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。

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％。

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。

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。

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。

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％。

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.

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。

铅精矿中的杂质:铜:在精矿中呈含铜硫化物存在.在烧结焙烧温度下,反应为氧化铜,熔炼时还原为金属铜,进入粗铅,如粗铅含铜高(>2%)时,则需造冰铜,对铜进行回收,否则,熔炼时,铅,渣分离困难,且易堵塞虹吸道,造成处理困难,影响工人健康和铅的挥发损失大.铅产品中合铜量较高时易使铅变硬.故要求铅精矿中含铜量锌:在铅精矿中以硫化锌状态存在,焙烧时变成ZnO.在熔炼过程中不起化学变化,大部分进入炉渣,增加炉渣粘度,缩小铅液与炉渣比重差,而使二者分离困难,影响铅的回收率.部分ZnO可能凝结在炉壁上形成炉结,使操作困难.原料中含锌高时,会造成高铁炉渣,增加铅在渣中的损失.锌易使铅金属变硬不能压成薄片,并促使硫酸对铅的腐蚀性.因此要求铅精矿含锌不大于10%.砷:在精矿中以毒砂(FeAsS)及雄黄(As2S3)的状态存在,熔炼时,部分还原成As2O3而挥发进入烟气,形成极有害的大气环境污染.部分As进入粗铅和炉渣;粗铅中含As高时,需采用碱性精炼法除As,产出的浮渣中所含的Na3AsO4极易溶于水而污染水源,致使人畜中毒.砷易与铅形成合金,使铅硬化,故要求铅精矿中含砷不大于0.6%.氧化镁(MgO):熔点2800℃,增加炉渣熔点,且易使铁的氧化物在渣中溶解度降低,炉渣变粘,一般含MgO达3.5%,则故障频繁,因此希望铅精矿含MgO不大于2%.氧化铝(Al2O3):熔点2050℃,使炉渣熔点增高,粘度增大,特别是与ZnO结合成锌尖晶石(ZnO·Al2O3),在鼓风炉中系不熔物质,使炉渣熔点与粘度显著升高,故要求精矿中Al2O3不大于4%.

烧结焙烧是硫化物在高温（800℃以上）条件下经氧化脱硫转为氧化物，并烧结产出具有多孔和一定强度的烧结块的过程。烧结过程应尽可能提高烟气中S02浓度，以利于制酸，同时力求富集原料中易挥发的有价金属，以便综合利用。       烧结设备有烧结锅、烧结盘和带式烧结机，带式烧结机适用于规模在20000t／a以上的大中型冶炼厂。带式烧结机又分为吸风和鼓风两种型式。烧结机吸风烧结、烧结锅烧结和烧结盘烧结所产烟气含SO2浓度低，一般在2.0％以下，难以制酸，排入大气严重污染环境，因而仅在极少数老厂或小厂还保留使用。烧结机鼓风烧结产出的烟气，含SO2浓度可达4％～7％，可进行制酸，有利环保，因此目前多采用烧结机鼓风烧结焙烧。       采用鼓风炉炼锌(I.S.P)冶炼流程时，铅锌精矿需先进行烧结焙烧，鉴于铅锌精矿的烧结工艺流程与铅烧结的工艺流程基本相同，为避免重复，故合在一起叙述。但是，这二种烧结工艺在烧结混合料成分控制、点火和烧结温度、烧结块质量要求等方面存在着较大的差异。为便于区分这二种不同烧结工艺，先将其主要不同点叙述如下。       一、混合料       （一）铅烧结       1、烧结块含铅一般要求在40％～45％，当处理高品位铅精矿时，配料时需添加熔炼炉或烟化炉的水碎渣降低烧结块中的铅品位。      2、鼓风炉熔炼时，烧结块中的锌几乎全部进入熔炼炉渣，为保证熔炼顺利进行，炉渣含锌受到限制，一般不超过15％。当处理高锌铅精矿时，必须添加烟化过的熔炼炉渣代替熔炼水碎渣。       3、进行配料的物料除各类铅精矿和含铅物料外，尚有烧结、熔炼、通风烟尘，熔剂，水碎渣等物料；熔剂有石英石（或河砂）、石灰石、烧渣等，熔剂可以全部在烧结配料时一次配入，也可以在烙炼时加入部分块状熔剂，剩余部分在烧结配料时加入。       （二）铅锌烧结       1、混合料中的Pb、Zn、 SiO2等成分必须符合产出的烧结块中的Pb+Si02不大于26%，锌铅比不小于2.0的要求。       2、混合料是由铅锌精矿，烧结烟尘、通风烟尘、熔剂、浮渣、蓝粉等物料组成的。熔剂通常为石灰石，且在烧结时一次配入。蓝粉和部分烧结通风烟尘以泥浆形态加入圆筒冷却机。       二、点火温度、烧结温度和料层厚度       名称       点火温度，℃    烧结温度，℃     料层厚度，mm     铅烧结      800～1000       1100～1150         200～300     铅锌烧结    950～1150       1200～1300         320～400       铅锌烧结的烧结尖峰温度有时高达1400℃，从而得到高强度烧结块。       三、烧结块质量要求       （一）铅烧结块       烧结块含铅和造渣成分必须符合鼓风炉熔炼的要求。此外，还要求：       1、残硫一般为1.5％～3.0％，当原料含铜高时，残硫会更高。       2、烧结块的块度为50～150mm。      （二）铅锌烧结块       1、残硫要求不能大于1.0%，一般0.6％～0.8％。       2、烧结块的块度为30～100mm。       3、烧结块的强度要比铅烧结块强度高。       四、返粉制备与返粉量       现代烧结－鼓风炉熔炼铅厂的返粉制备，甚至配料基本上与铅锌烧结相一致。       铅烧结返粉量由于铅精矿含硫一般为16％～18％，故返粉率为60％～75％；铅锌烧结原料中含硫要比铅精矿高得多，一般为26％～30％，故返粉率要比铅烧结高得多，通常达到75％～83.5%。

现在工业上使用的钛原生矿（脉矿）均系含钛的复合铁矿。为使用其间的钛资源，依矿石性质而异，整个选矿进程可分预选、选铁及选钛三个阶段。其间选钛部分又可分为粗选及精选两个阶段进行。 一、预选 有的钛脉矿矿石，在破碎到必定程度的粗粒状态下即有适当数量的脉石到达根本单体解离，这些粗粒单体脉石可选用预选作业将其丢掉，到达添加选厂处理才能及进步当选档次的意图。预选作业可根据矿石性质在磨矿作业前的粗、中、细碎作业的适合阶段进行。预选常用办法为磁选及重选两种。 二、选铁 含钛复合铁矿，现在工业上使用的首要意图是取得供炼铁用的铁精矿；关于含钒高的矿石则是取得供炼铁及提钒的钒铁精矿。选铁选用简略有用的磁选法进行。当选矿石经破碎（或先经预选）及磨矿，使其到达可选的单体解离度后，选用鼓式、带式弱磁场温式磁选机选出铁精矿或钒铁精矿，磁选尾矿即为归纳收回钛的质料。 有的矿石铁、钛矿藏嵌布细密，选用单一选矿办法难以取得独自的精矿，则只经重选丢掉尾矿，将所取得的铁，钛混合精矿，直接进行焙烧及熔炼，出产出高纯生铁及钛渣产品。 三、选钛 钛脉矿中钛的收回是在选出铁精矿后的磁选尾矿中进行。选钛选用的办法有重选、磁选、电选及浮选法，依矿石性质而异，选用适合的选矿办法组成不同的工艺流程进行选别。现在工业上所选用的选矿工艺流程有以下几种类型： 重选－电选工艺流程 重选－电选工艺流程特点是选用重选法粗选，电选法精选。重选选用的设备首要是螺旋选矿机（包含螺旋溜槽），其次为摇床。选用圆锥选矿机重选，现在已进行到工业实验阶段，但至今没有正式用于出产。在重选粗选阶段意图是丢掉低密度脉石，取得供电选用的粗精矿。 电选选用的设备为辊式电选机，其意图是将重选粗精矿进一步富集，使产品到达终究精矿标准。关于含硫矿石，在粗、精选工艺之间一般选用浮选法作为脱除硫化矿的辅佐工艺。 重选－磁选－浮选工艺流程 重选－磁选－浮选工艺流程特点是对进入钛选其他原矿，首要分级，粗粒级选用重选粗选，磁选精选，细粒级选用浮选。重选选用摇床，磁选选用于式磁选机进行。浮选给矿粒度一般为－0.074毫米，所用浮选剂有硫酸、、油酸、柴油及等。 单－浮选工艺流程 单－浮选法是选别细粒嵌布钛脉矿比较有用的选矿办法。单－浮选工艺简略，操作办理便利，但由于药剂耗费会添加本钱，一起存在尾矿排放所带来的环境保护问题，所以现在工业使用尚不广泛。 钛浮选选用的浮选剂有硫酸、塔尔油、柴油及乳化剂Et－oxolp－19等。为进步浮选效果，对当选矿与浮选剂在浮选前进行高浓度长期拌和具有必定效果。

