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

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％。

富钾板岩分选钾长石精矿和铁精矿的选矿办法，其特征在于，办法过程如下：(1)反浮选：以粒度为-200目占90%以上的富钾板岩为质料，进行反浮选，反浮选选用一次粗选、一次精选和一次扫选，将精选尾矿和扫选精矿回来到粗选槽继续进行粗选，药剂准则：抑制剂为水玻璃、捕收剂为脂肪酸类捕收剂、起泡剂为二号油，反浮选过程中，矿浆的质量浓度为30%～50%，矿浆pH为8～10，矿浆的温度为18～35℃，粗选药剂参加量按分量比计：抑制剂0.5～2.0Kg/t、捕收剂1.5～4.5Kg/t、起泡剂0.005～0.02Kg/t，精选和扫选药剂参加量按分量比计：抑制剂0.5～1.5Kg/t、捕收剂1.0～3.0Kg/t、起泡剂0～0.015Kg/t，反浮选得到的泡沫为易浮尾矿，矿浆为富含钾长石的精矿;(2)强磁选：对反浮选出来的富含钾长石的精矿进行强磁选，得到磁性矿藏和富含钾长石的非磁性矿藏两种产品，磁场强度为1.0～1.2T;(3)弱磁选：对反浮选出来的易浮矿藏以及强磁选选出来的磁性矿藏进行弱磁选，弱磁选选用一次粗选、一次精选和一次扫选的流程，将精选尾矿和扫选精矿回来后兼并进行粗选，粗选的磁场强度为0.2～0.26T，精选和扫选的磁场强度为0.17～0.2T，终究得到铁精矿和扫选尾矿;(4)正浮选：对强磁选得到的富含钾长石的非磁性矿藏进行正浮选，选用一次粗选、一次精选和一次扫选，将精选尾矿和扫选精矿回来到粗选槽继续进行粗选，正浮选选用的药剂：调整剂为硫酸或、捕收剂为胺类捕收剂、二号油为起泡剂，选用分段加药的准则;正浮选过程中，矿浆的质量浓度为30%～50%，矿浆的pH值为2～3，矿浆的温度为18～35℃，粗选药剂参加量按分量比计：捕收剂1.5～4.5Kg/t、起泡剂0.005～0.02Kg/t，精选和扫选药剂参加量按分量比计：捕收剂1.0～3.0Kg/t、起泡剂0.005～0.015Kg/t，正浮选后得到的泡沫产品为终究的钾长石精矿，浮选槽内的矿浆为尾矿。

经过吸附密度测定，研讨了水玻璃对方铅矿的按捺机理。水玻璃的按捺作用与它阻挠或下降捕收剂的吸附有关，它能彻底阻挠硫羰酯在方铅矿上的吸附，而不能彻底阻挠丁基黄药的吸附，标明捕收剂和按捺剂之间存在着弱-弱、强-强匹配现象。     一、前语     铜铅别离是杂乱硫化矿选矿的首要难题之一。用抑铜浮铅或重铬酸盐抑铅浮铜是出产实践中常用的两种典型的铜铅别离计划。但是，和重铬酸盐均为剧剂。跟着对环境保护的日益注重，它们的运用受到了约束，致使铜铅分选目标下降。因而，许多研讨者从寻觅无毒按捺剂、高选择性捕收剂和强化浮选进程的办法等方面对铜铅别离进行了研讨。     硫羰酯是一类硫化矿的高选择性捕收剂，在出产实践中已有开始运用。运用成果标明它具有选择性好、用量低和兼有起泡性等长处。虽然如此，现在硫羰酯仍首要运用于硫化铜矿与硫化铁矿的别离，在铜铅别离中，仅美国、加拿大和澳大利亚的少量选矿厂成功地运用了硫羰酯，且其间多数是将它和黄药等离子型药剂混合运用。据咱们分析，难以推广运用这类药剂的原因或许有下列三种：     （一）在处理杂乱硫化矿时，特别是处理含有多种金属细密共生的矿石时，即便运用这类药剂，要进行有用分选也有必要使角恰当的调整剂。硫羰酯的特性有别于黄药，假如把与黄药合作的调整剂不加研讨地直接同该类药剂合作运用，难以获得满足的结界。从国外成功运用硫羰酯别离铜铅和铜锌混合精矿的实践来看，硫羰酯一般与弱的按捺剂合作便用。美国蒙格芒特选矿厂，用Z-200作捕收剂别离铜铅混合精矿时，石灰就能有用地按捺方铅矿，加拿大纳尼维克选矿厂和布沦瑞克矿冶公司选矿厂均用糊精作为方铅矿的有用按捺剂，糊精用量仅40g/t左右。布卢希尔选矿厂用Z-200别离铜锌时单独用钠就可按捺闪锌矿。石灰、糊精和钠均为弱的按捺剂。     但是，用黄药作捕收剂时，以上按捺剂的作用都很差，只要在较高用量下才而显着的按捺作用。苏联西利阿诺夫选矿厂用黄药别离铜铅混合精矿时，用FeC13和Na2S2O3抑铅，FeCl3用量高达8kg/t，Na2S2O3用量高达2kg/t。广西河山铅锌矿用水玻璃合剂作按捺剂别离铜铅混合精矿时，合剂用量在12kg/t精矿以上。用黄药类离子型捕收剂时还未见到单独用石灰作方铅矿的按捺剂。以上现实标明捕收剂和按捺剂之间存在着必定的匹配联系。按竞赛吸附学说，按捺剂与金属离子化合物的溶度积和捕收剂与金属离子化合物的溶度积之比有必要适中，当它过大时，会引起捕收剂用量的增加或失效，过小时，按捺作用差。别的，假如捕收剂的捕收才干强，则它能发生强疏水性的矿藏表面，因而需要强的亲水性来平衡而使矿藏按捺，即要用强的按捺剂或大的按捺剂用量。写此相反，假如捕收剂的捕收才干弱，则一般只能发生弱疏水性的矿藏表面，因而只需弱的亲水性来平衡，和重铬酸盐是两类强按捺剂，它们与化学活性低的硫羰酯合作运用或许引起捕收剂用量的增加，乃至失效。羰甲基纤维素和水玻璃等弱的按捺剂与化学活性大的黄药类捕收剂合作运用，按捺作用比较差。假如将它们与硫羰酯合作运用，或许进步它们的按捺作用或下降其用量。这儿咱们选用强（捕收）-强（按捺）与弱一弱匹配这种用语来归纳这一思维。     （二）药剂之外的其它条件（如流程结构，拌和充气等）的相应合作。     （三）硫羰酯作用机理的研讨较少。机理不清楚，出产进程的操控具有必定的盲目性。     由此可见，要推广运用硫羰酯有必要寻觅与它合作的调整剂和工艺条件以及研讨其作用机理。     本文探究用弱的按捺剂一水玻璃与硫羰酯合作进行铜铅别离，研讨水玻璃的按捺机理，阐明捕收剂和按捺剂之间的匹配联系。     二、实验办法     （一）矿样     实验所用纯矿藏黄铜矿采自河北涞源铜矿，方铅矿采自水口山铅锌矿。粗粒级纯矿样分批瓷磨，湿筛，所需粒级（-200+400目）在真空枯燥箱中枯燥。枯燥后的试样存放于枯燥器中备用。矿藏纯度按首要元素含量核算，其纯度为：     黄铜矿   含铜31.26%   纯度90.29%     方铅矿   含铅84.64%   纯度97.74%     （二）药剂     所用捕收剂均为工业品。丁基黄药（BuX，butyl xanthate）为株洲选矿药剂厂产品，纯度约85%：乙基基硫逐异丙酯（Z-200，ethyl isopropyl thionocarbamate）为沈阳矿冶研讨所产品，纯度大于90%；二乙基塞二硫代腈乙酯（E105.diethyl Propyluitrite dithiocarbamate）为白银药剂厂产品，纯度约80%；丁基黄原酸腈乙酯（OS-43，butyl propyluitrite xanthic ester）为昆明冶金所产品，纯度较低，约60-80%。水玻璃（WG，Water glass）为工业品，模数为2.3。其它药剂均为分析纯试剂，起泡剂为正辛醇（OA，octyl alcoh ol）。实验均用一次蒸馏水。     （三）矿样的处理     实验之前矿样经超声波清洗5分钟。所用仪器为CQ50超声波清洗器。     （四）浮选实验     浮选实验在50m1挂槽式浮选机中进行。黄铜矿浮选每次用矿样2g。方铅矿浮选每次用矿样3g，人工混合矿别离用矿样4g（黄铜矿：方铅矿＝1︰1）。蒸馏水50ml，浮选机叶轮转速1600转/分，刮泡4分钟。     （五）吸附密度测定     运用751型分光光度计测定矿浆浓液中捕收剂的剩余浓度，直接断定捕收剂在矿藏表面的吸附密度。测守时固液比（分量比）为6︰50，捕收剂的初始浓度为10mg/1。矿藏和药剂作用3小时。在作用进程顶用玻璃棒连续拌和矿浆、确保矿粒和药剂充沛作用。     三、实验成果及评论     （一）硫羰酯对黄铜矿和方铅矿的浮选活性     图1和2别离标明用BuX、Z-200、E105和OS-43四种药剂作捕收剂时，黄铜矿和方铅矿的上浮率与pH的联系。成果标明：    1、硫羰酯对黄铜矿的捕收才干略低于丁基黄药。当BuX，Z-200，OS-43和E105用量均为5mg/l时，黄铜矿的上浮率约别离为90%，85%，85%和75%；     2、硫羰酯对方铅矿的捕收才干远弱于丁基黄药。用丁基黄药作捕收剂时，方铅矿在实验的整个pH范围内均易浮，用量为5mg/l时，方铅矿的上浮率超越92%；用硫羰酯时，方铅矿仅在pH=9邻近具而弱的可浮性。在pH=9时，当Z-900，OS-43和E105的用量为5mg/l时，方铅矿的上浮率约别离为60%，62%和38%。     总归，硫羰酯的选择性高于丁基黄药。     （二）水玻璃对黄铜矿和方铅矿可浮性的影响     在增加及不增加铜离子时，水玻璃对方铅矿浮选行为的影响如图3和图4所示，对黄铜矿可浮性的影响如图5所示。图中所示成果标明：    1、与用丁基黄药作捕收剂时比较，用硫羰酯时水玻璃对方铅矿而强的按捺作用。用Z-200作捕收剂时，水玻璃在弱碱性条件下乙能而效地按捺方铅矿，而用丁基黄药时，当pH＞11时水玻璃才干而效地按捺方铅矿，水玻璃在pH=6邻近对方铅矿产生极好的按捺作用；     2、铜离子的存在下降了水玻璃对方铅矿的按捺作用，此刻为了有用地抑掉方铅矿有必要进步矿浆pH；     3、不论是用丁基黄药仍是用Z-200作捕收剂，水玻璃对黄铜矿的可浮性基本上无影响。明显，用硫羰酯-水玻璃药方替代丁基黄药-水玻璃药方或许改进铜铅的别离作用。     （三）人工混合矿的别离     在单矿藏浮选研讨的基础上实验了铜铅人工混合矿的别离。分选目标按浮选泡沫产品的化验值核算。别离时水玻璃用量90mg/l，调浆3分钟。如图6所示的别离成果标明用Z-200别离铜铅的作用最佳，OS-43和E105次之，丁基黄药最差。为了更清楚地阐明各药剂的差异，用高登选择性指数i=εCu/εPb和黄铜矿的回收率标明分选作用。在pH=10.60时人工混合矿的分选指数如表1所示。表1  人工混合矿分选指数指数Z-200（5mg/l）OS-43（5mg/l）E105（5mg/l）BuX（5mg/l）εCu90.084.084.090.0i45.021.010.59.0     表中的数据标明各种药剂别离铜铅混合矿的选择性次序为：Z-200＞OS-43＞E105＞BuX，估计Z-200-水玻璃是铜铅别离的杰出药方。假如用该药方成功地替代抑铜浮铅和重铬酸盐抑铅浮铜的两种常用的铜铅别离计划，则可望处理出产实践中药剂费用高，毒性大等问题。水玻璃具有来历广、制备简单、报价低和毒性小等长处。     （四）水玻璃对捕收剂在方铅矿上吸附的影响     为了评论水玻璃按捺方铅矿的机理，研讨了它对硫羰酯（Z-200）和丁基黄药吸附的影响，成果如图7，图8，图9和图10所示。图7和图8的成果标明，在有无铜离子存在的条件下Z-200在方铅矿上的吸附密度均较小，水玻璃能彻底阻挠它在方铅矿上的吸附，因而方铅矿彻底被按捺。但是，在相同条件下，水玻璃虽然下降了丁基黄药的吸附密度，但其咐附密度依然很大，特别是当铜离子存在时更是如此。因而，方铅矿不能彻底被按捺。这标明：     1、水玻璃按捺方铅矿与它在矿藏表面吸附而阻挠捕收剂吸附或下降其咐附密度有关。     2、用硫羰酯作捕收剂时水玻璃对方铅矿的按捺作用比用丁基黄药时好，是因为硫羰酯的活性比丁基黄药低，其咐附受水玻璃的影响大。即捕收剂和按捺剂的合理匹配存在着弱-弱、强-强匹配现象。    四、定论     （一）硫羰酯-水玻璃有或许是铜铅别离的杰出药方。     （二）用硫羰酯作捕收剂时，水玻璃对方铅矿有满足的按捺作用，而用丁基黄药作捕收剂时仅有细微的按捺性。     （三）水玻璃能彻底阻挠硫羰酯在方铅矿上的吸附，不能彻底阻挠丁基黄药的吸附，标明捕收剂和按捺剂之间存在着弱-弱、强-强匹配联系。

