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。

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％。

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。 

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。

由于海关和天气原因，导致进口铜入市有所延后，市场供应偏紧，铜市上涨，废铜跟涨，而江西地区的价格变化不大，对比前一日，江西的废铜价格基本持平，比如二号铜、1号废铜和黄杂铜，下面来看江西具体的价格行情：名称材质价格区间单位涨跌地区发布日期备注二号铜92-93%40400-40700元/吨0江西地区8月7日不含税1#废铜含铜97%44200-44400元/吨0江西地区8月7日不含税黄杂铜进口25600-25800元/吨0江西地区8月7日不含税破碎黄铜含铁<4%32800-33000元/吨0江西地区8月7日不含税1#光亮铜线1#44000-44200元/吨0江西地区8月7日不含税更多江西地区的最新废铜价格，请进入 废铜价格专区 。

9月28日江西废铝价格市场行情,废铝价格,江西废铝价格9月28日江西废铝价格市场行情： 破碎熟铝价格10950-11150元/吨，对比前一交易日价格持平 ， 破碎生铝价格12350-12550元/吨，对比前一交易日价格持平 ， 进口干净6063旧料价格12300-12600元/吨，对比前一交易日价格持平

江西某钨矿为典型的原生石英－钨铋多金属矿石类型，赣南地区有较多同类钨矿石的选别实践，一般采用阶段分选、强化分级工艺，充分体现“能收早收，该丢早丢”思想。该矿石能否适用同类型矿石的原则流程，有待对其进行工艺矿物学分析和流程试验。 一、矿石工艺矿物学特征 （一）矿石化学成分及矿物组成 矿石化学多元素分析结果见表1。 表1  矿石化学多元素分析结果    %可见，矿石中WO3含量较高，是主要回收的组分；选矿中可综合回收的组分有Bi，Cu，Mo，Sn。 矿石中主要金属矿物有黑钨矿、白钨矿等，其它金属矿物有黄铁矿、辉钼矿、闪锌矿、黄铜矿、辉铋矿等；脉石矿物主要为石英，其次为少量长石、白云母、萤石、磷灰石、绿泥石、方解石等。矿脉中富含钨铋等多金属矿，矿石未风化，属原生石英一钨铋多金属矿石类型。 （二）矿石的结构与构造 矿石结构主要有自形晶结构、半自形晶结构和它形晶结构，还有交代残余结构、溶蚀结构、包含结构和交代结构等。矿石构造有交叉构造、对称条带状构造、角砾状构造、复脉构造和梳状构造等。 （三）主要矿物嵌布特征 1、黑钨矿嵌布特征。褐黑色，条痕棕褐色，金属光泽，密度大。产于早期石英脉，多呈叶片状及板状集合体产出，垂直或斜交脉壁生长，少数为粒状或小块状杂乱分布，个别呈“钨砂包”出现。多与白钨矿共生，并被白钨矿或黄铁矿包围、穿插、交待和熔蚀。黑钨矿嵌布粒度总体较粗，68.32%以上的黑钨矿分布在1.6～0.2mm粒级中，属粗粒级范围。 2、白钨矿嵌布特征。浅黄－灰白色，具金刚或松脂光泽，一般为他形粒状或小块状，零星分布，有时被方解石、绿泥石交代。 3、黄铁矿嵌布特征。浅黄铜色，条痕黑色，强金属光泽，一般为块状或粒状集合体产出，有被闪锌矿交代或溶蚀等现象。 4、辉钼矿嵌布特征。铅灰色，金属光泽，硬度小，污手，薄片有挠性，具油脂感，多呈磷片状集合体或细小颗粒状分布，多见于含钨石英脉中，在花岗岩区脉侧蚀变云英岩中也可见及，一般单独产出较多，偶尔也见到与白云母共生。 5、黄铜矿嵌布特征。铜黄色，条痕绿黑色，金属光泽，硬度小于黄铁矿，常呈他形块状或粒状集合体出现；主要产于含钨石英脉中，常与黄铁矿、闪锌矿、辉铋矿共生，有时交代或穿插黄铁矿、闪锌矿。 6、辉铋矿嵌布特征。铅灰色，条痕灰黑色，金属光泽，密度大，硬度小；常为块状或纤维状集合体产出，在晶洞中有时见有针状或毛发状。常与黑钨矿、黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿等共生，与黄铜矿相互交代或穿插，因此不易辨别它们的结晶先后。 7、石英嵌布特征。为灰白－乳白色、强油脂光泽，断面为贝壳状，性脆、块状构造。 8、长石嵌布特征。灰白－浅肉红色，具有玻璃光泽，呈板状或块状产出，表面常有高岭粉末。 9、白云母嵌布特征。为白－灰白色，玻璃光泽，呈细小片状产出。 （四）黑钨矿单体解离度测定 将矿石破碎到-2 mm后进行黑钨矿单体解离度测定，结果见表2。 表2  黑钨矿单体解离度测定结果从表2可以看出，黑钨矿的单体解离度较好，全样可达到79.03%。 二、选矿工艺流程试验研究 （一）选矿工艺方案的选择 该黑钨－石英脉型钨矿石中金属矿物种类繁多，主要有用成分为WO3，其它元素含量均较低；钨矿物嵌布粒度较粗；脉石矿物主要为石英。总体上该矿石属于简单易选矿石类型。 该矿石的选矿试验研究借鉴了赣南同类矿石的处理经验，拟采用先分级、再跳汰+摇床粗选、钨粗精矿再浮选脱硫、磁选实现黑钨矿与白钨矿和锡石的分离，最终获得高品质钨精矿的联合工艺流程。 （二）跳汰入选粒度研究 选用跳汰机对粗粒级有用矿物进行了早收研究，首先进行了12～0mm，6～0mm 2个入选粒度的优选试验，结果见表3。 表3  跳汰入选粒度优选试验结果由表3可见：6～0 mm入选比12～0 mm入选在WO3回收率相差不大的情况下，WO3品位高出3倍以上，因此确定跳汰重选入选粒度为6～0mm。 （三）分级跳汰重选试验 为提高选矿效率，对跳汰的工况进行了优化，即改全粒级入选为分粒级段入选，试验流程见图1，试验结果见表4。图1  分粒级跳汰重选试验流程 表4  跳汰分粒级入选试验结果    %由表4可以看出，跳汰分粒级入选，粗精矿品位和回收率分别达到31.38%和31.74%，较6～0mm全粒级入选的粗精矿品位和回收率分别提高18.14和11.23个百分点，表明该矿石分粒级选别的效率明显高于全粒级选别的效率；此外，该重选尾矿WO3品位和回收率分别高达0.35%和68.26%，大部分WO3没有得到回收。因此该流程的精、尾矿均需进一步进行磨选。 （四）跳汰尾矿摇床重选试验 对跳汰分级选别尾矿进行了全粒级摇床选别试验，结果见表5。 表5  跳汰分级选别尾矿全粒级摇床选别试验结果%由表5及矿石工艺矿物学特点可以看出，摇床也必须进行分级选别。试验流程见图2，试验结果见表6。 由表6可以看出，跳汰粗选尾矿采用分级摇床重选－一次摇床中矿再摇选的流程，可以获得产率0.83%、WO3品位31.85%、回收率51.83%的综合摇床精矿；最终总的钨粗精矿产率1.46%、WO3品位31.07%、回收率88.97%；尾矿WO3品位已降至0.04%，没有进一步深选的必要，但粗精矿需进一步精选，以提高精矿晶质。 对试验过程的分析表明：各粒级摇精WO3品位在30.58%～33.14%之间，这一结果充分表明分粒级选别具有高效性、准确性的特征。图2  跳汰、摇床分粒级选别试验流程 表6  跳汰、摇床分粒级选别试验结果    %（五）重选粗精矿分级台浮和浮选脱硫试验 因矿石中含有少量的硫化矿，硫化矿密度与钨矿物密度差异较小，重选难以去除这部分硫化矿，而如不去除该部分硫化矿又难以得到高质量钨精矿，为此，对重选粗精矿进行了分粒级台浮和浮选脱硫试验，试验流程见图3，试验结果见表7。图3  重选粗精矿分级台浮和浮选脱硫试验流程 表7  重选粗精矿分级台浮和浮选脱硫试验结果    %试验条件∕（g∕t）产品名称产率品位作业回收率WO3SBiWO3SBi台浮丁黄药40， 浮选丁黄药30、 2#油21， 各扫选用量 均为粗选的1∕3跳汰精矿4.8455.541.200.038.730.970.12台浮精矿9.2856.761.100.0417.121.710.31钨粗精矿14.1256.341.130.0425.852.680.43硫化矿10.460.0335.248.150.0161.7871.66浮硫尾矿75.4230.262.810.4474.1436.5427.91重选粗精矿100.0030.785.961.19100.00100.00100.00台浮丁黄药70， 浮选丁黄药50、 2#油21， 各扫选用量 均为粗选的1∕3跳汰精矿4.7157.041.190.028.710.940.08台浮精矿9.0858.261.150.0517.161.760.38钨粗精矿13.7957.841.160.0425.872.700.51硫化矿15.030.0331.457.210.0179.1991.71浮硫尾矿71.1832.111.520.1374.1218.117.83重选粗精矿100.0030.845.971.18100.00100.00100.00 由表7可见，随丁黄药用量的增大，硫化矿中铋和硫的品位都有所下降，但回收率均明显升高；而随丁黄药用量的增大，所得到的钨粗精矿WO3品位和回收率却相差不大。当台浮丁黄药70g/t，浮选丁黄药50g/t、2#油21g/t时，得到的钨精矿WO3品位达到57.84%，作业回收率达到25.87%；得到的硫化矿含硫铋分别为31.45%和7.21%，作业回收率分别为79.19%和91.71%，对原矿回收率分别为4.67%和12.76%。因此选取台浮丁黄药70g/t，浮选丁黄药50g/t，2#油21g/t作为后续试验条件。 （六）浮选脱硫尾矿摇床重选选钨试验 由于浮硫尾矿中钨含量较高，为此进行了浮硫尾矿摇床重选试验，同样将浮硫尾矿分为两个级别进行摇床重选，试验流程见图4，试验结果见表8。图4  浮硫尾矿摇床重选选钨试验流程 表8  浮硫尾矿摇床重选选钨试验结果    %由表8可以看出，浮选脱硫后的尾矿采用分粒级摇床重选－摇床中矿再摇选的流程，可以获得作业产率50.94%、WO3品位56.68%、作业回收率90.27%的综合摇精；尾矿WO3品位已降至6.34%，作业回收率也降至9.73%。因此该尾矿进一步深选意义不大，但钨总的粗精矿品位仅为56.95%，需进一步精选，以提高精矿品质。 对试验过程的分析表明：各摇精WO3品位在56.13%～57.25%之间，这一结果充分表明分粒级选别具有高效性、准确性的特征。 （七）钨综合粗精矿强磁精选条件试验 原矿经前面一系列处理后可得到WO3品位56%以上的钨综合粗精矿，但其质量还达不到高品级钨精矿要求，这是因为原矿中含有少量锡石等重矿物，这些矿物的密度与钨矿物差异较小，重选工艺达不到与钨矿物分离的目的。考虑到本研究对象以黑钨矿为主，而且黑钨矿与锡石在磁性上有一定差异，因此进行了钨综合粗精矿强磁精选条件试验，背景磁感应强度为1.1T。 由于磁选入选的钨粗精矿粒度范围较宽，容易产生夹带现象，为此进行了钨综合粗精矿不同分级方案下的磁选条件试验，试验流程见图5，试验结果见表9。 表9  重选粗精矿分粒级磁选条件试验结果  %由表9可以看出，将钨综合粗精矿分成4～0.83,0.83～0.2, 0.2～0mm 3个级别进行强磁精选，无论是精矿品位还是回收率都较高，因此分级粒度适当下移有利于提高综合精矿品位，但61.63%的WO3品位仍达不到高品质钨精矿的要求。为此将钨综合粗精矿强磁精选的背景磁感应强度降低约20%进行精选，并增加一次原磁场强度下的精扫选作业，试验结果表明，最终可获得含WO3 64.21%、作业回收率89.48%、对原矿回收率达76.80%的钨精矿，得到了较好的试验结果。图5  钨综合粗精矿分粒级磁选条件试验流程 （八）全开路流程试验 为验证条件试验的可重复性，对前面的阶段流程进行了全流程开路试验。 结果表明，采用条件试验所确定的条件，最终得到钨精矿的品位为64.27%，回收率为77.65%；得到的硫化矿中含铋7.58%、硫35.00%，铋回收率13.77%、硫回收率5.40%。因此，按（跳汰+摇床）分级粗选－浮选脱硫－强磁精选工艺流程处理该矿石是行之有效的。 三、结语 （一）该钨矿晶体粗大，单体解离容易，其他有害组分较少，属简单易选的矿石。 （二）根据该钨矿工艺矿物学特性制定的（跳汰+摇床）分级粗选－浮选脱硫－强磁精选联合流程，适合处理该黑钨－石英脉型钨矿石，在原矿含WO3 0.51%时，得到的钨精矿含WO3 64.27%、WO3回收率77.65%；硫化矿含铋7.58%、含硫35.00%，对应回收率铋13.77%、硫5.40%。