原生铂矿是国际出产铂族金属的首要资源。其特点是：①铂族金属档次高，镍、铜档次低，贵贱金属价值比低至五倍，高至数十倍；②尽管镍铜档次很低，但仍首要呈磁黄铁矿、黄铜矿、镍黄铁矿等类矿藏，与共生硫化矿相似；③六个铂族金属都有矿化并共生，尽管矿藏品种杂乱，矿藏粒度很细，但多与有色金属矿藏严密连生或被后者包裹，易于一起浮选富集。因而原生铂矿都用相似于镍铜共生硫化矿的选冶工艺处理矿石，即以镍铜选冶技能作载体使贵、贱金属一起富集，贵贱金属别离后提取贵金属精矿，完成贵贱金属全面综合使用。    （一）南非美伦斯基铂矿选矿富集    前期用重一浮流程处理含铂把7-15g/t,氧化蚀变严峻的混合矿石，现多用单一浮选流程处理含铂族金属5-6g/t, Cu约0.14%，Ni约0.2%的深部原生硫化矿石。矿石中铂族金属的相对份额（％）为：Pt 59、Pd 25、Ru 8、Rh 3、Ir 1、Os 0.8，含CrA 0.25％。    最大的吕斯腾堡铂矿公司的浮选工艺：磨矿至74μm约占60%，硫酸铜作活化剂，黄药或黄药加二硫化磷酸盐的混合物作捕收剂，酸为起泡剂，糊精或古尔胶或淀粉作滑石抑制剂。浮选精矿产率3%-4%，贵金属档次150g/t,选矿收回率82%-85%。精矿中其他成分（％）：Ni 4、Cu 2.3、Fe 15、S 10、CaO 3、MgO 15、SiO2 39。    英帕拉公司和西铂公司处理的原矿铂族金属档次较低（表1  粗精矿成分类/%元素PtPdAuCuNiFeSSiO2MgOAl2O3CaO含量34.2g/t108.9 g/t1.9 g/t0.240.355.72.744.615.115.88.4     粗精矿中贵金属档次算计146g/t,收回率88%。铜、镍选收率分别为69%和52%。    2.天然pH介质浮选    以蛇纹石为主的铂矿石，含Pt 3.1g/t、Pd 9.95g/t、Au 0.19g/t、Cu 0.03%、Ni0.06%。磨矿浓度58％，磨至-74μm占90%，矿浆浓度36%当选，磨矿-浮选进程中不加酸或碱调整剂，介质pH≈8.2，捕收剂用AERO317（136g/t），起泡剂Dowfroth-250（6.8g/t），抑制剂Pennfloat（391g/t），浮选8min,粗精矿产率6.1%，贵金属档次（g/t) : Pt52.9、Pd 146.2、Au 3.1，含Cu 0.31%、Ni 0.45%。收回率（％）：Pt 96、Pd 86、Au 95、Cu 69、Ni 49。    粗精矿用水溶性聚合物TDL和Minflo Ⅰ 作业脉石矿藏抑制剂（136g/t），在调浆桶内参加，调浆10min，用Dowfroth-250作起泡剂，AERO404作捕收剂精选，精矿产率44％，精矿成分如表2。[next]表2  精矿成分表/%元素PtPdRhIrAuCuNiFeSSiO2MgOAl2O3CaO含量115g/t305 g/t10.3 g/t1.9 g/t6.8 g/t0.660.867.32.446.820.96.65.9     贵金属档次算计440g/t。精选进程铂、把收回率分别为96％和92%。中矿闭路回来粗选。还可恰当下降精选收回率，削减精矿产率进步精矿档次。如铂、把精选收回率降至85%和82%时，精矿中贵金属档次可进步至（g/t）：Pt 192、Pd 656、Au 16,还含副铂族金属12g/t，七个贵金属算计876g/t。其他首要成分（％）：Cu 3.4, Ni 6.2, Fe 18、S16。    （四）原生铂矿浮选精矿冶炼    南非原生铂矿浮选精矿及美国斯蒂尔瓦特原生铂矿浮选精矿中贵金属的价值占80%和98%以上，有用收回贵金属是冶炼的首要意图。    通用的冶炼工艺与伴生铂族金属的硫化铜镍共生矿冶炼工艺相似。首先以贱金属硫化物熔炼作载体技能，造渣别离占肯定量的硅酸镁、铁及钙、铝脉石矿藏，使用熔融的贱金属锍（Ni3S2-Cu2S-Fe2S固溶体）对贵金属高效而牢靠的捕集才能，使一切贵金属全面高效地富集在锍中。熔融锍用空气在转炉中吹炼使硫化铁氧化为氧化铁，并与参加的石英生成硅酸铁炉渣别离，取得含铁小于3%和富含贵金属的铜镍高锍（Cu2S-Ni3S2-贵金属固溶体），高锍中贵金属价值占80％以上，冶金上称之为“贵金属铜镍高锍”。    如熔炼含贵金属约150g/t, Cu+Ni约7%的南非吕斯腾堡浮选精矿，悉数贵金属在锍中收回率99%。操控熔炼锍产率在15%以内，贵金属在锍中富集6倍，档次约达1000g/t（0.1%）。氧化吹炼除铁后取得贵金属铜镍高锍含Cu+Ni约70％，贵金属档次达0.2%-0.3%，收回率98%-99%。    UG-2浮选精矿因含高熔点氧化铬矿藏，需用低熔点熔剂（如膨润土）与精矿制粒，加较多的石灰石（精矿量的14%)并在电炉中熔炼。1300℃放出的锍含Pt+Au 2770g/t,Ni 17.9％、Cu 10.5％、Fe 42.8％、S29.2％，熔炼富集6.5倍。锍经氧化吹炼除铁取得含Ni 48％、Ni+Cu约75％的高锍，Pt+Au档次进步至7000 git（0.7％）。    贵金属铜镍高锍的冶炼工艺仍以提取贵金属为首要意图，使用加压硫酸浸出、氯化浸出等强化、高效的贵、贱金属别离技能，尽早地提取出高档次贵金属精矿，防止或削减贵金属在有色金属冶炼进程中的积压、周转和丢失，再从高档次贵金属精矿中有用别离和提取各种贵金属产品。这两段是表现原生铂矿冶炼技能水平，不断研讨、开展并完成技能创新和技能进步的要点。

某原生金矿原矿档次2.86g/t，矿石工业类型为石英脉型金矿石。可收回的首要有价元素为金。经体系的岩矿判定、重砂判定、化学物象分析、X衍射分析、光谱分析等手法，发现矿石中金属硫化物首要为黄铁矿，其次有少数的黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、辉铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝和少数的辉钼矿等；金属氧化物首要有赤铁矿、褐铁矿、磁铁矿、针铁矿、钛铁矿；脉石矿藏首要有石英、长石、云母、角闪石、高岭土等。矿石中天然金的嵌布方式首要为粒间金、包体金和裂隙金。矿石中天然多独自或偶然与方铅矿、黄铁矿连生，呈细粒或细粒脉状嵌布在方铅矿与脉石、黄铁矿与脉石及脉石矿藏粒间中；适当一部分呈细微园粒状、麦粒状，被包裹在黄铁矿及脉石矿藏中；还有一部分金嵌布在矿藏的裂隙或微裂隙中，裂隙金的形状受裂隙操控，呈不规则粒状；少数包裹于脉石（首要是石英、长石、云母）中，这部分金在磨矿和选矿过程中，难以单体解离和收回。这种原生金矿不宜选用直接浸出工艺流程，需求先进行浮选，以取得较高档次的金精矿和最佳收回率。 一、矿石性质 原矿多元素化学分析成果见表1。依据显微镜下光、薄片判定及电子探针和XRD测验成果，该原生金矿中，脉石矿藏首要以石英、长石和云母类矿藏为主，其次含少数绿泥石、角闪石和透闪石，极少数的绿帘石、黝帘石、碳质、锆石。金首要以天然金方式产出，金的首要载体矿藏为黄铁矿，其次为方铅矿。矿石中天然金以粒间金和裂隙金产出，其次以硫化物包裹金产出。 表1  原矿多元素化学分析成果Au*SAsCuPbZnFeSiO2Al2O3CaOMgOTiO2C2.862.960.0010.130.090.127.6862.0311.541.622.060.461.21 *Au的单位为g/t。 二、实验计划 选矿试样物质组成研讨标明，试样中首要金属硫化物为黄铁矿、方铅矿、闪锌矿和辉铜矿等，金的嵌布粒度粗细不均匀，但以细粒金为主，金与金属硫化物联系亲近。关于这类矿石，适合选用浮选工艺，将金富集在金精矿中，然后再作进一步处理。本文研讨了影响金浮选的首要因素：磨矿细度、浮选浓度、矿浆pH值、捕收剂品种及用量，并进行了实验室闭路流程实验。 三、选矿实验 （一）磨矿细度实验 原矿性质研讨标明，载金矿藏与脉石矿藏的共生联系较为亲近，所以磨矿要到达必定的程度，才能使有用矿藏单体解离。磨矿细度实验及条件（磨矿细度为变量）见图1，实验成果见图2。图1  磨矿细度实验流程图2  磨矿细度实验成果 从磨矿细度实验成果能够看出，关于该矿石磨矿细度太粗和过细对其浮选目标都不抱负。依据浮选现象调查和粗精矿档次及收回率改变状况分析，当磨矿细度为－200目含量达65%时，金精矿档次及收回率都较高，故选用此磨矿细度较为合理。 （二）矿浆pH值实验 矿浆酸碱度是影响浮选作用好坏的首要因素之一。本实验选用碳酸钠调整矿浆的pH值，调查不同矿浆pH值对浮选的影响。实验流程及部分条件见图1（碳酸钠用量为变量），实验成果见图3。图3  矿浆pH值实验成果 图3成果标明，在矿浆pH值8.5（此刻碳酸钠用量为1500g/t）下，粗精矿金的档次为22.87g/t，收回率到达93.25%。矿浆pH值的巨细，从表面现象上看是影响捕收剂对有用矿藏的捕收作用，但实质上是影响矿藏表面的电极电位，然后调控捕收剂的有用作用。归纳考虑，增加1500g/t的碳酸钠，调整矿浆pH值为8.5条件下进行浮选作用最好。 （三）浮选浓度实验 浮选浓度是影响浮选目标的重要因素之一，过大或过小都对浮选晦气。实验流程及选别条件见图1（浓度为变量），实验成果见图4。图4  粗选浮选浓度实验成果 图4成果标明，浮选浓度为31%时，粗精矿金的档次为22. 7g/t，金的收回率92. 58%。因而，本实验适合的粗选浓度断定为31%。 （四）捕收剂品种及用量实验 实验坚持捕收剂用量60g/t的条件下，别离调查了丁基黄药、Y89、戊基黄药、丁基黄药＋丁胺黑药的浮选作用，实验流程及部分条件见图1（捕收剂品种变量），实验成果见表2。 表2  捕收剂品种实验成果实验成果标明，单一选用惯例硫化矿捕收剂丁基黄药，粗选后金档次就可到达22.2g／t，金收回率88.21%。因而，本研讨为简化药剂准则、节省本钱，挑选单一丁基黄药作为捕收剂，一起别离在不同的用量下，依照图1所示的流程及条件（捕收剂为变量）进行实验，实验成果见图5。图5  捕收剂用量实验成果 最佳药剂准则条件下，进行了一次粗选、三次精选、两次扫选实验室闭路实验，实验流程如图6所示，实验成果见表3。图6  闭路实验流程 表3  闭路实验成果成果标明，在实验所断定的最佳工艺条件下，可取得金精矿档次29. 8g/t、收回率为94. 59%的较好目标。 四、定论 原矿性质研讨标明，首要载金矿藏为黄铁矿等金属硫化物，适合选用浮选法以取得较高档次、高收回率的金精矿，然后再做进一步提金处理。 经过粗选条件实验，得出了最佳操作条件：磨矿细度－200目65%; pH值调整剂碳酸钠用量1500g/t，相应矿浆pH值为8.5；浮选浓度31%;捕收剂丁基黄药用量60g/t;2#油用量35g/t。 运用单一丁基黄药作为捕收剂，即可取得较好的选矿技术目标，阐明该矿选别功能较好。实验室闭路实验，终究获金精矿档次29.8g/t、收回率为94.59%的较好目标。实验成果标明，该矿能够经过浮选到达预先富集的意图。

