铅精矿质量标准品级Pb质量分子数不小于 %杂质质量分子数不大于 %CuZnAsMgOAl2O3一级品701.240.21.02.0二级品651.550.31.52.5三级品552.060.41.53.0四级品452.570.62.04.0注：铅精矿中金、银为有价元素，应报分析数据；其他类型铅精矿的杂质要求由供需双方商定

铅精矿价格是很多铅精矿企业关注的重点。    2010年7月12日讯，现货铅精矿价格今报14700-14900元/吨，上涨50元/吨。美股与欧元的反弹给伦敦金属市场带来不少乐观情绪，伦铅连续7日持稳，涨势虽微，但昨日已收高至1800美元以上。国内现货市场买气回温，部分贸易商报价持平，另一些贸易商则适当调高50元/吨左右出货。伦铅小幅攀升，但国内铅精矿价格上行压力较大，下游主动接货意愿依然较低，云南铅寡淡交投于14700-14750；品牌铅在14800。隔夜伦铅以1755开盘，最高1805美元/吨，最低1754，截至收盘报1775美元/吨，涨1%。LME总持仓96551手，增加290手。LME库存减少275吨，昨日报18.93万吨。    现货市场某铅贸易商说：“因为最近希望能多出点货，我们铅精矿价格还是持平在14700元/吨，和昨天一样。最近云南铅、金沙铅都有在出，每逢周末，成交量基本都会多少增加一些，今天出了170吨左右，还算不错。”但也有贸易商告诉我们：“前一阵我们这里的成交情况很好，很多老客户都选择了那时来采购。也许正因如此，这几天的成交量就减少了不少。今天云南铅铅精矿价格14750元/吨，也有一些厂家认为价格高了点，选择持币观望。”     宏观面：美国供应管理协会(ISM)周二公布,6月非制造业指数为53.8,预估为55.0,5月为55.4，数据令人失望，尽管读数在50以上。美国近日公布的经济数据表现疲弱明显拖累美元走势，昨日美元兑欧元下跌   至 6 周低点，美元兑日元也下跌至 7 个月以来的低点。美元走弱支持基本金属大幅反弹，但毕竟投资人担心全球经济增长前景，在需求没有好转，精铅仍供应过剩的背景下，伦铅最终冲高回落。      中国目前是全球第一大铅生产国，国内2009年达到273.5万吨，占全球产量约34%；此外，中国也是出口大国，2009年精炼铅出口量高达537092吨，同比增长18%。分析师则认为，国内铅精矿短缺量并不大，只是冶炼/精炼阶段存在盈利性瓶颈；减产只能在近期内使市场短缺。目前国内铅精矿供应明显增长。根据国家统计局提供的数据，国内前5个月精炼铅产量为109.27万吨，同比增长6.7%，5月份产量同比增长14.6%，铅精矿产量为28.45万吨，同比增长10.1%，5月份同比增长22.2%。    更多关于铅精矿价格的资讯，请登录上海有色网查询。

由于目前铅精矿被广泛地运用在各行各业，所以铅精矿价格也备受业内人士的关注。我们上海有色网是一家关于有色金属方面资讯的网站，我们希望您在关注铅精矿价格的同时也能多去我们的网站了解相关铅精矿价格的信息。铅是人类从铅锌矿石中提炼出来的较早的金属之一。它是最软的重金属，也是比重大的金属之一，具蓝灰色，硬度1.5，比重11.34，熔点327.4℃，沸点1750℃，展性良好，易与其他金属(如锌、锡、锑、砷等)制成合金。锌从铅锌矿石中提炼出来的金属较晚，是古代7种有色金属(铜、锡、铅、金、银、汞、锌)中最后的一种。锌金属具蓝白色，硬度2.0，熔点419.5℃，沸点911℃，加热至100～150℃时，具有良好压性，压延后比重7.19。锌能与多种有色金属制成合金或含锌合金，其中最主要的是锌与铜、锡、铅等组成的黄铜等，还可与铝、镁、铜等组成压铸合金。  铅精矿用途广泛，用于电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等领域。此外，铅金属在核工业、石油工业等部门也有较多的用途。以上是我们网站为各位用户简单地介绍有关铅精矿价格以及基本信息，希望您还能多多关注我们上海有色网的其他金属，我们能够为您提供最新的实时金属价格。

1970-2009年，世界铅精矿长期增长率为0.3%，2000-2009年年均递增2.2%，2009年为385.1万吨。西方国家铅精矿产量长期处于下降趋势，中国是世界铅精矿增长的主要力量。　　世界铅精矿的主要生产国有中国、澳大利亚、美国、秘鲁和墨西哥，2009年上述国家铅精矿产量在世界总产量中占到77%。 　　世界主要铅精矿生产企业有道朗公司（Doe Run）、必和必拓（BHP Billiton）、超达（Xstrata）、泰克资源公司（Teck Resources）等。2009年，世界前10家生产企业铅精矿产量在世界总产量中占到33.6%。世界主要铅矿山有美国的韦伯纳姆矿（Viburnum）铅锌矿、澳大利亚的坎宁顿（Cannington） 银铅锌矿和伊萨山（MountIsa） 铅锌矿、加拿大的红狗铅锌矿（Red Dog）等。2009年，世界前10大矿山的铅精矿产量在世界总产量中占到26.9%。 　　世界精铅的生产 　　世界精铅生产主要集中在亚洲、欧洲和美洲三大地区，2009年，这三大地区的精铅产量达到847.8万吨，占全球总产量的96.1%；其中亚洲占比达到55.5%。 　　二十世纪八十年代以前，世界精铅产量在西方产量的增长推动下上扬。1960-1980年间，世界精铅产量的年度增幅为2.7%，其中西方国家精铅产量增幅达到2.6%。九十年代以后，中国铅冶炼产能的迅速扩张，引导中国精铅产量迅猛增长，成为世界精铅产量增长的主力军； 同期，西方国家精铅产量维持在500万吨下方。1990-2009年间，世界精铅产量年度增幅为2.5%，其中西方国家的产量增幅仅为0.2%，而中国达到了13.5%。 　　亚洲在精铅生产方面与美洲、欧洲明显不同，前者以原生铅为主，而后两者以再生铅为主。2009年，亚洲再生铅产量占其总产量的比例为41.2%，低于世界平均水平的56.4%，欧洲、美洲再生铅产量在总产量中所占比重分别高达76.4%和81.2%。 　　分国别来看，精铅生产主要集中在中国和美国，2009年上述两国精铅产量为494.5万吨，占全球总量的56.1%。但两国的生产方式截然不同，中国以原生铅为主，美国以再生铅为主。2009年中国精铅产量为370.8万吨，其中再生铅为123.3万吨，所占比重为33.2%。美国2009年精铅产量为123.7万吨，其中再生铅所占比重高达91.4%。  (miki)

铅精矿是由主金属铅(Pb)、硫(S)和伴生元素Zn、Cu、Fe、As、Sb、Bi、Sn、Au、Ag以及脉石氧化物SiO2、CaO、MgO、A12O3等组成。为了保证冶金产品质量和获得较高的生产效率，避免有害杂质的影响，使生产能够顺利进行。

1、主金属含量不宜过低，通常要求大于40％。含量过低，对整个铅冶炼工艺来讲，单位物料产出的金属铅量减少，从而降低了生产效率。2、杂质铜含量不宜过高，通常要求小于1.5％。铜过高，烧结块中铜含量会相应升高，在鼓风炉还原熔炼过程中，所产生的锍量增加：一则使溶于锍中的主金属铅损失增加，二则易洗刷鼓风炉水套，缩短了水套使用寿命，并易造成冲炮等安全事故。另外，含铜太高，也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。3、锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点，特别是硫化锌。如含锌过高，则在熔炼时，这些锌的化合物进入熔渣和铅锍，会使它们熔点升高，粘度增大，密度差变小，分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜，严重影响鼓风炉炉况，妨碍熔体分离，故锌含量不宜过高，一般要小于5％。4、砷、锑等杂质含量也有严格的要求，通常要求As+Sb小于1.2％，如过高，则经配料烧结后，在鼓风炉中形成黄渣的量会增加，而且金属铅的流失量会相应增大，更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高；此外在电解精炼过程中，使铅溶解速度变慢，并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率，又影响生产效率。 另外，MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型，故一般要求MgO<2％，Al2O3<4％。

