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。

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。

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。

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。.

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 (%)

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。

报告名称：  甘肃成县金家坪锰矿选冶综合回收试验研究报告报告格式：  word完成时间：  2006年12 发布人：    郭常青指导专家：  黄开国  龚美菱项目负责人：李营生  段  珠报告页数：  前言始共54页报告简介：前言：     受甘肃省XXX委托，西安天宙矿业科技开发有限责任公司于2006年7月至12月对成县金家坪锰矿进行了选冶试验研究，旨在为该矿综合利用提供初步依据。     金家坪锰矿位于西秦岭南带与印支期近东西向褶皱带的复合部位，成矿区划属甘肃玛曲——陕西略阳地域成矿带亚尔玛——舟曲金、铜、铁、锰、磷成矿亚带。矿石自然类型以氧化锰矿石为主，属浅海相沉积型铁锰矿床。     原矿中主要金属矿物为软锰矿、硬锰矿，少量黄铁矿、褐铁矿、赭石、孔雀石等。脉石矿物主要有铁锰硅质岩、石英、方解石、长石、粘土、绢云母等。原矿含锰30.10%，TFe5.33%、铜0.32%、锌1.01%、镍0.34%、钴0.15%、金0.10g/t、银6.12g/t，其中铜、锌、镍、钴含量达到综合回收品位要求。     我公司曾于2003年11月至12月，对金家坪锰矿进行过选矿试验，其目的是回收锰矿物，并获得了较好试验指标。根据委托方要求，此次试验以锰的伴生有用矿物Cu、Zn、Ni、Co为主要回收对象。试验采用化学选矿方法为主，进行了各种条件和影响因素试验，获得了较好的综合回收效果。锰原矿焙烧后用硫酸浸出，铜、锌、镍、钴浸出率分别达到76.10％、89.85％、71.59％、79.61％；锰尾矿经过焙烧后用硫酸浸出，铜、锌、镍、钴浸出率分别达到80.87％、88.09％、77.35％、76.26％。进一步扩大试验，可以作为该锰矿选冶综合回收的工艺方案。结论：     综上所述，甘肃成县金家坪锰矿中，伴生元素铜、锌、镍、钴含量达到综合回收品位要求，采用湿式强磁选工艺可以获得40％以上的锰精矿，同时伴生元素Cu、Zn、Ni、Co 70%以上均分布在磁选尾矿，有利于进一步采用化学选矿方法回收。对于该类型锰矿，采用化学选矿法，可以获得较好的综合回收利用效果。 试验对拟定的综合回收方案Ⅰ、方案Ⅱ，进行了全面的试验和分析，获得了焙烧、浸出、提取等过程的技术指标和相应的最佳条件。试验结果表明，两个方案的技术均较为先进、可靠；方案Ⅰ与方案Ⅱ相比较，工艺流程短，投资省，生产操作简便，经济上更合理些。通过进一步扩大试验，可以作为该锰矿选冶综合回收的工艺方案。

