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％。

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。

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。

铜是人类最早运用的金属。早在史前时代,人们就开端采掘露天铜矿,并用获取的铜制作兵器、式具和其他器皿，铜的运用对前期人类文明的前进影响深远。铜是一种存在于地壳和海洋中的金属。铜在地壳中的含量约为0.01％，在单个铜矿床中，铜的含量能够到达3－5％。自然界中的铜，多数以化合物即铜矿藏存在。铜矿藏与其他矿藏聚组成铜矿石，挖掘出来的铜矿石，通过选矿而成为含铜档次较高的铜精矿。一、功能铜具有杰出的导电性、导热性、耐腐蚀性和延展性等物理化学特性。导电功能和导热功能仅次于银，纯铜可拉成很细的铜丝，制成很薄的铜箔。纯铜的新鲜断面是玫瑰赤色的,但表面构成氧化铜膜后,外观呈紫赤色,故常称紫铜。铜除了纯铜外，铜能够与锡、锌、镍等金属化组成具有不同特色的合金，即青铜、黄铜和白铜。在纯铜（99.99%）中参加锌，则称黄铜，如含铜量80％,含锌量20%的普通黄铜管用于发电厂的冷凝器和轿车散热器上；参加镍称为白铜，剩余的都称为青铜，除了锌和镍以外，参加其它金属元素的一切铜合金均称做青铜，参加什么元素就称为什么元素，最首要的青铜是锡磷青铜和铍青铜。如锡青铜在我国使用的前史非常悠长，用于铸造钟、鼎、乐器和祭器等。锡青铜也可用作轴承、轴套和耐磨零件等。与纯铜的导电性有所不同，借助于合金化，可大大改进铜的强度和耐锈蚀性。这些合金有的耐磨，铸造功能好，有的具有较好的机械功能和耐腐蚀功能。二、用处因为铜具有上述优秀功能，所以在工业上有着广泛的用处。包含电气职业、机械制作、交通、建筑等方面。现在，铜在电气和电子职业这一领域中首要用于制作电线、通讯电缆和其他制品如电动机、发电机转子及电子仪器、表面等，这部分用量约占工业总需求量的一半左右。铜及铜合金在核算机芯片、集成电路、晶体管、印刷电路版等器材器材中都占有重要位置。例如，晶体管引线用高导电、高导热的铬锆铜合金。最近，国际闻名核算机公司IBM已选用铜替代硅芯片中的铝，这标志着人类最陈旧的金属在半导体技能使用方面的最新打破。80年代中期，美国、日本和西欧国家的精铜消费中，电气工业所占比重最大，我国也不破例。而进入90年代今后，国外在建筑职业中管道用铜增幅巨大,成为国外消费铜的大头.据坐落纽约的铜开展协会(CDA)宣布的陈述说：1997年，建筑业仍是美国铜产品的最大的终究用处商场，建筑业常使用铜的耐腐蚀性用于制作水管、房顶及其他给排水设备，此外，还因其漂亮的表面而被用于建筑装修，建筑业用铜占美国铜产品总消费量的第一位。据我国有色集团内部核算，1997年我国铜的消费构成中电气职业（包含电线电缆）占77.7%,成为用铜的最大商场。具体情况如下：单位：%80年代中期 1997美国、日本、西欧 我国 美国* 我国电气工业 47.8 55.2 24.8 77.7机械制作业 19.5 23.8 11.5 5.3建筑业 15.8 3.3 41.8 6.9交通运输业 8.8 3.3 12.8 4.4其它 8.1 14.4 9.1 5.7算计 100 100 100 100数据来历: 《期货交易大辞典》 *铜开展协会(CDA)附注:1997年的我国铜消费结构数据来历于Simon Hunt的"1990-1997年我国铜消费调查陈述"一文,为了防止重复核算,1997 年我国的电线电缆包含在电气职业中,而曾经都核算在机械制作职业里.跟着科学技能的日新跃益，铜的使用范围在拓展，铜在医学、生物、超导及环境方面开端发挥效果。如，当聚酯塑料泡沫含有铜或氧化铜时，能大大削减这种塑料焚烧时所释放出丧命的有毒气体――氢（HCN）。很多研讨资料证明，铜的菌效果能够有效地下降肺炎病菌的传达，能按捺细菌成长，坚持饮用水清洁卫生，所以,未来国内建筑业铜管的开展前景将非常宽广。三、铜的储量：国际铜矿资源比较丰富。据1995年美国矿业局核算，国际铜金属储量为3.1亿吨，储量根底为5.9亿吨，铜储量最多的国家是智利和美国，别离占国际储量根底的23.7%和15.3%，其次是波兰15％、赞比亚6％、俄罗斯5％、扎伊尔5％、秘鲁4％、加拿大4％、澳大利亚4％。国际铜矿的工业类型分为斑岩型、砂页岩型、铜镍硫化物型、黄铁矿型、铜－铀－金型、自然铜型等、脉型、碳酸岩型、矽卡岩型共九类。最重要的是前四类，占国际铜总储量的96％，其间斑岩型和砂页岩型矿各占55％和29％。国际铜储量超越500万吨的巨型铜矿约有60个，斑岩矿占38个，砂页矿占15个算计占巨型铜矿的88％。我国可供挖掘的铜精矿资源很少。现在大的铜矿首要有江西德兴铜矿、西藏裕龙铜矿、玉龙铜矿和新近探明的新疆阿舍勒铜矿。四、铜的冶炼工艺从铜矿中挖掘出来的铜矿石，通过选矿成为含铜档次较高的铜精矿或许说是铜矿砂，铜精矿需求通过冶炼提成,才干成为精铜及铜制品.现在，国际上铜的冶炼方法首要有两种：即火法冶炼与湿法冶炼（SX－EX）1．火法:通过熔融冶炼和电解精火炼生产出阴极铜，也即电解铜，一般适于高档次的硫化铜矿。除了铜精矿之外,废铜做为精炼铜的首要原料之一，包含旧废铜和新废铜，旧废铜来自旧设备和旧机器，抛弃的高楼和地下管道；新废铜来自加工厂弃掉的铜屑(铜材的产出比为50％左右),一般废铜直销较安稳，废铜能够分为：裸杂铜:档次在90％以上；黄杂铜（电线）:含铜物料（旧马达、电路板）；由废铜和其他相似材料生产出的铜，也称为再生铜。2．湿法:一船适于低档次的氧化铜，生产出的精铜称为电积铜。3． 火法和湿法两种工艺的特色比较火法和湿法两种铜的生产工艺，有如下特色：（1）后者的冶炼设备更简略，但杂质含量较高，是前者的有利弥补。（2）后者有局限性，受制于矿石的档次及类型。（3）前者的本钱约在70－80美分/磅（约合1540－1760美元/吨），后者仅为30－40美分/磅（约合660－880美元/吨）。可见，湿法冶炼技能具有相当大的优越性，但其适用范围却有局限性，并不是一切铜矿的冶炼都可选用该种工艺。不过通过技能改进，这几年已经有越来越多的国家，包含美国、智利、加拿大、澳大利亚、墨西哥及秘鲁等，将该工艺使用于更多的铜矿冶炼上。湿法冶炼技能的进步及使用的推行，下降了铜的生产本钱，进步了铜矿产能，短期内添加了社会资源供应，形成社会总供应的相对过剩，对报价有拉动效果。1997年铜的期价由1996年的2600美元/吨高位跌至现在1998年11月的1600美元/吨左右，与湿法冶炼工艺比重的大大进步导致很多低本钱铜上市有着直接的联系。现在因为铜的均匀生产本钱在1400－1600美元/吨（64－73美分/磅），期价跌落是报价向价值的合理回归，跟着冶炼工艺中其比重的不断添加，铜的报价走向将会遭到越来越深远的影响。据报道，现在湿法炼铜最低本钱只要20美分/磅(合450美元/吨)，最高77美分/磅(合1697.5美元/吨)，均匀约低于50美分/磅(合1100美元/吨)。需求指出的是，在1995年湿法炼铜的均匀生产本钱还只要39美分/磅，近来湿法炼铜均匀生产本钱有所上升，首要是因为湿法炼铜工艺推行到了处理铜的硫化矿藏的原因。湿法炼铜工艺较合适处理铜的氧化矿藏和贫矿，而处理硫化矿藏及较富矿石时，或当矿山地处冰冷区域，选用湿法炼铜工艺，其生产本钱亦较高，多在50美分/磅以上。我国自70年代开端研讨从低档次铜矿中提取铜技能，1983年建立了第一座湿法冶炼铜的工厂，年产120吨，近来因为引进了国外优秀的铜莘取剂，加上当地铜工业的开展，现在已建成了几十座小型的湿法冶炼厂，规划从几百到2000吨不等，但年产铜仅1.5万吨，这与我国年产精炼铜100万吨的规划比较远远不够。现在我国铜的生产本钱大约在18500元左右，远远高于国际均匀水平1477美元（67美分）。"95"期间国家计委和我国有色金属工业总公司把湿法冶炼项目列为要点攻关项目，在德兴铜矿、玉龙铜矿、大冶铜录山铜矿等地建几个演示工厂，通过几年尽力，估量至本世纪末我国的湿法技能会有较大开展，到时年产能估量可达5万吨以上。据核算，1980年湿法炼铜的精铜产值占国际精铜产值的2.5％，1994年该比重进步到10％，1997估量进步到18％，估计终究湿法产铜的份额将进步到25－35％之间。单位：万吨1980 1994 1997 1998湿法产铜比重 2.5% 10% 18% 20－25%湿法产铜量 24 108 172．3 225

