何谓矿石回收率?　　开采后所得到的矿石量Q’与矿石工业储量Q的百分比称为回收率。　　p=Q’/Q*100%　　如果Q’代表开采所得的净矿石量，p就称为实际回收率，如果Q’代表有废石混人的采　　出矿石量.则P称为视在回收率。

废弃金属回收率 关键字:* 回收率　　是指从废液(废电镀液、蚀刻液)与废弃固体物(覆铜板与印制板、粉粒、泥渣)中提取金属物,包括铜、镍、金、锡等金属，以总量的百分比计算。 计算方法如下： w R Rr M M = M 式中：MR r ——废弃金属回收率，%； MR ——回收金属量, kg； MW ——废物中金属含量，kg。.

金属平衡表分为理论金属表和实际金属平衡表两种： 理论金属平衡表是根据在平衡的期间内的原矿石和最终选矿产品（精矿与尾矿）所化验得到的品位算出的精矿产率和金属回收率，因未考虑过程中的损失，所以此回收率称为理论回收率，此金属平衡表称为理论金属平衡表。它可以反映出选矿过程技术指标的高。一般按班、日、旬、月、季和年来编制。可作为选矿工艺过程的业务评价与分析资料，并能够根据在平衡表期间内的工作指标。对个别车间、工段和班的工作情况进行比较。  实际金属平衡表。是根据在平衡表期间内所处理矿石的实际数量、精矿的实际数量（如出厂数量及留在矿仓、浓密机和各种设备中的数量）以及化验品位算出的精矿产率和金属回收率，所以此回收率称之为实际金属回收率，此金属平衡表称之为实际金属平衡表。它反映了选矿厂实际工作的效果。一般实际金属平衡表按月、季、半年或一年编制。 选矿过程中金属流失集中反映在实际回收率与理论回收率的差值上。由于理论平衡表没有考虑选矿过程各个阶段中金属的机械损失。因此，理论平衡表的金属回收率一般都高于实际平衡表的金属回收率，但有时也会出现反常现象，实际回收率高于理论回收率，这主要是因为取样的误差、原矿与选矿产品的化学分析及水分含量的测定的误差，以及原矿与选矿产品计量的误差等所造成的。一般要求理论金属平衡表的回收率和实际金属平衡表的回收率之间的差值，对于浮选厂正差不能大于2%，不应出现负差。重选厂正负差不能超过1.5%。  比较理论金属平衡表和实际金属平衡表，能够揭露出生产过程中金属流失的情况。差值愈大、说明选厂在技术管理与生产管理方面存在的问题愈多。这就要查明生产过程的不正常情况，以及取样、计量与各种分析和测量上的误差，并及时予以解决其计算方法如下：如某硫化铜矿原矿中铜品位为0.9%，精矿中铜品位为18.0%，如果每昼夜处理原矿石重量为400t，得精矿重量为15t，实际回收率为 ×100%＝75%。原矿品位α、精矿品位β和尾矿品位θ (单位：%)  选矿技术监督部门一般通过实际回收率的计算，编制实际金属平衡表。通过理论回收率的计算，编制理论金属平衡表。两者进行对比分析，能够揭露出选矿过程机械损失，查明选矿工作中的不正常情况及在取样、计量、分析与测量中的误差。通常理论回收率都高于实际回收率，但两者不能相差太大，在单一金属浮选厂一般流失不允许相差1%。如果超过了该数字，说明选矿过程中金属流失严重。 入厂原矿中金属含量和出厂精矿与尾矿中的金属含量之间有一个平衡关系，若以表格形式列出即称之为金属平衡表。Q--原矿量/吨 α--原矿品位/% θ--尾矿品位/% β—精矿品位/% K--精矿的重量/吨 V--尾矿的金属品位/% Ss--损失部分的重量/吨 θs--损失部分的金属品位/%

一、改善和提高现有选矿技术水平。      具体包括： 1 浮选药剂制度是提高选矿技术水平的关键，主要是寻找一种经济有效的氧化锑矿石的捕收剂，必须通过选矿试验研究，才能实现这一目的。 2 在现有工艺流程结构及条件下，通过加强操作管理和调整工艺条件以适应原矿性质的变化。对每一环节都要严格管理，球磨作业条件控制是降低选矿成本和提高浮选效果的关键，添加药剂的方式可考虑分段添加以提高药效和减少药剂耗量，通过控制补加水量来提高粗选浓度同时降低精选浓度，以保证粗选的回收率和提高精矿品位，还需通过调节矿浆pH值来保证有用矿物的选择性浮选; 二、对选矿设备要定期维修，同时在条件许可的情况下对老化设备进行更换。

铜在国民经济发展中具有重要的战略地位,铜矿资源更是不可再生的短缺资源。我国铜矿资源人均储量少且以贫铜为主,大型铜矿少,随着矿山开采的深入,矿产资源日趋贫、细、杂,选别作业难度增加,况且随着国民经济的高速发展,对高品质的矿产原料和金属的需求量不断增加,使供需矛盾也日益加大。如何提高铜矿产资源的综合利用率,缓解供需矛盾,保证国民经济的可持续发展,已成为技术创新的重大问题之一。        因此,针对我国铜矿资源的特点,加大低品位铜矿资源深度开发,实现矿产资源的综合利用,有利于缓解我国铜工业存在的供需矛盾,具有重大的经济意义和社会意义。 本课题选择铜陵有色集团安庆铜矿的的铜铁多金属共生矿为研究对象,矿石中的金属矿物以黄铜矿、磁铁矿、(磁)黄铁矿等硫化矿物为主,原矿性质较为复杂;由于选矿生产中存在严重粗粒欠磨、细粒过磨,供矿性质复杂多变,药剂制度不合理等多种不利因素影响,精矿产品回收率偏低,有价元素得不到充分的利用。本文在对该矿石主要矿物组成和嵌布关系深入研究及原选矿工艺存在问题分析的基础上,以提高选铜回收率和综合回收有益金属为目的,结合矿石性质特点,在实验室中通过改变 ①磨矿条件:球磨操作条件、球磨机球比、磨矿浓度、磨矿细度等; ②浮选药剂条件:捕收剂种类和用量、起泡剂用量、矿浆PH值等环节的浮选试验; ③浮选工艺流程:根据彭会清教授的中矿选择性分级再磨技术优化原有选矿流程,确定了新的磨矿条件、浮选药剂制度和选矿工艺流程,取得了比较理想的铜硫选别指标,为选矿厂进行全流程技术改造提供了详实的理论依据。         在小型试验理论研究分析的基础上,对安庆铜矿新的浮选新工艺进行了半工业连续优化验证试验,通过选矿工艺的优化、调试,新工艺的选矿指标有较大的提高。半工业对比试验表明,新的磨矿条件可以提高球磨机处理能力约11%,降低能耗,同时有效的减少返砂量,提高分级效率,明显的优化浮选给矿粒度组成,使浮选指标得到;与此同时,使用中矿选择性再磨技术,突破了阶段磨矿,循序返回的传统浮选工艺模式,在不增加磨机情况下,实现了铜中矿选择性分级再磨再选,形成了磨浮大循环,可以明显的提高中矿的单体解离度从而有效的提高了铜的回收率。同时也为同类矿山的技术改造提供了一定的借鉴作用。本课题有很好的发展前途和应用前景。

选矿作业的目的是把原矿中的金属选入精矿，这个选分过程的完全程度用精矿中的金属重量对原矿中该金属重量的比来评定，这个比值叫做金属回收率。通常用希腊字母ε（读艾皮西龙）代表，用百分数表示。 每一个选矿工人都应该关心金属回收率的提高。提高金属回收率，意味着尽最大可能将原矿中的金属选别出来，减少金属损失，则需要各工种密切配合。例如：磨矿工人应该认真按技术规范操作，完成规定的磨矿与分级各项作业指标，使矿石达到规定的单体分离度要求，以利于选别作业。选别工人精心操作，认真调整，尽可能将已单体分离的金属矿物选别上来，降低进入尾矿的金属含量。 因此，金属回收率高低，除了矿石可选性好坏客观因素外，更主要是标志选矿厂管理工作好坏和技术操作水平的高低。所以说提高金属回收率是十分重要的。         但是应该注意，提高金属回收率应该以不降低精矿品位为前提。如果盲目地为提高金属回收率，而不顾精矿品位下降，是片面的，得不偿失的。只有在保证精矿品位不降低的前提下，来提高金属回收率。保证精矿品位不降低与提高金属回收率，是矛盾的统一，要辩证的去看待。这就要认真掌握技术操作条件下，主要工种间要密切配合，围绕保证精矿品位不降低，而金属回收率又能提高来进行工作。

