核心提示：产地：内蒙古自治区巴林右旗大板镇雅玛吐山 　　产状：中生代流纹岩类蚀变岩带 　　颜色：紫乌红色、白色、浅褐黄色相间 　　矿物产地：内蒙古自治区巴林右旗大板镇雅玛吐山 　　产状：中生代流纹岩类蚀变岩带 　　颜色：紫乌红色、白色、浅褐黄色相间 　　矿物成分：地开石、辰砂、炭质、铁质、水云母、石英、方解石。 　　结构构造：角砾构造、柔皱变晶结构(相片1印章石) 　　矿物成分以显微晶―微晶片状地开石为主，结晶粘度在0.01―0.1mm，在应力作用下地开石碎裂成角砾状，角砾大小由2―20mm不等或更大些，由于又遭受后期应力作用角状显得棱角不明显，角砾大小也分布不均一，局部地段地开石集合体柔皱现象明象。 　　以上地质现象说明，热液作用下形成的蚀变角砾地开石岩，应力的作用的反复性，重结晶作用现象产物，是地开石角砾中的净边产生，炭质类富集到角砾的中部。 　　角砾化形成过程中又有新的地开石形成，地开石及炭质构成了早期形成角砾状地开石的胶结物。 　　晚期含矿溶液沿裂隙、胶结物浸染充填，乌红色的辰砂伴炭质分布，辰砂结晶粒度为0.004―0.01mm，集合成团粒或成细脉分布。 　　岩石名称：辰砂化角砾地开石蚀变岩 　　乌红鸡血石：是巴林鸡血石的一种，辰砂呈乌红色，岩石颜色、花纹独特，是印章石、雕件的好原料，古朴而典雅。

(一)、含矿原岩成矿作用经历如下演化过程： 1、含矿原岩主要有两种：含铁泥质粉砂-细砂岩和蚀变（绢云母化）花岗细晶岩，两者接触带上发育韧脆性剪切带变形构造，分别造成泥质粉砂-细砂岩的片理化和花岗细晶岩的强烈绢云母化。 2、经中等强度韧-脆性剪切构造作用变形-变质重结晶，致使泥、硅质胶结物重结晶为鳞片微晶绢云母和微晶石英，粉砂-细砂石英屑拉长或眼球体化（照片1），使岩石显示片理化构造。含硫铁岩石变形-变质重结晶为微细黄铁矿均匀散布。花岗细晶岩强烈绢云母化。 3、再经碎裂、角砾岩化，含矿热液强烈活动，导致铅锌锑的成矿作用发生，充填交代于碎裂含铁泥质粉砂-细砂岩及角砾岩化含铁泥质粉砂-细砂岩裂隙与构造胶结物基质中。 (二)、矿化特征及成矿演化 1、热液早期阶段表现为黄铁矿及少量毒砂化，与之同步的构造作用为岩石的片理化，该矿化极有可能与金矿化有密切关系，显微镜下发现特征的黄铁矿的增生环带构造（照片6、15、16），望矿山取样化验分析金的含量。 2、热液中期阶段黄铁-闪锌-方铅矿化，与碎裂-角砾岩化构造作用密切，从变形岩石碎裂开始即发生矿化作用（黄铁矿-闪锌矿化），持续到角砾岩化之初（方铅矿化）。 3、热液晚期阶段辉锑矿-铁碳酸盐化，该阶段成矿与角砾岩化密切同步，部分辉锑矿沿方铅矿晶粒边缘交代形成两种矿物的混晶交生。 4、形成两种矿石类型：片理化黄铁泥质粉砂-细砂岩型角砾状锑-铅锌（金）矿石（照片2）和蚀变花岗细晶岩型角砾状锑-铅锌（金）矿石。 该锑-铅锌多金属矿床属于与构造变形有关的中-低温热液矿床，值得注意片理化阶段可能有金的矿化作用发生，应采样化验验证。 (三)、矿石矿物组成、组构与矿石类型 委送样品可划分为两种矿石类型，具体特征如下： 1、片理化黄铁泥质粉砂-细砂岩型角砾状锑-铅锌（金）矿石 矿化岩石先经韧脆性构造变形片理化，同时出现微细浸染型含毒砂-黄铁矿化；进一步的脆性构造碎裂使蚀变矿化的片理化黄铁泥质粉砂-细砂岩角砾岩化，多期多阶段的金、铅-锌、锑矿化作用伴随递进型构造活动，同步发生。矿石结构构造及矿物组成如下： (1)石英（21%）有三种成因类型：①石英粉砂、细砂f=0.02～0.05´value=".1" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.1mm，由于变形呈显微拉长状或显微眼球体变微晶（照片1），岩石显然经受中等程度的韧脆性构造变形，成矿与该构造活动有关；②硅质胶结物经变形形成变微晶f=value=".01" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.01mm以下，与重结晶绢云母混生一起，约含8%；③硅化石英细团块-浸染状、微细脉状，半自形多边形状及条柱细晶，f=0.05～0.1´value=".3" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.3mm，与黄铁矿、闪锌矿密切交生。 (2)绢云母（18%）显微鳞片状集合体，并呈集合消光，显示岩石片理化（照片1、2），为原岩泥质重结晶所致。 (3)黄铁矿（14%）两种成因类型：①沿岩石片理化分布微细立方体黄铁矿变晶，f=0.02～value=".1" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.1mm，为含硫铁粉砂泥质岩变质-变形重结晶形成；②热液成因者细脉络状、团块聚晶浸染分布，f=0.05～value=".3" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.3mm立方体状自形晶，最大颗粒f=value="2" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">2.0mm。 (4)闪锌矿（17%）他形-半自形不等粒等轴状粒晶，f=0.1～value="1.4" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">1.4mm中粗粒集合体，与硅化、黄铁矿化密切。 (5)方铅矿（5%）半自形、他形不等粒状f=0.1～value="1.6" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">1.6mm，沿闪锌矿晶粒边缘交代或填于闪锌矿粒间，晶粒内部黑三角发育（照片5），部分中粗粒方铅矿边缘被辉锑矿交代（照片3）。 (6)辉锑矿（4%）纤束状、纤柱状细晶、微晶，有三种嵌布形式：①纤柱状细晶集合体（照片4）；②纤束状微-细晶f=0.02´value=".3" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.3mm，沿方铅矿晶粒边缘交代（照片3）；③纤柱微晶f=0.001´value=".05" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.05mm杂乱布于含铁碳酸盐矿物中（照片6）。 (7)铁白云石（12%）半自形细粒镶嵌集合体为角砾间隙充填矿物（照片18），f=0.05～value=".15" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.15mm。 (8)铁方解石（8%）半自形细粒镶嵌集合体为角砾间隙充填矿物，f=0.1～value=".3" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.3mm。 矿石构造为角砾状、充填胶结构造；矿石结构：微细黄铁矿-毒砂为细脉浸染状、方铅-闪锌-黄铜矿-硅化石英间为交代、包含结构；辉锑矿-铁白云石为充填-填隙结构。 2、蚀变花岗细晶岩型角砾状锑-铅锌（金）矿石 绢云母化花岗细晶岩的蚀变可能与韧脆性构造变形作用有关，进一步的脆性构造碎裂使蚀变花岗细晶岩角砾岩化，多期多阶段的金、铅-锌、锑矿化作用伴随递进型构造活动，同步发生。矿石结构构造及矿物组成如下： (1)绢云母（26%）显微鳞片集合体，承袭条板状基质钠长石和板状钠长石细斑轮廓（照片7、8），f=0.05´0.1～0.1´value=".4" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.4mm；部分为热液蚀变产物。 (2)钠长石（14%）半自形粒晶及细板状（照片7、8）。 (3)石英（7%）他形细粒f=0.04～value=".1" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.1mm，岩浆矿物组分；部分热液蚀变硅化石英，与黄铁矿-闪锌矿化密切相关。 (4)钾长石（10%）他形细粒f=0.05～value=".1" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.1mm。 (5)黄铁矿（7%）f=0.02～value=".3" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.3mm自形微细粒晶及细粒状，大致可划分为三个矿化阶段，微细粒、细粒和半自形细粒聚晶。其中微细粒-细粒者具增生环带构造（照片15、16），与微细金矿化密切相关。 (6)毒砂（3%）f=0.02´0.05～0.15´value=".6" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.6mm细柱状、矛头状细晶（照片9、13、14），与微细具增生环带黄铁矿密切共生。 (7)闪锌矿（1.5%）他形浑圆粒状f=0.2～value=".6" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.6mm（照片10），部分闪锌矿晶粒中包含微细柱晶状辉锑矿（照片12）。 (8)黄铜矿（0.5%）他形微细粒晶，f=value=".05" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.05mm以下。 (9)辉锑矿（2%）两种晶粒形态、两期阶段的辉锑矿，前者微晶纤柱f=value=".003" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.003mm以下（照片17），后者纤束状集合体f=0.02~value=".3" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.3mm左右（照片11）。 (10)铁白云石（29%）半自形细粒镶嵌集合体为角砾间隙充填矿物，f=0.05～value=".15" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.15mm。 矿石构造为角砾状、充填胶结构造；矿石结构：微细黄铁矿-毒砂为细脉浸染状、方铅-闪锌-黄铜矿为交代、包含结构（照片12）；辉锑矿为充填-填隙结构。 (四)、磨矿与选矿值得注意的几点 1、矿石由铅-锌、锑多金属矿化矿物组成，均有可被工业利用的含量，需综合利用。制定选矿设计应分别考虑对闪锌矿、方铅矿、辉锑矿及黄铁矿的分离。 2、辉锑矿属于本矿石重要回收矿物，但粒级有三种：细微纤柱状f=0.001~value=".05" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.05mm（照片6），微细及细粒集合体f=0.02~value=".3" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.3mm（照片3、4）。对于微细粒级选矿难度大，多为嵌晶包含结构，不易回收；另有部分辉锑矿与方铅矿交混生长一起，难于磨细解离。一次磨矿尾矿会有细微辉锑矿存在而未被回收，加大磨矿细度可能会造成成本增高。 (五)、关于金矿化发生可能性分析 1、从委送的矿石成矿元素组合由：Fe、As、Sb、Pb、Zn、Cu等组成，以上元素组合对金的矿化作用十分有利，也是常见的与金密切相关的元素组合，应引起重视。 2、矿石中发现微细粒黄铁矿的增生环带结构（照片13、14），这是微细粒浸染型金矿的矿物学结构标志。 3、矿石中发现毒砂、辉锑矿，其中含有As、Sb是与金更为密切的成矿矿物和成矿组分。一般来说，这种类型金矿金的赋存状态以不可见次显微金形式出现。 4、该锑-铅锌多金属及金的矿化作用可能产出于细晶花岗岩脉或岩株与含铁泥质粉砂细砂岩接触带上的韧-脆性剪切构造带中。早期阶段韧性片理化带中主要发生金矿化作用，晚期阶段角砾岩化出现锑铅锌矿化作用。 5、建议矿山地质马上组织取样分析化验金的品位。

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！ 

灰吹法是一种陈旧的火法熔炼法。在古代，就用于从金、银矿石中加铅熔炼捕集金、银，再加硫与食盐从金银合金中别离银铅而炼得纯金和灰吹出产纯银。现代灰吹法首要用于富铅材料的氧化除铅及其他贱金属，产出金银合金再提纯。 我国灰吹法的最早记载始于东汉孤刚子《出金矿图录》，称为“灰坯法”。 一、“出（废吹）金矿法”。 “用三斤炼锡（黑锡即铅）著熟铁锅中熔，使赤沸。即纳金矿，碎者一斤，合相得。掠去糖屎（浮渣）、泻出（金铅合金）别炼。……以土墼（坯）垒作方炉，其间安炼灰（细粉粒筑炉料）作坯模（炉床），以金锡（金铅合金）著灰坯中。上安铁镣（条）上，布刚炭火于炉上。于炉前开一小孔，候之顷刻，锡（铅）与金（中）杂物相利取（反响），其（所产）金状似银。即以熟雌黄和好酒，铜器中煮之，（硫化）之，还复（金）赋性（色）。若不彻好者，即打薄（成铤），……以胡同律（胡杨树脂）、黄矾石（硫酸铁矿）、盐等分和醋熟为泥，涂（裹）金锡（铅）铤上，用牛粪火四周垒之于（金）锡（铅）铤上，用牛屎火四周食（吸收）锡（氧化铅）尽，唯有金在。取著熟铜铛中，以黄矾石和盐煮之半日许，出熔作（铸）铤。（加）错鑢屑（铁屑）食（造渣）炼，用药（熔剂）分量一同上（砂金、脉金熔炼）法也。” 灰吹法在我国使用后，古希腊人普利尼（Pliny）约在公元60年（东汉永平3年）提出了一种辨别黄金真伪的“渗灰法”。该法是将黄金一份加盐二份、黄矾石（Misy）三份放入泥坩埚中，再用两份盐加一份片岩（Schiste）粉混合掩盖在上面，置于炭火上熔炼。若是金（或低成色金）埚底会堆积纯金。若是伪金则不会有金。尔后，“渗灰法”在占希腊运用了数百年。 二、“出（灰吹）银矿法”。 “有银若好白，即以白矾石、硇末火烧出之。若未好白，即恶（残次）银一斤和熟锡（铅）一斤，又灰滤（吹）之为上白银。” 灰吹在“火屋中以土墼（坯）作土槽，高三尺，长短任人，其间作模（炉床）。皆得，坯（炉）中（装）细炼灰（筑炉料）使满，其间以水和柔使熟，不湿不千用之。小抑（轻捣）灰使实。以刀镀（铲）作坯（浅池）形，灰上薄布盐末。当坯内（装）矿（银铅合金），各以黄土炼（末）覆上，装炭使讫，还以墼（坯）盖，炉受骗（顶）坯上各开一孔，使大（火）气通出，周泥之。坯（炉）前各异开一孔（察）看，不时瞻候，以铁钩钩断糖屎（干渣），使出。顷刻火彻，锡矿（氧化铅激烈氧化液面）沸动旋回，（被灰盘吸附）与银别离，锡（铅）尽，银不复动，紫绿白艳（彩虹样焰）起。艳（焰）起（去）以杖击。（枝头扎）少数布水湿沾之，其银得（迂）冷即（沾）起（如）龙头，以铁匙按（接）取，名曰龙头白银。” 现代灰吹法用的富铅材料，首要来自铅阳极泥火法熔炼产出的富含铅的合金、嵌锌壳经熔析、蒸锌后的富铅以及其他材料火法熔炼产出的富含铅中间产品，因为这些材料的组分首要是铅和银以及少数金，其他贱金属杂质中又以低电位易氧比的金属为主，选用灰吹法比其他火法熔炼法氧化速度更快。以此类推，若选用灰吹法处理含有很多锌、铅、铁等的合金材料，以富集或收回高电位难氧化的铜、铋等金属，只需温度和氧化结尾操控恰当，效果也是很好的。但在一般情况下，灰吹法只用来从富铅材料中富集和收回金银合金，用于作业的熔炼炉也称为灰吹炉。 富铅的灰吹是鉴于铅对氧的亲和力大大超越银及其他杂质金属。富铅熔化后，向铅液面上吹入很多空气，铅即敏捷氧化成氧化铅。灰吹作业在略高于氧化铅熔点（888℃）的温度下进行，生成的氧化铅呈密度小，流动性好的渣连续自流渣口排出，贵金属则富集于熔池内而得以别离。 在灰吹进程中，虽首要靠鼓入的空气来氧化铅，但铅的高价氧化物的分化也起到必定效果。如PbO2和Pb3O4在炉温900℃时会分化生成PbO并放出活性氧，来加快铅的氧化。 在灰吹时，部分砷和锑以三氧化物蒸发除掉，另一部分则以亚盐、亚锑酸盐或许碑酸盐、锑酸盐方式转入渣中，随氧化铅排出。锌约有25%生成氧化锌蒸发除掉，75%被氧化造渣。 在灰吹时，因为铜对氧的亲和力比铅小，所以氧化速度很慢，直到灰吹作业后期才被氧化进入渣中。铜在氧化进程中首要与PbO发作下列可逆反响逐步生成氧化亚铜进入渣中而被除掉。 PbO＋2Cu Pb＋Cu2O 进程中，Cu2O与PbO可组成含68%PhO的低熔点（689℃）共晶。故出产实践中，含铜的富铅一般在较低的温度下进行灰吹，且灰吹的速度常比不含铜的富铅快，这可能是因为熔池中生成的Cu2O的反响原因。 铋能与银构成含97.5%铋的低熔点（262℃）共晶，也可和银组成含5%铋的固熔体，故灰吹进程中铋一向与银共聚于铅液中，直到灰吹晚期，才被氧化生成三氧化铋进入渣中。因而，灰吹含铋高的富铅需求延伸作业时刻。 虽然进入银锌壳中的碲小多，但因为碲和银与金的亲和力很大，所以在灰吹进程中不易氧化。为了除掉碲，一般在除铋后往熔池中参加不含碲的铅，使碲的浓度下降后再持续灰吹。经两次加净铅灰吹后，可使约三分之一的碲氧化蒸发，三分之二的碲氧化进入渣中，剩余的微量碲则留于银中。 银在灰吹进程中首要富集于铅液中。但灰吹时常常因为含银的铅粒会混入渣中，且PbO液也能溶解少数的银（据科尔梅伊尔的研讨，PbO中可溶解3%～6%的银）和氧化亚银（氧化亚银不安稳，在150℃时即彻底离解。但它与PbO组成合金时则变得恰当安稳），而下降银的收回率。 金在灰吹进程中不氧化而逐步富集于银中。一般，灰吹渣中含金仅为痕量，是属机械混入。 灰吹炉有德国式和英国式之分。前者适于灰吹用结晶法产出的富铅，后者适于灰吹加锌除银的富铅。因为结晶法在大多数炼铅厂早已抛弃不必，故除德国的某些铅厂外，现代灰吹炉一般均用英式灰吹炉。 英式灰吹炉的结构如图1。该炉为一只烧重油的小型长方形反射炉，炉壁、炉顶、底基及烟道都是固定的，而炉床（灰吹盘）则是可移动的，损坏后的灰吹盘能够替换，这使操作更为简洁，出产成本也低。炉顶和炉壁一般用耐火砖（也有用高铝砖）砌成。灰吹盘为长方形，用加工和磨平的镁砖在可移动车架的钢板上砌成凹槽，再用镁砂掺耐火料加水玻璃捣实，或用水泥掺耐火料制成炉盘铲削呈浅盘状。熔池深度为100～200mm，面积大小视每批灰吹富铅多少而定。炉床侧壁和流渣口设有冷却水套（小型灰吹炉一般没有）。装入灰吹盘后，用泥将一切接口关闭，只在侧壁一面留重油喷嘴孔，在与之相对的侧壁上留几只插风管的小孔（小型炉子只留一孔）。风管供入的高压空气除氧化铅等外，还将氧化产出的炉渣吹往灰吹盘前端，使炉渣从水套上的流渣口连续流出。为削减渣口的损坏，大型炉开几只流渣口替换运用。烟气经烟遭和冷却系统进入收尘器。图1  灰吹炉示意图 1－炉壁；2－炉顶；3－炉床（灰吹盘）；4－空气进口；5－地下烟道 替换新灰吹盘后，先用小火烘烤4～6h再升温至炉壁发红，然后自炉口连续参加富铅锭。至富铅液充溢灰吹盘，并撇出浮渣后升温至900℃或更高，刺进风管，供入1.47～1.96kPa（150～200mmH2O）的高压空气斜吹富铅液面。此刻，铅被氧化生成PbO浮起，并被风吹往灰吹盘前端。比及熔池液面被PbO掩盖一多半今后，凿开用黄泥堵住的流渣小沟，氧化铅即连续排至炉前的渣车内。跟着铅的氧化排出，熔池液面会逐步下降，应当令增加富铅于灰吹盘的斜坡上，使其缓慢熔化弥补入灰吹盘内，以坚持恰当的液面，并使熔池液面的一半为PbO渣所掩盖。在大型设有完善收尘设备的炉中，应坚持灰吹温度在1100～l200℃，小型炉则坚持900～1000℃，以加快铅的氧化。当连续加完几批富铅后中止加料，持续吹风氧化至熔池内简直全为金银合金时，可撒入少数硝石以加快铜等杂质的氧化。最终再均匀撒入一薄层骨粉（或于燥的水泥），将剩余的渣吸附洁净后扒出。除完渣后，尚有一层氧化铅薄膜掩盖在金银合金熔体的表面，因为激烈的氧化效果，使此膜呈现与虹类似的颜色。跟着氧化铅膜的蒸发，“彩虹”很快消失，合金表面呈现光辉灿烂的景像，俗称“银的亮光”。此刻，往液而加一层木炭掩盖，让其在复原气氛中，约于1000℃炉温下静置半小时，以除掉银液中所吸收的很多氧，然后浇铸于预先加热的锭模中，产出含96%～98%的金银合金锭，或许铸成金银合金阳极板送电解提纯。每炉灰吹作业的时刻，决定于炉床的容量、富铅的含银档次和灰吹速度。炉床的出产能力与富铅组分及操作有关。在一般蒹件下，1m2灰吹盘24h可氧化1t左右的铅。灰吹进程约丢失0.5%银，但灰吹低银富铅时可达1%。因为约有3%～5%的铅进入烟气中，故应进行烟气收尘，以下降银、铅的丢失和保护环境免受污染。 灰吹低银或高铋富铅作业，一般分两段进行。榜首段将其灰吹至含50%～70%银后铸锭，再参加另一小型炉子内进行第二段灰吹，直至产出金、银总量达99.5%的合金锭，或铸成金银合金阳极板送电解提纯。第二段的灰吹渣含银、铋较高，应与榜首段灰吹渣分隔，从中收回银、铋。有些工厂对一切富铅都选用两段灰吹，是因为：（1）削减银和铅的蒸发丢失；（2）不致因熔融金属液面的不断下降而需求挖深渣沟，损坏灰吹盘；（3）使某些金属集中于后期渣中，以便于收回。 图2为南非现在广为使用的英式灰吹炉。此炉的炉体也是固定的，灰吹盘也是可替换的。灰吹盘呈椭圆形，由镁砂捣制成，它的表面大部分为一凹坑熔池供氧化灰吹用，小部分略呈浅盘状中间开一沟，已生成的氧化铅及杂质借吹风管的风吹向前端，并从沟中流入沟端的暗孔中排出至模内。炉壁内侧，以油嘴进口和烟道出口两处向炉内呈喇叭形，以利于炉内遍地温度均匀。炉前留一查看操作孔，炉后开一风管刺进孔，后侧开一富铅锭加料槽。操作方法与图1的灰吹炉大体相同。此种炉子在1100℃灰吹，每炉可产含金银90%～99%的合金150～300kg。经用长柄勺舀出注入阳极板模中，送电解提银后再提纯金。图2  南非现用的灰吹炉（单位：mm）

