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。

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

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％。

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。

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。

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。

摘要  介绍了对广东河台金矿金精矿化尾渣铜归纳收回所采纳的技能改造办法，以及改造后所取得的经济技能目标。    关键词  金精矿  化尾渣  浮选  归纳收回    1.导言    广东河台金矿原矿为贫硫化物糜棱岩型含金矿石，其有价元素首要为金、银、铜。选厂原规划选矿流程为单一浮选金铜工艺。为完成就地产金，1998年底又建成日处理100t的金精矿化厂，形成了浮选—金精矿化提金工艺流程。该流程因受原浮选工艺出产规模的约束，金精矿化工艺的供矿量仅达50t/d，别的化尾渣中的有价铜矿藏不能得到归纳收回。    浮选金精矿中所含矿藏首要是以黄铜矿为主的原生矿藏及次生硫化铜矿藏，两种铜矿藏对化浸出影响不大。为此，决议选用金精矿化尾渣浮铜工艺进行铜和剩下金银矿藏的归纳收回。    2.化尾渣的物质组成    2.1  原矿性质    该矿矿石为贫硫化物糜棱岩型含金矿石，矿石中金属矿藏含量较低。首要金属矿藏有黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、天然金，共含有少数的闪锌矿、方铅矿和毒砂。金属矿藏含量约占矿石矿藏含量的2.27%。脉石矿藏以石英、绢云母为主，其次为方解石、长石等。    2.2  化尾渣分析    因本次工艺研讨的首要对象是化尾渣，因而对其进行了多元素分析和首要收回意图矿藏铜矿藏的物相分析，成果别离见表1、表2。表1 化尾渣多元素分析成果表元素CuFeSAl2O3SiO2CPbZnAu（g/t）Ag（g/t）WB/%2.515.3613.484.4245.60.650.310.232.6830表2  化尾渣铜矿藏物相分析成果物相称号Cu/氧化铜Cu/次生硫化铜Cu/原生硫化铜全铜WB/%0.0090.0560.1760.241W相对B/%3.7323.2473.02100[next]     3   工艺出产实践研讨    经过对化尾渣的矿石性质分析及小型实验研讨，决议选用浮选工艺收回浸渣中的铜矿藏及剩下金银矿藏，为此对现场原出产工艺中影响渣浮选的首要问题进行了分析研讨并采纳了相应的改造办法。    原出产工艺中浮选精矿化要求的磨矿细度为-0.037mm占90%，在此粒度条件下咱们对铜矿藏的单体解离状况进行了测定，测定成果如表3.表3  铜矿藏单体解离度测定成果铜矿藏存在状况单体铜矿藏铜矿藏与脉石连生铜矿藏与黄铁矿连生铜矿藏与磁黄铁矿连生脉石包裹铜矿藏算计W相对B/%48.626.41.57.216.3100     从表3能够看出，浸渣中铜矿藏的单体解离度不高，仅为48.6%，这将影响浮选铜精矿的档次。为此，要到达在满意铜精矿档次的前提下，最大极限进步收回率的意图，出产中要求必须加强磨矿作业的办理。采纳的首要办法为：下降旋流器给矿浓度，安稳其给矿量和给矿浓度，增大旋流器的作业压力，进步旋流器的分级功率，从而在现有条件下使磨矿细度到达-0.037mm占95%以上。严格操控浮选作业条件，以完成在保证铜精矿档次的前提下取得较高的收回率。    河台金矿对环保要求较高。前段化工艺的出产尾液施行零排放，置换贫液悉数回来洗刷作业，而原规划的收回体系长时间搁置，因而洗刷后的稠密机底流根含量仍较高，一般可达2~6×10-6。如此高的根浓度将对铜矿藏发生较强的抑制效果。为此决议选用以下计划消除其影响，首要选用厢式压滤机对化尾渣进行压滤，使其滤饼含水量不高于15%，然后参加滑水调浆至浓度27.5%，这样可使浮选的矿浆中根浓度大幅度下降，消除根对选铜作业的影响。一起参加CS药剂一方面进一步消除剩余根的影响，另一方面活化次生铜矿藏及部分氧化矿藏和连生体矿藏，以完成最大极限进步浮选作业收回率的意图。    原浮选精矿中浮选药剂含量较高，在化浸出前没有经过脱药处理，虽经过磨矿分级及洗刷作业，但渣中残留的浮选药剂仍严峻影响下段铜矿藏的收回。在出产中发生很多的泡沫，至使呈现目标无法操控及浮选作业严峻跑槽等问题，给选铜工艺带来困难。经过厢式压滤机的过滤，可大大消除残留药剂的影响。经过对选铜新药剂品种和用量的調整，使铜精矿档次和收回率得到较好的操控。    出产中选用的厢式压滤机为接连排矿。跟着前面化作业的动摇，使其每次排矿量及排矿距离时间都无法固定，而选铜的浮选出产一般对工艺参数要求较提升，因而要求给矿量及给矿浓度相对安稳，为此在浮铜作业前设置三段拌和作业。一段为调浆作业，以保证矿浆浓度为27%；二段为缓冲作业，以保证前段压滤距离期间能有满足的储矿量；三段为给矿作业，保证给入浮选作业的矿量及浓度均匀接连。    4.改造后的工艺流程、设备及作业条件依据现场工艺研讨终究断定的渣选铜工艺流程所选首要设备为压滤设备： XAZ120m2箱式主动压滤机：1#拌和槽：ф2500 x 2500mm机械式拌和槽;2#拌和槽: ф  2500 x 2500mm冲1500 x 1500mm机械拌和槽;3#拌和槽:似500 x 2500mm机械拌和槽;粗选:SF一4m3浮选机2台(原有);一次精选:SF一4m3浮选机2台(原有);二次精选:SF一4m3浮选机1台(原有);二次扫选:SF一4m3浮选机1台(原有);[next]    渣浮选作业条件:处理矿量50t/d;磨矿细度:-320目占95%;滤饼含水:不大于17%;矿浆流量:117L/min;调浆浓度:27%;粗选加药:黄药80留t,2号油60g/t;一扫加药:黄药40 g/t,2号油30 g/t;二扫加药:黄药20 g/t,2号油20 g/t ; CS用量:200 g/t。    5 出产工艺目标及技能经济分析    5.1 出产工艺目标    经过4个月的出产运转，所取得的首要技能目标见表4.表4  化尾渣浮选工艺目标原矿累计铜档次/%尾矿累计铜档次/%精矿累计铜档次/%收回率/%4.140.5518.87/%     5.2  经济技能目标    1)产量核算。处理矿量按50t/d计，年作业天数按300d计，渣铜档次按4%计，归纳收回率按85%计，铜精矿档次按18%计，铜价格按其时价格11 500元/t计，年产含量铜510t，含量铜供应收入为586.5万元。    别的化验铜精矿中金档次为6岁t，精矿中金计价40元/g，则含量金供应总收人为68万元。年总收人为654.5万元。   (2)年总本钱核算。年总本钱包含出产本钱和供应本钱。其间，出产本钱包含电耗、药耗、人工及材料耗费，其年总额为65.02万元。供应本钱包含人工费、运费，年总额为85万元，两项算计总本钱为150.02万元。   (3)税金按供应收人的12%计，则总额为70.38万元(不包含含量金部分)。   (4)年供应铜精矿赢利为434.1万元。    6 结语    经过对广东高要河台金矿现场工艺和矿石物质组成的全面研讨，选用浮选工艺归纳收回金精矿化尾渣中的铜及剩金，对现场的工艺施行改造，使其渣收回铜浮选厂投产一次成功，完成了归纳收回的意图，给厂商带来较明显的经济效益。渣收回铜不管在技能和经济上都是合理可行的，因而，能够为相似矿石的尾矿收回供给很好的学习效果。

进步白钨精矿质量的工艺研讨及出产实践   过建光   吕纯洁      摘要：“九五期间”，北京矿冶研讨总院和广州有色金属研讨院研发的选钨新工艺CF法和GY法用于柿竹园多金属矿钨浮选已获得打破性发展，但近年来出产矿石含硫常高于规划档次（原规划矿石硫档次仅0.5%～0.7%，现常到达1%～2%），现有硫化矿浮选体系已不彻底习惯，致使白钨精矿含硫超支，本研讨选用BLR+松醇油进行反浮选脱硫的办法，可使白钨精矿中的硫操控在0.3%～0.5%，很好的处理了出产中白钨精矿含硫超支的问题。    关键词：白钨精矿；脱硫；反浮选         “九五”期间研发的浮钨新工艺CF法和GY法在我矿进行试出产以来，获得了令人满意的作用，尤其是钨的选矿收回率上了一个台阶，使柿竹园矿的钨收回率由传统的56%上升到67%以上，获得了历史性的打破，现柿竹园矿1000t/d选矿厂选用GY法浮选钨矿藏。    柿竹园选矿厂处理的原矿属高中温热液矽卡岩矿床的Ⅲ矿带富矿体，矿石中的首要有用矿藏有白钨矿、黑钨矿、辉钼矿、辉铋矿、萤石和磁铁矿，脉石矿藏有黄铁矿、磁黄铁矿、方解石、石榴子石、辉石和绿泥石等，它们散布粗细不均，含量各不相同，全体嵌布粒度较细，原矿中硫含量大大超越规划的硫档次，有时乃至高达2%，这部分硫中以磁黄铁矿占相当大的份额。因为选钨新工艺中矿浆碱度下降，含硫矿藏未受到激烈按捺，致使骨干流程中硫化矿体系铋硫混浮作业硫很难收回洁净，终究使白钨精矿杂质硫的含量居高不下，影响了该产品的供应和经济效益。为此，我厂技术人员对GY法浮钨酸浸前后的白钨精矿取样进行了体系研讨，实验标明，酸浸前白钨精矿中钨很难消泡及操控钨的上浮，而酸浸后脱硫作用较好。   1  试样及药剂      本次试样一次性从拌和桶里充沛拌和均匀和酸浸后白钨精矿中获得，白钨精矿档次65.35%，含硫1.44%，实验所用药剂有CuSO4、BLR、水玻璃、Na2S、丁基黄药和松醇油，均为出产现场所用工业品，补加水为现场的出产用水。   2  浮选实验及成果   2.1 准则流程    本着浮少抑多的准则，本实验选用反浮选工艺，断定浮选计划时首要考虑硫的活化和尽可能削减白钨id丢失，因而，选用白钨精矿酸浸脱药后浮硫工艺。为简化流程，本实验各计划均选用一次开路浮硫，意图是不增加过多的动力设备，实验中对各药剂组合及pH值进行恰当调整。 2.2 实验计划及成果    针对白钨精矿活化脱硫和怎么下降脱硫时白钨精矿的丢失，进行了多种计划的实验研讨，实验中考虑了各种药剂的归纳作用，各计划的实验条件和浮选成果见表1。   表1  各计划的实验条件和脱硫浮选成果/%计划药剂及用量(g·t-1)精矿 产率精矿档次尾矿档次收回率WO3SWO3SWO3S一 二     三     四     五     六     七未加药 Na2S CuSO4 丁基黄药 CuSO4 丁基黄药 pH8 Na2S 丁基黄药 pH8 Na2S 丁基黄药 pH8 CuSO4 丁基黄药 pH8.5 pH6 松醇油pH6 1600 1600 20 1500 20   1500 20   2000 20   1000 20     104.50 6.00     7.26     6.01     7.36     4.64     3.0050.71 39.50     50.66     23.83     19.28     25.07     18.4720.55 17.12     15.24     16.45     14.28     20.55     31.7966.04 67.00     66.50     68.00     69.01     67.32     66.800.54 0.42     0.36     0.48     0.42     0.51     0.313.49 3.63     5.63     2.19     2.17     1.78     0.8464.20 72.24     76.82     68.67     72.98     66.22     76.62   从表1成果看出，酸浸后的白钨精矿只需加少数的松醇油就能够到达很好的脱硫作用，这说明硫在白钨精矿酸浸已受到了活化，不需要加硫酸铜活化和诱导，相反硫酸铜和的增加会使硫精矿产率增大，加大白钨的丢失，因而脱硫的关键是操控硫精矿中白钨的含量，为了操控白钨上浮量和进一步进步硫作用，保证在工业出产中使白钨丢失降至最少和白钨精矿含硫在0.5%以下，选用水玻璃和BLR作调整剂进行脱硫实验，松醇油的用量为10g/t，浮选成果见表2。表2中的调整剂用量为条件实验的最佳用量。   表2  调整剂脱硫浮选实验成果/%调整剂及用量/(g·t-1)产率精矿档次尾矿档次收回率WO3SWO3SWO3S水玻璃 BLR2000 2003.50 3.0038.61 16.5929.56 38.3066.32 68.410.42 0.302.07 0.7471.85 89.90    从表2成果能够看出，增加BLR有利于下降硫精矿中白钨矿的含量，明显改进脱硫作用，其作用大大优于水玻璃调整剂。从浮选进程看，加BLR后，硫浮选进程更安稳，硫浮游速度更快，故终究选用BLR加松醇油的脱硫工艺。   3  出产实践      依据小型实验成果，结合我厂现场出产状况，选用了既简略又经济的BLR加松醇油脱硫工艺进行现场试出产。试出产选用两连槽5A浮选机开路浮选。经过一个月试出产，出合格白钨精矿150t，杂质硫的含量为0.2%～0.5%。处理了现场白钨精矿含硫超支的问题，该工艺现已转入工业出产，获得了杰出的经济效益。在采纳本工艺曾经，白钨精矿杂质含硫平均为1.1%，白钨精矿合格率仅为20%，采纳本工艺今后，白钨精矿杂质含硫平均为0.4%，白钨精矿合格率到达100%，每吨白钨精矿净增价值1500元，可年增经济效益100万元。   4  结语      经过实验室和现场出产实践，选用BLR和松醇油进行白钨精矿反浮选脱硫工艺简略合理，基本处理了白钨精矿含硫超支的问题，在技术上是对柿竹园高硫原矿下CF法及GY法选钨新工艺的进一步完善，经济效益明显。