选矿金属回收率是指选出的铁精矿金属量占处理原矿金属量的百分比。它反映选矿过程中金属的回收程度。选矿金属回收率分别计算实际回收率和理论回收率两个指标。其计算公式为： 实际金属 回收率（％）= 铁精矿量（吨）×铁精矿品位（%） ×100％处理原矿量（吨）×处理原矿品位= 【铁精矿量（吨）×铁精矿品位（%）】÷【处理原矿量（吨）×处理原矿品位】 ×100％理论金属回收率（％）= 铁精矿品位（％） ×（处理原矿品位（%）一尾矿品位（%） ×100％处理原矿品位（%）×（铁精矿品位（％）一尾矿品位（％））=【铁精矿品位（％） ×（处理原矿品位（%）一尾矿品位（%））】÷【处理原矿品位（%）×（铁精矿品位（％）一尾矿品位（％））】 ×100％计算说明：（1）实际金属回收率是选矿过程中实际回收金属量所占的百分数；理论金属回收率是用来验证实际回收率的精确程度，检查生产技术管理水平高低的指标，两者的关系是：实际金属回收率= 理论金属回收率一选矿机械损失率在正常情况下，理论金属回收率总是大于实际金属回收率，即机械损失率总是正值。如果机械损失率过大或出现负值，则说明在计量、取样、化验等方面有不准确的地方，应及时检查并改进。（2）为了便于综合汇总，理论金属回收率的母项为原矿金属量，其于项为理论精矿金属量，它是以理论金属回收率与原矿金属量的乘积反求而得。（3）铁精矿量以扣除水分后的干量计算。（4）对于采用在进入磨矿机前先由磁滑轮、重介质等粗选工艺的，其实际回收率可采取下列分段金属回收率的连乘积，然后再用精选回收率的子项数字反求母项数字。 分段金属回收率的计算公式为： 粗选实际金属回收率（％） = 选出矿石量（吨×选出矿石含铁品位（%） ×100％处理原矿量(吨）×处理原矿含铁品位（％）=【选出矿石量（吨）×选出矿石含铁品位（%）】÷【处理原矿量(吨）×处理原矿含铁品位（％）) 】 ×100％精选实际金属回收率（％） = 铁精矿产量（吨） ×铁精矿含铁品位（%） ×100％入磨矿石量（吨）×入磨矿石含铁品位（％）=【铁精矿产量（吨） ×铁精矿含铁品位（%）】÷【入磨矿石量（吨）×入磨矿石含铁品位（％）】×100％入磨矿石品位应与粗选（简单选别）选出矿石品位一致，均由取样化验的加权平均数求得。当粗选选出矿石全部入磨时，入磨矿石量与粗选选出矿石量也应一致。（5）凡有两种或两种以上选矿产品，在计算理论金属回收率时，应从矿石开始按行列式法进行计算。其计算公式为第一种产品理论金属回收率（∑A）： ∑A = a1[(a-a3 )(b2-b3)-(a2-a3)(b-b3)] ×100%a[(a1-a3)(b2-b3)-(a2-a3)(b1-b3)]第二种产品理论金属回收率（∑B）： ∑B = b2[(a1-a3)(b-b3)-(a-a3)(b1-b3)] ×100%b[(a1-a3)(b2-b3)]-(a2-a3)(b1-b3)计算公式符号见表2－2－1。表2－2－1产品理论全同回收率计算公式符号种类矿量(吨)含铁品位(%)AB原矿1Ab第一种精矿AC1A1B1第二种精矿BC2A2B2尾 矿C3A3B3

为了提高独立银矿浮选的回收率，采取了三方面的措施：一是针对银矿物嵌布粒度的粗细特点，尽可能使银矿物充分解离，提高银的回收率；二是选择中性或弱碱性的浮选矿浆碱度和选用碳酸钠作浮选矿浆的调整剂，提高银的浮游性；三是搭配使用黄药与黑药，增强对银的捕收能力。 近年来，在国家一系列优惠政策鼓励下，我国在共、伴生银矿的综合选矿回收方面得到了加强，许多矿山和炼厂重视了银的回收，但是总起来看，选矿技术设备没有重大发展，银的回收率不高，不同矿山尾矿中含银很高（10～30g/t），而未予回收。 银矿石经选（或选冶）后，所得到的产品有银精矿、银泥和各种有色金属的含银精矿。目前对前两者通常采用火法熔离（反射炉、电炉、坩埚、鼓风炉、闪速炉），或者用湿法冶金分离提取，再行电解精炼；后者主要是在冶炼有色金属过程中，半银富集到阳极泥（主要是铜、铅阳极泥）中综合回收。在我国98%的白银是从各类有色金属矿的冶炼阳极泥中回收的。

钼是贵重的稀有金属，在钼铁生产中，钼矿占总成本的97.5%。所以，最大限度的提高钼的回收率对降低成本，提高经济效益十分重要。必须抓住有可能造成钼损失的环节严格控制。 (1)MoO3(s)蒸气压高，易升华。因此减少MoO3(s)的升华量及回收含钼粉尘是必须注意的重要环节。 (2)在钼精矿焙烧中要准确控制焙烧温度，尽量减少MoO3(s)的升华量，同时要有高效净化系统，将回收的钼尘重新焙烧。 (3)在冶炼中，密封炉体不但能降低热损失，降低还原剂铝的用量，也可降低渣中钼损失量，同时也有利于烟气的净化除尘。除尘器收集的含钼粉尘造块后可返回冶炼。如果粉尘中含有其他金属元素则应考虑粉尘的综合利用。 (4)钼铁渣中夹杂的钼铁颗粒必须回收，可将炉渣破碎用磁选方法回收。 (5)精整屑和炉底结瘤铁是数量最大的含钼返回料，应配入熟钼矿重新冶炼。钼的性质钼是一种银白色的难熔金属，熔点为2615℃，密度为10.2克/厘米3，膨胀系数小，几乎与电子管的特殊玻璃的膨胀系数相同。

