废铝熔剂的研究在我国目前还是在发展研发阶段，有许多发明和创新都在废铝熔剂上面进行的，主要也是因为废铝回收利用这个工业在我国的发展比较慢，废铝熔剂必定是废铝回收利用的过程中使用的产品之一。接下来让我们简单介绍一下废铝熔剂。从废铝熔渣中回收 金属 的废铝熔剂，特别适用于从铝渣中回收 金属 铝（铝合金），属于 金属 处理或回收技术领域。通常从废铝熔渣中回收铝，工艺过程复杂，条件差，回收率低，本废铝熔剂包括由NaNO3，Na2SiF6和NaCl，KCl的予熔混合物等组成，使用它，可以在各种不同情况下回收铝，方法简单，使用量少，回收率高。从废铝熔渣中回收 金属 铝的废铝熔剂，其中含有Ｎａ↓［２］ＳｉＦ↓［６］（或Ｎａ↓［３］ＡｌＦ↓［６］）、ＮａＣｌ和ＫＣｌ的予熔混合物，其特征在于：（１）主要发热剂是ＮａＮＯ↓［３］（或ＫＮＯ↓［３］）　　（２）熔剂中各成份的重量百分比为：ＮａＮＯ↓［３］（或ＫＮＯ↓［３］）＂３０～６０％　　Ｎａ↓［２］ＳｉＦ↓［６］（或Ｎａ↓［３］ＡｌＦ↓［６］＂１５～３０％　　ＮａＣｌ，ＫＣｌ予熔混合物＂１０～４０％。更多关于废铝熔剂的相关信息可以登陆上海 有色 网查询，更多合作伙伴也可以在商机平台中寻找到！ 

随着顾客们提出“绿色”的理念，汽车驱动器更小，更轻，更能节省能量了。　　　　尽管政府人员提出低碳经济生活以及更少的二氧化碳排放，但这并不能意味着的小，比如说交通工具。　　　　Evora使用了更轻的铝和复合构件，包括复合顶板以及车身，使汽车减肥！

金矿堆淋助浸剂 金博公司研制生产的金矿堆浸助浸剂(ZNJ-102)是一种具有增加溶液渗透性、防止粉矿结垢和加速金溶解浸出能力的无毒环保的化工助剂。 本产品具有如下优点: (1)使用方便，无毒无腐蚀，无刺激性气味，不会污染周围环境和损害人体健康; (2)使用生产过程顺利，喷淋供液均匀，提高了金的浸出率，充分利用矿产资源，多产黄金; (3)提高了活性炭的载金容量，降低了生产材料消耗和生产成本; (4)缩短了生产周期，相对提高了处理矿量，实用性强。 产品使用方法与用量: 堆淋生产中，在调碱度期间将本产品加入到喷淋液的储液池中，待溶解完毕后随喷淋液喷入矿堆，每一次喷淋循环都要连续加入一定量的本产品，直至全部用量加入完毕。 该产品的用量参照下列公式计算: Q=kγS 式中: S—矿堆中生石灰的加入量，单位为吨。 γ—生石灰纯度百分比(%)，一般为50～80%。 K—用量系数，取0.1 ～0.2 。 一般在石灰用量的0.5-1.0倍即可。 产品使用效果: 下面两个表是本产品在云南和陕西两个黄金堆淋厂使用时所获得的测试结果。根据多家堆淋厂使用黄金助浸剂后的经验，金的浸出率普遍提高3-8个百分点，浸出时间缩短5-10天。

一、熔剂     闪速炉熔剂为石英石，一般要求含二氧化硅在80%以上，含铁在3%以下。砷、氟等杂质应尽量低。若有条件，可运用含金、银、铜的石英石。各厂闪速炉用石英熔剂成分实例见表1。 表1  闪速炉用石英熔剂成分实例，%厂名SiO2其它补白贵冶＞85Fe＜2  As＜0.1  F＜0.1河砂哈里亚瓦尔塔86～89Fe2O3 2.8  Al2O32.7足尾50～55S 30～33小坂80矿东予89.1Fe 3  Al2O3 3佐贺关92全化尾砂及海砂玉野80萨姆松92Fe 3凯特里91韦尔瓦90伊达哥80温山90伊萨贝拉97.8奥林匹克坝93.4    直接取得含铜低的弃渣的玉野式闪速炉，为操控炉渣含CaO4%，增加少数石灰作熔剂。     二、燃料     闪速炉常用燃料有重油、焦粉、粉煤及天然气等。各种燃料可独自运用，也可混合运用。燃料品种的挑选主要由区域燃料直销条件及报价决议。     因为烟气用于制酸，因而对燃料含硫无要求。     各厂闪速炉用燃料的实例见表2，表3。 表2  闪速炉用重油实例工厂品种低发热值GJ/kg元素组成，%CHSONW贵冶200号渣油4185.411.20.50.50.50.5足尾厂日本C重油418612佐贺关厂船用重油4486.511.22东予厂日本C重油418612格沃古夫厂重油85.911.12.5    注：贵冶用200号渣油Q低为41.023MJ/kg；粘度为400～600mPa·s；重油密度为0.97g/cm3。 表3  闪速炉用焦粉及粉煤的实例厂名品种粒度分析低发热值MJ/kg元素组成，%CHONS灰分佐贺关厂焦粉＋1.0mm 6.0%28.586.50.5810.111.0～0.5mm  14.0%0.5～0.149mm 44.7%0.149～0.044mm 21.9%－0.044mm 13.4%东予厂粉煤＋88目＜10%27.264.75.34.40.82.622玉野厂粉煤－100目＞90%    有的冶炼厂闪速炉选用天然气为燃料，例如巴亚马雷厂用的天然气含CH498%，低发热值为35590kJ/m3，圣马纽尔厂用的天然气热值为34000 kJ/m3。

鼓风烧结配料所采用的熔剂粒度小于6mm。配加的熔剂和数量须根据鼓风炉渣成分（即渣型）计算确定。       一、硅质熔剂  一般用石英石，含SiO290%以上。若用河砂或含金石英石，SiO2含量可适当降低，但不小于75%。       二、铁质熔剂  多用烧渣，含Fe45%以上。也可用铁屑或铁矿石。       三、块状石英石（尤其含金石英石）、铁矿石粒度大于30mm时，也可直接加入鼓风炉。       表1为熔剂的化学成分实例。   表1  熔剂的化学成分实例，％熔剂名称FeCaOSiO2Al2O3MgOPbZnSAuAg石灰石10.5754.330.95       石灰石20.4155.731.340.330.59     石灰石30.353.970.620.230.89     石英石10.191.0891.80.14      石英石20.52.2197.12       石英石31.261.0894.86       河砂12.41.3575.853.04      河砂21.510.687.48       河砂33.02.074～80  0.30.10.1  烧渣147.44.158.2       烧渣243.866.29.31       烧渣347.554.3510.21       平江金精矿38.120.0433.975.62 0.150.195.67133.815.4灵宝精矿14.230.640～60  0.2～1.80.2718～2430～70100～400秦岭精矿16.980.6347.47  5～131.5920.270150浸出渣银精矿8.243.214.241.41 4.8341.124.62.0560铜浸出渣30～40 30～35  0.01  8～10140     注：Au、Ag的单位为g/t。

火法炼金熔剂共有二类，一类是氧化熔剂，另一类是造渣熔剂。常用的氧化溶剂有硝石、二氧化锰，其作用是炉料中的贱金属（铜、铅、锌、铁等）和硫氧化成氧化物以便造渣，常用的造渣熔剂有硼砂、石英、碳酸纳等。其作用是与贱金属的氧化物反应生成炉渣。

本文介绍了熔剂精炼在铝合金熔体净化过程中的作用，熔剂的分类和要求，常用熔剂的组成，适用范围及使用方法等。 　　在铝及铝合金熔炼过程中，氢及氧化夹杂是污染铝熔体的主要物质。铝极易与氧生成A1202或次氧化铝（Al2O及A10）．同时也极易吸收气体（H）其含量占铝熔体中气体总量的70—90％，而铸造铝合金中的主要缺陷——气孔和夹渣，就是由于残留在合金中的气体和氧化物等固体颗粒造成的。因此，要获得高质量的熔体，不仅要选择正确合理的熔炼工艺，而且熔体的精炼净化处理也是很重要的。 　　铝及铝合金熔体的精炼净化方法较多，主要有浮游法、熔剂精炼法、熔体过滤法、真空法和联合法。本文介绍熔剂精炼法在铝合金熔炼中的应用。 　　1 熔剂的作用 　　盐熔剂广泛地用于原铝和再生铝的生产，以提高熔体质量和金属铝的回收率[1。2]。熔剂的作用有四个：其一，改变铝熔体对氧化物（氧化铝）的润湿性，使铝熔体易于与氧化物（氧化铝）分离，从而使氧化物（氧化铝）大部分进入熔剂中而减少了熔体中的氧化物的含量。其二，熔剂能改变熔体表面氧化膜的状态。这是因为它能使熔体表面上那层坚固致密的氧化膜破碎成为细小颗粒，因而有利于熔体中的氢从氧化膜层的颗粒空隙中透过逸出，进入大气中。其三，熔剂层的存在，能隔绝大气中水蒸气与铝熔体的接触，使氢难以进入铝熔体中，同时能防止熔体氧化烧损。其四，熔剂能吸附铝熔体中的氧化物，使熔体得以净化。总之，熔剂精炼的除去夹杂物作用主要是通过与熔体中的氧化膜及非金属夹杂物发生吸附，溶解和化学作用来实现的。 　　2 熔剂的分类和选择 　　2．1熔剂的分类和要求 　　铝合金熔炼中使用的熔剂种类很多，可分为覆盖剂（防止熔体氧化烧损及吸气的熔剂）和精炼剂（除气、除夹杂物的熔剂）两大类，不同的铝合金所用的覆盖剂和精炼剂不同。但是，铝合金熔炼过程中使用的任何熔剂，必须符合下列条件[3。8]。 　　①熔点应低于铝合金的熔化温度。 　　②比重应小于铝合金的比重。 　　⑧能吸附、溶解熔体中的夹杂物，并能从熔体中将气体排除。 　　④不应与金属及炉衬起化学作用，如果与金属起作用时，应只能产生不溶于金属的惰性气体，且熔剂应不溶于熔体金属中。 　　⑤吸湿性要小，蒸发压要低。 　　⑥不应含有或产生有害杂质及气体。 　　⑦要有适当的粘度及流动性。 　　⑧制造方便：价格便宜。 　　2．2熔剂的成分及熔盐酌作用 　　铝合金用熔剂一般由碱金属及碱土金属的氯化物及氟化物组成，其主要成分是KCl、NaCl、NaF．CaF，．、Na3A1F6、Na2SiF6等。熔剂的物理、化学性能（熔点、密度、粘度、挥发性、吸湿性以及与氧化物的界面作用等）对精炼效果起决定性作用。 　　2．2．1。氯盐：氯盐是铝合金熔剂中最常见的基本组元，而45％NaCl+55％KCl的混合盐应用最广。由于它们对固态Al2O3，夹杂物和氧化膜有很强的浸润能力（与Al2O3，的润湿角为20多度）且在熔炼温度下NaCl和KCl的比重只有1。55g／cm3和l。50g／cm3，显著小于铝熔体的比重，故能很好地铺展在铝熔体表面，破碎和吸附熔体表面的氧化膜。但仅含氯盐的熔剂，破碎和吸附过程进行得缓慢，必须进行人工搅拌以加速上述过程的进行。 氯化物的表面张力小，润湿性好，适于作覆盖剂，其中具有分子晶型的氯盐如CCl4 　　，SiCl4，A1C13，等可单独作为净化剂，而具有离子晶型的氯盐如LiCl、NaCl毛KCl、MgC12：等适于作混合盐熔剂。 　　2。2．2．氟盐：在氯盐混合物中加入NaF．Na3A1F6、CaF2。等少量氟盐，主要起精炼作用，如吸附、溶解Al2O3，。氟盐还能有效地去除熔体表面的氧化膜，提高除气效果。这是因为：a）氟盐可与铝熔体发生化学反应生成气态的A1F，、SiF4，、BF3，等，它们以机械作用促使氧化膜与铝熔体分离，并将氧化膜挤破，推入熔剂中； 　　b）在发生上述反应的界面上产生的电流亦使氧化膜受“冲刷”而破碎。因此，氟盐的存在使铝熔体表面的氧化膜的破坏过程显著加速，熔体中的氢就能较方便的逸出；c）氟盐（特别是CaF2：）能增大混合熔盐的表面张力，使已吸附氧化物的熔盐球状化，便于与熔体分离，减少固熔渣夹裹铝而造成的损耗， 而且由于熔剂——熔体表面张力的提高，加速了熔剂吸附夹杂的过程。 　　3铝合金熔炼中常用熔剂 　　熔剂精炼法对排出非金属夹杂物有很好的效果，但是清除熔体中非金属夹杂物的净化程度，除与熔剂的物理、化学性能有关外，在很大程度上还取决于精炼工艺条件，如熔剂的用量，熔剂与熔体的接触时间、接触面积、搅拌情况、温度等。 　　3．1常用熔剂 　　为精炼铝合金熔体，人们已研制出上百种熔剂，以钠、钾为基的氯化物熔剂应用最广。对含镁量低的铝合金广泛采用以钠钾为基的氯化物精炼剂，含镁量高的铝合金为避免钠脆性则采用不含钠的以光卤石为基的精炼熔剂。 　　铝合金熔炼过程中常用熔剂的成分及作用如表1（4-7）。 　　表1 常用熔剂的成分及应用 　　溶剂种类 组分含量，% 　　NaCl KCl MgCl2 Na3AlF6 其它成分 适用的合金 　　覆盖剂 39 50 6。6 CaF2 4。4 Al-Cu系，Al-Cu-Mg 　　系，Al-Cu-Si系Al-Cu-Mg-Zn系 　　Na2CO385。CaF15 一般铝合金 　　50 50 一般铝合金 　　KCl，MgCl280 CaF220 Al-Mg系Al-Mg-Si系合金 　　31 14 CaF210 CaCL244 Al-Mg系合金 　　8 67 CaF210，MgF215 Al-Mg系合金 　　精炼剂 25-35 40-50 18-26 除Al-Mg系，Al-Mg-Si系以外的其它合金 　　8 67 MgF215，CaF210 Al-Mg系合金 　　KCl，MgCl260，CaF240 Al-Mg系Al-Mg--Si系合金 　　42 46 Bacl26 （2号熔剂） Al-Mg系合金 　　22 56 22 一般铝合金 　　50 35 15 一般铝合金 　　40 50 NaF10 一般铝合金 　　50 35 5 CaF210 一般铝合金 　　60 CaF220，NaF20 一般铝合金 　　36-45 50-55 3-7 CaF 21。5-4 一般铝合金 　　Na2SiF630-50，C2Cl650-70 一般铝合金 　　40。5 49。5 KF10 易拉罐合金 　　从上表中可以看出，有些熔剂组分的含量变化范围较大，可以根据实际情况来确定。首先要根据合金元素的含量来确定[8]，因为大多数铝合金中主要元素含量都可在一定范围内变化，其次要根据所除杂质成分及含量来确定。因此，使用厂家除使用熔剂厂生产的熔剂外，最好根据所熔炼铝合金的成分调正熔剂组分比例，以找出最佳熔剂组成。 　　综合以上各种熔剂不难看出，当要熔制的铝合金成分确定后，熔剂成分的设计首先是主要成分（如氯化物）用量配比的选择，其次是添加组分（如氟化物）的选择。熔剂配好后，最好是经熔炼、冷凝成块、再粉碎后使用，因为机械混合状态的效果不好。 　　3。2熔剂用量 ． 　　熔炼铝合金废料时，废料质量不同，覆盖剂及精炼剂的用量也不同。 　　3。2。1．主覆盖剂用量 　　a）熔炼质量较好的废料，如块状料、管、片时覆盖剂用量（见表2）。表2 覆盖剂种类及用量炉料及制品 覆盖剂用量（占投料量的%） 覆盖剂种类电炉熔炼：一般制品特殊制品 0。4－0。5％0。5－0。6％ 普通粉状溶剂普通粉状溶剂煤气炉熔炼：原铝锭废 料 1－2％2－4％ KC1：NaC1 按1：1混合KC1：NaC1 按1：1混合 　　注：对高镁铝合金，应一律用不含钠盐的熔剂进行覆盖，避免和含钠的熔剂接触。 　　b）熔炼质量较差的废料，如由锯、车、铣等工序下来的碎屑及熔炼扒渣等时，覆盖剂用量（见表3）。 　　表3： 覆盖剂用量 　　类 别 用量（占投料量的%） 　　小碎片碎 屑号外渣子 6－810－1515－20 　　3．2．2精炼剂用量 　　不同铝合金、不同制品，精炼剂用量也各不相同（见表4）。 　　表4 精炼剂用量 　　合金及制品 熔炼炉 静置炉 　　高镁合金 2号熔剂5-6kg/t 2号熔剂5-6kg/t 　　特殊制品除高镁合金 普通熔剂5-6kg/t 普通熔剂6-7kg/t 　　LT66、LT62、LG1、LG2、LG3、LG4 出炉时用普通熔剂、叠熔剂坝 　　其它合金 普通熔剂5-6kg/t 　　注：①在潮湿地区和潮湿季节， 熔剂用量应有所增加 　　②对大规格的圆锭，其熔剂用量也应适当增加。 　　3。3熔剂使用方法 　　熔剂精炼法熔炼铝合金生产中常用以下几种方法 　　①熔体在浇包内精炼。首先在浇包内放入一包熔剂，然后注入熔体，并充分搅拌，以增加二者的接触面积。 　　②熔体在感应炉内精炼。熔剂装入感应炉内，借助于感应磁场的搅拌作用使熔剂与熔体充分混合，达到精炼的目的。 　　③在浇包内或炉中用搅拌机精炼，使熔剂机械弥散于熔体中。 　　④熔体在磁场搅拌装置中精炼。，该法依靠电磁力的作用，向熔剂——金属界面连续不断地输送熔体，以达到铝熔体与熔剂间的活性接触，熔体旋转速度越高，其精炼效果越好。 ⑤电熔剂精炼。此法是使熔体通过加有电场（在金属——熔剂界面上）的熔剂层，进行连续精炼。 　　在这五种方法中，电熔剂精炼效果最好。

