铁粉，尺寸小于1mm的铁的颗粒集合体。颜色：黑色。是粉末冶金的主要原料。按粒度，习惯上分为粗粉、中等粉、细粉、微细粉和超细粉五个等级。粒度为150～500μm范围内的颗粒组成的铁粉为粗粉，粒度在44～150μm为中等粉，10～44μm的为细粉，0.5～10μm的为极细粉，小于0.5μm的为超细粉。一般将能通过325目标准筛即粒度小于44μm的粉末称为亚筛粉，若要进行更高精度的筛分则只能用气流分级设备，但对于一些易氧化的铁粉则只能用JZDF氮气保护分级机来做。铁粉主要包括还原铁粉和雾化铁粉，它们由于不同的生产方式而得名。铁粉 纯的金属铁是银白色的，铁粉是黑色的，这是个光学问题，因为铁粉的比表面积小，没有固定的几何形状，而铁块的晶体结构呈几何形状，因而铁块吸收一部分可见光，将另一部分可见光镜面反射了出来，显出白色;铁粉没吸收完的光却被漫反射，能够进入人眼的可见光少，所以是黑色的。 铁粉的应用 粉末冶金工业中一种最重要的金属粉末。铁粉在粉末冶金生产中用量最大，其耗用量约占金属粉末总消耗量的85%左右。铁粉的主要市场是制造机械零件，其所需铁粉量约占铁粉总产量的80%。

在现有的多金属矿浮选过程中，有价金属往往以硫化矿和氧化矿两种方式存在，现在针对这类资源一般选用先浮硫化矿后浮氧化矿的浮选工艺。 文书明、张文彬等人针对云南东川新矿区、迪庆羊拉、新疆拜城的超越200万吨的混合铜矿，选用“低能耗碎磨矿-硫化铜自活化浮选-结合铜桥联浮选-钙镁反浮选-酸浸提铜”的办法进行处理。 乔吉波针对某杂乱难选铜铅锌多金属矿样选用先选硫化矿后选氧化矿的准则流程，断定了“铜铅混浮-铜铅别离-再浮锌-选氧化铅”的浮选工艺，完成了有价矿藏铜铅锌矿的有用别离方针。刘万峰针对河北张家口某铅矿中硫化铅、氧化铅含量都高的特色选用“先浮硫化铅-脱泥-再浮氧化铅”流程。 赵平等人针对某高氧化率钼矿选用硫化钼和氧化钼混合浮选全浮选流程。赵平等人针对某含金氧化钼矿，选用优先浮选辉钼矿，将金富集到硫化钼精矿中，然后再浮选氧化钼矿藏，硫化钼精矿经脱药按捺辉钼矿后化浸出收回金的工艺流程，使矿石中钼和金得到归纳收回。 陈代雄针对伊朗某难选氧化锑选用“先硫后氧”和“浮重结合”的选矿流程，其间硫化锑矿选用惯例浮选工艺，粗粒氧化锑矿选用重选工艺，细粒氧化锑矿选用浮选工艺。

混合稀土 金属稀土资料稀土的英文是Rare Earth,意即“稀少的土”。其实这不过是18世纪遗留给人们的误会。1787年后人们相继发现了若干种稀土元素，但相应的矿物发现却很少。由于当时科学技术水平的限制，人们只能制得一些不纯净的、像土一样的氧化物，故人们便给这组元素留下了这么一个别致有趣的名字。混合稀土 金属由稀土矿中提取出含有镧、铈、镨、钕及少量钐、铕、钆混合的氧化物或氯化物经熔盐电解制出的 金属 。稀土总量大于98％，铈大于48％的轻稀土。在空气中易氧化为黑色，室温下能和水反应，升温而加快。可做打火石、合金添加剂、贮氢材料等。                             金属 2.jpg" />                                                                                           

混合稀土　　mischmetal 　　由稀土矿中提取出含有镧、铈、镨、钕及少量钐、铕、钆混合的氧化物或氯化物经熔盐电解制出的 金属 。稀土总量大于98％，铈大于48％的轻稀土。在空气中易氧化为黑色，室温下能和水反应，升温而加快。可做打火石、合金添加剂、贮氢材料等。稀土的英文是Rare Earth,意即“稀少的土”。其实这不过是18世纪遗留给人们的误会。1787年后人们相继发现了若干种稀土元素，但相应的矿物发现却很少。由于当时科学技术水平的限制，人们只能制得一些不纯净的、像土一样的氧化物，故人们便给这组元素留下了这么一个别致有趣的名字。混合稀土的制造方法：（1）制造混合稀土 金属 所采用的原料为碳酸稀土、草酸稀土、氟碳酸稀土或氧化稀土中任一种以上；（2）所采用电解质的化学成分（wt％）为：REF3 35—85％，BaF2 5—35％，LiF 10—50％；（3）所述的原料在加入电解槽前要求煅烧或焙烧，使原料脱水，并分解成以氧化稀土为主的活性稀土混合料；（4）电解开始后，活性稀土混合料的加入量为30—50kg／hr；（5）电解过程的工艺参数为：直流电流20000—28000A，电解电压8—14V，电解温度为900—1080℃。 　更多有关混合稀土的内容请查阅上海 有色 网

日前，记者从辽宁北票盛隆粉末有限公司了解到，该公司用高科技把普通铁精粉加工成还原铁精粉，使普通铁精粉成为身价倍增的高附加值产品。目前，还原铁粉的国内市场价格为每吨4800元-18000元。（据2006年6月26日报道，国内部分地区铁精粉采购价格分别为承德580-590（含税）元/t、霍邱660-670（含税）元/t 、本溪510-520 (含税)元/t ）         北票盛隆粉末冶金有限公司前身是生产普通铁精粉的北票铁矿。2000年，该公司依托当地丰富的铁矿资源和自己较强的采矿、选矿生产能力，引进和采用乌克兰先进技术，并积极与国内科研院所开展技术合作，实现了初级资源型企业向高新技术企业的转型，开发出了还原铁粉、铝镍合金粉等一系列附加值较高的冶金新产品。2002年，该公司开始生产还原铁粉，目前已达到9000吨的年生产能力，产品主要供给“珠三角”和“长三角”地区的零部件制造企业，同时出口日本等国家和地区。    据了解，还原铁粉是用高科技把含铁量66%以上的普通铁精粉，经过加工成海绵铁、粉碎、磁选、两次还原、筛分等工序提纯，使其变成含铁量达到99%以上的纯铁粉，粒度可达到100-500网目。还原铁粉可用于汽车零部件制造、家电零部件制造、金刚石工具、钢结硬质合金以及高端电子产品软磁性材料等领域；用还原铁粉制成的各种零部件，能够做到无机械切削加工或极小量机械切削加工的特点，使下游各类制造业节约能源和原材料，降低生产成本。 来源:世纪金山网

矿石的矿物组成及结构构造：    矿石中的矿物组成有30多种，主要金属矿物为磁铁矿。硫化物以黄铁矿、黄铜矿为主，矿石结构以半自形-他形晶粒状结构为主。矿石中有益组分有：铁、铜、钴、镍、金、银。有害组分主要有：硫、磷、砷等。 以某铁矿为例：选别作业采用的是先浮选后磁选工艺。浮选作业又包括混合浮选和分离浮选2个作业。磁选又分为单一弱磁选和弱磁-中磁-强磁选两种流程。    铜硫混合浮选作业共分4个系列，每个系列有20m3浮选机12槽、6A浮选机10槽（四系列6A浮选机12槽）。二次球磨分级溢流先由20m3浮选机进行粗选，粗选精矿再由6A浮选机进行两次精选，精选精矿即为铜硫混合精矿。铜硫混合精矿由砂浆泵送8#浓缩机浓缩脱药，粗选尾矿由砂浆泵送弱磁选选铁。     铜硫分离浮选有2个系列，一个系列生产，一个系列备用。有6A浮选机4排共48槽。铜硫混精经8#浓缩机脱药后，由砂浆泵送入一排14槽（或18槽）6A浮选机粗选、一次扫选，粗选精矿再由另一排8槽6A浮选机两次精选，精选精矿即为铜精矿，由砂浆送入6#浓缩机，扫选尾矿为硫钴精矿，由砂浆泵送入7#浓缩机。具体浮选流程如下：

流程由6道工序组成：铋矿的浸出与复原；铁粉置换沉积海绵铋；氧化再生；海绵铋熔铸粗铋；粗铋火法精练；铋浸出渣中有价金属的选矿收回。浸出进程的首要反响如下：浸出液经加铋矿复原，使溶液中残存的三价铁复原为二价。加铁粉，沉积出海绵铋，经过氧化，再生三价铁。 此法在工艺上比较老练，铋的浸出率高（渣计98%～98.5%），综合利用好，污染较小，为进步铋资源的综合利用供给了一种有用的途径。但此工艺材料耗费比较高，1t海绵铋耗用工业1.5～1.8t，氧气0.4～0.5t，铁粉0.5～0.6t。因为选用铁粉置换和再生技能，铁和氯离子在溶液中的堆集不容忽视，废液排放量大，浸出液中因为离子浓度相对较高，黏度较大，渣的过滤和洗刷较为困难。工艺流程见图1。图1  铋锡中矿浸出－铁粉置换提铋工艺流程图