某选矿厂八系列是典型的接连磨矿－弱磁－反浮选工艺流程处理磁铁矿石的出产系列，但由于其矿石性质比较复杂，并存在磁铁矿与氧化矿的混矿现象，使该系列自投产以来铁的收回率一向比较低。在现在资源日趋严重的情况下，充分利用资源，进步铁的收回率，就显得特别重要。为此，针对选矿广详细出产方针情况，展开了进步铁收回率的实验研讨。     该系列经过多年的出产运转，磨矿工艺和弱磁选工艺流程及其设备装备比较合理，所以，该实验研讨矿样选为弱磁选精矿和弱磁选尾矿，其要点实验内容为弱磁选尾矿的分选。研讨意图是经过实验研讨，查明其铁收回率低的原因，并寻觅进步磁矿系列铁收回率的办法和途径。     一、实验矿样     （一）取样     实验矿样取自选矿厂八系列，矿样为弱磁精选精矿和弱磁粗选尾矿。接连取样一个星期，每天取样6次。一起，对系列处理原矿也进行取样考察，并进行分析化验。所取实验矿样的均匀方针这：原矿铁档次TFe32.47％、TFeO 11.13%原矿均匀氧化度2.92％；弱磁精矿铁档次TFe61.20％、理论产率37.41％、铁收回率70.51%；弱磁粗选尾矿铁档次15.30％、理论产率62.59%铁丢失率29.49％。实验所取矿样从取样时刻、取样点、所取矿样分量及方针，都具有必定代表性。     （二）矿样性质分析     1、矿样的物质组成及其分析     实验矿样的多元素分析及物相分析成果别见表1和表2。 表1  实验矿样的多元素分析成果名   称TFeTFeORxOyFPSiO2弱磁精矿61.3024.100.801.150.122.47弱磁尾矿15.203.706.258.701.1622.26名   称K2ONa2OCaOMgOAl2O3烧减弱磁精矿0.150.142.720.960.220.95弱磁尾矿1.121.1519.803.631.918.93 表2  实验矿样的铁物相分析成果矿样 称号成分 （%）铁物相磁铁矿中的铁赤铁矿中的铁硅酸盐中的铁硫化矿中的铁弱磁 精矿含量55.903.400.301.90占有率90.895.530.493.09弱磁 尾矿含量0.6011.701.901.10占有率3.9276.4712.427.19     分析成果标明，原矿经弱磁选别后，磁铁矿的收回率较高，阐明现场磁选流程对磁铁矿的选别作用很好。但氧化矿的收回率很低，大部分丢失在尾矿中。然后阐明，要进步磁矿系列的收回率，首要是收回丢失在尾矿中的氧化矿。     2、矿样的单体解离度及粒度分析     实验矿样的单体解离度分析成果见表3，粒度分析成果见表4。                           表3  实验矿样中铁矿藏单体解离度测定成果实验矿样铁矿藏 单体（%）富连生体（%）贫连生体（%）铁与硅酸盐矿藏铁与萤石铁与其它矿藏铁与硅酸盐矿藏铁与萤石铁与其它矿藏弱磁精矿90.274.830.970.482.490.800.16弱磁尾矿64.3913.902.736.326.832.363.47 表4  实验矿样的粒度分析成果粒度（mm）＋0.076－0.076＋0.045－0.045＋0.034－0.034＋0.025－0.025＋0.017－0.017＋0.008－0.008弱磁给矿7.6014.4012.6016.8012.8010.0024.80弱磁精矿5.0819.7111.5920.1212.4012.2018.90弱磁尾矿7.8017.9312.8115.8712.8114.0818.70     实验矿样的组成和单体解离分析成果阐明，弱磁尾矿中铁矿藏的单体解离度低，从弱磁尾矿中收回铁矿藏，不管采纳什么办法，要得到较高铁档次的铁精矿，其铁的收回率都不会太高。     粒度分析成果标明，弱磁尾矿中细粒级矿藏含量高，其中铁的占有率也高。所以，要从弱磁尾矿中收回铁矿藏，首先要考虑微细粒级铁矿藏的有用收回。     二、选别实验及其成果     （一）实验工艺流程     依据矿石性质，本研讨选用的实验计划为：对选矿厂弱磁选的弱磁尾矿，进行直接反浮－正浮选实验研讨，讨论进步系列收回率的途径；并对选厂弱磁选的弱磁精矿进行现场的一粗二精反浮选工艺实验。 弱磁尾矿的浮选工艺流程为反浮－正浮选工艺流程。反浮选为一道作业，选用Na2CO3－水玻璃－白腊皂药剂组合；正浮选为一次粗选两次精选，选用明矾－钠－白腊皂药剂组合。实验流程及设备见图1。    （二）实验成果及分析     1、弱磁精矿反浮选实验成果     在原矿档次为32.71％及弱磁精矿档次为61.83％、产率37.41％的情况下，弱磁精矿经过一粗两精反浮选后，可获得反浮精矿档次为64.48％、产率为34.66％的分选成果。     2、弱磁尾矿正浮粗选条件实验     实验用水为清水，依据以往的研讨，并经探究实验，断定粗选的明矾用量为5kg/t,钠用量为1.77kg/t.在此条件下，进行捕收剂不同用量的条件实验。实验成果见图2、图3和图4。由实验成果断定，捕收剂用量为0.80kg/t。    3、弱磁尾矿正浮精选条件实验     经过探究实验，正浮精选实验的药剂用量断定为：一精抑制剂为1.Okg/t、捕收剂为0.lkg/t。用清水进行实验，其成果为：铁精矿作业产率10.94％、铁档次50.60％、作业收回率36.50％的选别方针。     4、弱磁尾矿反浮－正浮回水实验     在清水实验的基础上，考虑到该实验计划的现场可行性，用现场回水进行了开路实验。实验标明，回水实验的药剂用量与清水比较有必定变北。详细的药剂用量见表5。开路实验成果为：正浮精矿档次53.10％、作业产率11.04％、作业收回率38.71％的选别方针。选别成果较清水要好。 表5  反浮－正浮选回水实验药剂用量(kg/t)选别作业药剂及用量反浮选碳酸钠1.5水玻璃2.0白腊0.4正浮粗选明矾5.0钠1.75白腊皂1.2正浮－精/钠1.00白腊皂0.40正浮二精//白腊皂0.30     5、弱磁尾矿反浮—正浮回水闭路实验     回水闭路实验的药剂用量，在条件实验的基础上略有调整。弱磁尾矿经反浮—正浮选工艺流程闭路实验后，可获得：正浮铁精矿档次55.06%、作业产率11.20%、作业收回率40.73%的选别成果，实验成果到达预期方针。     弱磁精矿经反浮选、弱磁尾矿经反浮—正浮选工艺实验后，可获终究归纳铁精矿，其产率41.69%、铁档次62.96%、铁的收回率80.13%、杂质氟0.53%的选别方针。比现选厂的实践收回率方针进步10个百分点以上。     三、产品成果分析     对弱磁尾矿反浮—正浮选工艺实验的正浮铁精矿产口和尾矿产品，进行了物相分析和粒度组成分析，成果标明：1、正浮铁精矿中，首要矿藏为赤铁矿，其占有率为91.90%；脉石矿藏首要为角闪石和钠辉石，占脉石矿残酷的48.95%。弱磁尾矿经反浮—正浮选后，非磁性铁矿藏铁的收回率为45.04%，含铁硅酸盐矿藏铁的抛出率为88.37%，阐明该工艺及其药剂组合的挑选，对收回弱磁尾矿中铁对错常有用的。2、依据单体解离度的测定成果来看，从弱磁尾矿中收回铁矿藏，要得到较高口位的铁精矿，就要丢失很大的收率，不然，铁精矿档次就不会太高。3、弱磁尾矿经反浮—正滔后，反浮选抛出的—20μm的量为69.02%，该粒级铁的丢失率为50.84%。收回细粒级铁矿藏仍是进步铁矿藏收回率的重要研本分从。     四、结语     由实验成果可知，弱磁尾矿直接反浮—正浮选工艺流程，不管从收回细粒级铁矿藏来说，仍是从收回非磁性铁矿藏来说，都优于已进行的弱磁尾矿经强磁选后再反浮—正滔选工艺流程的成果。在不改动现选矿厂磁矿系列出产工艺的情况下，经过添加浮选作业，即可完成进步铁收回率的方针，工艺流程相对简略。该研讨成果，为选矿厂往后进步磁矿系列收回率，供给了一个重要的参阅计划。

选矿回收率：指精矿中的金属(有用组分)的数量与原矿中金属(有用组分)的数量的百分比。这是一项重要的选矿指标，它反映了选矿过程中金属的回收程度，选矿技术水平以及选矿工作质量。选矿过程要在保证精矿品位的前提下，尽量地提高选矿回收率。其计算方法如下： 如某硫化铜矿原矿中铜品位为0.9%，精矿中铜品位为18.0%，如果每昼夜处理原矿石重量为400t，得精矿重量为15t，实际回收率为 ×100%=75%。原矿品位α、精矿品位β和尾矿品位θ (单位：%) 选矿技术监督部门一般通过实际回收率的计算，编制实际金属平衡表。通过理论回收率的计算，编制理论金属平衡表。两者进行对比分析，能够揭露出选矿过程机械损失，查明选矿工作中的不正常情况及在取样、计量、分析与测量中的误差。通常理论回收率都高于实际回收率，但两者不能相差太大，在单一金属浮选厂一般流失不允许相差1%。如果超过了该数字，说明选矿过程中金属流失严重。入厂原矿中金属含量和出厂精矿与尾矿中的金属含量之间有一个平衡关系，若以表格形式列出即称之为金属平衡表。Q--原矿量/吨 α--原矿品位/% θ--尾矿品位/% β—精矿品位/% K--精矿的重量/吨 V--尾矿的金属品位/% Ss--损失部分的重量/吨 θs--损失部分的金属品位/% N27中南选矿网金属平衡表是选矿生产报表，它是根据选矿生产的数量和质量指标按班、日、旬、月、季和年编制的。这些指标包括：原矿处理量Q、原矿品位α、出厂精矿量Κ、精矿品位β、金属含量%、回收率ε、尾矿量和尾矿品位θ等等。 因此，根据金属平衡表可以评价选矿厂的生产情况，可以看出选厂在某一期间内完成生产指标的情况。金属平衡表是选矿生产的基本资料，由于它是按班次计算指标的，也是现场生产班组进行生产评比的基本资料。 金属平衡表分为理论金属表和实际金属平衡表两种： 理论金属平衡表是根据在平衡的期间内的原矿石和最终选矿产品(精矿与尾矿)所化验得到的品位算出的精矿产率和金属回收率，因未考虑过程中的损失，所以此回收率称为理论回收率，此金属平衡表称为理论金属平衡表。它可以反映出选矿过程技术指标的高。一般按班、日、旬、月、季和年来编制。可作为选矿工艺过程的业务评价与分析资料，并能够根据在平衡表期间内的工作指标。对个别车间、工段和班的工作情况进行比较。 实际金属平衡表。是根据在平衡表期间内所处理矿石的实际数量、精矿的实际数量(如出厂数量及留在矿仓、浓密机和各种设备中的数量)以及化验品位算出的精矿产率和金属回收率，所以此回收率称之为实际金属回收率，此金属平衡表称之为实际金属平衡表。它反映了选矿厂实际工作的效果。一般实际金属平衡表按月、季、半年或一年编制。 选矿过程中金属流失集中反映在实际回收率与理论回收率的差值上。由于理论平衡表没有考虑选矿过程各个阶段中金属的机械损失。因此，理论平衡表的金属回收率一般都高于实际平衡表的金属回收率，但有时也会出现反常现象，实际回收率高于理论回收率，这主要是因为取样的误差、原矿与选矿产品的化学分析及水分含量的测定的误差，以及原矿与选矿产品计量的误差等所造成的。一般要求理论金属平衡表的回收率和实际金属平衡表的回收率之间的差值，对于浮选厂正差不能大于2%，不应出现负差。重选厂正负差不能超过1.5%。 比较理论金属平衡表和实际金属平衡表，能够揭露出生产过程中金属流失的情况。差值愈大、说明选厂在技术管理与生产管理方面存在的问题愈多。这就要查明生产过程的不正常情况，以及取样、计量与各种分析和测量上的误差，并及时予以解决