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

一、矿化岩石类型及特征     经薄片调查含矿岩石原为角闪辉石岩或辉石角闪岩，现已遭受不同程度蚀变，首要是次闪石化、绿泥石化。依据次生蚀变程度和产品不同可把含矿岩石划分为以下三种类型：     1、中等蚀变角闪辉石岩     岩石大约由普通辉石15~30%，普通角闪石20~40%，不透明金属矿藏5~10%组成，余者为20~40%次闪石，还见有少数绿帘石、绿泥石和榍石。变余自形~半自形粒状结构。告知结构，粒度0.5~3mm不等（图版1、2、3、4）。     显着可见角闪石告知或熔蚀辉石，而角闪石又不同程度次闪石化。所谓次闪石化，便是阳起石化，透闪石化以及二者-与角闪石过渡状况。而次闪石又细微绿泥石化。辉石因被告知残留而多呈不规则粒状，或许仍保存边际不整齐短柱状，偶然可见自形短柱状（图版1、2）。角闪石可见半自形柱状，也可见其告知辉石构成的告知穿孔结构和告知假像结构（图版3、4）。榍石往往呈现在被告知辉石界限邻近，金红石呈现角闪石解理中。     2、次闪石（蚀变）岩     岩石具告知假象，告知残留结构（图版8、10），粒度粗大并且改变较大，粒径1~10mm。岩石大约由70~80%次闪石组成，其次是普通角闪石10~20%，金属矿藏10~15%，绿泥石5~10%，黝帘石3~5%，少数榍石和方解石。见有极少数辉石在角闪石中呈残留状况。普通角闪石多被次闪石告知呈残留状况，只要少数具有自形长柱状（图版8），次闪石以褐色为主（角闪石向透闪石过渡状况），少数阳起石，绿泥石和黝帘石部分呈现。榍石是上述矿藏告知进程产品，方解石是晚期告知矿藏。     3、黝帘——绿泥石次闪石（蚀变）岩     告知残留结构，告知假象结构，变余自形—半自形结构，粒径0.2~4mm（图版5、6、7、11、13、14）。岩石大约由25~35%不透明金属矿藏、20~30%次闪石、10~15%普通角闪石、10~20%黝帘石、10~15%绿泥石组成，还见有少数辉石、黑云母和榍石、方解石。     极少数辉石构成最早，在角闪石中呈告知残留，角闪石常被次闪石告知呈假象并在其间呈残留状况（图版5、6、7、13、14）。少数黑云母呈团粒状，被绿泥石沿解理告知呈残留，次闪石又被绿泥石沿边际告知。 值得提及的是绿帘石和绿泥石构成细粒调集体呈不规则团块状呈现（图版5、6、7、11、12、13、14），置疑或许是基性斜长石蚀变产品，但未见典型的板柱状斜长石假象，假如真的这样，此岩石应为辉长岩。     该岩石的显着特征是蚀变矿藏组合杂乱，磁铁矿化最激烈。     上述三种类型含矿岩石中，蚀变角闪辉石岩占有四块标本中两块，二种蚀变岩各占一块，显着前者在矿石中占首要位置，因而辉石和角闪石也应是首要脉石矿藏。     依据变余结构和蚀变产品揣度，原岩为偏基性辉石角闪岩或角闪辉石岩，置疑或许有含长石辉长岩存在。原岩现已发作不同程度蚀变，部分变成蚀变岩。总的矿藏生成次序是：辉石→角闪石或黑云母→次闪石或帘石→绿泥石→方解石，榍石是蚀变进程中产品，部分磁铁矿也是如此。     二、矿石的矿藏组合     首要矿石矿藏是含钛磁铁矿，少数钛铁矿和黄铁矿，脉石矿藏有普通辉石、角闪石、次闪石、绿帘石或黝帘石、绿泥石等。     （一）、矿石矿藏     1、含钛磁铁矿     最首要的矿石矿藏，含量在10~35%之间，多以自形—半自形—他形粒状呈现，粒径一般在0.05~1mm，首要会集在0.1~0.6mm。磁铁矿呈不均匀浸染状散布在矿石中，多散布在脉石矿藏粒间，部分包括在脉石矿藏中（图版3、4、5、6、7、8、11、12、13、14、16、17、18），以独立单体散布为主，也见有联晶聚合呈现。[next]     磁铁矿内部往往具有麻点结构（图版15、16、17、18），常见八面体裂开，有时沿其有页片状钛铁矿的固熔体出溶物（图版15、18），常沿边际四周被铁绿泥石告知（图版8、10、11、12、13、14），偶然可见被黄铁矿告知。     依据高温条件下磁铁矿与钛铁矿为固溶体，低温下二者发作别离或出溶。本磁铁矿应该含有必定数量钛。     2、钛铁矿     钛铁矿含量较低，约在1~3%左右。钛铁矿有两期：前期钛铁矿多呈页片状（图版17），常被熔蚀呈奇形怪状，粒度细微，0.01~0.3mm，散布在脉石矿藏的解理中或许是粒间。晚期钛铁矿粒度粗大，一般0.5~0.8mm，多呈粒状或不规则板状，内部有麻点。可见钛铁矿偶然被褐铁矿告知。     3、榍石     含量1~2%，常呈不规则粒状呈现在被告知的辉石邻近的次闪石中，粒度一般在0.1~0.4mm。它们应是辉石蚀变进程中产品。     4、金红石     少数     5、黄铁矿     含量0.1~1%，粒径0.01~0.5mm，从自形六面体到他形粒状，偶然被褐铁矿告知呈剩余体（图版16），可见黄铁矿告知磁铁矿标明其构成最晚，常沿裂隙呈调集体呈现。     （二）、脉石矿藏     1、普通辉石     是首要脉石矿藏之一，含量1~30%，粒度0.1~2mm不等，辉石呈自形短柱状到不规则他形粒状，以后者为主（图版1、2）。辉石构成最早，常被角闪石、次闪石告知呈残留，内部常告知穿孔结构和告知假象（图版2、3、4），偶然可见被绿帘石告知。     薄片中辉石带棕彩，标明其含钛量较高，考虑到辉石是首要赋存钛的脉石矿藏，蚀变产品呈现榍石等较多含钛矿藏亦证明这点，但其多色性仍没到达钛辉石程度，故仍定为普通辉石，主张进行电子探针测定其含钛量。     2、普通角闪石     角闪石是首要脉石矿藏之一，含量10~40%，粒径1~10mm不等，呈半自形柱状到不规则粒状。角闪石告知辉石而常被次闪石告知，因而常见告知穿孔，告知假象和告知残留结构（图版2、3、4、5、6、7）。 角闪石是由辉石转变来的矿藏，必定从辉石承继部分钛，因为其含量较高，也应是除辉石外的重要含钛脉石矿藏。     3、次闪石     在四个薄片中含量改变于20~80%，估测实践选矿样含量与角闪石和辉石附近。次闪石是角闪石和辉石蚀变产品，故常呈这两个矿藏假象（图版1、2、4、6、5、7）。正像前面提到次闪石实践是透闪石，阳起石以及二者与角闪石过渡物并以后者为主，因而他与角闪石也很难分隔。次闪石沿边际或部分被绿泥石告知（图版8）。     4、绿泥石     典型的次生蚀变矿藏，含量5~15%，常呈细粒（     5、黝帘石和绿帘石     二者都是次生矿藏，含量改变2~15%之间。绿帘石呈现在蚀变角闪辉石岩中，以调集体形或告知辉石，黝帘石呈现在蚀变岩中，与绿泥石一同组成调集体与磁铁矿共生（图版5、6、7、11、12、13、14）。     6、黑云母     含量0~4%，反在被置疑为辉长岩的蚀变岩中见到，呈厚板状呈现、沿解理被绿泥石告知的剩余。     7、方解石     含量0~2%，呈粒状调集体部分呈现蚀变岩中，构成最晚告知一切次生矿藏。     三、结构结构     （一）、矿石结构     1、稀少—中等浸染状结构     金属矿石矿藏含量在20~35%之间，是样品中较富的矿石类型，呈现在黝帘—绿泥次闪石蚀变岩中，金属矿藏粒度较细（0.1~0.5mm），散布相对密布（图版5、6、7、11、12、13、14）。     2、星散浸染状结构     金属矿石矿藏含量5~15%，呈现在蚀变角闪辉石岩和单一次闪石蚀变岩中。金属矿藏相对较粗（0.2~0.6mm）（图版1、2、3、4、8）。     （二）、矿石结构     1、自形—半自形—他形粒状结构     样品中最首要矿石结构类型，指磁铁矿和钛铁矿呈自形、半自形和他形粒状散布在含矿岩石中，粒度0.06~1mm，会集在0.1~0.6mm（图版4、5、6、7、8、11、12、13、14、16、17、18）。     2、嵌晶或包括结构     指自形—他形粒状磁铁矿和钛铁矿散布在角闪石或次闪石的粗粒晶体中（图版8、9、11、12）。也是样品中常见结构类型。它们或是客晶早于主晶，或是在告知进程中一起就位的。     3、固溶体别离结构     指钛铁矿在磁铁矿主页片状或粒状沿必定结晶方向（八面体裂开）散布（图版15、18），标明二者在高温下构成固溶体，在温度下降进程中发作出溶别离。     4、告知结构     有以下三种状况：一是绿泥石沿边际或裂开告知磁铁矿（图版6、8、10、11、12、13、14），这种现象最为遍及，特别是蚀变岩中。二是晚期黄铁矿告知磁铁矿。三是褐铁矿告知黄铁矿（图版16），磁铁矿和钛铁矿。后二者状况较少见。     5、熔蚀结构     指钛铁矿不呈板条状而呈奇形怪状的内凹形，显着是较晚脉石矿藏对其熔蚀形成的。     至于含矿岩石的结构结构，严格说来不是矿石结构结构，已在含矿岩石部分叙及，这儿不再重复。     四、小结     1、矿石中首要矿石矿藏是含钛磁铁矿，少数钛铁矿，矿石具有星散—稀少—中等浸染状结构，首要矿石结构是自形—半自形—他形粒状结构和嵌晶或包括结构，有用矿藏粒度会集在0.1~0.6mm。     2、钛元素首要赋存在钛磁铁矿和钛铁矿中，但有适当部分涣散在辉石和角闪石中。     3、含矿岩石为不同蚀变程度角闪辉石岩或辉石角闪岩，置疑有辉长岩原岩存在，其间复成分蚀变岩矿化最好。     4、该矿床成因或许是岩浆型—岩浆期后蚀变告知型矿床。     （图暂略）

