熔炼产出的粗铅纯度在96%-99%规模，其他1%-4%为贵金属金银、硒、碲等稀有金属以及铜、镍、硒、锑和铋等杂质。粗铅中的贵金属的价值有时要超越铅的价值，有必要提取出来，而杂质成分对铅的展性和抗蚀性发作有害影响，有必要除掉。因而要对粗铅进行精粹。    粗铅精粹有火法精粹和电解精粹两种。我国和日本的炼铅厂一般选用电解精粹，国际其他国家均选用火法精粹法。火法精粹设备与工艺简略，建造费用较低，能耗低，出产周期短。其缺陷是进程冗杂，中间产品种类多，均需独自处理，金属收回率较低；电解精粹出产率高，金属直收率高，易于机械化和自动化，可一次产出高纯度精铅。但建造出资大，出产周期较长。      （一）粗铅火法精粹    该法一般由熔析和加硫除铜一氧化精粹除砷锑一加锌提银一氧化或真空除锌一加钙镁除铋等工序组成。我国西北铅锌冶炼厂等厂选用此法。    1．粗铅熔析和加硫除铜    粗铅含铜一般为1.2%-2.0%，选用熔析法下降铅中含铜。熔析法的基本原理是，粗铅中的铜能与砷、锑生成安稳的难熔的化合物—砷化铜和锑化铜，这些化合物不溶于铅而以固态进入浮渣与铅别离。熔析法可将粗铅中铜降至0.1％以下。    熔析法所用设备有反射炉和熔析锅，大型炼铅厂多用熔析锅。熔析锅用铸钢制成，容量30-370t，以重油作燃料。熔析温度500-600℃，熔析渣浮出铅液面用捞渣器捞出。    为进一步脱铜，熔析处理的铅再进行加硫处理。该办法是使用铜对硫的亲和力大于铅对硫的亲和力，生成密度比铅小的Cu2S ,且在320-340℃作业温度下Cu2S不溶于铅的特性，在熔铅中参加硫黄将铜进一步除到0.001％-0.002％。    2．粗铅氧化精粹    此办法的意图是从除过铜的粗铅中进一步除掉锡、砷、锑等杂质。精粹在反射炉中进行，炉温控制在800-900℃，开着炉门靠流入空气自然通风氧化杂质，使锡、砷、锑与铅生成铅盐浮渣，然后用入工捞出。    3．粗铅加锌除银与随后除锌    向熔铅中参加锌，即可与铅中的金和银生成锌金化合物和锌银化合物。此生成物性质安稳、熔点高、密度比铅小，不溶于为锌饱满的铅，因而以固体形状浮于铅液表面构成银锌壳，使贵金属与铅别离。    加锌提银在加锌锅中进行，加锌量为铅重的1.5%-2%，作业温度分450-480℃、330-340℃和420-430℃三段进行。捞出银锌壳，铅液含银低于2g/t。[next]    除银后铅中常含有0.6%-0.7%的锌需求除掉。一般选用氧化除锌法，该法使用锌氧化成的ZnO不溶于铅并浮出铅水而除掉。进程在750-900℃进行，氧化剂可所以空气、水蒸气或氧，经此氧化铅含锌能够降至0.0025%。    4．粗铅除铋    该法选用加钙镁熔炼以除掉铅中的铋，熔炼时钙、镁与铅中铋生成的不溶于铅和密度小于铅的Bi3Ca和Bi3Mg2浮渣壳。出产中钙以Pb-Ca合金方式参加，操作温度380-390℃。通过两次除铋作业，可将粗铅中铋从0.5％-1.0％降到0.005％以下。除铋后粗铅还要通过一次精粹除钙镁，办法有吹风氧化、吹及碱性精粹法，其间以碱性精粹法效果最好。    （二）粗铅电解精粹    电解时以铅和为电介质，在直流电效果下，将粗铅电解成精铅。我国铅电解精粹工艺流程由火法除铜精粹和电解两段作业组成。    1．粗铅接连脱铜    这是我国沈阳冶炼厂开发的粗铅除铜技能，同上述分批除铜法比较，本工艺燃料耗费低，中间产品少，处理简略，出产效率高。接连脱铜在一设有隔墙的反射炉中进行，炉内分为加料区（熔池深1.2m）、熔炼区（熔池深2m）和储存区。熔炼炉产出的铅水直接参加熔炼区，加硫熔析，使铅中铜生成铜锍，并加碱（Na2CO3）下降锍中含铅量一起使砷、锑与碱效果生成盐进入炉渣。储存区与熔炼区间隔墙下开有通道，精粹脱铜铅经由通道进入储存区，再由虹吸口放出，铸成阳极，送电解工序。    2．电解    电解时，以电解铅片作阴极，脱铜后的铅作阳极，在和铅水溶液中进行电解。在直流电效果下，阳极氧化成铅离子进入溶液，阴极上溶液中铅离子复原分出：    阳极                   Pb→Pb2++2e    阴极                   Pb2++2e→Pb    电解进程中，标准电极电位较铅负的金属，如铁、锌、锡、镍、钻等与铅一道电化溶解进入溶液，而电极电位较铅正的金属，如银、金、铜、砷、蹄等不溶解而构成阳极泥沉于电解槽底。通过必定周期，残阳极回来精粹炉熔炼，阴极分出铅通过熔化除微量锡、砷、锑杂质后，铸成精铅锭。阳极泥用于收回贵金属。    电解在内衬耐腐蚀材料的钢筋混凝土制成的电解槽内进行。铅电解的首要技能条件为：电解液总酸量120-160 g/L,含铅90-125 g/L,电解温度32-45℃，电流密度120-200A/m2，同极矩95mm，精铅含铅99.98％-99.99％。

目前粗铅火法精炼的方法备受业内人士关注以及交流学习。粗铅火法精炼是分段脱除熔融粗铅中的杂质，产出精铅的过程，为火法炼铅流程的重要组成部分。铅熔炼产出的粗铅，除含有铜、镍、钴、铋、锡、砷、锑、锌、硫等杂质外，还有金、银等贵金属和硒、碲等稀有金属，杂质总量约为1％～4％。因此，精炼的目的不仅要脱除对铅性质有不良影响的杂质，使精铅符合用户的要求，而且还要综合回收粗铅中的有价金属。粗铅精炼有火法精炼和电解精炼(见铅电解精炼)两种方法。中国、加拿大和日本等国的炼铅厂，一般采用粗铅火法精炼脱铜后再进行电解精炼的工艺流程，世界其他国家都采用火法精炼流程。火法精炼流程所产的精铅约占精铅总量的80％。与电解精炼相比，火法精炼的主要优点是设备及工艺操作简单，基建投资省；可处理成分复杂的粗铅，产出不同品级的精铅；生产周期短，能耗少。但火法精炼过程繁杂，产出一系列的副产品，每种副产品都需要单独处理，增加了处理费用，降低了综合回收率。无论是采用火法精炼或电解精炼，都可获得纯度达99．99％的精铅。火法精炼由除铜，除砷、锑、锡，加锌脱银，除锌，除铋和除钙镁等作业组成。其中粗铅中去铜是最最关键的一步。因为从粗铅中分离铜的过程不论是火法精炼还是电解精炼，粗铅除铜都是精炼的第一道作业。粗铅除铜的方法有熔析法和加硫法两种方法，大多数工厂都采用先熔析、后加硫的两段除铜方法。所以运用好粗铅除铜技术对粗铅的提炼师非常重要的。

靖西锰矿氧化锰矿选矿工艺流程

粗铅价格是很多铅投资人士、很多粗铅企业关注的焦点，及时掌握粗铅的价格信息、交易状况、市场供求关系、行情走势等，是在粗铅投资交易中获得成功的关键。    2010年8月18日讯，现货粗铅价格今报16150-16350元/吨，持平。隔夜伦铅得利好消息的提振，继而收升摆脱连日颓势。国内现货方面，对于隔夜外盘的提振收涨，可能是由于下游蓄电池生产偏淡的缘故，贸易商今日依然对现货粗铅价格报价持不变态度。此外，部分下游制造商仍对粗铅价格会有调整的预期，现不愿接货，成交平平。    中国国家统计局相关人士周三(8月11日)表示，由于安徽省一家大型铅冶炼企业此前误漏报其废铅冶炼产量，经加补相关数字后，1-7月铅产量因而大幅上修28.1万吨，该数字接近全国单月产量。统计局数据显示，中国1-7月累计铅产量为222.1万吨，而此前公布的1-6月铅产量仅为155.6万吨，二者之差达66.5万吨，而7月产量仅为38.4万吨。其分项数据亦显示，本期铅产量数据调整量为28.1万吨。    伦铅结束其短暂的一日涨势，再次陷入跌势。国内现货方面，由于外盘的下挫，今日市场报价普遍下调50元/吨附近。据了解，目前下游方面仍有拿货需求。相反上游部分厂家没有报价，使得下游接货有所不顺从而再次陷入僵持，市场交投一般。现货市场某铅贸易商说：“隔夜外盘的再度走低，促使今日国内市场粗铅价格普遍下调价格50元/吨左右。我们今日报价也在16300元/吨附近，出金沙铅。下游制造商拿货今天还蛮多，上午出了150吨货。”另一铅贸易商说：“今天我们报价下调个50元/吨，云南一带产的粗铅价格和金沙铅分别报在16100元/吨、16300元/吨左右，上午一共出了145吨货。上游厂家部分没有报价，我们也接不太到多少货，目前只能消耗自己原有的库存。”        国内铅市在经过早盘的混乱后，在国内期货回调的背景下，云南铅交投重回16250一线，品牌粗铅价格回落至16400附近，但交投不佳。伦铅连续三日自高位回落，显示2250上方抛压非常巨大，短期多空双方继续胶着。MACD指标顶部背离，KDJ指标短线死叉，OBV量能指标动能趋缓，后市并不乐观。唯有均线指标继续向上发散，暗示短期仍处于多头市场。    更多关于粗铅价格的资讯，请登录上海有色网查询。     