根据我国铅锌矿的资源特点，各种伴生矿较多，使得铅锌矿的选别较为困难。根据国内铅锌矿的分布及矿石性质，我们需要设计合理的选矿工艺，才能保证资源的回收率。 那么采取何种铅锌矿选矿工艺及选矿流程才能对铅、锌矿得以回收呢？下边我们一起了解下： 1．铅锌矿选矿过程中破碎设备与选矿工艺，目前国内大多数铅锌矿选矿厂普遍采用闭路破碎筛分工艺流程，但在破碎设备选型方面有采用进口高效破碎机替代国产圆锥破碎机的趋势。 2．磨矿设备及工艺国内铅锌矿选矿厂以大、中型为主，所以，基本采用常规磨矿流程，自磨或半自磨流程未见报道。但国外磨矿设备大型化已是发展趋势，磨矿作业在选矿生产中有重要作用。磨矿系统自动化，如采用音频控制自动调节球磨机给矿量，钢球补加量，按比例添加给水量，使球磨机始终保持生产能力，在钼、金矿山选矿厂中得到很好的应用。该项自动化技术在铅锌矿山值得推广。 另据报道，一种新型节能磨机-电磁脉冲磨机正在研发，它是应用磁脉冲，将磨机中的钢球提升到较好高度处，并使钢球加速下落到要碎磨的矿石上，提高钢球的冲击力，增大磨机处理能力和提高碎磨的选择性，因而提高了选矿指标。例如在卡拉巴什斯克矿山的黄铁矿与闪锌矿分离磨矿试验中，脉冲B=0.08t和填充率K=0.33时，其磨矿产品-74um粒级产率从42um提高到87um。-125um+74um粒级中闪锌矿解离度从43提高到80，-74um 粒级中闪锌矿解离度从87％提高到97％，接近完全解离。同时，研究数据表明，在磨矿细度相同的情况下，电耗降低25％。 3．磨矿介质对铅锌选矿的影响新研究表明磨矿介质对铅锌浮选指标有较大的影响，要注意磨矿介质尺寸的配比。这主要是由于在磨矿过程中形成的矿石新生表面被污染或被吸附，影响浮选电位及其与浮选药剂的结合，进而影响浮选指标。

欧洲铝协和荷兰代夫特（Delft）技术学院联合进行了一项关于欧洲建筑废杂铝回收状况的调查，来自代夫特技术学院的项目负责人Udo Boin教授认为，建筑领域的铝材将是一种数量无法估量的废杂铝资源。项目组对欧洲的居民住房和非居住用房中铝的使用和回收情况进行了大面积调查，调查表明，欧洲在二战之后才在建筑物中使用铝材，据保守估计，欧洲建筑领域铝材的蓄积量到目前为止已达到3000万吨，另外，每年还有200万吨铝用于房屋建筑，但在欧洲，铝在全部建筑材料中的重量百分比仅为1％。研究发现，欧洲建筑废杂铝的回收率高达92％，其余8％的废杂铝与木头等其他建筑材料混杂在一起不易分拣而被作为建筑垃圾被填埋。在欧洲，一般情况下，每吨建筑废料中铝的含量若低于100克就将被废弃。

提高锑矿选矿回收率的技术： 我们对此提出以下方案： (1) 改善和提高现有选矿技术水平。提高锑矿选矿回收率的技术具体包括： 第一 、浮选药剂制度是提高选矿技术水平的关键，主要是寻找一种经济有效的氧化锑矿石的捕收剂，必须通过选矿试验研究，才能实现这一目的。 第二、在现有工艺流程结构及条件下，通过加强操作管理和调整工艺条件以适应原矿性质的变化。对每一环节都要严格管理，球磨作业条件控制是降低选矿成本和提高浮选效果的关键，添加药剂的方式可考虑分段添加以提高药效和减少药荆耗量，通过控制补加水量来提高粗选浓度同时降低精选浓度，提高锑矿选矿回收率的技术以保证粗选的回收率和提高精矿品位，还需通过调节矿浆pH值来保证有用矿物的选择性浮选; (2) 对选矿设备要定期维修，同时在条件许可的情况下对老化设备进行更换。

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

进步铅锌铜矿石中银收回率的实践 铜铅锌伴生银矿石选矿技能：近年来，因为白银需要量的敏捷添加和银价的上涨，引起了人们对铅锌铜多金属硫化矿伴生银归纳收回的广泛注重。为了获得选矿归纳收回的最佳技能经济目标，人们加强了银矿藏工艺学的研讨，不断改善选矿工艺流程和药剂准则，使铅、锌、铜等硫化矿的选矿目标保持在原水平或有所进步的基础上，伴生银的收回率由30～50%进步到60-80%，伴生银的产值和归纳收回技能水平有了较大的进步。 铜铅锌伴生银矿石选矿技能：变革磨矿工艺、进步磨矿细度是进步伴生银收回目标的首要办法之一。各种银矿藏在铅锌铜多金属矿中多呈微细粒嵌布，严密共生，现有的磨矿条件多是从收回铅锌铜硫化矿藏的视点考虑的，难以使银矿藏充沛单体解离。为了进步伴生银的收回目标，有必要变革原有磨矿工艺，进步磨矿细度。当然磨矿工艺流程和细度的挑选，既要考虑技能的或许性和工艺的科学性，更要考虑经济上的合理性。现在已有些选厂在技能条件或许的情况下进步了磨矿细度，使各项目标均有进步。例如：八家子铅锌矿原矿由一段磨矿改为两段磨矿，磨矿细度由65%进步到80%-200目，银总收回率进步3.6l%;栖霞山的磨矿细度由55%进步到65%-200目，银收回率进步1.24%，铅收回率进步3.37%。有些选厂添加了铜铅或铅中矿再磨，如水口山铅锌矿将铅浮选回路中的粗扫选和精扫选的泡沫分级再磨后回来铅粗选作业，可使伴生金银的收回率别离进步6.23%和3.40%，一起铅锌选矿目标也得到了进步。佛子冲铅锌矿河三分矿，采取了铜铅混选、中矿再磨，使铅、锌、银收回率别离进步3.00%.2.31%和4.71%，铅精矿含锌由5.15%下降到4.50%。 铜铅锌伴生银矿石选矿技能：选用无或微工艺。在浮选工艺流程中，不必或少用对银矿藏或载体矿藏有抑制作用的，对伴生银的收回有利。例如西林铅锌矿，选矿取消了原用的并削减一半以上的石灰用量，铅精矿中银的收回率到达71.6%，比少(to克/吨)和多(150克/吨)浮选时别离进步5.6%和lO.99%，而银在尾矿巾的丢失别离下降3.67%和11.83%。又如栖霞山铅锌矿，1079年选用了预先脱除易浮矿藏、无浮选工艺，使铅精矿中银的收回率进步了5%左右，一起铅锌硫的收回率均有不同程度的进步。八家子铅锌矿于1970年将浮选工艺流程由有工艺改为微工艺，用量由300克/吨下降到3-5克/吨，使伴生银的收回率由37%进步到52%，一起低档次的铜也得到了收回，并处理了尾矿水的污染问题。总归，选用无或微工艺，对进步银的归纳收回目标有利，这一工艺遭到广泛注重，已有60%以上的铅锌铜矿山运用，并获得较好的作用。 铜铅锌伴生银矿石选矿技能：添加捕收剂品种及多种捕收剂合作运用。曩昔，我国铅锌多金属硫化矿的浮选，常用的捕收剂是黄药(乙基、丁基)和黑药(25号、31号)。近年来，丁基铵黑药已逐步成为铅锌多金属硫化矿浮选的首要捕收剂之一。它不光具有较好的挑选性，并且还显示出对银矿藏具有较强的捕收才能。别的，选用丁基铵黑药与黄药、乙硫氮、酯类等多种捕收剂合作运用对伴生银和铅锌等选矿目标的进步具有较好的作用。在浮选实践中已得到遍及运用。例如：八家子铅锌矿，铜铅混选作业选用丁基铵黑药替代31号黑药，银总收回率进步6.75%;香夼铅锌矿以丁基铵黑药和黑药1：l的份额混合运用，在天然pH值的条件下，进行铜铅混选，伴生银的总收回率进步了2l%，铜的收回率亦有进步;西林铅锌矿，1980年开端在低碱度下运用丁基铵黑药，并选用了硫酸锌、碳酸钠抑锌浮铅的工艺流程，使银在铅精矿中的收回率进步10.99%，一起金也得到了部分收回。 铜铅锌伴生银矿石选矿技能：改善选矿工艺流程。选矿工艺流程的挑选，既要考虑到主金属铅、锌、铜的高选别目标，又要统筹伴生银的归纳收回，使有用矿藏均得到最大极限地收回。对含银的铅锌多金属硫化矿，假如单从伴生银的嵌布特性考虑，选用混合浮选或部分混合浮选流程，有利于伴生银的归纳收回。但浮选流程确实定是由各种因素决议的，矿石性质是依据。因而各选厂应通过实验，重复生产实践，逐步改善现有流程。现在，处理铅锌矿或铅锌黄铁矿类型的选厂，有选用以铅为主的等可浮工艺流程，如东波有色矿野鸡尾选厂、黄沙坪铅锌矿等;也有选用优先浮选工艺流程，如凡口铅锌矿、孟恩套力盖、银山铅锌矿、东波有色矿柴山选厂等;水口山铅锌矿则选用优先选铅、锌硫混选一别离的工艺流程。处理铜铅锌黄铁矿类型的选厂，是以部分混选一别离或部分混选一优先的工艺流程为主。前者如八家子、栖霞山、香夼铅锌矿等;后者如铜山岭有色矿、佛子冲铅锌矿河三分矿等。小铁山铅锌矿则是全浮选流程。生产实践标明，依据矿石性质改动工艺流程，有利于选矿归纳收回目标的进步。