原生金-砷矿石含有1~2%到10~12%的砷黄铁矿。在其他硫化物中，实际上常常有黄铁矿，有时还有磁黄铁矿。在很少情况下，矿藏中不含微粒金。这类矿石能够用化法或许先浮选然后对浮选精矿进行化的办法处理。矿石中大部分金常常呈微粒涣散状包裹在硫化物中。对这类矿石能够进行混合浮选，选出金-砷精矿或许金-砷-黄铁矿精矿。精矿进行焙烧，焙烧渣用化法处理或送冶炼厂冶炼。在焙烧进程中得到含砷的产品。可是，现在对这类产品的需求量不大。假如混合浮选后不能得到抛弃尾矿，那么可对浮选尾矿进行化或许对原矿进行化，而含金硫化物则用浮选法从化尾矿中收回。    浮选金-砷矿石时，有必要对已知的办法进行实验，即分段浮选，矿砂和矿泥别离浮选、在苏打介质中进行浮选等，以便改进金-砷矿石浮选进程的各项目标。浮选砷黄铁矿时，有必要往矿浆中加氧。磨矿进程中构成的碎铁可作为氧的吸收剂。当存在苏打灰时，铁的氧化和吸收氧进行得较慢。所以，在拟定浮选条件时，应当对磨矿机中增加的苏审察（耗量为1~2公斤/吨）进行实验，以便使磨矿机排矿中pH值到达10~10.2，然后在浮选时使其降到8.5~8.8。以硫酸铜作为活化剂是很有利的，其用量为100~200。克/吨。这种药剂应加在扫选中。在单个情况下，金和砷的收回率会跟着矿浆同捕收剂拌和时刻的增加（达20~30分钟）而进步。    有时，选用优先浮选分选出含金的黄铁矿精矿和砷精矿，或许单一的金-黄铁矿精矿是适宜的。假如黄铁矿精矿和砷精矿中的金是用不同办法进行收回或许需得到高晶位的砷精矿时，独自选出黄铁矿精矿和砷精矿是合算的。在下列情况下能够只选出单一的金-黄铁矿精矿：    当浮选尾矿符合抛弃金档次的要求，而砷又无工业价值时；    浮选尾矿中的金与黄铁矿精矿中的金不相同，它能够用化法收回时。    运用石灰或许在石灰介质顶用空气进行氧化，用软锰矿和按捺砷黄铁矿，可使黄铁矿与砷黄铁矿别离。在许多情况下，氧化剂的作用取决于氧化剂运用准则的拟定和遵守得怎么。氧化剂的用量过大，与矿浆触摸时刻过长都会引起砷黄铁矿的活化。    浮选泥质矿石和含碳矿石时的困难很大。矿泥中一般有含碳物质、各种页岩和碳酸盐。在浮选硫化物时，这些组分会进入精矿中，然后进步了精矿的产率和下降精矿质量。此外，矿泥能吸收浮选药剂并阻止硫化物的浮选。为了研讨泥质矿石，首要有必要断定矿石中的含金性并依据其质量能够实验下列办法：    矿石及其加工产品（粗选尾矿、中间产品、扫选精矿）的脱泥。假如有必要，别离后的矿泥应进行吸附化处理；    运用不同药剂（KMLI，IIAA，染料，淀粉等）按捺粗选、扫选或精选作业中的矿泥浮游；    浮选并用药剂处理矿砂部分。    含微粒浸染金的砷黄铁矿精矿和黄铁矿-砷黄铁矿精矿的工业运用问题，现在还未取得处理。因为对砷的各种化合物的需求量有限和这些化合物的毒性大，所以这个问题很难处理。    砷是火法冶金进程中的有害组分，所以送到冶炼厂中的精矿；对其间砷的含量有严厉的约束。    国外出产实践中，遍及选用对金-砷精矿进行焙烧，然后用化法处理焙砂。选用这一办法时，需求细心地从气相中捕收神，假如砷产品的销路欠安时，还需求花贵重费用将其储存或埋藏起来。最好是选用两段焙烧：I段焙烧的温度为500~580℃，并给入少数的空气，Ⅱ段焙烧温度为600~620℃并给入很多空气。只要这样，焙烧时才干不致生成易熔化合物，且能得到孔隙性杰出的焙砂。陪砂中的砷档次不该超越1~1.5%。假如在较高的温度下和给入过量的空气条件下进行一段焙烧，那将会因生成不易蒸发的盐（例如铁FeAsO4）而进步焙砂中的砷档次。盐会掩盖金的表面，阻止金在化进程中的溶解。对含有雄黄（AsS）和雌黄（As2S3）的物料进行焙烧时，在很大程度上会生成铁。在温度为600~620℃下进行的第二段焙烧大都为氯化焙烧或许氧化-氯化焙烧。在大都情况下；经过这种焙烧可使包裹在黄铁矿或砷黄铁矿中的金较充沛地露出出来。    对含碳的金-砷精矿进行焙烧时，最好分两段进行：在温度为500~600℃以及空气给入量缺乏的条件下进行榜首段焙烧，在温度为650~700℃以及给入过量空气下进行第二段焙烧。榜首段焙烧应该将砷烧到焙砂中的含量低于1%，而第二段焙烧应将活性碳和硫烧尽。为了使活性碳烧尽，不只需求给入过量的空气以及适当高的温度，并且还需求适当长的时刻。在欢腾焙烧炉中焙烧时，焙烧进程进行的较快，并且焙烧得较彻底充沛。为了在焙烧炉中完成不必燃料的自燃焙烧，精矿的含硫量应为22~24%。    假如焙烧渣送去熔炼，那么就能够进行一段焙烧。砷在这种焙烧渣中的含量容许到达2%。[next]    对金砷精矿或许焙烧后的焙砂进行化处理时，又有其不同的特色。对精矿进行化时，应该预先用碱处理，分段化，用低浓度氧化钙的化溶液进行浸出等。假如原矿或其精矿中含有砷的简略硫化物（雌黄或雄黄），那么在化时有必要用处理含锑矿石及其精矿的办法来进行实验。焙烧后的焙砂，一般需求用水冲刷，然后进行化并使化溶液中NaCN的浓度保持在0.08%以上。经过冲刷能大大下降和石灰的耗量。关于含有难以收回金的焙砂可用两段或许三段化来处理，必要时还能够用碱进行中间处理。碱能溶解砷的氧化物（特别是铁），并能使包裹在这些化合物中的金露出出来。处理焙砂时，需求NaOH的浓度为6~8%的碱溶液。并将矿浆加热到80~90%℃，处理时刻为2~3小时。然后使物料脱水，最终进行化并对液相中的金进行查验分析。往溶液中增加氢氧化物或氧化钙，就能使含Na3AsO4的碱溶液得以再生。砷呈钙方式沉积下来，溶液再用NaOH增浓。    先进行不彻底氧化焙烧，然后进行氯化蒸发是从金-砷精矿中收回金的一种可行办法。氯化蒸发实验的条件如下：焙砂中的含硫量为3.5~4%，NaCl耗量为焙砂分量的7.5~10%，氯化蒸发的温度为1000℃。在这些条件下，约有96~98%的金转入蒸发物中而被收回。    分化金-砷精矿的压热-碱浸办法值得进一步研讨。在温度为100℃，气相中的氧分压为10大气压的条件下，用150 ~180克/升NaOH溶液对精矿进行2小时的压热处理，就能确保非常彻底地使硫化物分化，使98~99%的砷和硫进入液相。冲刷后浸出渣中的金可用化法（不增加石灰）加以收回。压热分化能够在水介质中，借助于在50大气压下使空气中的氧经过压热浸出器来完成。在这些条件下，砷被氧化并生成铁和硫酸。    细菌浸出是使金-砷精矿被氧化的很有发展前途的办法。选用这一办法能适当彻底地使金露出出来。细菌浸出后所得到的砷化合物（主要是盐和亚钙）难溶于水中，并且其毒性很小。这是选用焙烧工艺和火法冶炼时生成的砷化合物所无法比拟的。    为了使砷黄铁矿氧化，主张选用人工培育的铁硫杆菌，其在原始溶液中的浓度为106-107细胞/毫升。细菌浸出的实验是在静态条件下进行的，有必要测定下列主要参数的最佳值：    原始细菌溶液的pH值；    三价铁的浓度；    原始矿浆中的液固比；    细菌浸出的时刻。    这些参数的原始数值是：pH值；1.8~2；Fe3+的浓度为3~4克/升，液固比=30~50，时刻为300~400小时。然后使细菌适应于详细的条件，溶液进行中间脱砷（增加石灰乳使pH值到达3~3.5），并依照顺流的工艺流程安排细菌浸出实验，力求缩短细菌浸出的时刻和在较稠的矿浆中完成这一办法。关于某些金-砷精矿来说，砷黄铁矿开端氧化的最佳条件是：液固比=5：1，浸出时刻为120~150小时。在砷黄铁矿被氧化的一起，部分黄铁矿（约30~40%）也被氧化。    细菌浸出后的浸出渣需用水洗刷，然后对浸出渣进行化。除了化法之外，还能够用法、水氯化法等进行实验。    为了从黄铁矿和砷黄铁矿中露出出金，还有一些比较新的办法（如机械化学法和电化学法）应引起注重。    部分氧化的矿石中所含的砷有一部分是呈臭葱石和其他氧化矿藏状况存在的。这种矿石中的金被臭葱石薄膜所掩盖，因而难以进行浮选和化。臭葱石可用脂肪酸捕收剂进行浮选。    为了从部分氧化矿石中收回金和砷，可用包含下列作业的流程进行实验：    用巯基捕收浮选金和硫化物，其精矿进行焙烧，焙砂加以化；    浮选尾矿用NaOH溶液处理，以便浸出砷和除去金粒表面上的薄膜；    残渣用化法处理；    用石灰或高浓度NaOH溶液从碱性溶液中沉积砷。石灰能沉积，一起还能使NaOH再生。再生后的NaOH能够循环运用。

假如焙烧渣送去熔炼，那么就能够进行一段焙烧。砷在这种焙烧渣中的含量容许到达2%。    对金砷精矿或许焙烧后的焙砂进行化处理时，又有其不同的特色。对精矿进行化时，应该预先用碱处理，分段化，用低浓度氧化钙的化溶液进行浸出等。假如原矿或其精矿中含有砷的简略硫化物（雌黄或雄黄），那么在化时有必要用处理含锑矿石及其精矿的办法来进行实验。焙烧后的焙砂，一般需求用水冲刷，然后进行化并使化溶液中NaCN的浓度保持在0.08%以上。经过冲刷能大大下降和石灰的耗量。关于含有难以收回金的焙砂可用两段或许三段化来处理，必要时还能够用碱进行中间处理。碱能溶解砷的氧化物（特别是铁），并能使包裹在这些化合物中的金露出出来。处理焙砂时，需求NaOH的浓度为6~8%的碱溶液。并将矿浆加热到80~90%℃，处理时刻为2~3小时。然后使物料脱水，最终进行化并对液相中的金进行查验分析。往溶液中增加氢氧化物或氧化钙，就能使含Na3AsO4的碱溶液得以再生。砷呈钙方式沉积下来，溶液再用NaOH增浓。     先进行不彻底氧化焙烧，然后进行氯化蒸发是从金-砷精矿中收回金的-种可行办法。氯化蒸发实验的条件如下：焙砂中的含硫量为3.5~4%，NaCl耗量为焙砂分量的7.5~10%，氯化蒸发的温度为1000℃。在这些条件下，约有96~98%的金转入蒸发物中而被收回。 分化金-砷精矿的压热-碱浸办法值得进一步研讨。在温度为100℃，气相中的氧分压为10大气压的条件下，用150~180克/升NaOH溶液对精矿进行2小时的压热处理，就能确保+分彻底地使硫化物分化，使98~99%的砷和硫进入液相。冲刷后浸出渣中的金可用化法（不增加石灰）加以收回。压热分化能够在水介质中，借助于在50大气压下使空气中的氧经过压热浸出器来完成。在这些条件下，砷被氧化并生成铁和硫酸。     细菌浸出是使金-神精矿被氧化的很有发展前途的办法。选用这-办法能适当彻底地使金露出出来。细菌浸出后所得到的砷化合物（主要是盐和亚钙）难溶于水中，并且其毒性很小。这是选用焙烧工艺和火法冶炼时生成的砷化合物所无法比拟的。     为了使砷黄铁矿氧化，主张选用人工培育的铁硫杆菌，其在原始溶液中的浓度为106-107细胞/毫升。细菌浸出的实验是在静态条件下进行的，有必要测定下列主要参数的最佳值：     原始细菌溶液的pH值； 三价铁的浓度， 原始矿浆中的液固比 细菌浸出的时刻。     这些参数的原始数值是：pH值；1.8~2；Fe3+的浓度为3~4克/升，液固比=30~50，时刻为300~400小时。然后使细菌适应于详细的条件，溶液进行中间脱砷（增加石灰乳使pH值到达3~3.5），并依照顺流的工艺流程安排细菌浸出实验，力求缩短细菌浸出的时刻和在较稠的矿浆中完成这-办法。关于某些金-砷精矿来说，砷黄铁矿开端氧化的最佳条件是：液固比二5：1，浸出时刻为120~150小时。在砷黄铁矿被氧化的一起，部分黄铁矿（约30~40%）也被氧化。     细菌浸出后的浸出渣需用水洗刷，然后对浸出渣进行化。除了化法之外，还能够用法、水氯化法等进行实验。     为了从黄铁矿和砷黄铁矿中露出出金，还有-些比较新的办法（如机械化学法和电化学法）应引起注重。 部分氧化的矿石中所含的砷有-部分是呈臭葱石和其他氧化矿藏状况存在的。这种矿石中的金被臭葱石薄膜所掩盖，因而难以进行浮选和化。臭葱石可用脂肪酸捕收剂进行浮选。 为了从部分氧化矿石中收回金和砷，可用包含下列作业的流程进行实验： 用巯基捕收浮选金和硫化物，其精矿进行焙烧，焙砂加以化； 浮选尾矿用NaOH溶液处理，以便浸出砷和除去金粒表面上的薄膜； 残渣用化法处理；    用石灰或高浓度NaOH溶液从碱性溶液中沉积砷。石灰能沉积，一起还能使NaOH再生。再生后的NaOH能够循环运用。