铜精矿的密度&nbsp;&nbsp;&nbsp; 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。序号 材料名称 密度(g/cm3) 备注1 钢材 7.85&nbsp;&nbsp;2 碳钢 7.85&nbsp;&nbsp;3 工业纯铁 7.87&nbsp;&nbsp;4 不锈钢 7.9&nbsp;&nbsp;5 合金钢/镍铬钢 7.9&nbsp;&nbsp;6 高速钢 8.3-8.7 含钨9%-18%7 黄铜 8.4-8.85&nbsp;&nbsp;8 铸造黄铜 8.62&nbsp;&nbsp;9 锡青铜 8.7-8.9&nbsp;&nbsp;10 镍铜合金 8.8&nbsp;&nbsp;更多铜精矿的密度信息请详见上海 有色金属 网&nbsp;

含钼大于57%的钼精矿（含MoS2大于95%）首要使用于化工行业，国内外常用湿法冶金提纯，不只本钱高，并且污染环境。金堆城钼业集团有限公司（下称金钼集团）卅亩地选矿厂出产的钼精矿档次已到达52%以上，处于国内领先水平，但与世界商场上档次为54%的钼精矿比较，还有必定的距离。别的，该公司加工二硫化钼粉需求档次为56%的钼精矿，而原有浮选工艺不能满意出产需求，致使二硫化钼产量受限。为了进步金钼集团甚至我国钼选矿技能水平和钼产品竞争能力，进行了用浮选法出产钼档次为57%的钼精矿的工艺研讨与工业出产。       一、工艺矿藏学研讨       （一）矿石性质       金堆城钼矿矿石类型分为花钢斑岩型、角页岩化型、黑云母化型、石英岩化型及绿泥石化型，矿石中金属矿藏首要有辉钼矿、黄铁矿、黄铜矿、磁铁矿，非金属矿藏首要有长石、石英、云母等。矿石多元素分析效果（%）为：Mo 0.135，Cu  0.038，Pb  0.004，S  3.06， TFe  6.56， SiO2  58.53，CaO  2.89，MoO3  0.005， P2O5  0.25， TiO2  0.87，CaF2  1.16，Al2O3  11.98。       辉钼矿首要以鳞片状、片状、板条状赋存于各种矿脉中，与石英、长石、白云母、黄铁矿、黄铜矿关系密切，首要散布在－0.592mm粒级，属细粒嵌布。其嵌布粒度在花岗斑岩中最粗，在角页岩化、绢云母化和绿泥石化安山玢岩中较粗，在黑云母化安山玢岩中最细。欲取得高档次的钼精矿，有必要使辉钼矿充沛单体解离，一起又不能过磨。       （二）原出产钼精矿藏理化学性质分析       1、钼精矿多元素分析       钼精矿多元素分析效果见表1。   表1  原出产钼精矿多元素分析效果元素MoSiO2CuPbCaOPAsTFe质量分数51.895.040.0580.0300.5000.010＜0.011.23       由表1看出，原出产钼精矿中首要杂质化学成分为SiO2和铁。SiO2由石英和硅酸盐带入，铁首要由黄铁矿和黄铜矿带入。别的，CaO含量也比较高。要使这些杂质矿藏与辉钼矿有用别离，有必要增加有用的调整剂。因而，运用有用按捺剂完成辉钼矿与杂质有用别离是该研讨的技能难点之一。       2、原出产钼精矿粒度组成及单体解离情况       钼精矿粒度组成及单体解离情况见表2。   表2  钼精矿粒度组成及单体解离情况粒级/μm产率档次金属散布率补白＋74 －74＋48 －48＋40 －40＋38 －38 合 计2.38 16.54 4.46 5.94 70.68 100.051.84 50.67 50.30 49.27 52.05 51.892.39 16.25 4.35 5.68 71.33 100.0单体解离度为96.30%       由表2看出，原出产钼精矿的细度为－38μm占70.68%，粒度比较细。但钼精矿档次比较低，其间－38μm粒级的档次仅占52.05%，阐明矿粒表面被剩余药剂和矿泥污染，选别过程中还存在机械搀杂现象，这是影响钼精矿档次的首要原因。因而，选用新的再磨或擦拭工艺，磨剥清洗掉矿粒表面吸附的油药和污染物，翻开泡沫聚团，是进步钼精矿档次的技能难点之二。       别的，原出产钼精矿的单体解离度虽然已到达96.30%，但从＋38μ各粒级的钼档次均显着低于－38μm粒级来看，有必要对再磨工艺进行研讨，使＋38μm粒级的连生体进一步单体解离。       二、原精选工艺改善研讨       通过深化体系的实验研讨，对卅亩地选矿厂原精选工艺进行了一系列改造，首要有：（1）对粗精矿再增加一次精选，甩掉很多的微细粒矿泥，进步粗精矿档次至12%～13%；（2）榜首段再磨方位断定在低档次粗精矿进行一次精选之后，磨矿细度为－38μm80%；（3）第二段再磨与榜首段再磨之距离3次浮选作业，磨矿细度为－38μm85%。通过以上改善，使有用矿藏充沛单体解离，流程结构愈加合理，工艺条件愈加优化。       三、深度精选工艺研讨       （一）实验计划的断定       对原精选工艺改善后，可以出产出档次为57%的钼精矿，但产率仅为5%～6%，回收率低，金属丢失严峻。为了确保回收率，对现场出产出的钼精矿进行了深度精选工艺研讨，拟将钼精矿再浮选，分选出两种产品，一种是档次为57%的钼精矿，另一种是普通钼精矿。依据钼精矿粒度组成及首要杂质赋存情况，断定实验计划如下：（1）选用再磨和擦拭工艺，使细粒连生体进一步单体解离，擦拭矿粒表面，削减机械搀杂；（2）增加水玻璃按捺石英及硅酸盐矿藏；（3）用调理浮选矿将pH值，按捺黄铁矿；（4）增加TGA、P－Nokes按捺黄铜矿，方铅矿等硫化矿藏。       （二）首要工艺条件实验       1、药剂用量实验       依据前期实验研讨效果，断定TGA和P－Nokes的用量为700kg/t（按钼精矿计）。经实验研讨，断定水玻离和的用量为10kg/t。       2、再磨细度实验       研讨效果标明，钼精矿若不进行再磨而直接选别，因为油药对矿粒表面的严峻污染，以及辉钼矿单体解离粒度较低一级原因，钼精矿档次难以大起伏进步。当再磨细度到达－38μm88%时，精矿档次显着进步，但细度再进步将导致精矿产率下降，这与微细粒泥化，选别效果变差有关。归纳考虑，钼精矿再磨细度断定为－38μm90%左右。       3、擦拭实验       据材料介绍，擦拭首要是铲除矿藏表面的污染物，翻开微细粒聚团，还有必定的磨剥效果，然后康复矿藏表面原本的物理化学性质，进步分选功率。实验效果标明，擦拭后浮选，钼精矿档次可进步1%～2%。因而，擦拭技能可用于钼的精选作业中。擦拭方位与再磨距离2～3次选别作业较为合理。       4、浮选浓度实验       实验标明，浮选浓度对精矿档次有显着影响。浮选浓度越小，精矿档次越高，但产率越低，反之亦然。阐明浓度越大，杂质随泡沫机械搀杂愈严峻。归纳分析，断定适合的浮选浓度为12%左右。       （三）流程结构实验       首要流程计划有三：一段再磨；两段再磨；一段再磨、一段擦拭。实验效果为：一段再磨精矿产率较大，但档次较低，难以确保高品质钼精矿的安稳出产，故不宜选用；两段再磨精矿档次虽高，但产率较小；一段再磨、一段擦拭流程效果最好，不光精矿档次高，并且精矿产率也大。因而断定选用一段再磨、一段擦拭、一次粗选、五次精选的工艺流程。       （四）闭路实验       依据研讨断定最佳工艺条件，进行了闭路实验。实验流程为一段再磨、一段擦拭、一次粗选、五次精选。实验效果为，高品质钼精矿档次可达58.14%，产率为51.60%，尾矿档次为45.26%，可作为普通钼精矿产出。       四、精选浮选机结构及参数研讨       浮选技能经济目标的好坏，与所用浮选机的功能密切相关。为了寻求适合于钼精选的浮选机，体系地进行了精选浮选机结构、参数、类型等实验研讨。研讨效果标明，射流浮选机可减轻微细粒脉石的机械搀杂，进步精矿档次，但运转情况受给矿动摇的影响较大，在现场操作不易控制，目标不安稳；JF－1.5型精选浮选机也能使精矿档次有必定程度的进步，但运转过程中，泡沫喷淋设备很难正常运转，又因为精选泡沫较黏、流动性差，泡沫自溢式不可行；BF型浮选机经改善后，其功能优越，进步精选档次起伏相对较大，操作便利、运转安稳，但动力耗费和一次性投入较大；WCF浮选柱进步档次也较为显着，运转情况较射流浮选机安稳，但操作不便利，目标动摇较大。归纳分析比较，BF型浮选机为最佳机型。       五、工艺规划       （一）规划思路       1、改造原精选工艺，使用深度精选工艺。精选作业精矿档次到达54%左右，深度精选作业确保高品质钼精矿档次57%以上。       2、工艺具有灵敏性。正常只开精选作业，需求57%以上档次的产品时，开动深度精选作业。       3、工艺上采纳增加粗精矿浓缩脱药，调整再磨方位，增加水玻璃和，调整作业浓度和浮选时刻的办法。       4、浮选机选用BF型自吸式浮选机。       （二）规划工艺流程       依据实验研讨，结合卅亩地选矿厂原精选工艺情况，规划精选工艺流程为：粗精矿进入稠密机浓缩脱药，稠密机底流经Ⅰ段再磨、三次精选、Ⅱ段再磨、六次精选，得到档次为54%的钼精矿。为了得到高档次低含杂的钼精矿，再对精选泡沫进行强浮选，通过浓缩脱药、一段再磨、一次粗选、五次精选，得到含钼≥57%、SiO2＜2.5%的高品质钼精矿。       规划工艺技能目标见表3。   表3  规划目标作 业产 物产 率品 位回收率精 选粗精选 精  矿 精尾矿 原  矿2.314 0.208 2.106 100.05.00 54.00 0.154 0.13089.00 86.50 2.50 100.0深度精选高品质钼精矿 低品质钼精矿 原  矿50.00 50.00 100.057.00 49.00 53.0053.77 46.23 100.0       六、工业出产实践       （一）精选段目标比照       1999年10月，57%钼精矿技能效果使用于卅亩地选矿厂。五年多的出产实践标明，粗精矿档次到达6.40%，较改造前进步了2.41%，粗选回收率到达88.94%，进步了0.26%；精选段钼精矿档次到达53.39%，进步了1.45%；精选回收率到达98.18%，进步了2.60%。选钼理论回收率到达87.31%，进步了2.55%。改造前后目标比照见表4。     表4  改造前后精选体系出产目标比照阶段原矿档次粗精矿 档次精矿档次粗选 回收率精选 回收率理论 回收率年度改造前0.135 0.143 0.1513.99 4.20 6.2551.94 53.20 53.3688.68 88.82 88.7995.58 97.63 98.4384.76 86.71 87.401999 2000 2001改造后0.145 0.142 0.1386.64 7.23 7.6553.54 53.31 53.5388.83 88.98 89.2698.38 98.29 98.1487.39 87.46 87.602002 2003 2004改造后均匀0.1436.4053.3988.9498.1887.31 增幅 ＋2.41＋1.45＋0.26＋2.60＋2.55        （二）深度精选工艺使用效果       经屡次流程调查，深度精选工艺研讨规划合理，技能目标安稳。在不影响回收率的条件下，高品质钼精矿档次达57.52%，SiO2含量小于2.0%，产率为51.14%，回收率为53.82%，到达并超过了规划目标（见表5）。57%钼精矿质量目标见表6。   表5  深度精选工艺出产目标产品产率档次回收率规划实践规划实践规划实践高档次钼精矿 低档次钼精矿 当选钼精矿50.00 50.00 100.051.14 48.86 100.0057.00 49.00 53.0057.52 48.29 53.1853.77 46.23 100.053.82 46.18 100.0   表6  57%钼精矿质量目标  元素MoSiO2CaOCuPbTFe质量分数57.451.430.240.0390.0350.43       深度精选工艺的成功使用，创始了用浮选法出产57%的钼精矿的先例，标志着金钼集团选矿技能和产品质量到达了世界先进水平。金钼集团可以依据商场需求，合理调整产品份额，灵敏安排工业出产，为后续加工业供给优质质料，然后提升了钼产业链技能水平和钼产品技能含量，坚持厂商继续健康发展。       七、技能经济分析       （一）技能水平分析       钼选矿技能，就世界而言，美国、加拿大最为选进。其特色是矿山规划大，工艺设备先进，自动控制水平高，选矿回收率和产品质量高。国内外同类矿山选矿工艺和首要出产目标比较见表7。       从表7可以看出，国外钼原矿档次遍及较高，钼矿藏嵌布粒度粗，简单单体解离，有利于选别并取得好的技能目标。钼精选工艺，国外大多为再磨段数多，精选次数少。比较之下，国外大多为再磨段数多，精选次数少。比较之下，金钼集团卅亩地选矿厂改造后的精选工艺只要两段再磨，在原矿档次较低的情况下，钼精矿档次即到达53%以上，精选回收率达98.18%，到达世界先进水平。57%钼精矿国内外常用湿法冶金提纯，用浮选法工业化出产出57%的钼精矿，国内外未有成功先例。所以，该研讨为国钠外创始，其技能水平到达世界先进水平。   表7  国内外首要钼选矿厂出产目标比较国家矿山原矿钼精矿钼精选工艺特色档次磨矿细度 －74μm档次精选 回收率美 国克荚 麦克斯0.17040～455498粗精矿浓缩脱药，三段再磨（砾），一次擦拭，五次精选，一、二次精选各有一次扫选粗精矿浓缩脱药，三段再磨（砾），四次精选，一、二、四次精选各有一次扫选三段再磨，五次精选一段再磨，八次精选，一次精粗选，两次扫选。深度精选体系：一段再磨，一次粗选，五次精选美 国享德森0.300435497.5加拿大恩达科0.09040～425498中 国 JDC百花岭0.13255～605298.08卅亩地0.13255～605798.18       （二）经济效益分析       研讨使用后，精选体系因钼精矿质量和回收率的进步，取得了明显的经济较益；深度精选工艺用浮选出产出57%钼精矿，出产本钱较湿法冶金有所下降（深度精选出产本钱为700元/t精矿，酸浸工艺出产本钱为1000元/t精矿），产品质量到达二硫化钼出产需求，为二硫化钼酸浸工艺削减用量奠定了根底。经核算，因钼精矿质量进步，二硫化钼出产本钱下降近10000元/t。效果使用以来，各年度发生的经济效益计算效果见表8。   表8  经济效益计算效果年度新增产量新增赢利二硫化钼节省本钱新增税金新增利税之和2000年 2001年 2002年 2003年 2004年 合  计 年均匀982 1241 1745 2288 6120 12376 2475634 857 1129 1480 3957 8057 1611162 478 560 562 945 2707 542234 296 416 545 1459 2950 5901030 1631 2105 2587 6361 13714 2743       （三）社会效益分析       57%钼精矿工业化出产，进步了我国钼选矿技能水平，增加了我国在钼产品上的优势种类和产品竞争力，提升了我国钼产品在世界上的名誉；其次为同类矿山工艺研讨和技能改造供给和供鉴；一起为金钼集团出产二破化钼粉和焙烧“60”氧化钼供给了优质质料，然后出产出附加值更高的钼化工和钼深加工产品，对金钼集团统领国内钼商场、赶超世界选钼水平具有重要的现实意义。       八、定论       （一）通过一系列研讨，对卅亩地选矿厂原精选工艺进行了成功改造，取得了明显的经济效益。       （二）将深度浮选工艺直接设置于精选之后，选用惯例药剂、单一浮选法，把钼精矿吕位从52%进步到57%，且不影响回收率，为出产二硫化钼粉供给了优质质料，技能水平和产品质量到达世界先进水平，对推进我国钼选矿技能进步起到了活跃的效果。       （三）擦拭可以清洗矿藏表面的污染物，翻开泡沫聚会，康复矿藏新鲜表面，进步选别效果。       （四）选用TGA、P－Nokes、水玻璃等组合按捺剂，可解决钼与铜、铅、硅等的别离问题，下降钼精矿中的杂质含量。       （五）BF高效浮选机，具有杰出的浮选动力学特性，可以构成安稳、厚度适合的泡沫层，强化了二次富集效果，为取得高品质钼精矿和进步精选回收率供给了重要确保。       （六）通过技能创新，用浮选法出产含钼大于57%的钼精矿，为国内外创始，到达世界先进水平。