冶炼厂的熔剂破碎与磨碎车间的设备配置关系比较复杂，扩建时不便于另外增建一个系列或改用较大型设备，故新建设计时，通常按一班制操作计算所需的设备能力，以后增产时，可以增加操作班次或时间。       一、破碎设备的选择       冶炼厂熔剂粗碎一般选用颚式破碎机，中碎一般选用标准（中型）圆锥破碎机，细碎一般选用短头圆锥破碎机。中、细碎也可以选用反击式或锤式破碎机，其优点是产量高，破碎比打，电耗小，缺点是反击板和板锤容易磨损。       若两段破碎时，第二段一般选用中型圆锥破碎机或四辊破碎机等；小型冶炼厂也有选用对辊破碎机的，因其设备构造简单，容易制造，但辊简易磨损，生产能力低，       近年来，某些新建或改扩建的中、小型有色金属选矿厂，破碎不含水和泥的矿石，在中、细碎作业中采用JC型深腔颚式破碎机、旋盘式破碎机及PEX型细碎颚式破碎机，其破碎比打。生产实际证明，该设备在节约能源、方便维修、降低碎矿成本、减少基建投资等方面，已初步显示出其优越性。从图1可以看出，PEX型细碎颚式破碎机的产品粒度特性基本上和中型圆锥破碎机的产品粒度特性相近似。该机和一般的颚式破碎机组合起来，可以得出15～20mm的产品（参见图2和图3），可以符合转炉和吹炼所需熔剂的粒度要求。若进厂熔剂粒度为120～210mm，则仅用细碎颚式破碎机一段即可。若进厂熔剂粒度为250mm以下，最终产品粒度5mm以下，则用JC型深腔颚式破碎机与旋盘式破碎机组合。    图1  PEX型细碎颚式破碎机与中型圆锥破碎机产品粒度特性曲线及其比较    图2  二段一次闭路破碎筛分流程实例    图3  三段半闭路破碎筛分设计流程图实例       二、破碎机生产能力计算       破碎机的生产能力与破碎物料的性质、进料粒度组成、破碎的性能、操作条件（如供给料情况、排料口大小）等因素有关。由于目前还没有包括这些因素的理论计算方法，设计时可用下列经验公式计算，然后参照生产实践数据校正。       （一）颚式、圆锥（标准、中型和短头）破碎机       1、开路破碎的生产能力计算   Q＝K1K2K3K4Q0     （1）       式中：          Q－设计条件下，破碎机的生产能力，t/h；          Q0－标准条件下（指中硬熔剂、堆积密度1.6t/m3）开路破碎时的生产能力，t/h，可按下式计算：   Q0＝q0e            K1－熔剂的可碎性系数，由表1选取；          K2－熔剂密度修正系数，由下式计算：   K2＝γ/1.6≈γT/2.7            K3－给料粒度或破碎比修正系数，由表2或表3选取；          K4－水分修正系数，进料水分5%以下时，可取1；          q0－破碎机排料口单位宽度的生产能力，t/（mm·h），查表4至表8；          e－破碎机排料口宽度，mm；          γ－熔剂的堆积密度，t/m3；          γT－熔剂的密度，t/m3。   表1  熔剂的可碎性系数K1熔剂种类普氏硬度系数f值K1值易     碎8以下1.1～1.2中等可碎8～161.0难     碎16～200.9～0.95   表2  粗碎设备的粒度修正系数K3给料最大粒度D最大和给料宽度B之比a0.850.70.60.50.40.3粒度修正系数K31.001.041.071.111.161.23   表3  中碎与细碎圆锥破碎机破碎比修正系数K3标准或中型圆锥破碎机短头圆锥破碎机e/BK3e/BK30.600.9～0.980.400.9～0.940.550.92～1.00.251.0～1.050.400.96～1.060.151.06～1.120.351.0～1.10.0751.14～1.20     注：1、e－指上段破碎机排料口；B－为本段中碎或细碎圆锥破碎机给料口。例如，上段采用颚式破碎机，本段为标准或中型圆锥破碎机；或上段采用圆锥破碎机，本段为短头圆锥破碎机。但当闭路破碎时，即指闭路破碎机的排料口与给料口宽度之比值；         2、设有预先筛分时取小值；不设预先筛分时取大值。   表4  颚式破碎机q0值破碎机规格250×400400×600600×900900×1200q0，t/（mm·h）0.40.650.95～1.001.25～1.30   表5  开路破碎时，标准和中型圆锥破碎机q0值破碎机规格Φ600Φ900Φ1200Φ1650q0，t/（mm·h）1.02.54.0～4.57.0～8.0   表6  开路破碎时，短头圆锥破碎机q0值破碎机规格Φ900Φ1200Φ1650q0，t/（mm·h）4.06.512.0   表7  开路破碎时，单缸液压圆锥破碎机q0值项目Φ900Φ1200Φ1650Φ1750Φ2200q0，t/（mm·h）标准型2.524.6 8.1516.0中  型2.765.4 9.620.0短头型4.256.7 14.025.0   表8  颚式破碎机生产实例厂    别设备规格 mm熔剂种类给料粒度 mm排料口宽度，mm生产能力 t/h大     冶450×750石英石、 石英石300～40010050白银一冶600×900石英石、 石英石48075～20035～120铜陵二冶400×600石英石、 石英石32040～10025～60云     冶400×600石英石30040～10012～32       2、闭路破碎时破碎机通过的熔剂量生产能力计算   Qc＝KQ0           （2）       式中：          Qc－闭路时破碎机的生产能力，t/h；          Q0－开路时破碎机的生产能力，t/h；          K－闭路时平均进料粒度变细的系数，中型或短头圆锥破碎机在闭路时一般按1.15～1.40选取（熔剂硬度大时取小值，硬度小时取大值）。        （二）光面对辊破碎机   Q＝60πDLdnγK     （3）       式中：          Q－对辊破碎机的生产能力，t/h；          D－辊筒直径，m；          L－辊筒长度，m；          d－排料口宽度，m；          n－辊筒转数，r/min；          γ－破碎熔剂的堆积密度，t/m3；          K－破碎机排出口的充满系数，一般按0.2～0.4选取，硬和粗粒物料取大值，反之取小值。       （三）反击式破碎机   Q＝60K1C（h＋ɑ）dbnγ     （4）       式中：          Q－反击式破碎机的生产能力，t/h；          K1－理论生产能力与实际生产能力的修正系数，一般取0.1；          C－转子上板锤数目；          h－板锤高度，m；          ɑ－板锤与反击板间的间隙，即排料口宽度，m；          d－排料粒度，m；          b－板锤宽度，m；          n－转子的转数，r/min；          γ－熔剂的堆积密度，t/m3。       （四）锤式破碎机   Q＝60ZLCdμKnγ      （5）       式中：          Q－锤式破碎机的生产能力，t/h；          Z－排料篦条的缝隙个数；          L－篦条筛格的长度，m；          C－筛格的缝隙宽度，m；          d－排料粒度，m；          μ－充满与排料不均匀系数，一般为0.015～0.0.7，小型破碎机较小，大型破碎机较大。          K－转子圆周方向的锤子排数，一般为3～6；          n－转子转数，r/min；          γ－熔剂的堆积密度，t/m3。       由于理论公式计算较复杂，锤式破碎机的生产能力多采用经验公式计算，当破碎中硬熔剂和破碎比为15～20时，可用下式计算：   Q＝（30～45）DLγ     （6）       式中：          Q－锤式破碎机的生产能力，t/h；          D－按转子外缘计的转子直径，m；          L－转子长度，m；          γ－破碎产物的堆积密度，t/m3。       以上经验公式都有局限性，应注意其使用条件。       三、需要破碎机台数的计算   n＝Qn/Q     （7）    式中：          n－需要破碎机台数；          Qn－破碎作业的设计产量，t/h；          Q－破碎机的生产能力，t/（h·台）。       表8至表10为铜冶炼厂熔剂破碎机生产实例。   表9  标准圆锥破碎机生产实例厂    别直径 mm熔剂种类堆积密度 t/m3给料粒度 mm排料口宽度，mm生产能力 t/h大     冶900石英石、 石英石1.490～15025～2850白银一冶1200石英石、 石英石1.6411520～3042～135铜陵二冶900石英石、 石英石1.511012～2540   表10  短头圆锥破碎机生产实例厂    别直径 mm熔剂种类堆积密度 t/m3排料口宽度，mm产品粒度 mm生产能力 t/h备注大    冶1200石英石、 石英石1.48～106～850闭路白银一冶1200石英石、 石英石1.5～1.66～10～1550开路

在熔铸金或银锭时，一般均应参加适量的熔剂和氧化剂。一般参加硝石加碳酸钠或硝石加硼砂。参加碳酸钠也能放出活性氧，以氧化杂质，故它既能起稀释造渣的熔剂效果，也能起到必定的氧化效果。 熔剂与氧化剂的参加量，随金属纯度的不同而增减。如熔铸含银99.88%以上的电解银粉，一般只参加0.1%～0.3%的碳酸钠，以氧化杂质和稀释渣。而熔炼含杂质较高的银，则可参加适量的硝石和硼砂，以强化氧化一部分杂质使之造渣而除掉。这时，也应适当添加碳酸铺量。由于银在熔融时能溶解很多的氧，一般说来，氧化剂的参加量不宜过多，由于有必要维护坩埚免遭激烈氧化而损坏。且石墨坩埚归于酸性材料，因此也不宜参加过多的碳酸钠。 熔铸含金99.9%以上的电解金，一般参加和硼砂各约0.1%，并参加0.1%～0.5%的碳酸钠造渣。对纯度较低的金，可适当添加熔剂和氧化剂。 熔炼金、银的进程中，坩埚液面邻近如因激烈氧化有或许“烧穿”时，可参加适量洁净而枯燥的碎玻璃以中和渣，防止形成坩埚的损坏而丢失金、银。通过氧化和造渣的熔炼进程，铸成锭块的金、银档次较之质料均有所提高。故熔铸进程中，参加适量的熔剂和氧化剂是十分必要的。

铝在航空器上应用已渡过111个春秋，铝对航空航天工业的发展作出了永载史册的功绩，并在继续发挥着不可替代的作用。是铝使人类实现了飞天梦想。1903年12月17日美国人莱特（Wright）兄弟发明与制造的“莱特飞行器一号”（WrightFlyer1）在美国俄亥俄州滨海小城戴顿（Daton）腾空而起，尽管只飞行了短暂的59s，还不到1min，飞行距离也仅36.58m，却有着划时代的历史意义，是由人（弟弟奥维尔·莱特）驾驶的与由动力装置驱动的人造飞行器，标志着人类飞翔的开启与探索宇宙时代的来临，戴顿市也成了现代航空工业发祥地。　　　　“莱特飞行器一号”的发动机缸体（engineblock）是用匹兹堡冶金公司（PittsburghReductionCompany,1907年改名为美国铝业公司，Aluminum Compang of America）生产的含92%Al及8%Cu的硬铝合金（hardaluminumalloy）铸造的，这是铝在飞行器上首次应用。自此以后，铝就与飞行器及航天器结下了不解之缘，可以毫不夸张地说，没有铝就没有今天这样兴旺发达的航空航天事业，就很难实现“嫦娥”奔月。从“莱特飞行器一号”到计划于2025年投入运营的波音飞机公司研发的概念飞机，从中国自主研发的ARJ21“翔凤”支线客机到欧洲空客公司生产的当下的空中巨无霸客机A380，从燃油飞机到太阳能飞机，从中国2008年9月25日发射的“神州”七号载人宇宙飞船火箭到美国国家航空航天管理局预计于2020年运送宇航员重返月球的战神一号载人运载火箭都离不开铝，都有铝合金的丰功伟绩。　　　　在此还得向大家讲一个有关飞机发明之急的小故事，巴西人认为飞行器是巴西杜蒙特发明的：1906年11月12日他驾驶一架他设计制造的名叫“Blis14”的飞行器在法国巴黎郊区进行了一次公开试飞，飞行高度6m，飞行距离220m。圣杜蒙特的这次试飞虽然比美国莱特兄弟的首次飞行晚了3年，但在当时的欧洲却被视为世界上靠前次成功的动力飞行。　　　　巴西知名物理学家、里约热内卢天文馆馆长巴若斯经过长期研究调查后认为，莱特兄弟当时所发明的飞行器并不是依靠自身动力推动起飞的，他们的飞行没有达到真正意义上“飞”的飞行。他们利用了一个斜坡来使其“飞机”起飞，在起飞时，哥哥威尔伯还跟着飞行器狂奔，托举它的翅膀，直到飞起来，而且它们是在“偷偷摸摸”进行的，旁边没有专业人员监督，就像比赛场上没有裁判，因此他们的成绩不能算数，而圣杜蒙特的飞行则真正依靠飞行器的自身引擎推动，没有借助任何其他工具，而且它的飞行是在众多专业人员的监督下进行的，众目睽睽，飞行高度和距离远远超过莱特兄弟首次试飞，相比来说，他们的那次所谓“历史性飞行”不过是一次“长时间长距离跳跃”。