原生金-砷矿石含有1~2%到10~12%的砷黄铁矿。在其他硫化物中，实际上常常有黄铁矿，有时还有磁黄铁矿。在很少情况下，矿藏中不含微粒金。这类矿石能够用化法或许先浮选然后对浮选精矿进行化的办法处理。矿石中大部分金常常呈微粒涣散状包裹在硫化物中。对这类矿石能够进行混合浮选，选出金-砷精矿或许金-砷-黄铁矿精矿。精矿进行焙烧，焙烧渣用化法处理或送冶炼厂冶炼。在焙烧进程中得到含砷的产品。可是，现在对这类产品的需求量不大。假如混合浮选后不能得到抛弃尾矿，那么可对浮选尾矿进行化或许对原矿进行化，而含金硫化物则用浮选法从化尾矿中收回。     浮选金-砷矿石时，有必要对已知的办法进行实验，即分段浮选，矿砂和矿泥别离浮选、在苏打介质中进行浮选等，以便改进金-砷矿石浮选进程的各项目标。浮选砷黄铁矿时，有必要往矿浆中加氧。磨矿进程中构成的碎铁可作为氧的吸收剂。当存在苏打灰时，铁的氧化和吸收氧进行得较慢。所以，在拟定浮选条件时，应当对磨矿机中添加的苏审察（耗量为1~2公斤/吨）进行实验，以便使磨矿机排矿中pH值到达10~10.2，然后在浮选时使其降到8.5~8.8。以硫酸铜作为活化剂是很有利的，其用量为100~200。克/吨。这种药剂应加在扫选中。在单个情况下，金和砷的收回率会跟着矿浆同捕收剂拌和时刻的添加（达20~30分钟）而进步。     有时，选用优先浮选分选出含金的黄铁矿精矿和砷精矿，或许单-的金-黄铁矿精矿是适宜的。假如黄铁矿精矿和砷精矿中的金是用不同办法进行收回或许需得到高晶位的砷精矿时，独自选出黄铁矿精矿和砷精矿是合算的。在下列情况下能够只选出单-的金-黄铁矿精矿： 当浮选尾矿符合抛弃金档次的要求，而砷又无工业价值时； 浮选尾矿中的金与黄铁矿精矿中的金不相同，它能够用化法收回时。     运用石灰或许在石灰介质顶用空气进行氧化，用软锰矿和按捺砷黄铁矿，可使黄铁矿与砷黄铁矿别离。在许多情况下，氧化剂的作用取决于氧化剂运用准则的拟定和遵守得怎么。氧化剂的用量过大，与矿浆触摸时刻过长都会引起砷黄铁矿的活化。     浮选泥质矿石和含碳矿石时的困难很大。矿泥中一般有含碳物质、各种页岩和碳酸盐。在浮选硫化物时，这些组分会进入精矿中，然后进步了精矿的产率和下降精矿质量。此外，矿泥能吸收浮选药剂并阻止硫化物的浮选。为了研讨泥质矿石，首要有必要断定矿石中的含金性并依据其质量能够实验下列办法：     矿石及其加工产品（粗选尾矿、中间产品、扫选精矿）的脱泥。假如有必要，别离后的矿泥应进行吸附化处理；     运用不同药剂（KMLI，IIAA，染料，淀粉等）按捺粗选、扫选或精选作业中的矿泥浮游；     浮选并用药剂处理矿砂部分。     含微粒浸染金的砷黄铁矿精矿和黄铁矿-砷黄铁矿精矿的工业运用问题，现在还未取得处理。因为对砷的各种化合物的需求量有限和这些化合物的毒性大，所以这个问题很难处理。     砷是火法冶金进程中的有害组分，所以送到冶炼厂中的精矿；对其间砷的含量有严厉的约束。     国外出产实践中，遍及选用对金-砷精矿进行焙烧，然后用化法处理焙砂。选用这一办法时，需求细心地从气相中捕收砷，假如砷产品的销路欠安时，还需求花贵重费用将其储存或埋藏起来。最好是选用两段焙烧：I段焙烧的温度为500~5800C，并给入少数的空气，Ⅱ段焙烧温度为600~620Y3并给入很多空气。只要这样，焙烧时才干不致生成易熔化合物，且能得到孔隙性杰出的焙砂。陪砂中的砷档次不该超越1~1.5%。假如在较高的温度下和给入过量的空气条件下进行一段焙烧，那将会因生成不易蒸发的盐（例如铁FeAsO4）而进步焙砂中的砷档次。盐会掩盖金的表面，阻止金在化进程中的溶解。对含有雄黄（AsS）和雌黄（As2S3）的物料进行焙烧时，在很大程度上会生成铁。在温度为600~620℃下进行的第二段焙烧大都为氯化焙烧或许氧化-氯化焙烧。在大都情况下；经过这种焙烧可使包裹在黄铁矿或砷黄铁矿中的金较充沛地露出出来。     对含碳的金-砷精矿进行焙烧时，最好分两段进行：在温度为500~600℃以及空气给入量缺乏的条件下进行第-段焙烧，在温度为650~700℃以及给入过量空气下进行第二段焙烧。第-段焙烧应该将砷烧到焙砂中的含量低于1%，而第二段焙烧应将活性碳和硫烧尽。为了使活性碳烧尽，不只需求给入过量的空气以及适当高的温度，并且还需求适当长的时刻。在欢腾焙烧炉中焙烧时，焙烧进程进行的较快，并且焙烧得较彻底充沛。为了在焙烧炉中完成不必燃料的自燃焙烧，精矿的含硫量应为22~24%。

原生金-砷矿石含有1~2%到10~12%的砷黄铁矿。在其他硫化物中，实际上常常有黄铁矿，有时还有磁黄铁矿。在很少情况下，矿藏中不含微粒金。这类矿石能够用化法或许先浮选然后对浮选精矿进行化的办法处理。矿石中大部分金常常呈微粒涣散状包裹在硫化物中。对这类矿石能够进行混合浮选，选出金-砷精矿或许金-砷-黄铁矿精矿。精矿进行焙烧，焙烧渣用化法处理或送冶炼厂冶炼。在焙烧进程中得到含砷的产品。可是，现在对这类产品的需求量不大。假如混合浮选后不能得到抛弃尾矿，那么可对浮选尾矿进行化或许对原矿进行化，而含金硫化物则用浮选法从化尾矿中收回。 浮选金-砷矿石时，有必要对已知的办法进行实验，即分段浮选，矿砂和矿泥别离浮选、在苏打介质中进行浮选等，以便改进金-砷矿石浮选进程的各项目标。浮选砷黄铁矿时，有必要往矿浆中加氧。磨矿进程中构成的碎铁可作为氧的吸收剂。当存在苏打灰时，铁的氧化和吸收氧进行得较慢。所以，在拟定浮选条件时，应当对磨矿机中增加的苏审察(耗量为1~2公斤/吨)进行实验，以便使磨矿机排矿中pH值到达10~10.2，然后在浮选时使其降到8.5~8.8。以硫酸铜作为活化剂是很有利的，其用量为100~200。克/吨。这种药剂应加在扫选中。在单个情况下，金和砷的收回率会跟着矿浆同捕收剂拌和时刻的增加(达20~30分钟)而进步。 有时，选用优先浮选分选出含金的黄铁矿精矿和砷精矿，或许单-的金-黄铁矿精矿是适宜的。假如黄铁矿精矿和砷精矿中的金是用不同办法进行收回或许需得到高晶位的砷精矿时，独自选出黄铁矿精矿和砷精矿是合算的。在下列情况下能够只选出单-的金-黄铁矿精矿： 当浮选尾矿符合抛弃金档次的要求，而砷又无工业价值时; 浮选尾矿中的金与黄铁矿精矿中的金不相同，它能够用化法收回时。 运用石灰或许在石灰介质顶用空气进行氧化，用软锰矿和按捺砷黄铁矿，可使黄铁矿与砷黄铁矿别离。在许多情况下，氧化剂的作用取决于氧化剂运用准则的拟定和遵守得怎么。氧化剂的用量过大，与矿浆触摸时刻过长都会引起砷黄铁矿的活化。 浮选泥质矿石和含碳矿石时的困难很大。矿泥中一般有含碳物质、各种页岩和碳酸盐。在浮选硫化物时，这些组分会进入精矿中，然后进步了精矿的产率和下降精矿质量。此外，矿泥能吸收浮选药剂并阻止硫化物的浮选。为了研讨泥质矿石，首要有必要断定矿石中的含金性并依据其质量能够实验下列办法： 矿石及其加工产品(粗选尾矿、中间产品、扫选精矿)的脱泥。假如有必要，别离后的矿泥应进行吸附化处理; 运用不同药剂(KMLI，IIAA，染料，淀粉等)按捺粗选、扫选或精选作业中的矿泥浮游; 浮选并用药剂处理矿砂部分。 含微粒浸染金的砷黄铁矿精矿和黄铁矿-砷黄铁矿精矿的工业运用问题，现在还未取得处理。因为对砷的各种化合物的需求量有限和这些化合物的毒性大，所以这个问题很难处理。 砷是火法冶金进程中的有害组分，所以送到冶炼厂中的精矿;对其间砷的含量有严厉的约束。 国外出产实践中，遍及选用对金-砷精矿进行焙烧，然后用化法处理焙砂。选用这一办法时，需求细心地从气相中捕收砷，假如砷产品的销路欠安时，还需求花贵重费用将其储存或埋藏起来。最好是选用两段焙烧：I段焙烧的温度为500~5800C，并给入少数的空气，Ⅱ段焙烧温度为600~620Y3并给入很多空气。只要这样，焙烧时才干不致生成易熔化合物，且能得到孔隙性杰出的焙砂。陪砂中的砷档次不该超越1~1.5%。假如在较高的温度下和给入过量的空气条件下进行一段焙烧，那将会因生成不易蒸发的盐(例如铁FeAsO4)而进步焙砂中的砷档次。盐会掩盖金的表面，阻止金在化进程中的溶解。对含有雄黄(AsS)和雌黄(As2S3)的物料进行焙烧时，在很大程度上会生成铁。在温度为600~620℃下进行的第二段焙烧大都为氯化焙烧或许氧化-氯化焙烧。在大都情况下;经过这种焙烧可使包裹在黄铁矿或砷黄铁矿中的金较充沛地露出出来。 对含碳的金-砷精矿进行焙烧时，最好分两段进行：在温度为500~600℃以及空气给入量缺乏的条件下进行第-段焙烧，在温度为650~700℃以及给入过量空气下进行第二段焙烧。第-段焙烧应该将砷烧到焙砂中的含量低于1%，而第二段焙烧应将活性碳和硫烧尽。为了使活性碳烧尽，不只需求给入过量的空气以及适当高的温度，并且还需求适当长的时刻。在欢腾焙烧炉中焙烧时，焙烧进程进行的较快，并且焙烧得较彻底充沛。为了在焙烧炉中完成不必燃料的自燃焙烧，精矿的含硫量应为22~24%。 假如焙烧渣送去熔炼，那么就能够进行一段焙烧。砷在这种焙烧渣中的含量容许到达2%。 对金-砷精矿或许焙烧后的焙砂进行化处理时，又有其不同的特色。对精矿进行化时，应该预先用碱处理，分段化，用低浓度氧化钙的化溶液进行浸出等。假如原矿或其精矿中含有砷的简略硫化物(雌黄或雄黄)，那么在化时有必要用处理含锑矿石及其精矿的办法来进行实验。焙烧后的焙砂，一般需求用水冲刷，然后进行化并使化溶液中NaCN的浓度保持在0.08%以上。经过冲刷能大大下降和石灰的耗量。关于含有难以收回金的焙砂可用两段或许三段化来处理，必要时还能够用碱进行中间处理。碱能溶解砷的氧化物(特别是铁)，并能使包裹在这些化合物中的金露出出来。处理焙砂时，需求NaOH的浓度为6~8%的碱溶液。并将矿浆加热到80~90%℃，处理时刻为2~3小时。然后使物料脱水，最终进行化并对液相中的金进行查验分析。往溶液中增加氢氧化物或氧化钙，就能使含Na3AsO4的碱溶液得以再生。砷呈钙方式沉积下来，溶液再用NaOH增浓。 先进行不彻底氧化焙烧，然后进行氯化蒸发是从金-砷精矿中收回金的-种可行办法。氯化蒸发实验的条件如下：焙砂中的含硫量为3.5~4%，NaCl耗量为焙砂分量的7.5~10%，氯化蒸发的温度为1000℃。在这些条件下，约有96~98%的金转入蒸发物中而被收回。 分化金-砷精矿的压热-碱浸办法值得进一步研讨。在温度为100℃，气相中的氧分压为10大气压的条件下，用150~180克/升NaOH溶液对精矿进行2小时的压热处理，就能确保+分彻底地使硫化物分化，使98~99%的砷和硫进入液相。冲刷后浸出渣中的金可用化法(不增加石灰)加以收回。压热分化能够在水介质中，借助于在50大气压下使空气中的氧经过压热浸出器来完成。在这些条件下，砷被氧化并生成铁和硫酸。 细菌浸出是使金-砷精矿被氧化的很有发展前途的办法。选用这-办法能适当彻底地使金露出出来。细菌浸出后所得到的砷化合物(主要是盐和亚钙)难溶于水中，并且其毒性很小。这是选用焙烧工艺和火法冶炼时生成的砷化合物所无法比拟的。 为了使砷黄铁矿氧化，主张选用人工培育的铁硫杆菌，其在原始溶液中的浓度为106-107细胞/毫升。细菌浸出的实验是在静态条件下进行的，有必要测定下列主要参数的最佳值： 原始细菌溶液的pH值; 三价铁的浓度， 原始矿浆中的液固比 细菌浸出的时刻。 这些参数的原始数值是：pH值;1.8~2;Fe3+的浓度为3~4克/升，液固比=30~50，时刻为300~400小时。然后使细菌适应于详细的条件，溶液进行中间脱砷(增加石灰乳使pH值到达3~3.5)，并依照顺流的工艺流程安排细菌浸出实验，力求缩短细菌浸出的时刻和在较稠的矿浆中完成这-办法。关于某些金-砷精矿来说，砷黄铁矿开端氧化的最佳条件是：液固比二5：1，浸出时刻为120~150小时。在砷黄铁矿被氧化的一起，部分黄铁矿(约30~40%)也被氧化。 细菌浸出后的浸出渣需用水洗刷，然后对浸出渣进行化。除了化法之外，还能够用法、水氯化法等进行实验。 为了从黄铁矿和砷黄铁矿中露出出金，还有-些比较新的办法(如机械化学法和电化学法)应引起注重。 部分氧化的矿石中所含的砷有-部分是呈臭葱石和其他氧化矿藏状况存在的。这种矿石中的金被臭葱石薄膜所掩盖，因而难以进行浮选和化。臭葱石可用脂肪酸捕收剂进行浮选。 为了从部分氧化矿石中收回金和砷，可用包含下列作业的流程进行实验： 用巯基捕收浮选金和硫化物，其精矿进行焙烧，焙砂加以化; 浮选尾矿用NaOH溶液处理，以便浸出砷和除去金粒表面上的薄膜; 残渣用化法处理; 用石灰或高浓度NaOH溶液从碱性溶液中沉积砷。石灰能沉积，一起还能使NaOH再生。再生后的NaOH能够循环运用。