2010年粗铅价格走势受到诸多不确定因素影响，这主要是由于铅价格的摇摆不定而导致的。上海有色网结合2010年粗铅行业所处的特殊环境，全面考虑内外部多重影响因素，对2010年中国粗铅价格走势及影响因素做了深入透彻研究并最终审核成稿。此外粗铅还经常被用于粗铅火法精炼。分段脱除熔融粗铅中的杂质，产出精铅的过程，为火法炼铅流程的重要组成部分。铅熔炼产出的粗铅，除含有铜、镍、钴、铋、锡、砷、锑、锌、硫等杂质外，还有金、银等贵金属和硒、碲等稀有金属，杂质总量约为1％～4％。因此，精炼的目的不仅要脱除对铅性质有不良影响的杂质，使精铅符合用户的要求，而且还要综合回收粗铅中的有价金属。下图可以帮助您可直白地了解：通过上述信息，您可以对2010年中国粗铅价格走势做出更科学的判断，从而为企业的生产、采购做出更科学的安排；您可以对影响2010年粗铅价格走势的诸多因素更理性的区别对待，从而能更有条不紊的推进企业战略规划的实施。 

目前重选只用于选别结构简单、嵌布粒度较粗的锰矿石，特别适用于密度较大的氧化锰矿石。常用方法有重介质选矿、跳汰选矿和摇床选矿。    目前我国处理氧化锰矿的工艺流程，一般是将矿石破碎至6～0mm或10～0mm，然后进行分组，粗级别的进行跳汰，细级别的送摇床选。设备多为哈兹式往复型跳汰机和6-S型摇床。

1.概述这是我国云南锡业机械制造有限责任公司（以下简称云锡机械，原云锡机械厂）将原苏式CC-2型摇床改善而成的，故称为云锡式摇床，其结构示于图1。它选用凸轮杠杆式床头，有的选用由其简化的凸轮摇臂式床头。摇床的机架比较简单，床面选用滑动支撑方法。云锡式床面的外形和尺度与6-S摇床面根本相同，不同的是床面在纵向接连有几个斜度。床面选用、漆灰（与锻石膏的混合物）、玻璃钢或聚酯作耐磨层，有粗砂床、细砂床和矿泥床3种。一般，粗砂床面铺梯形来复条，细砂床面铺锯齿形来复条，矿泥床面为三角形沟槽。    云锡式摇床的长处是：床面平坦，抗磨蚀性好，坚固耐用，不易变形，便于部分修补；床头运动的不对称性较大，且有较宽的差动性调理规模以习惯不同的给料粒度和选别要求；床头组织作业牢靠，易磨损零件少，且不漏油。缺陷是：绷簧装置在床面底下，检修和调理冲程均不便利（调冲程时需先放松绷簧）；床面的横向斜度可调规模小（0°~5°）；当横坡及冲程调理过大时，将因为床头拉杆的轴线与床面重心的轴线过火别离而会引起床面振荡。     2.产品实例云锡式摇床适合于在横向斜度较小时处理细粒级、特别是矿泥时运用，是国内使用最广泛的摇床之一（表1）。     （1）云锡机械。该公司出产的云锡摇床由床面，摇床头，滑动支承、绷簧座和调坡组织，给矿和给水槽四部分组成。     该摇床具有较好的运动曲线、床面润滑适度、平坦、耐磨、耐酸、耐碱、耐潮不易变形、运转平稳、操作调整简洁、矿藏分带显着、选矿率高级特色。广泛运用于锡、钨、铅、铋、钛、锰、钽、铌、金等有色、黑色、稀土等矿石重选，当选粒度2~0.019mm。热销国内7000剩余台，并出口巴西、日本、韩国等国家。    (2)石城矿机。该厂出产的云锡式摇床选用YS型玻璃钢床面，床面结构和作业表面材料与6-S型摇床面相同，其长处亦相同。该摇床的技能功能列于表2，YS型玻璃钢床面外形尺度示于图2，摇床装置根底尺度及其A-A切面别离示于图3、4。    出产云锡摇床的供应商还有宁德选设厂、龙矿、宁化矿机等，其技能功能、外形和装置尺度大体与石矿类似。     图1  图2  图3、4       表1  表2

粗铅冶炼厂以铅精矿等为原料，生产粗铅或电铅，并回收伴生有价元素的重金属冶炼厂设计。其设计范围包括：铅、锌精矿烧结车间设计、铅鼓风炉熔炼车间设计、氧气底吹炼铅法熔炼车间设计、基夫赛特炼铅法熔炼车间设计、铅精炼车间设计和铋冶炼车间设计等。粗铅冶炼厂的原料以含铅55%～65%的硫化铅精矿为主，其次是含铅高于25%的氧化铅精矿以及废杂铅料。铅、锌矿物常共生，铅与锌在同一厂冶炼，有利于伴生有价元素的综合回收和环境的治理。粗铅冶炼厂主要产品为精铅(或电铅)、并副产硫酸和氧化锌，一般还综合回收金、银、镉、铋等金属，处理废杂铅料时产品还有铅合金。因此，粗铅冶炼厂设计需重视环境保护和防治，提高机械化程度，加强设备密封和环境通风，有污染源的车间通常与主导风向垂直配置，并置于下风向，以减轻铅蒸汽及铅粉尘的有害影响。

含钛矿藏首要有钛铁矿(FeTi03,密度4500~ 5500kg/m3)、金红石 (Ti02,密度4100-5200kg/m3)、锐钛矿(Ti02,密度3900kg/m3)和板钛矿(Ti02,密度3900-4000kg/m3),其最首要的用处是制作钛颜料, 其次是出产焊条皮料和海绵钛。 我国的钛铁矿资源丰富,金红石资源较少。 金红石首要产于海边砂矿床。 这类矿床产出的矿藏颗粒圆度较大, 且含泥质物很少。 但砂层下面则存在砾石堆积, 坐落海岸线以上的海成砂矿还常有泥土稠浊 。海边砂矿是取得钛、锆、铌、 钽以及稀土元素的重要来历。 处理钛矿石的典型选矿厂有北海选矿厂、乌场钛矿选矿、攀钢公司选钛厂等。 北海选矿厂坐落广西北海市,首要处理收买的内陆钛铁矿砂矿粗精矿和海边金红石砂矿精矿。出产流程为磁选一电选一重选一磁电选,经精选后,钛铁矿精矿档次可达Ti02 53%,金红石精矿档次可达Ti02 58%。 乌场钛矿坐落海南省, 是我国海边钛砂矿的主产地,矿石中的有用矿藏首要是钛铁矿、金红石和锆石,选用移动式采选联合设备出产,选用圆锥选矿机粗选、螺旋溜槽精选取得粗精矿后,再会集送精选厂用重一磁一电一浮联合流程别离出钛铁矿精矿和金红石精矿 。 攀枝花钒钛磁铁矿坐落四川省攀枝花市,是国际最大的伴生钛矿床, Ti02储量5 x108t以上,现属攀钢公司,是我国的铁矿主产地之一。选矿厂首先用磁选法从原矿平分选出铁精矿,然后从选铁尾矿平分选钛铁矿,选用的出产流程如图1所示。出产中可取得含 Ti02 >47%的钛铁矿精矿, 选钛总收回率约20% 。   　　图1 攀钢钒钛磁铁矿矿石选铁尾矿选钛流程          关于海边金红石砂矿,一般选用联合分选流程进行有用矿藏的归纳收回, 国外一典型的联合选矿厂的工艺流程如图2 所示。　　图2 金红石海边砂矿联合选矿厂的工艺流程

6-S摇床与云锡摇床技术参数对照表：类别项目LS型（6-S）YS型（云锡）传动机构6-S型床头云锡型床支承方式摇板支承滑动支承调坡方式定轴式调坡机构变轴式调坡机构床面结构聚脂玻璃钢、预埋骨架复合结构聚脂玻璃钢、预埋骨架复合结构工作表面特制耐磨层特制耐磨层床面规格1500~1850×4500 mm1500-1850*4500 mm选别面积7.5m27.5 m2床面方向分左式、右式分左式、右式床条型式分粗砂(矩形)细砂(梯形)矿泥(刻槽)分粗砂(矩形)细砂(梯形)矿泥(刻槽)横向坡度0°-5°0°-5°冲 程10-36 mm8-22 mm冲 次240-360次/分240-360次/分给矿粒度粗砂2-0.5mm 细砂0.5-0.074mm 矿泥 -0.074mm粗砂2-0.5mm 细砂0.5-0.074mm 矿泥-0.074mm给矿浓度粗砂~20-30% 细砂~18-25% 矿泥~15-20%粗砂~20-30% 细砂~18-25% 矿泥~15-20%冲选水量矿砂0.7-1.0吨/台时 矿泥0.4-0.7吨/台时矿砂0.7-1.0吨/台时 矿泥0.4-0.7吨/台时处理能力粗砂1.0-1.8吨/台时 细砂0.5-1.0吨/台时 矿泥0.3-0.5吨/台时粗砂1.0-1.8吨/台时 细砂0.5-1.0吨/台时 矿泥0.3-0.5吨/台时床面重量~300 KG~310KG6-S固定支架摇床不带安装底座的支架，在使用安装过程需要用混泥土浇注水泥墩来固定安装底座承放摇床面，安装时相对6-S小/大槽钢支架摇床来讲较为烦琐困难，但其稳定性极佳，其价格也相对较低，可以为用户节省成本。用户可根据自身经济条件及场地情况来选择。6-S固定支架摇床技术参数:型号项目冲程 (mm)冲次 (次/分)给矿粒度 (mm)处理量 t/24时配用电机外形尺寸 (mm)重量 (t)型号功率 kw6-S固定支架摇床8~36240~3800.02~210~36Y90S-41.15600×1825×15600.7根据给矿位置的不同，摇床可分为右式摇床及左式摇床两种形式。右式摇床的给矿位置对于摇动机构来说在右边，左式摇床则给矿位置在左边。

云锡座式六层矿泥摇床早在1963年就由云锡机械研制成功，并在该公司各选厂运用，但结构上存在缺陷，工作毛病多，修理困难。因而，在20世纪80年代对其进行了严重改善，成为新的悬挂式六层矿泥摇床，所以前者被筛选。     云锡悬挂式六层矿泥摇床的结构特点是：①床身用钢绳悬挂支承，减少了运动阻力，工作牢靠，制作简略，床身拆装修理便利；②用钢绳悬吊后床身受力由不对称变为对称，原有的粗笨夹板结构可改成轻盈的角钢结构，床身分量也明显减轻，然后消除了导致事端的本源，且床面调坡也很便利；③选用已很多推行运用的云锡-Ⅰ型床头，矩形床面选用木质-灰原料和玻璃钢刷漆原料；床层距离较小，为170mm，净空为90~110mm，第一层床面距地高度为1438mm。     云锡悬挂式六层矿泥摇床适用于处理0.019~0.074mm的细粒重矿藏，与单层摇床比较，选别目标附近，占地面积亦附近，而处理才能可进步两倍。云锡机械已在所属选厂推行运用这种摇床。     该摇床主要由云锡机械出产，其技术参数列于下表。     表

