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)

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

铅精矿是由主金属铅(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％。

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％。

河南陕西小秦岭一带挖掘含金多金属硫化物石英脉金矿，一般出产混合精矿。其档次金98.89g/t、银150g/t、铜1.45%、铅2.5%、锌1.2%、硫26%、铁31%。针对这种杂乱金精矿原国家黄金局于三门峡市建成华夏冶炼厂，专门冶炼豫陕两地黄金矿山出产的金精矿，处理才能250t/d，归纳收回金、银、铜、铅与硫，1991年建成投产。     金精矿在竖式欢腾炉中进行硫酸化焙烧，其烟气进入制酸体系。焙砂在温度70℃，矿浆浓度40%，含硫酸15g/L条件下浸出1h。经液固别离其液体含铜13.19g/L，用铁置换得含铜75%的海绵铜直接出售。除铜后浸渣调浆至液固比2.9时并参加食盐与，坚持pH=2在50℃浸出5 h，通过固液别离得到的浸出液含铅9.51g/L、银34.2mg/L、铁12.72%。加热至90℃后用铁粉置换而得含银海绵铅。除铅后的浸渣再次调浆至液固比2.9。在浓度0.08%，pH=10.5～11条件下浸出36h，固液别离后用锌粉置换金，金浸出率达98.17%，铜收回率84.15%。铅收回率89.10%。    湖南湘西金矿挖掘含金锑钨多金属石英脉型或石英网脉型矿床。在出产中独自别离出两种精矿即钨精矿与含锑金精矿。该矿自建有一套冶炼车间别离处理该两种精矿。其间含锑金精矿采纳如下三个过程完成锑金别离：一是高温焙烧，二是电解别离，三是二次氧化，别离冶炼出精锑与合质金出售。