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

1)主金属含量不宜过低，通常要求大于40％。含量过低，对整个铅冶炼工艺来讲，单位物料产出的金属铅量减少，从而降低了生产效率。  (2)杂质铜含量不宜过高，通常要求小于1.5％。铜过高，烧结块中铜含量会相应升高，在鼓风炉还原熔炼过程中，所产生的锍量增加：一则使溶于锍中的主金属铅损失增加，二则易洗刷鼓风炉水套，缩短了水套使用寿命，并易造成冲炮等安全事故。另外，含铜太高，也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。  (3)锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点，特别是硫化锌。如含锌过高，则在熔炼时，这些锌的化合物进入熔渣和铅锍，会使它们熔点升高，粘度增大，密度差变小，分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜，严重影响鼓风炉炉况，妨碍熔体分离，故锌含量不宜过高，一般要小于5％。  (4)砷、锑等杂质含量也有严格的要求，通常要求As+Sb小于1.2％，如过高，则经配料烧结后，在鼓风炉中形成黄渣的量会增加，而且金属铅的流失量会相应增大，更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高；此外在电解精炼过程中，使铅溶解速度变慢，并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率，又影响生产效率。  另外，MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型，故一般要求MgO<2％，Al2O3<4％。

钴硫精矿精矿等级分类标准

铜精矿质量标准品级Cu质量分子数不小于 %杂质质量分子数不大于 %AsPb+ZnMgBi一级品300.05210.05二级品250.20530.20三级品200.30840.30四级品130.401250.50注：铜精矿中金、银、硫为有价元素，应报分析数据

类别品级锡（ωB） 不小于%杂质（ωB）不大于%SPBiZnSbFe一       类一级品650.40.30.100.40.25二级品600.50.40.100.50.37三级品550.60.50.150.60.49四级品500.80.60.150.70.412五级品451.00.70.200.80.515六级品401.20.80.200.90.616七级品351.51.00.301.00.717八级品301.51.00.301.00.818二       类一级品651.00.40.400.80.4 二级品601.50.50.500.90.57三级品552.01.00.601.00.69四级品502.51.50.801.20.712五级品453.02.01.01.40.815六级品403.52.51.21.60.916七级品354.03.51.41.81.017八级品305.04.01.52.01.218注1：一类是直接入炉锡精矿产品，二类是冶炼前需加工处理的锡精矿产品。注2：锡精矿中铅、钨为有价元素，应提出分析数据。注3：自产自用锡精矿产品，可自订企业标准执行。

传统烧结－鼓风炉熔炼工艺中，按硫化铅精矿中硫的质量分数为12％～24％计算，每冶炼1t粗铅有0.6～1.1t的SO2排空。     新的炼铅技术的共同特点是将焙烧与熔炼结合为一个过程，实现铅精矿直接处理，充分利用硫化铅氧化放出的大量热将炉料迅速熔化，产出液态铅和熔渣。直接炼铅仍需要将冶金过程分为氧化和还原两个阶段，在氧化段充分氧化获得低硫铅，在还原段充分还原产出低铅炉渣。本实验探讨熔池熔炼还原段，利用铅精矿和富铅渣之间的交互反应，考察还原段的终渣含铅量、铅回收率（按渣计）、烟气烟尘率、粗铅产率等各工艺指标的影响因素及条件。对其反应机理进行了初步的探讨。     一、试验理论基础     铅精矿和富铅渣之间的主要交互反应如下： PbS＋2PbO→3Pb＋SO2（1） PbS＋PbSO4→2Pb＋2SO2 （2）     这两个反应在一般高温1000℃时，△G已经很负了。随着温度的升高，△G越来越负，说明从热力学角度来说，交互反应很容易发生。渣中铅化合物的溶化温度低，其熔体的流动牲好，而且与SiO2结合的Pb0挥发性要比纯Pb0小。PbS溶化后流动性大；PbSO4在800℃便开始分解，至950℃以上分解进行的很快。反应式(1)在860℃时的平衡压力达101325Pa；反应式(2)在723℃时的平衡分压为98000Pa。即在较低温度下，两个反应可以剧烈的向右进行。从动力学角度看，熔渣的熔点一般为1200℃左右，试验温度只要能高于渣熔点，则在渣熔融状态下，各种化合物之间接触良好，反应能很好的进行。     二、试验原料及方法     （一）试验原料     本试验所用原料为某厂艾萨炉出来的富铅渣和铅精矿。铅精矿为黑色粉末，粒度小于1mm。化学成分（％）：Pb 45.44、Zn 6.46、Fe 8.82、SiO25.34、CaO 1.57、MgO 0.48、Al2O3 1.00、S 17.86、Cu 2.43、Ag 0.266。定性物相分析结果表明：铅精矿主要含PbS、ZnS、FeS、SiO2、FeS2、PbSO4。     富铅渣为浅粉色块状，化学成分（％）：Pb53.97、Zn 6.46、Fe 8.64、SiO2 8.31、CaO 3.07、MgO 0.75、Al203 1.78、S 0.17、Cu 0.73、Ag0.0197，堆密度3.05 g/cm3。XRD分析表明：铅物相以PbZnSiO4、PbO、Pb存在。其中PbZnSi04在高温下发生如下反应分解成PbO： PbZnSiO4→PbO＋ZnO＋SiO2     故本试验可将富铅渣中的Pb看做以Pb0形式存在，并以此进行配料计算，确定各种料的加入量。     试验所用熔剂为：石灰石(CaO 51.2％，MgO3.17％）；石英砂（SiO2 93.83％）。     （二）试验方法     根据可能发生的交互反应方程式，先计算出富铅渣和铅精矿所需的理论量，再以富铅渣与铅精矿中FeO成分含量的总和为渣型选择的计算基础，然后根据选定的渣型计算所需各溶剂的质量。将富铅渣、铅精矿、石灰石、石英砂分别先经破碎，磨细后，再充分混合均匀，加水湿润后制团，最后烘干12h以上。每次称2kg左右的混合料加人高15cm，内径14 cm的碳化硅坩埚中，从电炉底部进料。用一个Pt/Pt－13%Rh型热电偶检测炉内试验样料的温度，通人高纯氩气排除炉内空气并起轻微的搅拌作用；通过调节电炉的程序参数，设定好每次试验反应温度和时间；反应结束后，观察形成的铅渣表面现象，判断是否产生了泡沫渣，再称量铅渣和粗铅，并分析各主要成分含量。由于试验条件有限，未能检测SO2浓度和烟尘率，本试验将烟气烟尘率看做一个技术指标，计算式为：     烟气烟尘率＝（加入坩埚的炉料总量－反应后粗铅和铅渣的量）÷加入坩埚的炉料总量     三、试验结果及讨论     （一）渣型对终渣含铅量和烟尘率的影响     炼铅炉渣是个非常复杂的高温熔体体系，它由SiO2、FeO、CaO、MgO、Al2O3、ZnO等多种氧化物组成，并且它们之间可相互结合形成化合物、固熔体、共晶混合物。为了讨论渣型与结晶相的关系，将多元系简化为三元系：FeO－CaO－SiO2。将渣中该三相的成分换算为100％，再查看FeO－CaO－SiO2三元系相图，根据图中渣温度1 100～1 300℃区域，选择试验3个成分含量。A Perillo提供了维斯麦港基夫赛特法炼铅厂的投产与生产指标，炉渣的化学成分：FeO39％，SiO2 38％，CaO 23％。     试验条件：固定温度1250℃，时间5h，配料比1.0。试验编号分别为（1）－FeO 40％，SiO2 35％，CaO 25％；（2）－FeO 37.5％，SiO2 37.5％，CaO25％；（3）－FeO 35％，SiO2 40％，CaO 25％；（4）－FeO 35%，SiO2 37.5％，CaO 27.5％；（5）－FeO35％，SiO2 35％，CaO 30％。     试验结果表明CaO含量保持为25％，相应的SiO2含量减小时，试验（1），(2），(3)的渣含铅分别为3.48％，4.76％，5.87％；烟气烟尘率分别为36.9％，32.6％，28.1％。FeO含量固定为35％时，相应的SiO2含量减小时，试验(3)，(4)，(5)的渣含铅分别为5.87％，1.41％，3. 86％；烟气烟尘率分别为28.1％，42.25％，35.6％。     根据熔渣结构的离子理论，适当增加碱性氧化物有利降低炉渣黏度。但碱性氧化物过高时可能生成各种高熔点化合物，使炉渣难熔，渣黏度升高。对于FeO－CaO－SiO2三元系炉渣，但CaO含量超过30％时，黏度将随CaO含量的增加而迅速加大。SiO2/Fe过大，黏度高，排放困难，提高Ca0/SiO2，可降低渣的黏度。从试验结果数据可看出：当炉渣组成为FeO 35％、SiO2 37. 5％、CaO 27. 5％时，烟气烟尘率为42.25％，渣含铅1.41％为最低。     （二）配料比对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间定为3h,温度为1250℃的条件下。以100 g富铅渣为计算基础，理论需要消耗铅精矿71.297g，试验中铅精矿用量分别为理论量的0.9、0.95、1.0、1.05、1.1、1.15和1.2倍。     从图1可看出，在其他条件不变的情况下，随配料比增加，渣含铅呈先减小后增大的趋势，在配料比为1.0有最小值；烟气烟尘率呈先增大后减小的趋势，与渣含铅趋势相反，即渣含铅低时则烟气烟尘率高。鉴于两者的矛盾关系，折中取定试验条件，故此后试验定配料比为 1.1，此条件下渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％，能基本满足工业上对工艺指标的要求。图1  配料比对终渣含铅和烟尘率的影响     （三）反应温度对终渣含铅和烟尘率的影响     为减少烟尘量，必须严格控制炉内温度。如果能抑制铅及化合物的挥发，烟尘中氧化锌含量就会提高，就可以进入氧化锌系统进行处理。从沸点和平衡蒸气压分析，锌的挥发要比铅容易得多。如果试验中还原温度真正控制在1150～1200℃，Pb和PbO的蒸气压都只有1.3～6.7kPa，铅的挥发率不会如此高。     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间5h，配料比1.1。试验结果见图2。图2  反应温度对降低终渣含铅量，烟气烟尘率的影响     从图2可看出，其它试验条件不变时，渣含铅随温度的升高而降低，在1250℃有最小值，1300℃时反而渣含铅比其高。观察1300℃的试验现象，渣孔（从粗铅到渣表面）多，推测温度较高于渣熔点时，渣熔体流动性大，反应产生的气体更容易从渣孔隙跑出液面，同时使得渣中的铅及其化合物未能很好的沉降分离，所以渣含铅偏高；烟气烟尘率随温度升高而逐渐增大，1300℃时，烟气烟尘率高达48.82％。烟气烟尘率太高，对后续的收尘系统是个负担，会导致生产成本增加，严重时，会造成烟尘积压。综合考虑后选定温度为1250℃。     （四）反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。试验结果见图3。图3  反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     从图3可以看出，随着反应时间的延长，交互反应进行得越彻底，渣、铅分离沉降时间长，分离效果更好，则渣含铅逐渐减少；而烟气烟尘率逐渐增加。反应时间短，能缩短排渣周期时间，能提高床能率。试验时间为3h条件下，渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％。     （五）反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，时间3h，配料比1.1。试验结果见图4。图4  反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     从图4可看出，随反应温度的升高，各种化合物和金属的挥发量增多，粗铅产率从27.23％降至14.62％，产渣率也逐渐减小。故反应温度不易过高，折中选择1250℃为较好，此条件下，粗铅产率22.76％，产渣率43.61％。     （六）反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     固定渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。反应时间对粗铅产率（占点炉料）和渣产率的影响结果见图5。图5  反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     从图5可以看出：(1)随着反应时间的增加，粗铅产率从19.23％升至25.83%。时间长有利于渣铅沉降分离，同时能让其它各种金属化合物有足够时间发生还原反应，再以金属状态进入粗铅；(2)渣产率逐渐减少。时间长，渣中易挥发的化合物及被产出的气体气泡带走的物质则更多的进入烟气烟尘中，增加了收尘负荷。时间为3h时，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。     （七）其它反应效果的比较及分析     不同试验条件下，反应后，其它各成分含量变化不大。粗铅中的铅含量95.01％～96.12％；Ag含量0.28%～0.36％；S含量0.11％～0.19％；铜含量0.31％～0.56％。铅渣其它成分含量：S含量1.89％～2.37％；Zn含量2.47％～6.33％。且呈现渣含铅低，则含Zn亦低的试验现象。推测在相同工艺条件下，原料中铅化合物和锌化合物与其它物质之间发生的反应机理相似，故两者在铅渣和烟尘中呈正比例含量关系。随着反应时间的延长和反应温度的提高，各种化合物逐渐分解，易挥发物更多的进人烟尘，渣中较难挥发物SiO2、FeO、CaO的含量都有稍微增加的趋势。在渣含铅     四、结论     在熔池熔炼还原段采用铅精矿和富铅渣的交互反应可满足工业实践的各项经济技术指标。最优工艺条件：渣型三主要组成含量折算为FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，时间3h，配料比1.1。在此条件下可得到渣含铅2.61％，铅的回收率（以渣计98.21％，脱硫率91.5％，烟气烟尘率33.63％，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。