Abstract: The flotability test of a gold ore of xinjiangwas performed. The op timal roughing conditionswere achievedby op timizing the influence factors of flotation index, they are grinding size of 85% － 74μm, pH is 9. 30, and dis2persant dosage of Na2SiO3 is 200 g/ t, and reagents dosage of CuSO4 is 100 g/ t, collector dosage of amyl xanthateand BK901C is 50 g/ t and 10 g/ t and iol is 40 g/ t. Laboratory test through a flotation flowsheet of "one － stageroughing, two － stage cleaning and two － stage scaveng ing" at the op timal operating conditiona was performed. Thegold with the grade of 62. 41 g/ t and the recovery of 96. 83% can be obtained. It showed that this p rimary gold orecan be enriched by flotation. 新疆某原生金矿原矿档次为4.5g/t，矿石工业类型为含金石英脉和含金蚀变岩两品种型的复合岩。可回收的首要有价金属为金和银。经体系的岩矿判定、重砂判定、化学物象分析、X射线分析、光谱分析、电子探针、扫描电镜和图画分析等手法，发现矿石中金属硫化物首要为黄铁矿，毒砂，其次有少数黄铜矿、黝铜矿、方铅矿、辉铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝、辉砷镍矿、闪锌矿等；金属氧化矿藏首要有金红石、赤铁矿等；脉石矿藏首要有石英、长石、方解石、云母、角闪石等。矿石中天然多独自或偶然与黄铜矿、方铅矿连生，呈细粒或细脉状嵌布在毒砂、黄铁矿的裂隙与粒间空隙中，或许毒砂、黄铁矿与脉石的界面处；少部分浸染于脉石矿藏（首要是石英、方解石、白云石）中；还有适当一部分呈粒状或不规则状包裹于毒砂、黄铁矿中。这种原生金矿不宜选用直接浸出工艺流程，需求先浮选，以取得高档次的金精矿和最佳回收率[1，2]。 二、矿石性质 原矿多元素化学分析成果如表1所示。 表1　原矿多元素化学分析成果元素Au*Ag*SAsCuPbZnFe质量分数3.873.491.720.540.020.008＜0.0055.70元素K2ONa2OSiO2Al2O3CaOMgOTiO2C质量分数1.092.705.7010.199.514.830.753.49 *Au、Ag的单位是g/t。 XRD测验成果显现，该原生金矿石中首要以石英、长石、方解石和白云石为主，其次含有云母、少数绿泥石、角闪石和透闪石，极少数的绿帘石、炭质、磷灰石以及含铁矿藏。金首要以天然金方式产出，金的首要载体矿藏为毒砂，其次为黄铁矿。矿石中天然金首要以裂隙金和粒间金产出，其次以硫化物包裹金产出。 三、实验计划 依据工艺矿藏学的研讨分析，矿石中天然金粒度以细粒嵌布为主，其次以中、细、微的方式不均匀嵌布在毒砂、黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿和方铅矿等矿藏裂隙中。关于这类矿石，适合选用浮选工艺，将金富集在金精矿中，然后再做进一步处理。本文研讨了影响金精矿浮选的首要因素：磨矿细度、矿浆pH值、活化剂用量、涣散剂用量、捕收剂品种及用量，并调查了回水对浮选目标的影响。实验中每个试样的分量均为1kg。 四、选矿实验 （一）磨矿细度实验 原矿性质判定标明，载金矿藏与脉石矿藏的共生联系较为亲近，所以磨矿要到达必定的程度才能使有用矿藏单体解理。磨矿细度实验及条件见图1，实验成果见图2。从磨矿细度实验分析，关于该矿石磨矿细度太粗和过细其浮选目标都不抱负。据浮选现象调查和粗精矿档次及回收率改变状况分析，该矿石磨矿细度粗时部分金矿藏未到达单体解理，难以上浮。当磨矿细度为－74μm含量到达85%时，精矿档次及回收率都较高，故选用此磨矿细度较为合理。 （二）pH值实验 矿浆pH值是影响浮选作用好坏的重要因素之一。实验用碳酸钠调整矿浆pH值，调查不同的矿浆pH值对浮选作用的影响。实验流程见图1（碳酸钠用量为变量），实验成果见图3。图3成果标明，在矿浆pH值9.30（此刻碳酸钠的添加量是1500g/t）下，粗精矿的档次为33.75g/t，回收率到达93.32%。pH值的巨细从表面上是影响捕收剂对有用矿藏的捕收作用，实质上是影响矿藏表面的电极电位，然后调控捕收剂的有用作用[3]。归纳考虑，添加1500g/t的碳酸钠，调整pH值9.30下进行浮选。 （三）活化剂用量实验 硫化矿藏中参加硫酸铜能够到达进步有用矿藏回收率的意图，特别是黄铁矿、闪锌矿、褐铁矿等较难浮的矿藏，经活化后显着添加矿藏可浮性[4]。本实验选用硫酸铜作为活化剂，调查了其用量对浮选作用的影响。实验流程见图1（硫酸铜用量为变量），实验成果见图4。由图4能够看出，与不加硫酸铜比较，参加活化剂后显着进步了金的回收率，标明硫酸铜能与这些载金矿藏作用，在其标明，特别是沿其裂隙处构成硫酸铜薄膜，掩盖有硫酸铜薄膜的硫化矿藏可浮性大大进步，但当用量过大时，会导致回收率下降，因而断定硫酸铜用量为100g/t。 （四）涣散剂品种用量实验 涣散剂能将矿泥涣散，能够消除细泥罩盖于其它矿粒表面上的有害作用。常用的涣散剂是水玻璃、碳酸钠、六偏磷酸钠等。在六偏磷酸钠和水玻璃用量均为200g/t条件下进行了涣散剂品种实验，成果见表2。 表2  涣散剂品种实验成果涣散剂品种产品名称产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）六偏磷酸钠 水玻璃粗精矿 粗精矿8.85 10.0262.25 48.7593.65 95.53 由表2能够看出，水玻璃的涣散作用优于六偏磷酸钠，金的档次尽管有所下降，但金的回收率得到了进步，所以选用水玻璃做为涣散剂。 依照图1所示的流程及条件（水玻璃用量为变量）进行水玻璃用量实验，成果见图5。由图5可知，水玻璃用量为200g/t时，实验所得回收率最高。（五）捕收剂品种及用量实验 实验坚持捕收剂用量均为50g/t的条件下，别离调查了丁黄药、Y89和戊黄药三种捕收剂的浮选作用，实验成果见表3。 表3  捕收剂品种实验成果捕收剂品种产品名称产率（%）金档次（g/t）金属收率（%）丁黄药 Y89 戊黄药粗精矿 粗精矿 粗精矿7.81 8.54 8.1047.25 38.92 64.6088.51 88.55 92.20 由表3能够看出，作用最好的为戊黄药捕收剂，粗选后金档次即可到达64.60g/t，回收率到达92120%，比其它捕收剂的浮选目标要高，因而挑选戊黄药作为捕收剂，别离在不同的用量下依照图1所示的流程及条件（捕收剂用量为变量，并添加10g/t的捕收剂BK901C）进行实验，成果见图6。实验成果标明，跟着戊黄药用量的逐步添加，粗精矿的金档次逐步添加，回收率逐步减小。当用量为（50+10）g/t时，粗精矿中金档次为62.50g/t，回收率到达96.53%，目标最好，故挑选捕收剂戊黄药+BK901C用量为（50+10）g/t。 表4  闭路实验成果产品名称产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）精矿 尾矿 原矿7.26 92.74 100.0062.41 0.16 4.8996.83 3.16 100.00 （六）浮选闭路实验 经过上述工艺条件优化实验后，在所断定的最佳药剂准则条件下，进行一次粗选、两次精选、两次扫选闭路实验，实验成果见表4，流程如图7所示。成果标明，在实验所断定的最佳工艺条件下，可取得金精矿档次为64.50g/t、回收率为94.51%的较好目标。依照图7所示的中矿回来次序，中矿回来到各浮选作业后得到了很好的分选，金精矿回收率大幅度增高，阐明中矿中的大部分金矿藏均富集到金精矿中。 四、定论 原矿性质研讨成果标明，首要载金矿藏为毒砂和黄铁矿，并还有部分天然金，适合选用浮选办法以取得高档次、高回收率的金精矿，然后再做进一步提金处理。 经过粗选条件实验，得出了最佳操作条件：磨矿细度－74μm85%；活化剂硫酸铜100g/t；组合捕收剂：戊黄药50g/t+BK901C10g/t；起泡剂2#油40g/t。 运用组合捕收剂戊黄药+BK901C标明对金和硫化物起到了有用的捕收，进步了金精矿档次和回收率。实验室闭路实验终究取得金精矿档次64.50g/t，回收率94.51%，实验取得了较高的目标。 参考文献： [1]　程耀先，曾茂青.某地原生金矿提金工艺研讨[J].我国矿山工程，2004，33（5）：20－22. [2]　董颖博，林　海，石　磊，连　芳，等.山东某原生金矿石可选性实验研讨[J].有色金属：选矿部分，2008（5）：30－33. [3]　田松鹤，罗新民，刘忠荣.高效捕收剂Y－89对某金矿浮选工艺研讨[J].有色金属：选矿部分，2003，（6）：24－26. [4]　王彩霞，张立征，姚　凯.活化调整剂进步选金回收率的研讨及使用[J].有色金属：选矿部分，2003，（4）：32－34. 作者单位： 北京矿冶研讨总院矿藏加工科学与技能国家重点实验室 周东琴 河北理工大学资源与环境学院 代淑娟 承德承钢天宝矿业有限公司   李宏伟 辽宁省黑山县公民查看院     杨玉秋

