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。

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

铜钼混合精矿别离有两种计划：一是抑铜浮钼，是最主要的选矿办法。二是抑钼浮铜。后一办法只要少量选厂选用，并用糊精按捺辉钼矿。 浮钼抑铜进行铜钼别离的按捺剂计划有： (1)法; (2)+蒸汽加温法; (3)单一法; (4)+法; (5)诺克斯药剂(或它与合用)法; (6)铁及亚铁法; (7)次或法; (8)硫基乙醇等有机按捺剂法。 铜钼别离：、、砷或磷诺克斯药剂按捺以黄铜矿、斑铜矿为主的铜矿藏较有用;硫化铵、铁及亚铁、氧化剂、次氯酸盐及按捺次生硫化铜矿藏较有用。巯基乙醇等有机按捺剂是新研发的无毒高效钼的伴生硫化物按捺剂，正在推行之中。为了改进铜钼别离作用常选用的办法有： (1)浓缩脱药。混合精矿别离之前，先进行浓缩脱药，除掉进入混合精矿中的过剩药剂，确保搅拌和粗选在适合的浓度下进行。 (2)蒸汽加温。国外一些铜钼选厂在铜钼别离前，对铜钼混合精矿进行蒸汽加温(85～90℃)，有时还参加适量石灰(0.8～1.2kg/t精矿)，鼓入氧气或空气。其意图是经过解吸和分化损坏混合精矿表面的捕收剂膜。不少国家把+加温(蒸吹)法视为铜钼精矿别离的最佳计划，此法是在运用硫化物按捺铜矿藏的一起，沿浮选作业线用蒸汽直接加温(60～75℃)矿浆，这样不只加快了捕收剂的解吸和分化，还减缓了硫化物的氧化，大大地下降了硫化物用量，改进了别离目标。 (3)分段增加。法是铜钼别离最常用的办法，它能够按捺非钼的一切金属硫化矿藏，其用量动摇规模很大，可在2～30kg/t内动摇。选用分段增加较有利，常将一部分溶液增加到拌和槽中，而另一部分以固体方式放在粗选和精选的泡沫槽中，运用溶解时宣布的热量使矿浆温度升高，以增强其按捺作用。 (4)用氮气浮选。铜钼别离浮选中运用的按捺剂，如、钠、诺克斯药剂中的或易氧化而失掉按捺作用。因为铜钼别离循环，精选次数多(6～8次)，作业线长，这些药剂因氧化而增大耗量更为杰出。为了防止药剂氧化、下降用量，铜钼选厂用氮气替代空气作充气介质进行铜钼别离浮选取得了明显的经济作用，可使诺克斯药剂用量下降50%～70%。

云南某一大型矿山现在建成的单一浮选流程只能出产铜铅混合精矿，不能完成铜铅别离。而另建体系在选矿时完成铜铅一次性别离将会构成出资大、严重影响出产的问题。针对此现状，展开铜铅混合精矿浮选别离实验研讨，意图是寻觅一种有用的工艺技术，建一个小型的浮选厂对现有体系出产的混合精矿进行铜、铅别离，进步产品的附加值。 实验矿样含铜8.22%、铅28.87%、锌11.36%。经过多方实验研讨，终究选用脱药、硫酸调浆、硫代硫酸钠与硫酸亚铁组合按捺剂[1]抑铅浮铜，成功完成了铜铅的有用别离，获得如下选矿目标：铜精矿铜回收率90.66%、精矿档次20.01%、含铅2.66%、含锌3.46%，铅精矿铅回收率96.56%、精矿档次45.51%、含铜1.27%、含锌16.55%。 一、矿样性质 矿样为云南某矿山所产铜铅混合精矿，经筛析其细度为－741xm占95%，－45μm占81.2%。矿样中金属矿藏以硫化矿藏为主，首要矿藏有黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、辉铜矿等，还伴生有金银等稀贵金属，矿样多元素分析成果见表1。 表1  矿样多元素分析成果%二、浮选实验研讨 实验作业在实验室进行，实验设备为：XMB－67型200～240棒磨机，XFD－3L粗扫选浮选机，XFD－1.5L和1.0L精选浮选机。 （一）混合精矿脱药办法挑选 因为矿样为抑硫混选后得到的混合精矿，混选时参加的浮选药剂有部分存在于矿藏中，所以在铜铅别离实验前有必要先将这部分药剂脱除，结合矿石性质归纳研讨，实验选用脱药。经仔细调研，现在脱药办法有拌和脱药、再磨脱药、加温脱药[三种办法，经实验成果比照分析，再磨办法可到达较好的脱药作用，再磨细度－451μm占95%、用量9000g/t时的铜、铅分选作用较为抱负。 （二）铜铅别离药剂用量实验 传统的铜铅别离常运用重完成抑铅浮铜[2]，或运用完成抑铜浮，因为这些办导致环境污染，现在政府在出产中制止运用。为此，本次实验选用脱药，硫酸调浆，硫代硫酸钠与硫酸亚铁组合按捺剂来抑铅浮铜，详细药剂用量实验成果如下。 1、硫酸用量实验 硫酸用量实验成果见图1，实验成果表明，当硫酸用量大于3680g/t时，对铅的按捺作用变差，但硫酸的参加对进步铜档次和回收率有利，适合的硫酸用量为3680g/t，此刻矿浆pH5.5。图1  硫酸用量实验成果 2、硫代硫酸钠用量实验 硫代硫酸钠用量实验成果如图2，实验成果表明，硫代硫酸钠用量大于1200g/t时对铜铅的目标均发生晦气的影响，但小于1200g/tt时对铅的按捺作用欠好，因而适合的硫代硫酸钠用量为1200g/t。图2  硫代硫酸钠用量实验成果 3、硫酸亚铁用量实验 硫酸亚铁用量实验成果如图3，实验成果表明，硫酸亚铁用量添加会小幅度进步铜的回收率，一起进步尾矿中铅的档次，当硫酸亚铁用量到达5000g/t时可获得较好的铜铅别离作用。图3  硫酸亚铁用量实验成果 4、丁基黄药用量实验成果 丁基黄药用量实验成果如图4，运用捕收性较强的丁基黄药后铅在铜粗精矿中的回收率均在30%邻近，铜的回收率得到进步，其适宜的用量为60g/t。图4  丁基黄药用量实验成果 （三）精选Ⅰ药剂用量实验 首要进行了精选Ⅰ药剂用量实验，经实验得到精选Ⅰ较佳的药剂用量为：硫酸800g/t(此刻pH值为6.3)，硫代硫酸钠600g/t，硫酸亚铁1600g/t，丁基黄药30，松醇油5g/t。 （四）闭路实验 闭路实验流程见图5，实验成果见表2。图5  铜铅别离闭路实验流程 表2  铜铅别离闭路实验成果%三、结语与评论 1、针对该混合精矿的特征，经过多种计划的比较，选用组合按捺剂进行铜铅别离实验，能够到达铜铅别离的意图，并可获得较为抱负的分选目标，完成铜、铅有用别离。 2、使用脱药，硫酸调浆，与硫酸亚铁组合按捺剂进行铜铅别离，效，并且环保作用很好。硫代硫酸钠不只十分有 3、实验成果表明，浮选工艺准则施行便利、简单易行，所用选矿药剂均为惯例浮选药剂，较易在出产中施行。 4、因为矿石中锌的含量不高，分选难以构成合格的独自精矿产品，故本次实验未进行别离。 参考文献 [1] 艾光华,朱易春,魏宗武.组合按捺剂在铜铅别离浮选中的实验研讨[J].我国矿山工程,2005(5):11－12,16. [2] 秦永启,张文华.某铅锌矿选矿工艺实验研讨[J].湿法冶金,2004(6):98—100. [3] 邱廷省,罗仙平,陈卫华,等.进步会东铅锌矿铅锌选矿目标的实验研讨[J].金属矿山,2004(9):34－36.

