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％。

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

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。

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％。

山东金岭铁矿(简称金岭铁矿)所处理的矿石为高温热液接触交代矽卡岩型多金属磁铁矿。矿石类型以磁铁矿为主，其次为矽卡岩磁铁矿及假象赤铁矿。金属矿物主要是磁铁矿，其次为黄铁矿(含钴)、黄铜矿、磁黄铁矿；脉石矿物主要为辉石，其次为绿泥石、金云母、蛭石及少量的方解石。  1 原工艺流程及存在问题　　金岭铁矿选矿厂原工艺流程为：破碎筛分流程为二段一闭路，细碎前设预先筛分，筛上物经磁滑轮预选抛废， 细碎后设检查筛分，筛上物料经磁滑轮预选后返回细碎，形成闭路；磨选流程为一段闭路磨矿后，分级溢流先混合浮选后分离浮选，回收铜、钴，混浮尾矿经三段磁选回收铁。　　原流程存在的主要问题有：　　(1)随着处理量的增大，球磨机已经不能保证磨矿生产工艺要求的细度。　　(2)磁聚机工作状况较差,铁精矿品位波动大;CTB1024磁选机处理能力严重不足,选别效果较差。　　(3)辅助设备也不同程度地存在生产能力不足的问题，制约了生产工艺的选别效果。2 提高铁精矿品位的措施2.1 提高球磨机磨矿细度　　生产实践及试验表明，在一定范围内，磨矿细度每升高1个百分点，铁精矿品位提高0.08个百分点。由于企业发展的需要，选矿厂的铁精粉生产能力由1997年的5万t上升到2001年的67.5万t，球磨机的台时处理能力也相应由28t上升到38t。2.1.1 降低入磨粒度 在矿石性质没有发生大的变化的前提下，选矿厂的磨机处理量提高了27%。从1998年开始，金岭铁矿将入磨粒度从0～20mm降至0～14mm，达到了多碎少磨，提高磨矿效率，降低生产成本，满足生产工艺要求的目的。2.1.2 合理配矿 选矿厂的矿石分别来自召口、侯庄、铁山3个分矿，各分矿的矿石性质差别较大，其可磨性和可选性存在明显差异。为了稳定球磨机的给矿性质，将3个采厂的入磨矿量按照其生产量做了严格的配比。当3个采厂出矿不均衡时，设立缓冲贮矿场以确保入磨矿石的配比。[next]　通过以上两项措施，球磨机的磨矿细度基本稳定在了生产工艺要求的范围之内(见表1)，为稳定提高铁精矿品位创造了条件。表1 1998～2001年铁精矿细度年份/年1998199920002001年处理量/万t52.55860.567.5台时处理量/t30323538球磨机给矿粒度/mm0～200～180～160～14平均细度68686970(-0.074mm含量)/％ 2.2 改造选别流程改善工艺条件2.2.1 选矿厂原磁选流程为三段精选、一次扫选，如图1所示。CTB1024磁选机台时处理能力为70～130t，而磨机的台时处理量为140t，已大大超出其原始设计的处理能力，因而CTB1024磁选机已经不能满足生产要求。具体表现为：磁选机作业空间不够，冲散水添加不足，作业浓度很高，无法达到25%～35%的适宜的作业浓度要求，从而导致其选别效果不佳，影响了铁精矿的质量；磁聚机的操作条件比较复杂，工作状况极不稳定，选别效果差,产品质量波动很大,同时,返回的扫选精矿品位很低,又严重影响了磁聚机精矿的质量。[next]    1998年8月金岭铁矿将一、二段磁选机改为CTB1030磁选机，三段磁选以CTB1024 磁选机代替磁聚机，去掉了扫选作业。2000年又将三磁磁选机改为CTB1030磁选机，新流程如图2所示。CTB1030磁选机满足了生产要求，提高了磁选流程的处理能力，降低了磁选的作业浓度，磁翻滚次数增加一次。磁选机代替磁聚机，疏通了工艺流程，稳定了铁精矿的质量。改造后，磁选工艺年处理精矿能力达到了70万t，同时，新工艺和新设备对提高铁精矿品位和铁金属回收率都起到了关键作用。[next]2.2.2 改造铁精矿过滤机  从1998年8月到1999年11月，先后对4台过滤机进行了改造，将过滤机的磁包角由31°增大到39°。磁滤机改造后，其吸附面积增大，过滤机的单位处理能力提高了25%，有效地解决了处理量加大所带来的压力。同时，沿圆周方向上增加了两组磁块，增加了铁精矿在吸附区的磁翻滚次数，有利于夹杂在磁性矿物中的脉石被清洗出来，进一步提高了铁精矿的品位。2.3 积极应用新设备提高装备水平2.3.1 CTDG1010N型永磁干式磁选机的应用  原预选抛废设备为1030mm×1045mm水冷式电磁磁滑轮。该设备存在诸多缺点：(1)磁场力及其作用深度小，造成金属流失；(2)磁系设计不合理，废石夹杂于磁性矿石中间，影响精矿质量；(3)结构复杂，故障频繁，影响工艺流程的正常生产。1998年8月，以CTDG1010N 型永磁干式磁选机代替了原有的电磁磁滑轮。CTDG1010N型永磁干式磁选机磁系设计合理，场强高，磁场作用深度大。改造后，沿圆周运动方向产生磁翻滚，每年多抛废石11520t，同时，入磨粉矿的铁品位提高了1～2个百分点，对提高铁精矿的品位起到了重要作用。[next]2.3.2 磁选尾矿泵改造一磁、二磁磁选作业的尾矿泵原为8/6E-AH渣浆泵，其处理能力最大为400m3/h。球磨机处理量加大以后，渣浆泵处理能力的不足制约了磁选机吹散水的加入，影响了一磁、二磁的作业浓度。2000年12月，投资12万元完成了磁选尾矿泵改造，改用200ZGB渣浆泵。改造后，尾矿泵满足了生产需求，一磁、二磁磁选机达到了理想的工作状态，优化了磁选机的选别效果。并且，尾矿泵的实耗功率降低40kW，每年节电30多万kW.h。3 生产指标及经济效益分析　　以上措施的应用，使铁精粉品位呈逐年上升趋势。2001年，铁精粉外运发车合格率(精矿品位不小于65.50%)已达100%，发车平均品位为66.37%。改造前后铁精矿指标对比情况见表2。表2 改造前后铁精矿指标对比项 目改造前改造后(1997年)1998年1999年2000年2001年铁精矿发车品位/%65.5465.8465.8866.0166.37铁精矿产量/万t46.552.55860.567.5     由表2可以看出，从1997年到2001年，在铁精矿产量稳步上升的同时，铁精粉品位提高了0.83个百分点。按销售合同，每提高0.1个品位可获经济效益0.7元，则年均增加效益160余万元。

较多铁选矿厂由于自己没有矿山，选矿工艺落后、设备陈旧粗糙、厂商规模小，精矿档次低、供应报价低、供应困难等原因，使这种类型选矿厂处于薄利与亏本的边际。怎么使这类厂商有所发展，有利可图，有竞争才能，是摆在这类选矿厂领导面前的重要课题。 原材料破碎和磨矿体系存在的问题 小规模选矿厂的磨前破碎矿石粒度，在25mm左右，这使磨机的磨矿功率大大下降。由于磨机是细磨设备，由于磨机的粗破碎功率低，当把25毫米(mm)的矿石，磨碎到80微米(um)以下时的磨矿功率是很低的。这时1吨中等硬度的矿石，需求耗电在25KWH左右。先进的破碎工艺，现已把矿石破碎到10mm以下的粒度，这时磨机磨1吨矿石的耗电量只在13KWH左右。其办法是在质料粗破碎体系上，添加一台细碎破碎机，使磨机前矿石的粒度由25mm降到10mm，细破碎机破碎1吨矿石需求耗电量5KWH。改为磨前用细破碎设备对矿石进行细破碎，这样破碎和磨矿两个体系1吨矿石的耗电量可下降7KWH。并且磨前细破碎设备耗费的锤头衬板的耗费费用，要显着低于球磨机钢球和衬板的耗费费用。一个年处理矿石10万吨的选矿厂，在破碎磨矿工艺流程中选用先进的技术，就能够节约电费和材料耗费40万元。 挑选节能、高产的破碎设备 矿石的细破碎设备较多，用户可挑选的抱负的设备较少，据首要用户所反映的缺陷是，破碎机内的锤头和衬板耗费量、替换频频，台时产值低、耗电高，保护修理困难、时刻长，设备工作率低。比方锤式破碎机，不管是立轴式锤式破碎机，仍是卧式锤式破碎机，都存在锤头运用寿命短，最短的有三五天替换一次的，最长的才半个月替换一次。锤头和衬板的耗费，1吨矿石需求1元之多，破碎1吨矿石的电耗需求7KWH。这儿他们给用户引荐一种磨损件耗费低、运用时刻长、产值高、排料粒度安稳、电耗小的节能型轴承圆锥破，电耗能够由其它细碎机7KWH/吨矿石，下降到5KWH/吨矿石。衬板耗费材料的运用周期，由一周能够进步到半年时刻，破碎1吨矿石耗费的衬板、锤头号耐磨钢材0.2公斤/吨矿石左右，下降到0.01公斤/吨矿石，下降了将近二十倍之多。 挑选节能、高产的磨矿设备 1、现在市场上运用的普通式磨矿球磨机，主轴承都是巴氏合金瓦轴承，工作阻力大、耗油量高，大型磨机的轴承还需装备光滑站，修理保养困难，磨1吨矿石的电耗在25千瓦时(KWH)左右;现在节能型球磨机主轴承选用的滚动轴承，磨1吨矿石的电耗在18KWH左右。选用干油光滑，年节约光滑油80%以上。大型磨机去掉了主轴承的光滑站，修理保养一年只需一次，设备工作率能够到达100%。 2、普通式球磨机的衬板，选用的是条形、阶梯形、浪型，这几种衬板的缺陷是衬板磨损到必定厚度时，就发生曲折、变形，导致不能运用;另一个缺陷是衬板的表面形状简略，钢球与衬板的触摸面积小，研磨才能不行，磨矿功率低，致使磨机的产值低。这儿引荐用户选用双U型衬板，这种衬板的长处是沿磨机筒体圆周方向有波纹;沿磨机轴线方向有沟槽。磨机在工作时，使研磨体进步高度大，与衬板之间的触摸面多进步了研磨功率，这种衬板比普通磨时机进步产值在6%以上。 进步精矿粉磨后的分级功能，削减过磨现象，进步精矿粉档次 有些选矿厂经细磨后的矿粉，直接进入磁选机进行磁选。如山西交城的某家选矿厂，球磨的矿粉不经过分级直接进行磁选，成果该矿粉的粒度粗细不均。粗颗粒的矿粉档次低;过细的矿粉档次虽高，可是磁场强度低，吸附才能差。跟着水流进入尾矿，使铁精矿粉的档次低，跑尾现象严峻。提示这种选矿工艺的供应商，磨后的物料必定要经过分级挑选，再进行磁选。由于不同的矿石，有它所不同的档次最高时的单体解离粒度。粒度过粗，矿石中的杂质别离不出去，会呈现矿石的档次过低;如果粒度磨的过细，首要会糟蹋磨机的磨矿才能和磨矿时刻。由于10μm以下的矿石粒度，在矿粉中每添加1%，其磨矿时刻就要添加2%，电耗和钢球衬板的磨损，都相应添加2%;因而，想方设法下降过磨矿藏的含量，是进步磨机产值、下降电耗进步铁精粉回收率的最有用办法。选用分组筛分办法之后，使粒度未达要求的矿藏回到磨机进行再磨，粒度到达要求的矿藏及时送去选分，这样既进步了精矿档次，又进步了磨机的磨矿功率。 矿藏分级的办法较多，其间螺旋分级机是最原始的分级设备。分组办法简略，分级精度略差，一般应用于一段磨矿排矿产物的分级。在要求铁精矿终究产品粒度负80μm筛下量到达100%时，榜首段分级可选用螺旋分级机;二段分级能够选用高频细筛。假如要求铁精矿粉终究产品粒度负80μm含量低于100%时，其大颗粒的矿粒所占份额比较少，对高频筛的筛片磨损不严峻的前提下，可选用高频震动筛进行分级，筛下的中矿进行磁选;筛上的粗矿，回到磨机重磨。还有一种分级设备是水力旋流器。现在有较多的大型选矿厂，去掉了一段、二段磨机后的螺旋分级机设备，改用了水力旋流器。这种办法是既起到了对矿粉的粗细分级，又进步了磁选前的矿浆浓度，削减了一级脱水设备。该设备还用在无磁矿粉复选前矿浆的分级浓缩，起到了杰出的作用。   综上所述，低水平的选矿厂经过进行工艺技术改造，使产品的档次进步66.5%以上，使其得到一个杰出的供应报价。再经过设备技术改造，使其出产电耗下降25%以上，产值进步30%左右。衬板、锤头、钢球等钢材的耗费量下降15%以上，使归纳经济指标到达国内先进水平，进步了厂商经济效益，添加了厂商的竞争才能，为厂商往后的不断发展和强大，发明了杰出的条件