一、概况       江西离子吸附型稀土矿主要分布在该省的龙南、寻乌等地区。地质勘探工作已查明：龙南地区为离子吸附型重稀土矿；寻乌地区为离子吸附型轻稀土矿。1971年以来，龙南、寻乌等地区先后建成了七个矿点，采取化学选矿法从中提取和生产混合稀土。随着国内外对中、重稀土需要量的增加，促进了离子吸附型稀土矿生产的迅速发展。目前，从江西离子吸附型稀土矿中提取的稀土年产量，按氧化物计已占全国稀土总产量的15%～20%。       二、矿石性质       江西龙南、寻乌地区的离子吸附型稀土矿，系含稀土的花岗岩或火山岩经多年的风化而形成，矿体覆盖浅，矿石较松散，颗粒很细，可以无需爆破直接开采。稀土主要以离子形式吸附在高岭土等粘土矿物上，矿石中的稀土品位为0.088%～0.2%。这类矿床具有以下特点：       （一）稀土元素在矿石中80%～90%属离子吸附相，少部分稀土元素呈单矿物或类质同象矿物形态存在。       （二） 稀土元素大多数以离子形态吸附在高岭土等粘土矿物上，这些粘土矿物以埃洛石、高岭土、水云母为主。       （三）吸附在粘土矿物上的稀土阳离子不溶于水或乙醇，但在强电解质（如NaCl、（NH4）2SO4 、NH3Cl、NH4AC等）溶液中能发生离子交换并进入溶液和具有可逆反应。       离子吸附型稀土矿的上述特性，决定着可以用简单的化学选矿方法从这类矿石中有效地回收其稀土资源。       三、工艺流程及指标       （一）氯化钠法       用NaCl从离子吸附型矿石中提取稀土，是目前处理这种类型矿石的主要化学选矿方法之一。从采场运来的矿石，送进一个长方形水泥池中浸泡，浸出液通过池底的过滤层从排出口排出，浸渣用人工清除，浸出液在饱和的草酸溶液中沉淀，经过滤，滤液经石灰中和井补加食盐返回再用；滤饼即为稀土草酸盐，经灼烧、水洗、再灼烧得混合稀土氧化物。用NaCl处理离子吸附型稀土矿的化学选矿工艺示于图1。    图1  用NaCl处理离子吸附型稀土矿的化学选矿工艺       该工艺目前存在的主要问题是：浸渣含NaCl高，造成土壤盐化。       （二）硫酸铵法       用（NH4）2SO4从离子吸附型矿石中提取稀土，是最近几年研究成功的一种方法。与NaCl法不同之处在于：用1%～2%的 （NH4）2SO4溶液浸泡矿石，随后用草酸沉淀而获得稀土草酸盐，再经一次灼烧即可获得含REO＞90%的混合稀土氧化物，滤液经补加硫酸铵返回再用。与NaCl法相比，其浸渣不会造成土壤盐化问题。用（NH4）2SO4处理离子吸附型稀土矿的化学选矿工艺示于图2。    图2  用（NH4）2SO4处理离子吸附型稀土矿的化学选矿工艺       （三）生产指标       1981年龙南和寻乌矿的生产指标列于表1从所列的指标可以看出：这两个矿的生产指标还比较低，稀土总回收率只有60%～65%。因此，合理的化学选矿工艺及采、选设备还有待进一步开发。   表1  1981年江西离子吸附型稀土矿的生产指标项  目龙南（重稀土）矿项  目寻乌（轻稀土）矿中、小矿大  矿浸出率，%81.0889.78浸出率，%80～89萃取稀土收率，%95灼烧水洗收率，%70.0072.00萃取分组收率，%94沉淀灼烧收率，%94稀土总收率，%52～5659.47稀土总收率，%65

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。.

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。

（一）概略    该矿坐落江西省大余县漂塘填镜内。    1955年大龙山矿区由民窿收归公营，建立大龙山分场后，才建成50吨/日选矿厂。于1963年又扩建为125吨/日，至今选矿厂出产才能可达200吨/日。首要收回钨、钼。钨粗精矿送赣州精选厂。    该矿为平窿开辟，采矿办法为浅孔溜矿法。矿体埋藏条件较好，围岩与矿石较安定。    用电来自赣南电力网和矿山自备柴油发电站。由漂塘总降压变电所用6千伏线路送至选矿厂变电所，（装有560和180千伏安变压器各一台）经降压后送至选矿厂各工段。选矿厂装机容量为817.3瓦。    用水取自溪间流水，枯水时节由坑内水、回水等进行弥补。    （二）工艺流程    1.原矿性质    大龙山矿区属高温热液石英脉钨钼矿床。金属矿藏以黑钨矿为主，次为辉钼矿，以及少数辉铋矿、天然铋、黄铁矿、黄铜矿、锡石等，黑钨矿系粗粒不均匀嵌布，板状结晶，有时呈块状结晶，首要产于石英脉中，有时亦产于围岩与矿脉接触面。单体别离一般在10毫米左右，到0.1毫已根本单体别离。辉钼矿系粗细不均匀嵌布，呈鳞片状，大部分以片关、块状、星点状散布，方解石多见于晶洞中。    围岩占出窿矿石的75~80%，大多数系矽化变质岩，其次为少数的千枚岩和板岩，围岩含钨为0.005~0.015出窿原矿含钨为0.201%。原矿假比重为1.6~1.8，含水2~3%，含泥3~4%。    该厂为重选——浮选——重选联合流程。    粗选工段：包含扒栏手选、洗矿、脱泥、手选、光电选、人工复选、破碎等作业（详见下图1）。1972年废石选出率达67.8%，收回率达95.5%，富矿比为2.96。 [next]     选别工段：    （1）重选：选用一段棒磨、三级跳汰、四级枱洗、选出钨粗精矿。    （2）浮选：重选尾矿再磨后，经一次粗选、六次精选、二次扫选的浮选作业得到钼精矿。浮选尾矿经粗、扫选枱洗收回细粒级钨。    原生矿泥和次生矿泥兼并后，经一次粗选、六次精选、二次扫选的浮选作业选出钼精矿，其尾矿经粗、扫选枱洗选出钨粗精矿。其工艺流程见下图2。    原矿含钼较高（1973年平均为0.057%），钨呈粗粒不均匀嵌布，选用重选——浮选——重选的准则流程是较适合的，既使钼获得了较好的目标（档次为46%钼，收回率为80%），又强化了钨的选别，使钨粗精矿收回率达90.8%。    选用人工手选和光电选矿机相结合强化废石选出作业，使废石选出率达67.8%，废石档次也较低（含WO30.02%以下），大大地进步了钨的当选档次（富矿比为3.96），有利于进步钨的选别目标。    该厂细泥选别，其作业收回率仅达38.1%，有待进一步研讨改善。[next]    （三）选矿厂首要及其他设备操作条件（表1~表8） [next][next]续上表[next]     （四）改造作用    1.光电选矿机的运用    1）原理    出窿原矿经洗矿、分级后，进光电选矿的机械排队运送组织，矿粒一颗一颗地自在下降，经过光的照耀和光敏元件的查看，因为白色含矿脉石和深色围岩表面色彩不同，对光的反射强弱也不同，凭借光敏元件将光信号的改变转化为电信号的改变，再经晶体管扩大器将电信号扩大而吸动继电器，推进执行组织动作，到达脉石与围岩别离的目地。矿石运送分选进程见暗示下图3。    2）选别流程及作用    选别粒级为-38+16毫米，脉石产品、废石产品加少数人工进行复选（因光敏元件质量较差等，影响分选作用）。光电选别工艺流程见下图4。 [next]     光电选矿与人工手选相类似的条件下，其选别作用和目标与手选根本相同。便光电选矿可节约手选人数约40%左右，一起可进步劳动出产率、改善劳动条件，对出产起了必定推定作用，该矿现有两个选矿厂均已推行运用。几年来的出产实践也暴露了一些不足之处，如现在所用几种机械排队设备、单机处理才能、光导管质量等还有待进一步改善进步。光电选矿的选别目标见表9。    2.环氧树脂摇床    该厂一年多来，运用本矿试制的环氧树脂摇床作用杰出。其首要长处：    1）制造时刻较短3/2，本钱较摇床低；    2）摇床来复条为胶接，不必铁钉，避免了因钉眼等渗水形成摇床面的易腐烂现象，然后可延长摇床运用寿命；    3）耐磨，运用一年多来，只观察到极小磨损痕迹。现在该厂正在进一步判定，以便更能契合选矿要求。

江西省某地蕴藏着丰富的铁矿资源，目前的铁矿就有300多万吨，近100多万吨为开采原矿，另外还有十多公里长的此类铁矿矿带，且适于露天开采。由于长期以来只采用筛分洗矿工艺回收块矿，因此大量铁资源流失到尾矿，对该尾矿进行综合利用，不仅具有很高的开发价值，而且符合我国目前资源状况以及政府提倡的循环经济产业政策。       一、矿石性质       （一）矿物主要组成及特征       矿石中矿物组成相对简单，主要的金属矿物有褐铁矿、赤铁矿、磁铁矿、软锰矿、黄铁矿、闪锌矿、方铅矿、铜蓝、孔雀石等；脉石矿物有蛋白石（玉髓）、石英、长石、黏土矿物、绿泥石、方解石、水云母（绢云母）、透闪石等。       1、氧化铁矿物       铁主要赋存于褐铁矿及赤铁矿中，以褐铁矿占绝对优势。粒度细小，多在0.04mm以下，试样中广泛分布，除了单体颗粒外，还常呈黏附态附着于其它矿物表面。       2、硫化物       试样中的硫化物主要是黄铁矿，多呈氧化残余包裹于赤铁矿、褐铁矿中，单体少见，粒度多在0.04mm以下。       3、硬锰矿、软锰矿       多与褐铁矿、赤铁矿混杂，镜下不易辨识，粒度多在0.01～0.05mm。       4、石英、蛋白石       石英相对较少，主要是蛋白石，呈隐晶质细颗粒，多被褐铁矿污染。       5、角闪石等硅酸盐矿物       含量很少，呈针柱状或粒状，部分颗粒表面有褐铁矿黏附。       6、高岭石等黏土矿物       粒度极细微，多在0.02mm以下，呈尘埃状分散分布，或与褐铁矿混杂，呈絮泥状颗粒。       （二）化学组成   表1  原矿多元素分析结果元  素 质量分数Cu 0.37Pb 1.76Zn 1.27As 0.07S 0.054TFe 37.16元  素 质量分数SiO2 9.0Al2O3 5.86CaO 0.23MgO 0.259Co 0.10P 0.069       原矿多元素分析结果表明，矿石主要的化学成分是铁、SiO2和Al2O3，有价成分主要为铁、铅、锌、铜和钴。       二、还原磁化焙烧试验研究       （一）褐铁矿转化为磁铁矿的主要原理       在高温条件下，采用煤作为还原剂，将褐铁矿转化为磁铁矿。化学反应为：   Fe2O3·nH2O—Fe2O3＋nH2O   （1） 3Fe2O3＋CO—2Fe3O4＋＋CO2   （2）       其转化过程主要为：       1、褐铁矿在高温条件下失去结晶水，转化三氧化二铁；       2、三氧化二铁在还原气氛中还原成四氧化三铁。还原反应过程是一个多相反应过程。固相同气相（还原气体）发生反应。磁化焙烧反应作用分为三个阶段进行：       （1）扩散、吸附。由于气体的对流或分子扩散作用，还原气体分子被矿石表面吸附。       （2）化学反应。被吸附的还原气体和矿石的氧原子相互作用进行化学反应。       （3）化学产物的脱附。反应生成的气体产物脱离矿石表面，沿着相反的方向扩散到气相中去。       在焙烧过程中，新生成的还原物先形成一个外壳，包围着未被还原的部分，反应逐步向内进行，反应速度由还原物和还原产物的界面所控制。       使Fe2O3转化为Fe3O4的过程是按下列方式进行的。用还原剂脱掉αFe2O3矿粒外层的氧，则使氧化铁结晶格子局 部变形，致使αFe2O3转化为含有一定数量的细孔的γFe2O3，并形成尖晶石型立方晶格的γFe2O3外层。在矿粒表面上继续脱氧将造成铁离子过剩，过剩的铁离子则充填在缺位结点上。外层的所有点充满就变成磁铁矿，这些磁铁矿有着与γFe2O3相同的晶格。这样由外层向内层扩散，这个过程一直向矿粒中心的赤铁矿进行，到赤铁矿全部消失为止。       （二）磁化焙烧温度试验       将原矿与煤粉混匀后放入磁环焙烧炉中，升温至设置温度，恒温2h，改变磁化焙烧温度，900℃，950℃，1000℃，1050℃，产品自然冷却后磨矿85%-74μm，然后用磁选管进行磁选作业，磁场强度为87.55kA/m，试验结果见图1，本次试验采用无烟煤。煤粉比例为矿样重量的20%。依据试验结果知，950～1000℃为最佳温度。  图1  磁化焙烧温度试验结果 1-铁品位；2-铁回收率；下同       （三）煤的种类及用量试验       将无烟煤与褐煤进行对比试验，磁化焙烧温度为950℃，焙烧2h，煤粉的比例分别为8%、15%、20%，结果表明，在相同条件下，褐煤效果明显优于无烟煤；对同一种煤，随着煤粉用量的降低，铁精矿全铁含量降低；另外采用无烟煤，磁化焙烧矿的全铁含量和原矿没有差别，而采用褐煤时，磁化焙烧矿的全铁含量比原矿提高了近10%，磁化焙烧后矿样的重量也减少了20%。综合考虑成本，选用褐煤，煤粉用量为原矿的15%～20%为宜。试验结果见图2。  图2  煤的用量试验结果       （四）磁化焙烧时间条件试验       确定焙烧温度在950℃，煤的比例分别为20%，改变磁化焙烧时间，分别为1h，1.5h，2h，3h。产品自然冷却后磨矿85%-74μm，然后用磁选管进行磁选作业，磁场强度为87.55kA/m，试验结果见图3。  图3  磁化焙烧时间条件试验结果       （五）磁场强度试验       确定磁化焙烧温度为950℃，煤的用量依然为20%，恒温磁化焙烧2h的产品进行磁场强度条件试验。产品自然冷却后磨至85%-74μm，给到磁选作业，改变磁场分别为71.63kA/m、87.55kA/m、103.46kA/m。试验结果见图4，综合技术经济指标考虑，磁选作业的磁场强度以87.55kA/m为最佳。  图4  磁场强度试验结果       （六）磨矿细度条件试验       焙烧产品直接分选时铁矿物与脉石矿物分离效果差，在分选前需要磨矿。其他条件不变，分别对不磨（-74μm为68%）及磨矿细度分别为-74μm80%、85%、90%、98%的磁化焙烧产品进行了磁选试验，试验表明，随着磨矿产品中-74μm粒级的增加，铁精矿产率有所下降，全铁含量随之提高，当-74μm含量大于85%后，变化速度趋缓。所以以-74μm占85%为佳。试验结果见图5。  图5  磨矿细度条件试验结果       （七）流程试验       根据上述试验结果，确定最佳条件见表2，根据最佳条件试验进行了流程试验，数质量流程图见图6。   表2  焙烧—磁选工艺条件作  业工艺条件还原焙烧煤粉比例/% 焙烧温度/℃ 焙烧时间/h15～20 950～1000 2磁选磨矿细度/%-74μm 磁场强度/（kA/m-1）85 87.55  图6  磁化焙烧-磁选数质量流程       三、结论       （一）以褐铁矿为主要矿物的铁矿石属难选矿物，对这种矿石磁化焙烧—磁选是技术指标最佳的选矿方法，可以兼顾品位和回收率。       （二）此褐铁矿通过磁化焙烧—磁选工艺流程的分选，可获得产率51.46%、全铁含量64.83%、全铁回收率78.88%的铁精矿。各项指标均达到要求。而且磁化焙烧—磁选工艺具有工艺合理、可靠、适应性强、易于在生产中实施的特点。       （三）从经济方面考虑，磁化焙烧成本高，只有当地有廉价的煤炭资源时才可以考虑。一般情况下则的采用联合流程，如：弱磁选—强磁选—正浮选、分级—重选—浮选等，这些流程虽然比较复杂，但是运营成本都远低于磁化焙烧。