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％。

浮选选机通过多年的工艺改善和出产实践，结合老练的选矿工艺，在浮选铜钼方面，有着得天独厚的经济优势。碎矿体系选用三段一闭路的流程，给矿粒度为0-1000mm，产品粒度保持在14mm以下，较好地完成了多碎少磨的规划准则。磨矿流程为一段闭路磨矿，分级溢流细度在55%左右。浮选流程在多年的出产过程中逐渐优化，我国多家规划院曾对铜矿矿石做过屡次选矿实验，各种实验均标明选用部分混合优先浮选铜和钼，然后再选钴和进一步收回铜的流程较好，在出产实践中也得到证明。在浮选时，用石灰作按捺剂，首要按捺钴黄铁矿，用轻柴油作捕收剂，2#油做起泡剂，优先浮选得到铜钼混合粗精矿，铜钼混合粗精矿经再磨后进入精选，然后再进行铜钼别离，别离时抑铜浮钼，用作按捺剂。浮选铜钼后的尾矿用黄药作捕收剂选钴和另一部分铜，铜钴粗精矿经精选后进入钴再磨，然后用丁胺黑药做捕收剂进行铜钴别离。再出铜精矿兼并得到混合铜精矿。

铜钼别离 铜钼混合精矿别离有两种计划，一是抑铜浮钼，是最主要的办法。二是抑钼浮铜，现在只要极少数选厂选用。 以下对这些别离办法作简略介绍： (一)法：法对硫化物有激烈的按捺效果，这是因为CN-与重金属离子Me2+反响，能生成亲水难溶的Me(CN)2，持续增加，沉淀物与CN-反响，生成安稳的络离子Me(CN)42-。CN-也能使硫化矿表面吸附的表收剂膜解吸。 铁及亚铁与矿藏表面金属离子能生成亲水的沉淀物，使矿藏表面形成亲水膜而被按捺。这类按捺剂可有用按捺硫化铜矿藏，但先决条件是铜矿藏表面已充沛氧化，因而常与氧化剂合用。 (二)硫化物法：用量大时，可按捺除辉钼矿外简直一切的硫化矿藏。的按捺效果主要由水解发生HS-形成，HS-一方面架空吸附在矿藏表面的黄药，一起本身又吸附在矿藏表面，使矿藏表面亲水。除水外，还有与硫化铵等。国外用得多的是，有时与水钠并效果;我国主要用，其用量一般为1000～3000g/t。硫化铵水免除发生HS-外，还会发生NH4+。NH4+可与溶液中的钼矿表面吸附的MoO2-、HmoO4-生成可溶的(NH4)2MoO4而“清洗”辉钼矿表面，进步可浮性。 (三)硫代硫酸盐和硫酸盐法：硫硫酸盐及硫酸盐能与多种金属离子结组成安稳的络合物，这种混合物可以有用按捺黄铜矿和黄铁矿及闪锌矿。有文献报导，这种组合按捺低且无环境污染，是很有出路的有用按捺剂。 (四)诺克斯药剂：诺克斯(Nokes)药剂是20世纪50年代由诺克斯等人研发的一种非钼硫化矿的按捺剂，它包含磷诺克斯P-Nokes(LR-744)和砷诺克斯As-Nokes(ANa-mol-D)两种，按捺效果比Na2S强。按捺机理是解吸矿藏表面的捕收剂，一起在矿藏表面生成亲水难溶的硫代磷铜或硫代铜，使矿藏遭到按捺。 　　P-Nokes是由与苛性钠反响制成的硫代磷酸盐，其反响式为： 　　P2S5+10NaOH=Na3PO2S2+Na3PO3S+2Na2S+5H2O 　　As-Nokes是由(As2O3)与Na2S反响制成的硫化代盐，其反响式为： 　　As2O3+3Na2S+2H2O=Na3AsO2S2+Na3AsO3S2+2H2↑ (五)化学氧化剂法：运用氧化剂过氧化氢、次等使铜、铁硫化矿藏表面氧化，并使吸附在矿藏表面的捕收剂氧化被损坏。与氧化剂相配合的按捺剂主要是亚铁。铁及锌等。因为氧化剂有很强腐蚀性，这一办法的广泛运用遭到限制。 (六)低分子有机按捺剂：低分子有机按捺剂由烷烃(短链)、亲固基和亲水基组成，常见的有(钠)HSCH2COOH(Na)、巯基乙醇HSCH2CHOH、四甲基硫代脲嘧啶以及Pilips石油公司推出的以奥方(Orfom)为产品牌号的D系列产品。这类有机按捺剂的按捺机理是亲固基吸附在硫化矿藏表面，即-SH基、-NH2基吸附在矿藏表面，亲水的-COOH基、-OH基朝向水，在矿藏表面形成亲水膜，使矿藏遭到按捺。这类药剂本钱偏高，大规模工业运用尚困难。 (七)加温按捺法：用矿浆加温的办法来强化按捺剂的按捺效果。效果机理是加温可以使矿藏表面吸附的捕收剂膜分化、氧化和解吸;一起，运用各非钼硫化矿藏表面氧化速度快，辉钼矿表面不易氧化的性质扩展其可浮性的差异。 加温时的温度低于沸点，一般为60～90℃。加温方法有三种：蒸汽通入矿浆直接加温，蒸汽经热交换器直接加温，矿浆和蒸汽通入高压釜内加压加温。加温前先将矿浆浓缩，加温后再调浆、加药分选。 (八)充氮工艺：硫化物与诺克斯药剂运用中，S2-、SH-是还原剂，很简单被矿浆中所充空气中的氧所氧化，使很多的药剂没有参加对铜矿藏的按捺就白白浪费。选用充氮气替代空气可防止这些反响，实践证明铜-钼别离中选用氮气替代空气作气泡介质，可节约铜按捺剂50%～75%。

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％。

计划：一是抑铜浮钼，是最主要的选矿办法。 二是抑钼浮铜。后一办法只要少量选厂选用，并用糊精按捺辉钼矿。 浮钼抑铜进行铜钼别离的按捺剂计划有： (1)法; (2)+蒸汽加温法; (3)单一法; (4)+法; (5)诺克斯药剂(或它与合用)法; (6)铁及亚铁法; (7)次或法; (8)硫基乙醇等有机按捺剂法。 铜钼别离：、、砷或磷诺克斯药剂按捺以黄铜矿、斑铜矿为主的铜矿藏较有用;硫化铵、铁及亚铁、氧化剂、次氯酸盐及按捺次生硫化铜矿藏较有用。巯基乙醇等有机按捺剂是新研发的无毒高效钼的伴生硫化物按捺剂，正在推行之中。为了改进铜钼别离作用常选用的办法有： (1)浓缩脱药。混合精矿别离之前，先进行浓缩脱药，除掉进入混合精矿中的过剩药剂，确保搅拌和粗选在适合的浓度下进行。 (2)蒸汽加温。国外一些铜钼选厂在铜钼别离前，对铜钼混合精矿进行蒸汽加温(85～90℃)，有时还参加适量石灰(0.8～1.2kg/t精矿)，鼓入氧气或空气。其意图是经过解吸和分化损坏混合精矿表面的捕收剂膜。不少国家把+加温(蒸吹)法视为铜钼精矿别离的最佳计划，此法是在运用硫化物按捺铜矿藏的一起，沿浮选作业线用蒸汽直接加温(60～75℃)矿浆，这样不只加快了捕收剂的解吸和分化，还减缓了硫化物的氧化，大大地下降了硫化物用量，改进了别离目标。 (3)分段增加。法是铜钼别离最常用的办法，它能够按捺非钼的一切金属硫化矿藏，其用量动摇规模很大，可在2～30kg/t内动摇。选用分段增加较有利，常将一部分溶液增加到拌和槽中，而另一部分以固体方式放在粗选和精选的泡沫槽中，运用溶解时宣布的热量使矿浆温度升高，以增强其按捺作用。   (4)用氮气浮选。铜钼别离浮选中运用的按捺剂，如、钠、诺克斯药剂中的或易氧化而失掉按捺作用。因为铜钼别离循环，精选次数多(6～8次)，作业线长，这些药剂因氧化而增大耗量更为杰出。为了防止药剂氧化、下降用量，铜钼选厂用氮气替代空气作充气介质进行铜钼别离浮选取得了明显的经济作用，可使诺克斯药剂用量下降50%。

