国外已遍及注重运用熔盐电解别离铅与铋，国内也曾进行过这方面的实验与研讨。 Pb－Bi合金熔盐电解如图1所示。图1  Pb－Bi合金熔盐电解示意图 一、熔盐电解机理 在水溶液电解中，阴极发作的反响是金属阳离子得到电子，复原为金属在阴极分出。而电子的搬迁是因为在阴、阳极加上直流电后，电解液中本来紊乱无次序摆放的阴、阳离子在通电后离子定向运动完成的。很明显，假如经过电路供应金属阳离子必要的电子，相同可到达复原的意图。可是在固相中，因为化合物间的紧密结合，从化合物电子结构中搬迁电子是好不简单的。可是高温熔化后，在液态时，离子搬迁率比固态大得多，经过盐桥（熔盐）的传递，操控必定的技能条件，使金属阳极子与阴离子别离，而得到一种或几种较纯的金属。 用熔盐电解法别离Pb－Bi合金，阴极为铅，阳极为Pb－Bi合金，在电解进程中，凭借于电解质的传递，电解质中铅离子转移到阴极，取得电子而在阴极分出。因为电解质中铅高子浓度平衡受到损坏，合金中的铅离子又进入电解质到达新的平衡。这样旧的平衡被损坏，不断建立新的平衡，而使Pb－Bi合金中的铅转移到阴极分出，到达铅与铋别离的意图。 二、电解质的挑选 电解质的性质、成分，对熔盐电解的产品的质量有很大的影响，其它如电解温度凹凸与电流密度巨细，也有必定的影响。 电解时，熔盐中构成的金属稀溶液对电解质的电学性质、物理学性质、化学性质，都有很大的影响。因为电流经过氯化物电解质在阴极邻近发生的金属的化学势，凭借自由电子经过电解质的分散敏捷传递，这个进程能有效地传递到远离电极的当地，比离子分散的速度要快得多。 电解质有必要具有下列性质：熔点低、离子淌度大、流动性好；电导率大，导电性好，电耗低，报价便宜，来历足够。为了满意以上要求，电解质一般选用由两种或三种氯化物组成的混合盐类。 一般用于铅与铋别离的熔盐电解的电解质有下列几种，它们的一些物理参数列于表1。 表1  用于熔盐电解的氯化物根本热力学性质表2罗列出在铅与铋别离中的电解质的混合盐成分。 表2  几种混合熔盐组成（%）三、Pb－Bi合金预处理 当用熔盐电解法别离Pb－Bi合金时，因为电解条件自身的要求以及能在阴极与阳极一起提纯铅和铋，使阴极分出的铅能到达必定的纯度，阳极存留的铋也能到达必定纯度，则需对送往熔盐电解的Pb－Bi合金进行预处理，以除掉合金中含的其它杂质，如铜、砷、锑、碲、锡、银等，所选用的工艺与铋的火法精粹类似，包含熔析除铜，氧化精粹除砷、锑，碱性精粹除碲、锡，加锌除银，碱法除锌等工序，其工艺流程如图2。图2  Pb－Bi合金熔盐电解工艺流程 若不进行预处理，杂质会对熔盐电解发生不良影响，电解质简单污染，电耗加大，阴极铅与阳极铋的质量均会下降。 四、技能条件 Pb－Bi合金熔盐电解的首要技能条件为电流密度、电解温度与电解质成分。 （一）电流密度。又分为阴极电流密度与阳极电流密度。二者是依据阴极碳棒或阳极碳棒的表面积核算的，当阴、阳极碳板表面积相一起，阴、阳极电流密度持平。电流密度的巨细由碳极表面积与输入之电流强度操控，依据Pb－Bi合金的质量与电解质组成的不同，选用电流密度，以求进步电流效率。一般电流密度动摇在50～200安／米2。 电流密度对电流效率影响很大。溶盐电解实质上是PbCl2的电解反响：Pb2＋在阴极取得电子复原为金属铅液，Cl－经电解质移向阳极攫取合金中的铅生成PbCl2，以坚持电解质的平衡。 当电流密度过大时，单位时刻内Pb2＋的分出速度大于Pb2＋的溶解速度，电解质中Pb2＋贫化，这种趋势与合金熔体内的浓差极化也有关，底层的远离碳极的合金中的Pb2＋浓度高于碳极邻近的pb2＋浓度，所以加强阳极的拌和可削减浓差极化。因为Pb2＋贫化，会使少数Bi3＋在阴极分出，然后进步阴极铅中的含铋量，所以电流密度过大并不恰当。 电流密度小时，单位时刻内涵阴极分出的铅少，下降电流效率，铅与铋别离时刻延伸，这无疑也是不恰当的。 （二）电解质的组成。熔盐与水的最大区别是其导电性，熔盐的电导率比水大108倍，但仍比固体金属低得多。