铜矿石的选矿基本以浮选为主，单一硫化铜矿石的浮选流程一般比较简单，仅在磨矿-浮选的结构上与杂乱硫化铜矿石有所不同，这儿介绍一种一段磨矿-浮选-粗精矿再磨流程。 影响铜矿石选矿收回率的要素首要有矿石的矿藏成分、矿藏粒度巨细、结构结构、有用和有害组分的多少及其赋存状况、各种矿藏的百分比、矿石的氧化程度以及选矿工艺和配备水相等。下面介绍几种铜矿选矿设备进步铜矿石选矿收回率的有效途径。 1改善选矿工艺 跟着选矿技能的改善和开展，选矿厂可选用粗精矿、混合精矿、中矿再磨技能选用选择性好的选矿药剂等办法，使铜精矿档次安稳20%以上，一起铜的收回率也保持在较高水平上。 2注重有价矿藏的归纳收回 选矿技能的开展也使得铜矿石伴生的有价成分的归纳收回得到高度注重，如金、银、铁、硫、钼等元素的收回，特别是金、银的收回率。选矿厂对这些有价矿藏的收回可进步铜矿石的收回率，一起进步选矿厂的经济效益。 3选用高效浮选机 浮选机是铜选矿厂的首要选别设备，目前我国有JJF、KYF、BSK、BF浮选机，选用高效浮选机可进步精矿的档次和收回率。 4设备大型化 设备大型化是进步铜选矿厂技能经济指标的首要办法之一。选矿厂要尽或许选用与本身建造规划相适应的大型设备，这有利于完成出产的自动化操控，进步铜矿石的收回率，下降能耗和本钱，进步选矿厂的经济效益。 5进步选矿自动化水平 铜选矿厂可选用碎矿体系连锁操控、磨矿体系恒定给矿份额加水自动操控、浮选液面操控、矿浆酸碱度操控、荧光在线分析和电脑监控、智能化电脑给药操控等自动化办法与设备,然后进步选矿收回率。

选矿回收率：指精矿中的金属(有用组分)的数量与原矿中金属(有用组分)的数量的百分比。这是一项重要的选矿指标，它反映了选矿过程中金属的回收程度，选矿技术水平以及选矿工作质量。选矿过程要在保证精矿品位的前提下，尽量地提高选矿回收率。其计算方法如下：如某硫化铜矿原矿中铜品位为0.9%，精矿中铜品位为18.0%，如果每昼夜处理原矿石重量为400t，得精矿重量为15t，实际回收率为 ×100%＝75%。  原矿品位α、精矿品位β和尾矿品位θ (单位：%) 选矿技术监督部门一般通过实际回收率的计算，编制实际金属平衡表。通过理论回收率的计算，编制理论金属平衡表。两者进行对比分析，能够揭露出选矿过程机械损失，查明选矿工作中的不正常情况及在取样、计量、分析与测量中的误差。通常理论回收率都高于实际回收率，但两者不能相差太大，在单一金属浮选厂一般流失不允许相差1%。如果超过了该数字，说明选矿过程中金属流失严重。 入厂原矿中金属含量和出厂精矿与尾矿中的金属含量之间有一个平衡关系，若以表格形式列出即称之为金属平衡表。Q--原矿量/吨 α--原矿品位/% θ--尾矿品位/% β—精矿品位/% K--精矿的重量/吨 V--尾矿的金属品位/% Ss--损失部分的重量/吨 θs--损失部分的金属品位/% N27中南选矿网金属平衡表是选矿生产报表，它是根据选矿生产的数量和质量指标按班、日、旬、月、季和年编制的。这些指标包括：原矿处理量Q、原矿品位α、出厂精矿量Κ、精矿品位β、金属含量%、回收率ε、尾矿量和尾矿品位θ等等。 因此，根据金属平衡表可以评价选矿厂的生产情况，可以看出选厂在某一期间内完成生产指标的情况。金属平衡表是选矿生产的基本资料，由于它是按班次计算指标的，也是现场生产班组进行生产评比的基本资料。 金属平衡表分为理论金属表和实际金属平衡表两种：     理论金属平衡表是根据在平衡的期间内的原矿石和最终选矿产品（精矿与尾矿）所化验得到的品位算出的精矿产率和金属回收率，因未考虑过程中的损失，所以此回收率称为理论回收率，此金属平衡表称为理论金属平衡表。它可以反映出选矿过程技术指标的高。一般按班、日、旬、月、季和年来编制。可作为选矿工艺过程的业务评价与分析资料，并能够根据在平衡表期间内的工作指标。对个别车间、工段和班的工作情况进行比较。     实际金属平衡表。是根据在平衡表期间内所处理矿石的实际数量、精矿的实际数量（如出厂数量及留在矿仓、浓密机和各种设备中的数量）以及化验品位算出的精矿产率和金属回收率，所以此回收率称之为实际金属回收率，此金属平衡表称之为实际金属平衡表。它反映了选矿厂实际工作的效果。一般实际金属平衡表按月、季、半年或一年编制。 选矿过程中金属流失集中反映在实际回收率与理论回收率的差值上。由于理论平衡表没有考虑选矿过程各个阶段中金属的机械损失。因此，理论平衡表的金属回收率一般都高于实际平衡表的金属回收率，但有时也会出现反常现象，实际回收率高于理论回收率，这主要是因为取样的误差、原矿与选矿产品的化学分析及水分含量的测定的误差，以及原矿与选矿产品计量的误差等所造成的。一般要求理论金属平衡表的回收率和实际金属平衡表的回收率之间的差值，对于浮选厂正差不能大于2%，不应出现负差。重选厂正负差不能超过1.5%。 比较理论金属平衡表和实际金属平衡表，能够揭露出生产过程中金属流失的情况。差值愈大、说明选厂在技术管理与生产管理方面存在的问题愈多。这就要查明生产过程的不正常情况，以及取样、计量与各种分析和测量上的误差，并及时予以解决

