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。

硫酸盐化焙烧除硒，是处理铜阳极泥运用最广泛的办法。它不但能除掉阳极泥中90%以上的硒，还能最大极限地使阳极泥中的铜等硫酸盐化，便于下步浸出除铜。硫酸盐化焙烧运用最广的设备为马弗炉和反转窑。马弗炉适于小批量间歇性出产，而反转窑则适用于大批量接连出产。 硫酸盐化焙烧的首要意图，是为了使硒、碲、铜等转化为SeO2、TeO2和CuSO4，并使沸点低的SeO2优先蒸发成粗硒予以收回。然后再进行焙烧渣的浸出除铜和用浸出碲。 焙烧进程中，SeO2的提高温度为315℃，温度愈高，硒的蒸发速度愈快。但为了不使TeO2一同蒸发，也不使易溶于水的CuSO4分化成难溶的CuO（分化温度为650℃），故硫酸盐化焙烧温度一般控制在450～550℃之间。 阳极泥与浓硫酸混合后于马弗炉或反转窑内焙烧，首要发作下列一些反响： Cu＋2H2SO4＝CuSO4＋2H2O＋SO2↑ Cu2S＋6H2SO4＝2CuSO4＋6H2O＋5SO2↑ 2Ag＋2H2SO4＝Ag2SO4＋2H2O＋SO2↑ Se＋2H2SO4＝SeO2↑＋2H2O＋2SO2↑ Te＋2H2SO4＝TeO2＋2H2O＋2SO2↑ 经焙烧提高的SeO2，与烟气同时导入吸收塔（或气体洗刷器或湿式电收尘器），SeO2即溶于水而生成亚： SeO2＋H2O＝H2SeO3 阳极泥与硫酸反响时生成的很多SO2，凭借水的效果，使吸收塔中的亚复原生成元素硒沉积： H2SeO3＋2SO2＋H2O＝Se↓＋2H2SO4 生成的元素硒，因含有很多杂质，俗称粗硒。粗硒用热水洗刷至洗液呈中性后，烘干送制纯硒。 一、马弗炉焙烧除硒。 马弗炉分为电热、煤气加热或烧煤的。某厂运用的烧煤马弗炉，把作业分为焙烧和蒸硒两个进程。将含水30%左右的湿阳极泥，参加阳极泥分量70%的浓硫酸，混匀后于炉内焙烧4h。焙烧温度前期为200～250℃，中期为250～300℃，后期为250～200℃。经焙烧后的阳极泥成黑绿色峰窝状。 焙烧后的物料置于不锈钢盘中（料层厚度为35～45mm），于炉温500～550℃蒸硒12h，产出黄绿色含硒不大于0.05%的蒸馏渣。 蒸发的二氧化硒和炉气，由真空泵导入铅锑合金吸收塔。吸收塔内的吸收液含硫酸不大于500g／L，温度高于90℃，并通入二氧化硫气体，使亚复原成粗硒。 二、反转窑焙烧除硒。 某些厂运用的圆筒形钢体反转窑长6～9m，直径0.7～0.8m。依据出产实践，窑体愈长，阳极泥在窑内逗留的时刻就愈长，硫酸盐化效果也愈好。 反转窑窑体的倾斜度为1.6%，由2～3对托轮支承，电动机经过链轮传动，转速为1.13r∕min。为避免阳极泥很多粘结于窑体内壁上，窑内设有振打架，跟着窑体的滚动借重力滚动起振打效果。窑头（图1）和窑尾（图2）两头密封，用螺旋给（排）料器接连进料和出料。

粗硒原猜中硒的氧化物与硒中杂质氧化物的蒸发性不同，在有氧存在及加热的条件下，硒简单氧化生成易蒸发的二氧化硒，而粗硒中大部分杂质由生成难蒸发的氧化物(如氧化铜、氧化铁、氧化碲等)残留在渣中，其进程是将粗硒熔化后，在氧化炉内氧化，硒呈二氧化硒蒸发，在沉降箱中冷却沉降搜集。其他气体如氮气、二氧化碳、少数二氧化硫等，通过搜集箱进入尾气吸收罐、净化瓶等持续净化并收回其间夹藏的少数二氧化硒。进程首要反响是如下： Se+O2=SeO2↑ 2Cu2S+3O2=2Cu2O+2SO2↑ C+O2=CO2↑ 绝大部分杂质氧化后残留在氧化渣中，只要少部分杂质因氧化后体积变得疏松，颗粒细、比重小，加之炉内氧化剧烈，有时负压动摇较大，被气流带入二氧化硒搜集箱或尾气吸收罐，二氧化硒从搜集箱中取出，经降温、称重、包装，即得到产品二氧化硒阳极泥炼硒工业上硒一般是从铜电解精粹的阳极泥中提取。硒在阳极泥中的首要存在方式是Cu2Se、Ag2Se等，含量3～14%。现在广泛选用硫酸化焙烧法,此法的首要长处是:硒的收回率高(>93%);适用于处理多种质料。 硫酸化焙烧法收回硒的生产流程是：首先将阳极泥在140℃脱水，然后与浓硫酸混合,参加反转窑内进行硫酸化焙烧,在250℃时发作下列反响:Cu2Se+6H2SO4─→2CuSO4+SeO2+4SO2+6H2O,当温度提高到700～750℃时，二氧化硒(SeO2)蒸发(SeO2315℃提高)，二氧化碲因蒸发性较差，与硫酸盐一道留在焙烧渣中。从焙烧炉出来的含二氧化硒的烟气进入吸收塔，SeO2被水吸收构成亚(H2SeO3)，并被烟气中的二氧化硫(SO2)复原成单质硒:H2SeO3+2SO2+H2O─→Se+2H2SO4,沉积物通过过滤、洗刷和枯燥，得到98～99%的粗灰硒。吸收液中尚含有占质料含硒量3～10%的硒，可选用铜置换法从中取得Cu2Se沉积，再回来硫酸化焙烧工序处理,或用SO2复原法从中直接沉积出粗硒。 此外还有苏打焙烧法收回硒。 高纯硒的制取硒的提纯办法有蒸馏法和氧化-复原沉积法，后者广泛应用于制备纯度大于99.992%的纯硒。其办法是首先向熔融粗硒通氧气氧化，使硒成SeO2蒸发并进入吸收罐，与其间的离子交换水生成亚溶液，然后通入SO2，从溶液中沉积出纯硒。 为制取纯度超越99.999%的高纯硒，可选用真空蒸馏法、离子交换法、硒化物热分化及二氧化硒气相复原法等。

此法是贵溪、富春江、武汉、铜陵二冶等厂选用的工业流程。阳极泥首要经硫酸盐化焙烧蒸硒，并从炉气顶用稀硫酸液吸收和通入SO2复原收回粗硒。蒸硒渣经稀硫酸加热并鼓风拌和浸出脱铜，浸液回来铜电解。脱铜渣选用浸分银，并用水含肼从浸液中复原出粗银送电解。分银渣进行碳酸钠硅化并用稀硝酸浸出除铅，并向铅液中加适量硫酸（不使过剩）使生成PbSO4沉积，滤液回来再浸铅。除铅渣运用HCl、NaCl和CaOCl浸出金，并通SO2复原为粗金送电解。终究渣回来铜火法冶炼。