&nbsp;铍铜原生态的矿产料此图片为铍矿物原生态的图片，他的化学成分是：Be3 Al2 (SiO3)6 （有数字的为下标） 俗称 铍铝硅酸盐 铍矿物原生态矿产料看起来是很漂亮的，在古代是达官贵人来显现其身份和位置的一种标志物，但到拉提炼技能的呈现，铍本身的特性就被科学家不断的发掘和使用，但是铍占国际的资源很少的一部分，被归类为稀有金属，也由于铍的密度不高，也把他归类为稀有轻金属，总结一下：能够定为&ldquo;贵有色轻金属&rdquo;铍的化学性质较生动，能够构成聚合物，与其他的物质组成时能够构成共价化合物。铍铜的呈现要归为近代的材料科学发展史拉！

国际铂矿资源分类国际铂矿资源可分为3类:即原生铂矿伴生铂族金属的铜镍硫化共生矿并非一切硫化镍、铜矿都伴生铂族金属砂铂矿。它们的成矿都与超基性、基性岩浆活动有关。砂铂矿是含铂或含铂、铬超基性岩体经长时间天然风化、剥蚀解离、水流冲刷筛选、运移富集构成的曾广泛散布于国际各地是1778年人类发现并命名铂今后首要挖掘运用的铂矿资源并连续近150年。现多已干涸。 本世纪20年代相继发现并挖掘原生铂矿和共生矿至今从2种资源中产出的铂族金属量约各占一半。估量下个世纪的前半期仍将成为人类获取铂族金属的首要资源。两类资源都一起含有铂、钯、锇、铱、钌、铑、金、银8种贵金属及镍、铜、钴等有色金属。归纳运用价值大并且是钌、铑等稀有铂族金属的仅有来历。两类资源的重要差别是:原生铂矿的铂族金属档次高达6g/t以上而镍铜档次98目标安稳牢靠。 南非美伦斯基铂矿选冶:最早运用重—浮流程处理含铂钯715g/t氧化蚀变严峻的混合矿石。重选收回粗粒铂族矿藏产出1个铂族精矿浮选取得多金属混合精矿。现多用单一浮选流程处理铂钯档次56g/t含Cu0114、Ni012的深部原生硫化矿石。吕斯腾堡公司的浮选流程:磨至-74μm约占60当选硫酸铜作活化剂黄药或黄药与二硫化磷酸盐的混合物捕收剂酸为起泡剂用糊精或古尔胶或淀粉作滑石的抑制剂。浮选精矿产率约为315含贵金属约150g/t收回率8285浮选精矿含其他成份:Ni4、Cu213、Fe15、S10、CaO3、MgO15、SiO239。英帕拉公司和西铂公司处理含铂钯约为5g/t的矿石单一浮选的精矿含Pt、Pd约66g/t选收率8285含Ni217、Cu116选收率也各达85含Fe17S7。美伦斯基铂矿石的浮选精矿几十年来悉数用火法熔炼富集。如熔炼贵金属档次100150g/t的浮选混合精矿操控锍产率在15以内锍中贵金属档次可别离≈2600和≈5000g/t。吹炼除铁后的高锍中贵金属档次可达0151以上。有用富集50100倍。312　南非UG-2矿石选冶:矿石中铂族档次6g/t矿藏有硫铂矿、硫钌矿、硫镍钯铂矿、砷铂矿、硫钯矿等赋存粒度很细一般仅13μm。 铜镍含量尽管很低≈0104但首要仍呈镍黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿等常见硫化矿藏存在。粒度多在130μm。铂族矿藏多与微量贱金属矿藏严密连生被后者包裹或粘附其上呈连生体。少数铂族矿藏及连生体沿铬铁矿颗粒边际散布或被铬铁矿和脉石包裹。选用浮—重流程:矿石磨至-74μm占8085硫酸铜作活化剂参加球磨机中用量70g/t异丁基钠黄药SIBX作捕收剂用量200g/tSefroth5004作易碎泡沫的起泡剂用量10g/35贵　金　属t并用压气式浮选机以削减铬铁矿在浮选精矿中的机械夹藏。一段粗选35min三段精选每段8min。浮选目标:原矿铂族档次5123g/t铂族精矿产率1121∑PtAu档次362g/t收回率8817富集约70倍。 精矿含Ni2143、Cu1124、Cr2O33121。浮选尾矿含铂族降至0186g/t。一段精选的中矿再旋流器别离沉砂一段螺旋重选产出含Cr2O342、收回率42的铬铁矿精矿。浮选精矿熔炼富集的条件是:精矿加3膨润土制粒与占精矿14的石灰石熔剂在电炉中熔炼使Cr2O3造渣。1300℃放出的锍含:∑PtAu2770g/tNi1719、Cu1015、Fe4218、S2912。熔炼富集615倍。锍经氧化吹炼除铁取得含Ni48NiCu约75的高锍∑PtAu档次进步至7000g/t017。313　美国斯替尔瓦特矿石选冶:在一切铂族资源中斯替尔瓦特矿石很特殊。矿藏品种和组成与国际最大的南非美伦斯基铂矿层很相似但铜、镍含量更低且钯多铂少。首要脉石矿藏有钙质斜长石、斜辉石、斜方辉石、橄榄石和少数蛇纹石。贱金属矿藏有磁黄铁矿、镍黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿和磁铁矿但总量仅占矿石的1。铂族矿藏有硫镍钯铂矿、碲钯矿、黄碲钯矿和碲铂矿且多与镍黄铁矿连生。 用酸性介质或天然pH介质浮选都能到达较好的目标。①酸性介质浮选:以斜长岩为主的铂矿石密度217g/cm3含Pt311g/t、Pd1015g/t、Au0122g/t、Cu0103、Ni0106。磨石-74μm占78-40μm占55增加硫酸14kg/t使矿浆pH≈4矿浆浓度36当选用巯基骈噻唑—AERO404作捕收剂182g/t聚二乙醇甲基己醚—Dowfroth-250作起泡剂415g/t浮选8min粗精矿产率815粗精矿成份如下:PtPdAug/tCuNiFeSSiO2MgOAl2O3CaO34121081911901240135517217441615111518814粗精矿中贵金属档次算计146g/t收回率88。铜、镍档次算计017选收率别离为69和52。②天然pH介质浮选:以蛇纹石为主的矿石密度218g/cm3含Pt311g/t、Pd9195g/t、Au0119g/t、Cu0103、Ni0106。磨矿浓度58磨至-74μm占90矿浆浓度36当选天然pH≈812捕收剂用AERO317136g/t起泡剂Dowfroth-250618g/t抑制剂Pennfloat391g/t浮选8min粗精矿产率611。粗精矿贵金属档次g/t:Pt5219、Pd14612、Au311含Cu0131、Ni0145。收回率:Pt96、Pd86、Au95、Cu69、Ni49。 粗精矿精选用水溶性聚合物TD和MinfloⅠ作脉石矿藏抑制剂136g/t在调浆桶内参加调浆10min起泡剂和捕收剂同粗选精选的精矿产率44精矿成份如下:PtPdRhIrAug/tCuNiFeSSiO2MgOAl2O3CaO11530510131196180166018671321446182019616519贵金属档次算计440g/t。精选进程铂、钯收回率别离为96和92。中矿闭路回来粗选。还可下降精选收回率削减精矿产率进步精矿档次。如铂、钯精选收回率降至85和82时精矿中贵金属档次可进步至g/t:Pt192、Pd656、Au16还含副铂族金属12g/t7个贵金属算计876g/t。贱金属档次:Cu314、Ni612、Fe18、S16。精选精矿的工艺矿藏查定:硫化矿藏有镍黄铁矿、黄铜矿、黄铁矿、斑铜矿等脉石矿藏有辉石、斜长石、绿帘石、绿泥石铂族矿藏有硫镍钯铂矿、碲钯矿、硫钯矿和镍硫钯矿铂族矿藏粒度均