黄开国 金川的镍金属储量巨大，为全国镍金属总储量的82%，居世界第二，仅次于加拿大。金川除镍（Ni）金属外，还富含铜（Cu）、钴（Co）、金（Au）、银（Ag）、铂（Pt）、钯（Pd）、锇（Os）、铱（Ir）、钌（Ru）、铑（Rh）等，都有开发利用的工业价值。依靠得天独厚的资源优势，依靠科技进步，按国家发展规划，金川从昔日戈壁滩边的一片荒原，发展成为一座新兴的工业城市，祖国“腾飞的镍都”，年产电解镍4万t，是我国三大资源综合利用基地之一。 然而，金川的丰富资源还远没有得到充分开发利用，从可持续发展看，尚存在许多有待解决的问题，下面仅就选矿技术问题浅谈几点。 一、贫镍矿资源的开发利用问题 按金川矿体圈定的工业品级，含Ni 0.3～0.99%的为贫矿，含Ni≥1%为富矿。至今是“采富留贫”。但有100多万t镍金属藏于贫矿一之中，覆盖于富矿体顶部，为发展生产，降低采矿成本，开发利用贫矿势在必行。而贫矿性质不同于富矿，贫矿原矿Ni （0.65%）、Cu（0.35%）品位不到富矿（Ni 1.6%、Cu 0.83%）的一半，贫矿Mg0含量（28%）却比富矿（22%）高。欲获得同样质量标准的镍精矿，套用富矿选矿技术处理贫矿得不到好结果，必须研究贫镍矿处理新技术。“九五”贫矿选矿科研攻关，我们试验获得的精矿指标是Ni品位6.70%（要求≥6.5%），Cu 3.59%（无要求），含 MgO 5.24%（要求6.0～8.0%），回收率Ni 75.42%（要求75.0%），Cu 77.51%（要求）65.0），其特点是：镍精矿中Mg0含量显著降低，Cu回收率高，工艺流程、药方都很简单，药耗低。如果能解决金川的贫矿选矿问题，则可利用的镍资源将扩大四分之一。 二、提高镍精矿质量、降低其Mg0含量以及蛇纹石的综合利用问题 现在要求选矿产品镍精矿含Ni＞6.0%，Mg0＜6.5%，往往有达不到质量要求（Ni＜6.0%，MgO＞7.0%）的镍精矿仍进入电炉熔炼生产高冰镍，但电炉能耗高、生产成本高、技术落后。已投产多年堪称亚洲第一的金川闪速炉熔炼生产高冰镍的新技术，设备先进、生产能力大、能耗低、生产成本低，将完全取代电炉熔炼。但闪速炉对投入的镍精矿质量有严格的要求（Ni＞6.5、Mg0＜6.5%）。倘若Mg0高，不但熔炼得到的Ni回收率低，成本上升，更会造成炉渣粘度大，导致炉内结瘤，腐蚀炉体，产生漏炉。这是Mg0进入镍精矿对冶炼有害的一面。 另一方面，分选出来的蛇纹石（3Mg0·2SiO2·2H20）如果能开发利用，可用于生产钙镁磷肥（同时回收其中的Ni），生产镁化合物（包括轻质MgO、MgCO3、饲料MgS04·nH2O），生产高级活性SiO2、水玻璃、玻璃原料，综合回收其中的Ni、Co等。金川的原矿中Mg0含量是Ni的20多倍，蛇纹石占采出原矿量的65%以上，是可以综合利用的巨大资源。 至于提高镍精矿质量降低其Mg0含量，从我们的上述贫矿试验结果看，要降低镍精矿中Mg0含量至小于6%是可能的。同时提高镍精矿品位也是可能的。我们曾在“七五”攻关试验中获得好的效果：当原矿含Ni为1.71%时，原矿仅通过一次细磨、一次粗选、一次精选，配合独特的工艺和药方就可获得Ni品位10.20%、回收率83.1%的镍精矿。 三、提高铜回收率的问题 金川现生产的原矿含Cu 0.8%左右，但铜镍精矿中铜品位是3.0%，回收率仅75％左右，比国内铜选矿指标低得多，其原因之一是，重镍轻铜，对提高铜回收率缺乏研究，无专门措施、无指标要求。从我们对贫矿的试验研究表明，当原矿含Cu 0.35%时，可获得铜品位3.59%、铜回收率77.51%的铜镍精矿，铜回收率比镍回收率（75.42%）还高。在混合矿的试验中，铜的回收率为79.02%。可见，提高铜回收率是可能的。如果能使铜与镍的回收率相近，则铜的产量将提高15％。 四、提高铂族元素的回收率问题 金川镍矿富含铂族元素，多以矿物状态赋存，在超基性岩型富镍矿含(g/t)：Pt  0.53、 Pd 0.24、0s 0.024、Ir 0.022、Ru 0.020、Rh 0.010、Au 0.30和Ag 5.5。有一规模最大的Pt富矿地段长98m，宽1～6.4m, Pt平均含量6.15g/t、最高达81.67g/t；Pd平均1.83g/ t，最高为11.8g/t。有人估计，铂族元素的价值占整个矿石价值的35%左右。但目前铂族元素的回收率很低，见有50～60%或更低(29.91%）的，70～80%或更高的。似乎金川尚未有提高铂族元素选矿回收率的专题研究，无针对性选收的技术措施，无考核要求指标，完全是随意、顺其自然。 据报道，最近国际市场，除镍价上扬外，铂（Pt)金属将供不应求，今年全球铂需求短缺将创历史之最，今后五年仍将是需求强劲，铂价坚挺。钯（Pd）是治理汽车尾气污染设置的贵重材料，国际钯金属价格持续上涨，纽约市场不断打破历史最高价记录，今后将继续走强。因此，必须高度重视提高铂族元素选收的研究。 总之，金川的可持续发展，需要包括选矿科技的不断创新。参考文献 1 金川镍钴研究所，峨眉、郑州矿产综合利用研究所．金川工艺矿物与工艺关系，1987年． 2 黄开国、陈万雄、彭先诠、曾晓晰．一种低品位镍矿石的浮选工艺．中国有色金属学报，1999年9月，第9卷，第3期． 3 报导与摘要，铂金属将供不应求．国际钯价持续．上涨，国外金属矿选矿，2000年第2期，46.本文是应 ‘可持续发展’征文而写，被选入《中国人口、资源、环境与可持续发展战略研究》一书，获‘优秀论文证书’，01366号。      原载《国外金属矿选矿》2001. No.1. P.31-32               ☺