铜阳极泥之所以要首要焙烧除硒，是鉴于火法熔炼阳极泥时，因为硒的存在一方面会导致金属与炉渣两相间构成一层含银很高的硒冰铜，而收回硒冰铜中的银却需求延伸吹风氧化时刻，然后延伸出产周期。若不延伸吹风氧化时刻，就会添加贵金属在炉渣与硒冰铜中的返料，下降直收率。另一方面，硒会涣散于炉渣、冰铜和贵铅中，给硒的收回带来困难。因而，凡从铜阳极泥中收回硒的工厂，多选用预先除掉硒的办法。 国内外工厂多运用焙烧法惯例工艺来除掉铜阳极泥中的硒。这种工艺一般有：硫酸盐化焙烧蒸硒，苏打烧结焙烧浸出除硒，阳极泥制粒氧化蒸发焙烧苏打层吸收硒，氧化蒸发焙烧除硒和直接熔炼阳极泥由烟气或碱渣中收回硒等。因为焙烧除硒能一同使铜氧化，为下步浸出脱铜打基础，故又可把焙烧除硒作业当作阳极泥脱铜的预先处理阶段。 现将一般运用的氧化焙烧、苏打烧结焙烧和硫酸盐化焙烧除硒的工艺分述如下。 一、氧化焙烧 氧化焙烧一般是在烧重油的小平炉或有烧煤火床的小反射炉、或马弗炉中进行的。为使阳极泥中的硒尽可能彻底氧化，炉膛内阳极泥层的厚度一般不大于100mm，并需进行周期性搅动和坚持炉内满足的抽力。在充沛供入空气的条件下，每炉培烧时刻为6～8h。 氧化焙烧的意图是为了使大部分硒氧化呈氧化硒（SeO2）蒸发，并经过收尘体系（气体洗刷器或湿式电收尘器）予以收回。当炉温在500℃或低于此温度时，硒化物大部分转化为亚盐。 2MeSe＋3O2 2MeSeO3 炉温上升到650℃或更高时，硒便生成二氧化硒并蒸发。 MeSe＋O2 Me＋SeO2↑ 依据氧化焙烧实践，炉温在450～500℃时，硒的蒸发率不会高于25%。但当炉温达650～700℃，并在后期升温到750～800℃时，能够蒸发除掉阳极泥中90%的硒。 氧化焙烧时，铜生成氧化铜或氧化亚铜。砷、锑首要生成难蒸发的五氧化物，少数生成三氧化物蒸发。碲与硒类似，但前者的氧化速度小，蒸发除掉不多。 氧化焙烧时，硒的收回率不只与二氧化硒的蒸发率有关，并且也与所用的收尘设备有关。这是因为焙烧蒸发的二氧化硒进入收尘器后，遇水便会溶解而生成可溶性的亚。当炉气中所含的（从阳极泥中来的）金属铜粉、没焚烧完的煤粉和二氧化硫及其生成的硫酸以及收尘设备的金属铁等与亚效果发作的一系列副反响，把亚复原成金属硒，或生成不溶性的硒化物沉积，而下降硒的收回率。且焙烧烟尘中往往导致贵金属的丢失。因而，氧化焙烧法已多不必。 二、苏打烧结焙烧 苏打烧结焙烧法硒的收回率高达90%以上。但因为碲亦大部分生成，当用热水浸出时，碲会和硒一道进入溶液而难以别离不易取得高纯度的硒。故本法不适于处理含碲高的阳极泥。 苏打烧结焙烧，是将预先烘干的阳极泥（约含10%水），参加阳极泥分量40～50%的工业碳酸钠（苏打），经混合均匀后，于氧化气氛中进行烧结。此刻，硒、碲被氧化成二氧化物与苏打反响生成易溶于水的亚钠与： SeO2＋Na2CO3＝Na2SeO3＋CO2 TeO2＋Na2CO3＝Na2TeO3＋CO2 激烈的氧化气氛，还会生成少数的钠和碲酸钠。 经烧结后的产品用热水浸出，浸出液送制取硒。为了使硒化物最大极限地溶于热水，并使碲化物尽可能少进入溶液，要求烧结进程中严格控制炉温不高于450℃。 除硒后的浸出渣，再用10%～12%的稀硫酸浸出除铜。除铜浸出渣送火法熔炼。 苏打烧结焙烧除硒较之氧化焙烧好。它操作简洁，设备简略，而硒的收回率也高。 三、硫酸盐化焙烧 硫酸盐化焙烧除硒，是处理铜阳极泥运用最广泛的办法。它不但能除掉阳极泥中90%以上的硒，还能最大极限地使阳极泥中的铜等硫酸盐化，便于下步浸出除铜。硫酸盐化焙烧运用最广的设备为马弗炉和反转窑。马弗炉适于小批量间歇性出产，而反转窑则适用于大批量接连出产。 硫酸盐化焙烧的首要意图，是为了使硒、碲、铜等转化为SeO2、TeO2和CuSO4，并使沸点低的SeO2优先蒸发成粗硒予以收回。然后再进行焙烧渣的浸出除铜和用浸出碲。 焙烧进程中，SeO2的提高温度为315℃，温度愈高，硒的蒸发速度愈快。但为了不使TeO2一同蒸发，也不使易溶于水的CuSO4分化成难溶的CuO（分化温度为650℃），故硫酸盐化焙烧温度一般控制在450～550℃之间。 阳极泥与浓硫酸混合后于马弗炉或反转窑内焙烧，首要发作下列一些反响： Cu＋2H2SO4＝CuSO4＋2H2O＋SO2↑ Cu2S＋6H2SO4＝2CuSO4＋6H2O＋5SO2↑ 2Ag＋2H2SO4＝Ag2SO4＋2H2O＋SO2↑ Se＋2H2SO4＝SeO2↑＋2H2O＋2SO2↑ Te＋2H2SO4＝TeO2＋2H2O＋2SO2↑ 经焙烧提高的SeO2，与烟气同时导入吸收塔（或气体洗刷器或湿式电收尘器），SeO2即溶于水而生成亚： SeO2＋H2O＝H2SeO3 阳极泥与硫酸反响时生成的很多SO2，凭借水的效果，使吸收塔中的亚复原生成元素硒沉积： H2SeO3＋2SO2＋H2O＝Se↓＋2H2SO4 生成的元素硒，因含有很多杂质，俗称粗硒。粗硒用热水洗刷至洗液呈中性后，烘干送制纯硒。 （一）马弗炉焙烧除硒。马弗炉分为电热、煤气加热或烧煤的。某厂运用的烧煤马弗炉，把作业分为焙烧和蒸硒两个进程。将含水30%左右的湿阳极泥，参加阳极泥分量70%的浓硫酸，混匀后于炉内焙烧4h。焙烧温度前期为200～250℃，中期为250～300℃，后期为250～200℃。经焙烧后的阳极泥成黑绿色峰窝状。 焙烧后的物料置于不锈钢盘中（料层厚度为35～45mm），于炉温500～550℃蒸硒12h，产出黄绿色含硒不大于0.05%的蒸馏渣。 蒸发的二氧化硒和炉气，由真空泵导入铅锑合金吸收塔。吸收塔内的吸收液含硫酸不大于500g／L，温度高于90℃，并通入二氧化硫气体，使亚复原成粗硒。 （二）反转窑焙烧除硒。某些厂运用的圆筒形钢体反转窑长6～9m，直径0.7～0.8m。依据出产实践，窑体愈长，阳极泥在窑内逗留的时刻就愈长，硫酸盐化效果也愈好。 反转窑窑体的倾斜度为1.6%，由2～3对托轮支承，电动机经过链轮传动，转速为1.13r∕min。为避免阳极泥很多粘结于窑体内壁上，窑内设有振打架，跟着窑体的滚动借重力滚动起振打效果。窑头（图1）和窑尾（图2）两头密封，用螺旋给（排）料器接连进料和出料。图1  反转窑窑头及加料体系（单位：mm） 1－窑体；2－窑头；3－链轮；4－支承架；5－料斗； 6－螺旋给料器；7－伞型齿轮及电机；8－托轮；9－减速机；10－振打架图2  反转窑窑尾及排料体系（单位：mm） 1－窑尾；2－窑体；3－螺旋排料器；4－振打架 阳极泥烘干至含水10%左右，于不锈钢斗车中参加浓硫酸泡料。实践出产中，浓硫酸的参加量首要视阳极泥中的含硒量而定，即含硒小于5%时，为阳极泥分量的60%～70%；含硒5%～10%时为70%～80%。含硒大于10%的阳极泥，一般与含硒低的阳极泥混合处理。泡好的料吊运至窑头加料斗，由螺旋给料器接连均匀地送进窑内焙烧。 焙烧由设在窑体下部的煤气焚烧嘴。分4至5段直接加热。如长6m的反转窑，自窑头至窑尾各段温度别离约为350℃、450℃、550℃和500℃。最高的第三段温度应严格控制不得超越640℃。炉料在窑内的逗留时刻约2h。焙烧后，进入窑尾的料由螺旋排料器排出，以确保窑尾密封。 焙烧炉气由真空泵导入吸收塔。吸收塔为含7%锑的铅锑合金所铸成（图3）。窑体两边各设一列，每列4只串联收硒。两列替换运用。吸收塔内盛入含硫酸150～200g∕L的开端液，终究含酸不多于500g∕L。作业进程中，借真空泵的抽力，使1号吸收塔内坚持2452～3432Pa（250～350mmH2O）的负压，窑体内坚持147～196Pa（15～20mmH2O）的负压，以便炉气能顺畅进入吸收塔。提高发生的二氧化硒于吸收塔中与水和硫酸效果生成亚，并与炉气中的二氧化硫效果艘复原成粗硒。为了使亚尽可能彻底复原，按阳极泥含硒量的多少另往1号吸收塔内供入气态二氧化硫2～5kg∕班。吸收塔放出的废液，于废液槽内加热至60℃以上，通入二氧化硫使亚进一步复原至滴入少数不呈赤色反响停止。另一厂对吸收塔放出的废液，选用铜片置换，取得的粗硒再回来蒸馏，置换液送制硫酸铜。图3  全体铸铅吸收塔（单位：mm） 经焙烧（蒸馏）后的阳极泥（俗称蒸馏渣），应呈灰白色，如色彩发红，则阐明硒的蒸发不彻底，应回来再蒸馏。运用长6m、直径0.7m的反转窑，每昼夜约处理阳极泥0.9～1.3t。产出的蒸馏渣，送浸出脱铜。