针对剧毒的特色，研讨如何用物理方法或化学方法进行强化浸出，削减的用量，进步金的浸出率对进步厂商的经济效益十分重要。现在胶东某矿由于处理部分含高铜、铅的金精矿而导致的用量急剧升高，虽然选用浸出，但由于的蒸发性较强，形成车间的工作环境恶化，并且其利用率也低。为此针对铜铅高的特色进行了试验，采取了碱浸预处理，并在浸出傍边参加合适此类矿石的两种药剂替代液；不光能够强化金银的浸出，并且能够下降的用量。       一、矿石性质       试验选用的矿石为某金矿3个矿区含铅铜矿按必定份额混合的精矿样，该精矿含有黄铁矿、方铅矿、黄铜矿、磁黄铁矿、白铅矿及部分次生铜等金属矿藏，脉石矿藏为石英、绢云母和伊利石，含金矿藏为银金矿、金银矿，金的颗粒较细，以细粒、微细粒为主，铜矿藏中次生铜占全铜的30%～50%。次生铅即可浸出部分占10%～30%。混合精矿中首要化学成分如表1。   表1  混合精矿首要化学元素成分含量元素Au/g·t－1Ag/g·t－1Cu/%Pb/%Zn/%Fe/%As/%档次49.79245.431.294.171.236.370.34       二、试验及成果分析       针对铜铅的影响和现场的出产实际情况，拟定了进行先碱浸预处理，除去部分有害杂质，如铁、铜、铅、硫等；第二是在浸出作业中参加强化剂与铜络合，削减的耗用量，加速进步金银浸出，一起替代原有的易蒸发影响操作环境的助浸剂。       （一）充气碱浸。在浸出前加石灰，pH≥11的条件下参加空气进行碱浸，时刻为2h，可除去部分有害杂质、显着削减的用量，别的次生铅在强碱条件下可生成偏铅酸盐而进入溶液傍边，通过压滤脱水排出工艺流程，然后削减其对后续化作业的影响，试验成果如表2。   表2  充气碱浸后化浸出试验成果试验原矿档次 / g·t－1渣档次 / g·t－1浸出率 /%NaCN单耗 / g·t－1补白1# 2#49.79 49.791.52 1.4996.92 97.0110.9 9.1不碱浸 碱浸       从上述成果来看，碱浸可显着下降的用量，在化浸出率根本挨近的情况下，单耗下降1.8kg/t。       （二）由于铜、铅在化浸出中耗费很多的[CN－]和O2，本着削弱铜、铅的影响，挑选了5种药剂，并对5种药剂进行归纳试验，终究断定2种药剂组合是用作化浸出的助浸剂，各试验成果如表3。   表3  各种药剂合作后化浸出试验成果药剂称号Na2CO3CaO六偏磷酸钠AA＋BB惯例浸出用量/ g·t－1 浸渣档次/ g·t－1 Au浸出率/%2.5 1.39 97.210.5 1.4 97.190.8 1.5 96.990.48 1.41 97.170.3＋1 1.29 97.411.0 1.35 97.29  1.51 96.92     注：以上试验皆在碱浸条件下进行       综上所述，各种药剂皆可改进浸出，但A和B剂协同作用可显着改进此类矿石的浸出，浸出率可进步0.49%。   （三）A＋B一起作用对用量的影响如表4。   表4  惯例浸出与参加A和B剂后的化浸出试验成果条件NaCN单耗 /kg·t－1[CN－]浓度 /mol·L－1渣档次 /g·t－1惯例浸出 参加A和B浸出9.1 7.80.70×10－2～0.75×10－2 0.60×10－2～0.65×10－21.51 1.29       从表中成果来看，参加A和B两种助浸剂可显着削减的用量。由于整个浸出[CN－]浓度都可在较低的情况下进行，因此可节约NaCN的耗用量。       （四）通过两个月的出产运用比较，所得试验成果见表5。   表5  惯例浸出与化浸出试验成果条件NaCN单耗 /kg·t－1[CN－]浓度 /mol·L－1渣档次 Au/g·t－1惯例浸出（4月） 参加A和B剂浸出（5月）9.16 7.060.70×10－2～0.75×10－2 0.60×10－2～0.65×10－21.21 1.09       综上所述，运用A＋B组合可显着进步化浸出作业作用，在必定程度上可替代原出产傍边的运用，一是按捺Cu的浸出；二是下降铜铅浸出后对金化的影响；三是下降浸出作业中的浓度。一个多月的出产实践证明化浸出作业中的根浓度可下降0.10%，可节约NaCN的耗量2.1kg/t，渣档次可下降0.12g/t。       三、效益核算       （一）A药剂的单价为每千克3.1元，B药剂的单价为每千克2.8元，并且这两种药剂易于购买，按试验用量核算，药剂费用为每吨3.1×0.3＋2.8＝3.73元，而节约的NaCN量为2.1kg/t，其费用为每吨6.98×2.1＝14.658元，则每吨矿可节约费用为14.658－3.73＝10.928元。       （二）因浓度下降带来的效益为外排硫精矿的水分为15%，其液固比为0.18，吨矿外带的水量为0.18t，其浓度下降0.10%，相当于下降1kg/t，即吨矿少外带的量为0.18kg/t，削减的的费用为每吨1.256元。       （三）由于浓度下降削减的蒸发量无法精确核算，暂不核算。       按年处理5万吨精矿核算则年可创效益为（10.928＋1.256）×5＝60.92万元       四、定论       对含磁黄铁矿、次生铜和铅的精矿在浸出前选用充气碱浸的方法能够节约可观的NaCN用量。       关于含铜、铅相对较高的金精矿，关于惯例化作业来讲参加A和B组合络合剂可显着地改进此类矿石的浸出作用，进步浸出率，一起可下降NaCN的用量2.1kg/t，发生相当可观的经济效益。