对铜硫矿石不管选用哪一种浮选计划，都存在一个铜硫别离的问题，别离的准则一般是浮铜抑硫。    一、石灰法     石灰是按捺黄铁矿的常用按捺剂。选用石灰法进行铜硫别离时，矿浆pH值或矿浆中的游离的CaO含量能明显地影响别离作用。一般规则是，处理含黄铁矿量多的细密铁矿。对含黄铁矿少的浸染矿，pH值在9左右就能浮铜抑硫。     二、石灰＋法     关于浮游活性大的黄铁矿，用石灰加法按捺是有用的。但由于有剧毒，会污染环境，因而人们力求用其他办法如石灰加法替代之。     三、石灰＋法     这种办法是广泛运用的无按捺黄铁矿的办法。关于原矿含硫、含泥高或黄铁矿浮游活性较大不易被石灰按捺的铜硫矿石，可选用石灰加（或SO2）按捺黄铁矿进行铜硫别离。此法的关键是要根据矿石性质操控适宜的矿浆pH值及（SO2）的用量，并留意恰当的加强充气拌和。有试验研讨指出，在pH=6.5～7的弱酸性介质中，选用石灰加法按捺黄铁矿较有用。此法与石灰法比较具有操作安稳，铜目标好，硫酸等活化剂用量低一级特色。     四、加温氧化法     关于比较难处理的铜硫混合精矿可用此法。此法可分为加石灰或不加石灰的蒸汽加温法，都能够加快黄铁矿表面的氧化，使黄铁矿遭到按捺。如某公司加石灰调整pH=11，再用蒸汽加温到60～70℃，获得了杰出分选作用。     在铜硫别离浮选中，有人还做过石灰加腐殖酸钠的研讨，也取得了明显的分选作用。别的，选用选择性好的捕收剂或捕收剂的混合用药，不只能够削减按捺剂和活化剂用量，并且操作安稳。如某选矿厂用丁基黄药加丁胺黑药或丁基黄药加OSN－43的混合用药，其成果大大提高了铜精矿档次和回收率。     被按捺的黄铁矿活化时，为了节约硫酸、硫酸铜、碳酸钠或二氧化碳气体等活化剂的用量，浮铜尾矿可先用水力旋流器浓缩，脱除一部分高碱度泥浆水，然后再加新鲜水稀释。

铜铅别离工艺： 铜铅别离有两种计划：一是浮铜抑铅，二是浮铅抑铜。 常用的办法有如下几种： (1)重铬酸盐法。这是一种比较传统的办法，用重铬酸盐按捺方铅矿，完成抑铅浮铜。这种办法对被铜离子活化过 的方铅矿按捺力差，当矿石中含有易氧化的次生硫化铜矿藏 时，不宜运用此法。这种办法关于受过氧化的方铅矿按捺效果更好，但因为此法对环境有污染，选用这种办法的选厂日 趋削减。 (2)法。对黄铜矿按捺力较强，但对方铅矿几乎不发生按捺作用，因而使用这种办法能够抑铜浮铅， 并得到较好的作用。当矿石中次生铜矿藏多时，因对 次生铜矿藏按捺作用弱，且耗费多，故常选用加硫酸锌法加强对铜矿藏的按捺作用。 因为有剧毒，且能溶解贵金属，故应尽量少使 用，推行无工艺。 (3)氧硫法。这种办法是用二氧化硫或盐组合其他按捺剂来按捺方铅矿浮选黄铜矿。氧硫法常用的组合有： 二氧化硫(或)+淀粉;;硫代硫酸钠 。选用这种办法时，因为盐类也按捺闪锌矿和黄铁矿，所以稠浊在混合精矿中的锌、铁硫化物会进入 铅精矿，使铅精矿质量较差，但铜精矿质量较高。 假如方铅矿被铜离子活化过，别离作用欠好，不宜选用 此法。(4)羧甲基纤维素( CMC)+ 水玻璃(或焦磷酸钠)法。 某矿选用羧甲基纤维素与水玻璃按质量比1:100的混合剂或羧甲基纤维素与焦磷酸钠按质量比1:100的混合剂分选铜铅 混合精矿，抑铅浮铜取得了较好的目标。详细的药剂份额， 可根据详细情况经过实验来断定。加温法。这种办法是先用蒸气把铜铅混合精矿加温 到℃左右，在酸性或中性矿浆中，方铅矿表面的捕收剂 解吸下来，表面氧化亲水，而黄铜矿依然上浮。选用这种方法不用另加其他药剂，所得的铜精矿档次高，含铅、锌低。 别的，因为不需参加其他药剂，能够削减污染

铜、铅别离技能一般为铜铅的混合精矿别离，先脱药，再优先浮选。脱药办法：机械法，再磨脱药，拌和洗刷脱药，Na2S脱药，活性炭吸附脱药，加温，焙烧等。1、按捺铅浮铜适用于次生铜矿，Cu2+离子溶解较多不易按捺的状况。按捺铅：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)和Na2S合作运用;或氧硫法：1)SO2(或)+淀粉;2)，;3)硫代硫酸钠+或硫酸亚铁;4)碳酸钠十硫酸亚铁。2、按捺铜浮铅适用于原生铜矿。捕收剂：黄药、黑药，PH值9~9.5，用CaO调整。按捺剂：及其代替按捺剂。或加温脱药按捺铅40~70℃(PH值≤7)。

铜铅别离是铜铅锌矿石浮选时的首要问题。其计划可所以抑铅浮铜，也可所以抑铜浮铅。终究的那一计划较好，要经过详细的实验断定。但一般原则是：当矿石中铅的含量比铜高许多时，应抑铅浮铜；反之当铜含量挨近或多于铅时，应抑铜浮铅。       常用铜铅别离办法如下：       一、重铬酸盐法：即用重铬酸盐按捺方铅矿而浮选铜矿藏。       二、化法：即用按捺铜矿藏而浮选铅矿藏。       三、铁法：当矿石中次生铜矿藏含量很高时，上述两个办法的作用都不够好，此刻若矿石中铜含量较高，则可用铁（黄血盐和赤血盐）来按捺次生铜矿藏浮选铅矿藏；若铅的含量比铜高许多，就应实验以下两个计划：       四、法（二氧化硫法）：即用二氧化硫气体或处理混合精矿，使铅矿藏被按捺而铜矿藏遭到活化。为了加强按捺，可再增加重或等，也可将矿浆加温（加温浮选法），最终都必须用石灰将矿浆pH调整到5～7，然后进行铜矿藏的浮选。       五、钠  硫酸铁法：即用钠和硫酸铁作混合按捺剂，并用硫酸酸化矿浆，在pH＝6～7的条件下拌和，按捺方铅矿而浮选铜矿藏。       铜铅混合精矿别离困难的首要原因之一，是因为混合精矿中含有过剩的药剂（捕收剂和起泡剂）的原因。在混合精矿别离前除掉矿浆中过剩的药剂和从矿藏表面上除掉捕收剂薄膜能够大大的改进混合精矿的别离作用。       从矿浆中除掉过剩药剂和从矿藏表面除掉捕收剂薄膜的办法有：       （一）机械的办法；       （二）化学的或物理化学的办法。可根据混合精矿的性质和其所取得条件的不同，来选定适合的办法。

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％。

铅精矿在被鼓风炉熔炼之前必须把铅精矿在熔炼前进行预备作业即烧结焙烧，其目的：（1）除去铅精矿中的硫，如含砷及锑较多也须将其除去；（2）将细料烧结成块。     因此，在焙烧过程中，除进行氧化反应外，还必须使细料结块。这种同时完成两个任务的焙烧法，称为烧结焙烧或简称为烧结，而呈块状的焙烧产物称为烧结块或烧结矿。当用鼓风炉还原熔炼法处理块状富氧化铅矿时，不需要进行烧结焙烧，只要将矿石破碎至一定的块度，就可送往鼓风炉直接熔炼。如果要进行处理的不是块矿而是细碎的氧化铅精矿，仍须先行烧结或制团，然后才加入鼓风炉熔炼。铅精矿的烧结焙烧是强化的氧化过程，即将炉料装入烧结机中，在强制地鼓入或吸入大量空气的条件下，加热到800－1000℃，使之着火并继续燃烧，其中金属硫化物便发生氧化，生成各种金属氧化物和硫酸盐。