一、钽、铌及其运用 (一)钽和铌 钽，稀有金属，在元素周期表中坐落第6周期第5类副族，元素符号Ta，原子序数73，原子量180.95，电子结构为2，8，18，32，11，2，在化学反应中简单失掉最外层2个电子和次外层3个电子，次外层剩余8个电子而成为一种比较稳定的电子层结构，故一般显+5价。钽金属密度16600kg/m3，熔点3000℃。 铌，稀有金属，在元素周期表中坐落第5周期第5类副族，元素符号Nb，原子序数41，原子量92.91，电子结构为2，8，18，11，2，在化学反应中也简单失掉最外层2个电子和次外层3个电子，次外层剩余8个电子而成为一种比较稳定的电子层结构，故一般也显+5价。铌金属密度8600kg/m3，熔点2415℃。钽、铌本家，电子结构类似，物理化学性质挨近，在天然界中总是共生。 (二)钽、铌的用处 钽的首要用处是作电容器。钽电容用具有容量高、体积小、稳定性强、寿命长等长处，在电子工业、航空工业中得到广泛的运用，特别是很多地用于雷达、、超音速飞机、电子核算机和移动电话的电子线路中。除此以外，由于钽具有杰出的导热性，化学工业中常用钽作加热器、热交换器、浓缩器、冷凝器或反应器中的各种槽、塔、管道、阀门等。又由于钽耐腐蚀，对人体无影响，医疗方面可用钽板、钽片修补骨头，用钽条接骨，用钽丝缝血管和神经。将微量钽粉喷入某些肿瘤病灶处，还能够用来进行X射线查看，以调查病况的改变。铌由于熔点高而密度比钽小一倍，在世界飞行和航空工业顶用处更广泛，如用作火箭推进器的姿势操控发动机部件，用作飞机燃气涡轮的叶片、燃烧室和火焰稳定器等。在碳钢、不锈钢及合金钢顶用铌作添加剂，可大大进步钢的强度和耐腐蚀性。钽和铌的碳化物还用作超硬的切削东西，不只耐热抗震，而且摩擦系数小。 二、钽铌矿 在成矿地质效果中，钽、铌呈浸染状产出，大多赋存于花岗岩或伟晶花岗岩中。有的相关于围岩而言富集成钽铌矿脉，有的则不均匀地涣散于整个矿体中。首要钽铌矿藏是钽铁矿和铌铁矿。此外还有含钽锡石，细晶石，钽铌锰矿，黄钇钽矿等。钽铌矿性脆易碎，嵌布粒度一般比较细。钽铌矿矿石中的钽铌金属氧化物含量即原矿档次凹凸不等，高者如巴西阿拉克萨(Araxa)铌选矿厂，原矿档次为2.5%～3.0%，加拿大伯尼克湖(BemicLake)钽选矿厂，原矿档次为0.3%;低者如广东派潭(矿砂)选矿厂，原矿档次仅0.0083%，大大都钽铌矿的原矿档次在万分之几如福建南平矿为0.06%，江西宜春矿为0.027%。新疆可可托海矿为0.025%，广西栗木矿为0.02%，大都钽铌选矿厂的选矿收回率介于40%～70%之间。三、钽铌选矿理论与实践 (一)选矿办法 1、断定选矿办法的准则和根据 断定选矿办法的准则，一是选用该选矿办法时矿石的可选性，二是选用该选矿办法的经济性。换言之，准则上有必要选用可选性好而又能取得最大经济效益的选矿办法。选矿办法多种多样，其间最常用的三大首要选矿办法是重力选矿、浮游选矿和电磁选矿。由于重选一般比较简单，本钱往往低于其他选矿办法，所以在断定选矿办法时，只需矿石的重选可选性好，总是首要考虑重选计划。当矿石的重选可选性差，即选用重选很难取得抱负的选别目标时，才会不得已而求其次，考虑选用其他选矿办法。断定选矿办法的根据首要是原矿性质，其间包含矿石中各种矿藏的密度，硬度，有用矿藏的嵌布粒度和赋存状况，各种矿藏的表面物理化学性质和电磁性，矿藏组成的杂乱程度等。同类型矿山的选矿实践经验，业界同行对钽铌选矿的研究成果，无疑也可资学习。 2、选矿办法的断定 一般根据公式e=(δ2―Δ)/(δ1―Δ)的核算值，按表1断定矿石的重选难易程度。 表1 按比重分选矿藏的难易度E值＞2.52.5～1.751.75～1.51.5～1.25＜1.25分选难度极简单简单中等困难极困难钽铌矿藏的密度一般在5500kg/m3以上，而脉石矿藏的密度一般为2700kg/m3，按比重分选矿藏的难易度e值大于2.5，因而很简单用重选办法分选钽铌矿。重选法是断定钽铌选矿办法的首选办法。关于用重力选矿办法难于有用选别收回的钽铌矿，如矿藏组成特别杂乱的钽铌矿，嵌布粒度特别细的钽铌矿，钽铌矿细泥，可考虑在重力选矿办法的基础上，恰当运用浮选、电磁选和水冶办法加以弥补。 (二)选矿流程 1、破碎 前期的破碎流程规划，往往根据原矿最大块度和较粗的终究碎矿产品粒度来断定所需的破碎段数，根据选矿厂的规划来对破碎设备进行选型。后来选矿作业者发现磨矿费用比碎矿费用高得多，而下降终究碎矿产品粒度有利于改善磨矿效果和下降碎磨总本钱，因而在规划破碎流程时开端把碎矿和磨矿联系起来作为一个全体加以考虑，根据最适合的磨矿机给矿粒度来断定适合的终究碎矿产品粒度，从而使破碎流程规划朝着缩小终究碎矿产品粒度的方向开展，习惯上叫做“多碎少磨”。在这方面，前苏联的选矿作业者做了很多作业，其效果见表2。 表2 干式碎矿终究产品的适合粒度选矿厂规划（t／d）最适合的粒度（mm）在一般干式碎矿中的适合粒度（mm）50010.541425005.6511100004.810400003.947.3表3 磨矿机最适合的给矿粒度选厂类型选厂规划磨矿机的给矿粒度（mm）本钱或许下降（%）磨机出产率或许进步（%）实践粒度最适合粒度铅锌选厂小型50122343钨钼选厂中型18111014铜黄铁矿选厂中上20101019含铜硫化矿选矿厂大型4082440宜春钽铌矿选矿厂规划选用三段开路破碎硫程，一段选用φ900×1200颚式破碎机，二段选用φ1750标准圆锥破碎机，三段选用φ2200短头圆锥破碎机，终究碎矿产品粒度-25mm达95%以上。由于钽铌矿藏嵌布粒度细而又性脆易碎，所以多碎少磨特别重要。假如依照前苏联选矿作业者的研究效果来判别，宜春钽铌矿选矿厂作为一个中等规划的选矿厂(1500t/d)，适合的终究碎矿产品粒度应小于10mm。不管这个定论是否彻底正确，宜春钽铌矿选矿厂现有的终究碎矿产品粒度过粗则毫无疑问。成果一段磨矿的磨矿比高达50，不只使碎磨总本钱过高，而且导致磨矿效果差，磨矿产物粒度既粗而又显现泥化。 2、磨矿  磨矿流程有必要满意下述条件： (1)选矿厂出产能力的需求。(2)将矿石磨至规则细度的需求。当有用矿藏的嵌布粒度较粗时，一次磨矿就能将矿石磨至规则的细度，使有用矿藏底子解离彻底，这时规划宜选用一段磨矿流程。当有用矿藏的嵌布粒度较细时，一次磨矿难于将矿石磨至所需求的细度，就有必要规划两段或多段磨矿流程。(3)阶段磨矿、阶段分级选其他需求。假如有用矿藏的嵌布粒度规模较宽，即便一次磨矿能抵达所需求的细度，使有用矿藏底子解离彻底，但先解离的粗粒有用矿藏则很简单被磨到过破坏，难以收回。为了减轻有用矿藏的过破坏现象，削减有用金属丢失，可考虑选用阶段磨矿、阶段选别流程，即一段磨矿首要将矿石磨至某一细度(较粗)，使粗粒有用矿藏首要解离出来，接着进行选别收回。选别后的尾矿进入第二段磨矿机再磨至所需求的细度，使有用矿藏底子解离彻底，然后再一次进行选别收回。两段磨矿流程，不管榜首段磨矿机是否闭路，第二段磨矿机有必要闭路作业，不然磨矿机将不或许有用地加以运用。一起在磨矿流程中，只需磨矿机给矿中的合格粒级含量大于15%，就应当设置预先分级作业。其他最好推广运用胡基教授创始的两段分级工艺，以利于进步磨矿机的出产能力和选矿收回率。宜春钽铌矿选矿厂规划选用阶段磨矿、阶段选别流程。一段磨矿选用湿式溢流型棒磨φ2100×3000机，将矿石磨至-0.5mm粒级达65%～70%，然后用高频细筛闭路，+0.5mm的筛上产品回来棒磨机再磨，-0.5mm的筛下产品进入FG-15φ1500高堰式单螺旋分级机分红0.5～0.2mm和-0.2mm两个等级，0.5～0.2mm的返砂作为榜首段磨矿产物在榜首段当选。