混法提金是一种简略而又陈旧的办法。它是根据金粒简单被挑选性潮湿，继而向金粒内部分散构成金齐(含合金)的原理而捕收天然金。混反响可以用下式表明: Au+2 Hg一AuHgZ 金齐(膏)的组成随其含金量而变。混时金粒表面先被潮湿，然后向金粒内部分散别离构成AuHg2,AuAg,Au3Hg，最终构成金在中固溶体Au3 Hg。将膏加热至375 t以上时，挥宣布呈元素形状，金呈海绵金形状存在。 混作业一般不作为独立进程，常与其他选别办法组成联合流程，大都情况下，混作业仅仅作为收回金的一种辅佐办法。因为作业的劳动条件差，劳动强度大，易引起中毒，含废气废水应该净化等间题。现在正在逐步被浮选或重选法所替代。但混法能收回单体天然金，可就地产金，而且混法成本低、效率高、操作便利等原因，即便在浮选法和饭化法提金迅速发展的今日，它仍是处理砂金重选精矿和收回脉金矿中单体解离金粒的重要选矿办法。 混提金法可分为两种类型，即内混和外混。内混是指在磨矿设备内，一边使矿石磨碎，一边混提金的办法。外混是指在磨矿设备之外对矿石进行混提金的办法。常用的内棍设备有碾盘机、捣矿机、混筒及专用的小型球磨机、棒磨机等。常用的外混设备首要为混板及不同结构的混机械。 内混法常用来处理档次较高的矿石或重选精矿。例如:当含金矿石中钢、铅、锌矿藏含量甚微，矿石中不含使粉化的硫化物，金的嵌布粒度粗及以混法为首要提金办法时，一般选用内混法提金。用内混法处理重选粗精矿和其他含金中间产品时。则在内混设备内边磨矿边混以收回金粒。 外混常用于脉金选矿厂在选矿流程中提早收回部分游离金。例如:当金嵌布粒度细，又以浮选法或氛化法为首要提金办法时，一般选用外混法提金，在球磨机磨矿循环、分级机滋流或浓缩机滋流型装设混板，以收回单体天然金粒。别的，外混法可作为一种辅佐手法，以收回捣矿机等内混设备中滋流出来的部分细粒金和膏。砂金矿山常选用内混法使金粒与其他重矿藏别离。 现在，南非、美国等首要产金国仍在不断地研发新式高效的混设备，我国的选矿作业者在这方面也进行了很多作业，在加强混操作、强化作业和混设备的改善、研发方面都获得了许多作用。 因为矿浆中单体金和其他贵金属颗粒表面和其他矿粒表面被潮湿性的不同，金粒及贵金属颗粒表面亲疏水，其他矿粒表面疏亲水，与含金物料触摸时，能挑选性地潮湿金粒，然后向被潮湿的金粒中分散而构成膏(金合金)，然后能捕捉金粒，使金粒与其他矿及脉石别离。选用必定的办法将膏与矿浆别离，再从液态的(呈糊状)膏中榨出剩下的，将得到的呈固态的膏送去蒸馏，蒸馏罐中残留下的即为黑色的海绵状金，海绵金经进一步处理即成金块，蒸气在冷凝器中冷凝下来后可回来再用。这就是混提金的根本理论基础和进程。 影响混提金作用的首要因素有六个方面:金粒解离程度及粒度巨细、金的成色、矿桨浓度、矿浆作业温度、矿浆的酸碱度和的质量及用量。