铅精矿在被鼓风炉熔炼之前必须把铅精矿在熔炼前进行预备作业即烧结焙烧，其目的：（1）除去铅精矿中的硫，如含砷及锑较多也须将其除去；（2）将细料烧结成块。     因此，在焙烧过程中，除进行氧化反应外，还必须使细料结块。这种同时完成两个任务的焙烧法，称为烧结焙烧或简称为烧结，而呈块状的焙烧产物称为烧结块或烧结矿。当用鼓风炉还原熔炼法处理块状富氧化铅矿时，不需要进行烧结焙烧，只要将矿石破碎至一定的块度，就可送往鼓风炉直接熔炼。如果要进行处理的不是块矿而是细碎的氧化铅精矿，仍须先行烧结或制团，然后才加入鼓风炉熔炼。铅精矿的烧结焙烧是强化的氧化过程，即将炉料装入烧结机中，在强制地鼓入或吸入大量空气的条件下，加热到800－1000℃，使之着火并继续燃烧，其中金属硫化物便发生氧化，生成各种金属氧化物和硫酸盐。

锆精矿质量因资源而异，尚无国际通用标准，故各生产国所属公司或厂家均根据其资源特点及用户要求制定各自标准。我国锆精矿国家标准见下表。 表  中国锆英石精矿国家标准级别化学成份，%粒度mm（Zr，Hf）O2杂质含量TiO2P2O5Fe2O3Al2O3SiO2特级品65.500.30.200.100.334－0.4一级品65.000.50.250.250.834－0.4二级品65.001.00.350.300.834－0.4三级品63.002.51.500.501.033－0.4四级品60.003.50.800.801.232－0.4五级品55.008.01.501.501.531－0.4

钼精矿质量标准锌精矿质量标准

钴硫精矿等级质量标准

该标准适用于砂矿、风化壳及原生矿经选矿富集获得的钽铁矿-铌铁矿精矿，供提取钽铌氧化物及其金属和制造合金等用。        一、分类和技术要求(一)钽铁矿-铌铁矿精矿按五氧化二铌、钽合量的含率及五氧化二钽的含率分为四级十五类，以干矿品位计算，应符合表1的规定; 表1 钽铁矿-铌铁矿精矿质量标准等级一级品二级品分类1类2类3类4类1类2类3类4类5类成分，％（TaNb）2O5不小于606060605050505050Ta2O5≥35≥30≥20＜20≥30≥25≥17＜17＜17杂质不大于TiO2679SiO2799WO3556等级三级品四级品分类1类2类3类4类1类2类成分，％（TaNb）2O5不小于404040403030Ta2O5≥24≥20≥13＜13≥20≥15杂质不大于TiO2810SiO21113WO355                         注：精矿中U3O5、ThO2的含率由供方通知需方，但不作为限定杂质。(二)精矿中不得混入外为夹杂物。        二、包装：用双层袋包装，包装质量由供需双方议定                   三、褐钇铌矿精矿质量标准该标准适用于砂矿或原生矿经选矿富集获得的褐钇铌精矿，供提取铌(钽)和稀土等金属及其化合物用。 (一)分类和技术要求1、按化学成分分为两级，以干矿品位计算，应符合表2的规定; 表2 褐钇铌矿精矿质量标准等级（TaNb）2O5不小于杂质不大于，％TiO2SiO2WO3一级品35440.5二级品30560.5注：精矿中(TaNb)2O5含率少于30%时，由供需双方议定。2、精矿中不得混入外来夹杂物。 (二)包装：用双层袋包装，包装质量由供需双方议定。

1号电解铅 :Pb含量不小于99.994% ； 2号铅: Pb含量不小于99.99%； 粗铅:  硫化铅矿氧化脱硫-去渣-粗铅.粗铅Pb纯度在96%-98%； 还原铅：以废铅做原料，重新回炉冶炼而得，PB含量通常在96%~98%左右，也可做为生产电解铅的原料。   再生铅：蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例，因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。 再生铅主要用火法生产。例如,处理废蓄电池时,通常配以8～15%的碎焦，5～10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂，在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。 铅精矿：矿石经过经济合理的选矿流程选别后，其主要有用组分富集，成为精矿，它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比（如铜、铜、锌等）表示，有的以重量比（如金矿以克／吨）表示。它是反映精矿质量的指标，也是制定选矿工艺流程的一项参数。