一段磨矿产物当选后得到的钽铌精矿尽管粗一些，但其粒度彻底在细精矿的粒级规模内，0.5～0.2mm级其他粒级收回率简直为零。因而很难说该流程的合理性没有问题。其时规划是根据“矿石破碎到0.4mm时开端有单体”这一实验定论来定的，但“开端有单体”不是一个定量的概念，用作规划根据不免欠妥。榜首段选别后的尾矿再进第二段磨矿。二段磨矿机选用φ2100×2200湿式格子型球磨机，将矿石磨至-0.2mm占85%以上，但由于二段磨矿机开路作业，实践磨矿粒度只能抵达65%左右，与规划目标相去甚远，致使很多有用矿藏未能单体别离，满意不了选别工艺的要求。一起二段磨矿机给矿中的合格粒级含量高达22.7%，也没有设置预先分级作业。 3、分级选别  在规区分级选别流程时应当清晰选矿的底子要求。首要，任何选别设备都有一个适合的当选物粒料度规模，宽窄各不相同。因而物料在当选前有必要先进行分级，以适应选别设备的功能，才干满意出产的需求。当选物料粒级的区分与其性质及设备的功能有关。比方关于钨、锡等矿石的选矿而言，用重力选矿办法收回，当选物料一般分为粗粒级(2～5mm)、细粒级(0.5～0.074mm)和细泥(-0.074mm)这三个粒等级离处理。那么这种区分是否也适用于钽铌矿?如前所述，宜春钽铌矿一段磨矿产物中的0.5～0.2mm等级当选后收回得到的钽铌精矿简直满是-0.2mm的钽铌精矿，+0.2mm粒级收回率简直为零。这明显并非+0.2mm的钽铌矿藏单体用重选设备收不到，而是由于+0.2mm粒级物猜中底子没有钽铌矿藏单体，或者说钽铌矿藏事实上没有单体别离。因而0.5～0.2mm粒级还不是合格的当选物料，没有必要设置0.5～0.2mm这一选别段。就宜春钽铌矿选矿而言，一切当选物料均应磨至-0.2mm。其次-0.2mm的合格物料当选时是否还需求再分级?关于钨、锡等有色金属而言，在总结选矿实验和出产实践经验的基础上，选矿作业者以为重选收回粒度下限是0.038mm，而以0.074mm作为矿砂和矿泥的分界线，无疑是正确的。那么钽铌矿的重选收回粒度下限是否也是0.038mm?且看表4数据。 表4 1985年宜春钽铌矿改造流程出产调试粒级收回率目标 0.50.20.0740.038－0.038粗精矿00.7363.0686.9244.93细精矿0027.7259.5646.06宜春钽铌矿的选矿收回率只抵达48%，而磨重粗粒级(0.5～0.2mm)中的-0.038mm粒级收回率为44.93%，细粒级(0.2～0.038mm)中的-0.038mm粒级收回率46.06%，都不比48%低多少。因而-0.038mm明显不是钽铌矿的重选收回粒度下限。二者之所以不同，是由于钨矿的原矿档次高(约0.3%)，钨矿藏的嵌布粒度粗，远在矿石破碎磨细至0.038mm之前，钨矿藏早已解离彻底并得到选别收回。-0.074mm粒级中的有用矿藏很少，再加上独自处理，天然难于收回，因而把0.038mm定为重选收回粒度下限不只是合理的，也是符合实践的。而钽铌矿的原矿档次低得多，钽铌矿藏的嵌布粒度细得多，当矿石破碎磨细至-0.1mm时单体才抵达95%，不只-0.074粒级中有很多钽铌矿藏单体，就是-0.038mm粒级中也还有相当多的钽铌矿藏单体，在不分级的情况下，二者都能够用重力选矿办法加以收回。故0.038mm不是钽铌矿的重选收回粒度下限。这一点已为宜春钽铌矿的实验和出产实践所证明。钽铌矿的重选收回粒度下限终究是多少，现在尚不得而知，迄今也还没有人对此进行研究和探究，但必定比0.038mm低得多，因而矿砂和矿泥不只仅是一个粒度概念。单从粒度观念看，把0.074mm算作细泥或许仍然没有错，但假如一起考虑到重选的收回粒度下限，这样区分就不必定适合。假如-0.2mm还要再分级，那实践上就是脱泥问题了，钨矿的重选收回粒度下限是0.038mm，把-0.074mm粒等级离出来作为细泥独自处理是对的。钽铌矿的重选收回粒度下限不是0.038mm，把-0.038mm粒等级离出来作为细泥独自处理明显不合理。事实上把-0.038mm粒级分出独自处理，其收回率将明显下降。例如在磨重车间-0.038mm粒级收回率抵达45%，而-0.038mm分出后在细泥独自处理，其收回率还不到10%。这是由于在重力选矿进程中有一种特殊的现象-析离分层效果，细粒重矿藏能够钻过粗矿粒的空隙而抵达床层底部，从而在粗重矿粒的夹藏下向前运动，直至从精矿端排出。而将-0.038mm分出独自处理，析离分层效果不复存在，细粒重矿藏很难沉降到床层底部，失掉了粗重矿粒的夹藏“维护”，细粒重矿藏再也不或许从给矿端沿着床面运动到精矿端，半途就会被横向水流冲走而丢失，故难于收回。因而当选矿藏分级当然重要，但有必要合理，分级过细反而有害。考虑到钽铌矿的重选收回粒度下限尚不清楚，矿砂矿泥难于界定，加之分级越细，难度越大，与其添加过多的投入用于脱泥，不如不脱泥当选。 四、改造宜春钽铌矿选矿流程的方向 1978～1981年的出产攻关实验和1982～1984年的技术改造，处理了选矿厂主流程的粗选设备问题(用螺旋溜槽替代组合溜槽)、原矿脱泥问题(选用振荡给矿筛洗机)、粗碎设备与原矿块度不匹配的问(用φ900×1200颚式破碎机替代φ600×900颚式破碎机)，完成了流程疏通和出产正常化。但终究碎矿产品粒度过粗和二段磨矿产物粒度过粗以及分级选别流程不合理的问题仍然存在，亟需改善。 (一)把终究碎矿产品粒度由-25mm降为-10mm运用现有三段开路破碎流程，不或许将终究碎矿产品粒度由—25mm降为—10mm。缩小终究碎矿产品粒度的办法有： 1、替换破碎设备，代之以国外先进的反击式破碎机(有材料介绍，国外出产的反击式破碎机，一次破碎就能将矿石破碎到—5mm)。 2、改三段开路破碎流程为三段闭路流程。以上办法都有必要通过严峻的技术改造，必然影响到正常出产，厂商恐怕难以承受。而且开路改闭路将严峻约束现有破碎设备的出产能力，无法满意出产的需求，并不行取。 3、把湿式棒磨机当作第四段破碎机运用，由闭路作业改为开路作业，答应磨矿粒度放宽到2mm或3mm。这是有或许的。由于原规划是阶段磨矿、阶段选别流程，但实践上榜首段磨矿产物中的0.5～0.2mm粒级钽铌矿藏没有单体别离，不能满意选别工艺的要求，事实上并没有起到阶段磨矿、阶段分级选其他效果。 (二)现有二段磨矿机由开路作业改成闭路作业 为了处理二段磨矿严峻欠磨、磨矿产物粒度过粗满意不了选矿工艺要求的问题，有必要把开路作业的二段磨矿机改成闭路作业。原规划没有选用闭路流程是忧虑锂云母难磨会形成恶性循环。为此可运用胡基的两段分级工艺，而且别离设置预先筛分和查看筛分，在查看筛分的筛上产品排放处装置三通。在出产进程中常常查看筛上产品中的锂云母含量。在正常情况下，筛上产品经三通的1号支管进入磨矿机再磨。当筛上产品中的锂云母积累到必定程度时，马上封闭1号支管，翻开2号支管，让筛上产品经2号支管另行排出成为锂云母精矿产品。这样便可避免由于锂云母难磨而形成恶性循环。 (三)改造选别流程 由于0.5～0.2mm粒级物料当选实践上是无效选别，所以应当撤销这一选别段，以节约这部分物料在选别进程中占用的设备、人力和物力。一切当选物料均应磨至-0.2mm。又由于钽铌矿的重选收回粒度下限不是0.038mm，所以不应当把当选物猜中的-0.038mm粒等级离出来作为细泥独自处理。加上等级并非过宽，钽铌矿的矿砂和矿泥又难以界定，一起在粒度现已很细的情况下也谈不上细泥有什么搅扰，因而磨细的物料(0.2～0.038mm)彻底能够不再分级当选。最终考虑到当选物猜中的-0.038mm粒级收回率尽管已抵达45%，但仍是较低，阐明用重力选矿办法收回还不彻底，在处理微细粒级物料方面重力选矿办法究竟不如浮选。因而为了进一步进步收回率，可将重选尾矿中-0.038mm的别离出来进行浮选，对钽铌矿藏再作一次选别收回。