国内较多铁选矿厂选矿工艺落后、设备陈旧粗糙、厂商规模小等原因处于薄利与亏本的边际。2003年以来，我国的钢铁供应量逐渐添加，铁精矿粉的需求量也随之不断上升。由于需求量的添加，我国较多不同层次水平的选矿厂应运而生。在2005年头受国家钢铁宏观调控的约束，铁精矿粉的报价急剧下滑。较多铁选矿厂由于自己没有矿山，选矿工艺落后、设备陈旧粗糙、厂商规模小，精矿档次低、供应报价低、供应困难等原因，使这种类型选矿厂处于薄利与亏本的边际。怎么使这类厂商有所发展，有利可图，有竞争才能，是摆在这类选矿厂领导面前的重要课题。 公营郑州矿山机械厂在多年研讨规划选矿设备，制作选矿产品的前提下，总结出了选矿厂进步产品档次、下降出产成本、进步经济效益的一套完好计划。现存较落后的选矿厂经过工艺和设备的改造之后，其产品质量和出产成本，都能够到达国内先进选矿厂的水平。经过分析，落后的选矿厂存在以下应该处理的问题：5mm降到10mm，细破碎机破碎1吨矿石需求耗电量5KWl。改为磨前用细破碎设备对矿石进行细破碎，这样破碎和磨矿两个体系1吨矿石的耗电量可下降7KWF。而且磨前细破碎设备耗费的锤头衬板的耗费费用，要显着低于球磨机钢球和衬板的耗费费用。一个年处理矿石10万吨的选矿厂，在破碎磨矿工艺流程中选用先进的技能，就能够节约电费和材料耗费40万元。 原材料破碎和磨矿体系存在的问题 小规模选矿厂的磨前破碎矿石粒度，在25mm左右，这使磨机的磨矿功率大大下降。由于磨机是细磨设备，由于磨机的粗破碎功率低，当把25毫米(mm)的矿石，磨碎到80微米(um)以下时的磨矿功率是很低的。这时1吨中等硬度的矿石，需求耗电在25KWH左右。先进的破碎工艺，现已把矿石破碎到10mm以下的粒度，这时磨机磨1吨矿石的耗电量只在13KWH左右。其办法是在质料粗破碎体系上，添加一台细碎破碎机，使磨机前矿石的粒度由25mm降到10mm，细破碎机破碎1吨矿石需求耗电量5KWH。改为磨前用细破碎设备对矿石进行细破碎，这样破碎和磨矿两个体系1吨矿石的耗电量可下降7KWH。而且磨前细破碎设备耗费的锤头衬板的耗费费用，要显着低于球磨机钢球和衬板的耗费费用。一个年处理矿石10万吨的选矿厂，在破碎磨矿工艺流程中选用先进的技能，就能够节约电费和材料耗费40万元。 挑选节能、高产的破碎设备 矿石的细破碎设备较多，用户可挑选的抱负的设备较少，据首要用户所反映的缺陷是，破碎机内的锤头和衬板耗费量、替换频频，台时产值低、耗电高，保护修理困难、时刻长，设备工作率低。比方锤式破碎机，不管是立轴式锤式破碎机，仍是卧式锤式破碎机，都存在锤头运用寿命短，最短的有三五天替换一次的，最长的才半个月替换一次。锤头和衬板的耗费，1吨矿石需求1元之多，破碎1吨矿石的电耗需求7KWH。这儿他们给用户引荐一种磨损件耗费低、运用时刻长、产值高、排料粒度安稳、电耗小的节能型轴承圆锥破，电耗能够由其它细碎机7KWH/吨矿石，下降到5KWH/吨矿石。衬板耗费材料的运用周期，由一周能够进步到半年时刻，破碎1吨矿石耗费的衬板、锤头号耐磨钢材0.2公斤/吨矿石左右，下降到0.01公斤/吨矿石，下降了将近二十倍之多。如要了解该设备的详细情况，请参阅《节能型轴承圆锥式破碎机》的运用说明书。 挑选节能、高产的磨矿设备 1、现在市场上运用的普通式磨矿球磨机，主轴承都是巴氏合金瓦轴承，工作阻力大、耗油量高，大型磨机的轴承还需装备光滑站，修理保养困难，磨1吨矿石的电耗在25千瓦时(KWH)左右;现在节能型球磨机主轴承选用的滚动轴承，磨1吨矿石的电耗在18KWH左右。选用干油光滑，年节约光滑油80%以上。大型磨机去掉了主轴承的光滑站，修理保养一年只需一次，设备工作率能够到达100%。 2、普通式球磨机的衬板，选用的是条形、阶梯形、浪型，这几种衬板的缺陷是衬板磨损到必定厚度时，就发生曲折、变形，导致不能运用;另一个缺陷是衬板的表面形状简略，钢球与衬板的触摸面积小，研磨才能不行，磨矿功率低，致使磨机的产值低。这儿引荐用户选用双U型衬板，这种衬板的长处是沿磨机筒体圆周方向有波纹;沿磨机轴线方向有沟槽。磨机在工作时，使研磨体进步高度大，与衬板之间的触摸面多进步了研磨功率，这种衬板比普通磨时机进步产值在6%以上。 进步精矿粉磨后的分级功能，削减过磨现象，进步精矿粉档次 有些选矿厂经细磨后的矿粉，直接进入磁选机进行磁选。如山西交城的某家选矿厂，球磨的矿粉不经过分级直接进行磁选，成果该矿粉的粒度粗细不均。粗颗粒的矿粉档次低;过细的矿粉档次虽高，可是磁场强度低，吸附才能差。跟着水流进入尾矿，使铁精矿粉的档次低，跑尾现象严峻。提示这种选矿工艺的供应商，磨后的物料必定要经过分级挑选，再进行磁选。由于不同的矿石，有它所不同的档次最高时的单体解离粒度。粒度过粗，矿石中的杂质别离不出去，会呈现矿石的档次过低;假如粒度磨的过细，首要会糟蹋磨机的磨矿才能和磨矿时刻。由于10μm以下的矿石粒度，在矿粉中每添加1%，其磨矿时刻就要添加2%，电耗和钢球衬板的磨损，都相应添加2%;因而，想方设法下降过磨矿藏的含量，是进步磨机产值、下降电耗进步铁精粉回收率的最有用办法。选用分组筛分办法之后，使粒度未达要求的矿藏回到磨机进行再磨，粒度到达要求的矿藏及时送去选分，这样既进步了精矿档次，又进步了磨机的磨矿功率。 矿藏分级的办法较多，其间螺旋分级机是最原始的分级设备。分组办法简略，分级精度略差，一般应用于一段磨矿排矿产物的分级。在要求铁精矿终究产品粒度负80μm筛下量到达100%时，榜首段分级可选用螺旋分级机;二段分级能够选用高频细筛。假如要求铁精矿粉终究产品粒度负80μm含量低于100%时，其大颗粒的矿粒所占份额比较少，对高频筛的筛片磨损不严峻的前提下，可选用高频震动筛进行分级，筛下的中矿进行磁选;筛上的粗矿，回到磨机重磨。还有一种分级设备是水力旋流器。现在有较多的大型选矿厂，去掉了一段、二段磨机后的螺旋分级机设备，改用了水力旋流器。这种办法是既起到了对矿粉的粗细分级，又进步了磁选前的矿浆浓度，削减了一级脱水设备。该设备还用在无磁矿粉复选前矿浆的分级浓缩，起到了杰出的作用。怎么选用分级挑选设备，请参阅有关选矿设备手册和公司的分级机、高频筛、水力旋流器的运用说明书。 综上所述，低水平的选矿厂经过进行工艺技能改造，使产品的档次进步66.5%以上，使其得到一个杰出的供应报价。再经过设备技能改造，使其出产电耗下降25%以上，产值进步30%左右。衬板、锤头、钢球等钢材的耗费量下降15%以上，使归纳经济指标到达国内先进水平，进步了厂商经济效益，添加了厂商的竞争才能，为厂商往后的不断发展和强大，发明了杰出的条件。

