铅精矿价格是很多铅精矿企业关注的重点。    2010年7月12日讯，现货铅精矿价格今报14700-14900元/吨，上涨50元/吨。美股与欧元的反弹给伦敦金属市场带来不少乐观情绪，伦铅连续7日持稳，涨势虽微，但昨日已收高至1800美元以上。国内现货市场买气回温，部分贸易商报价持平，另一些贸易商则适当调高50元/吨左右出货。伦铅小幅攀升，但国内铅精矿价格上行压力较大，下游主动接货意愿依然较低，云南铅寡淡交投于14700-14750；品牌铅在14800。隔夜伦铅以1755开盘，最高1805美元/吨，最低1754，截至收盘报1775美元/吨，涨1%。LME总持仓96551手，增加290手。LME库存减少275吨，昨日报18.93万吨。    现货市场某铅贸易商说：“因为最近希望能多出点货，我们铅精矿价格还是持平在14700元/吨，和昨天一样。最近云南铅、金沙铅都有在出，每逢周末，成交量基本都会多少增加一些，今天出了170吨左右，还算不错。”但也有贸易商告诉我们：“前一阵我们这里的成交情况很好，很多老客户都选择了那时来采购。也许正因如此，这几天的成交量就减少了不少。今天云南铅铅精矿价格14750元/吨，也有一些厂家认为价格高了点，选择持币观望。”     宏观面：美国供应管理协会(ISM)周二公布,6月非制造业指数为53.8,预估为55.0,5月为55.4，数据令人失望，尽管读数在50以上。美国近日公布的经济数据表现疲弱明显拖累美元走势，昨日美元兑欧元下跌   至 6 周低点，美元兑日元也下跌至 7 个月以来的低点。美元走弱支持基本金属大幅反弹，但毕竟投资人担心全球经济增长前景，在需求没有好转，精铅仍供应过剩的背景下，伦铅最终冲高回落。      中国目前是全球第一大铅生产国，国内2009年达到273.5万吨，占全球产量约34%；此外，中国也是出口大国，2009年精炼铅出口量高达537092吨，同比增长18%。分析师则认为，国内铅精矿短缺量并不大，只是冶炼/精炼阶段存在盈利性瓶颈；减产只能在近期内使市场短缺。目前国内铅精矿供应明显增长。根据国家统计局提供的数据，国内前5个月精炼铅产量为109.27万吨，同比增长6.7%，5月份产量同比增长14.6%，铅精矿产量为28.45万吨，同比增长10.1%，5月份同比增长22.2%。    更多关于铅精矿价格的资讯，请登录上海有色网查询。

由于目前铅精矿被广泛地运用在各行各业，所以铅精矿价格也备受业内人士的关注。我们上海有色网是一家关于有色金属方面资讯的网站，我们希望您在关注铅精矿价格的同时也能多去我们的网站了解相关铅精矿价格的信息。铅是人类从铅锌矿石中提炼出来的较早的金属之一。它是最软的重金属，也是比重大的金属之一，具蓝灰色，硬度1.5，比重11.34，熔点327.4℃，沸点1750℃，展性良好，易与其他金属(如锌、锡、锑、砷等)制成合金。锌从铅锌矿石中提炼出来的金属较晚，是古代7种有色金属(铜、锡、铅、金、银、汞、锌)中最后的一种。锌金属具蓝白色，硬度2.0，熔点419.5℃，沸点911℃，加热至100～150℃时，具有良好压性，压延后比重7.19。锌能与多种有色金属制成合金或含锌合金，其中最主要的是锌与铜、锡、铅等组成的黄铜等，还可与铝、镁、铜等组成压铸合金。  铅精矿用途广泛，用于电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等领域。此外，铅金属在核工业、石油工业等部门也有较多的用途。以上是我们网站为各位用户简单地介绍有关铅精矿价格以及基本信息，希望您还能多多关注我们上海有色网的其他金属，我们能够为您提供最新的实时金属价格。

铁精矿浮选脱硫工艺：铁精矿中有害杂质硫一般以黄铁矿和磁黄铁矿的形式存在，以黄铁矿形式存在的硫可通过加黄药浮选或磁选即可脱除，而以磁黄铁矿形式存在的硫，因其具有强磁性，且其可浮性易受各种因素的影响，因此难于脱除。国内外研究和实践证明，磁黄铁矿表面易于氧化（生成铁的氢氧化物）、泥化、磁团聚等，大大降低了其可浮性，为此在浮选除硫时，一般采用加酸擦洗表面、加分散剂分散、脱磁、多段活化、强化捕收等措施来提高其脱除率。