中铝西南铝企业承担了“神九”铝合金关键材料的研发　　　　6月16日，承担着实施中国首次载人空间交会对接任务的“神舟九号”飞船在酒泉卫星发射中心成功发射升空。中铝西南铝企业为“神舟九号”飞船提供了多个品种、规格的高品质铝合金材料，再次用实际行动彰显了西南铝以国家急需为己任的社会责任感，彰显了西南铝作为中国铝加工业排头兵的强大研发、生产实力。　　　　6月16日晚上，西南铝干部职工群情激奋，聚在一起，收看了“神舟九号”发射的实况直播。当“神舟九号”点火升空，飞入太空的时候，大家挥动手中的小旗，欢呼雀跃，纷纷鼓掌表示祝贺，他们为自己亲手生产的新材料装备在“神舟九号”而感到自豪，更为祖国科技、航天技术的巨大进步感到骄傲。　　　　据了解，从“神一”到“神九”，西南铝承担着为运载火箭和航天飞船提供铝合金材料的研制重任。航天工程所需的关键铝合金材料具有高冶金质量、高性能的技术指标要求及品种规格多、构件尺寸大的特点，其所用材料的组织、性能及表面精度等要求极其严格。国外长期实行技术垄断和封锁。　　　　在“神舟”系列飞船所需铝合金关键材料的研发过程中，西南铝充分发挥技术优势，进行新材料、新产品的自主研发，开展工艺技术研究，实施技术改造，有效地解决了一系列工艺难题，取得了熔铸、热加工、热处理等一系列科研成果，攻克了材料研发生产中的多项关键技术难关，实现了批量生产，确保了工程需要。西南铝为“神舟”系列飞船提供的铝合金材料，无论在强度、塑性、耐腐蚀性和抗疲劳度等各方面的综合性能都达到了国际先进水平，达到了航天所需的严格要求，保证了飞船的安全可靠。　　　　此次西南铝为“神舟九号”提供了包括板材、锻环在内的多种铝合金材料，主要应用于飞船蒙皮、结构件、火箭推进器连接环件和飞船结构件。早在1989年，西南铝就为运载火箭研制出直径3.5米的巨型大锻环，并已应用于发射“神舟”系列飞船和“嫦娥”系列卫星。目前，西南铝已成功生产出直径5米以上的巨型铝合金锻环，为推进中国未来的太空计划打下了材料基础。　　　　40多年来，西南铝已为国家“大飞机”项目、人造卫星、“长征”系列火箭、“神舟”系列宇宙飞船、“嫦娥”系列卫星、北斗导航系列卫星等国家重点工程提供了大量高品质新材料。　　　　“神舟九号”飞船发射圆满成功，西南铝干部职工欢欣鼓舞。他们表示，每一次飞船发射，都感受到祖国越来越强大；每一次飞船升空，都感受到研发新材料的责任更大，担子更重。在今后的工作中，他们要再接再厉，研制出更多、更好的产品装备在我们的航天器上，为国家航空事业的发展做出更大贡献。　　　　东轻为“神九”提供了大量高强、高韧、耐腐蚀以及超塑性铝合金材料　　　　6月16日，备受瞩目的“神舟九号”飞船在长征二号F遥九运载火箭推力下搭载三名航天员在酒泉卫星发射中心发射升空，执行中国航天首次载人交会对接任务，并开展空间科学实验。　　　　“神九”的发射成功，让东轻人再一次感受到无比的喜悦和自豪，因为飞船和运载火箭上很多铝合金材料都来自东北轻合金有限公司。

随着能源危机加剧，汽车的节能减排技术成为我们目前国内外非常热的话题。轻量化应该是节能减排的有效手段，不管是传统汽车还是新能源汽车，它的重量、减重都是我们面临的话题。随着轿车每减轻10%燃油消耗就减少6%到8%，这个问题已经得到国内外各个汽车企业的高度重视。     目前随着轻量化材料的应用，焊接和连接工艺的发展趋势来看主要是传统的机械连接等，这些将会越来越少。对铝合金的摩擦搅拌点焊来看以后会逐渐增加。特别是有可能是一些负荷的连接技术可能会成为以后无论是学术界，还是工业界研究的热点。比如说交界点焊，包括铆接和电阻焊怎么结合，这是一个发展趋势。     在铝合金自成铆接技术方面，SPR铆接有很多优势，特别是适合于铝合金方面的连接。它的强度比单个点焊提高30%，连接变形也比点焊，或者弧焊连得少。铝和钢的连接可以采用冷技术过渡，这种技术比较大的优势是在焊接过程当中金属在过渡时候电流可以减少到几乎为零，同时焊丝的回抽运动帮助溶滴脱落，热输入可以降低30%。变形小、无飞溅。

一、流程选择       当冶炼工艺采用湿式配料时，要求熔剂粒度小于0.2mm，熔剂经破碎作业后需再经过磨碎作业。有时，闪速炉熔炼和熔池熔炼的熔剂亦需经过磨碎。一般采用一段磨碎，磨碎机的排料送螺旋分级机分级，形成闭路。白银自产铜精矿用湿式配料配入熔剂，石英右和石灰石先经三段开路破碎流程破碎到－15mm，然后给入1500×1500mm湿式球磨机，排料流入分级机，其返砂返回球磨机，溢流泵至精矿浓密池配入精矿中，其流程见图1和2。    图1  三段开路破碎筛分流程图实例    图2  熔剂磨碎分级流程实例       二、流程计算       以图2为例，其计算方法如下：   Q1＝Q4 Q5＝CQ1 Q2＝Q3＝Q1＋Q5       式中：          Q1Q2……－各产物数量，t/h；          C－磨碎机循环负荷率，%由试验或生产数据确定，或参考表1选定。   表1  磨碎机不同磨碎条件下适宜的循环负荷配置条件磨碎段磨碎粒度上限 mmC值 %磨碎机与分级机闭路Ⅰ0.5～0.3 0.3～1.0150～350 250～600磨碎机与旋流器比例Ⅰ0.4～0.2 0.2～1.0200～350 300～600

一、铅锌氧化矿     表1为会泽铅锌矿的铅锌氧化矿化学成分实例。 表1  铅锌氧化矿各矿种的化学成分实例，%（一）矿种PbZuGe g/tFe共生矿3.19～7.13.63～13.1950～9013.53～17.0砂矿0.65～4.480.68～14.6519～533.18～26.32单锌矿0.11～2.940.72～6.0840～601.5～8.68古炉渣3.29～5.115.15～9.4839～5320.8～32.4续表1  铅锌氧化矿各矿种的化学成分实例，%（二）矿种SiO2CaOMgOAl2O3共生矿10.02～14.658.90～16.220.32～7.491.32～8.03砂矿4.69～50.120.46～22.130.11～9.53.40～18.56单锌矿2.3～23.139.34～42.371.84～12.660.71～10.5古炉渣18.6～22.51.04～4.171.30～3.503.6～6.4    二、熔剂     熔剂为石灰石。用制团的方法造块时，块状石灰石加入鼓风炉；用烧结法造块时，石灰石的粒度应小于6mm，在烧结配料时加入，以期得到自熔性烧结块。    三、燃料     表2为焦炭性质及化学成分实例。 表2  焦炭性质及化学成分实例焦种块度 mm固定碳 %挥发分 %灰分 %灰分的化学成分，%SiO2FeCaOMgOAl2O3土焦20～20050～673～1030～4053～5910～123～101.514～17机焦30～15081.61.8316.0244.510.061.240.81

电工铝杆用高效排杂净化熔剂介绍福州大学机械工程系傅高升博士等研制的DJ-1熔剂是电工铝圆杆的一种高效排杂净化熔剂，当配以熔体过滤时，净化效果会显著提高，除杂率及气孔降低率分别可达83.6%及91.2%，并能改善气、杂存在形态，从而能显著材料的力学性能特别是塑性。晶粒细化剂在以该熔剂处理后的熔体中形核效果大为提高，改善材料的力学性能与降低电阻率。

高炉炼铁对碱性熔剂3个质量要求 (1)碱性气化物(CaO+MO)含金高，酸性氧化物(SiO2十AL2U3 )愈少愈好。否则，冶炼单位生铁的熔刘消耗量增加，渣量增大.焦比升高。一般要求石灰石中CaO的质量分数不低丁50%.Si02和Al2O3的总质量分数不超过3.5%, 2)有害杂质硫、磷含量要少。石灰石中一般硫的质量分数只有0.01%-8.O8%,磷的质量分数为0.001%-0。03%。 (3)要有较高的机械强度要均匀，大小适中。适宜的石灰石入炉粒度范围是;大中型高炉为20-50mm，小型高炉为10-30mm。 当炉渣黏稠引起炉况失常时还可短期适量加人萤石(CaF2 )，以稀释渣和洗掉炉衬上的堆积物，因此常把萤石称洗炉剂.

破碎筛分流程计算，一般只求出各段破碎和筛分产品的产量Q和产率r，各作业过程的损失可忽略不计。       计算破碎筛分流程必须具备以下原始资料：       一、按原矿计的生产能力。       二、原矿的粒度特性：若无实测资料，可参考典型的粒度特性曲线（图1）进行近似计算，但要知道矿石的物理性质，如何碎性等级或硬度及供料最大粒度。    图1  原矿粒度特性曲线       三、各段破碎机的粒度特性：可参考图2至图7进行近似计算。    图2  颚式破碎机产品粒度特性曲线    图3  标准圆锥破碎机产品粒度特性曲线    图4  中型圆锥破碎机闭路破碎产品粒度特性曲线    图5  短头圆锥破碎机开路破碎产品粒度特性曲线   （因本图表不清，需要者可来电免费索取）    图6  短头圆锥破碎机闭路破碎产品粒度特性曲线   （因故图表不清，需要者可来电免费索取）    图7  PEX型细碎颚式破碎机与中型圆锥破碎机产品粒度特性曲线及其比较       计算时，各段筛分作业的筛分效率，固定筛一般为50%～60%，振动筛一般为80%～85%。       破碎筛分流程的基本类型及计算公式列于表1。   表1  破碎筛分流程的基本类型及计算公式      Q1－原矿两，t/h；     Q2，Q3，Q4……Qn－各产物的重量；     β1，β2……βn－原矿及各产物中小于筛孔的级别含量，%；     E－筛分效率，%；     Cc－破碎机的循环负荷，%；     Cs－筛分机的循环负荷，%。       破碎产品最大粒度d最大与破碎机排矿口、筛分作业的筛孔及筛分效率的合理组合关系见表2。   表2  d最大与破碎机排矿口、筛孔、筛分效率的关系矿石可碎性破碎流程组合关系破碎机排矿口 e筛孔 ɑ筛分效率E%中等闭路（流程c）0.8d最大1.2 d最大80～85闭路（流程d）0.8d最大1.4 d最大65开路（振动筛）0.4～0.5d最大1.0 d最大85难碎闭路（流程c） 1.15 d最大80～85闭路（流程d） 1.3 d最大65开路（振动筛） 1.0 d最大85       以图8的破碎筛分流程图为例，介绍其流程计算方法于下，为便于计算起见，改为图9形式。    图8  三段一次闭路破碎筛分流程图实例    图9  熔剂破碎筛分流程计算图       该厂处理中等可碎性石英石，日处理量为400t/d，按每日操作8h计，则Q1＝50t/h。进厂的最大粒度D最大＝300mm，要求破碎产品的最大粒度d最大为6mm和25mm两种。       按破碎比： ί＝ί 1 ί 2 ί 3   ί＝300/6＝50       参照标题“冶炼厂熔剂破碎筛分流程的计算” 中的表2，取ί 1＝3，ί 2＝3则ί 3＝ί/ ί 1 ί 2＝50/（3×3）＝5.5。       （一）各段破碎产品最大粒度的计算：   d2＝D最大/ ί 1＝300/3＝100mm   d3＝d2/ ί 2＝100/3＝33.3mm   d7＝d3/ ί 3＝33.3/5.5＝6mm       （二）各段破碎机的排矿口（最大颗粒与排矿口尺寸比值Z查标题“冶炼厂熔剂破碎筛分流程的计算”中的表3）   e2＝d2/Z＝100/1.6＝62.5mm（取65mm）   e3＝d3/Z＝33.3/1.9＝17.5mm（取20mm）       短头圆锥破碎机的排矿口e7，参照表2。   e7＝0.8，d7＝0.8×6＝4.8mm（取5mm）       （三）筛孔尺寸和筛分效率       根据对产品最大粒度的要求，确定ɑ1＝25mm，ɑ2＝6mm。       设E上、E下分别为上、下层筛的筛分效率取E上＝0.8，E下＝0.65。       （四）破碎作业计算       参照表1，   Q1＝Q2＝Q3＝Q4＋Q5＝Q8＝50t/h   Q6＝Q7＝C Q3       循环负荷率                      式中：          β30～25－破碎机排矿产物3中25mm以下粒级含量，%，查图3得出；          β70～25－破碎机排矿产物7中25mm以下粒级含量，%，查图6得出。       参照表1，   Q4＝Q8β80～6E下＝Q3β30～6E下＋Q7β70～6E下                                 ＝50×0.25×0.65＋25×0.52×0.65                                 ＝16.58t/h       式中：          β80～6－产物8中6mm以下粒级含量，%，应按实测资料计算，若无实测资料，可假设产物3和产物7中6mm以下粒级的全部通过上层筛，此处即按产物3和产物7的粒级特性曲线近似计算；          β30～6－产物3中小于6mm粒级含量，%，查图3得出；          β70～6－产物7中小于6mm粒级含量，%，查图6得出。   Q5＝Q8－Q4＝Q3－Q4＝50－16.58＝33.42t/h       任一产物的产率       式中：          Qn－任一产物的产量，t/h；          Q1－流程的给矿两，t/h。             （计算从略）

破碎作业一般分为粗、中、细碎三段，其粒度的划分见表1。   表1  粗、中、细碎粒度的划分项  目给料粒度，mm出料最大粒度，mm粗  碎＞30100～150中  碎100～30030～100细  碎50～1005～30     注：冶炼厂一般要求矿山供应300mm左右的熔剂。       表1的划分是相对的，可以大致说明破碎分段的情况。有些破碎机可兼有粗、中碎或中、细碎的作用。破碎段数的确定主要依给料粒度、产品粒度及所选用的破碎设备型号、性能而定。       熔剂破碎设备的破碎比用i＝D/d表示，式中i为破碎比，D与d分别为破碎前后物料的最大粒度。       总破碎比等于各段破碎比的乘积。主要破碎机的破碎比范围可参照表2选取，熔剂硬度大的取值小，硬度小的取大值。   表2  破碎机在不同情况下的破碎比范围破碎段数破碎机型式流程类型破碎比第Ⅰ段 第Ⅱ段     第Ⅱ段或第Ⅲ段               第Ⅲ段  颚式破碎机 标准圆锥破碎机 中型圆锥破碎机 同上 对辊破碎机（光面） 同上 对辊破碎机（齿面） 反击式破碎机 同上 捶式破碎机（单转子） 捶式破碎机（双转子） 细碎颚式破碎机 短头圆锥破碎机 同上开路 开路 开路 闭路 开路 闭路 开路 开路 闭路 开路 开路 开路 开路 闭路3～5 3～5 3～6 4～8 3～8 3～15 10～15 10～15 8～40 10～15 30～40 10～21 3～6 4～8       几种主要破碎机排料中大于排矿口尺寸的过粗颗粒含量β和最大颗粒与排矿口尺寸之比Z见表3。   表3  破碎机排矿中大于排矿口颗粒含量β和最大颗粒与排矿口尺寸之比Z矿石硬级颚式破碎机标准圆锥破碎机短头圆锥破碎机β，%Zβ，%Zβ，%Z硬 中硬 软38 25 131.75 1.60 1.4053 35 222.4 1.9 1.675 60 382.9～3.0 2.2～2.7 1.8～2.2     注：1、短头圆锥破碎机闭路时取小值，开路时取大值；         2、最大颗粒度为95%的熔剂通过筛孔尺寸的粒度，用d最大表示。       熔剂破碎作业的总破碎比：i＝D最大/d最大。式中D最大和d最大分别为进厂熔剂和最终破碎产品的最大粒度。       在实际应用中，要求的总破碎比往往较大，物料需经几段破碎才能达到最终的粒度。破碎机常和筛子组成破碎筛分流程。       破碎筛分流程中的筛分主要有预先筛分和检查筛分之分。预先筛分的作用是把给料中小于破碎机排料粒度的粒级分出，以减轻破碎机的负荷和磨损检查筛分的目的是控制破碎产品的粒度以及充分发挥破碎机的能力，其筛孔尺寸大致为所要求粒度的大小，筛上产品为不合格产品，返回破碎机再行破碎，筛下产品为合格产品。       冶炼厂用作熔剂破碎的设备能力，一般均比较富余，同时为避免增加设备和厂房，通常不单设预先筛分而在最后一段设检查筛分，也可兼作预先筛分之用。凡是不带筛分或仅有预先筛分的为开路流程，凡是有检查筛分的为闭路流程。       在设计中通常用普氏硬度系数f作为物料的硬级分类，f＝16～20为难碎性矿石或硬矿石；f＝8～16为中等可碎性矿石或硬矿石；f＜8为易碎性矿石或软矿石。f大致等于抗压强度（MPa）的1/10，可以用试验室测定的为标准。       图1至图9为熔剂破碎筛分流程图实例。    图1  三段一次闭路破碎筛分流程图实例    图2  三段开路破碎筛分流程图实例    图3  二段一次闭路破碎筛分流程图实例（1）    图4  二段一次闭路破碎筛分流程图实例（2）    图5  二段一次闭路破碎筛分流程图实例（3）    图6  二段开路破碎设计流程图实例    图7  二段一次闭路破碎筛分流程图实例（4）    图8  二段开路破碎筛分设计流程图实例    图9  三段半闭路破碎筛分设计流程图实例       开路流程的优点是比较简单，设备少，扬尘点也较少。缺点是当要求破碎产品粒度较细时，破碎效率较低。闭路流程的破碎效率较高，但需要设备较多，流程较复杂。       闭路流程的检查筛分是先筛去合格产品，筛上物入最后一段破碎，破碎产物返回筛分。当入筛粒度较大且有一部分产物符合某种产品要求时，宜采用双层筛。