江西铜业公司下属的银山铅锌矿每年可产尾矿50万t左右，尾矿中绢云母含量仅次于石英，它在铅锌尾矿、铜硫尾矿、尾矿库尾矿中的含量分别为33%、34%和29%，绢云母储量达360万t。选厂采用浮选法从铅锌尾矿和铜硫尾矿中回收绢云母，原则流程见图1，选别结果为铜硫尾矿的绢云母回收率为63.79%。       精矿Ⅰ和精矿Ⅱ的绢云母品位分别为96.70%和64.50%；铅锌尾矿中的绢云母回收率为58.12，精矿Ⅰ和精矿Ⅱ的绢云母品位分别为96.2%和62.5%。   图1  回收绢云母原则流程

1 概况 　　德兴铜矿地处江西省上饶德兴市境内，位于怀玉山脉孔雀山下，拥有“中国铜都”称号。该矿是世界第二、亚洲最大、中国第一的露天铜矿。德兴铜矿拥有丰富的铜资源，铜金属储量居全国第一位，矿藏特点是储量大而集中、埋藏浅、剥采比小、矿石可选性好、综合利用元素多。德兴铜矿现有铜厂、富家坞两个采场、大山选矿厂、泗洲选矿厂以及精尾综合厂、动力厂等29个子单位，职工16000余人。 　　德兴铜矿1958年建矿，1965年7月投产，生产能力为2500吨/天，经过多年的改扩建，至1994年已形成10万吨/天的生产规模，是我国第一大铜矿，也是世界大型斑岩铜矿之一。日前，德兴铜矿正在进行13万吨扩产项目，在扩产中将采用国内最先进的电铲、自磨机、浮选机、皮带运输机等设备。 　　大山选矿厂是德兴铜矿三期工程兴建的现代化大型选矿厂，设计日处理矿石6万吨。按照“一次设计、一次开建、分期投产”的建设方式，1987年10月开工建设，1991年第一个3万吨/天系统(以下简称“前三万”)建成投产，1994年又建成另一个3万吨/天系统(以下简称“后三万”)并投产，经过对外引进设备的消化吸收和大量的技术改造，于2002年实现6万吨/天的生产能力。2008年，大山选矿厂启动了3万吨/天扩建项目，预计选厂规模将增至9.2万吨/天，从而达到世界一流选矿厂水平。 　　2 矿石性质 　　大山选矿厂所属德兴铜矿是大型斑岩铜矿，矿床中除铜矿物外，还伴生硫、 钼、金、银等20多种有益元素。矿石类型以细脉一浸染状为主，主要有用矿物为黄铁矿、黄铜矿和辉钼矿。在原生矿石的铜矿物中黄铜矿约占90%，其次为砷黝铜矿、黝铜矿、辉铜矿。脉石矿物有石英、方解石和绢云母等。硫铁矿在矿石中分布最广，平均含量为21%，多呈浸染和脉状产出，主要呈不规则状嵌布于铜及脉石矿物中，自形、半自形结构也较常见，也有呈细粒稠密浸染分布于脉石矿物中。黄铁矿与黄铜矿关系密切，与其共生，黄铁矿常为压碎结构，而黄铜矿也常充填于黄铁矿碎屑的间隙中，构成复杂的嵌布关系。德兴铜矿现有铜厂和富家坞两个采区，铜厂以硫化矿为主，富家坞的矿石氧化率为15%左右，但生产原矿以硫化矿为主。 　　3 生产技术进步 　　2000年，为提高铜精矿品位，北京矿冶研究总院根据德兴铜矿矿石性质和大山选矿厂浮选工艺现状，提出优先一混合分步浮选工艺方案:粗选段先用少量高选择性的铜矿物捕收剂，优先浮出单体铜矿物及富铜连生体，再用强捕收剂回收贫连生体、大部分硫及其他有用矿物。一步粗精矿直接进入精选，二步粗精矿再磨后进行铜硫分离，工艺流程如图25-5-1所示。经过充分的试验研究，2001年底投入生产应用，获得了较好的效果，见表25-5-1。　　图25-5-1 大山选矿厂优先一混合浮选流程 　　表25-5-1 原生产工艺和新工艺生产指标对比　　①金、银单位为g/t。 　　采用优先一混合浮选工艺后，虽然铜精矿品位从24%提高到25% ，但二步精选作业受给矿品位低、嵌布粒度细、 浮选时间短等因素的影响，二步铜精矿品位偏低(21%左右) ，2004年通过再磨旋流器换型改造和调整二段流程结构，促进了二步铜精矿品位的稳定和提高(见表25-5-2) 。改造方案为:二步精选作业入选物料由一步精选尾矿和粗二精矿两部分组成，根据两种物料性质的差异，对二段流程结构进行调整，实施粗二精矿预先分级产品分别处理方案，即预先溢流与一步精选尾矿在低碱度环境中浮选，经一次粗选、两次扫选，抛弃大量脉石，精矿与预先沉砂再磨后进行铜硫分离。改造后二步精选流程如图25-5-2所示。　　图25-5-2 大山选矿厂改进后的二段工艺流程 　　表25-5-2 流程结构调整前后生产指标对比 (%)　 　　2002年，大山选矿厂从加拿大 CPT 公司引进了1台φ2.4mx10m浮选柱开展浮选柱应用研究。2008年，大山选矿厂完成浮选柱推广应用技术改造。浮选柱推广应用前后选矿指标对比见表25-5-3 。 　　表25-5-3 浮选柱推广应用前后选矿指标对比 (%)　　4 生产工艺及流程 　　A 破碎筛分 　　破碎筛分采用三段一闭路的流程。原矿经粗碎后进行一次筛分，筛上部分进入中碎后二次筛分，两次筛分的筛下部分直接进入球磨机，二次筛分的筛上部分进入细碎闭路流程。 　　中碎采用振动放矿机。中碎圆锥破碎机选用 Sveda1a的H8000型标准圆锥破碎机，电机功率600kW。设备考核指标为通过能力800t/h。排矿的粒度为-12.7mm大于45% ，设备完好率为90%。细石年机选用Svedala的 H8000型短头圆锥破碎机，电动机功率为600kW，设备考核指标为通过能.力600t/h，排矿粒度-12.7mm大于71%，设备完好率为90%。双层振动筛选用 Svedala的 Multi-Flo双层振动筛，筛孔尺寸上层40mm，下层12mm，筛子尺寸6000mmx2400mm，电机功率30kW，生产率大于450t/h，筛分效率为85% 。碎矿系统现已达到6万吨/天的规模。 　　B 磨浮流程 　　磨浮段采用优先-混合分步浮选工艺方案: 粗选段先用少量高选择性的铜矿物捕收剂，优先浮出单体铜矿物及富铜连生体，再用强捕收剂回收贫连生体、大部分硫及其他有用矿物。粗一精矿直接进入精选;粗二精矿预先分级溢流与精选一尾矿在低碱度环境中浮选，经一次粗选、两次扫选，抛弃大量脉石，精矿与预先分级沉砂再磨后进行铜硫分离。 　　磨浮流程结构特点: 　　(1)粗二精矿预先分级产品分别处理。粗二精矿矿物组成以黄铜矿、黄铁矿为主，具有硫高铜低的特点，铜品位为1%、硫品位为15%~25%，浓度(质量分数)为29%，粒级组成+0. 074mm含20%、-0. 038mm含60% 。 　　(2) 粗二精矿预先分级特点如下: 　　1 ) 粗二精矿预先分级相对于闭路磨矿而言，给矿粒度明显较细，因而能获得较好的溢流细度，溢流中-0.038mm 粒级含量可达到85% ~90%，能满足工艺需要。 　　2)分级过程中金、银、钼、铜及脉石在溢流中富集，黄铁矿在沉砂中富集，形成两部分不同性质的矿浆流。 　　3)粗二精矿经预先分级，溢流浓度(质量分数)为20%，沉砂浓度(质量分数)为70%-75%，大部分药剂进入溢流，沉砂中药剂残留量较少，有利于后续作业中石灰抑制黄铁矿。 　　(3 ) 对预先分级两种不同性质的产品分别处理，可提高再磨和分选过程的选择性和分选效率，有利于黄铁矿在后三万二段尾矿的富集。 　　(4) 一步精选尾矿不经再磨直接进入前三万二段粗扫选作业。一步精选尾矿脉石含量高(90%±)、粒度较细、细粒级铜矿物单体解离较为充分，适合在低碱度环境浮选。一步精选尾矿与粗二精矿预先分级溢流(pH值为7. 5)合并进人前三万二段粗扫选作业，可达到调浆效果。一方面入选矿浆的pH值调整为10.5，另一方面预先分级溢流中黄药、起泡剂富余较多，强化了一步精选尾矿中有用矿物的回收。因而，前三万二段粗扫选作业可实现低碱度浮选，不需另加药剂。 　　(5) 2004 年9月引进 G-max旋流器替代 KROBS标准旋流器，分级溢流中-0.043mm粒级含量由70%提高至85%-90%，将再磨石灰添加点由泵池改为筒体以加速黄铁矿抑制，有利于铜硫分离。 　　C 产品脱水 　　德兴铜矿的两个选矿厂 (大山和泗洲)生产出的精矿都送至精尾综合厂进行集中处理。精尾综合厂有2台陶瓷过滤机和33台压滤机，能够有效地对两个选矿厂的精矿产品进行脱水处理。 　　D 尾矿处理 　　尾矿送至精尾综合厂处理后运至尾矿库。共有4个尾矿库，其中1号尾矿库已经实现完全复垦。 　　E 过程检测与自动控制 　　大山选矿厂进行白动化系统改造，采用了 DCS+PLC自动化系统。DCS主要是模拟量过程自动控制与监测，选用了美国罗斯蒙特公司的 Delta-V系统。而PLC则对单体设备或机组的离散量/开关量进行控制，选用了美国 A-B公司SLC-500/04PLC。8台球磨机及其附属的润滑油站共设置8套PLC，每套PLC装置分别监控1台球磨机及附属设施的运行，如设备的启/停、越限报警、联锁、操作点的选择、阀门开关极限位置、压力、温度报警等。PLC负责向DCS传送如下信息: (1)阀门开、关位置; (2)电机、阀门操作点的选择; (3)越限或事故报警;(4)设备间的各种联锁接点。PLC同时接受DCS的启/停、联锁、选择等指令。 　　F 工艺流程图 　　原设计采用混合一分离浮选工艺流程:一段粗磨、混合浮选、粗精矿再磨、铜硫分离、铜尾矿选硫，金、银、钼富集到铜精矿中，工艺流程如图25-5-3所示。经过数次技术革新及流程改造，现在的工艺流程如图25-5-4所示。　　　　 图25-5-3 大山选矿厂原设计工艺流程 　　G 综合利用与环保 　　德兴铜矿生产用水实现了内部循环，冲洗水、二段尾矿溢流水和设备冷却水都进入循环水泵房后作为球磨机的补加水。回水通过尾矿明渠至4号尾矿库，通过浮船泵站送回选矿厂作为冲洗水、前加水和消泡水。 　　在防尘方面，主要通过喷雾防尘、密封防尘、风机收尘和电子监控对粉尘污染进行控制 。 　　德兴铜矿在资源综合利用上做了很多工作。首先是在选矿过程中回收钼;另外还开展湿法提铜工艺生产阴极铜，每年消耗100余万立方米的酸性水，从源头控制了大坞河污染;2007年与加拿大百泰公司合资建立江铜百泰环保科技有限公司，兴建了硫化铜厂回收低浓度含铜酸性废水中的铜，铜金属产量超过500t/a，工业产値超过2000万元/年，有效地实现了发展循环经济与环境保护的双赢。

宜春选矿厂坐落江西省境内，是一个选别钽铌锂多种稀有金属矿藏的选矿厂，锂云母选矿车间是该厂的一部分。该厂处理的原矿含有大约20%锂云母，其他有用矿藏为富锰钽铌铁矿、钽锡矿、细晶石，首要脉石矿藏为钠长石、石英和少数黄玉等矿藏。宜春选矿厂规划规划为1500吨/日，原矿经破碎、磨矿后入重选产出钽铌粗精矿，经精选获产品精矿。        重选尾矿给入锂云母车间，该厂锂云母出产流程特别简略，往重选尾矿矿浆中参加混合胺直接浮选锂云母，泡沫产品即为锂云母精矿。该厂出产的锂云母精矿档次为4%～4.7%Li2O，回收率约80%～85%，一起从锂云母精矿中回收了和，出产流程如图1所示。现在该车间正在扩建和改造。图1 宜春锂云母车间浮选流程

1号电解铅 :Pb含量不小于99.994% ； 2号铅: Pb含量不小于99.99%； 粗铅:  硫化铅矿氧化脱硫-去渣-粗铅.粗铅Pb纯度在96%-98%； 还原铅：以废铅做原料，重新回炉冶炼而得，PB含量通常在96%~98%左右，也可做为生产电解铅的原料。   再生铅：蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例，因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。 再生铅主要用火法生产。例如,处理废蓄电池时,通常配以8～15%的碎焦，5～10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂，在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。 铅精矿：矿石经过经济合理的选矿流程选别后，其主要有用组分富集，成为精矿，它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比（如铜、铜、锌等）表示，有的以重量比（如金矿以克／吨）表示。它是反映精矿质量的指标，也是制定选矿工艺流程的一项参数。