云锡摇床的技术参数 云锡摇床在使用后，应进行必要的维护和修理，因摇床各部件经常保持良好状况，不但能影响选矿性能和效率指标，而且能增长其寿命。 一、功能及使用范围云锡摇床的全套生产图纸资料是严格按照云南锡业公司的标准图纸所生产，该种摇床主要食用于各种有色金属使用。特别是对多有金属矿尤其能挥发它的奇效功能。它能选别2毫米以下的各种有色金属的重选与精选。经过多年的矿山生产实践证明，云锡摇床具有性能稳定、选矿效率高、平稳、噪音小和使用维修方便等特点，深受广大矿山用户的欢迎。 二、基本结构云锡摇床主要由床面、床头、溜动设备三大部分组成。床面由床架部分和给矿槽等部分组成，床面分有粗砂床面和刻槽床面。根据选矿粒度和浓度的不同选择适当的床面(见附表)。床面支撑在溜动设备上，由床头的床面挂钩连接床面，在床面的推动下使床面往复运动进行选矿。床头系采用偏心轴带动偏心滚轮来推动摇杆支臂，使摇杆支臂叉推动联结丁头螺杆，因而使螺杆往复运动。床头润滑轴承系采用ZQSN5-5-5材料作为滑动轴承，具有噪音小，转动灵活等特点，溜动设备部分主要是用来调节选矿设备所需要坡度，利用手轮调节斜度托板，使床面产生坡度。 三、主要技术参数名称规格技术性能床面尺寸4500×1850×1500mm摇床类别冲程（mm）冲次（次/分）总耗水量（M3/台日）处理量（T/台日）外形尺寸5454×1825×1242mm可调冲程8-22mm粗砂床16-22240-29019030配用电机Y90L-61.5千瓦绒砂床10-16300-320808总机重800公斤刻槽床10-16330-340505

除重介质选矿之外，还可以采用其他一些重选方法进行预选，但多半采用处理能力较大的设备，工业上应用的有跳汰机等。    欧洲东阿尔卑斯山脉有莱布、布莱贝克、和梅济卡三个选厂，分别采用重介质预选，跳汰预选及重介质与跳汰结合预选，其情况可供比较借鉴。    意大利的莱布、奥地利的布莱贝克和南斯拉夫的梅济卡三矿床的地质构造均属阿尔卑斯三叠纪，金属矿物的主要组分是方铅矿和闪锌矿，另外有不同含量的次生矿物，如白铅矿、硫酸铅矿、菱锌矿和水锌矿。布莱贝克和梅济卡的主要脉石为方解石，莱布为白云石。伴生组分有萤石、重晶石和石英。其原矿金属含量示于下表。原矿比较表选厂莱布布莱贝克梅济卡原矿开采量吨/日200030～6001800～2000金属含量%　　　Pb（全）0.93.83.6Zn（硫化矿）7.452.6Pb+Zn8.38.86.1铅锌比值01:08.201:01.301:00.7     莱布相当贫的铅矿石采用重介质分选法将粗粒脉石预选分出（下表）。富集的重产品细磨后进入浮选，得铅精矿和锌精矿。重介质选别用方铅矿作加重剂。粗粒脉石的预选分离　莱布布莱贝克梅济卡1.采用方法重介质选矿跳汰法浮沉法 2.设备享丁顿希伯莱箱式分选机动筛式跳汰机和哈兹跳汰机维姆科圆筒分选机3.加重剂方铅矿　硅铁4.介质比重2.92　2.765.给矿粒度（毫米）占总给矿的重量%3～302～203～506.粗粒脉石 主要成份占总给矿的重量%72.1　83.3占作业的重量%白云石方解石方解石含量    Pb%51.7　56        Zn%0.0735.567.3损失    Pb%0.850.110.15        Zn%3.890.760.8　5.93　　     布莱贝克原矿含铅高的部分采用温式机械选矿和浮选法联合处理，跳汰机获得粗粒精矿，同时除去一部分原矿中的脉石。湿式机械方法得出大量中矿，经细磨后进行浮选。    梅济卡选厂在磨矿前得出粗粒精矿，同时，还分出粗粒脉石。原矿粗碎之后，首先在重介质选别装置中将粗闰脉石分出。富集的重产品磨碎，送跳汰处理，获得粗粒精矿，跳汰尾矿细磨后进浮选。[next]    此外，波兰对奥尔库兹矿区超细粒铅锌矿石，研究过用尖缩溜槽进行预选，效果不坏。    波兰铅锌选矿实践表明：小于1毫米粒级中存在有游离的方铅矿颗粒。通常矿石破碎至0.2毫米以下进行浮选。另外从小于10毫米粒级中应用跳汰法分选出精矿，防止方铅矿过粉碎。但是，由于入选物料粒级太宽，跳汰机选别效率不高，细粒方铅矿进入轻产品，形成过粉碎，给浮选操作带来困难，并易造成方铅矿在尾矿中的流失。在磨矿—分级回路设置分选作业可避免有价矿物的损失。但由于0～1毫米粒级产率很大，使用摇床或跳汰机均不可能。W.Blaschke和E.Malysa探讨了使用尖缩溜槽可行性试验。    影响尖溜槽分选的参数有：   （1）物料预选准备   不需预选分级，存在有粘土质时，除去0.04毫米粒级，进行脱泥。   （2）粒度大小及比重差   颗粒尺寸小于4毫米，分选矿物的比重差不低于1克/厘米3。当两种矿物比重的比值大于1.7时，分选条件最佳。   （3）给料浓度  一般在45～60%（重量百分浓度）范围内。   （4）溜槽尺寸  适宜长度介于0.9～1.2米；槽壁的张角为8～12°。   （5）槽的倾角  倾角必须大于颗粒开始沉积在槽底时的临界角1～2°。   （6）效率   实践表明单个槽子最适宜的处理量为0.6～1.5吨/时。    重选预选流程如下图所示。                                                                               1    预先分选采用尖缩溜槽可以减轻重选处理1～0毫米粒级的选矿成本，摇床台数减少至原来的—                                                                               6  1～—。  7

世界上生产的锰(包括锰铁、硅锰、金属锰、优质锰矿石)大约90%用于冶金工业生产合金钢。其余用于轻工、化工、农业等方面。锰矿石中的含锰矿物主要有软锰矿(Mn02,密度4300~5000kg/m3)、硬锰矿(mMn0·Mn02,密度4900~5200kg/m3)、菱锰矿(MnC03,密度3300~3700kg/m3)。此外,大洋深部还分布有大量多金属锰结核。依据矿石中矿物的自然类型和所含伴生元素, 通常将锰矿石分为碳酸锰矿石(碳酸盐锰矿物中的锰占矿石含锰量的85%以上)、氧化锰矿石(氧化锰矿物中的锰占矿石含锰量的85%以上)、混合锰矿石及多金属锰矿石。 我国的氧化锰矿多为次生锰帽型、 风化淋滤型和堆积型矿床。这类矿石以往只进行简单的洗矿处理,随着新技术和设备的发展,现主要用洗矿一重选流程、洗矿一强磁流程或洗矿一重选一强磁流程处理 。 广西的靖西氧化锰矿, 矿石中的锰矿物以软锰矿和硬锰矿为主, 脉石矿物有石英、高岭石、水云母等;选矿厂采用重选一强磁选一重选流程(见图1),处理的原矿的锰品位为34. 22% ~38. 86% , 选出的锰精矿的锰品位为37. 02%~48. 43%。 同处于广西的大新锰矿是我国最大的碳酸锰矿床之一 , 其上部为风化锰帽型氧化锰矿石。大新锰矿选矿厂采用洗矿一重选一磁选工艺流程,原矿经洗矿和跳汰分选后,5 ~0. 8mm采用 CS-2型强磁场磁选机分选, -0. 8mm 采用 SHP-1000型强磁场磁选机分选,获电池锰和冶金锰产品 。　　图1 靖西锰矿选矿厂氧化锰矿石分选工艺流程 国外对简单的氧化锰矿石,仍以洗矿、重选为主。南非戈帕尼锰矿采用水力旋流器脱泥和螺旋洗矿机分选流程, 从含Mn02 20%的细粒尾矿中,生产出含Mn02 40%的精矿。 巴西的塞腊·多纳维奥锰矿采用两台直径 Φ400mm 的狄纳型涡流旋流器处理6 ~0.8mm 的粉矿,以硅铁作加重质,分述密度为2800~3200kg/m3。分选及重介质循环过程如图2 所示。　　图2 狄纳型重介质涡流旋流器分选过程示意图 1一检矿箱; 2一涡流选矿机; 3一浓密机; 4一脱磁线圈; 5一脱介筛;6一主介质仓; 7一主介质泵; 8一浄介质泵· 9一磁选机

钨具有熔点高、密度大、硬度高的特点,广泛用于电力照明、冶金、机械加工刀具制造、 军事等领域。 我国钨资源储量居世界首位, 约占世界总储量的61% 。具有工业价值的钨矿物是黑钨矿[(Fe,Mn)W04,密度7200-7500kg/m3]、白钨矿(CaW04,密度5900 ~ 6200kg/m3)。黑钨矿主要用重选法回收, 白钨矿的分选则以浮选或浮一重联合流程为主。 2008年我国的钨精矿产量折合W03为84470t,其中,湖南省的产量为27590t(以白钨为主) ,江西省的产量为39306t(以黑钨为主)。 江西省的钨矿资源以黑钨矿为主。 目前,江西钨业公司共拥有11座钨矿山和相应的选矿厂,即大吉山、西华山、盘古山、岿美山、浒坑、荡坪、漂塘、小垅、铁山垅、下垄、画眉坳钨矿。其中大吉山钨矿于1952年建成,是国内第一座机械化钨选厂。在几十年的生产实践中,江西钨矿山积累了丰富的经验, 选矿工艺日臻完善。根据钨矿石的性质,选矿厂均采用了以重选为核心预先富集、手选丢废、3级跳汰、多级摇床、阶段磨矿、摇床丢尾、细泥集中处理、多种工艺精选、矿物综合回收的选矿流程(见图1)。 黑钨矿石的重选以跳汰作业为主干,经过破碎的矿石被分成粗、中、细3个粒度级别,分别进行跳汰分选,組、中粒跳汰选出的尾矿,经再磨后再分级进行跳汰分选,细粒跳汰选出的尾矿直接进行摇床分选,摇床作业丢尾。 重选段获得含 W03为30% ~35%的钨粗精矿, 相应的钨作业回收率为88% ~92% ,最高达96%。“钨细泥”中的钨金属量一般占入选矿石中的l4%以上,常用单一重选、重一浮联合流程、 重一磁一浮联合流程、 选冶联合流程处理回收。 精选是将钨粗精矿加工成 W03含量大于65% (优质品大于72% ) 的商品黑钨精矿, 常采用重选进一步剔除脉石, 借助于台浮、粒浮或泡沫浮选分离硫化矿, 用强磁选分离锡石和白钨矿, 电选、 酸浸除磷等工艺, 同时综合回收其他有价金属 。　　图1 处理黑钨矿石的典型原则选矿流程