挑选铜铅混合精矿别离的办法，应从如下几个方面进行考虑：(1)矿藏组成。铜铅混合精矿中的矿藏组成是挑选别离办法的主要依据。例如，假如方铅矿表面遭到氧化且未被铜离子活化，则可采纳重铬酸盐法或氧硫法;如方铅矿与次生硫化铜矿藏(如斑铜矿及砷黝铜矿)的别离，可选用法或加硫酸锌法。(2)混合精矿中的铜铅比。从生产实践来看，当混合精矿中的铜与铅质量比较大时，多选用抑铜浮铅办法;当铜与铅质量比较小时，则多选用抑铅浮铜的办法。这是由于“抑多浮少”泡沫量少，能够削减泡沫产品的搀杂，进步精矿质量。(3)从工艺目标、环境保护、经济本钱等多方面归纳考虑，进行计划的挑选。

某地斑岩型铜矿，铜储量达大型规划，且伴生钼、金、银等有用资源，铜钼嵌布粒度极细，且含有石墨，铜钼别离问题长时间未得到解决，没有开发运用。咱们经过对该矿的物质组成进行深入研讨，断定此矿不宜细磨深选别离铜钼，而应选用选冶联合流程，先由选矿适度分选，精矿再经湿法冶金别离铜钼，并使伴生的金银得以有用的运用。 铜钼精矿为斑岩铜矿原矿经浮选取得的，粒度为-0.045mm占89.81%，该精矿中首要金属为铜(25125%)，其次为钼(8118%)，精矿中伴生的贵金属含量较高铜钼精矿中铜矿物首要是黄铜矿，其次是斑铜矿;钼矿首要是辉钼矿。因而，拟定铜钼别离提取技能计划时有必要考虑有利于金银的归纳收回。 该精矿的铜档次已达铜精矿要求，可直接入炉，但在火法冶炼条件下，钼将蒸发，不方便收回;精矿中的铜大多数为黄铜矿，这种原生铜矿选用湿法工艺不易直接浸出，辉钼矿也是原生硫化矿，不能直接浸出，因而要湿法别离铜钼，有必要对精矿进行活化。实验研讨了焙烧-硫酸浸出、焙烧-碳酸钠浸出、焙烧-浸出、次氯酸纳直接浸出等计划的铜钼浸出作用和别离状况，经过多计划分化铜钼精矿的实验，归纳比较可知焙烧———纯碱浸出计划为一条较好的实验计划，它有几个长处:(1)可在浸出阶段别离铜钼，(2)浸出液杂质少，便于净化收回钼，(3)浸出剂来历广泛，报价较低，且浸出进程不腐蚀设备。因而，选定焙烧———纯碱浸出工艺为首要铜钼别离技能道路，焙烧矿可用水预浸优先收回部分铜，这部分铜的收回工艺简略，本钱较低。 实验流程为:铜钼混合精矿在必定的焙烧温度下焙烧，焙砂用水浸出部分铜，水浸液可用萃取-电积工艺收回铜，水浸渣再用碳酸钠溶液浸出钼，浸钼液可用沉积或萃取法收回钼，浸钼渣可作为铜精矿运用。 为了进步铜钼混合精矿的浸出活性，运用焙烧使铜钼矿中的硫化矿转化为氧化物或硫酸盐，然后易于浸出。辉钼矿焙烧氧化为氧化钼后，可溶于纯碱溶液，用纯碱溶液浸出焙烧后的铜钼矿，浸出进程中还伴有硫酸铜与纯碱反响生成碱式碳酸铜的反响。 焙烧浸出铜钼矿的最佳条件为：650℃焙烧30～60min;室温水预浸30～60min，L/S=2;80℃纯碱浸出30～60min，L/S=2，纯碱用量为理论量的175%，实验成果：浸钼渣含Cu27.93%，Mo0.41%，Au13.8g/t，Ag144g/t;浸铜液含Cu14.86g/L;浸钼液含Cu0.007g/L，Mo38.4g/L，钼浸出率96.05%。 被纯碱浸出到溶液中的钼，可从溶液沉积中收回，留在浸钼渣中的铜，可作为优质铜精矿，用水优先浸出的铜可用萃取电积工艺加以收回。 浸钼渣中铜及杂质成分(Pb+Zn0.23%，MgO0.32%，Bi0.008%，As0.11%)契合YS/T318铜精矿质量标准二级品要求，并含有金银等有价元素，在精矿出售时能够计价。  对某地难选铜钼混合精矿进行了焙烧-纯碱浸出别离收回的工艺研讨，经650℃焙烧后，优先用水浸出部分铜，这部分铜可用萃取-电积工艺收回。浸铜渣用纯碱浸出钼，钼浸出率达96.05%，浸出液中的钼可用沉积法收回。铜在浸钼渣中的收回率为85.56%，浸钼渣可作为铜精矿出售。