近年来，随着钢铁工业的迅速发展和生产规模的不断扩大，在钢铁冶金生产中产生的含铁粉矿也随之迅速增长。主要包括烧结粉尘、高炉粉尘及尘泥、转炉粉尘、电炉粉尘、轧钢皮及尘泥等，这些粉矿的含铁量比较高，是一种可循环再利用的宝贵资源。此外，金属矿在开采过程中也会产生粉矿，对这些含铁粉矿资源的再次利用，具有重要意义，因此有很多球团厂和钢铁企业均对如何利用含铁粉矿进行了深入的研究[1-2]。 在含铁粉矿利用过程中，还存在以下主要问题：①生产出来的球团抗压力太低，满足不了球团进入高炉冶炼的要求。②制备工艺过程中的粘结剂对原材料要求高，含铁矿粉本身来源复杂，严格要求是不可能的，甚至有的粘结剂还要求原料中要加入一定量的含铁90%以上的金属粉才能固化，这就失去了利用矿粉的意义。③球团的固化时间太长，有的需要几十个小时固化时间、或几十天的养护才能产生抗压力，没办法实现批量生产。 本研究拟开发一种简单可靠、适应性广的球团生产工艺，并具有设备简单、投资少、生产成本低、便于操作等优点；要实现这一目标，首先粘结剂的烘干温度要低，加热时间要短，能源消耗要少，不污染环境，所以首先研制了新型粘结剂。已有不少关于球团用粘结剂的研究[3-6]，在前人研究的基础上，对粘结剂进行了进一步深入研究，获得了新的无机、有机复合粘结剂，以此为基础，对加热固化制度工艺也进行了研究，并探索了粘结剂的合适加入量及粘结剂对不同矿粉原料的适应性，以获得能用于实际工业生产的含铁粉矿的球团化制备工艺。 一、试验条件与方法 （一）原材料 1、粘结剂，采用自制无机有机复合粘结剂(简称粘结剂)。 2、含铁粉矿，来自攀枝花某企业，其化学组成见表1。（二）试验过程 每次称取含铁粉矿原料500g，试验采用人工配料混合，试样加压成型是在万能压力试验机上进行。加压成型压力为30000N/个，每个球团用料30g，直径为25mm。粉矿加压成型后放在加热炉中进行烘干固结，最后测其径向抗压力。其径向抗压力与实际工业生产中对辊压块法生产的椭圆球团两端点间的力更接近，所以在试验中，都是采用的测试试样的径向抗压力。试验过程如图1所示。 （三）抗压力测试 试样为直径25mm，高20mm的圆柱体，每种条件下制作5个试样进行抗压力测试，去掉最高、最低值，取其余3个值的平均值作为该条件下的抗压力值。 （四）所用仪器与设备 加压设备为YE-30型液压式压力试验机，烘干设备为TMF-4-3型陶瓷纤维高温炉，抗压力检测设备为CMT5105型微机控制电子万能试验机。二、试验结果与分析 （一）加热固化制度对球团抗压力的影响 所用粘结剂要在加热条件下才能固化，因此加热固化制度是球团制备重要的工艺参数之一。通过查阅文献，采用自制的无机有机复合粘结剂，首先在固定12%粘结剂用量的条件下，通过改变加热固化温度，进行试验，其固化温度对球团抗压力影响的试验结果见表2。从表2可见，将试样从室温直接加热到加热固化温度并保温1h的条件下，加热固化温度从300，400，500℃，变化到800℃的过程中，试样的径向抗压力是依次增大的，在500℃时达到最大值。当温度800℃时，径向抗压力反而降低了。所以采用500℃为此工艺较合适的加热温度。通过查阅文献，当球团试样加热到500℃左右时，球团试样中的粘土失去结构水，粘土变成了死粘土，相当于常见的泥通过烧制变成了砖瓦，从而表现出球团抗压力的提高。不仅如此，粘土向死粘土的转化，可使球团在雨水作用的条件下不会散开，而保持其力，有利于球团生产后的储存和运输，这对大批量生产球团的企业非常重要。 试验过程中，发现水分对粘结剂的固化作用产生影响，所以设计了在加热固化过程中的一个除水的过程，在105℃时保温0.5h，以除去试样中的水分(表3)。 从表3可见，在105℃保温0.5h后，球团试样的径向抗压力明显提高。在105℃保温0.5h，可以除去球团试样中的水分，防止了水分对粘结剂的固化作用产生影响，所以抗压力就提高了。综上，加热固化温度从300，400，500℃，变化到800℃的过程中，试样的径向抗压力在500℃时均达到最大值。所以选定的最佳加热固化制度是球团在加热固化过程中先从室温升至105℃，让其在此保温0.5h后，再连续升温到500℃并保温1h。 （二）粘结剂加入量对抗压力的影响 在球团化的制备工艺中，球团抗压力的产生主要来源于粘结剂的固化作用，所以粘结剂的加入量的多少，直接影响到球团整体性能，也是进行工业化生产过程中，生产成本的主要部分。用相同的加热固化工艺，采用不同的粘结剂加入量，进行了试验，试验结果见表4。从表4可见，随着粘结剂加入量的增加，球团试样的径向抗压力会相应提高。当粘结剂用量为12%时径向抗压力过到最大值。继续增加粘结剂的用量，当增加到14%时径向抗压力反而有所降低。在球团中，径向抗压力的产生主来源于粘结剂在加热固化过程中形成的粘结膜。所以当粘结剂用量增加，形成的粘结膜球团的数量也会相应增加，球团的抗压力会提高。但当粘结剂用量达到14%时，粘结剂的量早已达到饱和状态，多的粘结剂无法再继续形成粘结膜，反而增加了球团中的水分，影响了粘结剂的加热固化效果，导致其抗压力下降。在粘结剂的加入量为12%，先在105℃时保温0.5h，再连续升温到500℃并保温1h的条件下，在攀枝花某企业进行了球团中试生产试验，并用所生产的球团进行了转鼓指数测定，发现大部分转鼓指数在67%左右，最高的可达90%。 （三）不同粉矿条件下的抗压力 为了验证此球团化制备工艺的普适性，选用了3种不同的粉矿原料进行试验。①原料1。高铁粉36%，中加粉40%，转炉污泥24%，含铁量50.81%。②原料2。泥矿20%，中加粉30%，高铁粉30%，铁精矿20%，含铁量52.31%。③原料3。泥矿10%，中加粉50%，高铁粉40%，含铁量50.89%。 按粘结剂加入量为12%，烘干制度采用先在105℃时保温0.5h，再连续升温到500℃并保温1h的工艺方案，对以上3种不同的粉矿原料进行试验，结果见表5。从表4可见，3个不同的原料配比，按此工艺，其球团试样的径向抗压力最低为1.4153 kN，达到了使用的要求。该工艺对粉矿原料没有特别的要求，具有普适性，有很广的应用前景。 通过对加热固化制度、粘结剂的加入量对含铁粉矿球团化力的影响试验，找到了一套合适的制备工艺。此制备工艺生产的球团径向抗压力较高，能满足进入高炉冶炼的要求；此制备工艺对含铁粉矿的原料没有严格的要求，具有普适性；在此工艺中，固化时间为2h左右，生产周期短，适合企业实现批量生产；为解决目前球团生产中存在的主要问题奠定了基础。 三、结论 （一）试验研究表明，球团在加热固化过程中，先在105℃时保温0.5h，除去球团中的水分，再连续升温到500℃并保温1h的工艺方案，所生产的成品球团径向抗压力可从1.5731 kN提高到1.9122kN，成品球团还能抗水，便于工厂保存和运输。 （二）当粘结剂的用量在12%时，所制备的球团径向抗压力最大达到1.9122 kN，能满足高炉冶炼的要求。 （三）通过对不同含铁粉矿的试验研究表明，此工艺对粉矿原料没有特别的要求，具有普适性。 参考文献 [1] 甘勤．攀钢含铁尘泥的利用现状及发展方向[J]．金属矿山，2003(2)：62-64． [2] 田昊，马晓春．烧结除尘灰混合炼钢污泥喷浆的工艺设计与应用[J]．烧结球团，2005(4)：34-36． [3] Eisele T C，Kawatra S K.A review of binders in iron orepelletization[J]．Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review，2003，24(1)：90-98． [4] 刘新兵，杜烨．含有机粘结剂人工钠化膨润土在球团生产中的应用[J]．烧结球团，2003，28(6)：47-50． [5] 李宏煦，姜涛，邱冠周，等．铁矿球团有机粘结剂的分子构型及选择判据[J]．中南工业大学学报，2000，31(1)：17-20． [6] 杨永斌．有机粘结剂替代膨润土制备氧化球团[J]．中南大学学报：自然科学版，2007，38(5)：851-857．

黑白钨共生矿中常伴生有富含钙、镁的透辉石、透闪石和富钙的方解石、萤石，这些脉石的表面性质与白钨矿相近，浮选行为相似。黑钨矿、白钨矿最佳浮选pH有较大差别，白钨矿最佳浮选pH相对较窄，一般在7~9之间，黑钨矿的最佳浮选pH因捕收剂种类而异，一般在5~10之间，复杂低品位细粒级黑白钨共生矿属十分难选矿石，采用高效调整剂和捕收剂是混合浮选技术指标的技术关键。 氧化矿捕收剂对白钨矿的捕收能力相对较强，对黑钨矿的捕收能力相对较弱。要实现黑白钨混合浮选一般采用组合捕收剂。常用的捕收剂组合有脂肪酸类捕收剂的组合，脂肪酸类捕收剂与螯合类捕收剂的组合。 脂肪酸及其皂类是白钨矿常用的捕收剂，对黑钨矿也有捕收作用，脂肪酸类捕收剂因烃链较长，捕收能力强，选择性较差，在水中溶解分散不好。为了满足黑白钨混合浮选要求，提高脂肪酸类捕收剂选择性，常需要对其进行改性。对脂肪酸加工以改进其浮选性能，着眼于两个方面：一是改善溶解性能，提高抗低温的能力，办法是引入高极性的基团或引入不饱和键;二为提高选择性，办法是引入有选择作用的基团。 脂肪酸类捕收剂捕收能力强、选择性差，螯合类捕收剂选择性强、疏水能力弱，将脂肪酸类捕收剂与螯合类捕收剂组合使用能发挥正的协同效应。目前，常与脂肪酸类捕收剂组合使用的螯合类捕收剂有广州有色金属研究院的GYB，并在湖南柿竹园多金属矿等多家矿山中应用，其中柿竹园矿1000t/d选厂生产调试时，钨实际回收率一直稳定在65%以上。北京矿冶研究总院程新朝等[83]采用CF系列螯合捕收剂浮选某难选黑白钨混合矿，最终得到了含WO3为71.83%、回收率为56.23%的白钨精矿和含WO3为66.61%、回收率为27.30%的黑钨精矿，总钨回收率达83.53%。此外，孙伟等[84]研究了新型螯合药剂F-305，陈新林等[85]研究了新型螯合捕收剂TW系列钨捕收剂。

