由于海关和天气原因，导致进口铜入市有所延后，市场供应偏紧，铜市上涨，废铜跟涨，而江西地区的价格变化不大，对比前一日，江西的废铜价格基本持平，比如二号铜、1号废铜和黄杂铜，下面来看江西具体的价格行情：名称材质价格区间单位涨跌地区发布日期备注二号铜92-93%40400-40700元/吨0江西地区8月7日不含税1#废铜含铜97%44200-44400元/吨0江西地区8月7日不含税黄杂铜进口25600-25800元/吨0江西地区8月7日不含税破碎黄铜含铁<4%32800-33000元/吨0江西地区8月7日不含税1#光亮铜线1#44000-44200元/吨0江西地区8月7日不含税更多江西地区的最新废铜价格，请进入 废铜价格专区 。

9月28日江西废铝价格市场行情,废铝价格,江西废铝价格9月28日江西废铝价格市场行情： 破碎熟铝价格10950-11150元/吨，对比前一交易日价格持平 ， 破碎生铝价格12350-12550元/吨，对比前一交易日价格持平 ， 进口干净6063旧料价格12300-12600元/吨，对比前一交易日价格持平

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%。

一、概况       江西离子吸附型稀土矿主要分布在该省的龙南、寻乌等地区。地质勘探工作已查明：龙南地区为离子吸附型重稀土矿；寻乌地区为离子吸附型轻稀土矿。1971年以来，龙南、寻乌等地区先后建成了七个矿点，采取化学选矿法从中提取和生产混合稀土。随着国内外对中、重稀土需要量的增加，促进了离子吸附型稀土矿生产的迅速发展。目前，从江西离子吸附型稀土矿中提取的稀土年产量，按氧化物计已占全国稀土总产量的15%～20%。       二、矿石性质       江西龙南、寻乌地区的离子吸附型稀土矿，系含稀土的花岗岩或火山岩经多年的风化而形成，矿体覆盖浅，矿石较松散，颗粒很细，可以无需爆破直接开采。稀土主要以离子形式吸附在高岭土等粘土矿物上，矿石中的稀土品位为0.088%～0.2%。这类矿床具有以下特点：       （一）稀土元素在矿石中80%～90%属离子吸附相，少部分稀土元素呈单矿物或类质同象矿物形态存在。       （二） 稀土元素大多数以离子形态吸附在高岭土等粘土矿物上，这些粘土矿物以埃洛石、高岭土、水云母为主。       （三）吸附在粘土矿物上的稀土阳离子不溶于水或乙醇，但在强电解质（如NaCl、（NH4）2SO4 、NH3Cl、NH4AC等）溶液中能发生离子交换并进入溶液和具有可逆反应。       离子吸附型稀土矿的上述特性，决定着可以用简单的化学选矿方法从这类矿石中有效地回收其稀土资源。       三、工艺流程及指标       （一）氯化钠法       用NaCl从离子吸附型矿石中提取稀土，是目前处理这种类型矿石的主要化学选矿方法之一。从采场运来的矿石，送进一个长方形水泥池中浸泡，浸出液通过池底的过滤层从排出口排出，浸渣用人工清除，浸出液在饱和的草酸溶液中沉淀，经过滤，滤液经石灰中和井补加食盐返回再用；滤饼即为稀土草酸盐，经灼烧、水洗、再灼烧得混合稀土氧化物。用NaCl处理离子吸附型稀土矿的化学选矿工艺示于图1。    图1  用NaCl处理离子吸附型稀土矿的化学选矿工艺       该工艺目前存在的主要问题是：浸渣含NaCl高，造成土壤盐化。       （二）硫酸铵法       用（NH4）2SO4从离子吸附型矿石中提取稀土，是最近几年研究成功的一种方法。与NaCl法不同之处在于：用1%～2%的 （NH4）2SO4溶液浸泡矿石，随后用草酸沉淀而获得稀土草酸盐，再经一次灼烧即可获得含REO＞90%的混合稀土氧化物，滤液经补加硫酸铵返回再用。与NaCl法相比，其浸渣不会造成土壤盐化问题。用（NH4）2SO4处理离子吸附型稀土矿的化学选矿工艺示于图2。    图2  用（NH4）2SO4处理离子吸附型稀土矿的化学选矿工艺       （三）生产指标       1981年龙南和寻乌矿的生产指标列于表1从所列的指标可以看出：这两个矿的生产指标还比较低，稀土总回收率只有60%～65%。因此，合理的化学选矿工艺及采、选设备还有待进一步开发。   表1  1981年江西离子吸附型稀土矿的生产指标项  目龙南（重稀土）矿项  目寻乌（轻稀土）矿中、小矿大  矿浸出率，%81.0889.78浸出率，%80～89萃取稀土收率，%95灼烧水洗收率，%70.0072.00萃取分组收率，%94沉淀灼烧收率，%94稀土总收率，%52～5659.47稀土总收率，%65

（一）概略    该矿坐落江西省大余县漂塘填镜内。    1955年大龙山矿区由民窿收归公营，建立大龙山分场后，才建成50吨/日选矿厂。于1963年又扩建为125吨/日，至今选矿厂出产才能可达200吨/日。首要收回钨、钼。钨粗精矿送赣州精选厂。    该矿为平窿开辟，采矿办法为浅孔溜矿法。矿体埋藏条件较好，围岩与矿石较安定。    用电来自赣南电力网和矿山自备柴油发电站。由漂塘总降压变电所用6千伏线路送至选矿厂变电所，（装有560和180千伏安变压器各一台）经降压后送至选矿厂各工段。选矿厂装机容量为817.3瓦。    用水取自溪间流水，枯水时节由坑内水、回水等进行弥补。    （二）工艺流程    1.原矿性质    大龙山矿区属高温热液石英脉钨钼矿床。金属矿藏以黑钨矿为主，次为辉钼矿，以及少数辉铋矿、天然铋、黄铁矿、黄铜矿、锡石等，黑钨矿系粗粒不均匀嵌布，板状结晶，有时呈块状结晶，首要产于石英脉中，有时亦产于围岩与矿脉接触面。单体别离一般在10毫米左右，到0.1毫已根本单体别离。辉钼矿系粗细不均匀嵌布，呈鳞片状，大部分以片关、块状、星点状散布，方解石多见于晶洞中。    围岩占出窿矿石的75~80%，大多数系矽化变质岩，其次为少数的千枚岩和板岩，围岩含钨为0.005~0.015出窿原矿含钨为0.201%。原矿假比重为1.6~1.8，含水2~3%，含泥3~4%。    该厂为重选——浮选——重选联合流程。    粗选工段：包含扒栏手选、洗矿、脱泥、手选、光电选、人工复选、破碎等作业（详见下图1）。1972年废石选出率达67.8%，收回率达95.5%，富矿比为2.96。 [next]     选别工段：    （1）重选：选用一段棒磨、三级跳汰、四级枱洗、选出钨粗精矿。    （2）浮选：重选尾矿再磨后，经一次粗选、六次精选、二次扫选的浮选作业得到钼精矿。浮选尾矿经粗、扫选枱洗收回细粒级钨。    原生矿泥和次生矿泥兼并后，经一次粗选、六次精选、二次扫选的浮选作业选出钼精矿，其尾矿经粗、扫选枱洗选出钨粗精矿。其工艺流程见下图2。    原矿含钼较高（1973年平均为0.057%），钨呈粗粒不均匀嵌布，选用重选——浮选——重选的准则流程是较适合的，既使钼获得了较好的目标（档次为46%钼，收回率为80%），又强化了钨的选别，使钨粗精矿收回率达90.8%。    选用人工手选和光电选矿机相结合强化废石选出作业，使废石选出率达67.8%，废石档次也较低（含WO30.02%以下），大大地进步了钨的当选档次（富矿比为3.96），有利于进步钨的选别目标。    该厂细泥选别，其作业收回率仅达38.1%，有待进一步研讨改善。[next]    （三）选矿厂首要及其他设备操作条件（表1~表8） [next][next]续上表[next]     （四）改造作用    1.光电选矿机的运用    1）原理    出窿原矿经洗矿、分级后，进光电选矿的机械排队运送组织，矿粒一颗一颗地自在下降，经过光的照耀和光敏元件的查看，因为白色含矿脉石和深色围岩表面色彩不同，对光的反射强弱也不同，凭借光敏元件将光信号的改变转化为电信号的改变，再经晶体管扩大器将电信号扩大而吸动继电器，推进执行组织动作，到达脉石与围岩别离的目地。矿石运送分选进程见暗示下图3。    2）选别流程及作用    选别粒级为-38+16毫米，脉石产品、废石产品加少数人工进行复选（因光敏元件质量较差等，影响分选作用）。光电选别工艺流程见下图4。 [next]     光电选矿与人工手选相类似的条件下，其选别作用和目标与手选根本相同。便光电选矿可节约手选人数约40%左右，一起可进步劳动出产率、改善劳动条件，对出产起了必定推定作用，该矿现有两个选矿厂均已推行运用。几年来的出产实践也暴露了一些不足之处，如现在所用几种机械排队设备、单机处理才能、光导管质量等还有待进一步改善进步。光电选矿的选别目标见表9。    2.环氧树脂摇床    该厂一年多来，运用本矿试制的环氧树脂摇床作用杰出。其首要长处：    1）制造时刻较短3/2，本钱较摇床低；    2）摇床来复条为胶接，不必铁钉，避免了因钉眼等渗水形成摇床面的易腐烂现象，然后可延长摇床运用寿命；    3）耐磨，运用一年多来，只观察到极小磨损痕迹。现在该厂正在进一步判定，以便更能契合选矿要求。