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

一、铜钼分离前的必须工作二、抑铜浮钼药剂三、抑钼浮铜药剂四、铜精、钼精矿质量要求

一、黄铜矿的性质       硫化铜矿藏首要有黄铜矿（CuFeS2）、辉铜矿（Cu2S）、斑铜矿（Cu5FeS4）、铜蓝（Cu2S·CuS2）、砷黝铜矿（Cu12As4S13）等，其间最首要的是黄铜矿和辉铜矿，我国以黄铜矿为主。       黄铜矿含Cu34.56%，黄铜色，表面常因氧化而显金黄、红紫等锖色，外表很似黄铁矿，但硬度较小（3.0～4），密度为4.1～4.3g/cm3，条痕为绿黑色，晶体结构为四方晶系，常常呈粒状或细密块状集合体，是最首要的炼铜和制备铜化合物的矿藏质料。黄铜矿在地表氧化带往往能够生成一系列的次生含铜矿藏，如铜蓝、孔雀石、蓝铜矿、赤铜矿、辉铜矿和斑铜矿等，使氧化带的下部构成一个次生富集带。       在黄铜矿的结晶结构中，每一个硫离子被散布于四面体顶角的4个金属离子（2个铜离子，2个铁离子）所围住，一切配位四面体的方位都是相同的。因为黄铜矿具有较高的晶格能，并且结晶结构中硫离子所在的方位相关于铜铁来说是在晶格的内层，因而，黄铜矿对氧化作用具有较大的稳定性。       黄铜矿在中性及弱碱性介质中表面疏水性较好，在强碱性介质中表面构成氢氧化铁薄膜，疏水性下降。       浮选黄铜矿最常用的捕收剂是黄药、黑药、硫氮类捕收剂。黄铜矿在较宽的pH规模央（4～12）具有杰出的可浮性，在碱性介质中易受和石灰的按捺。       二、辉铋矿的性质       铋是一种恰当稀疏的元素，在地壳中的含量仅有3.4×10－4%左右。铋在天然界中多以氧化物、硫化物、含硫盐类矿藏等化合物形状存在，只要少数单质铋。已知的铋矿藏有辉铋矿（Bi2S3）、泡铋矿[Bi2CO3·(2～3)H2O]、铋华（Bi2S3）、菱铋矿（nBi2O3·mCO2·H2O）、铜铋矿（3Cu2S·4Bi2O3）、方铅铋矿（2PbS·Bi2S3）等50多种，有工业价值的首要为辉铋矿、泡铋矿、铋华和天然铋。铋常与铅、铜、锡、锑、钨等有色金属共生。       辉铋矿（Bi2S3）含铋81.3%，微带铅灰的锡白色，表面常现黄色或斑状锖色，条痕为铅灰色，硬度为2～2.5，密度为6.8g/cm3，正交（斜方）晶系，晶体呈长柱状或针状，柱面具纵条纹，集合体为放射柱状或细密粒状。辉铋矿是炼铋的最首要矿藏质料，但很少构成独立矿床，首要见于钨锡高温热液矿床和触摸告知矿床中，辉铋矿在地表风化后构成铋的氧化物（如铋华）或碳酸盐（如泡铋矿）。       辉铋矿（Bi2S3）具有链状结构，链内Bi－S之间以共价键相联，键距较短；链带间以分子键相联，键距较长。受力时链间Bi－S分子键开裂，（010）面解理完全。因而，辉铋矿解理面上分子键较弱，吸附水分子的才能不强。       辉铋矿具有象辉钼矿那样的天然可浮性，易被黄药、黑药、黑药和硫氮类捕收剂捕收。辉铋矿不受按捺，在与硫化铁、铜、砷等矿藏别离时，可用按捺其它硫化矿而浮铋。       三、黄铜矿与辉铋矿别离的研讨现状       铜铋矿藏常与钨矿藏共生或伴生，如江西铁山垅钨矿含有钼铜铋锌矿藏，江西修水香炉山钨矿含有铜铋矿藏，云南马关某钨矿含铜铋矿藏等。铜铋别离在选矿中是一个较难的课题，但国内外对铜铋别离的研讨相对较少。我国许多矿山因为铜铋未能较好别离，无法取得合格的铋精矿，构成铋的丢失恰当严峻。因而，研讨开发合理的铜铋别离工艺流程和药剂准则有着极为重要的含义。现在，铜铋别离的办法首要有重选、浮选和湿法，但因为重选别离作用较差，本文侧重从浮选和湿法两个方面来介绍铜铋别离的研讨现状。       （一）铜铋浮选别离的研讨现状       黄铜矿与辉铋矿的可浮性很附近，铜铋浮选别离存在必定的难度。现在国内关于铜铋浮选别离首要选用的是有抑铜浮铋和无抑铋浮铜两种工艺。       刘日和在分选某铜铋硫化矿时选用铋铜混浮－抑铜浮铋工艺，铋铜混浮以丁黄煞费苦心作捕收剂，以石灰按捺黄铁矿，别离作业以NaCN和石灰混合按捺剂抑铜浮铋，取得了较好的目标。       张三田进行了钼、铋－铜，钼、铜－铋及等可浮3种流程计划的比较实验，其间钼、铋－铜流程在浮钼铋时选用按捺铜，钼、铜－铋流程在浮钼铜选选用钠按捺铋矿藏。实验结果表明：钼、铋－铜流程最终难以得到独立铜精矿；钼、铜－铋流程因为铋矿藏经按捺后难以活化，构成56.98%的铋进入尾矿无法收回；等可浮流程因为在浮钼铜精矿一起浮出后再进行别离，因而不影响后边难浮铋矿藏的浮选，所获各项目标均比前两个流程好。       罗建中等对铜－铅铋的别离进行了研讨，比较了重铬酸盐法、氧硫法、羧甲基纤维素法、法的别离作用，结果表明，选用K2Cr2O7作为铅铋的按捺剂，浮选别离作用最佳，黄铜矿依然坚持杰出的可浮性。别的铅铋表面捕收剂的脱除也是要害，脱药作用欠好，铜－铅铋不行别离。       王政德对含有钼铜铋的硫化矿混合精矿选用加温－盐浮选别离工艺，完成了铜铋别离。其准则流程为：参加拌和脱药，磨矿，将蒸汽直接通入浮选槽加温（50～60℃），用硫酸将矿浆pH值调至5.5左右，先以钠作铋的按捺剂用火油及松醇油浮钼，再用丁铵黑药和丁黄药浮铜，铋则留在槽底。该工艺相关于有浮选，简化了流程，节省了药剂用量，一起削减了环境污染。       抑铜浮铋工艺因为一般要运用，对环境污染严峻，所以应用得越来越少。抑铋浮铜工艺的要害在于寻觅辉铋矿的有用按捺剂，不然很难完成铋的较好收回。       （二）铜铋湿法别离的研讨现状       一般，因为矿石中铋的硫化物与其它硫化矿藏的浮游功能挨近、氧化的含铋矿藏与泥状氢氧化铁伴生以及铋矿藏在矿石中与其他矿藏细密共生且嵌布粒度很细等原因，致使浮选难以将铋矿藏完全与其他矿的别离，精矿含铋量低，收回率不高。因而近年来铜铋湿法别离的研讨也取得了不少发展。       现在铜铋的湿法别离首要是选用或氯盐作浸出剂进行化学浸出，其机量首要是运用铜、铋在浸出介质中的溶解速度不同而完成别离，有时恰当添加一些氧化剂会有利于进步选择性浸出的作用。       覃朝科对惯例浮选产出的铋金铜混合精矿用进行了浸出实验研讨。混合精矿含Bi15.14%、Cu7.65%、Zn8.07%、Au33.5g/t、Ag2072g/t，经热浸出后，铋、铜、锌溶解，金银则不溶，留在残渣中构成金银精矿。溶液冷却后加水稀释，氯化铋发作水解反响，生成氯氧铋沉积，过滤、枯燥后即为铋产品；滤液加锌或铁置换出海绵铜后，再从残液中收回锌。得到的氯氧铋含铋68%左右、收回率90%～95%,海绵铜含铜80%。       陈名瑞研讨了用浸出－铁屑置换法从钨细泥硫化矿中提取铋的新工艺。研讨结果表明：因为金属硫化矿藏在酸性的溶液中发作氧化复原反响的标准复原电位以及溶解速度不同，因而经过操控浸出条件，可使金属硫化矿藏在溶液中选择性浸出，浸出的简单程度排序为：辉银矿＞辉铜矿＞方铅矿（辉铋矿及含银硫盐矿藏等）＞闪锌矿＞黄铜矿＞黄铁矿＞辉钼矿。依据质料性质分析，选用溶液一步浸出法从钨细泥硫化矿中提取铋和部分铅金属，浸出液经铁屑置换得到海绵铋，铜、锌、铁等硫化矿藏则存留在浸出渣中。实验取得的海绵铋含铋40%，铋收回率到达80%；浸出渣含铜11%～13%，含铋量很低，可作为低度铜精矿供应。       张荣华经过很多的实验发现，选用漂氧化－热浸出－铁屑置换工艺能有用地从铜硫精矿中别离收回铋金属。实验别离研讨了浸出温度、用量、浸出时刻、漂用量对铋收回率和铜丢失率的影响，结果表明：（1）漂是一种强氧化剂，其水溶液可选择性氧化铋和银的硫化矿藏，在有工业存在时，可同构成联合氧化作用，正是这种联合氧化作用为铜精矿中铋、铜的别离供给了一条新的途径，并且用漂作氧化剂可下降生产成本，削减铜金属丢失，进步铋精矿档次。（2）加热浸出是取得较高铋收回率的要害，与常温浸出比较，国热浸出的铋收回率可进步35个百分点，一起还可恰当缩短浸出时刻。（3）浸出进程中进行拌和可进步铋的浸出率5～10个百分点。实验取得了铋档次在80%以上、铋收回率达90%的海绵铋，铜金属丢失率在1%以下。       唐冠中研讨出了选用HCl＋CuCl2＋CaCl2系统氯化络合浸出低档次硫化铋的新办法。在始酸浓度为50～60g/L、温度为O 55℃、Cu2＋浓度为6～8g/L的条件下，Bi的总收回率为97%，铜的损耗率为参加铜量的3%。沉铋后液经空气氧化除铁、再生、复生铜离子后可循环运用，整个进程无废水、废气排放。       王政德等选用二氧化锰加选择性浸出工艺下降铜精矿中铋的含量，取得了较好的目标。实验研讨了磨矿细度、二氧化锰用量、浓度、浸出温度、浸出时刻及液固比对浸出的影响，发现二氧化锰用量和浓度是影响选择性浸出降铋作用的要害，跟着二氧化锰用量的削减（浓度添加），浸渣中含铋量先削减后增大，含铜量则一向削减；温度和时刻对铜的浸出影响不大，但铋浸出率会跟着温度的升高和时刻的延伸而增大。在适合条件下，铜、铋的浸出率别离为7.12%和61.43%，到达了选择性浸出降铋的意图。       铜铋湿法别离收回能取得较高的收回率，但需求处理陈低生产成本、减轻设备腐蚀和防止环境污染等问题。       四、结语       寻觅辉铋矿的选择性按捺剂、开发铜铋别离的浮选新工艺是进步铜铋浮选别离作用的要害；下降成本、减轻腐蚀和污染是铜铋湿法别离面对的难题，而研讨开宣布高效的生物细菌，展开生物浸出无疑是处理这些难题的有用途径。