铜钼分选新药剂研讨   向 平   刘建国   邓伟英   徐林坤   顾 愚      摘要：提出并研讨了用TS药剂抑铜浮钼的铜钼分选新工艺。该新工艺运用的按捺剂用量低，分选作用好，能够替代Na2S抑铜工艺，完成铜钼混合精矿的高效而经济的浮选别离。    关键词：TS；Na2S；铜钼分选      某矿是我国大型的铜出产基地，一起也是一个大型钼矿，该矿多年来按捺选用Na2S法从铜钼混合精矿中选钼，出产实践标明，该工艺存在药剂用量大（据统计1998年Na2S单耗高达70.24kg/t）、出产本钱高、车间环境污染严峻等问题。因为Na2S在矿浆中极易氧化失效，因而形成用量大、出产动摇频频、目标安稳性差、药剂运送、保管、制造和增加的工作量和劳动强度大。车间污染严峻。因而，该矿提出了寻求能大幅度下降药剂用量和选钼本钱的高效抑铜新药剂的新课题。    株洲选矿药剂厂针对铜钼分选研制开发了新式高效抑铜药剂TS，并展开了运用TS作铜按捺剂的铜钼分选新工艺研讨。研讨成果标明，TS铜钼分选新工艺运用的按捺剂用量低，取得的分选作用好，能够替代Na2S分选工艺，完成铜钼混合精矿高效而经济的浮选别离。   1  TS药剂      新式高效抑铜药剂TS是一种由具有多个亲固和亲水官能团的有机物组分A和另一种具有强还原性的无机盐组分B组成的复合型药剂，其主要特色如下：    (1)TS药剂在矿浆中选择性地吸附在黄铜和黄铁矿表面，使这些矿藏激烈亲水而被按捺。图1所示为Na2S和TS别离作按捺剂进行分段刮泡浮选实验取得的抑铜效能曲线图。有图可见，TS在矿浆中不会象Na2S在短时刻里抑铜作用就变差，4.8kg/t用量TS的有用抑铜时刻（约32min）超过了50kg/t用量Na2S的有用抑铜时刻（18min）。    （2）TS药剂的A组分有必定的气味和弱腐蚀型。对雌、雄昆明种小鼠的急性经口LD50别离为1470mg/kg·bw和1710mg/kg·bw，属低毒物。在空气中长时刻放置后，A组分易氧化，在环境中不会引起累积毒性。TS药剂的B组分无毒无味，在枯燥阴凉环境下储存功能安稳，但其水溶液易氧化失效。因而，TS应随配随用。   图1 TS和Na2S抑铜效能曲线 1—Na2S  20kg/t；2—Na2S  50kg/t；3—TS  4.8kg/t   2  实验矿样性质      实验矿样取自某矿选钼车间，为铜钼混合精矿，经化验含钼约0.47%，含铜约26.5%。钼矿藏主要为辉钼矿，铜矿藏主要为黄铜矿。另含有少数黄铁矿、辉铜矿、黝铜矿、砷黝铜矿和斑铜矿等金属矿藏及石英、云母等易浮脉石矿藏。试样粒度较细，一般为-74µm占90%以上。对试样进行粒级分析测定成果见表1。   表1  试样粒级分析及金属散布率测定成果/%粒级/µm产  率品   位金属散布率MoCuMoCu+200 -200+150 -150+74 -74+50 -50+38 -38 算计2.57 2.67 1.83 3.98 8.58 80.37 100.00.53 0.55 0.36 0.31 0.43 0.51 0.49426.76 26.83 24.15 23.70 24.43 27.29 26.822.75 2.97 1.32 2.49 7.53 82.94 100.02.56 2.67 1.65 3.52 7.82 81.78 100.0 [next] 3  TS选钼实验研讨   3.1 粗选段条件实验    结合现场选钼分两段进行的特色，先依照图2流程进行了粗选段TS用量、矿浆浓度、水玻璃用量和火油用量等系列条件实验。优化条件为：矿浆浓度28%，粗选TS用量5kg/t，精选TS用量0.45kg/t，水玻璃用量10kg/t。火油用量在200g/t以内改变对目标无影响。   图2 粗选段条件实验流程   3.2 粗选闭路流程实验    对优化条件别离进行了粗选段选用两次粗选、一次精选、一次扫选和两次粗选、两次精选、一次扫选流程的闭路流程实验，实验成果见表2。TS用量5.45kg/t，比较Na2S法Na2S在粗选段的用量45～50kg/t，TS用量仅为Na2S用量的1/8至1/9，但对含钼0.44%左右的铜钼混合精矿，经一次精选可取得粗精矿含钼11.66%，钼回收率86.69%，经两次精选可取得粗精矿含钼16.93%，钼回收率81.22%。   表2  TS选钼粗选段闭路实验成果/%流程结构产品称号产率品  位回收率MoCuMoCu两次粗选 一次精选 一次扫选原   矿 钼粗精矿 尾   矿100.0 3.24 96.760.436 11.66 0.06626.80 17.91 27.17100.0 86.69 13.31100.0 2.16 97.84两次粗选 两次精选 一次扫选原   矿 钼粗精矿 尾   矿100.0 2.12 97.880.442 16.93 0.08527.10 14.72 27.44100.0 81.22 18.78100.0 1.15 98.85   3.3 全流程闭路实验    模仿现场选钼流程，进行了粗选段为两次粗选、一次精选、一次扫选、粗精矿再磨至细度-38µm占90%，再进行五次精选的用TS分选铜钼的全流程闭路实验，实验成果见表3。TS总用量6.45kg/t，比较Na2S法Na2S总用量65～75kg/t，TS用量仅为Na2S用量的1/10至1/12.关于含钼0.47%左右的铜钼混合精矿，取得终究钼精矿含钼48.53%、含铜1.09%、钼回收率80.94%的优秀选别目标。   表3  全流程闭路实验成果/%产品称号产  率品   位回收率MoCuMoCu原  矿 钼精矿 铜精矿100.0 0.79 99.210.474 48.53 0.09127.23 1.09 27.41100.0 80.94 19.06100.0 0.03 99.97 [next] 4  现场运用   4.1 新鲜矿浆样实验室验证实验    在某矿选钼车间取铜钼混合精矿新鲜矿浆样，依照图3流程及条件进行TS与Na2S比照的粗选段实验室验证实验，实验成果见表4.实验标明，TS总用量4.5kg/t与Na2S总用量39.6kg/t取得附近的分选作用。   图3 新鲜矿浆样验证实验流程   表4  新鲜矿浆样验证实验成果/%按捺剂 及用量产  物产  率品  位回收率MoMoNa2S  39.6kg/t原  矿 精  矿 中  矿 精矿+中矿 尾  矿100.0 1.62 8.90 10.52 89.480.467 23.68 0.691 4.23 0.024100.0 82.21 13.81 95.39 4.61TS  4.5kg/t原  矿 精  矿 中  矿 精矿+中矿 尾  矿100.0 1.53 11.24 12.77 87.230.465 25.13 0.49 3.442 0.029100.0 82.71 11.85 94.56 5.44   4.2 粗选段工业运用调试目标    在某矿选钼车间展开的粗选段选钼作业用TS药剂替代Na2S的工业运用调试目标见表5。   表5  粗选段TS与Na2S比照工业运用调试目标/%按捺剂按捺剂单耗 /(kg·t-1)原矿档次粗精矿档次尾矿档次回收率MoCuMoCuMoCuMoCuTS Na2S6.21 500.315 0.32524.09 23.009.92 9.7815.79 16.700.040 0.04624.33 23.1887.68 86.171.82 2.08   5  结语      TS铜钼分选新工艺运用的TS按捺剂在矿浆中选择性地吸附在黄铜矿等矿藏表面上，使矿藏亲水而受按捺。与Na2S法比较，TS按捺剂的用量低，取得的分选作用好，毒性低，污染轻，运送、保管、制造和增加的工作量和劳动强度低。能够用TS替代Na2S完成铜钼混合精矿的高效而经济的浮选别离。