1.我国岩金矿床成矿的层控特征 1)大多数岩金矿床产在一定的大地构造环境的某一特定含矿建造中。矿床(点)密集分布，成群成带产出，其延伸与地层产状总体是一致的。 2)矿化围岩的含金丰度往往大于地壳中同类岩石丰度值的几倍至数十倍。 3)多数金矿矿体与围岩的同位素组合特征基本相似。如河南省小秦岭地区文峪金矿，矿石硫同位素δ34S为1.35‰，杨砦峪矿区硫同位素δ34S为1.55‰，金洞岔矿石硫同位素δ34S为-3.58‰，而两矿区地层δ34S为3.39‰，表现出矿石硫与地层硫特点相似。以此说明容矿层往往是矿源层。 4)我国岩金矿床产出的地层以太古宇为主，其次为元古宇、古生界、中生界均有金矿产出，但发育程度不一。矿化围岩有变质岩、沉积岩、火成岩类，其矿化情况各异。现就其主要矿化密集区的层控性概述如下： (1)华北地台金矿成矿域 本区金矿床(点)集中分布于板块的边缘及基底构造层的隆起区，并且主要产于太古宇结晶基底的中深变质岩系中。 ①燕山金矿密集区金矿集中分布于山海关及密云隆起区，容矿岩层为太古宇迁西群马兰峪组。该组混合岩化作用较强。岩层含金丰度0.7～0.83×10-6，高于同类岩石的25～200倍。本区已知金矿床(点)115处，有109个产于本岩层中。 ②辽西建平-北票金矿密集区 区内金矿床(点)80%以上集中分布于建平隆起区内。容矿岩层为建平群小塔子沟组的斜长角闪岩及斜长角闪片麻岩类。 ③夹皮沟金矿田金矿床主要产于太古宇鞍山群三道沟组下部的角闪斜长片麻岩、黑云斜长片麻岩、斜长角闪岩及角闪岩中。围岩含金丰度值平均41.5×10-9。根据320个硫同位素的研究，矿石硫δ34S平均为5.6‰;围岩硫δ34S为2.1‰。二者相近，硫源相同。 ④小秦岭金矿田：金矿围岩为太华群下部岩组，岩石类型为斜长角闪片麻岩、黑云斜长片麻岩及斜长角闪岩等。岩层含金丰度值平均为1.24×10-9。金矿δ34S平均为2.71‰，两者近乎相等，具密切成生关系。 上述各区容矿围岩，经原岩恢复为基-中基性火山岩建造。岩石呈黑绿色，亦称绿色岩系。这套含金建造是本区金矿的原始矿源层。它不仅是变质热液型金矿的矿源层，而且也是本区其他类型金矿的重要矿源层。 (2)江南古陆金矿成矿带金矿主要分布于江南古陆的雪峰隆起与幕府山隆起两区。其金矿床(点)95%左右产于元古宇冷家溪群及板溪群的含凝灰质绢云母板岩、砂质板岩中，其原岩为含泥质、凝灰质碎屑岩建造。局部可能有火山沉积岩。岩层含金丰度值平均为0.0012～0.03g/t，矿石δ34S为2.85‰;围岩δ34S为7.9‰。 (3)南岭金矿成矿区金矿主要分布于大瑶山槽背斜与云开隆起区，据统计，桂粤两省的金矿床(点)74%左右集中产于该区的寒武系八村群岩层里。区内寒武系为一套冒地槽类型复理石碎屑岩建造，其中夹多层碳质页岩及含碳质砂岩，含碳量高达10%左右。金矿围岩主要为硅质岩，碳质页岩及碳质碎屑岩等。 岩层含金丰度值，据南京大学化学光谱分析，碳质页岩平均32.5×10-9;泥质砂岩4.4×10-9。据广西冶勘公司分析，砂岩80×10-9，碳质页岩高达130×10-9，明显高于金的克拉克值。 桃花、古袍、云岭等矿区，矿石硫δ34S变化范围为-0.9‰～+6.4‰及1.05‰～8.2‰，显示有壳层硫的性质。桃花矿区铅同位素年龄为729～785Ma，比寒武纪地层和加里东花岗岩的时代还老。因而认为本区成矿物质来自深部，也来自寒武系含金矿源层。 本区北邻江南古陆，其基底为元古宇冷家溪群、板溪群，这一古老含金地层可为该区的上部寒武系提供金的物质来源。 2.构造对金矿成矿的控制 (1)大地构造格局与金矿的空间分布我国金矿明显受区域大地构造格局控制，尽管各个区域都有金矿化分布，但极不平衡，并各具自身特点，故大致可划分成五个金矿化域。 1) 华北型金矿化域华北准地台是我国最古老的地台，是太古宙及古元古代固化的鞍山群、建平群、单塔子群、阜平群及太华群等，岩系为一套变质较深、混合岩化作用较强的变基性火山-沉积岩建造，属优地槽相。其中，变基性火山岩类含金丰度普遍较高，是原始矿源层，也是本区金矿主要物质来源。 本区是我国主要金矿分布区，据统计，金矿床(点)数占全国总数85%以上。金储量占全国岩金总储量78%。金矿床主要分布于地台边缘及台内的基底断块隆起带内。区内主要以地台基底经区域变质热液作用，花岗岩化作用及燕山岩浆活动，叠生作用成矿为显著特征。属优地槽相。分布的金矿类型主要是变质热液型、花岗岩化热液型，其次为岩浆热液型及火山-次火山热液型金矿床。赋矿围岩即是矿源层，属近源型。成矿时代主要为古元古代和中生代。找矿远景潜力很大。 2) 扬子型金矿化域新元古代未形成的地台。基底岩系多出露于地台的边缘地带。如西部边缘康滇地轴上的昆阳群;东南边缘的冷家溪群、板溪群。地台内部的基底仅在个别地点出露且面积不大。如黄陵背斜的崆岭群等。基底构造为泥质板岩、变碎屑岩类。原岩为含泥质凝灰质碎屑岩、变质程度较浅，属优-冒地槽相。区内金矿床主要分布于地台边缘的隆起带内，地台东南边缘的雪峰古隆起及幕府山隆起金矿化更为集中，全区岩金矿床(点)数占全国的16%，储量占全国总量的7.8%。区内主要以扬子褶皱基底经区域变质热液作用及古生代盖层经地下热水溶解作用为成矿特征。金矿类型以变质热液为主，其次为岩浆热液型及地下热水深滤型金矿床。赋矿围岩为泥质凝灰质碎屑岩，以及碳酸盐类，成矿时代为元古宙、中生代。成矿物质来源于围岩或下部基底构造层。 3) 华南型金矿化域属华南-东南亚板块，位于扬子地台之南的华南褶皱系区间，这是一个加里东地槽褶皱系，褶皱基底构造层由震旦系-志留系组成，为复理石建造，属冒地槽相，变质程度较浅。区内主要以早古生代褶皱基底经区域变质、热液作用及加里东、燕山期岩浆活动的叠生作用成矿为主要特征。金矿床主要分布于大瑶山及云开隆起区内，金矿床(点)占全国总数13.3%，储量占全国岩金总量4.7%。金矿类型桂西为碳酸盐石英方解石脉型;粤桂交界为变质热液型及岩浆热液型。矿化围岩为寒武系含碳质碎屑岩、石炭系碳酸盐岩以及中酸性侵入岩，成矿物质来自深部构造层，成矿时代主要是加里东期，其次为燕山期。 4)太平洋型金矿化域我国东部受太平洋板块俯冲作用的影响，形成一个规模巨大的中新生代的大陆板块边缘活动带。其突出特点是中生代的北东向构造极为发育。另一个是形成一条庞大的中生代火山岩带。北起黑龙江畔，南达南海滨，长达3000多km，宽300～800km。火山岩由中基性到酸性，以酸性岩类居多。 伴随侵入与喷发活动，常常形成各类内生矿床。我国的火山-次火山热液型金矿主要产于该带内。如团结沟、奈林沟、赤卫沟、霍山、铜井、祁两沟、八宝山金矿床等，此外，尚分布岩浆热液型金矿床。前者主要产于中生代断陷盆地的边缘，受一定的断裂构造控制。 5)天山-兴安型金矿化域本区位于西伯利亚板块与塔里木-中朝板块之间的古生代地槽，为一巨大的东西向弧形海西褶皱带。本区海西期岩浆岩广布，近东西向断裂构造发育。 该区以盛产砂金著称。岩金仅分布于东西准噶尔、天山及佳木斯隆起区。金矿成矿主要与海西期及燕山期花岗岩浆活动有关为特点。区内金矿床(点)占全国7%，储量占全国岩金总量3%。本区的西北部以岩浆热液型为主，成矿时代主要为海西期，东北部则以次火山-火山热液型为主，其次为变质热液型金矿床。成矿时代主要是燕山期，其次为海西期。 综上所述，可以清楚看到： ①不同的大地构造单元，其金矿化强弱、金矿化特征都有所差异，各具自身特色。 ②我国金矿主要分布于东部地区，并且主要分布于古老的中朝板块内。 ③我国东部地区金矿层控性明显。成矿物质主要来自古老基底的矿源层;西部金矿床岩控及深断裂控制较为明显，成矿物质主要来源为基性-超基性岩。 ④我国火山-次火山热液型金矿床主要分布于东部中生代的大陆边缘活动带。 (2)区域构造对金矿的控制①我国金矿主要成矿带大都分布于古老板块的边缘，缝合边界的古岛形隆起地带，如阴山-燕山成矿带、秦岭-大别山成矿带分别受华北板块的北缘与南缘缝合边界隆起带控制。②板块内的台背斜、槽背斜等隆起区，控制着次级的成矿带(区)或矿化集中区的展布。如华北板块的建平隆起区，山海关隆起、胶东隆起、五凤嘉隆起等，皆为金矿集中分布区。③中朝板块的古老基底发育着东西向与北东向两组主要断裂带，其相交处附近通常是大型金矿富集部位。如比较明显的北纬40°断裂带及42°断裂带与北东向断裂相交处，控制着几个重要大型金矿床分布，并显示一定的等距性分布。④大型金矿床均产于大断裂的侧翼次级断裂中，并与大断裂距离一般为2～8km。⑤大型金矿床多数赋存在强烈挤压的背斜或倒转背斜的轴部的狭长地带内。如小秦岭矿田的文峪、杨砦峪、金洞岔等大型金矿分布于区内老雅岔倒转倾伏背斜的轴部。五龙金矿赋存于五龙背斜的轴部。 (3)花岗质岩浆岩对金矿的控制金矿空间分布与花岗岩的侵入体经常伴生，并有些矿床的金矿体直接产于岩体里或接触带中，这一现象表明，金矿成矿过程中有岩浆岩活动的积极参与。 据近代岩石学研究，花岗岩类按成因分为两类，幔源型及地壳重熔型。但很多资料表明与金关系最密切的花岗岩主要属基底变质岩重熔再生的产物。我国山东、辽宁、吉林、广东等省皆有此类金矿的分布。 金的成矿带与控制各类矿化和各种岩浆岩活动的深大断裂交切部位相伴随，以此表明地壳以下金物质参与了成矿作用，在超基性岩Ni、Co、Pt等矿床中金含量高，并形成独立金矿体，与此相吻合，云南墨江金矿、青海小松树南沟、新疆托里等金矿与超基性岩体相伴产生，并具明显成生关系，是令人信服的例证。含金硫化物中的同位素研究也得到了同样的结论。 根据实际资料，与金矿成矿关系显著的三个时代的岩浆岩，一是加里东期花岗岩，主要分布在华南加里东地槽区，岩性为斑状花岗闪长岩及花岗斑岩、石英斑岩等。如大宁岩体——黑云母闪长岩、斑状花岗闪长岩金的平均含量分别分9×10-9、3.7×10-9。岩体与寒武系地层的接触带及附近形成龙水、张公岭金矿床。二是海西期岩浆岩主要分布于我国西北与东北部的海西褶皱带中。岩体控矿绝大多数为海西中晚期的斜长花岗岩、花岗闪长岩、二长花岗岩等呈岩基、岩株、岩枝产出。经统计，区内已发现50余处金矿床(点)，大多数产于岩体之中或接触带附近。三是燕山期的构造岩浆活动，我国许多内生金矿都与此次活动密切相关，特别是东部地区。如：辽西地区属于此类型金矿的储量占全省总量的22%，燕山地区的峪耳崖、柏杖子、金厂峪、三家子都与燕山期中酸性小侵入体有关，河南小秦岭金矿田北部带由西向东出露有：华山岩体、文峪岩体、娘娘山岩体。均属燕山期产物，经人工重砂测定，岩体含金，并在局部地段发现含金石英脉。 上述事实归纳起来，可以得出以下结论： 1)地层基底的成分对金矿的成矿作用有极大的影响，是矿床形成、演化、继承发展的物质基础。其太古宙的绿色岩系即是金矿成矿的初始矿源层，又是金矿的主要容矿层。 2)构造及岩浆活动的综合地质作用是金矿成矿的不可缺少的必要条件。

一、贺兰山磷矿实验室选矿实验 贺兰山磷矿产于下寒武纪系中部，属堆积层状磷块岩矿床。其工业类型有硅质和硅－钙质两种矿石，以前者为主。矿体北起苏峪口、南至大乾沟，全长24公里。整个矿区磷矿石均匀含P2O518%。 矿石的矿藏组成：有用的矿藏为胶磷矿和磷灰石（算计约占40%、磷灰石少数）；脉石矿藏首要有石英（约占40%）、碳酸岩（总量约占9%、方解石3%）。此外，尚有黄铁矿（3%～4%）、绢云母（3%～4%）等。 胶磷矿  呈均质胶状、其次呈鲕状、假鲕状、碎屑状等。首要特色是胶磷矿颗粒中含有不同粒度的杂质，这些杂质首要为黄铁矿、褐铁矿等，粒度多在0.0065～0.048mm，且星点状散布。 磷灰石  呈细微的粒状或柱状，粒度在0.0065～0.026mm，首要散布在石英集合体间或石英砂屑的内缘。 石英  呈滚圆至半圆的碎屑状及隐晶粒状，巨细在0.08～0.16mm，多散布在砂质磷块岩和磷砾岩中。 碳酸盐  首要为白云石、粒度0.016～0.528mm，多呈菱面体或不规则粒状集合体产出；方解石呈它形粒状混在白云石间或呈脉状产出。 矿石的化学组成，列于表1。 表1  贺兰山磷矿矿石化学组成项目含量（%）P2O516.45酸不溶物45.48SiO243.02Fe2O34.26Al2O31.83CaO24.64MgO1.33CO23.64F1.36S全0.57Re2O30.077U0.0014V0.004 1980年，曾以不同的工艺流程，对该矿进行了较详细的实验，成果汇于表2。。由表9看出：选用流程Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ，均可取得档次大于30% P2O5、回收率在80%以上的磷精矿。阐明对该矿选用阶段磨矿、阶段浮选的选别流程，是适合的。 表2  不同流程结构的浮选条件极端成果比照流 程 结 构条件成果磨矿细度－200目（%）药剂总用量（公斤／吨原矿）原矿档次（P2O5%）精矿尾 矿 品 位P2O5%碳酸钠水玻璃木质素氧 石    蜡 化 皂产率 %档次 P2O5%回收率%流程Ⅰ： 磨矿后浮选，得磷精矿；扫选精矿、二次精选尾矿别离以320目筛分；＋320目粒级为中矿；－320目粒级回来流程，粗选作业76.002.71.00.30.4516.8733.4131.2261.834.51中矿21.1420.7726.02流程Ⅱ： 粗磨（－200目65%）后浮选，得部分精矿、尾矿；中矿再磨（－320目72%）后浮选，又得部分精矿、尾矿－3.01.85－0.49816.6145.9230.6484.714.70流程Ⅲ： 除中矿再磨细度为－320目92%外，其他结构同流程Ⅱ－3.51.400.50.45316.8549.1631.1090.744.18流程Ⅳ： 粗磨（－200目65%）后浮选，得精矿和尾矿；其间矿（扫选精矿和一次精选尾矿）兼并分级；＋320目粒级再磨合后和－320目粒级别离回来粗选作业－2.01.350.30.38216.8548.5030.9589.083.57 表3  流程Ⅲ工艺条件表浮选作业称号选别条件榜首段（粗磨）第二段（中矿再磨）工艺条件（药剂用量kg／t原矿）磨矿细度－200目%碳 酸钠水 玻璃氧化 白腊皂浮选时刻（分）磨矿细度－320目%碳 酸钠水 玻璃木 本质浮选时刻（分）粗选Ⅰ65.002.001.000.053392.001.500.300.302粗选Ⅱ————————3扫选———0.4310————3精选——————0.100.24 现以流程Ⅲ为例，将其根据表3所列工艺条件得出的数、质量流程，示于图1。所得终究磷精矿（精矿Ⅰ＋精矿Ⅱ）的化学组成，列于表4。其粒度组成，列于表5。 表4  磷精矿（Ⅰ＋Ⅱ）首要化学组成项目P2O5SiO2Al2O3Fe2O3CO2MgOCaO含量（%）30.5214.550.592.333.481.0343.49 表5  终究磷精矿粒度组成（%）项目粒度 （mm）－0.100 ＋0.076－0.076 ＋0.056－0.056 ＋0.045－0.046 ＋0.037－0.037 ＋0.019－0.019 ＋0.010－0.010算计产率精矿Ⅰ5.936.786.2730.9322.0913.8514.15100.00精矿Ⅱ0.390.625.1935.3023.8711.7722.86100.00档次（P2O5%）精矿Ⅰ23.4926.8628.3530.8932.6431.6428.9630.30精矿Ⅱ21.8124.8626.1328.8729.5130.7535.4230.54分配率（P2O5%）精矿Ⅰ4.596.015.8731.7523.7914.4613.53100.00精矿Ⅱ0.490.494.4533.3723.0511.8526.49100.00图1  贺兰山磷矿阶段磨矿、阶段浮选数、质量流程图 依照图1流程所得的磷精矿产品，进行了解离度的测定。测定成果指出：榜首阶段粗磨时先行分选出已单体解离的部分磷矿藏，再对贫连生体进行第二段细磨使其别离，是契合矿石中有用矿藏嵌布粒度纷歧、选别难易度不同的特色的。因此操作便利，目标安稳。但从表6中的数据看出，欲取得较高质量的磷精矿，其磨矿细度宜在－0.045mm以下。 二、美国佛罗里达中部洛内索姆（Lonesome）选矿厂 佛罗里达是美国最大的磷矿产地，也是国际上最大的磷矿产区。可采储量大26亿吨，约占其总储量的46%。1982年的磷矿产量达2806.1万吨，别离占美国和国际总产值的75%和23%。 该区域的磷矿挖掘首要会集在中部和北部区域，仅波克（Polk）县和希尔斯巴勒（Hillsborough）县的磷矿产量就占佛罗里达总产值的90%。现有11家公司挖掘中部的磷矿、一家公司挖掘北部的磷矿。现在，该区域有选矿厂达24家之多。 佛罗里达磷矿床构成于新世到中新世时期，散布规模北起该州之鸿沟、南渝半岛之半。因长时间露出而受风化作用的影响，具有重要经济价值的矿床，首要赋存于北部霍桑（Hawthorn）组上部和中部博恩伐利（Bove Valley）的下部。在岩性学上这两层矿很类似，都是由各约占三分之一的砂、粘土和呈细粒或卵石状的磷酸盐组成。 佛罗里达磷矿矿床类型有：陆地砾状磷块岩、软质和硬质磷块岩、河底砾状磷块岩、铝磷酸盐、霍桑层含磷白云岩等六种，它们之间的差异首要因为原生矿的风化和（或）堆积所造成的。现在佛罗里达磷矿的整个产值，实际上来自砾状磷块岩的挖掘。 陆地砾状磷块岩矿石，质地松软，呈圆卵状，粒度自25.4mm到0.44mm不等，色彩为灰、黄、褐绿及黑色等。矿藏组成为：磷酸盐30%～60%、石英砂12%～25%、粘土15%～40%。 佛罗里达区域各选矿厂选用的采、选工艺大体相同，可归纳为洗矿、选别和粘土（尾矿）处理三大作业。详细进程如下：用索斗铲先剥离表土，将采出矿石卸入淘洗坑内，用水冲刷成矿浆，经泵输送到洗矿厂，洗矿厂设有固定筛、槽式洗矿机、振动筛和锤式破碎机等设备。矿石经筛分、洗矿和分级可得到约占原矿量30%～50%的＋14目（或＋200目）的砾状磷矿产品（该产品含P2O5 30%～35%、MgO 0.0%～1%、Fe＋Al 2%～3%）。小于14目（或小于20目）的筛下产品经水力旋流器分级，分出的－150目矿泥（含P2O5～15%）排入沉淀池；而－14（或－20）～－150意图底流，即作为浮选作业的入料，着我国入料再按粗、细粒级别离进行“正－反浮选”（即先以阴离子捕收剂正浮选得粗精矿，再以阳离子捕收剂反浮选除掉粗精矿中残留的硅质物），得粗粒和细粒磷精矿。这部分浮选精矿约含P2O5 30%～33%、MgO 0.0%～0.5%、有机质 0.1%～5%、Fe＋Al 2%～3%。所用浮选药剂的品种，一般为苛性钠、（液态）、硫酸、脂肪酸、胺盐和火油，用量因选矿厂不同而异。现以洛内索姆选矿厂为例，阐明佛罗里达磷矿以惯例的阴－阳离子正－反浮选法选其他概略。 洛内索姆选矿厂见于1977年，设计能力为年处理原矿石249.5～272.2万吨，年产浮选精矿136～154万吨。 该矿于1913年即开端挖掘，矿区坐落佛罗里达希尔斯巴勒县东南角，距坦伯（Tampa）约25公里。磷矿石储量5000万吨，均匀含P2O5挨近32%。 该矿矿藏组成为磷酸盐、石英砂和磷酸盐化粘土，份额各约占三分之一。首要化学组分为：P2O5 9.1%、MgO 0.1%，其他为硅质物等。 洛内索姆选矿厂的首要工艺工程，描绘如下： 经由34m3的索斗铲采出的矿石，先制备成矿浆，继而通过长2286m的管道输送到筛分站。＋75mm物料废气；－75mm＋19mm的物料则经破碎，并与粒度为－10mm的矿浆混合。混合后的－19mm的料浆再经另一长为610m的管道送往ф600mm的水力旋流器，在这里除掉磷酸盐化粘土、并将其送到尾矿堆存区。去除粘土后的、浓度为70%的水力旋流器底流，直接卸在运送皮带上而送往选矿厂。 在选矿厂中，对脱泥的物料于洗刷器里进行洗刷、擦拭和筛分，即出产出部分＋16意图终究卵状产品（或称筛分精矿）。－16意图物料即为浮选作业入料。（这部分入料或先行分级后进行粗、细粒级别离浮选，或混合浮选）。送到浮选后的入料先以ф610mm的水力旋流器浓缩到75%的浓度，然后以阴离子捕收剂选别，得泡沫产品（即粗精矿）；对此粗精矿再经水力旋流器脱水、硫酸擦拭和新鲜水洗刷后，以阳离子捕收剂进行精选，得槽内产品，即为终究磷精矿。终究磷精矿经枯燥到2%水分，即为制品。在选别进程中得到的尾矿，与粘土废弃物混合后，经天然滤水，然后以采出的废石掩盖，终究构成一安稳的再生地表。 选矿厂浮选体系：正浮选4列，每列2槽。每槽溶剂14m3。浮选机型号为维姆科（Wemco）型。浮选药剂用量为（kg／t给料）：脂肪酸1.0、胺盐0.2、硫酸0.6、燃料油0.6。 依照图2所示的洗刷准则工艺流程，得筛分精矿（即砾状产品）含P2O531%～31.9%、浮选精矿（即粗粒和细粒磷精矿）含P2O531.9%～33.74%，归纳精矿中含量MgO 0.3%。尾矿含P2O50.9%～1.4%。精矿总回收率75%～85%。图2  佛罗里达磷矿洗矿准则工艺流程 洛内索姆选矿厂每出产一吨产品磷精矿，约需37.85m3的水，其间回水占95%，仅占5%的新鲜水取自深井。运用回水，可下降浮选药剂耗量。