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%。

由于近几年我国钢铁原料----铁精粉价格的攀升，河沙选铁的利润大幅度提高，专用机械----河沙选铁船、磁选机等系列选矿设备得以在全国范围内大面积推广。 中科公司生产的河沙铁粉提取磁选机有实际的应用效果。 这些选矿设备大致的工作原理为：通过磁选机将河沙中的磁性铁选出来。下面就具有代表性的设备--挖沙选铁船的构造、原理以及操作规程简介如下： 挖沙选铁船由浮体、链斗挖沙系统、筛分系统、磁选系统、尾沙排除系统、动力系统组成。 首先，河道里有水，我们的选矿设备必须要浮在水面上工作，因此我们用3.5-4毫米的钢板做成了浮体，根据挖沙深度的不同，浮体的宽度和长度都有相应的尺寸要求，一般宽度在1.5-2米之间，长度在16-32米之间。 另外，我们为了增加船的稳定性，两个浮体之间间隔了一定的距离，一般为1.5米左右。顾名思义，这套选矿设备的上料系统是链斗式的挖沙系统，河沙由链斗提上来以后，因为有大小不一的石子，为了保护磁选机的安全，必须经过筛分系统。根据河道的环境不同，一般来说，石子比较少、直径比较小的河道用自震式比较好，维修方便，节省动力(约3KW)。而石子很多，直径又比较大的河道就要用滚筒式的筛子了。经过筛分后的石子一般直接流入河道，如果有经济价值也可由传送带输送到岸上出售;河沙转入磁选系统。磁选系统主要是磁选机和水洗精选系统。 磁选机的磁表强度一般要达到3800-4500高斯，规格为750*2200-2400，这样配套才能达到90%的净选率。水洗的作用是提高毛铁粉的品位，一般可在30-45之间自由调节。尾沙排除系统的作用是将选去铁粉的尾沙排到远离本机械的地方，以保证本机械能正常的工作。一般有自流式、传送带式、抽沙泵式三种形式当然这也是根据河道的具体环境来定的。

铋是元素周期表中第六周期第VA族元素。原子序数83，化学元素符号Bi，原子量为208.98，原子的外电子层构型6S26P3。铋的熔点271℃，沸点1560℃，密度9.75g/cm3，铋是逆磁性最强的金属，铋能与锡、镉、镓等金属配制成易熔合金。铋的化学性质不生动，在室温湿空气只细微氧化。    铋的化合物近百种，重要的有硫化铋、氧化铋、等。硫化铋和氧化铋在地壳中别离以天然矿藏辉铋矿(Bi2S3)和铋华（Bi2O3)形状存在。地壳中铋的丰度为1×10-5%,我国铋的储量和年产量均居国际前列。铋首要用作易熔合金，制作锅炉和压力容器的安全活塞，医药中也有必定使用。天然界独自铋矿床罕见，多与钨、钼、铅、铜矿共生。与钨钼砂共生矿，分选时可产出铋精矿，而与铅、铜共生，只能以副产品形状在首要金属出产进程归纳收回。出产铋的办法分火法和湿法两类，前者包含沉积熔炼、混合熔炼等办法，后者有氯化浸出和矿浆电解等工艺。我国的铋工业是从20世纪50年代创业的，开端是用还原熔炼法从铅电解阳极泥中提取铋，60年代开端用沉积法熔炼铋精矿提铋，经改善工艺，又呈现了混合熔炼法，能够一起处理硫化铋精矿和含氧化铋物料，明显提高了金属收回率。70年代在炼铋设备方面，选用回转炉替代反射炉熔炼取得成功，大大减轻了劳动强度。80年代研讨开宣布矿浆电解法，90年代用于铋提取冶金进人工业使用阶段。    出产用铋精矿含铋20％-64%，还原剂多选用粉煤，熔剂有铁屑、纯碱和萤石等。工艺进程包含熔化一造锍一放锍一放铋等过程。熔炼时，将硫化铋精矿、含氧化铋的渣、烟尘、熔剂、粉煤均匀混合，分批量自反射炉顶加人炉内，炉温750℃时进料，炉料在1200-1300℃发作沉积反响，生成铜锍、金属铋和炉渣与烟气。碳质还原剂发作的CO与炉猜中Bi2O3反响生成金属铋：                              Bi2O3＋3CO====2Bi＋3CO2    炉猜中心的铁屑与Bit S3发作置换反响：                                Bi2S3＋3Fe====2Bi＋3FeS    生成的FeS进人铜锍。炉猜中的 Bi2O3还会与Bi2S3进行交互反响，生成金属铋和SO2气体：                              Bi2S3＋2Bi2O3====6Bi＋3SO2    熔炼产品成分见表。[next] 铋矿混合熔炼产品成分/%产品称号BiPbCuFeSSiO2SO2粗铋71~7321~220.41.3　　　铜锍0.40.48.131.223.2　炉渣0.122.9　30（FeO）5.7　烟尘8.56.6　　5~9　烟气　　　　　0.5     熔炼设备为反射炉，按炉床面积巨细有6m2和10m2两种炉型。因为铋的密度大（9.7g/m3)，容易发作炉底渗漏现象，因而把反射炉底砌筑在钢板焊成的槽壳内。炉子的一端砌有燃烧室，另一端为上升排烟道，炉子侧墙近炉底处铋放出口，加料口设在炉子顶部。    反射炉的床能率为0.9-1.2t/(m2.d)，铋的直收率91％-93%，每出产1t铋的耗费为：纯碱34kg，铁屑336kg，燃料煤1877kg，萤石280kg。    熔炼产出的粗铋还含有相当多的Pb、As、Cu、Sb、Ag等杂质成分，有必要逐个除掉才干契合工业使用要求。精粹的办法有火法精粹和电解精粹，能够得到含Bi>99.99%的精铋，化学成分到达国家规定标准。

一、前言 炼钢厂生产过程产生的含铁粉尘中含有15%～25%的金属铁粉，攀研院在“九五”攻关时，独立开发了一种新的生产工艺，采用球磨后重选将含铁粉尘中的金属铁粉与其它杂质分开，成功地生产出MFe达90%以上的还原用铁粉（后简称铁粉），主要用于钛白还原剂，成果于2001年就在冶炼厂很好的运行。 由于炼钢厂扩能和工艺优化，年污泥量增加1万多吨且污泥的品位大大降低，若按原生产工艺，达不到生产要求，因而根据现状对原工艺进行了技改。技改后，处理能力得到大大提高，各项指标均能达到产品质量要求。 二、原因分析 （一）原料分析 铁粉的生产原料是在转炉炼钢过程中用湿式除尘器收集而来的粉尘，是一种理化性质极不稳定的人造矿物，并且在冶炼过程中还被焦油等杂质污染，以上这些原因对产品的稳定性产生了一定的影响。 炉尘原料的物理性质随冶炼条件的变化而波动，其整体粒度细，其中-38um的粒级含量约占30%～35%，且粒度越细，金属铁品位越低。细粒级的存在由于其比表面积大，表面能高而容易吸湿结块。对-38um粒级的物料，由于其粒度太细，普通的选别设备无法对其进行有效选别，同时粒度太细也很容易被氧化。这样，大量的低品位细泥占用了选别设备的处理空间，使其处理能力降低，同时也会影响分选精度，降低选别指标。 另外，由于炼钢的吹氧工艺优化和造渣剂的增加都影响了污泥的粒度和品位，污泥的品位越来越低且越来越细， 对选别设备要求就更高，采用原工艺生产就达不到生产要求。 （二）原工艺流程及存在的缺陷 1、原工艺流程  原工艺流程如图1所示。2、原工艺存在的缺陷 （1）一次摇选处理能力不够大：摇床为粗选设备，对现一年增加1万吨的污泥要进行粗选，处理能力是不够的。 （2）管磨机对矿浆研磨不充分：管磨机的入料浓度较低，且管磨机中的钢球装球率不高，钢球种类少只有一种小钢球，对矿浆的磨剥力度不够，使氧化物与金属铁不能有效的分离。 （3）管磨机电耗高：管磨机电机功率为37KW，每天4台管磨机就工作20小时那么4台管磨机光电耗一项就要2960度。 （4）二次摇选入料品位低：从管磨出来的料浆浓度较稀，也没经过选别直接进入摇床进行二次精选，粗精矿品位不高，导致二段选别效果不好，使最终的成品质量不稳。 三、解决措施 针对现有生产工艺存在的问题，对现有工艺进行了优化。 （一）新工艺流程 经改造后的新工艺流程（略） （二）改造措施 1、将一段摇床改为螺旋溜槽。 2、在一段摇床后增加了分级机，对一段粗精矿进行了浓缩。 3、将4台管磨机并联改为2台节能型球磨机串联，对球磨机钢球按要求进行配比。 4、在新增球磨机后增加一台磁选机。 四、改进效果 经过以上措施的改造，将一段摇床改为螺旋溜后，有效的增加了一段粗选的处理量，能将现有原料处理完，提高了铁粉的产量；在一段摇床后增加了分级机，对一段粗精矿进行浓缩，保证了二段球磨入料浓度，使二段磨矿更充分；将4台管磨机并联改为2台节能型球磨机串联，节约了电，同时增加了钢球配比，保证了矿浆得到有效的研磨，使氧化物与金属铁能有效的分离；在二段增加一台磁选机，对二段摇床的入料品位进一步提高，有效控制摇床的入料浓度和品位，使二段精矿品位较稳定且都符合要求；通过改造后，产品质量稳定，从而取得了很好的经济效益。 五、结论 （一）通过技改后，有效的提高了污泥的处理量，进一步的降低了能耗。 （二）通过技改后，提高了铁粉的产量，进一步增加了市场份额，达到了预想要求。

