废铝压块机属于 金属 压块机的一种。是一种 金属 压块机用来压废铝的。 金属 压块机：包括 金属 屑压块机和 金属 打包机两种机型，是通过大压力将各种 金属 废料直接冷压成型，便于储藏、运输及回收再利用。金属 屑压块机能将粉粒状的铸铁屑、钢屑、铜屑、铝屑、优质矿粉等直接冷压成饼块，以便于储藏、运输及投炉回收再利用。压制成块后投炉回收使用损耗极低 。整个生产过程不需加温、加添加剂或其他工艺，直接冷压成型，成型的同时也确保了原有材质的不变。例如铸铁屑成型后代替铸造生铁使用。对于特别材质的铸件，回收意义更大。金属 屑压块机.jpg" />金属 打包机可将各种比较大的 金属 边角料、废钢、废铁、废铜、废铝，解体汽车壳，废油桶等挤压成长方体、圆柱体、八角形体等各种形状的合格炉料。以便于储藏、运输及投炉回收再利用。金属 打包机.jpg" />废铝压块机的主要特点：1、所有机型均采用液压驱动，可选择手动或PLC自动控制操作； 2、机体出料形式可选择翻包，推包或人工取包等不同方式； 3、安装简便，无需底脚固定，在无电源的地方，可采用柴油机作动力； 4、挤压力从63吨至400吨有十个等级，供用户选择，生产效率从5吨／班至50吨／班；5、压缩室尺寸和包块形状尺寸及机型尺寸可根据用户要求设计定制。 

同钼铁相同，氧化钼块常被用作钢铁的钼合金添加剂．它用钼焙砂作质料，只需成型加工即可用之出产，比钼铁的钼回收率高、加工费低。在西方国家，它已逐步替代钼铁，比钼铁使用更广泛，所占份额也更大。见表1。   表1  美国氧化钼和钼铁产值及份额  年份（年） 类别19801981198219831984氧化钼产值（t）1636616393806979187361钼铁产值（t）36083304170115431169氧化钼产值/钼铁产值（倍）4.55.04.75.16.3        钼铁与氧化钼在各种使用领域内份额见表2及表3。   表2  1974年美国氧化钼与钼铁分配状况  名 称 耗费（%） 品 名合金钢低合金高强度钢不锈钢工具钢铸铁高温特殊合金其他合金产品金属钼化学品其他工业氧化钼90.785.479.373.323.736.96.0 66.071.2钼  铁8.513.719.625.273.818.976.2  17.0其  它0.80.91.11.52.544.217.8100.034.011.8合  计100.1100.0100.0100.0100.0100.0100.0100.0100.0100.0   表3  日本10个厂商出产钼和氧化钼的状况  年度工厂 品名日重化学工业太阳矿工日本钢管炒中矿业电工日本新金属票村金属工业日本电工钢峙产品华夏工业算计钼铁（%）氧化钼（%）1973钼铁566..0465.0307831379 557211  331020.41氧化钼2129300513902021446210324497613902741291379.591974钼铁4875331371047373 675218  348922.71氧化钼1893300611442131114490112056964112841187577.29       我国却仍以钼铁为主，氧化钼用量很少（表4）。     作为钢铁添加剂的氧化钼往往被制作成钼压块后使用。其产品标准见表5。     我国从1983年到1985年出产钼压块约2500t，首要出产供应商有锦州铁合金厂和上海铁合金厂，还有栾川钼业公司。   表4  我国氧化钼与钼铁产值与份额  年份（年） 品种19831984氧化钼产值（t）738762钼铁产值（t）47085585氧化钼与钼铁产值比（倍）0.160.14 [next]                               表5  氧化钼合金添加剂标准  国家与标准等级Mo含量（%）①≥杂质含量（%）＜或≤②包装CuSPCFeOPbAsSnH2O美国ASTMA146A55.01.00.25   0.05   桶装或压块，10或1kg/块B57.01.00.10       英国55.0~60.00.30.10  1~3    压块日本低碳55.0~61.00.10.05 0.05     压块0.5kg/块25kg/箱高碳53.0~54.00.10.05 8~10     前西德60.0~62.00.20.03~0.090.2~0.04      桶装前苏联KMo-1550.60.150.070.08     桶装10~40kgKMo-2531.20.180.070.10  0.070.07 KMo-3502.40.200.070.12     瑞典57~630.50.010.05      罐装10kg我国YMo-48481.00.100.040.20 0.04 0.050.5压块，桶装。5kg/块30kg/桶YMo-45451.00.150.040.20 0.06 0.070.5YMo-40402.00.800.040.20 0.10 0.100.5   ①前苏联为“≥”，其他为“＞”；②我国为“≤”，其他为“＜”。       从钼焙砂到钼压块是一个单纯压力成型的进程。其出产工艺见下图。 粘结剂一般为沥青，用量很少，不少工艺在选用高压力成型机后只加水甚至不添粘结剂。加水量切忌过大，以焙砂略发潮为限，拌和均匀后成型。   图  钼压块出产流程       压块可大可小，0.5~5kg均有。形状有方有圆，常见多为圆柱体，如日本为￠65 ×60mm圆柱体，重0.5kg，密度2.7g/cm3。国内栾川为lkg重的圆锥台体。

造块方法包括烧结、球团和压球3种工艺。目前，我国造块多采用烧结法。只是在锰精矿或粉矿很细，-200目在80%以上又不允许产品中含残碳时，则采用球团或压团。 50年代初期，我国锰矿粉多采用烧结锅烧结和土法烧结。随着钢铁生产的发展，土法烧结不能适应要求，因而纷纷着手建设烧结机或其他高效的造块设备。1970年，我国第一台粉锰矿烧结机(18m2)在湘潭锰矿建成投产，1972年江西新余钢铁厂又建成2台24m2烧结机，1977年，我国第一台锰精矿球团设备80m2带式焙烧机在遵义锰矿建成投产。进入80年代，湘潭锰矿、八一锰矿、湘乡铁合金厂相继建成18～24m2烧结机多台，上海铁合金厂引进压球设备作为粉矿造块使用。造块技术的发展，给锰系合金的冶炼带来更大的经济效益。以江西新余钢铁厂为例，增加入炉熟料比和用冷烧矿取代热烧结矿，可使高炉冶炼技术指标大为改善(表3.3.12)。(三)锰矿石冶炼 锰矿石冶炼产品主要有高碳锰铁、中低碳锰铁、锰硅合金以及金属锰等，通称为锰质合金或锰系合金。 高碳锰铁。我国主要采用高炉生产。50年代尚未形成专门厂家生产高炉锰铁(高碳锰铁)，而是一些钢铁厂自炼自销，生产量很小。从1958年后，湘潭锰矿先后建起6.5m3、33m3高炉专炼锰铁，60年代以后，新余、阳泉、马钢三厂、重钢四厂等转产高炉锰铁，进入80年代，高炉锰铁发展更快。高炉锰铁产量由1981年的20万t增至1995年40万t。 电炉生产的产品包括碳素锰铁、中低碳锰铁、锰硅合金、金属锰四类。我国电炉生产最早的是吉林铁合金厂，于1956年建成投产，最大电炉容量为12500kVA;60年代初，湖南、遵义、上海等铁合金厂相继建成投产，这些厂都可生产碳素锰铁、中低碳锰铁和锰硅合金;遵义铁合金厂还用电硅热法生产金属锰。据冶金工业部1995年《全国铁合金主要技术经济指标》记载，1994年全国15家重点铁合金厂中有11家生产锰系合金产品。这些重点铁合金厂经过不断发展、扩大，为满足钢铁工业生产作出了重要贡献。 80年代以来，地方中小型铁合金企业发展迅速。据资料统计，地方中小企业铁合金产量占全国比重由1980年的32.39%，上升到1989年的54.01%，到1996年已达69.85%，企业数已达1000家以上。这些中小企业大多数是采用1800kVA的小电炉，设备落后，产品质量比较差。 电炉锰铁与锰硅合金生产所用设备基本相同，都是采用矿热电炉，电炉变压器容量一般为1800～12500kVA。湖南、遵义铁合金厂分别从德国引进3000kVA和31500kVA锰硅电炉，现已投产。 我国电炉高碳锰铁的生产，一般多采用熔剂法生产工艺。锰硅合金的生产，一般都采用有渣法生产工艺。 中低碳锰铁的生产，主要有电炉法、吹氧法和摇包法3种。摇包法包括在摇包中直接生产中低碳锰铁和摇包-电炉法生产中低碳锰铁。摇包-电炉法工艺比较先进、生产稳定可靠、技术经济效果好，目前上海、遵义等铁合金厂都采用此法。 金属锰生产方法有火法冶炼和湿法冶炼。火法冶炼金属锰，我国始于1959年，由遵义铁合金厂首次用电硅热法试制成功，一直独家生产至今。生产工艺采用三步法，第一步用锰矿石炼成富锰渣;第二步用富锰渣炼制高硅硅锰合金，第三步用富锰渣为原料，高硅硅锰作还原剂及石灰作熔剂，即电硅热法制成金属锰。湿法冶炼主要是电解法，常称电解金属锰。我国于1956年由上海901厂建成第一家电解锰生产厂，到90年代初已有大小电解金属锰厂50余家，年总生产能力达4万余t。生产工艺流程大致分硫酸锰溶液制备、电解、后处理3个生产工序。后处理是电解完成后包括产品纯化、水洗、烘干、剥离、包装等系列操作。最终获得合格电解金属锰产品，含Mn99.70%～99.95%。

废有色金属的预处理是指将有色金属废件和废料的状态变成能够进行有效的后续冶金加工的过程。这一过程包括：使各种废件和废料达到规定的外形尺寸和重量标准；将有色金属与黑色金属分离；去除非金属夹杂物、水分、油质等。对废有色金属进行精细和高质量的准备，使之适用于冶金工序，可以使有色金属损失减少到最低程度，使燃料、电力、熔剂的单位消耗降低，使冶金设备和运输工具得到有效的利用，并使劳动生产率及有色金属与合金产品的质量得到提高。     有色金属废件与废料的预处理包括下列主要工序：分选，切割，打包，压块，破碎，粉磨，磁选，干燥，除油等。特种再生原料（废蓄电池、废电动机、废电线、马口铁废料）的预处理，采用专门的生产线。全苏再生有色金属科学研究设计院研究出废有色金属预处理的一般工艺流程（图1），该流程从有色金属废件与废料进入车间起，至成品发往用户厂为止。图1打包和压块     打包的目的是把松散的轻薄的废件与废料压实并制成一定重量、尺寸和密度的打包块。密实的物料便于装炉熔炼，熔炼过程中氧化造成的金属损失也小，同时，原料的运输费用还可得到降低。需要进行打包加工的，是分解成块的大型废件、废散热器、切边、废棒材、废管材、废电缆、废定子绕组、碎屑、废压模、日用废品等。加工的打包块密度，取决于压力的大小以及所压制的物料的厚度。废铜打包需用2000～4500千牛顿压力，废铝打包则需用1400～2000千牛顿压力。     各种液压打包机（表4）按压力大小分为小功率（压力2500千牛顿）打包机（Б-132型、Б-133型、ПГ-150型）、中等功率（压力2500～5000千牛顿）打包机（Б-1334型、ПГ-400型、CPA-400型）和大功率（压力5000千牛顿以上）打包机（CPA-1000型、CPA-1250型）。 表1（前）苏联国产打包机的技术参数机型外形尺寸（米）最后压级压力（千牛顿）打包机生产能力（块／小时）  电动机功率（千瓦）    打包机重量（吨）  挤压室打包状Б-132型*1.5×0.7×0.60.3×0.4×0.6100025108Б-1330型1.7×0.9×0.30.3×0.3×0.51000758526П-150型1.8×0.7×0.60.3×0.3×0.61500202010Б-1334型1.7×1.4×1.20.4×0.4×0.525003513572CPA-400型3.0×2.6×0.80.6×0.6×1.229001220113ПГ-400型2.8×1.5×1.10.4×0.5×0.639002022087CPA-1000型**4.5×4.0×1.31.0×0.7×2.0620020250308CPA-1250**2.2×0.8×2.91.0×0.8×0.81180045430285 *Б-132型打包机虽然已经停止生产，但许多企业仍在使用。 **CPA型打包机是由捷克斯洛伐克生产供应的。     打包过程包含以下主要工序：废料的验收和准备，装入打包机，打包，将打包块推出挤压室，验收并运走成品打包块。     现用Б-132型打包机（图2）的作业来说明打包过程中各道工序之间的连贯性。借助液压缸将原料由料箱1送入挤压室2。挤压室则用由液压缸4传动的盖3盖住。此时露出挤压室边缘的废料尾端由固定在盖的侧面和前面的刀切掉。打包过程中采用纵向和横向挤压头两次挤压，挤压头固定在液压缸5、6的活塞杆上。压制完毕后，打开挡板并借助液压缸7将打包块推出挤压室。     各种液压打包机都是自动化或半自动化作业，能将废料打压成重量为50～4500千克的不同打包块。  图2  Б-132型打包机的打包流程 а-装料；б-关盖；ъ，г-打包；э-推出打包块     压块适合在对废有色金属屑进行冶金处理前备料时采用。压块的目的是便于存放和运输，加快溶炼过程并减少金属损失。在压块过程中，原料被压实至2000～2200千克／米3的密度。适合进行压块的是粒度小于100毫米的无夹杂干屑。[next]     （前）苏联国内许多企业在对废屑进行压块加工时广泛使用液压压块机（Б-654型）和脉冲式压块机（MИБ-275型）。     用Б-654型压块机（图3）生产压块的过程，包括6个自动实施的连续工序：Ⅰ-切截批量废屑并用风动捣锤捣实；Ⅱ-用挤压头夹住废屑并将其压入阴模，同时进行压块造形，并使系统中的压力达到13亨帕；Ⅲ-移开捣锤，夹入新批量废屑；Ⅳ-在主液压缸的作用下使压块成形，成形过程持续至压力达16亨帕为止；Ⅴ-由阴模取出成品压块并使带有捣锤的挤压筒复位；Ⅵ-退出挤压头，使压块落入出料槽。在整个循环作业过程中，振动器均匀地将废屑由料仓给入进料槽。  图3  Б-654型压块机 1-带有液压缸的横梁；2-移动挤压筒的液压缸；3-振动器； 4-带风动捣锤的挤压筒；5-充油阀；6-充油箱；7-压力阀； 8-快速液压缸；9-油箱；10-操纵台；11-空气分配器； 12-液压工作缸；13-电动机；14-泵；15-可逆阀     脉冲式压块机的挤压功能，是在天然气和空气的混合物燃爆过程中释放产生的。采用这种压块机加工铝屑，可制取直径275毫米、高65～75毫米、重10～12千克的压块。压块机的加工能力为1.2～1.5吨／小时。