浮选金精矿档次偏低，既构成资源的丢失，又严峻影响供应报价，太低卖不出，而“库存”会阻滞资金的活动和周转。笔者从事浮选工艺技术10年来，不管内部出产实践，仍是外部资源开发、矿企收买整合重组，不管训练沟通讨论，仍是承受咨询、作用辩论申报，都不同程度地触及金精矿档次问题。某矿企主矿体金的当选档次为1.62克/吨，浮选后所得金精矿档次为10.79克/吨，无法直接供应。所以以金精矿档次为题，对症下药分析、研讨以致进步它，事关黄金矿企的资源使用、选矿技术水平和运营管理效益。 矿藏组成与矿石氧化泥化程度 当矿石中金档次低及采矿围岩混入较高时，加强手选废石，或按份额调配较高档次的矿，都可进步当选档次。某黄金矿企对手选废石按1吨奖赏50元并严把验收关，使1.4克/吨的当选档次进步0.2克/吨。并按1:3配6—7克/吨矿，使蚀变岩与石英脉混合选别，金精矿档次由10克/吨上升至60克/吨。 某些矿石中金矿藏粒度散布粗细不均，应选用阶段磨浮流程; 当意图矿藏单体解离度不行时，可经过进步磨矿细度或增设精矿再磨作业处理; 当磨矿作业中发生很多过破坏物料使精矿档次下降时，可经过增加球磨机处理量和分级机返砂量，削减磨机小球等方法处理，问题严峻时要经过实验进行以球磨机规格型号为内容的技改，特别是球磨机筒体长度的优选; 多种矿藏附近的可浮性，也会导致精矿中互含高而影响精矿质量，对此可选用有用的按捺剂来按捺一种矿藏，浮选另一种矿藏，可使用矿藏可浮性差异，改动选矿流程，削减矿藏互含，在优先或等可浮浮选流程中，对榜首、二种矿藏选用捕收力较弱、挑选性较好的捕收剂或实施饥饿式给药的弱捕收准则，最大极限地削减无用矿藏的上浮，以便进步榜首种矿藏的精矿质量。 含金多金属矿石的浮选，以金为主，银、铅、锌伴生，或合理而有用的药剂准则，或合理的工艺流程，或参加中间选别作业收回粗粒金单体，又用重选设备(短锥旋流器、摇床等)从浮选混合精矿中收回单体金，还有预选收回金、从浮选尾矿中收回金以及把金收回到黄铁矿精矿中去。某矿企含银铅低档次金矿石，经过小实验优选出捕收剂乙硫氮及单耗69.82克/吨，流程未作任何改动，就完成了金属单选改多选，尽管原矿、精矿金档次分别为1.0克/吨、8.8克/吨，金精矿掺配每吨三五十克的磨后富矿，仍可供应给冶炼厂。 氧化泥化严峻的矿石，浮选前可用高压水、低堰式螺旋分级机或水力旋流器进行预先脱泥，必要时增设洗矿流程，加少数起泡剂可脱出易浮泥，当泥中含金属时，则需独自浮选或送水冶处理。此类矿石浮选最好选用稀矿浆，增加矿泥涣散剂，像水玻璃、六偏磷酸钠、苏打与苛性钠等，水玻璃可在矿表生成亲水性薄膜，减轻矿泥的絮凝罩盖，削减捕收剂的吸附，六偏磷酸钠可与钙、镁及多价金属离子生成络合物，然后按捺含这些离子的矿藏，苏打和苛性钠能按捺钙离子，活化被石灰按捺了的黄铁矿。还可分段分批加药，在经过当地环评的前提下，推重收回率高、能就地产金的全泥化——炭浆法工艺技术。 流程设备与药剂操作 浮金流程比较简单，跟着愈低档次的当选和矿石性质的杂乱化，浮选流程也应多样化。优先富集作业，还有适于低档次浮选的分支浮选流程已获得成功并广泛使用，当选矿浆流分支，将其中一支的富集产品给入另一支浮选作业，可进步后一支的当选档次，由富集比金精矿档次随之进步。如富集比为6—7的某金矿选厂，当原矿金档次经过分支浮选流程由1.5克/吨进步到2.5克/吨后，金精矿档次会由9—10克/吨进步到15—18克/吨，这一改动非常明显。选用新式浮选设备应巨细并重、粗细选分，特别是适于粗粒浮选的新式浮选机在粗磨矿机与分级机间替代混与重选收回粗粒金，可战胜污染、不稳定的重选、中矿多流程长金丢失大的问题。用改进的新式浮选柱收回细粒矿藏、细粒金也得到完成。 选矿药剂使用不妥也会构成精矿档次不高。或松醇油用量过大，泡沫发粘，构成机械地搀杂脉石，或捕收剂挑选性差乃至过期、用量缺乏等，还有介质调整剂挑选或用量不妥，都应对应地调整过来。有时调整矿浆的酸碱度也会获得出其不意的作用。石灰与水构成的呈碱性的矿浆酸碱度调整剂，加快黄药的解离，使之发生更多的黄原酸阴离子，掩盖在有用成份表面，使其疏水上浮，一起按捺黄铁矿和表面微氧化的方铅矿，使其脉石部分亲水进入尾矿。作为调整剂，石灰乳还可消除有害离子的影响，涣散聚会矿泥。某黄金矿企在相同的原矿档次下，经过吨矿1.5—2.0公斤石灰的加量，使矿浆PH值由中性7上升至碱性8—8.5，就这一小小地改动，使金精矿档次由每吨20克以下上升至50克，月增产1.26公斤，削减精矿外销运输量节资7.2万元，月加价供应其时创效15.6万元，创出了可观的经济效益。甘肃某多金属矿从尾矿中浮选硫，一向收效甚微，当用稀释后5%的硫酸把矿浆PH值由中性7降至3时，成效非常明显。 选金药方比较简单，有的已不能适应杂乱矿石的需求。混合用药的杰出作用与矿藏表面的不均匀性及各种药剂之间的相互作用有关，可增加矿藏表面捕收剂的掩盖密度，使各种捕收剂间相互作用发生共吸附，然后改进浮选作用，进步浮选目标。别的浮选工艺中要增加对某些脉石矿藏有按捺作用的水玻璃、六偏磷酸钠、羧甲基纤维素等药剂，对很多易浮脉石矿藏和矿泥、对非金属矿藏绢云母和白云石可浮性很强的，都要采纳强有力的按捺技术办法。操作中精矿作业质量分数大，粗精矿出量大，还有精矿刮出量大、产率大，浓度过大，都会使精矿档次下降。充气过量，泡沫增多，槽中矿浆不平稳，影响精矿质量。精选槽液面过低或过高引起泡沫层太厚或太薄，也会影响精矿档次。都应采纳相应的办法加以战胜。  各黄金矿企一定要结合各自的矿石性质、矿石可选性实验和出产实践经验灵敏使用上述技术办法，切莫照抄照搬，否则会拔苗助长。只要这样，才干使浮选金精矿档次得到程度不同乃至大幅度地进步，才干归纳收回有用使用矿产资源、进步浮选工艺技术水平、增创明显的运营效益。

Pb、Zn、S分子量分别为207、65和32； 方铅矿PbS，闪锌矿ZnS； 铅：40%～70%（理论品位：近87%）； 锌：40%～55%（理论品位：67%）。

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。

新西伯利亚锡业公司同时处理高、中、低品位锡精矿。高、中品位的精矿用电炉和反射炉熔炼,低品位精矿用烟化炉富集。进厂的粗精矿****见下表。粗精矿在选矿车间集中精选，一般不丢尾矿;除产出富精矿外,还产出泥质精矿(含锡5%-10%到20%-30%不等)。表中 新西伯利亚锡业公司进厂的粗精矿成分/%粗精矿类别SnFePbZnCuAs1号砂锡粗精矿40.37.50.10.20.10.32号砂锡粗精矿57.64.80.10.10.10.41号脉锡粗精矿17.722.21.60.50.21.12号脉锡粗精矿27.112.01.32.70.51.9粗精矿类别SSio2Al2O3CaOWO31号砂锡粗精矿0.924.67.00.20.72号脉锡粗精矿1.88.05.21.01.61号脉锡粗精矿1.222.38.20.20.22号脉锡粗精矿9.522.96.22.00.3           由于俄罗斯砂锡矿资源很少，必须开采复杂的多金属脉锡矿，因此从70年代末期起,研究锡精矿选冶结合的流程，1985年后形成了图1所示的流程。该流程处理的精矿，除了锡和脉石组分外,还含有(%):16.28Fe，0.68Pb，0.47Zn，0.36Cu，0.05Bi，0.025Sb，2.6As，6.3S，1.16WO3。矿石精矿的主要部分进行精选，得到含锡57%-59%的精矿，此精矿与砂锡富精矿(62%-68%Sn)及硫化烟化挥发物(烟化尘)一起送去熔炼粗锡。精选得到的贫精矿(10%-15%Sn)与矿泥(9%-12%Sn)及富精矿熔炼渣一起送烟化处理。 新配伯利亚锡业公司选冶联合流程一部分富精矿和大部分精矿在熔炼前与精炼车间的含砷浮渣一起进行氧化、还原焙烧,获得砷、硫总含量不高于1.0%的焙砂，然后送去熔炼或烟化。此外,精选车间还回收以往排至尾矿坝的矿泥和石英尾矿中的大部分锡,成为石英锡石混合中矿(4%-6%Sn,0.5%-0.7%As),经烟化法富集，得到可直接熔炼成粗锡的烟化尘(50%-60Sn,1%-2%As)。在图1所示的流程中，精矿还原熔炼采用两个方案，二者在设备配置和工艺制度方面均有区别：富精矿和烟化尘在砖衬电炉中进行半连续熔炼，产出富渣(达20%Sn);贫精矿和中矿在碳衬电炉中进行间歇熔炼，产出弃渣(达1.0%Sn)和含锡的硅铁(3%-6%Sn)。 产出弃渣熔炼的主要缺点是： (1)电耗大; (2)必须用昂贵的硅合金，还原全部铁; (3)次生含锡的硅铁产出率高; (4)炉衬寿命短;  (5)弃渣含锡高。鉴于述缺点1985-1987年研究和制订了图2所示的流程，1988年用于工业生产。使用结果表明，不管原料的结构和质量如何，都可保证在富锡原料的半连续熔炼中产出含铁0.5%-1%的粗锡,渣含锡10%-12%;在贫锡原料(富渣与中矿的连续熔炼中产出含铁3%-5%的粗锡，含锡6%-8%的炉渣，此渣在液态时送烟化炉与矿一道处理,得到低于0.15%Sn的弃渣)。

