙镁低品位氧化锌矿来自云南兰坪。化学成份(%):Zn916、Fe815、CaO2513、MgO111、SiO2 1511、Al2O3017、Cu0102。XRD分析表明ZnCO3、CaCO3和SiO2是矿物的主要成分,还含有少量的锌铁矿(Zn,Fe,Mn)(Fe,Mn)2O4和微量的铁闪锌矿(nZnS?mFeS)。锌在矿物中主要以菱锌矿(8517%)存在,其次是硅锌矿(1216%)。

实验所用原料是从上述原矿中分离出的-2 mm粉矿,含锌5117%。将其与5%水泥混合、制粒、在空气中固化,得到粒径为5～8mm颗粒。

浸出剂为硫酸铵溶液,用氨水调节其p H。共进行9组实验,各实验液固比均为4∶1,其它实验参数列于表1中。所用(N H4)2SO4和氨水为分析纯试剂。

柱浸实验在图1所示的装置中进行。高位瓶中的浸出剂以95L/(m2?h)的流速通过颗粒层后收集在底部集液瓶。分析浸出液中锌浓度时每次取样10mL,由取样造成的液固比变化基本上可以忽略。

表1　实验参数

T able1　P arameters of test

实验编号固化时间

/天

(N H4)2SO4

/(mol?L-1)

p H

浸出剂初始含锌

浓度/(g?L-1)

No11452109104113

No12452109102159

No13102109102159

No1410210910210

No151********

No16101159100

No17101109100

No181********

No1932109102159

2　结果与讨论

211　硫酸铵浓度和pH的影响

图2是用不同浓度和p H的硫酸铵溶液浸出时锌的浸出率曲线。从图2可以看出当硫酸铵溶液p H在910、浓度从210mol/L降到110mol/L时,锌浸出率从85103%迅速下降到了2112%。如果浸出剂中不加入氨水,硫酸铵溶液p H将在615左右,此时锌浸出率达2112%就不再上升。图中曲线1～4对应锌的最大浓度分别为218g/L、513g/L、917 g/L、1110g/L。可见,颗粒中锌的溶解度随硫酸铵浓度和p H增加而增大

。

图1　浸出过程示意图及玻璃柱尺寸

Fig11　The sketch map of test and the

dimension

of glass column

图2　硫酸铵浓度对浸出率影响

Fig12　The effect of(NH4)2SO4

concentration on zinc leaching rate

212　固化时间的影响

图3　固化时间对浸出率影响

Fig13　The effect of the solidif ication

time on the zinc leaching rate

在浸出剂含有相同初始锌浓度2159g/L时,固化时间对锌浸出率的影响显著(图3)。图3说明缩短固化时间可以提高锌的浸出率。但是固化时间太

短会导致颗粒强度太低在浸出时破裂太多,浸出剂通过物料层困难。实验表明颗粒最少需固化3天。213　浸出剂中初始锌浓度的影响

图4显示含不同初始锌浓度的(N H 4)2SO 4溶液分别浸出固化45天和10天颗粒的情况。从图4中可见,当固化时间很长时,随浸出剂中初始锌浓度的降低浸出率升高,即初始锌浓度为零时是最有利

于颗粒中锌的溶解。对固化10天的颗粒,浸出剂中初始含锌浓度对锌的浸出影响不大,如图5所示。

在整个浸出过程中锌浸出率的最大差值是5102%,说明减少颗粒的固化时间,可以消除浸出剂中初始锌浓度对浸出率的影响,这对浸出液浸出多批物料是很有利的

。

图4　初始锌浓度对浸出率影响

Fig 14　The effect of the Z n 2+concentration on the zinc leaching rate

214　浸出过程的速率控制

在对颗粒进行浸出时,浸出剂通过颗粒中孔隙

或裂纹扩散到矿物颗粒的表面进行反应,浸出过程

符合“反应区域模型”[13]

。浸出速率可以由以下三种情况控制:(a )化学反应控制,(b )通过脉石层的扩散控制,(c )混合控制。基于图4中的数据,本文对不同固化时间的颗粒浸出进行动力学分析。将图4中所示浸出率x 以[1-(1-x )1/3]-t 和[1-2/3x -(1-x )2/3]-t 作点图并过原点对各点进行线形拟合,所得图形列于图5～6。对比图5～6可以看出,按扩散控制拟合时直线的相关系数R4～R6均比R1～R3大且更接近1。说明浸出过程是受浸出剂在脉石层中扩散控制的。相应的浸出速率方程分别为:

1-2/3x -(1-x )2/3=3151×10-2t

1-2/3x -(1-x )2/3=8109×10-3t 1-2/3x -(1-x )2/3=4174×10-3t

3　结论

(1)成功地将含锌5117%的粉矿制粒柱浸回收

了锌。锌浸出率随硫酸铵浓度和p H 值的升高而增大。对固化3天、10天、45天的颗粒,锌浸出率分别可达9212%(10天内)、8713%(25天内)、7219%(25天内)。

(2)对固化45天的颗粒锌浸出率随初始锌浓度

图5　[1-(1-x )1/3]与时间关系Fig 15　The curve of [1-(1-x )1/3]-t

图6　[1-2/3x -(1-x )2/3]与时间关系Fig 16　The curve of [1-2/3x -(1-x )2/3]-t

的减少而上升。对固化10天的颗粒,初始锌浓度对浸出率影响不明显。减少固化时间可以缩短反应时间,增加锌的溶解,并可以消除浸出剂中初始锌浓度

对浸出率的影响。但固化时间少于3天时颗粒在浸出剂中破碎太多,浸出剂通过物料层困难。

(3)动力学研究表明浸出过程受浸出剂通过固体脉石层的扩散控制。相应浸出速率方程分别为: 1-2/3x-(1-x)2/3=3151×10-2t

1-2/3x-(1-x)2/3=8109×10-3t

1-2/3x-(1-x)2/3=4174×10-3t

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(上接第11页)

(3)阴极极化曲线分析表明电解液中加入锗,交换电流密度和传质系数将随之增加,锌电极极化被削弱,其电沉积机理也相应发生变化。

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《纳米氧化锌制备法》word版

氧化锌制备工艺2008-06-04 12:21阅读(4)评论 (0) D0208、氧化锌制备工艺(本技术资料含国家发明专利、实用新型专利、科研成果、技术文献、技术说明书、技术配方、技术关键、工艺流程等，全套价格260元) （氧化锌*制备氧化锌*制取氧化锌*生产氧化锌*开发氧化锌*研究）（氧化锌制备氧化锌制取氧化锌生产氧化锌开发氧化锌研究） 1、氨法制取氧化锌方法 2、氨浸法生产低堆积密度纳米氧化锌的方法 3、氨水·碳铵联合浸取络合制备高纯度活性氧化锌的方法 4、氨水循环络合法生产高纯度活性氧化锌的工艺 5、表面包覆金属钛或铝化合物的纳米氧化锌粉体及制备方法 6、表面改性的纳米氧化锌水分散体及其制备方法和用途