砷白铜的来历和特性  我国古代有一种砷白铜，它是砷铜合金。这种砷白铜则是中国古代炼丹家的突出贡献。不过他们叫它“药银”，意思是用丹药点化而成的白银。点化这种“药银”比冶炼镍白铜要更困难，而且很容易中砷毒。因此炼丹家们为取得这项成就曾付出了很大的代价。　砷白铜是用砷矿石（砒石、雄黄等）或砒霜（As2O3）点化赤铜而得到的。铜中合砷小于10％时，呈金黄色，炼丹家称其为“药金”（即砷黄铜）；当含砷量等于或大于10％时（砷白铜），就变得洁白如雪，灿烂如银，称为“药银”。作合金添加剂生产铅制弹丸、印刷合金、黄铜（冷凝器用）、蓄电池栅板、耐磨合金、高强结构钢及耐蚀钢等。黄铜中含有重量砷时可防止脱锌。高纯砷是制取化合物半导体砷化镓、砷化铟等的原料，也是半导体材料锗和硅的掺杂元素，这些材料广泛用作二极管、发光二极管、红外线发射器、激光器等。砷的化合物还用于制造农药、防腐剂、染料和医药等。 　用于制造硬质合金；黄铜中含有微量砷时可以防止脱锌；砷的化合物可用于杀虫及医疗。砷和它的可溶性化合物都有毒。 　　元素辅助资料：  砷中毒表象砷在地壳中含量并不大，但是它在自然界中到处都有。砷在地壳中有时以游离状态存在，不过主要是以硫化物矿的形式存在如雌黄（As2S3）、雄黄（As2S2）和砷黄铁矿（FeAsS）。无论何种 金属 硫化物矿石中都含有一定量砷的硫化物。因此人们很早就认识到砷和它的化合物。以上就是砷白铜的来历和特性，更多信息请详见上海 有色 网

        现一块铜合金,是由磷和铜组成.磷铜合金的来源：1954年，美国对铜阳极在硫酸盐光亮镀铜工艺的发展研究中，发现在铜阳极中添加少量的磷，在电镀过程中铜阳极的表面生成一层黑色的“磷膜”，这层“磷膜”具有 金属 导电性，控制电镀的速度，使镀层均匀，无铜粉产生，大大减少阳极泥的生成，提高镀层的质量，从而出现“磷铜阳极”这种磷铜合金品。磷铜合金的用途：磷铜合金主要应用于印制电路板、五金、塑料和电铸电镀用磷铜阳极；电气接点和插接件用铜带；引线框架用铜带；用于电机、空调、冷冻机 行业 的代银钎料；铜及铜合金材料的脱氧剂和铝合金铸造物的晶粒细化剂。     铜合金（copper alloy ）以纯铜为基体加入一种或几种其他元素所构成的合金。纯铜呈紫红色﹐又称紫铜。纯铜密度为8.96﹐熔点为1083℃﹐具有优良的导电性﹑导热性﹑延展性和耐蚀性。主要用于制作发电机﹑母线﹑电缆﹑开关装置﹑变压器等电工器材和热交换器﹑管道﹑太阳能加热装置的平板集热器等导热器材。常用的铜合金分为黄铜﹑青铜﹑白铜3大类。 

砷黄铁矿是一种复合矿，它含有有色金属和贵金属。跟着这种矿石处理量的添加，迫切需要作出选择，或把砷和尾矿一同弃掉，或把它分选成砷产品和混合产品。 在砷黄铁矿矿石中稀散有色金属的含量有不少到达0.01%～0.15%。在这种矿石中金主要与硫化物呈胶态－低涣散缔合，银则呈磺酸盐存在。与金不同，有色金属和银不总是与砷共生。在采金部分当用化法处理这种矿石时，磺酸盐中向银进入了尾矿，乃至有色金属也丢失掉了。 砷黄铁矿的显着的矿藏学特征和工艺特征，决议了稀散的有色金属和银有必要以优先浮选法富集于供火法熔炼的含砷最低的独自产品中，随后再把金－砷矿藏浮选到精矿中。 矿藏主要有砷黄铁矿、黄铜矿、铁硫砷钴矿。辉铋矿。矿石特点是有色金属和贵金属与砷黄铁矿共生程度很高。为了尽可能地使各矿藏得到别离，矿石磨至96%－0.074毫米粒级。 浮选选用基酸作捕收剂使有色金属和砷别离。在浮选过程中选用脂肪族基酸和芳族基酸可使有色金属和贵金属别离，这些金属与基酸构成实际上无砷的络合物（见表1）。 表1  矿石用基酸作捕收剂的浮选成果产品称号产  率品  位回收率酸称号CuAsCuAs泡沫产品0.646.423.2568.50.50丁二酸槽内产品99.360.0194.5031.599.5泡沫产品0.75.483.063.70.5基醋酸槽内产品99.30.0204.2563.399.5泡沫产品1.153.946.7075.51.7对酸槽内产品98.850.0154.5024.598.3泡沫产品1.04.449.074.01.98间酸槽内产品99.00.0164.526.098.02泡沫产品1.24.105.5082.01.5磷酸槽内产品98.80.0114.4018.098.5某些基酸（以钠盐方式）、丁二酸、基醋酸、磷酸、间酸和对酸的效果比较标明，磷酸（2－酸）是最有用的捕收剂，它可确保泡沫产品中具有较高的金属回收率。 与砷缔合的钴和金是借助于丁基黄原酸钾回收到砷黄铁矿精矿中。矿石用两种捕收剂经两段浮选的成果列于表2中。 表2  用两种捕收剂浮选富集有色金属和砷黄铁矿的成果（%）产品称号产率品    位药剂称号Au 克/吨Ag 克/吨CuBiCoAsAuAgCuBiCoAs泡沫产品Ⅰ2.027.5100.03.114.40.2813.220.180.498.2678.13.75.75磷酸 （pH＞5）－250克/吨 苏打－3公斤/吨 硫酸铜－300克/吨 丁基黄药－120克/吨 T－66－90克/吨 磁酸铜－150克/吨 丁基黄药－150克/吨 T－66－30克/吨 —泡沫产品Ⅱ16.811.81.80.0020.050.8022.872.312.10.57.589.683.4中间产品2.42.11.20.0010.020.2915.51.81.20.040.44.68.10槽内产品78.80.20.20.0010.020.0040.165.36.31.214.02.12.75 游离的有色金属和贵金属被邻酸富集到泡沫产品中，其产率为1.5%～2.0%。在第一次浮选精矿中铜、铋、银档次别离到达3.11%、4.40%、100克/吨，回收率—97%、80%、78.10%和80.4%、该产品中砷回收率为5%，看来要靠浮选选别连生体的砷黄铁矿。 当该矿石在一段混合浮选中仅用丁基黄药时，混合精矿中铜、铋和钴的档次别离为0.8%、0.3%和0.95%。此刻砷含量达35%。第2次泡沫产品是砷黄铁矿精矿，砷回收率为92%，档次为22%～23%。 依据所取得的材料分析，关于砷黄铁矿型含砷量较高的矿石，可引荐运用两种捕收剂的两段浮选流程。在浮选过程中运用基酸能够确保游离的有色金属和贵金属的必定回收率。运用黄药能够辅佐富集砷黄铁矿、黄铁矿及与其共生的金属。

08铝压块：冷轧板热轧板利用过（一般都是冲过）后剩下来的尾料，压成块后卖到钢厂回炉炼钢。北方地区常以此来命名，而在广东地区则称之为冲花边料，在川渝地区则称之为轻料（因为比较薄的缘故），华东地区称之为冲板料、冷板料等等。 该料型因为含碳低，无锈，故价格在废钢之中属于较高的一类，多被小炉拿来降碳用，一般从汽车厂、冰箱洗衣机厂等出来的比较多。

HSn70-1锡黄铜是含有微量砷的铜锌锡三元系的a单相黄铜，中国国家标准 (GB5232—85)分类中列为加砷黄铜。微量砷能抑制脱锌腐蚀，进一步提高合金的耐蚀性能。    砷黄铜具有良好的力学性能，用于制作换热器和接触腐蚀性液体的导管，特别广泛应用于内陆热电厂制作高强耐蚀的热交换器冷凝管。近年来研究证明，向砷黄铜中添加微量硼、镍等元素，能更好地提高合金的耐蚀性能。砷黄铜有应力腐蚀破裂倾向，对冷加工管材必须进行消除应力低温退火。HSn70-1热压加工时易裂，要严格控制杂质的含量。    砷黄铜化学成分：锌(Zn)余量,铅(Pb)≤0.05,铁(Fe)≤0.10,锑(Sb)≤0.005,磷(P)≤0.01,铋(Bi)≤0.002,锡(Sn)0.8～1.3,砷(As)0.03～0.06,铜(Cu)69.0～71.0,杂质总和％≤0.3    砷作合金添加剂生产铅制弹丸、印刷合金、黄铜（冷凝器用）、蓄电池栅板、耐磨合金、高强结构钢及耐蚀钢等。黄铜中含有重量砷时可防止脱锌。    在我国商代时期的一些铜器中有砷，有的多达4%。铜砷合金中含砷约10%时呈现白色，有锡时含砷少一些，也可得银白色的铜。我国古代劳动人民创造了白铜。我国古代有一种砷白铜，它是砷铜合金。这种砷白铜则是中国古代炼丹家的突出贡献。不过他们叫它“药银”，意思是用丹药点化而成的白银。点化这种“药银”比冶炼镍白铜要更困难，而且很容易中砷毒。因此炼丹家们为取得这项成就曾付出了很大的代价。砷白铜是用砷矿石（砒石、雄黄等）或砒霜（As2O3）点化赤铜而得到的。铜中合砷小于10％时，呈金黄色，炼丹家称其为“药金”（即砷黄铜）；当含砷量等于或大于10％时（砷白铜），就变得洁白如雪，灿烂如银，称为“药银”。    更多关于砷黄铜的资讯，请登录上海 有色 网查询。 

这类型选矿难度最大，是选矿工作者一向霸占的难关。因而研讨工作比较深、比较广。有些矿区已使用了新技术，并取得了较好效果。但大部分仍处于研讨阶段，或半工业性阶段。近年来科研新发展概述如下。 反—正浮选：先选出钙质矿藏，然后选磷矿。 在H2SO4介质顶用脂肪酸浮钙质矿，用磷酸或P201按捺磷灰石。然后再选磷灰石。此工艺完成了较粗磨条件下的常温浮选，浮选温度可降至9℃。 另一方面，钙质和磷矿都含有同名离子—Ca++，用脂肪酸类辅收剂浮钙质矿藏时不免形成磷灰石的丢失。相反Ca质矿藏选欠好时，磷精矿中的MgO仍大于1.5%。本工艺适用于含Ca矿藏较低的矿石。 正浮选：即从矿石中直接浮选磷灰石。 近十几年来，选矿科技工作者一向在霸占含钙矿藏的按捺剂，且取得了很大的发展，使直接浮选磷灰石成为实际，简化了流程，提高了选矿目标。 近年来研发的较有用的钙质矿藏按捺剂有：S系列：计有S—711，S—804，S—217，S—808，系、粗菲、的磺化物别离与甲醛归纳反应物。F103：腐植酸钠与低分子量含氮化物的反应物。L339：以木素磺酸钙为质料的木素衍生物。SG—10：顺酐、对磺酸组成的表面活性剂。 消化—浮选：此工艺与上述的焙烧—消化相同。 不同的是消化后的磷档次不高，含有很多的硅质。所以消化后还需搞磷—硅分选，能够正浮选，也可反浮选，视其二种矿藏的份额而定。但在浮选前有必要碳化，碳化工艺是把炉气中的CO2引进浮选的矿浆中。其意图是消除矿浆中剩下的石灰乳，一起也起到调开矿浆pH值的效果。 此工艺适用于磷矿含P2O5较高、碳酸盐矿藏含量较低的矿藏。在具体操作上要严厉，在碳化前的矿浆中CaO含量应低于1.5%。 碳化不能过度，否则将恶化浮选。重—浮联合流程：用水力旋流器可得一部分磷精矿(沉砂)，这样将削减三分之一的浮选量。药剂也将削减三分之一。 然后降低了本钱。关于磷灰石型磷矿，属易选矿石。但其档次低，一般P2O5 而该类型磷矿均含有多种可供归纳利用的有用矿藏，如铁、钛、钒、铂族、碘、石榴石、蛭石、黑云母、透辉石等。只需归纳利用搞上去，此类矿石的经济效益是可观的。如承德马营磷矿就是一例。

砷　　砷有黄、灰、黑褐三种同素异形体。其间灰色晶体具有金属性，脆而硬，具有金属般的光泽，传热导电，易被捣成粉沫。密度5.727，熔点817℃，加热到613℃便可不经液态，直接提高成为蒸气。砷在空气中加热至200℃时，有萤光呈现，温度更高(400℃)时焚烧，呈蓝色火焰，构成(As2O3)烟雾。游离砷易与氟和氮化合，在加热情况下也与大多数金属和非金属发作反响。砷不溶于水，溶于硝酸和，也能溶解于强碱，生成盐。　　一切的可溶砷化物都有毒，无机砷比有机砷毒性更大，三价砷比五价砷毒性大20倍。出产中严禁用喷水来冷却含砷的热渣和把含砷废渣露天堆积，要有严厉的劳作保护措施。是剧毒的气体，在制备化合物半导体如镓砷磷时，要避免中毒。在空气中的最大容许浓度为0.05ppm。　　砷在地壳中有时以游离状况存在，大多以硫化物方式夹杂在铜、铅、锡、镍、钴、锌、金等矿石中。常见的含砷矿藏有斜方砷铁矿(FeAs2),雌黄(As2S3),辉钴矿(CoAsS),雄黄(AsS)，砷黄铁矿(又称毒砂FeAsS),辉砷镍矿(NiAsS)，硫砷铜矿(Cu3AsS4)等。　　氧化砷的制取：通常是将含砷高(As0.3％以上) 的硫化物精矿在回转窑、多膛炉或流态化炉内于600～700℃焙烧，砷以As2O3蒸腾，蒸腾率可到达90～95％。含砷烟气应在进入收尘器曾经，敏捷经过175～250℃温度区，避免冷凝成玻璃砷而粘结阻塞管道。收集到的烟尘一般含As2O3 1～30％，把它和煤、黄铁矿或方铅矿混合，在反射炉中于500～700℃焙烧，得到含As2O3 90％的粗白砷。粗白砷在反射炉内再提高一次，得到 As2O3含量为99％的精白砷。　　金属砷的制取：一般选用As2O3碳复原法。将白砷与焦炭混合，放入钢罐内，用电炉或其他工业炉，加热至700～800℃，使砷蒸腾，冷凝收回，可得纯度超越99％的金属砷。　　高纯砷的制取：半导体材料（如硅）所需的掺杂剂用砷为99.999％的高纯砷，而化合物半导体（如）则要求砷的纯度到达 99.9999～99.99999％。我国制备高纯砷的工艺流程为：粗砷→氯化→精馏→氢复原，首要提纯进程是精馏。特别是选用砷填料精馏塔，可有效地除掉硫和硒等难除的杂质。　　金属砷首要用作合金添加剂，例如用于出产印刷用合金、黄铜(冷凝器和蒸腾器)、蓄电池栅板（硬化剂）、耐磨合金、高强度结构钢以及耐海水腐蚀用钢等。在铅中参加0.5％的砷，可增加铅的硬度，这种铅用来铸造弹丸。高纯砷首要用于出产化合物半导体如、砷化铟、镓砷磷、镓铝砷等以及用作半导体掺杂剂。这些材料广泛用于制作二极管、发光二极管、隧道二极管、红外线发射管、激光器以及太阳能电池等。　　砷的化合物用于制作农药、防腐剂、染料、医药等。砷的最重要的化合物是，俗称，是烈性，砷的化合物都是有毒的，被很多用于制作无机农药。假如人畜不小心而误中砷毒，可服用新鲜的氢氧化亚铁悬浮液来解毒。砷的其他化合物，如、亚钙、铅、钙、锰等也都是常用的农药。在制作这些含砷农药的工厂里，空气中的含砷量有必要低于0.3毫克／米3。