稀土精矿用硫酸处理、出产氯化稀土或其他稀土化合物的稀土精矿分化办法。本法具有对质料适应性强、出产成本低一级长处，是稀土精矿工业上常用的分化办法，广泛用于氟碳铈矿精矿、独居石精矿和白云鄂博混合型稀土矿精矿的分化。首要有硫酸化焙烧一溶剂萃取法、硫酸分化一复盐沉积法、氧化焙烧一硫酸浸出法三种工艺。     一、硫酸化焙烧－溶剂萃取     首要用于分化白云鄂博混合型稀土矿精矿出产氯化稀土。白云鄂博混合型稀土矿精矿成分杂乱，归于难处理矿，其典型的首要成分(％)为：RE2O350～55，P2.5～3.5，F7～9，Ca7～8，Ba1～4，Fe3～4，ThO2约0.2。精矿中放射性元素钍和铀含量低，冶炼的防护要求不高，适于用硫酸化焙烧法分化。     （一）原理     经瘩细的稀土精矿与浓硫酸混合后加热焙烧到423～673K温度时，稀土和钍均生成水溶性的硫酸盐。氟碳铈矿与硫酸的首要反应为： 2REFCO3＋3H2SO4＝RE2(SO4)3＋3HF↑＋2CO2＋2H2O     独居石与硫酸的首要反应是： 2REPO4＋3H2SO4＝RE2(SO4)3＋2H3PO4 Th3(PO4)4＋6H2SO4＝3Th(SO4)2＋4H3PO4     铁、钙等杂质也生成相应的硫酸盐。分化产品用精矿质量12倍的水浸出，取得含稀土、铁、磷和钍的硫酸盐溶液。操控不同的焙烧温度、硫酸用量和水浸出的液固比，即可改动分化效果。当硫酸与稀土精矿的量比为1.5～2.5、分化温度503～523K、水浸出液含RE2O350～70g/L时，钍、稀土、磷、铁等一起进入溶液。上述焙烧和浸出条件首要用于独居石精矿和白云鄂博混合型稀土矿精矿的分化。当硫酸与稀土精矿的量比为1.2～1.4、分化温度413～433K、水浸出溶液含游离硫酸50％时，首要是钍进入溶液，大部分稀土则留在渣中。当硫酸与稀土精矿的量比为1.2～1.4、分化温度573～623K、水浸出液含RE2O350g/L时，则稀土进入溶液，钍和铁等留在渣中。通过操控焙烧和浸出条件，就可使稀土与首要伴生元素得以开始别离。     （二）工艺进程     从稀土精矿到取得氯化稀土，首要通过硫酸化焙烧、浸出除杂质和溶剂萃取转型等进程。      1、硫酸化焙烧。白云鄂博混合型稀土矿精矿粉与浓硫酸在螺旋混料机内混合后，送入回转窑进行硫酸化焙烧分化。操控进料端(窑尾)炉气温度493～，523K，焙烧分化进程中炉料渐渐移向窑前高温带，氟碳铈矿和独居石与硫酸效果生成可溶性的硫酸稀土。铁、磷、钍等则构成难溶于水的磷酸盐。炉料跟着向高温带移动温度不断升高，过量的硫酸逐步被蒸发掉。当炉料运转到炉气温度为11’73K左右的窑前出料端时，炉料温度到达623K左右，并构成5～10mm的小粒炉料，称为焙烧料，从燃烧室侧端排出。      2、浸出除杂质。焙烧料含硫酸3％～7％，直接落入水浸槽中溶出稀土，而杂质简直悉数留在渣中与稀土别离。制得纯洁的硫酸稀土溶液含RE2O340g/L、Fe0.03～0.05g/L、P约0.005g/L、Th      3、溶剂萃取转型。用溶剂萃取法使硫酸稀土改变成为氯化稀土的进程。这种工艺已用于替代传统的硫酸复盐沉积、碱转化等繁琐转型工艺。这是我国在20世纪80年代稀土提取流程的一次严重改造。溶剂萃取转型选用羧酸类(环烷酸、脂肪酸)萃取剂，预先用皂化，然后直接从硫酸稀土溶液中萃取稀土离子，稀土负载有机相用含HCl6mol/L溶液反萃稀土，制得氯化稀土溶液。萃取和反萃取进程选用共流萃取(见溶剂革取)办法。萃余液pH为7.5～8.0，含RE2O310mg/L左右，稀土萃取率超越99％。反萃液含RE2O3250～270g/L，含游离酸0.1～0.3mol/L。选用减压浓缩办法将反萃液浓缩制成氯化稀土。氯化稀土的首要成分(质量分数ω/％)为：RE2O3约46，Fe0.01，P0.003，Th0.0002，SO42－     我国研讨成功从硫酸化焙烧分化白云鄂博混合型稀土矿精矿产出的硫酸稀土溶液中直接用P204萃取剂萃取别离稀土的新工艺，具有将稀土精矿分化作业和单一稀土萃取别离进程结合起来的特色，即同在硫酸介质中别离钐、铕、钆和钕以及制取稀土氯化物，省去了萃取转型和一些化学别离工序，然后减少了试剂耗费，降低了出产成本。