7、超声波-微波联合法从锌浮渣中制备活性氧化锌的方法 8、超微粒子氧化锌及其制造方法和使用其的化妆材料 9、超微氧化锌制取的工艺与装置 10、超细活性氧化锌的制备方法 11、超细氧化锌复合物及其制备方法 12、成核生长分步进行的液相制取超细氧化锌的方法 13、从低品位含锌物料制备纳米活性氧化锌的方法 14、从含锌烟道灰制取氧化锌的工艺 15、从菱锌矿制氧化锌技术 16、从铜--锌废催化剂中回收铜和氧化锌的方法 17、等离子法制取氧化锌工艺及设备 18、低温热分解法制备纳米氧化锌 19、低温易烧结的纳米级氧化锌粉末的制备方法 20、多功能纳米氧化锌悬浮液及其制备方法21、改进的碳酸氢铵全湿法制取高活性氧化锌

22、改性的超细氧化锌及其制备方法 23、高白色氧化锌微粒及其制造方法 24、高级氧化锌制备工艺 25、固相低温热分解合成晶态和非晶态超微氧化锌粉末的制备 26、过氧化锌的制备方法 27、回转窑冶炼生产氧化锌的工艺方法 28、活性氧化锌的生产工艺方法 29、活性氧化锌及高纯氧化锌制备工艺 30、活性氧化锌生产工艺 31、碱法生产活性氧化锌的工艺方法 32、颗粒氧化锌的生产工艺方法 33、颗粒状氧化锌生产装置 34、粒状高活性氧化锌的制造方法及其产品35、联合法矿粉直接生产高纯度氧化锌新工艺36、菱锌矿制取高纯氧化锌的方法 37、硫化锌精矿焙砂与氧化锌矿联合浸出工艺38、硫化锌矿与软锰矿同槽浸出制取氧化锌和碳酸锰的方法

内蒙古某低品位铅锌矿选矿试验研究

2012年3月内蒙古科技与经济M arch2012　第5期总第255期Inner M o ngo lia Science T echnolo gy&Economy N o.5T o tal N o.255内蒙古某低品位铅锌矿选矿试验研究X 张维佳 (内蒙古自治区冶金研究院,内蒙古呼和浩特　010010) 摘　要:以内蒙古某低品位铅锌矿为研究对象,采用一段磨矿(70%-74L m),优先浮选工艺流程,最终获得铅精矿:品位57.52%,回收率88.55%,含银2251.10g/t,银回收率54.73%;锌精矿:品位 48.41%,回收率90.52%,含银387.06g/t,银回收率19.85%。得到合格铅锌精矿,并回收了部分伴生银, 达到了提高该低品位铅锌矿综合利用率的目的。关键词:低品位;铅锌矿;铅锌分离;内蒙古;选矿试验中图分类号:P618.42∶P618.43　文献标识码:A　文章编号:1007—6921(2012)05—0053—02 我国矿产资源的特点是贫矿多,富矿少;难选矿多,易选矿少;共生矿多,单一矿少,有色金属矿的85%以上是综合矿。为提高低品位矿石的综合利用率,内蒙古自治区冶金院受某公司的委托,对内蒙古某矿区低品位铅锌矿进行了选矿试验研究,为进一步开发利用该矿石提供理论依据[1～2]。 1　原矿性质对原矿进行化学分析,结果如表1所示,原矿含铅0.76%、锌1.69%、伴生银48.12g/t。其中硫化铅在铅矿物中的分布率为90.79%,硫化锌矿物在锌矿物中的分布率为91.12%。主要有用元素为铅、锌,其中伴生有益元素为银。铅物相及锌物相分析结果见表2、表3。表1原矿化学多元素分析结果元素名称Cu P b Zn S M g O 含量%0.040.76 1.69 5.580.69 元素名称SiO2A l2O3As CaO Ag(g/t) 含量%56.018.840.18 2.4548.12 表2铅物相分析结果矿物硫酸铅碳酸铅硫化铅磷氯(砷钒)铅其他铅总计含量/%0.030.0130.690.0120.0150.76 分布率/% 3.95 1.7190.79 1.58 1.97100.00 表3锌物相分析结果矿物硫化锌氧化锌硫酸锌其他锌总计含量/% 1.540.0580.0020.09 1.69 分布率/%91.12 3.430.12 5.33100.00 该矿石以浸染状构造、脉状构造为主。闪锌矿、黄铜矿呈细粒状分布在矿石中,方铅矿、黄铜矿、及少量毒砂呈不规则脉状分布。主要有用矿物为方铅矿、闪锌矿。矿石中方铅矿粒度在0.05m m～3.4m m 之间,晶粒多数为他形粒状,主要嵌布在早期脉石矿物空隙处,部分被晚期脉石矿物熔蚀交代。闪锌矿粒度在0.01m m～5.3mm之间,晶粒多为他形粒状嵌布于早期脉石矿物间,被晚期脉石交代,沿脉石间隙和裂隙充填,交代脉石现象明显,少数熔蚀黄铜矿,局部被方铅矿熔蚀交代。 2　选矿试验在经过探索性预先试验的基础上,为了能够最大限度地回收铅、锌及银,确定采用优先浮选铅、铅浮选尾矿浮选锌的优先浮选工艺流程,并进行了系统的条件试验[3]。 2.1　磨矿细度试验原矿中铅矿物以硫化物为主,为最大限度回收铅,选用石灰作为矿浆pH值调整剂,硫酸锌和亚硫酸钠用来抑制锌矿物、铅捕收剂选用乙硫氮。磨矿细度试验结果见图1 。图1　铅粗选磨矿细度对浮选指标的影响由试验结果可看出,当磨矿细度为93%时,铅回收率及品位比磨矿细度为70%时指标稍高,但由于该矿石为低品位铅锌矿,考虑到运行成本,选择磨矿细度70%,此时铅粗选品位及回收率可达到较好值。 ? 53 ? X收稿日期:2012-01-18

氧化锌矿浮选药剂制度

氧化锌矿浮选药剂制度Post By：2008-4-6 0:00:29 【摘要】：菱锌矿ZnSO3，含Zn52%，可用高级黄药或脂肪酸捕收。工业生产中常用硫化钠硫化，然后用黄药或胺盐捕收…… 1．氧化锌矿物菱锌矿ZnSO3，含Zn52%，可用高级黄药或脂肪酸捕收。工业生产中常用硫化钠硫化，然后用黄药或胺盐捕收。异极矿2Zn·SiO2·H2O，含Zn54%，硫化后用黄药浮选，或用胺盐浮选，加硫酸铜有活化作用。硫化的适宜PH为6.9～9.2，加温对异极矿的浮选又促进作用。 2.氧化锌矿的浮选方法硫化后用黄药或胺浮选是目前使用的主要方法。（1）加温硫化后黄药浮选法。此法首先将矿石脱泥。然后将矿浆加温到50～60℃,并用硫化钠硫化，再用高级黄药及黑药进行浮选。如果在室温下进行硫化，则硫化膜不牢固，浮选效果差。低温硫化时，易于形成胶状沉淀物，反之，硫化温度愈高，所形成的硫化膜也愈牢固，矿浆中所形成的沉淀物也愈少，硫化速度也愈快。硫化钠在矿浆中的浓度，也是硫化时很重要的工艺因素。矿浆中的矿泥，氧化铁、氧化锰会消耗硫化钠，并降低精矿质量，因此应预先脱除。（2）先硫化后胺浮选法。此法适用于浮选锌的碳酸盐、硅酸盐及其他含锌的氧化矿物。胺类捕收剂的优点是，在碱性介质中，对石英、碱土金属碳酸盐没有显著的捕收作用。在使用胺类做捕收剂时，剩余的硫化钠不仅不起抑制作用，反而对氧化锌矿物其活化作用。伯胺对氧化锌捕收能力很强，特别是含12～1 8个碳原子的伯胺，尤为显著，而仲胺，叔胺的捕收能力却很弱。