陈述称号：  甘肃安房坝金矿矿石可选性实验研讨陈述陈述格局：  word完结时刻：  2007年4月 发布人：    郭常青辅导专家：  黄开国  龚美菱项目负责人：李锡会陈述页数：  前语始共36页陈述简介：前语： 二〇〇六年十二月，甘肃省XXX，托付西安天宙矿业科技开发有限责任公司，对甘肃安房坝金矿进行矿石可选矿实验研讨，其意图是经过矿石可选性实验研讨，查明矿石的天然类型、矿藏生成次序、金的赋存状况及结构结构。经过矿石可选性实验研讨，为该矿供给合理选矿工艺流程及技术目标，为该矿石资源开发利用供给根据。 从岩矿判定及化学多项分析看出：甘肃安房坝金矿归于难浸难选金矿石，其主要原因：一、该金矿含砷高、含硫高、含铁高、含碳高，并且含有一定量的铜和锑，这些矿藏对金的化浸出极为晦气，也对浮选晦气；二、矿石中含有很多毒砂，而天然金呈微细粒存在于黄铜矿—毒砂矿藏颗粒之间，天然金矿藏颗粒0.01～0.05mm，天然金粒度微细，且与毒砂和黄铁矿共生亲近，造成了金与毒砂和黄铁矿解离困难，是金精矿档次和金回收率提不高的主要原因。经对该矿进行了多计划比较，终究断定选用优先浮选，选出金精矿，再选硫的优先浮选工艺流程，该工艺流程取得目标为：金精矿含金26.67克/吨、金精矿含银89.2克/吨、金回收率59.30%、银回收率45.53%。  结语： 1、甘肃安房坝金矿，原矿含砷、含硫、含碳、含锑，矿石性质杂乱，金矿藏同毒砂和黄铁矿共生亲近，金的嵌布粒度微细，该金矿归于难浸难选金矿石。 2、本次实验对安房坝金矿进行了多计划实验研讨，选用新工艺固砷、固硫焙烧化，避免了有毒有害气体的污染，金浸出率比直接化浸出率高。 3、本次实验终究断定选用优先浮选工艺流程，该工艺流程可取得金精矿含金26.07克/吨，金回收率59.30%，一起归纳回收了伴生矿藏银，银精矿档次89.2克/吨，银回收率45.53%。 4、浮选尾矿金档次0.76克/吨，化后浸渣含金0.46%，金浸出率39.50%。 5、因原矿含砷高，故金精矿含砷还有6.77%，致使金精矿中含砷超支，（国家标准金精矿含砷 6、经过经济效益开始预算，日处理100吨矿石，年可创利税257.8万元，日处理300吨矿石，年可创利税773.5万元；日处理500吨矿石，年可创利税1289.26万元。7、经济效益开始预算，仅供参考，不做规划根据。

