粗铅
2017-06-06 17:49:58
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。
粗铅精炼
2019-03-05 09:04:34
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
2017-06-06 17:49:59
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。
粗铅价格
2017-06-06 17:49:53
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
2017-06-06 17:49:52
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。
甘肃镜铁山铁矿床整体概要
2019-01-24 09:35:03
甘肃镜铁山铁矿床为火山沉积型铁矿，重晶石为伴生矿产。
矿床位于北祁连山加里东地槽带。矿区内含矿岩系以千枚岩为主，地层时代划归新元古代。
矿区为一复式向斜构造，北翼倾角较缓，南翼较陡，多近直立，甚至倒转。断层以走向逆断层为主，横断层次之，对矿层有一定破坏作用。
主要铁矿层产于黑色千枚岩和灰绿色千枚岩之间，呈厚层状，厚10～150m。矿层与围岩产状一致，界线明显。矿区内有7个矿体，最长的可达2000余米。
重晶石与铁矿共生，矿石由菱铁矿、镜铁矿、碧玉、重晶石和铁白云石组成。
重晶石赋存状态有3种，一是夹于铁矿层中的重晶石透镜体，二是铁矿石中的重晶石条带，三是细、微粒状重晶石混杂在菱铁矿或镜铁矿之间。重晶石透镜体常斜交地层层理，与围岩界线不明显，规模太小，无单独开采意义。重晶石条带是主要赋存形式，宽度一般0.5～1mm，延伸长度不大，一般几十厘米，消而复现。混杂在铁矿物中的重晶石肉眼不易见到。矿区铁矿石中BaSO4平均含量7.32%，只能综合利用回收。一些研究单位做了选矿试验，原矿重晶石回收率一般均在70%以上，精矿品位在95%以上。
解密！甘肃白银铜矿选矿厂
2019-01-18 09:30:31
概况
白银铜矿选矿厂于1958年开建，1960年投产，随着生产的发展，除原设计产出铜精矿和硫精矿外，还产出了锌精矿。按原设计，铜精矿品位18.8%，回收率88.23%。1979年后，精矿品位突破20%，并稳定在22%左右;回收率亦提高到92%以上，稳定在94%～95%。
矿石性质：
白银铜矿矿床属含铜黄铁矿型多金属矿。该矿区矿石成分复杂、 类型繁多，既有块矿，也有浸染矿;既有原生矿，又有次生矿;既有硫化矿，还有氧化矿。品位变化大，可选性复杂。随者矿山采掘向下部发展，原生带矿石逐渐暴露，目前已过渡到以原生硫化矿石为主。
矿石来自露天矿， 按块状含铜黄铁矿石、浸染状铜硫矿石及块状铜锌黄铁矿石三大类型分别在三个系统入选。
块矿和浸染矿矿物种类基本相同，仅硫化物的含量和铜品位有差别。块矿硫化物含量达92%～95%，其中黄铁矿占90%以上，浸染矿硫化物含量为24%～27%。块矿的铜品位也比浸染矿高。
矿石的结构构造也因矿石种类的不同而不同。原生块矿呈块状构造，铜矿物嵌布粒度不均。次生块矿具有疏松块状、条带状、多孔状构造。
2生产技术进步
白银公司选矿厂原设计采用576台6A浮选机，在使用过程中发现存在不少问题，经过多年的改进，工作效果均不理想，于1989年6月完成了选硫6A浮选机的更新改造工作。截止1992年4月，6A浮选机的更新改造工作全部完工，包括选硫系统共安装 JJF-16 浮选机60台、JJF-8浮选机12台、JJF-4浮选机26台，结束了使用6A浮选机的历史，并取得了明显的经济效益。生产实践表明，JJF浮选机无论是选铜或选硫均能提高选矿技术指标。
选矿厂原来处理浸染矿时采用高钙高药、 一次粗选一次扫选加三次精选、尾矿不选硫工艺。该工艺流程稳定，铜硫分离相对彻底，但药剂用量高、石灰用量大、设备及管路结钙严重，从而影响设备效率和指标。而且，有价的黄铁矿未回收，对效益和环境不利。于是，进行了低钙低药、尾矿加酸或加硫酸盐选硫的工艺探索，并逐步趋于稳定，选铜粗选作业的游离氧化钙小于200g/m3，技术指标逐年提高，药剂费用显著降低。1999年，原矿含铜1.005%时，取得了精矿品位23.75%、回收率95.24%的先进指标。
