紫铜螺丝是紫铜在机械制作上的一个应用，其特性主要看紫铜。紫铜就是铜单质，因其颜色为紫红色而得名。各种性质见铜。紫铜就是工业纯铜，其熔点为1083℃，无同素异构转变，相对密度为8.9，为镁的五倍。比普通钢还重约15%。其具有玫瑰红色，表面形成氧化膜后呈紫色，故一般称为紫铜。它是含有一定氧的铜，因而又称含氧铜。紫铜中的微量杂质对铜的导电、导热性能有严重影响。其中钛、磷、铁、硅等显著降低电导率,而镉、锌等则影响很小。氧、硫、硒、碲等在铜中的固溶度很小,可与铜生成脆性化合物,对导电性影响不大，但能降低加工塑性。普通紫铜在含氢或一氧化碳的还原性气氛中加热时，氢或一氧化碳易与晶界的氧化亚铜(Cu2O)作用，产生高压水蒸气或二氧化碳气体，可使铜破裂。这种现象常称为铜的“氢病”。氧对铜的焊接性有害。铋或铅与铜生成低熔点共晶，使铜产生热脆；而脆性的铋呈薄膜状分布在晶界时，又使铜产生冷脆。磷能显著降低铜的导电性,但可提高铜液的流动性,改善焊接性。适量的铅、碲、硫等能改善可切削性。紫铜退火板材的室温抗拉强度为22～25公斤力／毫米2,伸长率为45～50％，布氏硬度（HB）为35～45。紫铜螺钉富有延展性。象一滴水那么大小的纯铜，可拉成长达两公里的细丝，或压延成比床还大的几乎透明的箔。紫铜最可贵的性质是导电性能非常好，在所有的 金属 中仅次于银。但铜比银便宜得多，因此成了电气工业的“主角”。紫铜的用途比纯铁广泛得多，每年有50%的铜被电解提纯为纯铜，用于电气工业。这里所说的紫铜，确实要非常纯，含铜达99.95%以上才行。极少量的杂质，特别是磷、砷、铝等，会大大降低铜的导电率。铜中含氧(炼铜时容易混入少量氧)对导电率影响很大，用于电气工业的铜一般都必须是无氧铜。另外，铅、锑、铋等杂质会使铜的结晶不能结合在一起，造成热脆，也会影响纯铜的加工。这种纯度很高的纯铜，一般用电解法精制：把不纯铜(即粗铜)作阳极，纯铜作阴极，以硫酸铜溶液为电解液。当电流通过后，阳极上不纯的铜逐渐熔解，纯铜便逐渐沉淀在阴极上。这样精制而得的铜;纯度可达99.99%。想要了解更多关于紫铜螺丝的信息，请继续浏览上海 有色 网。

螺丝，是一种小零件，日常生活中到处可见，任何机器设备都少不了他。但我们知道长期暴晒在外面的螺丝比较容易生锈，导致很难再度拧开，所以我们需要使用镀锌螺丝。在螺丝的表面镀上一层锌，增强螺丝的耐锈蚀性，镀锌螺丝使用时间更长久。螺丝是紧固件的通用说法，为日常生活中不可或缺的工业必需品：如照相机、眼镜、钟表、电子等使用之极小螺丝；电视、电气制品、乐器、家具等之一般螺丝；至于工程、建筑、桥梁则使用大型螺丝、螺帽；交通器具、飞机、电车、汽车等则为大小螺丝并用。有人说“只要地球上存在着工业，则螺丝之功能永远重要”。有人说，螺丝自身的成本不高，即使锈了，更换就行，何必需要镀锌，这样一来成本高了，还麻烦。其实这种说法不是很正确。由于我国锌资源比较丰富，镀锌又是一种价廉、能防锈，又能装饰的高性价比镀种，因而在汽车、机械、电子、船舶、仪表、轻工等工业部门得到广泛的应用。如机械零件、低压电器、高压开关、紧固连接件、钢铁结构件、建筑五金、农业机械、轻工产品等都离不开镀锌钝化制品。既然适用范围广了，就需要在质量上有所改进，不能得小失大。 

硅青铜螺丝已经深入到日常生活和各个 行业 中。螺丝之型式，不论是眼镜用的极小螺丝或是大型重电工程用之大螺丝其种类很多，主要目的在使用高度之工业制品组成固定一体，若在使用中常发生牙与牙之间无法密着，过于用力锁紧则螺丝头断离，或牙纹不良锁不紧等未能达到使用条件，皆为品质之精度问题。螺丝是“量产品”，不是手工制造的艺术品，在大量生产中，以达到高精度稳定之品质及大众化 价格 供应给消费者为目的。螺丝之精度通常为6g级（2级，美国规格“IFI”为2A牙），建设工程用的粗制螺为8g级（3级，“IFI”为1A牙）。本书针对六角头螺丝，一般头型小螺丝（铁板螺丝、木螺丝、机螺丝）等制造过程之技术重点提供作参考。硅青铜是一种特殊青铜。含硅约2.75～3.5%。具有良好的机械性能和加工性能。铸造和焊接很方便。加入锰约1～1.5%，就成硅锰青铜。有特别高的耐腐蚀性和优良的塑性。用于制造储槽和受压容器。对有爆炸危险的化工厂特别适用，因为受碰击时不会产生火花。了解更多关于硅青铜螺丝的信息，请关注上海 有色 网。 

计划：一是抑铜浮钼，是最主要的选矿办法。 二是抑钼浮铜。后一办法只要少量选厂选用，并用糊精按捺辉钼矿。 浮钼抑铜进行铜钼别离的按捺剂计划有： (1)法; (2)+蒸汽加温法; (3)单一法; (4)+法; (5)诺克斯药剂(或它与合用)法; (6)铁及亚铁法; (7)次或法; (8)硫基乙醇等有机按捺剂法。 铜钼别离：、、砷或磷诺克斯药剂按捺以黄铜矿、斑铜矿为主的铜矿藏较有用;硫化铵、铁及亚铁、氧化剂、次氯酸盐及按捺次生硫化铜矿藏较有用。巯基乙醇等有机按捺剂是新研发的无毒高效钼的伴生硫化物按捺剂，正在推行之中。为了改进铜钼别离作用常选用的办法有： (1)浓缩脱药。混合精矿别离之前，先进行浓缩脱药，除掉进入混合精矿中的过剩药剂，确保搅拌和粗选在适合的浓度下进行。 (2)蒸汽加温。国外一些铜钼选厂在铜钼别离前，对铜钼混合精矿进行蒸汽加温(85～90℃)，有时还参加适量石灰(0.8～1.2kg/t精矿)，鼓入氧气或空气。其意图是经过解吸和分化损坏混合精矿表面的捕收剂膜。不少国家把+加温(蒸吹)法视为铜钼精矿别离的最佳计划，此法是在运用硫化物按捺铜矿藏的一起，沿浮选作业线用蒸汽直接加温(60～75℃)矿浆，这样不只加快了捕收剂的解吸和分化，还减缓了硫化物的氧化，大大地下降了硫化物用量，改进了别离目标。 (3)分段增加。法是铜钼别离最常用的办法，它能够按捺非钼的一切金属硫化矿藏，其用量动摇规模很大，可在2～30kg/t内动摇。选用分段增加较有利，常将一部分溶液增加到拌和槽中，而另一部分以固体方式放在粗选和精选的泡沫槽中，运用溶解时宣布的热量使矿浆温度升高，以增强其按捺作用。   (4)用氮气浮选。铜钼别离浮选中运用的按捺剂，如、钠、诺克斯药剂中的或易氧化而失掉按捺作用。因为铜钼别离循环，精选次数多(6～8次)，作业线长，这些药剂因氧化而增大耗量更为杰出。为了防止药剂氧化、下降用量，铜钼选厂用氮气替代空气作充气介质进行铜钼别离浮选取得了明显的经济作用，可使诺克斯药剂用量下降50%。

电解铜 工艺已有120多年的发展历史。世界上第一家电解铜工艺厂是英国于1869年建成的埃尔金顿(。Elkington)工厂。到20世纪80年代，全世界铜电解精炼能力已达1200万t／a，年产量和消费量在1000万t左右。自20世纪50年代以来，由于大功率可控硅整流器和始极片加工机组的开发，以及自动控制和电子计算机等技术在电解铜 工艺过程中的推广应用，铜电解精炼向大型化、机械化和自动化方向发展的步伐加快，现世界年产电解铜能力达到40万t的工厂有5家，年生产电解铜能力超过15万t的工厂也有30多家。    电解铜 工艺流程包括电解精炼蜘电解液净化两部分。以铜阳极板为阳极，纯铜始极片或不锈钢板为阴极，以硫酸铜和硫酸溶液为电解液，将极板按一定的极距相间排列于电解槽内，通入直流电，阳极不断溶解，便在阴极上析出电解铜。电解铜 工艺流程过程中，阳极铜中的贵金属和硒、碲等有价元素进入阳极泥，沉积于电解槽底，定期排出，送阳极泥车间提取贵金属。镍、砷、锑、铋等杂质大部分进入电解液，需从循环液中抽取一部分进行净化处理。    电解铜 工艺即铜的电解提纯：将粗铜（含铜99％）预先制成厚板作为阳极，纯铜制成薄片作阴极，以硫酸(H2SO4)和硫酸铜(CuSO4)的混和液作为电解液。通电后,铜从阳极溶解成铜离子(Cu)向阴极移动，到达阴极后获得电子而在阴极析出纯铜（亦称电解铜）。粗铜中杂质如比铜活泼的铁和锌等会随铜一起溶解为离子（Zn和Fe）。由于这些离子与铜离子相比不易析出，所以电解时只要适当调节电位差即可避免这些离子在阳极上析出。比铜不活泼的杂质如金和银等沉积在电解槽的底部。 这样生产出来的铜板，称为“电解铜”，质量极高，可以用来制作电气产品。沉淀在电解槽底部的称为“阳极泥”，里面富含金银，是十分贵重的，取出再加工有极高的经济价值。    纯铜是玫瑰红色金属，表面形成氧化铜膜后呈紫色，故工业纯铜常称紫铜或电解铜。 更多关于电解铜 工艺的资讯，请登录上海有色网查询。 

电解铜工艺也就是铜的电解提纯的生产工艺：将粗铜（含铜99％）预先制成厚板作为阳极，纯铜制成薄片作阴极，以硫酸(H2SO4)和硫酸铜(CuSO4)的混和液作为电解液。通电后,铜从阳极溶解成铜离子(Cu)向阴极移动，到达阴极后获得电子而在阴极析出纯铜（亦称电解铜）。粗铜中杂质如比铜活泼的铁和锌等会随铜一起溶解为离子（Zn和Fe）。由于这些离子与铜离子相比不易析出，所以电解时只要适当调节电位差即可避免这些离子在阳极上析出。比铜不活泼的杂质如金和银等沉积在电解槽的底部。 这样生产出来的铜板，称为“电解铜”，质量极高，可以用来制作电气产品。沉淀在电解槽底部的称为“阳极泥”，里面富含金银，是十分贵重的，取出再加工有极高的经济价值。把电解铜再进一步加工，可制作成为极细的电解铜粉。铜电解精炼的原理如下： 　阳极反应： Cu — 2e = Cu2+ 　         　Me — 2e = Me2+ 　         　H2O — 2e = 2H+ ＋ 1/2O2 　         　SO4 2- — 2e = SO3 ＋ 1/2O2 　式中Me代表Fe、Ni、Pb、As、Sb等比Cu更负电性的金属，它们从阳极上溶解进入溶液。H2O和SO4 2-失去电子的反应由于其电位比铜正，故在正常情况下不会发生。贵金属的电位更正，不溶解，而进入阳极泥。阴极反应： Cu2+ ＋ 2e = Cu 　         　2H+ ＋ 2e = H2 　         　Me2+ ＋ 2e = Me 　在这些反应中，具有标准电位比铜正、浓度高的金属离子才可能在阴极上被还原，但它们在阳极不溶解，因此只有铜离子还原是阴极反应的主要反应。在自然界中自然铜存量极少，一般多以金属共生矿的形态存在。铜矿石中常伴生有多种重金属和稀有金属，如金、银、砷、锑、铋、硒、铅、碲、钴、镍、钼等。根据铜化合物的性质，铜矿物可分为自然铜、硫化矿和氧化矿三种类型，主要以硫化矿和氧化矿，特别是硫化矿分布最广，目前世界钢产量的90％左右来自硫化矿。因此，利用电解铜的工艺即铜的提纯获得高纯度的电解铜具有非常的意义。更多关于电解铜工艺的资讯，请登录上海有色网查询。

从铜矿中开采出来的铜矿石，经过选矿成为含铜品位较高的铜精矿或者说是铜矿砂，铜精矿需要经过冶炼提成,才能成为精铜及铜制品。　　目前，世界上铜的冶炼方式主要有两种：即火法冶炼与湿法冶炼(SX-EX)　　　1. 火法:　　通过熔融冶炼和电解精火炼生产出阴极铜，也即电解铜，一般适于高品位的硫化铜矿。　　　除了铜精矿之外,废铜做为精炼铜的主要原料之一，包括旧废铜和新废铜，旧废铜来自旧设备和旧机器，废弃的楼房和地下管道；新废铜来自加工厂弃掉的铜屑(铜材的产出比为50%左右),一般废铜供应较稳定，废铜可以分为：裸杂铜:品位在90%以上；黄杂铜(电线):含铜物料(旧马达、电路板)；由废铜和其他类似材料生产出的铜，也称为再生铜。　　　2.湿法:　　　一船适于低品位的氧化铜，生产出的精铜称为电积铜。　　3. 火法和湿法两种工艺的特点　　比较火法和湿法两种铜的生产工艺，有如下特点：　　(1)后者的冶炼设备更简单，但杂质含量较高，是前者的有益补充。　　(2) 后者有局限性，受制于矿石的品位及类型。　　(3) 前者的成本约在70-80美分/磅(约合1540-1760美元/吨)，后者仅为30-40美分/磅(约合660-880美元/吨)。　　可见，湿法冶炼技术具有相当大的优越性，但其适用范围却有局限性，并不是所有铜矿的冶炼都可采用该种工艺。不过通过技术改良，这几年已经有越来越多的国家，包括美国、智利、加拿大、澳大利亚、墨西哥及秘鲁等，将该工艺应用于更多的铜矿冶炼上。湿法冶炼技术的提高及应用的推广，降低了铜的生产成本，提高了铜矿产能，短期内增加了社会资源供给，造成社会总供给的相对过剩，对价格有拉动作用。1997年铜的期价由1996年的2600美元/吨高位跌至目前1998年11月的1600美元/吨左右，与湿法冶炼工艺比重的大大提高导致大量低成本铜上市有着直接的关系。　　目前由于铜的平均生产成本在1400-1600美元/吨(64-73美分/磅)，期价下跌是价格向价值的合理回归，随着冶炼工艺中其比重的不断增加，铜的价格走向将会受到越来越深远的影响。据报道，目前湿法炼铜最低成本只有20美分/磅(合450美元/吨)，最高77美分/磅(合1697.5美元/吨)，平均约低于50美分/磅(合1100美元/吨)。需要指出的是，在1995年湿法炼铜的平均生产成本还只有39美分/磅，近来湿法炼铜平均生产成本有所上升，主要是由于湿法炼铜工艺推广到了处理铜的硫化矿物的缘故。湿法炼铜工艺较适合处理铜的氧化矿物和贫矿，而处理硫化矿物及较富矿石时，或当矿山地处寒冷地区，采用湿法炼铜工艺，其生产成本亦较高，多在50美分/磅以上。　　中国自70年代开始研究从低品位铜矿中提取铜技术，1983年建立了第一座湿法冶炼铜的工厂，年产120吨，近来由于引进了国外优良的铜莘取剂，加上地方铜工业的发展，现在已建成了几十座小型的湿法冶炼厂，规模从几百到2000吨不等，但年产铜仅1.5万吨，这与我国年产精炼铜100万吨的规模相比远远不够。目前我国铜的生产成本大约在18500元左右，远远高于世界平均水平1477美元(67美分)。"95"期间国家计委和中国有色金属工业总公司把湿法冶炼项目列为重点攻关项目，在德兴铜矿、玉龙铜矿、大冶铜录山铜矿等地建几个示范工厂，经过几年努力，估计至本世纪末我国的湿法技术会有较大发展，届时年产能估计可达5万吨以上。　　据统计，1980年湿法炼铜的精铜产量占世界精铜产量的2.5%，1994年该比重提高到10%，1997估计提高到18%预计最终湿法产铜的比例将提高到25-35%之间。　　单位：万吨1980199419971998湿法产铜比重2．5%10%18%20-25%湿法产铜量24108172．3225

铜铅别离工艺： 铜铅别离有两种计划：一是浮铜抑铅，二是浮铅抑铜。 常用的办法有如下几种： (1)重铬酸盐法。这是一种比较传统的办法，用重铬酸盐按捺方铅矿，完成抑铅浮铜。这种办法对被铜离子活化过 的方铅矿按捺力差，当矿石中含有易氧化的次生硫化铜矿藏 时，不宜运用此法。这种办法关于受过氧化的方铅矿按捺效果更好，但因为此法对环境有污染，选用这种办法的选厂日 趋削减。 (2)法。对黄铜矿按捺力较强，但对方铅矿几乎不发生按捺作用，因而使用这种办法能够抑铜浮铅， 并得到较好的作用。当矿石中次生铜矿藏多时，因对 次生铜矿藏按捺作用弱，且耗费多，故常选用加硫酸锌法加强对铜矿藏的按捺作用。 因为有剧毒，且能溶解贵金属，故应尽量少使 用，推行无工艺。 (3)氧硫法。这种办法是用二氧化硫或盐组合其他按捺剂来按捺方铅矿浮选黄铜矿。氧硫法常用的组合有： 二氧化硫(或)+淀粉;;硫代硫酸钠 。选用这种办法时，因为盐类也按捺闪锌矿和黄铁矿，所以稠浊在混合精矿中的锌、铁硫化物会进入 铅精矿，使铅精矿质量较差，但铜精矿质量较高。 假如方铅矿被铜离子活化过，别离作用欠好，不宜选用 此法。(4)羧甲基纤维素( CMC)+ 水玻璃(或焦磷酸钠)法。 某矿选用羧甲基纤维素与水玻璃按质量比1:100的混合剂或羧甲基纤维素与焦磷酸钠按质量比1:100的混合剂分选铜铅 混合精矿，抑铅浮铜取得了较好的目标。详细的药剂份额， 可根据详细情况经过实验来断定。加温法。这种办法是先用蒸气把铜铅混合精矿加温 到℃左右，在酸性或中性矿浆中，方铅矿表面的捕收剂 解吸下来，表面氧化亲水，而黄铜矿依然上浮。选用这种方法不用另加其他药剂，所得的铜精矿档次高，含铅、锌低。 别的，因为不需参加其他药剂，能够削减污染