1970-2009年，世界铅精矿长期增长率为0.3%，2000-2009年年均递增2.2%，2009年为385.1万吨。西方国家铅精矿产量长期处于下降趋势，中国是世界铅精矿增长的主要力量。　　世界铅精矿的主要生产国有中国、澳大利亚、美国、秘鲁和墨西哥，2009年上述国家铅精矿产量在世界总产量中占到77%。 　　世界主要铅精矿生产企业有道朗公司（Doe Run）、必和必拓（BHP Billiton）、超达（Xstrata）、泰克资源公司（Teck Resources）等。2009年，世界前10家生产企业铅精矿产量在世界总产量中占到33.6%。世界主要铅矿山有美国的韦伯纳姆矿（Viburnum）铅锌矿、澳大利亚的坎宁顿（Cannington） 银铅锌矿和伊萨山（MountIsa） 铅锌矿、加拿大的红狗铅锌矿（Red Dog）等。2009年，世界前10大矿山的铅精矿产量在世界总产量中占到26.9%。 　　世界精铅的生产 　　世界精铅生产主要集中在亚洲、欧洲和美洲三大地区，2009年，这三大地区的精铅产量达到847.8万吨，占全球总产量的96.1%；其中亚洲占比达到55.5%。 　　二十世纪八十年代以前，世界精铅产量在西方产量的增长推动下上扬。1960-1980年间，世界精铅产量的年度增幅为2.7%，其中西方国家精铅产量增幅达到2.6%。九十年代以后，中国铅冶炼产能的迅速扩张，引导中国精铅产量迅猛增长，成为世界精铅产量增长的主力军； 同期，西方国家精铅产量维持在500万吨下方。1990-2009年间，世界精铅产量年度增幅为2.5%，其中西方国家的产量增幅仅为0.2%，而中国达到了13.5%。 　　亚洲在精铅生产方面与美洲、欧洲明显不同，前者以原生铅为主，而后两者以再生铅为主。2009年，亚洲再生铅产量占其总产量的比例为41.2%，低于世界平均水平的56.4%，欧洲、美洲再生铅产量在总产量中所占比重分别高达76.4%和81.2%。 　　分国别来看，精铅生产主要集中在中国和美国，2009年上述两国精铅产量为494.5万吨，占全球总量的56.1%。但两国的生产方式截然不同，中国以原生铅为主，美国以再生铅为主。2009年中国精铅产量为370.8万吨，其中再生铅为123.3万吨，所占比重为33.2%。美国2009年精铅产量为123.7万吨，其中再生铅所占比重高达91.4%。  (miki)

铅精矿质量标准品级Pb质量分子数不小于 %杂质质量分子数不大于 %CuZnAsMgOAl2O3一级品701.240.21.02.0二级品651.550.31.52.5三级品552.060.41.53.0四级品452.570.62.04.0注：铅精矿中金、银为有价元素，应报分析数据；其他类型铅精矿的杂质要求由供需双方商定

铅精矿是由主金属铅(Pb)、硫(S)和伴生元素Zn、Cu、Fe、As、Sb、Bi、Sn、Au、Ag以及脉石氧化物SiO2、CaO、MgO、A12O3等组成。为了保证冶金产品质量和获得较高的生产效率，避免有害杂质的影响，使生产能够顺利进行。

1、主金属含量不宜过低，通常要求大于40％。含量过低，对整个铅冶炼工艺来讲，单位物料产出的金属铅量减少，从而降低了生产效率。2、杂质铜含量不宜过高，通常要求小于1.5％。铜过高，烧结块中铜含量会相应升高，在鼓风炉还原熔炼过程中，所产生的锍量增加：一则使溶于锍中的主金属铅损失增加，二则易洗刷鼓风炉水套，缩短了水套使用寿命，并易造成冲炮等安全事故。另外，含铜太高，也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。3、锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点，特别是硫化锌。如含锌过高，则在熔炼时，这些锌的化合物进入熔渣和铅锍，会使它们熔点升高，粘度增大，密度差变小，分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜，严重影响鼓风炉炉况，妨碍熔体分离，故锌含量不宜过高，一般要小于5％。4、砷、锑等杂质含量也有严格的要求，通常要求As+Sb小于1.2％，如过高，则经配料烧结后，在鼓风炉中形成黄渣的量会增加，而且金属铅的流失量会相应增大，更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高；此外在电解精炼过程中，使铅溶解速度变慢，并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率，又影响生产效率。 另外，MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型，故一般要求MgO<2％，Al2O3<4％。