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。

具有工业价值的钽和铌矿物主要有钽铁矿、铌铁矿、黄绿石、褐钇铌矿、黑稀金矿、钛铌钙铈矿等。钽铌矿石类型大概分为钽铁矿—铌铁矿矿石、黄绿石矿石和其他含钽铌矿 矿石。 钽铌矿粗选主要是重选法，粗精矿除含有钽铌矿物、锆石外，还含有磁铁矿、钛铁矿、独居石、石英、云母、石榴石、电气石和褐铁矿等多种矿物，组成复杂，分选困难，常常需要采用磁选、重选、浮游重选、浮选、电选、化学处理等方法的组合。 钽铁矿的比磁化率为2.4×10-8m3/kg，铌铁矿为2.5×10-8m3/kg，褐钇铌矿为5.8×10-8m3/kg。鉴于铁含量的大小对磁选效果有很大影响，因此，在磁选前，一般先用酸作短时间（5～15min）处理，清除矿物表面铁质，提高磁选的选择性。     下图是广西里松褐钇铌矿粗精矿的精选流程。精选采用磁选—重选—浮游重选组合流程。粗精矿先经过烘干，然后给入单盘磁选机选出铁屑，其他进入三盘磁选机，利用各种矿物磁性的差异，严格控制操作参数，将矿物分成钛铁矿—褐钇铌矿组、褐钇铌矿—独居石组、独居石—褐钇铌矿组和锆石组。前三组物料先经酸洗然后采用摇床—磁选或磁选，选出的磁性物料用油酸、碳酸钠、硅酸钠浮出独居石，槽内产品即为褐钇铌矿。后一组采用摇床—磁选—摇床分选出褐钇铌矿和锆石精矿。指标为：褐钇铌矿精矿Nb2O5）品位35.72%，精矿回收率87.62%；独居石精矿（TR2O3＋ThO2）品位65.23%；锆石精矿（ZrO2）品位60.48%；同时还回收了钛铁矿。 广西里松褐钇铌矿粗精矿的精选流程

一、化学分选    化学分选，又称为溶剂浸出法。将固体物料参加液体溶荆内，让固体物猜中的一种或几种有用金属溶解于液体溶剂中，以便下一步从溶液中提取有用金属。按浸出剂的不同，浸出办法又可分为水浸、酸浸、碱浸、盐浸和化浸等。    溶剂浸出法在固体废物收回运用有用元素中运用很广泛，如可用浸出物猜中的铬、铜、镍、锰等金属；从煤矸石中浸出结晶三、二氧化钛等。    在出产中，应根据物料组成、化学组成及结构等要素，选用浸出剂。浸出进程一般是在常温常压下进行的，但为了使浸出进程得到强化，也常常运用高温、高压浸出。二、生物分选    生物分选，又称细菌冶金，是运用某些微生物的生物催化作用，使矿石或固体废物中的金属溶解出来，然后可以较为容易地从溶液中提取所需求的金属。与普通的“采矿 - 选矿 - 火法冶炼”比较，具有如下几个特色：a 设备简略，操作方使；b 特别适合处理废矿、尾矿和炉渣；c 可归纳浸出，别离收回多种金属；d 现在仅铜、铀细菌冶炼比较老练，并且铜的收回需求很多铁来置换。三、人工手选    如今国内的实践出产中最广泛选用的办法是从传送带上进行人工手选。这种办法功率低，不能适应大规模再生运用体系。不过，仅靠机械设备设备分选，尽管速度快，但往往达不到十分抱负的作用，所以一般都选用机械结合人工分选的办法。这种办法在发达国家因人力本钱太高而行不通，但作为劳动力资源丰富的我国，仍是值得大力推广的。

浮选机分选生产工艺为一粗一精两段浮选、粗选中矿泡沫再磨再选工艺流程，浮选药剂为十二胺。现行浮选机生产工艺流程见图2所示。磁选精矿经泵送至浮选给矿箱，配加十二胺捕集剂后給入搅拌桶，搅拌后的磁精矿给入粗选浮选机，粗选浮选精矿进入精选浮选机，精选浮选机底流产品成为最终精矿经泵送至过滤车间脱水。粗选刮出的泡沫中矿经泵送至一段浓缩磁选机，经一粗一扫浓缩抛尾后，精矿给入球磨机进行磨矿，磨矿产品经泵送至脱水槽，脱水槽精矿給入二段磁选机，二段磁选机精矿经泵返回浮选机给矿箱再选。精选浮选机刮出的中矿泡沫直接经泵返回浮选给矿箱进人粗选浮选机再选。一段扫选磷选机、脱水槽、二段磁选机的综合尾矿給入盘式回收磁选机，回收机精矿经泵送至一段浓缩磁选机，盘式回收磁进机尾矿成为最终尾矿。 现行分选工艺存在的主要问题： (1)选别段数多。除一粗一精两段浮选机外，还采用五段磁选加中矿再磨工序，使得整个工艺变得较 长。 (2)工艺管理难度较大。采用阳离于十一胺捕收剂，浮选泡沫黏，工艺顺行难度大，影响分选效果。 (3)浮选效率低，生产成本高。由于泡沫发黏、浮选尾矿品位较高、设备多、流程长等因素的影响，显著 增加了生产成本。