试验的目的是通过矿石可选性试验，为该矿提出最合理的选矿方法及工艺流程，提出能达到的选矿指标及其伴生元素的综合回收，为矿床技术经济评价提供依据。    试验人员通过多种现代研究手段，查明了两当县太阳寺铅、金、银矿成因类型应属中、高温热液多金属矿，该矿金属矿物主要有方铅矿、黄铁矿、黝铜矿、黄铜矿、少量闪锌矿、褐铁矿等。脉石矿物主要有石英、绢云母、铁白云石等。    金银的赋存状态：自然金主要赋存在黝铜矿、黄铁矿或毒砂等金属硫化矿物。自然银主要赋存在方铅矿和黝铜矿。    金银的主要载体矿物：金的载体矿物分别有黝铜矿、黄铁矿、褐铁矿或毒砂中。银的主要载体矿物有黝铜矿和方铅矿。    由此可见，该矿金、银载体矿物种类较多，金、银比较分散，因此该矿是一难处理多金属硫化矿。    为了寻求适合两当县太阳寺多金属矿的工艺流程，试验人员在工艺流程方面做了大量工作，最终采用混合浮选、铅硫分离和优先浮选两种工艺流程。

报告名称：  甘肃省甘南某磁铁矿矿石可选性试验研究报告报告格式：  word完成时间：  2007年7月 发布人：    郭常青指导专家：  黄开国  龚美菱项目负责人：张世银报告页数：  前言始共22页报告简介： 前言： 二〇〇七年六月，甘肃省甘南XXX铁矿因矿山开发利用需要，特委托西安天宙矿业科技开发有限责任公司，对该铁矿进行矿石可选性试验研究，其目的是为该铁矿开发利用提供一套经济合理的工艺流程及经济技术指标，为矿山开发利用提供参考依据。 甘南XXX铁矿石是一酸性铁矿石，从铁物相分析结果看出，该铁矿主要矿物是磁铁矿、次为（铜）磁（黄）铁矿，其次为硅酸铁。从岩矿鉴定报告中看出，铁由两种磁性铁组成，主要是磁铁矿（约含33%），次为磁黄铁矿（约含1—3.5%），另含有少量黄铜矿。目前：对硅酸铁尚无合理的利用途径，因此，矿石中的硅酸铁在选矿中一般不强调回收，由于黄铜矿（少量），他形细微粒状，多生长在磁黄铁矿晶粒边缘。磁黄铁矿（1%）他形细粒。这两种矿分选困难，切降低磁铁矿回收率，经济上不划算。故该铁矿主要回收的铁矿物是磁铁矿，对于磁铁矿，此类矿石选矿工艺成熟，常采用弱磁场磁选就能得到高的品位和回收率。 该铁矿经采用弱磁场磁选，粗选场强1250奥斯特，精选1100奥斯特，可得到铁精矿品位64.80%，全铁回收率72.13%，磁性铁回收率100%，试验指标比较理想，可做为建厂设计参考依据。 结语： 1、甘肃省甘南XXX铁矿，原矿含CaO 6.71%、MgO 6.18%、SiO2 25.60%、Al2O3 5.89%，根据碱度划分     CaO+MgO                 （——————>1.2为碱性矿石小于0.8为酸性矿石）该铁矿是酸性铁矿石。    SiO2+Al2O32、甘肃省甘南永泰矿业公司铁矿石，全铁品位34.63%，经采用弱磁场磁选，铁精矿品位64.80%，产率38.50%，全铁回收率率72.13%，对磁铁矿，铁回收率100%，试验各项指标较理想。 3、经初步经济效益估算，建日处理500吨选矿厂，年工作300天，年可创利税1823.55万元。 4、推荐选厂工艺流程为一粗二精。