火法冶炼作业需要的熔剂可以由本企业所属矿山按具体要求提供，或向外单位定购，也可以在本厂设置熔剂破碎与磨碎工序（车间或工段）自产。重有色冶金炉对入炉熔剂的粒度要求见表1。   表1  重有色冶金炉对入炉熔剂的粒度要求冶金炉熔剂粒度，mm备注石英石石灰石铜流态化焙烧炉 铜密闭鼓风炉 铜熔炼反射炉 铜白银炉 铜电炉 铜闪速炉   铜转炉   铜火法精炼炉 铅鼓风炉 铅锌鼓风炉 锡反射炉 锡电炉 氧气底吹炼铅炉 镍闪速炉 镍电炉＜3 40～50 ＜6 ＜6 3～5 ＜0.5   5～25   2～3 ＜6   ＜3～6 ＜10 ＜3 ＜0.3 5～10＜3 30～80 ＜6 ＜6 3～5 （石灰）       （石灰） ＜6 ＜6 ＜5～6 ＜10 ＜3    湿式配料时＜0.2 其它块度20～100         铜连续吹炼炉 石英石3～25

我国钼矿规划较大，储量大于10万t的大型钼矿占全国总储量的76%，储是在1万～10万t的中型矿床占全国总储量的20%。就矿石类型来看，在我国已探明的钼矿储量中，以便于使用的硫化钼矿石为主，其储量约占钼矿总保有储量的99%，而不方便使用的氧化钼矿石，混合钼矿石及类型不明的钼矿石只占全国总保有储量的1%。加强对硫化钼矿石的选矿实验研讨，关于有用使用钼矿资源具有重要意义。青海新近发现了一处大型矽卡岩型辉钼矿床，文中具体叙说了针对该钼矿进行的浮选工艺技术条件的实验研讨。     一、矿石性质     （一）原矿石化学组成 表1  原矿石首要化学成分分析   （%）组分MoBiCuPbAu×10-6ZnS含量1.040.010.060.010.200.020.96组分PAg×10-6AsCoSiO2Al2O3MgO含量0.022.170.020.0240.2411.432.14       由表1标明，原矿石中Mo含量为1.04%，其他伴生有价金属含量低，P、As等有害元素含量低。     （二）矿藏组成及其嵌布特征     该原矿石中金属矿藏组成简略，首要金属矿藏为辉钼矿，首要脉石矿藏为石榴子石、透辉石等。在矿石矿藏组成见表2。首要金属矿藏的特征；辉钼矿呈半自形晶-它形鳞片状，呈不均匀团块和浸染状散布于石榴石粒间。辉钼矿浸染状集合体嵌布粒度为0.1～1.2mm，其间0.1～-0.4mm含量10.0%，＋0.4～-0.6mm70%，＋0.6～-1.2mm20.0%。黄铁矿呈它形粒状存在于石榴子石微裂隙中，粒度≤0.02mm。 表2  原矿石矿藏组成类别首要矿藏非必须矿藏微量矿藏氧化矿藏 硫化矿藏 硅酸盐矿藏 碳酸盐矿藏 硫酸盐矿藏石英 辉钼矿 石榴子石、透灰石、绢云母 方解石 -- 黄铁矿 硅辉石、钙铁辉石 - -- - -   -     二、实验成果与评论     本矿石为典型矽卡岩型辉钼矿石，原矿石含钼1.04%，含硫0.96%，依据矿石性质，进行了探究实验，实验成果标明，本矿石组成简略，选用浮选工艺即可完成钼矿藏与脉石别离。     原矿石中含有的透辉石、绢云母等硅酸盐脉石易于泥化，因为细泥对药剂的吸附下降了药效，并使矿浆粘性添加，使细泥黏附在辉钼矿表面，构成包裹层，影响辉钼矿的浮选，参加水玻璃战胜矿泥影响。实验成果标明，水玻璃能激烈按捺硅酸盐脉石，一起对细泥有抗絮涣散作用。当水玻璃用量适其时，还能够将涣散的细泥选择性吸附，从而使细泥表面亲水化而被按捺沉积，下降矿浆的黏性，削减细泥对辉钼矿表面的污染，使辉钼矿从细泥的絮凝体中开释，改进浮选进程，进步浮选目标。     捕收剂对浮选目标的影响：本实验选用火油作为捕收剂，101复合松醇油作为起泡剂。火油对辉钼矿的选别具有较好的选择性。101复合松醇油与2#油比照实验成果标明，101复合松醇油起泡功能强、用量少，用于辉钼矿，不仅能进步收回率，并且能进步钼精矿质量。     将粗选钼精矿再磨后精选与不再磨直接精选作比照实验，以调查再磨后精选的作用。比照实验成果标明，因为粗选钼精矿单体解离充沛，再进行磨矿会形成辉钼矿过破坏而促进其难选，并且再磨还形成矿泥进一步添加，因而精选前对粗选钼精矿不再进行磨矿。     （二）粗选条件实验     1、磨矿细度对浮选目标的影响     磨矿细度实验工艺条件为火油用量60g/t，101复合松醇油用量24g/t，浮选时刻4min，不同磨矿细度与浮选目标的联系见图1。跟着磨矿细度的添加，钼选矿目标逐步进步，当磨矿细度为-200目90%时，钼收回率为 86.0%，钼选矿目标有下降趋势。这说明当磨矿细度较低时，辉钼矿颗粒不能与脉石矿藏单体解离，且颗粒重，不能有用上浮，简略形成过磨，涂改在脉石矿藏表面，使这部分脉石进入精矿中，影响质量。另外因过磨使矿泥添加，导致浮选环境恶化，形成钼收回率下降。图1  磨矿细度实验成果[next]     2、水玻璃用量实验     在磨矿细度为-200目90%，火油用量60g/t，101复合松醇油用量24g/t，浮选时刻4min条件下，进行水玻璃用量实验。由图2标明，跟着水玻璃用量添加，在钼档次改变不大的状况下，钼收回首先进步再下降。当水玻璃用量为500g/t时，粗选可得到钼收回率93.10%、钼档次36.78%的技术目标。图2  粗选水玻璃用量实验成果     3、火油用量实验     使用以上实验的各项条件，进行火油用量实验。由图3标明，跟着火油用量添加，钼收回率有所添加，火油用量为60g/t时，收回率目标趋于稳定，为此断定火油最佳用量为60g/t。图3  火油用量实验成果     （二）精选实验     精选作业水玻璃用量实验成果见图4。由图4能够看出，精选中参加适量水玻璃有利于选矿目标改进，当水玻璃用量为50g/t时，可得到钼精矿收回率87.2%、钼档次55.8%的目标；再持续加大水玻璃用量，钼收回率下降。图4  精选水玻璃用量实验成果     （三）闭路实验     在条件实验及最佳条件开路实验的基础上，按图5所示的流程结构和工艺条件进行闭路实验，实验成果见表3。 表3  闭路实验成果  （%）产品名称产率档次收回率精矿 尾矿 原矿1.94 98.06 100.051.68 0.04 1.0496.40 3.60 100.0     为了调查钼精矿质量与尾矿中钼的丢失状况，对闭路终究精矿进行了化学多元素分析；对终究尾矿进行了筛水析实验与显微镜下调查，见表4。从表4能够看出，闭路钼精矿等第较高，SiO2、As、Sn、Pb等杂质含量完全符合对钼精矿的国家质量标准要求。尾矿筛水析实验与显微镜下调查成果标明，尾矿中钼的丢失首要在-0.038mm粒级中，钼矿藏颗粒受脉石污染严峻，下降了其表面的疏水性，这部分钼矿藏浮选难以收回。图5  闭路实验流程与条件 表4  钼精矿首要成分分析成果   （%）成分MoSiO2AsSnPCuPbCaO含量51.684.800.06＜0.010.050.460.322.02     三、定论     矿石为单一辉钼矿石，金属矿藏组成简略，有害杂质少，易于浮选收回钼。在原矿石含钼1.04%，磨矿细度为-200目90%的条件下，以火油为捕收剂、101复合松醇油为起泡剂，并参加适量水玻璃抗絮涣散矿泥，通过一次粗选、两次扫选、三次精选，闭路流程实验取得了精矿含钼51.68%、钼收回率96.40%的技术目标。本实验引荐的工艺流程结构合理，药剂准则简略，易于工业化。

铜硫浮选分离是硫化铜浮选处理的重要技术问题 ，生产实践 中大都采用抑制硫化铁矿物、浮选出铜矿物的工艺，其中包括铜硫混合浮选后抑硫浮铜 、优先浮铜再活化选硫的工艺。该矿含铜1.14％，含硫 8.01％，并且含有水溶铜及大量易浮脉石，矿物多样且嵌布复杂。采用铜硫混合浮选工艺 ，可以获得铜品位24.30％、回收率84.4l％的铜精矿，为开发利用该资源提供了技术保障。一、矿石性质（一）主要化学成分分析及物相分析原矿的主要化学成分分析结果见表 1，铜物相分析结果见表 2。 表1  原矿主要化学成分分析结果表2  原矿中铜的物相分析结果（二）矿物组成矿石中主要金属矿物有黄铁矿、白铁矿、黄铜矿 、黝铜矿 、闪锌矿 、方铅矿 、辉铋矿 、辉铅铋矿、碲铋矿和磁铁矿等。脉石矿物有石英 、白云母、绿泥石、方解石、白云石、萤石等。（三）矿石中主要金属矿物嵌布特征1、黄铜矿黄铜矿是本矿石中含量最高的铜矿物，矿物相对含量约为3.10％。矿石中黄铜矿嵌布粒度极不均 匀，多数黄铜矿的嵌布粒度为 0.020—0.5mm，最大粒度可达2mm。粗粒黄铜矿中常嵌布有细粒的脉石矿物及黄铁矿、闪锌矿，细粒黄铜矿常与脉石矿物紧密共生，嵌生边界十分复杂，归纳起来该矿石中黄铜矿主要有以下几种典型的嵌布特点：（1）黄铜矿嵌布粒度极不均匀，常呈不规则状嵌布在脉石矿物中，细粒黄铜矿充分单体解离较困难。(2)黄铜矿呈不规则状嵌布于脉石矿物，粒度稍粗些的黄铜矿中常包裹细粒的脉石矿物及黄铁矿、闪锌矿，黄铜矿与这些矿物间充分单体解离需要细磨矿。(3)黄铜矿与黝铜矿常紧密共生，所组成的硫化物集合体嵌布粒度较粗；另外，也常见黄铜矿与辉铋矿紧密共生，它们组成的硫化物一般嵌布粒度较粗。（4）除粗粒黄铜矿中可包裹细粒的黄铁矿、闪锌矿外，也见有少量的黄铜矿沿黄铁矿、白铁矿的裂隙、周边嵌布或以包体形式嵌布在闪锌矿中，黄铜矿的粒度一般较细，彼此充分单体解离比较困难。(5)黄铜矿呈不规则状嵌布在脉石矿物中，个别黄铜矿的粒度较细，与脉石矿物共生关系十分复杂，即使细磨矿它们之间充分解离也比较困难。总的来看，矿石中黄铜矿嵌布粒度不均匀，黄铜矿与脉石矿物共生最为密切，其次是与黄铁矿、白铁矿等硫铁矿矿物紧密共生。 2、黝铜矿矿石中黝铜矿含量不高，仅为0.41％。黝铜矿常与黄铜矿紧密共生，或沿黄铜矿周边嵌生与黄铜矿共同组成粗粒硫化物集合体或以细粒包裹体的形式嵌布在黄铜矿及黄铁矿中。黝铜矿一般粒度为0.015—0.015mm，最大粒度为0.3mm。3、闪锌矿矿石中闪锌矿嵌布粒度多在 0.020～0.15mm之间，最大粒度达 0.2mm，粗粒闪锌矿中常包裹细粒的黄铜矿。4、黄铁矿、白铁矿黄铁矿、白铁矿是该矿石中最为重要的硫铁矿物，二者常紧密共生，矿物相对含量合计约为l3.04％。矿石中黄铁矿的嵌布粒度不均匀，黄铁矿的嵌布粒度一般较粗，常呈不规则状嵌布在脉石矿物中，而白铁矿自形程度较差，嵌布粒度较细。这两种矿物与其它硫化物的关系也相当密切二、选矿工艺研究（一）方案的选择浮选方案的制定主要取决于试样的矿石性质，其中包括 目的矿物之间的嵌布关系、结构构造、粒度分布特征、矿物可浮性的好坏以及上浮矿物重量的多少等。根据该矿石的特点进行了混合浮选、优先浮选、部分优先浮选等方案的研究，决定采用混合浮选流程。 （二）浮选试验在方案探索试验中发现，石灰的添加对硫化铜矿物的浮选有促进作用并且对硫化铁矿物有一定的抑制作用，但同时脉石也大量上浮，对后续的浮选作业造成不利影响。所以选择在自然 pH值条件下进行浮选条件试验。采用混合浮选方案进行了药剂探索试验，同时考虑后续铜硫分离作业易于进行，选择捕收能力较强且易于实现铜硫分离的BJ404作为捕收剂。1、捕收剂用量试验在磨矿细度为一74μm占65％，进行粗选捕收剂BJ404用量试验，试验流程见图l，试验结果见图2。从试验结果来看，随着捕收剂用量的增加铜硫的回收率增加。捕收剂BJ404用量为36g即可。2、磨矿细度试验在捕收剂用量为36 ，松醇油用量为l8的条件下，进行粗选磨矿细度试验，试验结果见图3。结果表明，随着磨矿细度的递增，粗精矿铜回收率提高，这说明部分铜、硫矿物嵌布粒度较细。综合考虑磨矿成本等因素，磨矿细度为－74μm占65％即可。3、再磨细度试验铜硫粗精矿经空白精选后得铜硫混合精矿，混合精矿分离最终得到铜精矿和硫精矿。在石灰用量1000g／t（pHl2）的条件下，进行铜硫混合精矿分离再磨细度试验，试验流程见图4，试验结果见图5。结果表明，铜硫混合精矿再磨有利于改善铜硫分离效果。综合考虑，再磨细度为－43μm占71％即可。4、浮选开路试验在浮选条件试验的基础上，进行浮选开路试验。试验流程见图6，试验结果见表3。5、浮选闭路试验在浮选开路试验的基础上，进行了浮选闭路试验，由于矿浆循环，减少了粗选捕收剂和起泡剂用量。药剂用量及试验流程见图7，试验结果见表4。表3  开路试验结果表4  闭路试验结果三、结论（一）矿石中含铜 1.14％，含硫 8.01％，并且含有水溶铜及大量易浮脉石，矿物多样且嵌布复杂。（二）采用铜硫混合浮选工艺，可以获得铜品位24.30％、回收率 84.41％的铜精矿。（三）为开发利用该资源提供了技术保障。