砷有黄、灰、黑褐三种同素异形体。其间灰色晶体具有金属性，脆而硬，具有金属般的光泽，传热导电，易被捣成粉沫。密度5.727，熔点817℃，加热到613℃便可不经液态，直接提高成为蒸气。砷在空气中加热至200℃时，有萤光呈现，温度更高(400℃)时焚烧，呈蓝色火焰，构成(As2O3)烟雾。游离砷易与氟和氮化合，在加热情况下也与大多数金属和非金属发作反响。砷不溶于水，溶于硝酸和，也能溶解于强碱，生成盐。 一切的可溶砷化物都有毒，无机砷比有机砷毒性更大，三价砷比五价砷毒性大20倍。出产中严禁用喷水来冷却含砷的热渣和把含砷废渣露天堆积，要有严厉的劳作保护措施。是剧毒的气体，在制备化合物半导体如镓砷磷时，要避免中毒。在空气中的最大容许浓度为0.05ppm。 砷在地壳中有时以游离状况存在，大多以硫化物方式夹杂在铜、铅、锡、镍、钴、锌、金等矿石中。常见的含砷矿藏有斜方砷铁矿(FeAs2),雌黄(As2S3),辉钴矿(CoAsS),雄黄(AsS)，砷黄铁矿(又称毒砂FeAsS),辉砷镍矿(NiAsS)，硫砷铜矿(Cu3AsS4)等。 氧化砷的制取：通常是将含砷高(As0.3%以上)的硫化物精矿在回转窑、多膛炉或流态化炉内于600～700℃焙烧，砷以As2O3蒸腾，蒸腾率可到达90～95%。含砷烟气应在进入收尘器曾经，敏捷经过175～250℃温度区，避免冷凝成玻璃砷而粘结阻塞管道。收集到的烟尘一般含As2O31～30%，把它和煤、黄铁矿或方铅矿混合，在反射炉中于500～700℃焙烧，得到含As2O3 90%的粗白砷。粗白砷在反射炉内再提高一次，得到As2O3含量为99%的精白砷。 金属砷的制取：一般选用As2O3碳复原法。将白砷与焦炭混合，放入钢罐内，用电炉或其他工业炉，加热至700～800℃，使砷蒸腾，冷凝收回，可得纯度超越99%的金属砷。 高纯砷的制取：半导体材料(如硅)所需的掺杂剂用砷为99.999%的高纯砷，而化合物半导体(如)则要求砷的纯度到达99.9999～99.99999%。我国制备高纯砷的工艺流程为：粗砷→氯化→精馏→氢复原，首要提纯进程是精馏。特别是选用砷填料精馏塔，可有效地除掉硫和硒等难除的杂质。 金属砷首要用作合金添加剂，例如用于出产印刷用合金、黄铜(冷凝器和蒸腾器)、蓄电池栅板(硬化剂)、耐磨合金、高强度结构钢以及耐海水腐蚀用钢等。在铅中参加0.5%的砷，可增加铅的硬度，这种铅用来铸造弹丸。高纯砷首要用于出产化合物半导体如、砷化铟、镓砷磷、镓铝砷等以及用作半导体掺杂剂。这些材料广泛用于制作二极管、发光二极管、隧道二极管、红外线发射管、激光器以及太阳能电池等。 砷的化合物用于制作农药、防腐剂、染料、医药等。砷的最重要的化合物是，俗称，是烈性，砷的化合物都是有毒的，被很多用于制作无机农药。假如人畜不小心而误中砷毒，可服用新鲜的氢氧化亚铁悬浮液来解毒。砷的其他化合物，如、亚钙、铅、钙、锰等也都是常用的农药。在制作这些含砷农药的工厂里，空气中的含砷量有必要低于0.3毫克/米3。

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

跟着钢铁工业的快速开展，现在铁矿石资源日趋严峻，一些杂乱铁矿资源正在被大力的开发运用。我国贮藏有很多的含砷铁矿，到1990年国内探明的含砷铁矿储量达18.8亿t。砷作为钢材中的有害元素，对钢材功能发作一系列不良影响。例如，含砷钢在正常轧制的工艺条件下，即氧化气氛中长时刻的高温加热，会呈现表面富集层，构成热加工表面龟裂。它在钢中偏析严峻，促进钢材带状安排的开展，下降钢的冲击韧性，易使钢在热加工进程中开裂。有特殊用处的钢，如石油钻杆钢、大型发电机转子钢、核工业用钢等，乃至要求不含砷。此外，砷及其化合物大都为剧毒物质，对含砷矿石的处理睬带来严峻的环境问题。进行含砷铁矿石脱砷研讨，关于下降砷在冶炼系统中的损害，完成含砷矿产资源的综合运用有着十分重要的含义。 理论分析及实验研讨标明，高炉炉渣及炼钢进程氧化均无法完成脱砷。铁水预处理脱砷本钱较高，合适作为深度脱砷手法，当铁水砷含量较高时，该办法显得并不经济，单纯依托预处理脱砷无法完成含砷铁矿有用运用。矿石中含砷化合物在高温下易分化气化，国内外冶金工作者运用这一特性，选用焙烧和烧结的办法做了很多矿石预处理脱砷的研讨，矿石中的砷含量得到了有用操控。与铁水预处理脱砷比较，气化脱砷具有本钱低价、处理规划大、工艺简略等特色，是开发运用含砷铁矿资源、下降钢材中砷含量的有用途径。 铁矿石气化脱砷工艺主要有球团脱砷、烧结脱砷、氯化脱砷。 球团脱砷：球团矿出产以煤为发热剂，出产温度较高，属弱氧化-复原性气氛，具有气化脱砷的根本条件，在合理的出产工艺条件下，可以取得较高的脱砷率。可是，矿石脱砷率与球团矿抗压强度之间却存在一些对立。例如，球团矿抗强度随氧体积分数添加而上升，矿石脱砷率却与氧体积分数成反比联络；球团矿抗强度与配煤量成正比，但若配煤量过大而导致复原性气氛太强，脱砷率反而下降。因而，怎么完成最大化脱砷一起又确保球团矿质量是该工艺的关键所在。 烧结脱砷：烧结矿出产规划较大，可以很多处理含砷铁矿石；焚烧层及冷却层料温很高，料层高温区停留时刻较长，含砷化合物可以充沛的分化；烧结机底部设有抽风设备，负压操作工艺更有利于砷化物分化气化。此外，烧结出产可选用不同矿石及质料调配运用，可供调理手法较多。但是，烧结脱砷除了上述优势外也具有一些缺陷。例如，现在烧结工艺遍及选用高碱度烧结，这将大大按捺烧结脱砷；烧结进程伴跟着一系列杂乱的物理化学变化，各个工艺参数联络严密、相互影响，模拟实验及工业实验都很难精确取得每个工艺参数对烧结脱砷的详细影响；此外，烧结进程归于“黑箱”模型，关于烧结脱砷机理的深入研讨存在很大难度。 氯化脱砷是在必定温度和气氛条件下，用氯化剂使矿藏质猜中的意图组分转为气相或凝集相的氯化物，以使意图组分别离富集的工艺进程。砷将以低沸点化合物氯化砷(AsCl3)方式气化，AsCl3在温度121.4℃时，蒸汽压即为105Pa，而As4O6分压到达105Pa，需求温度478.8℃，因而AsCl3在焙烧进程中更简单蒸发。此外，AsCl3在高温下不易被氧化，可以有用避免钙、铁等固态砷化物的生成，理论上具有大幅进步脱砷率的可能性。 影响铁矿石气化脱砷的要素有反响温度、反响气氛、矿石中的碱性氧化物和反响时刻等。 单质As熔点为300～320℃，沸点为550～600℃。As2S2等硫化砷熔点为300～320℃，沸点为550～600℃。FeAsS分化温度为510～530℃，FeAsO4分化温度为980～1050℃。跟着温度升高，As2S2、FeAsS、FeAsO4、As2O5等固相砷化物都将逐步分化。而Fe2As、FeAs、FeAs2安稳性则随温度升高而加强，但其仅在低硫势、低氧势的条件下存在。As2S2O气相系统，跟着温度升高，As2S2、As2S3安稳性大大下降，简单发作反响生成As4O6及SO2。 在氧化性气氛下砷化物将以As4O6方式气化，但若氧势过高则简单发作反响，构成As2O5、FeAsO4固相产品而下降脱砷率。 在氧化性气氛下，As4O6可以与CaO等碱性氧化物发作反响生成安稳的盐而下降脱砷率。 在混合气体流量为200L/h(空气∶氮气=1∶1)、焦粉配入量6%、反响温度1100℃的条件下，反响进行到3min时脱砷率已达90%以上，随时刻的延伸脱砷率持续添加；恒温时刻在8～15min内，脱砷率均达95%以上，且15min时脱砷率到达最大；恒温时刻大于15min后脱砷率添加不明显或反而下降。 跟着矿石的日趋贫化及资源的日渐干涸，加大对我国含砷铁矿的开发和运用契合我国国情和钢铁开展的需求，具有重要的现实含义。现在，经过选用合理的脱砷工艺，铁矿石中的砷质量分数得到必定操控，根本可以满意高炉出产要求。但进一步进步铁矿石脱砷率有必要研讨各个工艺条件下的脱砷机理，树立热力学、动力学理论，特别是进行含砷化合物在不同条件下固态-气态-固态转化机制相关研讨。此外，氧化砷、氯化砷、硫化砷等气化脱砷产品均属剧毒性气体，直接排放将带来严峻的环境问题。因而，铁矿石脱砷还应加强含砷废气的无害化处理及收回运用相关研讨。

砷的化学性质首要取决于其氧化状况，即三价砷和五价砷。 1.三价砷As3+，其固态物料常见以As2O3方式存在，液体中则以砷化物——亚的阳离子存在。结晶盐常见、亚银和亚铜等。亚的解离如下：2.五价砷As5+，见以As2O5方式存在。五价被结晶为三元酸，用2AsO4H3 •H2O分子式表明。 在溶液中的解离平衡：砷由磷的电子结构及原子半径相类似，因此这两种元素的化学性质亦十分类似，尤以五价正酸的酸度简直相同，因此可利用这些性质来改进从水中除砷的功率。自然界的砷矿藏首要有硫砷铜矿(Cu3AsS4)、三硫化二砷或称雌黄(As2S3)、砷钴矿(CoAsS2)、砷黄铁矿或称毒砂(FeAsS)等，这些矿藏的pH值呈中性，微溶于水，当经过化学处理收回有用共生元素金时，将转为易溶的砷化合物。如对硫化矿收回金的工艺过程中，矿石进行酸化焙烧，砷则变为细粉末状的亚砷氧化物，经过气相和焙烧矿化而溶解于液相需进行处理，不然对环境形成污染。

在有色金属厂商归纳处理质料进程中，不管从技术上，仍是多经济上考虑，砷总是-种最有害的杂质。直到现在为止，关于所处理质料的各种产品中的砷散布状况仍难以进行核算。现在，正在研讨各种产品中的砷散布状况仍难以进行核算。现在，正在研讨各种产品中的砷散布和脱砷以及使砷以合格产品方式加以收回的办法。表1为各种矿石的选别产品中的砷散布状况。 在选别多金属矿石时，约有84.7%的砷仍留在尾矿中。在很大程度上，可将砷收回到铅精矿中，即约占原矿中砷总量的7.8%。在铜矿石和铜-锌矿石的选别进程中，砷将进入铜精矿，其量约为原矿中砷含量的30.1%。在选矿进程中砷收回串高的原因或许在于；砷在矿石中是以黝铜矿、含硫酸盐和砷黄铁矿形状存在。 铜精矿中含有0.5~1.0%的砷，而选别多金属的锡矿石时所得之精矿中含砷为5~8%。 大大都矿石（例如，多金属矿石，锡矿石、大都的铜矿石和铜-锌矿石）选别后的终究尾矿都不需求脱砷，或许可用硫化-硫酸法很容易地脱除砷。 因而，寻觅抱负的办法使砷进入终究尾矿中，然后下降精矿中砷含量，对铜选矿厂的联系极大。下降精矿中砷含量，就能大大削减砷在本厂内或各厂之间的循环。这样将能削减冶金厂商中用于捕收含砷废料及脱砷的基建出资和出产费用。 砷在铅、锌、锡、镍和钴等产品中的散布状况见表2。有必要指出，进入循环产品中砷的数量是很大的。在铅出产进程中，这部分砷的数量特别大，约为进入炼铅厂中砷总量的62.1%。    大部分砷（占总量的62.4%）随铜精矿和含金精矿进入冶炼厂。将精矿通过冶金处理取得粗铜时，绝大部分砷转入气相中，其量约占50~70%。因而，炼铜厂假如没有对废气进行精除尘和卫生净化系统，那么排人大气中砷的数量会是很大的。为了削减炼铜厂中的砷排出量，就需求尽量采纳有用的对废气进行精收尘和卫生净化以及对硫酸出产的洗涤液进行净化的办法。这个问题关于阿拉维尔迪采矿-冶金公司和中乌拉尔炼铜厂来说，尤为尖利和火急。有关在铅和铜的出产中，砷在厂内循环的状况（见表3）具有很大实际含义。在炼铅厂中，大部分砷与烟尘和含铜浮渣一同作为循环料回来，而在炼铜厂中，砷则与烟尘和熔渣-起作为循环料回来。烟尘的处理已成为一个独立的问题。为了解。决这个问题，还需求拟定一些新的和行之有用的办法以求能归纳处理烟尘和脱砷。 现在，炼钢厂和炼铅厂的烟尘脱神处理是一个本钱最高的作业。虽然烟尘中铜，锌、铅的含量等于或许超越砷的含量，可是这一作业所需之费用要比从烟尘中收回铜，锌、铅的费用高2~4倍。用来别离砷的出产费用约占其总费用的20%，所需的出资占总出资的10%。  由于在粗铅脱铜进程中所得到的含铜浮渣中含铜不超越10%，所以一些冶炼厂往往把这些含铜浮渣回来熔炼。为了削减砷在炼铅厂内的循环，最好是拟定 一个脱铜工艺，以便从粗铅中使神最大极限地转入含铜浮渣中。然后再对其进行处理和对所得之终究含砷产品进行脱毒。 在独自的循环中处理烟尘和含铜浮渣可以使砷在厂内的循环量削减50~60%，使各工厂之间的砷循环量削减45~55%。 最为经济和有发展前景的办法是不只能对含砷废料脱毒，并且在此基础上又能得到合格的含砷产品。归于这类产品的有：，防腐剂、木质防腐，用来维护海船壳体的涂料，中间合金等等。但在现阶段，为了扩展合格含砷产品的品种和增加对砷及砷化合物的需求量，各中心有关部和机关有必要处以满足的注重和有力的合作。 从含砷废猜中以微毒产品的方式别离砷和含砷废料的脱毒，对国民经济具有严重的含义。砷的硫化物或许铁砷黄渣是砷的最抱负的方式。在这些化合物中，砷的含量分别为35~50%和45~50%。最抱负的办法是使砷呈铁砷黄渣状况产出。 这是由于铁砷黄渣不会使与其触摸的水的污染程度超越容许的极限，并能存放在露天库场中保存。一起铁砷黄渣在将来有或许成为出产合格含砷产品的质料。 拟定和完成脱砷的合理办法和制成合格砷产品就能确保有色冶金部分和整个国民济经部分的经济效益进 一步增加，从根本上下降对周围环境的污染程度。