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。

2006年7月，对该矿进行矿石可选性试验研究，旨在研究该金矿矿石物质组成、有用组份及工业回收的可能性，提出最合理的选矿方法和工艺流程，制定工业指标，为本矿区金矿的评价提供资料，为矿山开发利用提供依据。    该矿经破碎加工化学分析：XU03号原矿含金0.35克/吨，XU02号原矿含金0.32克/吨。XU03号原矿含金0.23克/吨，所采三个点含金品位低。经进行重选和浮选，试验结果也证实了金原矿品位只有0.3克/吨左右，岩矿鉴定在镜下也未见金矿物。天宙矿业科技开发有限责任公司及时和委托单位协商，由于原矿品位低，故该矿暂不往下进行。

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

一、矿床地质概略 矿区地处河西走廊，有公路相通，有10kV供电线路，随近有河水及小股泉流，均可满意出产及日子需求。已探明C＋D级地质储量：金金属量约1.5t，银金属量70t。 该矿床归于中温热液裂隙充填告知破碎带蚀变岩型多金属矿床，矿体赋存于中寒武统大黄山群长石石英杂砂岩的石英脉中。区内次级结构发能，开裂和结构破碎带为金银的富集供给了有利场所。矿化带长几百米，大矿体有两个，呈不规则大脉状，膨缩改变大。矿体及围岩蚀变很发育，其规划和强度决定于结构的规划及岩石破碎程度，首要有硅化、绿泥石化、褐铁矿化，并随同金、银矿化。矿石氧化率以铅计为72.3%，以锌计为84.7%，以铜计为65.7%。 二、矿石物质组成 （一）矿石化学组成 矿石多元素化学分析成果见表1。（二）矿藏组成及含量 矿藏品种已查明有53种，见表2及表3。    （三）矿石结构结构 矿石常构成胶状和变胶状、壳状、蜂窝状、土状、松懈状、角砾状、残留、告知脉状、告知条带状等结构，其次有浸染状结构、充填脉状结构等结构。 矿石常见结构有自开、半自形、他形晶位状结构、告知浸蚀、剩余结构、反响边结构、充填结构、包括结构等。 （四）金属矿藏嵌布特征 白铅矿、铅矾：两者多严密共生，多呈粒状集合体产出，粒径一般在0.01～0.2mm之间。大部分沿方铅矿边部及裂隙散布，是银的载体矿藏之一，其间包裹有少数硫铜银矿、天然银等。 砷氯铅矿：多呈他形粒状嵌布在白铅矿、铅矾中或许边部，一般粒度小于0.05mm，其间有天然银包体。 方铅矿：散布不均匀，粒径粗细不等，一般为0.02～0.1mm之间。方铅矿常被白铅矿、铅矾、铜蓝、菱锌矿等沿边际或裂隙告知。其间常包裹银锑黝铜矿、天然银、铜蓝等矿藏细粒包体。 孔雀石、硅孔雀石、蓝铜矿：多呈脉状、不规则状充填在脉石空隙，部分与褐铁矿互层，不易解离。有的与孔雀石互层，有的涣散在脉石空隙，有的沿黄铜矿、方铅矿、白铅矿边际或裂隙产出，其间含银。 菱锌矿、硅锌矿：锌的首要矿藏，散布不均匀，两者有共生，也有独自产出，粒度在0.01～0.2mm之间。多呈不规则粒状沿着脉石空隙充填或告知闪锌矿。 闪锌矿：首要呈他形粒状嵌布在脉石中，常被菱锌矿告知，或许与黄铜矿、黄铁矿简略连生，粒度小于0.03mm。锌矿藏与天然金银矿藏嵌镶联系简略。 褐铁矿：与天然金的联系亲近。形状杂乱，有脉状、网脉状沿矿石裂隙交叉者；有不规则粒状者，粒径一般小于0.1mm，与脉石空隙中可见天然金；也有沿黄铁矿边际及裂隙或中间结构比较单薄处告知，构成假象，半假象告知结构，这一期的褐铁矿常见与天然金连生。 黄铁矿：也是金的载体矿藏之一。多呈自形晶、半自形晶粒，粒度巨细不均匀，一般在0.03～0.20mm之间。与其他金属矿藏嵌布联系简略，黄铁矿中包裹天然金多呈单体呈现，有的部位成群呈现。 毒砂、臭葱石：砷的首要载体矿藏，毒砂首要呈自形、半自形粒状嵌布于脉石中。粒径多大于0.1mm，标明氧化呈自葱石，其间包裹金。 石英：天然金的首要载体，其粒空隙或其矿藏中可见天然金单体或集体，粒空隙可见角银矿，其表面粗焅的当地有铜蓝，其间含天然银。 三、金银的赋存状况研讨 （一）金银矿藏品种及嵌布特征 经过研讨，查知金为独立金矿藏－天然金，少数银金矿。