氧化锌浮选用药量随矿石种类而不同，但大体可用下列药量：浮氧化锌矿：硫化钠6～12kg/t 伯胺100～60g/t 浮混合锌矿：硫化钠1～3kg/t 伯胺50～100g/t 用此法，一般精矿品位可达40%～45%，回收率可达50%～90%。支持(1) 中立(0) 反对(0) 单帖管理举报帖子

氧化铜矿的几种选矿方法

氧化铜矿石的选矿方法总结常见的主要氧化铜矿物有：孔雀石CuCO3·Cu（OH）2，含Cu57.5%，其可浮性较好，可用脂肪酸或羟酸钠直接浮选，也可用硫化钠硫化后用高级黄药浮选。硫化时，加硫酸铵有促进其硫化的作用。蓝铜矿2CuCO3·Cu（OH）2，含Cu69.2%，其可浮性与孔雀石相近，只是硫化浮选时，硫化时间较长。赤铜矿Cu2O，含Cu88.8%，可浮性与孔雀石相近。硅孔雀石CuSiO3·2H2O，含Cu36.2%，其表面亲水性较强，也不容易被硫化钠等硫化剂所硫化。PH=4时，加硫化氢、硫化钠及硫酸铵，可以部分将其硫化，然后用高级黄药浮选。硅孔雀石能用脂肪酸捕收，但浮选性质与脉石相似，难于分选。近年来用羟肟酸及其他一些特殊的捕收剂，收到一些效果。斜硅铜矿：一般呈蓝色或天蓝色，与黑铜矿、孔雀石、褐铁矿、石英等矿物共生。磷铜矿：与孔雀石、硅孔雀石、褐铁矿和脉石等矿物关系密切，常分布在石英、白云石和褐铁矿的裂隙或表面，有时包裹褐铁矿以及脉石矿物。水胆矾：Cu4SO4(OH)6 颜色为翠绿色、黑绿色甚至为全黑；灰绿色条痕；具有玻璃至珍珠光泽；硬度3.5～4，比重3.5～4；断口贝壳状到参差状，有一个方向的良好解理；属于易脆矿物，。不与盐酸酸作用。常见的氧化铜选矿方法：一、浮选法 1．硫化浮选法这是处理孔雀石和兰铜矿这类氧化铜矿石的一种最简单，最普遍的方法。硅孔雀石和赤铜矿的硫化比较困难，因此当矿石中氧化铜矿物主要为孔雀石和兰铜矿时，可采用硫化浮选法。硫化时硫化钠用量可达1～2kg/t。由于硫化生成的薄膜不稳固，经强烈搅拌容易脱落，而且硫化钠本身易于氧化，所以在使用硫化钠时应分批加入。另外，孔雀石和兰铜矿的硫化速度较快，故在实践中进行硫化时常不需要预先

氧化锌综述

活性氧化锌的制备摘要：本综述主要介绍了活性氧化锌的发展现状，以及酸法和碱法制备活性氧化锌的方法和其发展方向。目前活性氧化锌的应用非常广阔，活性氧化锌是橡胶、搪瓷、电缆、医药及化工工业的重要原料。纳米Zn0是一种新型高功能精细无机产品，与普通ZnO相比，因其特有的表面效应、体积效应、量子效应和介电限域效应等，在防晒化妆品、催化剂和光催化剂、电化学等多领域已经开始应用。关键词：氧化锌制备正文氧化锌（ZnO），俗称锌白，是锌的一种氧化物。难溶于水，可溶于酸和强碱。活性氧化锌是橡胶、油漆、搪瓷、电缆、医药及化学工业的重要原料。易于分散在橡胶和乳胶中，是天然橡胶和合成橡胶的优良补强剂及活化剂。胶料中加入活性氧化锌可有效地改善橡胶中频的耐磨性、耐撕裂性和弹性，是橡胶产品中不可取代的基本原料。[1]随着我国工业的发展，氧化锌的需求量将会日益增加。纳米微粒是颗粒尺寸为纳米量级的超细微粒，其本身具有量子尺寸效应、表面效应和宏观量子隧道效应等，因而展现出许多特有的性质和功能。随着对纳米粉体性能研究的深入，纳米粉体的制备方法应运而生，概括起来可分为物理法和化学法，化学法主要有溶胶-凝胶法、微乳法、化学沉淀法、醇解法等将重点对活性氧化锌的制备工艺，是以锌焙砂为原料，以硫酸浸取法和氨一碳酸浸取法制各活性氧化锌。[2] 一、活性氧化锌的现状纳米氧化锌是一种应用前景广阔的新型功能材料。目前，纳米氧化锌的常用制备方法主要有溶胶-凝胶法、直接沉淀法、微乳液法和水热法等.目前，国内外多以火法选冶低级氧化锌或闪锌矿锌焙砂为原料，采用酸解浸取工艺或氨-碳酸铵浸取工艺生产活性氧化锌。[3]其中，我国生产活性氧化性的传统方法是酸浸法，这种方法是以低品级的氧化锌或锌矿砂为原料与稀硫酸反应，得到粗氧化锌，再经过氧化、还原除去杂质后，制得精硫酸锌溶液，经中和反应后得碱式碳酸锌，再经过滤、干燥、焙烧制得活性氧化锌。[4] 氨一碳酸氢铵混合溶液浸取法是使矿石中的锌化合物与氨一碳酸氢铵混合溶液络合反应形成高纯度的锌氨络合离子。经一系列除杂后得到较纯的锌盐溶液。再加纯碱或碳酸氢铵中和得到碱式碳酸锌，经洗涤、脱水、干燥、煅烧即可制得活性氧化锌。此种方法的锌列用率高达95％以上。由于氨浸法具有很强的选择性，引入的杂质离子较少，除杂过程较上述酸浸法简单，且氨浸法锌的利用率较高，浸取剂可回收循环使用，所良目前大多数都采用氨浸法生产活性氧化锌。[5] 二、活性氧化锌的制备