到笔者发稿停止，该矿山的大规模出产探究可简略概括为四个不同的出产阶段，榜首出产阶段是仅收回一个钼精矿产品，选得钼精矿含钼27%～32%，含铜大于2.5%，钼收回率约为55%左右；第二出产阶段是优先浮钼，浮钼的尾矿经一次磁选作业收铁，得到钼精矿和铁精矿两个产品，得到钼精矿含钼29%～34%，含铜大于2.5%，钼收回率进步到65%左右，铁精矿含铁大于60%；第三出产阶段是先经过磁选除铁，并增加二次开路磁精选作业，磁粗选的尾矿和二次磁精选的中矿一起浓缩后再浮钼，仍然是得到钼精矿和铁精矿两个产品，得到钼精矿含钼36%～38%，含铜大于2.5%，钼收回率进一步进步至70%左右，铁精矿含铁进步到63%以上；第四阶段出产工艺同三，只是是浮钼加药工艺的进一步调整，使钼的浮选收回有了新的打破，钼收回率高达82%以上，别的磁选作业下降了给矿浓度，加大了冲刷水量，铁精矿档次也稳中有升，各项选矿目标均相应进步，出产工艺逐步走向老练，仅有缺乏之外是钼精矿档次仍在38%～40%徜徉，针对摆在厂商面前的这一严峻课题，我所受厂商托付展开了体系的小型实验研讨，实验成果标明，使用高效调整剂TZK－3可有用处理这一难题，能在安稳进步钼精矿主档次的一起，有用下降钼精矿中的含杂率。笔者收到矿样时正值现场出产的第二阶段。 本文介绍一种新式高效环保型调整剂TZK－3，是株洲选矿药剂厂科研所近期根据药剂在矿粒表面的作用机理，改动分子结构，增加有用官能团复合而成的一种新式高效低毒、环保型调整剂，毒性实验研讨标明，小白鼠服用TZK－3的半致死量D50=2000.46mg/kg，而丁基黄药比照实验D50=332.6mg/kg，阐明调整剂TZK－3毒性远远低于丁基黄药，属低剂。选矿小型实验研讨标明，使用TZK－3高效调整剂在促进其它有价金属选矿收回的前提下，可显着进步钼精矿主档次，钼精矿主档次可安稳在48%以上，完结了质的腾跃，一起有用下降钼精矿中铜、铅、锌等杂质的含量，铜档次可安稳控制在0.5%以下，也显着改痒钼的浮选收回作用，有用地进步了矿产资源的归纳利用率，具有显着的经济效益和社会效益。 一、矿石性质 实验矿样取自选矿出产现场，经二段一闭路破碎至－2mm，均匀混样后，缩分出每个所需的样品供实验研讨用。 （一）试样的矿藏组成 矿石中首要金属矿藏有磁铁矿、辉钼矿、黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、少数闪锌矿和微量辉铋矿。脉石矿藏首要有绿泥石、硅灰石、石榴石、方解石等。矿石硬度7～10。原矿含铁39.41%、钼0.69%、铜0.20%、铅0.37%、锌0.18%、硫6.79%、砷0.17%、二氧化硅4.74%、氧化镁0.45%、氧化钙2.17%。（二）实验矿样的工艺矿藏学特征 辉钼矿是该原矿中最首要的收回目标之一，呈粗、细不等粒不均匀嵌布，常以自形、半自形结构产于磁铁矿边际，或为磁铁矿与硫化矿触摸裂隙中，或为磁铁矿与脉石矿藏裂隙中，或产于黄铁矿等硫化矿晶体裂隙中，或存在于金属硫化物与脉石矿藏之间。总归，钼矿藏嵌镶联系比较复杂，嵌布粒度粗细不均匀性显着。 铁矿藏首要为磁铁矿，多以自形、半自形或他形粒状集合体呈细密块状、斑块状，条带状、粒状、脉状等与硫化矿或脉石矿藏严密嵌布。 二、实验研讨 （一）磨矿细度实验 众所周知，磨矿细度是决议浮选作用好坏的首要因素之一，磨矿细度不行，有用矿藏没有充沛解离，无法进行有用分选，磨矿细度过细，导致有用矿藏过磨，意图矿藏有用上浮的难度增大，收回作用变差，该原矿中辉钼矿具有易过破坏特色，因而在必定范围内，跟着磨矿细度的进步，钼收回率有下降趋势，铁精矿中搀杂显着加强，铁精矿档次亦出现下降态势，因而把握好原矿当选的细度条件十分要害。总结现场一、二阶段出产经历及后续小型实验标明，磨矿实验流程确定为优先选铁，除铁尾矿浓缩后再浮钼的准则实验流程，见图1，小型实验以钼矿藏的有用上浮目标为首要参照根据，现将细度实验成果列于表1。表1  磨矿细度实验成果/%从表1实验成果比照可知，磨矿细度选定81.05%－74μm为宜。 （二）准则工艺流程比照实验及出产实践目标比照 计划一选用优先浮钼，浮钼流程是一次粗选、五次精选、三次扫选、中矿次序回来，浮钼尾矿进入磁选收铁，选铁为一次粗选、两次精选全开路流程，磁粗选的尾矿和二次磁精选的中矿一起为终究尾矿。计划二首要选用磁选除铁（选铁实验流程同计划一），选铁的尾矿再浓缩浮钼（浮钼实验流程亦同计划一），浮钼的尾矿即为终究尾矿。两计划比照实验成果见表2，两种不同工艺条件下的出产比照目标见表3。表2  准则工艺流程比照实验成果/%表3  出产目标比照1%表2实验成果标明，计划二选矿目标显着优于计划一，钼金属收回率和精矿档次均显着进步。也正是科研成果的推广使用，出产实贵中各项选矿技术目标均获得显着进步，详细目标比照见表3。出产实践标明，出产工艺的简略调整，大起伏进步各项选矿经济技术目标。 （三）调整剂比照实验 现在，现场出产钼精矿档次偏低，多元素检测数据显现，首要是钼精矿中铜、铅、锌、铁等杂质含量居高不下，针对这一实际情况，株洲选矿药剂厂科研所选矿研讨室使用最新研发的高效调整剂TZK－3，环绕怎么进步钼精矿档次，怎样下降钼精矿中铜、铅、锌、铁等杂质含量进行了体系的实验研讨，获得了许多可喜信息，现将成功使用高效调整剂TZK－3的实验成果与现场用药条件的比照成果列于表4。 表4  不同用药条件下的比照实验成果/%实验数据标明，使用高效调整剂TZK－3，钼精矿档次完结了质的进步，钼精矿含杂可大起伏下降。两种不同用药计划条件下所产出钼精矿多元素检测成果列于表5。 从表5数据比照不难知道，增加调整剂TZK－3加强选钼，产出钼精矿含杂显着下降，现在，出产现场正值流程整改建造期，有待出产工艺流程整改建造完结，再进行出产实践验证。 表5  选用不同调整荆钥精矿多元素分析成果/%三、定论 （一）高效调整剂TZK－3对该原矿适应性较强，在钼浮选收回率根本相等的前提下，可有用进步钼精矿主档次，显着下降钼精矿中杂质的含量，在现场推广使用只是是以药换药，简单施行。 （二）经过出产工艺流程和加药准则的合理调整，可显着进步矿产资源的归纳利用率，为矿山厂商寻觅到了新的经济增长点，对推进厂商的开展有活跃的促进作用，收到提质降杂、增产增收的两层作用，具有显着的经济效益和社会效益。

A  鞍山式磁铁矿精矿粒度组成与品位间的关系    我国磁铁矿多属鞍山式磁铁矿，精矿品位与粒度大小有很大的关系。现以大孤山选矿厂的磁铁矿精矿为例加以说明。该厂铁精矿粗粒级品位低,+200目的品位为35.93%,而-200目的品位却高达67.08%,占总量80.50%的-200目细粒级产品中，含铁量占全铁含量的88.61%,SiO2含量仅占硅石总量的34.47%.相反在19.50%的+200目粗粒级产品中，含铁量仅占全铁量的11.39%,而SiO2含量却占总硅石量的65.53%之多，即约三分之二的硅石含量集中在五分之一的粗粒级产品中。可见，利用细筛提高铁精矿品位，首先和必须具备的条件是，在精矿粒度筛析中，某一粒级上下有一明显的品位差，同时正粒级要具有15～30%的产率。其最大品位差值所对应的粒级就是所要选择的分离点.    较精确地测定办法是采用筛分方法绘制精矿粒度与累计产率和累计品位(由细级别至粗级别累计)的关系曲线，累计产率和累计品位曲线的交点就是分离点。下图曲线交点所表示的正是该矿分离粒度界限0.074mm.    B  美国明尼苏达州默萨比铁矿区铁精矿粒度组成与品位间的关系    默萨比精矿+325目粒级的品位为49.2%,而-325目的品位高到67.6%,以325目作为筛分的分离点，就可以十分明显地提高铁精矿品位。

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。

稀土精矿渣是冶炼稀土硅铁合金的重要质料。稀土精矿是由白云鄂博稀土铁矿经过选铁后的尾矿在经选矿处理而取得的。跟着选矿技能的不断进步和进步，现在稀土精矿的稀土氧化物含量能够到达60%以上。但用高档次稀土精矿冶炼稀土硅铁合金在经济上不合理，因此在工业规划的出产中未得到运用。现在很多运用白云鄂博中低档次稀土精矿冶炼稀土硅铁合金，其化学成分见表1。                                           表1  包头稀土精矿的化学成分                  单位：%品  级REOCaOCaF2SiO2MnOTiO2P2O5TFeBaOThO2S中等第 低等第54.18 30.420.95 1.1215.83 23.001.31 1.020.29 0.660.11 0.275.74 7.683.49 10.305.67 8.810.11 0.131.80 2.60        从中低档次稀土精矿的化学成分能够看出，稀土精矿中含有较多的杂质，特别是含磷量较高，这些氧化物，除在冶炼进程中要耗费必定数量的还原剂，不利于进步稀土硅铁合金的稀土含量，并且给产品质量构成很坏影响。因此稀土精矿有必要经过处理，以下降造渣的本钱。     中低档次稀土精矿的粒度一般都在200mm以下，且含有较高的水分，因此稀土精矿有必要经过造块和枯燥后，才干入炉进行脱铁除磷。     （1）稀土精矿的造块  常用的稀土精矿造块办法有球团法和压块法。     ①稀土精矿球团的制备  依据稀土精矿球团的固结温度的不同，将其分为低温固结球团和高温焙烧球团两种。     低温固结球团的制备  稀土精矿球团制备工艺流程如表2所示。  时刻/min02.55101530405075120合金含钙量/%0.3915.93 21.5321.1522.3321.8721.3019.0515.20合金含硅量/%75.7067.5059.10 56.1056.10 55.7055.8057.00        低温固结的稀土精矿球团需求挑选适宜的黏结剂，常用的有水玻璃（Na2SiO3）和消石灰[Ca(OH)2]等。造球工艺简略易行，首先向水分小于8%的稀土精矿进入占其精矿球团。生球在烘干炉内烘干40min，操控烘干炉底层球团温度为120～150℃。经过烘干的稀土精矿球团抗压强度能够到达390N/球以上。     制备低温固结稀土精矿球团的另一种办法是碳酸化冷固结。其工艺进程是用枯燥的稀土精矿增加10%～15%的消石灰及少数的玻璃，混合均匀，然后用造球机制成φ15～25mm的球团，成球率为70%～80%，经过天然枯燥后生球抗压强度大于50N/球，将枯燥的球团投入碳酸化罐内，通入热炉废气（CO2＞20%，50～80℃）。经过处理的球团抗压强度能够到达30～50N/球。稀土精矿球团中的消石灰不只参加了碳酸化反响，一起又作为熔剂进步了球团的碱度。  稀土精矿 固体水玻璃  ↓ ↓料仓 破碎机      ↓  ↓混料机 球磨机↓ ↓造球机 料仓↓   稀土精矿球团     图1  低温固结球团制备工艺示意图  图2烧结炉示意图                             1-炉体；2-抽风口；3-除尘阀4-手轮        高温焙烧球团的制备  稀土精矿不加黏结剂或只加少数熔剂。经过混匀后用造球机制成φ15～25mm的球团，经高温焙烧，依托球集体自身构成的渣相到达固结的意图。高温焙烧的办法有多种，稀土精矿球团常用烧结炉焙烧法和回转窑焙烧法。     用φ1600mm的圆盘造球机和0.24m3的烧结炉进行稀土精矿的造球和焙烧[15]，造球机圆盘倾盘为45°。边高180mm，转速17r/min，每吨稀土精矿可制得1.0～1.1t生球团，出产率为900kg/（m2·h）。生球功能列于表3。烧结炉如图2所示，所用风机的风压为4000Pa，转速2850r/min，功率2.8kW，每炉可产稀土精矿熟球0.8～1.0t，返矿率为5%～8%。焙烧的技能条件和熟球功能别离列于表3和表4。   表3  稀土精矿生球功能消石灰参加量%生球直径/mm抗压强度/（N/球）冲击强度/（次/50mm）堆密度/（t/m3）含水量/%9～1010～155.363.61.72～1.819.5～10.5   表4  焙烧技能条件焙烧时刻最高尾气温度/℃料层厚度/mm笔直焙烧速度（mm/min）最高焙烧温度/℃45～55450～500350～4006～81140～1150   表5  焙烧熟球功能堆密度/（t/m3）抗压强度/（N/球）转数目标（＞5mm）/%1.54395089.6        回转窑的首要参数为：窑身直径700mm，长度12000mm，有用容积4.6m3，内衬耐火砖厚115mm，窑身倾角5°，转速别离为0.465r/min、0.58r/min和1.2r/min。以焦炉煤气作燃料。空气助燃。窑内坚持弱小负压，火焰为弱氧化性，在窑尾设有钟式给料机，球团经过φ120mm排料弯管给入窑内，从窑头排出的制品球团存于料斗内。实践标明，当回转窑倾角为5°、转速0.58r/min，烧焙温度为115～1130℃时，能够取得利用系数1.45～1.54t/（m3 ·d ），制品率87.4%～91.1%的出产目标，球团抗压强度约为1100N/球。     在实践出产中，选用回转窑或烧焙炉进行稀土精矿球团的焙烧，都能够满意脱铁除磷及冶炼稀土硅铁合金的需求。     ②稀土精矿压块  稀土精矿压块工艺简略易行。将稀土精矿与消石灰（参加量为精矿量的8%～10%）在混料机内混合均匀，然后送入压块机内约束成型。稀土精矿压块的巨细能够依据出产要求用替换不同模具来改动，一般操控在65mm×110mm×240mm。这种压块经天然枯燥后，强度能够满意电炉脱铁的要求。此法简略，操作便当，但压块强度较低，在长时间贮存和运送进程中会构成破损，因此运用有必定约束。     ③稀土精矿球团的矿藏组成  稀土精矿球团的矿藏组成很大程度上取决于其焙烧温度和碱度。低温固结稀土精矿球团基本上坚持原稀土精矿的矿藏组成，其首要矿藏有独居石、氟碳铈矿、赤铁矿（Fe2O3）、磁铁矿（Fe3O4）、萤石（CaF2）和重晶石（BaSO4）等。     高温焙烧的高碱度稀土精矿球团的矿藏组成与低温固结球团有所不同，首要原因是在高温焙烧条件下，球团内部发作了一些物理化学变化，其矿藏组成首要有赤铁矿（Fe2O3）、铁酸钙（CaO·Fe2O3）、萤石（CaF2）、重晶石（BaSO4）、晶石（3CaO·CaFe2·SiO2）和铈针石（Ce2O3）等。铈针石的呈现显然是在焙烧进程中由独居石和氟碳铈矿发作分化发生的。而高碱度（CaO/SiO2>1.87）和高温（1100～1200℃）焙烧是发生铈针石的心要条件。高碱度高温焙烧的稀土精矿球团，对出产优质稀土精矿渣和冶炼土硅铁合金非常有利，在工业出产中应予推行。    参 考 文 献    15、JI.B.CлeпoBa и дp..CMaJIb 1980,6:507