黄金选矿重选技能重选在岩金矿山使用比较广泛，多作为辅助工艺，在磨矿回路中收回粗粒金，为浮选和化工艺发明有利条件，改进选矿目标，进步金的总收回率，对添加产值和降低成本发挥了活跃的作用。山东省约有10多个选金厂选用了重选这一工艺，均匀总收回率可进步2%～3%，厂商经济效益好，据不完全统计，每年可得数百万元的赢利。河南、湖南、内蒙古等省(区)亦取得好的作用，选用的首要设备有溜槽、摇床、跳汰机和短锥旋流器等。从我国大都黄金矿山来看，浮—重联合流程(浮选尾矿用重选)适于选用，往后应大力推广阶段磨矿阶段选别流程，发起能收、早收的选矿准则。

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

重选 重选是依据矿藏在介质中密度、粒度和形状的差异而使有用矿藏和脉石别离并使有用矿藏到达相对富集的工艺进程，因传统经济、简略便利又无污染而广泛应用。 铺面溜槽用木板或铁板制造。槽宽1米—1.5米、长2米—3米。头部有分配矿浆用的匀分板，槽底面选用表面粗糙的棉绒布、毛毯、棉毯、尼龙毯等作铺面。槽面斜度7°—8°，匀分板视点为20°—25°。中选金矿藏粒度小于1毫米。 选金用铺面溜槽，铺面多用粗麻袋或毛毯，有序搭接，四角压平，槽规格为1800×600×400(毫米)，槽间隔板高300毫米，用4毫米厚钢板焊成，给料端设有匀分板，排料端设有挡板，使含金重矿藏得到截留堆积收回。 跳汰机适于处理粗、中粒矿石，下限为0.2毫米—0.074毫米，最好为18毫米—2毫米。给矿浓度一般要求为30%左右。某矿测得一段磨机矿浆进分级机前斜槽矿藏金档次达158.61克/吨—166.95克/吨。 在有筛板的跳汰室中进行，筛下补加的垂直交变的周期性水流，使筛板上的物料层，时而上升松懈，时而下降密布，因上升时刻大于下降时刻，所以松懈的床层被抬起后，细重颗粒有满足的时空钻隙粒群而透筛，经水箱后搜集由精矿管排出，粗重颗粒会集到筛板底部，可定时整理。其上依次为中重颗粒、粗轻颗粒和细轻颗粒。人工床石的铺加构成了人工床层，使之紧靠筛板底部，粗重颗粒在其上。也有用铁链作人工床石的，便于整理，不会丢失。 跳汰操作参数除冲程冲次外，还包含床层厚度和跳汰水量，给料量巨细和均匀程度等。跳汰床层由天然床层和人工床层两部分构成，人工床层常用钢球和密度略低于重矿藏的重晶石构成，视分选状况可人为调整，二者配比加量直接影响分选效果。床层越厚，松懈、分层所需的时刻越长，产品质量重矿藏进步，轻矿藏下降;床层越薄，恰恰相反。当有用成份与脉石矿藏密度差大时，床层可薄些，密度差小时床层可厚些。 跳汰水量是指从给矿端参加的筛上水和筛下补加水，可凭借管阀调控。筛上水量越大，轻产品排出速度越快，处理量也越大，但分层不完全，轻产品中易混入密度较大的矿粒。筛下补加水首要效果是增强上冲水流，使床层松懈利于分选。某重选跳汰机，天然床层没有构成，钢球与重晶石构成的人工床层暴露，分选效果极差，经过调整筛上水使天然床层构成100毫米高后，上快下慢的锯齿形跳汰曲线，使作业收回率达95%以上。跳汰给矿量可经过改动浓度、泵、管阀等调控，对粒度差异较大者，选前要进行分级预处理。 摇床摇床操作参数除冲程冲次外，还包含坡角、冲刷水、给矿量、给矿浓度、中选粒度。摇床装置要求平坦，工作时不该有不正常的跳动，纵向一般为水平的，选粗粒时精矿端应高0.5°，以进步精选效果;选细泥时精矿端应低0.5°，以利于细粒精矿向前移动。增大横坡，矿粒下滑效果增强，尾矿的排出速度进步，但精选区的分带变窄。一般处理粗粒物料时，横坡应大些;处理细粒物料时，横坡应小些。粗砂、细砂和矿泥摇床的横坡调整规模分别为2.5°—4.5°、1.5°—3.5°和1°—2°。别的摇床横坡还要与横向水流巨细相配合，一般处理粗粒物料或精选时，冲刷水要大些。冲刷水大精矿档次高，但收回率低。摇床冲刷水包含给矿水和洗刷水两部分，给矿水首要确保中选浓度，冲刷水首要调整床面扇形分带。 摇床的给矿量应适当均匀，粒度越粗，给矿量应越大，但给矿量过大，收回率会明显下降。给矿浓度粗砂时为20%—30%，细粒时为15%—25%。为确保床面矿浆的流动性，要求水深浸没矿粒便于分层。给矿水大部分与尾矿带横向流下，细泥被冲走时也会带走细粒金属矿藏，所以有必要截流收回。摇床中选粒度上限为2毫米—3毫米，下限为0.037毫米，中选前应对物料进行分级，必要时应预先脱泥。岗位操作人员要紧密监督床面分带状况，随时进行调整，按分选目标的要求截取产品。某粗选摇床分带不清，发现浓度大、冲程小，为此进行了调整，并用红漆符号精矿带上端点，成果富集比达100多，精确性很高，分选效果极佳。 冲程冲次冲程是指重选设备上下或左右运动的最大间隔，单位为毫米，常用粘贴在重选设备上的纸条和设备发动后铅笔在纸条上上下或左右画下的轨道均匀值求得。可经过改动传动组织与重选设备间距离调控。冲次是指重选设备每分钟运动的次数，单位为次/分，常掐表测得。改动皮带轮直径能够调控冲次。 粗粒物料、床层较厚时宜用大冲程小冲次，细粒物料、细砂与矿泥常用小冲程大冲次。某采金船圆跳失金严峻，发现冲程太小只要30毫米，上调至75毫米后，作业收回率达98%。 尼尔森(knelson)选矿机收回等级宽为0—6毫米，常用在磨矿分级回路，特别适于浮选难以收回的明金粗金还有微细粒金。 处理了重矿藏床层敏捷压死、没有满足分选时空的问题，轻重矿藏密度差在60G的离心场中被扩大60倍，重矿藏堆积在环沟里，轻矿藏不断被反冲水带走，由分选锥上部进入尾矿管后排出。当环沟里填满重矿藏后，半接连尼尔森选矿机需求中止给矿数分钟，把精矿从沟里冲出，定时排出。 当矿浆给到富集锥底部时，在离心力效果下被甩向锥内侧壁，并沿着内壁向上运动，一起锥进水孔接连向锥内注入水流使床层呈流态化。在离心力和反冲水力的一起效果下，单体金等重矿粒能克服水的径向阻力而离心沉降或钻隙沉降在精矿床内，意图矿藏经过自控体系定时排出机外成为产品。脉石矿藏因受离心力较小，难以克服反冲水力的效果，成果在轴向水流冲力和离心力的轴向分力一起推进下被排出富集锥成为尾矿。 磨矿回路金的重选实例1某选厂金矿石含量为23.42%，其间大于0.2毫米的明金含量约为5%，测得一段磨后浓细度为65%和-200目55%，粒度小于0.8毫米，便将一段球磨机排入分级机的斜槽改为铺面溜槽，与此在二段球磨机排料口焊制架起人工草皮溜格。 出产中对板结处除调整矿浆流速外，还要及时用水疏松。每班清溜2次，2组溜格替换整理，不影响出产。清溜重矿藏经双层孔径为6×6(毫米)筛网的直线振动筛格除大粒石子后，直接在XZY2100×1050摇床上选收，床面洗刷区拣得的明金和回选后去磁去渣精淘的粗金到一定量后可直接冶炼。大粒石子和尾矿悉数回来流程。 选收发现床面洗刷区金颗粒最大11毫米，呈麦麸状，还有粒状、条状、不规则形，大多6毫米，摇床金精矿档次达5×104克/吨—8×104克/吨，选得金量占产金总量的1.2%，因选用全泥化—炭浆法工艺，日节省30%液体37.02公斤。 某250吨/日选厂选用重选+浮选流程，1台砾磨机后的粗矿藏经分级后返砂过筛10毫米—20毫米(在分级机上开口)。后筛下产品进入6S摇床，选得金占选厂总金量的40%，本钱每吨进步1元，收回率为93%。 实例2某矿测得一段磨机矿浆进分级机前斜槽矿藏金档次达158.61克/吨—166.95克/吨。 某选厂在磨矿分级回路装置JT2—2跳汰机重选金，跳汰尾矿在水流的效果下直入分级机，精矿入池后由泵打入6S摇床，完结重选流程自动化。跳汰筛网选用上大下小孔径依次为6毫米和4毫米的橡胶筛板，人工床石用∮25毫米钢球，人工床层厚度为75毫米—80毫米，其间钢球2层高400毫米。 这种重选使尾矿金档次下降0.026克/吨，同比下降11.5%，收回率进步2.03个百分点。不过精矿泵易堵，重选体系某一枝节出现问题后，磨机到分级机间的自流排矿康复正常。也有在磨机排矿与分级机进口有限空间装置典瓦尔式隔阂跳汰机的，结构紧凑，效果明显。 跳汰重选磨矿分级回路中的金，因矿藏粒度较粗，宜用大冲程小冲次，像0.8毫米以下的矿粒，冲程取5毫米，冲次取210次/分。给矿水占总用水量的20%—30%，用水量一般1.5米3/吨—10米3/吨，均匀3米3/吨—5米3/吨，正常床层松懈表现是床层脉动松懈平稳，用手刺进时，感觉阻力不大，简单刺进。查看床层，矿粒按密度分层清楚，尾矿不跑连生体，精矿档次和收回率较高。中选别原生金矿分出粗精矿时，单位筛网面积处理量为20吨/米2.时—50吨/米2.时或更多一些。 实例3某选厂用KC—XD20MS型尼尔森分选“以0.012毫米—0.2毫米中细粒金为主”的一段磨矿分级后产品，每吨五六百克的精矿装袋后一致处理，尾矿用泵打入旋流器后，沉砂再磨构成闭路，溢流拌和后浮选。发现金的收回率达9.98%—13.42%，重选前后矿藏含金档次相差2克/吨左右。比照工业实验发现，流程尼尔森重选+浮选比单一浮选，金收回率高1.2—1.5个百分点，尾矿档次低0.02克/吨—0.06克/吨。 浮选尾矿金的重选工艺流程是浮选尾矿——∮1500螺旋溜槽+(精矿)6S摇床——精矿装袋(一致供应)。螺旋溜槽(∮1500，高4300，螺距540)+摇床(6S，4500×1865×1560)的台套才能约为100t/d。 某矿选厂才能3000t/d,入碎粒度≤350mm;入磨粒度-12mm;旋流溢流细度-200目35%—50%;尼尔森—摇床收回率30%—35%;浮选档次：原矿1.6g/t—1.8g/t,金精矿35g/t—40g/t,尾矿听说0.2g/t。浮选收回率62%--57%，浮选精矿产率4.02%。尾矿重选金精矿：档次12g/t—15g/t,产率0.3%，分量10g/t—12t/d,日至少产金120g。包含钢材、土建总出资100万(设备每台套3万元，因买得多)，出资收回期约50天。 某矿选厂才能450t/d，浮选尾矿可用螺旋溜槽(∮1500，高4300，螺距540)+摇床(6S，4500×1865×1560)5+1台套完结，1台套备用。因尾矿细度-200目达70--75%，台套才能约达100t/d。日至少产金10g。包含钢材、阀管•、箱体、精尾槽、土建等开始预算20--30万元，出资收回期80--120天。由20～30/(10×250)×10-4核算所得。 选厂才能为450t/d的这个矿曾用尼尔森选矿机分选浮选尾矿，成果发现选别前后档次挨近，成因在于尾矿量较大，合计9天选得尼尔森精矿1.09t、档次46.32g/t，从中选出金50.49g，标明尼尔森对颗粒金的收回是瞬时完结。