关于多金属硫化铜矿石，一般依据矿石组分特性别离选用混合浮选法、优先浮选法、部分混合浮选法，以及浮选和湿法冶金联合办法进行处理。从铜钼矿石中选矿收回钼，常用流程是铜钼混合浮选，进而铜钼别离和钼精矿的精选。本文以青海格尔木矽卡岩型钼铜多金属矿石为目标，进行了较为具体的工艺矿藏学研讨和铜钼优先分选别离浮选收回研讨。 一、矿石性质 岩矿判定成果表明，青海格尔木钼铜矿为半自形—他形晶粒结构，粒度较细，呈不均匀细脉浸染状结构，属触摸告知蜕变矽卡岩型矿石。矿石中铜矿藏首要有黄铜矿、斑铜矿、辉铜矿、蓝辉铜矿、孔雀石和铜蓝等，各种铜矿藏告知被告知包括被包括杂乱，黄铜矿与斑铜矿、斑铜矿与辉铜矿等构成广泛的极细（-0.001mm）的页片状溶出结构，单体粒度嵌布较细。钼的独立矿藏首要为辉钼矿。该矿石中铜、钼为首要收回元素，金、银等伴生有利组分可富集于铜精矿中，不用独自收回。其矿石多元素化学分析成果见表1，钼物相分析成果见表2，铜物相分析成果见表3，矿石中各矿藏相对含量见表4。依据矿石特色，首要混合粗选得到铜档次合格的铜钼混合精矿，再进行抑铜浮钼优先分选，取得铜精矿和钼精矿，在铜粗选阶段增加活化浮选，以加强收回氧化铜的单一浮选计划是处理该矿石切实可行的办法。 表1  原矿首要化学成分分析成果/%表2  原矿钼物相分析成果表3　原矿铜物相分析成果表4　原矿矿藏组成与含量二、实验成果及评论 （一）磨矿细度实验 适宜的磨矿细度是浮选作业的要害。由图1磨矿细度实验成果来看，细磨有利于铜、钼的收回，故磨矿细度断定为－0.074mm90%。（二）Na2S用量实验 Na2S对矿石活化的好坏是氧化铜浮选收回的要害。从图2Na2S用量实验成果来看，Na2S用量过少时，不能彻底活化氧化铜矿藏；用量过多时，过量的Na2S会对硫化铜矿藏有所按捺。跟着Na2S用量递加，铜收回率呈先增高后下降的趋势。辉钼矿天然可浮性好，在混合粗选阶段现已根本收回，Na2S用量对钼收回率影响不大。当Na2S用量为400g/t时，铜、钼收回率较高。（三）丁黄药用量实验 由图3丁黄药用量实验成果可知，跟着丁黄药用量的增加，铜收回率增高；当其用量超越600g/t时，铜收回率改变甚微，因此断定丁黄药的用量为600g/t。（四）混合精矿优先分选实验 目前国内铜钼别离与钼精矿的精选常用的首要办法有法和法。但法和法对黄铜矿的按捺作用较强，对辉铜矿及次生辉铜矿按捺作用不灵敏。并且选用作按捺剂，报价较贵，还形成环境污染。如无浮选能够完成铜钼别离，则不考虑用作铜矿藏的按捺剂。近年在日本、澳大利亚及加拿大等国在用H2SO3按捺硫化铜矿藏的实验研讨方面取得了经历，并证明H2SO3对硫化铜矿具有较强的选择性按捺作用。的按捺机理，一是加强了铜矿藏表面的亲水性；二是改变了硫化铜矿藏表面氧化复原电位，使之下降了可浮性。考虑到－0.074mm90%的细度现已使硫化铜矿藏集合体以及钼矿藏单体解离比较充沛，为铜钼别离分选发明了有利条件，因此混合精矿不再磨直接分选。实验选用H2SO3为铜矿藏的按捺剂，辅佐增加水玻璃（用量与H2SO3相同）按捺硅酸盐矿藏并涣散矿泥，先将以适量火油作捕收剂得到的一段混合粗选精矿进行10min的拌和脱药，再进行别离粗选以及钼粗精矿的两次精选。由图4实验成果表明：H2SO3能够有效地抑铜浮钼；当别离粗选、水玻璃用量大于200g/t时，钼收回率下降；当用量小于200g/t时，钼精矿档次达不到要求；而别离粗选、水玻璃用量为200g/t时，别离的归纳目标较好。（五）全流程归纳条件实验 按图5所示工艺流程及条件进行开路流程实验，其成果见表5。表5实验成果表明，全流程归纳条件开路实验可得到钼档次50.36%、收回率76.86%的钼精矿以及铜档次21.51%、收回率86.04%的铜精矿。铜精矿含Au5.32g/t、Ag873.1g/t，Au、Ag可在铜冶炼阳极泥中收回。尾矿中0.03%的钼，首要是氧化钼，可先用油酸得到低档次钼精矿后，再用水冶处理得到钼酸钙产品。表5  归纳条件开路流程三、定论 1、该钼铜多金属矿石归纳利用价值大，细磨有利于金属矿藏收回。 2、H2SO3抑铜浮钼作用显着，可为无浮选完成铜钼别离供给学习。 3、所拟定的工艺使铜、钼、金、银等得到充沛收回，且流程合理、工艺简略，目标先进。 参考文献： [1] 杨顺梁,林任英. 选矿常识问答[M].北京:冶金工业出版社,1999. [2]《选矿手册》编委会.选矿手册(8卷1分册) [M].北京:冶金工业出版社,1990. [3] 庄洪刚,解修谦.德兴铜矿资源归纳收回总述[J].中国矿业,2004 (论文集): 180～182. [4] 黄济存.铜钼别离及精选技能[J].有色金属(选矿部分),1988 (2):32～38. 作者单位 厦门紫金科技股份有限公司（鲁军） 紫金矿冶规划研讨院（孔晓薇）

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。

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%。

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。

我国具有丰厚的铜金矿石，一般选用浮选法产出金铜精矿再进行冶炼。含铜1%～6%的金精矿，选用惯例的焙烧－酸浸－化工艺，铜金的回收率都能到达很抱负的成果；但关于含铜大于10%高铜金精矿，选用该惯例工艺，酸浸率只要93%左右，酸浸渣中仍含有很多铜。将形成2方面的影响：一是铜回收率低，经济效益差；二是铜是影响金化浸出的有害元素，它的存在不光使金的浸出率下降，并且还会大大地添加耗费。因而，该类精矿根本上是外售其他冶炼厂配矿用，既添加了金属丢失，又添加运费，还形成资金的积压。针对上述情况，对该惯例工艺流程进行改善，提出新的流程以能满意高铜金精矿提取金铜的要求。 一、试验 （一）试验质料 试验质料来自东北某矿山的浮选高铜金精矿，粒度－0.044mm占93.34%。含金25.27g/t、银71.66g/t，其他成分(%)：Fe 37.2、Cu 12.51、S 28.62、Ca 1.07、Al 2.4、Mn 0.026、Si 6.61、Mg 0.13、As 0.02、Pb 0.022、Zn 0.12、其他11.272。矿样中80%以上为黄铜矿，其次为黄铁矿(10%～15%)，再次为铜蓝、磁黄铁矿等。 （二）试验进程 铜金精矿的焙烧试验在8kW马弗炉内进行，铂铑热电偶测温，可控硅电源控温。酸浸试验在置于恒温电加热水浴的玻璃反响釜中进行，用JJ－1型精细电动拌和器拌和。化浸出在化滚瓶上进行。 二、试验成果与评论 （一）焙烧温度试验 取铜金精矿置于刚玉盘内，于马弗炉中在不同温度下焙烧2h。将得到的焙砂进行酸浸：初始酸浓度3g/L，液固比4∶1，酸浸时刻2h，酸浸温度80℃。将酸浸渣洗刷后，置于滚瓶中，在常温下化浸出。浸出条件∶液固比L/S＝2，矿浆pH＝10.5，NaCN用量8kg/t，浸出36h。试验成果见表1。 表1  不同温度焙烧试验成果 从表1可知，600℃焙砂浸出铜的浸出率最高，这阐明，在此温度下，含铜金精矿硫酸化作用最好，发生的可溶性硫酸盐和易浸氧化物比率最高。跟着温度的升高，硫酸化比率下降，温度到达650℃以上时，会有很多铁酸铜生成，形成铜的浸出率急剧下降。 从表1可知，浸铜渣化浸出，可得到较高的金回收率，且比较安稳，都在98.5%以上。其间600℃的浸出率到达99.03%，阐明此铜金精矿焙烧后，焙砂中的金为易浸金。 在600℃时铜和金的浸出率均比较高，因而，选定焙烧温度为600℃。 （二）焙砂酸浸试验 从表1可知，一段酸浸渣中含铜在1%以上，含铜较高，致使浸出渣浸金时，NaCN耗费过多，一起铜的回收率偏低。在焙烧温度600℃下，对焙砂采纳二段凹凸酸浸出流程调查铜的浸出率。因为一段酸浸的浸出率在93%左右，并且比较安稳，因而，首要调查二段浸出的条件来进步铜的浸出率。固定一段浸出条件，别离调查液固比、温度、时刻和浸出酸浓对铜的二段浸出率的影响。经过上述一系列条件试验，得到的优化条件如下：一段浸出条件：3g/LH2SO4，L/S=4，T=80℃，t=90min;二段浸出条件：150g/L H2SO4,L/S=2,T=80℃，t＝90min，进行归纳试验，试验成果标明：在优化试验条件下，铜的均匀浸出率为98.22%。 为了能进一步进步铜浸出率，对浸渣进行了工艺矿藏学分析。显微镜及扫描电镜调查标明，浸渣中的铜首要以剩余硫化铜的方式存在，首要是焙烧前部分包裹于黄铁矿、石英等矿藏中的黄铜矿，在焙烧进程中氧化不完全或未氧化所造成的。在工业生产上，假如欢腾焙烧操控的好，铜的回收率还会再进步。因而，进步铜浸出率的要害仍是在于焙烧工序，在焙烧进程确保铜硫酸化完全，防止部分过热、氧化不完全现象。 （三）铁、钙和镁等杂质离子的浸出 浸出进程中，硫酸不只与铜的矿藏反响将其浸出，并且硫酸也与矿石中的碱性脉石、铁作用，此也为影响铜浸出率的重要因素，一起铁离子的浸出对后续的电积工序也有影响，改动酸浓度调查铁、钙和镁等杂质离子的浸出。 操控液固比L/S=2∶1，浸出温度80℃，浸出时刻90min，改动浸出硫酸浓度，调查铁、钙和镁浸出，试验成果见表2。 表2  硫酸浓度对Fe、Ca、Mg浸出的影响由表2可知，跟着硫酸测验的增大，Fe、Mg的浸出率明显进步；Ca的浸出率略有下降，这是因为跟着硫酸浓度的升高，硫酸钙的溶解度减小，导致硫酸钙沉积在浸渣中。在优化条件下，硫酸浓度为150g/L时，溶液中铁离子的浓度为18.75g/L，因为电积进程要求铁的浓度小于3g/L，因而，在二段浸出后添加中和除铁才干进入铜萃取电积工段。 （四）酸浸渣化试验 浸渣振磨后，置于化滚瓶中。在常温下化浸出，浸出L/S=2，矿浆pH=10.5，参加NaCN，浸出36h，浸出结束后，过滤、洗刷浸出残渣，枯燥。化成果见表3。 表3  用量对Au、Ag浸出率的影响 由表3可知，金的浸出率随用量的增大，根本安稳，用量到达6kg/t时，金的浸出率到达99.14%；与焙烧温度下的化试验比照，焙砂酸浸渣中的铜的削减，有利于进步金的回收率。银的浸出率跟着用量的增大逐步进步，但全体浸出率偏低。工艺矿藏学分析成果标明，化渣中银的各物相的份额别离为(%)：水溶银0.01、氯化银0.04、0.37、金属银0.56、硫化银10.38、铁矿藏包裹银34.48、其它矿藏(SiO2)包裹银54.17。可知，因为很多氧化铁杂质和SiO2的存在，对银起了“包裹”作用，在化浸出进程中，阻止了CN-与Ag的充沛触摸，从而使这部分银难以浸出。 三、引荐工艺流程 依据上述试验成果，引荐选用图1的准则流程来处理高铜金精矿。图1  高铜金精矿提取金铜准则工艺流程图 四、定论 （一）600℃焙烧时，含铜金精矿硫酸化作用最好，焙砂浸出所得铜浸出率最高；铜金精矿焙烧后，焙砂中的金为易浸金； （二）二段酸浸条件下，一段浸出操控条件：3g/LH2SO4，浸出矿浆液固比4∶1，浸出温度80℃，浸出时刻90min；二段浸出操控条件：150g/L H2SO4，浸出矿浆液固比2∶1，浸出温度80℃，浸出时刻90min，铜的均匀浸出率为98.22%； （三）焙烧工序是进一步进步铜的浸出率的要害，只要在焙烧进程确保铜硫酸化完全，防止部分过热、氧化不完全现象，才干进一步的进步铜的浸出率； （四）金的浸出率随用量的增大而进步，根本安稳，用量到达6kg/t时，化36h，金的浸出率达99.14%；银的浸出率跟着用量的增大逐步进步，但全体浸出率偏低； （五）酸浸渣中铜的削减有利于进步金的回收率，一起削减的耗费。