原生金-砷矿石含有1~2%到10~12%的砷黄铁矿。在其他硫化物中，实际上常常有黄铁矿，有时还有磁黄铁矿。在很少情况下，矿藏中不含微粒金。这类矿石能够用化法或许先浮选然后对浮选精矿进行化的办法处理。矿石中大部分金常常呈微粒涣散状包裹在硫化物中。对这类矿石能够进行混合浮选，选出金-砷精矿或许金-砷-黄铁矿精矿。精矿进行焙烧，焙烧渣用化法处理或送冶炼厂冶炼。在焙烧进程中得到含砷的产品。可是，现在对这类产品的需求量不大。假设混合浮选后不能得到抛弃尾矿，那么可对浮选尾矿进行化或许对原矿进行化，而含金硫化物则用浮选法从化尾矿中收回。 浮选金-砷矿石时，必需对已知的办法进行实验，即分段浮选，矿砂和矿泥别离浮选、在苏打介质中进行浮选等，以便改进金-砷矿石浮选进程的各项目标。浮选砷黄铁矿时，必需往矿浆中加氧。磨矿进程中构成的碎铁可作为氧的吸收剂。当存在苏打灰时，铁的氧化和吸收氧进行得较慢。所以，在拟定浮选条件时，应当对磨矿机中增加的苏审察(耗量为1~2公斤/吨)进行实验，以便使磨矿机排矿中pH值达到10~10.2，然后在浮选时使其降到8.5~8.8。以硫酸铜作为活化剂是很有利的，其用量为100~200。克/吨。这种药剂应加在扫选中。在单个情况下，金和砷的收回率会跟着矿浆同捕收剂拌和时刻的增加(达20~30分钟)而前进。 有时，选用优先浮选分选出含金的黄铁矿精矿和砷精矿，或许单-的金-黄铁矿精矿是适宜的。假设黄铁矿精矿和砷精矿中的金是用不同办法进行收回或许需得到高晶位的砷精矿时，独自选出黄铁矿精矿和砷精矿是合算的。在下列情况下能够只选出单-的金-黄铁矿精矿： 当浮选尾矿符合抛弃金档次的要求，而砷又无工业价值时; 浮选尾矿中的金与黄铁矿精矿中的金不相同，它能够用化法收回时。 运用石灰或许在石灰介质顶用空气进行氧化，用软锰矿和克制砷黄铁矿，可使黄铁矿与砷黄铁矿别离。在许多情况下，氧化剂的作用取决于氧化剂运用轨制的拟定和遵守得怎么。氧化剂的用量过大，与矿浆触摸时刻过长都会引起砷黄铁矿的活化。 浮选泥质矿石和含碳矿石时的难题很大。矿泥中一般有含碳物质、各种页岩和碳酸盐。在浮选硫化物时，这些组分会进入精矿中，然后前进了精矿的产率和下降精矿质量。此外，矿泥能吸收浮选药剂并阻止硫化物的浮选。为了研讨泥质矿石，首要必需断定矿石中的含金性并依据其质量能够实验下列办法： 矿石及其加工产品(粗选尾矿、中间产品、扫选精矿)的脱泥。假设有必要，别离后的矿泥应进行吸附化处理; 运用不同药剂(KMLI，IIAA，染料，淀粉等)克制粗选、扫选或精选功课中的矿泥浮游; 浮选并用药剂处理矿砂部分。 含微粒浸染金的砷黄铁矿精矿和黄铁矿-砷黄铁矿精矿的工业运用标题，现在还未取得处理。由于对砷的各种化合物的需求量有限和这些化合物的毒性大，所以这个标题很难处理。 砷是火法冶金进程中的有害组分，所以送到冶炼厂中的精矿;对其间砷的含量有严厉的约束。 国外出产实践中，遍及选用对金-砷精矿进行焙烧，然后用化法处理焙砂。选用这一办法时，需求细心地从气相中捕收砷，假设砷产品的销路欠安时，还需求花贵重费用将其储存或埋藏起来。最好是选用两段焙烧：I段焙烧的温度为500~5800C，并给入少数的空气，Ⅱ段焙烧温度为600~620Y3并给入很多空气。只要这样，焙烧时才干不致天然生成易熔化合物，且能得到孔隙性杰出的焙砂。陪砂中的砷档次不该超越1~1.5%。假设在较高的温度下和给入过量的空气条件下进行一段焙烧，那将会因天然生成不易蒸发的盐(例如铁FeAsO4)而前进焙砂中的砷档次。盐会笼盖金的表面，阻止金在化进程中的溶解。对含有雄黄(AsS)和雌黄(As2S3)的物料进行焙烧时，在很大程度上会天然生成铁。在温度为600~620℃下进行的第二段焙烧大都为氯化焙烧或许氧化-氯化焙烧。在大都情况下;经过这种焙烧可使包裹在黄铁矿或砷黄铁矿中的金较充沛地露出出来。 对含碳的金-砷精矿进行焙烧时，最好分两段进行：在温度为500~600℃以及空气给入量缺乏的条件下进行第-段焙烧，在温度为650~700℃以及给入过量空气下进行第二段焙烧。第-段焙烧应该将砷烧到焙砂中的含量低于1%，而第二段焙烧应将活性碳和硫烧尽。为了使活性碳烧尽，不只需求给入过量的空气以及相等高的温度，并且还需求相等长的时刻。在欢腾焙烧炉中焙烧时，焙烧进程进行的较快，并且焙烧得较彻底充沛。为了在焙烧炉中完成不必燃料的自燃焙烧，精矿的含硫量应为22~24%。 假设焙烧渣送去熔炼，那么就能够进行一段焙烧。砷在这种焙烧渣中的含量容许到达2%。 对金砷精矿或许焙烧后的焙砂进行化处理时，又有其不同的特色。对精矿进行化时，应该预先用碱处理，分段化，用低浓度氧化钙的化溶液进行浸出等。假设原矿或其精矿中含有砷的俭朴硫化物(雌黄或雄黄)，那么在化时必需用处理含锑矿石及其精矿的办法来进行实验。焙烧后的焙砂，一般需求用水冲刷，然后进行化并使化溶液中NaCN的浓度保持在0.08%以上。经过冲刷能大大下降和石灰的耗量。关于含有难以收回金的焙砂可用两段或许三段化来处理，必要时还能够用碱进行中间处理。碱能溶解砷的氧化物(特别是铁)，并能使包裹在这些化合物中的金露出出来。处理焙砂时，需求NaOH的浓度为6~8%的碱溶液。并将矿浆加热到80~90%℃，处理时刻为2~3小时。然后使物料脱水，最终进行化并对液相中的金进行检修分析。往溶液中增加氢氧化物或氧化钙，就能使含Na3AsO4的碱溶液得以再生。砷呈钙方式沉积下来，溶液再用NaOH增浓。 进步前辈行不彻底氧化焙烧，然后进行氯化蒸发是从金-砷精矿中收回金的-种可行方法。氯化蒸发实验的条件如下：焙砂中的含硫量为3.5~4%，NaCl耗量为焙砂分量的7.5~10%，氯化蒸发的温度为1000℃。在这些条件下，约有96~98%的金转入蒸发物中而被收回。 分化金-砷精矿的压热-碱浸办法值得进一步研讨。在温度为100℃，气相中的氧分压为10大气压的条件下，用150~180克/升NaOH溶液对精矿进行2小时的压热处理，就能确保+分彻底地使硫化物分化，使98~99%的砷和硫进入液相。冲刷后浸出渣中的金可用化法(不增加石灰)加以收回。压热分化能够在水介质中，借助于在50大气压下使空气中的氧经过压热浸出器来完成。在这些前提下，砷被氧化并天然生成铁和硫酸。 细菌浸出是使金-神精矿被氧化的很有发展前途的办法。选用这-办法能相等彻底地使金露出出来。细菌浸出后所得到的砷化合物(主要是盐和亚钙)难溶于水中，并且其毒性很小。这是选用焙烧工艺和火法冶炼时天然生成的砷化合物所无法比较的。 为了使砷黄铁矿氧化，主张选用人工培育的铁硫杆菌，其在原始溶液中的浓度为106-107细胞/毫升。细菌浸出的实验是在静态条件下进行的，必需测定下列主要参数的最佳值：原始细菌溶液的pH值;三价铁的浓度，原始矿浆中的液固比细菌浸出的时刻。 这些参数的原始数值是：pH值;1.8~2;Fe3+的浓度为3~4克/升，液固比=30~50，时刻为300~400小时。然后使细菌适应于具体的条件，溶液进行中间脱砷(增加石灰乳使pH值到达3~3.5)，并依照顺流的工艺流程安排细菌浸出实验，力求缩短细菌浸出的时刻和在较稠的矿浆中完成这-办法。关于某些金-砷精矿来说，砷黄铁矿开端氧化的最佳条件是：液固比二5：1，浸出时刻为120~150小时。在砷黄铁矿被氧化的一起，部分黄铁矿(约30~40%)也被氧化。 细菌浸出后的浸出渣需用水洗刷，然后对浸出渣进行化。除了化法之外，还能够用法、水氯化法等进行实验。 为了从黄铁矿和砷黄铁矿中露出出金，还有-些比较新的办法(如机械化学法和电化学法)应引起正视。 部分氧化的矿石中所含的砷有-部分是呈臭葱石和其他氧化矿藏状况存在的。这种矿石中的金被臭葱石薄膜所笼盖，因而难以进行浮选和化。臭葱石可用脂肪酸捕收剂进行浮选。 为了从部分氧化矿石中收回金和砷，可用包含下列功课的流程进行实验： 用巯基捕收浮选金和硫化物，其精矿进行焙烧，焙砂加以化;浮选尾矿用NaOH溶液处理，以便浸出砷和除去金粒表面上的薄膜;残渣用化法处理;用石灰或高浓度NaOH溶液从碱性溶液中沉积砷。石灰能沉积，一起还能使NaOH再生。再生后的NaOH能够轮回运用。

一、微生物氧化浸出概述 （一）微生物浸出的工艺 微生物浸出的工艺简略、易操作、浸矿剂能作用到晶粒的鸿沟区域，因而金的收回率高，一般都大于90%乃至可达95%以上，且出资少，不污染环境，但生物氧化的反响速度慢，浸出时刻长，一般为4～6天，对相同处理才能的工厂，选用细菌氧化，浸出设备的容积很大，因而搅拌器的电力耗费也较大。 （二）微生物氧化硫化矿的机理 微生物氧化或叫细菌氧化是根据某些细菌（如氧化铁硫杆菌）具有氧化硫化矿的才能而发展起来的工艺。细菌预氧化的意图是使用氧化铁硫杆菌使硫化矿藏、砷化矿藏氧化分化，损坏其晶格，然后使这些硫化矿藏所包裹的金解离出来，有利于今后的浸出，一同也到达脱硫、脱砷的意图。生物预氧化是黄铁矿、砷黄铁矿型难浸金矿石有出路、有用的处理办法。 氧化铁硫杆菌在酸性介质（pH1－3），温度（30～40℃最好是33～35℃），通空气（供O2、CO2），氮、磷、钾等养分剂存在的条件下，将硫化物、砷化物（黄铁矿、砷黄铁矿等）中的硫氧化成硫酸（S6+），铁氧化成硫酸高铁（Fe3+），砷氧化或（As5+）使被包裹的金解离。 （三）生物浸出法的准则流程图： 生物浸出法的准则流程见图1。在生物浸出中硫化物的铁、硫、砷氧化溶解，生成可溶性硫酸、硫酸高铁和、金、银解离。一同，一部分已氧化的铁和砷以铁、黄钾铁钒等构成沉积，跟着氧化反响的进行，矿浆温度升高，因而槽内蛇形管通入冷水以坚持温度30～40℃之间，一同矿浆pH值下降，根据需求参加石灰，以操控pH值在1.5～2之间。 （四）浸出产品的处理 生物浸出后的矿浆进行固液别离，一般用稠密机浓缩洗刷，在浓缩机的底流中含有金、银、未氧化的硫化物，脉石以及一部分铁、黄钾铁矾、银铁矾等沉积，用石灰中和至pH值10.5后过滤化浸出提金。 浓缩机溢流的中和： 生物浸出液中含有溶解的砷、铁、硫和少数其他金属，其间最有毒性的是溶解的砷，它有必要在同尾矿一同排出之前以安稳的化合物方式沉积下来。据研讨，当溶液中有过量Fe3+存在并且Fe3+∶As5+超越3～3.5∶1，pH值在2～9之间时，砷以安稳的铁沉积并不再溶解。 浓缩机溢流加石灰石、石灰进行两段中和、中和反响使铁砷、硫酸盐等以石膏、安稳的铁、黄钾铁矾、金属氢氧化物沉积。这些尾矿经浓缩机浓缩今后，底流排至尾矿坝，溢流可循环再使用。 （五）处理量30t/d砷金精矿藏Au30g/t、As6%±、进行生物氧化浸出的技术指标及出资费用预算 出产周期4～6天，出产本钱380元/t，出资费用840万，金收回率90%～95%。 二、焙烧化 （一）焙烧是处理含硫、砷、碳难浸金矿石和精矿的陈旧而有用的办法 焙烧的意图是：使呈显微、亚显微粒状的包裹金从硫化矿藏和碲化矿藏中解离或露出出来，使砷、硫、锑等有害的杂质以氧化态蒸发脱除，产出多孔的焙砂有利于化浸出液与金触摸，以进步金的收回率，活性炭在焙烧中氧化或钝化而失掉活性。 焙烧是在焙烧炉中进行，焙烧炉有欢腾炉、多膛炉和回转窑。欢腾炉遍及用来处理大批量黄铁矿、砷黄铁矿和碲化物精矿的预氧化焙烧。 （二）焙烧进程中的首要化学反响 1、金精矿中碲化金焙烧 Au2Te＋O2=2Au＋TeO2 2、碳质矿的焙烧 C＋O2=CO2↑ 3、硫精矿的氧化焙烧 黄铁矿的焙烧反响 黄铁矿焙烧温度一般为500～750℃之间 当黄铁矿在较强氧化气氛中（过剩空气）的焙烧炉中焙烧时按下式反响生成赤铁矿。 4FeS2＋11O2=2Fe2O3＋8SO2 黄铁矿在弱氧化气氛中（约束空气的给入量）中焙烧时则会发作黑色的磁铁矿砂。 3FeS2＋8O2=Fe3O4＋6SO2 4、砷金矿石和精矿藏焙烧 处理含砷矿石，一般选用两段焙烧，榜首段焙烧在较低温度（一般为450～575℃）和氧含量缺乏的条件下进行，以利脱砷，砷呈蒸发脱除并将之冷却，收集和供应。 焙烧产出低砷焙砂，它首要由磁铁矿组成，其反响为： 12FeAsS＋29O2＝4Fe3O4＋6As2O3＋12SO2 3FeS＋SO2＝Fe3O4＋6SO2 2As2S3＋9O2＝2As2O3＋6SO2 焙砂中残留的砷多为各种铁盐。 Fe2O3＋As2O3＋O2＝2FeASO4 该反响在榜首阶段不会进行太多，由于Fe2O3生成很少，此阶段假如温度超越500℃，As2O3蒸汽压可到达1大气压，部分As2O3由于炉内氧化剂（空气中的氧极易复原的Fe2O3、SO2等）的作用转变为蒸发性小的As2O5，升高温度和过强的氧化气氛将促进的As2O5生成。当炉猜中存在金属氧化物时，生成的As2O5将与金属氧化物（CaO、CuO、FeO、PbO）作用生成盐。 As2O3＋O2＝As2O5 As2O5＋3CaO＝Ca3（AsO4）2 As2O5＋3FeO＝Fe3（AsO4）2 As2O5＋2PbO＝Pb2（AsO4）2 生成的盐很安稳，盐是焙砂中残存砷的首要状况，砷的这种过氧化对化是晦气的。 为了进步脱砷率，要操控好焙烧温度，炉内氧含量，炉气排出速度等要素，乃至可参加少数复原剂（如炭粉等），促进As2O5（五价砷）转变成As2O3（三价砷）蒸发掉，以下降焙砂中砷的含量。 第二阶段在较高温度（一般在600～700℃）和过量氧的条件下焙烧，首要意图使黄铁矿分化彻底，使硫进一步呈SO2形状脱除，这时首要由磁铁矿组成的焙砂氧化成赤铁矿。 首要反响如下： 2FeS2＋11O2＝2Fe2O3＋8SO2 4Fe3O4＋O2＝6Fe2O3 FeAsS＋3O2＝FeAsO4＋SO2 砷黄铁矿在强氧化气氛条件下，焙烧生成的铁等对化晦气，FeAsO4等在化浸金时，会按捺金的提取，抱负的焙砂是含有70%～80%的赤铁矿和20%～30%的磁铁矿的深褐色焙砂，这时金的化浸出率较高。 硫化物和碳在焙烧进程中是放热反响，假如精矿中含有18%～20%硫化物的硫，并以含有约70%固体的料浆供料，焙烧能够自热焚烧，而不需求燃料。 砷矿石或精矿中常含有各种脉石矿藏，如石英、方解石、白云石、菱镁矿、石膏等，焙烧时发作下列反映：           上述生成的MgO、CaO与炉气中的SO2反响生成CaSO4或MgSO4可下降炉气中SO2含量，但生成CaSO4在化浸金时，会按捺金的提取。 （三）As2O3蒸汽的净化 一般是通过除尘体系使As2O3蒸气冷凝成固体粉末As2O3（）而被除掉。 （四）含SO2烟气的处理 浮选精矿进行天然焙烧时硫含量较高，因而烟气中SO2浓度较高，一般可用于制作硫酸。 在整个除尘体系中，有必要坚持负压操作，使炉气排出坚持必定的速度，若排气速度过快，会使物猜中的微细金随As2O3、SO2一同由窑内抽出，然后形成金的丢失。 （五）焙烧工艺的优缺陷 1、长处：工艺简略、老练，当矿石中含有必定数量的硫或碳能使焙烧进程自热进行，炉气中的SO2能以硫酸方式收回，砷能以白砷（As2O3）方式收回，焙烧预处理是最好而经济的工艺计划。 2、缺陷：含硫、砷、锑、的烟气污染环境。要到达国家规定的排放标准，有必要通过净化处理，使污染操控费用添加。不能实现自热焙烧的矿石或精矿进行焙烧时本钱较高。 别的，对含银高的矿石或精矿，焙烧和高压氧化的作用不如细菌氧化或化学氧化，这是由于焙烧时生成了低熔点的硫化物或铁酸盐而包裹金，致使银的化浸出率下降。 当矿石中含有碳和其他贱金属（如铜、钴、镍、锌）时，黄铁矿焙烧难以进行，由于将碳氧化需求较高温度（＞650℃）下进行，但铜、钴、镍、锌等硫化物会发作反响生成低熔点的硫化物或铁酸盐，金（特别是银）会包裹在铁酸盐中下降金银的化浸出率，在较低温度（＜600℃）下焙烧氧化不彻底（特别是有机物）将导致碳质对金银的吸附，因而这类碳质矿石，不宜选用氧化被烧，一般选用化学氧化法或加压氧化法进行预处理。 （六）焙烧预处理化提金收回率在85%～90%左右，出产本钱和生物氧化预处理适当，出资费用要进行预算。 三、含砷高的精矿再次浮选进行富集的工艺 一般含砷金矿石金的嵌布粒度极细，且包裹在黄铁矿或砷黄铁矿中，因而，想选用再浮选来富集金的可能性较小，要想进步金的档次可选用对混合精矿进行别离的办法来进步金精矿的金档次。 详细别离办法可用石灰或许使用空气的氧化作用以及用软锰矿和来按捺黄铁矿的办法进行别离，可是有必要留意氧化剂用量不宜过多，氧化剂同矿浆触摸时刻不宜过长，不然就会活化砷黄铁矿。我国某选厂的金砷－黄铁矿精矿含金180.74g/t，含砷达8.3%，该矿用进行了按捺砷黄铁矿的实验，详细实验条件如下：矿浆浓度为15%，用量100g/t、（原矿）药剂同矿浆触摸时刻为5分钟，用丁基黄药80g/t，浮选出金黄铁矿。实验成果如下，金－黄铁矿精矿中含金328.05g/t，含砷1.74%，金收回率为93.43%，而砷精矿含金24.5g/t，含砷15.26%，砷的收回率为89.22%。 四、结语 对金精粉Au 30g/t、As 6%是用生物氧化预处理，化提金，仍是用焙烧氧化预处理提金，仍是用别离浮选进步金精矿的档次，这要通过实验进行技术指标和经济指标比照，择优选用。