摘要介绍了我国砷矿资源的特色、除砷的必要性及含砷矿石难选的原因，总述了近年来国内外含砷矿石除砷的研讨发展情况，并对各种除砷的药剂和工艺等进行了分析与讨论，提出了发展方向和趋势。砷在国际范围内广泛存在，地壳中砷的丰度约2g/t，因为砷归于亲硫元素，不少硫化矿都伴生有砷。自然界砷矿藏约有150多种，首要为毒砂和砷黄铁矿，大多见于高温文中温热液矿床，并且常常与黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿、辉锑矿、方铅矿、闪锌矿、锡石等硫化矿藏和贵金属金银亲近共生。此外，硫砷铜矿和斜方砷铁矿也较常见。据统计，国际上有15%的铜矿资源砷与铜之比为1：5，有5%的金矿资源砷金比达2000：l。而简直在所有的情况下，砷都是不期望有的杂质。选矿中砷的存在，不只影响了精矿产品的质量。晦气销价与供应，一同也影响了后续的冶金处理进程，并带来了严峻的环境问题。跟着环境立法的日趋完善与严厉，对冶炼精矿产品中所答应的砷含量也日趋下降。我国有关质量标准规则冶炼精矿中As l含砷硫化矿的除砷研讨发展 1.1 含砷铜矿与硫化铜矿的别离铜砷别离是选矿范畴的一大难题，国内外对铜砷别离进行过许多研讨。铜精矿中砷的来历首要有3种途径：①砷以类质同象方式存在于铜矿藏中，选用浮选无法别离，但一般对铜精矿含砷影响不大;⑦含砷铜矿藏如硫砷铜矿、砷黝铜矿等在铜精矿中富集;③含砷矿藏(首要是毒砂)的混入。硫砷铜矿(Cu3AsS4)是最常见的含砷铜矿。因为硫砷铜矿和其伴生的硫化铜矿(铜蓝Cu2S、辉铜矿cuzs、黄铜矿CuFeS2等)表面性质相似，可选性也十分挨近，因而在惯例的浮选流程中，含砷铜矿会不行防止地跟着其它铜矿藏进人精矿中。处理含砷铜矿的存在问题可从两处着手：即在浮选铜矿藏时按捺硫砷铜矿，或是在终究铜精矿中挑选性除掉硫砷铜矿。许多学者研讨了硫砷铜矿的电化学性质及浮选特性。几个学者提出了硫砷铜矿与黄药反响的成果。H.龚为找出硫砷铜矿的最佳浮选电位，研讨了硫砷铜矿在戊基钾黄药(PAX)中的电位和潮湿性。Tajadod和Yen就报导过，在一般混合浮选条件下，用黄药做捕收剂，硫砷铜矿和黄铜矿的表面特性和浮选性质简直相同，惯例的按捺剂如石灰、、硫化物以及都不能有用地完成硫砷铜矿和硫化铜矿的别离。他们曾简略说到经过MAA(镁铵良合物：0.5M六水氯化镁、2.0M氯化铵、1.5M氢氧化铵混合而成)来下降铜精矿中砷的含量。sH Castro和SHonores经过丈量硫砷铜矿的Zeta电位、甄砷铜矿的静电位和哈利蒙特管实验，研讨了硫砷铜矿的表面性质和可浮性，以为硫砷铜矿是一种易于被被黄药浮选的磺酸盐矿藏，其表面存在的硫代盐基团使它在碱性介质中比铜的其它硫化物更能阮抗氧化剂的按捺。有关操控矿浆电位，浮选脱除硫砷铜矿的研讨成果现已宣布。这些成果标明，调理矿浆电位，可将硫砷铜矿与硫化铜矿浮选别脱离。W T Yen和JTajadod就研讨了硫砷铜矿和黄铜矿的两种优先浮选办法，有用地完成了黄铜矿的脱砷作业，其一是黄药用量为20 mg/L，电位一250mV，pH=9.0，按捺黄铜矿而反浮选硫砷铜矿;其二是在相同的pH和黄药浓度下，选用250mg/L的MAA按捺硫砷铜矿浮选黄铜矿。Jaime和Cifuentes也企图经过改动矿隙电位来下降铜精矿中的砷含量，选用这种办法，砷的档次由0.72%降到0.32%。但操控矿浆电位浮选办法在工业上运用的挑选性不高。硫砷铜矿还有一个显着性质是它能反抗强氧化剂的按捺作用。据此，Hunch(1993年)申请了一项用H202和其它氧化剂挑选性地氧化按捺辉铜矿，从辉铜矿铜精矿中挑选性浮选硫砷铜矿的专利。而D.Fomasiero等则以矿藏的挑选性氧化位为根底，提出了挑选性氧化一溶解别离法：在弱酸性介质(pH=5.0)顶用H202挑选氧化，或在碱性介质(pH=11.0)用H202氧化后接着添加EDTA(强络合剂乙二铵四醋酸)挑选性除掉表面氧化物，能够很好地将含砷铜矿和硫化铜矿别离。XPS分析成果标明：用H2O2能很好地别离这些矿藏是因为含砷矿藏遭到的氧化程度比不含砷矿藏要强。此外值得一提的是，细菌浸取技能在除砷方面的运用。细菌浸取铜精矿中硫砷铜矿的原理为：在H20和02存在的条件下，在氧化亚铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌及氧化铁铁杆菌及复合细菌作用下，硫砷铜矿发作直接浸出反响：Cu3AsS4+6H20+1302→4H3AsS04+4CuS04.北京有色金属研讨总院的温建康等经过对我国某含砷低档次硫化铜矿的浮选精矿的细菌浸出实验研讨，指出经过选育优秀浸矿菌种，可有用地直接提取铜精矿中的硫砷铜矿1.2含砷矿藏(毒砂)与(含金)硫化矿的分选 以毒砂为主的含砷矿藏与(含金)硫化矿的别离是选矿作业者一向研讨也是比较扎手的课题。 1.2.1毒砂的可浮性研讨研讨标明：毒砂在中强碱的水一气介质中易氧化，表面生成相似臭葱石[Fe(AsO4)·2H20]结构的亲水膜，尤其在氧化剂存在时，将会激烈促进这一盐的构成。此亲水膜能阻挠黄药捕收剂的吸附，然后大大下降了毒砂的可浮性，在pH=6-11间呈直线下降，pH=9.5时就根本不行浮，pH>11时则彻底受按捺。 1.2.2毒砂与(含金)硫化矿分选的浮选药剂研讨发展 浮选新药剂首要是研讨高效、低成本、无毒或少毒混合药剂。(1)高挑选性捕收剂。毒砂与(含金)硫化矿浮选别离的捕收剂的研讨着重于高挑选性捕收剂的研讨。所用捕收剂首要有巯基阴离子型、硫代酯类和基酸类捕收剂。众所周知，在黄药保存时构成的三硫代碳酸盐类化合物会下降黄药在硫化矿藏表面上构成金属的才能。烷基三硫代碳酸盐(R—s—CS—SNa)能够从毒砂矿藏表面上排出黄药，下降它的疏水性。美国的一些学者申请了归于烷基或芳基三硫代碳酸盐类浮选药剂的专利。BA钱图里亚以丁基与过量的丙稀氯醇为根底制取了新式IIPOKC药剂，它由丙稀基三硫代碳酸盐(11TFK)和丙氧基化硫化物(OIIC)组成，IIPOKC药剂的组分固着在毒砂的表面上，下降了毒砂的可浮性，阻挠了黄药在毒砂表面上的吸附使其表面亲水。在含金黄铁矿和毒砂的浮选时，在黄药前添加IIPOKC药剂可按捺毒砂和进步黄铁矿的可浮性。孟书青等在研讨高砷多金属硫化矿浮选降砷时，发现乙硫氟和胺醇黄药具有相同的作用，使历年出产的含砷3.00%的铜精矿降砷至0.50%左右，并以为这两种药剂与黄药别离以3：5混合运用比独自运用作用更佳。法国选用钾黄药和巯基并噻唑浮选含金毒砂矿石，金精矿档次得到大幅度进步。唐晓莲等人在研讨黄铜矿和毒砂的分选时，发现甲基硫酯具有显着的挑选性，是铜砷别离的有用捕收剂，而黄药简直没有挑选性。基酸类捕收剂运用于硫化矿的除砷研讨报导多见于国外。前苏联学者运用基酸类捕收剂从黄铁矿——砷黄矿矿石中浮选有色金属硫化矿，发现联合运用挑选性基酸类捕收剂和电解溶液，能够进步别离浮选精矿中有色金属的收回率，并能够把少数的有色金属和贵金属从黄铁矿和砷黄铁矿的主体矿石平分选出来。(2)石灰组合型按捺剂。毒砂与硫化矿藏有不同的临界pH值。石灰是常用的碱性pH调整剂，又可促进矿藏表面溶解或氧化。B.Bali和R.S.Rich-ard以为石灰首要经过阻挠硫化矿藏表面双黄药的构成而到达按捺硫化矿的意图的。但是，单一石灰法在毒砂或硫化矿遭到活化或按捺时，其作用往往欠安。所以，石灰常常与其它药剂混合运用以到达较好的按捺作用。童雄等人将石灰与铵盐(硝酸铵、氯化铵)一同参加矿浆中，发现黄铁矿因受铵盐的维护不受按捺，而毒砂则因石灰的按捺而失掉可浮性。将石灰与钠混用，使毒砂在溶有石灰的矿浆中被钠按捺，而硫化矿则依然坚持浮游状况。关于石灰与硫酸铜联合用药，一般以为：被铜离子活化的毒砂在用石灰调整的矿浆中能坚持浮游才能，黄铁矿则因石灰的作用处于按捺状况;或许在石灰的矿浆中参加硫酸铜，能够使被按捺的毒砂康复可浮性，而黄铁矿依然处于按捺状况。研讨标明：当原矿中含许多次生铜矿藏时，可选用石灰与共用，此刻S-与Cu2+生成难溶沉淀物，然后消除了cu2+的活化作用。贺政等人以为进步矿浆pH值对锌砷别离有利，因为闪锌矿浮选的最佳pH值是9—12，而在这种pH值下毒砂表面易构成FeAsO4和Fe(OH)3，然后有用地阻挠了Cu2+在表面的吸附。北京矿冶研讨总院纪军经过将CaCI：和石灰联合运用，摆脱了Cu2+对砷黄铁矿的活化作用，完成在中性和弱碱性矿浆中砷黄铁矿和多金属硫化矿的别离，在原矿含砷高达5.17%的情况下，铅、锌精矿中的砷含量别离降至0.44%和0.35%。(3)氧化剂型按捺剂。毒砂比较简单氧化，长期拌和或加各种氧化剂可激烈按捺毒砂的可浮性。氧化剂品种许多，常见有、、二氧化锰、漂、过氧二硫酸钾(K2S2O8)、次、重等。用或次作氧化按捺剂按捺预先活化的砷黄铁矿，发现当pH值大于7时，氧化剂对砷黄铁矿的按捺作用得到了加强，强的氧化剂能够按捺预先浮选的砷黄铁矿。在酸性条件下，作氧化剂时，选用十二烷基磺酸钠，从黄铁矿和毒砂的混合精矿中浮选含金毒砂，作用杰出。MJ VBeattie等用或许次作氧化剂按捺剂，用作调整剂，导致砷黄铁矿表面氧化构成铁的氢氧化物薄膜，然后按捺了它的可浮性，完成了对砷黄铁矿的别离。别的，进步矿浆温度可加快氧化进程。许多实验作业标明，操控温度在40-50℃，能够强化对毒砂的按捺。(4)碳酸盐型按捺剂。首要包含碳酸钠和碳酸锌。运用碳酸钠作按捺剂，它对黄铁矿等硫化矿表面的氧化产品有必定的清洗作用(溶解作用)，然后活化黄铁矿等硫化矿，使硫化矿与砷矿藏的可浮性差异增大，大大加强了别离的作用。而对碳酸锌而言起作用的实际上是胶体碳酸锌。明景范等发现：当硫酸锌与碳酸钠以必定比倒混合配制成胶体碳酸锌作按捺剂时，能取得满足的按捺毒砂的作用。朱申红又发现不管碳酸钠和硫酸锌的配比怎么，对含金黄铁矿的浮选没有影响，并且发现碳酸钠和硫酸锌适宜的配比应在硫酸锌含量30.00%以下比较适宜。李广明等联合运用碳酸钠和漂，发现能够强化对毒砂的按捺，恰当操控药剂的参加次序，能够改善或活化黄铁矿的浮选。(5)硫氧化合物类按捺剂。将硫氧化合物类药剂运用于抑砷已有许多报导，在工业上也有所运用。这类药剂首要有钠、硫代硫酸盐、、过氧二硫酸钾以及+等。钠就是黄铁矿和毒砂别离中常用的、价廉的有用无机调整剂，它能够有用地抑砷。研讨标明：运用过氧二硫酸钾氧化剂按捺砷黄铁矿，这种办法比用许多的石灰或许在石灰的碱性介质中处理砷黄铁矿作用要好得多。朱申红等在氧化法别离含金黄铁矿和毒砂的研讨中发现过氧二硫酸钾作按捺剂时，其氧化才能适中，挑选性较强，且别离浮选不受氧化时刻影响，能够较好地完成两种矿藏的别离。罗小华经过对以含毒砂为首要砷矿藏的硫化铜进行细磨以及对粗精矿再磨，完成了钠对毒砂的充沛按捺，进步了除砷作用。(6)有机按捺剂的研讨。有机药剂价廉且对环境友好，用来作按捺剂的研讨日益遭到选矿作业者的注重.例如，糊精、腐植酸钠(铵)、丹宁、聚酰胺、木质素磺酸盐及其混台物在已在硫化矿除砷中有所运用，并且取得了满足的作用，展现了有机按捺剂夸姣的运用远景。一同人们发现，有机按捺剂和无机按捺剂组合运用，作用更显着。刘四清运用烤胶与硫酸钠组合对毒砂进行按捺，取得了满足的金精矿。王湘英在研讨含金黄铁矿和毒砂时，运用有机小分子按捺剂，发现H23与未经cu2+活化的毒砂表面发作化学反响，而与含金黄铁矿则没有反响，她以为H23归于硬碱类药剂，毒砂是比含金黄铁矿稍硬的酸，硬酸对碱具有更强的亲和力，这是H23挑选性按捺毒砂的原因。 1.2.3含砷矿藏(毒砂)与(含金)硫化矿分选的其它研讨发展近年来，在浮选技能和联合工艺方面也有必定的发展。例如，选用电位操控含金砷硫化矿的浮选，用氮气替代空气能够精确操控矿浆电位。金矿藏浮选时，砷矿藏能到较好的按捺。又例如，在碳酸钠介质中，充入空气，能够有用进步砷黄铁矿的可浮性。Matsuoka Lsao等选用通电氧化法脱除铅锌精矿中的砷，发现这种办法相同适用于黄铁矿、黄铜矿等硫化矿与毒砂矿的别离。 A MAbeidu等用含镁化合物作黄铁矿与黄铜矿、毒砂别离的调整剂，发现它能够挑选性地按捺毒砂与黄铜矿，而对黄铁矿没有按捺作用。 2含砷金矿的除砷研讨发展含砷金矿石的处理，根本上能够概括为2种办法：①含砷量低且毒砂中含金较少的矿石，用浮选法脱砷，即浮选别离硫化矿与毒砂(此类含砷金矿的脱砷浮选可拜见1.2章节，在此不再论说);②含砷较高并且毒砂中含金较高的矿石(多为含砷难处理金矿型)，经过浮选得到含砷金精矿，再按相应的工艺脱砷。2.1含砷难处理金矿脱砷研讨发展在黄金提取范畴，因为易选金矿资源的不断削减，含砷难浸金矿已逐步成为提金的首要原料。统计资料显现，含砷难浸金矿的开发与运用，将成为国际黄金产值大幅添加的要害。因而，对含砷难浸金矿中金的收回研讨，各国均说到重要日程。在我国，含砷金矿在黄金矿产资源中占适当份额。自20世纪70年代中期以来，已相继在全国16个省区发现了此类金矿。其间，在湖南、云南、贵州、四川、甘肃、新疆等省区都发现了大中型砷金矿，但适当部分为含砷的微细粒浸染型金矿，如湖南的黄金洞、四川的东北寨、贵州的丹寨、甘肃的坪定和久源、新疆的哈图等金矿。因为此类含砷金矿(和浮选含砷金精矿)中金呈显微或次显微金，嵌布粒度十分细，赋存于毒砂或黄铁矿等硫化矿的晶格中，而机械法很难到达单体解离，毒砂又会发作化学搅扰，全泥化或浮选精矿直接化不只使金的浸出率很低，并且形成精矿含砷很高。针对含砷难处理金矿的工艺矿藏学特性，可从3处着手：①强化或改善化条件;②进行脱砷预处理;③选用非化法，防止搅扰化进程的物质的晦气影响，如硫代硫酸盐、法等。现在，强化或改善化条件的研讨还没有实质性发展，所以各国均致力于脱砷预处理和非化法的研讨。 2.2含砷难处理金矿的脱砷预处理研讨发展(1)焙烧氧化法脱砷。焙烧氧化法是工业中运用较广的脱砷硫法。现在，焙烧法首要有欢腾炉焙烧和回转窑焙烧两种，设备方面从单膛炉发展到多膛炉，由固定床焙烧发展到流动态欢腾焙烧直至闪速焙烧。工艺方面从一段焙烧发展到两段焙烧，从运用空气焙烧到富氧焙烧。许多学者都对焙烧脱砷法进行了许多的研讨：熊大民等在维护性气体条件下对高砷金精矿进行的焙烧新技能实验研讨，脱砷率达97.32%，一同他们选用溶解硫然后收回硫，以高纯氢复原硫化砷制取金属砷。我国湖南黄金洞的含砷精矿选用了两段回转窑焙烧脱砷工艺。该工艺在缺氧的气氛下脱砷，脱砷率达99.16%，在有氧的气氛下脱硫，产出的多孔焙砂化浸出率可达93%。但焙烧法在处理进程中排放了必定量的粉尘和砷尘，跟着环保认识的日益增强，它的运用将会不断遭到限制。眇的研讨中发现过氧二硫酸钾作按捺剂时，其氧化才能适中，挑选性较强，且别离浮选不受氧化时刻影响，能够较好地完成两种矿藏的别离。罗小华经过对以含毒砂为首要砷矿藏的硫化铜进行细磨以及对阻精矿再磨，完成了钠对毒砂的充沛按捺，进步了除砷作用。(6)有机按捺剂的研讨。有机药剂价廉且对环境友好，用来作按捺剂的研讨日益遭到选矿作业者的注重.例如，糊精、腐植酸钠(铵)、丹宁、聚酰胺、木质素磺酸盐及其混台物在已在硫化矿除砷中有所运用，并且取得了满足的作用，展现了有机按捺剂夸姣的运用远景。一同人们发现，有机按捺剂和无机按捺剂组合运用，作用更显着。刘四清运用烤胶与硫酸钠组合对毒砂进行按捺，取得了满足的金精矿。王湘英在研讨含金黄铁矿和毒砂时，运用有机小分子按捺剂，发现H23与未经Cu2+活化的毒砂表面发作化学反响，而与含金黄铁矿则没有反响，她队为I{23归于硬碱类药剂，毒砂是比含金黄铁矿稍硬的酸，硬酸对碱具有更强的亲和力，这是H23挑选性按捺毒砂的原因。1.2.3含砷矿藏(毒砂)与(含金)硫化矿分选的其陀研讨发展近年来，在浮选技能和联合工艺方面也有必定的发展。例如，选用电位操控含金砷硫化矿的浮选，用氮气替代空气能够精确操控矿浆电位。金矿藏浮选时，砷矿藏能到较好的按捺。又例如，在碳酸钠介甑中，充入空气，能够有用进步砷黄铁矿的可浮性。Matsuoka Lsao等选用通电氧化法脱除铅锌精矿中的砷，发现这种办法相同适用于黄铁矿、黄铜矿等硫化矿与毒砂矿的别离。 A MAbeidu等用含镁化合物作黄铁矿与黄铜矿、毒砂别离的调整剂，发现它能够挑选性地按捺毒砂与黄铜矿，而对黄铁矿没有按捺作用。 2 含砷金矿的除砷研讨发展含砷金矿石的处理，根本上能够概括为2种方陆：①含砷量低且毒砂中含金较少的矿石，用浮选法脱砷，即浮选别离硫化矿与毒砂(此类含砷金矿的瞻砷浮选可拜见1.2章节，在此不再论说);②含砷I较高并且毒砂中含金较高的矿石(多为含砷难处理险矿型)，经过浮选得到含砷金精矿，再按相应的工艺脱砷。