本流程为烟台冶炼厂等所采用。硫酸盐化焙烧分别采用高温和低温法。当阳极泥含硒较高时，在600～650℃焙烧和蒸硒4h，并从烟气中吸收和还原为粗硒；而含硒量低时，则在300℃焙烧2h。焙烧原料与硫酸的配比为1∶1。焙烧渣在固液比1∶12～15、温度80～90℃的6mol∕L硫酸液中浸出2h，滤液中的银经铜置换沉淀产出纯度99.95%的海绵银，液返回铜电解。酸浸渣在固液比1∶8～10、温度75～80℃的5mol∕LNaOH液中浸出2h，浸出液中的铅和碲分别以硫酸铅和粗碲回收后母液弃去。碱浸渣在固液比1∶10、温度80～90℃、初始酸度4mol∕LH2SO4和2mol∕LHCl液中按含金量加入3.5倍的NaOCl3浸出4h，并用SO2从浸液中还原沉淀出纯度99.99%的海绵金，尾液经置换回收铂钯，最终浸渣返回铜火法冶炼。

阳极泥的湿法冶金，具有环境污染小，贵金属涣散丢失少，易于完成机械化和自动化作业，功率高，本钱低一级诸长处，特别用于阳极泥产值多的大中型工厂，经济功率更为明显，而成为大中工厂今天处理阳极的首要流程。此外，化法、法等，也被有些工厂用来处理阳极泥出产进程中的某些中间产品。 80年代以来，全湿法和半湿法处理铜阳极泥的工业流程已在我国大多数工厂广泛应用。它们首要包含铜阳极泥的预先硫酸盐化或氧化焙烧，然后进行湿法分步处理以提取金银，并归纳收回有价金属。下面罗列的三个有代表性的铜阳极泥处理工业流程，都是通过许多出产供应商和研讨部分长时间探究的基础上归纳和开展而来的。 一、铜阳极泥的蒸硒和湿法－电解法流程 此法是贵溪、富春江、武汉、铜陵二冶等厂选用的工业流程。阳极泥首要经硫酸盐化焙烧蒸硒，并从炉气顶用稀硫酸液吸收和通入SO2复原收回粗硒。蒸硒渣经稀硫酸加热并鼓风拌和浸出脱铜，浸液回来铜电解。脱铜渣选用浸分银，并用水含肼从浸液中复原出粗银送电解。分银渣进行碳酸钠硅化并用稀硝酸浸出除铅，并向铅液中加适量硫酸（不使过剩）使生成PbSO4沉积，滤液回来再浸铅。除铅渣运用HCl、NaCl和CaOCl浸出金，并通SO2复原为粗金送电解。终究渣回来铜火法冶炼。 二、铜阳极泥的硫酸盐化焙烧和湿法－沉积法流程 本流程为烟台冶炼厂等所选用。硫酸盐化焙烧别离选用高温文低温法。当阳极泥含硒较高时，在600～650℃焙烧和蒸硒4h，并从烟气中吸收和复原为粗硒；而含硒量低时，则在300℃焙烧2h。焙烧质料与硫酸的配比为1∶1。焙烧渣在固液比1∶12～15、温度80～90℃的6mol∕L硫酸液中浸出2h，滤液中的银经铜置换沉积产出纯度99.95%的海绵银，液回来铜电解。酸浸渣在固液比1∶8～10、温度75～80℃的5mol∕LNaOH液中浸出2h，浸出液中的铅和碲别离以硫酸铅和粗碲收回后母液弃去。碱浸渣在固液比1∶10、温度80～90℃、初始酸度4mol∕LH2SO4和2mol∕LHCl液中按含金量参加3.5倍的NaOCl3浸出4h，并用SO2从浸液中复原沉积出纯度99.99%的海绵金，尾液经置换收回铂钯，终究浸渣回来铜火法冶炼。 三、铜阳极泥的氧化焙烧和湿法处理流程 本流程是重庆冶炼厂等选用的低温氧化焙烧和湿法处理流程（图1），阳极泥经低温氧化焙烧，可使S、Cu、Se、Te等氧化，焙烧渣在固液比1∶4，温度80～90℃的6mol∕L硫酸液中浸出2h，可一起浸出Cu、Se、Te等。浸出渣在固液比1∶4、温度80～90℃、初始酸度1mol／LH2SO4液中，参加NaCl40g∕L、NaClO3参加量为含金量的10倍，浸出4h。浸液中的金用草酸复原为粗金送精粹，尾液置换收回Pt、Pd。分金后渣中的银呈，在固液比1∶6～8，参加Na2SO4250g／L在常温下浸出2h，并用甲醛从浸出液中复原出粗银送精粹，尾液回来分银进程。终究渣送铜火法冶炼。图1  铜阳极泥的氧化焙烧和湿法处理流程