高炉冶炼锰铁尽管与冶炼生铁有许多共同点．但更有其自身的特点。最大的不同点是锰比铁难还原。锰的回收率可以在60～90%的范围波动，而不象生铁冶炼时，铁几乎全部还原到产品中去。根据这一特点，决定了冶炼锰铁时提高锰的回收率对产量、质量、消耗和成本都有重要的多用。因此，提高锰的回收率是锰铁生产的一项重要的技术政策。 一、提高锰回收率的重要意义 （一）降低锰矿消耗 提高锰的回收率，可以大幅度地降低锰矿消耗，节约贵重的锰矿资源，这是高炉冶炼锰铁的一大特点。在不用金属附加物的情况下，高炉冶炼生铁的矿比取决于入炉锰矿的平均品位，而锰铁的矿比则取决于入炉的平均含锰量和锰的回收率。计算公式如下：            （1） 式中Q矿－矿比，kg／t      650－标准锰铁的锰量，kg/t      Mn－炉矿平均含锰量，%      ηMn－锰的回收率，% 1990年新余钢铁厂入炉平均古锰26.92%．锰的回收率平均为85.53%．而60年代初平均回收率为65%。按(1)式计算，由于锰回收率的提高，单位产品可降低锰矿消耗892kg/t，相当于每提高锰回收率1%．可降低锰矿消耗44.6kg/t；按年产17万t产量计，则可节约锰矿15.16万t。 （二）降低焦比 提高锰的回收率，可以大幅度地降低入炉焦比，这是锰铁高炉区别于生铁高炉的又一特点。在不用金属附加物时，生铁焦比仅取决于焦炭负荷和矿石品位；而锰铁焦比则要取决于焦炭负荷、矿石品位和锰的回收率。其计算公式如下：        （2） 式中k－入炉焦比，kg/t     Q－焦炭负荷，t/t 1990年新余钢厂高炉平均负荷为1.607t/t，其它条件同前，按(2)式计算．1990年入炉焦比为1758kg/t；如按60年代初平均锰回收率为65%计算，其焦比为2312kg/t，仅回收率提高一项就使焦比降低了554kg/t，相当于在现有原料条件下，每提高回收率1%．降低焦比27.7kg/t。 （三）提高产量 高炉产量的计算公式如下：       （3） 将(2)式代入可得锰铁高炉产量计算式：       （4） 式中Qy－年产量，t／y     365－日历作业天数，d/y     V－高炉有效容积，m3     I－冶炼强度，t/m3·d     η－休风率，% 1990年高炉休风率为1.72%．冶炼强度为1.085t/ m3·d其它条件同前，按(3)计算，由于回收率提高比60年代初增产41294t／d，增产率31.51%。相当于每提高回收率1%，高炉增产1. 57%。 （四）提高锰铁质量 提高锰的回收率，即在相同原料条件下，提高锰铁古锰量，降低音磷量，从而提高了锰铁质量。1990年本厂锰铁平均含［Mn］＝67.28%，［P］＝0.454%，如果以60年代初65%的回收率计算，锰铁成分将变为［Mn］＝62.35%，［P］＝0.570%。 （五）增加效益 按前所述计算结果，由于回收率提高， 1990年和60年代初比较，以年产17万t锰铁计，现行锰矿平均价格为421元/t（含进口锰矿），焦斑为244元/t。其效益为： a   年节焦降低成本总额：        17×0.654×244＝2298万元 b   年节约锰矿降低成本总辆：   15.16×421＝6382万元 两项合计，降低消耗共计降低成本8682万元／a，相当于每提高1%的回收率，降低成本25.53元/t，由于回收率的提高，克服了原材料提价因素对企业经营效益的影响，使企业站稳了脚跟。 我国锰矿资源中，贫杂锰矿多，富矿少，随着钢铁工业的发展，锰矿供需矛盾突出，高炉用矿逐年贫化。提高锰的回收率，可以大幅度地节约锰矿消耗，可在一定程度上和锰矿供需矛盾。 二、提高锰回收率的主要措施 为了提高锰的回收率，必须弄清高炉冶炼锰铁时，锰在铁、渣和炉尘中的分配情况，查明锰在高炉生产过程中流失的去向，以便采取技术对策（表1）。 表1  1964年8月21－31日1#炉锰的平衡收入量铁中量渣中量炉顶损失其他合计化学损失机械损失823.115t593.691138.0966.39154.24830.689823.115100%72.12416.800.7766.593.71100 表l说明，以Mn形式流失于渣中的化学损失占入炉总锰量的16.80%，占流失总量的60.27%，其次为炉顶损失。这为制定提高锰回收率的措施指明了方向。 （一）降低渣中MnO 锰在渣中的化学损失可用下式计算：            （5） 式中Mn失－锰在渣中的化学损失，kg/t     O渣－渣量，kg／t     55和71－分别为Mn和MnO的分子量 从上式可以看出，锰在渣中的化学损失与渣量和渣中MnO均成正比。矿石越贫、渣量越大，越要降低渣中MnO。主要措施： 1、改进选渣制度。目前本厂渣中MnO降到4～5%的水平，在国内外属领先地位。各个时期炉渣CaO/SiO2、MgO、MnO变化见表2。 表2  炉渣CaO/SiO2、MgO、MnO变化时  期CaO/SiO2MgO（%）MnO（%）1960－1969年1.18～1.341.91～5.4612.31～17.831969－1979年1.34～1.416.24～7.128.20～9.761980－1990年1.40～1.528.56～9.974.04～5.31 2、改进炉料结构。采用生石灰作溶剂(1973年起)，生产高CaO/SiO2、高MgO锰烧结矿(1980年起)。 以上措施的主要作用在于改善炉况顺行和改善炉内成渣条件，以促进锰的还原。 3、提高炉缸温度。锰在高炉内全部靠直接还原，消耗热量大，需要维持充足的炉温和充沛的热量。 提高炉渣CaO/SiO2和MgO，可以提高炉渣溶化温度，有利于提高炉缸温度。 提高风温。60年代初厂风温为745～931℃，1965年起，风温提高到年平均1000℃。 采用富氧鼓风。富氧鼓风能有效地提高炉缸温度．降低炉顶温度，1982年起利用转炉余气补充少量富氧。 从整个措施来看，提高CaO/SiO2和MgO，需要增加一定的渣量，但降低渣中MnO又臧少渣量，同时，由于锰回收率的提高又可降低渣铁比。倒如1979年4季度开始采取低MnO操作，其入炉矿的含Mn量与1979年和1982年大致相当，其渣量比较如表3。 可见降低渣中MnO，起到了减步渣量和降低炉渣中含锰量的双重作用。目前，通过降低MnO，使锰在渣中的化学损失降低到了10%左右。 表3  不周氧化锰时的渣量比较年份矿石含Mn(%)CaO/SiO2MgO（%）MnO（%）渣铁比（Kg/t）197822.531.416.428.202389198225.901.489.414.651965 （二）降低炉顶损失 锰在炉顶的损失，主要表现为机械吹损。降低炉顶损失的措施主要是： 1、锰矿水洗过筛，减少入炉粉末； 2、锰烧结矿槽下过筛，减少入炉料的含粉率。 通过这些措施，1984年．炉尘灰出量降到150kg/t，使炉顶损失降到4%以下。 （三）减少渣中机械损失 渣中机械损失，是将已还原出来的锰与铁一起混夹在炉渣中的损失。减步这部分损失的主要措施如下： 1、在铁口渣沟中设回收坑，创造渣中锰铁的沉降条件； 2、在渣场设置回收坑，回收渣缸中的锰铁； 3、人工手检炉前干渣的锰铁。 通过这些措施，使渣中机械损失降到了0.4%的水平。 三、结束语 （一）提高锰的回收率，是高炉冶炼锰铁的核心问题。回收率每提高l%，可以降低焦比27.7kg/t，降低矿比44.6kg/t，增产1.57%，降低成本25.53元／t。并可提高产品质量。 （二）锰的损失主要是以MnO形式进入渣中的化学损失，其次是炉顶损失和渣中机械损失。 （三）降低渣中Mn0是提高回收率的主攻方向，采用高CaO/SiO2、MgO渣操作，是降低渣中Mn0的有效措施。新余钢厂渣中Mn0降至4～5%的水平，在国内外属领先地位。 （四）在锰矿贫化，渣量大的情况下，新余钢厂回收率达到85%，在国内领先。渣量越大，越要降低渣中Mn0。下一步的努力方向应将MnO控制在3.5～4.5%，使其平均值控制在4%左右，使该项损失控制在10%以内。