均匀成色为860%， 银矿藏品种多，有天然银、银锑黝铜矿、角银矿、硫铜银矿、硫砷铜银矿、辉银矿、含银铜蓝、含银辉铋铜矿含雪白铅矿、银铁矾等。金银矿藏品种及其首要元素电子探针分析成果见表4。天然金、银金矿：量微，形状杂乱，粒径微细，首要产出在石英、褐铁矿中，其次黄铁矿、毒砂、角银矿等中也偶见其包体。常常独自呈现，有时候成群呈现。 天然银：多呈微粒包体被包裹在铅矿藏中，或与黝铜矿、角银矿连生。 角银矿：不规测粒状，粒度粗者可达0.1mm，均匀0.05mm，产在脉石空隙中，少数与天然银、白铅矿、褐铁矿等连生。其间包有天然金微粒，见图1。 银锑黝铜矿：呈他形微粒状包在方铅矿中，或在方铅矿裂隙中告知方铅矿，偶见与黄铜矿简略连生，粒径多小于0.05mm。成分中As很低，含少数Fe，经核算其化学式为：（Cu7.48Ag2.73Fe0.74Zn0.14Pb0.02Bi0.005）11.115(Sb3.64As0.34)3.98S13。 硫铜银矿、硫砷铜银矿：前者呈不规则粒状，粒径微细，缺乏0.05mm，多沿白铅矿边部或许裂隙散布，见图2。后者多呈微细脉状充填在黄铁矿裂隙间。  含银矿藏：该矿床含银矿藏多见，有含银铜蓝、含银辉铋铜矿、含雪白铅矿等，乃至在探针扫描过程中发现脉石中也偶含银。 （二）天然金银矿藏嵌布特征 金矿藏嵌布特征见表5，核算成果标明，大于2/3的金与褐铁矿、石英有嵌布联系，包裹金比粒间金及裂隙金多。银矿藏以方铅矿中包裹型为主，少数粒间型、连晶型、脉型。（三）天然金银矿藏的粒度特征（四）金银矿藏的形状特征 天然金形状多样，结合形状对选矿的影响，简化为3种：不规则粒状占55.0%、叶片状占26.5%、微脉状占18.5%；银矿藏粒状及叶片状占89.2%，微脉状占10.8%。 （五）金银的散布 1、金银在矿石中散布 金银在矿石中散布有选择性，金在以石英岩为角砾的碎裂矿石中、氧化铁块状矿石中较高，而银在氧化越强的矿石中含量越高，灰白色铅氧化矿石中最高，有的到达几百乃至上千克每吨，其次为蜂窝状含黏土质的褐铁矿矿石。 2、金银在载体矿藏中散布及平衡配分 经过金银物相分析及单矿藏分析、电子探针定量分析，金属量平衡配分核算能够讨论金银在首要载体矿藏中富集程度，以科学猜测金银的抱负收回目标。估计金收回率54.7%，银收回率（除掉部分角银矿）85.0%（见表7）。四、关于合理开发利用该矿石的矿藏学点评 该矿石有价元素虽有Pb、Cu、Zn、Au、Ag等，可是Cu、Zn档次低（0.34%、0.47%）矿藏多已氧化，铜的硫化矿藏为铜蓝，其粒度较细，与脉石嵌镶联系杂乱，氧化矿藏有孔雀石、硅孔雀石及少数蓝铜矿，常与褐铁矿、脉石混集在一起构成结合铜（占总铜25%）；锌矿藏以菱锌矿、硅锌矿为主，菱锌矿常与褐铁矿呈环带状结构呈现。不管从Cu、Zn在矿石中散布的不均匀性看，仍是从有关矿藏的表态和嵌布特征看，Cu、Zn不易收回。 矿石归于强氧化矿石，金属硫化物多现已氧化，可是还有一些金属硫化物，并且硫化物也是金、银的载体（原矿85%－0.074mm（－200目）硫化物中金占20%，银占72%），能够优先浮选出硫化物，出金精矿和铅精矿两个产品，尾矿查看时发现其间金以包裹形状存在于石英、褐铁矿中，银的部分为角银矿（原矿85%－0.074mm（－200目）角银矿占总银15%），能够考虑全泥化出产。此外，尾矿产品中还有白铅矿、铅矾、氧化铜、褐铁矿、硅锌矿等有价矿藏与以石英为主的脉石连生，经电子探针扫描发现含银，在选矿工艺中要注重这部分矿藏的收回。 五、结语 （一）金银赋存状况研讨标明：金为独立矿藏－天然金和银金矿；载体矿藏为石英、褐铁矿、黄铁矿；以包裹金为主，粒间金、裂隙金较少；形状以不规则粒状为主，粒度归于中纤细粒级嵌布。 银以独立矿藏为主，天然银、银锑黝铜矿、角银矿、硫铜银矿、硫砷铜银矿等，其次有含银铜蓝、含雪白铅矿、含银辉铋铜矿等。银矿藏除与铅矿藏嵌布联系亲近外，还涣散在铜的矿藏中，乃至脉石中也发现星点状银矿藏，银的载体矿藏依照亲近程度依次为：方铅矿、白铅矿、砷氯铅矿、铜蓝、脉石等。 （二）结合本矿石性质归纳考虑，该矿石较为适合优先浮选后全泥化出产。在实践出产中还应注重对中粒金4 收回和褐铁矿、脉石中微细粒金能否有用解离以及角银矿的收回、砷的影响等选矿问题。