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。

重选法这一从砂矿中收回黄金和其他重矿藏的陈旧办法，在近几十年因为设备和作业技能的发展，它已不单用于砂矿床，也很多用于矿浆浮选前替代板或金泥化浸出前收回单体解离的粗粒金和细粒金。前者可根绝害，后者可缩短化时刻并进步金同收率。二者都可提早产出制品金，加速选厂的资金周转。 南非金矿在挖掘初期首要选用重选－混法收回金。1890年化法引入南非后，重选法在不少矿山被替代。但后来的实践证明：虽然化法提金功率很高，而在磨矿循环顶用重选法尽可能地多收回一些金具有许多长处。即（1）对含金黄铁矿的磨矿，首要保证包裹金的解离程度，以防石英等脉石矿藏过磨；（2）在磨矿循环中从磨机排矿口捕收单体解离金，可避免它再入磨机，使球磨机衬板缝隙中积累的为削减；（3）经预先重选捕金（粗粒单体金捕收更彻底）后的化矿浆，含金量乃至可削减50%，有利于缩短化时刻、便于化操作和进步金收回率；（4）提早捕集收回部分金，可加速制品金的产出，加速资金周转；（5）南非许多金矿脉中含有0.002～0.02g∕t细粒铱锇矿，如不选用重选则会损失于尾矿中。尤其是处理含金高的富矿石时，在过程中刺进重选作业更为有利。因而，重选法能够运用于全部含于10g∕t的矿石。 鉴于上述原因，南非金矿山中如今约有近三分之二的选厂都选用了一种或几种重选办法。在这些选厂中，运用最广的是改进型约翰逊圆筒选矿机、带式格条选矿机、平面床选矿机、灯芯绒溜槽、跳汰机等。这类选矿机用于南非含粗粒金的选厂，金的重选收回率有的高达75%或以上。在其他国家，重选法的运用也适当广泛。近百年来，国表里推出了许多重选设备。其间一些新式和改进型设备，不管在金的粒度收回下限和收回率上，仍是在作业条件的简化上，都达到了较好的水平，且多各具特性。 约翰逊圆筒选矿机为一长3.66m接连滚动的圆筒，轴向歪斜10%，圆筒内衬灯芯绒布。其改进型圆筒选矿机，轴向歪斜2.5°～5°，圆筒内衬以与轴向平行的锯齿状橡胶格条（见图1）。格条深3mm，宽3.5mm，距离3mm。简体滚动方向与橡胶格条的锯齿顶级相反，当矿浆沿圆筒轴向活动时，重矿藏则沉积于格条内。当它旋转至极点时，喷水管喷出的水行将重矿藏冲刷至精矿槽中。此种选矿机用于处理来自水力旋流器底流或二次球磨机排料。它操作简略，功耗低，1kW的电机就足以使圆筒滚动。表1是南非三种圆筒选矿机的规格及作业目标。产出的精矿再经带式格条选矿机富集后进混。表1  约翰逊圆筒选矿机的规格及作业目标选矿机尺度∕mФ0.61×3.66Ф0.76×3.66Ф0.91×3.66歪斜角∕（°）542.5转数∕r·min－10.100.1253.00给矿水力旋流器底流水力旋流器底流二段球磨机排矿处理矿石才能∕t·h－1540125矿浆水分∕%234930粒度∕mm＋0.295～－0.074＋0.295～－0.074＋0.295～－0.074原矿档次∕g·t－15304630尾矿含金∕g·t－13001020精矿产率∕%1.50.272.0金收回率∕%437833图1  约翰逊圆筒选矿机 带式格条选矿机又称机械溜槽，它由灯芯绒条状橡胶格条带连接成无极带，足对粗精矿进行精选的选矿机。胶带宽1.52m，带面歪斜10°～12°（图2）。皮带移动速度由齿轮减速机降至0.1～0.36m／min。格条高3mm，距离5mm。供入矿浆的流向与皮带移动方向相反，精矿捕集于格条内上行至床头下部，由喷水冲刷至精矿槽。尾矿顺皮带下贱从床尾排出。南非用于处理圆筒选矿机精矿和平面床选矿机精矿的带式格条选矿机的规格及作业目标如表2。表2  带式格条选矿机的规格及作业目标带面规格（长∕m×宽∕m）3.05×1.523.20×1.523.35×1.52歪斜角∕（°）101010皮带移动速度∕m·min－10.360.100.25处理矿石才能∕t·h－10.32.08.0矿浆水分∕%969091粒度∕mm＋0.295～－0.074＋0.295～－0.074＋0.295～－0.074当选粗精矿金档次∕g·t－122200110550尾矿含金∕g·t－110104090精矿产率∕%1320.67金收回率∕%956484图2  带式格条选矿机 平面床选矿机呈阶梯形有三级，又称三段平面床选矿机。因为该机没有运动部件，实际上不必修理，而被南非许多选厂用于从二次球磨排矿中捕集金。此种选矿机一般2～3台串联运用。床面选用钢制或木制，格条橡胶带呈纵向排铺在阶梯床面上。阶梯的下方有一条横向的窄槽，以搜集从格条中下贱的精矿。格条上面活动较快的矿浆则顺流进入下一级。产出的精矿，经詹姆斯摇床或带式格条选矿机进一步富集后，用混法收回金。南非用平面床选矿机的规格及处理二次磨矿排矿的作业目标列于表3。表3  平面床选矿机的规格及作业目标规格（长∕m×宽∕m）1.52×0.761.52×1.071.52×1.22串联台数∕台232歪斜角∕（°）81010窄槽宽∕mm＜251030处理矿石才能∕t·h－1553360矿浆水分∕%＜355033粒度∕mm＋0.295～－0.074＋0.147～－0.074＋0.295～－0.074原矿档次∕g·t－15742090尾矿含金∕g·t－11728540精矿产率∕%1.01.01.0金收回率∕%703255 灯芯绒溜槽于1922年开端用于南非以替代混板。因为它捕金作用杰出，又能节约人工与，避免工人盗窃金和消除流涎症（中毒症状），至今仍为南非广泛选用。溜槽床面和支架均用混凝土制成，槽面长2.74m，宽1.52m，面积大，一般4～数h换一次灯芯绒布，作业过程中无须专人看守。它被广泛用在分级机回路中捕收单体金。 尼尔逊水力选矿机是近三十年才发展起来的离心锥盘式选矿机（图3）。锥盘呈截头圆锥形，内径762mm（35"），由表里两层组成。锥盘转数400r／min，功率5.6kW。内锥盘上按50mm×50mm（2"×2"）的距离开Ф1.6mm（1／l6"）的孔，静压水从锥体下供入，经过孔眼进入内锥体内构成“水垫”坚持精矿一直处于疏松活动状况，不致沉积过紧。给矿粒度小于6mm，处理才能20～23m3∕h，耗水量1.8m3／min。该机作业时的离心强度约为重力的300倍，能使轻矿藏上浮井从锥盘上部溢流排出。单体金的收回率可达95%～99%，其间包含部分－560～＋625意图微细金粒。每次可接连作业8～10h，或待锥体中集合精矿200kg左右时，泊车拨开塞子用水冲刷5min左右即可卸完精矿。因为此机作业功率高，操作简洁，它已广泛用于替代混板从球磨机排猜中收回金。图3  尼尔逊水力选矿机 赖特克圆锥选矿机原是为澳大利亚从砂矿中收回金而研发的，当用于脉金矿的重选时也很成功。它的特点是处理质料的粒度规模宽，最细可达0.038mm（400目），且收回率高。 荷兰圆形跳汰机，具有锯齿形运动曲线特性，能够收回细粒金。用于砂金矿床金的收回率可达94%或以上，且处理质料才能大，已成为采金船上的首要重选设备。 在国外，如今广为运用的新老重造设备还适当多，这儿不再介绍。 塑料毛毡是塑料带提纱机织品，产品有多种色彩和厚度，它原是用来铺体育场地或装修室表里草坪的，又称人工草皮。加拿大首要将它铺在罗旋溜槽上替代地毯等捕收金粒，作用很好。1984年，黑龙江省引入厚度6mm和20mm的绿色塑料毛毡，用于龙江－1型溜槽上进行砂金出产，金的捕收率比麻袋、地毯等进步20%左右。辽宁何家金矿为一小选厂，地处人口稠密区，不宜选用板，运用塑料毛毡溜槽替代，能从矿浆中捕收16.4%的金。且该毛毡弹性好，运用方便，经久耐用。

目前世界上已开采的主要锡矿有两类，即原生锡矿和砂锡矿。原生锡的矿床主要类型和主要产区分述如下：1、含锡伟晶岩矿床，以中小型矿床为主，锡品位偏低，但矿石易选，回收率高。主要分布在非洲、巴西、澳大利亚等地。世界锡产量中大约10%来自这类矿床。2、锡石&mdash;石英脉矿床，以中小型矿床为主，少数为大型矿床，个别为特大型矿床。该类矿床的锡矿石品位高，易选，锡回收率为70%～80%，多数矿床可露天开采。主这类矿床主要分布于东南亚和欧洲，是形成砂锡矿的最主要物质来源。3、锡石&mdash;硫化物矿床，多为大中型矿床，少数为特大型矿床。该类矿床的锡矿石含锡0.2%～1.5%，多为地下开采，选矿流程复杂，锡回收率低（一般30%～60%）。这类矿床主要分布在中国、玻利维亚和俄罗斯东北沿海地区。4、砂锡矿床一般为中小型矿床，也有大型和特大型矿床。砂锡矿石的含锡量在0.05%～0.3%之间，多为露采，主要分残积砂矿、坡积砂矿、洪积砂矿、冲积砂矿等。砂锡矿床的选矿流程简单，锡回收率一般为50%～95%。主要分布于东南亚、中南非洲、西澳大利亚等地。

世界上大多数铅厂的规模为3～10万t/a。铅厂设计规模根据原料供应、市场需求和经济效益确定。2万t/a以下粗铅冶炼厂，一般环保和经济效益差。铅厂主要产品为精铅(或电铅)、并副产硫酸和氧化锌，一般还综合回收金、银、镉、铋等金属，处理废杂铅料时产品还有铅合金。铅厂工艺流程选择炼铅主要有熔炼和精炼两过程。熔炼产出含铅95%～98%的粗铅，粗铅精炼产出含铅99.5%～99.99%的精铅(或电铅)。熔炼工艺有传统流程烧结-鼓风炉熔炼和直接炼铅流程基夫赛特炼铅法和氧气底吹炼铅法等。含锌特高的铅锌混合精矿可采用鼓风炉炼锌法(ISP)(见鼓风炉炼锌熔炼车间设计)。精炼工艺有火法精炼和电解精炼(见铅精炼车间设计)。&nbsp;铅厂车间组成一般包括备料、熔炼、精炼、收尘、制酸和综合回收车间，以及辅助和公用设施等。设计采用传统流程时，备料车间除包括原料仓库、配料、混合、制粒外，还有烧结和返粉破碎及冷却(见铅、锌精矿烧结车间设计)；基夫赛特炼铅法炉料不必制粒，但需进行干燥。(见重金属冶炼厂原料准备车间设计)特殊要求铅烧结、熔炼、精炼及收尘作业过程中有铅蒸汽及铅粉尘产生，对人体会造成危害甚至铅中毒。因此，铅厂设计需重视环境保护和防治，提高机械化程度，加强设备密封和环境通风，有污染源的车间通常与主导风向垂直配置，并置于下风向，以减轻铅蒸汽及铅粉尘的有害影响。