低品位氧化铅锌矿的烟化法富集工艺_梁杰

低品位氧化铅锌矿的烟化法富集工艺梁杰1,2,王华1 (11昆明理工大学,昆明 650093;21贵州大学,贵阳 550003) 摘要:介绍烟化法处理低品位氧化铅锌矿的富集工艺、主要设备及技术经济指标,并对冶炼过程进行简要分析。关键词:烟化炉;鼓风炉;铅锌矿;锗;富集中图分类号:T F843 文献标识码:A 文章编号:1007-7545(2005)04-0005-03 The Enrichment of Low -grade Lead -zinc Oxide O re with Fuming Process LIANG Jie 1,2 ,WANG H ua 1 (11Kunm i ng University of S ci 1and Tech 1,Kunming 650093,China;21Guizhou University,Guiyang 550003,China) Abstract:The enrichment of low -grade lead -zinc ox ide ore w ith fum ing process and its essential equipment and technical economical indexes are introduced 1T he metallurgy process is also analyzed briefly 1 Keywords:Fuming furnace;Blast furnace;Lead -zinc ore;Germanium;Enrichment 基金项目:贵州省优秀科技教育人才省长资金项目资助作者简介:梁杰(1961-),男,四川广安人,博士研究生锗没有独立的可供开采的矿藏,而是伴生于有色金属矿和煤矿等矿物中,只能在提取主金属的同时从中回收伴生金属锗。贵州省低品位含锗氧化铅锌矿资源比较丰富。地质资料表明[1]:贵州榨子厂矿铅锌金属储量201565万t,锗金属储量178t,平均品位Zn 4126%,Pb 2136%,Ge 55g /t;猫猫厂矿铅锌储量61901万t,平均品位Zn 8116%,Pb l 147%;张口峒矿铅锌储量017013万t,品位Zn 115%~10154%,Pb 0112%~1184%。这些矿以氧化物形式存在,选矿比较困难。目前工业上采用氧化矿制团,加入熔剂(铅渣)在鼓风炉内熔炼,其炉渣经烟比炉吹炼的工艺,生产富含锗的氧化锌铅精矿 )))锗烟尘,作为下一步湿法处理回收锌、铅、锗、银等有价金属的原料。 1 冶炼过程 111 原料、燃料与产物的化学组成火法富集过程中的原料主要是矿砂,熔剂是铅渣和少量石灰石。鼓风炉采用焦碳作燃料及还原剂,烟化炉用粉煤作燃料及还原剂。矿砂、铅渣以及产物的主要成份列于下表,焦碳含固定碳68%~73%、灰分12%~25%、挥发分215%~410%、水分2%~8%、发热量25100~27200kJ/kg;原煤含固定碳60%~68%、灰分15%~20%、挥发分14%~ 物料Zn/%Pb/%Ge/%FeO/%Fe 2O 3/%SiO 2/%CaO/%Al 2O 3/%M gO/%矿砂1712521600100040107451251618111591160193矿砂214166212201001124121)61971582100172铅渣11110116701000328159816626103169141220192铅渣26164215001005338128)3019541675166013团矿16134211301009134152)12108193715016团矿26113118901007933104)61355150612016锗烟尘 38~45 22~28 01038~01045 ) ) 1~315 ) ) )

某氧化铜矿的选矿工艺

某氧化铜矿的选矿工艺研究杨树赟（云南迪庆矿业有限公司） 1引言随着矿产资源开发利用的强度越来越大，高品位易回收利用的优质矿石逐渐减少，对难处理氧化矿的开展回收利用研究十分必要，也符合国家资源综合利用的产业政策，同时可以带动地区经济发展。某矿山矿产资源为铜氧化矿，生产工艺流程为：“碎矿为三段一闭路流程，碎矿最终粒度为-12mm；碎矿产品经过两段连续磨矿至-200目占70%，再经一次粗选、一次扫选、两次精选获得铜精矿；选铜作业的尾矿经一次磁粗选获得铁粗精矿，再磨至-200占92%的细度，然后经过两次精选获得铁精矿；精矿脱水为浓密、过滤两段脱水作业，最终产品铜精矿含水14%，铁精矿含水10%”的设计流程，作为一期建设的依据。 2选矿流程 2.1单金属矿浮选原则流程单金属矿浮选原则流程的选择，主要取决于矿石中有用矿物的嵌布粒度特性。一般多为不均嵌布，由于有益矿物和脉石硬度不同，易于泥化，影响回收率，制定选别流程的原则是尽最使有用矿物经粗选、扫选得粗精矿或中矿，然后进行粗精矿或中矿再磨再选，对于嵌布不均的有益矿物在粗磨的条件下能产出部分合格精矿，粗选尾矿进行再磨再选或得粗精矿再磨再选，得到第二部分合格精矿。处理复杂不均嵌布矿石时，由于该类矿石有用矿物嵌布不均，连生体解离范围较广，有时要用三段磨矿三段选别的流程，才能综合回收不同粒级的有用矿物。处理含大量原生泥和可溶性盐类矿石时，由于矿泥和矿砂选别工艺不一样，一般采用泥砂分选流程，才能获得比较理想的技术经济指标。 2.2多金属矿浮选原则流程多金属矿浮选是指两种有益矿物以上的金属矿浮选，选别流程一般有优先浮选、混合浮选然后分离浮选和优先、混合浮选兼有的选别流程。如铅锌矿一般有铅锌依次的优先浮选和铅锌混合浮选得混合精矿，经再磨（或不再磨）后分离浮选得铅精矿和锌精矿。又如铜、铅锌、硫化铁的多金属矿，其浮选流程一般为先优先浮选铜铅，进行铜铅分离，优先浮选铜铅的尾矿进行锌、硫混合浮选然后分离锌硫或依次优先浮选锌、硫得锌精矿、硫精矿。某些矿石可利用矿物的可浮性使用选择性捕收剂优先选出已解离的部分矿物，然后再进行混合浮选、分离浮选。流程中有否再磨工序，视矿物的堪布粒度及解离情况而定。 3氧化铜矿的处理方法 3.1浮选法（1）硫化浮选法。加硫化剂使氧化矿硫化，然后用普通硫化铜浮选的药剂方法进行浮选。此法适用于处理以孔雀石、蓝铜矿、氯铜矿为主的矿石。（2）胺类浮选法。用胺类作捕收剂进行浮选，适用于处理孔雀石、蓝铜矿、氯铜矿等，含矿泥多时应加脉石抑制剂、絮泥剂；如果一般的抑制剂无效时，可选用海藻粉、木素磺酸盐或纤维素木素磺酸盐，聚丙烯酸等作脉石抑制剂。（3）螯合剂-中性油浮选法。硅孔雀石可用上述方法回收，但因效果较差，所以选用特殊捕收剂，如辛基取代的碱性染料孔雀绿，辛基氧肪酸钾，苯并三唑及中性油乳化剂，N-取代亚胺二乙酸盐，多元胺和有机卤化物的缩合物，以及季铵盐和季磷盐等进行浮选。（4）乳浊液浮选法。氧化铜矿物先经硫化，然后加铜络合剂，造成稳定的亲油性矿物表面，再用中性油乳浊液盖在其表面，造成强疏水的可浮状态，牢固地吸附在气泡上浮。脉石抑制剂可用丙烯酸聚合物和硅酸钠。铜络合剂用苯并三唑、甲苯酰三唑、疏基苯并唑、二苯胍等；非极性油浮化剂可用汽油、煤油、柴油等。 3.2化学选矿或与浮选联合处理氧化和混合矿多采用浮选法处理，对于浮选效果较差的氧化矿石，可用化学选矿法处理。化学选矿法又可分为浸出法（包括酸浸和氨浸），浸出-萃取-电积法；浸出-置换-浮选法（即LPF法）；磨矿-浸出-置换-浮选法（即GLPF法）；浸出-置换-磁选法（即LCMS法）；磨矿-浸出-浮选法，哈尔兰法（即氧化铜矿直接电解法）；焙烧（硫酸化焙烧）-浸出-电解法；氯化焙烧-浮选法；离析-浮选法（氯化还原焙烧-浮选法）；还原焙烧-氨浸法等。浸染状铜矿石的浮选一般采用比较简单的流程，经一段磨矿，细度-200目占50~70%，1次粗选，2~3次精选，1~2次扫选，就能达到较为理想的生产技术经济指标。如铜矿物浸染粒度比较细，可考虑采用阶段磨选流程。处理斑铜矿的选矿厂，大多采用粗精矿再磨在进行精选的阶段磨选阶段选别流程，其实质是混合-优先浮选流程。先经一段粗磨、粗选、扫选，再将粗精矿再磨再精选得到高品位铜精矿和硫精矿。粗磨细度-200目约占45~50%，再磨细度-200目约占90~95%。致密铜矿石的浮选，致密铜矿石由于黄铜矿和黄铁矿致密共生，黄铁矿往往被次生铜矿物活化，黄铁矿含量较高，难于抑制，分选困难。分选过程中要求同时得到铜精矿和硫精矿。通常选铜后的尾矿就是硫精矿。如果矿石中脉石含量超过20~25%，为得到硫精矿还需再次分选。处理致密铜矿石，常采用两段磨矿或阶段磨矿，磨矿细度要求较细。药剂用量也较大，黄药用量100g/t（原矿）以上，石灰8~10kg/t（原矿）以上。摘要：氧化铜矿石，是一种难以综合回收利用的矿石。根据氧化铜矿的组成及其特征，提出了氧化铜矿石选矿回收工艺中值得考虑的几个问题，在此基础上通过多方案的对比，来确定较为合理的选矿回收工艺流程。关键词：氧化铜矿石；综合选矿回收利用工艺；处理技术地质勘测 180 广东科技2012.12.第23期