 锻打铜技术要求锻打铜胎,其技术是先用陶泥塑出其型,分体翻制出各 器,再用铜丝做斑纹 物 琅缠枝莲纹三足炉 部位陶范,以陶范再翻铸成低熔点台金铅 刻于器物的口沿、盖 中博 双龙环抱款均被认 锡凹凸套模。紫红色光泽的金属，密度8.92克/厘米3。熔点1083.4±0.2℃，沸点2567℃。常见化合价+1和+2（3价铜仅在少量不安稳的化合物中呈现）。电离能7.726电子伏特。铜是人类发现最早的金属之一，也是最好的纯金属之一，稍硬、极坚韧、耐磨损。还有很好的延展性。导热和导电功能较好。古人是籽熟铜锤打成相 充满着偷工减料的搪瓷器 华物 时人的喜爱。民族传统和现代科技技术的完美结合，使产品具有了较高的有用、欣赏、保藏价值。真实的搪瓷器考究胎薄平光,当时市面上的高仿搪瓷器如果是锻打铜胎,则能到达胎薄体轻,需求当心对待;如遇是铸胎器,胎体厚重,拿在手中便知真伪,简单断定为伪器。铜和它的一些合金有较好的耐腐蚀才能，在枯燥的空气里很安稳。但在湿润的空气里在其表面能够生成一层绿色的碱式碳酸铜[Cu2（OH）2CO3]，这叫铜绿。可溶于硝酸和热浓硫酸，略溶于。简单被碱腐蚀。络铜是一种广谱保护性菌剂,其主要成分铜络离子,可使病菌细胞原生质变性而导致病菌逝世,又叫消病灵、胶铜、克病增产素、瑞枯霉。对人畜低毒,由于含有多种微量元素,纯红铜特性：高纯度，安排细密，含氧量极低。无气孔、沙眼、疏松，导电功能极佳，电蚀出的模具表面精度高，经热处理技术，电极无方向性，合适精打，细打，功能与日本纯红铜适当。

某地斑岩型铜矿，铜储量达大型规划，且伴生钼、金、银等有用资源，铜钼嵌布粒度极细，且含有石墨，铜钼别离问题长时间未得到解决，没有开发运用。咱们经过对该矿的物质组成进行深入研讨，断定此矿不宜细磨深选别离铜钼，而应选用选冶联合流程，先由选矿适度分选，精矿再经湿法冶金别离铜钼，并使伴生的金银得以有用的运用。 铜钼精矿为斑岩铜矿原矿经浮选取得的，粒度为-0.045mm占89.81%，该精矿中首要金属为铜(25125%)，其次为钼(8118%)，精矿中伴生的贵金属含量较高铜钼精矿中铜矿物首要是黄铜矿，其次是斑铜矿;钼矿首要是辉钼矿。因而，拟定铜钼别离提取技能计划时有必要考虑有利于金银的归纳收回。 该精矿的铜档次已达铜精矿要求，可直接入炉，但在火法冶炼条件下，钼将蒸发，不方便收回;精矿中的铜大多数为黄铜矿，这种原生铜矿选用湿法工艺不易直接浸出，辉钼矿也是原生硫化矿，不能直接浸出，因而要湿法别离铜钼，有必要对精矿进行活化。实验研讨了焙烧-硫酸浸出、焙烧-碳酸钠浸出、焙烧-浸出、次氯酸纳直接浸出等计划的铜钼浸出作用和别离状况，经过多计划分化铜钼精矿的实验，归纳比较可知焙烧———纯碱浸出计划为一条较好的实验计划，它有几个长处:(1)可在浸出阶段别离铜钼，(2)浸出液杂质少，便于净化收回钼，(3)浸出剂来历广泛，报价较低，且浸出进程不腐蚀设备。因而，选定焙烧———纯碱浸出工艺为首要铜钼别离技能道路，焙烧矿可用水预浸优先收回部分铜，这部分铜的收回工艺简略，本钱较低。 实验流程为:铜钼混合精矿在必定的焙烧温度下焙烧，焙砂用水浸出部分铜，水浸液可用萃取-电积工艺收回铜，水浸渣再用碳酸钠溶液浸出钼，浸钼液可用沉积或萃取法收回钼，浸钼渣可作为铜精矿运用。 为了进步铜钼混合精矿的浸出活性，运用焙烧使铜钼矿中的硫化矿转化为氧化物或硫酸盐，然后易于浸出。辉钼矿焙烧氧化为氧化钼后，可溶于纯碱溶液，用纯碱溶液浸出焙烧后的铜钼矿，浸出进程中还伴有硫酸铜与纯碱反响生成碱式碳酸铜的反响。 焙烧浸出铜钼矿的最佳条件为：650℃焙烧30～60min;室温水预浸30～60min，L/S=2;80℃纯碱浸出30～60min，L/S=2，纯碱用量为理论量的175%，实验成果：浸钼渣含Cu27.93%，Mo0.41%，Au13.8g/t，Ag144g/t;浸铜液含Cu14.86g/L;浸钼液含Cu0.007g/L，Mo38.4g/L，钼浸出率96.05%。 被纯碱浸出到溶液中的钼，可从溶液沉积中收回，留在浸钼渣中的铜，可作为优质铜精矿，用水优先浸出的铜可用萃取电积工艺加以收回。 浸钼渣中铜及杂质成分(Pb+Zn0.23%，MgO0.32%，Bi0.008%，As0.11%)契合YS/T318铜精矿质量标准二级品要求，并含有金银等有价元素，在精矿出售时能够计价。  对某地难选铜钼混合精矿进行了焙烧-纯碱浸出别离收回的工艺研讨，经650℃焙烧后，优先用水浸出部分铜，这部分铜可用萃取-电积工艺收回。浸铜渣用纯碱浸出钼，钼浸出率达96.05%，浸出液中的钼可用沉积法收回。铜在浸钼渣中的收回率为85.56%，浸钼渣可作为铜精矿出售。

铜冶炼新工艺，其工艺流程是：首先将铜精矿进碾矿机碾细至２００目－４００目，再经摇床重选分离出三种品种：含铜量达９０％以上铜精粉，中矿、尾矿，其中铜精粉经脱水后直接进入熔炼炉熔炼；中矿回流碾矿机；尾矿进入浮选，浮选出含铜量９０％以上的铜精粉经脱水后进熔炼炉熔炼；经熔炼炉熔炼所得粗铜最后经电解得精铜成品；本发明克服了传统铜冶炼以炉炼为主，空气污染严重，能源消耗高，生产成本高，产品质量差，产品总回收率低的问题，本发明重在选矿，加大低能耗的选矿力度，减少高能耗的冶炼炉的使用，提高了产品的回收率，大大降低了生产成本。　铜冶炼技术的发展经历了漫长的过程，但至今铜的冶炼仍以火法冶炼为主，其 产量 约占世界铜总 产量 的85%。1)火法冶炼一般是先将含铜百分之几或千分之几的原矿石，通过选矿提高到20－30％，作为铜精矿，在密闭鼓风炉、反射炉、电炉或闪速炉进行造锍熔炼，产出的熔锍(冰铜)接着送入转炉进行吹炼成粗铜，再在另一种反射炉内经过氧化精炼脱杂，或铸成阳极板进行电解，获得品位高达99.9％的电解铜。该流程简短、适应性强，铜的回收率可达95％，但因矿石中的硫在造锍和吹炼两阶段作为二氧化硫废气排出，不易回收，易造成污染。近年来出现如白银法、诺兰达法等熔池熔炼以及日本的三菱法等、火法冶炼逐渐向连续化、自动化发展。2)现代湿法冶炼有硫酸化焙烧－浸出－电积，浸出－萃取－电积，细菌浸出等法，适于低品位复杂矿、氧化铜矿、含铜废矿石的堆浸、槽浸选用或就地浸出。湿法冶炼技术正在逐步推广，预计本世纪末可达总 产量 的20%，湿法冶炼的推出使铜的冶炼成本大大降低。更多有关铜冶炼新工艺请详见于上海 有色 网

中条山有色金属集团有限公司侯马冶炼厂选用澳斯麦特公司浸没式喷顶吹技能吹炼铜锍，出产粗铜。该工艺开始设计时挑选传统的铁橄榄石炉渣Fe/Si02操控在1.4～1.6。吹炼进程过高的氧势导致炉渣Fe304含量升高，炉渣黏度添加，简单发生泡沫化危险，形成安全隐患，钙铁橄榄石炉渣的运用实验旨在处理这些问题。     一、铜顶吹吹炼工艺简介     铜锍顶吹吹炼炉为一个立式圆柱型冶金炉，熔炼系统的热铜锍经过溜槽和堰体进入顶吹吹炼炉，冷铜梳和熔剂经过皮带系统从炉顶孔口参加炉内，高温熔池内的铜锍与浸没式喷供给的氧反响造渣脱硫，最终出产出含铜99%以上、含硫0.2%的合格粗铜。顶吹炉能够单炉作业，也能够接连吹炼，炉渣经过溜槽进入水淬系统，作为返料回来熔炼系统，粗铜经过溜槽转运到粗铜精粹系统。烟气经余热锅炉收回余热和电收尘除尘后，送制酸系统出产硫酸。与传统PS转炉吹炼工艺不同的是，整个吹炼进程都是在厚厚的炉渣中进行，喷风先氧化炉渣，过氧化炉渣在剧烈的拌和条件下与铜锍触摸完结脱硫造铜反响。    （一）工艺流程图（图1）     （二）顶吹吹炼炉简介     吹炼炉高12.7m，直径5.24m，选用喷富氧顶吹吹炼，喷供风压力280～300kPa，流量480m3/Min。吹炼炉炉型是钢壳圆柱体，内衬耐火材料，炉顶和烟道斜坡选用钢纤维浇注料，炉顶有喷孔口、加料口和备用燃烧器口，炉子最底部是粗铜排放口，在距炉底900mm高度为排渣口，距炉底1200mm高度为与堰体的连接口。炉体结构示意图见图2。    （三）运用铁橄榄石炉渣吹炼炉操作参数     吹炼炉具体操作参数如下。进料办法：经过堰体参加约50%热铜锍，经过皮带系统参加约50%冷铜锍；铜锍档次58%～62%；炉温操控：一周期1250℃，二周期1300℃；喷位操控：头高于炉内理论金属相界面200mm；渣型操控：Fe/Si02＝1.2～1.6，Fe304 15%～20%；供风压力280～300kPa；粗铜档次＞99%。     （四）运用铁橄榄石炉渣存在的问题     铜顶吹吹炼进程中，炉内熔体需求坚持必定厚度的渣层，参加反响的大部分氧靠渣来传递，吹炼时喷鼓入渣层的空气首要氧化渣层，靠熔体剧烈搅动使渣层与铜锍触摸到达造渣脱硫的意图，这样炉渣简单过氧化而发生泡沫渣，这是顶吹吹炼带给操作工艺的一大难题。吹炼炉炉渣泡沫化与炉渣的过氧化程度密切相关。分析FeO-Fe2O3-SiO2系相图，系统平衡氧分压的上升会导致Fe3O4固态分出，所以要使铁橄榄石渣坚持为熔融均相，需求坚持更高的操作温度，使Fe3O4熔于铁橄榄石渣，否则就会因磁铁分出添加炉渣黏度，导致严峻的泡沫渣事端。出产实践中，为了操控炉渣Fe3O4过量，往往采纳较低的炉渣Fe/Si02和较高的炉温操控手法，但这些操控办法添加了吹炼炉出产成本，一起也影响炉衬寿数。经过调整渣型操控炉渣Fe3O4含量一直是吹炼炉出产运用的技能攻关方针之一。

铜尾矿选矿工艺目前采用常规工艺回收选铜尾矿中低品位铁闪锋矿及锡石矿物存在 回收效果较差、经济效益低甚至亏本的问题，提出一种包括分级脱泥、锋硫混选-分离、摇床 选锡等道工序组合的选矿工艺，可实现选铜尾矿中低品位铁闪锋矿及锡石矿物经济高效回收。 引发明是运样实现的：一种从选铜尾矿中回收低品位铁闪锋矿及锡石矿物选矿工 艺，由分级脱泥流程、锋硫混选-分离流程、摇床选锡流程构成，具体操作如下： 首先是分级脱泥流程:将选铜尾矿输送至。250mm旋流器组A中在0.06~0.IOMPa压力 条件下进行分级，得到沉砂和溢流两个产品，溢流采用。 75mm旋流器组B在0.20~0.25MPa 压力条件下进行脱泥，得到沉砂和溢流两个产品； 然后将上述旋流器组A和旋流器组B的沉砂合并进入锋硫混选一分离流程:将合并后的 沉砂加水调节浓度至38~45%，并依次加入1000~2500g/t浓硫酸、40~lOOg/t下基黄药和 20~60g/t松醇油，揽拌均匀后进入由粗选、精选、扫选作业组成的锋硫混选闭路浮选流程 的粗选作业产出粗选精矿A和粗选尾矿A，在所述的锋硫混选闭路浮选流程粗选作业产出的 尾矿A中分别加入30~60g/t硫酸铜和15~50g/t下基黄药，由锋硫混选闭路浮选流程的扫 选作业产出尾矿B;粗选精矿A由锋硫混选闭路浮选流程的精选作业精选后产出精矿B. 然后 对精矿B进行细磨至-37]im粒级含量占70%~80%，再进入由粗选、精选、扫选作业组成的锋硫 分离闭路浮选流程，在粗选、精选作业步骤中还需加入石灰，加入的石灰量按锋硫粗精矿量计算为6000~lOOOOg/t;在矿浆抑=10~12条件下进行锋硫分离选别，精矿端产出锋精矿， 尾矿端产出硫精矿； 最后，将尾矿B输送至摇床选锡流程，通过由二段摇床组成的选锡流程得到锡粗精矿C和选锡尾矿C两个产品；将锡粗精矿C进行脱硫处理后得到锡粗精矿D，接着将锡粗精矿D采 用摇床进一步精选，得到锡精矿、锡富中矿和精选尾矿=个产品，其中精选尾矿返回二段摇 床选锡流程循环再选;选锡尾矿C与旋流器组B的溢流合并成为总尾矿，直接抛尾。

我国具有丰厚的铜金矿石，一般选用浮选法产出金铜精矿再进行冶炼。含铜1%～6%的金精矿，选用惯例的焙烧－酸浸－化工艺，铜金的回收率都能到达很抱负的成果；但关于含铜大于10%高铜金精矿，选用该惯例工艺，酸浸率只要93%左右，酸浸渣中仍含有很多铜。将形成2方面的影响：一是铜回收率低，经济效益差；二是铜是影响金化浸出的有害元素，它的存在不光使金的浸出率下降，并且还会大大地添加耗费。因而，该类精矿根本上是外售其他冶炼厂配矿用，既添加了金属丢失，又添加运费，还形成资金的积压。针对上述情况，对该惯例工艺流程进行改善，提出新的流程以能满意高铜金精矿提取金铜的要求。 一、试验 （一）试验质料 试验质料来自东北某矿山的浮选高铜金精矿，粒度－0.044mm占93.34%。含金25.27g/t、银71.66g/t，其他成分(%)：Fe 37.2、Cu 12.51、S 28.62、Ca 1.07、Al 2.4、Mn 0.026、Si 6.61、Mg 0.13、As 0.02、Pb 0.022、Zn 0.12、其他11.272。矿样中80%以上为黄铜矿，其次为黄铁矿(10%～15%)，再次为铜蓝、磁黄铁矿等。 （二）试验进程 铜金精矿的焙烧试验在8kW马弗炉内进行，铂铑热电偶测温，可控硅电源控温。酸浸试验在置于恒温电加热水浴的玻璃反响釜中进行，用JJ－1型精细电动拌和器拌和。化浸出在化滚瓶上进行。 二、试验成果与评论 （一）焙烧温度试验 取铜金精矿置于刚玉盘内，于马弗炉中在不同温度下焙烧2h。将得到的焙砂进行酸浸：初始酸浓度3g/L，液固比4∶1，酸浸时刻2h，酸浸温度80℃。将酸浸渣洗刷后，置于滚瓶中，在常温下化浸出。浸出条件∶液固比L/S＝2，矿浆pH＝10.5，NaCN用量8kg/t，浸出36h。试验成果见表1。 表1  不同温度焙烧试验成果 从表1可知，600℃焙砂浸出铜的浸出率最高，这阐明，在此温度下，含铜金精矿硫酸化作用最好，发生的可溶性硫酸盐和易浸氧化物比率最高。跟着温度的升高，硫酸化比率下降，温度到达650℃以上时，会有很多铁酸铜生成，形成铜的浸出率急剧下降。 从表1可知，浸铜渣化浸出，可得到较高的金回收率，且比较安稳，都在98.5%以上。其间600℃的浸出率到达99.03%，阐明此铜金精矿焙烧后，焙砂中的金为易浸金。 在600℃时铜和金的浸出率均比较高，因而，选定焙烧温度为600℃。 （二）焙砂酸浸试验 从表1可知，一段酸浸渣中含铜在1%以上，含铜较高，致使浸出渣浸金时，NaCN耗费过多，一起铜的回收率偏低。在焙烧温度600℃下，对焙砂采纳二段凹凸酸浸出流程调查铜的浸出率。因为一段酸浸的浸出率在93%左右，并且比较安稳，因而，首要调查二段浸出的条件来进步铜的浸出率。固定一段浸出条件，别离调查液固比、温度、时刻和浸出酸浓对铜的二段浸出率的影响。经过上述一系列条件试验，得到的优化条件如下：一段浸出条件：3g/LH2SO4，L/S=4，T=80℃，t=90min;二段浸出条件：150g/L H2SO4,L/S=2,T=80℃，t＝90min，进行归纳试验，试验成果标明：在优化试验条件下，铜的均匀浸出率为98.22%。 为了能进一步进步铜浸出率，对浸渣进行了工艺矿藏学分析。显微镜及扫描电镜调查标明，浸渣中的铜首要以剩余硫化铜的方式存在，首要是焙烧前部分包裹于黄铁矿、石英等矿藏中的黄铜矿，在焙烧进程中氧化不完全或未氧化所造成的。在工业生产上，假如欢腾焙烧操控的好，铜的回收率还会再进步。因而，进步铜浸出率的要害仍是在于焙烧工序，在焙烧进程确保铜硫酸化完全，防止部分过热、氧化不完全现象。 （三）铁、钙和镁等杂质离子的浸出 浸出进程中，硫酸不只与铜的矿藏反响将其浸出，并且硫酸也与矿石中的碱性脉石、铁作用，此也为影响铜浸出率的重要因素，一起铁离子的浸出对后续的电积工序也有影响，改动酸浓度调查铁、钙和镁等杂质离子的浸出。 操控液固比L/S=2∶1，浸出温度80℃，浸出时刻90min，改动浸出硫酸浓度，调查铁、钙和镁浸出，试验成果见表2。 表2  硫酸浓度对Fe、Ca、Mg浸出的影响由表2可知，跟着硫酸测验的增大，Fe、Mg的浸出率明显进步；Ca的浸出率略有下降，这是因为跟着硫酸浓度的升高，硫酸钙的溶解度减小，导致硫酸钙沉积在浸渣中。在优化条件下，硫酸浓度为150g/L时，溶液中铁离子的浓度为18.75g/L，因为电积进程要求铁的浓度小于3g/L，因而，在二段浸出后添加中和除铁才干进入铜萃取电积工段。 （四）酸浸渣化试验 浸渣振磨后，置于化滚瓶中。在常温下化浸出，浸出L/S=2，矿浆pH=10.5，参加NaCN，浸出36h，浸出结束后，过滤、洗刷浸出残渣，枯燥。化成果见表3。 表3  用量对Au、Ag浸出率的影响 由表3可知，金的浸出率随用量的增大，根本安稳，用量到达6kg/t时，金的浸出率到达99.14%；与焙烧温度下的化试验比照，焙砂酸浸渣中的铜的削减，有利于进步金的回收率。银的浸出率跟着用量的增大逐步进步，但全体浸出率偏低。工艺矿藏学分析成果标明，化渣中银的各物相的份额别离为(%)：水溶银0.01、氯化银0.04、0.37、金属银0.56、硫化银10.38、铁矿藏包裹银34.48、其它矿藏(SiO2)包裹银54.17。可知，因为很多氧化铁杂质和SiO2的存在，对银起了“包裹”作用，在化浸出进程中，阻止了CN-与Ag的充沛触摸，从而使这部分银难以浸出。 三、引荐工艺流程 依据上述试验成果，引荐选用图1的准则流程来处理高铜金精矿。图1  高铜金精矿提取金铜准则工艺流程图 四、定论 （一）600℃焙烧时，含铜金精矿硫酸化作用最好，焙砂浸出所得铜浸出率最高；铜金精矿焙烧后，焙砂中的金为易浸金； （二）二段酸浸条件下，一段浸出操控条件：3g/LH2SO4，浸出矿浆液固比4∶1，浸出温度80℃，浸出时刻90min；二段浸出操控条件：150g/L H2SO4，浸出矿浆液固比2∶1，浸出温度80℃，浸出时刻90min，铜的均匀浸出率为98.22%； （三）焙烧工序是进一步进步铜的浸出率的要害，只要在焙烧进程确保铜硫酸化完全，防止部分过热、氧化不完全现象，才干进一步的进步铜的浸出率； （四）金的浸出率随用量的增大而进步，根本安稳，用量到达6kg/t时，化36h，金的浸出率达99.14%；银的浸出率跟着用量的增大逐步进步，但全体浸出率偏低； （五）酸浸渣中铜的削减有利于进步金的回收率，一起削减的耗费。