铅是灰白色金属，密度11.34，熔点327.5℃，沸点1740℃，质地柔软，抗张强度小。铅在空气中遭到氧、水和二氧化碳效果，其表面会很快氧化生成维护薄膜；在加热下，铅能很快与氧、硫、卤素化合；铅与冷、冷硫酸几乎不起效果，能与热或浓、硫酸反响；铅与稀硝酸反响，但与浓硝酸不反响；铅能缓慢溶于强碱性溶液。铅及其化合物对人体有较大毒性，并可在人体内堆集。　　铅是人类最早运用的金属之一，公元前3000年，人类就从矿石中熔炼铅。铅锌在自然界里特别在原生矿床生极为亲近。它们具有一起的成矿藏质来历和十分相似的地球化学行为，有相似的外层电子结构，都具有激烈的亲硫性，并构成相同的易溶络合物。它们被铁锰质、粘土或有机质吸附的状况也很附近。铅在地壳中均匀含量约为15×10-6，锌在地壳中均匀含量约为80×10-6。　　现在，在地壳中已发现的铅锌矿藏约有250多种，大约1/3是硫化物和硫酸盐类，但可供现在工业使用的仅有17种。其间，铅工业矿藏有方铅矿、硫锑铅矿、脆硫锑铅矿、车轮矿、白铅矿、铅矾、铬铅矿、磷氯铅矿、砷铅矿、钒铅矿、钼铅矿；锌工业矿藏有闪锌矿、纤维锌矿、菱锌矿、异极矿、硅锌矿、水锌矿。方铅矿、闪锌矿等是冶炼铅锌的首要工业矿藏质料。　　硫化铅精矿炼铅首要包含烧结焙烧、鼓风炉熔炼和精粹等进程。烧结焙烧使精矿中的PbS氧化为PbO，并烧结成块。烧结块含铅40～50％,含硫低于2％。一部分二氧化硫浓度高的焙烧烟气可用于出产硫酸。　　　　还原熔炼是将破碎成100毫米左右的烧结块配以10%左右的焦炭装入鼓风炉，从炉的下部鼓入空气或预热空气（250～450℃）或富氧空气，使焦炭焚烧，坚持风口区的温度在1300℃左右，含有CO的高温烟气在炉内向上运动，在此进程中，使炉猜中的氧化铅还原成铅，氧化铁等构成炉渣。液体铅和炉渣流入炉缸，进行别离。铅液在向下活动的进程中捕集金、银、铜、铋等金属。所得含铅约98％的粗铅，送往精粹。当炉渣含锌高时，经烟化炉处理收回锌、铅。　　粗铅精粹分火法精粹和电解精粹。火法精粹包含：①熔析精粹和加硫除铜。熔析是使用铜在铅中的溶解度随温度的下降而减小的特性，降温除掉部分铜，加硫是使铜生成Cu2S进一步除掉。通过这两段作业，铅中含铜可降至0.001～0.002％。②碱性精粹除砷、锡、锑。除铜后的铅液不断流经熔融的和氯化钠，一起参加硝石 (NaNO3)作氧化剂，使砷、锡、锑别离氧化生成钠(Na3AsO4)、锡酸钠(Na2SnO3)和锑酸钠(Na3SbO4)，溶于和氯化钠的混合熔体中而与铅别离。③加锌除银。加锌于含银的铅液，生成浮于铅液表面的“银锌壳”。银锌壳一般比粗铅含银高20倍，是提取银的质料。铅液中残存的锌(0.6～0.7%),可用碱性精粹法或氯化精粹法除掉。④加钙、镁除铋。在必定温度下铋与钙可生成Bi2Ca3和Bi3Ca，铋与镁可生成Bi2Mg3，此法可使铅中的铋降至0.01～0.02％。　　电解精粹时，因粗铅中的铜、锡等杂质对电解有害，电解前先用火法开始精粹，以除掉铜、锡。电解时阳极中须含有千分之几的锑，以便使阳极泥细密而不掉落，故在铸造阳极前须调整铅液中的含锑量。电解以火法开始精粹的粗铅为阳极,以电解精铅薄片为阴极,在铅和溶液中进行。　　铅首要用于制作铅蓄电池，在制酸工业和冶金工业上用铅板、铅管作面料维护设备，电气工业中铅用作电缆包皮和熔断保险丝。含锡、锑的铅合金用作印刷活字，铅锡合金用于制作易熔铅焊条，铅板和镀铅钢板用于建筑工业。铅对X射线和γ射线有杰出的吸收性，广泛用作X光机和原子能设备的维护材料。因为铅毒和经济等原因，某些领域中铅现已或即将被其他材料所替代。

铅冰铜是指以铁硫化物和铅硫化物为主要元素的融合体。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 从铅冰铜中回收铜的工艺：&nbsp;&nbsp;&nbsp; 一种采用湿法冶金工艺从铅火法冶炼系统中产出的铅冰铜中回收铜，属有色金属湿法冶金领域。将铅冰铜块料磨至粒度小于４０目以下；研磨后的铅冰铜用废电积液或稀酸溶液调浆后送入高压釜，液固比１０∶１，并通入氧气，在氧分压０．２～１．０ＭＰａ，总压０．５～１．５ＭＰａ，浸出温度１００～１５０℃，硫酸浓度５０～１５０ｇ／Ｌ，浸出时间２～６ｈ的浸出条件下氧化浸出铜，而铅则以硫酸铅的形式留在渣中；浸出过程完成后，矿浆排出高压釜，进行液固分离，实现金属的初步分离；含铜的浸出液采用电沉积方法回收溶液中的铜，获得符合国标的阴极铜产品；浸出渣返回火法炼铅系统回收利用铅、银、单质硫有价元素。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 冰铜主要由硫化铜和硫化铁互相溶解形成的，它的含铜率在20％～70％之间，含硫率在15％～25％之间。冰铜较重，沉于下层，可以从冶金炉（熔炼炉）的排铜口流出来，熔炼渣则从上部渣层排渣口排出。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 它的加工方法：是将粉状或颗粒状铜原料（铜精矿）与石英沙（石）混合后，加入熔炼炉进行熔炼，在1100-1300`C的高温下，石英与铜矿中铁、钼、镁、钙、硅等结合，形成炉渣，其余剩下的即为冰铜，以达到铜渣分离、铜含量提高之目的。冰铜主要作为吹炼炉生产粗铜的原料使用。&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp; 更多关于铅冰铜的资讯，请登录上海有色网查询。

上海有色网是提供铅 价格、其他金属现货期货价格行情信息的专业网站，每日发布各地区有色金属（铜,铝,铅,锌,锡,镍,小金属）现货价格行情信息。上周四LME铅 价格报价是14周以来的高点，为2,215/2155美元/吨，比上个月上涨20%。铅三月期货7月23日已是今年第三次超过锌价，铅价维持高位，周四成交量高于锌4.8%。铅合同价高达2250美元/吨，锌价高点为2135美元/吨，收盘价2,110/111美元/吨。&nbsp;据分析师称，铅 价格将持续高于锌价，市场对于铅或部分其他金属的需求量没有下降，铅供应紧张的局面将比锌提前出现。上次6月21日铅价高于锌价0.9%，第二天升至1.2%，6月23日重新低于锌价。之前2月份高于锌价的局面曾持续6天。&nbsp;&nbsp;经统计2010年1-4月全球铅 价格以及铅需求量从2009年同期的270万吨增长到280万吨，同比增长3.5%。与印度，日本，韩国，台湾和美国出现增长不同，中国铅消费量显著下降。欧洲铅溢价从5月28日的35-50美元/吨跌至15-35美元/吨。铅LME库存从2010年初14.7万吨增至18.7万吨。

铅是一种金属元素，可用作耐硫酸腐蚀、防丙种射线、蓄电池等的材料。其合金可作铅字、轴承、电缆包皮等之用，还可做体育运动器材铅球。 铅也可指用石墨等制成的书写东西：铅笔。铅椠（铅粉笔和木板，古人用以书写的东西，借指作品校勘）。 　　铅是一种化学元素，其化学符号是Pb（拉丁语Plumbum），原子序数为82。铅是一切安稳的化学元素中原子序数最高的，铅在地壳中的含量为 0.0016%，首要矿石是方铅矿。铅是一种软的重金属，它有毒性，是一种有延伸性的弱金属。铅的本性是青白色的，在空气中它的表面很快被一层暗灰色的氧化物掩盖。铅被用作建筑材料，用在铅酸蓄电池中，用作弹和炮弹，焊锡、奖杯和一些合金中也含铅。 　　铅为带蓝色的银白色重金属，它有毒性，是一种有延伸性的主族金属。熔点327.502℃，沸点1740℃，密度11.3437g/cm^3，硬度1.5，质地柔软，抗张强度小。 　　铅是人类最早运用的金属之一，公元前3000年，人类已会从矿石中熔炼铅。铅在地壳中的含量为0.0016%，首要矿石是方铅矿。铅在自然界中有4种安稳同位素：铅204、206、207、208，还有20多种放射性同位素。 　　金属铅在空气中遭到氧、水和二氧化碳效果，其表面会很快氧化生成维护薄膜；在加热下，铅能很快与氧、硫、卤素化合；铅与冷、冷硫酸几乎不起效果，能与热或浓、硫酸反响；铅与稀硝酸反响，但与浓硝酸不反响；铅能缓慢溶于强碱性溶液。 　　铅在地壳中含量不大，自然界中存在很少数的天然铅。但由于含铅矿藏集合，熔点又很低（328℃），使铅在远古时代就被人们所利用了。 　　方铅矿（PbS）直到今日都是人们提取铅的首要来历。远古时代人们偶尔把方铅矿投进篝火中，它首要被烧成氧化物，然后遭到碳的复原，形成了金属铅。 　　在英国博物馆里藏有在埃及阿拜多斯清真寺发现的公元前3000年的铅制塑像。在伊拉克乌尔城和其他一些城市开掘奇迹所取得的材料中，不只找到归于公元前4000年间的各种金属物件，并且有古代波斯人所用的契型文字的黏土板文件记载。这些记载阐明，在公元前2350年现已从矿石中提炼出很多铁、铜、银和铅。在公元前1792——前1750年巴比伦汉穆拉比控制时期，现已有了大规模铅的出产。在我国殷代墓葬中也发现有铅制的酒器卣、爵、觚和戈等。 　　我国在商殷至汉代青铜器中铅的含量有增大的趋势。青铜中铅的添加关于液态合金流动性的进步起了重要效果，使铸件纹饰毕露。  (miki)