1986年我国的四家工厂用此工艺改造原有流程，共建立了年处理10000t混合矿的出产线，其简化流程如图1。钕一钐萃取分组产出的钐铕钆富集物含：Eu2O311％、Sm2O350％。萃取法出产Na2O3的产品纯度到达99％。萃取法收回稀土所得氯化稀土溶液含RE2O3250g/1，，残液含RE2O30.2～0.4g/L。图1  白云鄂博混合型稀土矿精矿的硫酸焙烧 －P204萃取法萃取别离稀土的新工艺流程     二、硫酸分化－复盐沉积     首要用于处理独居石精矿。独居石为磷酸盐矿藏，是出产稀土和钍的重要质料，一般含RE2O355％，6、ThO23％～10％、U3O8约0.3％、P2O5约25％，别的还含少数钛、铁、锆、硅等杂质。独居石首要含轻稀土元素，中稀土、重稀土只占稀土总量的8％～10％，产于澳大利亚、印度、巴西。我国每年出产独居石约2200t。硫酸分化一复盐沉积是从独居石提取稀土的传统工艺，独居石精矿和浓硫酸在铸铁拌和槽中加热到473K温度后分鳃2～4h，大部分稀土促转化成可溶性的硫酸盐。用水浸出分化产品所得的硫酸稀土溶液的首要成分为： 首要成分 RE2O3  ThO2    U3O8含量(质量浓度p)/g•L－1  约50 6～7 0.4首要成分 P2O5 Fe2O3 ＋ H含量(质量浓度p)/g•L－1  25  2～3 2.5mol/L     从这种浸出溶液中提取稀土、钍和铀最常用的是硫酸钠复盐沉积法。硫酸钠复盐沉积法是用硫酸钠或氯化钠沉积剂使稀土和钍以3Na2SO4•RE2(SO4)3•4H2O•0.09Th(SO4)2复盐沉积分出。接着用NaOH将稀土和钍转化成氢氧化物，然后用优先溶出稀土。所得氯化稀土溶液经减压浓缩、冷却结晶产出氯化稀土(图2)。钍富集物送提钍处理。硫酸分化一复盐沉积工艺能够处理档次较低的独居石精矿，具有对质料适应性强、出产成本低一级长处，但放射性元素钍、铀在流程中涣散，较难收回。近来有人用伯胺从硫酸稀土溶液中首要萃取钍，然后再用硫酸复盐沉积法收回纯洁的稀土，这种办法更有利于稀土和钍的提取。图2  硫酸法分化独居石流程     三、氧化焙烧硫酸浸出     首要用于从氟碳铈矿精矿中提取稀土。我国山东微山湖畔和四川冕宁蕴藏着丰厚的氟碳铈矿，与美国芒廷帕斯(Mountain Pass)盛产的氟碳铈矿类似，矿藏粒度粗，易选别，精矿中的RE2O3 达60％左右，含磷低，简单提取。美国钼矿公司(Molycorp Inc.)选用氧化焙烧一浸出分化氟碳铈矿，出产氯化稀土和铈富集物已有30多年前史，稀土产值占国际稀土总产值的30％以上。     氟碳铈矿(REFCO3)在773～873K温度的氧化焙烧进程中，即分化放出CO2，生成稀土氧化物和氟氧化物，三价铈被氧化为四价，难溶的氟碳铈矿改变成可溶性产品。浸出进程中能够使用三价稀土和四价铈的性质不同而将铈作为氟化物和氧化物富集于渣中，富铈渣中的CeO2/RE2O3 可到达85％～90％。但富铈渣还含有重晶石、萤石和独居石等杂质，用此渣出产铈产品时，因需求除掉这些杂质而致使流程杂乱化。美国钼矿公司的产品首要是氧化铕、氧化钐和富镧氢氧化甲物，因而要先除掉很多铈，以利于单一稀土的萃取别离。图3  氧化焙烧－硫酸浸出法分化氟碳铈矿工艺流程      20世纪60年代我国开发的氧化焙烧一硫酸浸出氟碳铈矿精矿分化工艺(图3)，能使稀土悉数进入酸浸出液。在773～873K温度下焙烧氟碳铈矿时，Ce3＋被氧化为ce4＋。用含硫酸1.25～1.5mol/L溶液浸出焙烧矿时，焙烧矿中Ce4＋与F－构成安稳的配位离子CeF62－进入溶液，Ce4＋与F－的结合不光避免了氟化稀土生成沉积物，还促进了焙烧矿中氟化稀土的溶解。当溶液中存在CeF62－时，氟起着加快难溶二氧化铈溶解的效果。以上两种效果互相促进，使焙烧矿中的二氧化钍、重稀土草酸盐送收回钾稀xi铈、氟化稀土、氟氧化稀土和氧化稀土等能很快被稀硫酸悉数溶解。稀土浸出率可达96％～97％。此法制得的硫酸稀土溶液含RE2O380g/L左右、F8～9g/L酸约1.5mol/L、Fe1g/L以下，铈的氧化率达98％～99％。所得溶液比较纯洁，能够直接用P204萃取法、碳酸钠法或硫酸复盐法出产纯度99％～99.9％的二氧化铈。