江西省某地蕴藏着丰富的铁矿资源，目前的铁矿就有300多万吨，近100多万吨为开采原矿，另外还有十多公里长的此类铁矿矿带，且适于露天开采。由于长期以来只采用筛分洗矿工艺回收块矿，因此大量铁资源流失到尾矿，对该尾矿进行综合利用，不仅具有很高的开发价值，而且符合我国目前资源状况以及政府提倡的循环经济产业政策。       一、矿石性质       （一）矿物主要组成及特征       矿石中矿物组成相对简单，主要的金属矿物有褐铁矿、赤铁矿、磁铁矿、软锰矿、黄铁矿、闪锌矿、方铅矿、铜蓝、孔雀石等；脉石矿物有蛋白石（玉髓）、石英、长石、黏土矿物、绿泥石、方解石、水云母（绢云母）、透闪石等。       1、氧化铁矿物       铁主要赋存于褐铁矿及赤铁矿中，以褐铁矿占绝对优势。粒度细小，多在0.04mm以下，试样中广泛分布，除了单体颗粒外，还常呈黏附态附着于其它矿物表面。       2、硫化物       试样中的硫化物主要是黄铁矿，多呈氧化残余包裹于赤铁矿、褐铁矿中，单体少见，粒度多在0.04mm以下。       3、硬锰矿、软锰矿       多与褐铁矿、赤铁矿混杂，镜下不易辨识，粒度多在0.01～0.05mm。       4、石英、蛋白石       石英相对较少，主要是蛋白石，呈隐晶质细颗粒，多被褐铁矿污染。       5、角闪石等硅酸盐矿物       含量很少，呈针柱状或粒状，部分颗粒表面有褐铁矿黏附。       6、高岭石等黏土矿物       粒度极细微，多在0.02mm以下，呈尘埃状分散分布，或与褐铁矿混杂，呈絮泥状颗粒。       （二）化学组成   表1  原矿多元素分析结果元  素 质量分数Cu 0.37Pb 1.76Zn 1.27As 0.07S 0.054TFe 37.16元  素 质量分数SiO2 9.0Al2O3 5.86CaO 0.23MgO 0.259Co 0.10P 0.069       原矿多元素分析结果表明，矿石主要的化学成分是铁、SiO2和Al2O3，有价成分主要为铁、铅、锌、铜和钴。       二、还原磁化焙烧试验研究       （一）褐铁矿转化为磁铁矿的主要原理       在高温条件下，采用煤作为还原剂，将褐铁矿转化为磁铁矿。化学反应为：   Fe2O3·nH2O—Fe2O3＋nH2O   （1） 3Fe2O3＋CO—2Fe3O4＋＋CO2   （2）       其转化过程主要为：       1、褐铁矿在高温条件下失去结晶水，转化三氧化二铁；       2、三氧化二铁在还原气氛中还原成四氧化三铁。还原反应过程是一个多相反应过程。固相同气相（还原气体）发生反应。磁化焙烧反应作用分为三个阶段进行：       （1）扩散、吸附。由于气体的对流或分子扩散作用，还原气体分子被矿石表面吸附。       （2）化学反应。被吸附的还原气体和矿石的氧原子相互作用进行化学反应。       （3）化学产物的脱附。反应生成的气体产物脱离矿石表面，沿着相反的方向扩散到气相中去。       在焙烧过程中，新生成的还原物先形成一个外壳，包围着未被还原的部分，反应逐步向内进行，反应速度由还原物和还原产物的界面所控制。       使Fe2O3转化为Fe3O4的过程是按下列方式进行的。用还原剂脱掉αFe2O3矿粒外层的氧，则使氧化铁结晶格子局 部变形，致使αFe2O3转化为含有一定数量的细孔的γFe2O3，并形成尖晶石型立方晶格的γFe2O3外层。在矿粒表面上继续脱氧将造成铁离子过剩，过剩的铁离子则充填在缺位结点上。外层的所有点充满就变成磁铁矿，这些磁铁矿有着与γFe2O3相同的晶格。这样由外层向内层扩散，这个过程一直向矿粒中心的赤铁矿进行，到赤铁矿全部消失为止。       （二）磁化焙烧温度试验       将原矿与煤粉混匀后放入磁环焙烧炉中，升温至设置温度，恒温2h，改变磁化焙烧温度，900℃，950℃，1000℃，1050℃，产品自然冷却后磨矿85%-74μm，然后用磁选管进行磁选作业，磁场强度为87.55kA/m，试验结果见图1，本次试验采用无烟煤。煤粉比例为矿样重量的20%。依据试验结果知，950～1000℃为最佳温度。  图1  磁化焙烧温度试验结果 1-铁品位；2-铁回收率；下同       （三）煤的种类及用量试验       将无烟煤与褐煤进行对比试验，磁化焙烧温度为950℃，焙烧2h，煤粉的比例分别为8%、15%、20%，结果表明，在相同条件下，褐煤效果明显优于无烟煤；对同一种煤，随着煤粉用量的降低，铁精矿全铁含量降低；另外采用无烟煤，磁化焙烧矿的全铁含量和原矿没有差别，而采用褐煤时，磁化焙烧矿的全铁含量比原矿提高了近10%，磁化焙烧后矿样的重量也减少了20%。综合考虑成本，选用褐煤，煤粉用量为原矿的15%～20%为宜。试验结果见图2。  图2  煤的用量试验结果       （四）磁化焙烧时间条件试验       确定焙烧温度在950℃，煤的比例分别为20%，改变磁化焙烧时间，分别为1h，1.5h，2h，3h。产品自然冷却后磨矿85%-74μm，然后用磁选管进行磁选作业，磁场强度为87.55kA/m，试验结果见图3。  图3  磁化焙烧时间条件试验结果       （五）磁场强度试验       确定磁化焙烧温度为950℃，煤的用量依然为20%，恒温磁化焙烧2h的产品进行磁场强度条件试验。产品自然冷却后磨至85%-74μm，给到磁选作业，改变磁场分别为71.63kA/m、87.55kA/m、103.46kA/m。试验结果见图4，综合技术经济指标考虑，磁选作业的磁场强度以87.55kA/m为最佳。  图4  磁场强度试验结果       （六）磨矿细度条件试验       焙烧产品直接分选时铁矿物与脉石矿物分离效果差，在分选前需要磨矿。其他条件不变，分别对不磨（-74μm为68%）及磨矿细度分别为-74μm80%、85%、90%、98%的磁化焙烧产品进行了磁选试验，试验表明，随着磨矿产品中-74μm粒级的增加，铁精矿产率有所下降，全铁含量随之提高，当-74μm含量大于85%后，变化速度趋缓。所以以-74μm占85%为佳。试验结果见图5。  图5  磨矿细度条件试验结果       （七）流程试验       根据上述试验结果，确定最佳条件见表2，根据最佳条件试验进行了流程试验，数质量流程图见图6。   表2  焙烧—磁选工艺条件作  业工艺条件还原焙烧煤粉比例/% 焙烧温度/℃ 焙烧时间/h15～20 950～1000 2磁选磨矿细度/%-74μm 磁场强度/（kA/m-1）85 87.55  图6  磁化焙烧-磁选数质量流程       三、结论       （一）以褐铁矿为主要矿物的铁矿石属难选矿物，对这种矿石磁化焙烧—磁选是技术指标最佳的选矿方法，可以兼顾品位和回收率。       （二）此褐铁矿通过磁化焙烧—磁选工艺流程的分选，可获得产率51.46%、全铁含量64.83%、全铁回收率78.88%的铁精矿。各项指标均达到要求。而且磁化焙烧—磁选工艺具有工艺合理、可靠、适应性强、易于在生产中实施的特点。       （三）从经济方面考虑，磁化焙烧成本高，只有当地有廉价的煤炭资源时才可以考虑。一般情况下则的采用联合流程，如：弱磁选—强磁选—正浮选、分级—重选—浮选等，这些流程虽然比较复杂，但是运营成本都远低于磁化焙烧。