参加稀,由于金属活动次序表里铜在氢后,所以不会与稀反响,反响之后过滤滤液,就可得到铜

混合铜矿石关于氧化矿和硫化矿的混合铜矿石，一般选用硫化浮选法，其流程有两种：(1)选用硫化后氧化矿藏与硫化矿藏一起浮出。(2)先选出硫化矿藏，尾矿经硫化后再选氧化矿藏，选用那种流程较适宜，应根据实验加以断定。氧化矿藏与硫化矿藏一起浮选的工艺条件与氧化矿石的浮选根本共同，仅仅及捕收剂的用量，随矿石中氧化矿藏含量的削减而相应削减，硫化后浮选氧化矿藏时，硫化矿藏能够很好的浮游。

黑钨矿与白钨矿尽管都归于钨酸盐，但由于阳离子的不同，致使二者有明显不同的可浮功能，白钨矿易浮，运用脂肪酸类捕收剂就能上浮，黑钨矿的天然可浮性远比白钨矿差。一般是非钨混合矿选厂经过选矿产出黑钨精矿和白钨精矿，近年来，对是非钨混合型钨矿的选矿工艺技术首要体现在细粒嵌布的是非钨共生矿方面，其间以湖南柿竹园多金属矿最具代表性。 湖南柿竹园钨钼铋萤石多金属矿，原矿首要金属矿藏为白钨矿、黑钨矿、辉钼矿和辉铋矿，白钨矿与黑钨矿的份额为7：3，原矿嵌布粒度很细，当磨矿细度为90%左右时，这些矿藏的单体解离度在95%左右。大多数白钨矿为溶液结晶白钨矿，有三分之一的白钨矿为告知黑钨矿而生成，这部分白钨矿含有黑钨矿包裹体或连生体，并因含铁、锰杂质而具弱磁性。黑钨矿属钨锰铁矿，黑钨矿嵌布状况却较杂乱，粒度粗细极不均匀，部分黑钨矿被白钨矿告知呈残晶状，部分微细粒黑钨矿与萤石连生。矿石中脉石矿藏的品种十分多，首要有方解石、石英、长石、钙铁榴石、钙铝榴石、钙铁辉石、透辉石、透闪石、绢云母、黑鳞云母等，其间方解石、钙铁辉石、黑鳞云母、绢云母、绿泥石等富钙、富铁的脉石矿藏约有30%左右，对钨的分选搅扰较大。以下别离介绍柿竹园是非钨矿的是非钨混合浮选工艺和是非钨分隔浮选工艺： 柿竹园是非钨矿混合浮选工艺准则流程图如图1。   该矿石原矿WO3档次0.48%，白钨矿和黑钨矿的份额约为7：3，当原矿磨至-0.074mm占90%时，选用高效选择性螯合捕收剂GYB和CF为捕收剂，、水玻璃和六偏磷酸钠或硫酸铝为组合调整剂，脂肪酸作辅佐捕收剂混合浮选是非钨，混合粗精矿钨富集比大，档次高，产率低，可有用削减加温精选的处理量，大幅进步精选功率;白钨加温精选选用改善的彼得罗夫法，取得白钨精矿WO3档次66.12%，收回率54.49%。选用螯合捕收剂和组合调整剂进行钨细泥浮选，收回细粒级钨矿藏，与传统办法比较，细粒级钨收回率进步了8.33%。黑钨精矿WO3档次52.61%，收回率21.95%。该工艺的中心在于运用高效选择性螯合捕收剂GYB和CF混合浮选是非钨、收回黑钨细泥，处理了黑钨矿和白钨矿别离以及白钨矿和含钙脉石矿藏别离的国际难题，进步了金属收回率和精矿档次。 选用是非钨混合浮选取得的是非钨混合精矿的钨收回率可到达80%，可是由于钨细泥选矿作业收回率较低，仅为20%左右，终究精矿的钨总收回率仅为65%。这是由于是非钨混合精矿在白钨加温精选时，在温度大于90℃的矿浆中添加了很多水玻璃，使黑钨矿表面遭到激烈的按捺，形成白钨加温尾矿中的细粒级钨精矿档次和收回率较低。

自然界中硫化矿藏受空气或水中氧及水中离子的效果生成氧化矿藏，氧化进程一般发生在矿床的上部，根据地质条件不同氧化层厚度可达10～50m。按矿石氧化率(指某金属以氧化矿藏状况存在的百分数)不同可将矿石分为氧化矿、硫化矿和混合矿。一般规则，氧化率在30%以上为氧化矿，氧化率在10%以下为硫化矿，介于两者之间为混合矿。有色金属氧化矿的首要矿藏有氧化铜、氧化铅及氧化锌矿。 有色金属氧化矿石具有如下特色：①结构较杂乱，浸染粒度较细，不易解离，一般很脆，细磨时易泥化;②矿藏组成十分杂乱，同一矿床内常含多种同一金属的氧化矿藏，而可浮性不同却很大;③常含有很多矿泥和可溶性盐;④不同矿床中氧化矿性质的不同很大，乃至同一矿床中不同地段的氧化程度及矿石性质改变很大。因此氧化矿石的浮选是较困难的。 氧化铜矿及其混合矿石的浮选 常见的首要氧化铜矿藏有：孔雀石(CuCO3·Cu(OH)2)，含铜57.4%，密度4g/cm3，硬度4);蓝铜矿(石青，2CUCO3·Cu(OH)2)，含铜55.2%，密度4g/cm3，硬度4)。其次有：硅孔雀石(CuSiO3·2H2O，含铜36.2%，密度2～2.2g/cm3，硬度2～4)及赤铜矿(Cu2O，含铜88.8%，密度5.8～6.2g/cm3，硬度3.5～4)。 脂肪酸类捕收剂对有色金属氧化矿藏具有杰出的捕收性，但因选择性差(特别当脉石是碳酸盐矿藏时)，精矿档次不易进步。黄药类捕收剂中仅高档黄药对有色金属氧化矿藏有必定捕收效果。但未经硫化，直接用黄药浮选氧化铜矿时因本钱高在工业上未得到运用。实践上得到运用的办法有： ①硫化法———最为遍及，工艺简略，凡能进行硫化的氧化铜矿均可用此法进行浮选。经硫化后的氧化矿具有硫化矿的性质，可用黄药进行浮选。孔雀石和蓝铜矿很简单用硫化，而硅孔雀石和赤铜矿较难硫化。 硫化时用量可达1～2kg/(t原矿)。因等硫化剂自身易氧化，效果时间短，生成的硫化膜不稳固，激烈拌和简单掉落，所以应分批增加，并不需预先拌和，直接参加浮选机榜首槽。硫化时，矿浆pH值越低，硫化越快。 矿泥多、需涣散时应加涣散剂，一般用水玻璃。捕收剂一般用丁基黄药或同黑药混合运用。矿浆pH值一般坚持9左右，过低时，可适量增加石灰。 ②有机酸浮选法———有机酸及其皂类可很好地浮选孔雀石及蓝铜矿。如脉石矿藏不是碳酸盐类矿藏时可用此法。不然，将使浮选失掉选择性。当脉石中含有很多可浮的铁、锰矿藏时，会发生相同的效果，使浮选目标变坏。用有机酸类捕收剂进行浮选时，一般还要增加碳酸钠、水玻璃、磷酸盐作脉石的抑制剂和矿浆调整剂。 也有混合运用硫化法与有机酸浮选法的实例。先用及黄药浮起硫化铜及部分氧化铜，然后再用有机酸类浮选剩余的氧化铜。 ③浸出—沉积—浮选法———当选用硫化法和有机酸法都不能得到满足的效果时选用。该法运用氧化铜矿藏比较简单溶解，将氧化矿先用硫酸浸出，然后用铁粉置换，沉积分出金属铜，再用浮选法浮出沉积铜。该法首要应根据矿藏嵌布粒度，将其磨到单体解离，(-200网目占40%～80%)。浸出液为0.5%～3%的稀硫酸溶液，酸的用量随矿石性质在2.3～45kg/(t原矿)改变。关于难浸出的矿石，可选用加温(45～70℃)浸出。浮选在酸性介质中进行，捕收剂用黑药或双黄药。未溶解的硫化铜矿藏和沉积金属铜一同上浮，进入浮选精矿。 ④浸—硫化沉积—浮选法———如矿石中含很多碱性脉石，运用酸浸耗量大、本钱过高时选用。该法将矿石细磨后，参加粉，然后浸。浸出进程中，氧化铜矿中的铜离子与NH3、CO2效果的一起，被硫离子沉积，成为新的硫化铜颗粒，将蒸腾收回，进行硫化铜的浮选。矿浆pH=6.5～7.5，用一般硫化铜矿的浮选药剂可得到杰出目标。此法应留意的收回，不然会形成环境污染。 ⑤离析—浮选法———本质是将粒度恰当的矿石同2%～3%的煤粉、1%～2%的食盐混合，在700～800℃之间进行氯化复原焙烧，生成铜的氯化物，从矿石中蒸发出来，在炉内被复原成金属铜，并吸附在煤粒上，再用浮选法与脉石别离。此法适用于处理难选的氧化铜矿，特别是含泥量较多、结合铜占总铜30%以上的难选氧化铜矿，及含很多硅孔雀石和赤铜矿的矿石。归纳收回金、银及其他稀有金属时，离析法比浸出—浮选法优胜。缺陷是热能耗费大、本钱较高。 ⑥混合铜矿石的浮选———混合铜矿石的浮选流程应根据实验断定，可选用硫化后氧化矿藏和硫化矿藏一起浮选的流程，也可选用先选硫化矿藏、尾矿硫化后再选氧化矿藏的流程。一起浮选氧化铜矿藏和硫化铜矿藏的工艺条件和浮选氧化矿藏的根本相同，但和捕收剂用量应随矿石中氧化物含量的削减相应削减。 国外氧化铜矿石多选用两种工艺：硫化浮选法和酸浸—沉积—浮选法。