2010年4于25日讯，随着国内硅矿到港价格的上扬，硅矿价格出口报价本周再次上调，硅矿价格在2150-2180美元/吨（FOB）。但市场报价略显混乱，一些硅库存较高的贸易商，担心丰水期到来价格下滑，报价相对低20-30美元/吨。    黄埔港口出货量有所增多，陆续向海外消费商供货，但整体出口市场仍不活跃，海外采购商仍希望中国出口硅矿价格能下调一些。不过国内的生产条件短期内并没能好转，仅湖南、福建地区有较稳定的生产条件。SMM认为逐渐走高的出口硅矿价格价格仍将被海外市场接受。    韩国硅矿市场目前仍显冷清，但硅矿价格预期未来几周将持续上涨。”韩国另一硅矿贸易量在1,000-1,500吨贸易商也认为韩国市场硅矿价格将逐步提高，但比中国市场的上涨速度滞后两周的时间。本周，韩国市场5-5-3和4-4-1的到厂价在2,100美元/吨和2,200美元/吨，比目前中国的出口离岸价格低100美元/吨左右。本周，韩国市场5-5-3和4-4-1的到厂价在2,100美元吨和2,200美元吨，比目前中国的出口离岸价格低100美元吨左右。在中国，因为冶炼厂不断提高硅矿价格，贸易商5-5-3和4-4-1的出口离岸价格已经分别提高到2,100美元/吨和2,200美元/吨，比上周的价格上涨了20美元/吨。一贸易商说声称，最近韩国市场5-5-3和4-4-1的价格大概上涨了20美元吨到2,000美元吨和2,100美元吨，但比中国供货商目前的报价要低得多。     当前一些东欧国家金属供应仍很不稳定，尽管市场需求低迷，但是供应紧张或将推动东欧金属硅价格上涨。他表示，当前欧洲市场上5-5-3和4-4-1价格分别在2,200-2,250欧元吨和2,250-2,300欧元吨左右。    在经济危机的影响下，他们很多的欧洲购买商都减少了采购量，不过随着一些消费商入市为生产采购原材料，现货市场上询盘增多。。鉴于之前供应商库存量就较低，所以市场供应开始吃紧，价格呈上扬趋势。国际经济形势稳步恢复，金属硅下游高纯硅、铝合金市场也得到一些提振，当前欧洲市场上5-5-3价格稳定在2,250欧元吨左右，4-4-1价格稳定在2,300欧元吨左右，然而受供应紧张影响，价格有望分别上涨30-50欧元吨。    更多关于硅矿价格的资讯，请登录上海有色网查询。