铜精矿的 价格国际铜业研究组织（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。　　在10月9日，该组织在一份声明中称，2009年全球精炼铜 市场 预期供应过剩370,000吨左右，因需求疲软盖过 产量 减少影响。对于2010年，初步预计矿山 产量 增加6.7％（110万吨）至1690万吨，因新项目开发、产能加速增长且生产限制减少。该组织预期2009年全球精炼铜 产量 减少0.8％至1810万吨，2010年增加0.7％至1820万吨左右。ICSG预计，而2009年和2010年精矿短缺将限制精炼铜 产量 增加。2011年，预计铜市更加接近于供需平衡，因经济活跃程度上升预计将引领终端用户 市场 的消费量增加，而精炼铜 产量 预期温和上升。　我国最大三家铜矿企业储量分别是江西铜业1506万吨，云南铜业294万吨，铜陵 有色 110万吨。资源是铜 行业 最大的价值。江西铜业70％以上的利润是来自矿产，江铜电解铜产能80万吨，铜精矿只能供应17万吨，也就是说资源自给率只有20％，江铜开采成本22000元/吨，而售价4万多/吨，可以看出自有资源能够带来丰厚的利润。　　按照资源价值进行估值，江铜1506万吨储量，对应1400亿元左右市值；云铜储量294万吨，对应市值400亿元左右，铜陵 有色 储量110万吨，对应市值300亿元。以目前 市场 对铜矿普遍估值来看，大约100万吨铜储量能对应100亿元市值。虽然这还跟矿的品位有关，但中铁铜矿业务品位在其中算好的。按照这种测算方式，中铁415万吨铜储量对应400亿元的保守估值。　现在的用量,大概在400万到500万吨，差额还是很大的，需要靠进口铜或进口铜精矿来解决。　　进口铜精矿跟进口铜有些差别，进口铜亏损就没人进了，进口精矿呢，这些都是国企，盲目上马了那么多产能，不可能停下来的，亏损他们也会进，同时用自产矿的利润弥补一些亏损，对于没有自产矿的冶炼厂来说日子就比较难过了。所以冶炼厂卖 现货 就会惜售，并有可能减少一些后续的精矿加工。中国铜网铜精矿最新 价格行情　　　　品名　　　　规格　　　产地　　　交货地　　　 价格 　(元/吨)　　　　　　　涨跌　　　铜精矿　　　２０%　　　外蒙　　　西安　　　４３７００-４３９００　　　-８００　　　铜精矿　　　３５%　　　陕西　　　西安　　　４５７００-４５８００　　　-８００更多铜精矿的 价格 信息请详见上海 有色金属 网

铜精矿的 价格 ,随着上海铜价的上扬，国内铜精矿 价格 小幅拉涨。品名规格产地 /牌号交易 地价格(元/吨)涨跌备注铜精矿20%-23%江西上饶46260-46610-金属 吨铜精矿19%湖南郴州43350-43750-金属 吨铜精矿25%蒙古沈阳44470-44800-金属 吨铜精矿20%丹东丹东44425-44725-金属 吨铜精矿18-25%云南红河昆明43725-44175-金属 吨铜精矿

本周锌精矿的价格窄幅震荡.2010年受西方精锌冶炼厂开工率逐步提高,全球精矿供应也日渐趋紧,特别是5-6月份随着锌精矿的价格的大幅走低,中国进口 锌精矿的 加工费一度下跌至100美元/吨以下.沪锌1010合约在15500元一带遇到较强阻力，三次冲击15500均未能突破，上涨动能不足；但KD指标、MACD指标显示其仍处于多头行情中，下方有多条均线支撑，短期内不轻易跌破。下周公布的经济数据，虽不如一季度抢眼，但预计也不会与市场预期相差太远，不会给锌精矿的价格带来很大的下跌动力；另一方面，上证指数虽处于上升趋势中，但快到的30日均线处压力也不小，会给锌精矿的价格的上升带来负面影响。综合来看，下周锌精矿的价格大幅下跌的可能性不大，但因缺乏上涨动力也难以大涨，更可能是在震荡中小幅上升至15800一带。操作上宜日内短线操作，依托5日均线逢低做多，如意外拉升至16500一带可轻仓放空。继10号海关公布进出口数据和11号央行公布金融数据后，下周四15日国家统计局公布的6月及二季度国民经济运行数据将成为市场关注的焦点。此外，下周美国一些大型公司也将披露其上半年业绩，预计也将对伦敦锌市造成一定影响。观察近期锌精矿的价格的表现可以发现，不仅在趋势上锌精矿的价格走势受上证指数影响，就连日内上证指数也对锌精矿的价格起明显的引领作用。&nbsp;