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。

实验意图是经过选矿实验研讨，为该矿供给最合理的选矿工艺流程及经济目标目标，为资源开发利用供给参阅根据。    经岩矿判定查明，该铁矿首要矿石矿藏是钛磁铁矿，少数钛铁矿和黄铁矿，脉石矿藏有辉石、角闪石、次闪石、绿帘石或黝帘石、绿泥石等。    钛磁铁矿多以自形—半自形—他形粒状呈现，粒径一般在0.05~1mm，首要会集在0.1 ~0.6mm。磁铁矿呈不均匀浸染状散布在矿石中，多散布在脉石矿藏粒间，部分包含在脉石矿藏中，以独立单体散布为主，也见有联晶聚合呈现。    钛铁矿含量较低，约在1~3%左右，钛铁矿有两期，前期钛铁矿多呈页片状，常被熔蚀呈奇形怪状，粒度细微，一般0.01~0.3mm。散布在脉石矿藏的解理中或者是粒间；晚期钛铁矿粒度粗大，一般在0.5~0.8mm，多呈粒状或不规则粒状，内部有麻点。    通辉石、角闪石是首要脉石矿藏，从辉石带棕彩标明，辉石含钛量较高，蚀变产品呈现榍石等较多含钛矿藏，辉石应是首要赋存钛的脉石矿藏，而角闪石是由辉石转变来的矿藏，从辉石承继部分钛，因为其含量较高，也应是除辉石外的重要含钛脉石矿藏。    由此可见，该矿可供收回的矿藏是铁矿藏，含钛矿藏因为大部份和脉石矿藏共生在一起，故钛矿藏的收回是比较困难的。    本次实验选用弱磁场磁选可获得铁精矿档次65.94%，铁收回率64.38%的产品。    钛矿藏经强磁选、重选、浮选均得不到富集。