某厂铜阳极泥的首要组分为（%）：金0.3～0.9、银4～10、铜15～25、铅10～20、锡10～15，硒1～4。运用图1的流程，经稀硫酸直接浸出脱铜后，浸出渣含铜小于1%。然后进行化法除硒、碳酸钠转化稀硝酸浸出除铅。除掉铜、硒、铅后的渣量已很少，再用浸出金和浸出银。图1  氯化－全湿法流程 一、氯化除硒 氯化除硒是将浸出渣于稀液中通氧化，以到达： （1）使硒化物分化并除掉；（2）使浸渣中的银完全转化为氯化银，以便经过浸予以收回。且氯化时，能完全除净浸渣中残留的铜。为防止铅的溶解，溶液中应含有3～4mol／L的硫酸。 化作业在固液比1∶3、液温80℃下通氯化2～4h。开端，硒化物被分化并复原成硒（Se2＋→Se），浸渣逐步转红；跟着进程的进行，元素硒又被氧化（Se→Se4＋），浸渣逐步变浅。此外，因为浸渣中的银逐步转化成氯化银，而使渣逐步变白。通氯的结尾是当渣变白后，取渣样用硝酸溶解，再用氯离子查验至不生成氯化银沉积，证明渣中的银已完全转化为氯化银时，便停止氯化。 硒的氯化浸出率可达97%以上，简直能除净铜等杂质或使之大为下降。但进程中有少数金进入溶液，需在通二氧化硫复原硒时从粗硒产品中予以收回。复原硒后的溶液可回来浸出用。粗硒经钠溶解后过滤，不溶渣首要为金。这种渣与下一步的除铅渣兼并，用浸出金。滤液加酸化后，用以制取精硒。 二、碳酸钠转化与硝酸除铅 经氯化除硒的浸出渣中，铅首要以硫酸铅的方式存在。为了尽可能多地除掉铅并防止银进入溶液，先参加碳酸钠使铅转化为碳酸铅或碱式碳酸铅，其他金属的硫酸盐也转化为碳酸盐，以便于用硝酸浸出。鉴于碳酸铅的溶度积（1.0×10－13）比硫酸铅（1.6×10－8）小得多，因此只需运用的碱量满足，就能使硫酸铅完全转化为碳酸铅。转化作业在固液比1∶4、液温70～90℃和机械拌和下缓慢参加为浸渣分量40%的碳酸钠，约经4h转化，铅的转化率大于99%。然后过滤，滤液的首要组分为碳酸钠、硫酸钠和部分氯化钠，将其浓缩使大部分硫酸钠结晶除掉后，回来转化作业用，直至循环运用到含氯化钠量过多时，再与其他酸性废液中和后抛弃。 硝酸除铅的原理是根据硝酸能完全而迅速地溶解碳酸铅，所生成的的溶解度也很大。此法能取得纯洁的液。稀硝酸中和除铅是在常温文拌和下缓慢参加3mol／L的硝酸，至反响减慢且无二氧化碳气泡放出后，测定溶液pH值在0.5以下停止作业。此刻，铅的除掉率大于99%，渣含铅小于0.3%。金、银未丢失于浸液中。如浸渣中含有钙时，也会生成进入溶液。 过滤后的除铅液首要含（可能有少数）。往液中参加适量硫酸使铅、钙呈硫酸盐沉积后溶液回来除铅运用。为了确保再生液回来运用的除铅作用，再生液中不得含有    SO42－。故沉积铅、钙时，硫酸的参加量，应操控再生液中残留有少数。除掉硒、铅后的浸出渣送浸出金。 该厂的上述流程，经出产一段时间后取消了“氯化除硒”和“氯浸出银”两道作业，改为在“碳酸钠转化－硝酸除铅”后再用硝酸浸出银和硒。改善后的流程是在加碳酸钠转化后，于常温文拌和下参加2mol／L硝酸反响至无二氧化碳气泡放出，测定pH在1～2时停止。除铅率达99.4%，渣约含0.3%铅，金、银无丢失。除铅后的渣再用5mol∕L硝酸液，在固液比1∶4、液温80～90℃下机械拌和浸出1h，银的浸出率大于92%，硒的浸出率大于95%。为进步银的浸出率，制造5mol／L硝酸液时运用蒸馏水或离子交换水，避免氯离子带入溶液生成氯化银沉积。经除掉铜、铅、银、硒后，已大大减少了浸渣量，为下步用浸出金供给了便利。 将银、硒浸液加热，按含银量参加适量HCl（HCl不行过量，应使浸液中保存少数AgNO3）使生成AgCl沉积。过滤后的AgCl用稀HCl洗刷再加铁置换可产出纯度99.9%的银粉。滤液回来用于再浸出。经循环运用至硒富集后，运用SO2或Na2SO3复原沉积硒。

某厂处理铜阳极泥的工业实验流程包含氧化浸出铜、硒，浸出渣浮选富集贵金属精矿，精矿的火法熔炼和电解提纯。 实验用铜阳极泥的首要组分为（%）：金0.038、银13.13、铜14.00、硒2.85、铅5.00等。 浸出除铜、硒，是在稀硫酸溶液中参加固体作氧化剂进行的。在硫酸的效果下，放出和活性氧。后者首要氧化阳极泥中的铜，跟着分化硒化物。当绝大部分铜、硒被氧化进入溶液后，如持续参加，就会发作很多游离氯，而开端金的氧化溶解。故金开端氧化进入溶液即为氧化除铜、硒作业的结尾， 浸出作业于1.5m3珐琅反响罐中进行。固液比1∶2，开端液硫酸浓度350～450g∕L，液温80℃。参加后发作强烈反响放出很多的热，会使矿浆处于欢腾状况。故应严格控制的参加速度，避免矿浆外溢而形成丢失。当阳极泥中的铜、硒被彻底氧化进入溶液后，浸出渣色彩即变白。为了尽可能多地除掉阳极泥中的铜和硒，氧化浸出到溶液中含金略大于10mg∕L时停止。溶液中的含金量甩快速比色法测定。然后参加少数生阳极泥置换金，到溶液中含金约3mg∕L时出槽，经真空泵抽滤别离固液，1台1.5m3珐琅反响罐，可日处理湿阳极泥600kg。每吨阳极泥耗费100kg，硫酸800kg。 浸出后，均匀有92%的铜和86%的硒被除掉，并有0.4%的银和约3%的金丢失于浸出液中。但当用二氧化硫从浸出液中复原硒时，丢失的金、银均进入粗硒产品中得到收回。经浸出后的渣首要组分为（%）：银17.40，金0.052、铜1.60、硒0.55、铅7.60等。浸出液含银0.17g∕L、金0.0055g∕L、硒7.45g∕L。 实验时，发现浸出液中的硒部分呈正（H2SeO4）状况存在，不易被二氧化硫复原，且亚的复原速度也较慢，即便通复原24h，溶液中含硒仍选1～2g∕L。为了强化硒的复原，先将含硒液调整至含硫酸300g∕L，并参加适量铁屑，拌和2h，使溶液中80%的硒复原呈元素硒沉积。此刻未发作沉积的硒亦被复原为贱价硒，再参加少数氧钠以复原其他的硒。选用此法处理，整个作业进程只需进行3h，就可从含硒13g∕L的浸出液中复原96%的硒，残液含硒可降至0.5g∕L左右。