一、粗铅浇铸设备     粗铅浇铸设备目前有三种：     （一）铸锭车  一般在铸锭车上放置两个大锭模交替使用，用卷扬机牵引，冷却后用起重设备起吊脱模。     （二）圆盘铸锭机  在铸锭机上可设8～10个大锭模，顺次浇铸，冷却和脱模，其效率较高，运行也可靠。     （三）直线型铸锭机  该机用于浇铸小块铅锭（每块重45～50kg），该机效率高，运行可靠，且易配置。    二、排渣设施     炼铅、炼锌鼓风炉产出的炉渣，其主要成分为SiO2、FeO、CaO、Al2O3和ZnO；炼铅鼓风炉炉渣熔化温度为1000～1100℃，炼锌鼓风炉炉渣熔化温度为1200～1300℃；密度为3.3～3.6g/cm3；炼铅鼓风炉产出的炉渣量为粗铅量的0.8～1.5倍，炼锌鼓风炉产出的炉渣量为粗铅量的2～2.5倍。     1、炉渣用烟化炉吹炼  从鼓风炉放出来的炉渣，我国大中型厂用电热前床进行渣铅分离或进行保温。当烟化炉加料时，才将炉渣从电热前床中放出来注入渣包中，再用双钩桥式起重机将盛有熔渣的渣包吊运至烟化炉前并将熔渣倾入烟化炉。国外则多用大渣包盛放渣铅分离后的炉渣，烟化炉加料时，将大渣包中的炉渣倾入烟化炉。     烟化炉检修时，炉渣通常进行水碎，鼓风炉水碎渣通常作为烟化炉冷料，也可作烧结配料时用的返渣。     2、炉渣不用烟化炉吹炼  从沉淀锅流出来的炉渣直接进行水碎，水碎渣推存或用回转窑挥发以回收渣中的锌、铅、锗等有价金属；若回收不经济时，可予以丢弃。     （一） 炉渣水碎     1、炉渣水碎时的用水量一般按经验确定，通常炉渣与水的重量比为1∶6～10，冲渣水可以循环使用，即碎渣后的水由水碎渣池流入沉淀池，澄清和稍微冷却后流入中间水池，经循环水泵升压后再行冲渣；进入循环水泵时的水温应低于80℃。炉渣水碎的耗水量一般为1～1.5t/t。     铅鼓风炉水碎时水的压力为0.1～0.2MPa；炼锌鼓风炉渣水碎时水的压力为0.5MPa；水压越高，水碎渣的粒度越细；炉渣的熔化温度越高，要求水压越高。     2、水碎渣的粒度     水碎渣的粒度组成实例见表1。     水碎渣的堆积密度为1.7～2.0t/m3。表1 水碎渣粒度组成实例，%炉渣种类粒度，mm＞22～0.50.5～0.250.25～0.10.01～0.05＜0.05铅鼓风炉42.053.02.81.70.40.1锌鼓风炉10.044.025.08.02.90.1    3、炉渣水碎时对水的要求     炉渣水碎循环水中除含有炉渣固体物外，尚含有金属离子，化合物及其他杂质。株冶铅鼓风炉炉渣水碎循环水的水质分析如下（mg/L）：        Cl       Fe      Cu      Pb      Zn      Bi      Ph      17.0     16.0     1.1     10.6     1.9     无     7.0     表2为铅锌冶炼炉渣用蒸馏水浸泡后的水质分析资料。 表2  铅、锌冶炼炉渣蒸馏水浸泡后的水质分析，mg/L成分炼铅鼓风炉 水碎渣炼锌鼓风炉水碎渣烟化炉水碎渣烟化炉水碎渣锌挥发窑窑渣竖罐炼锌罐渣Hg0.0010.00080.0018Cd0.00350.0010.0050.017As0.120.360.0570.0120.025Pb0.640.550.020.3～0.360.17Zn4.297.530.200.23Cu0.010.250.200.037F0.510.2151.700.007～0.01912.70    （二）水碎溜槽和水喷嘴     水碎溜槽不长时可用一段，太长时可分成数段，各段藉凸缘连接起来。炉渣水碎溜槽的深度一般为200～300mm，宽度为250～400mm。溜槽断面呈U形，其两侧壁厚20mm，底厚30mm，材质一般为HT28－48。溜槽安装角度不宜小于7°。     水喷嘴一般采用鱼尾状，喷嘴的水流方向与溜槽夹角为30°，使渣能与水充分接触，粒化效果最佳。     图1为鱼尾状喷嘴示意图     图2为喷嘴、渣流和溜槽的相对位置图1  鱼尾状喷嘴示意图图2  喷嘴、渣流和溜槽的相对位置示意图    （三）水碎渣池     水碎渣池容积大小与炉渣量和采用的捞渣设备有关。大中型厂采用扒渣机捞渣时，水碎渣池为长方形，长10～15m，宽3～4m，深2.5～3m；目前大中型多采用抓斗桥式起重机捞渣，其水碎渣池布置示意图见图3。图3  水碎渣池布置示意图    中小型厂多采用斗式提升机，水碎渣池容积较小，长2.5m，宽1.5m，深0.5～1.0m。     （四）捞渣设备     捞渣设备除与渣量多寡有关外，还与运渣设备有关，如小型厂用手推矿车或汽车运渣，宜用斗士提升机捞渣；大中型厂用汽车运渣，即可用抓斗桥式起重机，也可用扒渣机；但若用火车运渣，则应选用抓斗桥式起重机。     常用捞渣设备的适应性及其特点比较列于表3。 表3  常用捞渣设备的适应性及其特点比较设备名称（适用范围）设备特点抓斗桥式起重机（大中型厂）（1）生产效率高，装卸方便 （2）可将渣直接装入火车或汽车 （3）投资较大斗式提升机（中小型厂）（1）可用于垂直或倾斜方向运输 （2）设备简单，占地面积小 （3）需设中间渣仓，仓下环境不佳 （4）机电设备易被锈蚀，链条和料斗磨损严重，维修量大。扒渣机（大中型厂）（1）设备结构简单 （2）耗电量高，占地面积较大 （3）需设中间渣仓，仓下环境不佳 （4）钢丝绳、扒斗、滑道衬板磨损严重 （5）渣池清理困难且频繁     1、抓斗桥式起重机     抓斗桥式起重机捞渣方式通常是将水碎渣从水碎渣池中抓起来，在空中停留片刻，沥出大量的水后直接装入自卸汽车或火车车厢中运往渣场或烧结系统的精矿仓。也可将水碎渣抓出后先放置在水碎渣池旁边的地坪上将水沥干，再抓入运载车辆中，这样可降低水碎渣含水量，从而减少运输时的漏洒水量，减轻对运渣道路的污染。     水碎渣池和装载场地通常采用露天布置，因此抓斗桥式起重机应选用露天作业型，在南方多雨地区，尚需在桥式起重机上交雨棚，或可驶入有屋檐的避雨场所。     2、斗式提升机     用斗式提升机捞渣时，水碎渣从水碎渣池中被捞出并提升至贮渣中间仓。炼铅（锌）炉渣磨损性高，宜选用带斗式斗式提升机，对于硅酸盐含量高的炉渣可选用链斗式。提升铅鼓风炉水碎渣的斗式提升机性能实例如下：     斗容积   提升容积  生产能力  电动机功率  运行速度     4.4L      9.0M      4～8t/h    5.5Kw      0.7m/s    图4为斗式提升机提升水碎渣示意图。图4  斗式提升机提升水碎渣示意图 1－渣仓   2－斗式提升机   3－水碎渣池   4－渣溜槽    3、扒渣机     扒渣机的卷扬系统，多数工厂已实现自动控制。     扒渣机扒斗容积按下式计算：            式中  V－扒斗容积，m3；           Q－扒渣机的生产能率，t/h；          γ－水碎渣的堆积密度，t/m3；          φ－扒斗的充满系数，一般取0.6～0.9；          v1－重扒斗运行速度，m/s，一般取0.9～1.2；          v2－空扒斗运行速度，m/s，一般取1.4～1.7；          tn－扒斗扒料和卸料时间和，s，此值根据实际情况确定；          L－扒斗运行距离，m     表4为扒渣机技术性能实例。 表4  扒渣机技术性能实例性能甲厂乙厂扒斗有效容积，m30.280.6扒渣机生产能率，t/h21～2840滑道倾角23°30°滑道衬板规格，mm1920×1000×601850×820滑道衬板块数2519滑道衬板材料HT15－32HT12—28电动机功率，kW2230设备总重，t5236占地面积，㎡6555    图5为扒渣机布置示意图。            图5  扒渣机布置示意图 1－渣池；2－扒斗；3－渣仓；4－导向轮；5－双筒卷扬机； 6－滑道；7－尾部滑轮

今日，从江西省商务厅获悉，该省将对投资总额3000万美元以下的鼓励类、允许类项目设立与审批权限进一步下放至利用外资重点县（市、区）和开发(工业园)区，以进一步提高外商投资便利化，营造精简高效的服务环境。　　根据省商务厅下发的《关于做好外商投资项目审批权下放有关申报工作的通知》，此次外商投资项目审批权下放范围为各设区市所辖县(市、区)及开发(工业园)区，下放所符合的条件为具有当地政府赋予的招商引资的职能，具备相应软、硬件设施，审批工作人员的县(市、区)、开发区（工业园）商务主管部门。下放审批权限主要是投资总额3000万美元以下的鼓励类、允许类项目设立、变更审批及颁发批准证书。　　下放方式由符合条件的县（市、区）、开发（工业园）区商务主管部门向所属设区市商务主管部门提出申请，由设区市商务主管部门初审同意后，汇总上报省商务厅，经审核同意并对相关条件验收后，报请省政府下放审批权限。省商务厅表示，各地提出审批权限申请截止时间2012年3月25日。

近来,由江西理工大学科研人员研制的一种铁粉表面包镀镍办法取得国家专利。       据介绍,这是一种采用水热氢复原技能在铁粉表面上包镀一层金属镍或纳米镍粉的办法,归于有色金属冶金和粉末冶金材料技能领域。本发明生产工艺办法简略,易于操作,包镀镍层可控。       这种新办法是将硫酸镍或硫酸镍水溶液、、硫酸铵按必定份额参加水中,配成混合溶液,参加少数蒽醌、添加剂,再将需要被镍包镀的铁粉参加到混合溶液中,然后将含有铁粉的混合溶液转入高压釜内,密封高压釜。在高压釜内经高温高压水溶液氢复原处理,溶液中的镍离子复原沉积在铁粉表面,构成细密的金属镍层或纳米镍粉包镀层。包镀反响完成后,将高压釜内的物料冷却,排出表面包镀了金属镍的铁粉和水溶液,经过滤、枯燥,取得表面被金属镍包镀的铁粉产品。

1号电解铅 :Pb含量不小于99.994% ；2号铅: Pb含量不小于99.99%；粗铅: 硫化铅矿氧化脱硫-去渣-粗铅.粗铅Pb纯度在96%-98%；还原铅：以废铅做原料，重新回炉冶炼而得，PB含量通常在96%~98%左右，也可做为生产电解铅的原料。 再生铅：蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例，因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。 再生铅主要用火法生产。例如,处理废蓄电池时,通常配以8～15%的碎焦，5～10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂，在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。铅精矿：矿石经过经济合理的选矿流程选别后，其主要有用组分富集，成为精矿，它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比（如铜、铜、锌等）表示，有的以重量比（如金矿以克／吨）表示。它是反映精矿质量的指标，也是制定选矿工艺流程的一项参数。

锡精矿价格是锡用户会关心的话题，因为其价格会关系到锡价格的发展。2010年4月6—9日锡评：国内锡价闻风而动 锡精矿价格下滑较快分析评论：伦锡盘中调整，小幅上涨，建议多关注宏观经济恢复情况，贸易商看好后市锡价，其他品牌锡价有所上调，杂牌锡售价逐步抬高。CNMn。下游购买意愿被压制，成交一直比较平淡。CNMn。锡精矿价位一直走低，60%的锡精矿从2个月前的124000元/吨直降只120000元/吨左右。日    期：  2010-02-26 17:19:35 类    别：  基本金属----锡 范    围：  国内 买 /  卖：  卖 品    名：  锡精矿 规    格：  锡精矿品位为60%以上 数    量：  100吨 价    格：  113000元/吨不带票 产    地：  江西 包    装：  散装 装 运 地：  江西 装 运 期：  一星期 交货方式：  现货 付款方式：  电议 单据要求：  不带税票 商    检：  / 询盘效期：  一星期 锡精矿是锡矿的约定俗成的叫法。锡精矿中常含有以下有价金属：锡、铅、砷、锌、铜、铟、银、镉、铋。有的锡精矿还含有钽、铌、钨等金属。锡冶炼过程有价金属的回收：在焊锡电解精炼过程，铅成为氯化铅沉淀，与不溶的锑、砷、铋、铜、银一并留在阳极泥中，铁、铟溶于电解液中。熔铸阴极锡时，夹带的电解液也随之蒸发浓缩漂浮在锡液上面，称为“油头”。“油头”含铟和锡，可用溶剂萃取法回收。阳极泥用氯化蒸馏法处理，产出的二氯化锡气体冷凝后，返回作电解液；留在氯化锅中的粗铅，经电解精炼得电铅，并可从铅阳极泥中回收锡、铋、银等。 反射炉烟尘返回，进行二次还原熔炼，使锡、铅还原成金属，锌、铟、镉、锗富集在二次烟尘，再从中回收。熔析渣经焙烧后返回熔炼，焙烧所得烟尘用蒸馏法提取白砷。脱铜渣经浮选，得铜精矿和细粒锡产品。铜精矿经氧化焙烧、硫酸浸出、浓缩结晶产出结晶硫酸铜。中国有些锡矿从炼锡炉渣中回收钽、铌、钨。如果你想了解更多锡精矿价格的信息，你可以在上海有色网中锡专区寻找。你会发现相关锡的其他一些相关有趣的知识。