镨钕氧化物富集物质量标准

在苛性钠溶液中，砷黄铁矿和黄铁矿的电化学浸出机理是建筑在许多接连反响阶段基础上的。电化学氧化作用是从OH-离子被吸附在硫化物表面时开端的。依据有关溶剂的阴离子对砷黄铁矿和黄铁矿在碱性和酸性溶液中浸出的进程和氧化的电化学特性的影响性质判定，在矿藏表面上构成的吸附络合物能使电子由硫化物向氧化剂传递更简单些，并能促进在较为《平缓》的氧化条件下进行浸出。 在硫被氧化的开端阶段，硫转入液相后，便与氧生成了许多化合物。可是因为电解槽有氧化介质，故其间大多数化合物的存在时刻是很短的。依据氧化条件和氧化时刻的不同，80~90%的硫被氧化成为硫酸根离子。砷则以三价和五价离子方式转入溶液。在开端阶段三价与五价离子之间的份额大致持平，然后，大部分砷则被氧化成五价。 对硫和铁之间份额的研讨证明，在较《平缓，的氧化条件和低温下浸出时，硫优先被浸出。跟着溶液的电位和温度的进步，硫浸出的选择性则下降，而硫、铁之比到达原始矿藏中化学核算值。砷也有相似的行为。可是砷转入溶液的速度要比硫低些。 在氧化开端时期，固相为两价铁的氢氧化物。这些氢氧化  物是在它们的电位向正值方向移动时，被吸附的OH-离子与矿藏晶格中铁离子牢固地结合而成的。在有氧化剂条件下，碱性介质中两价铁的氢氧化物被氧化成三价氢氧化物，然后转为更安稳的化合物Fe2O3。电化学氧化进程可用下列反响方程式阐明：     2FeAsS+10NaOH+7O2=Fe2O3+2Na2SO4+2Na3AsO4+5H2O，     2FeS2+8NaOH+7.5O2=Fe2O3+4Na2SO4+4H2O。     此刻，除了生成硫酸钠之外，还有钠Na2S03，硫代硫酸钠Na2SO2，以及其它化合物Nan（SxOy）。在砷黄铁矿浸出进程中，与钠Na3AsO4一起生成的还有NaAsO2。在这个进程中，还发生了能生成硫酸铁和磁铁矿的反响。但这些反响所得产品的产率-般不超越2~5%。 依据对砷黄铁矿和黄铁矿电化学氧化进程的动力学和机理研讨的材料来看，当苛性钠浓度为2.5~3.75克分子/升和溶液温度不低于50~60℃时，这两种矿藏的浸出速度最佳。在实践精矿中，这两种矿藏的浸出速度取决于电解槽的结构、单位体积溶液中所需的氧、阳极的电流密度、物料的粒度特性和悬浮液的组成等等。 曾对砷黄铁矿和黄铁矿含量不同的三种金-砷精矿进行了电化学浸出的工艺研讨。研讨成果表明，这-办法的作用很好（见工艺流程图）。在最佳条件下，对这种精矿进行氧化，能使砷黄铁矿的浸出串达72~87%，黄铁矿浸出率为45~53%。因而使化后的尾矿中金晶位与依照焙烧--焙砂化工艺流程处理精矿时的尾矿金档次大致相同。 在除掉砷和硫之后，电化学浸出液可回来运用，而不下降其工艺目标。用石灰处理溶液时，砷呈微溶的：钙方式脱除，而经过用苛性钠使溶液增浓到150克/升和冷却到16~17℃后，硫呈无水的硫酸钠方式脱去。因而，对金-砷精矿进行电化学氧化浸出进程的研讨、实验和技能-经济评价成果证明应当对这-办法进跋涉-步的扩展实验，并且在处理含有毒砂杂质的多种有色金属选矿产品时，选用化学选矿办法有可能使矿藏到达分选。

近几年来，因为硫化物精矿的物质组成杂乱和环境保护作业的加强，促进硫化物精矿的湿法冶金处理办法不断发展起来。经过广泛地研讨，呈现了许多新的工艺计划。关于在金-砷精矿中与细粒伴生的黄铁矿和砷黄铁矿的浸出来说，电化学氧化就是其间的一个办法。    砷黄铁矿和黄铁矿是在化学性质方面比较安稳的矿藏，不适合用酸溶液和碱溶液进行直接浸出。只要在存在氧化剂（因为它们能使其电位向正值方向改动）下，它们才干分化。对砷黄铁矿和黄铁矿在酸性和碱性溶液中氧化电化学条件作了研讨。成果证明，砷黄铁矿和黄铁矿的化学安稳性在很大程度上取决于所用溶剂的性质。在碱性溶液中可以构成氧化这两种矿藏的最有利条件。在这种溶液中进行氧化时，电极电位的改动最小和所需的电耗最低。在这种情况下，因为对砷黄铁矿和黄铁矿氧化的电化学条件不同，就有可能在处理硫化物精矿时，使困难最大的砷黄铁矿得到优先浸出。    用电化学浸出金-砷精矿时，选用苛性钠溶液来处理是最理想的。苛性钠在所有的碱中是最廉价的，苛性钠溶液具有很高的导电性。用苛性钠溶液时也不会发作能使金转入液相的二次进程，而用溶液和氯化物溶液时就会发生这种二次进程。金的溶解会导致金在液相，阴极沉淀物和浸渣之间的从头散布，成果使下一步收回金的进程更为杂乱；对用苛性钠溶液电化学浸出砷黄铁矿和黄铁矿的动力学研讨标明，在温度超越50℃时，浸出进程是在动力学范围内进行的。在50~80℃范围内，依据氧化条件的不同，所核算出的矿藏氧化的体现活化能的数值为：对砷黄铁矿来说为6.1~14.4千卡/克分子，对黄铁矿而言为8.1~16.3千卡/克分子。在较低温度条件下，因为矿藏表面生成的氧化产品。密度的进步，浸出进程则在内部分散区域中进行。用人工极化法研讨了单晶上的氧化动力学，其方程式如下；    在相同的氧化条件下，当温度为70℃，苛性钠浓度为  3.75克分子/升时，依据上述方程式得出的砷黄铁矿和黄铁矿氧化速度之比为VFeAsS/VFes2=0.345[△φ]。按上述份额可得出结论；砷黄铁矿的氧化速度比黄铁矿快。跟着氧化条件的增强，这两种矿藏氧化速度的不同也会增大。例如，在电位改动50毫伏时，砷黄铁矿的氧化速度为黄铁矿的1.98倍，而当电位改动100毫伏时，则为2.62倍。    对砷黄铁矿和黄铁矿的单矿藏部分在电解槽中氧化所进行的研讨标明，关于磨碎的物料来说，这两种矿藏氧化速度的差异比较小，仅为1.4倍和2倍。磨碎物料的砷黄铁矿和黄铁矿氧化速度的差异减小的原因在于：电解槽中氧化剂和阳极表面对被氧化颗粒的作用非常杂乱以及与物料的分散性有关的-些非必须要素的影响等。[next]    对单矿藏部分的研讨还证明，在实践中，砷黄铁矿和黄铁矿的浸出动力学不只取决于某些已知的规则，并且还与悬浮液，的组成和溶液的盐浓度有关。在多种矿藏悬浮液中，砷黄铁矿的氧化速度会进步，而黄铁矿的氧化速度反而会下降。进步溶液中硫酸钠的浓度（硫酸钠是某些矿藏的分化产品）会下降这两种矿藏的浸出速度。黄铁矿，特别是砷黄铁矿的矿泥部分具有很高的反响才能。    在苛性钠溶液中，砷黄铁矿和黄铁矿的电化学浸出机理是建筑在许多接连反响阶段基础上的。电化学氧化作用是从OH-离子被吸附在硫化物表面时开端的。依据有关溶剂的阴离子对砷黄铁矿和黄铁矿在碱性和酸性溶液中浸出的进程和氧化的电化学特性的影响性质判定，在矿藏表面上构成的吸附络合物能使电子由硫化物向氧化剂传递更简单些，并能促进在较为《平缓》的氧化条件下进行浸出。    在硫被氧化的开端阶段，硫转入液相后，便与氧生成了许多化合物。可是因为电解槽有氧化介质，故其间大多数化合物的存在时刻是很短的。依据氧化条件和氧化时刻的不同，80~90%的硫被氧化成为硫酸根离子。砷则以三价和五价离子方式转入溶液。在开端阶段三价与五价离子之间的份额大致持平，然后，大部分砷则被氧化成五价。    对硫和铁之间份额的研讨证明，在较平缓的氧化条件和低温下浸出时，硫优先被浸出。跟着溶液的电位和温度的进步，硫浸出的选择性则下降，而硫、铁之比到达原始矿藏中化学核算值。砷也有相似的行为。可是砷转入溶液的速度要比硫低些。    在氧化开端时期，固相为两价铁的氢氧化物。这些氢氧化物是在它们的电位向正值方向移动时，被吸附的OH-离子与矿藏晶格中铁离子牢固地结合而成的。在有氧化剂条件下，碱性介质中两价铁的氢氧化物被氧化成三价氢氧化物，然后转为更安稳的化合物Fe2O3。    电化学氧化进程可用下列反响方程式阐明：    2FeAsS+10NaOH+7O2=Fe2O3+2Na2SO4+2Na3AsO4+5H2O，    2FeS2+8NaOH+7.5O2=Fe2O3+4Na2SO4+4H2O。    此刻，除了生成硫酸钠之外，还有钠Na2S03，硫代硫酸钠Na2SO2，以及其它化合物Nan（SxOy）。在砷黄铁矿浸出进程中，与钠Na3AsO4一起生成的还有NaAsO2。在这个进程中，还发作了能生成硫酸铁和磁铁矿的反响。但这些反响所得产品的产率-般不超越2~5%。    依据对砷黄铁矿和黄铁矿电化学氧化进程的动力学和机理研讨的材料来看，当苛性钠浓度为2.5~3.75克分子/升和溶液温度不低于50~60℃时，这两种矿藏的浸出速度最佳。在实践精矿中，这两种矿藏的浸出速度取决于电解槽的结构、单位体积溶液中所需的氧、阳极的电流密度、物料的粒度特性和悬浮液的组成等等。    曾对砷黄铁矿和黄铁矿含量不同的三种金-砷精矿进行了电化学浸出的工艺研讨。研讨成果标明，这-办法的作用很好（见工艺流程图）。在最佳条件下，对这种精矿进行氧化，能使砷黄铁矿的浸出串达72~87%，黄铁矿浸出率为45~53%。因而使化后的尾矿中金晶位与依照焙烧--焙砂化工艺流程处理精矿时的尾矿金档次大致相同。    在除掉砷和硫之后，电化学浸出液可回来运用，而不下降其工艺目标。用石灰处理溶液时，砷呈微溶的：钙方式脱除，而经过用苛性钠使溶液增浓到150克/升和冷却到16~17℃后，硫呈无水的硫酸钠方式脱去。因而，对金-砷精矿进行电化学氧化浸出进程的研讨、实验和技能-经济评价成果证明应当对这-办法进跋涉-步的扩展实验，并且在处理含有毒砂杂质的多种有色金属选矿产品时，选用化学选矿办法有可能使矿藏到达分选。