如熔融氯化钠比的电导率低一万倍，这是因为熔融氯化钠是离子导体，而是电子导体。在水溶液中盐的电离是由溶剂化效果完成的，而熔盐则是高温下液化而构成离子液体。 熔盐电解中，要求电解质具有较低的熔点，高的电导率，低的蒸发性和尽量少溶解金属。 分子键构成的晶体具有较低的熔点。例如周期表中第四族元素具有典型分子晶格，熔点十分低；由离子键或共价键构成的晶体熔点较高，例如周期表中一、二族氯化物具有离子晶体的特征。沸点也与熔点规则类似，离子键占优势的盐类高沸点，而分子键份额增大时，沸点下降。 熔盐电解选用高电导率的电解质组成，能下降电耗，进步电流密度，添加槽生产能力，进步电流效率。 喇曼光谱测定混合熔盐熔体中存在着络合离子，因为它摆放紧凑，下降了熔体流动性，粘度增大。 络合离子的呈现，使电导与组成间联系复杂化，电导曲线上最低点常常与生成化合物和存在络合离子有关。 在铅与铋熔盐电解中，由混合氯盐组成的电解质中，只要PbCl2参加反响，所以在电解进程中，定时调整PbCl2量，就能安稳熔盐的组成。一般以为，PbCl2在电解中反响由下列进程组成：①PbCl2→Pb2＋＋2Cl－；②氯离子吸附在阳极；③Pb＋Cl－→（PbCl）＋；④（PbCl）＋＋Cl→PbCl2；⑤PbCl2进入混合焙盐熔体。因为③与④进行缓慢，致使阳极钝化，电解时电解质中Pb2＋浓度不断下降，因而电解时要定时补加必定数量的PbCl2。 （三）熔盐电解温度。当电解温度升高时，电解质的蒸发也添加，其间尤以PbCl2的蒸发丢失严峻。PbCl2的熔点为498℃，沸点954℃，其蒸气压与温度的联系可用下式核算：核算熔点到沸点间的蒸气压时，式中A为－10000，B为－6.55，D为31.6，当操作温度为600℃（873K）时，PbCl2的蒸气压为：则p＝3.864毫米柱＝515帕 金属在氯化物中的溶解度如表3所示。 表3  几种金属在氯化物中溶解度从表3可见，金属铅在600℃时在PbCl2中的溶解度为0.020%（摩尔原子），在800℃时在PbCl2中溶解度为0.123%（摩尔原子），可见跟着温度的升高，金属铅在PbCl2电解质中溶解度增大，所以不论是从削减PbCl2的蒸发或从削减金属铅溶入PbCl2中考虑，都要求在坚持电解质杰出的流动性的前提下，选用尽可能低的温度。 因为熔盐的表面张力跟着温度的上升而下降，所以为了进步表面张力，常在熔盐中添加非表面活性物质的组分，表面张力越大，金属铅在PbCl2中溶解度越小。表4记录了在PbCl2中添加KCl时，表面张力增大，而铅在熔盐中溶解度减小。 表4  熔盐组分与铅溶解度的联系五、Pb－Bi合金熔盐电解实例 （一）国外报道将含铋的铅在熔盐电解中进行铅、铋别离，电解进程在两层电解质中进行，上层电解质组威（分量%）：PbCl2 0.2～2；ZnCl2 30～40；NaCl 15～25；其他为KCl；基层电解质组成（分量%）：PbCl2 50～65，ZnCl2 10～20，KCl 5～10，其他为KCl。此法可取得纯度达99.9%～99.99%的纯铋，电流效率98%～99%。 （二）某厂选用熔盐电解法对Pb－Bi合金进行铅、铋别离，电解质组成为（%）PbCl2 48，KCl 36，NaCl 16。当电流密度为200安／米2。温度450～550℃时，可取得较纯洁的阳极铋（Bi 99%～99.5%）和纯的阴极铅（Bi 0.004%～0.006%）。 （三）某厂选用熔盐电解法除掉粗铅中的铋。电解在精粹铸钢锅内进行，锅内装入粗铅作阴极，铅液表面碱熔体为电解质，平底电解槽装入纯铅沉入碱熔体作阳极，电解槽可滚动以拌和电解液。电解温度在铅熔点以上，电解中铋从阴极铅进入阳极槽铅中，电解时刻依据铅含铋量及对电铅的纯度要求而断定。 （四）国内某广对Pb－Bi合金进行熔盐电解，做过小型、中型和半工业实验。阳极为Pb－Bi合金、阴极为纯铅，用碳棒导电，电流效率约75%。实验所用Pb－Bi合金组成、首要技能条件，产品质量等如表5所示。 表5  Pb－Bi合金熔盐电解