元素符号Pb，灰白色金属,在元素周期表中属ⅣA族，原子序数82，原子量207.2，面心立方晶体,常见化合价为+2、+4。   　　铅是人类较早提炼出来的金属之一，炼铅术和炼铜术大致始于同一历史时期。埃及前王朝时期（早于公元前3000年）即有用铅制作的小的人像，美索不达米亚于乌拉克三期（Uruk Ⅲ,公元前3000年）已用铅制作小容器或锤成薄片，在乌尔(Ur)遗址曾发现残缺的铅质水管。可是，直到公元前15世纪之后，铅才较常见于巴勒斯坦一带。   　　我国古代“铅”写作“”。商代（公元前16～前11世纪）中期在青铜器铸造中已用铅，西周（公元前11世纪～前771年）的铅戈含铅达99.75%。在古代,铅往往被参加铜中成为合金化金属，还用来制作铅白[2PbCO3·Pb(OH)2]、铅丹(Pb3O4)。　　北美于1621年开端采炼铅矿。欧洲于17世纪开端有大规模出产铅的记载。1800年欧洲产铅约两万吨，其间一半产于英国。   　　资源 铅的矿藏有原生硫化矿和次生氧化矿两种。硫化矿的首要矿藏为方铅矿（PbS），常和闪锌矿(ZnS)、辉银矿(Ag2S)、黄铁矿(FeS2)等共生。氧化矿首要有白铅矿(PbCO3)和硫酸铅矿(PbSO4)。方铅矿是出产铅的首要矿藏。   　　国际铅矿资源较丰厚的国家有美国、加拿大、苏联、澳大利亚和墨西哥等。我国铅矿资源也较多，散布于湖南、广西、广东、江西、江苏、云南、青海、甘肃、陕西等省区，闻名的矿山有水口山、凡口、桃林等。    性质和用处 铅是最软的重金属，也是比严重的金属之一，展性杰出，易与其他金属制成合金。    铅在空气中表面氧化，生成氧化铅膜。在湿润并含有二氧化碳的空气中，则生成碱式碳酸铅。这些生成物都能阻挠铅持续氧化。铅是金属,可构成铅酸盐。铅能和HCl或H2SO4作用,构成几乎不溶的PbCl2或PbSO4,然后避免铅持续被腐蚀。   　　铅广泛用于制作铅合金。铅合金很多用于制作蓄电池极板,铅管和铅板用作防腐材料。铅对X射线和γ射线有杰出的吸收性,广泛用作X光机和原子能设备的防护材料。汽油内参加[Pb(C2H5)4]可进步其辛烷值。用作颜料的铅化合物有铅白[2PbCO3·Pb(OH)2]、 铅丹(Pb3O4)、铅黄(PbCrO4)、密陀僧 (PbO)等。盐基性硫酸铅、磷酸铅和硬脂酸铅用作聚氯乙烯的稳定剂。   　　美国1979年用铅量份额为：蓄电池61％，汽油添加剂12％，颜料6％，弹药4％,建筑材料3％,电气2％，其他12％。　　因为铅毒和经济等原因，某些领域中的铅，现已或即将为其他材料所替代。铅的价格有下降的趋势。1979、1980、1981年伦敦商场铅的平均报价别离为54.5、41.2、33.3美分/磅。   　　70年代末国际铅产值的80%以上用传统的烧结-鼓风炉流程出产,约10％用铅锌鼓风炉流程(I.S.P)出产，其他出产办法有波利顿(Boliden)电炉、改进膛式炉(BBU)和短窑等。   　　炼铅的质料首要是硫化铅矿，采出的矿石档次一般低于3％,须经选矿得到铅精矿再行冶炼。铅精矿一般成分为：铅40～75％，锌1～10％，硫16～20％,还常含有银、铜、铋、砷、锑等伴生或共生金属。   　　硫化铅精矿炼铅 首要包含烧结赔烧、鼓风炉熔炼等进程     烧结焙烧 使精矿中的PbS氧化为PbO，并烧结成块。烧结块含铅40～50％,含硫低于2％。一部分二氧化硫浓度高的焙烧烟气可用于出产硫酸。   　　复原熔炼 将破碎成100毫米左右的烧结块配以10%左右的焦炭装入鼓风炉，从炉的下部鼓入空气或预热空气（250～450℃）或富氧空气，使焦炭焚烧，坚持风口区的温度在1300℃左右，含有CO的高温烟气在炉内向上运动，在此进程中，使炉猜中的氧化铅复原成铅，氧化铁等构成炉渣。液体铅和炉渣流入炉缸，进行别离。铅液在向下活动进程中捕集金、银、铜、铋等金属。所得含铅约98％的粗铅，送往精粹。炉渣含锌高时，经烟化炉处理收回锌、铅。   　　粗铅精粹 分火法精粹和电解精粹。火法精粹的基建投资省，出产费用低，为国际许多炼铅厂选用；电解精粹除铋作用好，粗铅含铋高时，宜选用电解精粹。   　　火法精粹 包含：熔析精粹和加硫除铜。熔析是运用铜在铅中的溶解度随温度的下降而减小的特性，降温除掉部分铜，加硫是使铜生成Cu2S进一步除掉。经过这两段作业，铅中含铜可降至0.001～0.002％。②碱性精粹除砷、锡、锑。除铜后的铅液不断流经熔融的和氯化钠，一起参加硝石 (NaNO3)作氧化剂，使砷、锡、锑别离氧化生成钠(Na3AsO4)、锡酸钠(Na2SnO3)和锑酸钠(Na3SbO4),溶于和氯化钠的混合熔体中而与铅别离。③加锌除银。加锌于含银的铅液，生成浮于铅液表面的“银锌壳”。银锌壳一般比粗铅含银高20倍，是提取银的质料。铅液中残存的锌(0.6～0.7%),可用碱性精粹法或氯化精粹法除掉。真空蒸馏除锌法也已被一些工厂选用。④加钙、镁除铋。在必定温度下铋与钙可生成Bi2Ca3和Bi3Ca,铋与镁可生成Bi2Mg3，此法可使铅中的铋降至0.01～0.02％。   　　火法精粹作业都可在铸铁制的精粹锅内进行。氧化法除锌也可运用反射炉。   　　电解精粹 粗铅中的铜、锡等杂质,对电解有害,电解前先用火法开始精粹，以除掉铜、锡。电解时阳极中须含有千分之几的锑，以便使阳极泥细密而不掉落，故在铸造阳极前须调整铅液中的含锑量。电解以火法开始精粹的粗铅为阳极,以电解精铅薄片为阴极,在铅和溶液中进行。电解液一般含Pb2+ 80～120克/升、H2SiF680～100克/升。电解液温度30～45℃，电流密度160～250安/米2，同极中心距75～110毫米,槽电压0.45～0.5伏，电流效率约92～98％,每吨阴极铅的电能耗费为120～160千瓦小时。   　　炼铅新工艺 因为 PbS熔点低而形成的焙烧脱硫困难,要求烧结机进料含硫坚持在5～7%,为此需配入3.5～4倍于质料量的返粉,这就不只下降了设备才能，一起也约束了烟气二氧化硫浓度的进步，为二氧化硫的收回带来困难，并且返粉的制备须经烧结块冷却、多段破碎、运送、配料等进程，然后加重了铅尘和烟气对环境的污染。为此,60年代以来,许多国家先后研讨了多种直接处理铅精矿产出粗铅的新办法,以替代传统的烧结机-鼓风炉流程。基夫塞特法(KIVCET)──氧气闪速熔炼、电炉贫化炉渣，正在建造出产厂。氧化顶吹旋转转炉(TBRC)炼铅办法，已为瑞典的炼铅厂所选用。氧气底吹炼铅法(QSL)正在进行工业实验，奥托昆普(Outokumpu)闪速熔炼炼铅法──氧气闪速熔炼、电炉插以复原喷贫化炉渣，已完结中间实验工厂。此外，用氯盐浸出铅精矿的湿法炼铅的研讨也取得了一些发展。   　　再生铅 蓄电池用铅量在铅的消费中占很大份额，因而废旧蓄电池是再生铅的首要质料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。   　　再生铅首要用火法出产。例如,处理废蓄电池时,一般配以8～15%的碎焦，5～10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂，在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。   　　铅毒 铅的蒸气和粉尘简单经过呼吸道和食道进入人体，铅和氧化铅溶于血液引起中毒，常有贫血、腹痛、痉挛、眼和受损害等症状。铅出产进程中应留意环境保护，加强烟气净化除尘，发现出产人员体内含铅量高时，应医治排铅。

一、前语 江西修水铜铅锌含量低，为鸿沟档次下限，矿石中矿藏品种繁复，铜铅有用矿藏粒度微细，嵌布联系杂乱，属难选铜铅锌多金属矿。为了归纳使用和合理有用收回矿产资源，进步矿山经济效益，挑选合适的选矿工艺，使铜铅锌都得到开发使用，已是该矿山的燃眉之急。 二、矿石性质 矿石矿藏比较杂乱，查明矿藏达25种之多，金属矿藏有铁闪锌矿、闪锌矿、黄铜矿、方铅矿、磁黄铁矿、黄铁矿、毒砂、磁铁矿、辉铜矿、兰辉铜矿、铜兰、斑铜矿、褐铁矿、赤铁矿、白钨矿等。脉石矿藏有石英、绿泥石、伊利石、方解石、萤石、石榴石、绿帘石、白云石、锆石、白云母等。首要化学元素分析成果 (%)为：Cu 0.26、Pb 0.37、Zn 10.87、S 30.48、Fe 37.80、SiO2 10.06、Ca03.10、AI2O3 18，Ag 74.08g/t。铜矿藏以黄铜矿方式存在，黄铜矿在铁闪锌矿中常呈星散状的微粒固溶体的浮浊状产出，微粒黄铜矿一般难以与铁闪锌矿呈单体解离/铅矿藏以方铅矿方式存在。锌矿藏以铁闪锌矿及闪锌矿呈它形、半自形品粒状及集合体的斑驳状产出，与磁黄铁矿、黄铁矿严密共生。黄铜矿与方铅矿粒度遍及较细，一般为0.015～0/15ram，－0/074ram单体鼹离度别离只要57.89%、60.00%。铁闪锌矿为中细粒级，一般为0.07～0.58mm，－0.074ram时单体解离度达83%/。铁闪锌矿与方铅矿、黄铜矿、黄铁矿呈细脉状产出，适当部分铜铅矿藏呈微包裹体矿藏，彼此包裹彼此穿切，构成杂乱的共生联系，选矿难度大，有用矿藏在尾矿中丢失较高。 三、选矿实验 该矿铜铅档次低，浸染粒度细，多种有用矿藏细密共生。国内外选矿实践标明，处理这类矿石选别目标一般都不高/根据探究实验和大多数选厂的经历，选用无浮选混浮铜铅矿藏，按捺锌矿藏，然后铜铅别离/从混浮尾矿中收回锌矿藏。 （一）铜铅混浮实验 经过特效药剂及挑选最佳配方，取得较好分选作用。混浮选用丁基铵黑药与丁基黄药混用，其药效显着进步，对铜铅银有较强的捕收才能。矿浆pH值很灵敏，用石灰操控可有用按捺硫化铁矿，水玻璃按捺石英，硫酸锌与钠混用可加强对锌矿藏的按捺作用，起泡剂用新式松醇油12，起泡性强，泡沫安稳。 （二）铜铅别离实验 众所周知，铜铅别离是一个难题，特别是处理嵌布联系杂乱、低档次这类矿石更增加了困难。铜铅混精存在很多的过剩药剂，对别离发生不良影响，因而脱除矿藏表面药剂是必不可少的技能环节。经过多计划脱药比较，用活性炭解吸脱药，操作运用方便.且作用显着。实验标明，选用传统的浮铜抑铅办法，曾探究过重、重和水玻璃、重和三种组合药剂按捺铅矿藏，以独自运用重，较好地完成铜铅有用别离.能够得到合格的铜精矿。 （三）粗铅精矿脱杂实验 铜铅别离后，铅精矿档次只要4%左右。经查看铅精矿含有不少锌矿藏、铜矿藏、磁黄铁矿及脉石，为使铅精矿合格，将粗铅精矿加除掉剩余重铬酸盐后，加硫酸和氯化钠来话化方铅矿，再用硫酸锌和钠按捺锌矿藏，用混药浮铅，选别作用均欠安/只要根据粗铅精矿中的矿藏密度差异而选用重选摇床作业，可取得合格铅精矿产品。 （四）锌浮选实验 选铜铅后的尾矿选锌，关键是闪锌矿的活化和矿浆pH值。硫酸铜是锌矿藏的有用活化剂，按捺矿石中的黄铁矿选用石灰进行强按捺并调整矿浆pH值为9以上，其它药剂与选铜铅混浮相同/锌浮选选用一次粗选、两次精选、一次扫选可取得较好锌精矿目标。 （五）闭路流程实验 在铜铅部分混浮、精选别离和选锌最佳技能条件下进行归纳收回铜铅锌，并在铅精矿中收回银。实验闭路流程和实验目标别离见下图和下表。陌路流程实验及条件图 药剂用量单位为g/t；混药为丁铵黑药丁基黄药＝1﹕1 闭路流程实验成果表/%四、结语 对铜铅锌复合硫化矿进行浮－重选别离研讨选用铜铅混浮再别离和重选摇床提纯铅准则流程是成功的。该流程计划合适矿石特性，工艺简略，药剂来历广泛，流程短，目标安稳，满意环保要求，易于出产施行，终究取得铜铅锌三种合格精矿产品，并在铅精矿中归纳收回了银，为该类型多金属矿归纳收回使用拓荒了新途径。 作者单位 湖南信息工作技能学院（许运寿） 湖南矿产测验使用研讨（蔡有兴）

海绵铅是指：电解铅出产电解铅的出产为湿法,粗铅置入电解槽内,投加浓度约17%的稀硫酸,在固有相电复原设备电极条件下电解,电解出的产品为纯度极高的海绵铅。那它是怎样出产的呢？电解海绵铅的出产为湿法，粗铅置入电解槽内，投加浓度约17%的稀硫酸，在固有相电复原设备电极条件下电解，电解出的产品为纯度极高的海绵铅。电解进程发生电解泥S6，回用于粗铅熔炼进程。电解槽发生废气G4，主要成分为硫酸雾，经“碱液喷淋”处理后可合格排放。电解发生纯度极高的海绵铅入主动铸锭机铸造，铸造后即为电解铅，因海绵铅纯度极高，不再考虑废气和废渣的发生。粗铅、烧碱、等置入精炼炉内熔炼。烧碱、等投加物经过反响去除粗铅中的杂质，熔炼后的产品即为2号铅。熔炼进程发生下脚料铅渣S7，回用于粗铅熔炼进程。熔炼进程发生废气G5经“布袋除尘+活性炭”处理后可合格排放。粗铅、稀有金属元素锡、镍、锑等稀有金属置入精炼炉内熔炼。熔炼后的产品即为多元素铅。熔炼进程发生下脚料铅渣S8，回用于粗铅熔炼进程。熔炼进程发生废气G6经“布袋除尘+活性炭”处理后可合格排放。

电解铅有多种多样的方法。其中电解海绵铅的生产为湿法，粗铅置入电解槽内，投加浓度约17%的稀硫酸，在固有相电还原设备电极条件下电解，电解出的产品为纯度极高的海绵铅。电解过程产生电解泥S6，回用于粗铅熔炼过程。电解槽产生废气G4，主要成分为硫酸雾，经“碱液喷淋”处理后可达标排放。电解产生纯度极高的海绵铅入自动铸锭机铸造，铸造后即为电解铅，因海绵铅纯度极高，不再考虑废气和废渣的产生。粗铅、烧碱、硫磺等置入精炼炉内熔炼。烧碱、硫磺等投加物通过反应去除粗铅中的杂质，熔炼后的产品即为2号铅。熔炼过程产生下脚料铅渣S7，回用于粗铅熔炼过程。熔炼过程产生废气G5经“布袋除尘+活性炭”处理后可达标排放。粗铅、稀有金属元素锡、镍、锑等稀有金属置入精炼炉内熔炼。熔炼后的产品即为多元素铅。熔炼过程产生下脚料铅渣S8，回用于粗铅熔炼过程。熔炼过程产生废气G6经“布袋除尘+活性炭”处理后可达标排放。 可见电解铅的流程还是相当复杂的，当然我们在电解铅的同时也要注意对环境的保护，尽量避免我们的环境受到污染。