（一）精矿粉成球的机理    颗粒极细的精矿粉，被水润湿到合适的程度，在外力的作用下，会聚集成为一定大小的球。成球过程大致可分为三个步骤：精矿粉成核是成球的第一步。矿粉颗粒被水润湿，首先在其表面形成薄膜水，见图1(a);若进一步润湿，并且被润湿的颗粒有机会相接触，在触点处形成毛细水，靠毛细管的作用力，使两个或较多的颗粒连系起来，形成小球，见图1(b)和(c)，继续增加水，以并在机械力的作用下，小球内部颗粒重新排列，进一步密集，形成比较坚实稳定的小球，见图1(d)，一般称之为母球。母球的形成过程，即精矿粉的成核过程。母球仍然是多孔的，它内部包含有固体、液体和气体三个相，它的稳定性取决于矿粉的粒度和粒度组成，以及颗粒的形状和亲水性。    生球长大，是成球的第二步。母球在滚动过程中，彼此碰撞，使得内部颗粒之间毛细管形状发生变化，颗粒排列密集，毛细管收缩，蜂窝状毛细水变为饱和毛细水，一部分水被挤到母球表面上来，这时母球可以三种机理长大。母球水分较高，而且塑性较好，它们互相结合在一起，使生球迅速长大，见图2(a)。被称做聚结机理；在工业生产中如果将一大批湿料倾入造球机中，或者精矿粉粒度极细，亲水性极强，母球多靠聚结机理长大，在生产中将湿料均匀不断地加进造球机，表面含水较高的母球，在滚动中遇到矿粉，便将矿粉粘在表层，小球互相碰撞，将新粘上的一层湿矿粉压紧，毛细管中的水，被挤到表面上来，又可粘结新的一层矿粉，如果水分不足，可以向小球表面洒水，如此返复，使母球长大，见图2(b)，被称做成层机理；此外小球在造球机中运动，总有少数球由于强度不够，水分较低等原因，发生破损及开裂，产生的碎片，粘附在另一个球上，见图2(c)，被称做磨剥转移机理。总之由细粒精矿到生成母球，再到具有一定尺寸的生球，其成长机理，不外以上三种。至于以哪一种机理为主，则取决于原料的性质和造球工艺条件。    当母球长大到要求的尺寸，应当停止补充加水润湿，使生球在造球机内滚动一定时间，由于相互碰撞的结果，使生球内部颗粒排列得更加紧密，为成球的第三步。生球滚动过程中机械力的作用会使内部颗粒发生选择性的按最大接触面排列，颗粒相互靠近，毛细管直径缩小，甚至可以达到颗粒表面薄膜水层相互连接。在这种情况下，颗粒之间的分子作用力，毛细管作用力以及摩擦阻力综合作用，使生球具有很高的机械强度。以上所述生球成长的三个步骤，在生产中实际同时发生于同一造球机中。[next]   （二）影响精矿成球的因素    影响精矿成球的因素很多，概括起来，可分为两类，一是原料的自然性质，二是造球工艺条件。    (1)原料的自然性质。造球原料的自然性质中，以颗粒表面的亲水性、颗粒形状，对其成球性影响最大。颗粒表面亲水性愈高，固相与液相界面的接触角愈小，颗粒容易被水润湿，薄膜水和毛细水含量高，毛细水的迁移速度也高，从而成球性好。根据测定的结果，铁矿粉和造球常用的添加剂的最大分子水和毛细水的含量。    细磨物料的成球性可以用成球性指数表示，见公式(1)    式中  Wƒ———最大分子水含量，%；          Wm———毛细水含最，%。    K=0.20～0.35  物料属弱成球性，    K=0.35～0.60  物料属中成球性，    K=0.60～0.80  物料属良成球性，    K＞0。80      物料属优成球性。    铁矿粉的成球性以褐铁矿最好，磁铁矿最差。除它们的亲水性不同外，颗粒的形状也有关系，如褐铁矿颗粒呈针状、片状，比表面积大，而且疏松多孔，所以其湿容量大，成球性好。   （2）原料的粒度与粒度组成。原料的粒度和粒度组成，对于其成球性影响很大。粒度小，比表面积大，成球性好。原料具有合适的粒度组成，可使颗粒排列紧密，毛细管平均直径缩小，颗粒之间的结合力增大。各种原料都有其适宜的造球粒度，例如造球用的磁铁矿，其粒度上限不应大于0.2mm,而-200网目的粒级应占80%以上。国外有些球团矿厂，为了使原料的粒度达到要求，对铁精矿再度磨细。    原料中微细粒级(-0.01mm)的含量，对其成球性有重要影响，它填充在较大颗粒之间的空隙中，使颗粒之间的毛细管直径缩小。而且增加颗粒问的靡擦阻力。当然并非粒度愈细愈好，因为磨矿耗费大量电能，过细会导致生产成本升高。况且粒度愈细，毛细管直径愈小，水在颗粒间的迁移速度下降，从而使成球速度降低。    (3)原料的水份。原料含水份多少，对于成球影响很大。对于不同的原料，生球有不同的适宜水份。例如用磁铁矿精矿造成的生球，一般含水份8～10%,此时生球的成球率高，强度也好。在正常生产条件下，经常维持原料含水份略低于生球的适宜水份，为造球时补加水份留有余地。    若原料含水过低，虽然在造球时可以洒水补充，但成球速度慢，生产率降低，而且往往由于洒水不均匀，使生球脆弱。    原料含水过高，给造球带来极大困难，使生球粒度不均匀，互相粘结、形成大块。在这种情况下，必须将原料预先干烘，降低其中水份。    造球时，原料适宜水份波动范围因原料的不同而异。例如磁铁矿精矿造球，对于水份的波动最为敏感，所以对于不同的原料，适宜的水份应当用实验方法确定。[next]    (4)添加物的影响。在造球原料中配加某些添加物，可以改善物料的成球性。常用的添加剂有皂土、消石灰、石灰石等。它们的亲水性和成球性指数，均优于铁矿粉。    皂土是造球常用的添加剂。它能改善精矿粉的成球性，提高生球的强度，更重要的是它能提高生球的爆裂温度。一般球团矿配料中加0.6～1.2%皂土，便有明显的作用。    皂土又名膨润土，它的主要矿物是蒙脱石，其化学结构式为:Al2(Si4O10)(OH)2,含Al2O328.3%、SiO266.7%,属于羟基组分的H2O5%.蒙脱石是一种呈层状结构的铝硅酸盐，由硅氧四面体和铝氧八面体平行链结，组成单位晶胞，见图3垂直叠置，呈层状结构。    蒙脱石晶体内部常发生不等价阳离子的同晶置换。在硅氧四面体中,Si+4可以被Al+3代替，在铝氧八面体中Al+3可被Fe+2、Mg+2置换，因而使结构带有负电荷。    蒙脱石常带负电荷，它能够吸附阳离子，自然界中常被它吸附的有Ca+2、Mg+2、Na+和K+等。吸附Ca+2为主的称做钙基膨润土，吸附Na+为主的叫做钠基膨润土。蒙脱石吸附的这些阳离子，可以按以下的原则相互交换。    介质中浓度高的阳离子，可以交换浓度低的阳离子；    介质浓度相同时，高价阳离子能交换低价阳离子；    介质浓度以及阳离子价相同时，离子半径大者，能交换半径小者。    基于上述原则，在实际生产中，可以根据需要，将膨润土改型。例如可以使钙基膨润土改为钠基膨润土。    蒙脱石有很强的吸水能力。除了象一般固态矿物表面吸附水分子以外，还有大量的层间内表面吸附水。钙基膨润土随着吸水量增加，晶层间距扩大，但达到21.4Ao便不能再增加，钠基膨润土可以继续吸水膨胀，甚至呈分离状态，所以钠基膨润土在造球中的作用更为明显。    消石灰是生产熔剂性球团矿时常用的添加剂，其化学分子式为Ca(OH)2.。它由生石灰(CaO为主)遇水消化而生成，比表面积大。消石灰的颗粒表面带负电荷，而水分子有偶极性，所以它可以吸附水分子，周围仍呈负电性。它有很强的亲水性和天然的粘结力，从而改善物料的成球性。不过消石灰的比重小，配加量不宜过多，否则按体积计，它在物料中占的比例过大，使毛细水迁移速度降低，影响成球速度。此外在大规模工业生产中，难以做到生石灰消化充分同时又保持其水份稳定而不结成大块，故多改用石灰石粉。    石灰石粉的主要成分为CaCO3。细磨石灰石粉的亲水性和粘结力虽然不及消石灰，但是它的颗粒表面粗糙，亲水性较磁铁矿粉好，所以配料中加入细磨的石灰石粉，对于造球性的改善有帮助。    近几年来世界各国都开始研究有机添加剂，用以代替皂土。因为皂土虽然能有效地改善物料的成球性，但是含SiO2高达60%以上，会降低球团矿的含铁品位，增加冶炼时的渣量，此外皂土还带来高炉最不希望的碱金属。目前已用于工业生产的有机添加剂为荷兰公司制造的佩利多(PERIDUR)XC-3,只要配加0.5%,便可显示出效果。经济效果与加皂土相似，但它不会带来SiO2,而这一点对于生产直接还原用的球团矿非常重要。[next]    (5)造球工艺的影响。造球工艺对成球的影响可以概括为设备与操作两方面。    在造球设备方面，包括造球机的转速、倾斜角度、造球盘的边高等。西欧和我国的球团矿厂常用圆盘造球机。圆盘的直径大小不等，但倾斜角度一般在45°～50°之间。倾角固定时，造球盘的速度可在一定范围内调节，以造球盘的周边切线速度计，经常保持在1.0～2.0m/sec之间。周速过小，物料上升不到圆盘韵上部区域，一方面造球盘的面积得不到充分利用，另一方面生球在盘内滚动获得的位能低，因而滚动时动能小，球与球相互碰撞的机械作用力小，因而成球慢，生球的强度低。若周速过大，由于离心力作用，物料抛向边缘，跟随造球盘旋转，中心出现无料区，滚动成球的作用受到破坏，甚至无法成球。造球盘的倾角较大，要求较高的圆周速度，使盘内物料滚动次数增加，有利于提高生球的产量和增加它的强度。    造球盘的边高与其直径有关，直径5.5米的大型造球盘边高600～650毫米，边高影响造球盘的充填率，造球机的边高大，倾角小，在给料不变的条件下，物料在造球盘中停留时间长，有利于提高生球的强度。    刮料板的位置也很重要，它将粘在造球盘上的物料刮下，保持适当的底料厚度，避免粘料过多，加重驱动马达的负荷。此外刮板还起疏导料流的作用，使成核区和长大区分开，以便于控制生球的成长。    在工艺操作方面，影响成球的因素有：加水和加料的方法、造球时间控制等。正常情况下，造球物料的水份应控制在略低于适宜造球的水份，造球时补加少量水，以控制母球的形成和生球长大。补加水的大部分以滴状加在成核区，以形成母球，少部分以雾状喷淋在生球成长区，帮助母球迅速长大。    加料的方式也必须兼顾生成母球和母球长大，要防止形成过多的母球。在保证生球达到要求尺寸的前提下，应使母球的生成速度与生球的长大速度达到平衡。    滚动成球的时间，与对球团矿粒度的要求，以及原料成球的难易有关。球团矿的粒度大，要较长的造球时间；原料成球性差，造球时间也会延长。一般的规律是：延长造球时间，有利于提高生球的强度，特别对于粒度很细的原料，更须要较长的造球时间，才能使生球具有更高的强度。   （三）生球品质的控制    生球不是最终产品，但是它的品质，在很大程度上决定了下一步焙烧工序能否顺利进行，以及成品球团矿的品质。对生球品质的基本要求是：粒度合适而且均匀，机械强度高，在进入下步工序前，不应破裂，热稳定性好。    生球的粒度直接决定成品球团矿的尺寸，而成品球团矿的粒度，受高炉冶炼过程约束。过去球团矿的粒度较大，近几年来，为了改善高炉内的还原过程，球团矿的粒度大多在9～12毫米范围之内。生球焙烧过程中，会发生体积收缩，但生球的粒度也不能太大。此外生球的粒度愈小，造球机的生产率愈高。    生球从造球机出来，经过皮带输送机，到达焙烧设备。在焙烧设备中球团堆成一定厚度的床层。生球要有足够的抗压和抗落下冲击的强度。必须经过抗压和落下试验。    抗压强度的测定：通常取10～20个生球，用弹簧称或天平，测定其压裂的公斤数，并取其平均值及标准偏差。    抗冲击强度的测定：取生球10个，自0.5米高处自由落在钢板或橡胶板上，返复跌落，直至裂纹或溃破。累计每个球的不破落下次数，取平均值及标准偏差。    利用球团开始爆裂的温度表示生球的热稳定性。一般不应低于300℃。因为生球含水份甚高，焙烧前须经烘干，如果烘干时发生爆裂，则不仅损失了球团矿，而且影响下步焙烧工序的顺利进行。测定生球爆裂温度的办法有静态和动态两种。所谓静态，即在没有热气流条件下测定。动态即以指定温度的热气流，以一定流速通过生球，视其开始发生爆裂的温度。显然后者更接近实际，但测出的结果一般均低于前者。    生球的爆裂温度高，表明可以用较高温度的热气流烘干生球，从而使设备可以达到更高的生产率。    生球的水分测定：一般取一定数量的生球试样，用烘干法测定其水分。水分的适宜与稳定，代表造球操作的水平，而且只有水分适宜和稳定，生球的品质才有保证。