近几年来，因为硫化物精矿的物质组成杂乱和环境保护作业的加强，促进硫化物精矿的湿法冶金处理办法不断发展起来。通过广泛地研讨，呈现了许多新的工艺计划。关于在金-砷精矿中与细粒伞伴生的黄铁矿和砷黄铁矿的浸出来说，电化学氧化就是其间的一个办法。     砷黄铁矿和黄铁矿是在化学性质方面比较稳定的矿藏，不适合用酸溶液和碱溶液进行直接浸出。只要在存在氧化剂（因为它们能使其电位向正值方向改动）下，它们才干分化。对砷黄铁矿和黄铁矿在酸性和碱性溶液中氧化电化学条件作了研讨。成果证明，砷黄铁矿和黄铁矿的化学稳定性在很大程度上取决于所用溶剂的性质。在碱性溶液中可以形成氧化这两种矿藏的最有利条件。在这种溶液中进行氧化时，电极电位的改动最小和所需的电耗最低。在这种情况下，因为对砷黄铁矿和黄铁矿氧化的电化学条件不同，就有可能在处理硫化物精矿时，使困难最大的砷黄铁矿得到优先浸出。 用电化学浸出金-砷精矿时，选用苛性钠溶液来处理是最理想的。苛性钠在所有的碱中是最廉价的，苛性钠溶液具有很高的导电性。用苛性钠溶液时也不会发作能使金转入液相的二次进程，而用溶液和氯化物溶液时就会发生这种二次进程。金的溶解会导致金在液相，阴极沉淀物和浸渣之间的从头散布，成果使下-步收回金的进程更为杂乱； 对用苛性钠溶液电化学浸出砷黄铁矿和黄铁矿的动力学研讨标明，在温度超越50℃时，浸出进程是在动力学范围内进行的。在50~80℃范围内，依据氧化条件的不同，所计算出的矿藏氧化的体现活化能的数值为：对砷黄铁矿来说为6.1~14.4千卡/克分子，对黄铁矿而言为8.1~16.3千卡/克分子。在较低温度条件下，因为矿藏表面生成的氧化产品。密度的进步，浸出进程则在内部分散区域中进行。用人工极化法研讨了单晶上的氧化动力学，其方程式如下；           温度为70℃时计算出的反响速度常数为：    在相同的氧化条件下，当温度为70℃，苛性钠浓度为  3.75克分子/升时，依据上述方程式得出的砷黄铁矿和黄铁矿氧化速度之比为VFeAsS/VFes2=0.345[△φ ]。按上述份额可得出结论；砷黄铁矿的氧化速度比黄铁矿快。跟着氧化条件的增强，这两种矿藏氧化速度的不同也会增大。例如，在电位改动50毫伏时，砷黄铁矿的氧化速度为黄铁矿的1.98倍，而当电位改动100毫伏时，则为2.62倍。 对砷黄铁矿和黄铁矿的单矿藏部分在电解槽中氧化所进行的研讨标明，关于磨碎的物料来说，这两种矿藏氧化速度的差异比较小，仅为1.4倍和2倍。磨碎物料的砷黄铁矿和黄铁矿氧化速度的差异减小的原因在于：电解槽中氧化剂和阳极表面对被氧化颗粒的效果非常杂乱以及与物料的分散性有关的一些非必须要素的影响等。 对单矿藏部分的研讨还证明，在实践中，砷黄铁矿和黄铁矿的浸出动力学不只取决于某些已知的规则，并且还与悬浮液的组成和溶液的盐浓度有关。在多种矿藏悬浮液中，砷黄铁矿的氧化速度会进步，而黄铁矿的氧化速度反而会下降。进步溶液中硫酸钠的浓度（硫酸钠是某些矿藏的分化产品）会下降这两种矿藏的浸出速度。黄铁矿，特别是砷黄铁矿的矿泥部分具有很高的反响才能。

1号电解铅 :Pb含量不小于99.994% ；2号铅: Pb含量不小于99.99%；粗铅: 硫化铅矿氧化脱硫-去渣-粗铅.粗铅Pb纯度在96%-98%；还原铅：以废铅做原料，重新回炉冶炼而得，PB含量通常在96%~98%左右，也可做为生产电解铅的原料。 再生铅：蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例，因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。 再生铅主要用火法生产。例如,处理废蓄电池时,通常配以8～15%的碎焦，5～10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂，在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。铅精矿：矿石经过经济合理的选矿流程选别后，其主要有用组分富集，成为精矿，它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比（如铜、铜、锌等）表示，有的以重量比（如金矿以克／吨）表示。它是反映精矿质量的指标，也是制定选矿工艺流程的一项参数。