铅锌矿浮选工艺 浮选法是运用矿藏表面的物理化学性质差异来选别矿藏颗粒的进程,旧称浮游选矿,是运用最广泛的选矿办法。简直一切的矿石都可用浮选分选。 用浮选处理多金属共生矿藏，如从铜、铅、锌等多金属矿矿石中可别离出铜、铅、锌和硫铁矿等多种精矿，且能得到很高的选别目标。 浮选工艺各种浮悬工艺的理论基础大体相同，即矿粒因本身表面的疏水特性或经浮选药剂效果后取得的疏水(亲气或油)特性，可在液-气或水-油界面发作集合。现在运用最广泛的是泡沫浮选法。矿石经破碎与磨碎使各种矿藏解离成单体颗粒，并使颗粒巨细契合浮选工艺要求。向磨矿后的矿浆参加各种浮选药剂并拌和谐和，使与矿藏颗粒效果，以扩展不同矿藏颗粒间的可浮性不同。调好的矿浆送入浮选槽，拌和充气。矿浆中的矿粒与气泡触摸、磕碰，可浮性好的矿粒挑选性地粘附于气泡并被带着上升成为气-液-固三相组成的矿化泡沫层，经机械刮取或从矿浆面溢出，再脱水、枯燥成精矿产品。不能浮起的脉石等矿藏颗粒，随矿浆从浮选槽底部作为尾矿产品排出。有时，将无用矿藏颗粒浮出，有用矿藏颗粒留在矿浆中，称为反浮选，如从铁矿石中浮出石英等。 浮选药剂浮选时运用各种药剂来调理浮选物料和浮选介质的物理化学特性,以扩展浮选物料间的疏水-亲水性(即可浮性)不同，进步浮选功率。常用的浮选药剂分捕收剂、起泡剂和调整剂三大类 捕收剂自然界中除煤、石墨、硫黄、滑石和辉钼矿等矿藏颗粒表面疏水，具有天然可浮性外，大多数矿藏颗粒的表面是亲水的。为改进可浮性，需增加使矿藏颗粒疏水的捕收剂，即极性捕收剂和非极性捕收剂。极性捕收剂由能与矿藏颗粒表面发作效果的极性基团和起疏水效果的非极性基团两部分组成。当这类捕收剂吸附于矿藏颗粒表面时，其分子或离子呈定向摆放，极性基团朝向矿藏颗粒表面，非极性基团朝外构成疏水膜，使矿粒具有可浮性。 选别铜、铅、锌、铁、镍与锑等硫化矿藏时，常用各种有机硫代化合物作为捕收剂。具代表性的是：①烷基(乙、丙、丁、戊基等)二硫代碳酸钠(或钾)，如CH3CH2OCSSNa,又称,俗称黄药;②烷基二硫代磷酸或其盐类，如(RO)2PSSH，式中R为烷基，俗称黑药。烷基二硫代基盐以及黄药的酯类衍生物等，也是硫化矿藏常用的捕收剂。 起泡剂具有亲水基团和疏水基团的表面活性分子，定向吸附于水-空气界面,下降水溶液的表面张力，使充入水中的空气易于弥散成气泡，并发生安稳的泡沫。起泡剂与捕收剂有联合效果,一起吸附于矿藏颗粒表面,促进矿藏上浮。常用的起泡剂有松醇油(我国俗称二号油)、酸、混合脂肪醇、异构的己醇或辛醇、醚醇类以及各种酯类等。 调整剂按用处不同分：①pH值调整剂。经过调理矿浆酸碱度，操控矿藏表面特性、矿浆化学组成以及各种药剂的效果条件，改进浮选效果。常用的有石灰、碳酸钠、和硫酸等。②活化剂。能增强矿藏同捕收剂的效果才能，使难浮矿藏遭到活化而被浮起。如用硫酸铜处理难于同黄药效果的闪锌矿，在矿藏表面构成硫化铜掩盖薄膜,能被捕收浮选;或用活化铅、铜氧化矿后，再用黄药浮选等。③按捺剂。进步矿藏亲水性或阻挠矿藏同捕收剂效果，使其可浮性遭到按捺。如用石灰按捺黄铁矿，用硫酸锌及按捺闪锌矿，用水玻璃按捺硅酸盐脉石等。运用淀粉，栲胶(单宁)等有机物作按捺剂，可使多种矿藏浮选别离。④絮凝剂。使矿藏细颗粒集合成较大颗粒，以加速其在水中的沉降速度;运用挑选性絮凝可进行絮凝-脱泥及絮凝-浮选。常用的絮凝剂有聚酰胺和淀粉等。⑤涣散剂。阻挠细矿粒集合，使之处于单体涣散状况，效果与絮凝剂相反，常用的有水玻璃、磷酸盐等。　　浮选药剂的用量随药剂品种、矿石性质、浮选条件及流程特色等要素而改变。一般每吨矿石只用几克、数十克至数百克，也有多至数千克的。浮悬机是浮选工艺的首要设备。由单槽或多槽串联组成,浮选中矿浆的拌和充气，气泡与矿粒的粘附,气泡上升并构成泡沫层被刮出或溢流出等进程，都在浮选槽内进行。按拌和和充气办法的不同，可分5种：①机械拌和式。拌和和充气都由机械拌和器完成。有离心叶轮、星形转子和棒形转子等类型。拌和器在浮选槽内高速旋转，驱动矿浆活动，在叶轮腔内发生负压而吸入空气。 ②充气机械拌和式。除机械拌和外，再向浮选槽中充入低压空气。 ③充气式。靠压入空气进行拌和并发生气泡，如浮选柱和泡沫别离设备等。 ④气体分出式。用下降压力办法或先加压后降至常压的办法，使矿浆中溶解的空气分出，构成微泡。 ⑤压力溶气式。运用高压将充入的空气预溶于水,然后在常压下于浮选槽内分出,构成很多微泡。 浮选流程包含磨矿,分级,调浆及浮选的粗选、精选、扫选作业。有一段磨浮流程;分段磨矿-浮选的阶段磨浮流程;精矿或中矿再磨再选流程。浮选产出粗精矿的作业称粗选;粗精矿再选作业称精选;尾矿再选作业称扫选。收回矿石中多种有用矿藏时，不同矿藏先后浮选的流程称优先浮选或挑选浮选;先将有用矿藏悉数浮出后再行别离的流程，称混合-别离浮选。工业生产时有必要针对矿石的性质和对产品的要求，选用不同的药方和浮选流程。铜矿浮选硫化铜矿藏常用黄药(捕收剂)，松醇油(起泡剂)和石灰(调整剂)等药剂处理后浮选，以与脉石及共生的硫化铁矿藏别离。大多选用优先浮选。氧化铜矿一般用活化后再加黄药浮选，或直接用脂肪酸作捕收剂浮选。 铅锌矿浮悬选用优先浮选流程时，用硫酸锌、按捺闪锌矿,用黄药浮选方铅矿;然后用硫酸铜活化并再加黄药浮选闪锌矿。选用混合浮选流程时，先用黄药将铅、锌矿藏同时浮出;再对混合精矿用硫酸锌、按捺锌矿藏，浮出铅矿藏。现在许多选矿厂选用及其盐类替代。

铜钼别离：铜钼混合精矿别离有两种计划：一是抑铜浮钼，是最主要的选矿办法。二是抑钼浮铜。后一办法只要少量选厂选用，并用糊精按捺辉钼矿。浮钼抑铜进行铜钼别离的按捺剂计划有： (1)法; (2)+蒸汽加温法; (3)单一法; (4)+法; (5)诺克斯药剂(或它与合用)法; (6)铁及亚铁法; (7)次或法; (8)硫基乙醇等有机按捺剂法。 铜钼别离：、、砷或磷诺克斯药剂按捺以黄铜矿、斑铜矿为主的铜矿藏较有用;硫化铵、铁及亚铁、氧化剂、次氯酸盐及按捺次生硫化铜矿藏较有用。巯基乙醇等有机按捺剂是新研发的无毒高效钼的伴生硫化物按捺剂，正在推行之中。为了改进铜钼别离作用常选用的办法有： (1)浓缩脱药。混合精矿别离之前，先进行浓缩脱药，除掉进入混合精矿中的过剩药剂，确保搅拌和粗选在适合的浓度下进行。 (2)蒸汽加温。国外一些铜钼选厂在铜钼别离前，对铜钼混合精矿进行蒸汽加温(85～90℃)，有时还参加适量石灰(0.8～1.2kg/t精矿)，鼓入氧气或空气。其意图是经过解吸和分化损坏混合精矿表面的捕收剂膜。不少国家把+加温(蒸吹)法视为铜钼精矿别离的最佳计划，此法是在运用硫化物按捺铜矿藏的一起，沿浮选作业线用蒸汽直接加温(60～75℃)矿浆，这样不只加快了捕收剂的解吸和分化，还减缓了硫化物的氧化，大大地下降了硫化物用量，改进了别离目标。 (3)分段增加。法是铜钼别离最常用的办法，它能够按捺非钼的一切金属硫化矿藏，其用量动摇规模很大，可在2～30kg/t内动摇。选用分段增加较有利，常将一部分溶液增加到拌和槽中，而另一部分以固体方式放在粗选和精选的泡沫槽中，运用溶解时宣布的热量使矿浆温度升高，以增强其按捺作用。 (4)用氮气浮选。铜钼别离浮选中运用的按捺剂，如、钠、诺克斯药剂中的或易氧化而失掉按捺作用。因为铜钼别离循环，精选次数多(6～8次)，作业线长，这些药剂因氧化而增大耗量更为杰出。为了防止药剂氧化、下降用量，铜钼选厂用氮气替代空气作充气介质进行铜钼别离浮选取得了明显的经济作用，可使诺克斯药剂用量下降50%～70%。

一、铜、铅、锌硫化矿的可浮性 (一)铜矿藏的可浮性 1、黄铜矿CuFeS2，含Cu 34.57%。斑岩铜矿。 捕收剂：初级黄药、黑药。 机理：化学吸附，与铜离子作用生成黄原酸铜;物理吸附，以双黄药方式吸附与Fe3+离子表面。 按捺剂：CN-、NaCN、kCN、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]，均在碱性介质中运用。H2O2、NaClO经过过氧化作用而下降其可浮性，在酸性介质中运用。 活化剂：CuSO4。 2、辉铜矿和铜兰的可浮性(归于次生铜矿) 辉铜矿Cu2S:含Cu 79.83%，天然可浮性最好。 铜兰 CuS:含Cu 64.4%，天然可浮性很好。 捕收剂：初级黄药，黑药，PH值1~13。 机理同上。 按捺剂：Na2OS3、Na2S2O3、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]、Na2S，均在碱性介质中运用。 按捺作用较差。 特色：这两种矿藏均性质较脆，磨矿易泥化，溶解性也相对较大，收回率较低，矿浆中的[Cu2+]离子含量高，形成按捺困难，且简单活化其它矿藏，致使浮选选择性差。 3、斑铜矿 Cu5FeS4，Cu含量 63.3%，可浮性介于上述(1)、(2)两种矿藏之间。 捕收剂同上，PH值5~10。 按捺剂：CN-、石灰在碱性介质中运用。 一般规则：(1)凡不含铁矿藏，可浮性类似，CN-、石灰对它们的按捺弱。 (2)凡含铁矿藏，CN-、石灰在碱性介质中能够按捺其可浮性。 (3)含铜量越高，可浮性越好。 (二)铅矿藏的可浮性 代表性矿藏为方铅矿。PbS含Pb 86.6%，立方晶体结晶，天然可浮性较好。 捕收剂： 1、PH值 2、PH值在9.5~10.5之间用高档黄药捕收。 3、PH值>10.5后方铅矿受必定的按捺。 捕收机理为化学吸附，产品为黄原酸铅。 按捺剂：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)、Na2S、CaO。按捺后的活化：诺克斯试剂按捺用HCl或酸性介质顶用NaCl活化，后者在酸性介质顶用CuSO4活化。 CN-无按捺作用。(含铁时在外)。 (三)闪锌矿ZnS，含Zn量67.10%。 天然可浮性较1、2均弱。 捕收剂：用Cu2+活化后，用黄药捕收。未活化则黄药无效。 按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2SO3(钠)、Na2S2O3(硫代硫酸钠)。 特色：常有Fe及Cd呈类质同象混入。形成可浮性下降，使按捺更简单。其间Cd需收回，现在Cd均来自从闪锌矿中的收回。 (四)铁硫化矿藏的可浮性 1、黄铁矿的可浮性 FeS2，含S 53.4%。 有必定的天然疏水性，但不充沛，其表面恰当氧化后有利于黄药捕收。过度氧化则可浮性下降。 捕收剂：在弱酸性介质中，用黄药捕收。 机理：电化学吸附机理。黄药首要被氧化成双黄药，黄药中的孤对电子和Fe2+离子的空轨迹结合，经过孤对电子的给予黄药吸附在矿藏表面。 按捺剂：石灰，。 活化剂：石灰按捺用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附; 按捺用硫酸铜活化。 2、磁黄铁矿 Fe1-xS，x：0.1~0.2，其可浮性弱于黄铁矿，用高档黄药捕收，按捺剂同黄铁矿。 二、铜、铅、锌、硫的别离(各种硫化矿的简称) (一)铜、硫别离 办法：取决于矿石性质。主要有下列两种办法。 1、优先浮选：适用于细密块状矿石，在比较粗的磨矿粒度条件下Cu与S能充沛单体解离。 次序：按捺硫先浮铜。 2、混合浮选：适用于矿石中Cu与S结合严密，Cu与S的集合体粒度较粗，而单体矿藏粒度较细时，用混合浮选先甩出合格尾矿，再把Cu与S混合精矿再磨脱药，再选别离。 条件：Cu的捕收剂为黄药或黑药，石灰做pH值调整剂及铁矿藏的按捺剂，必要时参加辅佐按捺。活化剂：只要石灰按捺，用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附;合作按捺后用硫酸和硫酸铜活化。 (二)铅、锌别离 优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收方铅矿。 捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。 按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。 活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 (三)铜、锌别离 优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收铜矿藏。别离难度大于2的铅锌别离，应加强对锌的按捺。 捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。 按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。 活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 (四)铜、铅别离 一般为铜铅的混合精矿别离，先脱药，再优先浮选。 脱药办法：机械法，再磨脱药，拌和洗刷脱药，Na2S脱药，活性炭吸附脱药，加温，焙烧等。 1、按捺铅浮铜 适用于次生铜矿，Cu2+离子溶解较多不易按捺的状况。 按捺铅：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)和Na2S合作运用; 或氧硫法：1)SO2(或)+淀粉;2)，;3)硫代硫酸钠+或硫酸亚铁;4)碳酸钠十硫酸亚铁。 2、按捺铜浮铅 适用于原生铜矿。捕收剂：黄药、黑药，PH值9~9.5，用CaO调整。 按捺剂：及其代替按捺剂。或加温脱药按捺铅40~70℃(PH值≤7)。 (五)锌、硫别离 选用按捺硫，浮选锌的流程。 捕收剂：黄药，锌必须经硫酸铜活化。  按捺剂及PH值调整剂：石灰。

处理硫化铜镍矿，一般采用选矿、熔炼和吹炼获得高冰镍，然后再用浮选法使铜镍分离，铜、镍精矿再分别送冶炼产出金属铜和金属镍，在冶炼过程中综合回收钴和铂族元素，某铜镍硫化矿的原则工艺流程如下：详见流程图：          品位较高的铜镍矿可以直接送去冶炼获得高冰镍，只有贫的铜镍矿才进行选矿。浮选获得的铜镍混合精矿经过冶炼得出的高冰镍，其分离方法有熔炼法、水冶法和浮选法，而浮选法是较经济且有效的方法之一，我国某铜镍矿系采用浮选法分离高冰镍。该厂的高冰镍的物相组成是硫化镍（Ni3S2）、硫化铜〔（Cu2S2）2FeS+Cu2S〕、合金（Cu—Ni—Fe）、金属铜（Cu）以及少量的磁铁矿（Fe3O4）和残渣。其中硫化镍和硫化铜的含量占90%以上。因此，铜镍分离的关键是硫化镍和硫化铜的分离。高冰镍经磨碎后，铜镍硫化物的粒子互相解离，在强碱性溶液中（PH12~12.5），加入丁黄药进行浮选。此时硫化镍被抑制，硫化铜上浮，达到分离的目的。这一新工艺成功的被应用，使我国铜镍分离技术达到了国际先进水平。