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、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。

唐谟堂等在多年研讨的基础上提出了一种新的处理铋精矿的湿法冶金办法－新氯化水解沉铋法。在36～378K的温度下，选用两段循环浸出，大大提高了铋的浸出回收率。该流程的特点是选用了一种含有金属氯化物的酸性水溶液（A#CA），它兼有和氯化剂的长处，处理了浸出剂的再生和溶液中铁的循环堆集问题，并使溶液中的铋浓度大大提高，后续工序的生产能力相应得以扩展。准则工艺流程见图1。图1  新氯化水解法准则工艺流程图 由所以在高温下浸出，杂质如As和S的氧化浸出率较高，一起副反应将导致氧气的消耗量增大。

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。

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

在砂锡矿中,有一部分矿体伴生着很多的铅(锡档次0.2～0.4%,铅档次2～4%)通过重选产出铅档次30～35%、锡档次10～18%的铅锡混合精矿,再经浮选别离取得铅档次40%以上的铅精矿和锡档次30%以上的锡精矿别离送冶炼。铅锡别离办法现在有浮铅抑锡的硫化浮选法和浮锡抑铅的肿酸法。浮铅抑锡具有药剂来历简单,报价便宜的长处,但锡产品档次不高,还需用摇床再次处理,并且尚有一部分中矿欠好处理。