到目前为止，在工业生产中广泛选用的分化以亚微粒状浸染在硫化物中金的首要办法仍是氧化焙烧法。但是在处理含砷高的硫化物精矿时，选用这种办法分化金时会严峻污染环境。此外，在焙烧进程中不可避免地使一部分金丢失在蒸发产品中。因而，选用湿法冶金乃是处理含金-砷的硫化物精矿的最有发展前途的办法。     苏联研讨人员曾用硝酸来分化含金-砷的硫化物精矿。硝酸是黄铁矿、砷黄铁矿以及有色金属硫化物的-种有用氧化剂。用硝酸分化硫化物时，铜、锌、铁，镉、砷都能转入溶液中，而铅、金和锑则富集到不溶解的残渣中。运用硝酸分化的长处是，它有或许彻底再生。     在存在氧的条件下，用硝酸氧化金属硫化物的化学反响式如下：           MeS2+2HNO3+3O2=MeSO4+H2SO4+2NO2，                   （1）           2NO2+H2O=HNO3+HNO2物质                                                     （2）           MeS2+HNQ+3O2+H2O=MeSO4+H2SO4+HNO2                    （3）     反响式（1）~（3）这个进程可在下列情况下完成；这一进程必须在闭路循环中进行，并使与氧的混合物屡次循环  地通过矿浆。在具有了必要条件今后，在亚硝酸气体再循环进程中氮的贱价氧化物被氧化成。在随后的与矿浆触摸进程中，它们便转变成硝酸或许直接参加硫化物的氧化。    作者曾研讨了含金浮选精矿的硝酸分化。在这种精矿中90%以上的金都被黄铁矿和砷黄铁矿所包裹。在带有充气搅拌器的反响槽中对硫化物精矿进行常压下硝酸浸出时，各项工艺参数如下：硝酸浓度为150~200克/升，固液比=1：5（7.5），温度为75~85℃，浸出时刻2小时。反响进程中分出的，与氧（空气）混合后不断被抽到硝酸的再生体系中。从反响槽中抽出的气体在闭路循环的喷发设备中被水吸收。喷发设备包含盛水（酸）的容器、冷却器、泵和喷发器。在循环通过喷发器被水吸收后，就可得到必定浓度的硝酸。这些硝酸可以循环运用。    在最佳的硫酸盐化条下进行实验时，96%的硫化物硫、98%的砷和97%的铁转入到硝酸溶液中。砷和硫被氧化成亚和硫酸。溶液中的铁以硫酸铁方式存在。有色金属悉数转入溶液中。金、银（在存在氯离子时）、铅和锑富集在不溶解的残渣（浸渣）中。浸渣的产率则依据精矿的矿藏组成不同而有所不同，一般在25%到34%之间。浸渣通过化处理后，金的回收率为92~94%，而与铜精矿一同熔炼时，金的回收率为96~98%。 含有剩余硝酸，己溶解的有色金属，铁和砷的酸性母液，应在350℃下进行脱硝处理，以便再生硝酸。脱硝后的固体残渣应在650--700℃下锻烧。在这些条件下，铁与砷化合，生成不溶于水的铁。它类似于天然矿藏-臭葱石。在通过热处理后的产品中，除铁以外，还存在有呈它们的硫酸盐方式的有色金属。这些有色金属可以用水浸出。浸出后的残渣送到堆积场堆存。含金-砷的硫化物精矿的分化工艺流程见插图。    依据矿藏组成的不同，分化一吨含金硫化物精矿所需的硝酸耗量为0.1~0.3吨浓硝酸或许为0.18~0.6（56%浓度的硝酸）假如原始产品中除了含金之外，还含有色金属、稀有金属时，选用这样的酸耗量在经济上是较为合算的。依照上述用硝酸分化硫化物（反响式（1）~（3））的理论，假如可以循环运用和氧的混合物，那么硝酸的耗量则可降到最低极限。一起，硝酸在浸出进程中还可起到催化剂的作用。这样就使得硝酸不仅在处理富精矿（例如，辉钼矿和白钨矿等），并且石处理其它含金产品时的作用都比较抱负。 在气相循环的条件下，用定型的实验设备进行了用硝酸分化硫化物精矿的实验。不断使氧化氮转变成，是进行这一进程的必要条件。这是因为能参加使金属硫化物的氧化。这时，硝酸的耗量将比理论耗量削减1/2~2/3。这是因为在硫化物的氧化进程中得到了最大极限的使用。在许多情况下，还可以使用氮肥厂的废气替代硝酸来分化硫化物精矿。

金属硫化物矿石(硫铁矿、黄铜矿、方铅矿和闪锌矿等)是硫酸工业和冶金工业的重要质料，浮选后的精矿(硫精矿、铜精矿、镍精矿、钼精矿和锌精矿等)需求进行枯燥才干进入后续的焙烧和熔炼设备。在我国，跟着大型硫铁矿焙烧及有色金属冶炼设备的建造，迫切要求进步精矿枯燥设备的单台处理才能，并要求对精矿施行深度枯燥。 1精矿的枯燥特性及枯燥要求 湿润的硫化铜精矿一般为灰褐色，粒度约200目(74m)。因为金属含量较高，堆密度较大，对设备的磨损性较强。经浮选法出产的精矿，一般为10%一15%。精矿比较松懈;当更高时，精矿比较粘。此外，精矿中的硫化物在加热进程中易构成酸性腐蚀。 入炉精矿的水含量对熔炼作业有很大的影响。一般的熔炼进程要求入炉精矿有的则要求更低，如闪速炉熔炼要求入炉铜精矿低于0.3%。水含量过高会构成精矿活动性差，阻塞加料斗L2]，也晦气于有色金属的熔炼。别的，熔炼作业对枯燥后精矿的粒度也有必定的要求。 2枯燥办法及设备 金属硫化物精矿的枯燥一般分直接枯燥和直接枯燥两种办法。 2.1直接枯燥 精矿的直接枯燥是指在枯燥进程中枯燥介质与精矿发作触摸的枯燥进程，如圆筒枯燥和气流枯燥。直接枯燥一般选用热空气或热烟气为加热介质，依据工艺要求进行一级或二级枯燥。前期，冶炼厂一般选用圆筒枯燥或气流枯燥，其间气流枯燥又分二段式(鼠笼打散机+枯燥管)和三段式(短圆筒枯燥机+鼠笼打散机+枯燥管)。这两种办法尽管精矿处理才能较大且产品粒度均匀，但都存在着热效率低、占地面积大和流程杂乱的缺陷。 此外，气流枯燥机因为笔直运送物料，反转窑动力耗费很高;其间的鼠笼打散机因为高速旋转(250—300r/rain)，转子易磨损，检修作业量大，一般2—3星期即需补焊一次-3]。鉴于上述原因，近些年部分供应商开端选用旋转闪蒸枯燥机来枯燥某些精矿(如钼精矿)。但旋转闪蒸枯燥机一般选用高温气体作为枯燥介质，易构成SO：，对设备构成腐蚀，而且下部搅拌器的转速较高，简略发作磨损。别的，旋转闪蒸枯燥机相同存在热效率低和处理才能小的问题。特别需求指出的是，直接枯燥法普遍存在尾气处理问题。其尾气流量大，粉尘含量高，处理不妥易构成环境污染。 2.2直接枯燥 精矿的直接枯燥是指在枯燥进程中枯燥介质不与精矿发作触摸的枯燥进程，其设备有多层蒸汽盘管枯燥机、盘式枯燥机、桨叶枯燥机和蒸汽管反转枯燥机等。直接枯燥机一般选用饱满蒸汽为加热介质，其热效率远高于直接枯燥，且尾气量小、粉尘含量低，因而流程相对简略。多层蒸汽盘管枯燥机是最早用来枯燥精矿的直接枯燥机。它由一个多盘管结构的转子和一个固定壳体构成，精矿跟着转子的滚动向前推动。因为精矿的磨损性较强，易发作盘管破损、护板及刮板磨损等，检修作业十分频频。一般状况下，枯燥机每周停机查看一次。盘式枯燥机曾用于枯燥硫精砂，但呈现了许多出产毛病：上部几层枯燥盘上的物料结疤，物料简略从枯燥盘外沿直接坠落到底盘而短路，以及耙叶易磨损构成耙杆开裂。这些问题直接影响了枯燥作用和枯燥设备的正常运转，最终供应商被逼对物料进行预枯燥后再将其送入盘式枯燥机枯燥，不光工艺流程加长，而且出资添加。别的，它的处理才能也较小。桨叶枯燥机特别合适于枯燥粘性及膏状物料。依据实验研讨，桨叶枯燥机对精矿的枯燥作用很好，因为桨叶的自整理作用，物料根本没有粘结状况，活动状况杰出，出口产品的含湿量和粒度均能满意工业要求。但因为物料的特性，桨叶易磨损且动力耗费较大，不适用于大型设备。蒸汽管反转枯燥机因为其节能环保，单台处理才能大和动力耗费低一级长处，已逐步成为精矿枯燥的首选设备。下面要点介绍蒸汽管反转枯燥机. 3蒸汽管反转枯燥机 兰州瑞德枯燥技能有限公司从1992年开端进行高密度聚乙烯(HDPE)设备蒸汽管反转枯燥机的国产化攻关，通过不断地改善和优化，构成了自己的专利技能。该公司先后完成了大型HDPE和PTA(对精二)设备蒸汽管反转枯燥机的国产化，并将该技能成功地使用于冶金职业湿精矿的枯燥。 3.1结构和作业原理 如前所述，蒸汽管反转枯燥机是一种直接加热型反转枯燥机，其结构如图1所示。蒸汽管反转枯燥机主要由简体、蒸汽管、进料螺旋、进料端密封、出料端密封、蒸汽体系、传动体系和支撑件等组成。蒸汽换热管以同心圆办法排成若干圈，安置在筒体内，贯穿整个枯燥机。枯燥所需的热量由通入换热管内的蒸汽供给。别的，向简体内通入少数载气(空气)，将枯燥进程蒸腾出来的水分带着到筒外。 3 2实验研讨 天华化工机械及自动化研讨设计院选用蒸汽管反转枯燥机，对铜精矿的枯燥进行了具体的实验研讨。枯燥机规格为00 mm X 3 500mm，选用饱满蒸汽为加热介质。实验意图在于了解不同含水量物料的活动、粘结状况，以及枯燥后物料的粒径散布状况。实验选用供应商供给的国内外共5种质料，其W(H0)为5%一6%。因为水含量较低，枯燥进程中没有粘壁现象，物料的活动性很好，产品能满意闪速炉熔炼的水含量要求，但枯燥前后铜精矿的粒度散布改变不大。铜精矿枯燥曲线和枯燥速率曲线别离见图2和图3。由图2可见，停留时间在30rain左右即可使产品的到达0.3%以下。 从实验研讨来看，蒸汽管反转枯燥机具有处理才能大和功耗低的优势，只需恰当操控进料的湿含量就可以满意粒度要求。假如枯燥后产品选用气力运送，枯燥时构成的疏松颗粒完全可以被打散，对后续设备没有晦气影响。 3.3枯燥工艺流程 蒸汽管反转枯燥机以中低压饱满蒸汽作为加热介质，枯燥温度较低，因而不会构成精矿中硫化物的分化和氧化。铜精矿反转枯燥机的工艺流程如下：湿精矿通过螺旋进料器进入枯燥机内部，枯燥机筒体具有必定的斜度，物料跟着筒体的滚动一边翻滚向前移动，一边与沿简体四周安置的蒸汽管进行换热而被枯燥，枯燥后的精矿通过出料箱排出;少数载气从出料端进入枯燥机内部，带着枯燥进程蒸腾的水分从进料端排出;通过布袋除尘器别离除尘后，尾气排空，搜集的粉尘回来进料螺旋。该工艺具有流程简略、设备数量少、出资低、热效率高、粉尘及有害气体排放量小、便于操作及保护办理等长处。 3.4工业使用 天华化工机械及自动化研讨设计院为金川公司研发的铜精矿蒸汽管反转闪蒸枯燥机规格为.2m X 17.5 m，处理才能超越100t/h。该枯燥设备使用于该公司250kt/a铜组成炉工程，是当时国内研发的最大规格的蒸汽管反转枯燥机，也是冶金职业第一台与引入闪速炉配套的大型国产精矿枯燥设备。它选用废热锅炉的中低压蒸汽作为热源，节能作用十分显着。自2005年9月开车以来，枯燥机运转状况杰出。它的成功使用为国家节省外汇近4000万人民币。2006年8月，铜陵有色金属(集团)有限公司400kt/a硫酸项目试车成功。此项目在国内初次选用蒸汽管反转喷雾枯燥设备枯燥硫精砂，设备规格为.4 m X 21 m，处理才能65 t/hL1。实践证明，蒸汽管反转枯燥机十分合适对精矿进行大批量处理和深度枯燥，而且具有环保和节能的长处，值得推行.