首要有烧碱分化法和纯碱焙烧法。前者首要用于分化独居石和磷钇矿精矿，后者首要用于分化氟碳铈矿和独居石的混合精矿。 烧碱分化法 有液碱(烧碱的水溶液)法和固碱法两种办法。液碱法又分常压法、压煮法和热球磨法。工业上大多选用液碱常压分化法。 独居石精矿液碱分化 1952年印度稀土有限公司(Indian Rare EaithLtd.)在特兰旺科一科琴(Travancore-Cochin)的阿尔沃耶(Alwaye)建成了世界上第一座液碱分化独居石精矿的工厂。直至90年代初期，美国、巴西、法国、马来西亚、朝鲜等国也相继建成了液碱处理独居石精矿的工厂。我国第一条液碱分化独居石精矿的出产线于1964年在上海跃龙化工厂投产。 液碱分化独居石精矿出产氯化稀土首要由液碱分化、归纳收回、优先溶解、除镭等作业组成。 在液碱分化中，独居石精矿中的稀土和钍与碱液效果生成氢氧化物沉积： REPO4+3NaOH=RE(OH)3↓+Na3PO4 (1) Th3(PO4)4+12NaOH=3Th(OH)4↓+4Na3PO4 (2) 而磷则生成可溶性的Na3PO4转入分化液中。因为分化进程在精矿颗粒表面生成的氢氧化物阻止了液碱与矿粒内部稀土持续反响，故分化前须先将精矿湿磨细至0.043mm粒级，然后再与含。NaOH50%的溶液在413K温度下反响约5h。实践用碱量约为精矿质量的1.5倍。分化进程在外加热的钢制反响器中进行。 碱液分化完成后，分化液中含过量NaOH和新生成的Na3PO4 有必要归纳收回。收回的办法是用热水稀释并洗刷分化产品，过滤后从滤液中收回Na3PO4和剩下的烧碱。独居石精矿含P2O5约25%，仅低于稀土，故Na3PO4 是烧碱分化独居石精矿的一种重要副产品。 滤饼的首要成分为稀土、钍、铁等的氢氧化物，运用稀土和其他元素的碱性差异，用稀优先溶解稀土： RE(OH)3+3HCl=RECl3+3H2O (3) 优先溶解结束时，溶液pH约4.5，在此pH下钍、铀、铁等仍残留在滤饼中。优先溶解产品经过滤所得的滤渣是提取铀、钍的质料(见铀钍与稀土元素别离)。 过滤所得滤液尚含有微量钍、铀的放射性蜕变产品226Ra和228Ra，有必要经过除镭处理。镭和同属ⅡA族元素，其硫酸盐溶度积均很小(298K时BaSO4为1.1×10-10，RaSO4为4.2×10-11)。往滤液中参加BaSO4就可使镭被BaSO4载带子沉积中： Ba2+(Ra2+)+2SO42-=BaSO4(RaSO4)↓ (4) 除镭后的清液为纯洁的RECl3溶液，可直接浓缩、结晶分出混合稀土氯化物产品，也可先经过P204溶剂萃取分组(见稀土元素革取分组别离)得到混合轻稀土氯化物和中重稀土富集物两种产品。 法国罗纳一普朗克公司(Rhone-Poulene)在拉罗歇尔(LaRochelle)的工厂选用在压煮器内用液碱分化独居石精矿的办法。因为压煮器的温度较常压容器的高，能加快独居石精矿的分化反响，然后可缩短分化时刻、下降碱耗。 与浓硫酸法分化独居石精矿(见稀土精矿硫酸法分化)比较，液碱分化法有两大长处：(1)分化反响不发作酸气，全流程产出的三废量少;(2)经济合理，占独居石精矿分量90%以上的稀土、磷、铀、钍均得到收回，分化剂中的钠成为副产品Na3PO4•12H2O的组成部分而得到运用。但也存在需运用磨细的高质量精矿等问题，因为精矿含杂质多会添加碱的耗费量。 白云鄂博混合型稀土矿精矿烧碱分化白云鄂博混合型稀土矿精矿含钙较高(折组成CaO5%～10%)，钙首要以萤石(CaF2)形状存在。钙含量过高不只会导致混合稀土氯化物产品质量下降乃至不合格，还会使稀土收率下降。我国已研讨出除掉精矿中钙的办法。 白云鄂博混合型稀土矿精矿含有氟碳铈矿和独居石两种稀土矿藏，在碱分化时，除发作独居石和烧碱式(1)的反响外，还发作氟碳铈矿和烧碱的反响： RECO3+3NaOH=RE(OH)3+Na2CO3+NaF (5) 影响稀土矿藏分化的首要因素是分化温度和烧碱浓度，较高的分化温度和较高的烧碱浓度都可加快分化反响。烧碱液的沸点随烧碱浓度的添加而升高，因此添加烧碱浓度亦可进步常压烧碱液分化的温度。但烧碱浓度过高又会引起分化产品过于粘稠，影响反响进行。 1982年我国选用固碱电场分化白云鄂博混合型稀土矿精矿。其作法是将除钙的精矿(含水分12%～14%)和固体碱混兼并拌和10min，然后装入分化设备，通电分化15～20min。其间最终7～8min的物料温度达453K。因精矿含有水分，碱易吸潮，故这种反响实践上是浓烧碱液与矿藏的反响，但分化设备中究竟还存在着固碱，所以存在分化反响不易进行的死角。电场分化时刻很短，能耗和碱耗都低。 1985年我国又选用在电加热的反响器平分化除钙后的白云鄂博混合型稀土矿精矿办法。该法运用含烧碱60%～70%的溶液，在433～453K温度下分化40min。这种分化工艺操作简略，耗碱量低。因为烧碱报价比硫酸高得多，故处理规划远不如浓硫酸法分化。 白云鄂博混合型稀土矿精矿烧碱法分化出产氯化稀土的工艺进程与独居石精矿液碱分化出产氯化稀土的类似，分化产品经水洗、过滤、优先溶解稀土、浓缩、结晶等处理，最终得到混合稀土氯化物产品。或在优先溶解稀土后，经溶剂萃取分组，得到混合轻稀土氯化物和中重稀土富集物产品。没有发现白云鄂博混合型稀土矿精矿中有镭的同位素，故全流程无需设除镭工序。 纯碱焙烧(或烧结)法纯碱即为碳酸钠(Na2CO3)，1958年苏联用纯碱焙烧(烧结)分化独居石精矿。1963年我国开端研讨用纯碱焙烧白云鄂博混合型稀土矿精矿，1970年前后曾用于工业出产。前苏联也曾进行过用纯碱烧结分化稀土氟碳酸盐和磷酸盐混合精矿的研讨。 按白云鄂博混合型稀土矿精矿质量的10%～30%参加纯碱，混合后于873～973K温度下焙烧，稀土矿藏即可分化生成RECO3，且精矿中的Ce抖被氧化成ce”，为后续作业的铈与其他稀土别离发明了条件。焙烧矿经磨细后，再用水、稀酸洗去非稀土杂质，然后用含硫酸0.25mol/L溶液浸出稀土。浸出液中Ce4+与F-构成合作物。如浸出液的F一浓度过低，则会使稀土浸出率和铈氧化率明显下降。浸出后过滤，滤液用1mol/LP204-0.2mol/LTBP-火油组成的有机相萃取Ce4+，得到纯度超越99.9%的CeO2。因浸出液中含F-及铁、硅等杂质，萃取进程中易发作乳化。参加可抑制因F-而发作的乳化。 前苏联所用的稀土混合精矿由钇氟碳铈矿(Y，Ca)FCO3•CaCO3、磷钇矿、独居石和钇萤石组成。精矿档次低(均匀含RE2O3约6%)，还含很多萤石、铁矿藏、云母及锆石，且各矿藏含量改变大。以精矿质量30%的Na2CO3+Na2SO4为分化剂，在1173K温度下焙烧可使稀土矿藏分化成可溶性的碳酸盐或硫酸盐。萤石有助于稀土矿藏分化。当精矿中含萤石高于15%时，不加分化剂在1273K温度下焙烧稀土矿藏即自行分化。 展望从环境保护、资源归纳运用、经济效益等方面衡量，独居石精矿的液碱分化都不失为一种较好的办法，因此为全世界大多数处理独居石的工厂所选用。但一般选用含烧碱50%的碱液在常压下分化，不只碱耗和能耗高，并且分化时刻长，因此极待改善。改善方向是从工艺和设备下手，环绕强化分化条件(如恰当进步分化温度)来进行，这是削减耗费、进步功率、下降成本的有效途径。烧碱分化白云鄂博混合型稀土矿精矿的研讨成果与工业实践都可以在这些方面供给学习。 将白云鄂博混合型稀土矿精矿的氟碳铈矿与独居石分隔，即把混合精矿分红两种精矿(见白云鄂博混合型稀土矿)，运用这两种矿藏的不同特色别离处理：独居石精矿用烧碱法分化，制取混合稀土化合物，磷亦得到归纳收回;氟碳铈矿精矿选用氧化焙烧分化，Ce3+一起氧化成Ce4+，然后进行单一稀土别离(见稀土元素别离提纯)。这是白云鄂博混合型稀土矿精矿的最佳处理计划。