在我国，钼资源极其丰富，占国际总量的37%左右，首要集中于河南、陕西、辽宁、河北等地，且绝大部分来源于斑岩型铜钼矿。现在，跟着经济建设的开展对铜钼的需求越来越大，可是，铜钼资源存在着贫矿多富矿少、共伴生严峻、其他有用组分多、嵌布粒度细、辉钼矿与铜硫化矿可浮性相近等问题，形成铜钼别离的困难。因此，关于铜钼别离技能的研讨和运用显得尤为重要。 　　1.铜钼浮选别离技能 　　现在，运用浮选处理铜钼矿石较为遍及，工艺技能老练，且目标较好。原则上，铜钼矿的浮选方法有混合浮选、优先浮选、等可浮选三种，出产上大大都挑选混合浮选，但有时也选用优先浮选或等可浮选。 　　2.铜钼的混合浮选技能 　　大都铜钼矿采纳混合浮选—铜钼别离工艺，原因在于辉钼矿与黄铜矿可浮性相近、伴生严峻，此工艺本钱较低、流程较简略。 　　3.混合浮选环节 　　一般情况下，混合浮选捕收剂选用类(丁基黄药) 、辅佐捕收剂烃类油( 火油) 、松醇油作起泡剂、石灰和水玻璃作调整剂。叶力佳对安徽某低档次铜钼矿进行实验研讨发现，火油作捕收剂，BK301C 作辅佐捕收剂进行铜钼混浮，59 g /t 的用量即可完成铜和钼收回率别离到达93. 01% 和73. 2%，作用比其他辅佐捕收剂好得多。 　　4.铜钼别离预处理环节 　　通常情况下，铜钼别离工艺有抑钼浮铜和抑铜浮钼两种计划，鉴于辉钼矿愈加易浮，大大都选用的是抑铜浮钼方法。但当进行高铜低钼矿的别离时，便应当考虑抑钼浮铜工艺，因为抑铜将发生昂扬的药剂费用。别的，辉钼矿有杰出的可浮性，无机或有机小分子按捺剂不易发挥作用，这使得一些高分子按捺剂得以运用，如糊精、淀粉、腐殖酸、单宁酸等。 　　铜钼别离首要包含别离前的预处理、别离中按捺铜矿藏及铜钼别离后的再富集。预处理首要有如下方法: 　　1) 浓缩混合精矿，首要是脱除浮选铜钼混合精矿中的剩余药剂和起泡剂。刘子龙等人在乌努格吐山铜钼矿选厂二期改建中强化运用此项预处理，选用陶瓷过滤机作为铜钼混合浮选后的浓缩设备，处理了钼矿难以别离的现状，得到档次57. 75%的钼精矿。雷贵春则选用旋流器关于德兴铜矿混合铜钼精矿进行浓缩脱药，钼精矿档次进步0. 63%，收回率进步11. 14%，耗量下降32. 17%。 　　2) 加温方法。对混合精矿加温可使矿藏表面的捕收剂分化，损坏疏水膜，蒸腾矿浆中起泡剂。这样铜矿藏表面被氧化，可浮性下降，遭到按捺，而对辉钼矿的影响甚微，然后完成别离。现在，首要的加温方法有加热器、焙烧、吹蒸汽等，据证明，全球约40%的铜钼选厂采纳热处理方法，这不仅可下降的用量，也使选矿目标有显着进步。 　　3) 添加药剂。首要为氧化性药剂，如过氧化物、臭氧、、、氧气等，以使铜矿藏表面氧化而亲水，附着的捕收剂被氧化分化。当pH 为10 ～ 11，矿浆中的O2可将黄铜矿氧化成S2O32- 而使其遭到按捺。Natarajan等人运用电化学测实验证了臭氧有用地氧化、分化黄铜矿表面捕收剂，且比氧气的作用更好。 　　因此，经过操控矿浆条件如通入氧气、调理pH 等，可按捺黄铜矿完成抑铜浮钼，但应留意的一点是氧化药剂的量不宜过多，若过量的话其会影响下一步抑铜浮钼单元中具有较强还原性的的按捺作用。 　　5.铜钼别离按捺环节 　　经预处理后便可进行铜钼别离的工序，一个重要的方面就是浮选按捺剂的挑选。常用按捺剂可分为无机物和有机物两类，无机物首要是诺克斯类、、类等，有机物则首要是盐等，独自运用或混合运用均可。 　　1) 。包含锌、铁等的络合物。首要用于铜、铁硫化矿的按捺，其意图是损坏，生成安稳的的络合物，其作用十分显着，少数高效，在金堆城选厂的出产运用中，钼精选阶段参加0. 05 ～ 0. 06 kg /t，便可得到铜小于0. 5%的钼精矿。但其有剧毒的问题，特别是遇到含有金、银等矿更不宜运用，选厂中此法的运用逐步削减。 　　2) 类。首要是、、硫化铵等，研讨证明首要起按捺作用的是硫化物水解生成的SH-。实践出产中选用最多的是和，比方，德兴铜矿选用Na2S 进行抑铜浮钼，选矿目标就不错，但易被氧化失效，运用量过大，达80～100 kg /t，药剂费比重适当高，占有选钼本钱的85%。 　　国内，北京有色冶金规划研讨总院也挑选德兴铜矿进行了充氮工业实验，消减了60. 55% 量。值得留意的是、可很好地按捺黄铜矿，但对许多的辉铜矿及次生辉铜矿按捺作用适当欠好。 　　4) 盐类。特别是，按捺作用好、用量少、污染小、挑选性高。万盛辉等经过法组成了，并在德兴铜矿进行了工业实验，取得了杰出的按捺剂作用，得到的钼精矿档次51. 53%，钼精矿收回率79. 89%，铜含量仅为0. 32%。 　　5) 新式按捺剂。蒋玉仁等人组成了新式按捺剂DPS，实验标明其可显着按捺黄铜矿、方铅矿，但对辉钼矿影响甚微，用量为钠的1 /5 和的1 /10，且安稳性好、组成道路简略，制备质料报价低。袁增伟则研讨新式按捺剂CM1，比照，CM1 按捺作用更显着，用量少(削减20g /L) ，作用时刻快，且对方铅矿也有按捺作用。 　　6.铜钼别离精选环节 　　铜钼别离后还要进行下一步的钼精选和铜精选，钼一般要六次精选才可到达冶炼的要求。有时混浮精矿中会有部分钼未彻底解离，再磨工序是必定的，张恒旺对小寺沟铜钼矿进行工艺改善，添加钼精选前的再磨工序，钼终究精矿档次到达46.49%，收回率为92.26%，比未再磨时别离进步了0.5%和3.97%。 　　铜精选则相对简略，一般一次精选即可，但异步混合浮选的技能值得一提，即先浮选易浮铜的浮选，再对难浮铜强化浮选(加混合黄药) ，混合两步铜精矿，再磨再选。 　　7.铜钼别离新技能与新设备 　　1) 浮选柱的运用 　　浮选柱长处之一在于对难矿化细颗粒、细泥含量高的收回作用好，铜钼矿的特色就是嵌布粒度细、原矿档次低、伴生严峻，需求细的磨矿粒度，加之过损坏现象严峻，分选变难，因此，可选用浮选柱代替部分浮选机提高分选作用。现在，运用的浮选柱许多，如旋流-静态微泡浮选柱、Jameson 浮选柱、SFC型充填式静态浮选柱等，马子龙等人在新疆某铜钼选厂改建中选用旋流-静态微泡浮选柱作为铜钼混合浮选、铜钼别离、钼精选的首要设备，铜钼别离扫选和铜钼混合浮选则选用浮选机，构成机柱联合浮选体系，收回目标为钼精矿档次50. 59%，钼收回率55. 96%，铜精矿档次21. 39%，铜收回率91. 57%。 　　2) 电位调理技能的运用 　　浮选电化学在铜钼别离运用方面也适当有推进作用，经过操控矿浆电位完成了不同硫化矿的次序浮选。Chander 等人实验了运用外控电位法进行电化学浮选别离辉钼矿和辉铜矿，Krishnaswamy 等人得出辉钼矿天然可浮好是因为其传导电子能力差，也就是矿浆电位改变对其影响不大，而黄铜矿浮选要求是氧化性矿浆，由此，可经过外操控矿浆的pH和电位来完成黄铜矿在还原性氛围下遭到按捺，而辉钼矿仍可浮选，然后完成别离。 　　8.铜钼的优先浮选技能 　　关于低档次的钼铜矿石，在确保钼精矿的档次和收回率的一起，还要考虑铜的归纳收回，有时选用优先浮选更为适合。 　　戴新宇等人对西藏某铜钼矿进行了研讨，该铜钼矿中铜次生严峻、氧化率高，黄铜矿嵌布粒度细，被脉石包裹现象严峻，辉钼矿嵌布在脉石裂隙和粒间，选用流程为优先浮钼，再磨别离铜钼，浮钼尾矿收回铜，钼矿藏的捕收剂为火油+ 柴油，铜钼别离按捺剂DY08，铜捕收剂OSN-43，选别成果为钼精矿中钼档次56. 16%，含铜0. 071%，收回率87. 58%，铜精矿中铜档次21. 84%，收回率75. 93%，比较混合浮选节约本钱10%。 　　9.铜钼的等可浮选技能 　　一般来说，优先浮选与混合浮选都需求高碱度(石灰) 完成铜钼与硫的别离，石灰对钼有按捺作用，不利于钼的收回。等可浮选则可防止此类问题，选用挑选性捕收剂，不运用或少用石灰，进行铜钼与硫的别离，对下一步的铜钼别离及钼精选搅扰小，有利于取得较优的目标。呼振峰在某铜钼矿工艺研讨中选用了等可浮选工艺，该矿钼档次低，含黄铁矿稍多。 　　10.铜钼选冶联合技能 　　关于大都钼、铜共生的斑岩型铜钼矿床，可选用浮选法处理。但处理某些难选铜钼矿，可选用选冶联合技能。比方，犹他州Bingham Canyon 铜钼矿，归于斑岩型铜钼矿，首要矿藏为辉钼矿、黄铜矿，滑石、绢云母含量大，矿石易泥化。传统工艺为混合浮选，抑铜浮钼，屡次钼精选，反浮选滑石，得到含钼52. 3%精矿，再氧化焙烧，收回率也仅有49. 4%。 　　11.结语 　　混合浮选运用于绝大部分铜钼矿别离，有时优先浮选、等可浮选也值得考虑的，关键在于原矿中铜和钼的档次、嵌布粒度等特征会影响到药剂用量、磨矿等环节，也就是选矿经济本钱的凹凸和选矿目标的好坏。 　　有用的预处理和按捺剂的挑选是铜钼混浮再别离的要点环节，浓缩、加温、氧化可有用的损坏和脱掉药剂，但不该形成“二次污染”影响铜钼别离，诺克斯类、、类等按捺作用不错，但存在“毒性”或用量过大的缺乏，盐类是较为有远景的，用量少效率高。开发新药剂及组合用药仍是值得尽力的方向。

在铜矿多金属矿石的分选中，常用的办法是优先浮选和全混合浮选。硫化矿藏的优先浮选首要建立在按捺剂对各种矿藏作用不同的基础上，铜在大都状况下虽可取得较好的成果，但硫的选别却要通过按捺和活化的处理，不只增加选矿药剂的品种和耗费，当硫过按捺的时分还会给硫的活化浮选带来困难，影响硫的选别目标。全混合浮选总的来说可削减药剂的品种和耗费，但当矿藏可浮性差时，为使混合浮选阶段能取得较高的收回率，亦需运用很多的捕收剂。    半优先半混合浮选是把优先浮选和混合浮选融为一个流程，在同一流程中，既有优先浮选，又有混合浮选，因而它可充沛习惯矿石的性质，收到更好的选别作用。从凤凰山铜硫矿石分选的实验和出产实践，铜官山、安庆铜矿铜硫矿石分选的实验实践、都收到比单纯的优先浮选或全混合浮选更为满足的成果。    凤凰山矿石属矽卡岩型矿石，原矿含铜0.998%,含硫4.07%,含铁27.75%。铜矿藏中原生硫化铜占44.78%,次生硫化铜占46.93%，其他为自在氧化铜和结合氧化铜。硫矿藏首要为黄铁矿。铁矿藏首要为磁铁矿、菱铁矿和赤铁矿。出产中收回铜、硫、铁三种产品。    该矿原规划流程为全混合浮选，但投产后未能正常出产，不得不将全混合浮选改为单一选铜。1976年铜陵有色规划研讨院和凤凰山矿实验室别离用不同的捕收剂作了半优先半混合浮选实验，均取得杰出的作用，（见下表）。1976年末在现场作了工业实验，选用的是图1所示的准则流程，现场一向运用至今，坚持了铜硫的正常出产。流程称号产品称号产率（%）档次%收回率%补白CuSCuS单一选铜铜精矿5.2616.3918.8789.0524.56PH12.4铜尾矿94.740.1123.2210.9575.44原矿1000.964.04100100半优先半混合浮选铜精矿（1）1.8919.7428.837.5113.19半优先半混合浮选pH为8.3铜精矿（2）3.3115.7827.6952.5322.2总铜精矿5.217.2228.0990.0435.39硫精矿6.030.28838.131.7555.71尾矿88.770.0920.4148.218.9原矿1000.9944.127100100 图1[next]     铜官山矿石亦为矽卡岩类型,铜硫矿藏组成极为杂乱。原矿（试料）含铜0.6617%,含硫10.82%,含铁35.48%。铜矿藏中，原生硫化铜占67.81%，次生硫化铜占19.22%,自在氧化铜为2.19,结合氧化铜为10.78%。硫矿藏首要为磁黄铁矿,其次是黄铁矿及少数白铁矿.现场出产的优先浮选流程实验成果,铜精矿档次为14.94 %,收回率只达66.92%,铜精矿中含硫高达40%。当用下图2的准则流程加以恰当改动后半优先半混合实验成果，铜精矿档次为19.28%，铜收回率为83.31%。别离所得的硫精矿档次为36.4%,硫收回率为38.54%，其间含铜为0.334%。半混合浮选后的尾矿可持续选硫。 图2     安庆铜矿亦为矽卡岩型矿石，首要有价元素仍是铜、硫、铁。铜矿藏首要为黄铜矿，硫矿藏首要为黄铁矿，次为磁黄铁矿。    1969年用半优先半混合流程作了钴富集实验，实验流程见图1，实验成果，铜的目标与优先浮选附近，但选用这种办法取得了含硫为40~44%，含钴0.18~0.2%的钴硫精矿，从而为铜硫归纳收回发明了条件。    1978年对半优先半混合浮选和单一选铜进行比较。此次实验，原矿含铜为0.923%,含硫2.86%，含铁33.64%。实验成果见下表。半优先半混合浮选和单一选铜比照实验成果实验流程产品称号产率%档次%收回率%CuSCuS单一选铜铜精矿3.1127.9929.4194.4834.18半优先半混合浮选铜精矿（1）2.0128.7829.7562.5522.3铜精矿（2）1.3521.8127.931.8214.05总铜精矿3.3625.952994.3736.35硫精矿2.080.44438.870.9830.15[next]     这一办法对安庆铜矿来说，不只取得含硫38.87%的硫精矿，且铜的收回率与单一选铜附近，铜精矿档次已到达25%以上，从技术上和经济上都是合理的。    以上实验证明，半优先半混合浮选确系归纳了优先浮选和全混合浮选的长处，在铜硫矿石的分选中，能充沛使用矿石的天然性质，有效地进行某些低档次元素的归纳使用。在金口岭铜钼矿石的分选和束顾山铅锌矿石的分选中，使用这一办法也收到了杰出的作用。    武山铜矿属江西铜基地重要矿山之一，具有储理大、伴生元素多和原矿档次高的特色，归于急待挖掘使用的重要铜矿山。    武山铜矿含铜高岭土矿石的矿藏组成较杂乱。矿石中铜矿藏首要为铜蓝、蓝辉铜矿和胆矾，其它金属矿藏为黄铁矿和白铁矿。脉石矿藏首要为多水高岭石、高岭土等，占总矿藏量40%以上。矿石泥化程度高、硬度低、粘性大和含有很多的硫酸铜（含量占总铜30%），是含铜高岭土矿石的根本特色。    矿石中硫酸铜的存在直接影响选别目标。    硫酸铜在浮选进程中与药剂作用，构成微粒难收回的硫化铜和氧化铜等，使之流失于尾矿，下降了铜的收回率。    因为矿石中很多的铜离子存在，黄铁矿表面吸附铜离子越多，可浮性越好。细粒黄铁矿更简单被铜离子活化，给硫化铜矿藏和黄铁矿别离带来困难，严峻影响着铜精矿档次的进步。    为避免铜子离活化黄铁矿和进步铜的收回率，选用水洗办法将矿石中硫酸铜洗出。洗水中的铜离子可选用铁屑置换、萃取—电积等办法收回。    矿石中细泥（高岭土）的存在，导致铜、硫矿藏的浮游速度明显下降；泥质矿藏适于在矿浆浓度低、氢氧离子浓度低的条件下，增加水玻璃能够到达涣散的意图。因而，当选用浮选办法处理这种细泥时，在弱酸性矿浆中，浮选浓度越低，充气量小，浮选作用较好，精矿质量越高。    为消除矿泥对选别进程的搅扰，将矿石中的矿泥预先脱除，并独自进行处理较为有利。泥、砂分选和泥、砂混选实验成果：泥、砂分选目标高于泥、砂混选目标，前者铜精矿含铜为16.97%，后者为14.9%；在档次相同的状况下，泥、砂分选开路流程的收回率高2.5%左右。    为消除矿石中很多硫酸铜和高岭土对选矿进程的影响，拟定了洗矿—泥、砂分选流程（图3）。矿泥在弱酸性（pH=6）介质中加水玻璃和31号黑药、丁基铵黑药浮选，浮选矿浆浓度13%，取得低档次铜精矿。洗液中的铜选用铁粉置换法收回，每升洗液加硫酸0.8克，使pH值到达2~2.5，然后加铁粉拌和20分钟取得海绵铜。矿砂磨至65%—0.074毫米进行铜、硫矿藏的混合浮选，随后将混合精矿再磨，进行铜、硫矿藏的别离，终究取得铜精矿和硫精矿。选用该工艺取得目标见下表，是比较合理的流程计划。洗矿—泥、砂分选小型闭路实验成果产品产率%档次%收回率%CuSCuS海绵铜0.6171.7　27.88　铜精矿14.7214.9833.7545.0615.39铜精矿21.2511.5532.459.213.92算计6.5819.5830.3882.1519.31硫精矿18.980.2740.993.2175.16尾矿150.850.220.736.973.58尾矿223.590.350.865.191.95置换废液0.064克/升    2.48原矿1001.5710.35100100[next] 图3     国外所谓的GLPF工艺，本质是把磨矿、浸出和置换三个作业合并在一个磨矿作业完结，然后进行浮选。但现在都还停留在实验阶段。    武山铜矿选厂于1974年建成，1981年正式进行过一次试车调整，露出的首要问题是：   （1）阻塞严峻，流程不疏通。（2）选别目标太低，原矿品痊4.42%，铜精矿档次13.74%，收回率65.26%（规划原矿含铜1.46%，精矿档次14%，收回率82%）。（3）水溶铜部分收回很差，而且设备腐蚀严峻。可见，现已建成的选别工艺流程对现在武山的矿石性质极不习惯。    本实验拟从实践需求动身以武山难选杂乱铜矿石为研讨目标，企图研讨合适武山铜矿性质的“自磨（半自磨）—浸出—置换—浮选”（GLPF）新工艺。因为现在所用矿样氧化率偏低（6%），故本实验以研讨GPF工艺计划为主。[next]    1.GPF新工艺的根据  原矿中的硫酸铜在磨矿进程中将悉数进入溶液呈Cu2+状况.次生铜中一部分也会溶解呈Cu2+状况.对Cu2+状况的收回问题至今没有彻底处理。因而，充沛考虑并有效地收回这部分铜（Cu2+）是考虑GPF新工艺的重要组成部分。    因为原矿中高岭土和细粒级的矿藏存在，形成破碎筛分和矿仓严峻阻塞。为彻底处理阻塞使流程疏通，拟定选用自磨或半自磨，悉数撤销破碎筛分及洗矿作业 。为了简化工艺，并尽早地有效地收回Cu2+被置换成金属铜。    这样，矿石中的杂乱铜矿藏通过磨矿进程中的物理化学变化之后，将使杂乱的铜矿藏成分转化成易收回的金属铜和硫化铜，给今后的浮选收回发明有利条件。    综上所述，拟定的GPF新工艺的准则流程见下图4： 图4     2.GP进程的首要影响要素   GP进程中矿浆温度是分配置换反响的要害要素。实验阐明，磨矿矿浆温度在28~32℃范围内，Cu2+置换率都在99%以上。据文献记载，选矿厂工业磨矿机的矿浆温度一般达40℃左右。这样若是在工业上完成GP进程，无须另设加温设备，使用磨机本身发生的余热即可。    实验选用分析纯铁粉，其用量在8公斤/吨时，Cu2+的置换率即达99%。据此核算，实践铁、铜比为1.83。磨矿时刻即便有5分钟，Cu2+的置换率已达99.79%，磨矿气氛的不同也不致于影响GP进程中的Cu2+置换率。    因为本矿样中氧化矿比较少，加酸的含义不太大。    3.浮选计划与目标   粗选：磨矿细度-200目60%、石灰11公斤/吨、丁铵60克/吨、铁粉8公斤/吨、矿浆pH=11.17、浮选时刻31分。[next]    精选：再磨细度-320目83%、石灰I公斤/吨、活性碳50克/吨、丁铵10克/吨。    闭路实验目标于下表。闭路实验目标产品产率%档次%收回率%CuSCuS铜精矿16.7216.3831.0579.5215.51硫精矿150.580.5845.098.5970.67硫精矿216.632.1519.0110.399.44尾矿16.070.349.131.54.38原矿1003.4433.48100100     综上所述，GPF新工艺能根本契合武山的矿石特性。从现有实验看，能够说已开始具有技术上的可行性。现在，选别目标不算太高，要害仍是处理细粒级铜的收回问题，使目标再进步及工艺再完善。    分支浮选是一种新的浮选工艺，中南矿冶学院首要展开了研讨工作。    分支浮选工艺为将原矿浆分为两支浮选，前一支浮选粗选泡沫加到一支，同次支原矿浆一同粗选，削减次支粗选用药量。再磨工艺为将次支粗选泡沫通过再磨后，进行两次精选得终究精矿。因为分支和再磨，改进了浮选条件。    实验以铜矿峪硫化矿结合现场出产状况进行。铜的硫化物首要为黄铜矿、其次为斑铜矿和辉铜矿。    硫化矿分支再磨浮选：第一支原矿档次为0.62%，第一支粗选泡沫加入到第二支原矿浆中，此刻当选档次达1.13%左右。因为第一支泡沫中的许多过剩药剂在次支起作用，次支粗选药剂用量能够削减；下降起伏为：20~30%。    分支浮选与惯例流程比较，精矿档次进步1%，各类药剂均有节约（混黄药6%、起泡剂17%）。    实验流程见下图5，成果列入下表。硫化矿不同工艺的浮选目标浮选工艺浮选目标（%）药剂用量（克/吨）原矿档次精矿档次收回率混黄药乙酯油惯例浮选0.62320.53592.66809分支浮选0.6321.49292.81757.5单支分束精选0.60720.72993.27809分支分束精选0.62521.29693.35757.5单支精矿再磨0.6225.11592.76809分支精矿再磨0.6225.01392.45757.5 图5