近年来，在中央政府大力推广新能源政策的支持下，各地方省份也是积极跟进，培养优势 产业 。江西省抓住机遇，凭借粉石英（硅材料主要原料）储量全国第一的资源优势，出台多方面措施保障光伏 产业 发展。短短3、4年间，使得一大批光伏 产业 上下游项目迅速在江西集聚，成为我国重要的光伏 产业 基地。以新余为主产地、以赛维LDK和盛丰能源为核心企业的 产业 带具有较强的生产能力，初步建立了从硅料、硅片到太阳能电池组件及配套产品的完整 产业 链，拥有了对外合作的有效途径和一批关键人才，在国内已具有较明显的规模优势和 市场 竞争力。　　2008年江西省光伏 产业 发展迅速，实现销售收入128.9亿元。另外该省生产的多晶硅片已占全球总 产量 的四分之一，龙头企业赛维2008年的产能超过1400MW。　　2009年初，经省政府同意，由江西省发改委牵头编制的《江西省光伏 产业 发展规划》正式下发，为江西光伏 产业 发展确定了大的方向。规划中提到，力争到2012年将江西打造成为全球重要的光伏 产业 生产基地。按照规划，未来数年，新余、丰城、南昌 产业 带将建成全省光伏 产业 主要集聚区。 　　江西丰城工业园集中了国内几家主要的多晶硅生产企业，目前综合产能达１００００吨以上，其中江西盛丰新能源科技有限公司产能最大，２００９年达到１５００吨，２０１０年可达３０００吨，预计２０１２年项目计划工程完成后，产能将稳定在４０００吨以上。　　江西盛丰新能源科技有限公司于2008年9月28日注册成立。公司位于赣江之滨的丰城市丰源工业园，距省会南昌市仅60公里，距昌北机场1小时路程，周边紧靠105国道、昌樟高速公路，交通便利。　　盛丰能源是一家专业从事太阳能级多晶硅研发和生产的企业，拥有一批长期从事电力及硅材料提纯生产的协作团队，其具有自主知识产权的新物理法太阳能级高纯硅生产技术，将为国内太阳能电池制造提供高效高纯硅料并大幅降低太阳能电池制造成本，成为有别于西门子法高纯硅生产技术依靠者，以大力提升光伏发电的竞争力。　　江西赛维LDK太阳能高科技有限公司是世界规模最大的太阳能多晶硅片生产企业。工厂坐落于江西省新余市经济开发区，专注于太阳能多晶硅铸锭及多晶硅片研发、生产、销售为一体的高新技术光伏企业，拥有国际最先进的生产技术和设备。公司注册资金11095万美元，总投资近3亿美元。2006年4月份投产， 7月份产能达到100兆瓦，8月份入选“RED HERRING亚洲百强企业”，10月份产能达到200兆瓦，被国际专业人士称为“LDK速度奇迹”。荣获“2006年中国新材料 产业 最具成长性企业”称号。 目前公司正致力于发展成为一个“世界级光伏企业”。　　更多国内多晶硅信息详见上海 有色 网。

我国是钨条出口大国，对于求购钨条很多来自国外。目前世界上开采出的钨矿，80%用于优质钢的冶炼，15%用于生产硬质钢，5%其他用于其他用途。钨可以制造枪械、火箭推进器的喷嘴、切削 金属 ，是一种用途较广的 金属 。18世纪50年代，化学家曾发现钨对钢性质的影响。然而，钨钢开始生产和广泛应用是在19世纪末和20世纪初。‘钨是世界上少有的一种 有色 矿产品，年 产量 很低，用途非常广泛，主要用于铸造配料用原料。钨来源于一种白色砂型矿体，矿线特别微小，经过采掘、研磨、水重选、提炼等多道工艺，得到品位达到95%以上的钨矿粉，再经过高温电炉提炼成型生产出的成品才是钨。钨的熔点：3500℃。目前钨矿主要分布在中国和俄罗斯，中国现在是世界上最大的钨出口国。我国是产钨大国，钨资源储量520万吨，为国外30个产钨国家总储量（130万吨）的3倍多， 产量 及出口量均居世界第一。湖南、江西、河南三省的钨资源储量居全国的前三位，其中湖南、江西两省的钨资源储量占全国的55．48％。湖南以白钨为主，江西以黑钨为主，其黑钨资源占全国黑钨资源总量的42．40％。我国的钨矿大体上分布于我国南岭山地两侧的广东东部沿海一带，尤其是以江西的南部为最多，储量约占全世界的二分之一以上。此外，江西的大余、湖南的汝城、安化、临武、资兴、荼陵等地；以及广西和云南、四川、福建等省也有钨矿资源。国外钨矿的主要产地是加拿大和美国。目前市面上求购钨条的信息比较多，说明，一方面 市场 对于钨条的需求比较强烈，另一方面钨条 市场 信息流通还不够完善。

中华人民共和国国家质量检验检疫总局近日向全国发布消息：重新修订的中华人民共和国《金锭》国家标准自2004年5月正式实施。该项国家标准由中国有色金属工业协会提出，由江西铜业集团公司负责主制定的8个主要起草人中江西铜业集团公司占了3个。该标准对金锭的要求，实施方法、检验规则、标志、包装、运输、储存和质量说明 书等八个方面做出了规定。 　　在当代时代，随着全球经济一体化的发展和中国加入WTO的深入，标准化工作在国际贸易中的作用愈来愈重要，这也是企业加快未来发展、增强国际竞争力的关键所在。在企业界有这样一句话：一流的企业制定标准，二流的企业执行标准。随着江西铜业集团公司的不断发展壮大、外界的纷纷看好，江西铜业集团公司频频接受国家及行业标准的制定任务。近年来，江西铜业集团公司制定的国家标准有《金锭》、《铜精矿化学分析方法》等二项，行业标准有《铜冶炼企业产品能耗》、《有色金属选矿用生石灰》、《绢云母粉》等13项