1.产品介绍：锆英砂(锆英石)多与钛铁矿、金红石、独居石、磷钇矿等共生于海边砂中，经水选、电选、磁选等选矿工艺分选后而得到。其理论组成为：ZrO2:67.1%;SiO2:32.9%。纯洁的锆英砂为无色通明的晶体，常因产地不同、含杂质的品种与数量不同而染成黄、橙、红、褐等色，硬度7.8，比重4.6-4.71，折射率1.93-2.01，熔点为2550℃。 2. 产品质量分级标准：(YB834-87) 化学成份Chemical composition 部分标准锆英石准确规格(YB834-87) (YB834-87)Ministry-issude Standards for zircon products 品Super 一级品Grade 1 二级品Grade 2 三级品Grade 3 四级品Grade 4 (Zr.Hr)O2 ≥65.00 ≥65.00 ≥65.00 ≥63.00 ≥60.00 ≥55.00 TiO2 ≤0.30 ≤0.50 ≤1.00 ≤2.50 ≤3.50 ≤8.00 Fe2O3 ≤0.10 ≤0.25 ≤0.30 ≤0.50 ≤0.80 ≤1.50 P2O3 ≤0.20 ≤0.25 ≤0.35 ≤0.50 ≤0.80 ≤1.50 Al2O3 ≤0.80 ≤0.80 ≤0.80 ≤1.00 ≤1.20 ≤1.50 SiO2 ≤34.00 ≤34.00 ≤34.00 ≤33.00 ≤32.00 ≤31.00 3. 用处： 锆英石用于耐火材料(称锆质耐火材料，如锆刚玉砖，锆质耐火纤维)，铸造职业铸型用砂(精细铸件型砂)，精细珐琅用具，此外也用于玻璃、金属(海绵锆)以及锆化合物(二氧化锆、氯氧化锆、锆酸钠、、硫酸锆等)的生产中。

铁精矿中的氟一般以萤石或稀土氟化物的方式存在，通常在碱性介质中，以很多水玻璃或适量淀粉按捺铁矿藏，选用阴离子捕收剂反矿藏，如我国包钢选厂铁精矿选用阴离子捕收剂反浮选工艺除氟，以水玻璃作为涣散和按捺剂，铁精矿中的氟含量可从1％～2.4％降至0.65％左右，但仍然存在着铁份丢失较大和除氟率不高级问题。别的，还能够选用在强碱性介质中加淀粉作按捺剂、加Ca＋＋作活化剂、以阴离子捕收剂一起浮氟和硅的工艺。 铁精矿中的碱金属氧化物主要以含碱金属硅酸盐矿藏的方式存在（如长石类矿藏等）。依据该类硅酸盐矿藏的物理化学性质特色，一般选用阳离子捕收剂反浮选工艺，一起研讨证明，参加有利于进步碱金属氧化物的脱除率，但需求延伸浮选时刻，以确保铁精矿中含硅矿藏的浮出。