某铅锌矿，归于碳酸盐岩中的告知矿床。矿石中有一部分闪锌矿的可浮性与方铅矿类似，而难浮的闪锌矿与黄铁矿的可浮性相近。因而，浮铅时，在浮净铅的准则下，将一部分易浮闪锌矿浮出，浮铅的尾矿，在进行锌硫混浮。       以铅为主的铅锌混浮，捕收剂以黑药为主，并混用一部分黄药。介质调整剂用石灰PH值8左右。一般铅锌浮选时，若矿石中很少或无黄铁矿时，最好用碳酸钠调整PH。由于石灰对方铅矿的可浮性有晦气的影响。现厂铅锌浮选时也加了少数，主要是用来按捺活性高的黄铁矿。      铅锌混合精矿中的别离，用合作硫酸锌抑锌浮铅。

一、铜矿混合浮选工艺流程简介 铜矿混合浮选工艺流程：磨矿分级→经混合浮选获得混合精矿→精矿分离粗精选→浓缩脱水。铜矿混合浮选工艺是将铜精矿与矿石中含有的其它矿物一起浮选得到混合精矿，然后再将混合精矿进行分选，最后得到铜精矿。 二、铜矿混合浮选工艺的优势有哪些 1、相比铜矿优先浮选法，铜矿混合浮选法可以有效提升浮选机的工作效率; 2、浮选药剂消耗量低，最多可节约两成浮选药剂; 3、节约磨矿费用，由于是混合浮选后再进行精矿分选，所以对磨矿粒度的要求不是很高，计算一下成本，大概可节约费用10%左右; 4、铜矿混合浮选工艺的应用范围更广，生产效率也更高。

轧钢厂在轧制进程中轧件表面所发生的氧化铁皮，含铁量很高。我国钢铁职业每年要抛弃很多的氧化铁皮，完成对这些氧化铁皮的综合使用无疑是一个很有含义的节能降耗作业。依据现在的研讨，可以在以下几个方面展开对氧化铁皮的综合使用。 (1)用于出产海绵铁或制取复原铁粉。 海绵铁可用作炼钢用废钢缺少的一种弥补，跟着电炉产钢量的不断上升，海绵铁越来越显得重要。用矿粉出产海绵铁因为设备出资大及工艺杂乱，现在在我国仍难以取得迅速发展。选用恰当的工艺流程，可以用煤粉复原氧化铁皮，出产出w(Fe高，含杂质量低且成分安稳的海绵铁，比用矿石出产的海绵铁(常含脉石杂质)更适合作优质废钢运用。 氧化铁皮也可用来制取复原铁粉。氧化铁皮制作复原铁粉的出产进程大体上分为粗复原与精复原。经粗复原进程将氧化铁皮在约1100℃下复原到w(Fe>95%，w(C 氧化铁皮可用来出产作为粉末冶金质料用的复原铁粉。氧化铁皮被复原成含w(Fe98%以上的海绵铁，经清渣、破碎、筛分磁选后，进行精复原，出产出合格的复原铁粉。然后进入球磨机细磨，经分级筛得到不同粒度的高纯度铁粉。粒度较细的铁粉用于制作设备的要害部件，只需压模，即可一次成型，取得强度高、耐磨、耐腐的部件，可用于国防工业、航空制作、交通运输、石油勘探等重要职业。粒度较粗的铁粉可用于出产电焊条。 (2)用作烧结辅佐含铁质料或炼钢助熔化渣剂。 氧化铁皮中FeO含量最高达50%以上，是较好的烧结出产辅佐含铁质料，理论核算结果标明，1kgFeO氧化成Fe2O3可放热1973焦耳。烧结混合猜中配加氧化铁皮后，因为温度高，烧结进程充沛，因而烧结出产率进步，固体燃料耗费下降。出产实践标明，8%的氧化铁皮即可增产2%左右。宝钢使用氧化铁皮作为辅佐材料，在混匀矿中配加氧化铁皮，一方面，因为氧化铁皮相对粒度较大然后改进了烧结料层的透气性;另一方面，氧化铁皮在烧结进程中放热然后下降了固体燃料耗费。 别的。使用氧化铁皮可作为助熔剂，用于矿石助熔，应用于转炉炼钢。氧化铁皮用作助熔化渣剂是一种高功率的冶炼助熔材料，可以进步炼钢功率，下降焦、煤的耗费，延伸转炉炉体的运用寿命。 (3)代替钢屑冶炼硅铁合金或代替废钢用于电炉炼钢。 钢屑是冶炼硅铁合金的重要原材料，我国每年用于冶炼铁合金的钢屑量在200万吨左右，而钢铁职业每年抛弃的氧化铁皮约1000万吨。现已开宣布用氧化铁皮代替钢屑冶炼硅铁合金的新工艺，并取得了杰出的经济效益。 电炉炼钢需求废钢作质料，对废钢铁料的要求较严，但这种废钢铁数量少，报价高，直销缺乏。以报价低廉且来历广泛的氧化铁皮、渣钢等废料作为主要质料，替代量少价高的废钢，具有明显的经济效益。

我国西部某混合矿主要是由磁铁矿和赤、褐铁矿而组成，原矿品位为26.32％，磨矿细度达到-0.043mm95％才可以获得品位大于60％的铁精矿，混合矿的原矿化学多元素分析和原矿物相分析结果见下表1、2。由上表1、2我们可以看出，该矿石可以回收的主要元素是铁，矿石酸碱性系数为0.09 一、矿石的矿物组成成分 经鉴定该矿石主要的矿物组成我们可以见下表3。矿石呈灰黑色一黑褐色块状，结构较为细腻，矿石中铁矿物以磁铁矿为主，其次是赤铁矿和褐铁矿。金属硫化矿物含量很低，偶见黄铁矿零星分布，脉石矿物以石英居多，其次是绿泥石，铁白云石、方解石和磷灰石，其他微量两无暴扣阳起石、锆石、绿帘石、独居石、金红石和榍石等。 二、选矿工艺及试验 上面这种矿石为磁、赤铁矿混合型铁矿石，矿石中有用的矿物主要为赤、褐铁矿和磁铁矿，矿石中主要杂质是SiO2。我们首先应该考虑低场强磁选尽可能得到合格的铁精矿，然后通过强磁选或者重选回收尾矿中的铁。根据该矿石的性质和特点，我们在选矿中首先应该考虑首先进行原矿不同磨矿细度的磁选（弱磁选-强磁选）。原矿不同磨矿粒度强磁选精矿重选（摇床）选别和原矿不同磨矿粒度强磁精矿反浮选，然后再依据选出来的结果来确定该矿石合理的选别工艺方案。 1、原矿不同磨矿粒度磁选 磨矿细度以绘制磨矿粒度曲线为基础，对不同磨矿细度产品进行磁选选别作业，结合铁精矿的指标平衡，确定磨矿细度。将原矿用球磨机磨至到不同粒度，进行不同磨矿粒度的磁选选矿，首先进行弱磁选，磁选工艺为1粗1精，磁选条件为粗选磁场强度159.24KA/m，上升水量15mL/s；精选磁场强度95.54kA/m，上升水量20mL/s。我们所得弱磁粗选尾矿再进行强磁选别，选矿工艺流程为1次粗选，选矿条件为磁场强度796.18kA/m，精矿漂洗水量300mL/s。结果见下表4所显示：我们可以从上表4中的结果可以看出来：随着磨矿细度增加，弱磁选和强磁选所获得的精矿的产量降低，精矿铁品位均升高，当原矿磨至-0.038mm99％（-0.030mm95％），可以获得的产率为14.75％，铁品位为62.11％的弱磁铁精矿，同时还可以获得铁品位为40.92％强磁精矿，由此可见，该矿石嵌布粒度很细，要获得较高品位的铁精矿必须用超细球磨机进行细磨。 2、强磁粗选铁精矿强磁精选选别  我们可以以上表4中原矿磨矿粒度10.043mm95％磁选所获得的强磁精矿进行强磁精选选别试验，试验条件为强磁精选磁场强度238.85kA/m，精矿漂洗水量400mLs，试验结果我们可以从下表5得出：由表5结果我们可以看出，该矿石原矿磨矿粒度为-0.043mm95％的强磁粗选精矿进行强磁精选选别，即使强磁精选磁场强度降低至238.85kA/m，也只能将精矿铁品位提高1.82个百分点，由此可见，该矿石仅采用单一磁选工艺进行选别，分选效果不好。 3、原矿不同磨矿粒度强磁精矿重选（摇床）选别 从上表5原矿不同磨矿粒度磁选试验所得强磁精矿为对象，进行重选（摇床）选别试验，试验结果见下表6。选别原则流程图1。由上表6试验结果可以看出：随着磨矿细度增加，重选（摇床）所获得的精矿产量减少，精矿铁品位升高，富集比降低，说明细磨使矿物充分解离有助于铁精矿品位的提高，但磨矿粒度太细，重选分选效果变差，这主要是由于重选选别受粒度下限所致。 4、原矿不同磨矿粒度强磁精矿反浮选 反浮选选矿工艺技术是铁矿提质降杂的有效方法之一，以上表4原矿不同磨矿粒度磁选试验所得强磁精矿为对象，进行反浮选试验，试验流程为1粗2精，试验条件为粗选：NaOH 1000g/t，淀粉（简称DF，以下同）1000g/t，CaO 300g/t，捕收剂2#300g/t。 1次精选：M1 100g/t，2次精选：M1 50g/t。浮选时间：粗选5min，1次精选3min，2次精选2min，试验结果见下表7。我们可以从上表7的试验结果看出：该矿石强磁精矿经过反浮选选别，可以明显提高铁精矿品位，当磨矿粒度为-0.076mm99％（-0.043mm90％）时，就可以获得产率为26.32％（对原矿为6.25％），铁品位为58.35％的铁精矿，由此可见，该矿石强磁精矿采用反浮选工艺进行选别比较有效。 注：该铁矿石经过阶段磨矿、弱磁选、强磁选、反浮选工艺流程在最终磨矿粒度为-0.043mm90％的条件下，可以获得精矿产率2.47％、铁品位为61.5％，铁回收率为47.01的选别指标，流程以及指标见下图2显示：