岩金矿是20世纪国内外最首要的提金资源。大都岩金矿除金及少量银外，很少有其他有价金属或有害矿藏共生，用化技能能有用地提取金和银。另一些则很难用化法提取金银。化提金进程包含矿石碎磨、浸出溶解金、含金溶液（“贵液”）富集、精粹金等进程。矿石碎磨是溶金的重要预处理进程，要使金矿藏充沛解离露出。    （一）从矿石中溶金    从矿石中溶金有氯化、化、含硫化合物溶解等多种办法。“溶金”技能是国内外提金的首要技能。我国60％以上的金用化法出产。    1．化法    (1)原理及特色金很难溶于单一的硝酸、硫酸、等强酸，但却易溶于一个很弱的氢酸的钾钠盐中，曾有许多观念解说其机理，现在比较共同的观点是：“溶金”并非直接溶解黄金，而是一个电子搬运的氧化复原进程，CN-的效果是使金离子生成可溶性合作物，而不是生成不溶的AuCN。溶解需在氧化剂和碱性溶液中进行，防止AuCN生成。空气中的氧不能直接氧化金，但在含有CN-及OH-的水溶液中，O2却能发作“动力”使Au失掉电子转化为Au+。发作如下化学反响：              2Au＋4NaCN＋O2＋2H2O→2NaAu（CN）2＋2NaOH＋H2O2                  2Au＋H202＋4NaCN→2NaAu（CN）2＋2NaOH    总溶解反响：                  4Au＋8NaCN＋O2＋2H2O→4NaAu（CN）2＋4NaOH    反响的平衡常数很大。反响可进行到一切的耗尽或一切的金溶完停止。    依据矿石特性断定的浓度，一般运用的NaCN浓度为0.05%-0.2%（用量约0.5-2kg/t矿石），浸出时向矿浆中鼓入空气即可。    溶金进程首要受氧的分散速度（即溶液中氧的浓度）操控，进程中应尽量防止一同发作亚铁离子、硫离子氧化耗氧的副反响。工业上运用加压化法前进化速度和溶金功率，如高压釜化、管道加压化。2205kPa压力管道化含金20g/t的矿石，15min的化率即可达95％以上。[next]    浸出进程有必要在碱性溶液中进行，一般用石灰作调节剂以促进矿浆沉降，pH 10.5-11.50若pH 12溶金速度将下降。    矿石中的磁黄铁矿、贱金属的硫、砷、锑化合物及一切贱金属阳离子都耗费，砷、锑化合物还会吸附在金粒表面阻挠金的化。特别硫化物极端有害，乃至5×10-6％以下的硫离子也将大大减缓金的溶解速度。当矿石中有害杂质含量较低时，矿浆可在化前充沛鼓气氧化预处理，使硫离子和亚铁离子氧化和使硫化物尽量转化为可溶硫酸盐，经过滤、洗刷后再化。实践还标明，少量铅、、铋等金属离子对化进程有利，可部分战胜砷、锑、硫的损害及加速金的溶解。必要时可在磨矿中参加少量氧化铅。    在激烈充气及拌和条件下，实测的溶金速率为3.25mg/(cm2•h)，即一粒0.37μm厚的金片约需11h溶解彻底。因而大粒金应在化前用重选或混法预先收回。化前矿石细磨，化时激烈拌和，是前进溶金速度和功率的基本条件。用微波辐照矿石（内焙烧）或在矿浆中导入超声波或微波，可促进矿石解离决裂或部分前进浸出温度，有利于露出及活化纤细金粒的表面，加速金的溶解速度。    (2)办法及设备化法处理不同档次的金矿石或浮选金精矿，首要选用渗滤、槽浸或堆浸。“全泥化法”直接处理矿石，即在磨矿时参加化剂、pH调整剂，然后在浸出槽中拌和鼓气浸出。一般选用多槽串联阶梯装备，矿浆顺流经过每个浸出槽确保预订的浸出时刻。为了前进浸出功率，现遍及运用重复多段浸出，浸出后矿浆用浓缩、倾析、过滤等办法固液别离，并细心洗刷收回贵液。过滤设备首要是大型圆筒真空过滤机及水平带式真空过滤机。如我国某矿全泥化含金5.26g/t的原矿，用贫液补加回来磨矿，磨至-200目占85%-90%（磨矿时即有50％金被浸出），后在5个串联槽中接连浸出10h以上（浓度0.037%~0.042%，pH 10-11），金浸出率87％-93%,四段浓缩逆流洗刷率98.07％。    堆浸一无过滤化工艺是20世纪60年代开展的技能，工艺简略、本钱低、见效快，对矿石档次、性质及矿床规划习惯性强。将含金＜2g/t的低档次矿石和石灰混合，均匀堆置于预先处理后不渗漏的底垫上，矿石量可达数百吨至数十万吨规划。化液组成与槽浸相似，但需均匀地喷淋在矿堆顶部，喷淋中一同增氧。浸出液均匀顺畅地浸透经过矿层溶解金银，防止“短路”。贵液最终流入沉积池，上清液送去提金，贫液弥补化剂后回来喷淋。[next]    2．其他溶金办法    剧毒，且很难溶解某些“难处理金矿石”，长期以来入们一向在研讨和探寻更安全有用的溶金新试剂。先后发现、硫代硫酸盐、硫酸盐、腐植酸盐、氯硫化物（如S2Cl2、SCl2）、、多硫化物、石硫合剂、含卤素（氯、）溶液等许多无机和有机试剂（大都为含硫试剂），都能以不同的反响机理在不同的条件下溶解黄金，但至今只要法远景看好，其他办法的经济本钱、运用条件及对矿石的习惯性、贵液的后处理等方面仍难与化法竞赛。    (1)法  是无毒的有机化合物CS(H2N)2 ,简写代号TU,水中溶解度达142g/L。TU在水溶液中也并非直接溶解黄金，而是在酸性介质中金被“适合的”氧化剂氧化为Au+后构成可溶性的配位的配阳离子。当用Fe3+作氧化剂时反响表明为：                      Au+Fe3++2TU→Au（TU）2++Fe2+    也被氧化生成一个中间产品二硫甲眯RSSR[R为C(NH)NH2]，并参加溶金进程。但它也易被持续氧化为无用的基、、元素硫等，不只增大耗费，还阻止溶金进程。因而适合的氧化剂一般用Fe3+或H2O2，溶液的氧化电位不超越140mV。与化法比较，不同如表1。表1  法与化法的比较项目化法法试剂NaCN，CaOTU，H2SO4，SO2，NaHSO4氧化剂空气中的O2Fe3+，H2O2，O2介质Ph10.5~1.5，碱性1~2，酸性运用规划大都矿石或精矿，可用于堆浸特殊矿石或精矿，不用于堆浸反响速度慢，数十小时块，数小时产品金的阴离子合作物Au（CN）2-金的合作物阳离子Au（TU）2+[next]     现在以为法污染小，速度快，铜、锌、砷、锑等元素搅扰不严峻，对化法难处理的高档次精矿，法有运用优势。但安稳性差，耗量大且报价贵，又约束了该法的广泛推广运用。    我国研讨的“铁浆法”，在浸金时置入铁板一同置换出金泥。浸金时导入5-7V直流电压（又称“电浆法”），以强化铁板或铅板阴极的复原效果，下降硫酸耗费。浸出时无铁板耗费，由铁板上刮下的金泥档次1％-2%，工艺进程进一步简化。    (2)硫代硫酸盐溶金  长处是试剂毒性小，耗费少，反响速度快，适于处理含铜的物料。缺陷是浸出时需加温，能耗大。溶金反响为：              2Au＋4S2O32-+H2O＋0.5O2→2Au（S2O3）23-＋2OH-    (3)多硫化铵法  多硫化铵是一种赤色溶液，含NH3 8%, S 22%, (NH4)2S 30%,处理含砷、锑高的金矿方面有必定的长处。常温常压下浸出矿石后生成NH4AuS及(NH4)3SbS4可溶化合物，砷留在渣中。但试剂耗费大，金浸出率低，直接处理矿石不经济。    (4)石硫合剂提金  我国研讨的无毒石硫合剂LSSS,系石灰和硫黄经简略化学合成，含S2~52-及S2O32-的枣赤色通明试剂，溶金、银速度快，对含砷、锑、铅的金矿石习惯性强。首要缺陷是试剂安稳性差，进程较难操控。    (5)卤素浸出近代离子交流及萃取技能的开展，从头引起了卤素浸出的爱好，如用电解食盐溶液发作新生态氯浸出，浸出的余氯吸收回来运用，氯化剂直接在地下浸出贫矿；溶金，即在弱酸至中性溶液中加氧化剂及或化物，可使金生成易溶的金酸盐MAuBr4（M为NH4+或碱金属阳离子），反响快且挑选性好。但转化为从矿石中提金的有用技能不多。    除氯化介质外，其他大都溶剂都能一同溶解矿石中的金、银。固液别离后的溶液——“贵液”一同含有金、银。    （二）从贵液中提金    浸出矿石取得的含金银溶液中金的浓度都很低，一般小于10g/m3。需再用置换、活性炭吸附、离子交流、溶剂萃取等办法从贵液中二次富集。[next]    1．置换法    用电负性金属从碱性溶液或酸性溶液中置换出金银的进程，常用置换剂是锌和铝，置换速度快而彻底。置换时要求细心过滤贵液，将固体悬浮物降至小于5mg/L,前进金沉积物的金档次，还需严厉操控贵液中溶解的氧及游离量，以下降锌的耗费。一般，贵液在9kPa真空塔中经两段真空脱氧可将氧浓度降至0.1g/m3以下。为减轻硫离子对置换进程的阻止效果，常参加少量（0.5-2g/gAu）溶液。锌粉耗量约5-10g/g Au,置换率99%-99.9%。贫液合金0.01-0.02g/m3。贵液中的银与金一同被置换，一般金泥含金银20％-40％、锌20％-40％、少量铜、铅硫化物及二氧化硅。    锌置换出金泥首要用10％-15%浓度的硫酸溶解夹藏的锌，铅也一同转化为不溶的PbHSO4。过滤后滤渣用15% NaOH溶液在90℃下溶摆脱铅。过滤后的金泥再用稀硫酸和氧化剂（如二氧化锰）溶摆脱铜。脱铜后的金泥烘干后在1200-1300℃下熔炼，熔炼时用硼砂、石英、苏打作熔剂造渣，加少量硝石氧化硫、铅、锌使之蒸发脱除，最终取得金银含量80%-90%及少量铜的合金。    我国研讨运用操控电位挑选氯化技能湿法处理金泥，即在4mol/L HCl溶液中定量供入，并操控溶液氧化电位0.4-0.45V（Pt-甘电极），90℃下使99%以上的铜、铅、锌挑选性氯化溶解。过滤后溶液冷却至室温即结晶别离PbCl2，再用铁置换铜。控电氯化渣从头在溶液中通入溶解金，过滤后溶液中和至pH l.5-2用草酸复原为粗金。不溶渣中的银用浸出后，用水合膦复原为海绵银。    2．活性炭吸附    用活性炭从贵液中富集收回金是一种与化溶金技能配套的办法。进程包含3个首要环节：活性炭制备及从化的贵液中吸附金、银；从载金炭上洗提重溶金、银及别离精粹为产品；活性炭再生复用。现在该技能已开展为直接从化矿浆中富集收回金的先进工艺-“炭浆法”和“炭浸法”。    活性炭是一种具有很大比表面积、多孔结构的吸附剂，用密实的含碳物质，如煤、椰壳、果核等在适合的氧化气氛及800-1000℃下缎烧活化制得。从氯化或化溶液中吸附金、银的机理至今没有结论。但存在钙、钠阳离子对吸附至关重要。过滤后的贵液流过充填活性炭的炭柱，金、银被吸附。活性炭对金的吸附容量可达数十毫克／克炭，但一般用到10mg/g以内。    从载金炭中提取（洗脱）金有Zadro法，Duval法，Murdoch法，AARL法等。    (1) Zadro法  是最简略通用的办法，首要用水洗，接着用约90℃的稀溶去钙及其他贱金属，然后用0.1％-0.2％NaCN和1％NaOH溶液于85-95℃下流过炭柱溶金、银，取得含金150mg/L的溶液。[next]    (2) Duval法  是现在最好的办法，用含乙醇10%、NaOH 1%、NaCN 0.2%的溶液在80℃及100kPa下加速洗提重溶速度，时刻可从Zadro法的24-60h缩短至6-10h。溶液金浓度同上，但乙醇有易燃和易蒸发丢失的缺陷。    (3) Murdoch法  用含40%, NaOH 1% , NaCN 0.2的溶液在70℃及100kPa压力下洗脱金、银的法，时刻缩短为4-6h,溶液金浓度可高达4g/L。    (4) AARL法  用5% NaCN及2% NaOH溶液在95-100℃及100kPa下洗脱8h，可取得含金0.8g/L的溶液。在高温（160℃）高压（350kPa）下洗提，则更快，但添加了设备出资。    洗提金银后的活性炭含金约150g/t,首要用稀洗去碱性氧化物，然后在回转窑中于600-800℃下锻烧康复活性，挑选后复用。洗提液多用锌置换法收回金。也可用电积法处理，金沉积在钢纤维或碳纤维阴极上，取出后熔炼为金锭。    3．离子交流、萃取法    用阴离子交流树脂从贵液或矿浆中交流吸附金，具有简略调整和操控树脂的物理性能及交流容量、交流速度快、能一同收回溶液中其他有价金属、不吸附钙离子、淋洗再生温度低、耐磨等长处。但也有挑选性较差、价贵（重复运用后需燃烧收回金）、树脂颗粒密度低及质软等缺陷。除最早在俄罗斯，后来南非及我国少量厂直接处理金矿外，未能遍及推广运用。    许多种有机萃取剂可从酸性氯化物溶液中萃取收回金的氯配阴离子，并已在贵金属别离精粹工艺中成功运用。入们一向在研讨从碱性溶液中萃取收回金的办法。    4．含废水的处理    贵液提金后的废液含0.5-1g几，有必要处理到达我国政府规则的答应排放浓度0.5mg几的水平，或收回循环复用，或损坏转化为无毒。首要办法是：在密闭体系顶用硫酸酸化废液，逸出的HCN气体从头用NaOH溶液吸收转化为NaCN复用；或废水中参加硫酸锌固，沉积出白色化锌，再用硫酸溶解逸出化体经碱液吸收为复用。最终含约0.1g几的废水，在碱性条件下参加强氧化剂-漂、次、等使CN-转化为无毒的CO2和N2。最新办法是在调整溶液pH 7-10的条件下，向废水中鼓入含SO2 1%-3%的空气或参加碳酸氢钠，使CN-转化为无毒的CNO-。0.5h即可使废水含CN-从500mg/L降至0.5mg/L以下。[next]    （三）无过滤氛化法    湿法冶金中的固液别离是一个高耗低效的进程。化矿浆过滤时要防止固体微粒穿滤，又要细心洗刷残渣收回贵液，功率很低。因而无过滤提金技能开展很快，并成为衡量提金技能先进性的重要标准。除堆浸法外，还有碳浆法、碳浸法、树脂矿浆法等，将化溶金及活性炭或树脂直接从矿浆中吸附金结合为一个进程，免去了过滤工序，还因及时吸附并下降溶液中金配离子活度而加速化溶金速度。前两个办法已获工业运用。    (1)碳浆法将含金、银的矿浆送入多级串联的吸附槽，与逆向活动的活性炭进行多级直接交流吸附。每个吸附槽用双桨叶机械拌和，矿浆用管道提升至槽上部，经过筛子别离矿浆和炭，载金炭从第一个吸附槽排出。炭在每槽的吸附时刻约1h。    (2)炭浸法将炭直接参加到化槽一同进行化和吸附，比炭浆法更简略。    两个办法对活性炭都有较严厉的要求，有必要有均匀适宜的粒度（一般为6-10目）及满足的强度，以削减载金炭被固体磨损后构成金的飘浮丢失。送入化槽的矿浆也应严厉别离砂砾、木屑、塑料等杂物。一般入矿浆浓度50%，活性炭用量10g/L。当原矿金档次约5g/t时，载金炭含金可达12-15kg/t，活性炭耗费量约0.015 kg/t矿。载金炭随后经洗提重溶一电积一熔炼为金锭。吸附率、洗提解吸率、电积率等目标皆大于99％，金的总收回率可达90%以上。还可将炭预先处理使之带磁性，加磁场收回以削减载金炭丢失。    树脂矿浆法的本质是用阴离子交流树脂替代活性炭直接从化矿浆中交流吸附金，载金树脂用溶液淋洗解吸金，最早运用于俄罗斯。    （四）难处理金矿的选冶    世界上1/3的金矿资源，用惯例化工艺处理时浸出率很低，被称为“难处理金矿”。难处理的原因是：①天然金以微细粒为主，多被黄铁矿、砷黄铁矿、氧化铁等矿藏严峻包裹，或浸染在微晶石英、燧石中，还有恰当份额的金呈难溶的AuSb2、Au2Bi、AuTe2等类矿藏存在；②矿石含沥青、腐殖酸等有机碳化物或许多黏土可从化液中从头吸附已溶解的金；③矿石含辉锑矿、雄黄、雌黄、辉铋矿、黄铜矿、磁黄铁矿等矿藏较高，化时耗及氧，或它们在化时的反响产品掩盖包裹金粒，阻止化的进行。这类资源的有用运用已成为黄金冶金范畴重视的热门。研讨的办法许多，一类是经预氧化处理后再用化或其他老练的办法提金，另一类是先浮选选出金精矿再处理。[next]    1．预氧化处理    意图是损坏“劫金”的有机碳及阻止化的硫、砷化物，尽量将金粒露出便于化。有焙烧、化学浸出、加压氧浸、催化氧化、细菌氧化、矿浆中电化学氧化等办法。    (1)焙烧法是国内外运用较早的办法。在空气中550-750℃下将矿石中有机碳氧化为二氧化碳，将黄铁矿(FeS2)和砷黄铁矿(FeAsS)等矿藏氧化为Fe2O3，硫、砷氧化为蒸发性氧化物。缺陷是硫、砷烟气严峻污染环境，能耗高，物料或许烧结反而包裹金粒等。近年来该法在技能及设备两方面都取得了严重前进，如将空气焙烧改为富氧焙烧，前进蒸发物浓度便于吸收；操控温度及氧量，添加烧碱或石灰使硫、砷转化为不蒸发且可溶解的硫酸盐和盐（“固硫”和“固砷”），便于从溶液中收回硫、砷；又如严厉操控空气量及温度（620-650℃）下焙烧，生成无毒的硫化砷：                  16FeAsS＋12FeS2＋45O2====14Fe2O3＋4As4S4＋24SO2    焙烧设备已由最早运用的回转窑、多膛炉开展为欢腾炉和闪速焙烧炉。    (2)化学氧化法向矿浆中直接参加强氧化剂（如硝酸、、氯酸盐、锰酸盐、铬酸盐等）进行常压化学氧化，或再加直流电场的电化学氧化，如直接用浓度约200g/L的硝酸溶液在75-85℃下浸出浮选金精矿中的硫、砷化物，过滤后的滤渣再化提金。硝酸单耗约200kg/t矿，该法有用性的关键是从浸出液中经济高效的脱硝并再生硝酸复用。    (3)加压氧化法是20世纪50年代开展的新技能，长处是：对矿石中硫、砷、锑、铅等有害元素含量的习惯规划宽，可综合运用，功率高，污染小。将矿石磨细后配成固体浓度40%-45%的矿浆，依据矿石性质调整矿浆为酸性或中性至弱碱性，接连或接连地注入密闭耐压反响釜中，在高温（170-225℃）下通入空气（1500-3000kPa）或纯氧（350-700kPa)，使硫、砷化物别离氧化为硫酸盐和盐，并部分氧化有机碳化物，使包裹金充沛游离露出而利于化。若在矿浆中预先配入石灰或氯化钙，可使砷转化为不溶的钙。至今已有几十家运用该技能。    （4）催化氧化法在浸出进程中参加硝酸起传递氧的“催化”效果，即HNO3氧化硫化矿藏后被复原为NO，并敏捷被气相中的氧氧化为N2O3或NO2，溶于水后再生出硝酸持续氧化硫化物。如在约90℃及常压下的“NITROX’法，约100℃及高压（0.4-0.8MPa）下的“ARSENO”法，约200℃及0.4-0.8MPa下的“Redox”法及我国开展的“COAL”法等。Redox法系用硫酸和硝酸（各70-110g/L）混合介质高温、高压浸出，速度很快，进程可自热保持，8min即可达90％-99％的硫、砷氧化率，并生成安稳的铁和硫酸钙，可用不锈钢管道浸出，后续金化率大于90％。我国创造的“催化氧化酸浸-化（COAL）法”，在100℃及0.2-0.4 MPa总压的氧气气氛下进行，矿浆浓度20％-25％，用硫酸调整矿浆pH≈l，硝酸浓度小于10g/L，参加占矿重0.05％-0.2％的木质磺酸钠作硫的表面活性剂，预处理后金的化率也达90％以上。当金矿石含许多砷黄铁矿及雄黄（As2S2）、雌黄（As2S3）时，可先用浸脱砷再用硝酸催化氧化。[next]    （5）细菌氧化法依托铁硫杆菌、硫化裂片菌、钩端螺旋铁氧菌等菌种，在酸性（pH≈1-2）环境中使黄铁矿、砷黄铁矿缓慢分化并氧化为硫酸盐和盐。有两种机理：经过菌内特有的铁氧化酶及硫氧化酶直接氧化金属硫化物；或细菌将Fe2+氧化为Fe3+后再由Fe3+氧化金属硫化物，构成氧化一复原循环浸出。硫化矿区中这些细菌天然存在，收集菌种后在含氮、磷酸盐、微量钙、镁、钾的培育液中恒温繁衍，针对待处理矿石经中间实验后运用。一般矿石需磨细至约35μm，浸出时参加细菌繁衍必需的营养液并恰当充气，细菌分化硫、砷化物更有利于包裹金的露出。缺陷是速度太慢（20-40天），细菌的活性对温度太灵敏。温度低于15℃细菌繁衍很慢。温度超越40℃大都细菌就失掉活性。热天处理含硫较高的矿石，因为氧化进程放热会导致部分温度过高，有必要采纳降温办法。挑选和培育对温度习惯规划更宽的菌种，缩短氧化时刻（如我国的7-10天氧化技能已进入半工业实验规划），堆浸预氧化后直接转为化等方面开展很快。    以上几种预氧化处理办法各有好坏，各种不同的办法都有不同的运用条件和有用规划，工艺的挑选和拟定有必要针对详细矿石经过实验断定。国外针对同种矿石，用不同工艺处理，首要目标比较如表2。表2  各种工艺办法的比较首要目标工艺办法直接化焙烧-化细菌氧化-化加压氧化-化金收回率/%32778797设备出资（相对）130100200出产费用（相对）130100100     显着，细菌氧化和加压氧化一化两种工艺在金收回率和出产费用方面有优势。但近几年因为焙烧法在操控硫、砷污染及高效设备方面的发展，使其康复了显着的竞赛条件。1996年还有大型焙烧厂（7200t/d）投产。[next]    2．浮选富集    当金矿石中金的赋存粒度细并被铁及有色金属硫化物包裹，或呈固溶体存在于硫化物晶格中时，常用浮选法富集产出金精矿。要到达较高的富集率和收回率，有必要对矿石进行工艺矿藏学研讨，查清矿藏组成及连生联系、嵌布特色和粒度组成规划，断定适宜的磨矿细度和矿浆浓度，挑选恰当的介质调整剂、活化剂、起泡剂、捕收剂，拟定合理的磨-浮工艺流程。现在首要是移植和运用重有色金属硫化矿的浮选技能和设备，侧重处理含砷矿藏（毒砂）的有用按捺，下降金精矿的含砷量。    金精矿的产率、成分及金档次首要取决于原矿中铁硫化物的含量。如北美一含黄铁矿1.5%的金矿石浮选，精矿中含FeS 25 %，金收回率可达90%-95%。但我国的浮选收回率多低于90％。我国对浮选金精矿的质量规则如表3。表3  我国对浮选金精矿的质量规则等级特123456789金档次>/(g/t)36032028024020016014012010080含砷≤/%0.10.10.20.20.30.30.40.40.4     金精矿中硫、砷含量较高，有必要预氧化处理，然后可用针对金矿石的一切溶金办法提取金、银。但现在首要用于铜冶炼厂，在铜锍转炉吹炼除铁时作为熔剂，运用其间的二氧化硅参加铁造渣，金则捕集在锍中，并从铜电解阳极泥中收回。但因含砷，会添加冶炼厂砷害，配矿量受到约束，就地处理办法研讨一向十分活泼。

磁铁石英岩属于沉积变质矿床的矿石，目前国内外广泛采用磁选法分选这种类型矿石，该种类型矿石在我国被称为鞍山式贫磁铁矿石，在国外被称为铁燧岩、磁铁石英岩等，这类矿石在铁矿资源中占有重要地位，是目前磁选的主要对象。    磁铁石英岩选矿工艺的特点是采用阶段磁选阶段磨矿流程，这样可阶段排出单体脉石，减少下一阶段的磨矿量。    磁选设备多采用圆筒型磁选机，其底槽为逆流型和半逆流型。在国内和国外也有采用磁力脱水槽进行脱泥的实例。    下面以首都钢铁公司大石河铁矿选矿厂为例进行介绍。    大石河铁矿选矿厂是首都钢铁公司主要原料基地，位于河北省迁安县境内。大石河铁矿石属鞍山式贫磁铁矿，构成各矿体的岩层系属于前震旦纪麻岩并呈条带状和片麻状构造。在矿体之间和矿体内部广泛发育着各种类型的夹石，开采过程中混入15%左右的废石，矿石贫化严重，地质品位30.18%，入选矿石品位只有25%左右。    矿石中金属矿物主要为磁铁矿，其次有少量假象赤铁矿和赤铁矿；脉石矿物以石英为主，其次为辉石、角闪石等，有害杂质较少。    磁铁矿与脉石共生形态简单，容易解离。磁铁矿嵌布粒度较粗且均匀。结晶粒度为0.062～0.5mm的晶粒占60%～70% ,0.5～2mm占10%～20%,0.062mm以下含量占10%左右。赤铁矿粒度较细。脉石矿物结晶粒度亦较粗，在0.18～0.35mm之间。矿石磨至-200网目占75%～80%时，有用矿物与脉石基本达到单体解离。    矿石化学多项分析结果见表。   大石河铁矿石化学多项分析结果　FetFeOSiO2Al2O3CaOMgOPS1号矿样29.911.1847.20.751.242.190.0380.022号矿样30.7310.9947.920.730.581.910.0250.16     流程采用阶段磨矿—弱磁选流程，如下图所示。首先，用磁滑轮对球磨机入料进行预选，在磨矿前可丢弃产率8%、品位9%左右的废石，使入磨产品品位提高2%，磁性铁回收率为99%。对第一段磁选精矿进行二次分级、二次磨矿、二次磁选精矿经细筛后筛上物返回二段球磨机，由于三段磁选的入选粒度得到了严格控制，提高了矿物的单体解离度，可使精矿最终品位由64%～65%提高到67%～68.5%。该流程的主要技术指标为：原矿品位26.28%，精矿品位68.42%，尾矿品位6.41%，回收率82.64%。 大石河铁矿选矿厂生产流程