一、钽、铌及其运用 (一)钽和铌 钽，稀有金属，在元素周期表中坐落第6周期第5类副族，元素符号Ta，原子序数73，原子量180.95，电子结构为2，8，18，32，11，2，在化学反应中简单失掉最外层2个电子和次外层3个电子，次外层剩余8个电子而成为一种比较稳定的电子层结构，故一般显+5价。钽金属密度16600kg/m3，熔点3000℃。 铌，稀有金属，在元素周期表中坐落第5周期第5类副族，元素符号Nb，原子序数41，原子量92.91，电子结构为2，8，18，11，2，在化学反应中也简单失掉最外层2个电子和次外层3个电子，次外层剩余8个电子而成为一种比较稳定的电子层结构，故一般也显+5价。铌金属密度8600kg/m3，熔点2415℃。钽、铌本家，电子结构类似，物理化学性质挨近，在天然界中总是共生。 (二)钽、铌的用处 钽的首要用处是作电容器。钽电容用具有容量高、体积小、稳定性强、寿命长等长处，在电子工业、航空工业中得到广泛的运用，特别是很多地用于雷达、、超音速飞机、电子核算机和移动电话的电子线路中。除此以外，由于钽具有杰出的导热性，化学工业中常用钽作加热器、热交换器、浓缩器、冷凝器或反应器中的各种槽、塔、管道、阀门等。又由于钽耐腐蚀，对人体无影响，医疗方面可用钽板、钽片修补骨头，用钽条接骨，用钽丝缝血管和神经。将微量钽粉喷入某些肿瘤病灶处，还能够用来进行X射线查看，以调查病况的改变。铌由于熔点高而密度比钽小一倍，在世界飞行和航空工业顶用处更广泛，如用作火箭推进器的姿势操控发动机部件，用作飞机燃气涡轮的叶片、燃烧室和火焰稳定器等。在碳钢、不锈钢及合金钢顶用铌作添加剂，可大大进步钢的强度和耐腐蚀性。钽和铌的碳化物还用作超硬的切削东西，不只耐热抗震，而且摩擦系数小。 二、钽铌矿 在成矿地质效果中，钽、铌呈浸染状产出，大多赋存于花岗岩或伟晶花岗岩中。有的相关于围岩而言富集成钽铌矿脉，有的则不均匀地涣散于整个矿体中。首要钽铌矿藏是钽铁矿和铌铁矿。此外还有含钽锡石，细晶石，钽铌锰矿，黄钇钽矿等。钽铌矿性脆易碎，嵌布粒度一般比较细。钽铌矿矿石中的钽铌金属氧化物含量即原矿档次凹凸不等，高者如巴西阿拉克萨(Araxa)铌选矿厂，原矿档次为2.5%～3.0%，加拿大伯尼克湖(BemicLake)钽选矿厂，原矿档次为0.3%;低者如广东派潭(矿砂)选矿厂，原矿档次仅0.0083%，大大都钽铌矿的原矿档次在万分之几如福建南平矿为0.06%，江西宜春矿为0.027%。新疆可可托海矿为0.025%，广西栗木矿为0.02%，大都钽铌选矿厂的选矿收回率介于40%～70%之间。三、钽铌选矿理论与实践 (一)选矿办法 1、断定选矿办法的准则和根据 断定选矿办法的准则，一是选用该选矿办法时矿石的可选性，二是选用该选矿办法的经济性。换言之，准则上有必要选用可选性好而又能取得最大经济效益的选矿办法。选矿办法多种多样，其间最常用的三大首要选矿办法是重力选矿、浮游选矿和电磁选矿。由于重选一般比较简单，本钱往往低于其他选矿办法，所以在断定选矿办法时，只需矿石的重选可选性好，总是首要考虑重选计划。当矿石的重选可选性差，即选用重选很难取得抱负的选别目标时，才会不得已而求其次，考虑选用其他选矿办法。断定选矿办法的根据首要是原矿性质，其间包含矿石中各种矿藏的密度，硬度，有用矿藏的嵌布粒度和赋存状况，各种矿藏的表面物理化学性质和电磁性，矿藏组成的杂乱程度等。同类型矿山的选矿实践经验，业界同行对钽铌选矿的研究成果，无疑也可资学习。 2、选矿办法的断定 一般根据公式e=(δ2―Δ)/(δ1―Δ)的核算值，按表1断定矿石的重选难易程度。 表1 按比重分选矿藏的难易度E值＞2.52.5～1.751.75～1.51.5～1.25＜1.25分选难度极简单简单中等困难极困难钽铌矿藏的密度一般在5500kg/m3以上，而脉石矿藏的密度一般为2700kg/m3，按比重分选矿藏的难易度e值大于2.5，因而很简单用重选办法分选钽铌矿。重选法是断定钽铌选矿办法的首选办法。关于用重力选矿办法难于有用选别收回的钽铌矿，如矿藏组成特别杂乱的钽铌矿，嵌布粒度特别细的钽铌矿，钽铌矿细泥，可考虑在重力选矿办法的基础上，恰当运用浮选、电磁选和水冶办法加以弥补。 (二)选矿流程 1、破碎 前期的破碎流程规划，往往根据原矿最大块度和较粗的终究碎矿产品粒度来断定所需的破碎段数，根据选矿厂的规划来对破碎设备进行选型。后来选矿作业者发现磨矿费用比碎矿费用高得多，而下降终究碎矿产品粒度有利于改善磨矿效果和下降碎磨总本钱，因而在规划破碎流程时开端把碎矿和磨矿联系起来作为一个全体加以考虑，根据最适合的磨矿机给矿粒度来断定适合的终究碎矿产品粒度，从而使破碎流程规划朝着缩小终究碎矿产品粒度的方向开展，习惯上叫做“多碎少磨”。在这方面，前苏联的选矿作业者做了很多作业，其效果见表2。 表2 干式碎矿终究产品的适合粒度选矿厂规划（t／d）最适合的粒度（mm）在一般干式碎矿中的适合粒度（mm）50010.541425005.6511100004.810400003.947.3表3 磨矿机最适合的给矿粒度选厂类型选厂规划磨矿机的给矿粒度（mm）本钱或许下降（%）磨机出产率或许进步（%）实践粒度最适合粒度铅锌选厂小型50122343钨钼选厂中型18111014铜黄铁矿选厂中上20101019含铜硫化矿选矿厂大型4082440宜春钽铌矿选矿厂规划选用三段开路破碎硫程，一段选用φ900×1200颚式破碎机，二段选用φ1750标准圆锥破碎机，三段选用φ2200短头圆锥破碎机，终究碎矿产品粒度-25mm达95%以上。由于钽铌矿藏嵌布粒度细而又性脆易碎，所以多碎少磨特别重要。假如依照前苏联选矿作业者的研究效果来判别，宜春钽铌矿选矿厂作为一个中等规划的选矿厂(1500t/d)，适合的终究碎矿产品粒度应小于10mm。不管这个定论是否彻底正确，宜春钽铌矿选矿厂现有的终究碎矿产品粒度过粗则毫无疑问。成果一段磨矿的磨矿比高达50，不只使碎磨总本钱过高，而且导致磨矿效果差，磨矿产物粒度既粗而又显现泥化。 2、磨矿  磨矿流程有必要满意下述条件： (1)选矿厂出产能力的需求。(2)将矿石磨至规则细度的需求。当有用矿藏的嵌布粒度较粗时，一次磨矿就能将矿石磨至规则的细度，使有用矿藏底子解离彻底，这时规划宜选用一段磨矿流程。当有用矿藏的嵌布粒度较细时，一次磨矿难于将矿石磨至所需求的细度，就有必要规划两段或多段磨矿流程。(3)阶段磨矿、阶段分级选其他需求。假如有用矿藏的嵌布粒度规模较宽，即便一次磨矿能抵达所需求的细度，使有用矿藏底子解离彻底，但先解离的粗粒有用矿藏则很简单被磨到过破坏，难以收回。为了减轻有用矿藏的过破坏现象，削减有用金属丢失，可考虑选用阶段磨矿、阶段选别流程，即一段磨矿首要将矿石磨至某一细度(较粗)，使粗粒有用矿藏首要解离出来，接着进行选别收回。选别后的尾矿进入第二段磨矿机再磨至所需求的细度，使有用矿藏底子解离彻底，然后再一次进行选别收回。两段磨矿流程，不管榜首段磨矿机是否闭路，第二段磨矿机有必要闭路作业，不然磨矿机将不或许有用地加以运用。一起在磨矿流程中，只需磨矿机给矿中的合格粒级含量大于15%，就应当设置预先分级作业。其他最好推广运用胡基教授创始的两段分级工艺，以利于进步磨矿机的出产能力和选矿收回率。宜春钽铌矿选矿厂规划选用阶段磨矿、阶段选别流程。一段磨矿选用湿式溢流型棒磨φ2100×3000机，将矿石磨至-0.5mm粒级达65%～70%，然后用高频细筛闭路，+0.5mm的筛上产品回来棒磨机再磨，-0.5mm的筛下产品进入FG-15φ1500高堰式单螺旋分级机分红0.5～0.2mm和-0.2mm两个等级，0.5～0.2mm的返砂作为榜首段磨矿产物在榜首段当选。一段磨矿产物当选后得到的钽铌精矿尽管粗一些，但其粒度彻底在细精矿的粒级规模内，0.5～0.2mm级其他粒级收回率简直为零。因而很难说该流程的合理性没有问题。其时规划是根据“矿石破碎到0.4mm时开端有单体”这一实验定论来定的，但“开端有单体”不是一个定量的概念，用作规划根据不免欠妥。榜首段选别后的尾矿再进第二段磨矿。二段磨矿机选用φ2100×2200湿式格子型球磨机，将矿石磨至-0.2mm占85%以上，但由于二段磨矿机开路作业，实践磨矿粒度只能抵达65%左右，与规划目标相去甚远，致使很多有用矿藏未能单体别离，满意不了选别工艺的要求。一起二段磨矿机给矿中的合格粒级含量高达22.7%，也没有设置预先分级作业。 3、分级选别  在规区分级选别流程时应当清晰选矿的底子要求。首要，任何选别设备都有一个适合的当选物粒料度规模，宽窄各不相同。因而物料在当选前有必要先进行分级，以适应选别设备的功能，才干满意出产的需求。当选物料粒级的区分与其性质及设备的功能有关。比方关于钨、锡等矿石的选矿而言，用重力选矿办法收回，当选物料一般分为粗粒级(2～5mm)、细粒级(0.5～0.074mm)和细泥(-0.074mm)这三个粒等级离处理。那么这种区分是否也适用于钽铌矿?如前所述，宜春钽铌矿一段磨矿产物中的0.5～0.2mm等级当选后收回得到的钽铌精矿简直满是-0.2mm的钽铌精矿，+0.2mm粒级收回率简直为零。这明显并非+0.2mm的钽铌矿藏单体用重选设备收不到，而是由于+0.2mm粒级物猜中底子没有钽铌矿藏单体，或者说钽铌矿藏事实上没有单体别离。因而0.5～0.2mm粒级还不是合格的当选物料，没有必要设置0.5～0.2mm这一选别段。就宜春钽铌矿选矿而言，一切当选物料均应磨至-0.2mm。其次-0.2mm的合格物料当选时是否还需求再分级?关于钨、锡等有色金属而言，在总结选矿实验和出产实践经验的基础上，选矿作业者以为重选收回粒度下限是0.038mm，而以0.074mm作为矿砂和矿泥的分界线，无疑是正确的。那么钽铌矿的重选收回粒度下限是否也是0.038mm?且看表4数据。 表4 1985年宜春钽铌矿改造流程出产调试粒级收回率目标 0.50.20.0740.038－0.038粗精矿00.7363.0686.9244.93细精矿0027.7259.5646.06宜春钽铌矿的选矿收回率只抵达48%，而磨重粗粒级(0.5～0.2mm)中的-0.038mm粒级收回率为44.93%，细粒级(0.2～0.038mm)中的-0.038mm粒级收回率46.06%，都不比48%低多少。因而-0.038mm明显不是钽铌矿的重选收回粒度下限。二者之所以不同，是由于钨矿的原矿档次高(约0.3%)，钨矿藏的嵌布粒度粗，远在矿石破碎磨细至0.038mm之前，钨矿藏早已解离彻底并得到选别收回。-0.074mm粒级中的有用矿藏很少，再加上独自处理，天然难于收回，因而把0.038mm定为重选收回粒度下限不只是合理的，也是符合实践的。而钽铌矿的原矿档次低得多，钽铌矿藏的嵌布粒度细得多，当矿石破碎磨细至-0.1mm时单体才抵达95%，不只-0.074粒级中有很多钽铌矿藏单体，就是-0.038mm粒级中也还有相当多的钽铌矿藏单体，在不分级的情况下，二者都能够用重力选矿办法加以收回。故0.038mm不是钽铌矿的重选收回粒度下限。这一点已为宜春钽铌矿的实验和出产实践所证明。钽铌矿的重选收回粒度下限终究是多少，现在尚不得而知，迄今也还没有人对此进行研究和探究，但必定比0.038mm低得多，因而矿砂和矿泥不只仅是一个粒度概念。单从粒度观念看，把0.074mm算作细泥或许仍然没有错，但假如一起考虑到重选的收回粒度下限，这样区分就不必定适合。假如-0.2mm还要再分级，那实践上就是脱泥问题了，钨矿的重选收回粒度下限是0.038mm，把-0.074mm粒等级离出来作为细泥独自处理是对的。钽铌矿的重选收回粒度下限不是0.038mm，把-0.038mm粒等级离出来作为细泥独自处理明显不合理。事实上把-0.038mm粒级分出独自处理，其收回率将明显下降。例如在磨重车间-0.038mm粒级收回率抵达45%，而-0.038mm分出后在细泥独自处理，其收回率还不到10%。这是由于在重力选矿进程中有一种特殊的现象-析离分层效果，细粒重矿藏能够钻过粗矿粒的空隙而抵达床层底部，从而在粗重矿粒的夹藏下向前运动，直至从精矿端排出。而将-0.038mm分出独自处理，析离分层效果不复存在，细粒重矿藏很难沉降到床层底部，失掉了粗重矿粒的夹藏“维护”，细粒重矿藏再也不或许从给矿端沿着床面运动到精矿端，半途就会被横向水流冲走而丢失，故难于收回。因而当选矿藏分级当然重要，但有必要合理，分级过细反而有害。考虑到钽铌矿的重选收回粒度下限尚不清楚，矿砂矿泥难于界定，加之分级越细，难度越大，与其添加过多的投入用于脱泥，不如不脱泥当选。 四、改造宜春钽铌矿选矿流程的方向 1978～1981年的出产攻关实验和1982～1984年的技术改造，处理了选矿厂主流程的粗选设备问题(用螺旋溜槽替代组合溜槽)、原矿脱泥问题(选用振荡给矿筛洗机)、粗碎设备与原矿块度不匹配的问(用φ900×1200颚式破碎机替代φ600×900颚式破碎机)，完成了流程疏通和出产正常化。但终究碎矿产品粒度过粗和二段磨矿产物粒度过粗以及分级选别流程不合理的问题仍然存在，亟需改善。 (一)把终究碎矿产品粒度由-25mm降为-10mm运用现有三段开路破碎流程，不或许将终究碎矿产品粒度由—25mm降为—10mm。缩小终究碎矿产品粒度的办法有： 1、替换破碎设备，代之以国外先进的反击式破碎机(有材料介绍，国外出产的反击式破碎机，一次破碎就能将矿石破碎到—5mm)。 2、改三段开路破碎流程为三段闭路流程。以上办法都有必要通过严峻的技术改造，必然影响到正常出产，厂商恐怕难以承受。而且开路改闭路将严峻约束现有破碎设备的出产能力，无法满意出产的需求，并不行取。 3、把湿式棒磨机当作第四段破碎机运用，由闭路作业改为开路作业，答应磨矿粒度放宽到2mm或3mm。这是有或许的。由于原规划是阶段磨矿、阶段选别流程，但实践上榜首段磨矿产物中的0.5～0.2mm粒级钽铌矿藏没有单体别离，不能满意选别工艺的要求，事实上并没有起到阶段磨矿、阶段分级选其他效果。 (二)现有二段磨矿机由开路作业改成闭路作业 为了处理二段磨矿严峻欠磨、磨矿产物粒度过粗满意不了选矿工艺要求的问题，有必要把开路作业的二段磨矿机改成闭路作业。原规划没有选用闭路流程是忧虑锂云母难磨会形成恶性循环。为此可运用胡基的两段分级工艺，而且别离设置预先筛分和查看筛分，在查看筛分的筛上产品排放处装置三通。在出产进程中常常查看筛上产品中的锂云母含量。在正常情况下，筛上产品经三通的1号支管进入磨矿机再磨。当筛上产品中的锂云母积累到必定程度时，马上封闭1号支管，翻开2号支管，让筛上产品经2号支管另行排出成为锂云母精矿产品。这样便可避免由于锂云母难磨而形成恶性循环。 (三)改造选别流程 由于0.5～0.2mm粒级物料当选实践上是无效选别，所以应当撤销这一选别段，以节约这部分物料在选别进程中占用的设备、人力和物力。一切当选物料均应磨至-0.2mm。又由于钽铌矿的重选收回粒度下限不是0.038mm，所以不应当把当选物猜中的-0.038mm粒等级离出来作为细泥独自处理。加上等级并非过宽，钽铌矿的矿砂和矿泥又难以界定，一起在粒度现已很细的情况下也谈不上细泥有什么搅扰，因而磨细的物料(0.2～0.038mm)彻底能够不再分级当选。最终考虑到当选物猜中的-0.038mm粒级收回率尽管已抵达45%，但仍是较低，阐明用重力选矿办法收回还不彻底，在处理微细粒级物料方面重力选矿办法究竟不如浮选。因而为了进一步进步收回率，可将重选尾矿中-0.038mm的别离出来进行浮选，对钽铌矿藏再作一次选别收回。