氧化铜矿石的处理方法

氧化铜矿石的处理方法处理氧化铜矿的方法,主要有以下几种: 一、硫化后黄药浮选法。此法是将氧化矿物先用硫化钠或其他硫化剂（如硫氢化钠）进行硫化，然后用高级黄药作捕收剂进行浮选。硫化时，矿浆的PH值愈低，硫化进行的愈快。而硫化钠等硫化剂易于氧化，作用时间短，所以使用硫化法浮选氧化铜时，硫化剂最好是分段添加。硫酸铵和硫酸铝有助于氧化矿物的硫化，因此硫化浮选时加入该两种药剂可以显著地改善浮选效果。可用硫化法处理的氧化铜矿物，主要是铜的碳酸盐类，如孔雀石、蓝铜矿等。也可以用于浮选赤铜矿，而硅孔雀石如不预先进行特殊处理，则其氧化效果很差，甚至不能硫化。二、脂肪酸浮选法。该法又成为直接浮选法，用脂肪酸及其皂类作捕收剂进行浮选时，通常还要加入脉石抑制水玻璃、磷酸盐及矿浆调整剂碳酸钠等。脂肪酸及其皂类能很好的浮选孔雀石及蓝铜矿，用不同链的脂肪酸浮选孔雀石的试验结果表明，只要链足够长，脂肪酸对孔雀石的捕收能力是相当强的，在一定范围内，捕收能力越强，药剂的用量就越少。在生产实践中用的较多的是C10~C20的混合的饱和或者不饱和羧酸。直接浮选法只适用于脉石不是碳酸盐类的氧化铜矿。当脉石中含有大量铁、锰矿物时，其指标就会变坏。三、特殊捕收剂法。对氧化铜矿的浮选，除使用上述两类捕收剂以外，还可采用其他特殊捕收剂进行浮选。如孔雀绿、羟肟酸、苯骈三唑、N—取代亚氮二乙酸等。有时还可以与黄药混合使用，以提高铜的回收率。四、浸出—沉淀—浮选法。犹豫氧化铜矿物种类多，有的可浮性好，有的可浮性差，还有些氧化铜矿物容易被某些酸碱溶解，所以也有将难选易溶的氧化铜矿物先用酸浸出（一般用硫酸）；然后用铁粉置换，沉淀析出金属铜，在用浮选法浮出沉淀铜。该法技术条件是，根据矿石嵌布粒度，讲矿石细磨到单体分离。浸出用0.5%~3%的稀硫酸溶液，酸的用量需随矿石性质变化，低的为2.3~11kg/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1kg铜仅需0.88kg铁，但是在实际生产上，置换1kg铜约需1.5~2.5kg铁。在置换时，溶液中必须保持有过量的残余铁粉，以避免已经还原的铜再被氧化。未反应的残留铁粉可用磁选法回收再用。被沉淀的铜浮选是在酸性介质中（PH值为3.7~4.5）进行，捕收剂用甲酚黑药或双黄药，未溶解的硫化铜矿物可以和已沉淀的金属铜一起浮上来。该法适用于处理硅孔雀石等难浮的矿物，或者是选别指标很低的含泥量极高的难选氧化铜矿。五、离析—浮选法。此法是将氧化铜矿进行氯化还原焙烧。使矿物或矿物表面还原成易浮的金属铜，然后用黄药做捕收剂进行浮选。该法适用于处理含泥较多难选的氧化铜矿物和结合氧化铜占总铜的30%以上的矿石。当综合回收金、银贵金属及其他稀有金属时，此法比浸出—浮选法优越。它的缺点是热能消耗量大，成本较高，劳动条件差。

氧化锌湿法浸出实例

立志当早，存高远氧化锌湿法浸出实例 20 世纪以前，世界上部分的金属锌是从氧化矿中冶炼的，当时美国、比利时、法国等国家的炼锌厂通常都是用氧化矿的富矿炼锌。对氧化锌矿而言，主要是指硅酸锌矿Zn2 Si04 和异极矿Zn4(Si207）（OH）2·H20，这些矿常伴有菱锌矿ZnC03。湿法处理氧化锌矿的最大难点是浸出时生成难以过滤的胶质 Si02。几十年来人们围绕着为获得易于过滤的矿浆，做了大量的工作，从而对矿浆中硅的危害已取得突破，已有一些处理硅酸锌矿的酸浸技术用于工业生产。氧化锌矿酸浸工艺一、老山（Vieille－Montagne）工艺操作程序是：先将矿料磨细到80μm，加入到硫酸锌中性溶液中,在不断搅拌的情况下，加热到70~90℃，然后缓慢（不少于3h）加人含游离酸100~200g/L 的废电积液，使溶液的酸度逐步提高，待pH 值达到1.5 左右、溶液含酸 1.5~15g/L 即达到浸出终点。保持70~90℃的温度继续搅拌2~4h，可使已溶解的硅几乎全部以不溶的晶体硅析出。操作结束时，矿浆中含有硫酸锌溶液、悬浮的晶体SiO2 及残渣。在70~90℃和搅拌的情况下，硅酸的聚合速率很大，可使溶液中胶质Si02 的浓度较浸出达到终点时溶液中要求的含硅量还要低，Si02 浓度从0.487~0.762g/L 减到搅拌结束时的0.147~0.291g/L，矿浆的过滤性能较好，经浓缩后过滤速度可达125 ~652kg/（m2·h)干渣。由于矿浆含酸较高(1.5~15g/L H2SO4)，在送净化前需中和降酸，这一过程可在过滤后或过滤前进行。泰国利用老山法与比利时合资建成了达克（Tak Zinc Smelter）锌冶炼厂，设计能力为6 x 104t/a 电锌，1984 年11 月投产，1985 年达产。该厂的原料硅酸