3生产工艺及流程
破碎筛分
破碎筛分采用三段开路，第二、三段带预先筛分的破碎流程。
原矿运到容积400m3的两个粗矿仓后，进入两个平行的碎矿系统分别处理。设计的最终碎矿粒度为-25mm占95% ，实际达到-25mm占80%。
磨浮流程
从粉矿仓出来的矿石，通过扇形闸口，进人磨矿浮选系统。各类矿石的物质组成和结构特点不同，因而需要不同的浮选条件。下面按块状铜硫系统、浸染状铜硫系统和块状铜锌系统分别介绍。
a 块状铜硫系统
原设计流程(见图1)为阶段磨矿、阶段浮选，粗选精矿经三次精选后得到铜精矿， 浮选尾矿即为硫精矿。选厂投产后，基本上按照该流程生产，直至1969年才改为两段磨矿一段浮选流程(见图2)。
块状铜硫系统， 用 φ2700mm x3600mm格子型球磨机与直径2400mm双螺旋分级机闭路进行一段磨矿，分级机溢流与第二段φ2700mmx3600mm溢流型球磨机排矿合并泵送入直径为500mm或7500mm旋流器，旋流器沉砂再入二段磨矿，溢流进入粗选。一段磨矿细度-0.074mm占50%，浓度45%～50%，二段磨矿细度-0.074mm占80%，浓度45%;浮选采用一次粗选、一次扫选、三次精选流程。用石灰作黄铁矿抑制剂，矿浆中游离氧化钙含量为800～1000g/m3，加丁基黄药和松醇油选铜，尾矿即为硫精矿，浮选全用维姆科16m3浮选机。
原生块矿要求细磨， 回收率几乎与磨矿细度成正比， 但嵌布粒度不同的块矿， 适宜的磨矿细度也不同。从表1不难看出，在同样的磨矿细度下，中粒嵌布块矿回收率最高， 细粒嵌布块矿最差。其次，所有各类块矿的铜回收率均随着磨矿细度的提高而增加。一般地说，中粒嵌布块矿要求磨矿细度为-0.074mm占70%以上，粗粒嵌布块矿要求为-0.074mm占75%～80%，而细粒嵌布块矿要求为-0.074mm占95%以上。原生块矿比较易选，生产指标较高，对氧化钙含量适应的范围也大，一般控制在大于600g/m3的范围，黄药用量必须与氧化钙含量相适应，掌握“高钙高药、低钙低药”的原则。次生块矿的浮选流程与原生块矿相同，只是次生块矿不宜磨得过细，否则会引起次生铜过粉碎，一般磨到-0.074mm占85%即可。氧化钙含量不宜过高，其适应范围是200～400g/m3或800g/m3以上。次生块矿铜品位高，要求药剂用量大。由于次生矿矿石性质复杂，其选别指标要低于原生矿。
浸染状铜硫系统
浸染矿原设计用混合一优先浮选流程综合回收铜、硫两种产品。由于流程复杂，包括四段磨矿分级一次浓缩作业，使用五种药剂，消耗定额又高，因此未能在生产中实现。投产后按块矿的生产流程回收铜，暂未回收硫。
块状铜锌系统
块状铜锌黄铁矿石系统的磨矿流程也与块状铜矿石相同，二段磨矿细度为-0. 074mm占90%。浮选时采用铜锌等可浮一铜锌分离一浮选尾矿选锌的流程，选锌尾矿即硫精矿
产品脱水
铜精矿泵送入两台直径为30m周边传动式浓密机浓缩后， 又经圆盘过滤机过滤，圆简干燥机干燥，水分为5%～7%的干燥产品用皮带运输机送入冶炼厂精矿仓。
锌精矿脱水流程与铜精矿相同，干燥产品单独堆积销售。
硫精矿脱水按以下三种办法处理:
(1) 经浓缩一过滤一干燥后， 送入冶炼厂制酸系统。
(2)经旋流器，由圆盘过滤机过滤后，露天堆放，自然干燥后，用抓斗吊车装火车外销。
(3) 直接泵送精矿沉淀池， 沉淀后自然干燥，产品用铲车铲装火车外销。
以上这三种办法根据生产需要灵活运用。
尾矿处理
第一尾矿坝容积为1700万立方米，1980年4月期满，堆存尾矿2900万吨;第二尾矿坝容积为2000万立方米，尾矿送入第一尾矿坝时，前期用254mm巴格尔泵一段泵扬送，后期用254mm巴格尔泵二段泵扬送;送入第二尾矿坝时为三段泵扬送。堆坝方式采用周边分段放矿自然堆积， 并用推土机配合筑坝。第一尾矿坝采用明沟引水，用泵扬送回选厂使用;第二尾矿坝使用溢水井方式引水。回水利用率为60%～70%。
云冶粗铅冶炼新技术国际领先
2018-12-17 14:19:53
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。.