一、工艺特色    工艺特色如下：    (1)从配料至一次混合与传统工艺相同。从一混出来的混合料，悉数或部分进入造球车间进行造球，小球粒度为3～8mm约占80%～90%,小于3mm粒度的小球小于15%.因为混合料构成小球改进了混合料粒度组成，使料层透气性进步，因而能够增产和进步烧结矿质量。    (2)造球车间造好的小球团进入二次混合机，在小球进二混前配入外滚煤粉(一般外配煤粉量占总量的60%～80%),即小球在二次混合机表里滚煤粉，滚好煤粉的小球进烧结机进行布料，因为煤粉裹在球团表面，与空气中氧触摸充沛，焚烧作用好，因而能够大幅度下降固体燃耗。    (3)外配生石灰，即在造球车间造好的小球进二混前，在外配煤粉的一同也配入生石灰，其作用是：榜首，因为生石灰有粘性，有利于煤粉粘结在小球团表面；第二，在二混内可进一步制粒；第三，小球团外滚生石灰，球团表面为高碱度，内核为酸性(对整个小球来讲碱度不变),因为小球表面含CaO高，生成铁酸钙的量添加，即小球与小球之间为铁酸钙粘结，一方面可进步球团烧结矿的强度，另一方面临还原性的改进也有利。    (4)布料设备。球团烧结混合料布到台车上的方法有三种，即宽皮带布料、泥辊反射板布料和多辊布料。    (5)外裹煤粉粒度。球团烧结工艺外滚煤粉粒度与普通烧结出产运用的煤粉粒度相同，即粒度小于3mm者含量占85%以上。    (6)烧结机焚烧前可不设枯燥段。    (7)造球设备可用圆盘造球机也可用圆筒造球机。    二、工艺流程    工艺流程如下：    (1)悉数混合料造球。从配料室来的混合料到一次混合机，混合后到圆盘造球机或圆筒混合机构成3～8ram的小球后，进二混外滚燃料和生石灰，然后进烧结机进行烧结，出产出一种以葡萄状为主的球团烧结矿。该工艺即有球团工艺的特色，也有烧结工艺的长处，故叫“球团烧结工艺”。其工艺流程如图1所示。 [next]     (2)部分混合料造球(一个二混机计划)。从一混出来的1/2混合料进入造球车间构成3～8mm的小球为90%左右，该混合料小球再进入二次混合机，别的从一混出来的其他1/2混合料直接进入二混机。上述两种混合料在二混机表里滚煤粉(由现煤粉破碎室破碎后的煤粉粒度小于3mm者含量占85%以上)后，进入烧结机烧结，如图2所示。    (3)部分混合料造球(两个二混机计划)。图3所示为某厂一个二混机混合才能不行的条件下新建一台Ф3m×12m二次混合机，与原二次混合机并排的计划。造球室前面部分与前计划相同，造球室出来的3～8mm的小球直接进入新二混机外滚煤粉(不进现二混机)；而从一混出来的其他1/2混合料则直接进入原二次混合机外滚煤粉(煤粉由现煤粉破碎室破碎后粒度小于3mm者含量占85%以上)。然后重新二混机和原二混机出来的混合料一同进入烧结机烧结，如图3所示。 [next]     三、各种因素对烧结目标的影响    咱们运用邯邢精矿粉(精矿率100%,R=2.0)进行了球团烧结工艺烧结杯试验和半工业试验，对影响烧结目标的各主要因素进行了研讨。    (1)煤粉粒度的影响。在内配煤量为0.5%,外配煤量为2.8%条件下(其他条件与表1中15号、16号相同),改动煤粉的粒度，分别为小于1mm、2mm、3mm,做了一系列的试验。    从试验成果能够看出，外滚煤粉小于1mm、小于2mm、小于3mm三种粒度对烧结目标影响不大，因而，工业化出产中选用小于3mm(85%)的煤粉粒度，完全能够满意出产要求。    (2)内配煤量的影响。本次试验球团内部配煤量分别为0%、0.5%、0.8%.    由试验成果能够看出，内配煤量为0和0.8两个条件的球团烧结矿的成品率、运用系数和转鼓强度均低于内配0.5%煤的球团烧结矿的相应的目标，由此可见小球内部配入0.5%的煤粉较为适合。    (3)料层厚度的影响。本次试验料层厚度共做了三个条件，即500mm、550mm、600mm三个料层厚度。    料层厚度为500mm、550mm时，作用较好，运用系数都到达1.5t/(m2•h)以上，其他各项目标也较好。当料层厚度为600mm时，仅仅运用系数有所下降，其他烧结目标也较好。    四、生球的制粒作用    (1)造球前的粒度组成。以某厂为例，出一次混合机混合猜中粒度小于3mm者含量占45%以上。    (2)造球后的粒度组成。经一次混合后混合料进入造球盘进行造球，出造球盘后混合猜中粒度大于3mm者含量到达89.09%.    (3)进二次混合机外滚燃料后的粒度组成。上面出造球室的混合猜中粒度大于3mm者含量到达87%以上，此混合料进入二混外滚燃料后，混合猜中粒度大于3mm者含量略有添加，到达89.42%.    五、球团烧结工艺的布料技能    球团烧结工艺布料方法有三种，榜首种为泥辊反射板布料，第二种为多辊布料，第三种为宽皮带布料。    (1)泥辊反射板布料。此种布料方法适宜于小型烧结机，关键是调整好反射板的长度和倾角，当混合料落到反射板上时，大球翻滚力强，落在料层下部，次大球布在料层中部，细粉布在料层表面，构成天然偏析。    (2)多辊布料。混合料从泥辊下来后落在多辊布料器上，发生偏析，大球落在料层底部，次大球布在料层中部，细粉布在料层表面，构成天然偏析。    (3)宽皮带布料。此种布料适宜大型烧结机，在烧结机焚烧器上头设有矿槽，因为大型烧结机产值高，假如选用泥辊反射板布料，烧结机焚烧器上头必须有矿槽，矿槽太小对布料起不到缓冲作用，矿槽大则矿槽内混合料几十吨，很简单把造好的小球破坏掉，因而选用宽皮带布料。现在一些供应商运用作用很好。    六、造球设备的完善   （一）造球盘类型    现在国内运用的造球盘（包含氧化球团工厂及水泥厂运用的造球盘）有三种类型，即Ф=4200mm、Ф=5500mm和Ф=6000mm圆盘造球机，这是国内定型产品。从现在看, Ф=4200mm圆盘造球机因为设备小，造球才能小，装置台数多，平常修理量大，比较之下，Ф=6000mm圆盘造球机造球才能大(是前者的3倍),修理量小，因而, Ф=4200mm造球盘有逐步被Ф=6000mm造球盘替代的趋势。   （二）刮刀方法    依据刮刀方法，造球盘可分为固定刮刀造球盘和旋转刮刀造球盘。    1.固定刮刀造球盘    (1)造球盘刮刀装置方位。刮刀固定装置在造球盘上方水平桁架上，边刮刀方位在造球盘榜首象限与造球盘盘边的夹角不大于30°;中心刮刀装置在第三和第四象限交界处。    (2)刮刀原料。造球盘的刮刀原料是一个老大难问题，主要是选用一般原料制做的刮刀，耐磨功能较差，接连运用几天就被磨下去许多而导致盘面粘结料上涨，这样不只加速了刮刀的磨损而且也加剧了造球盘的传动负荷。经过研讨和出产实践证明，运用高铬一钼耐磨铸铁刮刀作用较好。这种原猜中的碳主要以碳化物的方法散布于金属基体中，具有杰出的抗磨耐磨损功能。实践证明高铬) 钼耐磨铸铁的运用寿命远远高于中锰钢板的运用寿命，大约高出6～8倍。虽然高铬) 钼耐磨铸铁的制构本钱较高，但从性价比归纳来比较，实际上本钱下降。而且因为运用寿命的延伸，削减了刮刀的替换次数，削减了操作人员整理盘面积料的劳作，然后进步了造球盘的作业率。[next]    (3)造球盘盘面原料。造球盘的盘面因为要接受混合料的剧烈冲刷，作为普通钢板制造的盘面很快就会被磨穿。为了避免盘面被磨穿就需要挑选耐磨的盘面原料，人们从前运用过多种原料，其间橡胶耐磨陶瓷衬板造价高但耐磨功能好，缺陷是不能耐受稍高的温度，例如在检修造球盘接近衬板处动用电焊时会引起该处衬板的掉落，而再次补装时很难再将该处补装健壮，还会引起周围衬板的脱落。    以后又接连运用了超高分子衬板、瓷砖衬板和灰绿岩铸石等等。经过多种衬板原料的运用，咱们以为灰绿岩铸石比较好，因为其一是本钱较低、装置便利，其二是耐磨性好，而且冲突力适中，有利于混合料的翻滚生长，一般寿命为3个月以上。但要留意该种原料比较脆，在检修造球盘或整理盘面积料时不能用金属物处以过大力的碰击，避免损坏灰绿岩铸石衬板。    2.旋转刮刀造球盘    该种造球盘机械传动结构是引入国外技能，刮刀为圆盘旋转刮刀(旋转刀盘直径Ф1100mm,转速6r/min),能够有效地对整个圆盘盘面进行刮料，避免料面上涨，坚持盘面的平坦，进步造球盘的作业功率。    (1)造球盘盘面原料。现在，可选用的较为适合的材料有如下两种:1)钢板网底衬。在整个造球盘的盘面铺焊了5mm厚的钢板网，钢板网网孔的尺度为40mm×60mm.因为有这些网孔使混合料在整个钢板网上粘结固定上一层混合料，成为混合料构成的底衬，在造球盘运转出产中混合料之间相互冲突，能够说造球盘的盘面不会被磨损。钢板网作为造球盘的底衬造价不高而且装置简洁，若损坏后修理也很便利。2)灰绿岩铸石底衬。前面在固定方法的造球盘底衬中现已谈到，运用灰绿岩铸石底衬比较适合，旋转刮刀造球盘也可运用该种底衬，这样能够削减对刮刀的磨损。    (2)刮刀原料。因为造球盘的盘面运用了钢板网作为底衬，混合料会很简单粘结上涨，这就需要用刮刀来刮除，避免上涨。本来刮刀运用普通原料，而且直径仅为28mm,磨损很严重，跟着刮刀杆的磨损，混合料料面也逐步上涨，接连运转几天料面就会涨到旋转刀盘盘面。不只整理盘面的作业很深重，也大大下降了造球盘的作业率。为此，旋转刮刀的刮刀杆选用YG6和YG8硬质合金制造，这种材料通常是机械加工的刃具，硬度很高、耐磨性好。在高炉喷煤中的运用实践证明硬质合金的运用寿命远远高于其他原料，例如，在高炉喷煤的煤粉运送管路顶用40Cr淬火钢制造的衬套运用不到10天就被磨穿，而用YG8硬质合金制造的衬套能够运用两年以上。用YG6或YG8硬质合金制造的刮刀杆运用寿命能够到达两个月以上。在尽量延伸刮刀杆运用寿命的一同也尽量下降制构本钱，依据刮刀杆在混合猜中受磨损的程度，在刮刀杆下部埋入混合料层的部分运用铜焊焊接壁厚为6mm、5mm、4mm三段不同厚度的硬质合金套管，总长度为105mm。刮刀杆焊接在旋转刀盘上，待硬质合金部分悉数被磨掉之后整理盘面积料，再焊接新的刮刀杆。刮刀杆的结构及尺度图略。    （三）雾化水喷头    在造球盘内混合料成球的机理是往混合料表面加水，混合料的表面被水充沛均匀地潮湿，经过水的毛细粘接力而使造球盘内进行翻滚运动的混合料粘接在一同，构成不同粒度级的小球。为了添加造球盘的成球率，每个造球盘装了两个雾化水喷头。因为新、老造球盘的下料点不同，装置方位有所区别。一般是下料点区域放置一个，成球区域放置一个。    雾化水喷头的原料悉数选用1CRl8Ni9Ti不锈钢制造，具有相当好的抗氧化锈蚀才能。其结构原理属螺旋型喷嘴的一种，主要由切线喷嘴壳、堵头和通针组成。水自圆形喷嘴壳的切线方向接入，经过加压和一段旋流，然后进入渐缩段，旋流速度逐步加速，然后经过喷口喷出雾状水，雾化水的雾化散射角为50°～60°.现在Ф=4200造球盘运用的雾化水喷头的喷水量当水压在0.2MPa左右时，每个雾化水喷头的喷水量为150～180kg/h.这种雾化水喷头的特色是装有一根通针，能够在不停水的情况下常常疏通喷口，避免阻塞，咱们经过一年来的出产实践，至今仍在正常运用。[next]    （四）外配煤体系    二次配加燃料，便是在配料室配加一部分燃料进入一次混合机混合后进行造球，造好球的混合料进二次混合机前外配燃料，内、外配加燃料的份额是(30%～50%):(70%～50%)    外配煤称量能够选用核子秤或电子秤，某厂外配煤称量选用了以137(活度值为0.2775×1010贝可)为放射源的核子秤，经过一年多的出产运用标明，如保护妥当核子秤是比较经用的。外配煤的计量配加是经过装置在混合料皮带上的核子秤把混合料过料量的称量信号输入计算机，由计算机按设定好的配煤份额指定配煤圆盘给料机以相应的转速往配煤皮带上给煤，然后经过装置在配煤皮带上的核子秤对配煤量核准反馈给计算机进行调整。近几年出产实践标明，选用外配煤技能后，每吨烧结矿固体燃耗与未外配煤比较，一般可节省煤耗10kg/t.    （五）蒸汽预热混合料    烧结混合料的温度凹凸对烧结出产的影响是很大的，假如混合料的温度低于露点，则因为水蒸气在下部料层混合料颗粒表面的冷凝作用，使下部料层水分过度增大，影响烧结料层的透气性，不利于烧结料层的加厚，进而影响烧结产值的进步。为此，在二次混合机中装置了蒸汽喷嘴来加热混合料，对经过造球的混合料，虽然混合猜中加有热返矿进步了料温，但因为造球盘这一段露天作业，温度下降，因而要通蒸汽进一步进步混合料温度。蒸汽管由混合机的进口端刺进，沿混合机的轴向上并排装置5个蒸汽喷嘴，喷嘴的前端距混合机内混合料抛落料面600～800mm.经过蒸汽预热能够使造过球的混合料温度从45℃进步到近60℃.    蒸汽预热混合料的蒸汽压力约为0.3kPa,蒸汽用量为每吨烧结矿4～5kg.    七、外配生石灰技能   （一）外配生石灰的长处    在球团烧结工艺基础上，即一次混合机出来的混合料进造球车间造球后，进二混前外配煤，一同外配生石灰，长处是：榜首，外配生石灰有利于改进制粒作用，可进步产值；第二，小球表面裹一层生石灰，有利于煤粉更多地裹在小球团表面；第三，小球团表面CaO含量高，有利于铁酸钙的生成，即小球表面为高碱度，铁酸钙含量高(内部为低碱度，混合料总碱度不变),小球与小球之间被铁酸钙粘结起来，因为铁酸钙强度高，还原性好，有利于球团烧结矿的强度进步和还原性进步，对高炉冶炼有利。   （二）外配生石灰的最佳条件    经过对包钢公司烧结混合料(R=1.2)造球后外配生石灰的烧结杯试验，能够看出，外配生石灰的作用是比较显着的，其最佳条件如下：    (1)混合料造球后，固定外配生石灰量为1.5%改变外配煤份额。包钢烧结混合料造球后，其间毕石灰配比为3%,外配1.5%(表里各占50%),改变外配煤粉的份额(煤粉配比为5%)。    当固定生石灰外配份额为1.5%时，外配煤粉2.5%(占总量50%)烧结目标较好。而只外配生石灰不过配煤与煤粉和生石灰均不过配的烧结目标大体附近。    (2)混合料造球后，固定外配煤粉份额，改变外配生石灰份额。包钢烧结混合料造球后，固定外配煤份额2.5%(外配煤总量5%),改变生石灰份额为1%、1.5%、2%(生石灰总配比3%)。    当固定外配煤粉2.5%时，外配生石灰1.0%、1.5%和2.0%三个条件中，后两者烧结目标较好，但外配生石灰1.5%与外配生石灰2.0%比较，后两者大体附近。    从上面两组试验成果可见，球团烧结工艺在外配煤条件下，外配生石灰对烧结目标的改进是显着的。外配生石灰份额在总配比的50%左右即可。

浮选机分选生产工艺为一粗一精两段浮选、粗选中矿泡沫再磨再选工艺流程，浮选药剂为十二胺。现行浮选机生产工艺流程见图2所示。磁选精矿经泵送至浮选给矿箱，配加十二胺捕集剂后給入搅拌桶，搅拌后的磁精矿给入粗选浮选机，粗选浮选精矿进入精选浮选机，精选浮选机底流产品成为最终精矿经泵送至过滤车间脱水。粗选刮出的泡沫中矿经泵送至一段浓缩磁选机，经一粗一扫浓缩抛尾后，精矿给入球磨机进行磨矿，磨矿产品经泵送至脱水槽，脱水槽精矿給入二段磁选机，二段磁选机精矿经泵返回浮选机给矿箱再选。精选浮选机刮出的中矿泡沫直接经泵返回浮选给矿箱进人粗选浮选机再选。一段扫选磷选机、脱水槽、二段磁选机的综合尾矿給入盘式回收磁选机，回收机精矿经泵送至一段浓缩磁选机，盘式回收磁进机尾矿成为最终尾矿。 现行分选工艺存在的主要问题： (1)选别段数多。除一粗一精两段浮选机外，还采用五段磁选加中矿再磨工序，使得整个工艺变得较 长。 (2)工艺管理难度较大。采用阳离于十一胺捕收剂，浮选泡沫黏，工艺顺行难度大，影响分选效果。 (3)浮选效率低，生产成本高。由于泡沫发黏、浮选尾矿品位较高、设备多、流程长等因素的影响，显著 增加了生产成本。