氧化锌矿选矿工艺

立志当早，存高远氧化锌矿选矿工艺氧化锌矿的选矿方法，经过磨矿、氧化锌浮选后，将锌浮选的尾矿进行1- 3 级细粒粗选，每级粗选精矿进行1-3 次精选，粗选中矿及第1 次精选中矿进入下一级粗选后，再进行精粒浮选，从而得精矿。它针对泥质氧化锌矿先浮小粒后浮大粒的上浮特性，从根本上解决了现有技术难于对泥质氧化锌矿进行浮选的问题，不仅可从泥质氧化锌矿中选出有用的锌矿，而且还提高了氧化锌矿的回收率，减少尾矿含氧化锌量，降低浮选剂耗量，使泥质氧化锌矿这一矿产资源得到有效利用。流程:1、一种氧化锌矿的选矿方法，包括下列工艺步骤： A、将泥质氧化锌矿进行磨矿，使粒度为-0.1mm 的占50%～80%; B、将磨细的矿浆分级溢流进行氧化铅的浮选; 其特征在于： C、将铅浮选的尾矿送入搅拌桶内，控制矿浆浓度在25～35%，加入浮选剂，控制矿浆pH 值9-11，搅拌6-15min; D、将上述矿浆送入浮选槽进行1-3 级细粒粗选，每级粗选精矿进行1-3 次精选，粗选中矿进入下一级粗选，具体是：含泥小于16%的矿浆进行一级6- 8min 的粗选，粗选精矿进行1-3 次且每次1-2min 的精选，得精矿产品，1 次精选中矿及粗选中矿进入脱泥; 含泥17-21%的矿浆进行二级且每级5-7min 的粗选，每级粗选精矿进行1-3 次且每次1-2min 的精选，得精矿产品，第二级1 次精选中矿及第二级粗选中矿进入脱泥; 含泥22-26%的矿浆进行三级且每级4- 6min 的粗选，每级粗选精矿进行1-3 次且每次1-2min 的精选，得精矿产品，第三级1 次精选中矿及第三级粗选中矿进入脱泥; E、将D 步骤细粒浮选后的中矿送Φ150mm 以下的水力旋流器组或高频细筛进行脱泥，脱除-0.074mm 以下的细泥，送搅拌桶，控制矿浆浓度25 - 35%，补充浮选

低品位黄铜矿的氧化浸出概论

学院：专业：班级：

实验原理 CuFeS2 +4Fe3 +=Cu2 + +5Fe2 + +2S0 , (1) CuFeS2 +4H++O2 =Cu2+ +Fe2 + +2S0 +2H2O ,(2) CuFeS2 +3Cu2 + +3Fe2 +=2Cu2S +4Fe3 + , (3) Cu2S +4H+ +O2 =2Cu2 + +S0 +2H2O , (4) Cu2S +4Fe3 +=2Cu2 + +S0 +4Fe2 +。(5) 实验仪器药品及试剂：Fe2（SO4）3 ，H2SO4 仪器：榔头，球磨机，筛子，棒磨机，烘烤箱，500ml烧杯，250ml烧瓶，漏斗，滤纸，分析天平，磁力悬浮搅拌器；

实验数据第一组原矿品位：0.23 细度/% Q渣/g 渣铜品位浸出率/% 60 17.07 0.073 72.91 70 16.99 0.057 78.95 80 17.02 0.041 84.83 90 17.58 0.047 82.04 第二组磨矿时间：7min 粒度：80% 原矿质量：20g 温度/O C Q渣/g 渣铜品位浸出率/% 650 17.14 0.046 82.86 750 17.39 0.037 86.01 850 17.40 0.042 84.11 950 17.44 0.047 82.18

第三组粒度：80% 温度：750O C 时间/min Q渣/g 渣铜品位浸出率/% 90 18.71 0.034 86.17 120 17.49 0.029 88.97 150 17.60 0.031 88.13 180 17.62 0.033 87.35 第四组原矿品位：0.23 细度/% Q渣/g 渣铜品位浸出率/% 70 19.05 0.07 71.01 80 18.92 0.061 74.91 85 18.83 0.064 73.80 90 18.88 0.065 73.32

低品位氧化铅锌矿中锌铁赋存状态的研究

低品位氧化铅锌矿中锌铁赋存状态的研究鱼鹏涛1，梁杰2，胡琼1 （1.贵州大学材料科学与冶金工程学院，贵州贵阳550003；2.毕节学院化学系，贵州毕节551700）摘要：运用电子探针、X 射线衍射分析结合化学物相分析探明低品位氧化铅锌矿中铅、锌、铁以及锗的赋存状态。其结论主要有：铅主要以白铅矿为主；锌主要以氧化锌、菱锌矿存在；铁主要以针铁矿和赤铁矿存在；铝主要以粘土矿存在；脉石矿物主要有石英和白云石；锗主要赋存于赤铁矿和褐铁矿中。探明该矿物中主元素物相后，分析了该矿物的成矿原因并对其演化过程进行了合理的推理，并就工业处理该矿物提出合理建议。关键词：氧化铅锌矿；赋存状态；锗中图分类号：O69文献标识码：A 文章编号：1673-7059（2010）04-0087-06 收稿日期：2010-03-06 基金项目：贵州省科学技术基金项目，项目编号：黔科合J 字（2008）2001号；贵州省教育厅自然科学研究项目，项目编号：黔教科字（2007）078号；毕节地区科学技术项目，项目编号：毕科合字（2008）32号。作者简介：鱼鹏涛（1978－），男，甘肃庆阳人，贵州大学材料科学与冶金工程学院硕士研究生。研究方向：新材料与资源综合利用。梁杰（1961－），男，四川广安人，毕节学院研究员，博士。研究方向：金属分离科学与技术、资源综合利用。本文通讯作者。 2010年第4期第28卷（总第117期）NO.4，2010Vol.28General No.117 毕节学院学报JOURNAL OF BIJIE UNIVERSITY 1前言产于贵州某矿区第四系中的铅锌砂矿达20余万吨，它是由原生矿风化残积(搬运)形成的[1]，该矿物富含稀贵金属锗和银。锗的提取主要是从铅锌冶炼过程中综合回收或从含锗的煤矿中回收。锗作为一种稀散元素，主要存在于热液硫化矿床、煤矿床和铁矿床中。大多数锗则以类质同象或吸附状态分布在多种矿物中[2]；锗具有亲石、亲铁、亲硫和亲有机质等多重地球化学性质[3],这些性质为研究其在低品位氧化铅锌矿中的锗赋存状态提供了一些线索和启发。因此，对该矿中铅、锌、铁及锗的赋存状态进行研究，能为湿法堆浸技术提供科学依据。 2实验部分 2.1实验仪器 XRD ：利用荷兰帕纳科公司XPERT-PRO 型X-射线粉末衍射仪(X-Ray Diffraction)分析低品位氧化铅锌矿的物相（工作条件：Anode Material,Cu ；Generator Settings,40mA,40kV ；Step Size [°2Th.],0.0170；Scan Step Time [s],6.4607）。 SEM-EDS ：采用日本JEOL 公司JSM-6490LV 型扫描电子显微镜（Scanning Electron Microscope ）观察背散射电子像（BEI)，并用英国牛津INCA-350型X-射线能谱仪（X-ray Energy Dispersive Spectrdmeter ）检测矿样微区成分。结合背散射电子像（BEI)和EDS 分析结果，可得出相关矿样颗粒中的物相。 2.2矿样（指研磨后低品位氧化锌矿，以下均同）的电子探针分析(如表1所示)