三、钨化学精矿的制取 工业上一般先从净化液中分出组成白钨或仲钨酸铵，再出产钨酸或氧化钨。其进程如下。 1、组成白钨。沉积组成白钨一般多用氯化钙作沉积剂(有时可用氢氧化钙或硫酸钙)，使钨酸钙沉积，反响式为： Na2WO4+CaCl =CaWO4↓+2NaCl 而氯化钙关于硅、磷、砷、钼等杂质亦生成钙盐沉积物因而没有净化效果，仅对硫有净化效果。组成白钨的质量和沉积率首要与净化液的钨含量、碱度、沉积剂的类型及添加量等要素有关，钨含量影响到组成白钨的细度及过滤、洗刷功能。 关于沉积剂的比较：氯化钙可得高档次的组成白钨：(WO3达70-76%)，沉积剂对产品污染小，缺陷是氯化钙易潮解，运送包装较困难。石灰价廉，但所得组成白钨档次低，一般只达60-68%WO3，过滤洗刷困难，母液钨含量高，硫酸钙所得组成白钨档次WO3，但对产品污染大(硫酸钠、硫酸钙)，且反响时间长。因而以氯化钙为好。 组成白钨作为终究产品时，通过滤枯燥，然后包装出厂;若以钨酸或氧化钨为终究产品，则将组成白钨过滤洗刷后送去制取钨酸。 2、钨酸的制取。工业上常选用或硝酸分化组成白钨，制取钨酸。常用的组成白钨分化法，反响式为： CaWO4+2HCl = H2WO4↓+CaCl2 组成白钨中的硅、磷、砷杂质对钨酸的制取影响很大，使钨酸粒度变细而成胶状，难于沉积过滤，一起还与钨生成杂多酸，添加母液中钨含量。 制取钨酸进程的首要影响要素有：(1)温度：温度高有利于制取粗粒钨酸，杂质分化较彻底，但酸损耗大，作业环境差，初温常为70-80度，加料后再煮沸10-15分钟;(2)浓度：浓度高有利于钨酸粒度粗化，杂质分化彻底，出产中一般用30%的浓度;(3)剩下酸度：分化终了的酸度低，钨酸粒度变小，纯度低，一般剩下酸度为70-80克/升。此外，酸分化时参加适量的硝石(硝酸)有利于加快分化进程及杂质的氧化。并有利于进步钨的总收回率。 过滤后的钨酸应进行洗刷。钨酸质量契合标准才干出厂或送去制氧化钨。否则要进行净化处理。钨酸的净化常用法，即把钨酸溶液溶于中使其转化为钨酸铵溶液，大部分的硅、铁、锰等杂质则留在沉积中。 3、仲钨酸铵的制取。用浓缩结晶法从钨酸铵溶液中制取仲钨酸铵，先用溶解钨酸，且使钨与某些杂质别离，反响式为： H2WO4+2NaOH=(NH4)2WO4 +2H2O 某些杂质如铁、锰、钙的氯化物一起生成氢氧化物沉积与钨别离。溶液通过沉清过滤，滤液即为钨酸铵溶液。 用强碱性或弱碱性阴离子交流树脂处理钨浸出液，用氯化铵溶液淋洗载钨树脂，所得淋洗液用于制取仲钨酸铵;此外，还可用溶剂萃取法制取钨酸铵溶液。以钨酸钠为料液，以叔胺或季胺的火油作有机相，在pH=2-4条件下萃钨，然后用2-4%的反萃可得钨酸铵溶液。 从钨酸铵溶液制取仲钨酸铵还可用中和法，此法运用10-20%的把钨酸铵溶液中和至pH=7-7.4时，钨呈针状仲钨酸铵的形状分出，结晶率达85-90%，但中和法不能收回并耗，已被蒸浓法所替代。 把钨酸铵溶液通过蒸浓时能够蒸腾部分，冷却之后(大于50度)则结晶分出片状的仲钨酸铵结晶：即： 12(NH4)2WO4 = 5(NH4)2O·12WO3 ·5H2O↓+14NH3↑+2H2O 由于仲钨酸铵溶解度比仲钼酸铵小，为了避免产品被钼污染，可用分步结晶法使钨钼别离。如蒸腾60%的液体，钨结晶率为55%，而钼结晶率只12%，所以开始结晶分出的仲钨酸铵含钼甚微。后期分出的仲钨酸铵含钼较高。 蒸腾时蒸腾的气经洗刷塔收回，所得回来运用;富含杂质的母液再收回钨。 4、三氧化钨的制取。将枯燥的纯钨酸或仲钨酸铵进行煅烧可制取工业钨氧粉。反响式为： H2WO4 =WO3+H2O↑ 5(NH4)2O·12WO3 ·nH2O =12WO3 +10NH3↑+(5+n)H2O(煅烧)↑ 煅烧温度500度时可使钨酸彻底脱水，温度高于250度可使仲钨酸铵彻底分化。用于出产钨材和碳化钨的三氧化钨除应具有必定的纯度外，还要满意必定的粒度要求，三氧化钨的粒度与钨酸如仲钨酸铵的粒度及煅烧温度有密切关系。 四：制取?精矿所需设备 首要设备精矿处理设备有焙烧窑、分化槽、压煮器、熔融炉、净化槽、离子交流柱、溶剂萃取槽、接连离心过滤机、蒸腾结晶槽或接连式蒸腾结晶器等。粉末制取设备有反转管炉、三氧化钨焙烧炉、蓝氧炉和复原炉。压形设备有油压机、冷等静压机。烧结熔炼设备有预烧结炉、高温烧结炉、垂熔炉、各式真空熔炼炉等。 车间组成一般钨冶炼厂由钨湿法冶炼、钨粉出产、钨条(锭)制备、归纳收回(收回氯化钙、钨铁、钽、铌、钪等)等出产车间及制氢等辅佐设备组成。依据出产性质和规划，能够独自建立车间，亦可兼并建立车间。如将归纳收回并入钨湿法冶炼车间，将钨粉制备、钨条(锭)兼并为粉末冶金车间等。 工厂装备与特色湿法冶炼出产进程中运用酸、碱、有机试剂等化工材料，产出有害排放物需求管理。因而，工厂装备时，应将湿法冶炼车间设在厂区的下风向，且便于原辅材料运送和扫除钨渣。钨粉末冶金部分有防尘、防爆、防火要求，应装备在较洁净、不受外界尘埃影响的区域。 首要技能经济指标收回率：钨湿法冶炼为90%～98%;纯钨粉制备为98%～99%;纯钨条(锭)为98%～99.5%。技能经济指标取决于所用的质料、出产工艺和原辅材料报价等要素。如日本某公司以黑钨精矿为质料，选用经典碱法工艺，每吨仲钨酸铵产品耗烧碱2.46t;3.2t;我国某厂以白钨精矿为质料，选用经典酸法工艺，每吨仲钨酸铵产品耗4～5t;1.7～2.3t。 在制取金属钨之前必须先制取较高纯度的钨化合物。因而要除掉分化钨矿藏质料所得到粗钨酸钠溶液和粗钨酸中的杂质。净化粗钨酸钠溶液和粗钨酸可出产出钨的纯化合物仲钨酸铵货氧化钨，这两种纯钨化合物是现在工业上出产钨粉最常用的质料。