1)主金属含量不宜过低，通常要求大于40％。含量过低，对整个铅冶炼工艺来讲，单位物料产出的金属铅量减少，从而降低了生产效率。  (2)杂质铜含量不宜过高，通常要求小于1.5％。铜过高，烧结块中铜含量会相应升高，在鼓风炉还原熔炼过程中，所产生的锍量增加：一则使溶于锍中的主金属铅损失增加，二则易洗刷鼓风炉水套，缩短了水套使用寿命，并易造成冲炮等安全事故。另外，含铜太高，也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。  (3)锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点，特别是硫化锌。如含锌过高，则在熔炼时，这些锌的化合物进入熔渣和铅锍，会使它们熔点升高，粘度增大，密度差变小，分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜，严重影响鼓风炉炉况，妨碍熔体分离，故锌含量不宜过高，一般要小于5％。  (4)砷、锑等杂质含量也有严格的要求，通常要求As+Sb小于1.2％，如过高，则经配料烧结后，在鼓风炉中形成黄渣的量会增加，而且金属铅的流失量会相应增大，更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高；此外在电解精炼过程中，使铅溶解速度变慢，并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率，又影响生产效率。  另外，MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型，故一般要求MgO<2％，Al2O3<4％。

我国是世界上铁矿产资源总量丰厚、矿种完全、配套程度较高的少数几个国家之一，也是开发运用铁矿产资源前史最为悠长的矿业出产大国和矿产品消费大国之一，在铁矿石数量上有优势，但其硫、磷及二氧化硅等有害杂质含量高、嵌布粒度细，形成选矿难度大、功率低，质量和品种上处于下风，尤其是铁精矿中硫含量较高，在世界市场上缺少竞争力。近年来，优质铁矿石的很多进口对我国铁矿山的可持续展开形成了严峻的冲击，下降铁精矿的硫含量成为火急的科研任务，含硫铁矿石的开发与运用研讨对我国国民经济的展开有着不行忽视的重要效果。 1　伴生铁矿石脱硫选铁工艺技能 1.1　阶段磨矿、阶段选别脱硫选铁工艺 磨矿细度对选矿方针的影响十分大，不同的磨矿细度其产品有不同的粒度组成，然后影响矿藏的单体解离度和可选性，细粒嵌布的铁矿石，需求细磨才干使矿藏单体解离。关于嵌布粒度较细、含硫类型(黄铁矿和磁黄铁矿)单一的铁矿石，一般选用阶段磨矿、阶段选别工艺以完成提铁降硫的意图。 安徽某铁矿石中铁矿藏首要以磁铁矿方式存在，硫首要以黄铁矿方式存在，选用阶段磨矿、阶段弱磁选可得到档次为 65.25%、收回率为 80.33%的铁精矿。许开等用含 TFe 42.86%、含硫1.69%的某铁矿石作为研讨方针，经过阶段磨矿、阶段选别、合理操控磁场强度及精选次数等手法，成功地运用全磁选工艺取得铁档次为66.97%的铁精矿，铁收回率达80.3l%。 张彦明运用阶段磨矿、阶段选别工艺进行了系统的实验研讨，成果显现：铁收回率由之前的86.43% 前进到90.38%，铁中含硫量显着下降。云南某铁矿石中铁矿藏嵌布粒度较细，铁档次较低，为20.18%，有害元素硫超支，属较难选矿石。选用阶段磨矿、阶段选别工艺处理该矿石，得到档次为63.98%、收回率为 71.55%、含硫0.48%的铁精矿。 1.2　磁选 — 浮选联合脱硫选铁工艺 我国现在当选的磁铁矿因为粒度细，含有很多磁黄铁矿和黄铁矿，使得磁团聚在选别中的负面影响十分显着，依托单一的磁选法前进精矿档次越来越难。把磁选法与阴离子反浮选结合起来，完成磁铁矿石选别进程中的优势互补，有利于前进磁铁矿石选别精矿档次。磁选—浮选联合工艺是我国高硫铁矿提铁降硫较有用工艺之一。 王炬针对某进口高硫磁铁矿石 (其间硫化矿首要为磁黄铁矿和黄铁矿)，选用先反浮选后磁选工艺流程对该矿石进行降硫提铁选矿实验，铁精矿硫档次由原矿含硫6.14%降至 0.30%以下，取得了较好的实验方针。邵伟华等人对云南某矿进行研讨，在含硫 5.71%、含铁 31.52%的条件下，选用先浮选后磁选的工艺流程，取得了铁精矿含铁 65.36%、含硫0.171%、铁收回率为81.67%的满足方针。