随着高品质和易选的铁矿资源逐渐减少，尤其是我国钢铁工业的快速发展已凸显铁矿资源极度紧张，因此赤、褐铁矿的高效选矿技术已逐渐成为研究的主要方向，近几年已取得明显的进步。由于近年来进口铁矿石价格不断上涨，造成钢铁企业铁矿石供应紧张，生产成本大幅上涨，严重地制约了钢铁生产企业的可持续发展。为有效地解决铁矿石资源问题，各大钢铁企业都在寻求新的铁矿资源，以前难选、利用率较低的赤、褐铁矿资源，现已成为关注的焦点。目前，赤、褐铁矿主要用重力选矿、磁化焙烧－磁选联合、磁选－浮选联合等方法处理。对于细粒弱磁性赤、褐铁矿，国外则以絮凝－磁选工艺选别，获得了较高的分选效率和选别指标。山西某赤、褐铁矿嵌布粒度很细，呈胶结物状与粘土矿物胶结在一起，单体解离困难，利用单－磁选和浮选等工艺流程都无法达到理想的指标。采用镜铁矿配矿，有利于强化磨矿与擦洗，具有明显的作用，可获得铁品位60.15%，回收率52.28%的良好技术指标。     一、矿石性质     试验所用矿样由山西某公司提供，对该矿样多元素化学分析，结果见表1，原矿中铁物相分析结果见表2。 表1  原矿多元素化学分析结果元素TFeFe2O3SiO2Al2O3K2OCaOMgOTiO2含量41.8059.7111.3822.600.0600.5140.1280.51元素MnOP2O5SO3ZnOSrOY2O3BaO含量0.3642.3500.5140.1091.0870.0160.098 表2  原矿铁物相分析结果铁物相赤、褐铁矿碳酸铁硫化铁硅酸铁全铁铁含量41.210.220.020.2041.65铁分布率98.940.530.050.48100.00     从表1可知，矿石中的主要成分是Fe2O3，A12O3，SiO2，TFe含量为41.80%。矿石中Al和Si的含量高，尤其是A12O3 22.60%。少量的磷（P2O5）和SrO2，微量的K2O，CaO，MgO，TiO2，MnO和S。需选矿排除的物质是Al2O3，SiO2，P2O5。     从表2可知，矿样中不含强磁性铁，铁主要是以赤、褐铁矿形式存在，其分布率占98.94%，少量是以黄铁矿、碳酸盐及硅酸盐的形式存在。理论上分析认为，用强磁选和高梯度磁选，回收率应在80%以上。实际上，由于赤、褐铁矿嵌布粒度太细，与脉石矿物共生关系复杂，试验中回收率会受到很大影响。     原矿工艺矿物学研究表明，主要金属矿物为褐铁矿和赤铁矿；脉石矿物主要为高岭石、云母、菱铭矿、胶磷矿等。铁矿物按粒度分为两部分，其中大部分铁矿物嵌布粒度细，一般在6一巧林m，呈胶结物状将赤铁矿与铝土矿或粘土矿物集合体胶结在一起，见图l（照片中亮的颗粒为赤铁矿）。该类矿石单体解离困难，铁矿物含量30％～35%，用常规的单一磁选和浮选工艺很难将其选别出来。另少部分铁矿物嵌布粒度较粗，一般在74～362林m。铁矿物和粘土矿物、铝土矿接触边缘凹凸不平，部分赤铁矿内含10林m以下的脉石矿物，见图2。这部分赤、褐铁矿由于颗粒较大，相对来讲，单体解离容易，夹杂嵌布粒度细的铁矿物则会影响最终精矿品位和回收率。图1  呈胶结物状分布的赤铁矿 照片中亮的颗粒为赤铁矿图2  与铝土矿接触边缘凹凸不平的赤铁矿 照片中亮的颗粒为赤铁矿，颗粒0.486～0.1862mm； 白箭头指空洞，铝土矿为0.0528～0.092mm（黑箭头所指矿物）     二、试验方案的制订     工艺矿物学研究结果表明，大部分赤、褐铁矿嵌布粒度很细，与脉石矿物胶结在一起。部分赤铁矿内含10μm以下的脉石矿物，粘土矿物内部总是含有微细粒级的赤铁矿。磨到－45μm，铁矿物难以完全解离。利用重选、磁选和浮选工艺都不能达到理想的铁精矿品位和回收率，并且尾矿的品位较高。为此，根据原矿性质的特点，拟采用掺入其它矿石进行配矿，再进行摇床分选，以达到提高铁品位和回收率的目的。     三、选别方案试验     （一）掺入灰石、长石试验     采用硬度大的硅酸盐灰石和长石对该赤、褐铁矿进行配矿，强化选择性磨矿与擦洗作用，提高精矿品位。将原矿与灰石、长石分别以7∶1和6∶1的比列混合配矿，采用XMB－70型三辊四筒磨矿机进行球磨，分别球磨6min和8min，磨矿浓度60%，将磨矿产物中－0.097mm (160目）进行摇床试验。摇床条件：横向坡度0.5°，冲洗水216kg/h，冲程16mm，冲次320 r/min。试验结果见表3。 表3  掺入灰石、长石摇床粗选试验结果  ％掺入矿石种类产物名称产率品位回收率灰石精矿11.1456.7017.33中矿45.1529.8336.96尾矿43.7138.1045.71原矿100.0036.44100.00长石精矿12.7455.1419.68中矿40.8228.0532.07尾矿46.4437.0948.25原矿100.0035.70100.00     从表3可知，原矿掺入灰石和长石进行摇床试验，铁精矿品位分别为56.70%和55.14%，但产率和回收率极低，只有11.14%，12.74%和17.33%，19.68%，而尾矿的产率和回收率较高。其原因是原矿中嵌布粒度细的铁矿物和脉石矿物共生关系复杂，掺入灰石和长石后仍然无法回收，同脉石矿物一起损失在尾矿中。     为进一步提高精矿品位，将掺入长石矿物的摇床精矿再进行一次摇床分选。摇床条件：冲洗水288kg/h，其它条件不变。试验结果见表4。 表4  掺入长石摇床精选试验结果  ％产物名称产率品位回收率精矿35.5660.3738.92中矿63.8152.4660.67尾矿0.6332.460.41给矿100.0055.14100.00     从表4可看出，经过两次摇床分选后，精矿的品位达60.37%，作业回收率和产率分别为38.92%，35.56％，对原矿仅有7.66％和4.53％，选矿效果不理想。显然对于该矿采用掺人灰石和长石配矿工艺是行不通的。     （二）掺入镜铁矿试验     镜铁矿矿石矿物组成较单一，矿石磨至－0.074mm时，90%左右单体解离。目的矿物为镜铁矿（赤铁矿中结晶程度高的变种），一般粒度在0.074～0.135 mm之间，属易选矿石。     1、摇床试验     将原矿与镜铁矿以5∶2的比例混合进行配矿，镜铁矿原矿品位44.60%，配矿后理论品位为42.60%。磨矿8min，磨矿细度－0.097mm (160目）占83.67％。将－0.15mm产物进行摇床试验，摇床条件同3.1。试验结果见表5。 表5  掺入镜铁矿摇床试验结果  ％产物名称产率品位回收率精矿22.4761.7932.68中矿44.6734.4736.24尾矿32.8640.1931.08原矿100.0042.49100.00     从表5可知，在原矿中掺入镜铁矿进行摇床试验，可获得铁精矿品位61.79%，回收率32.68%的良好技术指标。     2、条件试验     （1）不同配矿比试验。将原矿与镜铁矿进行配矿，配比分别为3∶1，4∶1，5∶1，6∶1，磨矿浓度60%，磨矿7min，磨矿细度为－0.097mm占85.41%，将－0.15mm产物进行摇床试验，摇床条件同3.2.1，在此条件下床面精矿产物分带变宽。试验结果见表6。 表6  不同配矿比例摇床试验结果  ％配比产物名称产率品位回收率3∶1精矿23.1859.8632.73中矿43.9633.6334.88尾矿32.8641.7932.39原矿100.0042.39100.004∶1精矿22.4458.3430.99中矿42.2934.5734.61尾矿35.2741.1934.40原矿100.0042.24100.005∶1精矿20.5357.1327.83中矿41.6235.0134.58尾矿37.8541.8537.59原矿100.0042.14100.006∶1精矿19.7457.1526.82中矿42.6235.6136.07尾矿37.6441.4837.11原矿100.0042.07100.00     从表6可知，镜铁矿的配比越高，获得的精矿品位和回收率也越高。配比为3:1时，品位和回收率达到了59.86%和32.73%。     （2）不同磨矿细度试验。按原矿与镜铁矿的配比4：1进行不同磨矿细度试验，磨矿浓度60%。不同磨矿时间的磨矿细度结果见表7。 表7  磨矿时间与磨矿细度关系磨矿时间/min－160目通过率/%574.15679.54785.41889.41992.64     从表7可见，随着磨矿时间增加，磨矿细度也随之增加。但7min之后增加缓慢，且磨矿时间越长矿石容易产生过粉碎，影响选矿指标。 将磨矿产物中－0.15mm进行摇床试验，试验结果见表8。 表8  不同磨矿细度摇床试验结果磨矿细度 （－160目）产物名称产率品位回收率74.15精矿29.7255.5639.09中矿40.9533.4632.44尾矿29.3341.0028.47原矿100.0042.24100.0079.54精矿27.0957.0836.61中矿41.6933.4132.97尾矿32.2241.0731.33原矿100.0042.24100.0085.41精矿25.1357.5834.26中矿41.9733.6433.45尾矿32.9041.7232.49原矿100.0042.24100.0089.41精矿23.0657.9731.65中矿42.2033.9033.87尾矿34.7441.9334.48原矿100.0042.24100.0092.64精矿18.6859.4626.30中矿44.1136.0037.59尾矿37.2140.9936.11原矿100.0042.24100.00     从表8可知，随着磨矿细度的增加，精矿的品位逐渐变高，但回收率逐渐降低。综合考虑，选择磨矿细度为－0.097mm 85.41%，精矿品位和回收率达到57.58％和34.26％。 从上述试验可知，原矿与镜铁矿的配比为5∶2时，所得的铁精矿品位较高，且回收率也较大。原因是镜铁矿硬度大，可以更好地起到擦洗作用，使矿石单体解离度和回收率提高，因此选择原矿与镜铁矿的配比为5∶2进行流程试验。     3、流程试验     将配好的矿石磨至－0.097mm占85.41%，首先进行摇床粗选条件试验，条件同3.2.1，对摇床最佳条件所得粗精矿进行精选，精选尾矿返回粗选。试验流程见图3，试验结果见表9。图3  摇床粗选－精选流程 表9  摇床粗选－精选试验结果产物名称产率品位回收率精矿36.9360.1552.28尾矿63.0732.1547.72原矿100.0042.49100.00     从表9结果可知，混合矿经过摇床粗选，粗选精矿再经摇床精选一次，铁精矿品位60.15%，回收率52.28%，回收率较其他方案有较大幅度的提高。     四、结论     通过对山西某赤、褐铁矿进行矿物工艺学研究及配矿试验结果表明，该矿石嵌布粒度很细，呈胶结物状与粘土矿物胶结在一起，磨至－45μm，矿石仍不能单体解离完全，属极难选矿石。采用单一磁选和浮选等工艺流程都无法达到理想的指标。采用硅酸盐灰石和长石矿石对该赤、褐铁矿进行配矿强化选择性磨矿与擦洗作用，选矿指标仍不理想，精矿品位和回收率较低，同时也降低原矿的入选铁品位。     采用镜铁矿配矿，有利于强化磨矿与擦洗，具有明显的作用，可获得有意义的选矿指标。镜铁矿与赤、褐铁矿比例为2∶5时，磨矿细度－0.097mm占85.41％，摇床一次粗选、一次精选，能达到铁精矿品位60.15%，回收率52.28%的较好指标，为该铁矿资源的开发提供了技术依据，并对其它类似铁矿的开发利用具有借鉴和参考价值。