铁矿石原料混合造块工艺的完善前景及其产品在高炉上的应用 铁矿石原料用烧结法烧结成烧结矿，这种生产工艺由于燃料在料层中完全燃尽，热能消耗最低，而且产能极高（1.35-1.45t/m2h），可为高炉提供必需数量的原料。但此工艺生产的烧结矿碎屑量很大，尽管为减少碎屑作了大量研究及采取了一系列组织措施，仍未能完全令人满意地解决这一问题，0-5mm的烧结矿碎屑在10%-20%的台阶上居高不下。 烧结矿的多次破碎及过筛是获得粒度及强度稳定的烧结矿的唯一手段。烧结工艺的返矿量很大（达50%），厂内运输费用增高。还要在烧结矿的抽气及破碎上另加开支。烧结料成分中加入石灰可弥补产能的下降，使产能达到1.85t/m2h。 用造球法将铁矿石原料制成球团矿有许多优点，其中主要优点是：最终颗粒组成严格符合规定，化学强度高，碎屑含量低（2%-5%），无需机械加工及多次过筛。 造球工艺的缺点是，对原料粒度及湿分要求极严，造球中金属及能源消耗高，焙烧作业复杂。 尽管造球工艺应用很广及球团矿与烧结矿相比质量性能较高，但其在高炉炉料中所占份额始终未能超过铁矿石炉料的20%-50%。主要原因是球团矿的自然休止角及屈服点都低，无法保证高炉的最优装料制度，相反会引起炉衬的严重腐蚀。此外，在还原初期，球团矿与烧结矿相比会在更大程度上丧失其机械强度。为克服球团矿上述缺点，采取了装炉前将球团矿与烧结矿预先加以混合的作法，但该方案由于执行起来很麻烦，实际上未能得到应用。 铁矿石原料造块工艺进一步精化的发展方向应该是将烧结法与造球法并成一个工艺，取二者之长、补二者之短，生产出既优于烧结矿，又优于球团矿的造块产品。此时可用E.6.魏格曼提出的烧结矿块体组织理论作为理论依据。按照这一理论，烧结矿中最坚固的成分是燃尽燃料微料周围形成的块体。但燃料中有各种尺寸的颗粒，这些颗粒在烧结层中的分布杂乱无章，因而结成的块体尺寸极不相同。这样生产的烧结矿不可能不含有大量碎屑。此外，将燃料既作热源，又作还原剂，会助长热脆物的增加。由于多晶形现象结合的影响，热脆物会出现大量应力点，因而不可避免地引起破裂。 由上述可明显看出：合并两种造块工艺于一体的合理方案应当是，在原料状态时，以尺寸规定得极严格的颗料料（球团）形式来强化最终块料，随后将其铺后固定料层，用燃料产生的热量予以烧结。 烧结料或其各组分预先造块的方案可以认为是合并两种工艺于一体的起步之举。这一举措能使烧结工艺产量提高22.1%，使固体燃料耗量降低12.5%。将铁精矿加石灰预先制颗粒，由于料层增高到500-700mm及焦屑用量达55kg/t烧结矿，可大大提高单产能力（达2.0t/m2h）。 最接近于上述并合工艺的方案是日本开发的HPS造块法。该工艺的具体办法是，将磨细的铁精矿预选制成5-10mm粒度的小块，敷以粒度为＜0.125mm磨细燃料，预先干燥后，按烧结工艺将其烧结。破碎、筛分后成品出率占90%，产品为细小球团烧结块。产品碱度为1.2-2.0，氧化硅含量为5%，软化温度范围与烧结矿相当。此工艺不同于烧结工艺之处是在4-5kPa表负压下完成烧结。为对此工艺进一步研究，特建了一套年产量为600万t/a的试验装置。 俄罗斯南方采选公司在完善球团工艺中试验了类似工艺。作为燃料采用了0-3mm粒度的焦屑，按烧结流程进行了焙烧，但燃料意外的分布致使形成未烧结矿炉料块（甚至很大一段），影响了工艺的稳定。由烧结块及焙烧球团构成的产品在高炉中炼完的结果证明，比单纯用烧结矿能产生更好的效果。 选用5-10mm粒度以下炉料，将-5至+10mm组分含量减至最低，不加燃料将其造块，随后用单独设备加进燃料——这种方案应当作为并合造块工艺的基础。 乌克兰国家冶金科学院开发一项用带式焙烧机生产混合造块原料（简称ГOC）的新工艺。其特点是在5-12mm粒度已造块的炉料中加进（0-10）—（0-12）mm粒度的固体燃料。该工艺是在中央采选公司（即ЦГOK）工业造块分公司的OK-5-18型焙烧机上进行半工业试验后正式投入工业运行的。焙烧机未作改造，只是按烧结工艺用焙烧炉干燥料层及点燃固体燃料。由于在混合造块烧成产品冷却中保证其在上升气流中的热稳定性，故能采用上述粒度的固体燃料。 1999-2000年，ЦГOK工业造块厂共生产球形颗粒烧结矿型混合造块炼铁原料65t。这种原料集烧结矿及球团矿的优良冶金性能于一身，具有全新的性能： 1．ГOC总体上是焙烧粒构成的烧结块，即烧结块的极限破裂碎块，实际上不再破裂； 2．无论是焙烧粒，还是烧结块，均为由赤铁矿外壳及磁铁矿内核构成的球形微粒或微粒体系，在宏观组织方面具有充分施展的开孔空隙度，并具有与球团矿一样的可还原性，在还原中不破裂； 3．在冷态强度方面（抗冲击强度85%-87%，耐磨强度5%-8%），ГOC大大超过传统烧结矿，接近于还原中强度很高的优质球团矿；ГOC不会自然破裂，适合长期贮存、倒装及运输； 4．在物理性能方面（自然休止角）ГOC与烧结矿相同； 5．在化学成分方面，FOC相同于球团矿，但因有赤铁矿磁铁矿组织，故含铁量增加0.5%。 德聂伯罗彼得罗夫斯克钢铁公司炼铁厂高炉使用ГOC的冶炼结果充分肯定了ГOC的应用效果。在高炉炉料中，在生产铸造生铁及炼钢生铁时的ГOC含量分别为56.5%-69.8%（平均为60.5%）及-50%。试炼初期因焦化厂原料条件差，焦碳质量未能跟上。后来的试炼中，焦碳质量提高，渣况稳定。在2号高炉运行期间，装料制度是基本稳定，一直采用KPP↓1.5-2.0，鼓风参数很少改变。 各试炼阶段采用混合造块原料促进了高炉运行稳定性，提高了炼铁生产技术经济指标。所以之能取得这样好的结果，是因为使用混合造块原料改善了炉料各种成分的松散性能，使其在炉喉断面上的分布更为合理，进而保证了高炉里气流能量的更高利用率，德钢2号高炉使用混合造块原料一共炼出铸造生铁5234t，及炼钢生铁4923t。每次试冶炼都证实了混合造块原料具有极好的冶炼性能，因而这种原料的使用效果被充分肯定。据计算，相比焦碳消耗量下降4-4.4kg/t铁，而相比生产率提高1.1%（根据通用标准按同等条件合算）。

废金属和VC混合料再生新技术 关键字:* 废金属 * VC * 混合料再生　　日本开发废金属、废旧氯乙烯处理新技术　　据《日经产业新闻》报道，日本东北大学和茬原综合研究所开发成功同时处理废旧金属和废旧氯乙烯的技术，既回收了资源，又不会产生二恶英等有害物质。　　具体做法是：将混有氯乙烯的废旧金属送入８００－９００摄氏度的熔化炉内，氯乙烯和金属发生反应，生成金属氯化物、二氧化碳和水。由于氯完全和金属发生反应，从而不会产生剧毒物质二恶英。　　利用不同金属氯化物气化时的温度差可以按照种类回收金属。在实验炉阶段进行的实验结果表明，９７％的锌和铅、９５％的铁都可以得到回收。.