一、氯化精粹机理 加锌除银后的铋液中，还溶解有约2%的锌，有必要在精粹中除掉。而铅是粗铋中的首要杂质，其分量比约为Bi∶Pb＝4∶1。 图1为Pb－Bi系状态图。图1  Pb－Bi系状态图 从图1可见，当温度高于液相线时，铅与铋能溶组成一个液相，阐明粗铋中能溶解很多铅。只有当反响温度低于液相线时才能够构成有限固溶体，具有Pb、β、Bi、L四相。图中q为共晶点，p为包晶点，β为铋与铅构成的化合物，只在固态存在，加热到184℃时就发作使其分化的包晶反响。 从铋液中别离铅与锌的有用办法是实施氯化别离，各种金属的氯化次第，能够参看图2，依据其氯化物的自由焓与温度的联系来判别。图2  氯化物自由焓与温度的联系 从图可见，坐落图下方的氯化锌和氯化铅的直线，比图上方的氯化铋的直线更安稳。当向熔融铋液通入，能够有用地除掉锌与铅：                            在氯化除锌、铅过程中，生成的氯化铋又会被锌与铅复原：氯化铅也会被锌复原：从图2还能够看到，银的氯化物与铋的氯化物的自由焓非常挨近，这也是当选用先氧化除铅后加锌除银工序时，在氯化精粹后期，贵金属银被氯化而很多进入氯化铅渣的原因。 氯化精粹由氯化除锌与氯化除铅两部分组成。当向熔融铋液通入时，首要锌被氯化，生成灰白色氯化锌渣，当大部分锌氯化入渣后，捞去氯化锌渣，持续通氯脱铅，产出深灰色的氯化铅渣。 某厂测定氯化精粹时锌与铅的氯化程度如图3所示。图3  锌、铅的氯化程度 氯化精粹首要受动力学条件分配。为了加速氯化速度，有必要增大与铋液中锌与铅的接触面，并使生成的氯化锌与氯化铅敏捷与铋液别离。依据质量效果定律，通入之首要生成BiCl3，饱满后氯化铋再将锌与铅氯化。 二、氯化精粹实践 将除银后铋液用泵转入4号锅进行氯化精粹。降温至320～340℃通入，每锅刺进通氯管4～8根，刺进深度为300～400毫米。插管太浅，易逸出蒸发，基层含铅高的液体难以氯化，插管太深，则通氯阻力大，钢锅易被腐蚀。 氯化锌熔点283℃，因为密度小（2.9克／厘米3），上浮至液面而有掩盖效果，锅面构成灰白色薄膜，当开端呈现深灰色渣时，则为除锌结尾，此刻将液态的氯化锌渣舀出，作为出产ZnCl2的质料。 然后氯化除铅。因为铅是铋液中首要杂质，为了加速氯化除铅的速度和进步利用率，操作温度一般控制在350～400℃。PhCl2的密度5.9克／厘米3，熔点498℃，较铋液轻而上浮，呈固态浮渣掩盖铋液表面，避免的蒸发丢失和污染环境。除铅过程中要抓取氯化铅渣数次，捞渣时先停氯，升温至500℃以上，使呈液态舀出，以削减渣中夹藏金属铋丢失。半途捞渣不用捞净，每次捞完后仍降温至350～400℃，持续通氯，直至除铅结尾。氯化锌渣量约为料重的3%～5%，氯化铅渣量约为料重的13%～20%，其成分于下表。 表  氯化精粹渣成分（%）氯化除铅结尾的判别极为重要。判别过早，因除铅不完全而添加出锅前弥补脱铅工序，判别过晚，就会添加铋被氯化入渣丢失量。判别结尾可依据粗铋中杂质铅含量概算氯化铅渣产出量，而大略估量除铅结尾。在出产实践中首要经过取试样目测判别：当试样表面发黑，不冒金属小珠，试祥断面贯穿细密的笔直条纹状结晶，呈金属光泽，无灰色斑驳，则为除铅结尾，此刻之铋液含铅小于0.01%，然后持续通氯一小时左右，取样分析铅，此刻之含铅量动摇在0.0005%～0.001%之间。 剧毒，激烈影响人的呼吸系统，吸入过量会引起肺水肿，乃至引起逝世。

我国铜铅分离方法

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。

此法已在原苏联完成了半工业实验，用来处理哈萨克矿的难选含铋硫化矿精矿。基本原理是根据反响：此法耗费试剂品种多，除及氯化钠之外，需要、火油及过氧化氢等药剂。工艺流程见图1。技能经济指标（精矿耗费∕t）：HCl 185kg、NaCl 260kg、NaNO3 3kg火油3kg、H2O2 6kg。图1  亚硝酸法处理铋精矿准则工艺流程图