郭活络等人对某尾矿中的硫、铁资源进行归纳收回，矿石中含有难选磁黄铁矿，选用浮选— 磁选 —浮选联合收回工艺，成功地取得了硫档次为38.77%的优质硫精矿及含铁 58.04%、含硫 0.547%的合格铁精矿。 杨等人对白音敖包高硫磁铁矿进行了研讨，原矿中含有 1.98%的硫，其间部分以磁黄铁矿方式存在，选用磁选—浮选联合工艺，有用下降了铁精矿中硫的含量，终究取得了全铁档次65.20%、含硫0.22%的优质铁精矿，尴尬处理铁矿资源开发运用提出了新的思路。青海省格尔木肯德可克铁矿石性质较杂乱，磁黄铁矿的存在搅扰了铁矿中有用矿藏的选别并影响终究的选别方针，杜玉艳经过先用磁选脱除大部分脉石和一部分硫(黄铁矿)，然后用浮选脱除磁选粗精矿中的硫(磁黄铁矿)，得到较好的方针。李冰等人对桓仁某铁矿进行了矿石物质成分分析，该铁矿石含硫高，铁矿藏在矿石中首要以磁铁矿及磁黄铁矿两种方式存在，选用了磁选—浮选联合选别工艺进行了实验研讨。成果标明，先磁选后浮选的工艺可取得 TFe 档次 64.97%，含硫 0.16%的合格铁精矿，铁总收回率可到达71.21%。 1.3　焙烧 — 磁选 — 浮选联合脱硫工艺 现在国内铁矿的复原焙烧磁选工艺因其本钱高和铁精矿档次低一级要素未能广泛运用，该工艺首要合适褐铁矿和菱铁矿等烧损较大的铁矿石。关于理论档次较低，含硫类型多样的弱磁性铁矿石，可经过焙烧—磁选— 浮选联合工艺取得低杂质含量的铁精矿，大起伏前进产品质量。 余俊等人针对西部铜业巴彦淖尔铁矿矿石硫含量高，断定了焙烧计划与焙烧条件，对焙烧矿进行磁选— 阳离子反浮选实验。实验标明，进行阳离子反浮选能够得到 TFe档次为 63.67%、收回率为 50.82%的铁精矿，硫含量由 2.74%降到 0.31%，完成了提质降杂的方针。 王雪松等人用反转窑焙烧硫铁矿烧渣的磁化焙烧实验，有用地将烧渣中弱磁性 F e2O3 复原成强磁性 Fe3O4，磁化率可达2.38%。经过球磨、磁选工艺，能够大起伏地前进精矿档次和金属收回率，一起烧渣在反转窑内脱硫效果显着，脱硫率可高达 85%以上。 刘占华等人针对经浮选流程发作的铁档次为17.75%、硫含量为 5.87%的高硫铁尾矿，选用直接复原焙烧— 磁选办法，可取得铁档次为93.57%、硫含量为0.39%、弱磁精矿收回率为 82.01%的直接复原铁产品，为有用前进资源归纳运用率供给了新的途径。 2　新式药剂的研讨及运用 选矿药剂的前进对我国含硫铁矿石选矿工艺的展开特别是提铁降硫作业的展开起到了重要效果，国内研发的浮选药剂首要有活化剂和捕收剂。 2.1　硫铁矿新式活化剂的研讨及运用 王炬针对某进口高硫磁铁矿石 (其间硫化矿首要为磁黄铁矿和黄铁矿)，选用新式高效浮硫 MHH-1活化剂进行脱硫实验研讨，铁精矿硫档次由原矿含硫6.14%降至0.30%以下，取得了较好的实验方针。铁精矿脱硫特效活化剂 MHH-1对脱除铁精矿中的硫化矿特别是磁性较强、可浮性较差的磁黄铁矿具有显着效果。与其他活化剂比较，MHH-1用量少，本钱低，脱硫效果显着，该产品的研发为铁精矿提铁降硫供给了新途径。 胡定宝针对新桥矿业有限公司含硫磁铁矿中磁黄铁矿含量高的特色，选用了 HH-1 高效活化剂进行脱硫实验，取得铁精矿含硫 0.319%、TFe档次66.99%、TFe 收回率 47.68%与硫精矿硫 34.59%、硫含量收回率 99.23%的选别方针，各项方针均到达要求。 殷召阳针对冶山铁矿下部矿体原矿含硫量较高，特别是其间磁黄铁矿含量大，形成磁铁精矿含硫超支的实际情况，经过强化浮选进程、加大黄药用量、运用复合活化剂MS-1 等手法，使铁精矿硫含量由 0.8% 降至 0.4%，到达了供应要求。 2.2　硫铁矿新式捕收剂的研讨及运用 安庆铜矿磁选精矿中脉石夹藏严峻，影响了铁精矿档次的前进;其出产用水很多运用回水，且高pH值回水按捺磁黄铁矿，严峻下降了浮选的脱硫率;磁黄铁矿可浮性差，必须用强力捕收剂才干得到满足成果。安庆铜矿黄平和选用前进磨矿细度，改进选铁出产用水水质，调整捕收剂药剂品种(由以往单一的黄药变为柴油与黄药组合)，脱硫效果显着，取得了极大的经济效益。 陈典助等人针对某厂尾矿中的高硫铁资源，选用 QY-309 混合捕收剂，对弱磁精矿直接反浮选脱硫除杂，取得了浮选精矿铁档次为 67.56%、硫含量仅为0.13% 的方针。