氧化铅锌矿是硫化铅锌矿的风化产物，大都出现在常水层以上至地表附近，是一类重要的含铅锌矿物。铅锌主要以碳酸盐、硅酸盐等形态存在，并伴生有铁、铜、镉等杂质金属，其中的脉石矿物主要为方解石、白云石、石英、黏土、氧化铁和氢氧化铁等〔1〕。氧化铅锌矿品位相对较低、成分复杂，直接将矿石进入冶炼程序时，回收利用的难度很大，生产成本相对较高。

就目前来说，氧化铅锌矿处理方式有两类：一是经选矿富集后进入冶炼程序；二是直接进入冶炼程序处理，直接冶锌的方法又可分为火法和湿法两类〔2〕。氧化铅锌矿火法冶金处理的主要原理是用还原剂将矿石内氧化锌中的锌还原出来，锌在高温下有较大的蒸气压，挥发进入烟气中，然后氧化获得品位较高的氧化锌烟尘。目前主要的火法处理工艺有金属熔融还原法〔3〕、电炉法〔4〕和回转窑法〔5〕等。

将1.1中1#～5#样品分别进行DNA提取，将样品粉碎后加入到含SDS（十二烷基硫酸钠）和蛋白酶K的溶液中消化分解蛋白质,再用酚和氯仿/异戊醇抽提分离蛋白质,得到的DNA溶液经乙醇沉淀使DNA从溶液中析出。

本试验以某矿山氧化铅锌矿为研究对象，考察矿石粒度、还原温度、时间、还原剂用量等因素对铅锌挥发效果的影响，确定还原挥发工艺条件，为生产设计提供依据。

基于2种信号的模糊函数表达式，通过MATLAB仿真出2种信号的模糊函数图(见图1和图2)，仿真条件为：载频f0=80 kHz;CW信号脉宽为0.2 ms;LFM信号脉宽为10 ms;带宽为4 kHz。

1 试验

1.1 试验原理与方法

氧化铅锌矿中的铅锌主要以碳酸盐形态存在，在还原挥发过程中主要发生反应如下：

禾花四开，不少千金子、稗草已经高过了稻子半个头。蜜蜂和蝴蝶是欢快的，几只蝴蝶喜欢人的味道，一直跟在队伍的上头。

2）影像与格网数据（IGD）专家小组通过开发标准数据模型及相应的代码（如JPEG 2000）解决IGD及其相关服务的标准化问题，以便设计并开发满足当前乃至未来军用所需的标准数据和产品，特别是军方对高分辨率数据和产品的需求。

(1)

PbCO3=PbO + CO2↑

矿井采用压入式通风机对掘进工作面供风，新鲜风流由风筒吹出后经过综掘工作面反射后流出，供回风系统近似“U”型，不论是风流在风筒中还是掘进巷道的流动都可视为管道流动。因此本文采用三维稳态不可压缩的Navier-Stoke方程作为整个巷道流场的控制方程，湍流模型采用工程中应用最为广泛的涡粘性模式，湍流流量采用k-ε双方程模型，模型仅考虑动量传递且忽略传热的影响，方程仅求解速度(u)和压力(p)两个因变量。具体形式如下[19-20]：

(2)

ZnO + CO=Zn + CO2↑

(3)

试验采用国内某冶炼厂提供的氧化铅锌矿，其主要成分如表1所示。该矿中Pb、Zn含量分别为2.24%和35.35%，Cu、Ni、Co等杂质金属含量低，均小于0.01%。二氧化硅含量为7.29%，SiO2/(CaO+MgO)约为0.75。

(4)

试验在高温马弗炉中进行，取一定量的铅锌矿与无烟煤，混合均匀后，置于刚玉坩埚中，待马弗炉升温至一定温度，将物料放入反应设备中继续升温至指定温度，反应一定时间后冷却，取出烧渣样品进行分析，计算主要元素挥发率。

1.2 试验原料

PbO +CO=Pb + CO2↑

 

表1 铅锌矿主要成分分析结果

 

Table 1 Analysis results of the lead-zinc ore /%

  

成分CuPbZnNiCoCaOGeSF含量0.00762.2435.350.00150.00028.71<0.00050.0470.044成分ClMgOSiO2AlFeMnHg水分含量0.0420.957.291.272.120.35<0.00010.81