甘肃白银铜矿选矿厂选矿实践
2019-01-18 09:30:27
1概况
白银铜矿选矿厂于1958年开建，1960年投产，随着生产的发展，除原设计产出铜精矿和硫精矿外，还产出了锌精矿。按原设计，铜精矿品位18.8%，回收率88.23%。1979年后，精矿品位突破20%，并稳定在22%左右;回收率亦提高到92%以上，稳定在94%～95%。
2矿石性质
白银铜矿矿床属含铜黄铁矿型多金属矿。该矿区矿石成分复杂、 类型繁多，既有块矿，也有浸染矿;既有原生矿，又有次生矿;既有硫化矿，还有氧化矿。品位变化大，可选性复杂。随者矿山采掘向下部发展，原生带矿石逐渐暴露，目前已过渡到以原生硫化矿石为主。
矿石来自露天矿， 按块状含铜黄铁矿石、浸染状铜硫矿石及块状铜锌黄铁矿石三大类型分别在三个系统入选。
块矿和浸染矿矿物种类基本相同，仅硫化物的含量和铜品位有差别。块矿硫化物含量达92%～95%，其中黄铁矿占90%以上，浸染矿硫化物含量为24%～27%。块矿的铜品位也比浸染矿高。
各类矿石的脉石矿物大致相同，主要是石英、绢云母、绿泥石、石膏等。
矿石的结构构造也因矿石种类的不同而不同。原生块矿呈块状构造，铜矿物嵌布粒度不均。次生块矿具有疏松块状、条带状、多孔状构造。
3生产技术进步 白银公司选矿厂原设计采用576台6A浮选机，在使用过程中发现存在不少问题，经过多年的改进，工作效果均不理想，于1989年6月完成了选硫6A浮选机的更新改造工作。截止1992年4月，6A浮选机的更新改造工作全部完工，包括选硫系统共安装 JJF-16 浮选机60台、JJF-8浮选机12台、JJF-4浮选机26台，结束了使用6A浮选机的历史，并取得了明显的经济效益。生产实践表明，JJF浮选机无论是选铜或选硫均能提高选矿技术指标。
选矿厂原来处理浸染矿时采用高钙高药、 一次粗选一次扫选加三次精选、尾矿不选硫工艺。该工艺流程稳定，铜硫分离相对彻底，但药剂用量高、石灰用量大、设备及管路结钙严重，从而影响设备效率和指标。而且，有价的黄铁矿未回收，对效益和环境不利。于是，进行了低钙低药、尾矿加酸或加硫酸盐选硫的工艺探索，并逐步趋于稳定，选铜粗选作业的游离氧化钙小于200g/m3，技术指标逐年提高，药剂费用显著降低。1999年，原矿含铜1.005%时，取得了精矿品位23.75%、回收率95.24%的先进指标。
4 生产工艺及流程
A 破碎筛分
破碎筛分采用三段开路，第二、三段带预先筛分的破碎流程。
原矿运到容积400m3的两个粗矿仓后，进入两个平行的碎矿系统分别处理。设计的最终碎矿粒度为-25mm占95% ，实际达到-25mm占80%。
B 磨浮流程
从粉矿仓出来的矿石，通过扇形闸口，进人磨矿浮选系统。各类矿石的物质组成和结构特点不同，因而需要不同的浮选条件。下面按块状铜硫系统、浸染状铜硫系统和块状铜锌系统分别介绍。
a 块状铜硫系统
原设计流程(见图25-5-25)为阶段磨矿、阶段浮选，粗选精矿经三次精选后得到铜精矿， 浮选尾矿即为硫精矿。选厂投产后，基本上按照该流程生产，直至1969年才改为两段磨矿一段浮选流程(见图25-5-26)。 图25-5-25 白银选厂原设计流程
块状铜硫系统， 用 φ2700mm x3600mm格子型球磨机与直径2400mm双螺旋分级机闭路进行一段磨矿，分级机溢流与第二段φ2700mmx3600mm溢流型球磨机排矿合并泵送入直径为500mm或7500mm旋流器，旋流器沉砂再入二段磨矿，溢流进入粗选。一段磨矿细度-0.074mm占50%，浓度45%～50%，二段磨矿细度-0.074mm占80%，浓度45%;浮选采用一次粗选、一次扫选、三次精选流程。用石灰作黄铁矿抑制剂，矿浆中游离氧化钙含量为800～1000g/m3，加丁基黄药和松醇油选铜，尾矿即为硫精矿，浮选全用维姆科16m3浮选机。 图25-5-26 白银选厂块状矿和浸染矿浮选流程