杨柳毅等人[21]针对云南某低档次碳质含硫磁铁矿石进行了提硫实验研讨，实验成果标明，选用新药剂 402 作为提硫捕收剂，得到了硫档次为42.25%、收回率为 92.96%的硫精矿。 攀枝花选矿厂矿石中硫化物以磁黄铁矿为主，蒋方珂等人经过对攀枝花选矿厂次铁精矿中硫化物的工艺矿藏学和矿石性质分析，提出在酸性条件下，运用高档黄药来完成对磁黄铁矿的捕收，然后到达铁精矿降硫的意图，终究铁精矿中硫含量下降0.2% ~0.3%，其档次也有必定起伏的前进。 3　脱硫药剂与硫铁矿效果机理的理论研讨及展开 3.1　硫铁矿石晶体结构研讨现状 经过磁选工艺流程，不同晶系的磁黄铁矿得到有用富集，其间大部分黄铁矿进入尾矿，少数未完全单体解离的黄铁矿则随磁黄铁矿进入浮选;在浮选工艺流程中，不同晶系的磁黄铁矿可浮性不同较大，而不同晶体结构的黄铁矿的可浮性并无显着的差异。故对磁黄铁矿的晶体结构研讨现状作如下论述，磁黄铁矿(Fe1-xS，0对不同的晶体结构 (单斜和六方)的磁黄铁矿的可浮性进行了研讨，显现单斜和六方的可浮性有显着的差异[24]。蔡从光等人与梁冬云等人经过浮选实验证明了单晶系磁黄铁矿的可浮性优于六方晶系磁黄铁矿，跟着S 含量与 Fe 含量之比增大，磁黄铁矿的晶体结构由六方晶系变为单斜晶系，磁性由弱变强，可浮性由差变好。 刘之能等人经过丁铵黑药药剂用量对未活化和活化的六方磁黄铁矿进行浮选实验及表面电位ε，研讨了丁铵黑药系统下，六方磁黄铁矿的浮选行为及其表面吸附机理，成果标明，六方磁黄铁矿表面在中性条件下可浮性最好。李文娟等人经过单矿藏实验，研讨了单斜磁黄铁矿的浮选行为，成果标明：单斜磁黄铁矿在丁黄药或乙硫氮系统中的可浮性根本共同，矿浆电位对其浮选行为影响不大;碱性条件下，乙硫氮对单斜磁黄铁矿的捕收才能比丁黄药强。 磁黄铁矿的化学组成、物理性质和晶体结构决议其可浮性、表面易氧化程度以及性脆等特性。选用X线衍射、电子探针和浮选实验，调查了单斜磁黄铁矿和六方磁黄铁矿的结构成分及可浮性差异，成果标明：单斜比六方磁黄铁矿富含硫;单斜和六方磁黄铁矿的浮选收回率随矿浆pH 改变的规则相似，可是单斜磁黄铁矿的收回率比六方磁黄铁矿高，可浮性比六方磁黄铁矿好;酸性条件下，六方磁黄铁矿比单斜磁黄铁矿更简略被 Cu2+ 活化。 3.2　硫铁矿与药剂的效果机理研讨现状 近年来，国内外选矿作业者对选硫药剂与硫铁矿的反响机理进行了很多的研讨，并将研讨成果运用于辅导矿山的出产实践，取得了可观的经济效益。 覃武林等人研讨了硫酸和草酸对被石灰按捺后的磁黄铁矿的活化效果和活化机理。实验证明硫酸与草酸对磁黄铁矿的活化机理表现在两方面：一是前进磁黄铁矿表面本身氧化电位，阻止亲水物质进一步发作;二是去除吸附在磁黄铁矿表面的亲水物质，使之显露新鲜表面。现在磁黄铁矿的电化学研讨首要有磁黄铁矿的表面氧化、捕收剂与矿藏效果的电化学研讨以及铜离子对磁黄铁矿的活化等。 覃文庆经过紫外光谱分析，检测到丁黄药效果后的磁黄铁矿表面存在疏水性的双黄药。张芹经过磁黄铁矿红外光谱检测分析，推论乙黄药在磁黄铁矿表面生成双黄药。Bozkutr等人考察了吸附有异丁基黄药的磁黄铁矿的红外光谱，也证明其表面生成了双黄药。Rao等人观察到氮气气氛下，磁黄铁矿对黄药的吸附量很少，这或许是因为黄药氧化为双黄药需求较高的电位，而氮气气氛的电位显着过低形成的。由此可见，磁黄铁矿的浮选行为与矿浆的氧化还 原环境密切相关，即矿浆电位是磁黄铁矿浮选收回率与浮选速率的决议要素之一。 ZHANG Qin 等人在乙黄药浓度为 1×10-4 mol/L时经过乙黄药与磁黄铁矿效果机理的研讨得出了磁黄铁矿的可浮性与 pH值和矿浆电位存在着匹配联系，在某一 pH值下，只要在适合的矿浆电位区域，磁黄铁矿才可浮。Khant报导经过向矿浆中预先充气前进矿浆电位，能够有用地按捺磁黄铁矿，反之，不预先充气，则具有必定的活化效果。酸性条件下，铜离子与磁黄铁矿表面的铁离子发作交流，然后活化矿藏表面。磁黄铁矿表面氧化速度快，据报导在相同条件下，磁黄铁矿的氧化速度是黄铁矿的20～100 倍。磁黄铁矿在必定极限内氧化生成 FeSO4 与 Fe2(SO)3，时有单质硫发作，但泥化后其比表面积大，易严峻氧化，在表面生成 Fe(OH)3与 FeO(OH)亲水层，可浮性下降。 黄尔君等人经过对单矿藏及现场矿浆样的实验标明，硫酸铵和碳酸氢铵对被石灰按捺的黄铁矿具有杰出的活化效果，并且可在高碱度 (pH 达 11 ~ 12)下使黄铁矿活化浮游。