一、焙烧       为了取得适合于冶炼深加工所需成份的冰铜，熔炼前有时需求经过焙烧脱除精矿中含有的硫和蒸发性杂质（比方砷）。焙烧一般在多膛炉中进行（El Indio矿便是如此），有的则在欢腾炉中进行（Lepanto冶炼厂便是如此）。研讨人员已对焙烧进行了很多研讨，发现蒸发法脱砷首要取决于温度、停留时间及焙烧设备中的气氛类型。如果在硫化物氧化时供应的空气有限，蒸发就很简单进行。在这样的条件下，当温度到达218℃砷完结提高后，能够经过过滤设备从烟尘中别离出（As2O3）：   As2S3＋41/2O2→As2O3＋3SO2             （1）       不过，在有过量空气存在的状况下，砷就会构成不会蒸发，且简单在315℃时熔化的（As2O5）：   As2S3＋51/2O2→As2O5＋3SO2             （2）       这种砷的氧化物一般与矿石中的氧化铁结合在一起、构成铁：   Fe2O3＋As2O5→2FeAsO4             （3）       终究成果，在空气供应有限的状况下砷黄铁矿一般会氧化，蒸发构成（As2O3）。在这样的条件下，焙烧猜中剩余的将首要是铁的氧化物－磁铁矿：   3FeS2＋8O2→Fe3O4＋6SO2             （4）       二、熔炼       熔炼的意图是为了将铜精矿或焙砂中的金属硫化物与脉石别离，在有熔剂存在的状况下熔炼一般在1250℃时进行。熔炼时，参加炉内的质料将别离成两层液体－即浮在上面由脉石和造渣物料构成的炉渣层及沉在下面由金属硫化物组成的冰铜层。       因为砷能以氧化物的方法蒸发，原猜中的砷将被部分脱除。高温时构成的冰铜由最安稳的硫化物组成。比方，Cu2S和FeS分别是铜和铁的最安稳的硫化物，它们是冰铜的首要成份。   据1986年的铜厂商陈述，当冰铜档次挨近80%时，砷的脱除就会发作反转。据分析首要原因为：（一）高档次冰铜中金属铜的存在，影响了砷的别离；（二）砷易于在金属铜中溶解。在智利现有5种不同的熔炼体系中，熔炼和吹炼时砷的散布和脱除状况，见表1和图1。   表1  各种火法工艺中的砷的散布（%）输入时的散布反射炉＋PSC特尼恩特 反应炉＋PSC诺兰达 反应炉＋PSC奥托昆普 炉＋PSC三菱炉粗铜6.73.33.511.44.6炉渣27.07.29.021.543.0转炉渣6.10.22.02.56.6350℃搜集的烟尘31.81.92.034.79.2250℃搜集的烟尘－85.183.513.336.6进入烟囱的烟尘28.42.3－16.6－总  计100.0100.0100.0100.0100.0                                      图1  不同工艺熔炼和吹炼时的脱砷状况       从上述的表图中能够看到，不同的铜冶炼工艺脱砷率差异很大。脱砷工艺（熔炼/吹炼）的不同能够用各家冶炼厂操作条件不同来解说。比方，物料成份、熔炼温度、吹炼速度、富氧浓度、烟气成份、产品成份不同和产品相对量有差异等，导致砷的脱除率不同。在熔炼阶段砷首要经过蒸发和造渣的方法脱除：       反射炉，砷首要经过蒸发和造渣的方法脱除。因为反射炉内的气氛归于弱复原性质，而且炉子具有较大的容量，砷易于经过焙烧蒸发的方法脱除。在P－S转炉中，更多的砷则是经过焙烧蒸发和造渣的方法脱除。       特尼恩特和诺兰达反应炉，蒸发方法脱砷率较高，造渣方法脱砷率则较低。P－S转炉的脱砷率跟着鼓入空气量的增多而添加，这样，处理低档次冰铜时，砷的脱除率就较高。这两种反应炉的冰铜档次大致相同（70%左右）。       特尼恩特和诺兰达反应炉的富氧浓度，分别为38%和33%。而P－S转炉则选用非富氧空气。       奥托昆普型闪速炉和P－S转炉。这类设备经过蒸发途径脱除的砷量更少，因为炉内气氛归于强氧化性，有利于As2O5的构成，从而在渣中能够脱除更多的砷。能够看出，因为有很多的烟尘循环，这类设备砷的脱除率比特尼恩特炉和诺兰达炉低。       三菱熔炼炉。熔炼阶段，砷在炉渣和烟尘中的散布显着不同。吹炼过程中，砷在炉渣、烟尘和粗铜的散布率则大致相同。经过加强氧化处理，能够将粗铜中的砷更多地转移到炉渣中。熔炼和吹炼作业中富氧浓度分别为48%和33%。

NiAs 【化学组成】可有Fe、Co、S等呈类质同像混入。此外，还有Sb、Bi、Cu，其赋存状况未明。 【晶体结构】六方晶系；；a0=0.361nm,c0=0.502nm;Z=2。   图L-9红砷镍矿的晶体结构 (引自潘兆橹等，1993)   红砷镍矿为一典型结构：As按六方最严密堆积,Ni充填一切八面体空地(图L-9)。［NiAs6］八面体共面平行c轴方向联成直线型链，在水平方向上［NiAs6］八面体共棱。Ni除被6个As所围住外(配位数为6)，往往与上下二个Ni间隔较近，成为它最近的相邻者,这使红砷镍矿中的键性明显地向金属键过渡。 【形状】一般成细密块状、粒状集合体，有时呈状等胶体形状。单晶呈六方柱状或板状，但很少见。 【物理性质】新鲜面淡铜赤色，风化面具灰或黑色的锖色；条痕褐黑，金属光泽。解理平行{1010}不完全；断口不平坦。硬度5。相对密度7.6～7.8。性脆。具强导电性。 【成因及产状】常见于热液矿床中，有时见于基性、超基性岩有关的铜镍硫化物岩浆矿床后期热液进程。 【判定特征】浅铜赤色和金属光泽。易熔，在木炭上以氧化焰烧之构成As2O3白色被膜，并有生蒜臭味。 【主要用途】镍的矿石矿藏质料。

大家在使用铝材料加工时，线切割导电块都是会严重的磨损，那有什么方法可以减少线切割导电块过渡磨损呢？如何改善导电块过度磨损？一起来看看吧　　　　针对以上的问题坚诺士小陆给大家作出了分析，主要有有三种方法可以改善：　　　　其一：脉冲电参数的合理搭配　　　　数控高速走丝电火花线切割加工时，较宽的脉冲宽度容易产生比较大的氧化铝或表面粘有氧化铝颗粒，脉冲间隔小也会产生较大的颗粒。而电极丝极易粘附这些较大的加工颗粒，给加工带来很大的负面影响。通过提高脉冲电流的空载电压福值，降低脉冲宽度，加大脉冲间隙，可减少粘付在电极丝上的可能性。　　　　其二：对工作液的要求　　　　目前采用的水溶液作为数控高速走丝电火花线切割加工的工作液，常规配置是1..10，加工铝材料是3.8.为保持工作液的清洁，使其有效的工作，可使用后的海绵避免流入水箱，保持工作液的畅通，减少粘附。海绵定期换洗。　　　　其三：操作技巧　　　　可在上线架后端槽中加一块海绵，高速往复的电极丝经海绵摩擦，减少电极丝抖动，确保电源正常发挥。