稀土精矿渣是冶炼稀土硅铁合金的重要质料。稀土精矿是由白云鄂博稀土铁矿通过选铁后的尾矿在经选矿处理而取得的。跟着选矿技能的不断进步和进步，现在稀土精矿的稀土氧化物含量能够到达60%以上。但用高档次稀土精矿冶炼稀土硅铁合金在经济上不合理，因而在工业规划的出产中未得到运用。现在很多运用白云鄂博中低档次稀土精矿冶炼稀土硅铁合金，其化学成分见表1。 表1  包头稀土精矿的化学成分    单位：%等第ReOCaOCaF2SiO2MnOTiO2P2O5TFeBaOThO2S中等第 低等第54.18 30.420.95 1.1215.83 23.001.31 1.020.29 0.660.11 0.275.74 7.683.49 10.305.67 8.810.11 0.131.80 2.60 从中低档次稀土精矿的化学成分能够看出，稀土精矿中含有较多的杂质，特别是含磷量较高，这些氧化物，除在冶炼进程中要耗费必定数量的复原剂，不利于进步稀土硅铁合金的稀土含量，并且给产品质量构成很坏影响。因而稀土精矿有必要通过处理，以下降造渣的本钱。 中低档次稀土精矿的粒度一般都在20mm以下，且含有较高的水分，因而稀土精矿有必要通过造块和枯燥后，才干入炉进行脱铁除磷。 一、稀土精矿的造块  常用的稀土精矿造块办法有球团法和压块法。 （一）稀土精矿球团的制备  依据稀土精矿球团的固结温度的不同，将其分为低温固结球团和高温焙烧球团两种。 低温固结球团的制备  稀土精矿球团制备工艺流程如图1所示。图1  低温固结球团制备工艺示意图 低温固结的稀土精矿球团需求挑选适宜的黏结剂，常用的有水玻璃（Na2SiO3）和消石灰[Ca（OH）2]等。造球工艺简略易行，首要向水分小于8%的稀土精矿进入占其质量5%的水玻璃粉，在滚筒混料机内混匀，然后再经造球机制成Ф15～25mm的稀土精矿球团。生球在烘干炉内烘干40min，操控烘干炉底层球团温度为120～150℃。通过烘干的稀土精矿球团抗压强度能够到达390N/球以上。 制备低温固结稀土精矿球团的另一种办法是碳酸化冷固结。其工艺进程是用枯燥的稀土精矿添加10%～15%的消石灰及少数的水玻璃，混合均匀，然后用造球机制成Ф15～25mm的球团，成球率为70%～80%，通过天然枯燥后生球抗压强度大于50N/球，将枯燥的球团投入碳酸化罐内，通入热炉废气（CO2＞20%，50～80℃）。通过处理的球团抗压强度能够到达30～50N/球。稀土精矿球团中的消石灰不只参与了碳酸化反响，一起又作为熔剂进步了球团的碱度。 高温焙烧球团的制备  稀土精矿不加黏结剂或只加少数熔剂。通过混匀后用造球机制成Ф15～25mm的球团，经高温焙烧，依托球团自身构成的渣相到达固结的意图。高温焙烧的办法有多种，稀土精矿球团常用烧结炉焙烧法和回转窑焙烧法。 用Ф1600mm的圆盘造球机和0.24m³的烧结炉进行过稀土精矿的造球和焙烧，造球机圆盘倾角为45°。边高180mm，转速17r/min，每吨稀土精矿可制得1.0～1.1t生球团，出产率为900kg/（㎡·h）。生球功能列于表2。烧结炉如图2所示，所用风机的风压为4000Pa，转速2850r/min，功率2.8kW，每炉可产稀土精矿熟球0.8～1.0t，返矿率为5%～8%。焙烧的技能条件和熟球功能别离列于表3和表4。 表2  稀土精矿生球功能消石灰参与量/%生球直径/mm抗压强度/（N/球）冲击强度/（次/500mm）堆密度/（t/m³）含水量/%9～1010～155.363.61.72～1.819.5～10.5 表3  焙烧技能条件焙烧时刻/min最高尾气温度/℃料层厚度/mm笔直焙烧速度/（mm/min）最高焙烧温度/℃45～55450～500350～4006～81140～1150   表4  焙烧熟球功能堆密度/（t/m³）抗压强度/（N/球）转速目标（＞5mm）/%1.54395089.6图2  烧结炉示意图 1－炉体；2－抽风口；3－除尘阀；4－手轮 回转窑的首要参数为：窑身直径700mm，长度12000mm，有用容积4.6m³，内衬耐火砖厚115mm，窑身倾角5°，转速别离为0.465r/min、0.58r/min和1.2r/min。以焦炉煤气作燃料。空气助燃。窑内坚持弱小负压，火焰为弱氧化性，在窑尾设有钟式给料机，球团通过Ф120mm排料弯管给入窑内，从窑头排出的制品球团存于料斗内。实践标明，当回转窑倾角为5°、转速0.58r/min，烧结温度为1115～1130℃时，能够取得使用系数1.45～1.54t（m³·d），制品率87.4%～91.1%的出产目标，球团抗压强度约为1100N/球。 在实践出产中，选用回转窑或烧结炉进行稀土精矿球团的焙烧，都能够满意脱铁除磷及冶炼稀土硅铁合金的需求。 （二）稀土精矿压块  稀土精矿压块工艺简略易行。将稀土精矿与消石灰（参与量为精矿量的8%～10%）在混料机内混合均匀，然后送入压块机内约束成型。稀土精矿压块的巨细能够依据出产要求用替换不同模具来改动，一般操控在65mm×110mm×240mm。这种压块经天然枯燥后，强度能够满意电炉脱铁的要求。此法简略，操作便当，但压块强度较低，在长时间贮存和运送进程中会构成破损，因而运用有必定约束。 （三）稀土精矿球团的矿藏组成  稀土精矿球团的矿藏组成很大程度上取决于其焙烧温度和碱度。低温固结稀土精矿球团基本上坚持原稀土精矿的矿藏组成，其首要矿藏有独居石、氟碳铈矿、赤铁矿（Fe2O3）、磁铁矿（Fe3O4）、萤石（CaF2）和重晶石（BaSO4）等。 高温焙烧的高碱度稀土精矿球团的矿藏组成与低温固结球团有所不同，首要原因是在高温焙烧条件下，球团内部发作了一些物理化学变化，其矿藏组成首要有赤铁矿（Fe2O3）、铁酸钙（CaO·Fe2O3）、萤石（CaF2）和重晶石（BaSO4）、晶石（3CaO·CaF2·SiO2）和铈针石（Ce2O3）等。铈针石的呈现显然是在焙烧进程中由独居石和氟碳铈矿发作分化发作的。而高碱度（CaO/SiO2＞1.87）和高温（1100～1200℃）焙烧是发作铈针石的必要条件。高碱度高温焙烧的稀土精矿球团，对出产优质稀土精矿渣和冶炼稀土硅铁合金非常有利，在工业出产中应予推行。 二、稀土精矿球团脱铁除磷  稀土精矿球团经电弧炉、矿热炉脱铁除磷制备稀土精矿渣，是冶炼合格稀土硅铁合金的重要环节。下面要点介绍电弧炉脱铁除磷制备稀土精矿渣的工艺和原理。 （一）稀土精矿球团电弧炉脱铁除磷的工艺  使用电弧炉进行稀土精矿脱铁除磷制备稀土精矿渣，具有工艺简略、操作便当、设备使用率高级长处，因而在工业出产中选用。其工艺流程如图3所示。所用设备为冶炼稀土硅铁合金的电弧炉，渣铁罐为耐高温铸铁件。罐内渣铁通过8h以上的停止冷却，即可彻底别离，留意不可将高磷铁混入渣中。图3  电弧炉制备稀土精矿渣的流程示意图 （二）稀土精矿球团脱铁除磷的基本原理  中低档次稀土精矿球团电弧炉脱铁除磷，所用的复原剂首要是碳。在电弧炉冶炼温度条件下，碳能够复原铁、锰、磷、铌和钛等氧化物，但不能复原稀土氧化物，稀土氧化物仍坚持原形状留在渣中。 因为焦炭密度远比熔渣小，冶炼时焦炭易于漂浮在熔渣的表面，即便加强拌和，熔渣与焦炭之间的触摸也不抱负。因而复原的动力学条件不充分。另外用碳彻底去除较难复原的氧化物如TiO2等也有困难。为改进复原条件，在实践出产中配入必定量硅铁作辅佐复原剂，硅铁的复原效果优于焦炭，但因为报价昂贵，用量过多将导致稀土精矿渣的造价添加和部分稀土的被复原，在保证稀土精矿渣质量的前提下，应尽或许少用硅铁。 铁氧化物的复原  铁氧化物的复原是逐级进行的，用碳或硅均可使铁氧化物按Fe2O3→Fe3O4→FeO→Fe次序复原成铁。在实践出产中，铁的复原速度非常快，用压缩空气拌和10min，熔渣中含铁量可由10%降至0.5%以下。因为反响进程有CO气体逸出，起到了辅佐拌和的效果，有利于加快复原进程。 磷氧化物的复原  稀土精矿中的磷土首要以碳酸盐的状况存在，如独居石（CePO4），磷酸钙（3CaO·P2O5）、蓝铁矿（3FeO·P2O5·H2O）等。在电弧炉冶炼条件下，有SiO2和CaO参与时，独居石将发作分化[反响式（1）]生成的P2O5被碳[反响式（2）]或硅复原[反响式（3）]。 2CePO4＋3CaO＋2SiO2＝3CaO·Ce2O3·2SiO2＋P2O5     （1） P2O5＋5C＝2P＋5CO↑                             （2） 2P2O5＋5Si＝4P＋5SiO2                            （3） 在1200～1500℃时，磷酸钙能够被碳复原： 3CaO·P2O5＋5C＝3CaO＋2P＋5CO↑                  （4） 在SiO2存在时，磷酸钙将发作分化： 2（3CaO·P2O5）＋3SiO2＝3（2CaO·SiO2）＋2P2O5     （5） 硅复原铁氧化物及其他氧化物发作的SiO2能促进磷酸盐的分化，然后加快了反响进程。 当稀土精矿球团含铁量较低时，参与少数生铁，使复原发作的磷溶解于铁中，构成安稳的Fe3P相。 锰氧化物的复原  锰氧化物与铁氧化物的复原相同都是逐级进行的。但锰对氧的亲和力，且在稀土精矿中锰的含量远比铁的含量低，复原的热力学条件较差，因而锰氧化物比铁氧化物较难复原。用碳复原锰的高价氧化物为贱价氧化物在较低的温度下就能进行，碳和硅复原MnO的反响拜见反响式（6）和反响式（7）。 （MnO）＋C＝[Mn]＋CO↑     （6） 2MnO＋Si＝2Mn＋SiO2     （7） △G0＝－123090＋18.79T 渣中SiO2能与MnO反响生成难复原的MnSiO3，因而参与适量的CaO能够促进MnSiO3的分化，然后增大熔渣中MnO的活度。 MnSiO3＋CaO＝CaSiO3＋MnO     （8） △G0＝－75470－5.31T 稀土精矿球团脱铁除磷进程中锰的复原率能够到达80%以上。 钛氧化物的复原  白云鄂博稀土矿因为其含钛量相对较高，冶炼用于球铁的稀土硅铁合金时，要求精矿渣含钛量越低越好，因而稀土精矿在脱铁除磷进程中下降其渣的含钛量也是一项重要的内容。 TiO2是很安稳的氧化物，用碳复原TiO2[反响式（9）]，开端温度为1684℃，这在电弧炉冶炼温度条件下是适当困难的。但假如在炉料中参与硅铁，用硅复原[反响式（10）]，该反响能够顺利进行。 1/2 TiO2＋C＝1/2 Ti＋CO↑     （9） △G0＝－341290－174.05T [RESi]＋[Si]＝[RESi2]          （10） （三）脱铁除磷进程的配料核算  稀土精矿球团脱铁除磷制备稀土精矿渣进程中，各种质料的入炉配比有必要通过精确的核算，所用质料要进行化学分析。当稀土精矿球团中铁、磷、锰、钛悉数为碳复原时，则焦炭量可按下式核算。式中：      C－焦炭入炉量，kg；      Q－稀土精矿球团入炉量，kg；      C固－焦炭中含碳量，%；      A－焦炭烧损量，%；      Fe、Mn、P、Ti－别离为稀土精矿球团中依据化学分析数据换算出的含铁、锰、磷、钛元素，%。 在实践出产中，为了简化核算进程，焦炭参与量可按下列经历公式核算： 1.2Q（0.58Fe＋0.32P）     （12） 式中：      C－焦炭入炉量，kg；      Q－稀土精矿球团入炉量，kg；      Fe、P－别离为稀土精矿球团中含铁、磷量，%。 为了进步铁、锰和钛等的复原率，可向炉内参与占稀土精矿球团总量2%～3%的75硅铁。假如稀土精矿含铁量低于6%，能够参与占稀土精矿球团量2%～5%的生铁或废钢。 （四）稀土精矿球团脱铁除磷进程的操作  首要依据电弧炉容量巨细，断定稀土精矿球团（压块）的参与量，核算出焦炭、硅铁和生铁（废钢）的参与量。电弧炉用低电压起弧后，将准备好的焦炭悉数参与炉内，稀土精矿球团（压块）加到焦炭上面。30min后用高电压送电。电流逐步到达满负荷。随时调查炉内的冶炼状况，在炉料熔化的一起，尽或许把炉料堆向高温区，以加快熔化进程及防止炉料黏结炉衬。 当炉料熔化80%～90%时，向炉内参与硅铁，必要时参与生铁或废钢。留意应尽或许发挥焦炭的复原效果，硅铁参与机遇不宜过早。 炉温操控在1400～1500℃，并辅以适度拌和。当渣中Fe＜0.5%时便能够出炉，稀土富渣和高磷铁在罐内冷却别离。 （五）制备稀土精矿渣的技能经济目标  稀土精矿球团电弧炉脱铁除磷制备稀土精矿渣，一个重要的技能目标是成渣率，即耗费单位稀土精矿球团所产出的渣量。成渣率的凹凸首要取决于稀土精矿球团的磷及锰等元素的含量，也与生成操作有关。白云鄂博低档次稀土精矿球团的成渣率一般为70%～80%。 另一个重要的技能目标就是稀土的回收率，稀土回收率的凹凸归纳反映了出产工艺水平缓操作水平。白云鄂博稀土精矿球团电弧炉脱铁除磷制备稀土精矿渣时，稀土回收率在80%以上。 包头中档次稀土精矿球团和脱铁渣的化学成分举例列于表5，脱铁除磷进程的首要元素在渣和铁相中的分配比例列于表6，出产技能经济目标列于表7。表5  中档次稀土精矿球团和脱铁渣的化学成分  单位：%质料称号REOTFeMnOP2O5CaOCaF2SiO2MgOTiO2BaOAl2O3球团 脱铁渣29.54 34.409.32 0.270.86 0.157.05 0.342.10 2.8023.40 27.688.76 13.360.66 0.870.42 0.146.39 8.231.21 1.39   表6  脱铁除磷进程的首要元素在渣和铁相的分配  单位：%项  目REFePMnTi渣相 铁相 损失率86.00 0 14.002.20 96.50 1.303.15 92.18 4.6712.54 86.73 0.7340.28 59.31 0.41   表7  电炉脱铁的技能经济目标质料耗费/（kg/t渣）电耗/（kW·h/t渣）成渣率/%稀土回收率/%精矿球团焦炭硅铁13501253010207486