广东信宜银岩锡矿属斑岩型锡矿床，矿石中除含锡外，尚含有少量钨、钼、铋、铜等有价元素。因此，有必要选择合理的选矿工艺，以最大限度地综合回收上述元素，提高资源利用率。本文详细叙述了针对该锡矿进行的选矿工艺试验研究情况，以期为该锡矿的开发利用提供技术依据。 一、矿石性质 （一）化学组成 化学多元素分析结果表明，矿石中主要有价元素有锡，锡的含量为0.66%，其次有铋、钼、钨、铜等，在选矿过程可考虑综合回收。原矿化学多元素分析结果见表1，锡物相分析结果见表2。表1  原矿多元素分析结果／%元素SnMoBiWO3CuSiO2Al2O3含量／%0.660.0230.0650.0330.03180.798.87 （续表1）元素Na2OK2OFeSPAsMnTiO2含量／%＜0.010.292.80.150.015.0.00410.0450.021 表2  原矿锡物相分析结果／%相态硫化锡氧化锡合计锡含量0.0180.6420.66锡分布率2.7397.27100.0 （二）矿物组成 金属矿物主要有锡石、辉钼矿、辉铋矿、泡铋矿、黑钨矿、白钨矿、黄铜矿、黄铁矿、镜铁矿、赤铁矿等，脉石矿物主要有石英、黄玉，其次为云母、萤石、绿泥石等。 （三）有价元素的赋存状态及矿物特征 锡石常呈粒状或细粒星散状或呈细粒聚集成团块状浸染嵌布，少数呈细脉状或网状嵌布于石英、黄玉及云母等脉石矿物中。锡石粒径多数介于0.03～0.1mm，最小为0.001mm。钼主要呈辉钼矿存在，辉钼矿呈细脉状星散浸染嵌布于脉石矿物中，也见少量辉钼矿沿黄铁矿、辉铋矿粒间或边缘嵌布。辉钼矿粒径一般为0.05～0.3mm，最小为0.001mm。铋多呈辉铋矿和泡铋矿存在，少量自然铋。辉铋矿呈它形晶粒状、纤维状或短柱状浸染嵌布于脉石矿物中，或与黄铜矿、黄铁矿、闪锌矿等硫化矿呈比邻镶嵌。辉铋矿粒径一般为0.05～0.3mm，最小为0.001mm。铜主要呈黄铜矿存在，偶见少量斑铜矿、辉铜矿。黄铜矿多呈它形不规则粒状浸染嵌布于脉石矿物中。黄铜矿粒径一般为0.05～0.5mm，最小为0.001mm。 二、选矿工艺研究 （一）选矿流程的确定 原矿矿物组成除锡石、硫化矿物及含铁矿物外，其它均为较低密度的脉石矿物，含量为94.2%。锡矿物解离较晚，直到－0.125＋0.074mm粒级，其单体解离率才达50%，而连生体95%与脉石连生。若要重选排尾使锡预富集，宜采取阶段磨矿、阶段选别流程。结合当前钼市场经济价值，硫化矿浮选应以钼为主。因此本试验原则流程确定以重选为主，辅以其它选矿方法，采用阶段磨矿、阶段选别、泥砂分选、中矿单独处理、细泥归队、集中选别、硫化矿回收、以锡钼为主要回收目标的选矿工艺。 （二）预选试验 为给流程试验提供必要的工艺条件和配置，事先开展预选试验工作是使流程试验能顺利开展所必须的条件。 1、硫化矿浮选试验 磨矿后先浮硫化矿，硫尾矿再回收锡，有利于集中回收钼铜铋等金属硫化矿。此外，钼解离比锡早，先浮钼等硫化矿是合理的。在硫化矿浮选中，以钼回收效果来评价。试验结果表明，硫化矿浮选磨矿细度在－0.074mm 60%为宜。 2、螺旋溜槽试验 在矿砂试验中重点对螺旋溜槽和摇床进行了考察。粗选采用螺旋溜槽，为避免铁污染影响螺旋溜槽精矿的回收，采取弱磁选脱除螺旋溜槽精矿中的杂铁后进行精选作业。精选采用摇床，发挥其分选精度高的优越性。试验结果表明，螺旋溜槽精矿经摇床一次选别可获得精矿含锡57.14%、作业回收率70.34%的选别指标。除溢流外，针对产率77.44%、锡品位0.47%的精选尾矿，再增加一次精选作业，所获精矿产品富集比仅4倍，而将近90%的尾矿锡品位0.28%，又不能排尾，说明主要是贫连生体。故对含锡0.47%的精选尾矿增加精选作业夫起到应有的效果。须再磨再选。在摇床选别时发现，次精矿带中混有粗颗粒的脉石或连生体，影响了次精矿的品位提高。将次精矿筛除＋0.074mm粒级后 ，0.074mm粒级再经摇床一次选别，可获得精矿含锡45.7%、作业回收率9329%的好指标，说明次精矿分级入选是有效的。 3、中矿处理 该中矿是螺旋溜槽精矿精选后的尾矿和螺旋溜槽中矿合并，对该物料进行了直接入选、磨后入选、磨后分级分别用摇床选别的试验。试验结果表明，中矿磨后选别效果明显改善，再磨是必须的。贫中矿再磨细度试验结果表明，不论磨矿细度－0.074mm占多少，入选中矿品位有何差别，只要脱除＋0.074mm粒级后将－0.074mm粒级入选均可获得较高品位的锡 产品，所不同的是产品中锡金属量的分配与磨后－0.074mm含量有关，随着细度增加回收率提高。可见对中矿而言，细磨后分级入选是获得好指标的技术关键。 4、细泥处理 细泥处理试料是由螺旋溜槽溢流、精选溢流、中矿再磨选溢流合并构成的总溢流。由于细泥中＋0.02mm粒级占多数，金属量约70%，这一主导粒级是浮选及离心选矿机的可选粒级范围。对细泥直接浮选难以得到符合要求的产品，而浮选精矿中又含有较多的石英、黄玉、萤石等低密度脉石，因此细泥处理采用浮选抛尾预富集工艺，离心机重选精选提高精矿品位，排出低密度脉石。 （三）流程试验及结果 1、钼铋铜回收试验 通过预选试验选定原矿磨矿细度及硫化矿浮选条件，在此基础上进行硫化矿浮选试验。钼精选尾矿＋硫精矿2采用摇床选别，考察铜、铋回收可能性。硫化矿试验工艺流程见图1。钼浮选闭路试验结果见表3，铋、铜摇床选别试验结果见表4，钼精矿多元素分析结果见表5。钼铋铜回收试验结果表明，经分离选别可获得含钼47.22%、作业回收率90.58%的钼精矿，含铋24.88%、作业回收率60.88%的铋精矿和含铜12.76%、作业回收率63.59%的铜精矿。由表5可知，钼精矿符合二级1～3类产品要求。图1  硫化矿选矿工艺流程 表3  钼回路闭路试验结果／%表4  铋铜摇床选别试验结果／%表5  钼精矿多元素分析结果／%2、锡的回收试验 根据预选试验，对锡的回收采用重选－浮选－重选流程，以螺旋溜槽－摇床为矿砂主干流程，细泥采用浮选－离心选矿机－高频摇床组合流程，锡回收试验分粗选、精选、中矿处理、细泥选别几个部分进行。选锡重选－浮选－重选工艺流程见图2，锡选别试验结果见表6，锡精矿多元素分析结果见表7。图2  选锡重选－浮选－重选工艺流程 表6  锡回路闭路试验结果／%表7  锡精矿多元素分析结果／%选锡回路闭路试验结果表明，采用上述流程获得了含锡56.11%、回收率74.20%的锡精矿以及含锡16.03%、回收率6.10%的锡次精矿，锡综合回收率为80.30%。锡精矿符合二类三级品。 三、结论 （一）原矿含锡0.66%、钼0.023%是主要回收元素，铜、铋可考虑综合回收。 （二）先浮硫化矿，硫尾矿再回收锡方案适应矿石性质，能获得含锡56.11%、回收率74.20%的锡精矿和含钼47.22%、回收率67.65%的钼精矿产品。铜精矿和铋精矿也符合商品等级精矿要求，但只是考察试验结果，有待深入研究。 （三）本试验确定的选锡重选－浮选－重选工艺方案技术可行，经济有效，具有如下特点：矿砂、细泥回收工艺形成不同组合流程；泥砂分选，为将来投产创造了分期、分批投入的可能性，体现了流程所具有的灵活性；螺旋溜槽作为粗选设备处理能力大，设备本身无动力消耗，兼有分选、分级“一机多能”的作用；采用浮选进行细泥选别易于大型化，流程简单，易控制。

江西某钨矿为典型的原生石英－钨铋多金属矿石类型，赣南地区有较多同类钨矿石的选别实践，一般采用阶段分选、强化分级工艺，充分体现“能收早收，该丢早丢”思想。该矿石能否适用同类型矿石的原则流程，有待对其进行工艺矿物学分析和流程试验。 一、矿石工艺矿物学特征 （一）矿石化学成分及矿物组成 矿石化学多元素分析结果见表1。 表1  矿石化学多元素分析结果    %可见，矿石中WO3含量较高，是主要回收的组分；选矿中可综合回收的组分有Bi，Cu，Mo，Sn。 矿石中主要金属矿物有黑钨矿、白钨矿等，其它金属矿物有黄铁矿、辉钼矿、闪锌矿、黄铜矿、辉铋矿等；脉石矿物主要为石英，其次为少量长石、白云母、萤石、磷灰石、绿泥石、方解石等。矿脉中富含钨铋等多金属矿，矿石未风化，属原生石英一钨铋多金属矿石类型。 （二）矿石的结构与构造 矿石结构主要有自形晶结构、半自形晶结构和它形晶结构，还有交代残余结构、溶蚀结构、包含结构和交代结构等。矿石构造有交叉构造、对称条带状构造、角砾状构造、复脉构造和梳状构造等。 （三）主要矿物嵌布特征 1、黑钨矿嵌布特征。褐黑色，条痕棕褐色，金属光泽，密度大。产于早期石英脉，多呈叶片状及板状集合体产出，垂直或斜交脉壁生长，少数为粒状或小块状杂乱分布，个别呈“钨砂包”出现。多与白钨矿共生，并被白钨矿或黄铁矿包围、穿插、交待和熔蚀。黑钨矿嵌布粒度总体较粗，68.32%以上的黑钨矿分布在1.6～0.2mm粒级中，属粗粒级范围。 2、白钨矿嵌布特征。浅黄－灰白色，具金刚或松脂光泽，一般为他形粒状或小块状，零星分布，有时被方解石、绿泥石交代。 3、黄铁矿嵌布特征。浅黄铜色，条痕黑色，强金属光泽，一般为块状或粒状集合体产出，有被闪锌矿交代或溶蚀等现象。 4、辉钼矿嵌布特征。铅灰色，金属光泽，硬度小，污手，薄片有挠性，具油脂感，多呈磷片状集合体或细小颗粒状分布，多见于含钨石英脉中，在花岗岩区脉侧蚀变云英岩中也可见及，一般单独产出较多，偶尔也见到与白云母共生。 5、黄铜矿嵌布特征。铜黄色，条痕绿黑色，金属光泽，硬度小于黄铁矿，常呈他形块状或粒状集合体出现；主要产于含钨石英脉中，常与黄铁矿、闪锌矿、辉铋矿共生，有时交代或穿插黄铁矿、闪锌矿。 6、辉铋矿嵌布特征。铅灰色，条痕灰黑色，金属光泽，密度大，硬度小；常为块状或纤维状集合体产出，在晶洞中有时见有针状或毛发状。常与黑钨矿、黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿等共生，与黄铜矿相互交代或穿插，因此不易辨别它们的结晶先后。 7、石英嵌布特征。为灰白－乳白色、强油脂光泽，断面为贝壳状，性脆、块状构造。 8、长石嵌布特征。灰白－浅肉红色，具有玻璃光泽，呈板状或块状产出，表面常有高岭粉末。 9、白云母嵌布特征。为白－灰白色，玻璃光泽，呈细小片状产出。 （四）黑钨矿单体解离度测定 将矿石破碎到-2 mm后进行黑钨矿单体解离度测定，结果见表2。 表2  黑钨矿单体解离度测定结果从表2可以看出，黑钨矿的单体解离度较好，全样可达到79.03%。 二、选矿工艺流程试验研究 （一）选矿工艺方案的选择 该黑钨－石英脉型钨矿石中金属矿物种类繁多，主要有用成分为WO3，其它元素含量均较低；钨矿物嵌布粒度较粗；脉石矿物主要为石英。总体上该矿石属于简单易选矿石类型。 该矿石的选矿试验研究借鉴了赣南同类矿石的处理经验，拟采用先分级、再跳汰+摇床粗选、钨粗精矿再浮选脱硫、磁选实现黑钨矿与白钨矿和锡石的分离，最终获得高品质钨精矿的联合工艺流程。 （二）跳汰入选粒度研究 选用跳汰机对粗粒级有用矿物进行了早收研究，首先进行了12～0mm，6～0mm 2个入选粒度的优选试验，结果见表3。 表3  跳汰入选粒度优选试验结果由表3可见：6～0 mm入选比12～0 mm入选在WO3回收率相差不大的情况下，WO3品位高出3倍以上，因此确定跳汰重选入选粒度为6～0mm。 （三）分级跳汰重选试验 为提高选矿效率，对跳汰的工况进行了优化，即改全粒级入选为分粒级段入选，试验流程见图1，试验结果见表4。图1  分粒级跳汰重选试验流程 表4  跳汰分粒级入选试验结果    %由表4可以看出，跳汰分粒级入选，粗精矿品位和回收率分别达到31.38%和31.74%，较6～0mm全粒级入选的粗精矿品位和回收率分别提高18.14和11.23个百分点，表明该矿石分粒级选别的效率明显高于全粒级选别的效率；此外，该重选尾矿WO3品位和回收率分别高达0.35%和68.26%，大部分WO3没有得到回收。因此该流程的精、尾矿均需进一步进行磨选。 （四）跳汰尾矿摇床重选试验 对跳汰分级选别尾矿进行了全粒级摇床选别试验，结果见表5。 表5  跳汰分级选别尾矿全粒级摇床选别试验结果%由表5及矿石工艺矿物学特点可以看出，摇床也必须进行分级选别。试验流程见图2，试验结果见表6。 由表6可以看出，跳汰粗选尾矿采用分级摇床重选－一次摇床中矿再摇选的流程，可以获得产率0.83%、WO3品位31.85%、回收率51.83%的综合摇床精矿；最终总的钨粗精矿产率1.46%、WO3品位31.07%、回收率88.97%；尾矿WO3品位已降至0.04%，没有进一步深选的必要，但粗精矿需进一步精选，以提高精矿晶质。 对试验过程的分析表明：各粒级摇精WO3品位在30.58%～33.14%之间，这一结果充分表明分粒级选别具有高效性、准确性的特征。图2  跳汰、摇床分粒级选别试验流程 表6  跳汰、摇床分粒级选别试验结果    %（五）重选粗精矿分级台浮和浮选脱硫试验 因矿石中含有少量的硫化矿，硫化矿密度与钨矿物密度差异较小，重选难以去除这部分硫化矿，而如不去除该部分硫化矿又难以得到高质量钨精矿，为此，对重选粗精矿进行了分粒级台浮和浮选脱硫试验，试验流程见图3，试验结果见表7。图3  重选粗精矿分级台浮和浮选脱硫试验流程 表7  重选粗精矿分级台浮和浮选脱硫试验结果    %试验条件∕（g∕t）产品名称产率品位作业回收率WO3SBiWO3SBi台浮丁黄药40， 浮选丁黄药30、 2#油21， 各扫选用量 均为粗选的1∕3跳汰精矿4.8455.541.200.038.730.970.12台浮精矿9.2856.761.100.0417.121.710.31钨粗精矿14.1256.341.130.0425.852.680.43硫化矿10.460.0335.248.150.0161.7871.66浮硫尾矿75.4230.262.810.4474.1436.5427.91重选粗精矿100.0030.785.961.19100.00100.00100.00台浮丁黄药70， 浮选丁黄药50、 2#油21， 各扫选用量 均为粗选的1∕3跳汰精矿4.7157.041.190.028.710.940.08台浮精矿9.0858.261.150.0517.161.760.38钨粗精矿13.7957.841.160.0425.872.700.51硫化矿15.030.0331.457.210.0179.1991.71浮硫尾矿71.1832.111.520.1374.1218.117.83重选粗精矿100.0030.845.971.18100.00100.00100.00 由表7可见，随丁黄药用量的增大，硫化矿中铋和硫的品位都有所下降，但回收率均明显升高；而随丁黄药用量的增大，所得到的钨粗精矿WO3品位和回收率却相差不大。当台浮丁黄药70g/t，浮选丁黄药50g/t、2#油21g/t时，得到的钨精矿WO3品位达到57.84%，作业回收率达到25.87%；得到的硫化矿含硫铋分别为31.45%和7.21%，作业回收率分别为79.19%和91.71%，对原矿回收率分别为4.67%和12.76%。因此选取台浮丁黄药70g/t，浮选丁黄药50g/t，2#油21g/t作为后续试验条件。 （六）浮选脱硫尾矿摇床重选选钨试验 由于浮硫尾矿中钨含量较高，为此进行了浮硫尾矿摇床重选试验，同样将浮硫尾矿分为两个级别进行摇床重选，试验流程见图4，试验结果见表8。图4  浮硫尾矿摇床重选选钨试验流程 表8  浮硫尾矿摇床重选选钨试验结果    %由表8可以看出，浮选脱硫后的尾矿采用分粒级摇床重选－摇床中矿再摇选的流程，可以获得作业产率50.94%、WO3品位56.68%、作业回收率90.27%的综合摇精；尾矿WO3品位已降至6.34%，作业回收率也降至9.73%。因此该尾矿进一步深选意义不大，但钨总的粗精矿品位仅为56.95%，需进一步精选，以提高精矿品质。 对试验过程的分析表明：各摇精WO3品位在56.13%～57.25%之间，这一结果充分表明分粒级选别具有高效性、准确性的特征。 （七）钨综合粗精矿强磁精选条件试验 原矿经前面一系列处理后可得到WO3品位56%以上的钨综合粗精矿，但其质量还达不到高品级钨精矿要求，这是因为原矿中含有少量锡石等重矿物，这些矿物的密度与钨矿物差异较小，重选工艺达不到与钨矿物分离的目的。考虑到本研究对象以黑钨矿为主，而且黑钨矿与锡石在磁性上有一定差异，因此进行了钨综合粗精矿强磁精选条件试验，背景磁感应强度为1.1T。 由于磁选入选的钨粗精矿粒度范围较宽，容易产生夹带现象，为此进行了钨综合粗精矿不同分级方案下的磁选条件试验，试验流程见图5，试验结果见表9。 表9  重选粗精矿分粒级磁选条件试验结果  %由表9可以看出，将钨综合粗精矿分成4～0.83,0.83～0.2, 0.2～0mm 3个级别进行强磁精选，无论是精矿品位还是回收率都较高，因此分级粒度适当下移有利于提高综合精矿品位，但61.63%的WO3品位仍达不到高品质钨精矿的要求。为此将钨综合粗精矿强磁精选的背景磁感应强度降低约20%进行精选，并增加一次原磁场强度下的精扫选作业，试验结果表明，最终可获得含WO3 64.21%、作业回收率89.48%、对原矿回收率达76.80%的钨精矿，得到了较好的试验结果。图5  钨综合粗精矿分粒级磁选条件试验流程 （八）全开路流程试验 为验证条件试验的可重复性，对前面的阶段流程进行了全流程开路试验。 结果表明，采用条件试验所确定的条件，最终得到钨精矿的品位为64.27%，回收率为77.65%；得到的硫化矿中含铋7.58%、硫35.00%，铋回收率13.77%、硫回收率5.40%。因此，按（跳汰+摇床）分级粗选－浮选脱硫－强磁精选工艺流程处理该矿石是行之有效的。 三、结语 （一）该钨矿晶体粗大，单体解离容易，其他有害组分较少，属简单易选的矿石。 （二）根据该钨矿工艺矿物学特性制定的（跳汰+摇床）分级粗选－浮选脱硫－强磁精选联合流程，适合处理该黑钨－石英脉型钨矿石，在原矿含WO3 0.51%时，得到的钨精矿含WO3 64.27%、WO3回收率77.65%；硫化矿含铋7.58%、含硫35.00%，对应回收率铋13.77%、硫5.40%。