我国的钢产量居世界首位, 2013年产粗钢7.7904 x108t,对铁矿石需求巨大,铁矿石自产量和进口量均居世界前列。强磁性铁矿石(如磁铁矿,Fe304) ,采用简单有效的弱磁场磁选设备即可分选,而弱磁性铁矿石(如赤铁矿,Fe203,密度5000~5300kg/m3)则采用强磁、浮选、重选等联合流程分选或焙烧、磁选。 南京梅山铁矿属矽卡岩型铁矿床, 矿石中的铁矿物主要有磁铁矿、 假象赤铁矿、菱铁矿和少量黄铁矿,嵌布粒度较粗。梅山铁矿选矿厂采用干式磁选一重选一浮选工艺流程。原矿经粗碎、中碎至一70mm,水洗筛分成12~70mm、2-12mm和一2mm3个粒级。前两个粒级分别用干式弱磁场磁选机选出强磁性矿物作为磁性产物,弱磁选尾矿分别用重介质振动溜槽和跳汰机选出弱磁性矿物作为重选产物; -2mm粒级则用湿式弱磁场磁选机和跳汰机分出磁性产物和重选产物。磁性产物和重选产物合并经细碎、 磨矿至一 0. 074mm占64%以上,加入乙黄药和松醇油反浮选脱硫(黄铁矿),槽内产物为铁精矿。 工业生产中处理赤铁矿矿石的典型工艺是阶段磨矿一粗细分级一重选一弱磁选一强磁选一反浮选流程 。比较典型的选矿厂有鞍钢集团矿业公司所属的齐大山铁矿选矿分厂、 齐大山选矿厂、 弓长岭选矿厂、 东鞍山烧结厂选矿车间和鞍千矿业有限责任公司选矿厂等。齐大山铁矿选矿分厂采用的生产工艺流程如图1所示 。图1  齐大山铁矿选矿分厂的生产流程 齐大山铁矿选矿分厂于1998年建成投产, 原来采用连续磨矿一弱磁一强磁一阴离子反浮选流程,选矿技术指标为:原矿铁品位为29.69%,精矿的铁品位为66. 50%、铁回收率为84% ;2007年改为阶段磨矿一組细分级一重选一弱磁选一强磁选一阴离子反浮选流程,选矿技术指标为:原矿铁品位为28% ,精矿的铁品位为68%,尾矿的铁品位为11%。