我国铜铅分离方法

铜硫矿石浮选的要害石Cu—S别离问题，别离的原则是浮硫化铜矿藏按捺黄铁矿（浮Cu抑S），按捺硫的首要办法有：    （1）石灰法，是最常用最经济的办法，此法的首要缺陷是含硫高时因石灰用量过大使泡沫发粘乃至跑槽，铜精矿质量也不高，设备、管道又易“结钙”。有的选厂选用石灰加少数来下降石灰用量。     （2）石灰加钠（或SO2）法，对含硫高或含硫不高但含泥高，或黄铁矿活性大不易被按捺的矿石，选用此法有用，此法的要害是依据矿石性质操控适合的矿浆PH值及钠用量并恰当加强充气拌和，有的实验指出在PH=5~7的弱酸性介质中选用此法有用，此法长处是战胜石灰过量带来的许多缺陷，一起被按捺的黄铁矿易活化。     （3）加温法，经过加温来加快黄铁矿表面的氧化使其遭到按捺，国外对铜硫混合精矿加温浮选的研讨证明，用石灰使PH=11再用蒸汽加温矿浆至60~70℃，作用最好。

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。

一、铜、铅、锌硫化矿的可浮性 (一)铜矿藏的可浮性 1、黄铜矿CuFeS2，含Cu 34.57%。斑岩铜矿。 捕收剂：初级黄药、黑药。 机理：化学吸附，与铜离子作用生成黄原酸铜;物理吸附，以双黄药方式吸附与Fe3+离子表面。 按捺剂：CN-、NaCN、kCN、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]，均在碱性介质中运用。H2O2、NaClO经过过氧化作用而下降其可浮性，在酸性介质中运用。 活化剂：CuSO4。 2、辉铜矿和铜兰的可浮性(归于次生铜矿) 辉铜矿Cu2S:含Cu 79.83%，天然可浮性最好。 铜兰 CuS:含Cu 64.4%，天然可浮性很好。 捕收剂：初级黄药，黑药，PH值1~13。 机理同上。 按捺剂：Na2OS3、Na2S2O3、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]、Na2S，均在碱性介质中运用。 按捺作用较差。 特色：这两种矿藏均性质较脆，磨矿易泥化，溶解性也相对较大，收回率较低，矿浆中的[Cu2+]离子含量高，形成按捺困难，且简单活化其它矿藏，致使浮选选择性差。 3、斑铜矿 Cu5FeS4，Cu含量 63.3%，可浮性介于上述(1)、(2)两种矿藏之间。 捕收剂同上，PH值5~10。 按捺剂：CN-、石灰在碱性介质中运用。 一般规则：(1)凡不含铁矿藏，可浮性类似，CN-、石灰对它们的按捺弱。 (2)凡含铁矿藏，CN-、石灰在碱性介质中能够按捺其可浮性。 (3)含铜量越高，可浮性越好。 (二)铅矿藏的可浮性 代表性矿藏为方铅矿。PbS含Pb 86.6%，立方晶体结晶，天然可浮性较好。 捕收剂： 1、PH值 2、PH值在9.5~10.5之间用高档黄药捕收。 3、PH值>10.5后方铅矿受必定的按捺。 捕收机理为化学吸附，产品为黄原酸铅。 按捺剂：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)、Na2S、CaO。按捺后的活化：诺克斯试剂按捺用HCl或酸性介质顶用NaCl活化，后者在酸性介质顶用CuSO4活化。 CN-无按捺作用。(含铁时在外)。 (三)闪锌矿ZnS，含Zn量67.10%。 天然可浮性较1、2均弱。 捕收剂：用Cu2+活化后，用黄药捕收。未活化则黄药无效。 按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2SO3(钠)、Na2S2O3(硫代硫酸钠)。 特色：常有Fe及Cd呈类质同象混入。形成可浮性下降，使按捺更简单。其间Cd需收回，现在Cd均来自从闪锌矿中的收回。 (四)铁硫化矿藏的可浮性 1、黄铁矿的可浮性 FeS2，含S 53.4%。 有必定的天然疏水性，但不充沛，其表面恰当氧化后有利于黄药捕收。过度氧化则可浮性下降。 捕收剂：在弱酸性介质中，用黄药捕收。 机理：电化学吸附机理。黄药首要被氧化成双黄药，黄药中的孤对电子和Fe2+离子的空轨迹结合，经过孤对电子的给予黄药吸附在矿藏表面。 按捺剂：石灰，。 活化剂：石灰按捺用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附; 按捺用硫酸铜活化。 2、磁黄铁矿 Fe1-xS，x：0.1~0.2，其可浮性弱于黄铁矿，用高档黄药捕收，按捺剂同黄铁矿。 二、铜、铅、锌、硫的别离(各种硫化矿的简称) (一)铜、硫别离 办法：取决于矿石性质。主要有下列两种办法。 1、优先浮选：适用于细密块状矿石，在比较粗的磨矿粒度条件下Cu与S能充沛单体解离。 次序：按捺硫先浮铜。 2、混合浮选：适用于矿石中Cu与S结合严密，Cu与S的集合体粒度较粗，而单体矿藏粒度较细时，用混合浮选先甩出合格尾矿，再把Cu与S混合精矿再磨脱药，再选别离。 条件：Cu的捕收剂为黄药或黑药，石灰做pH值调整剂及铁矿藏的按捺剂，必要时参加辅佐按捺。活化剂：只要石灰按捺，用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附;合作按捺后用硫酸和硫酸铜活化。 (二)铅、锌别离 优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收方铅矿。 捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。 按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。 活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 (三)铜、锌别离 优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收铜矿藏。别离难度大于2的铅锌别离，应加强对锌的按捺。 捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。 按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。 活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 (四)铜、铅别离 一般为铜铅的混合精矿别离，先脱药，再优先浮选。 脱药办法：机械法，再磨脱药，拌和洗刷脱药，Na2S脱药，活性炭吸附脱药，加温，焙烧等。 1、按捺铅浮铜 适用于次生铜矿，Cu2+离子溶解较多不易按捺的状况。 按捺铅：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)和Na2S合作运用; 或氧硫法：1)SO2(或)+淀粉;2)，;3)硫代硫酸钠+或硫酸亚铁;4)碳酸钠十硫酸亚铁。 2、按捺铜浮铅 适用于原生铜矿。捕收剂：黄药、黑药，PH值9~9.5，用CaO调整。 按捺剂：及其代替按捺剂。或加温脱药按捺铅40~70℃(PH值≤7)。 (五)锌、硫别离 选用按捺硫，浮选锌的流程。 捕收剂：黄药，锌必须经硫酸铜活化。  按捺剂及PH值调整剂：石灰。