从试验结果可以看出，在无烟煤用量为矿量的15%～50%时，锌挥发率均达到99.8%以上，铅挥发率也在99.5%以上，说明该氧化铅锌矿还原挥发所需无烟煤用量较小。主要是因为该氧化铅锌矿绝大部分为碳酸盐矿物，反应过程中碳酸盐所分解产生的二氧化碳可以提供碳元素作为生成一氧化碳的原料，使得还原反应所需碳量减少，降低了还原剂用量。当还原剂用量为10%时，出现物料烧结现象，挂壁严重，无法取样。

 

表2 无烟煤工业成分

 

Table 2 Analysis results of the anthracite /%

  

编号固定碳灰分挥发分分析水无烟煤87.436.022.823.73

2 结果与讨论

2.1 无烟煤用量

无烟煤作为还原剂，其除了提供还原气氛外，一定的残煤量还可防止结炉。取氧化铅锌矿40 g与一定量无烟煤混合，在1 250 ℃条件下，保温2 h。本组试验考察了还原剂量为矿量10%～50%时对还原挥发效果的影响，其结果见图1。

  

图1 还原剂用量对铅锌挥发率的影响Fig.1 Effect of reducing agent dosage on volatilization rates of lead and zinc

无烟煤作为还原挥发试验的还原剂和燃料，在还原挥发过程中具有关键作用，其工业成分及杂质元素含量对挥发效果和氧化锌烟尘性质有影响。试验用无烟煤呈粉末状，固定碳含量较高，为87.43%，灰分及挥发分低，其工业成分如表2所示。

另外需要指出的是，由于小试所采用的马弗炉均采用电加热，无烟煤仅仅作为还原剂使用，而在实际生产过程中无烟煤除了作为还原剂使用外，还需要作为热源提供回转窑系统所需热量，因此实际生产过程中无烟煤的用量会大于试验中所消耗的无烟煤用量，实际生产中无烟煤消耗量可经过详细热量平衡计算给出。

2.2 矿石粒度

2)条件试验中发现无烟煤用量为200 kg/t 矿时，即可达到理想的铅锌挥发效果。但小试得到的无烟煤用量具有其局限性，仅作为参考，在实际生产中无烟煤除了作为还原剂还要充当热源，实际生产中无烟煤消耗量可经过详细热量平衡计算给出。

 

表3 磨矿粒度试验结果

 

Table 3 Results of particle size test

  

矿石粒度焙砂重量/g烧失率/%焙砂分析/%挥发率/%ZnPbZnPb<3mm20.865.3330.4790.01599.3099.66-0.15mm占58.5%21.164.8330.0850.00799.8799.83-0.15mm占72.5%21.464.3330.08130.005899.8899.86-0.15mm占88.7%21.664.0000.01850.006399.9799.85

从试验结果可以看出，在试验所选择粒度范围内，铅锌挥发率均可以达到99%以上，说明矿石粒度对铅锌还原挥发效果影响较小，在不同粒度范围内均可以达到理想的挥发效果，但考虑生产中物料气力输送的要求，需将物料破碎至-0.15 mm 占80%。

2.3 还原温度

还原温度是影响铅锌挥发效果的重要因素，试验考察了还原温度为1 150、1 175、1 200、1 225 ℃和1 250 ℃条件下铅锌的挥发效果，其结果见图2。

  

图2 还原温度对铅锌挥发率的影响Fig.2 Effect of reaction temperature on volatilization rates of lead and zinc

从试验结果可以看出，在所选择的温度范围内(1 150～1 250 ℃)，锌挥发效果较好，挥发率均超过99.5%，而铅挥发率随温度升高上升明显，在温度1 150 ℃时挥发率只有76.23%，当温度升高到1 250℃时挥发率达到99.84%。

对实验材料的转录本组取样是项繁重的工作。368份玉米自交系，每份自交系种植15株，再选3到5株做自交，在成功收获的每根玉米棒上用手术刀取15颗完整籽粒。算下来，一共需要人工剥取2万多颗玉米粒，这仅是取样的第一步。科研团队还需将玉米粒在零下190℃液氮环境下磨碎，再进行RNA提取工作。