江西铜业公司下属的银山铅锌矿每年可产尾矿50万t左右，尾矿中绢云母含量仅次于石英，它在铅锌尾矿、铜硫尾矿、尾矿库尾矿中的含量分别为33%、34%和29%，绢云母储量达360万t。选厂采用浮选法从铅锌尾矿和铜硫尾矿中回收绢云母，原则流程见图1，选别结果为铜硫尾矿的绢云母回收率为63.79%。       精矿Ⅰ和精矿Ⅱ的绢云母品位分别为96.70%和64.50%；铅锌尾矿中的绢云母回收率为58.12，精矿Ⅰ和精矿Ⅱ的绢云母品位分别为96.2%和62.5%。   图1  回收绢云母原则流程

1 概况 　　德兴铜矿地处江西省上饶德兴市境内，位于怀玉山脉孔雀山下，拥有“中国铜都”称号。该矿是世界第二、亚洲最大、中国第一的露天铜矿。德兴铜矿拥有丰富的铜资源，铜金属储量居全国第一位，矿藏特点是储量大而集中、埋藏浅、剥采比小、矿石可选性好、综合利用元素多。德兴铜矿现有铜厂、富家坞两个采场、大山选矿厂、泗洲选矿厂以及精尾综合厂、动力厂等29个子单位，职工16000余人。 　　德兴铜矿1958年建矿，1965年7月投产，生产能力为2500吨/天，经过多年的改扩建，至1994年已形成10万吨/天的生产规模，是我国第一大铜矿，也是世界大型斑岩铜矿之一。日前，德兴铜矿正在进行13万吨扩产项目，在扩产中将采用国内最先进的电铲、自磨机、浮选机、皮带运输机等设备。 　　大山选矿厂是德兴铜矿三期工程兴建的现代化大型选矿厂，设计日处理矿石6万吨。按照“一次设计、一次开建、分期投产”的建设方式，1987年10月开工建设，1991年第一个3万吨/天系统(以下简称“前三万”)建成投产，1994年又建成另一个3万吨/天系统(以下简称“后三万”)并投产，经过对外引进设备的消化吸收和大量的技术改造，于2002年实现6万吨/天的生产能力。2008年，大山选矿厂启动了3万吨/天扩建项目，预计选厂规模将增至9.2万吨/天，从而达到世界一流选矿厂水平。 　　2 矿石性质 　　大山选矿厂所属德兴铜矿是大型斑岩铜矿，矿床中除铜矿物外，还伴生硫、 钼、金、银等20多种有益元素。矿石类型以细脉一浸染状为主，主要有用矿物为黄铁矿、黄铜矿和辉钼矿。在原生矿石的铜矿物中黄铜矿约占90%，其次为砷黝铜矿、黝铜矿、辉铜矿。脉石矿物有石英、方解石和绢云母等。硫铁矿在矿石中分布最广，平均含量为21%，多呈浸染和脉状产出，主要呈不规则状嵌布于铜及脉石矿物中，自形、半自形结构也较常见，也有呈细粒稠密浸染分布于脉石矿物中。黄铁矿与黄铜矿关系密切，与其共生，黄铁矿常为压碎结构，而黄铜矿也常充填于黄铁矿碎屑的间隙中，构成复杂的嵌布关系。德兴铜矿现有铜厂和富家坞两个采区，铜厂以硫化矿为主，富家坞的矿石氧化率为15%左右，但生产原矿以硫化矿为主。 　　3 生产技术进步 　　2000年，为提高铜精矿品位，北京矿冶研究总院根据德兴铜矿矿石性质和大山选矿厂浮选工艺现状，提出优先一混合分步浮选工艺方案:粗选段先用少量高选择性的铜矿物捕收剂，优先浮出单体铜矿物及富铜连生体，再用强捕收剂回收贫连生体、大部分硫及其他有用矿物。一步粗精矿直接进入精选，二步粗精矿再磨后进行铜硫分离，工艺流程如图25-5-1所示。经过充分的试验研究，2001年底投入生产应用，获得了较好的效果，见表25-5-1。　　图25-5-1 大山选矿厂优先一混合浮选流程 　　表25-5-1 原生产工艺和新工艺生产指标对比　　①金、银单位为g/t。 　　采用优先一混合浮选工艺后，虽然铜精矿品位从24%提高到25% ，但二步精选作业受给矿品位低、嵌布粒度细、 浮选时间短等因素的影响，二步铜精矿品位偏低(21%左右) ，2004年通过再磨旋流器换型改造和调整二段流程结构，促进了二步铜精矿品位的稳定和提高(见表25-5-2) 。改造方案为:二步精选作业入选物料由一步精选尾矿和粗二精矿两部分组成，根据两种物料性质的差异，对二段流程结构进行调整，实施粗二精矿预先分级产品分别处理方案，即预先溢流与一步精选尾矿在低碱度环境中浮选，经一次粗选、两次扫选，抛弃大量脉石，精矿与预先沉砂再磨后进行铜硫分离。改造后二步精选流程如图25-5-2所示。　　图25-5-2 大山选矿厂改进后的二段工艺流程 　　表25-5-2 流程结构调整前后生产指标对比 (%)　 　　2002年，大山选矿厂从加拿大 CPT 公司引进了1台φ2.4mx10m浮选柱开展浮选柱应用研究。2008年，大山选矿厂完成浮选柱推广应用技术改造。浮选柱推广应用前后选矿指标对比见表25-5-3 。 　　表25-5-3 浮选柱推广应用前后选矿指标对比 (%)　　4 生产工艺及流程 　　A 破碎筛分 　　破碎筛分采用三段一闭路的流程。原矿经粗碎后进行一次筛分，筛上部分进入中碎后二次筛分，两次筛分的筛下部分直接进入球磨机，二次筛分的筛上部分进入细碎闭路流程。 　　中碎采用振动放矿机。中碎圆锥破碎机选用 Sveda1a的H8000型标准圆锥破碎机，电机功率600kW。设备考核指标为通过能力800t/h。排矿的粒度为-12.7mm大于45% ，设备完好率为90%。细石年机选用Svedala的 H8000型短头圆锥破碎机，电动机功率为600kW，设备考核指标为通过能.力600t/h，排矿粒度-12.7mm大于71%，设备完好率为90%。双层振动筛选用 Svedala的 Multi-Flo双层振动筛，筛孔尺寸上层40mm，下层12mm，筛子尺寸6000mmx2400mm，电机功率30kW，生产率大于450t/h，筛分效率为85% 。碎矿系统现已达到6万吨/天的规模。 　　B 磨浮流程 　　磨浮段采用优先-混合分步浮选工艺方案: 粗选段先用少量高选择性的铜矿物捕收剂，优先浮出单体铜矿物及富铜连生体，再用强捕收剂回收贫连生体、大部分硫及其他有用矿物。粗一精矿直接进入精选;粗二精矿预先分级溢流与精选一尾矿在低碱度环境中浮选，经一次粗选、两次扫选，抛弃大量脉石，精矿与预先分级沉砂再磨后进行铜硫分离。 　　磨浮流程结构特点: 　　(1)粗二精矿预先分级产品分别处理。粗二精矿矿物组成以黄铜矿、黄铁矿为主，具有硫高铜低的特点，铜品位为1%、硫品位为15%~25%，浓度(质量分数)为29%，粒级组成+0. 074mm含20%、-0. 038mm含60% 。 　　(2) 粗二精矿预先分级特点如下: 　　1 ) 粗二精矿预先分级相对于闭路磨矿而言，给矿粒度明显较细，因而能获得较好的溢流细度，溢流中-0.038mm 粒级含量可达到85% ~90%，能满足工艺需要。 　　2)分级过程中金、银、钼、铜及脉石在溢流中富集，黄铁矿在沉砂中富集，形成两部分不同性质的矿浆流。 　　3)粗二精矿经预先分级，溢流浓度(质量分数)为20%，沉砂浓度(质量分数)为70%-75%，大部分药剂进入溢流，沉砂中药剂残留量较少，有利于后续作业中石灰抑制黄铁矿。 　　(3 ) 对预先分级两种不同性质的产品分别处理，可提高再磨和分选过程的选择性和分选效率，有利于黄铁矿在后三万二段尾矿的富集。 　　(4) 一步精选尾矿不经再磨直接进入前三万二段粗扫选作业。一步精选尾矿脉石含量高(90%±)、粒度较细、细粒级铜矿物单体解离较为充分，适合在低碱度环境浮选。一步精选尾矿与粗二精矿预先分级溢流(pH值为7. 5)合并进人前三万二段粗扫选作业，可达到调浆效果。一方面入选矿浆的pH值调整为10.5，另一方面预先分级溢流中黄药、起泡剂富余较多，强化了一步精选尾矿中有用矿物的回收。因而，前三万二段粗扫选作业可实现低碱度浮选，不需另加药剂。 　　(5) 2004 年9月引进 G-max旋流器替代 KROBS标准旋流器，分级溢流中-0.043mm粒级含量由70%提高至85%-90%，将再磨石灰添加点由泵池改为筒体以加速黄铁矿抑制，有利于铜硫分离。 　　C 产品脱水 　　德兴铜矿的两个选矿厂 (大山和泗洲)生产出的精矿都送至精尾综合厂进行集中处理。精尾综合厂有2台陶瓷过滤机和33台压滤机，能够有效地对两个选矿厂的精矿产品进行脱水处理。 　　D 尾矿处理 　　尾矿送至精尾综合厂处理后运至尾矿库。共有4个尾矿库，其中1号尾矿库已经实现完全复垦。 　　E 过程检测与自动控制 　　大山选矿厂进行白动化系统改造，采用了 DCS+PLC自动化系统。DCS主要是模拟量过程自动控制与监测，选用了美国罗斯蒙特公司的 Delta-V系统。而PLC则对单体设备或机组的离散量/开关量进行控制，选用了美国 A-B公司SLC-500/04PLC。8台球磨机及其附属的润滑油站共设置8套PLC，每套PLC装置分别监控1台球磨机及附属设施的运行，如设备的启/停、越限报警、联锁、操作点的选择、阀门开关极限位置、压力、温度报警等。PLC负责向DCS传送如下信息: (1)阀门开、关位置; (2)电机、阀门操作点的选择; (3)越限或事故报警;(4)设备间的各种联锁接点。PLC同时接受DCS的启/停、联锁、选择等指令。 　　F 工艺流程图 　　原设计采用混合一分离浮选工艺流程:一段粗磨、混合浮选、粗精矿再磨、铜硫分离、铜尾矿选硫，金、银、钼富集到铜精矿中，工艺流程如图25-5-3所示。经过数次技术革新及流程改造，现在的工艺流程如图25-5-4所示。　　　　 图25-5-3 大山选矿厂原设计工艺流程 　　G 综合利用与环保 　　德兴铜矿生产用水实现了内部循环，冲洗水、二段尾矿溢流水和设备冷却水都进入循环水泵房后作为球磨机的补加水。回水通过尾矿明渠至4号尾矿库，通过浮船泵站送回选矿厂作为冲洗水、前加水和消泡水。 　　在防尘方面，主要通过喷雾防尘、密封防尘、风机收尘和电子监控对粉尘污染进行控制 。 　　德兴铜矿在资源综合利用上做了很多工作。首先是在选矿过程中回收钼;另外还开展湿法提铜工艺生产阴极铜，每年消耗100余万立方米的酸性水，从源头控制了大坞河污染;2007年与加拿大百泰公司合资建立江铜百泰环保科技有限公司，兴建了硫化铜厂回收低浓度含铜酸性废水中的铜，铜金属产量超过500t/a，工业产値超过2000万元/年，有效地实现了发展循环经济与环境保护的双赢。