在含有溶解金的低档次废液矿浆中，含有可溶性金的废渣（如土化矿渣）中，在选用作抑制剂的含金多金属别离的浮选矿浆中，因含金档次低，用活性炭经济上不合算，可用煤焦炭吸附金，然后将吸附金的焦炭燃烧，得到的炭灰叫载金炭灰。

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。

铝土矿价格是很多铝土矿投资人士、很多铝土矿企业关注的焦点，及时掌握铝土矿的价格信息、交易状况、市场供求关系、行情走势等，是在铝土矿投资交易中获得成功的关键。    2010年8月20日讯，前一交易日上海铝土矿价格小幅下跌。全日成交87658 手，持仓量减少510 手至278968 手。主力11 月合约，以15510 元/吨低开，盘中窄幅震荡，以15510 元/吨收盘，下跌55 元（跌幅为0.35%）。此合约全日成交53530 手，持仓量减少2600 手至99376 手。 铝土矿的库存减少5100，至4464675吨。美元82.5点位附近震荡，道指下跌1.39%，纳指下跌1.66%。 国内现货市场铝土矿价格主要集中在15180-15220 元/吨,贴水70 元/吨-贴水30 元/吨。世界金属统计局(WBMS)周三(8 月18 日)公布的数据显示，2010 年前6 个月全球铝市供应过剩314,000 吨。2009 年同期为供应过剩755,000 吨，2009 年全年为过剩781,000 吨。WBMS 表示，2010 年前6 个月，原铝需求总计为1,997万吨，相比2009 年同期增长约349 万吨。整体来看，2010 年前6 个月，全球铝产量同比增长18%。WBMS 预计，中国前6 个月产量总计为832 万吨，占到全球总产量的41%。    6月铝土矿价格走低 近期河南地区铝矿石价格有所走低，目前6.5品位矿石价格在180-190元之间，8品位的矿石价格在210-220元之间，来自山西的6.5品位矿石价格在260-270元之间，8品位价格在280-290元左右。矿石价格小幅走低主要原因是开采量有所增加，另外逢月底，矿商为了完成任务获得额外奖励而积极发货，这也对价格形成一定压力。    因中国需求不断攀升及印尼出口量的减少，铝土矿价格可能上涨30%。有关人士表示， 铝土矿价格可能达到65美元/吨，其中包括保险和运费。他表示，2008年铝土矿价格上涨28%，而截止到目前今年铝土矿价格上涨12%。中国所需的70%的铝土矿进口自印度尼西亚，但是自印尼关闭数家矿区以遏制非法采矿后，中国面临供应中断的局面。供应的减少可能会队中国氧化铝产量造成影响，并且全球铝价可能因此而上涨。     目前海外铝土矿现货到岸价小幅走高，主要原因是海运费价格走高。目前进口7-9品位左右的印尼铝土矿运到中国价格是40美元左右，其中海运费已经上涨到12美元附近。澳洲到中国的铝土矿目前到岸价在36-38美元附近，运费在10美元左右。    更多关于铝土矿价格的资讯，请登录上海有色网查询。 

稀土 矿价格 稀土矿在地壳中主要以矿物形式存在，其赋存状态主要有三种：作为矿物的基本组成元素，稀土以离子化合物形式赋存于矿物晶格中，构成矿物的必不可少的成分。这类矿物通常称为稀土矿物，如独居石、氟碳铈矿等。作为矿物的杂质元素，以类质同象置换的形式，分散于造岩矿物和稀有 金属 矿物中，这类矿物可称为含有稀土元素的矿物，如磷灰石、萤石等。呈离子状态被吸附于某些矿物的表面或颗粒间。这类矿物主要是各种粘土矿物、云母类矿物。这类状态的稀土元素很容易提取。 品 种 规 格 参考价  碳酸稀土 RE0 42.2-45.0% 19000 元 / 吨 )   氧化镧 La 2 O 3 /TREO 99.0-99.9% 31000-32000( 元 / 吨 ) 氧化铈 CeO 2 /TREO 99.0-99.5% 24000-25000( 元 / 吨 ) 氧化钕 Nd 2 O 3 /TREO 99.0-99.9% 21-22万( 元 / 吨 ) 氧化镨 Pr 6 O 11 /TREO 99.0-99.5% 20-21万( 元 / 吨 ) 氧化铽 99-99.99% 2900-3000( 元 / 千克 ) 氧化镝 99.5-99.9% 1450-1500( 元 / 千克 ) 氧化铕 99.9-99.99% 2900-3000 元 / 千克 ) 氧化钇 99.99-99.999% 48000-50000( 元 / 吨 ) 氧化钐 ≥ 99.5% 18000-19000( 元 / 吨 ) 氧化铒 TREO ≥ 99% Er 2 O 3 /TREO ≥ 99%  325-330(元/公斤)氧化镱 TREO ≥ 99%Yb2 O 3 /TREO ≥ 99.9%  15-16万( 元 / 吨 ) 镨钕氧化物 (Nd 2 O 3 +Pr 6 O 11 )/TREO≥75.0% 19-19.2万( 元 / 吨 ) 镨钕合金 Pr ≥ 20-25% 25-25.5万( 元 / 吨 ) 镝铁合金 ≥ 99.5% 150-155万( 元 / 吨 )敬请关注稀土矿的价格， 有色网 将为您提供最新最全面的价格信息。         以上是稀土矿价格介绍,更多信息请详见上海有色金属网。本文为转载稿，仅代表作者本人的观点，与本网立场无关。上海有色网信息科技有限公司不对其中包含或引用的信息的准确性、可靠性或完整性提供任何明示或暗示的保证。对于任何因直接或间接采用、转载本文提供的信息造成的损失，上海有色网信息科技有限公司均不承担责任。媒体合作事宜， 敬请联系info@smm.cn 或 021-6183 1988 转 5009。

稀土矿 价格 稀土矿在地壳中主要以矿物形式存在，其赋存状态主要有三种：作为矿物的基本组成元素，稀土以离子化合物形式赋存于矿物晶格中，构成矿物的必不可少的成分。这类矿物通常称为稀土矿物，如独居石、氟碳铈矿等。作为矿物的杂质元素，以类质同象置换的形式，分散于造岩矿物和稀有 金属 矿物中，这类矿物可称为含有稀土元素的矿物，如磷灰石、萤石等。呈离子状态被吸附于某些矿物的表面或颗粒间。这类矿物主要是各种粘土矿物、云母类矿物。这类状态的稀土元素很容易提取。 品 种 规 格 参考价  碳酸稀土 RE0 42.2-45.0% 19000 元 / 吨 )   氧化镧 La 2 O 3 /TREO 99.0-99.9% 31000-32000( 元 / 吨 ) 氧化铈 CeO 2 /TREO 99.0-99.5% 24000-25000( 元 / 吨 ) 氧化钕 Nd 2 O 3 /TREO 99.0-99.9% 21-22万( 元 / 吨 ) 氧化镨 Pr 6 O 11 /TREO 99.0-99.5% 20-21万( 元 / 吨 ) 氧化铽 99-99.99% 2900-3000( 元 / 千克 ) 氧化镝 99.5-99.9% 1450-1500( 元 / 千克 ) 氧化铕 99.9-99.99% 2900-3000 元 / 千克 ) 氧化钇 99.99-99.999% 48000-50000( 元 / 吨 ) 氧化钐 ≥ 99.5% 18000-19000( 元 / 吨 ) 氧化铒 TREO ≥ 99% Er 2 O 3 /TREO ≥ 99%  325-330(元/公斤)氧化镱 TREO ≥ 99%Yb2 O 3 /TREO ≥ 99.9%  15-16万( 元 / 吨 ) 镨钕氧化物 (Nd 2 O 3 +Pr 6 O 11 )/TREO≥75.0% 19-19.2万( 元 / 吨 ) 镨钕合金 Pr ≥ 20-25% 25-25.5万( 元 / 吨 ) 镝铁合金 ≥ 99.5% 150-155万( 元 / 吨 )敬请关注稀土矿的 价格 ， 有色 网将为您提供最新最全面的 价格 信息。         以上是稀土矿 价格 介绍,更多信息请详见上海 有色金属 网。

我国黑色岩系钒矿资源非常丰富，包括遍布全国多个省份的石煤型钒矿，这种钒大多没有独立矿物，多以吸附态或类质同相存在于其他矿物中；且含钒品位低，多在1%甚至更低。目前提钒工艺基本针对低品位的未经机械选矿富集的原矿石，将其全部进入化学法的焙烧或溶出过程，生产成本高，加之近年来钒价不稳，给钒业投资和生产造成很大困惑，因此进行此项工作对钒资源开发利用意义重大。     试验样品选自此类型的为湖北某地较大型钒矿石。     一、矿石性质     （一）原矿多元素分析     原矿多元素分析结果见表1。 表1  原矿多元素分析结果%元素V205TFeSi02A1203Na20MgOSPAsK20CaOTC质量分数0.952.1182.573.670.1131.090.0200.710.0381.540.8400.24     （二）矿物X-衍射半定量分析     矿样X－衍射半定量分析结果见表2。 表2  矿样X－衍射半定量分析结果%矿物石英磷灰石伊利石及含钒云母未检出含量91441     二、机械选矿理论分析     该矿石中含有4%的伊利石及含钒云母和91%的石英。     石英是由（SiO4）公四面体共用顶点连接而成的三维骨架，沿各个面的破裂均有可能但均较困难。     伊利石是云母类的风化产物，它们的结构单元属三层型，即由Si04四面体连接的硅一氧层(Si205）n2n-，这种层本身具有六方对称性，正离子A13+由于大小和Si4+相近，可以无序或有序地置换Si4+，将结构单元层之间双层胶合起来的是电价较小、半径较大的离子K+和Na+；层内Si-0键要比层间的结合力强得多，矿物破碎磨矿时主要沿(001)面层间断裂，而(110)和(010)面也是常见的断裂面。有资料报道，钒云母中钒取代位于云母结构层间的Al3+。     矿石在破、磨矿过程中，各矿物的结构必然会遭到破坏，并因此使其表面电性发生变化，对于石英和云母类矿物而言，在性质上的区别主要有两类，第一是矿物硬度，石英的莫氏硬度较大为7，云母类矿物为2～3；第二是矿物的表面性质；石英内部的键基本全是Si-0。而云母类矿物有Al-0和Si-0键，在此类矿物的层间由于Si4+被A13+或V3+取代，导致晶格中正电荷不足，在破碎磨矿解离后，表面应带有负电荷。对层内而言，现分析两种矿物的Al-0和Si-0的断裂以及对浮选可能造成的影响。Al-0和Si-0键均含有离子键和共价键的成分，离子键的成分越多，键的极性就越大，键就越容易破裂，矿物表面的性质发生变化，使矿物的可浮性改变，对于由A、B两原子形成的极性共价键中的离子键的成分，Pauling提出经验的估算公式：     离子型的数量=    式中Xa和Xb分别为A、B两原子的电负性，经查阅相关资料，0的电负性为3.44，A1的电负性为1.83，Si的电负性为1.54，由此可知Al-0离子键的成分多于Si-0，因此在机械加工过程中Al-0更易破裂。     综上所述，认为云母类矿物比石英的表面有更多的电荷，在矿浆中更易于药剂形成化学吸附，而石英的物理吸附更多一些，因为两种吸附的强度有较大的差异，从而使在适宜的药剂条件下，表面性质存在差异，使其分离成为可能。     三、试验结果及讨论     （一）分级试验     原矿中含有91%的石英，石英硬度较大，在破碎或磨矿过程中可能会与其他矿物形成粒度的差异，对－2mm原矿以及－74μm60%磨矿细度的产品用不同粒级的筛子进行筛分，-2mm原矿筛分结果见表3，磨矿后的产品筛分结果列于表4。 表3  -2mm原矿分级试验结果%粒级/μm产率V205含量分布率-2000+85042.050.6931.24-850+20025.640.7520.70-200+7411.030.9611.40-7421.281.6036.66合计100.00.93100.0 表4  磨矿至－74μm60%时分级试验结果%粒级/μm产率V205含量分布率+7440.920.5421.63-74+3814.110.679.25-3844.971.5769.12合计100.01.02100.0     由表4试验结果可知，不磨矿直接筛分难以达到抛尾的目的；但直接分级后，-74μm粒级钒品位有所富集，+74μm粒级产率接近80%，有抛尾的趋势。分析认为，由于石英硬度大，在破碎磨矿过程中它会在粗粒级富集，而矿石中有层状硅酸盐矿物云母等存在，这类矿物在磨矿过程中在不同的解理面的粒度不一致，因此仅靠分级实现抛尾局限性非常大。     （二）浮选试验     综上所述，矿石中的矿物存在表面性质的差异，采用浮选有可能进行分离，为此采用分段加药分段选别的流程进行浮选试验，试验结果见表5。 表5  单一浮选试验结果%产品名称产率V205含量回收率精矿163.001.1275.85精矿24.601.577.76精矿33.001.233.97精矿42.400.892.30精矿51.900.731.49尾矿25.100.328.63合计0.93100.0     由试验结果可知，浮选尾矿V205含量0.32%，具有一定的分离效果，但产率仅为25.10%，分析原因为因矿石中含有易泥化的云母类矿物。由表4筛析结果可知，-38μm产率达44.97%，且含钒品位高，是浮选的目的矿物，因上浮量大粒度又细，会夹杂部分非目的矿物上浮，造成精矿产率大和品位低的结果。因此，单一浮选抛尾方案也不适宜，必须考虑与其他工艺联合进行抛尾。     （三）联合流程试验     前文中提到该矿石靠分级实现抛尾的局限性非常大，而片状解离矿物在重选过程中会随轻矿物走，采用螺旋选矿机这类设备，能将磨矿中细粒矿物、轻矿物和片状矿物集中在一年产品中，当与浮选联合时，也将对浮选有干扰的矿泥富集于此矿物中，有降低浮选药剂用量的优点。因此认为经过螺旋选矿将干扰的矿泥提前选走，会使浮选效果得以改善。     考虑到矿石性质的特点，以及分级试验和浮选试验的结果，选择“分级-浮选”联合流程、“螺旋选矿-浮选”联合流程、“分级-螺旋选矿-浮选”联合流程进行试验。试验中有分级作业的流程是直接对－2mm原矿，用74μm筛进行分级，+74μm品进行磨矿，磨矿细度为-74μm60%，螺旋选矿一浮选联合流程试验直接对－2mm原矿进行磨矿，磨矿细度为－74μm70%，试验结果见表6。 表6  联合流程试验结果%试验流程产品名称产率V205含量回收率分级－浮选 联合流程-74μm产品26.501.6945.94浮选精矿25.651.0126.57尾矿47.850.5627.49合计100.00.97100.0螺旋选矿－浮选 联合流程螺旋精矿32.791.6055.56浮选精矿14.811.3120.58尾矿52.400.4323.86合计100.00.94100.0分级－螺旋选矿－浮选 联合流程-74μm产品26.501.6945.68螺旋精矿22.101.2027.05浮选精矿5.651.096.28尾矿45.750.4520.99合计100.00.98100.0     三种流程相比较，分级-浮选联合流程尾矿钒品位偏高，不宜采用；分级-螺旋选矿-浮选联合流程与螺旋选矿-浮选联合流程工艺较复杂，指标相近。因此，确定采用“螺旋选矿-浮选”联合流程进行抛尾。     （四）综合条件试验     按“螺旋选矿-浮选”联合流程进行抛尾试验，并生产化学提钒的原料，试验结果见表7。 表7  螺旋选矿机重选-浮选流程物料富集结果%产品名称产率V205含量回收率螺旋精矿25.951.7950.14浮选精矿27.081.1934.90总精矿53.031.4985.04尾矿46.970.3014.96合计100.00.93100.0     由试验结果可知，螺旋选矿-浮选流程可抛弃产率46.97%、品位0.30%、金属损失率14.96%的尾矿，使进入化学提取的钒品位提高到1.49%，增加的选矿成本每吨原矿不超过20元。     （五）化学提钒试验     因考虑浮选药剂可能对化学提钒影响，对原矿直接提钒和富集精矿提钒进行对比试验。试验结果见表8和9。     试验结果表明，浮选药剂的添加对提钒指标基本没有影响。由此得出经机械选矿后的物料进入化学提钒可明显降低生产成本。 表8  原矿直接提钒试验结果%表9  富集物料的提钒试验结果%    四、结论     （一）通过对石英和云母类层状硅酸盐矿物的矿物性质和晶体结构的分析以及Al-0和Si-0键中更易造成表面性质改变的离子键成分的计算认为，云母类矿物与石英相比有硬度和表面性质两项差异可导致在机械选矿中使其分离。     （二）通过原矿直接分级，单一浮选以及联合流程的对比试验数据和矿石特性分析得出，重选一浮选联合流程较适合该矿石抛尾，工艺经优化后可抛弃产率46.97%、品位0.30%、金属损失率14.96%的尾矿，使进入化学提钒的品位提高到1.49%。     （三）经机械选矿富集的物料与原矿直接化学提钒相比，试验指标接近，表明选矿药剂对化学提钒的影响很小；且抛弃接近50%的尾矿，使进人化学提钒的矿量减少一半，入炉钒品位提高，选矿工艺简单易行，可显著降低提钒生产成本。