染料的挑选 　　用于铝制品染色的染料品种繁多，依据不同用处和产品要求挑选适宜的染料。如染料类别有酸性染料、酸性络合染料、酸性前言染料、直接染料、分散染料、可溶性还原染料、活性染料、碱性染料、醇溶染料、油溶染料等。依据它们的成分、溶解度、色牢度、上染率，耗费率，PH值等功能挑选功能附近的染料，并结合棕色的要求,最终挑选600灰色染料和900黄色染料按必定的份额进行混合，配槽浓度为：4.8g/L。混合前相同浓度的 600灰色染料PH值为：7.3，而900黄色染料的PH值为：5.4，混合后的染料PH值为：6.2。在此染料配比条件下,铝阳极氧化膜能够染出带红黄底色的棕色。 　　实验材料与工艺流程 　　实验材料是6063铝合金,依照试样制备→脱脂→两级清洗→碱蚀→两级清洗→出光→两级清洗→阳极氧化→两级清洗→混合染色→两级清洗→关闭→两级清洗→外观和封孔质量检测的工艺流程进行实验。 　　脱脂工艺与注意事项 　　选用浸泡式脱脂, 化学脱脂规范: 硫酸浓度100～150g/L; AC脱脂剂浓度30～60g/L; 　　温度: 20～30℃,处理时刻: 4～6分钟。脱脂能够除去铝材表面的油污及洗脱天然氧化膜，假如脱脂处理欠好，简单导致铝材表面有油斑印和腐蚀点的发生而导致型材作废。 　　碱蚀工艺与注意事项 　　碱蚀规范: 浓度50～80g/L;ADD添加剂浓度10～30g/L;温度: 50～70℃, 处理时刻: 7～13分钟。碱蚀时刻的操控对染色后色彩的艳丽度有很大的影响，当碱蚀时刻过短，表面砂面小，光泽高，染色后，色彩过于艳丽，达不到柔软光泽的效果;而当碱蚀时刻过长，表面的砂面过大，又会导致表面色彩发暗发哑。所以在批量出产时,每一天需求依据当天碱槽的碱腐蚀速度，对照标准色板的砂面挑选详细的碱蚀时刻，以到达最佳的表面效果。 　　阳极氧化工艺 　　电流密度 　　电流密度的凹凸直接影响着氧化膜的孔径结构和氧化膜孔的数量，当电流密度越高其孔径就越大，反而氧化膜孔的数量就越小;反之，当电流密度越低其孔径就越小，反而氧化膜孔的数量就越多。氧化膜孔的数量越多，染色速度会越快。也就是说，电流密度的凹凸直接影响染料的上色速度。咱们在出产实践中证明，当电流密度由0.8A/dm2增加到1.6A/dm2时，跟着电流密度升高，染料的上色速度减慢。依据色彩要求和考虑出产功率,挑选出对应的上色速度，最终断定电流密度为1.2A/dm2来出产，染色的色泽效果比较漂亮。 　　氧化槽液温度 　　在实验中，氧化槽液温度对染色的影响十分显着，当温度在18℃以下时其上色时刻很长，乃至不能到达标准色板的底色要求或色彩深浅要求;而当温度在21℃以上，其上色速度很快，染两分钟其色彩就呈现红黑底色, 形成色差而需求返工。当温度在18至21℃氧化时，染色时刻在8至12分钟，能够得到底色安稳的棕色。原因是氧化温度升高，会对氧化膜的孔径有扩孔效果，进而进步其对染料的吸附才能,所以在挑选好适宜的电流密度后，也就是说定了氧化膜孔的数量，还需求断定适宜的氧化温度。经过屡次比照实验，最终将温度定在18--21℃进行氧化。

挑选铜铅混合精矿别离的办法，应从如下几个方面进行考虑：(1)矿藏组成。铜铅混合精矿中的矿藏组成是挑选别离办法的主要依据。例如，假如方铅矿表面遭到氧化且未被铜离子活化，则可采纳重铬酸盐法或氧硫法;如方铅矿与次生硫化铜矿藏(如斑铜矿及砷黝铜矿)的别离，可选用法或加硫酸锌法。(2)混合精矿中的铜铅比。从生产实践来看，当混合精矿中的铜与铅质量比较大时，多选用抑铜浮铅办法;当铜与铅质量比较小时，则多选用抑铅浮铜的办法。这是由于“抑多浮少”泡沫量少，能够削减泡沫产品的搀杂，进步精矿质量。(3)从工艺目标、环境保护、经济本钱等多方面归纳考虑，进行计划的挑选。

选矿厂采用手选－重选－浮选－重选流程 一、碎矿与手选 1、碎矿为两段一闭路流程。原矿最大块度为400毫米，由提升机提升卸入选矿厂的粗矿仓，用电磁振动给料机给入第一段600*900mm鄂式破碎机。矿石被破碎至－150mm，经1230双层振动筛洗矿并筛分为三个级别：－150～30mm粒度矿石再次筛洗后手选，－28～18mm粒级矿石进入第二段破碎，并全部破碎至－18mm，经螺旋分级机脱泥，返砂进入细矿仓储存，矿泥进入浓缩机中脱水浓缩后单独进行浮选处理。 2、手选为两段作业，采用正手选以选出成品硫氧富块锑精矿与贫精矿，贫精矿经破碎后进入第二段闭路碎矿系统。手选废石用自卸卡车运往废石场。 二、重选和磨矿 1、重选经破碎和手选后的矿石，进行两段选别，第一段分三级跳汰机（－18＋8，－8＋2，－2＋0mm），棒磨后再进行一次跳汰（－4－0mm）均得硫氧混合锑精矿。第二段跳汰尾矿进入球磨。 2、磨矿棒磨机用于处理－18＋8，－8＋2毫米两个粒级的跳汰尾矿，球磨机用于处理第二段跳汰尾矿，细磨产物再用浮选法回收硫化产物，此外尚有一台球磨机用于磨细混合精矿。 三、浮选 第二段跳汰尾矿经闭路磨矿后进行硫化锑矿物的浮选，采用的是一次粗选，一次精选，一次扫选的浮选流程。 四、摇床重选 用来回收浮选尾矿中的氧化锑矿物。 此外，选厂还采用了浮选－重选联合流程处理原生及次生锑矿泥。

金矿工艺通常是由金矿与脉石的物理性质、化学性质及矿藏学性质决议的，如比重差很大、浸染粒度粗的金矿石，一般用重选法处理；矿藏表面潮湿性不同大、浸染粒度细的金矿石，一般用浮选法处理。 关于某些杂乱的难选金矿石，为了最大极限地进步金的收回率并收回其他有用成分，挑选多工艺联合流程无疑在技能上是必要的，在经济上也是合理的。常见的金矿石首要有两大类：石英脉型金矿石与硫化含金矿石‘烟台鑫海矿机有限公司作为国内选金技能比较老练的厂商，其技能人员给出了以下两种矿石的常用工艺： 一、石英脉型金矿石：石英脉型金矿石选矿工艺首要是化法、浮选法，工艺的断定首要取决于金的粒度及与其他矿藏的共生联系。在矿石表面受污染或有薄膜的游离态金的情况下，可选用跳汰重选收回一部分金，下降尾矿档次，削减化浸出时刻。 当矿石可浮性较好时，含石英的金矿石浮选能产出近似化工艺处理后的尾矿，浮选尾矿磨后再浮选，能够进步浮选收回率。在大都情况下，化法应用于石英脉型金矿石较为遍及，其首要考虑的是矿石磨矿细度，矿浆中浓度，浸出时刻。一起，为了削减化作业量，可选用浮选精矿再化的工艺。 二、硫化物含金矿石：绝大大都含金硫化矿石能够用浮选法处理，有的亦可用化法处理，或选用联合办法，也能够用混、重选或其联合流程。 浮选或化流程的挑选，取决于金的收回率、伴生矿藏的综合利用程度等，假如矿石中含有较多的粗粒金，则有必要预先选出，由于粗粒金在化溶液中溶解较困难，并且浮选法也难以收回。当金粒表面洁净，且矿石中没有对混有害的成分时，混法较重选法作用较好。在生产实践中，常用的含金硫化矿的选矿流程为：先浮选，浮选精矿能够直接化，也可再磨后化，或用重选与混处理。 关于金矿选厂，尽量选用老练的、简单易行的生产流程，在这个前提下，选矿设备选型、厂区建造都要留有余地，为今后生产发展和流程改善提供条件。