原生块矿要求细磨， 回收率几乎与磨矿细度成正比， 但嵌布粒度不同的块矿， 适宜的磨矿细度也不同。从表25-5-39不难看出，在同样的磨矿细度下，中粒嵌布块矿回收率最高， 细粒嵌布块矿最差。其次，所有各类块矿的铜回收率均随着磨矿细度的提高而增加。一般地说，中粒嵌布块矿要求磨矿细度为-0.074mm占70%以上，粗粒嵌布块矿要求为-0.074mm占75%～80%，而细粒嵌布块矿要求为-0.074mm占95%以上。原生块矿比较易选，生产指标较高，对氧化钙含量适应的范围也大，一般控制在大于600g/m3的范围，黄药用量必须与氧化钙含量相适应，掌握“高钙高药、低钙低药”的原则。次生块矿的浮选流程与原生块矿相同，只是次生块矿不宜磨得过细，否则会引起次生铜过粉碎，一般磨到-0.074mm占85%即可。氧化钙含量不宜过高，其适应范围是200～400g/m3或800g/m3以上。次生块矿铜品位高，要求药剂用量大。由于次生矿矿石性质复杂，其选别指标要低于原生矿。
表25-5-39 不同接布粒度块矿铜矿物解高度与选矿指标关系 b 浸染状铜硫系统
浸染矿原设计用混合一优先浮选流程综合回收铜、硫两种产品。由于流程复杂，包括四段磨矿分级一次浓缩作业，使用五种药剂，消耗定额又高，因此未能在生产中实现。投产后按块矿的生产流程回收铜，暂未回收硫。
c 块状铜锌系统
块状铜锌黄铁矿石系统的磨矿流程也与块状铜矿石相同，二段磨矿细度为-0. 074mm占90%。浮选时采用铜锌等可浮一铜锌分离一浮选尾矿选锌的流程，选锌尾矿即硫精矿(见图25-5-27)。
图25-5-27块状铜锌矿石磨浮流程
C 产品脱水
铜精矿泵送入两台直径为30m周边传动式浓密机浓缩后， 又经圆盘过滤机过滤，圆简干燥机干燥，水分为5%～7%的干燥产品用皮带运输机送入冶炼厂精矿仓。
锌精矿脱水流程与铜精矿相同，干燥产品单独堆积销售。
硫精矿脱水按以下三种办法处理:
(1) 经浓缩一过滤一干燥后， 送入冶炼厂制酸系统。
(2)经旋流器，由圆盘过滤机过滤后，露天堆放，自然干燥后，用抓斗吊车装火车外销。
(3) 直接泵送精矿沉淀池， 沉淀后自然干燥，产品用铲车铲装火车外销。
以上这三种办法根据生产需要灵活运用。
D 尾矿处理
第一尾矿坝容积为1700万立方米，1980年4月期满，堆存尾矿2900万吨;第二尾矿坝容积为2000万立方米，尾矿送入第一尾矿坝时，前期用254mm巴格尔泵一段泵扬送，后期用254mm巴格尔泵二段泵扬送;送入第二尾矿坝时为三段泵扬送。堆坝方式采用周边分段放矿自然堆积， 并用推土机配合筑坝。第一尾矿坝采用明沟引水，用泵扬送回选厂使用;第二尾矿坝使用溢水井方式引水。回水利用率为60%～70%。
E 工艺流程图
白银铜矿选矿厂现有生产流程如图25-5-28所示。 图25-5-28 白银铜矿选矿厂工艺流程
F 生产指标
因矿石性质复杂多变，该厂选矿工艺指标差别也较大，各种矿石的浮选条件见表25-5-40。1984年，全年平均生产指标见表25-5-41。近年来由于原矿品位波动大，生产不够稳定，大体上铜精矿品位可达20%左右，回收率为90%以上，锌精矿品位40%左右，锌精矿回收率50%左右。
表25-5-40 白银选厂铜硫矿石浮选条件 ①浸染矿浮选条件，指单一回收铜的条件;
②次生块矿指不含铅钒者。
表25-5-41 白银选厂生产指标 (%)
粗铅精炼和精炼产物处理的特点
2019-02-20 09:02:00
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。
甘肃铅精矿