重力选矿法是在水或空气等介质中进行，依据各种矿粒在水中或空气中落下速度的不同，而将混合矿粒加以选别。重力选矿法关于已充沛单体别离的矿石是一种有用的选矿法，广泛运用于黑色及有色金属工业、化学工业、建筑工业及其他工业部门。尤其在选别铁矿、锰矿、铝矿、锡矿、锑、金、等矿床选用甚多。归于重力选矿法的有下列各种选矿法：    (1)跳汰法：    (2)摇床法；    (3)流槽选矿法；    (4)重介质选矿法。    现就锰矿体系中获广泛运用的几种办法分述如下。    一、跳汰法    跳汰法是运用在笔直水流中矿粒沉降速度的不同，在上升水流中，密度巨细不同的矿粒具有不同的活动速度，密度大的矿粒较密度小的矿粒走得较慢，如此向上运动的成果，密度大的矿粒坐落基层，而相反运动时，矿粒在停止或下降水流中，密度大的的矿粒将具有较大速度下降，其成果使密度不同的矿粒得，以分层，较大密度的矿粒坐落跳汰机筛子的底层，而密度较小的矿粒则坐落上层。大多数的跳汰机是运用活塞或隔阂的往复运动而完结水的笔直运动。    (一)活塞式跳汰机    该种跳汰机采一方形箱，箱顶用横隔板分红若干室，每个室又用竖隔板分红两个分室，其间一个分室安有活塞，另一个分室安有筛板，室内的筛板装备成阶梯形，落差约l00mm，二室之间用一高度能够调理凹凸的溢流堰离隔，每一室的下部呈角锥形，为减低经过筛上物料层和筛板的吸入速度，在活塞下面装置补给水管。当物料较大时，一般均由筛上侧壁开排精矿口，而矿粒小于5mm时，精矿则经过人工床和筛子进入室的下部角锥体下排出，尾矿则经最后面一室的溢流堰排出。    机体可由全体的松木板或钢板制成。1959年建成的湘谭锰矿氧化锰矿石重选车间就选用这一类型的跳汰机进行选别氧化锰矿石，跳汰机规格为哈慈复式四室4070mmx2355mmx2285mm,冲程参数见表1。表1          哈慈复式四室跳汰机冲程参数粒度等级给矿粒度/mm冲程/mm一室二室三室四室粗粒6～32013107细粒3～1.513864     冲次规模为10~220次/min，可依据矿石性质、给矿粒度、给矿量的不同进行调理，一般常操控在120~180次/min.    床层的厚度也各不相同(见表2)，出产中要操控好冲程、冲次和床层厚度，还要做到均匀给矿、排矿合理、及时调理补给水，这样才干坚持床层适合的松懈度，取得较好的选别目标(表3)。表2              哈慈复式跳汰机各室床厚度床层称号床层厚度/mm一室二室三室四室矿砂层70605040人工层（粒度20～15mm）40405030总床层11010010070表3          哈慈复式跳汰机先别湘潭锰矿氧化矿质量测定品名  质量  项目产率/%二氧化锰档次%锰回收率/%一室精矿38.4666.447.01二室精矿17.2561.8719.65三室精矿9.3259.3410.32四室精矿5.8350.536.52尾矿29.1430.2916.5原矿10050.77100     因为其活塞传动机型及密封等原因，现在锰矿选矿出产已很少选用活塞式跳汰机，而多选用隔阂式跳汰机。[next]    (二)隔阂跳汰机    隔阂跳汰机是用来选别粒度不超越10~15mm的矿石，因为隔阂装置方位不同，又可分为下动型隔阂跳汰机和侧动型隔阂跳汰机。    1．侧动型隔阂跳汰机    侧动型隔阂跳汰机现在多为梯形跳汰机，隔阂装置在分选室的侧壁，经过联杆使隔阂成水平的往复运动，多选用筛下排精矿。遵义锰矿选矿厂处理粒度小于7mm氧化锰矿时就选用1200mmx3600mmx7000mm的七室梯形跳汰机，各项参数及选别目标见表4。表4                  1200mm×3600mm×7000mm梯形跳汰机参数及选别目标项目跳汰机室数尾矿算计1234567操作条件冲程/min11121411.511.514.512　　冲次/(次·min-1)237258268280292310316　　床石粒度/mm20～2520～2520～2520～2520～2520～25　　　选别目标产率/%7.059.0423.0114.0110.2812.4512.1811.98100锰档次/%40.2536.9632.0729.8127.4523.0421.5118.4428.29锰回收率/%10.0311.826.2614.769.9610.119.267.82100     八一锰矿1977年曾选用工革型750~1050mmx3500mm三室梯形跳汰机处理粒度小于2mm的焙烧氧化锰矿石，操作条件及选矿目标见表5。表5            750～1050mm×3500mm三室梯形跳汰机工艺参数项目　跳汰机室数尾矿算计123操作参数冲程/mm121210　　冲次/(次·min-1)230230260　　上升水/(m3/台时)241419　　筛网有用面积/m20.710.921.06　　床石粒度/mm10～1510～155～10　　床层高度人工床909070　　天然90120140～150　　选别目标出产能力/(t/台时)0.811.040.857.8110.51产品浓度/%55.0558.5558.755.8712.02产率/%7.729.918.1174.26100锰档次/%40.4930.4233.1814.6119.68锰回收率/%15.915.316.6755.13100     靖西锰矿1985年选矿厂流程改造时选用了双列四室侧动矩形跳汰机选别1~5mm氧化锰矿石，跳汰机的技能参数为：    类型：700mmx900mm    结形特性：双列矩形侧动外隔阂式    跳汰室数：四室    跳汰室规格：每室宽700mm，长900mm    跳汰室面积;0.63m2／每室，总面积2.52m2    隔阂煽动面积：0.30m2/每室    冲程：榜首室15mm，第二室l0mm    冲次：200~300次/min    床石密度：3.44/m3    床石厚度：40mm    矿层厚度：70mm    筛网孔径：8mm[next]    选别氧化锰矿石技能目标见表6。表6       700mm×900mm矩形跳汰机选别目标称号产率档次回收率MnMnO2Mn给矿10038.4　100精矿127.7350.174.0836.18精矿228.6742.9863.2732.09尾矿43.627.95　31.73精矿1+精矿256.446.4868.5468.27     大新锰矿选矿厂1990年建厂时选用四层梯形跳汰机，设备技能功能及选加别目标见表7及表8。表7            600～1000mm×900mm双列八室侧动梯形跳汰机技能功能序号称号功能参数1结构方式双列八室侧动梯形外隔阂式2跳汰参数八室3跳汰室规格一室给入端单列宽:600mm,四室；排出端单列宽:1000mm;每室长度:900mm4跳汰室面积一室:0.52m2,二室:0.45m2,三室:0.40m2,四室:0.35m25隔阂煽动面积每室0.3m26冲程系数一室:0.585m2,二室:0.675m2,三室:0.765m2,四室:0.855m27隔阂冲程0～50mm,可按需求无级调理，主张选用:一室28mm,二室:24mm,三室20mm,四室16mm8隔阂冲次一室:120次/min,二室:180次/min,三室:240次/min,四室:300次/min9给矿中重矿藏最大粒度5mm10出产能力10～20t/台时11用水量50～100t/台时12电动机2.2KW,940r/min,2台13外形尺度长4400mm,宽3060mm，高2700mm14总重4648kg表8         600～1000mm×900mm双列八室侧动梯形跳汰机选别目标品名产率/%锰档次/%锰回收率/%注  精矿一(一室+二室) 46.18 44.5 49.78 一室:冲程22mm,冲次160次/min二室:冲程20mm,冲次180次/min三室:冲程16mm,冲次220次/min四室:冲程12mm,冲次180次/min  精矿二(三室+四室) 25.77 42.5 26.25 床石粒度:20～25mm   尾矿 28.05 35.28 23.97 床层厚度:18mm   原矿 100 41.28 100 中选粒度:-7mm [next]    2.下动型隔阂跳汰机    该跳汰机又称圆锥隔阂跳汰机，由两个l000mmxl000mm室组成，每个室的下部用橡胶皮环与锥形底上边相连，电动机带动笔直的偏疼拉杆或平衡杆，从而使锥形底作往复运动，筛下水经室过壁的管参加，精矿经过圆锥下部的活门排出。    圆锥跳汰机的技能规格：室的尺度为l000mmxl000mm；筛网总面积2m2；隔阂冲程2~12mm；每分钟冲次250~300。靖西锰矿选矿厂1985年改造后选用这一类型跳汰机作为磁选精矿的精选作业，选别目标见表9.表9            1000mm×1000mm圆锥跳汰机选别目标品名产率/%锰档次/%锰回收率/%注精矿42.9541.3947.79中选粒度:5～1mm冲程:一室:8mm     二室:8mm冲次:一室:237次/min床石厚:40mm矿层厚:8mm尾矿57.0533.7352.21原矿10037.02100     该设备紧凑，便于移动搬家，因而，在小型移动的重选锰矿点取得了广泛的运用。    二、摇床选矿    摇床具有一个很大的床面，床面的横向稍为歪斜。因而，给矿箱供应的水成薄膜流过床面，在纵的方向给予不对称的往复运动，原矿浆由右端参加，成方扇形向左端流下，矿粒应在流膜中依照密度分层。    摇床选矿首要运用下面的三个原理：    (1)流膜分层——在一歪斜和必定厚度的流膜中，矿粒运动首要由密度和粒度决议。    (2)往复运动——重矿粒向另一侧转移，完结接连排矿，一起帮忙矿粒分层。    (3)来复条作用——在来复条之间构成水槽，使摇床能处理数个颗粒度厚的矿粒层，添加其处理量。一起，水槽是进行干与落下及陈留矿藏的当地，细而重的矿粒落在槽下部不被流膜冲刷，能够沿来复条向精矿端排出。    摇床依据其摇摆机型可分为肘板式或凸轮式。若依据被处理物质的品种，则分为粗砂摇床、细粒摇床和矿泥摇床。    影响摇床选矿的要素许多，在出产操作中可调理的要素有倾角、冲程、洗刷水量及接矿槽方位等；    (1)床面的倾角能够由水平调理到9°30′.处理细粒时，倾角小，处理粗粒时，倾角要大。此外倾角与矿石品种、矿浆浓度及出产率有关。    (2)冲程可在12~35mm之间改变。当处理粗粒物质时，冲程大，冲次小，中选别细粒级时则恰好相反。    (3)水的消耗量与矿石性质有关，可在20~50kg/min间调理。进到摇床上的矿浆含水量为70%~80%，洗刷水最少要有一颗最大矿粒的厚度，粗选时运用水量较少，精选则较多。    (4)接矿槽是固定的，用调整歪斜及洗刷水办法，使各种产品向恰当的方向移动。但最好仍是选用可移动的接矿板恰当调整各种产品的移动方位而不用常常调理歪斜及洗刷水。    靖西锰矿选矿厂1985年流程改造时选用了摇床来处理细磨后的跳汰机尾矿，摇床类型为6-S型，床面尺度4520mmx1825mmx1560mm，选别目标见表10。表10               靖西锰矿选矿厂摇床选别目标项       目精砂摇床细砂摇床矿泥摇床操作条件冲程/mm181113冲次/(次·min-1)270270270纵向斜度111横向斜度542选别作用精矿粒度/mm1～0.50.5～0.250.25～0.074精矿产率/%精122.2213.3817.81精227.630.0923.93锰档次/%原矿39.3134.6334.3精149.345.2649.4精243.9238.333.53尾矿32.353029.98锰回收率/%精127.8717.4925.65精230.8433.5423.43

金属锑和锑化合物广泛用于生产耐磨合金、各种阻燃剂、搪瓷、玻璃、橡胶、涂料、颜料、陶瓷等。主要的含锑硫化物矿物是辉锑矿(Sb2S3),常用浮选进行回收;锑氧化物矿物主要是黄锑华(Sb204· H20,密度4500~ 5500kg/m3),常用重选方法进行分选。我国锑资源储量和锑生产量均居世界首位。2008年生产精炼锑1. 84x105t。 锡矿山锑矿位于湖南省冷水江市, 是世界上最大的锑矿。 所属的北选厂处理的矿石为硫化一氧化混合锑矿石,采用图1所示的手选一重选一浮选一重选流程,在原矿锑品位为3.74%的条件下,生产出锑品位为l7.48%的总锑精矿,锑的总回收率为83. 22% 。图1  锡矿山锑矿北选厂硫化一氧化混合锑矿石的选矿流程

柳州华锡集团大厂锡矿位于广西南丹县,属特大型锡石一多金属硫化物类碳酸盐型锡矿床,其锡的资源储量占我国总量的l7%,锡、铟、锑保有储量居全国第一,铟的保有備量居世界第一,铅、锌储量名列全国前茅,此外还伴生有硫、砷、银、镓、镉、金等。矿石中有用矿物种类多而复杂,主要有锡石、铁闪锌矿、脆硫锑铅矿、黄铁矿、磁黄铁矿等,矿石的品位高、综合利用价值大,但非常难选。 柳州华锡集团拥有3座选矿厂,其生产规模分别为长坡选矿厂1600t/d、车河选矿厂5000t/d、巴里选矿厂1000t/d。长坡选矿厂处理细脉带的矿石,采用“重一浮一重一浮”流程;车河选矿厂处理9l号富矿体和92号细脉带的贫矿石,也采用“重一浮一重一浮”流程(见图1);巴里选矿厂处理91号富矿体和100号特富矿体的矿石,采用的工艺流程如图 2所示。　　图1 车河选矿厂处理92号细脉带贫矿石的流程图 2 巴里选矿厂处理100号特富矿体矿石的流程 从图1中可以看出, 车河选矿厂在处理贫锡矿石时, 采用前重选作业中的跳汰、螺旋溜糟和圆锥选矿机进行预选, 抛除大量的粗粒尾矿, 减少入磨的矿石量,从而大幅度提高了选矿厂的处理能力和锡金属产量, 同时也大幅度降低了选矿生产成本, 获得了显著的经济效益。 大部分的锡金属在重选系统得到回收,细泥系统采用旋流器先脱除一 20µm 粒级的矿泥, 然后再浮选脱硫, 最后浮选锡, 细泥系统回收的锡对选矿厂处理原矿的回收率为8%。2008年选矿厂共处理锡品位为 0. 50%的原矿l.67 xl06t, 生产的锡精矿品位为47. 47% , 锡的综合回收率为67. 29% 。

该厂选用的重介质-重选-浮选-重选流程见下图。  图  长坡选矿厂流程图       广西长坡矿床为一种非常复杂锡石-硫化物矿，其中有工业含义的矿藏达十余种之多，主要为锡石、铁闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂、脆硫锑铅矿、辉锑锡铅矿等，脉石矿藏为石英、电气石、方解石等。     按所选工艺流程，首要选用重介质选，在旋流器内丢掉占原矿的40%~60%的废石，重产品进入前段重选，得混合精矿（锡石和硫化物），然后全浮脱硫，槽内产品进入后段重选，得锡精矿；前段重选的中矿和矿泥进入贫矿体系全浮脱硫，再进重选产出泥质锡精矿；全浮选的硫化矿进入无浮选别离体系，产出铅锑混合精矿、锌精矿和砷精矿。铅锑混合精矿，可分选为脆硫锑铅矿（只能用冶金办法处理）、砷黄铁（现厂用作重介质加剧剂）。该矿无工艺的浮选条件及生产指标列于下表。   表  大厂长坡选厂无浮选的浮选条件及生产指标  项   目石灰过硫酸铵硫酸铜丁黄药松醇油浮选剂用量/ kg·t-121.52.6710.2430.4050.021生产指标/%原矿档次含Sb 2.34，Pb 3.01，铅锑混合精矿含Sb 20.12，Pb 24.72，尾矿含Sb 0.19，Pb 0.3，回收率Sb为89.49，Pb为85.7