传统的钼矿分选工艺是采用浮选机流程，流程复杂，精选往往需要7～10次；而采用旋流-静态微泡浮选柱分选工艺流程（简称柱式分选），精选段只需要2～3次就可以达到理想的精矿指标，甚至可以不需要扫选环节就可以达到满意的回收率，大大简化了流程，提高了钼矿分选的效率。     目前采用柱式分选工艺已经进行了河南两个地方不同种类钼矿石的中试试验项目，均取得了满意的效果。     一、氧化矿钼矿分选试验     河南某矿钼矿石为强矽卡岩化的蛇纹石化辉钼矿矿石、绿泥石化辉钼矿矿石、强褐铁矿化氧化贫矿石。有用成分主要是氧化程度较高的辉钼矿，矿物嵌布以微细粒嵌布为主；脉石矿物中绿泥石、蛇纹石、滑石等易泥化的矿物较多。大量原生及次生矿泥影响了钼的回收率，因此该钼矿为国内外极难选钼矿。     该矿现有1100t/d处理量的选矿厂，分为2个系列。一系列为500t/d的处理量，采用1次粗选、3次扫选、10次精选的流程；二系列规模为600t/d，采用1次粗选、4次扫选、10次精选的流程。     上述流程存在的主要问题是：①钼金属回收率低，仅有40.00%～50.00%；②钼精矿品位低，钼精矿品位仅为15.00%～20.00%，达不到钼精矿最低国家质量标准。     2006年3月该矿与中国矿业大学合作，采用柱式分选工艺分别进行了-20μm粒级细泥浮选柱半工业分流试验，随后进行了粒级半工业分流试验和精选分流试验，取得了满意的试验效果；2007年8月该厂安装了3台工业浮选柱，经过调试试验，系统稳定运行。     细泥部分是入浮原矿分流了一部分进行水力旋流器分级，-20μm粒级部分进入柱分选系统，经1次粗选、2次精选获得精矿产品和尾矿；全粒级分选是直接从入浮原矿分流进入柱分选系统进行分选；精选部分是直接引入浮选机粗选精矿经3次精选获得最终钼精矿产品。     细泥和全粒级分选流程见图1，精选流程见图2。图1  细泥/全粒级分流试验流程图2  浮选柱精选分流试验流程     细泥部分半工业分流试验结果见表1，全粒级半工业分流试验结果见表2，精选分流试验结果见表3。 表1  细粒级矿石半工业分流试验结果  %班次浮选柱浮选机原矿精矿尾矿回收率原矿精矿尾矿回收率1 2 3 4 平均0.169 0.198 0.180 0.210 0.18927.40 29.60 27.45 28.38 29.210.070 0.082 0.078 0.083 0.07858.73 58.75 56.83 60.65 58.740.186 0.195 0.217 0.204 0.20122.17 18.58 18.83 17.96 19.390.09 0.121 0.117 0.102 0.10851.82 37.95 46.37 50.29 46.61     从表1看出，对于细粒级钼矿的分选，柱式分选比浮选机流程有明显的优势，精矿品位提高了8.82个百分点，回收率提高了12.13个百分点。由于该矿石的高氧化部分大部分赋存于细粒级中，所以将细粒级分级出来采用柱式分选是有良好效果的。 表2  全粒级矿石稳定性试验结果  %班次浮选柱浮选机原矿精矿尾矿回收率原矿精矿尾矿回收率1 2 3 4 5 平均0.195 0.184 0.197 0.195 0.191 0.19229.49 26.47 31.89 30.71 30.54 29.820.102 0.063 0.093 0.097 0.100 0.09147.86 65.92 52.95 50.41 47.80 52.770.186 0.212 0.194 0.190 0.188 0.19419.67 17.85 18.11 16.38 18.20 18.040.108 0.111 0.0984 0.108 0.104 0.10642.17 47.94 49.55 43.16 44.94 45.63     从表2看出，全粒级钼矿分选，与细闰级比较，柱式分选精矿变化不大，但是尾矿稍微偏高。主要原因是矿石粒度变粗，未完全解离的部分增加；但是比同条件下浮选机流程的分选结果要好，在入料性相当的情况下，柱式分选的精矿品位提高了11.78个百分点，回收率提高7.14个百分点。   表3  浮选柱精选分流试验结果班次粗精浮选柱浮选机精矿精尾回收率精矿精尾回收率1 2 3 平均1.73 2.03 1.86 1.8738.74 37.52 39.29 38.520.235 0.284 0.319 0.27986.94 86.67 83.53 85.7019.89 17.35 19.26 18.500.798 0.672 0.653 0.70856.25 69.59 67.17 64.61     从表3看出，与浮选机10次精选结果相比，同等入料条件下，柱式分选两段精选的效果更好。精矿品位可以提高到38.52%，比浮选机提高了20.02个百分点，精选回收率提高 21.09个百分点。     氧化矿钼矿的半工业分流试验结果表明，柱式分选对于高氧化率钼矿石有着比普通浮选机流程更为高效的分选效率。由于矿石氧化程度较高，在现有药剂制度条件下，精矿品位很难提高到40.00%以上，回收率也很难提高到65.00%以上。     二、脉石型钼矿分选试验     该矿钼矿石为石英脉型辉钼矿床，主要为花岗斑岩和安山玢岩结构。有用矿物为辉钼矿，主要伴生矿物有磁铁矿、黄铁矿和钛铁矿等；脉石矿物主要有石英、长石、云母、绿泥石等；矿石中的辉钼矿嵌布粒度细，与脉石矿物关系密切，容易被包裹其中，分离难度大；另外矿石含有大量的黄铁矿，极易和精矿同时浮出，也增加了分选难度。因此该矿石为难选辉钼矿。     该矿现有1座处理能力2000t/d选厂，粗选部分包括原来老厂的800t/d和扩建的1200t/d两个系统。800t、1200t粗磨粗选系列的粗精矿混合后，进入分级再磨和精选系统，粗精矿经过一段再磨，9次精选，1次扫选，最终钼粗矿品位可以达到45.00%左右，精选回收率73%左右。该系统存在的主要问题是：①作业环节复杂、精选次数多、流程过长，不利于系统稳定；②浮选效率较低（钼精矿品位45%左右）且不够稳定。为提高钼精矿的品位及精选环节的作业回收率，该矿委托中国矿业大学在2000t/d选矿厂进行了浮选柱精选增工业分流试验，取得了满意的分选效果。     精选半工业分流试验的入料为粗精矿经水旋流器分级后的溢流，经过3次柱式精选获得最终精矿产品。浮选柱精选系统半工业分流流程见图2，试验结果见表4。 表4  浮选柱精选分流试验结果  %班次浮选柱浮选机原矿精矿尾矿回收率原矿精矿尾矿回收率1 2 3 4 5 6 平均8.51 7.24 5.36 5.88 6.43 4.74 6.3652.61 53.06 50.23 51.65 53.87 49.59 51.840.672 0.613 0.557 0.542 0.571 0.539 0.58293.30 92.60 90.61 91.75 92.10 89.60 91.889.32 7.15 6.42 5.76 7.47 5.61 6.9648.07 46.38 45.43 45.89 46.96 45.35 46.351.658 1.620 1.451 1.479 1.502 0.951 1.44485.15 80.14 79.95 76.80 82.53 84.83 81.80     从表4看出，用柱式3次精选，可以使钼精矿品位提高到51.84%，比浮选机9次精选、1次扫选的精矿高5.49个百分点。根据钼矿国家标准，可以提高钼精矿产品档次；回收率提高到了91.88%，比浮选机流程回收率提高了 10.08个百分点。     上述数据结果体现出了柱式分选对该类钼矿石分选方面比浮选机流程具有明显的优势。

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.