一、铜砷别离     铜砷别离主要是处理铜矿藏与毒砂的别离问题，可归纳如下：     （一）高选择性捕收剂。运用选择性捕收剂扩展两种矿藏的分选十分重要。如选用黄药与丁铵黑药组合、黄药与硫氮类混合、丁黄腈酯（OSN－43）、醇黄药、磷基在必定条件下对某一特定矿石都有较好的选择性。辅佐捕收剂如DPG或8－hydroxyquinoline与按捺剂一同参加磨机能进步分选功率和贵金属的回收率。     （二）石灰为主的组合按捺剂：石灰是一种常用的碱性pH值调整剂，既可进步矿浆pH值，一起还可以促进矿藏表面溶解或氧化。但石灰用量要细心操控，若过量对硫化铜矿藏也有必定按捺作用。所以当单一石灰按捺作用欠安时，可配用其他按捺剂，如、硫酸锌和SO2等。研讨标明，由石灰－SO2－Zn（CN）2－络合物组合的组合药剂，对毒砂按捺最有用。当原矿中含很多次生铜矿藏时，毒砂被Cu2＋活化可浮性较高时，可选用石灰与共用；此刻S2－与Cu2＋生成难溶沉淀物，然后消除了Cu2＋的活化作用。     （三）氧化法：毒砂较易氧化，运用充气氧化（pH5.7～6.5）、长期拌和或加各种氧化剂可激烈按捺毒砂的可浮性。常用的氧化剂有漂、、重和二氧化锰等，几种氧化剂作用的强弱次序为：漂＞＞重＞二氧化锰。     进步矿浆温度，可加快氧化进程。很多实验作业标明，在进步矿浆温度的情况下，部分硫化矿藏受氧化强弱程度的次序为：毒砂＞磁黄铁矿＞黄铜矿。操控温度在40～50℃，可以强化对毒砂的按捺。     （四）硫氧酸等无机按捺剂：用硫氧酸或硫代硫酸盐按捺毒砂，实验成果标明，对毒砂的按捺次序为：诺克斯药刘＞硫代硫酸钠＞钠。     （五）有机按捺剂：除无机按捺剂外，从环境保护考虑，人们对寻觅研发新的廉价的有用有机按捺爱好日益稠密。对毒砂的有机按捺剂包含糊精、丹宁、木质素磺酸盐、聚酰胺等，一起人们发现有机按捺剂与无机试剂组合运用，作用显着。     二、硫化铜砷矿别离实践     国内外研讨成果标明，运用现有的选矿技能是彻底可以完成毒砂与硫化铜矿藏的别离。     日本曾报导，关于已吸附药剂的铜砷混合精矿，黄铜矿和毒砂都处于易浮状况，可在混合精矿中增加石灰及，在pH值在10.5～11.5规模进行拌和，再用硫酸或SO2将pH值调到弱酸性pH值为5～7，不加捕收剂仅用起泡剂浮游黄铜矿，使两种矿藏别离。其成果为当铜砷混合精矿含铜3.81%、砷15.28%时，可获得铜精矿档次19.4%、含砷0.24%，铜作业回收率92.4%；砷精矿档次18.6%、含铜0.35%，砷作业回收率92%。     我国在铜－砷别离工艺方面也获得很大发展，如江西弋阳铜矿在pH=5～7.0弱酸性介质中，选用－石灰法按捺毒砂和黄铁矿，用选择性较好的甲基硫酯和乙黄药浮选铜矿藏，在原矿含砷0.7%时，铜精矿含砷下降0.3%以下，而且铜回收率和精矿质量都进步。湖南郴州雷坪矿，选用石灰法按捺毒砂，使铜精矿含砷由2%以上降到0.5%以下。

在原生的金—砷矿石中，常含有1%～2%到10%～12%砷黄铁矿。其他硫化矿藏主要为黄铁矿和磁黄铁矿。当矿石中的硫化矿藏都含有微粒金时，对这类矿石可用化法或先浮选再浮选精矿进行化的联合办法加以处理。当矿石中的大部分金呈微粒状况被包裹在硫化物中时，对矿石可实施混合浮选以选出金—砷精矿或金—砷—黄铁矿精矿。假如混合浮选不能得到抛弃尾矿，那么可对混合浮选尾矿进行化或许对悉数矿石进行化，然后再从化尾矿中收回含金硫化物。     为了改进金—砷矿石的浮选目标，能够选用阶段浮选、矿砂和矿泥分选以及在苏打介质中进行浮选等办法。     黄铁矿和砷黄铁矿可用石灰或许使用空气的氧化作用以及用软猛矿和来按捺砷黄铁矿的办法进行别离。可是，有必要要注意氧化剂的用量不宜过多，氧化剂同矿浆的触摸时刻不宜过长，不然就会活化砷黄铁矿。我国某选金厂的金—砷—黄铁矿精矿含金180.74g/t，含砷达8.3%。该厂用进行了按捺砷黄铁矿的实验，其实验条件如下：矿浆浓度为15%，用量为100g/t（原矿），药剂同矿浆的触摸时刻为5min。用丁基黄药（80g/t）浮选出金—黄铁矿。实验成果如下：金—黄铁矿精矿石含金328.05g/t、含砷1.74%，金收回率为93.43%；而砷精矿含金24.15g/t、含砷15.26%，砷收回率为89.22%。     对部分氧化金—砷矿石，收回金和砷，可用以下流程：     用硫代类捕收剂浮选金和硫化物，对其间的臭葱石可用脂肪酸捕收剂进行浮选，精矿进行焙烧、焙砂化；浮选尾矿用NaOH溶液处理，以便浸出砷和除去金粒表面上的薄膜；残渣进行化；用石灰或高浓度的NaOH溶液从碱性溶液中沉积砷。

黄铁矿与砷黄铁矿的共生矿石，其间含有涣散的有色金属硫化物，一起含有贵金属和稀有金属，在细磨的条件下，运用基酸捕收剂，选用直接优先黄铁矿与砷黄铁矿的共生矿石，其间含有涣散的有色金属硫化物，一起含有贵金属和稀有金属，在细磨的条件下，运用基酸捕收剂，选用直接优先浮选法，可以收回这些金属。较为适合的办法是，首先在粗磨的条件下，分选出硫化矿藏的混合精矿，然后混合精矿再磨，进行有色金属硫化物的别离浮选。再磨黄铁矿和砷黄铁矿精矿，磨矿细度为-0.044毫米，并在液∶固=3∶1的条件下，增加定量的钠盐(NaCl、Na2SO4、Na2CO3)，进行拌和，然后按精矿量增加300克/吨的钠进行浮选。表1 混合精矿浮选实验成果实验号产品名称产率 %档次收回率，%药剂Cu，%Ag，g/tCuAg砷黄铁矿精矿1泡沫产品9.31.543.712.512.0槽内产品90.71.0733.087.588.0 原 精 矿1001.1134.0100100 2泡沫产品17.62.9365.343.940.5NaCl或Na2SO4槽内产品82.40.820.556.159.5—0.1N原 精 矿1001.1728.371001003泡沫产品6.91.3240.06.96.2NaCl或Na2SO4槽内产品93.11.3245.093.193.8—0.2N原 精 矿1001.3244.65100100 黄铁矿精矿4泡沫产品4.1818.58—29.7—槽内产品95.841.91—70.3— 原 精 矿1002.6—100— 5泡沫产品4.520.0—41.5—NaCl—0.1N槽内产品95.51.33—58.5—原 精 矿1002.17—100—NaCl—0.05N6泡沫产品5.012.3—30.6—槽内产品95.01.51—69.4— 原 精 矿1002.01—100— 7泡沫产品3.421.22—28.3—NaCl—0.05N槽内产品96.61.80—71.7—原 精 矿1002.55—100— 8泡沫产品5.317.74—43.3—Na2CO3—0.1N槽内产品94.71.3—56.7—原 精 矿1002.17—100— 由表可见，邻酸钠是从黄铁矿的混合精矿平分选出有色金属硫化物的一种选择性很强的捕收剂。在捕收剂存在的条件下，增加电解质(NaCl、Na2SO4)等，将会影响精矿的产率。在无捕收剂的条件下，在电解质溶液中，有色金属硫化物的浮选一直不能令人满意，在别离浮选精矿中，铜和银的收回率分别为6.9%和6.2%。只运用一种基酸捕收剂来浮选这些金属的细粒硫化矿藏，相同是很不行的，收回率仅到达12%～12.5%。在这种情况下，须研讨选择性捕收剂和低浓度电解质溶液(0.1克当量/升以下)的组合对浮选目标的影响，由于预先实验已查明，在矿浆液相中高浓度盐阻止基酸捕收剂在选别矿藏表面上的附着。把电解液的初始浓度下降到0.05克当量/升，会引起泡沫产品中有色金属硫化物收回率的下降。首要含铜矿藏-黄铜矿，在碳酸钠溶液中，即便没有捕收剂，也具有浮游才能，而在硫酸钠和氯化钠溶液中，没有捕收剂则不能浮游。首要的硫化矿藏-黄铁矿和砷黄铁矿，在Na2SO4和NaCl溶液中，甚至在到达相应的饱满浓度的条件下，相同也不浮游;在Na2CO3溶液中，只要在挨近饱满浓度的浓溶液中，这些矿藏才浮游。运用这些性质促进黄铁矿、砷黄铁矿与有色金属矿藏在浮选过程中较好地分选。捕收剂的疏水效果和电解质溶液的合作，只可以从黄铁矿和砷黄铁矿平分选出解离的有色金属硫化矿藏。一起，泡沫产品中有色金属的档次和收回率取决于矿藏解离的程度。这样，在这种情况下，从砷黄铁矿和黄铁矿精矿中选出的银和铜的收回率为40.5%～44%。从黄铁矿精矿中可以得到档次大于26%的制品铜精矿。由此可见，在浮选过程中，联合运用选择性捕收剂和电解质溶液，可以进步别离浮选精矿中有色金属的收回率，并可以把少数的有色金属和贵金属从黄铁矿和砷黄铁矿为主体的矿石平分选出来。

某矿业有限公司是一家以采选金产品为主业的矿山企业，目前工采的含金多金属硫化矿石，采用浮选法从矿石中分选出金精矿、铅金精矿、锌精矿和硫精矿。载金矿物以方铅矿、毒砂为主。由于硫砷分离（磁黄铁矿、黄铁矿与毒砂分离）没有有效解决，硫精矿中的金没有被计价销售，目前金的回收率偏低仅60%左右。为提高金的回收率，实现硫精矿中金的有效回收，本研究针对高砷硫精矿，以突破硫砷分离为技术路线，探索获得砷金精矿产品以提高金的回收率。 一、试样性质 将高砷硫精矿（下称物料）进行主要化学元素分析和粒度分析，结果分别见表1和表2。    物料试样中含硫36.30%，含砷6.72%，含金2.6g/t，属高砷硫精矿，且知毒砂是金的载体矿物。就本试样言，试验拟通过浮选分离毒砂和黄铁矿，使金在毒砂中富集作为砷金精矿产出。 由表2数据可知，试样粒度较细，－0.074mm（－200目）粒级含量为68.24%，硫、砷的分布率分别为72.56%和76.00%。其中－0.043mm（－325目）粒级中的硫砷分布率也较高，分别达到32.52%与34.62%，从浮选角度分析，这部分物料会影响分离时抑制剂的选择性，从而造成分离困难。 二、分离方法的确定和试验研究内容 （一）该公司现场选矿原则流程为混浮选铅金－铅金分离，浮尾硫酸铜活化浮锌，锌尾调浆在酸性条件下浮硫。本研究在不改变生产原测流程的前提下，采用抑砷浮硫的方案进行试验研究，重点探讨砷硫分离浮选的抑制剂。 通过对比进行了碱法和酸法两种浮抑砷分离工艺的试验研究，结果表明采用酸法工艺为宜，并在酸法浮硫抑砷的抑制剂种类中筛选出Y－As抑制剂为佳。 （二）硫砷分离试验分析与结果 1、抑制剂用量试验 以Y－As作毒砂的抑制剂，分别进行了矿浆pH、Y－As抑制剂用量及捕收剂的用量试验，其中Y－As抑制剂的粗选用量条件试验流程图见图1，试验结果见图2。图2表明：增加抑制剂用量，硫精矿回收率有下降趋势。当Y－As用量2kg/（t·原矿），硫精矿含砷1.65%最低，此时砷的回收率69.36%。 2、精选试验 两次粗选后的泡沫含砷1.65%，因此进行精选Y－As用量试验，精选试验流程在图1条件试验流程的基础上增加一次精选，试验结果见图3。 由图3可知，精选增加Y－As用量有利于抑制毒砂。当添加Y－As为100g/t时，硫精矿中砷含量为1.00%左右，且砷的回收率约为9.00%，继续增加用量，砷品位及其回收率基本不变，因此，确定精选Y－As用量为100g/t为量佳。 （四）闭路试验 针对原矿中部分黄铁矿难活化而部分毒砂难抑制的特点，根据精选试验结果进行闭路试验。硫砷分离闭试验流程为两粗一精一扫见图4，试验结果见表3。由表3数据可以看出，经两次粗选一次精选后硫精矿含S42.85%，硫回收率85.51%，含As1.08%，Au0.42g/t；尾矿作为砷金精矿，产率27.52%，砷品位20.34%，含Au8.66g/t，砷回收率87.73%，金回收率88.67%，硫损失率仅14.49%。 三、结论 （一）试样为高砷硫精矿，含S36.30%，As6.72%，Au2.6g/t，砷矿物主要是毒砂，且为载金矿物，因此实现硫砷分离是提高金回收率的必要途径。 （二）Y－As为一组合抑制剂，由无机盐与有机抑制剂组合而成，无毒、廉价、来源广。本试验研究表明，在酸性矿浆中，Y－As组合抑制剂对毒砂具有较强的抑制作用。 （三）小型闭路试验获得硫精矿含S42.85%，硫回收率85.51%，含As1.08%，Au0.42%；尾矿砷品位20.34%，含Au8.66g/t，砷回收率87.73%，金回收率88.67%，作为砷金精矿销售，达到预期综合回收金的目标。