硫酸铵对黄铁矿活化效果机理包含： (1) 沉积矿浆中的 Ca2+，恰当下降 pH 值; (2) 解吸矿藏表面的 Ca2+，并且比较完全; (3) 的活化效果以及矿藏表面吸附少数硫酸铵，有或许经过它络合 Cu2+; (4) 硫酸铵活化黄铁矿时，精矿档次高，与它能坚持矿泥絮凝不进入精矿有关。 4　定论 (1)综上所述，近年来在含硫磁铁矿石脱硫方面，国内外学者做了很多的研讨，不管是工艺流程、反浮选药剂仍是理论上都有很多的文献报导，现在在磁浮选工艺技能方面的研讨已取得了较好的发展，并在出产中取得了显着的经济效益。能够说，在资源日益趋于干涸的今日，加强理论的研讨、开宣布高效的脱硫新工艺技能和反浮选新式药剂仍是硫铁矿选矿研讨的要点和展开方向。 (2) 对脱硫新工艺技能的研讨向来是选矿作业者重视的课题：①考虑用全磁选工艺。在现阶段磨矿、弱磁选—细筛再磨再选工艺流程的基础上，再用高效细筛和高效磁选设备进行精选。与反浮选工艺比较，该流程简略，工艺牢靠，出资省、工期短、易操作;②考虑用弱磁选— 反浮选 —弱磁选联合工艺。该工艺先除去没有磁性的黄铁矿和脉石矿藏，再经过反浮选选别出磁黄铁矿，最终磁选确保铁精矿的档次，尽或许地脱掉含硫磁铁矿石中的硫，使铁矿石最大程度地具有挖掘运用价值。 (3)反浮选技能的研讨方向是研发高效、低耗、低毒的新式反浮选药剂、工艺和设备，以前进选矿功率，下降选矿本钱和对环境的污染。反浮选药剂的运用研讨包含开发捕收才能强、选择性高、耐低温的优秀捕收剂和无硫酸、高效廉价、节能省耗的新式活化剂，以期前进作业功率，削减经济本钱，防止设备腐蚀，下降对环境的污染。

传统烧结－鼓风炉熔炼工艺中，按硫化铅精矿中硫的质量分数为12％～24％计算，每冶炼1t粗铅有0.6～1.1t的SO2排空。     新的炼铅技术的共同特点是将焙烧与熔炼结合为一个过程，实现铅精矿直接处理，充分利用硫化铅氧化放出的大量热将炉料迅速熔化，产出液态铅和熔渣。直接炼铅仍需要将冶金过程分为氧化和还原两个阶段，在氧化段充分氧化获得低硫铅，在还原段充分还原产出低铅炉渣。本实验探讨熔池熔炼还原段，利用铅精矿和富铅渣之间的交互反应，考察还原段的终渣含铅量、铅回收率（按渣计）、烟气烟尘率、粗铅产率等各工艺指标的影响因素及条件。对其反应机理进行了初步的探讨。     一、试验理论基础     铅精矿和富铅渣之间的主要交互反应如下： PbS＋2PbO→3Pb＋SO2（1） PbS＋PbSO4→2Pb＋2SO2 （2）     这两个反应在一般高温1000℃时，△G已经很负了。随着温度的升高，△G越来越负，说明从热力学角度来说，交互反应很容易发生。渣中铅化合物的溶化温度低，其熔体的流动牲好，而且与SiO2结合的Pb0挥发性要比纯Pb0小。PbS溶化后流动性大；PbSO4在800℃便开始分解，至950℃以上分解进行的很快。反应式(1)在860℃时的平衡压力达101325Pa；反应式(2)在723℃时的平衡分压为98000Pa。即在较低温度下，两个反应可以剧烈的向右进行。从动力学角度看，熔渣的熔点一般为1200℃左右，试验温度只要能高于渣熔点，则在渣熔融状态下，各种化合物之间接触良好，反应能很好的进行。     二、试验原料及方法     （一）试验原料     本试验所用原料为某厂艾萨炉出来的富铅渣和铅精矿。铅精矿为黑色粉末，粒度小于1mm。化学成分（％）：Pb 45.44、Zn 6.46、Fe 8.82、SiO25.34、CaO 1.57、MgO 0.48、Al2O3 1.00、S 17.86、Cu 2.43、Ag 0.266。定性物相分析结果表明：铅精矿主要含PbS、ZnS、FeS、SiO2、FeS2、PbSO4。     富铅渣为浅粉色块状，化学成分（％）：Pb53.97、Zn 6.46、Fe 8.64、SiO2 8.31、CaO 3.07、MgO 0.75、Al203 1.78、S 0.17、Cu 0.73、Ag0.0197，堆密度3.05 g/cm3。XRD分析表明：铅物相以PbZnSiO4、PbO、Pb存在。其中PbZnSi04在高温下发生如下反应分解成PbO： PbZnSiO4→PbO＋ZnO＋SiO2     故本试验可将富铅渣中的Pb看做以Pb0形式存在，并以此进行配料计算，确定各种料的加入量。     试验所用熔剂为：石灰石(CaO 51.2％，MgO3.17％）；石英砂（SiO2 93.83％）。     （二）试验方法     根据可能发生的交互反应方程式，先计算出富铅渣和铅精矿所需的理论量，再以富铅渣与铅精矿中FeO成分含量的总和为渣型选择的计算基础，然后根据选定的渣型计算所需各溶剂的质量。将富铅渣、铅精矿、石灰石、石英砂分别先经破碎，磨细后，再充分混合均匀，加水湿润后制团，最后烘干12h以上。每次称2kg左右的混合料加人高15cm，内径14 cm的碳化硅坩埚中，从电炉底部进料。用一个Pt/Pt－13%Rh型热电偶检测炉内试验样料的温度，通人高纯氩气排除炉内空气并起轻微的搅拌作用；通过调节电炉的程序参数，设定好每次试验反应温度和时间；反应结束后，观察形成的铅渣表面现象，判断是否产生了泡沫渣，再称量铅渣和粗铅，并分析各主要成分含量。由于试验条件有限，未能检测SO2浓度和烟尘率，本试验将烟气烟尘率看做一个技术指标，计算式为：     烟气烟尘率＝（加入坩埚的炉料总量－反应后粗铅和铅渣的量）÷加入坩埚的炉料总量     三、试验结果及讨论     （一）渣型对终渣含铅量和烟尘率的影响     炼铅炉渣是个非常复杂的高温熔体体系，它由SiO2、FeO、CaO、MgO、Al2O3、ZnO等多种氧化物组成，并且它们之间可相互结合形成化合物、固熔体、共晶混合物。为了讨论渣型与结晶相的关系，将多元系简化为三元系：FeO－CaO－SiO2。将渣中该三相的成分换算为100％，再查看FeO－CaO－SiO2三元系相图，根据图中渣温度1 100～1 300℃区域，选择试验3个成分含量。A Perillo提供了维斯麦港基夫赛特法炼铅厂的投产与生产指标，炉渣的化学成分：FeO39％，SiO2 38％，CaO 23％。     试验条件：固定温度1250℃，时间5h，配料比1.0。试验编号分别为（1）－FeO 40％，SiO2 35％，CaO 25％；（2）－FeO 37.5％，SiO2 37.5％，CaO25％；（3）－FeO 35％，SiO2 40％，CaO 25％；（4）－FeO 35%，SiO2 37.5％，CaO 27.5％；（5）－FeO35％，SiO2 35％，CaO 30％。     试验结果表明CaO含量保持为25％，相应的SiO2含量减小时，试验（1），(2），(3)的渣含铅分别为3.48％，4.76％，5.87％；烟气烟尘率分别为36.9％，32.6％，28.1％。FeO含量固定为35％时，相应的SiO2含量减小时，试验(3)，(4)，(5)的渣含铅分别为5.87％，1.41％，3. 86％；烟气烟尘率分别为28.1％，42.25％，35.6％。     根据熔渣结构的离子理论，适当增加碱性氧化物有利降低炉渣黏度。但碱性氧化物过高时可能生成各种高熔点化合物，使炉渣难熔，渣黏度升高。对于FeO－CaO－SiO2三元系炉渣，但CaO含量超过30％时，黏度将随CaO含量的增加而迅速加大。SiO2/Fe过大，黏度高，排放困难，提高Ca0/SiO2，可降低渣的黏度。从试验结果数据可看出：当炉渣组成为FeO 35％、SiO2 37. 5％、CaO 27. 5％时，烟气烟尘率为42.25％，渣含铅1.41％为最低。     （二）配料比对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间定为3h,温度为1250℃的条件下。以100 g富铅渣为计算基础，理论需要消耗铅精矿71.297g，试验中铅精矿用量分别为理论量的0.9、0.95、1.0、1.05、1.1、1.15和1.2倍。     从图1可看出，在其他条件不变的情况下，随配料比增加，渣含铅呈先减小后增大的趋势，在配料比为1.0有最小值；烟气烟尘率呈先增大后减小的趋势，与渣含铅趋势相反，即渣含铅低时则烟气烟尘率高。鉴于两者的矛盾关系，折中取定试验条件，故此后试验定配料比为 1.1，此条件下渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％，能基本满足工业上对工艺指标的要求。图1  配料比对终渣含铅和烟尘率的影响     （三）反应温度对终渣含铅和烟尘率的影响     为减少烟尘量，必须严格控制炉内温度。如果能抑制铅及化合物的挥发，烟尘中氧化锌含量就会提高，就可以进入氧化锌系统进行处理。从沸点和平衡蒸气压分析，锌的挥发要比铅容易得多。如果试验中还原温度真正控制在1150～1200℃，Pb和PbO的蒸气压都只有1.3～6.7kPa，铅的挥发率不会如此高。     