含钒石煤是我国一种重要的钒资源，从含钒石煤中提钒的办法可大致分为两类；一类是针对特定区域的石煤矿选用传统的焙烧技能进行钠化、钙化、无盐和复合添加剂焙烧，此类办法因在焙烧进程中很多发作S02、HC1、Cl2等有毒气体而导致环境污染而逐步被陶汰；别的一类是选用直接湿法浸出的办法，如陕西中村钒矿选用“硫酸直接浸出-溶剂萃取-盐沉钒-干炎热解”湿法生产工艺提钒，但长期以来，只用硫酸直接浸出中村钒矿，其浸出率不到80%。为了进步钒的回收率，本文在上述工艺基础上，要点研讨了参加含氟助浸剂对硫酸浸出中村钒矿的钒浸出及后续工序如萃取等的影响，并取得了较好成果。     一、试验部分     （一）质料与试剂     含钒石煤（矿山供给）首要成分：0.9% V2O5、1.2%Fe203。该钒矿属吸附型的钒矿，以四价钒为主。     首要矿石类型为炭硅质岩夹泥岩型钒矿石，部分为（炭质）泥石型钒矿石。     试剂：硫酸（98%，工业级）；石灰（优质，工业级）；含氟助浸剂（克己）。     萃取剂：10% P204＋5%TBP＋85%磺化媒油。     （二）试验进程     1、浸出试验。浸出试验在2m3珐琅反响釜中进行，顺次向反响釜中投入500kg石煤钒矿（粒度为－0.018mm粒级占95%）、500kg水、100kg浓硫酸，敞开机械拌和，投入10kg含氧助浸剂，一起加热升温至90℃下反响24h。浸出完成后，用离心机对浸出系统进行过滤和洗刷（洗刷用水500kg），滤液与洗液兼并统称为浸出液，测出其总体积，并取样化验。取样结束后，接着用碱中和调浸出液pH至2～2.5，时刻60min，离心机过滤，滤液经复原后作下一阶段萃取料液（即萃原液），并取样分析。一切样品均在广州有色金属研讨院分析测试中心通过ICP分析（下同）。     2、萃取试验。萃取试验所用设备为有机玻璃质的混合弄清槽（混合室有用容积为1L，混合室与弄清室容积比为1︰3，双叶浆式拌和，转速为800r/min)。     萃取工艺条件为：室温，比较（O/A）为1︰1，10级逆流萃取，混相时刻12 min。其间有机相（0）为10%P204+5%TBP+85%磺化媒油；水相（A）为浸出液经石灰乳中和后的滤液（即萃原液，其间A1为不含氟助浸剂，A2为含氟助浸剂）。     萃取操作为：先在萃取槽混合室和弄清室别离参加一半有机相（0），一半水相（A），并用两个20L下口玻璃瓶作高位槽。其间一个装有机相（0），另一个装水相（A1或A2），发动拌和，在有机相加料口按流量40mL/min接连进有机相，而在水相加料口按流量40mL/min接连进水相（A1或A2），必定时刻后在排萃余液口取萃余液分析。     二、试验成果与评论     （一）含氟助浸剂对钒浸出率的影响     含氟助浸剂对硫酸浸出钒的影响如表1所示。表1  含氟助浸剂对硫酸浸出钒的影响试验条件浸出液萃原液体积/Lρ(V2O5)/ (mg·L-1)ρ(Fe2O3)/ (mg·L-1)V2O5量/gV2O5浸出率/%ρ(V2O5)/ (mg·L-1)ρ(Fe2O3)/ (mg·L-1)ρ(F)/ (mg·L-1)不加含氟助浸剂 加含氟助浸剂980 9803673 42705073 51023599 418580 933342 38864616 4608/ 4450     从表1可知，未加含氟助浸剂时钒的浸出率为80%，而加含氟助浸剂时钒的浸出率为93%。含氟助浸剂能有用进步钒的浸出率。究其原因，这首要是含钒石煤的物质组成比较复杂，钒的赋存状况和赋存价态改动多样，在同一矿体中一般有3种以上的钒矿存在，未加含氟助浸剂仅仅浸出易浸钒（Ⅳ）的部分，但参加含氟助浸剂后，较难浸部分钒也被浸出。因为较难浸部分钒矿结构安稳、细密，参加含氟助浸剂后能够损坏其安稳结构，使矿粒疏松多孔，空气中氧气或浸出液中Fe (Ⅲ）易进入孔隙使不溶于酸的三价钒氧化成可溶于酸的四价钒，让钒释放出来。     （二）含氟助浸剂对萃取率的影响     含氟助浸剂对萃取率的影响如表2所示。 表2  10级逆流萃取萃原液对萃取的影响编号萃余液/(mg·L-1)萃取率/%补白V2O5Fe2O3FV2O5Fe2O3F1927.0//72.26//A1，10h2272.3//91.85//A1，15h3100.2//97.00//A1，20h433.5//99.0//A1，25h533.04099/99.111.2/A1，30h61081//72.18//A2，10h7315.2//91.89//A2，15h8113.6//97.10//A2，20h938.5//99.0//A2，25h1037.04050429099.212.13.6A2，30h     从表2可知，当萃取槽接连进料25h，萃取到达了平衡，此刻含氟系统与不含氟系统钒萃取率别离为99.2%和99.1%，铁的萃取率别离为12.1%和11.2%；一起发现在未到达平衡时各时段钒的萃取率根本共同，因而阐明含氟助浸剂对钒的萃取及别离根本无影响。究其原因，这首要与萃取剂特性有关，P204是归于酸性萃取剂，酸性萃取剂HA只萃取阳离子，萃取作用与阳离子价数及离子半径有关。在硫酸系统中（pH为2），萃原液中的钒以（VO) S04方式存在。VO2+在水相中安稳，VO2+与F-只生成离子型化合物，不会构成络离子，因而虽然系统中有F一存在，但它不改动钒的价态及离子半径，与因而含氟助浸对钒的萃取不受影响。而对P204萃取铁而言，因为萃原液中的铁都是Fe2+，Fe2+与F－也不会构成络离子，因而，二种情况下P204萃取铁的作用也根本共同。     （三）含氮萃余液的处理及循环使用     含氟萃余液的首要成份是Fe2+、H+、SO42-、F-，其间ρ(Fe2+）=4.5g/L，ρ（SO42-）=80g/L，ρ(F-)=4.2g/L，酸度为pH=2。选用石灰乳米中和卒余液，中和进程中主安发作如下反响：     Ca(OH）2+H2SO4＝CaSO4＋2H20     Ca(OH）2+FeS04＝Fe（OH）21↓＋CaS04     Ca(OH) 2+2HF＝CaF2＋2H20     跟着Ca(OH）2不断参加，当pH升至7～8时，萃余液中Fe都会沉降下来（实测上清液Fe浓度为80mg/L)，反响生成很多的CaS04也会不断沉积。而ksp（CaF2）＝1.46×10-10，ksp（CaS04）=5.0×10-6，生成CaF2更简单沉积，实测上清液F浓度为0.2g/L，因而用石灰乳中和萃余液的上清液回来浸出槽，F不会累积下来。一起，试验还标明，上清液回来浸出槽，不会影响侵出作用。     三、结语     （一）含氟助浸剂能有用进步钒的浸出率，硫酸直接浸出钒的浸出率为80%，而参加2%含氟助浸剂后钒的浸出率可达93%。     （二）选用10级逆流萃取，加与不加含氟助浸剂，钒的萃取率均可达99%以上，含氟助浸剂对钒的萃取及萃取别离影响不大。     （三）含氟助浸剂的萃余液通过石灰乳中和至pH为7～8后，上清液回来浸出槽不会引起F的堆集。

沉淀硬化不锈钢因具有高的强韧性配合，且在动、静载荷下具有低的应力集中敏感性，因而广泛用于宇航的承力、耐热、耐蚀的关键结构部件。但在其服役环境中，沉淀硬化不锈钢常因其耐磨及耐蚀性能不足而导致材料使用寿命降低，必须对材料进行表面处理来提高材料的性能，渗铝是其中较有效和实用的手段。钢材经过渗铝后，表面能形成致密的氧化铝膜，可以大大提高材料的耐磨性、耐蚀性以及抗氧化性能，广泛应用于石油化工、冶金及航空工业中。 由于沉淀硬化不锈钢的时效温度一般在600℃以下，常用渗铝工艺如固体渗铝、热浸镀铝等渗铝温度都比600℃高，都会导致基体材料力学性能的改变，为了不改变基体材料的力学性能，必须进行低温渗铝。物理气相沉积(PVD)渗铝工艺可以实现低温渗铝(渗铝温度400℃左右)，但其渗层结合力较差、设备昂贵等缺点制约了其应用。机械能助渗铝作为有效的低温渗铝工艺，由于其能降低渗铝温度和缩短渗铝时间，一直以来为诸多科研工作者所重视。对于机械能助渗铝的早期研究，多数以普通低碳钢为渗铝对象，而对不锈钢，特别是沉淀硬化不锈钢的低温渗铝工艺鲜有报道。本文采用机械能助渗铝工艺，在500℃对沉淀硬化不锈钢进行渗铝，在保证基体材料的力学性能基本无损耗的情况下，得到了硬度是基体2倍多的渗层。 采用Φ20mm×3mm的片状和标准拉伸(Φ5mm)、冲击(10mm×10mm×55mm)的1Cr14Ni4Mo3N沉淀硬化不锈钢试样。实验所用的渗剂主要由铝粉、铝铁粉、氧化铝及氯化铵等组成。实验前，对试样依次进行砂纸打磨、碱洗、酸洗、水洗、吹干等处理，然后与渗剂一起均匀放入滚筒中，加盖密封后于RG2-6-6保护气氛旋转电炉中加热至500℃，保温8——12h，炉冷到300℃以下时将渗件取出空冷，然后水洗吹干。 通过机械能助渗铝，沉淀硬化不锈钢经500℃×10h的渗铝，得到厚11μm的渗铝层。渗铝层的硬度是基体的2倍多。机械能助渗铝工艺没有改变基体材料的力学性能。