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。

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。

在粗铅的火法精粹中，铋是最难除掉的杂质，国外一些厂常选用加钙、镁办法除铋。因为钙、镁与铋生成难熔的金属间化合物，构成浮渣而与铅别离。 图1是Ca－Bi系状态图。钙与铋构成两个化合物：Ca3Bi2和CaBi3。其间Ca3Bi2含铋77.66%（分量），熔点不低于1200℃：而CaBi3在507℃分解为Ca7Bi4。图1  Ca－Bi系状态图 从图1可见存在两个共晶：Ca3Bi2与铋构成的共晶熔点270℃，组成挨近纯铋，而Ca3Bi2与钙构成的共晶熔点786℃，含铋12%（原子）或含铋41.5%（分量）。因为Ca－Bi构成难熔的金属间化合物Ca3Bi2，所以用于粗铅脱铋。 图2描绘了Bi－Mg系状态图。图2  Bi－Mg系状态图 从图2可见，铋和镁构成化合物Bi2Mg3，熔点823℃。Bi2Mg8与Bi组成的共晶点温度为551℃，含Bi14.3%（原子），而Bi2Mg8与Mg组成的共晶点温度260℃，含Bi95.7%（原子）。И.И.柯尔里洛夫指出，铋与镁构成有限固熔体，在铋中镁的溶解度在300℃时约15.0%（原子），500℃时约30.0%（原子）；在镁中铋的溶解度在400℃时为0.18原子%，在551℃时为1.12%（原子）。 下面介绍几个实例： （一）比利时巴伦电锌厂火法精粹粗铅中，选用加钙、镁除铋的办法产出高铋浮渣，作为提铋质料，其工艺流程如图3。图3  巴伦电锌厂收回铋工艺流程 此流程首要包含熔化、Pb－Bi电解与氯化精粹三道工序：熔化中包含碱性除钙、镁、电解的意图是完成铅、铋别离，氯化精粹是除掉残铅。因为在铅的火法精粹中，脱铋前，现已除铜、砷、锑、银、锌等杂质，所以，浮渣别离钙、镁、铅后，就可以产出精铋。 （二）西德北德铅精粹厂产出之粗铅，首要经过真空脱锌，脱锌后铅含铋0.05%～3.5%，对含铋高于3.5%的脱锌铅，直接铸成阳极电解，别离铋与铅，而对含铋低于3.5%之脱锌铅，选用加钙，镁除铋办法，将高铋渣熔化后碱性精粹，产出之Pb－Bi阳极含铋4%～8%，铜0.005%～0.01%，银50克／吨，用电解法别离，电解液中Pb70克／升，Cu＜0.002克／升，Bi＜0.002克／升，产出阳极泥中B188%～90%，Pb2%～4%，Cu0.06%，作为提炼精铋的质料，其工艺流程如图4。图4  北德铅精粹厂收回铋工艺流程 此流程的特点是含铋高（Bi＞3.5%）的脱锌铅选用电解精粹，而含铋低（Bi＜3.5%）的脱锌铅选用火法精粹，从Pb－Bi电解所产出的阳极泥中精粹收回铋。 （三）加拿大伯列顿冶炼厂将开始火法精粹后之粗铅，加钙，镁除铋，产出之浮渣含铋2%～4%，经碱性富集后，产出之Pb－Bi合金含铋8%～10%，直接选用通富集铋，富集至Pb－Bi合金含铋高于65%时，加锌除银，氯化脱锌、铅，然后进行碱性精粹，产出一号精铋。其工艺流程如图5所示。图5  伯列顿厂收回铋工艺流程图 此流程的特点是分两次氯化脱铅，第一次氯化起富集铋（Bi＞65%）的效果；第2次氯化起除残铅的效果。

为了消除公害，进步工艺目标，逐渐发展起来的一种办法。先用蒸汽把Cu—Pb混合精矿加温到60℃左右，在酸性和中性矿浆中，黄铜矿的可浮性进步，方铅矿被按捺。分选时不用另加其它药剂，所得铜精矿档次高，含Pb，Zn低，由于不需参加药剂，故可削减环境污染，加温分选的机理认为是挑选性地解吸方铅矿表面的捕收剂，并使其表面氧亲水。     除了不加药的加温别离，还有加按捺剂的加温别离。如某选矿厂铜铅混合精矿别离时，用蒸汽加温矿浆，还增加Na2CrO4作按捺剂。操控条件是：温度60℃，PH=7.5～8。Na2CrO41.5kg/t。    日本小坂内之岱选矿厂处理杂乱的铜铅锌硫矿，其铜铅混合精矿用加温法别离。生产流程如图1所示。铜铅混合精矿在拌和槽通蒸汽10min，温度为60～70℃，用硫酸和石灰操控其PH=5～5.5.铜浮选时不增加任何药剂得到的铜精矿含Cu20.88%，铅精矿含Pb52.68%。铜精矿质量较高，而铅精矿质量较差，由于此使混合精矿中的锌进入铅精矿。  图1  日本小坂内之岱矿铜铅别离流程