选矿厂提高铁精矿质量、降低生产成本的措施 长沙矿冶研究院陈雯教授著作摘选： 自余永富院士提铁降硅(杂)思想提出后，国内选矿厂从追求合理铁精矿品位和回收率，逐渐转变为以追求提高铁精矿质量、节能减排、增加经济效益为中心，开发了适合各种类型铁矿提质降杂、降本增效的新技术、新工艺、新设备和新药剂，现已取得了显著的成果。 1 采用预选工艺 预选是指矿石在进入磨矿作业之前，用适宜的选矿方法预先分离出部分尾矿的选别作业。由于冶金工业的快速发展，对铁矿石的需求量越来越多，加之采矿工业的发展，采用先进的采矿方法和大型的采掘设备，使采出的矿石品位下降，贫化率增加。为了提高入磨矿石品位，节约选厂能耗，减少磨矿量，近年国内外磁选厂广泛采用预选工艺。 本钢歪头山铁矿选矿厂，在粗碎之后入自磨前，对350-0mm的矿石采用CTDG1516型大块矿石永磁干式磁选机预选，抛废产率12-13%，使入磨矿石品位提高3.62个百分点，磁性铁回收率99%以上，年经济效益达1000万元以上。鞍钢弓长岭选矿厂一选车间，采用CTDG-1220N型大块矿石永磁干式磁选机对75-0mm的中碎产品预选，原矿品位31.61%，精矿品位33.68%，尾矿产率8.73%、品位9.97%，铁回收率97.04%，年经济效益4350万元。首钢水厂选矿厂对12-0mm的细碎产品采用C80型永磁磁滑轮，一粗一扫工艺干式预选，可丢弃产率8-9%，品位10.50%合格尾矿，入磨矿石品位提高1-1.5个百分点。所丢弃尾矿量基本等于增加一个系统的磨矿量，为多产精矿提高精矿质量创造了有利条件。 昆钢王家滩菱铁矿采用长沙矿冶研究院研制的广义磁选机对0-6mm原矿进行粗粒预选，可将菱铁矿品位由31.45%提高到35.18%，预选效果显著。酒钢桦树沟铁矿总储量2.7亿t，主要铁矿物为镜铁矿、菱铁矿、褐铁矿，均属弱磁性铁矿;脉石矿物为碧玉、重晶石、石英。为提高选矿厂入磨矿石的铁品位，2002年8月，桦树沟铁矿完成了年处理量450万吨的预选抛尾工程项目，抛尾设备采用美国奥托昆普公司的永磁强磁选机，对15-30mm粒级块矿进行预选，可抛掉产率13.66%、品位10.43%的合格尾矿，入磨矿石铁品位由34.12%提高至37.86%;对0-15mm粒级粉矿进行预选，抛掉的尾矿产率为11.04%、品位为12.13%，入磨矿石铁品位则由31.90%提高到34.35%。降低了铁矿山的截止出矿品位，减少了运输成本和选矿加工费用，投产后，2005年获得直接经济效益达500万元以上。 预选工艺的另一个优点是可以抛出较粗粒级的合格尾矿，将其直接填充至采空区不仅可以解决尾矿的排放问题，而且降低了充填成本，具有很好的环境效益和经济效益。 2 采用多碎少磨工艺 破碎磨矿作业能耗约占选矿厂总能耗的50-70%，其中磨矿作业的能耗又占碎磨作业能耗的80%以上，降低磨矿作业能耗的有效途径就是降低入磨矿石粒度，即多碎少磨。主要措施是采用大型化、大破碎比、高效、低耗的新型破碎设备，使入磨矿石粒度降低。近年来，我国选厂通过引进山特维克(Sandvik)、美卓(Metso)等国外公司的高效液压圆锥破碎机，使入磨矿石粒度降至12(10)-0mm，节能降耗效果明显。如太钢尖山铁矿扩建后的破碎系统通过将6台国产2200型圆锥破碎机(中碎2台、细碎4台)全部更换为生产能力大、破碎效果好的进口美卓HP-500型破碎机和山特维克H-8800型破碎机，使破碎产品粒度-12mm含量达到90%左右，选矿厂整体产能提高8%以上，小时节约电耗128KW。 采用高压辊磨机也是降低入磨矿石粒度的有效措施。高压辊磨机由于利用层压破碎的工作原理，能量利用率高，矿石粉碎能耗一般为0.8-3.0KW•h/t，比常规的破碎设备节能30%左右，系统产量提高25-30%。目前已在在国内铁矿选厂得到推广和应用。马钢南山铁矿凹山选矿厂通过引进1台德国魁伯恩(Koeppern)公司RP630/17-1400型高压辊磨机将18-0mm细碎产品破碎到3-0mm，使选矿厂的处理能力由550万t/a提高至700万t/a。 3 应用新技术、新设备 影响磁选精矿品位的主要是磁性铁矿物和石英脉石的连生体，单靠多次磁选是无法把连生体分选出去的，只有采用阳离子或阴离子反浮选技术，利用连生体中石英和浮选药剂作用后，石英表面疏水可以粘附在气泡上易于浮选的特性，实现连生体与铁矿物的分选，达到脱硅提高铁精矿质量的目的。该分选技术效果好，从2002年到2008年我国铁矿山选矿厂采用反浮选技术改建和扩建的选矿厂生产技术指标见表1。 表1 阴(阳)离子捕收剂反浮选脱硅工艺主要选矿厂生产指标厂名给矿品位/%精矿品位/%铁回收率/%矿石类型反浮选类型TFeSiO2TFeSiO2鞍钢弓长岭65.508.3168.893.6297.58磁铁矿阳离子鞍钢齐大山40.5031.1067.593.8579.71磁、赤铁矿阴离子太钢尖山65.928.5069.103.8098.62磁铁矿阴离子莱钢鲁南63.0011.2567.225.6597.00磁铁矿阴离子新余良山61.5710.6166.774.5095.18磁铁矿阴离子酒钢选矿厂55.7610.5060.615.7694.33磁化焙烧磁铁矿阳离子祁东铁矿46.2621.5864.715.7579.11赤、磁铁矿阳离子进一步提高国产铁精矿质量的需求，也带动了高效新型选矿设备的研究与发展。2000年以来，国内研制出多种选别磁铁矿石的精选设备，如：磁力和重力结合的磁-重脉动低磁场的磁重选矿机(磁选柱、淘洗磁选机)、磁力和粒度筛分相结合的磁场筛选机、细筛孔MVS电磁高频振网筛以及多磁极的BX弱磁选机等，这些精选设备可有效地分散物料的磁团聚，排出其中夹杂的贫连生体和脉石矿物，提高铁精矿品位，其中一些磁铁矿选厂的生产指标见表2。 对于弱磁性赤(褐)铁矿的分选，国内除了常用的Slon型立环脉动高梯度强磁选机外，近年长沙矿冶研究院又研发了用于回收微细粒弱磁性赤(褐)铁矿的新型高效ZHI型组合式湿式强磁选机，其具有分选磁场强度高，对细粒级矿物回收效果好、回收率高等优点。该机采用隔粗筛加三道分选盘式结构，前置专门配套的隔粗装置隔除矿浆中的机械夹杂和少量粗颗粒矿渣，分选主体采用梯度高达104高斯的多层感应磁极介质?三盘对应的介质参数，形成上盘0.1-0.3T的弱磁选体系，以回收少量强磁性的磁铁矿和假象赤铁矿，中盘是1-1.5T磁场强度的中磁选体系，用于回收中粗粒级赤铁矿，下盘磁场强度高达1.7-1.8T，对于回收微细粒赤铁矿及易泥化的褐铁矿极其有效，安徽李楼铁矿二段强磁扫选分流对比试验结果表明，在给矿条件相同的情况下，相对于Slon立环强磁选机，ZHI型强磁设备分选所得铁精矿品位高出0.3个百分点，尾矿品位低10.09个百分点，磁选作业回收率高26.57个百分点。 表2 新设备分选铁精矿技术指标厂名给矿品位/%精矿品位/%铁回收率/%设备类型TFeSiO2TFeSiO2南芬选矿厂67.506.5069.313.3098.50磁选柱歪头山选矿厂65.948.0569.203.9898.00磁选柱首钢水厂24.7451.7568.224.1283.00细筛再磨-弱磁选大孤山选矿厂29.7348.0067.445.3077.27MVS细筛-BX弱磁选机唐钢庙沟铁矿62.509.8065.506.5095.60磁场筛选机中信Sino铁矿66.855.9570.342.0189.19淘洗磁选机太钢峨口铁矿61.40-65.80-93.47淘洗磁选机包钢集团巴润矿业65.80-66.86-58.44淘洗磁选机2.4 研发新型选矿药剂 由于我国贫赤铁矿嵌布粒度微细，细磨过程中泥化严重，因此耐矿泥的阴离子反浮选技术在国内广泛应用，伴随该技术而开发的针对脉石矿物以石英为主的鞍山式铁矿高效利用的NaOH、苛化淀粉、石灰和脂肪酸类捕收剂四种药剂制度组合也成为经典的药剂制度而沿用至今，虽然各研究院所及企业在阴离子捕收剂种类上推陈出新、百家争鸣，但20多年来始终没有超越该工艺流程开发之初所确立的原则工艺流程、四种反浮选药剂、30℃以上的浮选温度等关键技术根本。 近年在阴离子浮选药剂研发方面取得的主要成绩是开发出了高效利用太钢袁家村铁矿、安徽李楼铁矿等难选铁矿的阴离子浮选药剂，这类型铁矿的主要特点是脉石矿物除石英外，还有相当部分的角闪石、绿泥石等含铁硅酸盐矿物，新研发的药剂不仅对绿泥石、角闪石有很好的选择性，同时还有对温度适应范围广，耐矿泥的特点。近年一些新研发药剂的工业应用情况列于表3中。 表3 新型阴离子药剂的工业应用情况矿山药剂浮选温度/℃精矿铁品位/%精矿铁回收率/%尾矿品位/%药剂用量安徽开发矿业李楼铁矿CY-4122665.4187.3426.50捕收剂用量减少10g/t（对给矿）现场药剂LXA≥3565.2385.9326.31差值-9+0.18+1.41+0.19太钢尖山铁矿CY-1229.0669.2898.0714.78NaOH用量减少8%;淀粉用量减少9 %;捕收剂用量减少8.72%现场药剂MH-8032.7069.3297.8016.26差值-3.64-0.04+0.27-1.48司家营铁矿CY-783066.39 17.25NaOH用量减少934.8Kg/d;淀粉用量减少91.3 Kg/d现场药剂1464567.03 17.43差值-15-0.64 -0.18从表中可以看出，对于安徽李楼铁矿，新药剂与现场原药剂二者在用量相当的条件下，采用新药剂获得的浮选指标有较大提高;对于太钢尖山铁矿和司家营铁矿，在获得浮选指标相近的情况下，采用新药剂浮选的直接效果是药剂用量大幅度减少。与现场原药剂相比，三个矿山采用新药剂后的浮选温度均得到降低，其中以司家营铁矿的浮选温度降幅最大，高达15℃。以司家营铁矿浮选温度降低15℃进行节能减排计算分析可知，可以节省锅炉及供暖设备投资以及带来的运转费用2424万元/年，其它药剂费用节约605.16万元/年，可见降本效益十分可观;同时温度降低对提高环境效益也非常显著，按年处理量300万t选厂计算，每年可以少用6.06万t原煤，按工业锅炉每燃烧一吨标准煤，就产生二氧化碳2.62t，二氧化硫8.5kg，氮氧化物7.4kg计算，一年可以少排二氧化碳15.88万t,二氧化硫515.1t，氮氧化物448.44t;另外温度降低还可以有效改善职工的工作环境、保护职工的身心健康。