某地斑岩型铜矿，铜储量达大型规划，且伴生钼、金、银等有用资源，铜钼嵌布粒度极细，且含有石墨，铜钼别离问题长时刻未得到解决，没有开发运用。咱们经过对该矿的物质组成进行深入研讨，断定此矿不宜细磨深选别离铜钼，而应选用选冶联合流程，先由选矿适度分选，精矿再经湿法冶金别离铜钼，并使伴生的金银得以有用的运用。 一、精矿性质 铜钼精矿为斑岩铜矿原矿经浮选获得的，粒度为－0.045mm占89.81%，该精矿中首要金属为铜（25.25%），其次为钼（8.18%），精矿中伴生的贵金属含量较高（Au10.3g/t、Ag135g/t），其他化学成分（%）：S26.43、TFe18.90、Zn0.19、SiO2 10.68、Al2O3 4.06、CaO1.12、MgO0.56、K2O0.74、Na2O0.56。铜钼精矿中铜矿物首要是黄铜矿，其次是斑铜矿；钼矿首要是辉钼矿。因而，拟定铜钼别离提取技能计划时有必要考虑有利于金银的归纳收回。 二、实验计划的挑选断定 该精矿的铜档次已达铜精矿要求，可直接入炉，但在火法冶炼条件下，钼将蒸发，不方便收回；精矿中的铜大多数为黄铜矿，这种原生铜矿选用湿法工艺不易直接浸出，辉钼矿也是原生硫化矿，不能直接浸出，因而要湿法别离铜钼，有必要对精矿进行活化。实验研讨了焙烧—硫酸浸出、焙烧—碳酸钠浸出、焙烧—浸出、次氯酸纳直接浸出等计划的铜钼浸出作用和别离状况，经过多计划分化铜钼精矿的实验，归纳比较可知焙烧—纯碱浸出计划为一条较好的实验计划，它有几个长处：（1）可在浸出阶段别离铜钼，（2）浸出液杂质少，便于净化收回钼，（3）浸出剂来历广泛，报价较低，且浸出进程不腐蚀设备。因而，选定焙烧－纯碱浸出工艺为首要铜钼别离技能道路，焙烧矿可用水预浸优先收回部分铜，这部分铜的收回工艺简略，本钱较低。 三、实验流程及成果 （一）实验流程 实验流程为：铜钼混合精矿在必定的焙烧温度下焙烧，焙砂用水浸出部分铜，水浸液可用萃取—电积工艺收回铜，水浸渣再用碳酸钠溶液浸出钼，浸钼液可用沉积或萃取法收回钼，浸钼渣可作为铜精矿运用。 （二）实验成果 为了进步铜钼混合精矿的浸出活性，运用焙烧使铜钼矿中的硫化矿转化为氧化物或硫酸盐，然后易于浸出。辉钼矿焙烧氧化为氧化钼后，可溶于纯碱溶液，用纯碱溶液浸出焙烧后的铜钼矿，浸出进程中还伴有硫酸铜与纯碱反响生成碱式碳酸铜的反响。 1、焙烧温度对钼浸出作用的影响 在纯碱用量为理论量的3.07倍、80℃、1h条件下，进行了焙烧温度对铜钼混合精诪中钼浸出率的影响实验，固定酸浸条件为：80℃，1h，硫酸浓度5%，L/S＝3，实验成果见图1。从图1可见，温度升高，有利于钼的浸出，但部烧温度在650℃以上，氧化钼的蒸发逐步添加。假如浸钼渣中的铜用湿法提取，焙烧温度从600～700℃，跟着温度升高，铜的浸出率呈下降趋势，大于650℃时，铜的浸出率显着下降。统筹铜钼两种金属的浸出作用，焙烧温度应挑选650℃。 2、浸出温度对钼浸出作用的影响 固定条件：焙烧温度650℃，焙烧时刻1h；浸出时刻1h，L/S＝2，纯碱用量为矿重的31.7%。浸出温度对钼浸出作用的影响见图2。由图2可见，浸出温度对钼的浸出率影响很大，温度需到达80℃以上，才干获得满足的浸出作用。3、浸出时刻对钼浸出率的影响 在焙烧温度650℃，时刻1h，浸出温度80℃，纯碱用量31.7%矿重，浸出时刻与钼浸出率的联系见图3。实验成果表明，浸出时刻对钼的浸出作用影响不明显。在焙烧温度和纯碱用量的适宜条件下，经30～60min即可到达90%以上的浸出率，延伸浸出时刻，钼的浸出率改变不显着。 4、焙烧矿水预浸铜实验 水浸铜首要是浸出在焙烧进程中被硫酸化的铜，不加任何实验即可溶于水，实验仅对比了室温文80℃下的浸出作用。实验成果表明，水浸温度对铜的浸出率影响不大，80℃下铜的浸出率（～24%）略高于常温下铜的浸出率（～20%），从尽可能简化工艺，下降本钱考虑挑选常温水浸为好。 5、水浸渣浸出钼的纯碱用量实验 在80℃，浸出时刻1h，L/S＝2的条件下，进行了纯碱用量实验，实验成果见图4。比较图1和图4的实验成果可见，水浸预处理不只能够用简略的办法优先收回部分铜，并且可使纯碱用量比不经预处理直接浸出钼下降纯碱用量50%左右，然后使浸钼的本钱大大下降。这是由于不经过水预浸，焙烧矿中的硫酸铜在浸出钼的进程中转化为碳酸铜或碱式碳酸铜而耗费纯碱。水浸今后，水浸渣中可溶性铜下降，纯碱首要耗费于钼的浸出，因而，纯碱耗费量下降。因而，断定焙烧—常温水浸铜—纯碱浸出钼为该铜钼矿首要铜钼别离工艺。 综上所述，焙烧浸出铜钼矿的最佳条件为：650℃焙烧30～60min；室温水预浸30～60min，L/S＝2∶80℃纯碱浸出30～60min，L/S＝2，纯碱用量为理论量的175%，实验成果：浸钼渣含Cu27.93%，Mo0.41%，Au13.8g/t，Ag144g/t；浸铜液含Cu14.86g/L；浸钼液含Cu0.007g/L，Mo38.4g/L，钼浸出率96.05%。 被纯碱浸出到溶液中的钼，可从溶液沉积中收回，留在浸钼渣中的铜，可作为优质铜精矿，用水优先浸出的铜可用萃取电积工艺加以收回。 浸钼渣中铜及杂质成分（Pb＋Zn0.23%，MgO0.32%，Bi0.008%，As0.11%）契合YS/T318铜精矿质量标准二级品要求，并含有金银等有价元素，在精矿出售时能够计价。 四、结语 对某地难选铜钼混合精矿进行了焙烧－纯碱浸出别离收回的工艺研讨，经650℃焙烧后，优先用水浸出部分铜，这部分铜可用萃取－电积工艺收回。浸铜渣用纯碱浸出钼，钼浸出率达96.05%，浸出液中的钼可用沉积法收回。铜在浸钼渣中的收回率为85.56%，浸钼渣可作为铜精矿出售。

中条山有色金属公司矿研所结合铜矿峪矿石特色和现场出产实际情况，将分支浮选工艺与粗精矿再磨浮选工艺相结合，到达了进步精矿档次，下降药剂耗费的意图。    大井银铜矿是一个以银、铜、锡为主的难选杂乱多金属矿床。铜矿藏首要有黄铜矿，粒茺较粗，一般在0.043~1毫米，+0.074毫米占88%左右。银在矿石中首要以独立矿藏的方式存在。呈细粒，一般在0.040毫米以下，达0.060毫米很少。锡矿藏的绝大多数是锡石，很少数呈黝锡矿的方式散布于黄铜矿中或其边际，粒度较细，0.02~0.1毫米粒级的占43%。砷在矿石中首要以毒砂方式存在，其次为含砷黄铁矿，粒度较粗。矿石铜、银、锡的含量较高，是首要收回目标。    北京矿冶研讨总院经过实验研讨提出选用浮选—重选联合工艺流程收回银、铜、锡三种金属，流程结构如图6。 图6[next]     优先选银铜时选用硫代硫酸钠与硫酸锌作为含砷矿藏及黄铁矿的按捺剂，选用丁基铵黑药和黑药为捕收剂，精选时选用石灰、氯化铵脱砷能获得较好的技能经济目标。药剂用量见下表。小型闭路实验成果见下下表。闭路实验药剂用量药剂称号药剂用量（克/吨）药剂称号药剂用量（克/吨）硫代硫酸钠500氧化钙500硫酸锌250氯化铵300丁基铵黑药63硫酸铜300黑药32丁黄药180二号油43　　小型闭路实验成果产品称号产率%档次（%）收回率（%）CuAg（吨/克）SAsSnCuAgSAsSn银铜精矿6.8224.141279.131.160.220.32591.8275.3154.782.54.09硫砷产品6.521.57293.621.597.540.465.7216.5336.2883.135.54锡精矿0.50.1228.81.680.4860.390.030.120.220.4155.73尾矿86.160.05110.810.390.0960.222.438.048.7213.9634.64原矿1001.79115.833.870.590.54100100100100100     广东工学院以某钨选厂供给的硫化矿为试样进行归纳收回其有用成分的研讨。实验研讨标明，选用选冶联合流程，即用FeCl3挑选浸出收回铋、铅、银，用—石灰法从FeCl3浸出渣中浮选收回钼、铜、砷等，可使硫化矿中的多种有用成分得到充沛合理地运用。    FeCl3浸出后的硫化矿渣含铜6.51%，含砷9.46%，含硫34.83%。矿渣物相组成的分析成果标明，铜矿藏为黄铜矿，含砷矿藏为毒砂，含硫矿藏首要为黄铁矿。    一石灰法使黄铜矿与毒砂、黄铁矿别离是根据在溶解有石灰的弱酸性矿浆中能使毒砂、黄铁矿有用地按捺，而黄铜矿不光不受按捺，反而能促进其浮游。效果的这种双重性使得铜、砷分选具有很高的挑选性。    实验成果标明，在弱酸性矿浆中（pH=6.5~7），选用与石灰配协作毒砂、黄铁矿的按捺剂，丁基黄药与硫脂混作捕收剂浮选黄铜矿，可使黄铜与毒砂、黄铁矿有用别离，并可获得很好的分选成果，在较低pH值（pH=5.5~6）时，根据对毒砂、黄铁矿按捺程序的差异，在浮铜后的尾矿中，用做调整剂，丁基黄药做捕收剂浮选黄铁矿，可使毒砂与黄铁矿开始别离，并能得到合格的砷精矿。    实验流程及药剂准则见图7，所获得目标见下表。[next]流程实验成果产品称号产率%档次（%）收回率（%）CuAsSCuAsS铜精矿25.6123.880.1834.8890.640.4925.96铜中矿6.816.363.1443.316.422.287.77硫精矿36.580.334.8344.491.7918.8747.3砷精矿31.090.2523.6721.041.1578.3618.96原矿1006.759.2634.4100100100 图7     对浸出渣进行预处理，严格操控矿浆pH值，浮选前对矿浆进行激烈拌和擦拭，以铲除矿渣中夹藏的重金属离子关于矿藏表面所遭到的污染，以及浸出渣表面氧化蜕变的影响。挑选适宜的用量，在矿浆中坚持必定的游离氧化钙含量，操控的效果时刻，是—石灰法的重要工艺条件，也是黄铜矿与毒砂有用别离，下降铜精矿含砷的有用办法。[next]    湖南省郴州雷坪有色金属矿归于含铜多金属矿。金属矿藏有：黄铜矿、斑铜矿、毒砂、闪锌矿、锡石、黄铁矿、磁黄铁矿等。脉石矿藏有：方解石、石英、透辉石、透闪石、萤石、阳起石、绿泥石、绢云母、普通角闪石、滑石、云母等。原矿含铜0.6~0.7%，含砷3.5~4.5%，高者达6~7%。    该矿选厂投产以来，以选矿铜为主，其铜精矿档次一般 为12~16%，铜的收回率为80%左右，铜精矿中含砷在2%以上，产品供应不出去。    该矿考虑到原矿含铜比较低，含砷又比较高；铜矿藏与砷黄铁矿的别离又比较困难。为了进步铜精矿档次，下降有害杂质砷含量，将原浮铜流程的一粗、三精、三扫，改变为一粗、五精、四扫。一起，加大石灰用量，并分四段添加。本来只是将石灰加入球磨和精选，每吨原矿耗费4~5公斤，添加到每吨原矿耗费8~10公斤，添加点为球磨1.5~2公斤/吨；拌和机2.5~3公斤/吨；精选II、精选III合计4~5公斤/吨；粗选pH由8~8.5进步到9~10。使铜精矿档次进步了5.16%,而将砷降至0.5%以下。另一方面改进操作条件，进步磨矿细度、粗选严格操控捕收剂和起泡剂的用量。    经过上述的采纳的办法，收到了杰出的效果。1981年铜精矿档次、铜的收回率别离达22.57%和86.72%，而铜精矿含砷为0.42%。    湖南冶金研讨所用浮选办法对从矽卡岩铜锡矿石中别离硫化铜矿藏与毒砂进行了实验研讨。    实验试料矿体产于花岗岩和白云质大理岩触摸带中，归于高温镁砂卡岩矿床。原矿首要含铜矿藏以黄铜矿为主。砷矿藏以毒砂为主，有少数的硫砷铜矿和砷黝铜矿；毒砂同首要原生硫化矿藏嵌镶严密，并且含量较高，又广泛散布于各种矿石之中。脉石矿藏品种繁复，首要的有石英、长石、金云母、绢云母、绿泥石、铁白云石、白云石、方解石、阳起石、透闪石、角闪石等。    铜砷别离的实验研讨：铜砷别离系指黄铜矿、方黄铜矿、斑铜矿与毒砂别离。毒砂与硫化铁的性质类似，所以铜砷别离也包含与硫铁矿的别离。    硫化铜矿藏、毒砂、黄铁矿的可浮性差异不大，在铜优先浮选时，有必要留意挑选具有挑选性好和捕收力较强的捕收剂。实验证明，丁黄酸丙睛酯在硫化铜矿藏表面吸附结实，适宜于强碱介质屡次精选。    按捺剂的挑选：硫离子能与重金属离子生成难溶性的沉淀物，然后可以消除这些离子活化的影响。粗选进程用与石灰合作运用，可以获得杰出的别离效果。精选进程中，用钠与石灰合作运用，则别离效果得到显着的改进。    添加精选次数显着下降铜精矿含砷量，这是因为屡次按捺使毒砂失掉或下降浮游性，到达了按捺砷矿藏的意图。    粗精矿再磨进一步使铜矿藏与毒砂硫铁矿的连生体得到充沛解离，一起也起擦拭矿粒表面的效果，有利于按捺剂对毒砂的充沛按捺，发明铜、砷别离和进步铜收回率的有利条件，不光使终究铜精矿含砷到达预订的要求，并且使其档次进步5.49%，收回率进步2.72%。    采纳上述办法，不只有用地将铜精矿含砷降至0.3%以下，还有利于进步铜精矿档次和收回率。闭路实验流程见下图8，实验成果见下表。闭路实验成果产品称号产率%档次%收回率%别离条件CuAsCuAs铜精矿2.2428.410.28581.481.23粗精矿再磨（-200目96%）硫精矿8.550.695.297.5587.09尾矿89.210.0960.06810.9711.68原矿1000.780.52100100[next] 图8