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作用更好，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，因而运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，故应尽量少运用，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;+;硫代硫酸钠十。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}昆合精矿中的锌、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l:10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。(5)加温法。这种办法是先用蒸气把铜铅混合精矿加温到60℃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。选用这种办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。

铋在地壳中白勺均匀含量为2×10-5%，独自白勺铋矿床很少见到、铋矿藏一般与pb、cu、w、sn、ni、co等等元素白勺硫化物其生。具有工业价值白勺铋矿床大都为热液矿床,其间最重要为高温文辉铋矿型和中温热液多金属铋型。高温热液型中铋以天然铋和辉铋矿(bi2s3)状况存在于w、sn及as白勺矿石中,与之共生等等。铋作为上述矿石白勺副产物。中温热液型中铋一般最重要以其生等等。铋作为上述矿石白勺副产物。中温热液型中铋一般最重要以辉铋矿为主,此外还有天然铋及铋白勺硫代酸盐类,与cu和ni、co以及as白勺硫化物共生,铋作为铜矿石及其他矿石白勺副产物。在矿床白勺氧化带,原生铋矿藏可风化构成铋华(bi2o3)和碳酸铋矿藏[如泡铋矿(bi2o3.co2.h2o)、基性泡铋矿(2bi2o3.co2.h2o)、含水泡铋矿(bi2o3.co2.nh2o)、球泡铋矿(bi2o3.h2o)]。现在已发现白勺含铋矿藏已有50余种，但只要上述数种矿藏具有工业价值。铋矿石化学物相分析[1，2]，一般只测定氧化铋矿藏、辉铋矿和天然铋。下面介绍此三种矿藏白勺别离办法。 一、氧化铋矿藏白勺别离氧化铋矿藏系指铋华和铋碳酸盐矿藏。10%hcl可用于浸取氧化铋,天然铋和辉铋矿不溶解。但浸取过程中如有fe3+存在，则天然铋和辉铋矿白勺浸取率添加，为此，于hcl中参加sncl2。也有人以为参加抗坏血酸效果更好。羟胺也起相同白勺效果。hcl浓度和浸沉取温度都对浸取和别离效果有显着影响，故应严厉把握操作条件。文献中还引荐了其他一些别离氧化铋白勺办法，也各有特点。如用c(h2so4)=0.25mol/l-50g/l溶液,在氮气或流中浸取1h;用5%hcl-30g乙酸溶液，于80℃浸取10min。二、天然铋与辉铋矿白勺别离别离氧化铋之后，可运用下述任一办法使天然铋与辉铋矿别离：(1)天然铋之后,可运用下述任一办法使天然铋与辉铋矿别离：(1)天然铋能从agno3溶液中置换出金属银，而自身进入溶液中。了避免bi3+水解，向agno3溶液中参加一定量酸一般用20%-20g/lagno3溶液或3-6%hno3-17g/lagno3溶液，作为天然铋白勺溶剂，在规则条件下，天然铋浸取率为99%左右,辉铋矿仅溶解1.5%。本法适用于天然铋含量高白勺试亲。(2)在加热白勺情况下，辉铋矿可溶于浓hcl，天然铋不溶。浸取时试亲中白勺氧化铁与hcl效果，所生成白勺fecl3对天然铋有氧化效果,故应参加还原剂(如羟胺)以消除fe3+白勺影响。本法更适合于以辉铋矿为主白勺试样

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。

西德北德铅精炼厂产出之粗铅，首先通过真空脱锌，脱锌后铅含铋0.05%～3.5%，对含铋高于3.5%的脱锌铅，直接铸成阳极电解，分离铋与铅，而对含铋低于3.5%之脱锌铅，采用加钙，镁除铋方法，将高铋渣熔化后碱性精炼，产出之Pb－Bi阳极含铋4%～8%，铜0.005%～0.01%，银50克／吨，用电解法分离，电解液中Pb70克／升，Cu＜0.002克／升，Bi＜0.002克／升，产出阳极泥中B188%～90%，Pb2%～4%，Cu0.06%，作为提炼精铋的原料，其工艺流程如图1。图1  北德铅精炼厂回收铋工艺流程 此流程的特点是含铋高（Bi＞3.5%）的脱锌铅采用电解精炼，而含铋低（Bi＜3.5%）的脱锌铅采用火法精炼，从Pb－Bi电解所产出的阳极泥中精炼回收铋。

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%.