宜春选矿厂坐落江西省境内，是一个选别钽铌锂多种稀有金属矿藏的选矿厂，锂云母选矿车间是该厂的一部分。该厂处理的原矿含有大约20%锂云母，其他有用矿藏为富锰钽铌铁矿、钽锡矿、细晶石，首要脉石矿藏为钠长石、石英和少数黄玉等矿藏。宜春选矿厂规划规划为1500吨/日，原矿经破碎、磨矿后入重选产出钽铌粗精矿，经精选获产品精矿。        重选尾矿给入锂云母车间，该厂锂云母出产流程特别简略，往重选尾矿矿浆中参加混合胺直接浮选锂云母，泡沫产品即为锂云母精矿。该厂出产的锂云母精矿档次为4%～4.7%Li2O，回收率约80%～85%，一起从锂云母精矿中回收了和，出产流程如图1所示。现在该车间正在扩建和改造。图1 宜春锂云母车间浮选流程

今日，从江西省商务厅获悉，该省将对投资总额3000万美元以下的鼓励类、允许类项目设立与审批权限进一步下放至利用外资重点县（市、区）和开发(工业园)区，以进一步提高外商投资便利化，营造精简高效的服务环境。　　根据省商务厅下发的《关于做好外商投资项目审批权下放有关申报工作的通知》，此次外商投资项目审批权下放范围为各设区市所辖县(市、区)及开发(工业园)区，下放所符合的条件为具有当地政府赋予的招商引资的职能，具备相应软、硬件设施，审批工作人员的县(市、区)、开发区（工业园）商务主管部门。下放审批权限主要是投资总额3000万美元以下的鼓励类、允许类项目设立、变更审批及颁发批准证书。　　下放方式由符合条件的县（市、区）、开发（工业园）区商务主管部门向所属设区市商务主管部门提出申请，由设区市商务主管部门初审同意后，汇总上报省商务厅，经审核同意并对相关条件验收后，报请省政府下放审批权限。省商务厅表示，各地提出审批权限申请截止时间2012年3月25日。

近来,由江西理工大学科研人员研制的一种铁粉表面包镀镍办法取得国家专利。       据介绍,这是一种采用水热氢复原技能在铁粉表面上包镀一层金属镍或纳米镍粉的办法,归于有色金属冶金和粉末冶金材料技能领域。本发明生产工艺办法简略,易于操作,包镀镍层可控。       这种新办法是将硫酸镍或硫酸镍水溶液、、硫酸铵按必定份额参加水中,配成混合溶液,参加少数蒽醌、添加剂,再将需要被镍包镀的铁粉参加到混合溶液中,然后将含有铁粉的混合溶液转入高压釜内,密封高压釜。在高压釜内经高温高压水溶液氢复原处理,溶液中的镍离子复原沉积在铁粉表面,构成细密的金属镍层或纳米镍粉包镀层。包镀反响完成后,将高压釜内的物料冷却,排出表面包镀了金属镍的铁粉和水溶液,经过滤、枯燥,取得表面被金属镍包镀的铁粉产品。

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最终精炼在实践中又分“高温法”与“低温法”两种。 高温法是将最终精炼温度控制在680～720℃，加入料重0.5%～1%的NaOH和1～2千克KNO3，向除氯后铋液中鼓入压缩空气搅拌约2小时后捞渣，取样分析铅与银，至铅低于0.001%，银低于0.003%为合格。然后加入少量固体碱熔化后覆盖液面，降温至300～400℃铸锭。精铋采用立模浇铸，铸模内部尺寸为370×140×30毫米，每块重约15.6千克。 低温法是将精炼温度控制在550℃左右，其它操作与技术条件与高温法类似。实践证明，采用低温法不影响质量，并可降低燃料消耗，延长精炼锅使用寿命。 某厂最终精炼渣成分如表1所示。 表1  最终精炼渣成分（%）精铋表面呈玫瑰红金属光泽，无夹渣、无气孔、无毛翅。某厂为使精铋表面呈银白色，增加“做表面”工序。将合格后铋液，降温至320～340℃，加入0.2～0.5千克氯化铵，2～5分钟后，取样观察表面呈银白色，即可出锅铸型。 通过直接火法精炼，可产出1号或2号精铋。精铋的国家标准如表2。 表2  精铋的国家标准GB915－84

一、最终精炼机理 氯化精炼为可逆的置换反应。为了除去残留的比铋更易氧化的痕迹元素，如氯、锌、锑、碲、铁、铅等，必须进行最终精炼。 最终精炼实质上为碱性精炼，将重量为铋量的1%～2%的固体碱加入除氯后铋液中，并加入KNO3（或NaNO3）2～5千克，压缩空气搅拌，某厂最终精炼杂质除去情况如图1所示。图1  最终精炼杂质去除程度 从图1可见，以除氯效果显著，对除残锌、残铁亦有效，而对脱除残铅作用不大。这大概是由于铅与铋的氧化物的自由焓较接近，而铅与铋之间又能生成稳定的金属间化合物之故。 最终精炼时锌首先氧化，被NaOH吸收入渣，为了加强氧化效果，在铋液中加入少量KNO3（NaNO3），生成锌酸盐以除去残锌。 若含铅高于0.001%，则需补充通氯脱铅，直至合格。 二、最终精炼实践 最终精炼在实践中又分“高温法”与“低温法”两种。 高温法是将最终精炼温度控制在680～720℃，加入料重0.5%～1%的NaOH和1～2千克KNO3，向除氯后铋液中鼓入压缩空气搅拌约2小时后捞渣，取样分析铅与银，至铅低于0.001%，银低于0.003%为合格。然后加入少量固体碱熔化后覆盖液面，降温至300～400℃铸锭。精铋采用立模浇铸，铸模内部尺寸为370×140×30毫米，每块重约15.6千克。 低温法是将精炼温度控制在550℃左右，其它操作与技术条件与高温法类似。实践证明，采用低温法不影响质量，并可降低燃料消耗，延长精炼锅使用寿命。 某厂最终精炼渣成分如表1所示。 表1  最终精炼渣成分（%）精铋表面呈玫瑰红金属光泽，无夹渣、无气孔、无毛翅。某厂为使精铋表面呈银白色，增加“做表面”工序。将合格后铋液，降温至320～340℃，加入0.2～0.5千克氯化铵，2～5分钟后，取样观察表面呈银白色，即可出锅铸型。 通过直接火法精炼，可产出1号或2号精铋。精铋的国家标准如表2。 表2  精铋的国家标准GB915－84