一般铜矿选矿厂，一般都会选用选铜设备周边传动的浓缩机；第二段选铜设备选用折带式真空过滤机，选矿设备选铁精矿选用内滤式圆筒真空过滤机，因为过滤设备要求的技能参数不同，因此与之匹配的真空过滤体系中装备的辅佐设备也有所不同。运用选矿设备下降硫精矿中金含量就成为一个杰出的问题。运用选矿设备经过对一段磨选、化浸出、混浮选、阶段浮选等处理计划进行的讨论，寻求选矿设备在合理的选别计划，取得了较好的目标。 选铜设备在对某褐石硫化矿进行分选时，运用了先重选后浮选的重精反浮选实验方法来进步褐精矿的质量和回收率。因为该矿藏中含有褐石和硫化矿，运用重选得到的精矿中含有大理不能分脱离的硫化矿，影响褐精矿的质量。然后运用浮选把易浮选的硫化矿选出，浮选槽内剩下的就是富集的褐精矿。 一方面我国铁矿石的供需矛盾日益杰出，另一方面面对着国内丰厚的褐铁矿资源得不到很好的运用的实际，在这种情况下褐铁矿球团选矿设备技能应运而生。目前我国的菱铁矿和褐铁矿首要作为烧结质料运用，但配加后会导致烧结矿产质量下降。用烧结机焙烧球团近年来悄然兴起，成为新式选矿出产线都在运用的技能，该工艺用磁铁矿和赤铁矿出产酸性氧化球团均已获得成功。选用烧结机焙烧褐铁矿球团时，烧结速度很快，因此高温坚持时间短，所以球团强度不高。

该矿钼矿石为石英脉型辉钼矿床，主要为花岗斑岩和安山玢岩结构。有用矿物为辉钼矿，主要伴生矿物有磁铁矿、黄铁矿和钛铁矿等；脉石矿物主要有石英、长石、云母、绿泥石等；矿石中的辉钼矿嵌布粒度细，与脉石矿物关系密切，容易被包裹其中，分离难度大；另外矿石含有大量的黄铁矿，极易和精矿同时浮出，也增加了分选难度。因此该矿石为难选辉钼矿。     该矿现有1座处理能力2000t/d选厂，粗选部分包括原来老厂的800t/d和扩建的1200t/d两个系统。800t、1200t粗磨粗选系列的粗精矿混合后，进入分级再磨和精选系统，粗精矿经过一段再磨，9次精选，1次扫选，最终钼粗矿品位可以达到45.00%左右，精选回收率73%左右。该系统存在的主要问题是：①作业环节复杂、精选次数多、流程过长，不利于系统稳定；②浮选效率较低（钼精矿品位45%左右）且不够稳定。为提高钼精矿的品位及精选环节的作业回收率，该矿委托中国矿业大学在2000t/d选矿厂进行了浮选柱精选增工业分流试验，取得了满意的分选效果。     精选半工业分流试验的入料为粗精矿经水旋流器分级后的溢流，经过3次柱式精选获得最终精矿产品。浮选柱精选系统半工业分流流程见图1，试验结果见表1。图1  旋流-静态微泡柱分选原理 表1  浮选柱精选分流试验结果  %班次浮选柱浮选机原矿精矿尾矿回收率原矿精矿尾矿回收率1 2 3 4 5 6 平均8.51 7.24 5.36 5.88 6.43 4.74 6.3652.61 53.06 50.23 51.65 53.87 49.59 51.840.672 0.613 0.557 0.542 0.571 0.539 0.58293.30 92.60 90.61 91.75 92.10 89.60 91.889.32 7.15 6.42 5.76 7.47 5.61 6.9648.07 46.38 45.43 45.89 46.96 45.35 46.351.658 1.620 1.451 1.479 1.502 0.951 1.44485.15 80.14 79.95 76.80 82.53 84.83 81.80     从表1看出，用柱式3次精选，可以使钼精矿品位提高到51.84%，比浮选机9次精选、1次扫选的精矿高5.49个百分点。根据钼矿国家标准，可以提高钼精矿产品档次；回收率提高到了91.88%，比浮选机流程回收率提高了 10.08个百分点。     上述数据结果体现出了柱式分选对该类钼矿石分选方面比浮选机流程具有明显的优势。

浙江遂昌金矿挖掘贫硫化物石英脉型金矿，原矿中金含量9.7g/t，银含量高达242.96g/t，矿藏组成比较复杂，但仍归于易选矿石，金以中细颗粒居多。首要赋存于金银矿和银金矿中，需求细磨才干使金银矿藏单体解离。自1986年建成300t/d采选规划以来，靠单一浮选工艺，曩昔金精矿出售给富春江冶炼厂。为了完成就地产金，削减精矿运送丢失，加速资金周转，进步厂商效益，1989年建成化车间并投入出产。该矿金精矿化学组成见表1。 表1  浙江遂昌金矿金糟矿化学组成元素Au（g/t）Ag（g/t）CuPbZnFe含量（%）98.722984.770.370.612.00530.27元素SMnSiO2Al2O3CaOMgO含量（%）33.370.3323.856.890.4760.182         该矿在建厂前曾进行专门实验，但成果收支预料。众所周知，化法收回银一般收回率不高，而这次实验银收回率高达95.15%；其次精矿磨矿粒度到达－320目占77.60%金浸出率最高，过磨反而下降；要使银在化溶液中溶解，生成银络合物，有必要坚持较高的浓度，根浓度坚持在0.08%左右，耗量高达8.1kg/t。     在实验研讨基础上建成两浸两洗、锌粉置换、酸化法污水处理、金泥火法冶炼工艺流程，经多年出产实践其金银化收回率别离达97.15%与90.26%。取得极佳作用。其首要特色为：（1）高浓度根浸出加适度磨矿，即一320目占75%左右，一浸作业根浓度操控在0.08%～0.10%之间，二浸作业操控在0.06%－0.08%上下；（2）选用主动立式压滤机过滤浸渣，化尾渣即为硫精矿，含硫30%～35%就近出售给化工厂制酸；（3）该矿地处江南水乡，人口稠密，水系兴旺，若选用普通圆筒型过滤机，其滤饼含水将高达20%，硫精矿外运需求通过几个村庄。车箱密封不严必定散落，将会对环境形成严峻污染，但选用主动立式压滤机后滤饼水份降至8%～10%。呈干饼情况，契合环保要求。     一般以为。金精含铜档次大于1%时采纳化工艺是不经济的，首要原因是铜矿藏会很多耗费。然后影响金的浸出率；一起，因为铜矿藏在浸出过程中很多被溶解而使铜无法得到有用收回。铜矿藏在溶液中的溶解度见表2。但是。广东高要河台金矿在金精中却很好处理了这个问题。该矿挖掘含金蚀变糜棱岩型矿床，表8铜矿藏在0.099% NaCN溶液中的溶解度矿石中含铜档次0.2%～0.3%。矿石浮选后得金精矿，1998年前悉数销往冶炼厂。因为冶炼厂压水份、压档次与延迟返还货款以及长途运送和损耗等原因。厂商经营情况一向被迫。为了改动这种相貌并完成就地产金于1998年展开金精矿化项目技术改造，含铜精矿多元素分析见表3。其间氧化铜相对含量仅9.01%，其他为硫化物，在惯例化浸出实验中即运用碱作了预处理。耗量仍l2kg/t。金浸出率96%，比较抱负。为了下降耗量。该矿工程技术人员作了深化探究与研讨，通过多年尽力采纳某种特殊办法，使耗量降至8kg/t。 表2  铜矿藏在0.099% NaCN溶液中的溶解度矿藏称号分子式铜溶解率（%）23℃45℃金属铜 蓝铜矿 赤铜矿 硅孔雀石 辉铜矿 黄铜矿 斑铜矿 孔雀石 硫砷铜矿 黝铜矿Cu 2CuCO3·Cu（OH）2 Cu2O CuSiO3 Cu2S CuFeS FeS·2Cu2S·CuS CuCO3·Cu（OH）2 3CuS·As2S5 4Cu2S·SB2S390.0 94.5 85.5 11.8 90.2 5.6 70.0 90.2 65.8 21.9100.0 100.0 100.0 15.7 100.0 8.2 100.0 100.0 75.1 13.7 表3  河台金矿金精矿多元素分析成果元素Au（g/t）Ag（g/t）CuPbZnFeS含量（%）96.034.04.70.0380.1020.2114.08元素NiMgOAl2O3CaOSiOCaOC含量（%）0.0490.020.898.9544.920.660.34        为了持续下降耗量并进行改造，原化流程为增加浸出时刻采纳边磨边浸。将化贫液回来再磨作业，浸渣尾矿档次偏高，改造时采纳如下办法：一撤销边磨边浸流程，贫液不再回来再磨作业，而回来浸出矿浆中；二是磨前增加石灰，将矿浆操控pH=9左右；三是进步再磨细度，使-400目占90%以上，依然采纳二浸二洗流程，耗量由8.01kg/t降至4.59kg/t的正常水平。金浸出率再进步1.27%。达98.43%。该矿金精矿化工艺为这类金矿闯出一条新路。    但是，含铜金精矿处理办法按含铜量凹凸区分，基本规律是铜含量越高金浸出率越低，惯例化答应含铜量在1%以下；含铜在1%～6%时，即要采纳特殊办法才干到达惯例目标；含铜大于6%时，如长白山一带的小西南岔、珲春金铜矿以及长江中下游的鸡冠嘴、鸡笼山、桃花嘴等金矿，其铜档次较高，金精矿销往冶炼厂。其间如鸡冠嘴金矿原矿档次金2.74 g/t、铜1.595%、铁40.82%、硫l6.53%。还伴生有Ag、Mo、Se、Ni等元素。但珲春金铜矿的金精矿化浸出实验，铜档次达l2.5%，惯例化时金浸出率仅43.64%。但脱药后选用一混合液炭浸法，可使金浸出率进步至93.43%。是否建厂出产则不详。