氧化铜矿处理方法

立志当早，存高远氧化铜矿处理方法处理氧化铜矿的方法，主要有下几种： (1)硫化后萤药浮选法。此法是将氧化矿物先用硫化钠或其他硫化剂(如硫氢化钠)进行硫化，然后用高级黄药作捕收剂进行浮选。硫化时，矿浆的pH 值愈低，硫化进行得愈快。而硫化钠等硫化剂易于氧化，作用时间短，所以使用硫化法浮选氧化铜时，硫化剂最好是分段添加。硫酸铵和硫酸铝有助于氧化矿物的硫化，因此硫化浮选时加入该两种药剂可以显著地改善浮选效果、可用硫化法处理的氧化铜矿物，主要是铜的碳酸盐类，如孔雀石、蓝铜矿等也可以用于浮选赤铜矿，而硅孔雀石如不预先进行特殊处理，则其硫化效果很差，甚至不能硫化。 (2)脂肪酸浮选法。该法又称为直接浮选法，用脂肪酸及其皂类作捕收剂进行浮选时，通常还要加入脉石抑制剂水玻璃、磷酸盐及矿浆调整剂碳酸钠等。脂肪酸机器皂类能很好地浮选孔雀石及蓝铜矿，用小同烃链的脂肪酸浮选孔雀石的试验结果表明，只要烃链足够长，脂肪酸对孔雀石的捕收能力足相当强的，在一定范围内，捕收能力越强，药剂的用量就越少，直接浮选只适用于脉石不是碳酸盐类的氧化铜矿，当脉石中舍有大量铁、锰矿物时，其指标就会变坏。 (3)特殊捕收剂法。对氧化铜矿的浮选，除使用上述两类捕收剂以外，还可采用其他特殊捕收剂进行浮选有时还可以与黄药混合使用，以提高铜的回收率。 (4)浸出-沉淀-浮选法。由于氧化铜矿的种类多有的可浮件好，有的可浮性差，还有些氧化铜矿物容易被某些酸、碱溶解，所以也有将难选易溶的氧化铜矿物先用酸提出然后用铁粉置换，沉淀析出金属铜，再用浮选法浮出沉淀铜。设法技术条件是：根据矿石嵌布粒度，将矿石细磨到单体分离。浸出用0.5%-3%的稀硫

常见矿石品位表

（1）铁矿边界品位： TFe≥20%，工业品位：TFe≥25%，矿体最低可采厚度：2m 夹石剔除厚度：2m （2）铅锌矿氧化矿：铅边界品位（%）：≥0.7；最低工业品位（%）：≥1.5；锌边界品位（%）：≥1.5；最低工业品位（%）：≥3；硫化矿：铅边界品位（%）：≥0.5；最低工业品位（%）：≥1；锌边界品位（%）：≥0.5；最低工业品位（%）：≥1；最低可采厚度（m）：1；夹石剔除厚度（m）：2；常见矿石的品位矿石工业品位边界品位有色金属铜Cu 0.4%－0.5% 0.20% 铅锌Pb 硫化矿0.7%－1.0% 0.3%－0.5% 混合矿 1.0%－1.5% 0.5－0.7% 氧化矿 1.5%－2.0% 0.5－1.0% Zn 硫化矿 1.0%－2.0% 0.5%－1.0% 混合矿 2.0%－3.0% 0.8%－1.5% 氧化矿 3.0%－6.0% 1.5%－2.0% 铝土矿（Al2O3）露采≥55% ≥40% 坑采≥55% ≥40% 钨黑钨0.12%－0.18% 0.08%－0.1% 白钨0.15%－0.2% 0.1%－0.12% 砂钨0.04% 0.02% 钼0.06%－0.08% 0.03%－0.05% 镍0.3%－0.5% 0.2%－0.3%

锡0.2%－0.4% 0.1%－0.2% 镁白云岩矿≥19% 菱镁矿≥42%～46% 锑 1.50% 0.70% 汞0.08%－0.10% 0.04% 钴硫化钴（及砷化钴）0.03%－0.06% 0.02% 钴土矿0.50% 0.30% 铋0.50% 0.20% 黑色金属铁平炉富矿磁、赤、假象赤铁矿 55 50 褐、针铁矿50 45 高炉富矿磁铁矿50 45 赤、假象赤铁矿45～50 40～45 褐、针铁矿40～45 35～40 菱铁矿35～40 30～35 自熔性矿石35～38 28～32 磁铁矿25% 20% 赤铁矿28%－30% 20% 菱铁矿25% 20% 褐铁矿30% 20% 钛原生矿金红石≥3～4% ≥2% 钛铁石≥8～10% ≥5～6% 砂矿金红石≥2kg/m3 ≥1kg/m3 钛铁石≥15kg/m3 ≥10kg/m3 钒单独矿床V2O5 0.5～0.70% 钒为伴生组分矿床≥0.1%－0.5% 锰氧化锰富矿≥30 ≥20～25 贫矿≥20 ≥10～15 碳酸锰富矿≥25 ≥15～20 贫矿≥10～15 ≥8

氧化铜矿的氨浸

立志当早，存高远氧化铜矿的氨浸由于铜离子在氨溶液中形成稳定的配位化合物，Cu (NH3）2+n,n＝1~4，因此溶解度很大。溶液中加人硫酸铵或碳酸氢铵等铵盐，可以缓冲溶液的pH 值，阻止铜的水解反应。早在1915 年就出现了氨浸法提铜的专利，20 年代开始工业应用。孔雀石和蓝铜等碱式碳酸盐矿物中的铜通过生成配合物易于溶解于氨性溶液：CuC03·Cu（OH）2＋6NH40H＋（NH4）2C03 ==== 2Cu （NH3）4C03＋8H20 可以看出，浸取中要保证足够的氨浓度，以生成稳定的铜氨配合物。温度虽然可以提高反应速度，但使氨的分压增高，损失增加，因此，以选取适中的温度为宜。硅孔雀石也能在氨-铵盐溶液中浸出。早期都用大桶渗滤的方法浸取这些矿物，回收率能达到80%左右。使用氨浸处理含碱性脉石的矿石可减少采用酸浸所额外消耗的酸。不过，如果矿物中含有蒙脱石等间层硅酸盐组成的矿物，其中的钠离子能与铜离子交换，吸附铜，造成损失。我国东川汤丹是大型氧化铜矿床，金属总储量有100 万t。铜矿物主要是孔雀石（55%）、斑铜矿（20%）和硅孔雀石（11％），黄铜矿5%，辉铜矿4%。铜矿物大部分呈极细颗粒嵌布在脉石之中，因此选矿回收率仅为70％左右。试验表明氨浸效果良好，选矿加尾矿氨浸，铜总回收率可接近90%以上。采用氨和碳酸铵浓度分别为2mol/L 的溶液进行浸取，温度对浸取的影响最显著，110℃ 以上浸取率才能达到90%以上。空气分压也有较大影响，120℃下浸取3h，分压从0.3MPa 增高到1.2MPa，浸取率从80%提高到90%。浸出液蒸氨后，铜生成氧化铜析出，需精炼才能得合格产品。含氨残液加石灰乳苛化，得含铜硫酸钙。进行过日处理l00t 矿石原矿氨浸半工业试验，流程见下图的半工业试验，采用多层空气提升高压釜浸取，效果良好[1]。参考文献 1.陈家镛等著，湿法冶金的研究和发展，北京：冶金工业出版社，1998，4~20