高纯铋首要用于核子工业、宇航工业、电子工业等部分。由于铋具有半导体特征，其电阻在低温时随温度升高而下降。在温差致冷与温差发电方面，Bi2Te3和Bi2Se3合金及Bi－Sb－Te三元合金最引人注意。In－Bi合金和Pb－Bi合金是超导材料，铋的熔点低、密度大，蒸气压小，中子吸收截面小，可用于高温型原子反应堆。 将四九精铋提纯为五九高纯铋的办法较多，其间最有工业价值的是真空蒸馏与区域提纯。 一、真空蒸馏 精铋中还含有的微量杂质，可分为易蒸腾性杂质与难蒸腾性杂质两类。易蒸腾性杂质可用真空加热法除掉，难蒸腾性杂质可用真空蒸馏法除掉。 真空过滤在笔直石英管内进行，在真空度为0.1333帕下，温度1000℃时加热4小时，使熔融金属在真空下经过2毫米窄孔，以除掉表面的氧化膜，真空过滤后，可除掉精铋中的锑。 经真空过滤的铋装在石英管内，温度控制在950～1050℃，真空度坚持0.1333帕，进行真空蒸馏，在上述条件下铋的蒸气压为106.7～399.97帕，铋的蒸腾率达85%，蒸馏时刻2～6小肘。经过真空蒸馏，蒸馏残渣中富集了镍、钼，银、铜、锰等杂质，馏出物即为五九商纯铋，可用于半导体工业。 由于铅与铋的饱满蒸气压较挨近，所以甩蒸馏法不能满意除铅要求。可是氯化铅的自由焓较氯化铋的自由焓更负，即铅的氯化物比铋的氯化物更安稳，所以常先选用氯化法除铅，再用真空蒸馏除掉银等难蒸腾杂质。 下降熔融铋中氯化物的含量可选用气冲洗法，或选用氯化物真空蒸馏，将真空度控制在0.6666帕，温度650℃，此刻BiCl3与PbCl2优先蒸腾，而与金属铋别离。 二、区域提纯 熔融铋在冷却结晶时，由于杂质较铋先冷凝，在容器的边际分出，因此铋锭中心的杂质，比铋锭边际的杂质少。区域提纯就是依据这个原理，对铋棒进行区域加温熔化，经过熔区缓慢移动，屡次返复运动，使杂质富集在铋棒头尾两头，而到达提纯的意图。 为了事前除掉铋中氧化物，使铋在真空度约3.333帕下滴熔入耐温玻璃管或石墨舟中，滴熔后，在真空下关闭玻璃管，放入一玻璃套管中。 区熔精炼炉一般拉制石墨舟不动，而选用主动往复运动的感应加热设备，由于高频感应加热具有天然的搅动效果。 区熔提纯时，熔区长与棒长之比为1∶24，石墨舟平置后之倾角为l～3°。熔区移动速度与行程次数之断定与铋质料质量，舟截面积等要素有关，加热温度控制在600℃左右。

加拿大伯列顿冶炼厂将开始火法精粹后之粗铅，加钙，镁除铋，产出之浮渣含铋2%～4%，经碱性富集后，产出之Pb－Bi合金含铋8%～10%，直接选用通富集铋，富集至Pb－Bi合金含铋高于65%时，加锌除银，氯化脱锌、铅，然后进行碱性精粹，产出一号精铋。其工艺流程如图1所示。图1  伯列顿厂收回铋工艺流程图 此流程的特点是分两次氯化脱铅，第一次氯化起富集铋（Bi＞65%）的效果；第2次氯化起除残铅的效果。

小金属，上海有色网资讯：小金属属于金属类!相对单位较小，故称之为小金属! 小金属种类有: 　　镁锭 锑锭 电解锰 镉锭、条 电解钴 精铋 铬 海绵钛 海绵锆 金属硅 铟 钙 钨条 硒锭 钾 钠 铌 钒 铪 镓 铍 钼 金属锂 碲 锗锭 铼 金属砷。小金属价格涨跌互现。前期涨幅较大的锑产品价格本周出现调整,国际钴产品价格也出现小幅调整。前期表现较弱的钼产品价格、镁产品价格本周出现反弹。另外,随着近期铝价的回升,氧化铝价格和氟盐价格也随之反弹。由于国家矿产地储备战略试点即将推出，而首批试点可能围绕煤炭和稀土资源展开，因此在大盘整体表现疲软的情况下，以稀土为代表的“小金属”股可能会成为市场的新热点，吸引炒作资金的入驻。 更多关于小金属资讯，请继续关注SMM网 小金属 频道！

铋的冶炼有必要阅历粗炼与精粹两个阶段.粗炼是将含铋质料经过火法或湿法的开始处理，产出中间产品粗;铋精粹是将粗铋进一步精粹，产出精铋.粗炼与精粹的办法许多，常依据质料不同而挑选不同的办法. 一、粗炼 1. 精矿的反射炉熔炼钮精矿与还原剂煤粉、置换剂铁屑、熔剂纯碱等配料混合后，参加反射炉混合熔炼，产出渣、冰铜与粗镶。 2.氧化渣的转炉熔炼将铅阳极泥还原熔炼产出的贵铅，装入分银炉吹炼，在氧化吹炼过程中产出的氧化钻渣，与黄铁矿配料，参加转炉熔炼，产出渣、冰铜与铅铭合金. 3.铅浮渣的碱性熔炼将火法精粹铅时产出的钙镁秘渣，与NaOH一道熔炼，产出铭铅合金. 4.浸出一沉积法将铜转炉烟尘氛化浸出，使韧进入溶液，随后可选用水解法或置换法，别离秘沉积，然后再熔铸成粗铋 二、精粹 1.火法精粹将粗w装入钢质精粹锅，经熔析精粹、氧化精粹、碱法精粹、加锌精粹、氛化精粹、终究精粹等工序，除掉其间的铜、砷、锑、锡、磅、银、铅、锌等杂质，产出精锡.   2.电解精粹粗韧经开始火法精粹后，铸成阳极板，选用氛盐溶液或盐溶液作电解液，产出电铃，再进一步火法精粹为精铋.

比利时巴伦电锌厂火法精炼粗铅中，采用加钙、镁除铋的方法产出高铋浮渣，作为提铋原料，其工艺流程如图1。图1  巴伦电锌厂回收铋工艺流程 此流程主要包括熔化、Pb－Bi电解与氯化精炼三道工序：熔化中包括碱性除钙、镁、电解的目的是实现铅、铋分离，氯化精炼是除去残铅。由于在铅的火法精炼中，脱铋前，已经除铜、砷、锑、银、锌等杂质，所以，浮渣分离钙、镁、铅后，就可以产出精铋。

西南地区某广在处理氧化铋渣时，选用酸浸法，其工艺流程如图1。图1  氧化铋渣的酸浸法工艺流程图 整个流程包含硫酸二段逆流浸铜、浸铋、水解置换、海绵铋熔铸等首要工序。 一、硫酸浸铜。 氧化铋渣经球磨机破碎呈粉状，用硫酸溶液浸出，其反响为：      为了进步浸出作用，选用二段逆流浸出：即一次硫酸浸出后之渣，再进行二次硫酸浸出，二次硫酸浸出后之渣，进入下道工序，而二次硫酸浸出后之溶液，回来一次硫酸浸出，一次硫酸浸出后之溶液，用来收回铜。 技能条件及目标： 一次浸出液固比（3～3.5）∶1；一次浸出拌和时刻40～60分钟；一次浸出液终酸pH约2；一次浸出液弄清时刻10小时以上；二次浸出液固比（3～3.5）∶1；二次浸出拌和时刻2小时；二次浸出加酸量：工业60升，在80～l00分钟内加完。 铜浸出率43%：硫酸耗费2530千克／吨精铋。 二、浸铋。 硫酸浸出后的浸出渣，含有铋、铅与未彻底浸出的铜和铁以及银、碲、砷．锑等。浸出时，发作如下反响：  浸出后的浸出渣，再用稀溶液洗刷后，送往下道工序，用硫酸洗铜与收回银，洗铜液与硫酸浸出之硫酸铜溶液一道，加石灰乳碱性沉铜，产出Cu（OH）2渣，从中收回铜。而稀洗刷液与浸出液一道送去提铋。 技能条件及目标： 提出液固比（3～3.5）∶1；加酸量每批加工业400～430升；拌和时刻2小时；弄清时刻10小时以上；稀洗渣溶液酸度HCl 15～20克／升；洗渣时液固比2∶1；洗渣拌和时刻30分钟；洗渣弄清时刻10小时以上。 铋浸出率92%：耗费8380千克／吨精铋。 三、水解与置换。 将浸出液进行水解，使铋水解沉积而与部分杂质别离，其反响为：水解程序是将自来水注入三氯化铋谘液中，能够进步产出的氯氧化铋的档次（含铋70%以上），为了削减液量而用稀碱液水解，或将三氯化铋溶液参加自来水中，即便终究酸度相同，都会使氯氧化铋含铋档次下降为65%左右，而且沉积物的沉降速度和过滤速度都明显下降。 图2表明BiOCl溶解率、水解水量与pH值的联系。 因为BiOCl中还含有Cu、Fe、CaSO4等杂质，需用工业重溶，而且鼓风拌和，然后别离出不溶性的CaSO4与PbSO4。为了削减铋的丢失，残渣用pH≤1的溶液洗刷，以进步铋的收回率。图2  BiOCl溶解率。水解水量与pH联系 用重溶后的三氯化铋溶液，送往置换槽，用铁板置换海绵铋。因为天然置换速度太慢，为了加快速度，选用直流电电积法：置换后液回来浸出，而置换出的海绵铋放入熔融的苛性钠中熔化。 技能条件及目标： 水解稀释比为溶液∶水＝1∶10；水解后弄清6小时；置换后液含铋低于1克／升。 水解后液排放标准为加石灰中和至pH为5～6。 四、酸浸法设备。 破碎用球磨机一台；浸出并带机械拌和的2米3浸出槽四个，设备的原料为硬塑料；过滤用硬塑料制的0.5米3真空吸滤槽5个；置换用3600×900×1100毫米水泥烙沥青槽4个，阴、阳极均为950×800×10毫米钢板；水解槽共6个，巨细与原料同置换槽。 五、海绵铋熔铸。 置换出的海绵铋在铸钢锅内加固体碱熔融，然后进行精粹。 技能条件及目标： 加料温度350～400℃；熔化温度450～550℃。固体碱耗费200千克／吨海绵铋。