一、江西省 2006年头，江西稀有稀土金属钨业集团公司（简称江钨集团）正式提出“安身钨业，跨过钨业，安身江西，走出江西，向多金属多种类展开，抢占资源和高新技能产品制高点，着力打造厂商的资源优势和中心竞争力，努力完成超常规、跨过式和可持续展开”的整体战略。2007年以来，江钨集团加大钨加工业出资力度，先后合资建立赣州江钨友泰新材料有限公司和江西鑫友泰新材料有限公司，别离从事钨粉、钨丝出产。 赣州江钨友泰新材料有限公司是由江西稀有稀土金属钨业集团公司、日本住友商事（我国）有限公司与北京技股份有限公司三家一起出资，在江钨集团部属单位赣州有色金属冶炼公司（1978年开端出产钨粉、碳化钨粉）原有出产才能的基础上进行技能改造和扩建后，于2006年12月18日建立的，注册资本7340万元。技以钱银出资人民币1468万元，占注册资本的20%，江西钨业出资人民币3303万元，占注册资本的45%；住友商事出资折合人民币2569万元，占注册资本的35%。合资公司的总出资为13288万元，投产后将具有年出产3000吨钨粉、1000吨碳化钨粉和500吨合金粉的规划。 江西鑫友泰新材料有限公司是江西钨业集团公司与日本东芝株式会社协作出资6000万元人民币建立的，方案在赣州有色金属冶炼有限公司现有厂区范围内新上钨铼丝、钨钍丝出产线，添加中细钨丝出产种类的项目，建成投产后可完成年供应收入6亿元。 此外，江西钨业集团与江西伟克铜材公司进行强强协作，由旗下我国有色金属进出口江西公司对江西伟克铜材公司进行增资扩股、提质增效。江西伟克铜材制作有限公司是2005年弋阳县引入的一家运营铜管加工制作的合资厂商，规划年出产才能10000吨，产值达6亿元。但由于资金原因，该厂商一向处于半停产状况。该项目总出资3.2亿元，项目建成后，年供应收入可达20亿元，年利税9000万元。 2007年9月，江西省地矿局赣南队完成了江西崇义县淘锡坑矿区钨矿资源潜力点评项目，在主采区深部和外围都发现了很多的工业矿体，矿床保有资源总量到达近大型规划。 本安排监测的数据显现，2009年前半期，江钨集团完成供应收入32.92亿元，同比增加6.36%。2010年3月份，江西省政府与我国铝业公司（下称中铝）在北京签署战略协作结构协议。依据协议，江西省政府与中铝将在有色金属范畴展开全面战略协作。两边以江西稀有金属钨业控股集团有限公司及其部属厂商为协作先导，一起构建稀有稀土展开渠道，中铝经过增资、收买、项目出资等方法，完成对江钨控股的控股。由于江钨控股旗下一家子公司在7年前现已与五矿一起组成了一个合资公司展开钨业，中铝一旦正式收买江钨控股，五矿在江西有色商场将会呈现一个强壮的竞争对手。 二、湖南省 依据全国危机矿山顶替资源找矿规划，湖南省依照分期分批、先急后缓、分步施行的准则，分四批次对55个国有或国有控股大中型矿山厂商展开了资源潜力查询。其间，36个矿山厂商提交了资源潜力查询报告，19个矿山厂商因资源干涸、厂商改制等原因提交了资源潜力查询表。2007年年末，省国土资源厅安排对全省范围内没有展开资源潜力查询的国有大中型矿山厂商展开资源潜力查询，现在查询工作进展顺畅，10个列入全国危机矿山顶替资源找矿方案项目获得阶段性效果。其间，宜章县瑶岗仙钨矿顶替资源勘查，累计新增资源储量钨39711吨、钼1768.5吨；常宁市水口山康家湾铅锌金银矿顶替资源勘查，累计新增铅锌资源量29.92万吨；桂阳县黄沙坪铅锌矿顶替资源勘查，开始预算可探获铅锌资源量2万吨以上。 此外，冷水江锡矿山锑矿、宁乡县清溪冲煤矿、平江县黄金洞金矿、新邵县龙山锑金矿、沅陵县沃溪金锑钨矿等顶替资源勘查均见矿杰出。由中冶集团出资、中冶华冶公司运营的中冶湖南钨锑科工有限责任公司首要事务为钨锑资源开发及加工。在钨资源开发加工方面，安化县政府将境内钨锑资源区的探矿权优化装备给中冶湖南钨锑公司，作为该公司资源开发基地。公司配套建造一座年产3000吨的炭化钨冶炼厂。在锑资源开发方面，安化县人民政府以无偿划转的方法，将所属的残余溪锑矿财物、人员、采矿权及外围探矿权划给中冶湖南钨 锑公司。据有关材料显现，该区域内锑金属前景储量可达10万吨，钨金属前景储量3万吨。依照该矿拟定的2008-2012年展开规划，将出资1.5亿元进行扩产改造。到时，精锑产值和钨精矿的产值将名列国内锑冶炼职业前茅。 湖南辰州矿业股份有限公司（简称辰州矿业）2007年8月A股上市，尔后总计出资近亿元扩展采选才能，并成功入主中南锑钨。此外，辰州矿业以5761.7073万元收买了湖南省中南五金矿产进出口有限公司、湖南省中南五金矿产进出口有限公司工会及衡阳南东有色金属有限责任公司三家公司股东所持湖南省中南锑钨工业贸易有限公司49.49%股权，加上自身持有36.21%股权，收买完成后全面控股中南锑钨。 值得注意的是，2009年12月，五矿集团与湖南有色金属控股集团经过两个协议《关于湖南有色金属控股集团有限公司增资协议》、《湖南有色金属控股集团有限公司股权划转协议》，我国五矿集团子公司我国五矿有色控股公司别离获得湖南有色集团49%与2%的股权，算计持有51%的股权，触及金额55.59亿元。湖南省国资委持有剩下49%股权。这样，五矿集团就操控了湖南省境内90%以上的钨矿资源。在这之前，五矿已先后控股了修水香炉山钨矿、江西钨业集团、南昌硬质合金厂，而且还持有厦门钨业20.58%的股份。 三、河南省 河南省的钨资源储量居全国的第三位，仅次于湖南和江西。河南省工业结构晋级“十一五”规划提出，将河南建造成为全国重要的有色工业基地。规划说到2010年，10种有色金属出产才能到达450万吨（其间铝300万吨、铅锌120万吨）；构成铜及铜加工材70万吨、金属镁及深加工20万吨、氧化铝700万吨、钼精矿4万吨、钨精矿1万吨、氧化钼4万吨、铝加工材及铝合金280万吨、钨钼深加工1500吨的出产才能。 河南省洛阳市钨钼资源丰富，“十一五”期间，洛阳将大力展开钼钨钛新材料工业，重点建造新安10000吨海绵钛，725所5000吨钛板带材、30万件钛管件、2万吨金属钛，洛钼集团1万吨钼选厂、3万吨露采和白钨收回、4万吨氧化钼和1.5万吨钼铁、年产5000吨钼酸铵、500吨钼制品及300吨钨制品，嵩县万吨钼选厂等项目，到“十一五”末，使洛阳市钼钨钛工业年供应收入到达235亿元以上，成为全国最大的钼钨钛工业基地。 四、福建省 2007年11月，坐落福建省宁化县的行洛坑钨矿投产，该矿年产是非钨精矿2400吨，是我国迄今为止投产规划最大的钨矿选矿厂。宁化行洛坑钨矿现已探明钨金属储量达30多万吨，矿石档次0.228%，为我国四大钨矿床之一。 2007年5月，国家科技部正式批复了以厦门钨业股份有限公司集团为依托单位组成的我国钨职业专一的国家级职业技能研制安排，组成期为三年，国家第一期拨给赞助金500万元。该项目于2008年建成，为厦钨的快速可持续展开供给科技保证，为我国从钨工业大国向钨工业强国的改变发挥积极作用。