一、贺兰山磷矿实验室选矿实验 贺兰山磷矿产于下寒武纪系中部，属堆积层状磷块岩矿床。其工业类型有硅质和硅－钙质两种矿石，以前者为主。矿体北起苏峪口、南至大乾沟，全长24公里。整个矿区磷矿石均匀含P2O518%。 矿石的矿藏组成：有用的矿藏为胶磷矿和磷灰石（算计约占40%、磷灰石少数）；脉石矿藏首要有石英（约占40%）、碳酸岩（总量约占9%、方解石3%）。此外，尚有黄铁矿（3%～4%）、绢云母（3%～4%）等。 胶磷矿  呈均质胶状、其次呈鲕状、假鲕状、碎屑状等。首要特色是胶磷矿颗粒中含有不同粒度的杂质，这些杂质首要为黄铁矿、褐铁矿等，粒度多在0.0065～0.048mm，且星点状散布。 磷灰石  呈细微的粒状或柱状，粒度在0.0065～0.026mm，首要散布在石英集合体间或石英砂屑的内缘。 石英  呈滚圆至半圆的碎屑状及隐晶粒状，巨细在0.08～0.16mm，多散布在砂质磷块岩和磷砾岩中。 碳酸盐  首要为白云石、粒度0.016～0.528mm，多呈菱面体或不规则粒状集合体产出；方解石呈它形粒状混在白云石间或呈脉状产出。 矿石的化学组成，列于表1。 表1  贺兰山磷矿矿石化学组成项目含量（%）P2O516.45酸不溶物45.48SiO243.02Fe2O34.26Al2O31.83CaO24.64MgO1.33CO23.64F1.36S全0.57Re2O30.077U0.0014V0.004 1980年，曾以不同的工艺流程，对该矿进行了较详细的实验，成果汇于表2。。由表9看出：选用流程Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ，均可取得档次大于30% P2O5、回收率在80%以上的磷精矿。阐明对该矿选用阶段磨矿、阶段浮选的选别流程，是适合的。 表2  不同流程结构的浮选条件极端成果比照流 程 结 构条件成果磨矿细度－200目（%）药剂总用量（公斤／吨原矿）原矿档次（P2O5%）精矿尾 矿 品 位P2O5%碳酸钠水玻璃木质素氧 石    蜡 化 皂产率 %档次 P2O5%回收率%流程Ⅰ： 磨矿后浮选，得磷精矿；扫选精矿、二次精选尾矿别离以320目筛分；＋320目粒级为中矿；－320目粒级回来流程，粗选作业76.002.71.00.30.4516.8733.4131.2261.834.51中矿21.1420.7726.02流程Ⅱ： 粗磨（－200目65%）后浮选，得部分精矿、尾矿；中矿再磨（－320目72%）后浮选，又得部分精矿、尾矿－3.01.85－0.49816.6145.9230.6484.714.70流程Ⅲ： 除中矿再磨细度为－320目92%外，其他结构同流程Ⅱ－3.51.400.50.45316.8549.1631.1090.744.18流程Ⅳ： 粗磨（－200目65%）后浮选，得精矿和尾矿；其间矿（扫选精矿和一次精选尾矿）兼并分级；＋320目粒级再磨合后和－320目粒级别离回来粗选作业－2.01.350.30.38216.8548.5030.9589.083.57 表3  流程Ⅲ工艺条件表浮选作业称号选别条件榜首段（粗磨）第二段（中矿再磨）工艺条件（药剂用量kg／t原矿）磨矿细度－200目%碳 酸钠水 玻璃氧化 白腊皂浮选时刻（分）磨矿细度－320目%碳 酸钠水 玻璃木 本质浮选时刻（分）粗选Ⅰ65.002.001.000.053392.001.500.300.302粗选Ⅱ————————3扫选———0.4310————3精选——————0.100.24 现以流程Ⅲ为例，将其根据表3所列工艺条件得出的数、质量流程，示于图1。所得终究磷精矿（精矿Ⅰ＋精矿Ⅱ）的化学组成，列于表4。其粒度组成，列于表5。 表4  磷精矿（Ⅰ＋Ⅱ）首要化学组成项目P2O5SiO2Al2O3Fe2O3CO2MgOCaO含量（%）30.5214.550.592.333.481.0343.49 表5  终究磷精矿粒度组成（%）项目粒度 （mm）－0.100 ＋0.076－0.076 ＋0.056－0.056 ＋0.045－0.046 ＋0.037－0.037 ＋0.019－0.019 ＋0.010－0.010算计产率精矿Ⅰ5.936.786.2730.9322.0913.8514.15100.00精矿Ⅱ0.390.625.1935.3023.8711.7722.86100.00档次（P2O5%）精矿Ⅰ23.4926.8628.3530.8932.6431.6428.9630.30精矿Ⅱ21.8124.8626.1328.8729.5130.7535.4230.54分配率（P2O5%）精矿Ⅰ4.596.015.8731.7523.7914.4613.53100.00精矿Ⅱ0.490.494.4533.3723.0511.8526.49100.00图1  贺兰山磷矿阶段磨矿、阶段浮选数、质量流程图 依照图1流程所得的磷精矿产品，进行了解离度的测定。测定成果指出：榜首阶段粗磨时先行分选出已单体解离的部分磷矿藏，再对贫连生体进行第二段细磨使其别离，是契合矿石中有用矿藏嵌布粒度纷歧、选别难易度不同的特色的。因此操作便利，目标安稳。但从表6中的数据看出，欲取得较高质量的磷精矿，其磨矿细度宜在－0.045mm以下。 二、美国佛罗里达中部洛内索姆（Lonesome）选矿厂 佛罗里达是美国最大的磷矿产地，也是国际上最大的磷矿产区。可采储量大26亿吨，约占其总储量的46%。1982年的磷矿产量达2806.1万吨，别离占美国和国际总产值的75%和23%。 该区域的磷矿挖掘首要会集在中部和北部区域，仅波克（Polk）县和希尔斯巴勒（Hillsborough）县的磷矿产量就占佛罗里达总产值的90%。现有11家公司挖掘中部的磷矿、一家公司挖掘北部的磷矿。现在，该区域有选矿厂达24家之多。 佛罗里达磷矿床构成于新世到中新世时期，散布规模北起该州之鸿沟、南渝半岛之半。因长时间露出而受风化作用的影响，具有重要经济价值的矿床，首要赋存于北部霍桑（Hawthorn）组上部和中部博恩伐利（Bove Valley）的下部。在岩性学上这两层矿很类似，都是由各约占三分之一的砂、粘土和呈细粒或卵石状的磷酸盐组成。 佛罗里达磷矿矿床类型有：陆地砾状磷块岩、软质和硬质磷块岩、河底砾状磷块岩、铝磷酸盐、霍桑层含磷白云岩等六种，它们之间的差异首要因为原生矿的风化和（或）堆积所造成的。现在佛罗里达磷矿的整个产值，实际上来自砾状磷块岩的挖掘。 陆地砾状磷块岩矿石，质地松软，呈圆卵状，粒度自25.4mm到0.44mm不等，色彩为灰、黄、褐绿及黑色等。矿藏组成为：磷酸盐30%～60%、石英砂12%～25%、粘土15%～40%。 佛罗里达区域各选矿厂选用的采、选工艺大体相同，可归纳为洗矿、选别和粘土（尾矿）处理三大作业。详细进程如下：用索斗铲先剥离表土，将采出矿石卸入淘洗坑内，用水冲刷成矿浆，经泵输送到洗矿厂，洗矿厂设有固定筛、槽式洗矿机、振动筛和锤式破碎机等设备。矿石经筛分、洗矿和分级可得到约占原矿量30%～50%的＋14目（或＋200目）的砾状磷矿产品（该产品含P2O5 30%～35%、MgO 0.0%～1%、Fe＋Al 2%～3%）。小于14目（或小于20目）的筛下产品经水力旋流器分级，分出的－150目矿泥（含P2O5～15%）排入沉淀池；而－14（或－20）～－150意图底流，即作为浮选作业的入料，着我国入料再按粗、细粒级别离进行“正－反浮选”（即先以阴离子捕收剂正浮选得粗精矿，再以阳离子捕收剂反浮选除掉粗精矿中残留的硅质物），得粗粒和细粒磷精矿。这部分浮选精矿约含P2O5 30%～33%、MgO 0.0%～0.5%、有机质 0.1%～5%、Fe＋Al 2%～3%。所用浮选药剂的品种，一般为苛性钠、（液态）、硫酸、脂肪酸、胺盐和火油，用量因选矿厂不同而异。现以洛内索姆选矿厂为例，阐明佛罗里达磷矿以惯例的阴－阳离子正－反浮选法选其他概略。 洛内索姆选矿厂见于1977年，设计能力为年处理原矿石249.5～272.2万吨，年产浮选精矿136～154万吨。 该矿于1913年即开端挖掘，矿区坐落佛罗里达希尔斯巴勒县东南角，距坦伯（Tampa）约25公里。磷矿石储量5000万吨，均匀含P2O5挨近32%。 该矿矿藏组成为磷酸盐、石英砂和磷酸盐化粘土，份额各约占三分之一。首要化学组分为：P2O5 9.1%、MgO 0.1%，其他为硅质物等。 洛内索姆选矿厂的首要工艺工程，描绘如下： 经由34m3的索斗铲采出的矿石，先制备成矿浆，继而通过长2286m的管道输送到筛分站。＋75mm物料废气；－75mm＋19mm的物料则经破碎，并与粒度为－10mm的矿浆混合。混合后的－19mm的料浆再经另一长为610m的管道送往ф600mm的水力旋流器，在这里除掉磷酸盐化粘土、并将其送到尾矿堆存区。去除粘土后的、浓度为70%的水力旋流器底流，直接卸在运送皮带上而送往选矿厂。 在选矿厂中，对脱泥的物料于洗刷器里进行洗刷、擦拭和筛分，即出产出部分＋16意图终究卵状产品（或称筛分精矿）。－16意图物料即为浮选作业入料。（这部分入料或先行分级后进行粗、细粒级别离浮选，或混合浮选）。送到浮选后的入料先以ф610mm的水力旋流器浓缩到75%的浓度，然后以阴离子捕收剂选别，得泡沫产品（即粗精矿）；对此粗精矿再经水力旋流器脱水、硫酸擦拭和新鲜水洗刷后，以阳离子捕收剂进行精选，得槽内产品，即为终究磷精矿。终究磷精矿经枯燥到2%水分，即为制品。在选别进程中得到的尾矿，与粘土废弃物混合后，经天然滤水，然后以采出的废石掩盖，终究构成一安稳的再生地表。 选矿厂浮选体系：正浮选4列，每列2槽。每槽溶剂14m3。浮选机型号为维姆科（Wemco）型。浮选药剂用量为（kg／t给料）：脂肪酸1.0、胺盐0.2、硫酸0.6、燃料油0.6。 依照图2所示的洗刷准则工艺流程，得筛分精矿（即砾状产品）含P2O531%～31.9%、浮选精矿（即粗粒和细粒磷精矿）含P2O531.9%～33.74%，归纳精矿中含量MgO 0.3%。尾矿含P2O50.9%～1.4%。精矿总回收率75%～85%。图2  佛罗里达磷矿洗矿准则工艺流程 洛内索姆选矿厂每出产一吨产品磷精矿，约需37.85m3的水，其间回水占95%，仅占5%的新鲜水取自深井。运用回水，可下降浮选药剂耗量。