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。

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)

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。

目前1号铅的价格是所有铅产品中最受到人们关注的，很多人参考铅价格时通常都会用1号铅的价格作为参照标准。而区分1号铅、2号铅、还原铅、粗铅等最好的方法就是通过它们各自的纯度来加以区别。简单来说，比如1号铅的Pb含量不小于99.994%；2号铅的Pb含量不小于99.99%；还原铅是以废铅做原料，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；粗铅是硫化铅矿氧化脱硫再去渣再形成粗铅的，粗铅的Pb纯度在96%-98%。所以通过测量铅的纯度，即含铅量，我们就能大致知道是哪种铅了。昨日国内市场1号铅的价格的成交价在16200附近，虽然市场售价涨幅较大，不过按需采购的客户还是拿了些货，但还有一些下游客户认为外盘在前天大涨过后出现了技术性的回调，所以他们觉得需要等价格稳定下来再采购，同时冶炼厂家的报价趋高，已超出市场实际可成交的价位，因此可售现货的紧缺现状仍将持续，预计今日1号铅的价格成交价位在16300附近。走势不明的1号铅的价格也使我们发现广大采购者已经学会了理性的看待市场、分析市场，他们不在是见涨就买了，而是谨慎的观望。所以面对这样的市场，我们需要多一份理性、多一份耐心、多一份细心。 

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。简史17世纪，欧洲已较大规模生产铅。到19世纪，世界上许多国家设计建设了铅冶炼厂。1853年俄罗斯开始采用鼓风炉熔炼铅矿石。1882年奥地利开始采用膛式炉生产粗铅。1888年比利时霍博肯设计建成火法精炼生产系统。1902年加拿大特雷尔铅厂设计建成电解精炼生产系统。中国铅的生产具有悠久的历史，近代工业化炼铅生产始于20世纪初，1930年在湖南设计建成用烧结锅-鼓风炉炼铅的冶炼厂，1936年在辽宁建成沈阳冶炼厂，于1951年进行改扩建，采用直线烧结机和全水套鼓风炉，并采用回转窑烟化法处理铅鼓风炉高锌炉渣回收锌铅。1958年在云南个旧设计建成鸡街炼铅厂，用冷压团-鼓风炉熔炼工艺处理氧化铅精矿和铅锡共生矿，生产粗铅和铅锡合金，同年建成会泽冶炼厂，采用烧结-鼓风炉熔炼工艺处理难选氧化铅锌矿及炉渣，采用电热前床保温、烟化炉处理鼓风炉渣。70年代到80年代，直接炼铅工艺开始应用于工业生产，基夫赛特炼铅法在意大利等国相继建成，氧气底吹炼铅法先后为加拿大、韩国和中国西北铅锌冶炼厂设计采用。铅冶炼厂的工艺流程选择炼铅主要有熔炼和精炼两过程。熔炼产出含铅95%～98%的粗铅，粗铅精炼产出含铅99.5%～99.99%的精铅(或电铅)。熔炼工艺有传统流程烧结-鼓风炉熔炼和直接炼铅流程基夫赛特炼铅法和氧气底吹炼铅法等。含锌特高的铅锌混合精矿可采用鼓风炉炼锌法(ISP)(见鼓风炉炼锌熔炼车间设计)。精炼工艺有火法精炼和电解精炼(见铅精炼车间设计)。