一、试验意图 1、了解硫化铅锌矿石浮选所用的浮选药剂. 2、了解铅锌浮选药剂的作用; 3、了解铅锌浮选试验操作进程;4、了解试验铅锌矿石浮选试验成果的处理办法。 二、试验原理 2.1常见的铅锌矿藏及其可浮性铅锌是人类从铅锌矿石中提炼出来的较早的金属之一。铅锌广泛用于电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等范畴。此外，铅金属在核工业、石油工业等部分也有较多的用处。在铅锌矿中铅工业矿藏有11种，锌工业矿藏有6种，以方铅矿、闪锌矿最为重要。方铅矿的化学式为PbS，晶体结构为等轴晶系，硫离子成立方最严密堆积，铅离子充填在一切的八面体空地中。新鲜的方铅矿表面具有疏水性,未氧化的方铅矿很易浮选，表面氧化后可浮性下降。黄药或黑药是方铅矿的典型的捕收剂，黄药在方铅矿表面发作化学吸附，白药和乙硫氮也是常用捕收剂，其间丁铵黑药对方铅矿有选择性捕收作用。重铬酸盐是方铅矿的有用按捺剂，但对被Cu2+活化的方铅矿，其按捺作用下降。被重铬酸盐按捺过的方铅矿，很难活化，要用或在酸性介质中，用氯化钠处理后才干活化。不能按捺它的浮选,对方铅矿的可浮性很灵敏，过量硫离子的存在可按捺方铅矿的浮选;二氧化硫、及其盐类、石灰、硫酸锌或与其它药剂协作可以按捺方铅矿的浮选。闪锌矿的化学式为ZnS，晶体结构为等轴晶系,Zn离子散布于晶胞之角顶及一切面的中心。S坐落晶胞所分红的八个小立方体中的四个小立方体的中心。浓度为4～6×10-5摩尔/升时对活化的闪锌矿有较强的按捺作用，浓度偏高时却使其杰出浮游。其作用机理为：浓度低时与闪锌矿表面活化膜及表面晶格离子反响生成的金属羟基化合物起按捺作用并使黄药脱附，浓度高时则在矿藏表面发作氧化复原反响生成许多元素硫。可以激烈的按捺闪锌矿,此外硫酸锌、硫代硫酸盐等都可以按捺闪锌矿的浮选。黄铁矿是地壳中散布最广的硫化物，构成于各种不同的地质条件下，与其他矿藏共生。彭明生等经过对黄铁矿的安稳性和其成分与电子结构的联系的研讨以为:黄铁矿能在多种安稳场中存在是因为Fe2+的电子构型t2g为低自旋，它进入硫离子组成的八面体场中获得了较大的晶体场安稳能及附加吸附能。因此，黄铁矿可构成并安稳于各种不同的地质条件下。除了黄铁矿的晶体结构、化学组成、表面结构等要素对其可浮性有影响之外,许多研讨也标明，黄铁矿的矿床成矿条件、矿石的构成特色、矿石的结构结构等要素也有影响。石透原对日本十三个不同矿床的黄铁矿的化学分析成果指出，各矿样的S/Fe比值大都在1.93～2.06范围内动摇，S/Fe比愈挨近理论值2，则黄铁矿可浮性愈好。陈说文等对八种不同产地的黄铁矿的可浮性进行了研讨，以为单纯用硫铁比来判别其可浮性有必定的局限性，黄铁矿的可浮性还与其半导体性质及化学组成有关。两者的联系为：S/Fe比高的黄铁矿为N型半导体，其温差电动势为负值，可浮性差，易被Na2S、Ca2+等离子按捺;S/Fe比挨近理论值2者既可能是P型也可能是N型半导体，在酸性介质中可浮性好，在碱性介质中可浮性差;S/Fe比值低的黄铁矿为P型半导体，温差电动势大，在碱性介质中可浮性好，难以被Na2S、Ca2+等按捺，但在酸性介质中可浮性差。短链黄药是黄铁矿的传统捕收剂，其疏水产品为双黄药。在黄药作用下，黄铁矿在pH小于6的酸性介质中易浮,但pH为6～7间有不同研讨标明其可浮性变差或更好浮。凌竞宏等研讨则标明这一现象和矿样处理方式有关。在碱性条件下，黄铁矿可浮性跟着pH值的升高而下降。黄铁矿的活化剂一般运用硫酸，此外也可用Na2CO3或CO2来活化。作用机理为：其一是下降溶液pH值，使黄铁矿表面Ca2+、Fe2+、Fe3+等离子构成络合物或难溶盐从黄铁矿表面脱附而进入溶液，康复黄铁矿的新鲜表面;其二是因为活化剂的存在使黄铁矿表面难以被氧化，然后被按捺的黄铁矿得以活化而上浮。当黄铁矿表面氧化较深时，可被Cu2+活化。其机理为Cu2+可替代黄铁矿晶格中的Fe2+使表面生成含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附作用;但当黄铁矿吸附捕收剂或遭到石灰按捺较深时，则需在酸性介质中或经酸清洗后方可被CuSO4活化。2.2铅锌浮选捕收剂铅锌矿的常用捕收剂有： 1、黄药类这类药剂包含黄药、黄药酯等。其结构式如下：黄药的学名是烃基二硫代碳酸盐，通式为ROCSSMe，式中Me为碱金属离子。黄药是用醇、氢氧比钠(或)及制成的：ROH十NaOH=RONa十H2O RONa十CS2=ROCSSNa 所用质料醇中的烃基不同，可得到各种黄药，如C2H5—乙黄药;(CH3)2CH—异丙黄药等，黄药分为钠黄药和钾黄药。黄药是淡黄色粉剂，常因含有杂质而色彩较深，比重1.3—1.7。具有刺激性臭味，易溶于水，运用经常配成1%水溶液。为了避免黄药分化失效，常在碱性矿浆中运用。初级黄药比高档黄药分化快，例如，在1%的HCl溶液中，乙黄药彻底分化的均匀肘间为5一10分，丙黄药20一30分，丁黄药50—60分，戊黄药90分。因此，如有必要在酸性介质中进行浮选时应尽量运用高档黄药。黄药遇热简单分化，并且温度愈高，分化愈快。为了避免分化，要求将黄药贮存在密闭的容器中，避免与湿润空气和水触摸;留意防火，不庄曝晒;不宜长时刻寄存;制造黄药溶液不变停置过久，更不要用热水制造。黄药的捕收才能与其分子中非极性烃链长度、异构有关。烃链增长(即碳原子数增多)捕收才能增强，当烃链过长时，其选择性和溶解功能随之下降，因此，烃链过长反而会下降药剂的捕收作用。常用的黄药烃链中碳原子数是2—5个。2.硫氮类 硫氮类(铵基二硫代盐)它是(或)与、反响生成的化合物。乙硫氮是白色粉剂，因反响时有少数黄药发作，工业品常呈淡黄色。易溶于水，在酸性介质中简单分化。乙谎氮也能同重金属生成不溶性堆积，捕收才能较黄药强。它对方铅矿、黄铜矿的捕收才能强，对黄铁矿捕收才能校弱，选择性好，浮选速度较快，用处比黄药少。对硫化矿的粗粒这生体有较强的捕收比它用于铜铅硫比矿分选时，可以得到比黄药更好的分选作用。3.黑药类黑药是硫化矿的有用捕收剂，其捕收才能较黄药弱，同一金属离子的二烃基二硫代磷酸盐的溶解度积均较相应离子的大。黑药有起泡性。黑药和黄药相同，也是弱电解质，在水中解离(RO)2PSSH=(RO)2FSS-十H+但它比黄药安稳，在酸性矿浆中，不象黄药那样简单分化，黑药较难氧化，氧化后生成双黑药，在有cu2+、或黄铁矿、辉铜矿存在时，也能氧化成双黑药;双黑药也是一种较难溶于水的非离子型捕收剂，大多数为油状物，性质安稳，可作硫化矿的捕收剂，也适用于堆积金属的浮选。黑药有些毒性，选择性较黄药好，在酸性矿浆中不易分化，当有必要在酸性矿浆中浮选时，有时选用黑药。工业常用黑药有：25号黑药、丁铵黑药、胺黑药、环烷黑药。其间丁铵黑药(二丁基二硫代磷酸铵)为白色粉末，易溶于水，潮解后变黑，有必定起泡性，适用于铜、铅、锌、镍等硫化矿的浮选。弱碱性矿浆中对黄铁矿和磁黄铁矿的捕收才能较弱，对方铅矿的捕收才能较强。2.3铅锌浮选调整剂 调整剂按其在浮选进程中的作用可分为：按捺剂、活化剂、介质pH调理剂、矿泥分散剂、凝聚剂和续凝剂。调控剂包含各种无机化合物(如盐、碱和酸)、有机化合物。同一种药剂，在不同的浮选条件下，往往起不同的作用。 一、按捺剂 1.石灰石灰(CaO)有激烈的吸水性，与水作用生成消石灰Ca(0H)2。它难溶于水，是一种强碱，参加浮选矿浆中的反响如下：CaO十H2O=Ca(OH)2 Ca(OH)2=CaOH+十OH- CaOH+=Ca2+十0H-石灰常用于进步矿浆PH值，按捺硫化铁矿藏。在硫化铜、铅、锌矿石中，常伴生有硫化铁矿(黄铁矿、磁黄铁矿和白铁矿、硫砷铁矿(如毒砂)，为了更优点浮选铜、铅、锌矿藏，常要加石灰按捺硫化铁矿藏。石灰对方铅矿，特别是表面略有氧化的方铅矿，有按捺作用。因此，从多金属硫化矿中浮选方铅矿时，常选用碳酸钠调理矿浆pH。假如因为黄铁矿含量较高，有必要用石灰调理矿浆pH时，应留意操控石灰的用量。石灰对起泡剂的起泡才能有影响，如松醉油类起袍剂的起泡才能，随PH的升高而增大，酚类起泡剂的起泡才能，则随pH的升高而下降。石灰自身又是一种凝聚剂，能使矿桨中微细颗粒凝聚。因此，当石灰用最适其时，浮选泡沫可坚持必定的粘度;当用量过大时，将促进微细矿粒凝聚，而使泡沫粘结胀大，影响浮选进程的正常进行。2.(NaCN、KCN)是铅锌分选时的有用按捺剂。首要是和，也有用的。是强碱弱酸生成的盐，它在矿浆个水解，生成HCN和CN- KCN=K+十CN- CN十H2O=HCN++OH-由上述平衡式看出，碱性矿浆中，CN—浓度进步，有利于按捺。如pH下降，构成HCN(氢酸)使按捺作用下降。因此，运用，有必要坚持矿浆的碱性。是剧毒的药剂，多年来一直在进行无或少按捺剂的研讨。 3.硫酸锌硫酸锌其纯品为白色晶体，易溶于水，是闪锌矿的按捺剂，一般在碱性矿浆中它才有按捺作用，矿浆pH愈高，其按捺作用愈显着。硫酸锌在水中发作下列反响：ZnSO4=Zn2+十SO42- Zn2+十2H20=Zn(OH)2十2H+ Zn(OH)2为**化合物，溶于酸生成盐Zn(OH)2十H2S04=ZnSO4十2H2O 在碱性介质中，得到HZnO2-和ZnO2-。它们吸附于矿藏增强了矿藏表面的亲水性。Zn〔OH)2十NaOH=NaHZnO2十H2O Zn(OH)2十2NaOH=Na2ZnO2十2H2O硫酸锌独自运用时，共按捺作用较差，一般与、、盐或硫代硫酸盐、碳酸钠等协作运用。 硫酸锌和联合运用，可加强对闪锌矿的按捺作用。 一般常用的份额为：：硫酸锌=1:2—5。此刻，CN-和Zn2+构成胶体Zn(CN)2堆积。 4.、盐、S02气体等、盐、二氧化硫气体这类药剂包含二氧化硫(SO2)、(H2S03)、钠和硫代硫酸钠等。 二氧化硫溶于水生成：S02十H2O=H2S03二氧化硫在水中的溶解度随温度的升高而下降，18℃时，用水吸收，其间的浓度为1.2%;温度升高到30℃时，的浓度为0.6%。及其盐具有强复原性，故不安稳。可以和许多金属离子构成酸式盐、氢盐或正盐(盐)，除碱金属正盐易溶于水外，其他金属的正盐均微溶于水。在水平分二步解离，溶液中H2SO3、HSO3-和SO32-的浓度，取决于溶液的pH值。运用盐浮选时，矿桨PH常操控在5—7的范围内。此刻，起按捺作用的首要是HSO3-。二氧化硫及(盐)首要用于按捺黄铁矿、闪锌矿。用溶解有二氧化硫的石灰构成的弱酸性矿桨(pH=5—7)，或许运用二氧化硫与硫酸锌、硫酸亚铁、硫酸铁等联协作按捺剂。此刻方铅矿、黄铁矿、闪锌矿遭到按捺，被按捺的闪锌矿，用少数硫酸铜即可活化。还可以用硫代硫酸钠、焦钠替代盐)，按捺闪锌矿和黄铁矿。关于被铜离子激烈活化的闪锌矿，只用盐其按捺作用较差。此刻,假如一起增加硫酸锌，或，则可以增强按捺作用。盐在矿浆中易于氧化失效，因此，其按捺作用有时刻性。为使进程安稳，一般选用分段增加的办法。5. 起泡剂起泡剂应是异极性的有机物质，极性基亲水，非极性基亲气，使起泡剂分子在空气与水的界面上发作定向摆放，大部分起泡剂是表面活性物质，可以激烈地下降水的表面张力。同一系列的有机表面活性剂表顶活性按“三分之一”的规则递加，此即所谓“特芳贝定则”。起泡剂应有恰当的溶解度。起泡剂的溶解度，对起泡功能及构成气泡的特性有很大的影响，如溶解度很高，则耗药量大，或敏捷发作许多泡沫，但不能耐久，当溶解度过低冰来不及溶解，随泡沫丢失，或起泡速度缓慢，连续时刻校长，难于操控。要点优先浮选 3、试验办法及过程 3.1 矿样性质及制备 3.2药剂及设备 3.3试验流程 3.4过程 4、试验成果分析与评论