酒钢选矿厂主要处理自有矿山－镜铁山桦树沟和黑沟矿区的铁矿石，现已达到年处理铁矿石650万t的生产能力。镜铁山铁矿石属典型的难选氧化贫铁矿石，具有矿石品位低、矿物组成复杂、嵌布粒度细的特点，铁矿物主要有镜铁矿、镁菱铁矿和褐铁矿，少量磁铁矿；脉石矿物主要为碧玉、重晶石、铁白云石和石英，矿体围岩为千枚岩。       酒钢选矿厂原设计采用全焙烧磁选工艺处理镜铁山铁矿石，在工艺演变过程中逐渐形成了块矿焙烧磁选（150～15mm粒级）、粉矿强磁选（15～0mm粒级）的工艺格局。块矿焙烧设备为100m3鞍山式还原磁化焙烧竖炉，焙烧流程为闭路磁化焙烧；磨矿工艺为两段阶段磨矿，磨矿细度为－200目占85%；选别工艺为单一弱磁选、五段选别流程，其中第一次和第三次选别采用脱水槽，其它作业为弱磁选机。由于矿物组成十分复杂，有用矿物菱铁矿及其次生变化矿物褐铁矿中因含镁、锰、硅、铝等杂质，导致理论铁品位低。主要脉石矿物碧玉（含铁10.45%）、铁白云石（含铁10.56%）及围岩铁千枚岩（含铁6.7%～10%）因为含铁，缩小了与铁矿物的分选差异，造成选矿工艺难度大，而原有生产工艺又相对单一，磨矿粒度偏粗，铁精矿质量一直处于落后水平。改造前焙烧磁选精矿品位为56.5%左右，SiO2＋A12O3含量在11%左右，强、弱磁综合精矿品位只有52.50%（扣除烧损为57.00%）左右，致使酒钢高炉入炉品位长期处于全国倒数水平，严重影响了炼铁的技术指标和经济效益。       一、阳离子反浮选试验研究       为了提高铁精矿的品质，酒钢与长沙矿冶研究院合作进行了大量的研究，为焙烧磁选精矿提质降杂改造提供了依据（表1）。1997年采用混合胺作捕收剂在实验室完成了酒钢焙烧磁选精矿阳离子反浮选试验，取得了初步成效；2005年上半年，采用GE－609作捕收剂在实验室进一步完成了反浮选提质降杂研究，药剂消耗大幅度下降，泡沫性能和工艺指标明显改善。在此基础上，于2005年下半年对选矿厂焙烧磁选二次磁选精矿进行了阳离子反浮选半工业分流试验，取得了显著的效果，在严冬季节、常温条件下，72h稳定试验结果表明，一次粗选、一次精选、四次扫选反浮选流程指标为精矿品位61.82%，SiO2含量5.46%，作业回收率93.98%。与同期单一磁选流程生产指标相比，精矿铁品位提高4.05%，SiO2降低4.65%。   表1  焙烧磁选精矿阳离子反浮选历次试验结果    %试验时间 /a规模捕收剂给矿 品位精矿品位尾矿 品位回收率较给矿品位提高幅度TFeSiO21997 2005 2005小型 小型 半工业混合胺 GE－609 GE－60956.36 55.26 56.5360.54 60.40 61.82  5.52 5.4629.81 20.41 24.2092.81 95.25 93.984.18 5.14 5.29       二、阳离子反浮选生产实践       根据半工业分流试验结果，2007年酒钢对选矿厂焙烧磁选系统进行了阳离子反浮选提质降杂改造，改造后的工艺流程为三段阶段磨矿、四次磁选－阳离子反浮选流程，也就是在弱磁选五次选别的基础上，取消第五次选别，将第四次磁选的精矿引入再磨－反浮选系统。再磨作业由球磨机与水力旋流器组成磨矿分级回路，浮选流程为一次粗选、一次精选、四次扫选反浮选流程。改造工程于2007年3月开工建设，至2007年12月建成投产，2008年4月完成工业调试并实现达产达标。       （一）工业调试结果       工程投产后，首先进行了自动控制调试，内容包括泵池液位自动控制、磨矿自动控制、浮选液位自动控制、浓缩自动控制、自动配药及生产执行系统（MES）调试，在此基础上对磨矿、浮选的主要工艺参数进行了试验，确定了适宜的工艺参数范围。在选矿厂满负荷生产的情况下，2008年4月26日－29日进行了连续72h的稳定试验，结果见表2，数质量流程指标见图1。   表2  工业生产稳定试验指标指标类别铁品位/%精矿含SiO2/%浮选作业选比/倍作业回收率/%品位提高幅度/百分点给矿精矿尾矿初步设计指标 60.50  1.16094.00  工业生产稳定试验指标55.7660.6124.165.761.15494.234.85    图1  酒钢焙烧磁选铁精矿阳离子反浮选数质量流程       表2表明，在浮选给矿品位55.76%的条件下，精矿品位60.61%，SiO25.76%，尾矿品位24.16%，浮选作业回收率94.23%。与设计指标相比，精矿品位和作业回收率均达到了设计指标；与原有单一磁选工艺相比，增加反浮选后精矿品位提高4.04个百分点，SiO2含量降低4.74个百分点。       （二）生产指标       调试结束后，该工艺进入正常生产阶段。4个多月来，生产过程稳定，泡沫输送顺畅，在易选矿石比例下降、矿石可选性趋于劣化的情况下，生产指标基本上保持了调试水平（表3）。   表3  工业生产指标时间铁品位/%精矿含SiO2/%精矿产率/%作业回收率/%品位提高幅度/（百分点）给矿精矿尾矿2008年4月 2008年5月 2008年6月 2008年7月 平    均55.57 55.04 55.55 54.61 55.1960.01 59.75 60.23 59.96 59.9923.43 21.75 22.53 22.91 22.666.19 6.61 6.17 5.83 6.2087.76 87.60 87.59 85.56 87.1494.77 95.10 94.97 93.94 94.724.44 4.71 4.68 5.35 4.80       三、铁矿阳离子反浮选的优缺点       生产实践表明，与阴离子反浮选相比，铁精矿采用阳离子反浮选具有如下优点：       （一）药剂制度简单。酒钢焙烧磁选精矿反浮选采用GE－609作捕收剂、淀粉作抑制剂、硫酸作调整剂，药剂制度相对简单。       （二）节能。GE－609具有耐低温的特点，要求最低浮选温度为8℃。上述半工业分流试验的矿浆温度为12℃，工业生产时冬季矿浆最低温度在15℃以上，完全符合常温浮选的要求。而阴离子反浮选一般要求矿浆温度达到30℃左右，必须加温。因此采用GE－609作为阳离子反浮选的捕收剂具有明显的节能效果。       （三）弱碱性介质浮选，水路不结垢。铁矿阴离子反浮选通常要求矿浆pH值在11左右，同时要添加CaO作活化剂，使环水的结垢性大幅度增强。而阳离子反浮选在中性或弱碱性条件下浮选，不加CaO，环水的结垢性不会增强。对酒钢矿石而言，由于原有环水的pH值偏高，在浮选前还要加硫酸降低pH值，环水的结垢性反而下降了。       （四）对脉石的适应性强，脱硅效果好。酒钢镜铁山铁矿石矿物组成复杂，脉石种类多样，采用阴离子反浮选时脱硅效果不好。而GE一609对碧玉、千枚岩、铁白云石和石英都有较好的捕收效果，对脉石的适应性强，脱硅效果好。       当然，事物总是一分为二的。铁矿阳离子反浮选也有缺点，那就是其泡沫不象阴离子反浮选的那么脆，泡沫的流动性没有阴离子反浮选的那么好，这也是大家常常最为关注的问题。从酒钢的生产实践看，这个问题确实存在，但是没有那么严重。采用GE－609作捕收剂，其泡沫没有原来想像的那么粘，只要泡沫输送设备和管路参数选择得当，生产顺行是没有问题的，酒钢8个多月的生产实践完全说明了这一点，这可能与GE－609的自身性能有关。       四、经济效益评价       （一）直接效益       与原流程相比，实施提质降杂改造后焙烧磁选精矿铁品位提高4.04%，SiO2降低4.74个百分点，每年少产生SiO210.25万t。付出的代价是选矿工序多消耗块矿18.61万t，浮选作业加工量215.44万t，需要增加原料费和选矿加工费合计9129万元。       烧结工序每年可节约石灰石18.8万t，少加工烧结矿24.32万t，两项合计节约成本1642万元。炼铁工序高炉入炉品位提高1.57%，焦比降低13.4kg/t，每年可节约焦碳6.7万t，增产生铁22.48万t，两项合计炼铁效益为17012万元。       从选矿至炼铁工序，公司整体合计降低成本9525万元，效益显著。       （二）节能减排效益       1、节能效益。实施提质降杂后，选矿工序每年增加电力消耗3142×104kW·h，折合标准煤3.86万t；烧结工序由于减少加工量和节约石灰石每年可节约标准煤1.16万t，炼铁工序由于节约焦炭可节约标准煤5.82万t，合计节约标准煤3.12万t。       2、减排效益。固体废弃物：实施提质降杂后，选矿尾矿堆置量每年增加34万t，由于精矿中SiO2含量明显降低，高炉渣量每年减少18万t。两者相抵，固体废弃物增加16万t。       二氧化硫排放：由于精矿中硫减少1678t，烧结工序可减少二氧化硫排放2181t，炼铁工序可减少二氧化硫排放1092t，由于节约焦炭，炼铁工序可减少二氧化硫排放1099t。三项合计可减少二氧化硫排放4372t。       温室气体排放：由于少消耗石灰石，烧结工序可以减少二氧化碳排放6.85万t；由于节约焦炭，炼铁工序可减少二氧化碳排放21.7万t。两者合计每年可减少二氧化碳排放 28.55万t。       污水排放：提质降杂需要增加尾矿污水78.4万t。这部分水随尾矿输送到尾矿坝处理，可以合格回用。       总体来说，虽然固体废弃物堆置量增加了，但是二氧化硫和二氧化碳排放量明显减少。因此，该工程对环境是有益的。       （三）其它效益       提质降杂改造后，铁精矿的其他杂质含量也有明显降低。其中K2O每年减少1789t，Na2O减少678t，S减少1854t，P减少180t，由此可以降低高炉碱负荷0.516kg/t，S负荷0.078 kg/t，P负荷0.038kg/t，从而有利于改善高炉炉况、降低钢铁料消耗。       五、结论       （一）酒钢选矿厂采用阳离子反浮选工艺对焙烧磁选铁精矿进行提质降杂改造，精矿品位提高4.04个百分点，SiO2含量降低4.74个百分点，从选矿至炼铁，每年可降低成本9525万元，各项指标已经实现达产达标。       （二）生产实践表明，在新型耐低温捕收剂GE－609的支撑下，阳离子反浮选具有脱硅效果好，对脉石的适应性强，药剂制度简单，不用加温，水路不结垢，生产顺行等优点，为难选氧化铁矿石提质降杂提供了一条新的工艺路线。       （三）应用铁精矿提质降杂技术不仅可以改善铁精矿质量，促进高炉指标进步，提高系统的经济效益，而且具有节能减排的作用，应当大力推广。

钨矿石的含钨量通常是不高的，必须经过选矿富集。我国目前生产的钨精矿，主要取自含钨矿石中的黑钨矿，其次是白钨矿。钨矿物的氧化物钨华等按目前的选矿方法和流程尚不能回收。 冶炼要求的合格钨精矿，含WO3应达到或大于65%。经火法冶炼制成钨铁合金（含w＞70%或>65%）；经水法冶炼成正钨酸钠，仲钨酸铵或钨酸钙等。进一步处理成三氧化钨（含WO399.9%），再用还原剂（通常用氢）还原成钨粉（含w99.9%）等。

锌精矿一般是由铅锌矿或含锌矿石经破碎、球磨、泡沫浮选等工艺而生产出的达到国家标准的含锌量较高的矿石。那么这些符合国家标准的锌精矿的品级又是如何划分的呢? 一般来说，从含锌品位较低的多金属矿石中直接提炼金属锌是困难的，也是不恰当的，必须经过选矿，以获得含锌品位较高的锌精矿和含铅较高的铅精矿，分别进行冶炼。所以说，锌精矿中含锌一般在38%-62%之间。而且通过浮选方法所得的锌精矿一般是粉末状的，其中50%以上的粒子能通过0.07mm的筛子，大于0.6mm的粒子含量不超过0.1%-0.3%，含水10%-15%，堆密度为1.7-2.0t/m3。氧化矿含锌很高时可直接进行冶炼，但对于含锌低于10%的贫氧化矿，则要预先进行选矿富集或火法富集。 通过上述方法制得的锌精矿一般还要按其化学成分分为9个品级，以干矿品位计算，其成分如下表所示：目前，锌精矿已成为生产金属锌、锌化合物等的主要原料，其产品也涉及钢铁、冶金、机械、电气、化工、轻工、军事和医药等多个领域。

所谓超级铁精矿(HCM)是指含铁量高、脉石含量低的铁精矿。一般泛指SiO2含量小于2%、TFe含量挨近70%的铁精矿。现在这种高品位精矿没有列为产品矿石的标准之内，所以常称为超级精矿或超纯精矿。    超级铁精矿多用于直接复原出产海绵铁或金属化球团，来替代废钢进行电炉炼钢。跟着选矿工艺的展开，超级精矿的产品质量也在不断进步，现在除了用于直接复原一电炉炼钢外，已展开到海绵铁金属化球团直接轧制钢材；出产粉末冶金用金属铁粉，用于限制杂乱机械零件，如异型齿轮等；替代铁红出产磁性材料，用于无线电通讯、电话、扬声器、雷达、电视、磁选机等方面，还能够用于污水处理等。    一、直接复原-电炉炼钢    直接复原是从出产海绵铁替代废钢而展开起来的。直接复原用的铁矿都是超级铁精矿或富矿，能够用天然气或普通煤、石油等做热源及复原剂。这种技能在冶金焦少而煤、石油资源多的国家和区域得到了迅速展开，如委内瑞拉、墨西哥、伊朗等国。美国第一座运用进口高品位精矿的直接复原-电炉炼钢厂于1969年投产。    从经济上看，在相同产值下，直接复原的建厂出资与高炉根本相同。但海绵铁的出产本钱要比高炉铁水低得多。据英国1973年的报道，海绵铁的出产本钱为28.6美元/t,而高炉铁水(93%Fe)本钱为127美元/t.从能量耗费来看，海绵铁为16.16MJ/t,而高炉铁水为14.49MJ/t.因为焦炭报价比普通煤贵3倍，所以高炉铁水的本钱比海绵铁高。    直接复原-电炉炼钢对精矿质量的要求一般为SiO2含量在2%以下，出产出来的海绵铁金属化球团SiO2含量在3%以下. SiO2含量高不只会下降电炉的出产能力，并且电能耗费高。    二、海绵铁球团直接轧制钢材    用纯度高于99%的超级铁精矿进行直接复原得出海绵铁，然后可轧制钢材，为钢铁出产拓荒了新的途径。    据报道，英国斯旺西大学辛格教授将杂质含量低于1%即氧化铁含量大于99%的超级精矿粉，用有机粘结剂造球，在回转窑或竖炉中经气体复原出产出金属化海绵铁球团，然后用这种球团趁热轧制钢材。工艺流程见下图.    所轧制出的钢材的机械功能挨近低碳钢，可用于建筑及作低应力的结构件。    这种新工艺进程不必高炉、转炉；也不经铸锭作业，出产环节少，复原温度低，可很多节省能源。这种钢材的腐蚀实验标明，开端时(几分钟或几小时内)腐蚀速度较快，但逐步缓慢，最终与惯例产品差不多。焊接实验标明，精矿纯度在99.2～99.4%范围内，焊接功能毫无问题。英国海外展开部对此新工艺很感兴趣，现在正在印度和巴西展开球团轧制的研讨工作。在印度用此种质料轧制镀锌波纹板，纯度低于99%的产品延伸率较低，仅限于民用小五金。    这项新工艺尽管正处于研讨阶段，但据预算，单位出资额仅仅高炉、转炉联合厂商的25～30%.    在我国，东北工学院进行了实验室的研讨。将超级铁精矿复原成海绵铁球团，趁热将两个海绵铁球团放到容器顶用压力机冲压。从相图看，轧制的球团具有显着的金属安排，根本为铁素体，与普通的低碳钢类似，轧制后看不到球团间的缝隙，证明了高湿球粘结性好，能成为一体，满足轧钢的根本要求；其晶粒呈必定程度的板安排结构，这标明具有杰出的可塑性，杂质散布均匀。调理复原剂的成分还可轧出相当于高碳钢的钢材或轧制薄铁皮等。某单位用复原出的金属铁粉试轧出宽250～300mm的带钢，其表面光洁，耐性较好。[next]    三、用超级铁精矿出产铁粉    铁粉在国民经济建设中是不行短少的金属质料，广泛地使用于机械、电子和化工等工业。跟着国民经济的展开，其用量及用处会越来越大。    曩昔国内外出产铁粉首要以轧钢铁鳞(即氧化铁皮)为质料。近几年来，逐步研讨和展开用超级精矿做质料。据统计，现在世界几个首要区域和国家铁粉出产能力约为54.5万t/a,我国铁粉产值估量为1.4万t/a.因为选用高纯铁精矿粉出产的铁粉功能好、质量安稳、产值高、本钱低、能耗少，所以高纯铁精矿逐步替代了轧钢铁鳞。在这方面，世界先进工业国家展开很快，不只在使用上有所突破，并且充分使用了本国的矿产资源，产值也在逐年添加。据报道，以超级精矿为质料出产铁粉的产值为：瑞典16万t/a、美国8万t/a,日本4万t/a.我国以超级精矿为质料来出产铁粉还处在小规模阶段。如向阳的喀左铁矿，选用反浮选办法每年出产超纯铁精矿3000～5000t,供北京矿冶研讨总院制永磁材料。    瑞典的霍根纳斯公司用超级精矿粉出产的复原铁粉NC100.24,具有很好的归纳功能，在世界市场上享有盛誉。该公司是选用超级精矿进行固体碳化复原和雾化法出产铁粉的。美国、日本、苏联和德国在制取铁粉方面都有着成功的经历。并先后建立了从四氧化三铁直接复原成铁粉的粉末冶金厂。    我国铁粉的研发和出产是从本世纪60年代开端的，并先后建立了上海、晋江、成都、天津、武汉和鞍山、青岛粉末冶金厂等许多供应商。这些供应商出产铁粉的工艺都是选用二次复原法，以铁鳞为质料。本溪市有色金属研讨所于1983年5月开端着手用超级铁精矿制取铁粉的研讨工作，经过两年多的尽力，试制出TFe大于99%的铁粉，各项目标均契合国家标准，化学、物理功能安稳，用户满足,1985年12月经过辽宁省冶金厅的判定。用超级铁精矿出产的铁粉总本钱预算为1170元/t,市价格约为1700元/t(判定会时报价).    用超级精矿出产出的铁粉使用于制作粉末冶金机械部件(如异形齿轮，具有塑性的丝、片、带材等),能进步材料的使用率、下降制品加工进程中的能量耗费；使用于电焊条上，能使焊条的熔敷功率大大进步。除此之外，在火焰切开、电子工业，化工催化剂，静电复印机等范畴也有广泛地使用。    四、超级铁精矿用于出产铁氧体磁性材料    铁氧体在电子工业方面的使用很广并占重要的方位。它是电话、无线电、电视、雷达等通讯方面的根底材料，特别对制作电子计算机磁芯存储器更为重要。在其它工业及家电用品方面也占有相当大的比重。    电子工业对铁氧体的技能要求，随铁氧体类型而不同。特别是对硬质铁氧体，其Fe2O3含量有必要大于98%,SiO2含量不得超越0.6～0.8%,当然纯度愈高愈好。如：意大利一家硬质铁氧体工厂，正常情况下选用一种天然铁氧化物(含Fe2O298.6%,SiO20.6～0.8%)和组成氧化物的混合物作为磁性材料，作用很好。据资料证明，当SiO2含量低于0.6%时，所出产的铁氧体均出现均匀的结晶。而具有优异电磁特性的软质铁氧体只能用含SiO2比较低的(0.2%)物料制得。制得电子计算机磁芯存储器的软质铁氧体只能用更紧密性质的物料制得。抱负条件下应不含,SiO2、Na2O、K2O和CaO的铁氧化物。但工业产品容许含有某些杂质如：SiO20.03%,Na2O和(或)K2O0.05%、CaO0.03%,其它杂质痕量，杂质总含量为0.8%.    用这种材料能够制作出磁场强度为96kA/m的铁氧体磁条，以出产167-Cэ型圆筒式磁选机。依据汁算,选用磁能积3.5～3.7的铁氧体，能够处理制作磁场强度为111～119kA/m磁选机的问题。    我国用超级铁精矿粉已试制出铁氧体和铁氧体。鞍山市磁性材料厂用超级精矿为质料，出产出的磁性材料的磁能积一般在3以上，高的可达3.8.其功能相当于用铁红为质料所得到的目标，但报价可廉价50～60%.    五、超级铁精矿在其它方面的使用    纯度高的海绵铁，能够作为冶炼特种钢的质料。例如，本溪钢铁冶金研讨所已使用营口锅底山铁矿供应的超级铁精矿，炼出超低碳不锈钢，它抗腐蚀性强，可用于化工设备，国产报价与进口报价比较约低40%.    哈尔滨建筑工程学院曾用超级铁精矿处理污水，实验作用杰出。超级铁精矿也可用于制怍磁流体、磁介质、催化剂等。