一、导言       跟着易浸金矿资源的日益干涸，含砷金矿的开发日益显出其重要性。含砷金矿一般皆归于难处理矿石，其资源的开发使用是世界性难题。砷黄铁矿（毒砂）、雌黄和雄黄是含砷金矿中首要的砷矿藏。砷黄铁矿是最常见的载金矿藏之一，常包裹有细涣散的微粒金，在此情况下，矿石既使进行超细磨也不能使金微粒完全解离。由此，含砷金矿的预处理工艺是当今黄金提取技能科技攻关的主导方向之一，其难点是金与神化物（首要成分是毒砂）以及黄铁矿的联系非常亲近，金往往以微细粒状况被包裹在其间，或存在于毒砂或黄铁矿的单个晶体之间。当金与毒砂共生时会生成黑色或黑褐色的表面膜掩盖在金的表面。上述现象导致在提金工艺中金的收回率很低。为了进步其收回率，有必要对矿石进行预处理以尽可能地脱除其间的砷，这是现在采金业中要点研讨的方向。       二、焙烧氧化预处理       焙烧氧化法是有色金属选冶中的传统工艺，也是处理含金硫化矿，特别是含炭质硫化矿最通用的牢靠办法。焙烧的意图是使硫化物分化以露出金粒，使砷、锑的硫化物呈氧化态蒸发掉、炭质物焚烧或失掉活性；使显微或亚显微细粒金相对富集，以便为下一步化浸金供给杰出的动力条件。焙烧是多相化学反响进程，其首要影响要素有：温度、反响物和生成物的物化性质（粒度、孔隙度、化学组成等）、气流运动特性、气相中氧的浓度等。温度的挑选和条件的操控尤为重要，故焙烧法对操作参数和给料成分非常灵敏，常构成过烧或欠烧，使焙砂的浸出率不高。传统的焙烧工艺在焙烧进程中会开释许多SO2、As2O3等有毒气体，严峻污染环境；炉气的收尘净化设备杂乱、操作费用高。但焙烧法简略、牢靠，并可归纳收回S、As等元素的长处使入乐此不疲。为了处理欠烧、过烧及环境污染等缺陷，多年来．科技作业者不断研讨探究，使焙烧工艺和设备不断完善和开展。就设备而言，从单膛炉开展到多膛炉，由固定床开展到流态化欢腾焙烧。昆明理工大学矿业工程黄金课题组研发了多段控温、制粒内热焙烧体系，取得杰出作用；工艺方面，由一段开展到两段或多段焙烧，由空气到富氧焙烧。此外，在传统工艺的基础上，开展了加盐固硫、砷焙烧法，处理了硫、砷氧化物逸出构成环境污染的问题，减轻了尾气净化及除尘担负。氧化与硫酸化焙烧、复原焙烧、氧化焙烧及加盐焙烧等是近年来在传统焙烧法基础上开展起来的一些新式焙烧工艺。这些办法除了具有传统焙烧工艺某些特征外，都具有各自的特征。       氧化和硫酸化焙烧广泛用于处理Fe、Cu、Cu－Ni、Co、Mn、Zn、Sb等硫化矿，使重金属转变为易溶的金属氧化物或硫酸盐，使铁变成难溶的氧化铁，使炭质物焚烧As、Sb、Se、Pb呈气态氧化物蒸发。经过焙烧金的提取率大为进步。       加盐焙烧是针对含S、As较高的金矿用传统焙烧工艺环境污染大、尾气净化担负重的问题而开展的技能，是在焙烧物猜中参加适量的无机盐混合焙烧，以到达固化S、As的意图，常用的盐类为Na2CO3/NaHCO3和钙盐（CaCl2，Ca（OH）2）。       氧化焙烧虽是一种老练的工业办法，且脱As作用较好，但焙烧进程生成As2O3和SO2（含As2O3时难以制硫酸），构成严峻的环境污染。并且焙烧还生成不蒸发的盐及砷化物，使As不能完全脱除。Au被易熔的Fe和As的化合物包裹而钝化，化处理含Fe焙砂时也达不到高的收回率，要溶解钝化膜需求进行碱性或酸性浸出，再磨碎、浮选等附加作业。用氧化焙烧法虽可进步Au的收回率，但在工业上不易完成。由此可见，该法在不远的将来，必将被其它办法所代替。       三、湿法化学预处理       （一）常压碱浸预处理       常压碱浸预处理是在常压下经过增加化学试剂对矿石的有关组分进行氧化和处理，其介质是碱性的。       对某含砷金精矿进行了常温、常压强化碱浸预处理的实验研讨，该金精矿中的多金属矿藏首要以金属硫化物为主，首要为黄铁矿、毒砂、斜方砷铁矿。实验选用物理与化学归纳别离办法，使用边磨边浸工艺，其主体设备选用塔式磨浸机对含砷金精矿进行超细磨，然后在常温、常压下使用强化预处理拌和槽进行强化碱浸预处理，然后脱砷、脱硫或使金与硫化物充沛化离，再进行化浸金，到达高效提金的意图。该办法具有环保、工艺简略、流程短、出资小等长处。       （二）常压酸处理       常压酸处理通常是只用过一硫酸对难浸矿石进行氧化处理。过一硫酸是一种氧化性比H2O2更强的氧化剂，在pH值较低时是安稳的，过一硫酸是经过在浓硫酸中参加H2O2取得的：   H2O2＋H2SO4（浓）＝H2SO5＋H2O       过一硫酸可氧化硫化矿，对砷黄铁矿氧化作用更佳，Lakshaanan（据G．V．Weert，1988）曾报导过用过一硫酸完成相似于水相氧化的作用。与传统焙烧和加压氧化法比较，其处理费用更低，尽管如此，该法却没有得到工业使用。       （三）湿法氯化法       水氯化法被用于含炭质金矿的直接提金，与提金不同的是，预处理所用的试剂不是，而是次氯酸盐、高价盐和铜盐以及氯化钠等。高价铁盐和铜盐是一系列硫化矿藏预浸出的抱负氧化剂。实验标明，高价铁盐浸出硫化物从难到易的次序为：辉钼矿、黄铁矿、镍黄铁矿、辉钻矿、闪锌矿、方铅矿、辉铜矿、磁黄铁矿；高价铜盐浸出硫化物从难到易的次序为：黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、辉铜矿。经过硫化物的分化，可使包裹的金粒得到开释，然后易于化浸出。       （四）HNO3分化法       使用HNO3氧化砷黄铁矿可使原猜中的硫化物充沛分化，然后使Au成倍地富集，这有利于Au的收回。前苏联用HNO3处理砷金矿，As和S被氧化成亚和硫酸，然后到达充沛化离包裹金的意图，浸出渣化提金收回率＞95%。该法酸耗0.18～0.6t，但通入氧气或空气可加快氧化进程，使HNO3耗量下降1/2～1/3。前苏联巴依可夫冶金研讨所曾用5%～10%HNO3在75～85℃、固－液比1∶7.5的常压条件下处理含Au黄铁矿及砷黄铁矿1小时，并通入氧气或空气，Fe98%、As97%和S92%溶解于溶液中，Au留于渣中，氧化提金收回率可达94%～96%，KCN单耗3～4kg/t精矿。工艺进程发生的有毒氧化氮气体经过吸收再生HNO3后回来作业。广东有色研讨院以此法处理新疆克拉玛依金矿酸耗量939kg/t。从HNO3氧化分化的一些目标能够看出，用该法处理后Au的浸出率高达95%以上。但该法的丧命缺陷就是酸耗太大，尽管用加压氧浸的办法可下降HNO3耗用量，但每吨矿仍需0.1～0.3t。HNO3需求在350℃下蒸馏再生，这在工业上难以完成，并且As不光得不到使用，还需固化处理，能够以为该法在工业上使用的可能性极小，除非Au的档次非常高，否则是不经济的。       （五）热压化学预处理       众所周知，在密闭容器中进行热压氧浸出可进步反响速度，在较短的时间内到达反响结尾。把热压氧浸出用于难浸矿石的预处理，可进步金的化率、下降耗，缺陷是设备的耐压耐腐蚀的要求很高，初期出资和生产成本都较高。热压氧化法首要用于预处理硫化矿和砷黄铁矿，依据介质环境的不同，分为热压氧酸浸和碱浸。热压氧酸浸可用于闪锌矿、黄铜矿、方铅矿、铜锌硫化矿、镍钴硫化矿、含金黄铁矿、砷黄铁矿的预处理；热压氧碱浸首要是指热压氧浸，其原理是一些金属阳离子能与构成可溶性的合作物，一起在热氧压条件下，许多S被氧化SO42－。       四、细菌氧化预处理       细菌预氧化的研讨适当活泼，早在20世纪60年代，前苏联在对砷金矿进行细菌浸出的作业中发现了新的溶解自养性氧化铁硫杆菌，使用这种耐砷的细菌分化砷黄铁矿及黄铁矿等，能使其包裹Au取得解离，作用机理和加压氧化进程完全一致，细菌起到催化氧化的作用。在细菌作用下，许多矿藏的分化氧化进程可加快几十倍，乃至几百倍。经浸出60～120小时，毒砂的氧化率可达80%～90%；对浸渣实施化处理时，小型实验结果标明，经生物氧化后化期间金浸出率进步30%～50%。细菌浸出一般在25～35℃常压下进行，用压缩空气向矿浆供氧并拌和以强化反响进程。细菌氧化及提金作业大致可分为：1、细菌培育基培育铁硫杆菌等，制备pH1.5～2.5的硫酸细菌浸液；2、细菌催化氧化脱除砷、硫；3、预处理所得渣再进行化（或用其它办法），提金预处理溶液用细菌活化后再使用。       中国科学院微生物研讨所关于细菌氧化法也做了多年的作业。1980年在广西平果上岭金矿进行了砷金精矿脱砷实验，精矿含As＜6%、固－液比1∶5、温度30～35℃、pH1.5～2.5、细菌数＞1085个/mL、拌和5～6昼夜（或多段浸出）、浸渣用HCl洗刷、脱砷率约90%，Au收回率＞90%。后来在新疆克拉玛依金矿也进行了相似研讨，取得了杰出作用。近年来人们关于细菌优选、培育及遗传繁衍等一系列研讨及砷金矿分化方面取得了可喜开展。从细菌氧化法的原理和工艺能够看出，该法具有设备简略、试剂耗费少等共同的长处，可是也存在着周期过长、As等有价元素得不到收回等缺陷。       五、其它预处理技能       （一）真空脱砷法。该法是根据在真空条件下，砷黄铁矿热分化时构成的产品As具有较大的蒸气压而蒸发的特征，是在真空条件下对砷金矿脱As的一种有用办法。在有黄铁矿存在时，加热时分出的S、As构成的硫化物或金属As，可用冷凝器堆积，扫除的气体不需求专门净化。       （二）蒸发熔炼法。该法脱As比较完全，技能经济目标好，处理才能大，能够处理冶炼厂的各种中间产品。我国湘西金矿对含金硫化锑矿的冶炼，选用低料柱鼓风炉蒸发熔炼再电解分金的工艺流程，Au和Sb的收回率别离约95%和93%，并可归纳收回Pb、Cu、Ni和Fe等金属。每100g黄金的冶炼加工费仅约30元。不过该法存在烟尘中含Au高的问题，且烟气带来的污染问题也较为严峻。       （三）离析焙烧法。将精矿进行死烧完全脱硫、砷，发生的高浓度烟气另行处理，产出的热焙砂配入必定量的复原剂和氯化剂进行离析，离析产品经选矿得到高档次精矿。       六、结语       高砷金矿预处理技能日益受到重视是黄金开发的必然趋势，并得到选矿界的广泛重视，取得了必定的开展。但是，含砷难处理金矿资源的特征是多种多样的，预处理技能的研讨有待于进一步深化与开展。在自主开发新技能、新工艺的一起，要加大科研投入，并不断学内外的先进技能，使用其经历使含砷难处理金矿资源的预处理技能到达工业化使用的腾跃式开展。

采用碳粉作还原剂，在电炉中还原钼焙砂以生产钼铁的方法叫作碳还原积块法或电碳法。炉内主反应为：   2MoO3+C＝2Mo+2CO↑       △Z0＝208707-309.2T（J）33       从反应自由能△Z0看冶炼，须在T＞675℃（△Z0＜0）后才能进行。在电炉内加热到675℃后，这一反应是很容易进行的。但同时，还会产生副反应：    2MoO3+7Mo2C+2CO↑33   △Z0＝214560-315.6T（J）       Mo2C的生成使钼铁含碳量偏高，熔点上升（Mo2C熔点为2405℃）。艾柳金等认为碳还原氧化钼经历了两步：首先，加温后三氧化钼微粒以蒸气状迅速扩散向碳粉，吸附在碳粒表面，被CO还原，反应生成中间氧化物Mo4O11生成CO2逸出；第二步，中间氧化物Mo4O11扩散进碳粒内继续还原成Mo。反应式为：   4MoO3+CO＝Mo4O11+CO2↑   △x0298＝-294.7kj/mol    1Mo4O11+C＝4Mo+CO↑1111       碳还原积块法须在电炉中冶炼。所用电炉容量通常都不大：单相电炉容量为300~500KV A，三相电炉容量为500~1500KVA。电的单耗约为4450kW·h/t。炉料是由钼焙砂和碳粉制成的压块，石灰及铁屑组成。熔炼由高碳压块熔炼（还原过程，所用碳量高于反应理论值）和亏碳压块熔炼（精炼过程，所加碳量低于反应理论值）交替进行，待炼成的钼铁在炉底积块后，炉子停电，钼铁冷却后出炉精整、包装。回收的废料须经回收电炉熔炼。

钴是化学元素周期表第四周期第Ⅷ族元素，原子序数27，元素契合Co，原子量58.94，原子的外层电子构型为3d74s2。钴的密度为8.8 g/cm3，熔点1490℃，沸点2875℃。钴和铁相同具有磁性，钴的导电率很低，只要铜的21%。钴在常温下不与水、空气发作效果，钴在稀酸中难溶，强碱时钴不起效果。钴粉在常温下能吸收，在高温下吸氢才能很强。    钴的重要化合物有氧化亚钴（CoO）和氧化钴（Co2O3）。CoO在120℃以上温度时，易为H2和CO复原。钴的碱性水化物为Co（OH）2，当pH为6-7时，Co（OH）2将从溶液中沉积出来。    钴的硫化物、砷化物也是钴的重要化合物，如COS, COS2、Co2As, CoAs2等。    钴首要用于出产高强度、耐高温、耐腐蚀、耐磨、强磁性等含钴合金、制作合金刀具、绷簧、加热元件等。钴的化合物也被用来制做珐琅、油漆、玻璃等制品。    钴在地壳中的丰度为2.5×10-3%，陆地钴储量548万吨，海底结核中储量2.27亿吨。钴在自然界多与铜镍矿共生，钴是铜镍冶炼进程的副产品。我国钴资源一半藏于黄铁矿，另一半在铜镍矿中。含钴黄铁矿虽经选矿富集，得到钴硫精矿含Co也只要0.2%-0.5％。为补偿自产质料的缺乏，还进口部分砷钴矿。    我国赣州冶炼厂选用电炉炼钴，工艺流程见下图。砷钴矿先在电炉中熔炼电炉产出含钴黄渣，破碎后进行欢腾焙烧，黄渣中砷以氧化物形状蒸发除掉，钴则转变成酸溶性氧化物。焙烧熟料，用硫酸溶液浸出钴，再经溶液净化除铁砷，含钴滤液氧化沉积，沉积物进行复原熔炼铸成阳极，进行电解产出电解钴。含砷烟气经过沉降室和水膜除尘净化，消除了砷害。一起副产出As203。该工艺的首要技能经济指标是：砷钴矿含Co 9%-14%，As50％-60％，S1％-2％，Fe 5％-10％；黄渣含Co 25％，As 48％，Fe 18％；焙烧温度820-840℃；钴冶炼回收率99.5％；电炉耗电750 kWh/t料；全流程钴回收率75%。

钨砷分离技术：一种从富含毒砂的钨矿石中回收白钨矿的选矿方法。特征是1)硫化矿浮选：将钨矿石原矿破碎，磨矿，浮选得到以含毒砂为主的硫化矿和硫化矿浮选尾矿;2)白钨粗选：硫化矿浮选尾矿用碳酸钠、水玻璃，调浆后添加捕收剂硫酸化油酸皂，搅拌，经粗选，精选，扫选，获白钨粗精矿和白钨粗选尾矿。本发明的特点是：工艺流程简单，所用选矿药剂成本低，钨回收率高，能够获得回收率为80～90%含WO34～10%的白钨粗精矿。一种从富含毒砂的钨矿石中回收白钨矿的选矿方法，其特征是本发明的选矿方法依此由以下步骤组成：1)硫化矿浮选：将钨矿石原矿破碎，磨至-0.074mm占80～85%，浮选得到以含毒砂为主的硫化矿和硫化矿浮选尾矿;2)白钨粗选：按每吨钨矿石原矿重量计，硫化矿浮选尾矿用碳酸钠1000～2000克、水玻璃2000～8000克，调浆后添加捕收剂硫酸化油酸皂200～1000克，搅拌1～8分钟，经1次粗选，2～4次精选，2～3次扫选，获白钨粗精矿和白钨粗选尾矿。

在选矿阶段除砷，是归纳使用含砷多金属矿的根本途径。在选别中抑砷是下降产品含砷的首要办法，因而研发和选用选择性好的抑砷药剂，是砷与多金属矿藏别离的要害。石灰、钠、腐殖酸钠等是常用而较有用的毒砂类砷矿藏的按捺剂，特别是石灰，使用遍及，一起作为调整剂和按捺剂，它不但能较好地按捺毒砂，并且还能消除矿浆中金属离子对毒砂的活化影响，出产使用成功的实例较多。对性质杂乱的矿石选用组合按捺剂是一种趋势。如后卜河铅锌矿原矿含砷2.10%，一起运用上述三种按捺剂，并辅以少数（小于20g/t），使铅、锌精矿含砷别离降至0.60%和0.10%的抱负程度。赤峰大井银铜矿选用我院制造的FYS组合按捺剂，使铜精矿含砷降至0.30%以下，工业目标0.40%以下，到达冶炼的要求，实验成果见表1。别的，使用选择性捕收剂也非常重要，如选用甲基硫酯和乙基黄药混合或丁黄腈酯对铜砷的别离有显着作用，如兴安盟莲花山铜矿，用石灰和钠作按捺剂，乙基黄药和甲基硫酯作捕收剂，使铜精矿含砷降到0.3%以下。   表1  各种矿石闭路实验成果/%矿石称号产品 称号品   位回  收  率补白CuPbZnAsCuPbZn霍各乞铅 锌矿石铅精矿 锌精矿 62.97 1.042.99 44.09  67.96 2.282.35 70.41铅精选脱碳，选锌抑碳，少组合剂抑硫，归纳收回硫甲生盘铅 锌矿石铅精矿 锌精矿 55.98 0.674.19 43.71  56.31 6.450.34 83.14预先、中间脱碳，高碱度抑硫，中矿独自处理，归纳收回了硫后卜河 铅锌矿铅精矿 锌精矿 63.20 0.495.15 50.670.60 0.10 78.72 85.821.35 0.60少组合剂抑砷、硫，乙硫氮强化捕收剂，归纳收回硫砷玛尼吐多 金属矿铜精矿29.03  0.3789.30  组合按捺剂抑砷赤峰大井 银铜矿铜精矿21.80  0.2794.55  组合按捺剂抑砷硐子 铅锌矿铜精矿 铅精矿 锌精矿19.24 1.23 0.537.67 49.00 0.8117.69 3.37 46.84 71.79 10.66 7.735.58 86.78 2.438.09 3.58 83.99多段抑碳，高碱度抑硫，归纳收回了硫