（1）非金属矿选矿的目的通常是为了获得具有某些物理化学特性的产品，而不是为获得矿物中某一种或几种有用元素。 　　（2）非金属矿选矿过程应尽可能保持有用矿物的晶体结构，以免影响它们的工业用途和使用价值。 　　（3）非金属矿选矿指标的计算一般以有用矿物的含量为依据，多以氧化物的形式表示其矿石的品位及有用矿物的回收率，而不是矿物中某种元素的含量。 　　（4）非金属矿选矿提纯不仅仅富集有用矿物，除去有害杂质，同时也粉磨分级出不同规格的系列产品。

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。

1 磁滚筒 对于粒度较大的磁铁矿矿石的分选, 目前最常用的分选设备是磁滚筒 ( 全磁系称之为磁滑轮 ), 根据磁源的不同,磁滚筒可分为电磁和永磁两种。电磁磁滚筒是在线圈上加载电流来产生磁场, 优点是磁场强度可以根据需要进行调节, 缺点是长时间工作时容易发热, 磁场强度不高,且消耗一定的电能,生产成本亦较高。永磁磁滚筒采用永磁材料作为磁源来产生磁场, 具有性能稳定、 结构简单、 运行成本低等优点,现已逐步取代电磁磁滚筒并得以广泛应用。随着高性能钕铁硼磁性材料的不断发展, 永磁磁滚筒的表面磁场强度已达到 600 mT 以上。 根据“多碎少磨”的原则要求, 磁滚筒主要用于低品位铁矿石的细碎或磨矿前的预选作业, 分离出矿石中混入的围岩和脉石, 提高入选矿石的品位, 减少入磨矿量,降低能耗。由于预选处于流程的前段,矿石的粒度比较大, 经过一段破碎之后最大粒径可达 3 50 mm 以上, 待处理的矿石量巨大,且需要较高的磁场强度和磁场深度才能够满足生产需要, 大型化和高场强是磁滚筒今后的发展方向。目前, 北京矿冶研究总院已研制出 CT - 1424规格的大型磁滚筒, 滚筒直径 1 _x0002_ 4 m, 适用皮带宽度为 2 m, 皮带表面磁场强度 350 mT , 处理能力 2000 t /h 以上,用于鞍钢大孤山铁矿排岩系统中回收铁矿石。在生产过程中, 采用该超大磁滚筒进 行抛尾, 矿石品位从 11 %提高到 2 6 % 左右,使原不能入选的矿石得到回收,极大地提高了资源的利用率。 贫磁铁矿的干式预选可用于破碎段的各个作业。由于磁滚筒对矿石粒度的适应性较好, 可将颚破后的大块矿石直接入选,也可对细碎分级后粒度较小的矿石进行分选。在实际应用中, 为了达到更好的分选效果, 可以在细碎后再采用磁滚筒抛尾一次, 使入磨前的矿石品位进一步提高。近些年来,随着磁滚筒的大规模应用, 有力地促进了贫磁铁矿选矿工艺的发展, 降低了选矿成本, 提高了企业的经济效益。 2.箱体式干选机 对于经过细碎之后粒度较粗的铁矿石, 既可以采用磁滚筒进行分选, 也可以采用箱体式干式磁选机进行分选。采用箱体式干选, 可以减少粉尘的污染,而且占地面积较小。该类型的磁选机分选时, 矿石经振动给料器直接送到磁选机的磁筒上, 磁性矿物被磁场吸引, 在筒体的转动下被带入底部的精矿斗得到回收,废石等弱磁性物在惯性力作用下被筒体抛离。 该机的磁系结构有两种形式, 一种是沿圆周方向 N、 S 极交替排列, 这样可以使矿物在分选过程中发生多次翻转, 减少其中脉石矿物的夹杂,有利于精矿品位的提高, 适用于精选段作业; 另一种磁系结构是沿轴向 N、 S 极交替排列, 这种结构可以避免矿物在分选时多次翻转, 减少了磁性矿物的流失,有利于提高磁性矿物的回收率, 适用于粗选段作业。采用干式磁选机对磁铁矿进行分选作业时, 根据矿物磁性和粒度的不同选用相应的磁场强度, 粗选抛尾时磁场强度一般在300 mT 左右, 精选时磁选机磁场多在 150 ~ 200 mT 之间。另外, 筒体转速对于分选效果有重要影响, 干式磁选机需配备变频调速器,针对不同性质的矿物, 通过调整磁筒的转速,可以对精矿的产率和品位进行调节。

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%。