含银的硫化物能为溶液所分化，但分化速度却很缓慢。如将精矿加食盐焙烧使银转化为氯化银后，就很易被溶液所分化了。焙烧的食盐参加量，一般为精矿分量的5%～15%，并要求精矿含硫到达2%～3%，以满意自热焙烧的条件。如含硫量过低时，可按核算量参加黄铁矿。氯化焙烧时因为贱金属杂质的存在而发作许多杂乱的反响。但就银而言，它按下列反响生成氯化银： Ag2S＋2NaCl＋2O2 2AgCl＋Na2SO4 银精矿的氯化焙烧一般在多膛焙烧炉内约600℃条件下进行。

自然界已发现的钨矿物约有20种，其中具有工业价值的为黑钨矿和白钨矿两种。钨矿石一般也分为黑钨矿类和白钨矿类。我国是世界上钨矿最丰富的国家，石英脉型钨矿占我国当前开采量的90%以上，钨矿物以黑钨矿为主，常含有白钨矿，另有锡石、辉钼矿、辉鉍矿、黄铜矿、黄铁矿、方铅矿、闪锌矿等金属矿物，非金属矿物以石英、长石、云母为主。    黑钨矿的主要选矿方法是重选，粗、中粒用跳汰机，细粒用摇床。在重选过程中，一些密度较高的矿物，如锡石、白钨矿和大多数的硫化矿，都伴随黑钨矿一道进入粗精矿中。因此，需要精选以提高钨精矿的品位，同时回收各种副产品。    黑钨矿属于弱磁性矿物，而锡石、白钨矿是非磁性矿物，因此，利用磁选法可将它们分开。下图是我国某钨矿精炼厂钨粗精矿磁选精选流程：分选前将物料用对辊机破碎到-3mm，筛分成0.83～3mm、0.2～0.83mm和0～0.2mm三级，分级磁选得到黑钨精矿。 某钨矿精炼厂钨粗精矿磁选精选流程     其中0.83～3mm的磁选尾矿，经对辊机破碎到1.17mm以下，使钨的连生体解离，再分级磁选，各粒级磁选作业的次数，视物料的性质而定。使用ø900mm单盘磁选机分选，磁场强度为955～1194kA/m。分选过程除可调整电流、电压、极距和给料粒度外，物料水分和铁污染的程度也会影响分选指标。磁选尾矿包含白钨矿、锡石和硫化矿，可用其他方法综合回收。    磁选分选结果见下表： 磁选分选结果产品名称产率品位/%回收率/%/%WO3SnSWO3Sn原矿10056.984.21　100100黑钨精矿70.270.930.130.4887.312.17中矿I2.3724.210.88　10.5中矿II1.934.23.88　1.141.75尾矿22.5220.82①17.469.028.2393.37破碎粉尘1.3244.872.4　1.040.75磁选粉尘0.6449.872.19　0.560.33风机粉尘0.7537.745.82　0.491.03铁屑0.1155.763.79　0.110.1片状钼矿0.1914.43②　　0.05　注：①白钨矿的品位为18.41%WO3;②筛分得出，含35.21%Mo。

一、前言目前，我国球团原料仍然以磁铁精矿为主，但随着球团生产的迅速发展，磁铁精矿产量满足不了球团生产的需要。首先是国产精矿粉含铁品位低，粒度粗，粒度分布不合理，水分高，对我国球团矿的生产和发展产生不利的影响。另外，随着我国球团矿生产规模的扩大，国产精矿粉的产量不足，因此国内有不少企业筹划或正在利用进口精矿生产球团矿。但是进口矿主要为赤铁矿，因此本文就巴西赤铁精矿在我厂的生产使用情况作一简单总结和介绍。 二、500万吨/年球团工艺简介 鄂州球团厂设计规模为500万吨/年，产品结构为酸性球团矿，采用链篦机—回转窑生产工艺；铁原料为80%进口巴西赤铁矿，20%自产磁铁矿(实际使用中因受市场影响在15～40％波动)；燃料采用煤粉和天然气。造球为圆筒造球机。另有干燥机、高压辊磨机、立式混合机等对造球料进行预处理。其工艺简图如下。图1  500万吨/年球团生产工艺简图 因设计上考虑了高赤铁矿比例，与以磁铁精粉为主的工艺相比，在热工设备的选型上有所差异。主要工艺设备如下：链篦机：5.664×69.4m，回转窑：φ6.858×45.72m，环冷机：φ21.94m×3.65m。三、巴西矿的原料分析 我厂球团生产铁原料主要为巴西北部卡拉加斯赤铁精矿和自产磁铁精矿，其化学成分如下表1。由表1可见：巴西矿品位较高，硅含量少。硫、磷等有害杂质少，粒度较细，特别是小于10μm的含量达27．57％，在球团生产过程中，这种微细颗粒对提高生球效果是有利的。但铝含量偏高，水份偏大。 表1  铁精矿主要理化性能矿种TFe％SiO2 ％FeO％Al2O3  ％P  ％S％水份 ％烧损 ％比表面积 cm²/g-200目 ％-10μm ％巴西66.541.200.81.500.0400.0111.41.881100-13008627.57自产65.342.9623.930.870.0140.19-101.64860-10007213.42 四、巴西矿经高压辊磨处理的情况 辊磨机是将铁精矿进行加工处理的设备，通过辊压使物料比表面积增大，从而提高物料成球性能和生球强度。我厂采用一次辊压加边料返回的工艺配置。边料返回量约10％。设备处理能力760t/h。高压辊磨机主要由两个磨辊组成。一个磨辊固定在设备机架上，另一个安装在滑轨上可以自由移动，滑轨则固定在机架上。两个磨辊之间的间距不固定，可以根据粉磨物料的锲合特性自动调整。物料的锲合特性越高，磨辊间的间距就越大。粉磨压力是通过移动磨辊施加到磨辊间的料床上。我厂的生产实践表明，巴西矿属于易磨矿，高压辊磨对处理巴西矿的效果明显，比表面积提高700～900cm²/g，经高压辊磨处理后，造球效果明显提高。图2  高压辊磨处理原料铁精矿简图 五、巴西矿的造球性能 生球是焙烧和成品球团的基础。没有良好的生球质量，无论采用何类焙烧工艺，成品球团矿质量均得不到保证。决定生球质量的因素主要是造球原料与造球工艺参数两个方面。我厂采用的是圆筒造球机工艺，其工艺特点主要是生球不能自动分级，内循环返料比大。因生球与返矿混杂使生球表面粘有矿粉，表面不光滑。从而对造球原料要求更苛刻。我厂造球产、质量情况如下表2。表2  生球质量情况配比％生球水分生球落下生球抗压造球台时产量膨润土添加量生产时期巴西自产％次/个N/个T/h％100011.63.56.8100～1501.0～1.2生产初期802010.84.27.6150～1801.5～1.82006.8～12703010.54.07.5150～2201.8～2.02007～ 投产初期试生产阶段，全部为巴西矿，因各种原因干燥机未正常投运，4月份投运了一段时间，后因故障停运。巴西矿来料水分大 (11％～l 3.5％)，对造球质量以及生产操作的稳定性带来影响。同时投产初期，高压辊磨未调试好，铁精粉的细度不能稳定。对比高压辊磨机使用与否，发现对原料细度、成球性以及造球质量的影响较大。生产全部为巴西矿时，生球水分相对较高。加大了对热工系统的负荷。后因原料结构调整，逐步增加自产矿比例。配加自产矿后，生球水份稍有下降，同时因设备改造和操作水平的提高，烘干、润磨，热工操作等逐步稳定，因而球团生产也逐步正常和稳定，造球台时产量稳步提高。但生球表面光洁度下降。生球强度仍不太理想，生球含粉率较高。总之100％～70％的巴西红矿配比均能造出合格生球，膨润土添加量少。能基本满足工艺生产。 六、球团焙烧与成品球质量 我厂球团生产热工制度设计上考虑了高赤铁矿比例。采用了完善的风流系统。鼓风干燥段的低温热风来自环冷机第三冷却段；抽风干燥段热源是来自链篦机预热Ⅱ段的回收热废气；预热I段热源是来自环冷机二冷段的热废气；预热Ⅱ段热源是来自回转窑窑尾的热废气；环冷机第一冷却段高温热风直接入窑作二次风。同时链篦机预热二段及回热管道上增设管道烧咀。实践证明，这种风流系统是合理、可靠的，对原料适应性强。配加高比例巴西红矿甚至100％全红矿生产的球团能完全达到磁铁矿球团的质量指标。强度高，硫、磷等有害杂质少，还原度高，质量稳定。但是红矿用量太多，还原膨胀和还原粉化较大，配加30％左右国内磁铁矿对降低还原膨胀和还原粉化有利。生产的成品球质量情况如下表3。主要热工参数如下表4。 表3  成品球质量情况红矿配比％TFe％SiO2％FeO％Al2O3％P％S％R倍抗压强度N/个球10066.181.980.111.460.020.0150.1525688065.192.650.131.340.030.0150.1826807064.853.210.250.890.030.0150.192628红矿配比%抗磨指数（-0.5mm）%ISO转鼓+6.3mm%还原度％还原膨胀RSI％还原粉化RDI＋6.3％生产时期1003.0291.6023.0370.5生产初期803.2593.2375.9720.2572.92006.8～12703.4392.818.6378.32007～表4  主要热工操作参数红矿配比%回转窑窑头温度℃回转窑窑尾温度℃链篦机鼓干温度℃链篦机抽干温度℃链篦机预热一段温度℃链篦机预热二段温度℃生产时期100115011001802806501080生产初期801080106020030065010302006.8～1270980105022031062010002007～ 投产初期，主要为红矿，温度控制较高，加之对生球产、质量波动经验不足，热工操作调整相对较差，但仍能生产出优质高品位、高强度的球团产品。通过投产几个月后的生产实践，逐步摸索出了适合本厂的工艺控制参数，并根据红矿配比和产量变化，及时修定了工序控制标准，规范了热工操作；重点加强了链箅机高点温度的控制，链算机、窑头、环冷I段、环冷II段负压操作的控制。七、巴西中、南部矿对生产的影响 生产实际中，铁原料主要为巴西北部卡拉加斯赤铁精矿，由于受市场供求影响，巴西中、南部矿在我厂也有少量使用。巴西南部矿粒度较粗，比表面积仅400～700cm²/g，具体见下表5。外观呈微黑色，有金属亮泽。该矿0．2～0．1 mm粒级颗粒较多。这部分颗粒不仅降低了精矿的比表面积，而且成球性能差。配入后明显影响生球产量，同时主要粘附在生球表面，使得生球表面粗糙，质量下降，干球抗磨性能下降，在回转窑内形成粉末。对生产影响较大。但是南部矿品位较高，Al2O3含量低，且具有成本优势。据我厂使用经验：巴西南部矿控制在5～8％的配比是一种相对成功的尝试。表5  铁精矿主要理化性能矿种TFe ％SiO2 ％Al2O3 ％P ％-1mm %-0.5mm %-0.25mm %-0.15mm %-0.106mm %-0.075mm %比表面积 cm²/g中部67.441.500.90.06099.4999.7499.479489.881670南部65.342.960.870.01499.297.0948678.664.1400八、结论 （一）巴西卡拉加斯赤铁精矿铁品位高，杂质含量少，可磨性好。造球效果好。 （二）以巴西赤铁矿为主生产球团矿，在生产中，采取相应的措施，从工艺上完善高压辊磨、热工操作制度等手段，用100％的红矿完全能生产出高品位、高强度的球团矿。但是用高比例的红矿要注意铝含量偏高和还原膨胀及低温还原粉化偏高的情况。 （三）配加30％左右的国内磁铁矿既可改善焙烧性能，又能解决全巴西矿生产球团矿低温还原粉化偏高的问题。 （四）巴西南部矿配5～8％是相对成功的适宜配比。

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