砂金矿的选矿原则是先用重选法最大极限地从原矿砂中收回金及其伴生的各种重矿藏，继而用重选、浮选、混、磁选和静电选等联合作业将金和各种重矿藏互相别离，以到达归纳收回的意图。砂金矿选别一般分为碎解与筛分、脱泥和选别等进程。 一、碎解与筛分  许多砂金矿含有胶结泥团，其粒径有的大于100毫米，这种泥团如不碎解，将在筛分进程中随废石一同扫除，形成金的丢失。别的，胶泥还能胶结在砾石或卵石上，如不碎解也要在筛分进程中形成金的丢失。  二、脱泥 砂金矿中小于0.1毫米的物料一般不含金或含金甚微。小于0.1毫米的金俗称漂浮金，在选别进程中很难收回，而同一粒级的矿泥却对选别进程，特别是机械选别进程起搅扰效果。所以，在砂金矿机械选矿厂内，总是设法将小于0.1毫米的矿泥脱掉。生产上常用的脱泥设备为各和规格的脱泥斗。而溜槽选金答应的物料粒级宽，且处理量大，因此溜槽选别之前多不脱泥。  三、选别  实践证明，重选法是处理砂金矿最有用、最经济的办法。因为砂金矿中金的粒度组成不同，各种重选设备处理物料的有用粒度边界也不同，所以合理的砂金矿选别流程应是几种重选设备的联合作业。 粗选段得出的含金精矿，金档次100克/吨，重砂矿藏多在1～2千克/吨以上，关于含金粗精矿的处理现在有三种办法： 1、用淘金盘人工淘出金粒后重砂丢掉； 2、用混筒进行内混，取得膏后重砂扔掉； 3、用人工淘洗或混提取金后，重砂会集送精选厂处理，用磁选、电选等办法别离收回各种重砂矿藏。  砂金矿的选金收回率：两段溜槽选别为70%～74%，溜槽粗选，跳汰扫选、摇床精选流程为75%～80%。

八一锰矿选矿厂也采用摇床作业来处理来处理还原焙烧磁选后的产品，入选粒度小于2mm，选用6-S型1800mmx4500mm摇床作粗砂摇床、细砂摇床，采用弹簧摇床处理矿泥，选矿指标见表11。表11                    八一锰矿选矿厂焙烧磁选产品用摇床选别效果项目粗砂摇床细砂摇床矿泥摇床名称浓度/%产率/%锰品位/%回收率/%浓度/%产率/%锰品位/%回收率/%浓度/%产率/%锰品位/%回收率/%给矿7.5410018.651003.910017.31003.0710016.5100精矿　12.2141.2527.03　8.623919.29　4.141.9510.41中矿　18.7921.821.94　14.1526.221.59　4.723.66.43尾矿　6913.851.03　77.2313.2559.12　91.215.183.16     三、重介质选矿    重介质选矿又称悬浮选矿法，它是利用有用矿物与脉石的密度不同而在悬浮液中进行分离的过程。实践证明重介质选矿具有分离精度高，选别粒度范围大，在预选中丢弃废石的效率高，分选过程中无污水排出等优点。在有色金属、黑色金属及煤炭行业的粗选作业中获得了广泛应用。重介质选锰工业在国外已有成熟的经验。澳大利亚的格鲁特岛锰矿、印度的东里一布泽矿、日本的上国锰矿选矿厂、巴西依科米锰矿公司桑塔拉选厂及美国新墨西哥州锰矿选厂等均已在工业生产上应用，效果良好。我国对重介质选锰的研究和应用也做了许多有益的工作，取得了一定的经验。    昆明治金研究所、湘潭锰矿等在重介质选锰的试验研究中做了大量的工作，从20世纪70年代中期即开始了大规模的小试、中试直到工业试生产工作。在介质的选择上，先后试用粒锰、铸铁屑、磁铁矿精矿等，从介质成本、回收介质难易程度及介质对锰产品影响等角度考虑，最终仍选用大冶铁矿磁铁矿精矿作介质，它具有密度适合，不易氧化及泥化，不腐蚀管道，价格便宜，来源方便，回收净化简单等优点。磁铁矿的主要性能：含Fe62.5%，密度4.6g/cm3，粒度0.074mm的占55%。    重介质旋流器是一种在离心力场中，使用重介质分离矿石中的有用矿物和脉石的分选设备。它的分选主要决定于有用矿石的密度，受粒度和形状的影响较小。由于矿石与介质在旋流器内同时受离心力的作用。因此，可以用于较低的介质密度、分离密度要求较高的矿石。    矿石和适当比例的重悬浮液配成一定浓度的矿浆流，以一定的压力由给矿口沿切线方向给入旋流器圆筒部分，矿石随介质在旋流器内作径向旋转，由于离心力和较大介质密度重悬浮液的浮力作用，在旋流器内部形成高密度的分选区，矿石按密度大小分层。介质在分选区域内被分级浓缩，在径向形成一密度壁，其密度梯度由外及里依次递减。入选矿石随介质带至器壁，密度大的矿石穿过介质层被抛向器壁，随高密度介质顺器壁而下，在锥体底部作螺旋式运动由沉砂口排出。密度小的矿石则位于高密度分选区内层，由于惯性作用和悬浮液的浮力以及锥体部分截面积的逐渐缩小，而随空气柱形成压柱上升，向旋流器中心运动，经溢流管排出，从而达到分选矿石的目的。 [next]     湘潭锰矿工业试生产的工艺流程见图1，选用500mm双锥旋流器，选别条件：    沉砂口：60mm                    溢流管：140mm    下锥角：5°                     上锥角：23°    安装角：10°                    压力高差：6.5m    介质密度：2.30g/cm3          根据试生产期间测定的先矿指标见表12。表12         重介质选矿试生产选矿指标品名 指标 项目产率/%锰品位/%锰回收率/%粗精矿提高幅度粗精矿84.624.5291.021.73尾矿15.413.38.98原矿10022.79100     龙头锰矿也曾进行过重介质旋流器式业试验，旋流器的固定技术参数为：    重介质旋流器圆筒直径：ф350mm    圆筒长度：350mm    溢流管直径：ф125mm    沉砂口直径：ф55mm    锥角：50°    压柱高度：6.5m    入选介质密度：2.15~2.40g/cm3    试验给矿粒度：20~4mm    选用大冶铁精矿粉作介质，含铁61.4%，密度4.5g/cm3,粒度-0.074mm的占60%。    试验结果见表13。表13                龙头锰矿重介质旋流工业试验指标矿样原矿含锰量/%精矿原矿含锰量/%提高幅度/%产率/%锰品位/%回收率/%一号矿17.0871.121.489.086.454.32二号矿13.545.3518.261.149.64.7三号矿14.350.5120.6773.017.86.37     瓦房子锰矿1974年也建成年处理原矿82万t的重选厂，是采用重介质振动流槽和梯形跳汰机分选锰矿后，即60~10mm进重介质振动流槽。从1974年9月投产至1979年11月间，共运行2108h，处理原矿40588t，获精矿79500t，原矿品位11.24%~14.96%，精矿锰品位为22.48%~25.07%，尾矿含锰为8.11%~10.10%，锰金属回收率41.33%~47.27%，较原设计原矿含锰9.84%，精矿含锰26%，尾矿锰品位5.5%，金属回收率55.94%，相差甚远。分析其原因:①矿、岩密度差小；②可选性试验矿样与实际生产矿原料性质不一致；③介质原料选择不当；④25~10mm粒级分选效果差，后曾进行多次整改无效而停产。

除了溜槽、跳汰机和摇床等通用重选设备外，近年来还出现了许多专门用来处理砂金矿的重选设备，这些设备针对性强，简单实用，获得了较好的选别效果。下面介绍比较重要的几种。      1.罗斯（ROSS）溜槽   美国和加拿大采用推土机-罗斯溜槽开采砂金取得了很大成功。这种采金方法处理量大，不需要建立永久性厂房，设备搬迁容易，维护方便，生产稳定可靠，细粒金能得到充分回收。它特别适用于小而富的砂金矿、阶地砂金矿以及难于用采金船开采的砂金矿开采。      罗斯溜槽的生产过程是：用推土机和挖掘机将含金砂矿装入溜槽上端的供矿箱，以大量高压水喷洗矿砂；在充分洗选的条件下，矿砂经带有筛孔的钢板进行筛洗；细粒矿砂经由漏斗毡上铺有带孔的格条，当含金矿浆流经格条时，按密度和粒度进行分层，金被富集在溜槽底部的塑料毡上。国内很多单位对罗斯溜槽进行了广泛的研究，黑龙江省黄金公司根据我国国情并吸取罗斯溜槽的特点，设计制造的龙江-I型溜槽经过工业试验已达到预期效果，回收率可达80%以上。      2.机械淘金盘   这类设备有螺线圆盘选矿机、平底淘洗盘、锥型离心盘等多种型式，都是利用离心力和重力的联合作用强化分选。      圆盘选矿机主要由三部分组成：1）上表面带有阿基米德螺线的锥底圆盘。2）装有电机的支架。3）喷水管。圆盘倾角可以调节，一般为32°～35°。工作时，圆盘作倾斜旋转，喷水管由盘中连续喷水。给矿由盘边缘给入，矿浆在盘中流动，由于离心力和重力的作用，重砂矿物和金粒沉积下来，沿螺线槽移向盘心。在此过程中，槽内的物料受冲洗水的作用，轻矿物不断被洗出，流到盘下连的矿浆区，随溢流排出盘外。重矿物在沟底受到沟槽的保护，不易被洗出，最后从盘心孔排出，成为精矿。广西冶金研究所研制的YX-ф800圆盘选矿机当给粒度-6毫米时，处理能力可达1.2吨/时，经一次选别富集比可达20～35倍，金的回收率为96～99%。该机小型轻便，处理能力较大，携带搬迁方便，操作简便，使用不受地形限制，分选水可循环使用，适用于缺水及少水地区，既可用于采金船上，也可以与小型移动式选金机组配套，是很有前途的砂金重选设备。