2.4 反应时间

在前期条件试验基础上，开展了还原时间试验。待炉温至900 ℃，将装有铅锌矿和无烟煤混合料的坩埚放入炉中，经30 min，升温至1 250 ℃，并分别保温30、45、60、75 min和90 min，其试验结果见图3。

  

图3 还原时间对铅锌还原挥发率的影响Fig.3 Effect of reaction time on volatilization rates of lead and zinc

从试验结果可以看出，铅锌矿中的锌较易挥发，还原挥发1 h，挥发率即可达到99.5%以上，烧渣含锌降至0.1%以下。反应时间对铅挥发影响较明显，随反应时间从1 h延长至1.75 h，铅挥发率从84.75%上升至99.8%，继续延长反应时间，铅的挥发率增加不明显。实际生产中，可将反应时间控制在2 h。

2.5 综合条件试验

通过条件试验，确定了该氧化铅锌矿还原挥发的最佳工艺条件，具体如下：矿石粒度：0.074 mm占80%，还原温度1 250 ℃，还原时间2 h，无烟煤用量200 kg/t矿。在此条件下进行了3组重复验证试验，试验结果见表4和表5。

第二天一大早，李志勇就一骨碌爬起来，急急忙忙跑到一家服装店，掏出身上仅有的一万元积蓄，买了一个漂亮的小皮包、一套笔挺的衬衫西裤、一双亮堂堂的皮鞋，想了想昨天那个供货商的模样，又买了一条领带， “因为我从来没系过领带，以为也是像系红领巾那样，可怎么系都难看，瞎折腾了好一阵，把店员都逗笑了，她就重新给我拿了一条方便领带，我一看，有个拉链在领带背面，拿起来往脖子上一套，拉上拉链，就系好了!”

 

表4 综合条件试验结果

 

Table 4 Test results of comprehensive conditions

  

试验编号矿量/g无烟煤量/g反应温度/℃反应时间/h烧渣重/g烧渣分析/%ZnPb烧失率/%Zn挥发率/%Pb挥发率%14081250217.80.0230.00562.91799.9799.9124081250217.50.0140.00563.54299.9899.9134081250217.10.0170.00564.37599.9899.91

 

表5 还原挥发渣主要元素分析结果

 

Table 5 Analysis results of reduction slag /%

  

元素AlAsBaBeBiCaCdCoCrCuFeC含量6.64<0.050.05<0.05<0.0521.43<0.05<0.05<0.05<0.058.835.21元素LiMgMnNiPbSbSnSiTiVZnS含量<0.052.331.24<0.05<0.05<0.05<0.0511.720.33<0.05<0.050.74

由结果可以看出，在综合条件下，铅锌挥发率均在99.9%以上，渣含锌小于0.03%，含铅在0.005%左右，且试验重现性好。表5为还原挥发渣主要元素分析结果，渣中主要元素为Ca、Si、Fe、Al，其含量分别为21.43%、11.72%、8.83%和6.64%。

ZnCO3=ZnO + CO2↑

3 结论

1)通过条件试验确定了氧化铅锌矿还原挥发的最佳工艺条件，在无烟煤用量200 kg/t 矿，1 250 ℃反应2 h条件下，铅锌挥发率均在99.9%以上，挥发渣含锌在0.03%以下，含铅在0.005%左右，挥发效果良好。

本组试验考察了不同矿石粒度对铅锌挥发效果的影响。取氧化铅锌矿40 g和无烟煤20 g，混合均匀，在1 250 ℃条件下保温2 h，表3为不同粒度铅锌矿还原挥发试验结果。

参考文献：

〔1〕 贺山明,王吉坤.氧化锌矿冶金处理的研究现状[J].矿冶,2010,19(3):58-64.

〔2〕 徐红江,张廷安.低品位氧化锌矿冶金进展[J].有色矿冶,2009,25(2):28-30.

〔3〕 RANKIN W J,WRIGHT S. The reduction of zinc from slags by an iron-carbon melt[J]. Metallurgical and materials transactions B,1990,21B(10):885-897.

〔4〕 彭容秋.锌冶金[M]. 长沙:中南大学出版社,2005:208-211.

〔5〕 孙月强.回转窑处理氧化锌矿研究[J].工程设计与研究,2000(24):4-8.

2.3 3组患者的残留内膜面积比较 轻度粘连组的残留内膜面积最高，重度粘连组的残留内膜面积最低(P<0.05)。见表3。