铜矿石是指铜矿中开采出来的矿石，铜精矿是指从低品位的含铜原矿石中，经过选矿工艺处理达到一定质量指标的精矿，铜精矿可直接供冶炼厂炼铜。铜矿石可经选矿成为含铜品位较高的铜精矿或者说是铜矿砂。铜精矿与铜矿石的区别有哪些呢？他们之间的区别主要在这几个方面：1.储量世界的铜矿资源比较丰富，而我国可供开采的铜精矿资源很少。2.用途铜矿石主要应用于冶金行业，作为冶金行业的原材料。铜精矿主要应用于电气工业、机械工业、化学工业、国防工业等部门。3.冶炼工艺世界上铜的冶炼方式主要有两种：即火法冶炼与湿法冶炼（SX－EX）（一）火法通过熔融冶炼和电解精火炼生产出阴极铜，也即电解铜，一般适于高品位的硫化铜矿。除了铜精矿之外，废铜做为精炼铜的主要原料之一，包括旧废铜和 新废铜 ，旧废铜来自旧设备和旧机器，废弃的楼房和地下管道；新废铜来自加工厂弃掉的铜屑（铜材的产出比为50％左右），一般废铜供应较稳定，废铜可以分为：裸杂铜品位在90％以上；黄杂铜（电线）含铜物料（旧马达、电路板）；由废铜和其他类似材料生产出的铜，也称为再生铜。（二）湿法一船适于低品位的氧化铜，生产出的精铜称为电积铜。自然界中的铜，多数以化合物即铜矿物存在。铜矿物与其他矿物聚合成铜矿石，开采出来的铜矿石，经过选矿而成为含铜品位较高的铜精矿。

（一）辉钼矿浮选的两个特色    1.辉钼矿的天然疏水性    辉钼矿为天然疏水矿藏，其天然疏水性首要由其结晶结构和键的实质引起。    辉钼矿的结晶结构为标准层状结构。在辉钼矿的结晶结构中，一钼离子网面夹在平行于六方条晶（本底面的两个硫离子网面之间），这样三个网面构成一个“结构层”，即“硫—钼—硫”层。这一结构层内部的钼离子与硫离子是以共价键（化学）结合在一起的，故一层内的诸离子系结构坚密。可是，诸结构层间是以剩余键（荡德华氏键）结合在一起，故层与层间的吸引力却非常松驰。    当辉钼矿晶体遭到外力效果时，极易沿结构层间的剩余键解裂，成为平行的极彻底的解离面，即0001面，并使晶体呈片状、板状，这是辉钼矿晶体能够彻底解离的原因。矿的解离面为剩余键开裂后的强疏水性的疏原子网面所组成，这是辉钼矿晶体表面具有天然疏水性引起天然可浮性的原因，经测得有潮湿接触角为75°。美国克莱马克斯钼选厂测得，粗选给矿中28目（0.6毫米）部分，石英颗粒中有1%辉钼矿的露出表面，即能浮出；而在100目（0.15毫米）部分，石英颗粒中只需有0.2%辉钼矿的露出表面，就足以坚持浮出。    2.辉钼矿的富矿比    钼在地壳中的丰度不高，按A•n•维诸哥拉多夫材料，小壳中钼的克拉克值均匀等于1.7×10-4%（1.7克/吨）。    辉钼矿在矿石中的含量较低，一般为0.1～0.4%。但对选矿的钼精矿档次要求却很高，国际上一般MoS2大于90%，我国一般为75%。    在常用的十种首要有色金属选矿生产中，辉钼矿的富矿比最大。现将1981年我国九种首要有色金属选矿富矿比的比较列于下表。九种有色金属富矿比比较金属称号镍锑锌铜铅锡钨钼杨矿相原矿档次%0.762.83.811.032.140.320.280.2550.10.09精矿档次%4.6719.951.422.755.82944.367.746.346.4富矿比6.17.113.52226.190.6158.1265.5424.8515.6    （二）原矿性质对精矿质量的影响及进步精矿质量的研讨    虽然辉钼矿的可浮性具有上述两个一起特色，但由于各地辉钼矿矿石成矿条件，成矿效果、地质效果以及外部影响的不同，在可浮性上依然存在着显着的差异。    1. 矿床类型对钼精矿质量的影响    我国现在开发的钼矿床或铜钼共生矿床有四种类型。各种不同矿床，其钼精矿的质量有着显着的差异。第一类为矽卡岩矿床，该矿床的特色是钼的原矿档次较高，辉钼矿的结晶颗粒也比较大。该类矿藏易选，钼精矿质量较好，如河南的栾川三道庄钼矿。第二类为细脉浸染型钼矿床，该类矿床的特色是：钼的原矿档次比矽卡岩矿床低，辉钼矿的嵌布粒度比较细，选矿目标不如矽卡岩矿床。如陕西省的金堆城钼矿。第三类为铜钼过渡带矿石，由于过渡带的断层解理发育，因而矿石泥化严峻比较难选，选矿目标偏低。如河北上寺沟钼矿的铜钼过带矿石。第四类为含碳质页岩的铜钼床，如江苏沟容的宝穴铜钼矿，2号铜钼矿体，顶底为含碳硅质角岩，部分呈龙潭煤系蜕变角岩（碳质页岩）。这类矿石钼精矿质量很低，很难到达合格的钼精矿质量（45%含Mo）.各种类型矿床的选矿目标如下表。[next]各种类型矿床矿石的选矿目标矿床类型矿山称号再磨细度选矿目标钼原矿档次%钼精矿档次%钼回收率%砾卡岩型栾川三道庄87%一0.074毫米0.23456.5598.34细脉浸染型金堆城95%一0.034毫米0.10753.9388.09过渡带型小寺沟85%一0.053毫米0.03538.9666.79碳质页岩型宝穴90%一0.074毫米0.109642.5783.79     从上表中能够看出，前两种矿床通过科研与生产实践的尽力能够取得高质量的钼精矿，钼的回收率也比较高。我国四大钼矿首要是归于前两种矿床，在中小钼矿山中，后两种矿床有必定也将影响全国的钼精矿质量。现在已引起选钼工作者的注重，开端着手研讨，也取得了必定的成果。    2.地质结构 效果对钼精矿质量的影响    钼矿床中受地质结构效果比较激烈常常发作开裂和揉碎带。在国内的钼矿山中部稀有条宽窄纷歧、大小不等的压碎带。压碎带矿石与原矿比较，不管在物理性质、氧化程度、结晶、色彩，光泽甚至在化学性质方面都有比较显着不同。地质结构效果，往往破坏了辉钼矿本来典型的层片状结晶结构。晶格遭到破坏常有改变、拉长、曲折、破坏而导致矿改变了本来的特性。压碎带辉钼矿结晶结构的改变，严峻地影响了钼精矿的质量，一起也影响了钼的选矿回收率。    压碎带矿石在物质组成上与正常的辉钼矿也有较大的差异，处于结构开裂压碎带中的矿石，围岩往往发作激烈的蚀变。脉石矿藏首要为蚀变了的片状、易碎、易浮的颗粒细微的颗粒细微的粘土矿藏和长石、石英、云母、而且这类脉石非常简单泥化，泥化了的脉石矿藏和一部分细微的辉钼矿颗粒相互粘附，使得辉钼铜矿难于和这类脉石别离，这就严峻地影响了辉钼矿的质量。下表为三个矿山正常矿石和压碎带矿石的选矿目标比较表。正常矿石和压碎带矿石选矿目标矿山称号矿样称号磨矿细度一0.074毫米（%）产率（%）钼原矿档次（%）钼精矿档次（%）钼回收率（%）杨家杖子八号矽卡岩矿体561.61.24646.3797.1九号压碎带52.350.40.5247.0657金城堆东堡子山矿石550.1870.10350.3491.27东保子压碎带554.740.0610.6349.13小寺沟石英岩2号脉650.1320.08453.9484.99压碎带700.1140.03538.9666.79     从上表中能够看出：地质结构效果形成的压碎带矿石，严峻地影响钼精矿质量和钼回收率。    3.辉钼矿的嵌布粒度对钼精矿质量的影响    辉钼矿的嵌布粒度对精矿质量影响极大。精矿质量的好坏，在很大程度上取决于物料的单体般矿床中，有用矿藏嵌布粒度是不均匀的，这就要求在精选前选用多段磨矿。如美国克莱麦克斯钼选厂的粗精矿经三段再磨五次精选。我国钼精矿质量低，就是与再磨细度不行有关。[next]    取金堆城现场的混合精矿在实验室内进行多段再磨，通过八次精选，不同的磨矿细度时，精矿档次如下图所示。    由上图可见，关于细粒嵌布的辉钼矿，有必要通过多段再磨，才干取得满足的精矿质量。    相反，关于粗粒嵌布的杨家杖子辉钼矿，过破坏对浮选是晦气的。这由下面的实验能够阐明。从杨家杖子钼矿中挑出辉钼矿的单矿藏。磨至-180目后，筛分为四个等级，别离与-200意图石英混合，用相同的条件进行了浮选，得到下图的曲线。    又如栾川三道庄钼矿为粗嵌布的辉钼矿矿石，均匀粒度为64微米，+74微米占70%，+20微米占92%，混精一次再磨，-74微米占87%就能够取得钼精矿56.56%，钼总回收率为98.30%。而金堆城为细嵌布矿石，均匀粒度为30微米，-20微米占29.95%，混精选用三段再磨，终究麻细度-34微米占95%。出二个中矿能够取得钼精矿档次53～55%，钼回收率86～88%。    4.碳和易浮脉石对钼精矿质量的影响    国内外的钼选矿过程中，由于碳和易浮脉石（绢云母、高岭土、滑石、蒙脱石等）的存在，常常影响钼精矿的质量，使精矿不合格。由于辉钼矿的可浮性与这些碳可浮性非常附近，这些碳及脉石即使是单体，也极易混入到钼精矿中去。如美国的特温比尤特选矿厂所处理的矿石含有很多的滑石和粘土，该厂企图在粗选中按捺滑石和粘土没有成功后来选用了木质素磺酸盐和石灰混合按捺钼反浮脉石的方法才取得了发展。