稀土动态最新：中国稀土资源主要分为轻稀土和中重稀土。轻稀土资源主要集中在北方的包头以及四川、山东地区；中重稀土资源主要集中在江西、广东、福建、湖南、广西等南方区域，尤以江西赣州居多。目前国外也拥有大量的未开采稀土资源，不过主要属于轻稀土资源。南方的中重稀土资源价值远高于北方的轻稀土，也是中国稀土最大的优势资源。旧的竞争格局是，包钢稀土主控北方轻稀土资源，五矿主控江西和湖南中重稀土资源，江西铜业主控四川轻稀土资源，广晟 有色 主控广东轻稀土资源，广西 有色 集团主控广西中重稀土资源，此外中国 有色 集团也逐渐加大广东和广西稀土领域投资。新的竞争格局是，中铝将加入江西中重稀土资源领域的竞争，并且承诺投资至少在100亿元以上，手笔甚至大于五矿。　　在新的竞争格局下，几大主体手中的筹码已经非常清晰。在上述几大主要竞争主体中，包钢稀土、江西铜业、广晟 有色 、广西 有色 集团等地方国资控股的企业都拥有采矿权，而中铝、五矿、中色等三家央企却没有采矿权。地方政府看到稀土领域颇具前景，不会轻易将稀土资源转让给外地企业，哪怕是央企也不例外。　　而在拥有采矿权的几大主体中，江西铜业尽管资金实力雄厚，但是优势并不明显。2008年6月，江西铜业才进入稀土领域，并于第二年获得四川江铜稀土有限责任公司控股权。四川省对江西铜业在稀土深加工领域要求甚高，但是江西铜业在稀土领域缺乏经验和技术。　　在缺乏采矿权的三家央企中，优势也存在明显差别。其中，五矿优势最为明显，目前旗下公司已经具备13500吨分离能力，占到中重稀土 市场 的1/4左右。同时，五矿在稀土下游深加工领域拥有较大优势，并且在赣州建立起了从稀土原矿初加工到发光材料应用的一条完整 产业 链。而中铝的短板是，既没有稀土资源，又缺乏下游深加工的技术力量。　　在地方政府不愿出让稀土采矿权的情况下，三家央企目前只能投资中端分离冶炼领域，以及下游深加工领域。在稀土 产业 链中，下游深加工领域技术门槛最高。虽然经过多年的积累，中国在稀土应用方面已经取得了一些成就，但是目前依然远远落后于日本、美国等发达国家。　　稀土主要应用于永磁、储氢、发光、催化和抛光材料等领域，中国在稀土应用方面做得最好的是发光材料领域。目前，中国在稀土发光材料应用方面已经非常接近国际水平。　　在稀土领域打出一片天地，只能在深加工领域寻求突破，但是中国非常缺乏稀土应用领域方面人才。当前，中国正试图吸引发达国家的稀土应用企业来华投资，进而学习这些先进的应用技术，但这并非朝夕之间可以实现。这些拥有先进技术的企业不会轻易到中国进行投资，进而让中国企业将技术学到手。　　尽管稀土领域的后来掘金者缺乏经验，但是随着这些大型企业的介入，意味着有更多的资金投入到稀土应用领域，从而提高中国稀土应用能力，这对于中国稀土应用领域而言是件好事。更多有关稀土动态的内容请查阅上海 有色 网 

长江 期货 - 金属行业 研究近期在 行业 内最大的新闻莫过于江西铜业因炒 期货 而巨亏数十亿，这则新闻直接导致江西铜业企业债离奇暴跌6.9%。不过个人分析，江西铜业在如此暴跌 行情 下仍处于多头持仓首位并非投机所为，首先是江西铜业作为国有企业，决定了其领导层经营企业的首要任务不是获取超额利润，而是保持企业在任期内的稳定，所以江铜的领导层决不敢去大肆进行 期货 投机，则与股份企业华联三鑫逆势做多PTA有着本质的不同，其次是江西铜业是少有的拥有境外 期货交易 权限的公司，由于国内铜价跌幅明显低于国际 市场 ，江铜完全有可能通过做空国际期铜，做多国内期铜实现套利 交易 ，这就可以解释江铜大量持有国内多头头寸。       上述两个原因只能称作是表面原因，更深层的还是一场 行业 整合因素。纵观全球整个资源 行业 的发展趋势，无外乎就是高集中度和多元化，企业要实现横跨多个矿产资源并将其垄断，这其中的代表就是必和必拓。2000年6月20日，国务院发布了《关于调整中央所属 有色金属 企事业单位管理体制有关问题的通知》，决定撤销三大企业集团，其所属大部分企事业单位下放地方管理。这直接导致 有色金属行业 群雄割据的状况， 行业 集中度相当低，造成中国 有色金属行业 缺乏国际竞争力。以2005年的铝 行业 整合为开端，中央政府开始了“分久必合”的 行业 整合序幕，近期则是07年湖南和甘肃开始试行的地方企业对接央企，其意图就是通过 行业 整合打造出国内的几个巨无霸，而候选名单则包括央企中的中国铝业、五矿集团、中冶集团和中国 有色 集团，四者中又以中国铝业和五矿集团最具兼并实力。长江 期货金属 研究说道，如果按照国内铜价与国际铜价7.8的比价关系，国内铜价因跟随国际铜价跌到28600元左右；矿山企业铜矿开采成本大致在20000-25000元/吨之间；如果只考虑自产铜矿冶炼部分,江西铜业的盈亏平衡点在铜价每吨3万元左右，综合外购铜,盈亏平衡点大概在铜价每吨3.7万元左右。因此，按照上述的 行业 整合因素及企业的经营成本，未来铜价很可能在3万元以下区间运行3-6个月，以达到积压铜企，进行兼并。 

        近年来，在中央政府大力推广新能源政策的支持下，各地方省份也是积极跟进，培养优势 产业 。江西省抓住机遇，凭借粉石英（硅材料主要原料）储量全国第一的资源优势，出台多方面措施保障光伏 产业 发展。短短3、4年间，使得一大批光伏 产业 上下游项目迅速在江西集聚，成为我国重要的光伏 产业 基地。以新余为主产地、以赛维LDK和盛丰能源为核心企业的 产业 带具有较强的生产能力，初步建立了从硅料、硅片到太阳能电池组件及配套产品的完整 产业 链，拥有了对外合作的有效途径和一批关键人才，在国内已具有较明显的规模优势和 市场 竞争力。    江西赛维LDK太阳能高科技有限公司是世界规模最大的太阳能多晶硅片生产企业。工厂坐落于江西省新余市经济开发区，专注于太阳能多晶硅铸锭及多晶硅片研发、生产、销售为一体的高新技术光伏企业，拥有国际最先进的生产技术和设备。公司注册资金11095万美元，总投资近3亿美元。2006年4月份投产， 7月份产能达到100兆瓦，8月份入选“RED HERRING亚洲百强企业”，10月份产能达到200兆瓦，被国际专业人士称为“LDK速度奇迹”。荣获“2006年中国新材料 产业 最具成长性企业”称号。 目前公司正致力于发展成为一个“世界级光伏企业”。 　　2007年6月1日，赛维LDK成功在美国纽约证交所上市，成为中国企业历史上在美国单一发行最大的一次IPO；赛维LDK是江西省企业有史以来第一次在美国上市的企业，是中国新能源领域最大的一次IPO。 　　该公司1.5万吨硅料项目近日已在江西省新余市正式启动，该项目总固定资产投资120亿元以上，预计将成为目前全球太阳能领域单个投资额最多、产能设计规模最大的项目之一。 　　据悉，该项目计划首期在2008年底前建成投产，形成6000吨太阳能级硅料的年生产能力；2009年项目全部建成投产后，将形成1.5万吨产能，从而使该公司成为世界主要的太阳能多晶硅原料生产企业。    江西赛维LDK太阳能高科技公司(LDK)表示，已开始在其位于新余市的工厂的第二条多晶硅生产线进行生产。这条生产线年产5000公吨多晶硅，预计将于3到6个月内达到年化产能，从而使LDK能够达到预期生产成本及产能目标。 