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。

此法已在原苏联完成了半工业实验，用来处理哈萨克矿的难选含铋硫化矿精矿。基本原理是根据反响：此法耗费试剂品种多，除及氯化钠之外，需要、火油及过氧化氢等药剂。工艺流程见图1。技能经济指标（精矿耗费∕t）：HCl 185kg、NaCl 260kg、NaNO3 3kg火油3kg、H2O2 6kg。图1  亚硝酸法处理铋精矿准则工艺流程图

铌钽精矿酸浸法分解(decomposition of niobium and tantalum concentrate by acid leachingmethod)铌钽精矿中的钽和无机酸作用，转变成可溶性组分与不溶性杂质分离而得以提取的过程，为含铌钽原料处理方法之一。所得浸出液用作进一步提取铌钽的原料。主要有硫酸焙烧分解法和氟氢酸分解法。硫酸焙烧分解法一般用浓硫酸焙烧分解铌钽精矿。铌钽精矿中所有金属组分在焙烧条件下几乎都能与硫酸作用，生成可溶性或不溶性的硫酸盐。焙烧产物有酸浸出和水浸出两种处理方法。酸浸出处理时，铌钽进入浸出液，浸出液可作为铌钮革取法分离等的原料。水浸出处理时，铌和钽、稀土、钍、钛、铁、铝等可溶性硫酸盐都进入溶液，可利用铌、钽、稀土等氢氧化物水解pH值的不同，用分步水解法(见沉淀)使铌、钽与其他元素分离。铌钽精矿的铌、钽和钛，在453～523K温度下焙烧，一般都分解完全。硫酸焙烧分解法适用于处理低品位铌钽精矿。由于浸出液的铌钽浓度低，浸出液处理量大，产品纯度低，硫酸消耗量大，国际上甚少采用。氟氢酸分解法用氟氢酸分解铌钽精矿的效果好，为国际所广泛采用。这种方法的特点是分解与浸出能同时进行，但几乎所有的矿物组分都与氟氢酸反应，因而氟氢酸的消耗量大。因此，氟氢酸分解法适用于处理高品位的铌钽精矿。铌钽精矿中的钽、铌和钛在氟氢酸分解过程中的主要反应为：其他的金属杂质亦生成相应的氟化物。当溶液中的氟氢酸浓度低于7%时，H2NbF7发生水解生成H2NbOF5。影响分解反应的因素主要有氟氢酸浓度和用量、精矿粒度、分解温度、搅拌速度和分解时间等。氟氢酸浓度和用量增加，分解反应速度加快。氟氢酸浓度一般以25～30mol/L为宜。在分解过程中加入硫酸，由于精矿中某些组分与硫酸反应，能提高分解反应的速度。分解反应速度与精矿颗粒总表面积成正比，而颗粒总表面积与颗粒半径成反比，减小精矿粒径有利于提高分解反应速度。一般使用粒径在0.074mm以下的铌钽精矿。分解温度高，分解反应速度快，一般在低于333K温度下加完物料，在353K温度下保温6～8h。铌钽精矿的分解速度受扩散层厚度的控制，适当增加搅拌速度可减小扩散层厚度，对提高分解速度有利。用氟氢酸分解铌钽精矿的铌钽分解率一般在98%以上，分解残渣中的铌钽含量低于1%。氟氢酸是强腐蚀性酸，加热时容易挥发，分解作业在衬铅、衬胶或钼镍合金的密封槽中进行。作业场所要备有有效的通风设施，严禁人体接触氟氢酸。在铌钽精矿氟氢酸分解的废渣中常含有铀、钍等放射性元素，根据国家放射性防护规定，比放射性活度大于7.4×104Bq/kg的废渣要按放射性废物处理，存入专用渣库，严防废渣流失，避免污染环境。氟氢酸分解铌钽精矿所产生的含氟酸性废液，用石灰处理达到国家标准后排放。