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。

稀土矿的 价格 联合停产止跌回升   最近几个月由于全国部分省市稀土资源开采总量过大，稀土 市场行情 一直处于低迷状态，原矿 价格 跌至近两年来最低水平，稀土 价格 大幅下滑。针对稀土 市场 出现的严峻形势，自6月1日起，包头、赣州、江苏等地的稀土企业联合实施了稀土矿山停产和加工企业限产的措施。6月18日，记者从中国稀土信息中心了解到，限产措施已取得明显成效，目前稀土产品 价格 开始止跌回升。    近几个月，全国稀土矿山出现了 产量 过大、 市场 供需严重失衡的状况，使稀土产品 价格 持续下滑。为严格执行国家的开采配额，有效保护资源，赣州市企业全面停止稀土原矿的生产，赣州稀土矿业公司停止向市内分离厂供应稀土原矿，市内16家稀土分离厂减产50％。内蒙古包钢稀上高科技股份有限公司作为镨钕产品的主要供应商之一，停止向相应稀土企业供应稀土精矿1个月，同时停止公司稀土分离产品生产1个月。包钢稀土还实行了新的易货贸易政策：该公司提供给下游稀土分离企业100吨稀土精矿，下游稀土分离企业必须返还6．2吨氧化镨钕，并支付43．8万元加工费。通过这样调整，包钢稀土对易货贸易中氧化镨钕的控制力由原来的50％增加到66％。    据悉，上述措施有力地推动稀土产品 市场价格 的稳步回升。目前，南方离子矿 价格 从4月份的6．3万元／吨提升到现在的7万元／吨，标志性产品氧化镨钕从最低价13．5万元／吨回升到目前的15．5万元／吨左右。更多有关稀土矿的 价格 请查阅上海 有色 网

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。

加拿大大都工厂在选用蒙德（Mond）工厂的法出产纯镍过程中，产出的含贵金属总量4%的残渣，运往伦敦阿克顿工厂处理。 阿克顿工厂处理渣的办法是向渣中参加氧化铅和碳酸钠，经混匀后于容量100kg的小反射炉中熔炼，产出贵铅锭和含少数贵金属的炉渣。炉渣回来加拿大镍厂处理。 贵铅于容量100kg的煤气加热灰吹炉中灰吹。产出的氧化铅渣铸锭后送熔炼铅。烟气经洗刷塔除尘后排放。合金中含80%银，铂族金属富集3倍。将合金水淬成粒，称为一号贵金属合金。 合金用热的浓硫酸处理以溶解银和部分钯。过滤后，滤液中的银呈氯化银收回，然后送还原熔炼。再加铜置换钯，所得的沉淀物并入浓硫酸不溶渣（铂精矿）中，送收回金及铂族金属。 阿克顿精粹厂也运用熔炼、灰吹法处理英国克利德赫（Clydach）工厂的镍阳极泥，这是由于该质猜中含有很多铅。假如质猜中首要含镍，则选用二次电解法或其他办法处理更为有利。

一、前言 某大型属于夕卡岩型高硫复杂铜铁硫化矿，铜硫浮选工艺经历了全混合浮选、分步优先浮选工艺到等可浮（或称部分混选）工艺的技术改造。原设计的混合浮选流程不能充分适应矿石性质，药剂消耗大，浮选指标低，分步优先浮选工艺投入生产约两年的实践表明，该工艺较大幅度地提高了铜、银的指标，但在生产中存在铜粗选碱度较难控制，硫回收率不稳定；吸取分步优先浮选工艺的优点进行等可浮（或称部分混选）工艺的改造，从而在确保铜回收率稳定的基础上，较大幅度提高了硫回收率，期间，全优先浮选工艺也在工业中进行了短期的试验性应用。 为了进一步提高指标，经过试验研究，提出采用铜捕收剂EP开路优先浮选的流程方案。高效选择性铜捕收剂EP能扩大铜硫矿物之间的浮游差，该矿石经过一段磨矿，铜矿物单体解离度可达到80%-85%，以选择性铜捕收剂EP对已单体解离的铜矿物进行选择性捕收，并采用开路优先浮选流程结构，不仅使铜回收率得到提高，而且避免了在中矿循环中硫受到抑制，从而提高了硫的回收率。试验室多次试验获得较好试验结果，在现场完成了适应性验证试验的基础上，工业试验达到预期效果，铜精矿品位提高1.11个百分点，铜回收率提高1.58个百分点，硫回收率提高10.86个百分点。 二、研究方案论述 相比较而言，混合浮选流程（图1）易于操作，流程适应性较强，因此，在生产中使用时间最长，但是该流程不考虑铜、硫矿物存在可浮性差异，铜硫一起上浮时，彼此有竟争性，大量硫上浮使铜浮选滞后，会导致尾矿含铜偏高，混合浮选的粗精矿量大，较多的捕收剂会带入分离浮选中，加大了铜、硫分离的难度，该流程浮选指标较低。部分混合浮选流程（图２）考虑到了铜、硫矿物的可浮性差异，采用饥饿给药的药剂制度，降低了分离浮选给矿的产率，流程稳定性较好，使用效果较好，生产中应用时间较长，但仍然存在铜硫分离较难、指标不理想的问题。对于高硫矿石而言，优先浮选流程（图3）的试验指标高，在理论上应该是首选方案，事实上，在长期的科研和实践中采用过分步优先流程（图4）、半优先流程（与图4基本相同，药剂制度不同）、部分优先流程（与图4类似）、等可浮流程（与图4类似）和全优先浮选流程（图3），这些流程的共同点是采用铜优先浮选的流程结构，只是选用的药剂制度不同，铜的优先程度有大小，这无疑说明铜的优先浮选有利于提高指标，由于药剂局限和流程结构不尽合理的原因，工业化过程中暴露出铜指标不稳定、硫指标低等问题。 经原矿磨矿解离度分析，经过一段磨矿，铜矿物单体解离度可达到85%左右，这为选择性浮选技术的应用提供了条件，以EP对已单体解离的粗粒铜矿物进行选择浮选，通过试验提出了铜开路优先浮选流程。 三、铜开路优先浮选试验 铜开路优先浮选流程（图5）由铜选择性快速浮选、中矿分选和铜尾矿选硫两部分组成，该流程的创新是研究成功适合该矿性质的具有高选择性高效铜的捕收剂EP，由于该药的特殊作用，无需其它捕收剂辅助优先选铜，而且具有足够的起泡性。中矿可分选出合格的硫精矿，采用开路优先的流程结构，避免了在中矿循环中使硫受到强烈抑制，从而提高硫的回收率。考虑到易工业化改造因素，进行了铜粗精矿分别分选（图5）和合并分选（图6）两种分选方案的试验。矿样代表性能符合2-3年采场出矿的矿石性质，铜品位为0.61%，硫品位为10.20%，铜氧化率为6.28%，铜物相分析结果见表1，闭路试验结果见表2，表2指标明显优于现场流程的闭路试验结果表3的指标。 四、新流程现场适应性试验 对铜开路优先浮选工艺流程方案，用EP高效捕收剂在现场进行了两次适应性试验，试验取得预期效果。 第一次，原矿样是从球磨给矿皮带接取的班样，铜品位为0.49%，硫品位为9.89%，物相分析见表4，铜氧化率为4.49%，试验结果见表5。 第二次，原矿样接取球磨皮带给矿获得，铜品位0.618%、硫品位9.10%，铜物相结果如表6，铜的氧化率为9.71%，试验结果见表7。由表6、表7可见，新流程具有较大优势。 五、工业试验 选厂规模10000t/d，选用2#系统作为试验系统（规模5000t/d），1#系统作为对比系统（规模5000t/d），采用EP药剂进行开路优先浮选工业试验。 本次工业试验累计进行了26天74班次，试验系统（2#系统）累计处理矿126282吨，对比系统（1#系统)累计处理矿124686吨，以生产班样的化验结果为依据计算的浮选指标，连续26天74班次的累计（加权）指标见表8。六、结语 （一）某矿通过二十年的不懈努力，选矿经济技术指标已达到一个相当高的水平。在小型试验提出技术方案后，并进行了多次适应性验证试验，工业试验取得成功，证明新工艺对该矿的适应性强。 （二）EP药剂能加大铜硫矿物的浮游差，对铜的选择性强，对该矿较适应，易于操作，利于浮选稳定，是配合新工艺的优良捕收剂。 （三）新工艺指标提高显著，连续26天74班次的累计加权指标为：铜精矿含铜21.42%，铜回收率82.88%，硫精矿含硫36.47%，硫回收率75.72%。与对比工艺（原流程）相比，铜精矿铜品位高1.11百分点，铜回收率高1.58百分点，硫回收率高10.86百分点。 参考文献： [1] 朱玉霜，朱建光编 浮选药剂的化学原理[M]，中南工业大学出版社，1987. [2] C. Y. Sun, C. D. Li,etc. Application of a new Separation Method of Fine Complex Copper Sulphide Ores to Industrial Process, XXIV INTERNATIONAL MINERAL PROCESSING CONGRESS VOLUME1 2008(1): P1201-1204.

从20世纪80年代起，以石油加工后的残渣为燃料的电站鼓起。而这些石油燃料中都含有一定量的钒，含量约为百万分之一，有的高达千分之1.4（中美洲）。在发电厂，钒富集于锅炉灰及飞灰中。锅炉灰是沉积在炉膛中的烟尘，而飞灰则是收尘器捕集的细尘。燃油发电站发生的锅炉灰较少，而飞灰较多。 一、从锅炉灰中收回钒 锅炉灰含钒4.4%～19.2%，含镍0.2%～0.5%。先细磨至－100目，每次用8mol/L NaOH，112℃浸取4h，经三次错流浸取，钒浸取率可别离到达43%、16%、8%。所得浸取液不需净化，可进一步沉钒得高纯V2O5产品。浸取渣中剩下33%的钒再用8mol/L HCl浸取，炉灰中的Ni、Fe、Mg也被浸出，此后用萃取法别离。先用25%TBP的火油萃铁，萃余液用调pH＝6，再用25%LIX64N的火油溶液萃取Ni、V。反萃用0.3mol/L HCl，先反萃镍，后用6mol/L的HCl反萃钒，如此可收回80%的钒。 二、从飞灰中收回钒、镍 台湾台南成功大学（Cheng kung Univ）的两位学者称，台湾地区每年烧1500万m³重油，约年产4.3万t飞灰。其间30%产自电除尘，称为EP灰；另70%产自旋风别离器，称为CY灰。主要成分都是Fe、C、V、Ni的氧化物。在电收尘器中要喷入液以中和酸性，因此在EP灰中还有30%～40%的（NH4）2SO4。从这些飞灰中收回V、Ni和（NH4）2SO4，这样既收回资源，又治理环境。 选用0.25mol/L NH3＋1mol/L（NH4）2SO4对EP灰进行浸取，可优先浸取Ni，浸取率60%，然后再用NaOH浸取钒，钒浸取率80%。据此已树立一个2级浸取流程。火油飞灰的成分见表1。 表1  燃油飞灰成分   （%）飞灰CNH4＋SO42－VNiFeNaMgEP256.77.2729.10.411.020.550.412.55CY163.224.81.910.801.961.500.07 三、从燃油飞灰中收回钒、镍 埃及亚历山大大学的学者提出用加压酸浸替代钠化焙烧从燃油飞灰中收回V、Ni，由于钠化焙烧尽管技能可行，但经济功率低。他们测验在200℃，氧分压为1.5MPa，H2SO4浓度为60g/L，液固比＝1/1（质量），浸取15min，V、Ni浸取率都在95%以上。铁在200℃以上水解沉积，可到达除铁的意图。浸取液用电解法别离镍，溶液再中和用铵盐沉钒，最终煅烧得V2O5。据分析，此一办法较传统的钠化氧化焙烧法有以下长处： （一）硫酸耗量约为烟灰的10%，较50%的碱耗量经济； （二）焙烧法能耗高，估量为5000kJ/t烟灰； （三）加压酸浸可使Ni、V与Fe别离，并使Ni、V充沛收回。 本项研讨所用烟灰成分如下：成分VNiT－FeCaOSiO2MgOAl2O3H2O（100℃）%20224.673.13.571.11.710