黄铜矿、黄铁矿属典型的硫化矿矿藏，一般将它们的别离作业简称铜硫别离。在铜硫别离中，浮选法有着十分严峻的含义，而在浮选法中按捺剂的研讨又是一个十分重要的方向。传统的铜硫浮选别离办法是在矿浆中参加很多的石灰，在高碱度环境下进行抑硫浮铜，此工艺已适当老练，别离效果较好，但在使用进程中也存在易结垢、固结、阻塞管道，腐蚀设备、矿山废水污染严峻，不利于有价伴生组分的归纳收回等对立。因而，研讨开发高效的黄铁矿按捺剂，在低碱知件下完成无石灰铜硫浮选别离，进步矿产资源的归纳利用率，具有重要的理论和实践含义。       一、单矿藏实验研讨       （一）单矿藏矿样的制备       实验中所用的黄铁矿（FeS2）取自某矿山矿碎原矿。黄铁矿经砸碎、选择、瓷球磨至100目以下，再用250意图筛子筛去微细矿粒，将所得100～250目粒级的矿藏作为实验样品，并将其存放于真空干燥器中备用。黄铁矿经化验分析其纯度为95.74%，其首要元素化学分析成果见表1。   表1  黄铁矿首要元素化学分析成果  %元素CuFeS含量0.4744.851.03       实验中所用的黄铜矿（CuFeS2）取自德兴铜矿的黄铜矿浮选精矿，精选后再进行脱药，筛去－250目微细矿粒，将所得的矿样作为实验样品，并将其存放于真空干燥器中备用。经化验分析黄铜矿的纯度为99.05%，其首要元素组成分析成果见表2。   表2  黄铜矿首要元素化学分析成果   %元素CuFeS含量34.4530.3534.80       （二）对黄铁矿、黄铜矿可浮性的影响       [Ca（ClO）2]，溶于水且一起分化而放出氧和Ca2＋，具有很强的氧化性，具当溶液pH＜9时，Ca2＋在水溶液中很难发作水解，根本以离子方法存在，鉴于此，进行了Ca（ClO）2用量对黄铜矿、黄铁矿右浮性影响的实验，实验条件和成果见图1。    从图1可见，在矿浆pH＝7～8时，Ca（ClO）2根本不改动黄铜矿的可浮性，但对黄铁矿产生了杰出的按捺效应。跟着其用量的增大，黄铁矿的上浮率大幅度下降。在用量为1000g/t时，黄铁矿的收回率只要19.20%，当其用量持续增大，收回率改动不大。       （三）人工混合矿的浮选别离实验       依据前面单矿藏实验可知，在pH＝7～8的低碱度环境下，Ca（ClO）2对黄铁矿量示杰出的按捺功能，却根本不改动黄铜矿的可浮性。为了进一步研讨Ca（ClO）2对黄铁矿的按捺效果及完成铜硫别离的可能性，又在低碱条件下进行了不同铜硫比的人工混合矿浮选别离实验研讨。用NaOH调矿浆 pH＝7～8，丁黄药用量60g/t，Ca（ClO）2用量1000g/t，2#油用量90g/t。实验成果见表3。   表3  黄铜矿、黄铁矿混合矿浮选别离成果     %实验编号产品名称产率铜档次硫档次铜收回率硫收回率黄铜矿 黄铁矿 1∶1精矿   尾矿54.49   46.5130.20   1.8338.60   47.6095.07   4.9348.72   51.28黄铜矿 黄铁矿 1∶5精矿   尾矿24.92   75.0822.28   0.7744.18   49.7190.60   9.4022.78   77.22黄铜矿 黄铁矿 1∶10精矿   尾矿16.22   83.7819.47   0.4846.19   50.2088.72   11.2815.12   84.88黄铜矿 黄铁矿 1∶20精矿   尾矿10.37   89.6318.35   0.2146.19   50.7391.04   8.969.53   90.47       从表3可知，Ca（ClO）2对黄铁矿的按捺功能好，习惯性强，在矿浆pH＝7～8 的低碱条件下，选用Ca（ClO）2作为黄铁矿的按捺剂，可完成铜硫浮选别离，并取得较好的别离目标。       二、Ca（ClO）2对黄铁矿按捺机理分析       依据矿藏浮选根本理论能够知道，按捺剂按捺矿藏的首要方法有消除矿藏表面的活化薄膜或捕收剂膜、在矿藏表面构成亲水的薄膜等。为了进一步了解Ca（ClO）2在铜硫别离中的效果，更好地辅导铜硫别离实践，经过矿藏表面化学反响和拉曼光谱分析，研讨了在低碱度铜硫别离进程中Ca（ClO）2对黄铁矿的按捺机理。       （一）Ca（ClO）2对黄铁矿矿藏表面化学成分的影响       有研讨标明，在碱性条件或中性条件下，黄铁矿表面可能发作（1）～（3）式氧化反响，且他们还对硫化矿矿藏表面上元素硫的性质和效果进行过具体的研讨，以为硫化矿表面零价的硫（S0）是很不安稳物质，在氧化条件下，会被氧化成S2O32－、SO42－、HSO42－。                   FeS2＋2H2O→Fe(OH)2＋S0＋2H＋＋ne,         (1)                   FeS2＋5H2O→Fe(OH)2＋S2032－＋8H＋＋6e,     (2)                   FeS2＋10H2O→Fe(OH)2＋2S042－＋18H＋＋14e,  (3)                   2S0＋3H2O→S2032－＋6H＋＋4e,               (4)                   S0＋4H2O→S042－＋8H＋＋6e,                 (5)                   S0＋4H2O→HS042－＋7H＋＋6e,                (6)       Ca（ClO）2是一种强氧化剂，在浮选矿浆中增加少数的Ca（ClO）2，就能使矿浆呈很强的氧化气氛。此刻，黄铁矿表面除发作如（1）～（6）工所示的氧化反响，其表面生成的硫会被进一步氧化成S2O32－、SO42－、HSO42－外，更重要的是其表面反响生成的很多Fe(OH)2会被进一步氧化Fe(OH)3，如（7）式所示。而Fe(OH)3是一种微溶于水的化合物，其溶度积Ksp远远小于Fe(OH)2，且其在碱性介质中能安稳存在。因而，能够断定黄铁矿表面发作的很多的Fe(OH)3，是黄铁矿遭到按捺的一大原因。               2Fe（OH）2＋ClO－＋H2O＝2Fe（OH）3↓＋Cl－       （7）       另一方面，Ca（ClO）2溶于水会电离出很多的Ca2＋，有研讨标明，当溶液pH＜9时，Ca2＋在水溶液中很难发作水解，根本以离子方法存在。因而，这些Ca2＋会与黄铁矿表面氧化生成的SO42－结合生成沉积。此外，矿浆在浮选充气进程中会吸收部分的CO2，发作一定量的CO32－，因为Ksp碳酸钙＜Ksp硫酸钙＜Ksp氢氧化钙＜Ksp氯化钙＜，所以水溶液中会发作如（8）式、（9）式、（10）式所示的反响，终究导致矿藏表面钙组分首要是CaCO3在碱性环境下化学性质十分安稳，且其溶度积Ksp仅有2.8×10－9，属微溶化合物，牢固地包裹在黄铁矿表面，因而能够为这也是导致黄铁矿可浮性变差的又一原因。                   CaSO4＋CO32－＝CaCO3↓＋SO42－         (8)                   Ca（OH）2＋CO2＝CaCO3↓＋H2O          (9)                   CaCl2＋CO32－＝CaCO3↓＋2Cl－         (10)       经过上面一系列的化学反响分析，能够以为无机氧化剂Ca(ClO)2按捺黄铁矿，完成低碱度无石灰铜硫别离的机理是在矿浆pH＝7～8的低碱度无石灰铜硫别离的机理是在矿浆pH＝7～8的低碱条件下，Ca（ClO）2使其表面发作氧化反响，发作很多的Fe(OH)3亲水物质；另一方面，Ca（ClO）2在水溶液中电离出的最离子Ca2＋与溶液中CO32－结合，一起结合产品安稳吸附于黄铁矿表面，这样Fe（OH）3和CaCO3在黄铁矿表面发作协同效果，导致黄铁矿表面构成首要成分为Fe(OH)3和CaCO3的亲水薄膜，大大地增强了黄铁矿表面的亲水性，然后使其在矿浆中被按捺，完成无石灰铜硫别离。       （二）黄铁矿矿藏表面拉曼光谱分析       为了进一步清晰Ca（ClO）2对黄铁矿的按捺机理，证明黄铁矿矿藏表面上述一系列化学反响的存在。又在矿浆pH＝7～8的低碱条件下，研讨Ca（ClO）2效果前后黄铁矿矿藏表面的拉曼光谱。图2（a）为黄铁矿经黄药溶液浸泡效果后的矿藏表面拉曼光谱图；图2（b）为黄铁矿经黄药溶液浸泡效果后，再经Ca（ClO）2溶液浸泡效果后的终究矿藏表面拉曼光谱图。图2  Ca（ClO）2效果前后黄铁矿矿藏表面的拉曼光谱图       从图2（a）可知，在矿浆pH＝7～8的低碱条件下，黄铁矿表面经黄药效果后的拉曼光谱图只343cm－1、379cm－1处呈现峰值，而该两峰值均为黄铁矿Fe－[S2]弹性振荡引起。因而，能够揣度丁黄药很难使黄铁矿表面发作化学反响。从图2（b）可知，在参加Ca（ClO）2后，黄铁矿表面发作了显着的改变，其拉曼光谱图除在343cm－1、379cm－1邻近呈现黄铁矿Fe－[S2]的两个弹性振荡峰外，还在282cm－1邻近多了一个峰值，该峰值属典型的CaCO3活性峰，除此之外没有呈现其他振荡峰。因而，能够阐明在矿浆pH＝7～8的低碱条件下，黄铁矿表面经Ca（ClO）2溶液效果后，新发作了CaCO3亲水薄膜，然后使其在铜硫别离进程中被充沛按捺。       三、定论       （一）单矿藏浮选实验研讨标明，在矿浆pH＝7～8低碱条件下，Ca（ClO）2根本不影响黄铜矿的可浮性，对黄铁矿显现杰出的按捺功能。       （二）人工混合矿的浮选别离实验标明，在矿浆pH＝7～8的低碱环境下，Ca（ClO）2在铜硫浮选别离进程中具有杰出的选择性，习惯功能强，能成功地完成各种铜硫比的人工混合矿的无石灰铜硫浮选别离，并取得较好的目标。       （三）矿藏表面化学反响和拉曼光谱分析标明，在低碱度条件下，Ca（ClO）2氧化黄铁矿表面，使其表面生成首要成分为Fe（OH）3和CaCO3的亲水薄膜，进步了黄铁矿的矿藏表面亲水性，使其在铜硫浮选别离作业中被充沛按捺，然后成功地完成无石灰铜硫别离。