氯化蒸发法用于难处理的金精矿，并归纳收回精矿中所含的其他金属是有出路的。这是鉴于混法、化法等一般都只侧重收回矿石中的金，而银（部分）、铜、铅、锌等有价金属则随尾矿抛弃得不到应有收回。 氯化蒸发法是将精矿与氯化剂一同加热，使金、银、铜、铅、锌等金属氯化生成具有蒸发性的物质进步并捕集于烟尘和洗液中，然后经过湿法冶金从中分步收回这些金属。 氯化剂NaCl或CaCl2的用量一般为精矿分量的10%～15%。当质料为硫化物精矿时，应预先进行不彻底氧化焙烧，使焙砂中残留3%～5%的硫，以便于氯化进程中发生一部分起氯化催化剂作用的S2Cl2，使精矿能在较低的（1000℃）的温度下氯化蒸发。但当精矿中不含硫时，氯化蒸发温度有必要不低于1150℃。此刻，氯化剂的用量可削减到精矿分量的5%。 精矿常与10%～15%NaCl（或5%～10%CaCl2）一同加水于圆盘制球机中制球，经150～200℃烘干后筛去粉末，再于竖式炉中进行氯化蒸发。当运用的物料为粉料（不制球）时，可选用卧式管状炉（回转窑）进行氯化蒸发。 氯化蒸发产品（烟尘）的捕收和处理一般选用如下办法： （1）分段操控温度，从蒸发物中分步沉降各种金属氯化物； （2）敏捷冷却蒸发物使各种金属氯化物一起沉积，然后在550～570℃条件下进行沉积物的硫酸盐化焙烧，再加水浸出以别离贱金属硫酸盐； （3）经过湿式洗气使氯化物进入洗液。洗液经循环运用到必定浓度后，从溶液中分步别离各种金属氯化物。 表1列出了苏联4种难处理金精矿焙砂的氯化蒸发实验条件及成果。表1  难浸金精矿焙砂的氯化蒸发实验条件及目标试样号精矿特性氯化剂用量∕%氯化温度∕℃氯化时刻∕h渣含金∕ g·t－1金收回率∕%1金与硫化物严密共生， 并含很多碳5115030.8～396～992金与砷黄铁矿共生5115020.8～396～993金与黄铁矿 共生10115030.199.74含铜产品10115030.499.4 图1所示为含金黄铁矿焙砂氯化蒸发物的湿法冶金流程。此流程的分步作业条件是：图1  黄铁矿焙砂氯化蒸发物的湿法冶金准则流程 （1）用20g∕L硫酸液于20℃浸出1～2h，使铜、锌等溶解别离产出金－铅渣； （2）向浸出液中加氯化钙，于20℃拌和0.5～1h沉积硫； （3）加石灰乳到pH4.5～5，拌和2～3h沉积铜； （4）加石灰乳到pH10，拌和1.5～2h沉积锌。 为了下降氯的耗费，М.Н.济里亚诺夫（Зыряиов）等曾体系地研讨了难处理金精矿的氯化作业条件。经屡次实验后证明： （1）金精矿中的铁首要呈易氯化的硫化物（如黄铁矿等）形状存在。如将此高硫精矿直接进行氯化，氯的耗费量必定很高。若将此精矿预先进行氧化焙烧，铁即转化为较难氯化的氧化铁，可削减氯的耗费； （2）往炉猜中增加NaCl，可使某些难处理精矿的氯化焙烧能在较低的温度下进行。如向含金142.2g∕t的精矿中增加5%NaCl，在温度400℃进行氯化焙烧后，金的氯化率可达91%。其间，9%的金氯化蒸发进入烟气中，82%呈氯化状况留于焙砂中。这些金的氯化物经水洗作业就能生成可溶复式盐进入溶液中； （3）往炉猜中增加5%NaCl，于700～800℃进行氯氧混合气体氯化焙烧，金的氯化率比不加NaCl能进步5%～6%，它与高温（1000～1150℃）氯化蒸发金的目标适当。当焙烧粒度－0.6～＋0.2mm的精矿，供入含Cl225%的氯－空气混合气体进行氯化焙烧2h，不同温度和NaCl增加量对金和铁的氯化目标列于表2。从表2中看出：在上述条件下，增加5%NaCl于700～800℃进行氯化焙烧，金的化率高达97.8%～98.9%，金的氯化蒸发率更高达97.5%～98.8%，即已氯化的金实质上简直彻底蒸发；表2  温度和NaCl增加量对金氯化目标的影响温度∕℃加NaCl量∕%浸渣含金∕g·t－1氯化率∕%Au蒸发率AuFe500014.191.53.290.854.197.54.046.5600011.692.48.091.653.298.08.668.5700011.893.020.092.954.797.819.797.5105.896.219.396.2800015.890.326.089.952.198.925.898.8105.096.726.896.3     （4）精矿氯化中，Fe仍是耗费氯的首要组分，且跟着焙烧温度的升高，铁的氯化率也增大。为下降铁的氯化率削减氯的耗费，在温度700～800℃条件下，别离供入含Cl 3%～25%氯－空气混合气体和加或不加NaCl进行了氯化焙烧实验。归纳各次实验成果示于图2。从图中看出，焙烧作业在温度700～800℃，供入含Cl2温度；700℃（1、3、5），800℃（2、4、6)，增加NaCl5%（3、4）3%的氯－空气混合气体焙烧，Fe的氯化率别离降至1.5%和3%，但金的氯化率也随之下降。为了在低氯浓度的氯－空气混合气体焙烧中能坚持高的金氯化率，实验证明：在供入氯浓度5%～10%的氯－空气混合气体条件下，往炉猜中增加5%NaCl，金的氯化率就可进步速95%左右，此刻，铁的氯化率仍坚持不加NaCl进行氯化焙烧的水平，与炉猜中是否增加NaCl无关。当用此氯化准则焙烧某选厂的含砷精矿时，金的氯化率和蒸发率亦达97.8%～98.1%，氯化浸渣中含金3～3.7g∕t。图2  氯化剂含氯浓度对金（E1）和铁（E2）氯化率的影响     （5）依据以上实验选定的难处理金精矿扩展实验条件是：精矿球粒度5～15mm，增加NaCl 5%，在700～800℃供入含氯5%的氯－空气混合气体在竖式炉中焙烧2h。所得成果比实验室实验成果还高些，金的氯化蒸发率达99.2%，浸渣含金仅1.4g∕t。因为铁氯化率的下降，还可削减氯的耗费。     我国曾对某矿的浮选金精矿进行了高温化蒸发扩展实验。实验运用的金精矿组分如下：组分Au∕g·t－1Ag∕g·t－1CuPbZnFeSSiO2CaOMgOAl2O3含量∕%76.3841.830.200.290.2932.0030.9626.300.480.490.89 因为精矿含硫高，故先经欢腾焙烧脱硫。 