宜春钽铌矿选矿厂       宜春钽铌矿坐落江西省宜春市境内，系一钠长石化－云英岩化－锂云母化花岗岩含钽铌、锂、、多种稀有金属的大型矿床。矿石含（TaNb）2O50.03%（Ta∶Nb＝1.8∶1）、Li2O0.861％，Rb2O0.284％，Cs2O0.07％。钽铌矿藏主要是富锰铌钽铁矿、细晶石、含钽锡石。锂主要是锂云母，铍主要是绿基石，磷铍钠石。大部分赋存在锂云母中。脉石主要有长石、石英。其他少数矿藏有黄玉、磁铁矿、赤铁矿、钛铁矿、锰矿藏和磷灰石等。矿藏粒晶：富锰铌钽铁矿和含钽锡石，一般为0.3～0.1毫米，细晶石一般为0.2～0.08毫米。该矿是我国现在钽铌、锂和玻璃、陶瓷工业的重要质料基地。       选矿厂规划1500吨/日。选矿流程如图1所示。分洗矿破碎段，磨矿重选段，原生细泥段，次生细泥段，锂云母浮选车间，长石粉收回车间六个部分。矿石（－800毫米）经振荡给矿筛洗机洗矿，筛上物料（＞130毫米）用鄂式破碎机粗碎、标准圆锥破碎机中碎、短头圆锥破碎机细碎，终究破碎粒度为－25毫米。筛下物料（＜130毫米）给入振荡筛和螺旋分级机。螺旋分级机溢流（＜0.2毫米）送给原生矿泥段，通过浓缩、脱泥、分级、用摇床选别。螺旋分级机沉砂（＞0.2毫米）与细碎产品一道送入棒磨机，磨矿粒度为－0.5毫米，与ZS直线筛构成闭路。小于0.5毫米物料给入磁选机选出铁矿藏和铁屑。非磁性物料给到螺旋分级机，螺旋沉砂通过螺旋溜槽－摇床选别，选出一部分钽铌精矿。尾矿送入球磨机，再磨至0.2毫米，与螺旋溢流（－0.2毫米）兼并，经磁选、脱泥和水力分级机分级，矿泥（次生矿泥和原生矿泥兼并）用离心选矿机粗选，皮带溜槽精选，皮带溜槽尾矿用摇床扫选。分级机1～4级物料用螺旋溜槽－摇床分选、选出钽铌精矿。尾矿给入φ250毫米旋流器脱除细泥，旋流器底流用混合胺作捕收剂，选出锂云母精矿。浮选尾矿即长石粉，是玻璃陶瓷的优质质料。       出产目标：钽铌精矿档次44.91％（TaNb）2O5，收回率45.6％；锂云母精矿档次4％～4.5％Li2O，作业收回率60％左右，不收回了长石粉。       栗木矿新木锡－钽铌－钨选矿厂       栗木矿坐落广西壮族自治区境内。系一锡、钽铌、钨花岗岩多金属矿床。矿石含Sn0.1377％,（TaNb）2O50.0229%（Ta∶Nb＝1∶1），WO30.0257％。锡矿藏主要是锡石，少数是黝锡矿和胶态锡。钽铌矿藏主要是铌锰矿、锰钽矿、铌铁矿、细晶石。钨矿藏主要是黑钨矿。脉石主要有石英、长石。矿藏晶粒：锡石一般在0.2毫米以下，钽铌矿藏和黑钨矿一般在0.1～0.05毫米。选用选冶联合流程出产精锡、、氧化钽、钽粉、氢氧化铌、氧化铌、促钨酸铵、氧化钨等产品。整个工艺由粗选厂、精选厂（含锡火冶工段）、水冶厂三个部分组成。是我国第一座钽铌采－选－冶联合厂商。  图1  宜春钽铌矿选矿厂流程       粗选厂选用二段破碎、二段磨矿的跳汰－螺旋－摇床流程图2。矿石（300毫米）经筛孔为70毫米棒条筛，大于70毫米矿石送给400×600毫米颚式破碎机。粗碎产品中大于25毫米物料给入φ900毫米标准圆锥破碎机破碎至－25毫米，通过双层振荡筛筛分，大于3毫米物料给入2100×3000毫米棒磨机，磨矿粒度0.3毫米，棒磨机与弧形筛、螺旋分级机构成闭路。小于0.3毫米物料给入梯形跳汰机，跳汰精矿用螺旋溜槽－摇床选出部分粗精矿，尾矿给入球磨机，再磨至0.15毫米。经分级斗分级，分级斗溢流（－0.15毫米）选用分级摇床。分级斗沉砂（＋0.15毫米）先用摇床选出部分精矿，丢掉部份尾矿，然后将摇床中矿回来磨矿回路，做到了“早收早丢”，避免了过磨碎。跳汰尾矿通过φ500毫米、φ300毫米、φ125毫米和φ75毫米旋流器分级、脱泥，旋流器沉砂用摇床选别，旋流器溢流用离心选矿机粗选、皮带溜槽精选，取得的锡－钽铌－钨总粗精矿含Sn12.54%，（TaNb）2O51.641%，WO331.139％，粗选收回率：Sn52%～53%,（TaNb）2O541%～42%，WO364%～65%，送精选厂进一步处理。尾矿为玻璃、陶瓷质料。图2  栗木矿新木粗选厂流程       精选厂（含锡火冶工段）选用选冶联合流程（见图3）。来自粗选厂的锡－钽铌－钨混合粗精矿先用7％在温度80℃的条件下拌和煮洗，然后通过水力分级机分级、水力旋流器脱泥和摇床选别等作业。摇床精选先用弱磁场磁选机除掉铁矿藏，然后用干式强磁选机分选出磁性和非磁性两组矿藏。磁性矿藏组为钽铌铁矿－黑钨矿（即钽铌－钨混合精矿）送水冶厂处理。非磁性矿藏组为锡石－硫化矿藏，再经浮游重选脱除硫化矿，所得锡精矿送火冶工段炼成精锡。锡渣中尚含（TaNb）2O510％～12%,送给水冶厂处理。流程中发生的细泥，会集给入沉淀池，再经φ300毫米和φ125毫米旋流器分级，旋流器底流用绷簧摇床选别。旋流器溢流用圆分槽选别。选出的细泥精矿通过苏打焙烧、浸出，浸出渣送火冶厂处理，取得精锡和钽铌精渣。浸出的钨溶液经净化组成得组成白钨，与含钽铌锡渣同时送水冶厂处理。精选目标：精锡含Sn99.8%，收回率76％～85％；锡渣含（TaNb）2O510％～12％。钽铌－黑钨混合精矿含：（TaNb）2O517％、WO337％、Sn6％，收回率：（TaNb）2O587％，WO390%。图3  栗木矿精选厂流程       水冶厂       选用碳酸钠焙烧、分化、仲辛醇萃取工艺（图4）。整个工艺由富集段，钽铌萃取别离段，钨锡归纳收回段三个部份组成。首先将钽铌－黑钨混合精矿和含钽铌锡渣送给富集段通过配料（精矿∶纯碱∶炭粉＝1∶0.4∶0.06；锡渣∶纯碱∶炭粉＝1∶0.25∶0.05）磨矿[(－0.15毫米)＞95％]，焙烧（800～900℃），磨矿，水煮浸出，过滤等工序。含钨溶液送钨锡归纳收回段用镁盐净化法脱除磷、砷、硅，然后加氯化钙（CaCl2）组成白钨矿，再用分化，净化，出产工业级氧化钨。滤渣用稀酸脱硅、煮、过滤等工序，其滤液经铁屑复原、电积，在阴极发生含Sn75％～85％的电积锡。渣即人工钽铌精矿、送萃取别离段用分化，仲辛醇萃取，钽铌进入有机相，加反铌剂2NH2SO4反萃取铌溶液，再加反钽剂纯水萃取钽溶液。铌溶液经沉、煅烧取得氧化铌（含Nb2O598.72%）产品；钽溶液经沉、煅烧取得氧化钽（Ta2O599.84%）和产品。水冶目标：氧化钽档次99.84％Ta2O5，氧化铌档次98.72％Nb2O5，钽铌水冶收回率85.97％；氧化钨档次99.8％WO3，钨水冶收回率81％。图4  栗木矿水冶厂流程