(1) 改善和提高现有选矿技术水平。具体包括： 第一 、浮选药剂制度是提高选矿技术水平的关键，主要是寻找一种经济有效的氧化锑矿石的捕收剂，必须通过选矿试验研究，才能实现这一目的。 第二、在现有工艺流程结构及条件下，通过加强操作管理和调整工艺条件以适应原矿性质的变化。对每一环节都要严格管理，球磨作业条件控制是降低选矿成本和提高浮选效果的关键，添加药剂的方式可考虑分段添加以提高药效和减少药剂耗量，通过控制补加水量来提高粗选浓度同时降低精选浓度，以保证粗选的回收率和提高精矿品位，还需通过调节矿浆pH值来保证有用矿物的选择性浮选; (2) 对选矿设备要定期维修，同时在条件许可的情况下对老化设备进行更换。

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

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

铜精矿成本       海关总署对进口粗铜中所含的黄金价值部分免征进口环节增值税。这个消息对于铜冶炼企业来说无疑是个利好，但分析人士认为，虽然此举有利于粗铜的进口，但考虑到目前国际 市场 粗铜和铜精矿的供应都偏紧，最终因政策拉动的进口量还有待观察。    免征进口环节增值税后，企业的生产成本将有望降低。2008年中国进口粗铜19.7万吨，2009年预计进口23万吨。按每吨粗铜含金50-75克计算，黄金 产量 11.5-17吨，按黄金每克200元计算，节省的税收费用3.5-5.5亿元。此外，此举也将扩大国内冶炼企业原料采购途径。今年上半年，由于废铜供应量急剧下滑，国内电解铜生产受到原料的极大限制，冶炼企业不惜高价采购废铜和铜精矿来满足生产需要。国内企业对电解铜原料的渴求，直接令 现货 铜精矿加工费降至10美元/吨(10美分/磅)的低位。进口粗铜中所含的黄金价值部分免征进口环节增值税后，粗铜将成为国内铜冶炼企业的又一原料来源，原料供应紧张可以得到一定的缓解，也将对明年TC/RC的谈判起到一定的积极作用。        此前，对于免征粗铜含金部分进口环节增值税的呼声早已提出。由于进口粗铜含金不能像铜精矿那样免征进口环节增值税，因黄金是无税商品，在销售黄金时，粗铜含金部分缴纳的进口环节增值税不能作为进项税抵扣，要全部计入成本，企业难以承受如此高昂的税收，令国内无法有效利用国外粗铜资源。        一位在海外拥有铜矿资源的企业负责人就曾表示，海外开矿后往往会同时在当地建设冶炼厂，以避免铜精矿高昂的海运费用并顺应当地政府的投资需要。而在粗铜进口环节增值税不能列入免征范围，严重制约国内企业利用海外铜资源。    自2006年9月以来，江铜被迫中断从中冶集团进口粗铜，目前中冶集团利用巴基斯坦资源冶炼的粗铜只能销往日本和韩国。更多关于铜精矿成本信息请详见上海 有色 网 

铜精矿成分      铜是人类最早发现和使用的 金属 之一，紫红色，比重8.89，熔点1083.4℃。铜及其合金由于导电率和热导率好，抗腐蚀能力强，易加工，抗拉强度和疲劳强度好而被广泛应用，在 金属 材料消费中仅次于钢铁和铝，成为国计民生和国防工程乃至高新技术领域中不可缺少的基础材料和战略物资。在电气工业、机械工业、化学工业、国防工业等部门具有广泛的用途。       铜是一种典型的亲硫元素，在自然界中主要形成硫化物，只有在强氧化条件下形成氧化物，在还原条件下可形成自然铜。目前，在地壳上已发现铜矿物和含铜矿物约计250多种，主要是硫化物及其类似的化合物和铜的氧化物、自然铜以及铜的硫酸盐、碳酸盐、硅酸盐类等矿物。其中，能够适合目前选冶条件可作为工业矿物原料的有16种。即自然元素：自然铜（含铜近100％）；铜的硫化物：黄铜矿（含铜34.6％，括号指铜含量，下同）、斑铜矿（63.3％）、辉铜矿（79.9％）、铜蓝（66.5％）、方黄铜矿（23.4％）、黝铜矿（46.7％）、砷黝铜矿（52.7％）、硫砷铜矿（48.4％）；铜的氧化物：赤铜矿（88.8％）、黑铜矿（79.9％）；铜的硫酸盐、碳酸盐和硅酸盐矿物：孔雀石（57.5％）、蓝铜矿（55.3％）、硅孔雀石（36.2％）、水胆矾（56.2％）、氯铜矿（59.5％）。       目前，我国选冶铜矿物原料主要是黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿、孔雀石等。按选冶技术条件，将铜矿石以氧化铜和硫化铜的比例划出三个自然类型。即硫化矿石，含氧化铜小于10％；氧化矿石，含氧化铜大于30％；混合矿石，含氧化铜10%～30％。我国铜矿物原料具有以下特点：1)适合选冶生产的铜矿物原料，赋存于多种矿床类型。其中，具有重要开采价值的矿床类型：岩浆型铜镍硫化物矿床、斑岩型铜矿床、夕卡岩型铜和多 金属 矿床、热液脉型铜矿床、火山-沉积块状硫化物型铜矿床、沉积型层状矿床等等。2）矿石结构构造复杂，嵌布粒度不均，多为不均匀浸染粒度矿石，甚至有不少矿物组合、组构嵌布细微，成分复杂，难选矿石较多。3）矿石化学成分多样，伴生、共生多种有益有害组分，选冶工艺条件复杂。目前，开发的矿区多数是综合性的铜矿床，共伴生多种有益有害元素。通过综合开采，综合利用，可变害为益，变废为宝。更多铜精矿成分信息请详见上海 有色金属 网

铜精矿价国际铜业研究组织（ICSG）在最新月报中称，今年1-7月期间全球精炼铜的供给缺口为186,000吨，去年同期为207,000吨。ICSG预计，2009年前七个月，全球精炼铜使用量较去年同期减少1.3％。中国的表观使用量增加47％，大部分抵消了全球其他国家使用量19.5％或150万吨的减少量。全球矿山 产量 较去年同期增加2.4％或206,000吨。产品名称 最低价 最高价 平均价内蒙25%铜精矿 48900 49100 49000辽宁 20%铜精矿 48700 49300 49000江西20-23%铜精矿 47280 47630 47455陕西 30%铜精矿 49200 50000 49600云南25-30%铜精矿 45200 46200 45700 铜是一种典型的亲硫元素，在自然界中主要形成硫化物，只有在强氧化条件下形成氧化物，在还原条件下可形成自然铜。目前，在地壳上已发现铜矿物和含铜矿物约计２５０多种，主要是硫化物及其类似的化合物和铜的氧化物、自然铜以及铜的硫酸盐、碳酸盐、硅酸盐类等矿物。其中，能够适合目前选冶条件可作为工业矿物原料的有１６种。即自然元素：自然铜（含铜近１００％）；铜的硫化物：黄铜矿（含铜３４.６％，括号指铜含量，下同）、 斑铜矿 （６３.３％）、辉铜矿（７９.９％）、铜蓝（６６.５％）、方黄铜矿（２３.４％）、黝铜矿（４６.７％）、砷黝铜矿（５２.７％）、硫砷铜矿（４８.４％）；铜的氧化物：赤铜矿（８８.８％）、黑铜矿（７９.９％）；铜的硫酸盐、碳酸盐和硅酸盐矿物：孔雀石（５７.５％）、蓝铜矿（５５.３％）、硅孔雀石（３６.２％）、水胆矾（５６.２％）、氯铜矿（５９.５％）。 　　目前，我国选冶铜矿物原料主要是黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿、孔雀石等。按选冶技术条件，将 铜矿石 以氧化铜和硫化铜的比例划出三个自然类型。即硫化矿石，含氧化铜小于１０％；氧化矿石，含氧化铜大于３０％；混合矿石，含氧化铜１０%～３０％。 　　我国铜矿物原料具有以下特点： 　　１)适合选冶生产的铜矿物原料，赋存于多种矿床类型。其中，具有重要开采价值的矿床类型：岩浆型铜镍硫化物矿床、斑岩型铜矿床、夕卡岩型铜和多 金属 矿床、热液脉型铜矿床、火山-沉积块状硫化物型铜矿床、沉积型层状矿床等等。 　　２）矿石结构构造复杂，嵌布粒度不均，多为不均匀浸染粒度矿石，甚至有不少矿物组合、组构嵌布细微，成分复杂，难选矿石较多。 　　３）矿石化学成分多样，伴生、共生多种有益有害组分，选冶工艺条件复杂。目前，开发的矿区多数是综合性的铜矿床，共伴生多种有益有害元素。通过综合开采，综合利用，可变害为益，变废为宝。 更多铜精矿价信息请详见上海 有色 网 