铜钼混合精矿别离有两种计划：一是抑铜浮钼，是最主要的选矿办法。二是抑钼浮铜。后一办法只要少量选厂选用，并用糊精按捺辉钼矿。 浮钼抑铜进行铜钼别离的按捺剂计划有： (1)法; (2)+蒸汽加温法; (3)单一法; (4)+法; (5)诺克斯药剂(或它与合用)法; (6)铁及亚铁法; (7)次或法; (8)硫基乙醇等有机按捺剂法。 铜钼别离：、、砷或磷诺克斯药剂按捺以黄铜矿、斑铜矿为主的铜矿藏较有用;硫化铵、铁及亚铁、氧化剂、次氯酸盐及按捺次生硫化铜矿藏较有用。巯基乙醇等有机按捺剂是新研发的无毒高效钼的伴生硫化物按捺剂，正在推行之中。为了改进铜钼别离作用常选用的办法有： (1)浓缩脱药。混合精矿别离之前，先进行浓缩脱药，除掉进入混合精矿中的过剩药剂，确保搅拌和粗选在适合的浓度下进行。 (2)蒸汽加温。国外一些铜钼选厂在铜钼别离前，对铜钼混合精矿进行蒸汽加温(85～90℃)，有时还参加适量石灰(0.8～1.2kg/t精矿)，鼓入氧气或空气。其意图是经过解吸和分化损坏混合精矿表面的捕收剂膜。不少国家把+加温(蒸吹)法视为铜钼精矿别离的最佳计划，此法是在运用硫化物按捺铜矿藏的一起，沿浮选作业线用蒸汽直接加温(60～75℃)矿浆，这样不只加快了捕收剂的解吸和分化，还减缓了硫化物的氧化，大大地下降了硫化物用量，改进了别离目标。 (3)分段增加。法是铜钼别离最常用的办法，它能够按捺非钼的一切金属硫化矿藏，其用量动摇规模很大，可在2～30kg/t内动摇。选用分段增加较有利，常将一部分溶液增加到拌和槽中，而另一部分以固体方式放在粗选和精选的泡沫槽中，运用溶解时宣布的热量使矿浆温度升高，以增强其按捺作用。 (4)用氮气浮选。铜钼别离浮选中运用的按捺剂，如、钠、诺克斯药剂中的或易氧化而失掉按捺作用。因为铜钼别离循环，精选次数多(6～8次)，作业线长，这些药剂因氧化而增大耗量更为杰出。为了防止药剂氧化、下降用量，铜钼选厂用氮气替代空气作充气介质进行铜钼别离浮选取得了明显的经济作用，可使诺克斯药剂用量下降50%

某铜矿石中首要金属矿藏有黄铁矿、黄铜矿、辉钼矿。非必须的金属矿藏有辉铜矿、铜蓝、角银矿、银金矿等。首要的非金属矿藏有绢云母，石英等。矿石中有用矿藏嵌布粒度较细，黄铜矿、黄铁矿、辉铜矿共生亲近，呈细粒不均匀嵌布。     就矿石的天然类型来说，属原生硫化矿，氧化率4%～5%，含泥含水均不高。矿石中首要有用矿藏含量比为：黄铁矿：黄铜矿：辉钼矿＝320：45：1     选厂选用阶段磨浮流程，别离得出铜精矿、铅精矿、硫精矿三种产品，金、银等宝贵金属首要富集在铜精矿中。选厂磨浮准则流程如图1所示。     图1  某斑岩铜矿选别流程 a—浓缩（略）；b—第三段磨矿及再精选（略） 混合浮选—一粗一精二扫；铜钼与硫别离—一粗二精二扫； 浮钼抑铜—一粗三精一扫； 所得钼精矿再磨后精选四次，精选尾矿会集回来Ⅲ磨矿  选别目标原矿档次/%精矿档次/%收回率/%钼 铜 硫0.01 0.45~0.53 2.0≥45 ≥25 3560~70 ≥85.5 45       收回伴生的少数辉钼矿，工艺条件是比较复杂的，通过多年的实验，取得的首要经历是：    （1）运用选择性好的Z—200药剂替代丁铵黑药作为第二段铜钼与硫别离的捕收剂，大幅度地进步了钼的收回率（10%~40%），降低了石灰及捕收剂用量，还可缩短浮选时刻，削减浮选槽数量，节约能耗，经济效益明显。    （2）混合浮选循环，运用选厂回水时，用醚醇作起泡剂，比用2号油目标要高些，但使用清水时则反之。故现场混合浮选选用2号油和醚醇混用，可取得较好的混合浮选目标。    （3）混合精矿别离前进行浓缩脱药，并参加漂加快捕收剂氧化解吸。    （4）钼铜别离选用钼精矿再磨再精选，、水玻璃分段增加的工艺，可取得合格的钼精矿、铜精矿，钼的收回率也有大幅度的进步。   （5）混合浮选循环选用分支串流浮选新工艺，进步了混合精矿的档次和收回率，降低了捕收剂、起泡剂的消耗量。

镉没有独自矿床，常与铅锌矿共生，含镉0.01%～0.07%，选矿时大部分进入锌精矿。约95%的镉是从锌冶炼进程中收回的，冶炼出产质料首要有湿法净液工序的铜镉渣、锌蒸馏的富镉兰粉、铜铅锌冶炼的烟尘、锌白工厂的浸出渣等，其间镉的含量动摇较大。现在我国锌冶炼进程中镉归纳收回率在80%左右，锌精矿中含镉平均在0.1%～0.2%左右，镉档次低，富集提取难度大。某公司锌精矿中镉档次只要0.15%左右，在选用传统湿法炼锌焙烧－浸出－净化－电积工艺中，总有适当部分镉被涣散，导致收回率下降，污染环境。现在，该公司以海绵镉作为产品出售，且产出的海绵镉含镉仅50%～60%，不能满意真空精粹对镉绵的要求，所以本文针对该公司现有镉出产现状对铜镉渣提取镉绵工艺进行了优化研讨。 一、试验质料及试剂 试验质料为驰宏公司中浸液净化所得铜镉渣，铜镉渣经80℃真空烘干36h，至分量安稳，测水份为19.82%，烘干样送分析Zn、Cu、Cd等首要元素，成果为(%)：Zn 23.16、Cu 7.76、Cd 17.95、Co 0.02、Fe 0.19、Sb 0.074。质料能谱分析标明，98%的铜以金属单质的形状存在，周围集合有硫酸锌，未见高富集的金属锌独自存在，镉绝大部分以金属镉的方式存在，伴有少数。 置换锌粉为吹制锌粉，无结块、无杂物、总锌>98%、活性锌成分>92%，锌粉粒度－0.251～+0.147mm;其它试剂有98%浓硫酸，分析纯氧化锌、二氧化锰及石灰；首要器件：500mL烧怀、LabTech EH35A plus主动控温加热仪、IKARW20digital数显拌和器、温度计、分析天平、真空泵、真空干燥箱、三角漏斗、兰格BT100－1J恒流泵，PHS－3D型pH计和6503型高温复合电极。 二、试验准则流程 试验准则流程见图1。该流程将产出的镉绵经过火法工艺经粗炼和真空精粹出产高纯精镉。经过火法和湿法相结合的工艺，用精馏提镉替代电解精粹镉，并改造现有工艺流程，制备高档次镉绵，镉档次由现在的50%～60%进步到80%以上，经压团熔炼后可直接进行接连精馏，撤销接连熔炼工序和电积，完结精镉出产的接连化作业，优化工人操作环境，进步主动化水平，削减镉环境污染，完结镉提取闭路循环，到达零排放。图1  准则工艺流程 三、成果与评论 （一）铜镉渣一段浸出 1、结尾pH的影响 浸出试验条件∶液固比6∶1，时刻6h，温度80～85℃，始酸浓度10～15g/L，进程操控溶液pH=1.5～1.8，在5.5h后，调整矿浆结尾pH，过滤，浸出渣用pH=4.5～5.0的酸洗刷。成果见表1。 表1  结尾pH的影响表1标明，pH＝5.22时，镉浸出率98.31%，溶液含Cd 25.25 g/L；当结尾pH＝5.74时，渣含锌进步至7.64%，当浸出渣含锌较高时，将不使用于后续铜渣火法处理，一起pH升高，锌的水解趋势加大，所以浸出结尾pH不该超越5.4。 2、浸出时刻的影响 浸出试验条件∶液固比6∶1，温度80～85℃，始酸浓度10～15g/L，进程操控溶液pH=1.5～1.8，在每次完毕浸出之前0.5h，调整溶液pH至2.0～2.5，拌和0.5h，浸出渣用pH＝4.5～5.0的酸洗刷。试验成果见表2。 表2  浸出时刻的影响成果标明，随时刻的延伸，渣含锌逐步下降，但几组试验成果改变不大，镉浸出率均大于99%，渣含镉小于0.65%，渣含铜可达33.5%以上，当试验时刻为2h，试验成果已到达浸出的要求，原因是用500 mL的烧怀进行试验，试验温度安稳、拌和充沛。但出产中应该操控时刻4～6h，以使反响充沛完结。表2所列4组试验数据渣含锌均比较低，这是因为结尾pH偏低的原因，结尾pH为4.0～4.5，但铜含量略微偏高，溶液成分见表3。 表3  不同浸出时刻的滤液（二）浸出渣二段逆流浸出 为尽可能操控镉的涣散，进步锌的收回及铜渣的档次，对一段浸出渣（一段扩大试验渣，含Zn6.22%，Cu 24.27%，Cd 0.49%，水51.4%）进行了二段逆流浸出。二段浸出试验条件：液固比5∶1，温度75～80℃，操控pH=2.0～2.5，时刻3h。 完结成果：二段浸出渣含Cu 29.86%，Cd 0.26%，滤液含Zn 3.9g/L。滤液返铜镉渣一段浸出工序，滤渣送铜冶炼厂火法提铜。 （三）海绵镉选择性富集 使用扩大试验滤液进行一次锌粉置换出产海绵镉。置换前溶液含Cd 24.50g/L，考虑置换前液总体积较少，试验在500mL烧怀中进行，试验溶液体积300mL，温度50～55℃，反响时刻45～60min，锌粉用量为溶液中镉理论用量的80%，锌粉参加时刻10min。海绵镉过滤洗刷，真空烘干。试验数据见表4。 表4  一次锌粉置换试验成果表4标明，当置换前液锌含量在30～40g/L时，一次置换海绵镉产品含镉可达85%以上，海绵镉含锌小于2.5%，但置换前液锌含量在80～130g/L时，一次置换海绵镉产品含镉即下降至78.42%，含锌进步至3.25%。 一次置换后溶液还有3～5g/L的镉，用锌粉置换剩余镉，镉渣回来一段铜镉渣浸出，滤液除钴后，回来锌冶炼中性浸出。 （四）海绵镉造液浸出 因为一次置换前液含锌高但含镉低，锌镉比为(4～5)∶1，故一次置换所得到的海绵镉不只含锌高，镉档次较低，且还有部分其它杂质，不能满意粗镉精粹工艺的要求(镉档次大于80%、Zn小于4%)，而且不易压团，所以将一次海绵镉需进行造液浸出，除杂。 因试验室所制取的海绵镉数量少，海绵镉造液浸出试验所用质料由驰宏公司供给。海绵镉成分为(%)∶Cd 53.53、Zn 10.46、Cu 0.14、Fe 0.091。 海绵镉造液浸出试验条件及操作：将露天天然氧化后的海绵镉用高酸浸出，硫酸开始浓度400～500g/L，液固比1∶1，温度90～95℃，试验选用机械拌和，并通入适量空气，反响3h以上，依据残酸量及Cu量，参加新鲜海绵镉降酸除铜，然后稀释至液固比3∶1（与质料之比），并用石灰浆液调整酸度至4.0左右，参加除铁，无铁后参加石灰乳调整酸度至5.0～5.2，过滤，滤渣回来铜镉渣浸出，滤液用于下一工序锌粉二次置换。分析测定滤渣含Cd 2.94%，Zn 2.48%，溶液含Zn 25g/L，Cd 176g/L。 （五）粗镉提取研讨 造液浸出液用锌粉进行二次置换出产镉绵，试验条件为：置换前溶液含Cd 176g/L，Zn 25g/L，考虑置换前液的总体积较少，试验在500mL烧怀中进行，溶液体积300mL，温度50～55℃，反响时刻0.5～1.0h，锌粉用量为溶液中镉理论用量的1.1%～1.2%，锌粉缓慢参加，参加时刻10min。镉绵天然过滤，真空烘干，产品含镉95.12%，Zn 2.17%。 二次置换镉绵纯度较高，镉绵含镉大于80%，锌含量小于4%，可满意下一步镉绵粗炼和真空精粹的要求。 四、定论 断定了铜镉渣选择性浸出，海绵镉选择性富集和镉绵提取工艺优化条件。经工艺优化后镉绵含镉达80%以上，含锌小于4%，可满意后续镉绵真空精粹对质料的要求。