在稀土精矿的生产上存在两大问题，严重影响了包头稀土 产业 的可持续发展。　　第一个是稀土精矿品位，产品单一，处理工艺也比较单一，稀土选矿厂生产的大部分是50%REO的精矿，处理工艺也是单一的浓硫酸焙烧工艺，给地区环境造成较大影响，黄河附近的稀土冶炼企业威胁黄河水源，处于半停产和全体等待迁徙的境地。如果稀土精矿品位提高到55%或60%以上，则从工艺上进行改变，就可从根本上改进和解决稀土冶炼企业的三废对环境带来的不利影响，因此改变稀土精矿产品结构，生产高品位稀土精矿是一项紧急和迫切的任务。　　第二个是稀土回收率太低，目前，用包头资源生产稀土精矿的选矿厂回收率不高，大部分选矿厂实际回收率都不超过60%，有的还要低，远远低于四川和美国同类选矿厂的水平，因此，提高包头资源稀土精矿回收率就更具有特殊的意义。其一是集中回收稀土矿物，使铁精矿的质量和回收率得到提高。由于铁精矿中的磷、氟严重影响了钢铁冶炼，铁的选矿回收率往往也是受到稀土矿物、萤石矿物等的影响，提高稀土精矿回收率对解决包头资源的全面综合利用具有重要的意义；其二是钍的回收利用得到保证，因为包头资源中的钍主要集于稀土矿物中，或者说绝大部分钍与稀土共生于稀土矿物中，要回收钍必须从稀土冶炼过程中回收，稀土回收率提高了，钍的回收率也提高了。而钍被认为是解决未来核能发电的长期核燃料来源，因此，提高稀土精矿回收率对钍的回收利用也具重要意义。其三是对放射性钍元素的环境影响也有很大的积极帮助，钍集中回收和利用，避免了放射性钍元素的扩散并避免对其他产品、空气、水源等造成污染和影响。在进行工业生产试验，本试验的目的就是既要提高稀土精矿品位，又要同时提高回收率。用不同工艺生产稀土精矿品位53%和59%的产品，回收率分别达到84%和90%以上，而且由于精矿品位和回收率的大幅提高，产品档次提高，生产效率提高，使选矿的经济效益大幅增长。这次提高稀土精矿品位和回收率的试验是在选矿闭路串级理论的基础上进行的，而这一理论又是在稀土萃取串级理论的基础上完成的，根据这一理论，对某一种选矿体系，可以通过计算和设计来达到我们人为要想达到的技术指标，这一理论的应用已经得到实验的证实，如能推广应用，对提高矿产品的质量和回收率是很有意义的，对矿产资源的节约利用和发展循环经济也将具有重要的意义。更多有关稀土精矿的内容请查阅上海 有色 网

锌是微量元素的一种，在人体内的含量以及每天所需摄入量都很少，但对机体的性发育、性功能、生殖细胞的生成却能起到举足轻重的作用，故有&ldquo;生命的火花&rdquo;与&ldquo;婚姻和谐素&rdquo;之称。人体正常含锌量为2-3克。绝大部分组织中都有极微量的锌分布，其中肝脏、肌肉和骨骼中含量较高。锌是体内数十种酶的主要成分。锌缺乏时全身各系统都会受到不良影响。尤其对青春期性腺成熟的影响更为直接。概况锌精矿一般是由铅锌矿或含锌矿石经破碎、球磨、泡沫浮选等工艺而生产出的达到国家标准的含锌量较高的矿石。锌 是一种常用有色金属,是古代铜、锡、铅、金、银、汞、锌等7种有色金属中提炼最晚的一种,金属锌具蓝白色，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，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。锌主要用于钢铁、冶金、机械、电气、化工、轻工、军事和医药等领域。锌精矿是生产金属锌、锌化合物等的主要原料。金属锌主要是生产铜合金、铅合金、镁合金 、 铅锌合金及锌化合物用于钢铁、冶金、机械、电气、化工、轻工、军事和医药等领域。市场行情由于全球锌精矿增产，特别是中国矿山扩产带来供应增加，2012年全球锌精矿供应首次由短缺转为过剩，过剩数额36.99万吨，受此影响，锌精矿加工费逐渐回升，行业利润格局出现向冶炼环节转移倾向，中国产业洞察网《锌精矿行业当前现状及未来趋势发展预测报告》数据显示2013年全球锌精矿加工费已敲定210.5美元/吨，增幅为10.2%，中国锌精矿加工费从2012年的4247元/吨，上升到了5060元/吨，增幅19.1%。矿产商在TC上的让利有利于提振生产企业热情，中国产业洞察网分析师调研，今年1月中国冶炼企业开工率73.41%，较去年相比维持高位，2月份受春节假期影响开工率略低，但仍能维持在70%上方。资源锌的单一锌矿较少,锌矿资源主要是铅锌矿。中国铅锌矿资源比较丰富，全国除上海、天津、香港外，均有铅锌矿产出。产地有700多处，保有铅总储量3572万吨，居世界第4位；锌储量9384万吨，居世界第4位。从省际比较来看，云南铅储量占全国总储量17%，位居全国榜首；广东、内蒙古、甘肃、江西、湖南、四川次之，探明储量均在200万吨以上。全国锌储量以云南为最，占全国21.8%；内蒙古次之，占13.5%；其他如甘肃、广东、广西、湖南等省(区)的锌矿资源也较丰富，均在600万吨以上。铅锌矿主要分布在滇西兰坪地区、滇川地区、南岭地区、秦岭-祁连山地区以及内蒙古狼山-渣尔泰地区。从矿床类型来看，有与花岗岩有关的花岗岩型(广东连平)、夕卡岩型(湖南水口山)、斑岩型(云南姚安)矿床，有与海相火山有关的矿床(青海锡铁山)，有产于陆相火山岩中的矿床(江西冷水坑和浙江五部铅锌矿)，有产于海相碳酸盐(广东凡口)、泥岩-碎屑岩系中的铅锌矿(甘肃西成铅锌矿)，有产于海相或陆相砂岩和砾岩中的铅锌矿(云南金顶)等。铅锌矿成矿时代从太古宙到新生代皆有，以古生代铅锌矿资源力量丰富。生产工艺与质量指标锌精矿的选矿工艺一般是由铅锌矿或含锌矿石经破碎、球磨、泡沫浮选等工艺,生产出达到国家标准的锌精矿,锌精矿的主要成份根据产品等级规定，锌含量为40--55%。质量指标等 级Zn(%)Cu(%)Pb(%)Fe(%1≧55≦0.8≦1.0≦6.02≧53≦0.8≦1.0≦6.03≧50≦1.0≦1.5≦8.04≧48≦1.0≦1.5≦12.05≧45≦1.5≦2.0≦12.06≧43≦1.5≦2.0≦12.07≧40≦2.0≦2.5≦14.08≧40≦2.0≦2.8≦18.0

铜是人类最早 发现和使用的金属之一，紫红色，比重8.89，熔点1083.4℃。铜及其合金由于导电率和热导率好，抗腐蚀能力强，易加工，抗拉强度和疲劳强度好而被广泛应用，在金属材料消费中仅次于钢铁和铝，成为国计民生和国防工程乃至高新技术领域中不可缺少的基础材料和战略物资。在电气工业、机械工业、化学工业、国防工业等部门具有广泛的用途。铜精矿是低品位的含铜原矿石经过选矿工艺处理达到一定质量指标的精矿， 可直接供冶炼厂炼铜。1)火法冶炼一般是先将含铜百分之几或千分之几的原矿石，通过选矿提高到20－30%，作为铜精矿，在密闭鼓风炉、反射炉、电炉或闪速炉进行造锍熔炼，产出的熔锍（冰铜）接着送入转炉进行吹炼成粗铜，再在另一种反射炉内经过氧化精炼脱杂，或铸成阳极板进行电解，获得品位高达99.9%的电解铜。该流程简短、适应性强，铜的回收率可达95%，但因矿石中的硫在造锍和吹炼两阶段作为二氧化硫废气排出，不易回收，易造成污染。近年来出现如白银法、诺兰达法等熔池熔炼以及日本的三菱法等、火法冶炼逐渐向连续化、自动化发展。2)现代湿法冶炼有硫酸化焙烧－浸出－电积，浸出－萃取－电积，细菌浸出等法，适于低品位复杂矿、氧化铜矿、含铜废矿石的堆浸、槽浸选用或就地浸出。湿法冶炼技术正在逐步推广，预计本世纪末可达总产量的20%，湿法冶炼的推出使铜的冶炼成本大大降低。主要矿物铜是一种典型的亲硫元素，在自然界中主要形成硫化物，只有在强氧化条件下形成氧化物，在还原条件下可形成自然铜。目前，在地壳上已发现铜矿物和含铜矿物约计250多种，主要是硫化物及其类似的化合物和铜的氧化物、自然铜以及铜的硫酸盐、碳酸盐、硅酸盐类等矿物。其中，能够适合目前选冶条件可作为工业矿物原料的有16种。即自然元素：自然铜（含铜近100%）；铜的硫化物：黄铜矿（含铜34.6%，括号指铜含量，下同）、斑铜矿（63.3%）、辉铜矿（79.9%）、铜蓝（66.5%）、方黄铜矿（23.4%）、黝铜矿（46.7%）、砷黝铜矿（52.7%）、