现代钢铁生产过程产生了大量尘泥，对生产现场及周边环境有较大危害，必须进行无害处理。这些尘泥中，有价元素Fe和有害杂质S，P，K等往往并存，故一般统称为含铁尘泥，它包括高炉瓦斯灰（泥）、转炉红尘、电（转）炉除尘灰、冷（热）轧污泥、轧钢氧化铁鳞、烧结尘泥、出铁场集尘、含油铁屑等等。随着国家对资源和环境问题的日益重视，开展含铁尘泥无公害综合利用的研究，将产生很好的经济效益和社会效益。 作为含铁尘泥的主要品种，高炉瓦斯灰（泥）来自炼铁过程中随高炉煤气一起排出的烟尘。它与天然矿石的性质有着明显的差别，细粒矿物在高温作用下熔融在一起，极易包裹脉石矿物，其成分更为复杂，有价元素的回收率较低，目前，国内外处理高炉瓦斯灰的方法大致有3种：①直接外排堆存，易造成环境污染，大型钢铁企业已基本淘汰该方法；②直接利用，返回烧结或球团配料，被国内许多钢铁企业采用，但瓦斯灰有害杂质如K，Na，Zn，S，P等一般较高，配人烧结或球团矿，降低高炉利用系数，从而影响炼铁的经济技术指标；③综合回收，提取有价元素。目前，从瓦斯灰提取铁及碳等有价元素是重要的发展方向。 在自然界，存在一大类弱磁性矿物，如赤铁矿、褐铁矿、钛铁矿，难以通过普通磁选分离，对这类矿物，一般采用强磁选、浮选、磁化焙烧－弱磁选等工艺技术提取铁精矿。瓦斯灰中含有相当的弱磁性赤铁矿和焦炭，因此可以直接进行磁化焙烧，回收铁精矿，这方面有关的报道还很少。本试验研究分析了包钢瓦斯灰的工艺矿物学特征，据此开展了多种磁选工艺回收铁的试验研究，摸索了相应的工艺参数，对工艺流程进行了比较。 一、瓦斯灰工艺矿物学特性 （一）瓦斯灰化学组成和铁物相分析 瓦斯灰原料取自包钢炼铁厂，瓦斯灰多元素化学分析结果见表1，XRD衍射分析结果见图1。 表1  瓦斯灰多元素化学分析结果    %图1  瓦斯灰的XRD衍射图 ▲－Fe2O3；●－Fe3O4；■－C 从表1可见，TFe 31. 00%，含碳33. 60%，SiO2 .87%，CaO 4.35%，有害元素S，Zn，Pb等含量也较高。从图1可见，主要物相为赤铁矿、磁铁矿和C。 （二）瓦斯灰粒度筛析 瓦斯灰外形呈灰黑色粉未状，粒度大小不均，大颗粒成蜂窝状，块状，片状等，表面有空隙。瓦斯灰铁矿物粒度筛析结果见表2。 表2  瓦斯灰粒度筛析结果从表2可见，大部分铁分布在-50 +200目和-325目，分布率占总量的86. 86%。其中- 50+200日中金属铁分布率达到52. 18%，另外- 325目中金属铁分布率达到了34. 68%，因此这两个粒级中的铁矿物是重要回收对象。 二、选矿试验方案 （一）试验设备 试验设备采用的有φXPZ - 175型圆盘破碎机，乌鲁木齐市金祥瑞矿山设备有限公司；QM-SB行星式球磨机，南京大学仪器厂；φXCGS - 50型磁选管，唐山宏达矿山机械设备研究所；高梯度磁选机；XTLZ型多用真空过滤机，四川省地矿局102厂；KTF -1700型真空管式电阻炉，宜兴前锦炉业设备有限公司；DY - 20型台式电动压片机，天津市科器高新技术公司。 （二）试验流程 弱磁选－强磁选和磁化焙烧－弱磁选试验流程见图2和图3。图2  磨矿－弱磁选－强磁选试验流程图3  磁化焙烧－弱磁选试验流程 三、试验结果及分析 （一）弱磁选－高梯度强磁选试验 1、磁感应强度对弱磁选的影响 磁选管磁感应强度对弱磁选的影响见图4。图4  磁感应强度对弱磁选的影响 ●－品位；▲-回收率 从图4可见，随着磁感应强度升高，铁精矿的品位略有降低，而回收率迅速提高。在磁感应强度0.10T和0.12T时，铁精矿品位没有变化，都是58. 70%，而回收率由50.47%提高到了56.12%；当磁感应强度达到0. 14 T时，铁精矿的品位降低了0.8个百分点，回收率达到了58.10%。通过弱磁选主要是回收大颗粒磁性矿物，-325目的微细粒磁性矿物及弱磁性铁矿物并没有有效地回收。因此回收率不够高，说明相当多的弱磁性和微细粒磁性矿物进入尾矿，所以必须对弱磁选的尾矿进行高梯度强磁选。 2、磁感应强度对强磁选的影响 试验条件：矿浆流速4.2cm/s，矿浆浓度10%，磁介质填充率8%。磁感应强度对强磁选影响的试验结果见图5。图5  磁感应强度对强磁选的影响 ●－品位；▲－回收率 从图5可见，随着磁感应强度的增大，铁精矿的回收率升高，品位则下降。当磁感应强度由0.4T上升到0.5 T时，回收率提高5个百分点，达到了29%以上，而品位为44. 47%，下降不大。继续升高磁感应强度，回收率提高并不明显，但品位急剧下降。因为，磁感应强度比较强时，磁性吸附力也较大，导致许多弱磁性连生矿物及脉石等进入强磁选精矿。 3、矿浆浓度对强磁选的影响 矿浆浓度对强磁选精矿影响的试验结果见图6。试验条件：瓦斯灰- 200目占70%，矿浆流速4.2 cm/s，磁介质填充率8%，强磁选磁感应强度0.5T。图6  矿浆浓度对强磁选的影响 ●－品位；▲－回收率 从图6可见，当矿浆浓度由10%变化到15%时，铁精矿的品位没有多大变化，而回收率却有了较大的提高，从76.79%提高到了82.83%：当矿浆浓度达到20%时，精矿回收率虽然达到了90%以上，但品位下降到47. 53%。这是因为，入料矿浆浓度高使分选矿物的粘度增大，机械夹杂现象严重，易造成脉石矿物夹于磁性产品中，也就降低了磁选机净化的效果，使精矿品位降低；而矿浆浓度过小又会造成水资源的浪费，生产设备处理能力相对降低。 4、矿浆流速对强磁选的影响 试验条件：矿浆粒度-200目占70%，矿浆浓度15%，磁介质填充率8%，强磁选磁感应强度0.5T。矿浆流速对强磁选精矿影响的试验结果见图7。图7  矿浆流速对强磁选的影响 ●－品位；▲－回收率 从图7可见，随着矿浆流速的增大，品位逐渐提高，回收率随之下降。当体积流速为4.2cm/s时，品位上升到52. 87%，原因是体积流速越大，矿料混合液在磁选机内的滞留时问短，一些弱磁性的物质被冲刷出去，因而回收率低，品位升高。 通过以上试验，得出最佳工艺条件是弱磁选磁感应强度0.12T，强磁选磁感应强度0.5T，矿浆流速4.2 cm/s，矿浆浓度15%，磨矿细度-200目占70%。磁选指标如表3所示。 表3  弱磁选－强磁磁选试验结果    %从表3可见，铁的回收率达到79.48%，品位提高到了55. 42%，可在高炉炼铁中做配料使用。另外经检测尾矿中碳、锌、镁元素元素含量相对提高，为回收这些物质奠定了基础。由于高梯度磁选机磁选过程中，很容易出现机械夹杂和磁团聚现象，使一些杂质也进入精矿里面，影响了精矿品位。因此经过磨矿、弱磁选－强磁选工艺所得到的精矿必须通过其他选矿方法如重选、浮选等处理才有可能获得合格的铁精矿。 （二）磁化焙烧－弱磁选试验 1、焙烧温度对磁化焙烧还原度的影响 瓦斯灰中含有相当的赤铁矿，为此研究了焙烧温度对瓦斯灰还原度的影响。在瓦斯灰粒度-200目占40%、还原剂为瓦斯灰本身带有含碳物质的条件下，其试验结果见图8。图8  焙烧温度对还原度的影响 根据定义，还原度=FeO含量/TFe含量×100%，在理想焙烧情况下，Fe2O3全部还原成Fe3O4时理论上焙烧矿的还原度为42.8%。从图8可看出，当温度在700～850℃之间时，随着磁化焙烧温度的升高，铁矿物的还原度也随着提高。焙烧温度在700～750℃，瓦斯灰的铁矿物还原度提高得不多，还原度分别为39.1%和40.2%。还原度在800℃时接近42. 8%。当温度达到850℃时，出现了过还原现象，该试验800℃是该磁化焙烧反应的最佳温度。 2、焙烧温度对弱磁选的影响 试验条件：焙烧时间60 min，矿样粒度- 200目占70%，磁选管磁感应强度0.12 T，瓦斯灰粒度- 200目占40%。图9给出了不同焙烧温度获得的磁化焙烧矿的磁选结果。图9  焙烧温度对磁选效果的影响 ●－品位；▲－回收率 从图9可看出，随着焙烧温度的升高，铁精矿品位逐渐升高，而回收率下降。700，750℃时铁精矿的品位分别为58. 20%，58. 80%，变化并不大，回收率由700℃的78. 80%下降到了750℃时的73. 53%；当温度到达800，850℃，铁精矿的品位分别提高到了60. 80%，61. 90%，800℃时铁精矿的回收率仍在70%以上，而850℃的回收率仅为40.09%；这主要因为在高温，还原剂过多的条件下，产生了过还原现象，生成了弱磁性富氏体或弱磁性的硅酸铁。 3、焙烧时间对弱磁选的影响 试验条件：焙烧温度800℃，矿样粒度- 200目占70%，磁感应强度0.12 T，瓦斯灰粒度- 200目占40%。图10给出了不同焙烧时间获得的磁化焙烧矿的磁选结果。图10  焙烧时间对磁选效果的影响 ●－品位；▲－回收率 从图9可见，随着磁化焙烧时间的增加，所得铁精矿的品位并没有多大变化，都保持在60. 70%以上，而铁回收率在焙烧30 min到60 min时，有明显的增加，从焙烧30 min时的64. 22010迅速提高到了60 min时的70. 61%。当焙烧时间提高到90 min时，精矿的回收率为71. 99%，仅提高了1.31个百分点。这说明在焙烧30 min时，瓦斯灰中的弱磁性铁矿物还没有充分还原成强磁性的矿物，焙烧时间增加到60 min以后，弱磁性矿物基本都被还原成强磁性铁矿物。 4、磨矿细度对弱磁选的影响 试验条件为焙烧温度800℃，焙烧时间60 min，磁感应强度0.12 T。磨矿细度对弱磁选效果的影响见图11。图11  磨矿细度对磁选效果的影响 ●－品位；▲－回收率 从图11可看出，随着磨矿细度变细，铁精矿品位略有提高，而回收率迅速下降。- 200目占50%，70%，90%的焙烧矿，其磁选铁精矿品位分别为59. 90%，60.80%，61.10%，回收率分别为75.72%，70. 61%，62. 23%。因为，随着矿样磨得越细，磁性矿物粒度减小，所受磁力会下降。此外，矿样磨细后，矿浆容易因团聚而夹杂，这些都影响铁回收率。较好的磨矿细度为- 200目占700/0。 通过上述试验，确定了瓦斯灰磁化焙烧－弱磁选的最优工艺条件：焙烧温度800℃，焙烧时间60mm，矿样磨矿细度- 200目占70%，还原剂瓦斯灰粒度- 200目占40%，弱磁选磁感应强度0.12 T。在此条件下，可获得品位大于60. 70%，回收率大于70%的铁精矿，其中硫、磷含量分别只有0.17%，0. 021%，基本达到高炉炼铁水平的要求。 四、结论 （一）通过对包钢瓦斯灰中化学成分、主要矿物组成、铁矿物的嵌布粒度等工艺矿物学研究，确定瓦斯灰中铁矿物以赤铁矿和磁铁矿为主，大部分铁矿物都在在- 50 +200目和- 325目中，全铁分布率占总量的86. 86%，其中- 325目中铁的金属分布率达到了34. 68%。由于包钢瓦斯灰受到白云鄂博矿石的影响，使回收有价元素更加困难。 （二）弱磁选－强磁选工艺试验表明，磁感应强度、矿浆浓度、矿浆流速等对试验都有影响，在弱磁选0.12 T，强磁选0.5 T，磨矿细度- 200目占70%，矿浆浓度15%，矿浆流速4.2 cm/s，磁介质填充率为8%的条件下，获得了品位55. 42%，回收率79.48%的混合铁精矿。 （三）磁化焙烧－弱磁选工艺试验表明，焙烧温度、焙烧时间、磁感应强度、磨矿细度等对试验都有影响，在焙烧温度800℃，焙烧时间60 min，磨矿细度- 200目占70%，还原剂瓦斯灰粒度- 200目占40%，弱磁选磁感应强度0.12 T的条件下，获得了品位60. 70%，回收率70%以上的铁精矿。

碱腐蚀后除灰的意图是去除碱腐蚀后残留在制品表面的‘污斑’，以取得亮光洁净的金属表面。这些‘污斑’主要是由铝合金中的硅、铁、镁、铜之类的元素堆积构成的。一般可用硝酸或硫酸溶液去除。除灰的一起还有中和碱的作用，所以亦可称为中和与出光。 （一）硝酸除灰 一般运用10%——25%（体积分数）的硝酸在室温下继续浸渍1——3min进行除灰；也有运用30%（体积分数）的硝酸进行的；还有运用25%——50%（体积分数）的硝酸在化学抛光后进行的。在硝酸溶液中，当其浓度在30%左右时，铝腐蚀速率较大。若溶液温度升高，则其腐蚀速率增大。 选用硝酸除灰工艺能满意多种铝合金材料的要求。关于含硅量高的铝合金，单用硝酸不能满意要求，需增加氟化物。为处理因硝酸分化释放出氮氧化物和酸雾滴的损害，一些产品化的除灰配方中选用了多种硝酸盐联合组成的增加剂，其间还含有过硫酸盐和硫酸氢盐。 为了进步除灰作用，增强出光功率，有一些专用的助剂出售，将其加入到100——150g/L的硝酸溶液中，出光速度快，并可以除掉高铜含量铝合金表面的难以除掉的黑灰层，一般含有、、缓蚀剂、硫酸钠、表面活性剂等。 （二）硫酸除灰 硫酸除灰中硫酸含量与阳极氧化的硫酸含量大致相同，一般用15%——25%（体积分数）的硫酸。关于6063铝合金建筑型材可以得到比较满意的除灰作用，但其他含合金成分较高的铝合金就不必定合适，就是6063铝合金也得操控杂质的含量。硫酸除灰的操作温度为室温，操作时刻要比硝酸延伸一些，一般为3——5min。 铝在硫酸溶液中，浓度超越40%（体积分数）时，腐蚀速率敏捷增大，大约以85%（体积分数）浓度的腐蚀速率为较大。 一些以硫酸为基除灰的产品化除灰增加剂，大多增加一种或多种增加剂，如氧化剂等。 （三）有用配方与工艺 除灰工艺除了前述的硝酸和硫酸为基的工艺外，常常也用到含铬酸、含磷酸、含氟化物的除灰工艺，这儿不予别离阐明，将搜集的除灰工艺与配方列于下表中，处理后均需活动水清洗。 铝合金阳极除灰工艺与有用配方 表中工艺2用于压铸铝，工艺8用于高硅压铸铝。产品Top Desmut S-10对错硝酸系除灰剂，通过增加硫酸而有强力除灰作用。Top Desmut N-10硝酸含量很低时就可特别有效地去除腐蚀后铝材表面的挂灰。 Top ADD-320原液运用，温度≤40℃，时刻15——60s，可均匀活化铸铝表面，铲除污渍与挂灰。Top ADD-350 10——50g/L作用是康复TopADD-320去污力。Top ADD-400 30mL/L可革除通过Top ADD-320处理后的材料在水洗中遭到腐蚀。Specicalty 982是不含铬的中和剂，适用于6000系列铝；Specicalty 985则是不含铬的中和剂，适用于2000系列铝。

夕卡岩型矿床的主矿产是铁或铜，伴生有钴。矿床规模多为中小型，该类矿床的钴金属储量约占总保有储量的30%。 河北邯郸和山东莱芜地区的中小型铁(钴)矿，这类夕卡岩型铁矿床主要分布在鲁西、冀南、晋中以及苏北、豫北等地。这些地区均位于华北古陆块中部，中生代以来受大陆边缘构造活动影响，发生了较为广泛的构造-岩浆及其有关的成矿活动。岩体形成时期延续较长，170～109Ma，而成矿主要在燕山晚期。 在中朝准地台内燕山期深源中浅成的同熔型花岗岩类侵入于中奥陶统为主的碳酸盐岩中产生了较为广泛的接触交代作用与成矿作用。 主要赋矿岩石为中奥陶统马家沟组含膏(盐)层碳酸盐岩，少数为中-上寒武统与中石炭统的灰岩、白云质灰岩。矿体主要赋存于岩体与围岩接触带及其附近，少数位于假整合面、层间破碎带以及岩体的围岩捕虏体内。矿体呈似层状、透镜状、扁豆状及不规则状，长数十米至数百米;最长近千米。但厚度变化较大，产于假整合面与层间破碎带中的矿体稳定性较高，而产于接触带上的矿体稳定性较差，厚度、形状以及规模变化都很大。 矿石矿物主要为磁铁矿、黄铁矿，其次为黄铜矿、赤铁矿和褐铁矿。脉石矿物为透辉石、蛇纹石以及少量金云母、透闪石、阳起石、石榴子石、白云石、绿泥石、石英等。 该矿床类型实例主要有河北武安、符山铁矿，山东莱芜铁矿，江苏利国铁矿等。 像湖北大冶这类夕卡岩型铁铜矿床分布于鄂东南地区。该区位于古扬子陆块北缘，元古宙末期与华北陆块对接，后又分离处于长期沉陷状态，接受巨厚的古生代地台型沉积，局部发生铁、硫等沉积成矿作用。晚三叠世末，扬子板块与华北板块再次拼接，使该区盖层发生强烈挤压，形成北西西-北东东向的弧形褶皱隆起带。中生代本区受西太平洋板块活动影响，在北北东-北东向深断裂活动同时伴有北西向和北东向盖层断裂，形成了网格状构造系统和隆坳相间的构造格局，并有广泛的燕山期岩浆活动及有关的区域性铁、铜、金、硫的成矿作用。成岩成矿时代主要为晚侏罗世和早白垩世。 矿体主要产在石英闪长岩侵入体与中下三叠统大冶灰岩接触带或断裂接触带中。与成矿有关的岩浆岩为中-中酸性岩，属壳幔同熔型高碱富钠的弱碱质-钙碱质岩系。常见的岩石有闪长岩、辉石闪长岩、石英闪长岩等。接触围岩主要为中下三叠系含膏(盐)的碳酸盐岩层，少部分为石炭系。 矿石矿物以磁铁矿、赤铁矿为主，还有菱铁矿、黄铁矿及少量穆磁铁矿、黄铁矿、镜铁矿等。脉石矿物以石榴子石、透辉石、符山石、方柱石、金云母等为主。   该类矿床主要实例有湖北大冶铁山铜铁矿、铜录山铜铁矿、程潮铁矿等。

胀大珍珠岩是山玻璃质火山熔岩经破碎、高温锻烧等工序处理，内部结构为疏松多孔的无机材料，具有密度小、导热系数低、吸附性强和孔隙率高级特色，广泛应用于建筑、化工、轻工、冶金、农林、环保等工业范畴。 胀大珍珠岩是一种抱负的保温材料，但其较强的亲水性会明显下降产品的保温功能;作为塑料、橡胶填料，其亲水性和分散性相同受到限制。因而，有必要对其进行憎水改性，才干完成胀大珍珠岩的广泛应用。胀大珍珠岩的表面改性一般分为化学改性和物理改性： 化学改性 胀大珍珠岩的化学改性首要包含酯化反响、硅烷偶联剂改性法以及表面接枝共聚法，经过胀大珍珠岩颗粒表面存在的羟基与改性剂之间的化学反响，使其表面嫁接新的官能团，以改动颗粒表面的极性，得到颗粒表面的疏水性。 陈林雨等选用硅烷偶联剂WD-70对胀大珍珠岩粉进行改性，将珍珠岩粉参加到高速捏合机中，预热枯燥。在预热过程中参加改性助剂，调整珍珠岩粉的表面电位，使偶联剂更好地与珍珠岩表面发生键合，然后参加偶联剂，在必定工艺条件下进行表面改性。将改性后的珍珠岩粉作为橡胶填料，橡胶样品的抗拉强度和撕裂强度得到改进，且永久变形变小。由此可知，改性后的珍珠岩粉填充在橡胶中，可使得橡胶的首要机械力学功能得到改进。 物理改性 物理改性即使用表面改性剂经过物理作用于颗粒表面以改动极性。 林娜等选用硬脂酸为表面疏水改性剂，使用溶液浸渍法对胀大珍珠岩进行了优化改性，将必定量的硬脂酸置于溶液中，拌和溶解后，将胀大珍珠岩颗粒参加到含有硬脂酸的溶液中，拌和均匀后于室温下密封停止30min，然后将样品置于通风橱中，使彻底蒸发，即可得到硬脂酸改性的胀大珍珠岩。改性后胀大珍珠岩的颗粒结构仍为无定型的片状结构，表面由亲水性转变为疏水性，其油水选择性大大提高。 使用化学办法改性胀大珍珠岩颗粒具有反响时间长、需求加热枯燥等额定能量、工艺条件杂乱、对操作人员的技能要求较高级特色。使用物理法改性具有操作工艺简略、改性速率快、不需求额定的能量直销等优势。