焙砂经磨矿后和烟尘（70.6%140～180目）兼并，于圆盘制粒机上喷洒密度1.29～1.30g／cm3的氯化钙液，制成直径10～12mm的球粒。经过给料箕斗供入竖式枯燥炉中枯燥至含水1%左右，此干球含氯化钙8%～10%，抗压强度为10～15kg∕个。经振动筛除掉粉料后，送回转窑进行氯化焙烧。 回转窑的氯化蒸发焙烧，是在高温条件下进行的。进程中金、银、铜、铅、锌等金属及其化合物与氯作用生成氯化物并蒸发，其反响如下： CaCl2＋ O2 CaO＋Cl2 MeO＋Cl2 MeCl2＋ O2 MeS＋Cl2 MeCl2＋ S2 S2＋2O2 2SO2 Me＋Cl2 MeCl2 生成的金、银、铜、铅、锌等氯化物在高温下蒸发进入烟气中，经收尘体系予以收回。但金的氯化物在高温下不安稳，故烟尘中的金均呈金属状况。 实验用的回转窑出产能力为0.98t∕（m3·d），窑体倾斜度1.85%。转速1.42r∕min，矿球在窑内的填充系数10.3%，矿球在窑内停留时刻80min。加热用柴油，耗油量250～300kg∕t矿球。窑内的高温区（氯化蒸发区）温度达1040～1080℃，烟气含5%～9%氧，烟气排出速度2～2.5m∕s。经氯化蒸发焙烧后，矿球失重率10%左右，抗压强度达31～95kg∕个，所含的铁和杂质均契合炼铁要求，可直接入高炉熔炼生铁。 在回转窑焙烧进程中因为柴油在窑内燃料不彻底，而生成11.4%的游离炭进入湿烟尘中。为了不影响浸出作用，先将湿尘于450±20℃下焙烧3h，使游离炭降至1%左右，然后再磨矿。焙烧脱炭进程中，金、银、铅的损失率（%）别离不大于0.5、3.0和10.0。 收尘运用沉降斗、冲击洗刷器、内喷式文氏管和湿式电收尘器等组成的湿式快速收尘体系。经过各级收尘，取得含金、银、铅为主的干尘、湿尘和含铜、锌的洗尘液。 氯化蒸发烟尘中的金悉数呈金属状况，将其于磁球磨机中参加液，并向液中参加漂和硫酸，使其分化放出活性氯来氯化金： 2Au＋Cl2 2AuCl AuCl＋Cl－ AuCl2－ AuCl2－＋Cl2 AuCl4－ 其总反响式为： 2Au＋3Cl2＋2HCl 2HAuCl4 因为湿烟尘中含金较多（12kg∕t），故选用两次浸出。浸出前，先将烟尘磨碎至－0.15mm（100目）。一次浸出条件为：固液比1∶2，参加10%、5%漂、4%硫酸，浸出时刻4h，金的浸出率可达96.70%。二次浸出条件为：固液比1∶1.5，参加10%、3%漂、4%硫酸，浸出时刻4h，可使剩余金的79.80%进入溶液。两次浸出金的总浸出率达99%以上，浸出渣含金小于100g／t。 产出的干烟尘含金约1kg∕t，经磨碎至－0.15mm，用上述相同的条件进行一次浸出。金的浸出率大于96%，渣含金50～80g∕t。 浸出渣用2%液洗刷两次，一次洗液回来作二次浸出用，二次洗液回来作一次洗刷用。洗刷渣过滤后送收回银、铅。二次氯化浸出液回来作一次浸出用，以便于取得富含金的浸出液。 一次浸出的富金溶液，含金4～6g∕L，H＋浓度小于0.7mol∕L，加钠复原金： 2AuCl3＋3Na2SO3＋3H2O＝2Au↓＋6HCl＋3Na2SO4 钠的用量为理论量的1.2～1.8倍，一般按每克金参加1.5g。金的复原率达99.9%，液中含金仅0.005g∕L以下。复原的金粒经过滤后，用1%的液洗刷两次，再用水洗刷两次，取得的金纯度大于98.5%。然后别离用氯化铵液和稀硝酸处理除掉银、铅等杂质，金的纯度可进步到99.7%～99.8%。 浸出金的渣，含银9～10kg∕t、铅37%～39%，金小于0.1kg∕t，用酸性食盐水浸出。浸出液pH0.5～1.5，食盐浓度280g∕L，固液比1∶8～10，温度70～80℃，经浸出2h，银、铅生成NaAgCl2与Na2PbCl4进入溶液，浸出率均达98%以上。浸出渣用pH1的酸性食盐水洗刷（洗水回来浸出进程）后送去收回其他金属。 银、铅浸出液先加铅置换复原银： 2NaAgCl2＋Pb 2Ag↓＋Na2PbCl4 运用滚动铅板在液温70～80℃下，置换2h，可从含银0.64～0.98g∕L的溶液中收回大于99%的银，余液含银降至0.002～0.004g∕L。产出的海绵银纯度为85～90%，经熔铸后银锭纯度可达95%以上。 置换银后的溶液，含铅26～38g∕L，于70～80℃参加碳酸钠中和至pH6～7，可使95%以上的铅成碳酸铅沉积，经水洗后碳酸铅纯度可进步到65.72%。残液回来盐水浸出进程。 湿式收尘洗刷烟气的洗液含（g∕L）铜2.89、锌4.54、铅0.57、铁0.69、SO42－12.6、Cl－113.6、H＋3.2。先向液中参加石灰石鼓风氧化并中和3h至pH2.5～3.0，使硫酸根与铁生成氢氧化铁和硫酸钙沉积后，运用30%环烷酸火油钙皂进行5级逆流接连萃取，铜的萃取率达97.2%。 CuCl2＋（RCOO）2Ca （RCOO）2Cu＋CaCl2 生成的铜皂用2mol／L硫酸的有∶水＝2∶1的条件反萃，铜的反萃率可达100%。经多级逆流反萃，至末级反萃液中含铜大于50g∕L，用活性炭吸附有机相后送电积提铜。 提铜后的溶液含锌3.53g∕L。将溶液调整至pH4.6～5.2，经3级逆流萃取，锌的萃取率可达99.6～100%。锌皂的反萃运用12mol∕L硫酸液，经7级反革，反萃率可达99%以上，反萃液中锌可富集至100g∕L，经活性炭吸附有机相后送电积提锌。 表3列出了浮选精矿高温氯化蒸发扩展实验各阶段的金、银、铜、铅、锌收回目标。 表3  金精矿高温氯化蒸发扩展实验目标金属焙烧收回率∕%氯化蒸发率∕%收法功率∕%冶金收回率∕%总收回率∕%金98.8798.8696.2098.0092.15银94.4485.4495.3494.0072.40铜90.1391.4391.6793.6070.70铅94.1385.1996.8184.0065.30锌94.3091.5889.0294.0072.30     尽管金精矿的高温氯化蒸发进程杂乱，建厂出资大，所处理的质料又仅限于报价贵的金精矿，并且还存在一些工业化出产问题需求处理。但该法可用于处理难溶金精矿，并归纳收回其间的有价金属。