6月8日音讯：铅冶金是白银出产的最佳载体：一般铅对金银的捕集收回率都在95%以上，因而金银的收回是与铅的出产情况直接相关的。现在世界上约有80%的原生粗铅是选用传统的烧结一鼓风炉熔炼工艺办法出产的。传统法技能老练，较完善牢靠，其不足之处在于脱硫造块的烧结进程中，烧结烟气的SO2浓度较低，硫的收回使用尚有必定难度，鼓风炉熔炼需求较贵重的冶金焦炭。为了处理上述问题，冶金工作者进行了炼铅新工艺的研讨。八十年代以来，相继呈现了QSL法、闪速熔炼法、TBRC转炉顶吹法、基夫赛特汉和艾萨熔炼法等新的炼铅办法。其间，QSL法是德国鲁奇公司七十年代开发的直接炼铅新工艺，加拿大、韩国和我国尽管先后购买了此专利建厂，但出产作用不甚抱负；闪速熔炼法没有完成工业化出产；TBRC法是瑞典波里顿公司所创，但此法作业为间断性的，且炉衬腐蚀严峻；基夫赛特法由原苏联有色金属研讨院研讨成功，现已有多个供应商完成了工业化出产，是一种各项目标先进、技能老练牢靠的炼铅新工艺，但选用该法单位出资大，只要用于较大出产规模的工厂时，才干充分发挥其效益。      艾萨炼铅技能根据由上方刺进的赛罗浸没喷将氧气喷射入熔体。发作涡动熔池，让激烈的氧化反响或许复原反响敏捷发作。在榜首段，熔炼炉产出的高铅渣通过流槽送复原炉，氧化脱硫所产的烟气经除尘后送制酸体系。在第二段复原炉中，所产粗铅和弃渣从排放口接连放出，并在传统的前床中别离，所产烟气进行除尘处理后经烟囱排放。      艾萨法熔炼流程。该工艺流程先进，对质料习惯性广、出产规模可大可小，比较灵敏、目标先进、SO2烟气浓度高，可处理出产进程中烟气污染问题；一起冶炼进程得到强化，金银捕集率高，余热使用好，能耗低。它不只习惯308厂铅银冶炼的改建要求，并且可以对我国的银铅冶金出产和技能进步起到推进作用，故引荐引入艾萨法作为本项目粗铅冶炼出产工艺的榜首计划。      传统的鼓风烧结——鼓风炉法尽管在烟气制酸方面尚有必定困难，但近年来，我国株洲冶炼厂、沈阳冶炼厂、济源冶炼厂等大型铅厂的改扩建工程依然选用此法，是因为它具有建造快、投产、达产快的长处。      粗铅精粹工艺有火法和电解法两种。一般来说，电解法对银、金、铋和锑的别离作用好，铅、银等金属的收回率高，劳动条件好，机械化自动化程度高。电解法的缺陷是基建出资较火法高。选用火法需求处理很多中间产品，能耗较高，致使其出产成本较电解法高。鉴于本项目粗铅含银、铋等金属较多。      惯例办法处理铅阳极泥是选用火法——电解法流程取得金、银，渣进行复原熔炼，精粹得精铋等，流程简略、技能老练，工人易操作，但有价金属收回率不高，锑、铅呈氧化物形状蒸发进入烟尘，不光不便于归纳收回，并且形成第2次污染。

铅从原矿开端，经过采矿和选矿，得到含铅45%-70%的铅精矿，然后送入冶炼厂进行冶炼。 炼铅质料 炼铅质料大部分是硫化铅精矿，小部分是铅锌氧化矿，其间所含有价金属简直都可在冶炼进程中收回。我国硫化铅精矿中常含有以下有价金属：铅、锌、铜、砷、锑、铋、镉、、金、银、硒、碲、铟、锗、。在烧结进程，95%以上的进入烟气;70%的，30～40%的镉、硒、碲，以及一小部分砷、锑、铋等金属进入烟尘;其他留在烧结块和返粉中。在鼓风炉熔炼进程中，简直悉数的金、银和大部分铜、砷、锑、铋、锡、硒、碲进入粗铅，95%以上的锌、锗，50%以上的铟进入炉渣，80～90%的镉进入烟尘。在火法开端精粹进程，粗铅中的铜、锡、铟大部分进入浮渣，金、银、铋等金属留在铅中。在铅电解精粹进程，比铅更正电性的金属如金、银、铜、锑、铋、砷、硒、碲等不溶解而留在阳极泥，比铅更负电性的金属如铁、锌、镍、钴与铅一道溶解，进入电解液，但不在阴极分出。 从烧结机烟气中可收回，烟尘一般回来配料，经循环富集后收回镉和。处理鼓风炉烟尘可收回镉、锌、铟、等金属。 浮渣熔炼时产出粗铅、冰铜(包含砷冰铜)、炉渣和烟尘，可从冰铜和炉渣中收回铜、铅，从烟尘中收回铟和砷。处理含锡较高的粗铅时，高锡浮渣可经重选得到铅精矿和锡精矿，别离收回铅、锡。 我国低档次铅锌氧化矿在鼓风炉化矿进程中，一部分铅、锌、镉、锗蒸发进入烟尘，一部分进入粗铅，大部分留在熔渣。熔渣经烟化炉蒸发，铅、锌、镉、锗进入烟尘，再从烟尘中收回。 精粹 经过初级冶炼后得到的粗铅进一步精粹，有火法和湿法两种。现在世界上以火法为主，湿法炼铅尚处于实验研讨阶段。国外以火法为主，我国以电解精粹为主。电解法的特点是能更好地收回金、银、铋等有价金属，并得到纯电铅。火法精粹则较灵敏，可依据粗铅中杂质状况和商场的需求安排出产，出资也省。首要冶炼工艺介绍 基夫塞特(Kivcet)炼铅：1967年前苏联有色金属矿冶研讨院开端实验;1988年完结了工业化连续出产。该工艺是由原苏联的莫斯科有色研讨院和哈萨克斯坦一起研发完结的。意大利萨米公司购买了该项专利权并在威斯麦港(VesmePort)建设了一座8万吨/年粗铅厂。许可证和根本设计费高达1000万美元，出资巨大。基夫塞特法炼铅对物料的制备要求严厉，入炉炉料经配料后要求充沛枯燥至水份0.5%以下，粒度要求100目左右。终渣含铅3%以上，仍有低空污染问题，出产能耗高。 QSL炼铅：由德国鲁奇公司等研发的，已在我国、德国、韩国建厂，该工艺对质料制备要求相对较为宽松，物料水份、粒度组成不受严厉的约束。因为氧化与复原在同一个设备中完结，终渣含铅为5%-10%，氧耗高、电耗高。 富氧顶吹浸没熔炼法(ISA和Ausmelt炼铅)：是澳大利亚联邦科学工业研讨安排(简称CSIRO)在20世纪70年代初开端研讨开发的顶吹浸没喷技能衍生出来的熔炼办法，属熔池熔炼领域。20世纪70年代末澳大利亚MIM与CSiRO协作开发熔炼技能直接炼铅，并以艾萨炼铅法获得专利权。20世纪80年代初顶吹浸没喷技能发明人组建了Ausmelt公司并在喷和一些新的运用领域进行了开发，至此MIM和Ausmelt两家公司均获得了该项技能的转让权。该技能选用两台相同结构的竖式炉子别离进行氧化、复原熔炼。现在，ISA法氧化段出产已趋正常，氧化炉产出的SO2烟气可供制酸，但复原段出产稳定性较差。一起，该工艺氧替换频频，一般4-7天需替换一次，作业率低，换组织杂乱，且出资较大。 卡尔多转炉炼铅：由瑞典波立登公司开发的技能，是氧气冶金在顶吹转炉上的一种运用，也属熔池熔炼领域。 炼铅工艺分两段进行：富氧熔化并氧化，熔融物料复原熔炼，渣含铅可依据复原剂用量和复原时刻断定，渣含铅也在3%左右。但氧化和复原产出的烟气，二氧化硫含量有较大差异。氧化段烟气，二氧化硫浓度高达16%，复原段产出烟气二氧化硫浓度低于400PPm。为了酸厂的连续出产，氧化段烟气先经紧缩冷凝使50%的二氧化硫液化，剩下的烟气中的二氧化硫制酸。 ISA和Kaldo实践意义上都不是一步炼铅，只要Kivcet和QSL法属一步炼铅，前者要不是两个炉子别离氧化复原，要不分阶段进行。 鼓风炉法炼铅：该工艺铅冶炼出产能耗高，发生SO2浓度低，不能完结两转两吸制酸，污染较为严峻，劳动条件差。依据设备不同又分为烧结锅-鼓风炉、烧结机-鼓风炉和密闭鼓风炉ISP。烧结锅-鼓风炉国家已明确规定在2000年前有必要筛选。现在大部分现在出产的厂商首要用的是烧结机-鼓风炉工艺。ISP技能能够运用混合铅锌矿质料进行冶炼，具有质料习惯规模广，工艺本钱低一级长处。 氧气底吹炼铅(SKS)：1998年，多家单位出资协作使用水口山底吹炼铅实验车间，展开了氧气底吹熔炼-鼓风炉复原炼铅(即SKS法)验证实验作业，经两个多月的实验证明，工艺牢靠、目标可行。完结了用底吹熔炼替代传统炼铅工艺中的烧结和返粉破碎工序。因为底吹炉烟气SO2浓度高，利于制酸，硫的收回率高达95%～96%，一起因为取消了烧结返粉破碎，彻底根治了SO2和铅扬尘污染。底吹熔炼进程不需外加燃料，彻底自热并可使用部分余热发电节能。 更首要的是底吹进程约有50%的铅经过交互反响直接产出粗铅，进入鼓风炉的高铅渣含铅40%～45%，与烧结块含铅平起平坐，因而鼓风炉熔炼的物料与烧结工艺比相应削减约50%，因而，焦炭耗量显着下降，从而使炼铅本钱低于传统工艺，加上硫酸的赢利，可获得杰出的经济效益。该工艺质料习惯性强，既可直接处理各种档次的铅精矿，也能够处理各种含铅物料、次生料，如铅极板、废旧蓄电池等。

通过初级冶炼后得到的粗铅进一步精粹，有火法和湿法两种。国外以火法为主，我国以电解精粹为主。电解法的特点是能更好地收回金、银、铋等有价金属，并得到纯电铅。火法精粹则较灵敏，可根据粗铅中杂质状况和商场的需求组织出产，出资也省。 　　冶炼厂出产的产品一般有铅和铅合金两种。铅锭直接铸成，而合金则需要在熔融的铅中参加合金元素后再铸造。别的，铅还可制成氧化铅及其他化合物、铅板材等，用于玻壳、颜料、电池等下流职业中。一起下流职业的作废产品能够进入二次收回，通过从头分选后，进行二次冶金。 　　炼铅质料大部分是硫化铅精矿，小部分是铅锌氧化矿，其间所含有价金属简直都可在冶炼进程中收回。我国硫化铅精矿中常含有以下有价金属：铅、锌、铜、砷、锑、铋、镉、、金、银、硒、碲、铟、锗、。在烧结进程，95%以上的进入烟气；70%的，30～40%的镉、硒、碲，以及一小部分砷、锑、铋等金属进入烟尘；其他留在烧结块和返粉中。在鼓风炉熔炼进程中，简直悉数的金、银和大部分铜、砷、锑、铋、锡、硒、碲进入粗铅，95%以上的锌、锗，50%以上的铟进入炉渣，80～90%的镉进入烟尘。在火法开始精粹进程，粗铅中的铜、锡、铟大部分进入浮渣，金、银、铋等金属留在铅中。在铅电解精粹进程，比铅更正电性的金属如金、银、铜、锑、铋、砷、硒、碲等不溶解而留在阳极泥，比铅更负电性的金属如铁、锌、镍、钴与铅一道溶解，进入电解液，但不在阴极分出。 　　从烧结机烟气中可收回，烟尘一般回来配料，经循环富集后收回镉和。处理鼓风炉烟尘可收回镉、锌、铟、等金属。 　　浮渣熔炼时产出粗铅、冰铜（包含砷冰铜）、炉渣和烟尘，可从冰铜和炉渣中收回铜、铅，从烟尘中收回铟和砷。处理含锡较高的粗铅时，高锡浮渣可经重选得到铅精矿和锡精矿，别离收回铅、锡。 　　我国低档次铅锌氧化矿在鼓风炉化矿进程中，一部分铅、锌、镉、锗蒸发进入烟尘，一部分进入粗铅，大部分留在熔渣。熔渣经烟化炉蒸发，铅、锌、镉、锗进入烟尘，再从烟尘中收回。  (miki)