一、国内外铜湿法冶金技能展开现状 自1968年以来，世界上已规划、建造并运转了约50家浸出—溶剂萃取—电积厂，其间美国有16家，2000年铜产值达55.75万t，占其精炼铜产值的28％，最大的亚利桑那州 MOrenci厂现在年产值已到达25.83万t。智利1980年选用溶剂萃取一电积工艺出产的铜仅有1.5万t，2000年已展开成为世界最大铜出产国，有出产工厂21家，年产铜134.73万t，占其精铜总量的51％。赞比亚、秘鲁、澳大利亚等的湿法浸铜技能在近几年也得到了快速展开。 现在溶剂萃取—电积工艺已被业界以为是老练的、低本钱、低危险的技能，选用该工艺出产的铜产值2000年已达240万吨，占世界铜产值的20％以上，到2003年湿法铜的产值已占到世界铜产值的1／4。 从上世纪60年代这一工艺得到出产使用以来，我国一些研讨单位别离展开了浸出(酸浸、浸、细菌浸出即生物冶金)、萃取工艺、萃取剂等方面的研讨。80年代今后，构成了比较完好的浸出—萃取—电积工艺并且在出产中得到开始使用。从90年代起，跟着世界铜湿法冶金技能研讨和使用的快速展开，加上国内铜出产和商场遭到国外越来越严峻的冲击，铜湿法冶金新工艺研讨被列入国家“九五”要点科技攻关方案，有力地推进和加快了我国铜湿法冶金技能的研讨和推行。现在正进行较大规划开发性出产的有德兴铜矿废石(均匀含铜0.09％)的细菌浸出—萃取—电积实验厂(年产铜2000 t)。紫金矿业公司硫化铜矿细菌浸出—萃取—电积实验厂(年产铜1000 t)。中条山铜矿峪就地酸浸—萃取—电积实验厂(年产铜500 t)。虽然湿法冶金技能近年来有了较大展开，但与国外比较尚有较大距离，首要是在浸出基础理论和工业化技能方面存在距离，并且已树立的工业出产厂规划小、产值低。 二、铜湿法冶金原理、工艺及矿石的适合性 （一）我国铜资源及出产简况 我国铜矿产资源相对缺少，并且档次低，质量差；大型矿少，中小型矿多；贫矿多，富矿少；杂乱多金属矿多，单一矿少；地下矿多，露天矿少。这些特色使采选难度较大，特别是选矿，因为原矿档次低，矿藏组成杂乱，因此选矿本钱高，精矿档次遍及偏低，给后续的冶炼构成必定难度。就火法冶炼来说，虽然在工艺和设备上都有了很大改善，但出产本钱遍及高于国外，并且还存在较严峻的环境污染。 铜湿法冶金的长处是出资省、出产本钱低。据报道，火法出产的吨铜出资约为6.5万元，而浸出—萃取—电积工艺的吨铜出资约为1.5万元。实际上从我国实际状况看，德兴实验厂吨铜出产本钱为10450.23元，中条山为8000元，紫金铜矿为10000元。假如出产规划进一步扩展，出产本钱还会下降。 （二）铜湿法冶金原理 1、氧化铜矿石的浸出原理 常见的氧化铜矿藏首要是孔雀石、硅孔雀石、赤铜矿、自然铜。在浸出剂H2SO4和 Fe2(SO4)3的作用下，只需矿石中高碱性脉石含量不高，一般都能取得较好的浸出作用。浸出进程发作的化学反响为： 孔雀石Cu2(OH)2CO3+2H2SO4＝2CuSO4+CO2+3H2O 硅孔雀石CuSiO·2H2O+FL2SO4＝CuSO4+SiO2+(n+1)H2O 赤铜矿Cu2O+2H+＝Cu2++Cu+H2O 蓝铜矿Cu(OH)2·CuCO3+2H2SO4＝2CuSO4+CO2+3H2O 2、硫化铜矿石的浸出原理 关于硫化铜矿石，生物氧化浸铜是现在研讨最多、展开最快、远景最好的技能之一。 现在用于生物浸出的微生物首要是氧化亚铁硫杆菌和氧化硫硫杆菌。它们可在35℃以下的高酸及重金属浓度较高的极点环境中生计。细菌氧化浸出的机理一般为2种：细菌吸附到矿藏表面直接与矿藏发作作用使矿藏溶解的直接作用机理：矿藏溶解释放出的Fe2+在溶液中被细菌氧化成为Fe3+，Fe3+作为氧化荆氧化硫化矿的直接作用或化学作用机理。 （1）辉铜矿的细菌浸出 辉铜矿在酸性及Fe3+存在的条件下，能够被氧化成FeSO4和S，反响如下： Cu2S＋2FeSO4＝2CuSO4＋4FeSO4＋S 所生成的FeSO4和S再由细菌氧化为Fe2（SO4）3和H2SO4如此反响循环进行。 另一方面，在细菌作用下，辉铜矿被氧气氧化溶解 2Cu2S+5O2+2H2SO4＝4CuSO4＋2 H2O 辉铜矿浸出以为以Fe3+直接氧化作用为主，细菌是浸出反响的直接氧化剂。 （2）铜蓝的细菌浸出 因为浸出环境中没有Fe3+及其他氧化剂，所以浸出作用只能是由细菌引起的，在浸出期间酸耗等于零，其反响为： CuS+2O2——CuSO4 细菌浸出在整个矿藏标明发作，浸出后矿藏标明的化学组成未发作变化，阐明浸出中没有转化为其它硫化物的中间进程，也没有发作元素S。 （3）硫砷铜矿的细菌浸出反响 在H2O、O2存在条件下，在氧化铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌及复合细菌作用下，硫砷铜矿发作直接浸出反响： 4CuAsS+6H2O+13O2——4H3AsO4+4CuSO2 （4）黄铜矿、斑铜矿的细菌浸出反响 在细菌存在的条件下直接与Fe2(SO)3。发作如下反响 CuFeS2+2 Fe2(SO)3——CuSO4+2FeSO4+2S 2Cu5FeS2+2 Fe2(SO4)2+17O2—10 CuSO2+4 FeSO4+2 FeO 其间FeSO4与FeO在酸与细菌的作用下转化为Fe2(SO4)3进行循环反响。 （三）适合选用湿法冶金工艺处理的铜矿石类型 关于氧化铜矿石，只需操控好矿石粒度，一般都能取得较为满足的浸出作用。但硫化铜矿石按其矿藏品种不同，其浸出作用差异较大。国外现在选用生物氧化工艺处理的铜矿石根本上以次生硫化铜矿石(辉铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝等)为主，而对原生硫化铜矿石现在仍以火法技能处理。 别的，就矿石类型来看，现在浸出—萃取—电积技能首要使用于斑岩型铜矿。这首要是斑岩型铜矿规划较大，含碱性脉石少，是硫酸浸出最抱负的质料。如国内的德兴铜矿、紫金山铜矿、中条山铜矿峪矿、大宝山铜矿等。我国的铜资源特色是矽卡岩型铜矿数量多，占50％以上，储量占总储量的29％，而西方国家只占3％，这类矿床一般规划较小，零散涣散，矿体赋存条件比较杂乱，大都适合于地下挖掘，并且挖掘本钱较高。别的含碱性脉石较多，不利于用硫酸浸出。 三、湿法冶金工艺在国内铜矿山中的使用 国内选用湿法冶金工艺的出产实验厂首要有德兴铜矿、紫金山铜矿、中条山铜矿峪矿等，现就其实验出产状况、工艺、技能目标等做一扼要介绍。 （一）德兴铜矿铜(废石)收回工艺及目标 德兴铜矿堆浸实验厂是以露天采矿剥离的废石(含Cu0.1％～25％)为质料。按0.25％的临界档次核算，其废石总量有8.9亿t，其间含铜到达95.15万t，用传统的选冶工艺难以经济收回铜。经国家计委、科技部同意，于1994年5月建造了一个年产铜2000 t的实验厂，并列为国家“九五”科研攻关项目。因为矿石档次低且大大都(85％以上)为原生硫化矿，属最难浸矿石，在我国铜工业中具有典型性，其遇到的问题及工艺流程的特色也有必定代表性。 实验厂每年出产铜1000～2000t，原矿铜档次0.121％，浸出率16.59％，产品质量为 A级。吨铜本钱10450元。该矿是国内仅有一家使用细菌浸出工艺处理原生硫化铜矿石为主的供应商，经过堆浸—萃取—电积工艺，不只从剥离废石中收回部分铜，发明了必定效益，减少了资源糟蹋，并且采矿进程发作的酸性矿坑水不再外排，减少了环境污染。自1997年10月投产以来，流程运转根本安稳。存在的首要问题是：整个矿堆铜的浸出率不高，浸出液中Cu2+质量浓度需达1 g／L以上，但直到现在，整个出产进程中浸出液中Cu2+针浓度一向低于0．6 g／L。 （二）紫金矿业公司铜收回工艺及目标 紫金山矿是一已探明的大型含金铜矿，其特色是上金下铜，储量大、档次低。铜金属工业储量125.64万t，矿石均匀档次Cu 0.68％，S 2.58％，As 0.035％，首要意图矿藏以蓝辉铜矿和铜蓝为主，其次为辉铜矿，块硫砷铜矿和硫砷铜矿。因为原矿档次低，含砷高，选用传统的浮选一火法冶炼工艺，出资大，本钱高，污染重。紫金山铜矿石以次生硫化铜为主，对此类矿藏已有比较老练的生物浸出工艺。选用该工艺处理紫金铜矿石有较好的经济效益。 原矿破碎至－30mm，选用主动卸矿的后移式筑堆法，堆高8～10m，浸出初期引进人工富化的驯化菌液，然后使用采矿平硐的酸性矿坑水配适量的工业硫酸、调成pH为2左右的浸出剂进行喷淋浸出。现在一般不需独自弥补菌液，只需调整坚持pH在2左右。当浸出液中Cu2+质量浓度大于1.5 g／L时，送萃取电解工段，出产阴极铜。 现在已建成1000 t／a的堆浸实验出产厂，浸出周期210～240d，浸出率70％～75％，电铜质量到达l#铜标准，吨铜出产本钱10729元 。该公司方案扩建1万t电铜的生物冶金厂，建成国内最大生物提铜基地。 （三）中条山铜矿峪铜矿铜收回工艺及技能目标 铜矿峪铜矿蕴藏有许多难采难选低档次氧化铜矿石，已探明储量1800多万t，矿石档次0.65％，氧化率大于50％。1997年，中条山有色公司、北京矿冶研讨总院和长沙矿山研讨院协作，一起进行了“难采难选低档次氧化铜矿地下溶浸工业实验”，经过近4年体系、全面的实验研讨作业，已构成了适应于地下矿山就地破碎浸出收回铜的完好出产技能。 现在共有2个溶浸厂正在出产和建造，即5#矿体东部工业化实验溶浸厂和陷落区就地溶浸厂。 5#矿体就地破碎实验溶浸厂 实验矿块水平标高930－968m，矿体倾角均匀400，长62m，均匀厚度14m。地质矿量3.32万t，档次0.975％。首要含矿岩性为变石英晶屑凝灰岩和变石英斑岩。矿石中首要含铜矿藏为孔雀石、硅孔雀石、辉铜矿、铜蓝，首要脉石矿藏为石英、绢云母旧。先用微差揉捏爆炸法把矿石破碎到200mm(>80％)以下，然后从坑外处理厂配液站将浓度为1.5％～2％的稀硫酸用泵接力输送到实验采场958、968水平布液巷道，再经过分流阀、距离4m的下向扇形布液孔均匀布液于整个采场平面，进入采场的稀硫酸靠重力自上而下以必定的速度浸透经过矿石，与矿石中Cu2+反响生成硫酸铜溶液，聚集于采场底部集液池中，再用泵送到萃取电解车间、出产阴极铜，萃取电解工艺同其他出产厂相同。 投产2年，共出产优质电积铜1000 t，供应收入1600余万元，创利税700余万元，单位产品本钱(不含税)9000元／t，归纳收回率71％，经济效益较好。 四、生物氧化工艺对探采矿石的实验 生物氧化浸出工艺近几年在国外展开很快，在国内这项技能尚处于实验研讨和试出产阶段。原则上讲，这项技能可使用在金、铜、镍、铅、锌、钴等矿种，但现在国内外首要会集使用在金、铜这2个矿种的浸出。国内现在已建成烟台金生物氧化浸出厂(50t／d)、陕西地矿局生物氧化浸出实验厂(10t／d)和莱州生物氧化浸出厂(100 t／d)，处理含砷含硫的难浸金精矿粉。选用生物氧化并构成必定出产规划的铜湿法冶金实验厂有德兴铜矿和紫金山铜矿。西北有色地勘局对部分矿山探采矿石也展开了这方面的讨论性实验作业，但作用都不太抱负，原因首要是受矿石性质的影响。矿石中含钙镁等耗酸矿藏较高，而湿法浸出都是在pH 五、结束语 不可否认，湿法冶金工艺是未来大规划处理低档次有色金属、贵金属矿的有用手法之一，也是世界上许多国家研讨展开的要点方向之一。新效果的不断出现，工艺的不断完善，使许多用现有办法不能处理的矿石，在不久的将来都或许得到充分使用。

自然界中，已知的铜矿物约有170多种，但具有工业应用价值的只有十几种。铜在地壳内的平均含量是0.01%。各种铜矿物依其成因和化学成分不同可分原生硫化铜矿（如黄铜矿）、次生硫化铜矿（如辉铜矿）及氧化铜矿物（如孔雀石）等。世界铜产量约为750万t/a。我国的铜矿床主要有斑岩铜矿、含铜黄铁矿、层状铜矿、矽卡岩铜矿、含铜砂岩铜矿、硫化铜镍矿及脉状铜矿七类。铜铁矿石主要产于矽卡岩矿床中，有的产于火山岩矿床和变质矿床。这类矿石中含铜一般为中等，含铁量却变化较大，高者可达50%以上，低者才10%～20%。根据矿石有用矿物含量，在生产中有的选矿厂以铜矿物为主，有的以铁矿物为主，一般硫化铁矿物均作为次要产品。       某铜铁矿矿石性质较为简单，铜矿物以黄铜矿为主，此外有少量铜蓝、斑铜矿；铁矿物主要为磁铁矿，但磁铁矿中包裹有黄铁矿、黄铜矿及脉石矿物包裹体。针对矿石性质，试验采用浮选—磁选联合流程，选铜回路为浮选工艺流程，浮选药剂有石灰、A3和丁基黄药，最终铜精矿品位为20.23%，回收率91.54%；选铁回路采用磁选、铁粗精矿再磨的工艺流程方案，最终铁精矿品位61.54%，回收率78.35%，获得了较好的试验指标。       一、矿石性质       该矿石中有价元素铜含量为0.80%，主要铜矿物为黄铜矿，此外有少量铜蓝、斑铜矿。黄铜矿主要呈粒状集合体成大片分布，边界平滑，易于解离；少量黄铜矿呈细小粒状包裹于磁铁矿、赤铁矿等氧化铁矿物中，或呈细小粒状、乳滴状嵌布于闪锌矿中构成固溶体分离结构；铁含量为30.57%，主要铁矿物为磁铁矿，其次有磁赤铁矿、假象磁铁矿、针铁矿、纤铁矿、菱铁矿等，矿石中脉石矿物局部铁染严重。       原矿多元素、铜物相及铁物相分析结果分别见表1、2、3。   表1  原矿多元素分析结果（%）元  素 质量分数Cu 0.80Pb 0.18Zn 0.17S 1.14Fe 30.57Co 0.018元  素 质量分数Cd 0.002CaO 20.29MgO 2.66SiO2 28.17Al2O3 3.77烧失 10.23   表2  铜物相分析结果（%）相别原生硫化铜次生硫化铜结合氧化铜自然铜及自由铜总铜质量分数 占有率0.58 72.500.08 10.000.08 10.000.06 7.500.80 100.0   表3  铁物相分析结果（%）相别硫化物中铁氧化物中铁总铁质量分数 占有率1.91 6.2528.66 93.7530.57 100.0       以-3mm综合样压制砂光片，在显微镜下可以看出，黄铁矿嵌布粒度较细，-74μm占85.5%，且少量黄铜矿呈细小粒状包裹于磁铁矿、赤铁矿等氧化铁矿物中，或呈细小粒状，乳滴状嵌布于闪锌矿中构成固溶体分离结构，因此，会对铜的回收造成一定的影响；磁铁矿主要分布在0.15～0.013mm，粒度较粗，单体解离较易，但磁铁矿中常包裹有黄铁矿、黄铜矿及脉石矿物包裹体，同时矿石中脉石矿物铁染严重，故而势必影响到铁的回收。       二、试验结果与讨论       针对该矿石的性质特点，经探索试验，最终确定采用浮选—磁选联合流程，即先浮选铜矿物，后磁选铁矿物。浮选回路将原矿磨至70%-74μm后，采用一次粗选、一次扫选、两次精选获得铜精矿，浮选药剂有矿浆调整剂石灰、捕收起泡剂A3和丁基黄药。磁选铁回路，将浮选铜尾矿作为选铁回路的给矿，铁粗精矿再磨至92%-74μm后，进行一次精选后获得铁精矿。       （一）铜浮选试验       1、探索试验       该矿石铜矿物性质比较简单，主要为黄铜矿，但其中次生氧化铜和结合氧化铜各占10%。这些铜矿物与原生铜矿物相比，不仅可浮性差异较大，还严重影响了硫化铜矿物的可浮性。如次生硫化铜，容易产生铜离子，活化了硫化铁矿物，在浮选过程中控制困难，较易造成选矿指标的波动。而结合氧化铜不易回收。       针对以上问题，探索试验对磨矿细度及调整剂进行确定，原矿磨矿细度为70%-74μm，调整剂石灰用量为2000g/t，主要对铜矿物的捕收起泡剂进行看详细的试验研究。试验结果见表4。   表4  铜浮选捕收剂试验结果（%）捕收剂种类产品名称产率品位回收率丁基黄药＋松醇油铜粗精矿 铜 尾 矿 原    矿8.56 91.44 100.08.76 0.08 0.8291.45 8.55 100.0丁基黄药＋酯－105铜粗精矿 铜 尾 矿 原    矿6.71 93.29 100.010.64 0.10 0.8188.44 11.56 100.0丁基黄药＋松醇油铜粗精矿 铜 尾 矿 原    矿6.77 93.23 100.011.07 0.09 0.8389.93 10.07 100.0丁基黄药＋Z－200铜粗精矿 铜 尾 矿 原    矿5.56 94.44 100.011.93 0.18 0.8379.60 20.40 100.0丁基黄药＋A3铜粗精矿 铜 尾 矿 原    矿8.35 91.65 100.09.30 0.06 0.8393.39 6.61 100.0       从表4可以看出，丁基黄药配合新型捕收起泡剂A3，对提高铜的回收率有较好的效果。且A3为环保型药剂，使用方便，价格低廉。       2、磨矿细度的试验       铜铁矿石中有用矿物浸染粒度细，有的次生硫化铜常在硫化铁矿物表面形成包裹层，甚至呈固溶体存在，很难单体解离。因此，磨矿细度不够，往往是许多选矿厂铜浮选回收率低的原因。考率到试验矿样铜矿物嵌布粒度较细，此处考察磨矿细度对铜矿物品位及回收率的影响。试验原则流程及试验结果见图1、图2。  图1  铜粗选磨矿细度试验流程及条件  图2  铜粗选磨矿细度试验结果 1-铜品位；2-铜回收率       从图2可以看出，随着磨矿细度的增加，铜矿物的品位逐渐降低，而铜的回收率在磨矿细度为70%-74μm时为92.79%，此后随着细度的增加回收率的增加不明显，因此，综合考虑总体流程布局以及选矿成本，确定浮选磨矿细度为70%-74μm。       （二）铁磁选试验       将铜浮选试验的尾矿作为铁磁选试验的给矿，整个磁选回路由一次粗选和一次精选构成。经条件试验确定最终粗选磁场强度为95.49kA/m，精选磁场强度为55.70kA/m。       由于磁铁矿中存在黄铁矿、黄铜矿就脉石矿物的包裹体，在对铁精矿进行提纯时，铁矿物的单体解离度不够好，故而在进行精选之前首先对其进行再磨。再磨细度试验结果见图3。  图3  铁粗精矿再磨细度试验结果 1-铁品位；2-铁回收率       由图3可以看出，随着再磨细度的增加，铁精矿的品位依次降低，但铁精矿的回收率却依次增大。综合考虑选别指标及生产成本，最终确定铁粗精矿再磨细度为92%-74μm。       （三）闭路试验       在条件试验确定的最佳工艺流程及条件下，进行该铜铁矿石的闭路试验，闭路试验工艺流程及条件见图4，试验结果列于表5。  图4  闭路试验流程及条件   表5  闭路试验结果（%）产品名称产率品  位回收率CuFeSCuFeS铜精矿 铁精矿 尾  矿 原  矿3.61 40.38 56.01 100.020.23 0.09 0.06 0.8034.87 61.54 9.93 30.5722.97 0.12 0.49 1.1491.54 4.30 4.16 100.04.12 78.35 17.53 100.072.89 4.10 23.01 100.0       三、结论       （一）试验采用浮选—磁选联合流程，该工艺流程较为简单，易于现场实施。       （二）选铜回路中，考虑到次生硫化铜和结合氧化铜对浮选回路的影响，采用丁基黄药与新型捕收起泡剂A3配合使用作为铜矿物的捕收剂，有效地提高了铜矿物的回收率。最终铜精矿品位达到20.23%，回收率91.54%。       （三）选铁回路中，由于该矿样中铁矿物存在包裹体，为了提高铁精矿的品位，对铁粗精矿进行再磨，取得了较好的试验指标。最终铁精矿品位61.54%，回收率78.35%。