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间5h，配料比1.1。试验结果见图2。图2  反应温度对降低终渣含铅量，烟气烟尘率的影响     从图2可看出，其它试验条件不变时，渣含铅随温度的升高而降低，在1250℃有最小值，1300℃时反而渣含铅比其高。观察1300℃的试验现象，渣孔（从粗铅到渣表面）多，推测温度较高于渣熔点时，渣熔体流动性大，反应产生的气体更容易从渣孔隙跑出液面，同时使得渣中的铅及其化合物未能很好的沉降分离，所以渣含铅偏高；烟气烟尘率随温度升高而逐渐增大，1300℃时，烟气烟尘率高达48.82％。烟气烟尘率太高，对后续的收尘系统是个负担，会导致生产成本增加，严重时，会造成烟尘积压。综合考虑后选定温度为1250℃。     （四）反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。试验结果见图3。图3  反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     从图3可以看出，随着反应时间的延长，交互反应进行得越彻底，渣、铅分离沉降时间长，分离效果更好，则渣含铅逐渐减少；而烟气烟尘率逐渐增加。反应时间短，能缩短排渣周期时间，能提高床能率。试验时间为3h条件下，渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％。     （五）反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，时间3h，配料比1.1。试验结果见图4。图4  反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     从图4可看出，随反应温度的升高，各种化合物和金属的挥发量增多，粗铅产率从27.23％降至14.62％，产渣率也逐渐减小。故反应温度不易过高，折中选择1250℃为较好，此条件下，粗铅产率22.76％，产渣率43.61％。     （六）反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     固定渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。反应时间对粗铅产率（占点炉料）和渣产率的影响结果见图5。图5  反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     从图5可以看出：(1)随着反应时间的增加，粗铅产率从19.23％升至25.83%。时间长有利于渣铅沉降分离，同时能让其它各种金属化合物有足够时间发生还原反应，再以金属状态进入粗铅；(2)渣产率逐渐减少。时间长，渣中易挥发的化合物及被产出的气体气泡带走的物质则更多的进入烟气烟尘中，增加了收尘负荷。时间为3h时，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。     （七）其它反应效果的比较及分析     不同试验条件下，反应后，其它各成分含量变化不大。粗铅中的铅含量95.01％～96.12％；Ag含量0.28%～0.36％；S含量0.11％～0.19％；铜含量0.31％～0.56％。铅渣其它成分含量：S含量1.89％～2.37％；Zn含量2.47％～6.33％。且呈现渣含铅低，则含Zn亦低的试验现象。推测在相同工艺条件下，原料中铅化合物和锌化合物与其它物质之间发生的反应机理相似，故两者在铅渣和烟尘中呈正比例含量关系。随着反应时间的延长和反应温度的提高，各种化合物逐渐分解，易挥发物更多的进人烟尘，渣中较难挥发物SiO2、FeO、CaO的含量都有稍微增加的趋势。在渣含铅     四、结论     在熔池熔炼还原段采用铅精矿和富铅渣的交互反应可满足工业实践的各项经济技术指标。最优工艺条件：渣型三主要组成含量折算为FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，时间3h，配料比1.1。在此条件下可得到渣含铅2.61％，铅的回收率（以渣计98.21％，脱硫率91.5％，烟气烟尘率33.63％，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。