我国铅铜与锌硫分离方法

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。

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Cu64.4%，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Pb86.6%，立方晶体结晶，天然可浮性较好。 捕收剂： 1、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。

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。 铜铅别离：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。 铜铅别离：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。

一、铜铅别离办法 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。 二、铜铅锌工业目标： 铜矿伴生有价元素参阅表铅锌矿工业目标要求铅锌矿伴生有价元素参阅表

粗铅中的杂质铋，在铅的电解时进入阳极泥。阳极泥经还原熔炼后，铋与金、银一道进入贵铅，装入分银炉吹炼，铋氧化造渣，从氧化渣中收回铋。 （一）加拿大特雷尔冶炼厂从铅阳极泥中收回铋，阳极混成分为（%）：Pb 20～25，Bi 2±，Sb 38～40，As 11～16，Cu 2±，Ag 11.5；Au 160克∕吨。 其工艺流程如图1所示。图1  特雷尔厂收回铋工艺流程图 此流程的特色是将Pb－Bi合金的除银作业，放在电解之前，以利于收回贵金属银。 （二）日本神岗冶炼厂供提铋的铅阳极泥成分为（%）：Pb 10～15，Bi 17～32，Sb 16～37，As 5～8，Cu 2.5～5，Ag 100～150克／吨，Au 120～560克／吨。其工艺流程与特雷尔厂相似，唯所用之设备有所不同：阳极泥经洗刷枯燥后，在300千伏安的古罗德（Girod）电炉内配焦粉进行还原熔炼，产出之贵铅在4吨锅内氧化除砷、锑、再在氯化锅内通氯除铅，产出之合金在焚烧重油的4吨转炉内使铋氧化入渣，氧化渣在200千伏安电炉内还原熔炼，产出之粗铋铸成阳极，用电解液进行电解，产出五九高纯铋。 其工艺流程如图2所示。图2  神岗厂收回铋工艺流程图 此流程冗长冗杂，特色不杰出。大概是习惯该厂特殊情况拟定的。 （三）意大利圣加维诺冶炼厂从铅阳极泥中收回铋，阳极泥、氧化渣与Pb－Bi合金的成分列于下表，选用的火法流程如图3所示。 表  阳极泥、氧化渣及合金成分（%）图3  圣加雏诺冶炼厂提铋工艺流程 此流程的特色是将在还原熔炼、转炉吹炼和氧化渣还原熔炼中产出的Sb－Pb渣，会集提炼印刷用的铅锑合金。