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

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

铋矿矿浆电解工业试验研究 成果内容简介：矿浆电解是一新冶金方法，将矿石加入矿浆电解槽阳极区浸出，同时在阴极区产出金属，为金属的一步提取。其特点是流程短、能耗低、环保好、回收率高等。   工业试验规模200t/a铋，其技术经济指标：铋总回收率96.4%，较原火法流程提高10个百分点，电耗2500kwh/tBi，加工成本较火法节省3115元/tBi。200t/a实现利税658万元，目前已建成年产800t精铋的矿浆电解厂，年利税2633万元。消除了Be、F、SO2的大气污染。该方法适用于火法难以处理的低品位、多金属、含有害元素的复杂矿石。2000年在云南建设投产了年处理3000t复杂金精矿的工厂。具有广阔的推广前景。

一、工艺流程。 如图1。图1  火法出产氧化铋工艺流程 二、首要技能条件。 将1号精铋熔化，缓慢呈细流参加水淬池中水淬成疏松多孔、粒度为5毫米以下的颗粒。 硝酸溶解：将硝酸体积用蒸馏水稀释一倍，常温下参加水淬铋，其反响为： Bi＋4HNO3＝Bi（NO3）3＋NO＋2H2O 为避免氮氧化物很多逸出，水淬铋应缓慢参加。反响后之溶液即溶液。 浓缩结晶：浓缩温度控制在100℃左右，溶液体积蒸发到50%再冷却结晶，10小时后溶液中所含的有60%～70%结晶分出来；将分出之结晶别离后，一次母液再进行浓缩，体积缩小一倍，还可得到20～30%的结晶，杂质悉数留在二次母液中，将二次母液加热并用水处理以构成碱式沉积，将Bi（OH）2NO3滤出后再回来用硝酸溶解：将分出的结晶用少数含酸水洗刷（H2O∶HNO3＝5∶2），常温下风干，此进程将开释部分氮氧化物尾气。 煅烧：温度控制在600℃左右，焚烧时刻为3～4小时，此刻有很多氮氧化物气体逸出。其反响为： 4Bi（NO3）2＝2Bi2O3＋12NO2＋3O2 煅烧至无氮氧化物逸出停止，然后降温，取出煅烧后的氧化铋，用瓷球磨机破坏至粒度一60目。 三、首要设备。 马弗电炉一台；瓷球磨机一台。

综合来看，目前的电解铅的价格已经较为充分的反应了基本面，因此今后基本面的演化将决定电解铅的价格何去何从；在基本面尚有明显变化前，暂以技术面上的操作为主，即：依然保持空头思路，但是要谨慎再谨慎！实际操作上，暂时继续保持观望，等待明确的介入信号。电解铅常规方法处理铅阳极泥是采用火法——电解法流程获得金、银，渣进行还原熔炼，精炼得精铋等，流程简单、技术成熟，工人易操作，但有价金属回收率不高，锑、铅呈氧化物形态挥发进入烟尘，不但不便于综合回收，而且造成第二次污染。此外粗铅精炼工艺有火法和电解法两种。一般来说，电解法对银、金、铋和锑的分离效果好，铅、银等金属的回收率高，劳动条件好，机械化自动化程度高。电解法的缺点是基建投资较火法高。采用火法需要处理大量中间产物，能耗较高，致使其生产成本较电解法高。鉴于本项目粗铅含银、铋等金属较多。想要更具体掌握电解铅的价格，那就先必须对铅的价格有所了解。上海有色网长期为广大用户对铅的一系列价格、行情、走势等信息进行全程追踪报道，所以我们希望您能够经常来访我们网站获取最新资讯。

该技能是在含铋物料调成的矿浆中，通以直流电，使原猜中铋发作电解溶解，在阴极分出金属铋。该炼铋办法通过从小型到工业实验，于1997年在我国湖南建成了世界上第一座工业规划的矿浆电解铋厂—柿竹园有色金属矿铋冶炼厂。与传统炼铋工艺比较，这种在矿浆中进行的炼铋技能，除具有一般湿法冶金无烟气污染等特色外，还有以下特色：①浸出和电积一起进行，流程短，出资少；②不需外加热，挨近常温作业；③槽电压低，能耗较低；④矿石中硫以元素形状产出；⑤规划灵敏，出产可接连也可接连。    铋矿矿浆电解，首要要在浆化槽顶用电解产出阳极液将铋精矿（或中矿）浆化，然后，送人电解槽的阳极区进行电解。在直流电效果下，Bi3+、Fe3+等正电离子趋向阴极，并在阴极上放电还原成金属或贱价态离子：                                    Bi3++3e====Bi                               Fe3++e====Fe2+    矿浆电解的阳极反响相对杂乱。阳极反响的本质是辉铋矿（Bi2S3）的氧化溶解，其浸出根本化学反响是：                              Bi2S3＋3C12====2BiCl3＋3S                              Bi2S3＋6FeCl3====2BiCl3＋6FeCl2＋3S                            Bi2S3＋6HCl====2BiCl3＋3H2S          （1）    从上三种溶解反响最早发作的是反响(1)酸分化反响。矿浆中的Fe3+主要与反响(1)发生的H2S效果生成元素硫：                                2Fe3++H2S====2Fe2++2H++S    矿浆电解进程是在由多个电解槽组成的系列中接连进行的，各槽阳极区选用拌和浸出，矿浆靠溢流流经1号槽至末号槽，然后打人压滤机，滤液回来浆化作业，部分开路净液除杂，滤饼可作为硫精矿出售。阴极区电解堆积的海绵铋落人阴极隔阂袋，定时与阴极液一起抽出，过滤滤液返阳极区，使电解液坚持循环状况，弥补铋离子避免浓差极化。滤饼为海绵铋粉送火法精粹出产精铋。    工业出产用矿浆电解槽为方形结构，中间装有机械拌和设备，选用阴阳极分区隔阂电解。工业出产指标为：铋阳极溶出率98%，铋总回收率96％，各项耗费（kg/t Bi）：碱121，500，煤1000，87，锌锭54，电耗1830kWh/t。