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。

巴西锡公司炼锡厂为了将钽、铌富集于渣中便于回收，采用三次电炉还原熔炼流程。该厂处理的物料较杂,有：（1）泰国的高品位精矿，平均含锡65%以上；（2）玻利维亚的不纯精矿，含30%-60%Sn,除含硫外,还含有较多的铅、砷、锑、铋和铁及低熔点脉石等；（3）巴西的高铁精矿，平均含40%Sn，并有相当数量的钽铌矿物；（4）各种残渣、浮渣等二次物料（约占总物料量的20%）。图中   巴西锡公司炼锡厂炼锡流程 （焙烧物料量多用膛炉，量少用回转窑）

贯彻“高炉精料”，节能减排，是21世纪钢铁工业发展的主流。为顺应这一发展趋势，提高炼铁技术经济指标，包头钢铁公司在“十一五”规划中对选矿厂提出更高要求，要求选矿厂氧化矿铁精矿品位达到68%。为此，寻求合理的选别方法及工艺流程，实现氧化矿铁精矿品位达到68%是非常重要而且是急需解决的难题。 本项目在对现工艺进行全面分析与研究的基础上，首先对氧化矿弱磁精反浮选精矿、强磁选精矿进行工艺矿物学研究，然后进行不同选别方法及不同选别流程组合的试验研究，最终确定对于磁性强的弱磁精反浮选精矿采用电磁螺旋柱－细筛－再磨－弱磁选工艺，对于磁性弱的强磁精采用细筛－反、正浮选工艺。试验指标先进，氧化矿铁精矿品位达到68.18%，回收率68.73%，而且采用新工艺后，最终铁精矿K2O+Na2O，SiO2等杂质含量都有明显降低，有效地提高了铁精矿质量，改善了白云鄂博矿冶金性能，为实现精料方针、提高高炉利用系数、冶炼获取更大经济效益提供了原料保证。 一、氧化矿生产现状及原料性质 白云鄂博矿氧化矿由于其矿石铁品位低、矿物成分复杂、共生关系密切、嵌布粒度细而不均、有用矿物和脉石矿物可选性差异小、矿石类型多等特点，是举世闻名的难选矿。氧化矿现生产工艺采用的是弱磁选－强磁选－反、正浮选工艺。目前，由于弱磁性铁矿物与含铁硅酸盐矿物未得到有效分离，氧化矿铁精矿品位在65%左右，与公司要求（氧化矿铁精矿品位达到68%）的水平相距甚远。现生产工艺见图1。图1  氧化矿弱磁选－强磁选－反、正浮选工艺流程 试验期间，氧化矿TFe 29. 4%，FeO 8.8%，K2O+Na2O 0.78%，SiO2 11.54%，F 8.29%，铁矿物以磁铁矿－赤铁矿物为主（占39.89%），磁性铁含量较高占71.43%，脉石矿物以萤石、闪石、辉石、白云石、方解石等为主，是选矿厂正常生产所用氧化矿。氧化矿多元素化学分析、铁物相分析、矿物组成分析结果分别见表1，表2和表3。 表1  氧化矿多元素化学分析结果    %表2  氧化矿铁物相分析结果    %表3  氧化矿矿物组成分析结果    %二、试验研究内容及试验流程的确定 （一）对现氧化矿工艺流程中弱磁精反浮选精矿、强磁精进行工艺矿物学研究，对两种产品的矿物组成、铁物相及单体解离度进行测定。 （二）对弱磁精反浮选精矿采用电磁螺旋柱－细筛－再磨－弱磁选工艺进行试验研究。 （三）对强磁选精矿采用细筛工艺进行试验研究。 （四）筛下产品进行浮选的可行性试验研究。 最终确定氧化矿弱磁精反浮选精矿采用电磁螺旋柱－细筛－再磨－弱磁选、强磁精采用细筛－反、正浮新工艺，试验流程见图2。图2  氧化矿采用新工艺试验流程 三、试验结果及讨论 氧化矿弱磁精反浮选精矿采用螺旋柱－细筛－再磨－弱磁选工艺及强磁精采用细筛－反、正浮新工艺试验数质量流程见图3，试验指标与原流程指标对比见表4。精矿多元素化学分析、矿物组成分析结果分别见表5和表6。图3  氧化矿采用新工艺试验数质量流程 表4  氧化矿采用新工艺与原工艺指标对比  %表5  精矿多元素化学分析结果    % 表6  精矿矿物组成定量分析结果  % 从表4可见，在原矿TFe 29.56%，FeO 8.33%的条件下，与原工艺相比，氧化矿采用新工艺，铁精矿品位由64. 39%提高到68.18%，提高3.79个百分点，回收率由72. 33%降至68. 73%，降低3.6个百分点。 最终精矿由筛下产品、细磨后的弱磁精矿及正浮选精矿组成，由产品多元素分析、矿物组成定量分析可得，新工艺最终铁精矿不仅铁品位显著提升，达到68.18%，而且K2O+Na2O，SiO2，F，P等杂质含量都有明显降低，铁精矿中硅酸盐含量降低，有效地提高了铁精矿质量，为“精料”方针的实现奠定了基础。 四、试验流程合理性分析 （一）氧化矿弱磁精反浮选精矿电磁螺旋柱－细筛－再磨－弱磁选工艺流程 1、对氧化矿弱磁精反浮选精矿（TFe 66%左右）采用电磁－细筛－再磨－弱磁选联合流程，利用物料在电磁螺旋柱中连续不断的磁聚合－分散，实现－机多次精选，将弱磁精反浮选精矿品位提高，然后再采用MVS型高频振网筛通过提高筛下产品的单体解离度而进一步提质，分选出铁品位大于69%的合格精矿。 2、对于筛上和螺旋柱溢流连生体含量高、粒度相对较粗的中间产品，采用细磨再选工艺，确定适宜的磨矿细度－200目占92.50%，使铁矿物充分解离，然后通过弱磁选获得品位大于68%的弱磁选精矿。筛下产品和弱磁选精矿合并为最终铁精矿，铁品位达到68%以上。 （二）强磁精采用细筛－反、正浮选工艺流程 1、对含铁硅酸盐矿物含量较高的强磁选精矿采用细筛工艺，通过选择合理筛孔，有效提高筛下产品的单体解离度，进而提高铁精矿品位；同时直接将20%左右的脉石矿物抛掉，改善反浮选入选条件，降低浮选成本。 2、对于筛下产品首先采用在碱性介质中进行反浮选，将萤石、碳酸盐或磷酸盐等矿物去除，然后在酸性介质中进行正浮选（1次粗选、2次精选），进一步将铁矿物与含铁硅酸盐矿物分离，使反浮选－正浮选精矿品位达到TFe 64.50%左右。 五、实施效果 这一试验的成功使包钢选矿厂氧化矿选矿技术指标达到国内氧化矿选矿先进水平，而且该项目的成功对冶炼具有较大的经济效益和社会效益。铁精矿质量的提高，改善了铁原料的冶金性能，为降低炼铁成本，提高高炉利用系数，促进冶炼系统的发展作出突出贡献。 六、结论 （一）试验期间，氧化矿TFe 29.4%，FeO 8.8%，K2O+Na2O 0.78%，SiO2 11.54%，F 8.29%，铁矿物以磁铁矿－赤铁矿物为主，占39.89%，磁性铁含量较高占71.43%；脉石矿物主要以萤石、闪石、辉石、白云石、方解石等为主。该矿石是选矿厂正常生产所用氧化矿。 （二）氧化矿采用电磁螺旋柱－细筛－再磨－弱磁选及强磁精细筛－反、正浮新工艺，达到提质降杂的目的。采用新工艺后，在氧化矿铁品位TFe 29.56%，FeO 8.33%的条件下，铁精矿品位由64.39%提高到68.18%，提高3.79个百分点，铁精矿中K2O+Na2O，SiO2，F，P等主要有害杂质明显降低，为冶炼提供优质原料，为高炉利用系数的提高奠定基础。 （三）工艺技术路线合理可行，指标先进，工业操作性强，易于工业实施。 （四）该项目的成功使包钢选矿厂氧化矿选矿技术指标达到国内氧化矿选矿先进水平，为氧化矿的技术改造提供了技术依据。

1.1 物料预备 为了确保化学精矿的质量，原猜中的杂质含量应低于必定值，如砷不大于0.3-0.5%，硫不大于1.3-1.5%，杂质含量高时在物料预备时要将其降至必定值;为了进步矿藏的分化功率，对物料的细度的要求，要看后续作业的分化办法和质料的特性而定。例如苏打烧结法需磨至100-150目以下;直接浸出需磨到200-300目以下。 1.2 物料的烧结-浸出 工业生产上选用苏打烧结-水浸法，苏打溶液压煮法、苛性钠溶液浸出法和酸分化法。其意图是使钨矿藏分化生成水溶性的钨酸盐。分化办法的挑选首要取决于钨矿藏质料特性和生产供应商的具体情况和条件。办法可分为 1、苏打烧结-水浸法。它适于处理含少数石英的低档次黑钨质料，如钨细泥、含钨铁砂、钨锡中矿等，也能够处理含少数石英的低档次白钨质料，烧结时使不溶于水的黑钨矿和白钨矿与苏打效果生成水溶性的钨酸钠，水浸烧结块使钨转入溶液中，固液别离可除掉不溶杂质。黑钨矿质料的烧结温度为700-850度，白钨质料约860度。 2、苛性钠溶液浸出法用35-40%浓度的苛性钠溶液加温至110-120度在加压条件下浸出磨细的矿藏质料，使钨呈可溶性钨酸钠的形状转入浸出液中。浸出注的处理办法有两种：一是直接稀释至密度为1.3克/立方厘米后送去净化;二是将其蒸浓至密度为1.45克/立方厘米左右分出钨酸钠晶体，结晶液回来浸出作业，结晶体水溶液送去净化。此法与苏打烧结-水浸法比较具有流程简略、出资少、能够处理含硅较高的钨细泥和钨锡中矿等钨矿藏质料。 常压下苛性钠溶液浸出白钨矿的反应为可逆反应。一般应选用苛性钠和硅酸钠的混合溶液作浸出剂才干获得满足的浸出成果。可是白钨矿原猜中含氧化硅有适当量时，用单一苛性钠即可。 3、酸分化法酸分化法可用于处理白钨矿和黑钨矿两种质料，用32-38%浓或硝酸作浸出剂，在100度左右的温度下使钨矿藏直接分化而生成钨酸沉积。为进步钨的浸出率须将物料磨至-300目，酸分化时适当部分杂质进入溶液中经固液别离使其与钨酸别离。为使钨酸与残渣别离，常用碱熔法使钨呈碱金属钨酸盐形状转入溶液中，得到较纯洁的钨酸钠或钨酸铵溶液。酸分化钨的浸出率高，但试剂耗量大。 4、苏打溶液压煮法 此法可用于处理白钨和黑钨矿藏质料。浸出进程在压煮器中进行，质料磨至-300目，钨浸出率与苏打用量、浸出压力、浸出温度有关。 此法的长处是适用性较好，不只适用于处理低档次白钨矿(5-15%)，还适于处理含钨硫化精矿，如钨铋中矿、铋钼钨中矿。高硫钨中矿浸出时，锡石、辉锑矿和辉铋矿残留于残渣中，氧化物中的悉数铜、部分氧化硅、氟、磷、砷等杂质与钨一同转入浸液中，浸液送净化处理。