处理硫化铜镍矿，一般采用选矿、熔炼和吹炼获得高冰镍，然后再用浮选法使铜镍分离，铜、镍精矿再分别送冶炼产出金属铜和金属镍，在冶炼过程中综合回收钴和铂族元素，某铜镍硫化矿的原则工艺流程如下：详见流程图：          品位较高的铜镍矿可以直接送去冶炼获得高冰镍，只有贫的铜镍矿才进行选矿。浮选获得的铜镍混合精矿经过冶炼得出的高冰镍，其分离方法有熔炼法、水冶法和浮选法，而浮选法是较经济且有效的方法之一，我国某铜镍矿系采用浮选法分离高冰镍。该厂的高冰镍的物相组成是硫化镍（Ni3S2）、硫化铜〔（Cu2S2）2FeS+Cu2S〕、合金（Cu—Ni—Fe）、金属铜（Cu）以及少量的磁铁矿（Fe3O4）和残渣。其中硫化镍和硫化铜的含量占90%以上。因此，铜镍分离的关键是硫化镍和硫化铜的分离。高冰镍经磨碎后，铜镍硫化物的粒子互相解离，在强碱性溶液中（PH12~12.5），加入丁黄药进行浮选。此时硫化镍被抑制，硫化铜上浮，达到分离的目的。这一新工艺成功的被应用，使我国铜镍分离技术达到了国际先进水平。

一、铜、铅、锌硫化矿的可浮性 (一)铜矿藏的可浮性 1、黄铜矿CuFeS2，含Cu 34.57%。斑岩铜矿。 捕收剂：初级黄药、黑药。 机理：化学吸附，与铜离子作用生成黄原酸铜;物理吸附，以双黄药方式吸附与Fe3+离子表面。 按捺剂：CN-、NaCN、kCN、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]，均在碱性介质中运用。H2O2、NaClO经过过氧化作用而下降其可浮性，在酸性介质中运用。 活化剂：CuSO4。 2、辉铜矿和铜兰的可浮性(归于次生铜矿) 辉铜矿Cu2S:含Cu 79.83%，天然可浮性最好。 铜兰 CuS:含Cu 64.4%，天然可浮性很好。 捕收剂：初级黄药，黑药，PH值1~13。 机理同上。 按捺剂：Na2OS3、Na2S2O3、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]、Na2S，均在碱性介质中运用。 按捺作用较差。 特色：这两种矿藏均性质较脆，磨矿易泥化，溶解性也相对较大，收回率较低，矿浆中的[Cu2+]离子含量高，形成按捺困难，且简单活化其它矿藏，致使浮选选择性差。 3、斑铜矿 Cu5FeS4，Cu含量 63.3%，可浮性介于上述(1)、(2)两种矿藏之间。 捕收剂同上，PH值5~10。 按捺剂：CN-、石灰在碱性介质中运用。 一般规则：(1)凡不含铁矿藏，可浮性类似，CN-、石灰对它们的按捺弱。 (2)凡含铁矿藏，CN-、石灰在碱性介质中能够按捺其可浮性。 (3)含铜量越高，可浮性越好。 (二)铅矿藏的可浮性 代表性矿藏为方铅矿。PbS含Pb 86.6%，立方晶体结晶，天然可浮性较好。 捕收剂： 1、PH值 2、PH值在9.5~10.5之间用高档黄药捕收。 3、PH值>10.5后方铅矿受必定的按捺。 捕收机理为化学吸附，产品为黄原酸铅。 按捺剂：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)、Na2S、CaO。按捺后的活化：诺克斯试剂按捺用HCl或酸性介质顶用NaCl活化，后者在酸性介质顶用CuSO4活化。 CN-无按捺作用。(含铁时在外)。 (三)闪锌矿ZnS，含Zn量67.10%。 天然可浮性较1、2均弱。 捕收剂：用Cu2+活化后，用黄药捕收。未活化则黄药无效。 按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2SO3(钠)、Na2S2O3(硫代硫酸钠)。 特色：常有Fe及Cd呈类质同象混入。形成可浮性下降，使按捺更简单。其间Cd需收回，现在Cd均来自从闪锌矿中的收回。 (四)铁硫化矿藏的可浮性 1、黄铁矿的可浮性 FeS2，含S 53.4%。 有必定的天然疏水性，但不充沛，其表面恰当氧化后有利于黄药捕收。过度氧化则可浮性下降。 捕收剂：在弱酸性介质中，用黄药捕收。 机理：电化学吸附机理。黄药首要被氧化成双黄药，黄药中的孤对电子和Fe2+离子的空轨迹结合，经过孤对电子的给予黄药吸附在矿藏表面。 按捺剂：石灰，。 活化剂：石灰按捺用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附; 按捺用硫酸铜活化。 2、磁黄铁矿 Fe1-xS，x：0.1~0.2，其可浮性弱于黄铁矿，用高档黄药捕收，按捺剂同黄铁矿。 二、铜、铅、锌、硫的别离(各种硫化矿的简称) (一)铜、硫别离 办法：取决于矿石性质。主要有下列两种办法。 1、优先浮选：适用于细密块状矿石，在比较粗的磨矿粒度条件下Cu与S能充沛单体解离。 次序：按捺硫先浮铜。 2、混合浮选：适用于矿石中Cu与S结合严密，Cu与S的集合体粒度较粗，而单体矿藏粒度较细时，用混合浮选先甩出合格尾矿，再把Cu与S混合精矿再磨脱药，再选别离。 条件：Cu的捕收剂为黄药或黑药，石灰做pH值调整剂及铁矿藏的按捺剂，必要时参加辅佐按捺。活化剂：只要石灰按捺，用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附;合作按捺后用硫酸和硫酸铜活化。 (二)铅、锌别离 优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收方铅矿。 捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。 按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。 活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 (三)铜、锌别离 优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收铜矿藏。别离难度大于2的铅锌别离，应加强对锌的按捺。 捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。 按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。 活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 (四)铜、铅别离 一般为铜铅的混合精矿别离，先脱药，再优先浮选。 脱药办法：机械法，再磨脱药，拌和洗刷脱药，Na2S脱药，活性炭吸附脱药，加温，焙烧等。 1、按捺铅浮铜 适用于次生铜矿，Cu2+离子溶解较多不易按捺的状况。 按捺铅：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)和Na2S合作运用; 或氧硫法：1)SO2(或)+淀粉;2)，;3)硫代硫酸钠+或硫酸亚铁;4)碳酸钠十硫酸亚铁。 2、按捺铜浮铅 适用于原生铜矿。捕收剂：黄药、黑药，PH值9~9.5，用CaO调整。 按捺剂：及其代替按捺剂。或加温脱药按捺铅40~70℃(PH值≤7)。 (五)锌、硫别离 选用按捺硫，浮选锌的流程。 捕收剂：黄药，锌必须经硫酸铜活化。 按捺剂及PH值调整剂：石灰。