铜钼别离 铜钼混合精矿别离有两种计划，一是抑铜浮钼，是最主要的办法。二是抑钼浮铜，现在只要极少数选厂选用。 以下对这些别离办法作简略介绍： (一)法：法对硫化物有激烈的按捺效果，这是因为CN-与重金属离子Me2+反响，能生成亲水难溶的Me(CN)2，持续增加，沉淀物与CN-反响，生成安稳的络离子Me(CN)42-。CN-也能使硫化矿表面吸附的表收剂膜解吸。 铁及亚铁与矿藏表面金属离子能生成亲水的沉淀物，使矿藏表面形成亲水膜而被按捺。这类按捺剂可有用按捺硫化铜矿藏，但先决条件是铜矿藏表面已充沛氧化，因而常与氧化剂合用。 (二)硫化物法：用量大时，可按捺除辉钼矿外简直一切的硫化矿藏。的按捺效果主要由水解发生HS-形成，HS-一方面架空吸附在矿藏表面的黄药，一起本身又吸附在矿藏表面，使矿藏表面亲水。除水外，还有与硫化铵等。国外用得多的是，有时与水钠并效果;我国主要用，其用量一般为1000～3000g/t。硫化铵水免除发生HS-外，还会发生NH4+。NH4+可与溶液中的钼矿表面吸附的MoO2-、HmoO4-生成可溶的(NH4)2MoO4而“清洗”辉钼矿表面，进步可浮性。 (三)硫代硫酸盐和硫酸盐法：硫硫酸盐及硫酸盐能与多种金属离子结组成安稳的络合物，这种混合物可以有用按捺黄铜矿和黄铁矿及闪锌矿。有文献报导，这种组合按捺低且无环境污染，是很有出路的有用按捺剂。 (四)诺克斯药剂：诺克斯(Nokes)药剂是20世纪50年代由诺克斯等人研发的一种非钼硫化矿的按捺剂，它包含磷诺克斯P-Nokes(LR-744)和砷诺克斯As-Nokes(ANa-mol-D)两种，按捺效果比Na2S强。按捺机理是解吸矿藏表面的捕收剂，一起在矿藏表面生成亲水难溶的硫代磷铜或硫代铜，使矿藏遭到按捺。 　　P-Nokes是由与苛性钠反响制成的硫代磷酸盐，其反响式为： 　　P2S5+10NaOH=Na3PO2S2+Na3PO3S+2Na2S+5H2O 　　As-Nokes是由(As2O3)与Na2S反响制成的硫化代盐，其反响式为： 　　As2O3+3Na2S+2H2O=Na3AsO2S2+Na3AsO3S2+2H2↑ (五)化学氧化剂法：运用氧化剂过氧化氢、次等使铜、铁硫化矿藏表面氧化，并使吸附在矿藏表面的捕收剂氧化被损坏。与氧化剂相配合的按捺剂主要是亚铁。铁及锌等。因为氧化剂有很强腐蚀性，这一办法的广泛运用遭到限制。 (六)低分子有机按捺剂：低分子有机按捺剂由烷烃(短链)、亲固基和亲水基组成，常见的有(钠)HSCH2COOH(Na)、巯基乙醇HSCH2CHOH、四甲基硫代脲嘧啶以及Pilips石油公司推出的以奥方(Orfom)为产品牌号的D系列产品。这类有机按捺剂的按捺机理是亲固基吸附在硫化矿藏表面，即-SH基、-NH2基吸附在矿藏表面，亲水的-COOH基、-OH基朝向水，在矿藏表面形成亲水膜，使矿藏遭到按捺。这类药剂本钱偏高，大规模工业运用尚困难。 (七)加温按捺法：用矿浆加温的办法来强化按捺剂的按捺效果。效果机理是加温可以使矿藏表面吸附的捕收剂膜分化、氧化和解吸;一起，运用各非钼硫化矿藏表面氧化速度快，辉钼矿表面不易氧化的性质扩展其可浮性的差异。 加温时的温度低于沸点，一般为60～90℃。加温方法有三种：蒸汽通入矿浆直接加温，蒸汽经热交换器直接加温，矿浆和蒸汽通入高压釜内加压加温。加温前先将矿浆浓缩，加温后再调浆、加药分选。 (八)充氮工艺：硫化物与诺克斯药剂运用中，S2-、SH-是还原剂，很简单被矿浆中所充空气中的氧所氧化，使很多的药剂没有参加对铜矿藏的按捺就白白浪费。选用充氮气替代空气可防止这些反响，实践证明铜-钼别离中选用氮气替代空气作气泡介质，可节约铜按捺剂50%～75%。

分子式：Ms-RE 性 状：银灰色金属块状，呈金属光泽，在空气中易氧化。 规 格 Specifications 混合稀土金属标准 Standard 用途：主要用作储氢合金粉和镍金属氢化物电池。 包 装：内塑料袋，外铁桶或铁桶充氩气包装，每桶50公斤或250公斤。我们可以根据用户要求研制、生产各种规格的稀土产品。产品牌号 Codes化学成分%Chemical compositions稀土总量TRE稀土分量非稀土杂质含量 不大于 Non-REImpurities Max不小于 MinLa/TRECe/TREPr/TRENd/TREFeMgMoSiCCe-489933～3945～512～68～140.20.10.030.040.03Ce-509925～3047～524～714～20Ce-529923～2850～554～714～20      典型示例 Examples：产品牌号 Codes化学成分%Chemical compositions稀土总量TRE稀土分量非稀土杂质含量 不大于 Non-REImpurities Max不小于 MinLa/TRECe/TREPr/TRENd/TREFeMgMoSiCCe-489933～3945～512～68～140.20.10.030.040.03Ce-509925～3047～524～714～20Ce-529923～2850～554～714～20

云南某一大型矿山现在建成的单一浮选流程只能出产铜铅混合精矿，不能完成铜铅别离。而另建体系在选矿时完成铜铅一次性别离将会构成出资大、严重影响出产的问题。针对此现状，展开铜铅混合精矿浮选别离实验研讨，意图是寻觅一种有用的工艺技术，建一个小型的浮选厂对现有体系出产的混合精矿进行铜、铅别离，进步产品的附加值。 实验矿样含铜8.22%、铅28.87%、锌11.36%。经过多方实验研讨，终究选用脱药、硫酸调浆、硫代硫酸钠与硫酸亚铁组合按捺剂[1]抑铅浮铜，成功完成了铜铅的有用别离，获得如下选矿目标：铜精矿铜回收率90.66%、精矿档次20.01%、含铅2.66%、含锌3.46%，铅精矿铅回收率96.56%、精矿档次45.51%、含铜1.27%、含锌16.55%。 一、矿样性质 矿样为云南某矿山所产铜铅混合精矿，经筛析其细度为－741xm占95%，－45μm占81.2%。矿样中金属矿藏以硫化矿藏为主，首要矿藏有黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、辉铜矿等，还伴生有金银等稀贵金属，矿样多元素分析成果见表1。 表1  矿样多元素分析成果%二、浮选实验研讨 实验作业在实验室进行，实验设备为：XMB－67型200～240棒磨机，XFD－3L粗扫选浮选机，XFD－1.5L和1.0L精选浮选机。 （一）混合精矿脱药办法挑选 因为矿样为抑硫混选后得到的混合精矿，混选时参加的浮选药剂有部分存在于矿藏中，所以在铜铅别离实验前有必要先将这部分药剂脱除，结合矿石性质归纳研讨，实验选用脱药。经仔细调研，现在脱药办法有拌和脱药、再磨脱药、加温脱药[三种办法，经实验成果比照分析，再磨办法可到达较好的脱药作用，再磨细度－451μm占95%、用量9000g/t时的铜、铅分选作用较为抱负。 （二）铜铅别离药剂用量实验 传统的铜铅别离常运用重完成抑铅浮铜[2]，或运用完成抑铜浮，因为这些办导致环境污染，现在政府在出产中制止运用。为此，本次实验选用脱药，硫酸调浆，硫代硫酸钠与硫酸亚铁组合按捺剂来抑铅浮铜，详细药剂用量实验成果如下。 1、硫酸用量实验 硫酸用量实验成果见图1，实验成果表明，当硫酸用量大于3680g/t时，对铅的按捺作用变差，但硫酸的参加对进步铜档次和回收率有利，适合的硫酸用量为3680g/t，此刻矿浆pH5.5。图1  硫酸用量实验成果 2、硫代硫酸钠用量实验 硫代硫酸钠用量实验成果如图2，实验成果表明，硫代硫酸钠用量大于1200g/t时对铜铅的目标均发生晦气的影响，但小于1200g/tt时对铅的按捺作用欠好，因而适合的硫代硫酸钠用量为1200g/t。图2  硫代硫酸钠用量实验成果 3、硫酸亚铁用量实验 硫酸亚铁用量实验成果如图3，实验成果表明，硫酸亚铁用量添加会小幅度进步铜的回收率，一起进步尾矿中铅的档次，当硫酸亚铁用量到达5000g/t时可获得较好的铜铅别离作用。图3  硫酸亚铁用量实验成果 4、丁基黄药用量实验成果 丁基黄药用量实验成果如图4，运用捕收性较强的丁基黄药后铅在铜粗精矿中的回收率均在30%邻近，铜的回收率得到进步，其适宜的用量为60g/t。图4  丁基黄药用量实验成果 （三）精选Ⅰ药剂用量实验 首要进行了精选Ⅰ药剂用量实验，经实验得到精选Ⅰ较佳的药剂用量为：硫酸800g/t(此刻pH值为6.3)，硫代硫酸钠600g/t，硫酸亚铁1600g/t，丁基黄药30，松醇油5g/t。 （四）闭路实验 闭路实验流程见图5，实验成果见表2。图5  铜铅别离闭路实验流程 表2  铜铅别离闭路实验成果%三、结语与评论 1、针对该混合精矿的特征，经过多种计划的比较，选用组合按捺剂进行铜铅别离实验，能够到达铜铅别离的意图，并可获得较为抱负的分选目标，完成铜、铅有用别离。 2、使用脱药，硫酸调浆，与硫酸亚铁组合按捺剂进行铜铅别离，效，并且环保作用很好。硫代硫酸钠不只十分有 3、实验成果表明，浮选工艺准则施行便利、简单易行，所用选矿药剂均为惯例浮选药剂，较易在出产中施行。 4、因为矿石中锌的含量不高，分选难以构成合格的独自精矿产品，故本次实验未进行别离。 参考文献 [1] 艾光华,朱易春,魏宗武.组合按捺剂在铜铅别离浮选中的实验研讨[J].我国矿山工程,2005(5):11－12,16. [2] 秦永启,张文华.某铅锌矿选矿工艺实验研讨[J].湿法冶金,2004(6):98—100. [3] 邱廷省,罗仙平,陈卫华,等.进步会东铅锌矿铅锌选矿目标的实验研讨[J].金属矿山,2004(9):34－36.