一、铋矿物特征 铋素有“绿色金属”之称，广泛应用于医药、化妆品、工业颜料、催化剂、阻燃剂、电子陶瓷与晶体、半导体致冷器件、冶金添加剂、易熔合金、铋基合金、超导、铋电池和核子反应堆等领域。 铋为稀有金属元素，在地壳中平均含量为0.17ppm， 接近于银，为钨丰度的13%。 自然界中，铋以单质和化合物两种状态存在，但自然铋罕见。绝大部分铋呈硫化物、碲化物、硫盐矿物和铜、铂族等金属互化物等矿物产出。主要矿物有辉铋矿（Bi2S3）、泡铋矿（Bi2O3）、菱铋矿（nBi2O3·mCO2·H2O）、铜铋矿（3Cu2S·4Bi2S3）、方铅铋矿（2PbS·Bi2S）。 自然铋，Bismuth，罕见于自然界，一般见于硫浓度不大的高温热液矿床中，与银、钴、镍、铅和锑矿物相伴共生，少数在伟晶花岗岩内产出。自然铋的新鲜断面呈微带浅黄的银白色，在空气中暴露过久则出现浅红的锖色。晶体罕见，常以树枝状、片状、粒状或块状集合体出现。闪亮银白色条痕、低硬度（2～2.5）、高比重（9.7～9.8）、一组完全解理为其鉴定特征。自然铋具脆性，延性及展性均不良，具导电性和逆磁性。吹管分析具Bi的被膜反应。主要产于高温热液钨锡矿床中，部分产于伟晶花岗岩内，常与锡石（Cassiterite）、辉钼矿（Molybdenite）、辉铋矿（Bismuthinite）、黑钨矿（Wolframite）等矿物共生。 辉铋矿，Bismuthinite，Bi2S3；Bi 81.3%，S 18.7%。与Pb、Cu、Fe常发生类质同像替换；在Pb2＋代替Bi3＋的同时，Cu相应地进入晶格，使电价得以补偿。也可与Sb、Se、Te发生类质同像替换，Sb不完全代替Bi可达8.12%，其变种称锑辉铋矿。Se不完全代替S可达9.0%，称硒辉铋矿；Se含量最高达26%，称硒铋矿Bi2（Se，S）3。Te则可能形成Bi的碲化物和碲硫化物，以机械混入物形式存在。有时也含As、Au、Ag等混入物。辉铋矿晶体为斜方双锥晶类，晶体沿ｃ轴呈长柱状或针状，柱面具纵条纹，依（110）成双晶。集合体为放射柱状、致密粒状、柱状和针状。锡白色（带铅灰色），表面常有黄色锖色。条痕灰黑或铅灰色。金属光泽较辉锑矿更强。不透明。解理{010}完全。硬度2～2.5，比重6.4～6.8，微具挠性。主要产于高温热液型W、Sn、Bi矿床中，常呈充填脉状，与黑钨矿、锡石、辉钼矿、黄玉、绿柱石、毒砂、黄铁矿等共生。在表生条件下，辉铋矿易风化成铋的氧化物或碳酸盐，如铋华Bi2O3、泡铋矿Bi2CO3O2。其鉴定特征与辉锑矿相似，为锡白色，光泽较强，解理面上无横纹；鉴定与和它相似的辉锑矿的区别是辉铋矿具有更强的光泽，更大的比重，并且二者与KOH之反应不同。辉铋矿分布虽然非常广，但有开采价值的矿床却非常少，一般都作为其他金属矿床的伴生组分。 铬铋矿，见于陕西省洛南县驾鹿金矿。呈规则状微细晶微集合体，柱状小晶体大小在0.005mm×0.002mm～0.05mm×0.025mm之间，集合体大小约0.01～0.5mm。呈桔黄色或黄棕色，性脆，半透明，条痕棕黄色，金刚光泽，具不完全解理；一轴晶，正光性，比重9.8。 泡铋矿，bismutite，是碱式碳酸铋，比较常见的铋矿物蚀变产物。一般为黄色玻璃状晶体或土状、壳状。 铋华，Bismite，Be2O3，α－BiO2；Bi 89.68%，O 10.32%。晶体少见，通常呈块状、粉末状、土状或叶片状集合体。硬度4.5，比重9.41，土状集合体的硬度和比重都降低（硬度1～2，比重4.36），解理无，断口不平坦状，贝壳状或土状断口。浅黄～黄，浅绿～橄榄绿或黄绿～绿黄色，条痕浅黄～黄，浅绿～橄榄绿或黄绿～绿黄色，不透明至微透明，细薄碎片透明，半金刚光泽、暗淡光泽或土状光泽。常含有铁、砷等杂质，大部分含有铋的碳酸盐或是铋的氧化物和碳酸盐的混合物。以其形状及颜色作为鉴定特征；产于含铋矿床氧化带，主要是辉铋矿、自然铋及少量针硫铋铅矿次生变化的产物；与泡铋矿、氯铋矿（BiOCl）、钒铋矿等紧密共生。 其他含铋矿物有：黑铋金矿Maldonite，Au2Bi；六方铋钯矿Sobolevskite，PdBi；软铋铅钯矿（六方铅铋钯）Urvantsevite，Pd（Bi，Pd）2；斜铋钯矿Froodite，PdBi2；铋砷钯矿Palladobismutharsenide，Pd2（As2，Bi）；等轴铋铂矿Insizwaite，Pt（Bi，Sb）2等。 二、铋矿资源特征 铋是典型的稀有分散金属元素。虽然铋的独立矿物常见，但极少富集为独立工业矿床。除玻利维亚和广东省怀集县外，几乎没有单独的铋矿床产出。铋主要以伴生元素存在于钨锡矿山中， 次为铅锌矿、铜矿、钼矿和金矿。即使是伴生矿，因含量及产量的原因，铋在这些矿山中，也不是主要产品而是副产品。 伴生铋矿床主要以气成矿床、高温交代矿床、热液矿床为主，与铅、锌、铜、钨、钼、锡、金、铁、银等矿伴生。 共伴生铋矿床的类型有：蚀变花岗岩型、云英岩型、石英脉型、磁铁矿－矽卡岩型、硫化物－矽卡岩型和斑岩型。 按矿物组成可分为：辉铋矿－长石型、辉铋矿－石英型和辉铋矿－矽卡岩型。 据《矿产工业要求参考手册》（修订版， 1987），铋的独立矿床的最低工业品位为0.5%。 何周虎等（2004）对比钨、锡和银的工业指标，建议将铋矿床的工业指标修正为：Bi的边界品位0.05～0.10%，最低工业品位0.10～0.20%， 矿床平均品位0.30～0.40%， 矿床综合利用品位0.045～0.050%（关于铋矿床工业指标的讨论，华南地质与矿产，2004，第2期）。 广东省英德长岗岭石英脉型铋矿床:Bi的边界品位0.2%， 块段最低平均品位0.4%；广东省棉土窝钨铋矿床: 边界品位（W ＋ Bi）为0.13%，块段最低平均品位（W ＋ Bi） 0.2%。 湖南郴州苏仙区水湖里磁铁矿—矽卡岩型铋锡矿床，边界品位为，TFe≥20%；Sn 0.2%；Bi ≥0.06%；最低工业品位为，Sn 0.23%；Bi≥0.12%。苏仙区金船塘磁铁矿—矽卡岩型铋锡矿床，Bi的边界品位 0.10%；最低工业品位0.20%。 截止2008年，全球探明的铋储量约40万吨，储量基础约70万吨。主要分布在中国、美国、澳大利亚、日本、玻利维亚、墨西哥、加拿大、秘鲁、韩国等。日本曾因有伴生大量铋矿物的生野和明延山铅锌矿和黑矿矿床，据1989年报道，铋储量为5.8万吨。但1991年日本所组织的地质调查重新估计， 其铋储量实际为8745吨。 中国铋资源储量居世界首位，主要分布在湖南、江西、广东、云南和内蒙，尤以湖南郴州和赣南地区最为丰富。2000年湖南省国土资源资料表明，保有铋储量32.26万吨，其中柿竹园区铋储量就达21.33万吨（平均品位0.17%）。近年，柿竹园附近的金船塘～玛瑙山矿区，铋资源总量虽不及柿竹园矿区，但它矿点多，品位高，可选性好。铋精矿总产量大大超过柿竹园，精矿铋金属含量年产规模在2000 吨以上。 除中国外，全球主要生产国有18个， 主要的铋生产国有美国、独联体、墨西哥、秘鲁、加拿大和澳大利亚。他们均从铅、铜及铅银精矿中以副产品回收铋金属，韩国则产自钨精矿，仅玻利维亚开采铋矿床。此外，铋的回收主要从阳极泥和冶炼烟尘中提取。 1987年，世界精铋产量约4400吨， 1991年已降至4000吨以下。日本原是铋产品的出口国，1987年日本铋产品进口首次超过出口， 此后继续这一趋势，由出口国转变为大进口国。2000年全球铋产量为4500吨～5000吨，2003年铋的产量8000吨～8500吨，2004年和2005年分别达9000吨和10000吨。 中国既是世界上最大的铋生产国，又是世界上最大的铋原料出口国。2000年铋产量约3500吨，2003年达7000吨，2005年达8000～8500吨，占世界铋产量的近80%。据不完全统计，2003年国内铋的消费约1000吨，2005年消费1500吨～1800吨，其余80%的产品出口国际市场。2005年全球铋金属矿交易量1万吨，我国出口8000吨，其中郴州出口约6000吨。 纯铋（99.99%）的价格波动较大，铋锭最高价曾达33万∕吨，最低价4万多元∕吨。 1991年初6.45美元∕公斤； 1991年底7.01美元∕公斤； 2006年为4.6～4.8美元∕磅；5万元∕吨； 2007年1月8.083～8.508美元∕磅； 2007年6月17.389～18.833美元∕磅； 2008年1月11.489～12.456美元∕磅；14.8～15万元∕吨； 2008年4月15.606～16.628美元∕磅； 2008年9月9.4～10.75美元∕磅；14万～14.5万元∕吨； 2009年8月26日5.9～7.7美元∕磅；8.5万∕吨； 2009年9月9日8～9.25美元∕磅；12万元∕吨。 三、找矿标志 （一）钨矿床。钨矿石含铋平均在0.01～0.3%之间。特别以石英大脉型和石英脉带型黑钨矿床共、伴生铋的品位最高，为0.03～0.3%；而以含白钨矿为主的钨矿床及黑、白钨混合钨矿床，含铋则较低，平均品位一般0.01～0.07%。脉钨矿床以独立铋矿物相存在，主要为铅铋硫盐系列矿物，其次是碲铋矿和自然铋。各类铋矿物含量在不同矿区有所差异。一般自然铋含量＜10%，但江西大龙山、樟斗钨矿等可高达30%～40%。氧化后的次生铋矿物有泡铋矿、铋华等。 （二）锡矿床。锡矿石含铋平均在0.01～0.1%之间，如云南个旧锡矿和广东黄家山锡矿。 （三）钼矿床。钼矿石含铋平均在0.01～0.24%之间，如江西萌掌山钼铋矿和安徽青阳铜钼矿。 （四）铜矿床。铜矿石含铋平均在0.01%，如甘肃白银厂、湖南宝山、福建边城铜矿。 （五）铅锌矿。铋大都呈类质同象分散在方铅矿中， 仅能在铅精矿冶炼时综合回收。铅锌矿床勘探阶段对伴生铋的查定和研究工作较少。 （六）金矿床。Au和Bi的地球化学性质有一定的相似性，可互为找矿标志。金矿床中富含铋矿物的地段，往往富含金。自然铋的出现可作为含钾石英脉富金矿地段的重要标志。

6月8日音讯：铅冶金是白银出产的最佳载体：一般铅对金银的捕集收回率都在95%以上，因而金银的收回是与铅的出产情况直接相关的。现在世界上约有80%的原生粗铅是选用传统的烧结一鼓风炉熔炼工艺办法出产的。传统法技能老练，较完善牢靠，其不足之处在于脱硫造块的烧结进程中，烧结烟气的SO2浓度较低，硫的收回使用尚有必定难度，鼓风炉熔炼需求较贵重的冶金焦炭。为了处理上述问题，冶金工作者进行了炼铅新工艺的研讨。八十年代以来，相继呈现了QSL法、闪速熔炼法、TBRC转炉顶吹法、基夫赛特汉和艾萨熔炼法等新的炼铅办法。其间，QSL法是德国鲁奇公司七十年代开发的直接炼铅新工艺，加拿大、韩国和我国尽管先后购买了此专利建厂，但出产作用不甚抱负；闪速熔炼法没有完成工业化出产；TBRC法是瑞典波里顿公司所创，但此法作业为间断性的，且炉衬腐蚀严峻；基夫赛特法由原苏联有色金属研讨院研讨成功，现已有多个供应商完成了工业化出产，是一种各项目标先进、技能老练牢靠的炼铅新工艺，但选用该法单位出资大，只要用于较大出产规模的工厂时，才干充分发挥其效益。      艾萨炼铅技能根据由上方刺进的赛罗浸没喷将氧气喷射入熔体。发作涡动熔池，让激烈的氧化反响或许复原反响敏捷发作。在榜首段，熔炼炉产出的高铅渣通过流槽送复原炉，氧化脱硫所产的烟气经除尘后送制酸体系。在第二段复原炉中，所产粗铅和弃渣从排放口接连放出，并在传统的前床中别离，所产烟气进行除尘处理后经烟囱排放。      艾萨法熔炼流程。该工艺流程先进，对质料习惯性广、出产规模可大可小，比较灵敏、目标先进、SO2烟气浓度高，可处理出产进程中烟气污染问题；一起冶炼进程得到强化，金银捕集率高，余热使用好，能耗低。它不只习惯308厂铅银冶炼的改建要求，并且可以对我国的银铅冶金出产和技能进步起到推进作用，故引荐引入艾萨法作为本项目粗铅冶炼出产工艺的榜首计划。      传统的鼓风烧结——鼓风炉法尽管在烟气制酸方面尚有必定困难，但近年来，我国株洲冶炼厂、沈阳冶炼厂、济源冶炼厂等大型铅厂的改扩建工程依然选用此法，是因为它具有建造快、投产、达产快的长处。      粗铅精粹工艺有火法和电解法两种。一般来说，电解法对银、金、铋和锑的别离作用好，铅、银等金属的收回率高，劳动条件好，机械化自动化程度高。电解法的缺陷是基建出资较火法高。选用火法需求处理很多中间产品，能耗较高，致使其出产成本较电解法高。鉴于本项目粗铅含银、铋等金属较多。      惯例办法处理铅阳极泥是选用火法——电解法流程取得金、银，渣进行复原熔炼，精粹得精铋等，流程简略、技能老练，工人易操作，但有价金属收回率不高，锑、铅呈氧化物形状蒸发进入烟尘，不光不便于归纳收回，并且形成第2次污染。