铜精矿 英文是什么?铜精矿英文:Copper concentrate铜是人类最早 发现和使用的 金属 之一，紫红色，比重８.８９，熔点１０８３.４℃。铜及其合金由于导电率和热导率好，抗腐蚀能力强，易加工，抗拉强度和疲劳强度好而被广泛应用，在 金属 材料消费中仅次于钢铁和铝，成为国计民生和国防工程乃至高新技术领域中不可缺少的基础材料和战略物资。在电气工业、机械工业、化学工业、国防工业等部门具有广泛的用途。铜精矿是低品位的含铜原矿石经过选矿工艺处理达到一定质量指标的精矿, 可直接供冶炼厂炼铜。铜是一种典型的亲硫元素，在自然界中主要形成硫化物，只有在强氧化条件下形成氧化物，在还原条件下可形成自然铜。目前，在地壳上已发现铜矿物和含铜矿物约计２５０多种，主要是硫化物及其类似的化合物和铜的氧化物、自然铜以及铜的硫酸盐、碳酸盐、硅酸盐类等矿物。其中，能够适合目前选冶条件可作为工业矿物原料的有１６种。即自然元素：自然铜（含铜近１００％）；铜的硫化物：黄铜矿（含铜３４.６％，括号指铜含量，下同）、斑铜矿（６３.３％）、辉铜矿（７９.９％）、铜蓝（６６.５％）、方黄铜矿（２３.４％）、黝铜矿（４６.７％）、砷黝铜矿（５２.７％）、硫砷铜矿（４８.４％）；铜的氧化物：赤铜矿（８８.８％）、黑铜矿（７９.９％）；铜的硫酸盐、碳酸盐和硅酸盐矿物：孔雀石（５７.５％）、蓝铜矿（５５.３％）、硅孔雀石（３６.２％）、水胆矾（５６.２％）、氯铜矿（５９.５％）。 　　目前，我国选冶铜矿物原料主要是黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿、孔雀石等。按选冶技术条件，将铜矿石以氧化铜和硫化铜的比例划出三个自然类型。即硫化矿石，含氧化铜小于１０％；氧化矿石，含氧化铜大于３０％；混合矿石，含氧化铜１０%～３０％。 　　我国铜矿物原料具有以下特点： 　　１)适合选冶生产的铜矿物原料，赋存于多种矿床类型。其中，具有重要开采价值的矿床类型：岩浆型铜镍硫化物矿床、斑岩型铜矿床、夕卡岩型铜和多 金属 矿床、热液脉型铜矿床、火山-沉积块状硫化物型铜矿床、沉积型层状矿床等等。 　　２）矿石结构构造复杂，嵌布粒度不均，多为不均匀浸染粒度矿石，甚至有不少矿物组合、组构嵌布细微，成分复杂，难选矿石较多。 　　３）矿石化学成分多样，伴生、共生多种有益有害组分，选冶工艺条件复杂。目前，开发的矿区多数是综合性的铜矿床，共伴生多种有益有害元素。通过综合开采，综合利用，可变害为益，变废为宝。更多有关铜精矿请详见于上海 有色 网

进口铜精矿         年以来南通口岸进口铜精矿巨量短重频发。1-3月份该局共检验进口铜精矿37批次，重量累计37.18万吨，其中发现短重6批次，累计短少1846.9公吨，短少货值1896万元人民币，短少重量和货值均超去年全年总和。南通检验检疫局及时出具重量检验证书供企业索赔，挽回了巨额损失。   从各月具体情况来看，进口铜精矿短重问题呈逐月上升趋势。1月短重1批次，重量134.6吨，金额132.2万元人民币；2月短重2批次，短重361.3吨，金额467.4万元人民币；到了3月份，短重问题尤为严重，连续发现3批短少全部超过400吨，其中一批短少430吨，占提单列明重量的3.88%，短少金额578.7万元人民币。就货物产地来看，来自南美地区的智利和秘鲁两国的铜精矿短重问题最为严重，在1季度发现的短重批次中，除有1船来自澳大利亚外，其他5船皆来自上述两国。　　铜精矿是进口矿产品中货值最高的货种之一，随着各国经济的复苏，铜精矿 价格 也水涨船高，去年全年南通口岸进口的铜精矿均价为1183美元每吨，而今年1-3月均价已经高达1797美元，涨幅51.9%。　　作为全国最大的进口铜精矿集散地之一，南通港接卸中转铜精矿已有20多年的历史。目前，该口岸进口铜精矿的接卸量已经连续数年超过100万吨，基本稳定在全国同期进口总量的20%上下。　　从该局多年来的检验数据来看，进口铜精矿短少频繁出现，主要原因有：一是国外发货人恶意短装，借此牟取暴利；二是承运船舶船况较差，不适合进行水尺计重；三是国外装货港风浪过大，导致检验数据出现巨大误差。更多关于进口铜精矿信息请详见上海 有色金属 网  

铜精矿报关        中国将取代日本成为全球最大的铜精矿进口国，中国２００５年大约进口铜精矿４００万吨，预计２００６年至２０１０年期间，中国铜精矿需求平均每年增长９％。　　江西铜业一位高管５日在参加国际铜业会议时称，随着经济继续发展，中国有望取代日本成为全球最大的铜精矿进口国。中国电力基础设施的扩张，以及工业化和城市化将推动铜需求。他表示，目前中国大约有１８家大型采用环保生产工艺的铜冶炼企业。　　　中国精炼铜 产量 在过去５年中大增了８７％，远远高于同期全球平均水平。但是中国缺少大型、高品质且低成本的铜矿石储量，这意味着中国将进口巨量铜精矿。        根据《中华人民共和国海关审定进出口货物完税 价格 办法》第五条规定：“进口货物的完税 价格 ，由海关以该货物的成交 价格 为基础审查确定，并应当包括货物运抵中华人民共和国境内输入地点起卸前的运输及其相关费用、保险费。”因此，进口铜精矿申报时应以货物的实际成交 价格 为基础进行申报。 更多铜精矿报关信息请详见上海 有色金属 网 

铜是人类最早发现和使用的金属之一，紫红色，比重８.８９，溶点１０８３.４℃。铜及其合金由于导电率和热导率好，抗腐蚀能力强，易加工，抗拉强度和疲劳强度好而被广泛应用，在金属材料消费中仅次于钢铁和铝，成为国计民生和国防工程乃至高新技术领域中不可缺少的基础材料和战略物资。在电气工业、机械工业、化学工业、国防工业等部门具有广泛的用途。     铜是一种典型的亲硫元素，在自然界中主要形成硫化物，只有在强氧化条件下形成氧化物，在还原条件下可形成自然铜。目前，在地壳上已发现铜矿物和含铜矿物约计２５０多种，主要是硫化物及其类似的化合物和铜的氧化物、自然铜以及铜的硫酸盐、碳酸盐、硅酸盐类等矿物。其中，能够适合目前选冶条件可作为工业矿物原料的有１６种。即自然元素：自然铜（含铜近１００％）；铜的硫化物：黄铜矿（含铜３４.６％，括号指铜含量，下同）、斑铜矿（６３.３％）、辉铜矿（７９.９％）、铜蓝（６６.５％）、方黄铜矿（２３.４％）、黝铜矿（４６.７％）、砷黝铜矿（５２.７％）、硫砷铜矿（４８.４％）；铜的氧化物：赤铜矿（８８.８％）、黑铜矿（７９.９％）；铜的硫酸盐、碳酸盐和硅酸盐矿物：孔雀石（５７.５％）、蓝铜矿（５５.３％）、硅孔雀石（３６.２％）、水胆矾（５６.２％）、氯铜矿（５９.５％）。     当前，我国选冶铜矿物原料主要是黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿、孔雀石等。按选冶技术条件，将铜矿石以氧化铜和硫化铜的比例划出三个自然类型。即硫化矿石，含氧化铜小于１０％；氧化矿石，含氧化铜大于３０％；混合矿石，含氧化铜１０%～３０％。     我国铜矿物原料具有以下特点：     １)适合选冶生产的铜矿物原料，赋存于多种矿床类型。其中，具有重要开采价值的矿床类型：岩浆型铜镍硫化物矿床、斑岩型铜矿床、夕卡岩型铜和多金属矿床、热液脉型铜矿床、火山-沉积块状硫化物型铜矿床、沉积型层状矿床等等。     ２）矿石结构构造复杂，嵌布粒度不均，多为不均匀浸染粒度矿石，甚至有不少矿物组合、组构嵌布细微，成分复杂，难选矿石较多。     ３）矿石化学成分多样，伴生、共生多种有益有害组分，选冶工艺条件复杂。目前，开发的矿区多数是综合性的铜矿床，共伴生多种有益有害元素。通过综合开采，综合利用，可变害为益，变废为宝。