通过三大流程(物料准备，物料的烧结-浸出，浸出液的净化)处理后的低品位钨精矿，使钨呈现钨酸钠或白钨、仲钨酸铵、钨酸或三氧化钨形态出售，并从浸渣中综合回收其他有用组分。使钨矿价值零流失。 低品位钨精矿化学选矿处理流程 有些钨选厂生产的低品位钨精矿达不到质量标准，WO3的品位为5-30%，其他杂质含量也比较高。主要为低品位的钨细泥精矿、钨锡中矿、含钨铁砂及其他难选的含钨中间产品。此类产品经化学选矿，使钨呈现钨酸钠或白钨、仲钨酸铵、钨酸或三氧化钨形态出售，并从浸渣中综合回收其他有用组分。 低品位钨矿物原料化学选矿原则流程见图7-8，处理过程可分为： 一、物料准备及物料的烧结-浸出 二、浸出液的净化 三、钨化学精矿的制取

上述各种办法分化低档次钨矿藏质料所得的钨酸钠溶液都不同程度的含硅、磷、砷、铜等杂质。为了确保化学精矿的质量，有必要对浸出液进行净化以除掉杂质。现在常用如下办法。1、用铵镁盐除硅、磷、砷。浸液中2.镁盐法除硅、磷、砷。..... 三、浸出液的净化 2FeWO4+2CaO+1/2O2 =2CaWO4+Fe2O3 上述各种办法分化低档次钨矿藏质料所得的钨酸钠溶液都不同程度的含硅、磷、砷、铜等杂质，有时还会有硫、氟等杂质。为了确保化学精矿的质量，有必要对浸出液进行净化以除掉杂质。现在常用如下办法。 1、用铵镁盐除硅、磷、砷。浸液中SiO2/WO3分量比大于0.1%时应除硅。硅在溶液中出现硅酸钠存在，当溶液碱度下降时将水解呈硅酸形状分出。因而往浸液中参加1∶3的稀使pH值降至13，然后参加氯化铵使PH值降至8-9，硅酸钠能够彻底地被水解生成SiO2沉积，再经弄清过滤、洗刷后，液中的氧硅可降至0.25克/升。 磷砷在除硅液中别离以HPO42-和HAsO42-的形状存在，在室温下往其间参加密度为1.16-1.18克/立方厘米的氧化镁溶液，磷砷别离呈铵镁磷酸盐Mg(NH4)PO4及铵镁盐Mg(NH4)AsO4的形状分出。 2、镁盐法除硅、磷、砷。此法先用稀(1∶3)使浸液PH值降至小于11，硅酸钠发作部分水解后，此刻浸液中的磷呈HPO42-、砷呈HAsO42-形状存在。再参加密度为1.16-1.18克/立方厘米氯化镁溶液至浸液碱度为0.2-0.3克/升NaOH时，发生MgSiO3、Mg3(PO4)2、Mg3(AsO4)2沉积物分出，因而参加氯化镁可除掉硅、磷、砷。 此法的关键是须用将浸液中和至pH11，然后参加氯化镁溶液，否则会发生氢氧化镁沉积。质猜中萤石含量较多时，也可参加氯化镁，使浸液中的F-呈MgF2沉积分出。 铵镁盐法和镁盐法只能除掉高价砷，若贱价砷存在时须先用或次等氧化剂将贱价砷氧化为高价砷，然后参加氧化镁才干到达除砷意图。 镁盐法较铵镁盐法的效率高，处理量大，出产周期短，渣含钨低(约4-5%WO3)，但渣量大。铵镁盐法渣量小，但渣含钨高(约15-20%WO3)，因而应根据质料特性，经过实验才干断定最佳的净化办法。 3、碱法除钼。钼在浸液中呈钼酸钠形状存在，在除掉硅、磷、砷后的滤液中先参加溶液使钼转变为硫代钼酸盐，残留在溶液中的砷也转变为硫代盐，然后加中和至pH=8.5左右，此刻钼、砷不沉积分出。再参加氯化钙溶液，钨呈钨酸钙沉积分出，而钼、砷仍呈相应的硫代酸盐形状留在溶液中，经过滤将钼砷除掉。除钼率可达70-90%，参加量为钼砷总量的8-8.5倍，温度为80度。 当浸液中含钼量小于0.25克/升时，纷歧定要独自除钼工序，进步分化组成白钨酸度的办法到达钨钼别离，酸度大，温度高、除钼作用好。除钼还有其他办法，在此不作介绍。 上述均属化学沉积法除掉浸液中的硅、磷、砷、钼等杂质，还有其他办法如离子交换等办法。

新西伯利亚锡业公司同时处理高、中、低品位锡精矿。高、中品位的精矿用电炉和反射炉熔炼,低品位精矿用烟化炉富集。进厂的粗精矿成人见下表。粗精矿在选矿车间集中精选，一般不丢尾矿；除产出富精矿外,还产出泥质精矿（含锡5%-10%到20%-30%不等）。 表中    新西伯利亚锡业公司进厂的粗精矿成分/%  粗精矿类别SnFePbZnCuAs1号砂锡粗精矿40.37.50.10.20.10.32号砂锡粗精矿57.64.80.10.10.10.41号脉锡粗精矿17.722.21.60.50.21.12号脉锡粗精矿27.112.01.32.70.51.9粗精矿类别SSio2Al2O3CaOWO31号砂锡粗精矿0.924.67.00.20.72号脉锡粗精矿1.88.05.21.01.61号脉锡粗精矿1.222.38.20.20.22号脉锡粗精矿9.522.96.22.00.3    由于俄罗斯砂锡矿资源很少，必须开采复杂的多金属脉锡矿，因此从70年代末期起,研究锡精矿选冶结合的流程，1985年后形成了图1所示的流程。该流程处理的精矿，除了锡和脉石组分外,还含有(%):16.28Fe，0.68Pb，0.47Zn，0.36Cu，0.05Bi，0.025Sb，2.6As，6.3S，1.16WO3。矿石精矿的主要部分进行精选，得到含锡57%-59%的精矿，此精矿与砂锡富精矿(62%-68%Sn)及硫化烟化挥发物（烟化尘）一起送去熔炼粗锡。精选得到的贫精矿（10%-15%Sn）与矿泥（9%-12%Sn）及富精矿熔炼渣一起送烟化处理。图1    新配伯利亚锡业公司选冶联合流程     一部分富精矿和大部分精矿在熔炼前与精炼车间的含砷浮渣一起进行氧化、还原焙烧,获得砷、硫总含量不高于1.0%的焙砂，然后送去熔炼或烟化。此外,精选车间还回收以往排至尾矿坝的矿泥和石英尾矿中的大部分锡,成为石英锡石混合中矿(4%-6%Sn,0.5%-0.7%As),经烟化法富集，得到可直接熔炼成粗锡的烟化尘(50%-60Sn,1%-2%As)。     在图1所示的流程中，精矿还原熔炼采用两个方案，二者在设备配置和工艺制度方面均有区别：富精矿和烟化尘在砖衬电炉中进行半连续熔炼，产出富渣（达20%Sn）；贫精矿和中矿在碳衬电炉中进行间歇熔炼，产出弃渣（达1.0%Sn）和含锡的硅铁（3%-6%Sn）。     产出弃渣熔炼的主要缺点是：（1）电耗大；（2）必须用昂贵的硅合金，还原全部铁；（3）次生含锡的硅铁产出率高；（4）炉衬寿命短；（5）弃渣含锡高。     鉴于述缺点1985-1987年研究和制订了图2所示的流程，1988年用于工业生产。使用结果表明，不管原料的结构和质量如何，都可保证在富锡原料的半连续熔炼中产出含铁0.5%-1%的粗锡,渣含锡10%-12%；在贫锡原料（富渣与中矿的连续熔炼中产出含铁3%-5%的粗锡，含锡6%-8%的炉渣，此渣在液态时送烟化炉与矿一道处理,得到低于0.15%Sn的弃渣）。图2    新西伯利亚锡业公司电炉-烟化炉工艺流程

广州冶炼石目前采用炼前精选-电炉熔炼流程（见下图）。图中  广州冶炼厂电炉炼锡流程     广州冶炼厂于1962年建成，是国最先采用电炉炼锡的工厂，该厂锡砂来自广东、湖南、江西等省70多个矿区和群采部分，矿源分散，质量不一，杂质多变。进厂锡砂以锡为主，大部分呈单体锡石状态，其化学成分（%）为：44-46Sn，0.001-8Bi，0.1-23WO3，0.02-7.0Pb，0.02-1.6Cu,1.0-21Fe，0.02-13As，0.05-8S，2-25SiO2，0.5-5Al2O3，0.5-6CaO。按杂质含量，锡砂大致分为三类,一般成分见表1,典型矿样成分见表1-2-6。见相关资料中流程所示，高钨与高铅、铋、砷、硫的锡砂，经过炼前处理后入炉，其中高铅、铋的锡砂（见表2）在浮选过程中产出的锡中矿（图中未示出）含砷、硫、铁、铅、铋均高,经焙烧-酸浸后入炉。 表1    广州冶炼厂入厂的各类锡砂成分/ %  锡砂类别SnPbBiAsSFeWO3直接入炉的锡砂＞60＜0.8＜0.4＜0.5＜1.0＜7＜3高钨的锡砂44-550.5-50.1-60.5-70.5-38-163-23高铅、铅、砷、硫的锡砂41-661-70.5-82-131-8     表2    广州冶炼厂入厂的典型矿样成分/ %  锡砂矿样类别SnFeSAsPbBiWO3高砷、硫的锡砂50-604-161-52-100.1-30.03-0.31-3高铅、铋的锡砂1号45-606-104-50.7-31-33-4.53-72号41-456-102-43-51.5-4  高铅的锡砂1号50-624-121-100.5-23.1-5.8＜0.1 2号64-664-60.20.3-0.52-4＜0.1 高钨的锡砂高白钨41-471-1.50.2-0.60.3-0.750.05-0.30.06-0.22.5-5高黑钨44-503-40.4-1.00.3-0.51.6-3.20.1-0.316-21