某白钨矿床主要钨矿物为白钨矿，含少量黑钨矿，硫化矿物极少。原矿石中高钙脉石萤石、方解石的含量极大，对钨的浮选回收有一定影响。本研究根据原矿矿物组成及钨矿物嵌布粒度特点，采用粗粒重选，重选中矿、尾矿再磨后与细泥混合进行浮选的工艺回收钨矿物，取得了良好的试验结果。       一、原矿性质       原矿中主要钨矿物为白钨矿，含少量黑钨矿。硫化矿物极少，有黄铁矿、黄铜矿、方铅矿等。脉石矿物萤石的含量较大，可综合利用；其它脉石矿物主要为绢云母、方解石等。原矿多元素分析和原矿物相分析结果分别见表1和表2。   表1  原矿多元素分析结果      %元素WO3CaF2CaCO3BeCuPbSnAs含量1.4634.2624.290.110.0230.0330.0260.007元素FeMnMgOAl2O3SiO2PS 含量2.330.176.276.5418.800.0180.11    表2  原矿钨物相分析结果      %相别白钨矿黑钨矿钨华合计WO3品位 WO3占有率1.22 83.910.14 9.770.09 6.321.46 100.00       工艺矿物学研究结果表明，矿石中白钨矿主要粒级范围在0.02～0.32mm，黑钨矿的粒度集中在0.04mm以上。       二、原则流程的确定       本试验仅考虑矿石中钨的回收。鉴于钨矿物与脉石矿物的密度相差较大，而且钨矿物有相当部分粒度较粗，因此确定先在粗磨条件下用重选方法回收粗粒钨矿物，再将产生的重选中矿、尾矿再磨后与细泥合并，通过浮选方法回收细粒钨矿物。       三、重选试验       选择合理的重选设备是确保重选作业的效率及经济指标的关键。螺旋选矿机和螺旋溜槽具有处理能力大、给矿浓度高、占地面积小、设备本身无运动部件、操作容易等特点，常作为粗选设备。摇床具有分选精度高的特点，但处理能力小、占地面积大，故常作为精选设备与螺旋选矿机和螺旋溜槽配套使用。       对于本矿石，－0.2＋0.074mm粒级采用GL螺旋选矿机进行粗选和扫选，所获粗精矿用摇床精选；螺旋选矿机扫选中矿及摇床尾矿精选中钨矿物以连生体为主，将它们再磨后用摇床再选。－0.074mm粒级采用螺旋溜槽进行粗选和中矿再选，所获粗精矿用微细粒摇床精选。重选试验流程见图1，试验结果见表3。由表3可知，经过重选后，矿石中绝大部分钨已得到了有效回收。    图1  重选试验流程   表3  重选试验结果    %产品产率WO3品位WO3回收率精矿 中矿 尾矿 细泥 原矿1.75 0.56 85.08 12.61 100.0068.93 5.59 0.19 0.47 1.4682.71 2.15 11.08 4.06 100.00       四、浮选试验       （一）常温浮选试验       1、磨矿细度试验       重选产生的细泥中钨矿物基本已全部单体解离，而重选中矿、尾矿中所含钨矿物单体解离不够完全，因此，须将重选中矿、尾矿磨矿后再与细泥合并作为浮选的给矿。磨矿试验流程和条件如图2所示，试验结果如图3所示。可见，粗精矿WO3品位和回收率先是随着磨矿细度的提高而上升，但当磨矿超过－0.074mm占85%时，WO3品位急剧下降。因此确定将重选中矿和尾矿磨至－0.074mm占85%。    图2  磨矿细度试验流程及条件    图3  磨矿细度试验结果   □－品位；●－回收率       2、粗选NaOH用量试验       采用NaOH作为矿浆介质调整剂，将pH控制在9～10之间，有利于钨矿物的浮选。按图2流程，在重选中矿和尾矿磨矿细度为－0.074mm占85%、水玻璃用量为3000g/t、FW2用量为50g/t条件下进行粗选NaOH用量试验，结果如图2所示。可见，随着NaOH用量的增加，粗精矿WO3品位升高而回收率下降。综合考虑，确定粗选NaOH用量为1500g/t。    图4  常温浮选粗选NaOH用量试验结果   □－品位；●－回收率       3、粗选水玻璃用量试验       在浮选钨矿时，通常采用水玻璃作为萤石、方解石等脉石的抑制剂。水玻璃用量过低，不能有效抑制脉石；用量过高，则钨矿物也会受到抑制。因此选择合适的水玻璃用量非常重要。按图2流程，在重选中矿和尾矿磨矿细度为－0.074mm占85%、NaOH用量为1500g/t、FW2用量为50g/t条件下进行粗选水玻璃用量试验，结果如图5所示。可见，随着水玻璃用量增加，粗精矿WO3品位提高而回收率下降。综合考虑，确定粗选水玻璃用量为3000g/t。    图5  常温浮选粗选水玻璃用量试验结果   □－品位；●－回收率       4、粗选捕收剂FW2用量试验       FW2是广州有色金属研究院研制的高效钨矿捕收剂。按图2流程，在重选中矿和尾矿磨矿细度为－0.074mm占85%、NaOH用量为1500g/t、水玻璃用量为3000g/t条件下进行粗选FW2用量试验，结果如图6所示。可见，随着FW2用量增加，粗精矿WO3回收率增加，品位下降。综合考虑，确定粗选FW2用量为50g/t。    图6  常温浮选粗选FW2用量试验结果   □－品位；●－回收率       5、常温浮选闭路试验       在条件试验和开路试验的基础上，对重选中矿、尾矿和细泥进行了常温浮选闭路试验，试验流程和条件如图7所示，试验结果见表4。由表4可知，由于萤石、方解石等含钙脉石矿物的干扰，常温下不能获得合格的浮选精矿。    图7  常温浮选闭路试验流程及条件   表4  常温浮选闭路试验结果    %产品产  率品位 WO3WO3回收率对作业对原矿对作业对原矿精矿 尾矿 给矿2.10 97.90 100.002.07 96.18 98.256.79 0.11 0.2556.97 43.03 100.009.85 7.44 17.29       （二）常温浮选精矿加温浮选试验       1、加温浮选水玻璃用量试验       常温浮选精矿中仍含有较多的细粒萤石、方解石等含钙脉石矿物，其可浮性与白钨矿比较接近，分离难度很大。经研究发现：在添加水玻璃和高温、高浓度、高搅拌强度的条件下，白钨矿的浮游特性大大优于含钙脉石矿物，此时再将矿浆稀释后进行精选，可以取得很好的浮钨指标。根据试验，矿浆温度控制在90℃，保温搅拌1h左右效果较好。在此条件下，按图8流程进行了水玻璃用量试验，试验结果见图9。根据图9结果，确定加温浮选水玻璃用量为3500g/t，此时可使浮选精矿WO3达到66%以上。    图8  加温浮选水玻璃用量试验流程及条件    图9  加温浮选水玻璃用量试验结果   □－品位；●－回收率       2、加温浮选闭路试验       在水玻璃用量试验的基础上，进行了加温浮选闭路试验，试验流程及条件见图10，试验结果见表5。表5表明，加温浮选可使浮选精矿WO3品位达到66.70%，且作业回收率达94.82%。    图10  加温浮选闭路试验流程及条件   表5  加温浮选闭路试验结果    %产品产  率品位 WO3WO3回收率对作业对原矿对作业对原矿精矿 尾矿 给矿9.66 90.34 100.000.20 1.87 2.0766.70 0.39 6.7994.82 5.18 100.009.34 0.51 9.85       五、全流程试验       重选－浮选试验全流程及条件如图11所示，试验结果如表6所示。可见，采用在粗磨条件下用重选方法优先回收粗粒钨矿，在细磨条件下常温浮选－加温浮选方法回收细粒钨矿的工艺流程，取得了非常好的选矿指标：重选精矿WO3品位为68.93%，回收率为82.71%；浮选精矿WO3品位为66.70%，回收率为9.34%；综合精矿WO3品位和回收率分别高达68.70%和92.05%。    图11  重选－浮选全流程及条件   表6  全流程试验结果    %产品产率WO3品位WO3回收率重选精矿 浮选精矿 综合精矿 尾  矿 原  矿1.75 0.20 1.95 98.05 100.0068.93 66.70 68.70 0.12 1.4682.71 9.34 92.05 7.95 100.00       六、结论       （一）对某富含高钙脉石的白钨矿矿石，在粗磨条件下先用GL螺旋选矿机、螺旋溜槽和摇床进行重选，可低成本得到WO3品位为68.93%、回收率为82.71%的粗粒精矿。       （二）重选中矿、尾矿再磨后与细泥混合，采用高效新型捕收剂FW2进行常温浮选，再通过加温浮选，可获得WO3品位为66.70%、回收率为9.34%的细粒精矿。       （三）全流程综合精矿WO3品位和回收率高达68.70%和92.05%，为富含高钙脉石白钨矿资源的开发利用提供了新途径。

武钢(集团)矿业公司大冶铁矿是以生产铁精矿为主的大型矿山,矿石中伴生有金、银、铜、钴和硫等多种可供回收的有用元素。选矿车间采用先浮后磁工艺,混合浮选所得铜硫混合精矿经分离浮选得到的泡沫产品为铜精矿,铜精矿经浓缩过滤两段脱水得含水量15%左右的铜精矿产品。大冶铁矿矿石结构致密,嵌布粒度细,经细磨后浮选所得精矿很细,加之近年来入选原矿含泥量增多和脱水设备陈旧,使铜精矿过滤困难,设备处理能力下降,滤饼水份增高(约16%),直接影响产品质量和销售。降低滤饼水份途径较多,如改进工艺和设备等,但投资少,操作简单且效果明显的方法首推在矿浆中加入化学助滤剂。为此决定用助滤剂进行降低大冶铜精矿滤饼水份的研究。    1　试验矿样性质试验矿样为大冶铁矿铜精矿浓密机之底流样(即铜精矿过滤机给矿),试样的多元素分析结果和粒度分析结果见表1、表2。表1   试样多元素分析结果元素CuFeSCoSiO2CaOMgOAl2O3含量20.0249.9233.60.1557.272.281.140.4表2   试样粒度分析结果粒级/mm产率/%Cu品位Cu分布率部分    累计/%/%-0.1540.350.3520.10.36-0.154~0.1250.520.879.60.52-0.125~0.1103.013.8818.32.81-0.110~0.0903.697.5718.63.5-0.090~0.0800.67.9718.80.38-0.080~0.0741.129.0919.11.09-0.074~0.05648.5417.6317.57.62-0.0564~0.043313.373118.912.86-0.0433~0.031211.1342.1319.711.18-0.0312~0.021117.3659.4919.917.62-0.0211~0.0103.7262.8120.83.52-0.0137.1910020.3238.53合  计100　19.61100[next]     表2数据表明,试验矿样中,细粒级含量大,-74μｍ(-200目)占90.91%、-10μｍ高达37.19%,这应该是过滤困难原因之一。    2　试验方法试验装置见图1：    将定量试样调制成一定浓度的矿浆并加入一定量药剂,搅拌数分钟后注入改制的布氏漏斗中,在保持恒压下进行真空过滤,滤液收集在量筒中,记录下不同时刻的滤液累积量及对应时间,直至额定时间。注意观察并记录下滤饼形成时刻的滤液量。滤饼经烘干,根据干湿滤饼之质量差计算出滤饼最终水分。    3　表面活性剂的助滤试验及结果絮凝剂型助滤剂能够提高过滤速度,缩短成饼时间,但一般会引起滤饼水分的增加[1];即使某些类型有使滤饼水分减少的趋势,但效果甚微。而从对滤饼结构和残存水份的分析及查阅资料得知[2],表面活性剂能降低滤饼水分,故对表面活性剂进行助滤试验。    3.1　不同表面活性剂对铜精矿滤饼水分的影响不同表面活性剂对铜精矿助滤的试验结果见表3。试验条件是:过滤压差0.053ＭＰａ、矿浆浓度50%、脱水时间4ｍｉｎ。表3说明,试验所用的绝大多数表面活性剂都有降低滤饼水分的作用,只是用量和作用程度不同而已。至于某些表面活性剂反倒使滤饼水分增加,说明并不是所有表面活性剂都有助滤作用,是否具备助滤作用与物质结构、性能及试验条件有关。按降低水分的程度,下列药剂有比较好的效果,它们是ＴＳ-1、ＴＳ-2、混胺、ＡＥＯ(9)、ＴＸ-10、环烷酸钠、Ｄｒｉｍａｘ1235。值得注意的是,ＴＳ-1和ＴＳ-2降低滤饼水分最显著,而这两种药剂是混合药剂,其中ＴＳ-1是表面活性剂混合物,ＴＳ-2是絮凝剂和表面活性剂混合物。混合药剂助滤效果好是不同药剂的“协同效应”所致。考虑到效果、价格和货源,选择ＴＳ-1、ＴＳ-2、阳离子型表面活性剂混胺、非离子型表面活性剂ＴＸ-10和阴离子型表面活性剂环烷酸钠进行其它条件试验。[next] [next]     3.2　ｐＨ值对滤饼水分的影响试验结果如图2。试验中过滤压差为0.053ＭＰａ,各表面活性剂用量按表3中优选用量,脱水时间为4ｍｉｎ。    从图2可知,不论是否添加表面活性剂,矿浆ｐＨ对滤饼水分都有一定影响,酸性介质中的滤饼水分比碱性介质中的滤饼水分低,但影响程度不大,相对而言,对助滤剂ＴＳ-2和环烷酸钠的影响要稍大些。    3.3　表面活性剂用量对滤饼水分的影响试验结果如图3。试验条件为:过滤压差0.053ＭＰａ、脱水时间4ｍｉｎ、矿浆ｐＨ=10.0。

原料、熔剂的一般要求：       铅和铅锌烧结对原料、熔剂的一般要求列   表1 烧结原料、熔剂、焦粉的一般要求物料名称化学成分，％粒度，mm水分，％备注铅精矿按国家（部）标准或协议按选矿定＜12，北方冬天＜8含砷不大于0.5％铅锌混合精矿Pb＋Zn＞48％同上同上同上铅块矿（杂矿）含Pb＞25％＜10＜2含铜不大于1％石灰石CaO≥50；Mg≤3.5；SiO2＋Al2O3≤3＜6＜2 石英石SiO2≥90；Al2O3≤2～5＜6＜2以河沙或含金石英砂作熔剂时，SiO2含量可适当降低。焦粉固定碳＞75＜10＜1    注：表中粒度系指配料工序的要求。

一、原矿性质 湖南某白钨矿石属于斑岩型白钨矿，伴生少量锡石。金属硫化矿物的数量较少，但种类较多，有黄铁矿、白铁矿、磁黄铁矿以及微量的辉铋矿、闪锌矿等。白钨矿的嵌布粒度偏细且不均匀，主要粒度范围在0.01～0.08mm，粒度上限0.3mm。脉石矿物主要为石英、长石、黑云母、白云母，其次为黄玉、重晶石、石榴石、磷灰石、电气石、萤石、方解石等。该白钨矿多元素分析和钨物相分析结果见表1、表2。 表1  原矿多元素分析结果∕%表2  原矿钨物相分析结果由表1、表2可知，可回收的有价元素为钨，白钨矿的占有率达94.05%。 经鉴定，白钨矿主要以半自形晶粒状、不规则粒状单粒或数粒零星分布在矿石缝隙中，或分布于黑云母边缘和解理缝隙中。 二、选矿试验研究 （一）选矿工艺流程的确定 由于主要回收的矿物白钨矿结晶粒度较细，宜用浮选工艺回收，而矿石中又含有一定量的硫化矿，将会影响最终白钨精矿品位，因此，在选钨之前应预先脱除硫化矿。根据探索试验和条件试验，确定采用“优先浮硫－白钨常温粗选－钨粗精矿加温精选”的工艺流程。 （二）磨矿细度的影响 磨矿细度试验流程如图1所示，结果见图2。从图2试验结果可知，随着磨矿细度的增加，粗精矿WO3含量下降，WO3回收率增加。考虑到磨矿成本和工业上实现的难易度，选择磨矿细度为－200目占72%。图1  优先浮硫－白钨常温粗选试验原则流程图2  磨矿细度试验结果 （三）捕收剂种类的选择 目前，白钨矿浮选的捕收剂种类较多，因此选择了4种常用捕收剂进行试验。试验原则流程见图1，结果见表3。从表3可以看出，用GYR作选钨捕收剂，粗精矿（WO3）品位和回收率相对较好。 （四）白钨常温粗选条件试验 1、调整剂Na2CO3用量的影响 Na2CO3既可调节矿浆的碱度，改变白钨矿表面活性，又可调整矿浆粘度和分散矿泥。Na2CO3用量试验原则流程见图1，试验结果见图3。从图3可知，随着Na2CO3用量增加，钨精矿WO3品位增高，而回收率下降。综合考虑，选择Na2CO3用量为1000g∕t。图3  调整剂Na2CO3用量的影响 2、调整剂水玻璃用量的影响 水玻璃（Na2SiO3）对白钨矿浮选影响很大，因为它对萤石、方解石、白钨矿等含钙矿物有抑制作用。用量小，脉石矿物不能得到有效的抑制，粗精矿含WO3量偏低；用量大，则白钨矿受到抑制，钨回收率低。水玻璃（Na2SiO3）用量试验原则流程见图1，试验结果见图4。从图4结果可知，随着水玻璃用量的增加，钨精矿品位提高，但回收率减少。综合考虑，选择Na2SiO3用量为1000g∕t。图4  水玻璃用量试验结果 表3  捕收剂对比试验结果3、捕收剂GYR用量的影响 GYR用量试验原则流程见图1，结果见图5。从图5可知，随着捕收剂用量的增大，回收率提高，但钨精矿品位下降。综合考虑，GYR粗选用量为300g∕t。图5  GYR用量试验结果 （五）钨粗精矿精选水玻璃用量的影响 白钨粗精矿精选是白钨浮选的关键。目前，国内外对白钨粗精矿精选工艺有两种，即加温精选法和常温精选法。加温精选法由于生产上易控制，钨精矿质量稳定，因此被普遍采用。加温精选时，白钨粗精矿一般浓缩到50%左右的浓度，加水玻璃（Na2SiO3）搅拌，加温至90℃，保温1h，然后稀释到20%左右的浓度进行精选。水玻璃（Na2SiO3）用量是影响精选指标的重要因素，其试验结果见表4。从表4可知，随着水玻璃（Na2SiO3）用量增加，钨精矿（WO3）品位呈上升趋势，但回收率逐渐下降。综合考虑，选择Na2SiO3用量为1000g∕t。 表4  加温精选Na2SiO3用量试验结果（六）白钨矿选矿工艺全流程闭路试验 白钨矿浮选闭路试验工艺流程及条件见图6，试验结果见表5。图6  白钨矿浮选闭路试验工艺流程 表5  白钨矿选别全流程试验结果三、结论 （一）该钨矿属斑岩型白钨矿床，伴生少量锡石。金属硫化物的数量较少，但种类较多，有黄铁矿、白铁矿、磁黄铁矿，以及微量的辉铋矿、闪锌矿等。脉石矿物主要为石英、长石、黑云母、白云母、黄玉、重晶石、石榴石、磷灰石、电气石、萤石、方解石等。白钨矿结晶粒度在0.01～0.3mm之间。矿石中主要回收的矿物为白钨矿，硫化矿中有用矿物少，没有回收价值。 （二）采用“优先浮硫－白钨常温粗选－粗精矿加温精选”的工艺流程，对含WO30.41%的原矿，获得了白钨精矿含WO3 66.20%、回收率81. 27%的技术指标，使钨得到了较好的回收。