钨属于稀有元素，在地壳中含量仅为0.007%，我国钨（钨精矿）储量约占世界总储量的55%，居首位。华北、西北和西南都有产出，尤其是西起广西，经湖南、广东， 江西，东至福建的南岭山脉一带，钨矿最多。其中又以江西南部最为集中，大小矿山达数百处，大吉山、西华山、岿美山、盘古山等都是世界有名的钨矿山。我国选冶钨矿物原料与国外不同 国外长期以来开发的钨矿，主要是白钨矿，占总生产能力的60%。而我国尽管白钨矿已探明储量376万t，占全国钨矿总储量的71%，但由于一些大型、超大型钨多 金属 矿床的矿石物质成分复杂，嵌布粒度细，选冶技术尚未彻底解决，因而现阶段开采仍以石英脉型黑钨矿为主，占全国采出矿量的90%。 　　性质： 　　钨属亲石元素，主要以钨酸盐的形态存在于伟晶岩和热液矿床中；已知的钨矿约有15种，其中主要有黑钨矿和白钨矿两种。 　　(1)黑钨矿(Fe,Mn)WO4，又名钨锰铁矿，含WO3约76%，呈褐黑色至黑色，显半 金属 光泽，比重为7.1～7.9；属单斜晶系，晶体常呈厚板状，晶面上常有纵纹。黑钨矿常与石英脉共生在一起。 　　(2)白钨矿CaWO4，又名钨酸钙矿，含WO3约80%，常呈灰白色，有时略带浅黄、浅紫、浅褐等色，显金刚光泽或油脂光泽，比重为5.9～6.1；属四方晶系，晶形常呈双锥状，集合体多为不规则粒状或致密块状。白钨矿常与辉钼矿、方铅矿和闪锌矿共生在一起。 　　已知的含钨矿石主要有石英&mdash;黑钨矿矿石，硅卡岩&mdash;白钨矿矿石和砂矿等类型。 　　用途：钨精矿是生产钨铁、钨酸钠、仲钨酸铵（APT）、偏钨酸铵(AMT)等钨化合物的主要原料,其下游产品主要有三氧化钨、蓝色氧化钨、钨粉、碳化钨、硬质合金、钨钢、钨条、钨丝等。 　　生产工艺： 　　钨精矿的选矿工艺一般是由钨矿石(黑钨矿或白钨矿)经破碎、球磨、重选(主要有摇床、跳汰)、浮选、电选、磁选等工艺过程,生产出达到国家标准的黑钨精矿或白钨精矿,钨精矿的主要成份三氧化钨含量可达到65%以上。&nbsp;钨广泛应用于刀刃具、模具等的生产中。这种暴涨主要是供求关系所造成的，而造成这种供求关系的深层次原因，除了包含加工制造业发展因素以外，还有出口过量的因素在内。由于我国的汽车工业、机械加工工业以及采矿业的不断发展， 市场 对硬质合金、高速钢刀刃具的需求正在快速递增，同时对耐震钨丝、钨合金、钨电极等焊接材料的需求也以同样的比例增长。而在供给方面，尽管所有的钨矿点都在高速运转,但今年一季度 产量 仍然不比去年.今年一季度我国钨精矿 产量 为16300吨，比去年同期下降1.6%。

1. 概况     钨属于稀有元素，在地壳中含量仅为0.007%，我国钨储量约占世界总储量的55%，居首位。华北、西北和西南都有产出，尤其是西起广西，经湖南、广东， 江西，东至福建的南岭山脉一带，钨矿最多。其中又以江西南部最为集中，大小矿山达数百处，大吉山、西华山、岿美山、盘古山等都是世界有名的钨矿山。     我国选冶钨矿物原料与国外不同  国外长期以来开发的钨矿，主要是白钨矿，占总生产能力的60%。而我国尽管白钨矿已探明储量376万t，占全国钨矿总储量的71%，但由于一些大型、超大型钨多金属矿床的矿石物质成分复杂，嵌布粒度细，选冶技术尚未彻底解决，因而现阶段开采仍以石英脉型黑钨矿为主，占全国采出矿量的90%。      2. 性质     钨属亲石元素，主要以钨酸盐的形态存在于伟晶岩和热液矿床中；已知的钨矿约有15种，其中主要有黑钨矿和白钨矿两种。     (1)黑钨矿(Fe,Mn)WO4 ，又名钨锰铁矿，含WO3 约76%，呈褐黑色至黑色，显半金属光泽，比重为7.1～7.9；属单斜晶系，晶体常呈厚板状，晶面上常有纵纹。黑钨矿常与石英脉共生在一起。     (2)白钨矿CaWO4 ，又名钨酸钙矿，含WO3 约80%，常呈灰白色，有时略带浅黄、浅紫、浅褐等色，显金刚光泽或油脂光泽，比重为5.9～6.1；属四方晶系，晶形常呈双锥状，集合体多为不规则粒状或致密块状。白钨矿常与辉钼矿、方铅矿和闪锌矿共生在一起。     已知的含钨矿石主要有石英—黑钨矿矿石，硅卡岩—白钨矿矿石和砂矿等类型。      3. 用途     钨精矿是生产钨铁、APT（仲钨酸铵）的主要原料。      4. 产制     钨砂从岩体中采出，经粗碎、筛分及手选后，通常采用磁选、浮选以及重力、静电、化学选矿等方法进行精选，经精选后，可得到含WO3 为65%以上的钨精矿成品。

铜精矿 报告&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp; 《2010年中国铜精矿 行业市场 分析及投资价值 预测 报告》一共十三章，首先分析了铜精矿 行业 的发展历程及 产业 链，然后阐述了金融危机下铜精矿 行业 的 宏观 经济发展环境。报告分别从上下游两个方面分析了铜精矿 行业 相关 产业 的发展情况，随后，报告对铜精矿 行业 的整体运 行情 况、 产业 政策环境情况、 市场 整体发展情况作了详细的分析，并且阐述了全球铜精矿 行业 的发展运 行情 况；第九章详细分析了铜精矿 行业 的进出口状况及 预测 ；报告接着分析了国内重点区域铜精矿 行业 的发展状况，同时分析了铜精矿 行业 的 市场 竞争格局，通过分析国内铜精矿 行业 重点企业的运营状况进一步分明确了铜精矿 行业 的发展情况，报告最后分析了铜精矿 行业 的发展前景以及提供了金融危机下铜精矿 行业 的投资建议。&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp; 本研究报告主要依据了国家统计局、商务部、海关总署、国务院发展研究中心、中国经济信息中心、全国商业信息中心、中国经济景气监测中心以及国内外相关报刊杂志等公布的基础信息和提供的大量资料，对国内铜精矿 行业 的 市场 发展状况、供给与需求状况、竞争格局、发展趋势、重点企业以及营销策略等方面进行了深入的分析，并对中国铜精矿 行业 细分 市场 及消费者予以了重点分析，结合新经济形势下的各方面因素，对中国铜精矿 行业 的发展现状及趋势给予了客观的分析及 预测 。本报告具有实时性、准确性、可操作性三大特点，是铜精矿 行业 相关企业、研发机构、银行、政府部门和国际组织等单位不可缺少的决策参考资料。更多铜精矿报告请详见上海 有色金属 网&nbsp;

铜精矿报价&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp; 投资者对美国经济复苏的忧虑重现，本周 有色金属价格 先涨后跌。其中，铜和锌均下跌0.7%；但锡、铅和镍一周分别上涨5.4%、4.4%和0.2%。同时，随着美元走弱与原油走强，金价再度创出历史新高至1,257美元/盎司，当周上涨幅度为2.5%。　　本周，锑、钴和铋 价格 继续回落，一周跌幅分别为0.9%、2.5%和2.3%；但钼精矿 价格 小幅回升0.8%至1,990元/吨度。另外，本周稀土 价格 维持不变，仍处在年内高点。　　当周北美基本 金属 矿业股指数和黄金矿业股指数分别上涨3.4%和4.4%。A股 有色金属 板块则再次回落，当周下跌4.0%，大于同期沪深300指数2.3%的跌幅。　　2010年半年度的铜精矿加工费谈判开始，冶炼厂商和精矿供应商之间的分歧不大。我们预计半年度加工费将敲定在40美元/4.0美分附近，较今年上半年下跌14.0%，较去年同期下跌46.7%。这将是记录以来的最低点。　　半年度加工费的下滑符合我们此前的预期。一方面，目前铜精矿 市场 仍然紧张， 现货 铜精矿加工费甚至下跌至零；另一方面，冶炼产能的持续扩张导致铜冶炼产能利用率回落至历史低点。由于未来3年内仍没有大型铜矿投产，我们预计铜精矿加工费水平将难以大幅回升。铜冶炼企业的盈利能力将不容乐观。　　近期，昆士兰州政府要求中国铝业兴建一座氧化铝厂，以此为条件获取Aurukun铝土矿的开采租约。自从有了超级利得税议案之后，全球多家矿业公司在澳大利亚的投资项目出现了较大变化；中国铝业也正在重新评估Aurukun项目的可行性。　　近日，老挝政府代表团到广西 有色 集团访问，就合作开发矿产资源等进行洽谈。　　近年来，广西 有色 集团先后多次对柬埔寨、缅甸、老挝、泰国、印尼、马来西亚等国的矿产资源进行勘查，并在柬埔寨签订了合作项目。此次，广西 有色 集团计划在老挝先期投入两亿元，进行矿产资源的勘查。　　近期，对国内19家铜管企业的调研结果显示，6月份国内铜管企业的开工率继续维持高位，且较5月份的79.0%小幅增长。开工率高企的原因，一方面是来自空调企业的订单情况较为良好，另一方面是由于铜价的下跌带来终端消费商采购量的增加。不过，由于7～8月份传统淡季即将来临，企业预计开工率将受到一定影响。　　由于对澳大利亚征收资源利得税持不同意见，政府与矿企的争论日益升级。其中，澳政府将考虑转变其对矿业企业征收资源利得税新税种计划的实施方式，但各矿业巨头均表示尚未取得任何折衷方案。双方谈判仍存较大分歧.更多铜精矿报价信息请详见上海 有色金属 网&nbsp;

铜精矿标准&nbsp;铜精矿质量标准(YBll2-82)&nbsp;&nbsp;&nbsp; 该标准适用于经过选矿所得到的铜精矿，供炼铜用。&nbsp;&nbsp;&nbsp; (1)技术要求t&nbsp;&nbsp;&nbsp; 1)按化学成分铜精矿分为十五个品级，以干矿品位计算，应符合表4．2-1的规定。&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp; 2)精矿中水分不得大于14％，取暖期内不得大于8％。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 3)精矿中不得混入外来夹杂物．&nbsp;&nbsp;&nbsp; (2)包装：精矿为散装运输，少量也可包装。同品级为一批。更多铜精矿标准请详见上海 有色金属 网