氧化锰矿石中的锰矿物与废石间比重差较大，利用重力选矿的方法可获得良好的选矿指标和经济指标，因此重选法几乎成为氧化锰矿石唯一的选矿方法，重选工艺在氧化锰选矿厂中的应用十分普遍。 以下为锰矿石重选工艺流程图： 锰矿石重选工艺主要用于氧化锰矿石的重选分离，设备投资小，运营成本低，是氧化锰选矿的理想工艺。

废铅蓄电池和其它再生含铅质料的熔炼产品是粗铅、难熔浮渣、炉渣和烟尘。     主要在与原生硫化物质料一道处理再生物料的厂商里得到的铅要进行彻底的精粹。在这种情况下，人们选用铅冶炼教科书上介绍的标准流程。含锑的粗铅是在鼓风炉熔炼和电炉熔炼再生物料所得，为了得到产品产品----铅锑合金而进行除铜、锡和砷的精粹。     用粗除或精除铜法精粹粗铅除铜。用熔析法分两个阶段进行粗除铜。熔析法的根底在于铜的溶解度小以及低温下的铅化合物。铅冷却时，在密度约为9克／厘米3的铜中（图1）结晶出铅的固液体，它漂浮在铅液的表面，构成铜浮渣。                           图1 铅-铜体系状态图Ⅰ、ⅡⅢ-液体    用这种办法彻底除掉铜不成功，因为低熔混合物（共晶体）在326℃下降固，而且仍含铜0.06%。在实践中，铸锭后，铅中含铜约0.1%。    浮渣的基本成分是机械带走的铅。在低温下，浮渣中混入较多的铅，故称之为肥渣。在高温时，得到含有少数铅的干浮渣。    液态粗铅注入精粹锅驼机中。用电预热来坚持必要的温度。铅液在除掉干浮渣时的温度为500～550℃。从液态铅锅中除掉干浮渣，借助于桥式起重机用撇渣漏勺来完结。干浮渣的产值为粗铅总量的15～20%。干浮渣的成分为（%）：铅57～68，铜13～23，硫2.3～4.5，锑0.5～1.1，砷3.1～4.6。    取出干浮渣后，粗铅被送入下道工序精粹锅驼机中，在温度降到300～335℃时，取出肥渣。把渣产出量为粗铅总量的6～8%。把渣的成分为（%）：铅近95，铜3～5。    肥渣取出后当即除铜。往精粹铅的槽中，用机械拌和机混入元素硫，在25～30分钟内。精粹锅中铅的温度为315～335℃。研磨过的硫的粒度约为3毫米。    溶解在铅中的固若金汤与熔融的元素硫相互作用：                               [Cu]铅＋S液=CuS固             （1）                               [Cu]铅＋CuS=Cu2S固            （2）    因为熔点高（1170℃），硫化亚铜实际上不在粗铅里溶解而漂浮在表面上，其密度为5.6克／厘米3。    在精除铜时，进行铅的硫化处理：                                  [Pb]铅＋S液=[PbS]液                     （3）    一起断定，铜在低温时的硫化反应速度大大高于铅的硫化反应速度，故这可确保用硫更安全、更激烈地除掉铅中的铜。    漂浮在表面上的硫化物浮渣放入钢锭模并装入锅中，为了彻底除掉铜，参加2～3种硫的添加剂。    硫化物浮渣的产出量为粗铅总量的近12%。除过铜的铅含铜不大于0.05%，含砷和锑不大于1.7%。    由炉熔炼后所得到的粗的铅锑合金进行熔析并往熔体中一起掺入木块和木屑料，促进硫化物的浮渣很好地从熔体上分离出来。硫物浮渣（干浮渣）含有铜、铅、锑、砷的硫化物。干浮渣的产出率为粗铅总量约14.5%。干浮渣的成分为（%）：铅近85，锑近4.9，硫近9。木屑的耗费是每1吨被精粹的合金用去1.5～2.0千克木屑。浮渣中铅和锑的含量高，致使必须在电炉里依照苏打流程图加以处理。    碱性精粹铅锑合金的意图是用空气中的氧氧化杂质，在其与熔化的苛性钠相互作用时，伴随下一步生成锡酸盐、盐和钠的锑酸盐。苛性的钠的耗费量取决于所精粹的合金的成分、温度，每1吨产品铅锑合金耗费2～3千克苛性钠。    杂质的氧化并随之转入碱性渣中的次序是：砷-锡-锑-铅。碱性精粹进程在分散操控区进行。对这一进程发生巨大影响的是熔体中杂质的饱和度和拌和速度。在实践踢用机械拌和机进行拌和的。参加烧碱的持续时间是2.0～2.5小时。    在精粹合金时，不期望彻底除掉锑。为除掉锡和砷，故要参加必要数量的碱。进程常常要操控的是锡和砷的剩余含量。    碱性熔体的发生量为精粹合金总量的0.25%。含铅41～46%和含锑3.5～9.2%的碱性渣送往电炉处理。在出产时，碱性精粹锑含量低（低于2%）的合金后，在450～480℃温度下，往精粹过的铅中掺入核算量的金属锑。    牌号CCyAA的制品铅锑合金在水平传送带上倒入生铁锭子模。铸锭机的出产能力7.5吨／小时，铸件分量35～40千克。

重选提金：重选在岩金矿山使用比较广泛，多作为辅助工艺，在磨矿回路中收回粗粒金，为浮选和化工艺发明有利条件，改进选矿目标，进步金的总收回率，对添加产值和降低成本发挥了活跃的作用。山东省约有10多个选金厂选用了重选这一工艺，均匀总收回率可进步2%～3%，厂商经济效益好，据不完全统计，每年可得数百万元的赢利。河南、湖南、内蒙古等省(区)亦取得好的作用，选用的首要设备有溜槽、摇床、跳汰机和短锥旋流器等。从我国大都黄金矿山来看，浮—重联合流程(浮选尾矿用重选)适于选用，往后应大力推广阶段磨矿阶段选别流程，发起能收、早收的选矿准则。

金、银、铂等贵金属首要用于国际货币及首饰、拍摄感光胶片、电工触点材料、电子元件、化工催化剂等职业。我国的黄金资源比较丰富, 保有储量居国际第四,2010年的黄金产值超越340t。 　　金在地壳中的丰度很小, 克拉克值仅为5 x10-7g/t。 金的化学性质十分安稳, 在天然界中金的最首要矿藏就是天然金(金,密度17500~l8000kg/m3),除产在脉矿床之外, 砂矿亦是金的重要来历 。 　　砂金选矿以重选为主, 其间冲积砂金矿以采金船为首要分选设备;陆地砂金以溜槽和洗选机组为首要分选设备。在砂矿床中,金多呈粒状、鳞片状,以游离状况存在。粒径一般为 0. 5-2mm,极少数状况也可遇到质量达数十克的大颗粒金, 也有极微细的肉眼难以辨认的金粒。 　　砂金矿中金的含量一般为0. 2 ~0. 3g/m3,密度大于4000kg/m3的高密度矿藏含量一般只要l~3kg/m3。砂金矿中脉石的最大粒度与金粒的相差极大,乃至到达千余倍,但在筛除不含矿的砾石后, 仍可不分级当选。 　　我国的砂金选矿历史悠久,采选办法以采金船为主, 占到砂金总发掘量的70%以上,其次还有水发掘和发掘机露天发掘,个别状况选用井下发掘。采金船均为平底船,上面配备有发掘组织、 分选设备和尾矿运送设备。典型的采金船结构如图1所示。 　　采金船可漂浮在天然水面上, 亦可置于人工发掘的水池中 。 出产时一面扩展前面的发掘场, 一面将选出的尾矿填在船尾的采空区 。 依据发掘组织造的不同,采金船可分为链斗式、绞吸式、机械铲斗式和抓斗式4种,以链斗式使用最多。链斗由装配在链条上的一系列挖斗构成, 借链条的反转将水面下的矿砂挖出,并给到船上的筛分设备中。链斗式采金船的规格以一个挖斗的容积表明,在50~600L。小于100L的为小型采金船, 100-250L的为中型采金船,大于250L的为大型采金船。船上的选矿设备首要有圆筒筛、矿浆分配器、粗粒溜槽、跳汰机、揺床等。选矿流程的挑选与采金船的出产能力和砂矿性质有关,首要有图2所示的三种,我国选用的典型流程是前两种。　　图1 采金船的结构示意图 　　1一挖斗链; 2一斗架; 3一下滚筒; 4一主传动设备; 5一圆简筛; 6一受矿漏斗; 7一溜相;8一水泵: 9一卷扬机; 10一皮带运输机;11一错柱; l2一变压器; 13一甲板滑轮;14一平底船; 15一前输杆; l6一后桅杆: 17一主術架; 18一人行桥 　　图2 采金船上常用的出产流程  　　(a)固定溜槽流程(b)溜糟一跳汰一摇床流程(c)三段跳汰流程 　　固定粗粒溜槽流程是在沿船身装备的圆筒筛两边对称装置横向溜槽和纵向溜槽。 由链斗挖出的矿砂直接卸到圆筒筛内, 筛上砾石卸到尾矿皮带上, 运送到船尾。这种流程简略、造价低,在小型采金船上使用较多,金的回收率不高,在58% ~75%。 　　溜槽一跳汰一摇床流程多用在小型及部分中型采金船上 。溜槽为固定的带格胶带溜槽,跳汰机可选用梯形跳汰机、旁动型隔阂跳汰机、圆形和矩形跳汰机等。摇床可用工业尺度的或中型设备。 金的终究选别回收率可达79% ~85%。 　　三段跳汰流程选用的设备均为跳汰机, 是大中型采金船较常使用的流程 。在大型采金船上第1段能够装置两台九室圆形跳汰机,第2段装置1台三室圆形跳汰机,第3段为二室矩形跳汰机。在中型采金船上第1段装置1台九室圆形跳汰机,第2、3段依次为矩形跳汰机和旁动型隔阂跳汰机。金的回收率可达90%以上。 　　离心盘选机流程的主体分选设备是离心盘选机或离心选金锥, 设备的作业功率高, 占地面积小,回收率可达85% ~90%,是中小型采金船的一种有出路的流程组合。 　　为添加采金船出产功率, 采金船产出的重砂 (重选粗精矿) 可会集运送到岸上固定精选厂进行精选, 使金与其他高密度矿藏别离。