从含砷的精矿中收回金是最为杂乱的一个问题。这种精矿难处理的底子原因在于：金在硫化物（砷黄铁矿和黄铁矿）中呈细粒浸染状况存在，以及在某些精矿中存在有能吸附化溶液中金的活性含碳物质。    依据对处理这类精矿的很多研讨成果，现提出下列几种办法：    （1）氧化焙烧（一段焙烧或两段焙烧），然后对焙砂进行化处理（1.2）；    （2）氧化焙烧，然后对焙砂进行熔炼，使之成为含铁冰钢或铜合金；    （3）氧化焙烧，然后用氯化挥发法从焙砂中收回金；    （4）将原始精矿（未焙烧的）直接熔炼成含铁冰铜；    （5）细菌浸出，然后对浸渣进行化。    一切这些焙烧工艺计划的一起缺陷是金在细粒含砷烟尘中的丢失大。在从焙烧后的焙砂中收回金时所遇到的困难就更大。例如，对焙砂进行化时金收回率不太高。对焙砂进行熔炼（例如，精矿直接熔炼）只能削减进一步处理以取得制品金的物料量。细菌浸出法比较新，可是，现在选用这种办法还不能得到很高的金收回率，而且也不能综合利用精矿中所含的硫。    解离与硫化物共生的细粒浸染金最有发展前途的办法是压热氧化浸出法。然后用吸附化法或普通化法从不溶的压热浸出渣中进一步收回金。    本文对砷黄铁矿和黄铁矿进行压热浸出的动力学和机理作了研讨，以期能够选定使硫化物充沛而敏捷地氧化的最佳条件。这些研讨的成果已被用于苏联某些矿石的浮选精矿试样的工艺研讨之中。        用粒度为+10~100微米的含金-砷精矿作为动力学研讨的试样。原始物猜中含铁32.7%，硫34.3%，砷6.0%。依据X-射线结构分析和矿相学分析的材料来看，这种物猜中的硫化物部分为砷黄铁矿和黄铁矿。一起用化学物相分析也证明晰有14%的砷是以氧化物状况存在。它们是在矿石和精矿的长时刻堆存、磨矿和浮选进程中构成的。    为了研讨上述硫化物产品的氧化动力学，曾利用了带有涡轮搅拌器的《维汁尼阔夫斯基，式钛质压热浸出器，其容积为1升。为了扫除或许发生的进程的分散按捺现象，在各次实验中所用的固液比均为1：50。压热浸出器中温度和压力都坚持稳定（其精确度分别为±2℃和0.2大气匝）。实验完毕后，矿浆进行过滤，不溶性浅渣在过滤器顶用水洗刷。，分析滤液中的砷和铁。不溶的压热浸出渣（扣过滤器-起）用4N的溶液进行处理，温度为30~40℃，处理时刻2小时。测定滤液中的砷相铁的含量。砷黄铁矿的氧化串是依据转入压热浸出液和提取液中的砷含量来核算的（应考虑到原始物猜中有14%的砷呈氧化物状况存在）。依据对上述溶液中铁的分析（不包括因为呻黄铁矿氧化）9成果而转入溶液中的铁》来测定黄铁矿的氧化率。    在氧的分压为2大气匝和：硫骏浓度为26.4克/升的条件下，研讨了温度对砷黄铁矿氧化速度的影响（见图1，a）。如此高的溶液酸度，一方面契合在对含金精矿压热氧化浸出的工艺溶液中实践的硫酸浓度，另一方面能够确保整个实验进程中溶液的酸度稳定，因为因为Fe（III）的水解效果而使溶液酸化的或许性很小，能够忽略不计。体现活化能的数值为13.4千卡/克分子。这就标明，所选用的压热浸出的条件能够确保浸出进程的顺利进行，而不会因分散效果致使浸出进程杂乱化。 [next]     在不同的氧压（温度130℃，硫酸浓度为26.4克/升）下，砷黄铁矿的氧化动力学如图1，6中所示。对这些成果的处理标明，氧化进程的速度与氧分压的0.75次幂成正比。这是一个有利于在动力学范围内进行氧化进程的弥补论据。溶液的酸度与温度和氧分压不同。它对砷黄铁矿氧化速度的影响甚小。咱们知道，Fe（Ⅲ）离子是适当强的氧化剂。在压热浸出进程中，它们能底子改动硫化物的氧化速度。因而，研讨Fe（Ⅲ）对砷黄铁矿氧化动力学的影响是很重要的。为此，曾在温度为130℃和氧分压为2大气压条件下作了一组实验。实验用的酸性溶液（26.4克/升H2SO4中含有硫酸铁（其浓度各不相同）。实验成果（见图1，a）标明Fe（Ⅲ）离子能大大进步氧化进程的速度。例如，在Fe（III）离子浓度为5克/升时，砷黄铁矿的氧化速度进步一倍多。将Fe（III）离子的浓度进步到20克/升时，可使氧化进程的速度进步三倍。     依据这些实验成果，提出了有关砷黄铁矿氧化的两个最或许的机理：（1）在氧的效果下直接氧化； （2）在Fe（Ⅲ）离子效果下进行氧化。此刻氧的效果能使Fe（II）化成Fe（III）。    在没有氧的情况下，用硫酸铁的酸性溶液CFe（Ⅲ）和H2SO4浓度分别为10克/升和26.4克/升。对原始物料浸出实验（图2，a）成果证明：在这样条件下砷黄铁矿的氧化速度与砷黄铁矿在氧压效果下，但没有人工增加Fe（Ⅲ）离子时的氧化速度不差上下。这就证明依照第二个机理进行氧化在原则上是或许的。在120℃和130℃时呈现的氧化进程的反常现象或许与必定数量的元素硫的构成有关，因为它们在高温下敏捷被氧化。     有关砷黄铁矿依照第一个机理进行氧化的或许性问题是十分杂乱的。虽然这一机理在原则上是有或许的，也不会引起人们置疑（至少是在氧化的开始阶段，因为那时溶液中Fe（III）离子的浓度极低），可是要用直接实验法点评这一机理在整个氧化进程中所起的效果仍是比较杂乱的。这是因为在溶液中自身存在有黄铁矿和砷黄铁矿的氧化产品--Fe（Ⅲ）离子。因而，利用了下列办法，即在氧的效果下（温度为100℃和H2SO4浓度为26.4克/升和Fe（III）浓度为10克/升），在硫酸铁酸性溶液中使精矿氧化。由此能够得出，在氧化进程按第二条机理进行的情况下，氧的分压对氧化速度的影响是十分小的，能够忽略不计。这是因为在Fe（Ⅲ）离子显着过量的情况下，其浓度能够认为是固定不变和等于原始的浓度，而不取于它们再生进程的速度。    这些实验成果（图2.6）标明，在氧的效果下，砷黄铁矿在硫酸铁溶液中的氧化速度比没有氧时要快一些。因而，这些实验成果标明，砷黄铁矿是一起依照上述两个机理进行氧化的。    在工业上，选用压热浸出法处理含砷硫化物精矿时，这两个机理中的每种各占多大份额，都将取决于具体完成这一浸出进程的条件。可是，在一切的情况下都应该估计到，当溶液中的Fe（Ⅲ）浓度适当高时，第二个机理的相对比重会随浸出进程的进行而进步。[next]    至于黄铁矿的压热浸出进程的氧化动力学方面也作了许多研讨。在这些研讨中，由Maxxen和Xannep，TepnaxXene和nannexcll所作的研讨成果最具体牢靠。因为这些研讨所得出的首要定论互相共同。在本文中力求将纯黄铁矿的氧化动力学规则与黄铁矿和砷黄铁矿一起氧化时得到的组成类似产品的氧化动力学进行了比较。    图3，a为不同温度条件下(酸浓度为26.4克/升，氧的分压为2大气压)黄铁矿的氧化动力学。阿尔尼乌斯(AppHHy)方程式说明晰氧化进程的速度与温度的联系，表观活化能的数值为11.5千卡/克分子，并证明晰氧化进程是在动力学范围内进行的。氧的分压对黄铁矿氧化速度的影响见图3，6（温度为130℃,溶液酸度为26.4克/升硫酸）。黄铁矿与砷黄铁矿不同，它的氧化速度与氧压力成正比。这与曾经的研讨数据彻底共同，也是黄铁矿与其他硫化物不同的一个重要特征。进步溶液的酸度，对加速氧化进程的影响较小。    因而，应当留意，砷黄铁矿的存在也不能改动黄铁矿氧化的根本规则性。    从工艺上看，黄铁矿与氧的反响速度比砷黄铁矿慢得多，而反响级数较高，这一点是很重要的。这样使咱们能在工艺方面得出重要的定论：（1）在挑选压热浸出参数时，首要应当考虑到敏捷而充沛使黄铁矿（是最难处理的硫化物）氧化的或许性，（2）因为硫化物氧化得不彻底而形成的金丢失，首要在于黄铁矿氧化得不行充沛，而不是砷黄铁矿氧化得不行彻底。    压热浸出工艺实验时，选用了下列组分的几种含金精矿试样。精矿试样中，含铁24.2~34.3%，硫21.8~27.3%，砷4.9~9.4%，金31.3~43.0克/吨。一切试样中的金均呈细粒染状况存在，并与黄铁矿和砷黄铁矿共生。某些试样还含有4~5%碳，这样又增加了处理工艺上的难浸性。    压热浸出是在《维什尼阔夫斯基》式钛质压热浸出器中进行，其容积为1升和5升。用水作为原始液相。36~80%铁（首要呈Fe3+状况），80~98%硫和12~40%砷转入压热浸出液中。不溶性的压热浸出渣的产率动摇在54~80%之间。压热浸出渣在经洗刷和石灰处理之后送去吸附化（用AM--26阴离子交流剂）或许进行普通的化处理。    所得成果证明：压热浸出时的温度、氧分压和浸出时刻是决定金收回率的首要因素。在最佳条件下进行压热浸出后，能够使对压热浸出渣进行吸附化时的金收回率到达90~95%。这就比对压热浸出渣进行惯例化时高2~3%o    与焙烧工艺比较，用压热浸出法的长处在于金的收回率较高。

铜精矿质量DZ/T0214—2002标准：品级Cu质量分子数不小于 %杂质质量分子数不大于 %AsPb+ZnMgBi一级品300.05210.05二级品250.20530.20三级品200.30840.30四级品130.401250.50注：铜精矿中金、银、硫为有价元素，应报分析数据

一、锑的氢化物 SbH3是一种无色、易燃、极毒的气体，气味似。SbH3毒性比AsH3弱。 SbH3微溶于水，易溶于有机溶剂。SbH3不稳定，室温下即分化： 2SbH32Sb＋3H2 SbH3分化时也能构成相似“砷镜”的“锑镜”反响，砷镜能溶于NaClO，而锑镜则不溶于NaClO。这是差异砷和锑的办法之一。 SbH3具有强还原性，易为湿润空气中的氧所氧化： 2SbH3＋3O2Sb2O3＋3H2O 二、锑的卤化物 锑的三卤化物在溶液中会激烈地水解，生成难溶于水的卤化锑酰沉积：                      SbCl3＋2H2OSb(OH)2Cl＋2HCl                           └→SbOCl↓（氯化氧锑或酰）＋H2O