上海有色网免费为您提供最新铜价查询，还为用户提供最新的铜业资讯和信息、最客观全面的每日铜价格及各省份铜报价;最有针对性的铜业供求信息;铜期货分析预测信息等。请看7月份本网站对A股上市三大铜业巨头整体状况分析对比。资源储量江西铜业是中国规模最大的铜业企业，旗下拥有6座矿山，分别为德兴铜矿等。截至2009年公司的资源储量为铜金属1131万吨、黄金362吨、银9689吨、钼27.5万吨、伴生硫及共生硫10899万吨。海外权益储量为铜407万吨、黄金42.16吨。铜陵有色旗下拥有6座矿山，分别为冬瓜山铜矿等，铜权益金属储量158万吨。云南铜业旗下拥有公司目前权益铜矿储量在120万吨左右。与国内其他铜企业相比，江西铜业在资源、规模方面具有明显优势。铜精矿自给率粗炼/精炼的变化，对冶炼企业主营业务盈利有着重要影响，因此铜精矿自给率水平决定公司冶炼环节的盈利水平。2009年江西铜业的铜精矿产量16.7万吨，阴极铜产量80.2万吨；云南铜业的铜精矿产量6.317万吨，阴极铜产量28.67万吨；铜陵有色的铜精矿产量4.43万吨，阴极铜产量71.86万吨。从铜精矿产量来看，江西铜业的产量规模最大，是云南铜业的2.8倍，是铜陵有色的3.8倍。从铜精矿自给率来看，江西铜业、云南铜业、铜陵有色铜精矿自给率分别为20.8%、22%、6.16%。中国铜矿紧缺，整个行业的矿产自给率普遍较低，江西铜业、铜陵有色目前的矿产自给率在20%左右，在行业内处于较高水平。副产品产量冶炼的盈利除来自冶炼费用外，大部分来自副产品硫酸、黄金、白银的收入，尤其是近期黄金价格维持高位、硫酸价格有望回升，副产品可望成为冶炼业务盈利的主要支撑力量。2009年江西铜业生产硫酸225万吨、黄金20吨、白银430吨，除此之外，钼精矿和精铋是稀散金属利润贡献的主力，原因是两者的产量较大，预计未来钼精矿产量将达到年产5000吨。铜陵有色硫酸实现175.23万吨、黄金9.3吨、白银406吨、铁精矿54.4万吨；云南铜业硫酸实现72.46万吨、黄金8.1吨、白银310吨。冶炼成本国内铜冶炼行业的冶炼成本平均水平为2200元/吨。江西铜业贵溪厂的冶炼成本约2200元/吨，预计今年冶炼业务略亏；铜陵有色金隆冶炼厂是中国最先进的铜冶炼厂之一，生产成本低，吨铜冶炼成本1800元；云南铜业由于艾萨炉工艺的优势，公司的冶炼成本近年来大幅下降，目前吨铜冶炼成本约2000元。由此可见，铜陵有色在冶炼成本方面具有绝对优势。未来展望江西铜业：资源控制量继续增加。2009年公司收购金鸡窝银铜矿探矿权，新增铜金属储量31万吨、铅锌金属储量51万吨，除此以外，东乡铜矿和银山铅锌矿深部有新增资源的可能。铜陵有色：安徽省有色资源整合受益者。在安徽省政府的支持下，已有数个铜矿山被公司大股东铜陵有色集团收购。除了省内资源整合外，公司大股东铜陵有色集团与中铁建合资要约收购厄瓜多尔Corriente Resources Inc的股权，铜储量约为1154万吨，未来注入上市公司是大概率事件。此外，公司作为安徽省直购电的示范企业，有望能获得0.398元/度的电厂电价，根据公司年耗电12亿度计算，每年将能节省成本约1.58亿元。云南铜业：注入资产值得期待。云南自身的铜资源储备十分丰富，目前云铜集团矿山资产中最有吸引力的当属博朗铜矿和凉山矿业股权。凉山矿业旗下拉拉铜矿储量80万吨，铜精矿产量约为3万吨，股份公司股权占比20%左右，集团股权40%左右。此外，集团对普朗铜矿的控股比例为70%，普朗矿探明铜经济资源量92多万吨，其中高级别储量76万吨，预测远景资源量可达300万吨以上，同时有近300吨的金银伴生矿。公司控股股东云铜集团掌握的铜资源量很大，未来公司的可注入资产值得期待。您可以登陆上海有色网铜专区进行最新铜价查询，我们将为您提供最专业的最新铜价查询服务。   

钨条包括钨棒，钨钢棒，烧结钨棒，主要是用来锻造成材料的成分，刀具和弹头，灯泡钨丝，电接触点和热导体，曲轴和气缸钨丝桶，耐热钢的各种成分。掺杂的钨条用于生产灯丝或电子管灯丝，这就保证具有显著的抗高温。纯钨是一种从地上开采的天然金属。在原始形式 下，纯钨是很脆的。简介钨是世界上少有的一种有色矿产品，年产量很低，用途非常广泛，主要用于铸造配料用原料。钨来源于一种白色砂型矿体，矿线特别微小，经过采掘、研磨、水重选、提炼等多道工艺，得到品位达到95%以上的钨矿粉，再经过高温电炉提炼成型生产出的成品才是钨条。钨的熔点：3500℃。钨矿主要分布在中国和俄罗斯，中国现在是世界上最大的钨出口国。通常钨条的纯度都应在99.95%以上，而且必须出具权威机构的检验分析测试报告，例如：国家有色金属及电子材料分析测试中心分析测试报告。分类铸造碳化钨、 碳化钨粉、钨粉、氧化钨、合成白钨、钨丝、钨钼合金丝、钨绞丝、杜美丝、钨铼合金丝、钨铈电极、钨板、钼基钨极、掺杂钨条、钨条、钨杆、钨加热子。优点淬火和回火后硬度高；耐磨性好；高温下工作性能好。用途1、加工用车刀刀头、照明器材用钨丝及各种导热体2、制造高级汽车的曲轴、缸筒的配料，铸造各种耐热钢材的配料3、广泛用于枪支、火炮、火箭、卫星、飞机、舰船的制造 钨资源分布我国是产钨大国，钨资源储量520万吨，为国外30个产钨国家总储量（130万吨）的3倍多，产量及出口量均居世界第一。湖南、江西、河南三省的钨资源储量居全国的前三位，其中湖南、江西两省的钨资源储量占全国的55．48%。湖南以白钨为主，江西以黑钨为主，其黑钨资源占全国黑钨资源总量的42．40%。我国的钨矿大体上分布于我国南岭山地两侧的广东东部沿海一带，尤其是以江西的南部为最多，储量约占全世界的二分之一以上。此外，江西的大余、湖南的汝城、安化、临武、资兴、荼陵等地；以及广西和云南、四川、福建等省也有钨矿资源。国外钨矿的主要产地是加拿大和美国。 

离子吸附型稀土矿又称风化壳淋积型稀土矿，20 世纪60 年代末期首先在江西省龙南足洞发现，尔后相继在福建、湖南、广东、广西等南岭地区均有发现，但以江西比较集中、量大。离子吸附型稀土矿是一种、国外未见报导过的我国独特的新型稀土矿床。经几十年的研究，查明该类型矿分布地面广，储量大，放射性低，开采容易，提取稀土工艺简单、成本低，产品质量好等特点。 英文名ion-absorbingtyperare earthsore 离子吸附型稀土矿，主要分布在我国江西、广东、湖南、广西、福建等地。 目前离子型稀土矿的提取方法有两种 (1)用NaCl从离子吸附型矿石中提取稀土 使用NaCl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，滤液经石灰中和并补加食盐返回再用;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。该工艺目前存在的主要问题是浸渣含NaCl高，造成土壤盐化。 (2)硫酸铵法 用(NH4)2SO4从离子吸附矿石中提取稀土，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(N H4) 2 SO,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，滤液经补加硫酸按返回再用。与NaCl法相比，其浸渣不会造成上壤盐化问题。