前些年，因为铜价较低，开发技能也不行完善，一些低档次铜矿未能得到充分使用。近年来，跟着湿法冶金技能的较快展开，铜价的攀升，这些矿床的开发日益遭到重视，因此经济有用开发这些低档次矿床的湿法冶金工艺也得到了快速展开。 一、国内外铜湿法冶金技能展开现状 自1968年以来，国际上已规划、建造并运转了约50家浸出－溶剂萃取－电积厂，其间美国有16家，2000年铜产值达55.75万吨，占其精炼铜产值的28%，最大的亚利桑那州Morenci厂现在年产值已抵达25.83万吨。智利1980年选用溶剂萃取－电积工艺出产的铜仅有1.5万吨，2000年已展开成为国际最大铜出产国，有出产工厂21家，年产铜134.73万吨，占其精铜总量的51%。 赞比亚、秘鲁、澳大利亚等的湿法冶铜技能在近几年也得到了快速展开。 现在溶剂萃取－电积工艺已被业界以为是老练的、低本钱、低危险的技能，选用该工艺出产的铜产值2000年已达240万吨，占国际铜产值的20%以上[1]，到2003年湿法铜的产值已占到国际矿铜产值的1/4[2]。 从上世纪60年代这一工艺得到出产使用以来，我国一些研讨单位别离展开了浸出（酸浸、浸、细菌浸出即生物冶金）、萃取工艺、萃取剂等方面的研讨。80年代今后，构成了比较完好的浸出－萃取－电积工艺并且在出产中得到开始使用。从90年代起，跟着国际铜湿法冶金技能的快速展开，加上国内铜出产和商场遭到国外越来越严峻的冲击，铜湿法冶金新工艺研讨被列入国家“九五”要点科技攻关方案，有力地推进和加快了我国铜湿法冶金技能的研讨和推行[3]。现在正进行较大规划开发性出产的有德兴铜矿废石（均匀含铜0.09%）的细菌浸出－萃取－电积实验厂，年产铜2000吨；紫金矿业公司硫化铜矿细菌浸出－萃取－电积实验厂，年产铜1000吨；中条山铜矿峪矿就地酸浸－萃取－电积实验厂，年产铜500吨。虽然湿法冶金技能近年来有了较大展开，但与国外比较尚有较大距离，首要是在浸出基础理论和工业化技能方面存在距离，并且已树立的工业出产厂规划小、产值低[3]。 二、铜湿法冶金原理、工艺及矿石的适应性 （一）我国铜资源及出产简况 我国铜矿产资源相对缺少，且档次低，质量差；大型矿少，中小型矿多；贫矿多，富矿少；杂乱金属矿多，单一矿少；地下矿多，露天矿少。采选难度较大，特别是选矿，因为原矿档次低，矿藏组成杂乱，因此选矿本钱高，精矿档次遍及偏低，给后续的冶炼构成必定难度[3]。 铜湿法冶金的长处是出资省、出产本钱低。火法出产的吨铜出资约6.5万元，而湿法工艺吨铜出资约1.5万元。从我国实际情况看，德兴实验厂吨铜出产本钱为10450元，中条山铜矿为8000元，紫金铜矿为10000元。假如规划进一步扩展，出产本钱还会下降[3]。 （二）铜湿法冶金原理 浸出－萃取－电积工艺的根本进程如图1所示[1]。氧化铜矿石的浸出原理。常见的氧化铜矿藏首要是孔雀石、硅孔雀石、赤铜矿、天然铜，浸出剂为H2SO4和Fe2（SO4）3，浸出进程发作的化学反响为： 孔雀石Cu2（OH）2CO3＋2H2SO4=2CuSO4＋CO2＋3H2O； 硅孔雀石CuSiO3·nH2O＋H2SO4=CuSO4＋SiO2＋（n＋1）H2O； 赤铜矿Cu2O＋2H＋=Cu2＋＋Cu＋H2O； 蓝铜矿Cu（OH）2·CuCO3＋2H2SO4=2CuSO4＋CO2＋3H2O。 硫化铜矿石的浸出原理。关于硫化铜矿石，生物氧化浸铜是现在研讨最多、展开最快、远景最好的技能之一。 现在用于生物浸出的微生物首要是氧化亚铁硫杆菌和氧化硫硫杆菌。它们可在35℃以下的高酸及重金属浓度较高的极点环境中生计。细菌氧化浸出的机理一般以为有两种：细菌吸附到矿藏表面直接与矿藏发作作用使矿藏溶解的直接作用机理；矿藏溶解释放出的Fe2＋在溶液中被细菌氧化成Fe3＋，Fe3＋作为氧化剂氧化硫化矿的直接作用或化学作用机理。 辉铜矿的细菌浸出[6]。辉铜矿在酸性及Fe3＋存在的条件下，能够被氧化成FeSO4和S： Cu2S＋2Fe2（SO4）3=2CuSO4＋4FeSO4＋S 所生成的FeSO4和S再由细菌氧化成Fe2（SO）4和H2SO4如此反响循环进行。 在细菌作用下，辉铜矿也可被氧气氧化而溶解： 2Cu2S＋5O2＋2H2SO4=4CuSO4＋2H2O 辉铜矿的浸出被以为是以Fe3＋直接氧化作用为主，细菌是浸出反响的直接氧化剂。 铜蓝的细菌浸出[6]。因为浸出环境中没有Fe3＋及其他氧化剂，所以浸出作用只能是由细菌引起，在浸出期间酸耗等于零，其反响为： CuS＋2O2=CuSO4 细菌浸出在矿藏标明发作，浸出后矿藏标明的化学组成未发作变化，阐明浸出中没有转化为其他硫化物的中间进程，也没有发作元素S。 硫砷铜矿的细菌浸出[6]。在H2O，O2存在条件下，在氧化亚铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌及复合细菌作用下，硫砷铜矿发作直接浸出反响： 4CuAsS＋6H2O＋13O2=4H3AsO4＋4CuSO2 黄铜矿、斑铜矿的细菌浸出反响[5]。在细菌存在条件下直接与Fe2（SO）3发作如下： CuFeS2＋2Fe2（SO）3=CuSO4＋2FeSO4＋2S 2Cu5FeS2＋2Fe2（SO4）3＋17O2=10CuSO2＋4FeSO4＋2FeO 其间，FeSO4与FeO在酸与细菌作用下又转化为Fe2（SO4）3并持续反响。 （三）适合选用湿法冶金工艺处理的铜矿石类型 关于氧化铜矿石，只需操控矿石粒度，一般都能取得较满足的浸出作用。但硫化铜矿石按其矿藏品种不同，其浸出作用差异较大。国外现在选用生物氧化工艺处理的铜矿石根本上以次生硫化铜矿石如辉铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝等为主，而对原生硫化铜矿石现在仍以火法处理。就矿石类型来看，现在湿法工艺首要处理斑岩型铜矿，这首要是斑岩型铜矿规划较大，含碱性脉石少，是硫酸浸出最抱负的质料。如国内的德兴铜矿、紫金山铜矿、中条山铜矿峪矿、大宝山铜矿等。我国矽卡岩型铜矿数量多，占50%以上，储量占总储量的29%，一般规划较小，零散涣散，矿体赋存条件杂乱，大都适合于地下挖掘，挖掘本钱较高。别的含碱性脉石较多，不利于用硫酸浸出。 三、湿法冶金工艺在国内铜矿中的使用 国内选用湿法工艺的出产实验厂首要有德兴铜矿、紫金山铜矿、中条山铜矿峪矿等。 （一）德兴铜矿铜收回工艺及目标 德兴铜矿堆浸实验厂以露天采矿剥离的废石（含Cu0.1%～0.25%）为质料。按0.25%的临界档次核算，其废石总量有8.9亿吨，其间含铜抵达95.15万吨。矿石大大都（85%以上）为原生硫化矿，属最难浸矿石，在我国铜工业中具有典型性，遇到的问题及工艺流程特色也有必定代表性。实验厂于1994年5月建成，年产A级铜2000吨，吨铜本钱10450元，为国家“九五”科研攻关项目[7]。该矿是国内仅有一家使用细菌浸出工艺处理原生硫化铜矿石为主的出产厂，通过堆浸－萃取－电积工艺，不只从剥离废石中收回部分铜，并且采矿进程发作的酸性矿坑水不再外排，减少了环境污染。自1997年10月投产以来，流程运转根本安稳。存在的首要问题是：整个矿堆铜的浸出率不高，仅16.59%，浸出液中Cu2＋质量浓度未抵达每升1g以上，一向低于0.6g。整个工艺流程如图2所示[7]。图2 德兴铜矿从低档次矿石中收回铜的工艺流程 （二）紫金矿业公司铜收回工艺及目标 紫金山铜矿是一已探明的大型含金铜矿，特色是上金下铜，储量大，档次低。铜工业储量125.64万吨，矿石均匀档次Cu0.68%，S2.58%，As0.035%，首要意图矿藏以蓝辉铜矿和铜蓝为主，其次为辉铜矿，块硫砷铜矿和硫砷铜矿。因为原矿档次低，含砷高，选用传统的浮选－火法冶炼工艺，出资大，本钱高，污染重[8]。而选用生物浸出工艺有较好的经济效益。 工艺流程根本同图2。原矿破碎至－30mm，选用主动卸矿的后移式筑堆法筑堆，堆高8～10m。浸出初期引进人工富化的驯化菌液，然后使用采矿平硐的酸性矿坑水配适量的工业硫酸，调pH≈2后喷淋浸出。一般不需独自弥补菌液，只需保持pH在2左右。当浸出液中Cu2＋质量浓度大于1.5g/L时，送萃取电解出产阴极铜。 现在已建成年产1000吨的堆浸实验出产厂，浸出周期210～240天，浸出率70%～75%，电铜质量抵达1＃铜标准，吨铜出产本钱10729元[9]。该公司方案扩建1万吨电铜的生物冶金厂，成为国内最大生物提铜基地。 （三）中条山铜矿峪铜矿铜收回工艺及技能目标 铜矿峪铜矿蕴藏有许多难采难选低档次氧化铜矿石，已探明储量1800多万吨，矿石档次0.65，氧化率大于50%。1997年，中条山有色公司、北京矿冶研讨总院和长沙矿山研讨院协作，一起进行了“难采难选低档次氧化铜矿地下溶浸工业实验”，通过近4年体系全面的实验研讨，已构成了适应于地下矿山就地破碎浸出收回铜的完好出产技能。 现在有两个溶浸厂即5＃矿体东部工业化实验溶浸厂和陷落区就地溶浸厂正在出产和建造。 5＃矿体就地破碎实验溶浸厂实验矿块水平标高930～968m，矿体倾角均匀40°，长62m，均匀厚度14m。地质矿量3.32万吨，档次0.975%。首要含矿岩性为变石英晶屑凝灰岩和变石英斑岩。矿石中首要含铜矿藏为孔雀石、硅孔雀石、辉铜矿、铜蓝，首要脉石矿藏为石英、绢云母[5]。先用微差揉捏爆炸法把矿石破碎到200mm（＞80%）以下，然后从坑外处理厂配液站将质量分数为1.5%～2%的稀硫酸用泵接力输送到实验采场958、968水平布液巷道，再通过分流阀、距离4m的下向扇形布液孔均匀布液于整个采场平面。进入采场的稀硫酸靠重力自上而下以必定的速度浸透通过矿石，与矿石中Cu2＋反响，生成的硫酸铜溶液聚集于采场底部集液池中，再用泵送萃取电解出产阴极铜。萃取电解工艺同其他出产厂相同。 投产两年，共出产优质电积铜1000吨，单位产品不含税本钱每吨9000元[4]，归纳收回率71%，经济效益较好。 陷落区溶浸工程陷落区喷淋溶浸厂是铜矿峪矿在地下溶浸实验厂实验成功基础上建造的。它充分考虑了铜矿峪矿地下收集原生矿后，上部氧化矿天然陷落堆积的特色，不需人工爆炸，仅在表面按4×4m2安置管网，装置喷头。选用沿等高线水平动态布液，稀酸用泵输送到970m标高喷淋场，喷淋液通过120～150m笔直高程一边与矿石反响，一边缓慢下降，通过20～30h抵达底部坑下集液巷道，用泵返送地表萃取－电积处理厂。陷落区溶浸现在地表有用喷淋面积8000m，该矿方案在3年内扩展到2.5万m，并把该区域建成年产电铜1500吨的独立出产区域。 四、生物氧化工艺对探采矿石的适应性 生物氧化浸出技能近几年在国外展开很快，在国内尚处于实验和试出产阶段。原则上讲，这项技能可使用于金、铜、镍、铅、锌、钴等矿种，但现在国内外首要使用在金、铜的浸出。国内现在已建成烟台金生物氧化浸出厂（50t/d）、陕西地矿局生物氧化浸出实验厂（10t/d）和莱州生物氧化浸出厂（100t/d），处理含砷含硫的难浸金精矿粉。选用生物氧化并构成必定规划的铜湿法冶金实验厂有德兴铜矿和紫金山铜矿。西北有色地勘局对部分矿山探采矿石也展开了这方面的讨论性实验，但作用不太抱负，首要是受矿石中含钙镁等耗酸矿藏较多的影响。1999年，陕西省地矿研讨所生物研讨中心对煎茶岭浮选金精矿进行了细菌氧化浸金实验研讨。煎茶岭浮选金精矿归于低砷低硫难浸金精矿，金以微细粒方式赋存于硫化矿藏和脉石矿藏中，硫化物包裹金占44.76%，硅酸盐包裹金占9.26%，碳酸盐包裹金占5.79%，另w（s）=6.22%，w（As）=0.82%。金精矿直接化，金浸出率仅35.3%；经120h细菌预氧化后再化浸出，金浸出率达92.72%。但因为精矿中碱性成分CaO、MgO含量较高，达26%，构成氧化进程酸耗较高，达20%，即每吨精矿耗酸200kg，吨精矿处理本钱达240元[10]。2002年，西安巨石生物浸出研讨中心对陕西穆家庄原生铜矿石进行生物氧化浸出实验，相同因为矿石中脉石矿藏酸耗较高，每吨矿石耗酸达205kg，未再进行后边的细菌氧化实验。据有关材料介绍，矿石中碱性脉石成分大于5%后，酸浸或生物氧化不只酸耗大，并且硫酸与氧化钙反响生成石膏，罩盖在矿石表面，影响浸出。云南东川矿务局汤丹矿以浮选所得高碱性脉石精矿为目标，选用回转窑焙烧－加压浸－萃取－电积工艺收回阴极铜，取得了较好的作用，可是针对原矿的研讨还没有更大打破。 五、结束语 不可否认，湿法冶金工艺是未来大规划处理低档次有色金属、贵金属矿的有用手法之一，也是国际上许多国家研讨的要点方向之一。新效果的不断出现，工艺的不断完善，使许多用现有办法不能处理的矿石，在不久的将来都或许得到充分使用。 参考文献 [1] 刘大星，蒋开喜，王成彦.湿法冶金技能的现状及展开趋势[J].有色冶炼，2000(4)：1－5. 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一、铜、铅、锌硫化矿的可浮性 (一)铜矿藏的可浮性 1、黄铜矿CuFeS2，含Cu 34.57%。斑岩铜矿。 捕收剂：初级黄药、黑药。机理：化学吸附，与铜离子作用生成黄原酸铜;物理吸附，以双黄药方式吸附与Fe3+离子表面。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]，均在碱性介质中运用。H2O2、NaClO经过过氧化作用而下降其可浮性，在酸性介质中运用。活化剂：CuSO4。 2、辉铜矿和铜兰的可浮性(归于次生铜矿) 辉铜矿Cu2S:含Cu 79.83%，天然可浮性最好。 铜兰 CuS:含Cu64.4%，天然可浮性很好。 捕收剂：初级黄药，黑药，PH值1~13。 机理同上。按捺剂：Na2OS3、Na2S2O3、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]、Na2S，均在碱性介质中运用。 按捺作用较差。特色：这两种矿藏均性质较脆，磨矿易泥化，溶解性也相对较大，收回率较低，矿浆中的[Cu2+]离子含量高，形成按捺困难，且简单活化其它矿藏，致使浮选选择性差。3、斑铜矿 Cu5FeS4，Cu含量 63.3%，可浮性介于上述(1)、(2)两种矿藏之间。 捕收剂同上，PH值5~10。按捺剂：CN-、石灰在碱性介质中运用。 一般规则：(1)凡不含铁矿藏，可浮性类似，CN-、石灰对它们的按捺弱。(2)凡含铁矿藏，CN-、石灰在碱性介质中能够按捺其可浮性。 (3)含铜量越高，可浮性越好。 (二)铅矿藏的可浮性 代表性矿藏为方铅矿。PbS含Pb86.6%，立方晶体结晶，天然可浮性较好。 捕收剂： 1、PH值 10.5后方铅矿受必定的按捺。 捕收机理为化学吸附，产品为黄原酸铅。按捺剂：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)、Na2S、CaO。按捺后的活化：诺克斯试剂按捺用HCl或酸性介质顶用NaCl活化，后者在酸性介质顶用CuSO4活化。CN-无按捺作用。(含铁时在外)。 (三)闪锌矿ZnS，含Zn量67.10%。 天然可浮性较1、2均弱。捕收剂：用Cu2+活化后，用黄药捕收。未活化则黄药无效。 按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2SO3(钠)、Na2S2O3(硫代硫酸钠)。特色：常有Fe及Cd呈类质同象混入。形成可浮性下降，使按捺更简单。其间Cd需收回，现在Cd均来自从闪锌矿中的收回。 (四)铁硫化矿藏的可浮性 1、黄铁矿的可浮性FeS2，含S 53.4%。 有必定的天然疏水性，但不充沛，其表面恰当氧化后有利于黄药捕收。过度氧化则可浮性下降。 捕收剂：在弱酸性介质中，用黄药捕收。机理：电化学吸附机理。黄药首要被氧化成双黄药，黄药中的孤对电子和Fe2+离子的空轨迹结合，经过孤对电子的给予黄药吸附在矿藏表面。 按捺剂：石灰，。活化剂：石灰按捺用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附; 按捺用硫酸铜活化。 2、磁黄铁矿Fe1-xS，x：0.1~0.2，其可浮性弱于黄铁矿，用高档黄药捕收，按捺剂同黄铁矿。 二、铜、铅、锌、硫的别离(各种硫化矿的简称) (一)铜、硫别离办法：取决于矿石性质。主要有下列两种办法。 1、优先浮选：适用于细密块状矿石，在比较粗的磨矿粒度条件下Cu与S能充沛单体解离。 次序：按捺硫先浮铜。2、混合浮选：适用于矿石中Cu与S结合严密，Cu与S的集合体粒度较粗，而单体矿藏粒度较细时，用混合浮选先甩出合格尾矿，再把Cu与S混合精矿再磨脱药，再选别离。条件：Cu的捕收剂为黄药或黑药，石灰做pH值调整剂及铁矿藏的按捺剂，必要时参加辅佐按捺。活化剂：只要石灰按捺，用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附;合作按捺后用硫酸和硫酸铜活化。(二)铅、锌别离 优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收方铅矿。 捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。 活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 (三)铜、锌别离优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收铜矿藏。别离难度大于2的铅锌别离，应加强对锌的按捺。 捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。 活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 (四)铜、铅别离一般为铜铅的混合精矿别离，先脱药，再优先浮选。 脱药办法：机械法，再磨脱药，拌和洗刷脱药，Na2S脱药，活性炭吸附脱药，加温，焙烧等。 1、按捺铅浮铜适用于次生铜矿，Cu2+离子溶解较多不易按捺的状况。 按捺铅：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)和Na2S合作运用;或氧硫法：1)SO2(或)+淀粉;2)，;3)硫代硫酸钠+或硫酸亚铁;4)碳酸钠十硫酸亚铁。 2、按捺铜浮铅适用于原生铜矿。捕收剂：黄药、黑药，PH值9~9.5，用CaO调整。 按捺剂：及其代替按捺剂。或加温脱药按捺铅40~70℃(PH值≤7)。(五)锌、硫别离 选用按捺硫，浮选锌的流程。 捕收剂：黄药，锌必须经硫酸铜活化。 按捺剂及PH值调整剂：石灰。

铅锌铜的选别工艺方法按其性能分为以下几个部分：破碎段、磨矿段、选铅作业、选锌作业、选铜作业这几段。下面就这四个阶段进行介绍。 一、磨矿段： 该段采用一个闭路磨矿分级形式，矿仓里的矿石在摆式给矿机的均匀摆动下，通过斗式给矿机将矿石送入球磨机，进行湿法球磨，矿石在球磨机筒体内与钢球不停地互相打击、研磨，然后排出球磨机外，形成矿浆，矿浆经过分级机，将磨细度合格的矿石浆送到下一步作业，不合格的粗粒料返回到球磨机进一步再磨。选矿作业采用优先浮选作业，即采用优先浮选铅再选锌选铜的工艺方法。分离出单独的铅精粉、锌精粉和铜精粉。二、选铅作业段： 磨好的矿浆经过搅拌桶调浆搅匀后，进入作业段—选铅作业。矿浆经过与浮选剂作用，在浮选机里面形成矿化泡沫，把铅矿从脉石和经过抑制的锌矿、铜矿中分离开来，经过浮选得到合格的铅精矿，铅浮选作业段采用一粗二精三扫作业。三、选锌作业段： 选铅后的矿浆进入搅拌机，进入锌浮选作业段，经过将被抑制的锌进行活化，再加入捕收药剂和起泡剂，使矿浆在浮选机内形成锌的矿化泡沫，经过浮选选出合格的锌精矿。锌浮选作业段采用一粗三精三扫形式。四、选铜作业段： 选锌后的矿浆进入搅拌机，进行铜浮选作业段，经过将被抑制的铜进行活化，再加入捕收药剂和起泡剂，使矿浆在浮选机内形成铜的矿化泡沫，经过浮选选出合格的铜精矿。铜浮选作业段采用一粗三精三扫形式。 经过铅、锌、铜三段浮选作业选出铅、锌、铜单一精矿后，排出的矿浆称为尾矿，将其送到尾矿坝储存起来作进一步综合利用，铅精矿、锌精矿和铜精矿分别送到各自的精矿池，经装袋后送到冶炼厂进行下一步处理，或以产品形式外销，选矿的废水经沉淀后循环利用。