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%。

一、电热前床我国无炉缸鼓风炉用电热前床进行渣铅分离；有炉缸鼓风炉用电热前床使渣进一步沉淀并起到保温作用，结构形式一般为长圆形、长方形或圆形，长圆形前床采用较广泛。 电热前床的计算包括三部分：炉用变压器的选择计算、电极直径和前床主要尺寸的确定。 （一）炉用变压器 1、炉用变压器的功率，即电热前床的功率，按下式计算：                                       (1) 式中  P－炉用变压器功率，kVA；       A－液态渣的电能消耗，kW·h/t；       Q－液态渣的最大处理量，t/d；       K1－功率利用系数，一般为0.93～0.96；       K2－时间利用系数，一般为0.85～0.94；      cosφ－功率因素，一般为0.9～0.95。 由于电热前床的功率一般均较小，通常采用一台三相炉用变压器即可。 2、炉用变压器的二次电压，主要与炉渣的电导系数有光，一般炼铅炉渣的电导系数为0.4～1.3Ω-1·cm-1，但通常是根据同类型工厂的实践经验进行选择。 电热前床的炉用变压器的二次电压可做成5～8级，级差为8～12V。虽然工作电压一般在40～50V之间，但考虑到烘炉起弧电压比正常生产电压要高，因此，最高一级电压不宜小于90V。 电热前床采用石墨电极时，炉用变压器可采用手动无载调压。 （二）电极直径 电极直径按下式计算确定：                                      （2） 式中  D－电极直径，mm；      Imax－炉用变压器最大电流强度，A；      j－电极许用电流密度，A/cm2。 表1为石墨电极许用电流密度。 表1  石墨电极许用电流密度，A/cm2级别石墨电极直径，mm75100150200250300350400500优级262824201817161513一级262621181616151412二级242418161515141311 三相炉用变压器的最大电流强度按下式计算。                                    （3） 式中  Imax－炉用变压器的最大电流强度，A；       P－炉用变压器的功率，kVA；       Vmin－炉用变压器二次电压中的最小一级电压，V。 （三）电热前床主要尺寸的确定 1、炉膛长度   前床长度按下式计算：                                     （4） 式中   L－渣线处炉膛的长度，m；        l－电极中心距，m，通常为3～4D；        l1－渣线处入渣口端墙至最近电极中心的距离，m，通常为4.5～5.5D；        l2－渣线处出渣口端墙至最近电极中心的距离，m，通常为2.5～3.5D。 2、炉膛宽度  前床的炉膛宽度按下式计算：                                       （5）     式中  B－渣线处的炉膛宽度，m。 3、炉膛高度  前床的炉膛空间高度，当不在炉墙上设排烟孔时，可按下式计算：                                   （6） 式中  H －炉膛空间高度，m；       h－熔池深度，m，其中包括放一次渣的渣层高度和炉内存留的熔体（炉渣、粗铅、铜锍）的高度。通常每次放渣后，存留在前床内的熔体高度为0.75～0.85m。 4、床面积  前床的面积按下式计算： 长方形                                          (7) 长圆形                                  (8) 式中  F－床面积，m2。为了进一步检验炉用变压器的功率与床面积是否匹配，可用经验公式进行验算。                                      （9） 式中   ΔP－单位床面积功率，kVA/m2，一般为45～60。 最后还要参照同类工厂的电热前床的实际资料，进行一些必要的调整。表2为电热前床炉用变压器实例。 表3为电热前床的主要技术性能实例。 图1为13㎡电热前床示意图。 表2  电热前床炉用变压器性能实例床面积，㎡相数级数高压侧低压侧功率，kVA电压，V电流，A电压，V电流，A10316000 Y/Δ接线44.235.97600400258.647.87600610372.159.37600750472.171.06370750572.182095490750672.193.64810750133110000 Δ/Δ接线40508000694/248608000830356.2708000970464.18080001105572.29080001250110000 Y/Δ接线28.98000400234.68000480340.48000560446.280006405528000724 表3  电热前床技术性能实例项目单位床面积，㎡项目单位床面积，㎡101316.75①101316.75①前床内部尺寸：长 宽 高㎜520056006200电极中心距㎜120012001200㎜200026002700电极直径㎜400400500㎜175019602390变压器功率kVA7501250750电极数量根333①扩大前的床面积为14㎡。图1  13㎡电热前床 1－进渣口；2－放渣口；3－放铅门；4－电极 （因故图表不清，需要者可来电免费索取） 二、沉淀锅 有炉缸铅鼓风炉在炉内完成渣铅分离，从鼓风炉放出来的炉渣如采用回转窑挥发或堆存时，则先经沉淀锅分离出被渣夹带出的少量铅后，在进行水碎。 沉淀锅一般需要两台，分二级串联配置在不同标高上。沉淀锅的容积视鼓风炉渣量而定，为使渣与粗铅和铜锍沉淀分离得好，每台锅的生产能率可取10～14t/(m3·h)。 表4为铅鼓风炉沉淀锅尺寸实例 表4  铅鼓风炉沉淀锅尺寸实例名称单位鸡街冶江西冶炉渣产量t/d175～20040～50沉淀锅级数22沉淀锅容积m3/个0.770.38沉淀锅直径m1.261.00沉淀锅深度m0.750.66