难选铅锌矿的选矿现状及前景展望

难选铅锌矿的选矿现状及前景展望我国的铅锌资源丰富，总储量约占全世界的24%左右，居世界前列。其中铅的基础储量达到1 248 万t ，资源储量3 757 万t ，储量仅次于美国，居世界第二；锌的基础储量达到3 763 万t ,资源储量9 267 万t ,仅次于澳大利亚和美国位居世界第三位。我国的铅锌资源72%分布在西南、中南和西北地区，全国三分之二的储量集中于云南、内蒙古、甘肃、广东、湖南、广西、四川等省区，且多系共生矿床，综合利用价值高。铅锌矿作为重要的有色金属矿产资源在国民经济中具有重要作用，广泛的用于电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等领域。此外，铅金属在核工业、石油工业等部门也有较多的用途。我国铅锌矿产资源的特点是矿产地分布广，集中度高；大中型矿床占有储量多，矿石类型复杂；共伴生组分多，综合利用价值大；贫矿多，富矿少，易选矿少。我国铅锌矿石矿床的类型主要有五种，分别为矽卡岩型铅锌矿床、热液脉状铅锌矿床、黄铁矿型铅锌矿床、碳酸盐岩层中热液交代铅锌矿床和碳酸盐岩层中层状铅锌矿床。一、难选铅锌矿的选矿工艺铅锌矿石由于矿物组成和性质的不同，选别工艺亦不相同。目前国内的铅锌工业矿物中，主要包括氧化铅锌矿及硫化铅锌矿。具有工业应用价值且占有重要比重的硫化铅锌矿以方铅矿( PbS)和闪锌矿( ZnS)为主。随着矿产资源的不断开发和利用，易于提取铅锌的硫化铅锌矿石

原料越来越少，但铅锌的用途却日趋广泛，氧化铅锌矿的开发利用越来越受到重视。由于氧化铅锌矿矿物种类多，矿物之间的关系复杂，且嵌布粒度比较细，泥化状态严重，较为难选，选矿回收率较低，深度氧化铅锌矿更是难于提取铅锌金属。在破碎和磨碎方面，氧化铅锌矿和硫化无太大区别。首先在破碎矿石流程工艺方面，目前国内主要大多数铅锌矿选矿主要采用闭路破碎（洗矿）筛分常规流程。在破碎设备选型方面，国产圆锥破碎机有逐渐被进口高效破碎机代替的趋势，进口高效破碎机的机型主要有山特维克生产的H系列和美卓矿机生产的HP系列。在磨矿工艺方面，由于国内的铅锌矿山以大、中型矿山为主，因此主要采用常规磨矿流程，自磨或半自磨流程较少，但自动化磨矿是未来发展的趋势。最新研究表明在磨矿过程中，磨矿介质对铅锌浮选指标有着较大的影响，这主要是由于在磨矿过程中形成的矿石新生表面被污染或是被吸附，影响了浮选电位及其与浮选药剂的结合，进而影响浮选指标。在选矿过程中，硫化铅锌矿和氧化铅锌矿有较大区别，在这里主要讨论氧化铅锌矿的浮选药剂。氧化铅锌矿所用药剂有: (1)硫化剂, 通常通过硫化钠或硫氢化钠将氧化铅锌矿硫化后用黄药捕收; (2)捕收剂，脂肪胺盐类或油溶性盐来捕收氧化锌矿，澜沧、奕良等地用癸二胺捕收氧化锌获得良好的效果，厂坝铅锌矿采用两性捕收剂AE-12 与水解聚丙烯腈混合浮选氧化铅锌矿,浮选速度快而且不要用起泡剂，此外还有RO -X 、4RO -X 、R -X 等捕收剂对异极矿、菱锌矿、铅矾有较强的捕收能力。泗顶铅锌矿采用十五烷基硫醇、

我省难选氧化铜矿选矿新工艺及新设备研究取得突破讲解

我省难选氧化铜矿选矿新工艺及新设备研究取得突破在我国已探明的铜矿资源当中，有相当数量氧化铜矿由于缺乏高效利用新技术而尚待开发，仅云南全省估计就有200～300万吨金属铜是以氧化铜矿的形式存在。由昆明理工大学、云南金沙矿业股份有限公司、中国矿业大学于昆明冶研新材料股份有限公司共同承担的云南省省院省校科技合作计划项目“东川汤丹难选氧化铜矿选矿新工艺及新设备研究”，正是针对难选氧化铜矿资源开发而进行的。汤丹氧化铜矿矿石是氧化铜矿中最难处理的一种类型，具有高钙镁、高氧化率、高结合率、低品位、嵌布粒度微细的特点。针对该氧化铜矿矿石，项目组提出了“超细磨矿-超细浮选”和使用微泡浮选柱进行微细粒级的浮选等创新性技术路线和方案，进行了小型试验、日处理量为0.7－1吨的扩大连选试验和现场分流的局部工业试验，取得了汤丹难选氧化铜矿试验指标的历史性突破。小型试验指标达到：精矿品位>18%，精矿中铜回收率≥83%；扩大连选试验指标达到：连续平稳运行12个班，精矿品位18.12%,精矿铜回收率80.12%、选矿制造成本27.34元/吨原矿。该项目还取得了如下创新性的成果：1、针对东川汤丹氧化铜矿石中矿物嵌布微细的特点和现场生产中暴露出来的问题，首次提出“超细磨矿—单体解离—超细分级－协同捕

收－超细浮选”的新工艺和新技术；2、首次将微泡浮选柱分选系统用于东川汤丹难选氧化铜矿的处理，并取得了可喜的成果；3、研究了适合于难选氧化铜矿浮选的一系列新药剂。该项目已于2006年10月27日顺利通过由云南省科技厅组织的专家组验收。验收专家组认为：“项目所形成的一整套难选氧化铜矿高效利用新技术和新工艺，具有较强的示范性和带动性，为低品位难选氧化铜矿的加工利用，开创了一条新路。对推动行业的技术进步和促进我省和我国铜工业的可持续发展，都具有十分重要的意义。” （许春富）