以某厂湿法炼锌浸出渣浮选所得的银精矿为质料,用对其进行络合浸出,并用锌粉分步复原收回浸出液中的银和铜。结果表明,银浸出率保持在90%左右,锌粉分步复原可得到含银80%左右的银绵和含铜60%左右的铜渣。银绵经火法处理得粗银锭,再经电解可得精银,二次复原后液可直接回来浸出流程,可使得到循环使用。经出产中试,该工艺可应用于工业出产并获得较好的经济效益。

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。

唐谟堂等在多年研讨的基础上提出了一种新的处理铋精矿的湿法冶金办法－新氯化水解沉铋法。在36～378K的温度下，选用两段循环浸出，大大提高了铋的浸出回收率。该流程的特点是选用了一种含有金属氯化物的酸性水溶液（A#CA），它兼有和氯化剂的长处，处理了浸出剂的再生和溶液中铁的循环堆集问题，并使溶液中的铋浓度大大提高，后续工序的生产能力相应得以扩展。准则工艺流程见图1。图1  新氯化水解法准则工艺流程图 由所以在高温下浸出，杂质如As和S的氧化浸出率较高，一起副反应将导致氧气的消耗量增大。

澳大利亚新南威尔士的希尔格罗夫（Hillgrove）锑矿是一个前期挖掘的矿床，现存锑矿带均匀宽只300～400mm。1969年，新东澳大利亚矿业公司（NEAM）又在这儿运营一个小矿山和选厂。 该矿为石英脉型含金辉锑矿床，首要共生矿藏为黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂、白钨矿和绿泥石等，矿石含Sb～4.5%、Au～9g∕t。采出的矿石经磨矿、重选和浮选，产出锑精矿售给冶炼厂。精矿中含金30～40g∕t、冶炼厂不交给任何酬劳。为了提取其间的金，选厂曾用化法实验，作用欠好。后在实验其他溶剂时，发现能快速地浸出精矿中的暴露金。而于1982年3月树立一座1t∕h的小型分批作业浸出车间。 该车间处理锑精矿仅仅收回其间的单体解离金，并不希求更高的金收回率。故选用较高的和Fe3＋浓度，并将浸液与精矿预先混合制浆，可使每批精矿的纯浸出时刻缩短至不超越15min。浸出贵液中的金用活性炭吸附，产出含金6～8kg∕t的载金炭直接出售。吸附金后的液加H2O2调整氧化复原电位后回来浸出进程循环运用。 选用浸出的开始几个月，曾出现已溶金沉积丢失，经查明，它是吸附在精矿中的绿泥石上形成的。故又在浮选时增加空气按捺剂633以按捺绿泥石，并在浸出前向矿浆中参加少数柴油。采纳这些办法后，暴露金得以浸出，精矿中金收回率达50%～80%，耗费通常在2kg∕t以下。 该公司还发现，浮选尾矿中的毒砂含有很多金，故又增加了毒砂浮选回路，产出的砷精矿含As15%～20%、Sb5%、Au150～200g∕t，尾矿中金的收回率～70%。为此，又于1983年建成一座600t∕d的前期尾矿再处理工厂，可从每吨尾矿中收回金1～2.5g。

住友电气工业株式会社近日开发出一种新型的多孔铝材料铝-Celmet，可将锂离子电池的容量增加1.5-3倍。    “里程焦虑”一直是阻碍电动汽车广泛推广的主要因素，人们总是担心电动汽车电力不足时，会将乘客滞留在途中。现在，由日本住友电工公司开发的这种新的材料可以帮助消除这种担忧，新材料可以将电动汽车的电池容量提高1.5至3倍，从而大大延长电动车的续航时间和里程。    从40倍放大镜下可以看到，铝-Celmet是一种立体网眼状结构，充满互连、开放、的球形微孔的材料，这种结构的材料非常容易通过切割、冲压等方式进行形状上的加工。虽然住友电气之前生产的镍-Celmet也是这种多孔性结构，但铝-Celmet的密度只有镍-Celmet的三分之一，电阻也不到镍的一半，并且还具有超高抗腐蚀性等特点，更加适宜用在锂离子或其它需要频繁充放电的电池中。　　住友电工表示，铝-Celmet已经在日本大阪进行小规模生产，并努力实现大规模生产和商业化投入使用。  删除

铁矿石中，主要铁矿物有磁铁矿和赤铁矿，主要脉石矿物为石英。精矿铁品位难以显著提高，主要原因是吸附在单体铁矿物表面的微细粒石英及矿泥难以通过磁选有效脱除而进入精矿，以及部分 铁矿物与脉石的微细粒聚集体因难以实现有效分散而进入精矿所致。怎样解决这一难题呢?以下是相关试验的简单过程和试验结论： 一、确定试验方式： 　 磨矿-弱磁粗选-强磁粗选-磁选混合粗精矿再磨-弱磁精选-强磁精选 二、试验结果：    1.抑制剂试验     (1)抑制剂种类试验：有机抑制剂分子量相对较大，亲水基团吸附于铁矿物表面可对铁矿物产生很好抑制效果。加入单一抑制剂时，得到的粗精矿铁品位和铁回收率分别达52.33%和92.2%。     (2)淀粉+腐植酸钠用量：粗精矿铁回收率有65.64%上升到94.11%，铁品位从55.98%下降至51.01%。    2.捕收剂试验     (1)捕收剂种类试验：选用OXP与C-1的组合为脉石矿物的捕收剂。     (2)OXP+C-1用量试验：确定粗选OXP+C-1用量为250+50g/t。    3.闭路试验      该流程处理，可获得铁品位66.17%、回收率86.52%的铁精矿 三、结论：     (1)铁矿物单体解离较充分，但由于微细粒的影响，进一步磁选难以获得合格的铁精矿。     (2)以淀粉+腐植酸钠组合为铁矿物抑制剂、OXP+C-1组合为脉石矿物捕收剂，采用1粗1扫3精、 中矿顺序返回流程处理该粗精矿，可获得铁品位为65.17%、铁回收率为88.14%的铁精矿。

浙江省遂昌金矿有限公司选用浮选金精矿化浸出工艺收回金，日处理原矿300 t，选用的工艺流程为两段－闭路碎矿－阶段磨矿－阶段选别－金精矿再磨－浸前浓缩－两浸两洗－贵液锌粉置换－滤渣压滤－贫液（部分回来）除外排。2000年完结小型全泥化浸出实验，2001年进行富氧助浸实验，2003年将原300t/d的浮选－化工艺改为150t/d的全泥化工艺。技改后，选用了多项新技能：贵液回来磨矿，边磨边浸；高高碱富氧浸出；陶瓷过滤机尾矿脱水；稠密机高效化改造；含污水零排放；在南边初次选用化尾渣干法堆置技能等，金、银收回率均进步4％。一起，将原浮选设备、场所改形成为全泥化、铅锌矿选矿工艺2个独立出产体系，节约出资费用，为铅锌矿选矿出产发明了条件。 一、原矿性质 矿石中有用矿藏为天然金、天然银及银金矿等。金银矿藏有金银矿、银金矿、天然金及辉银矿等，金约90％散布在金银矿中。金属矿藏首要为黄铁矿、磁黄铁矿、白铁矿、闪锌矿、黄铜矿及方铅矿等；脉石矿藏首要为石英、白云石及方解石等。原矿多元素化学分析成果见表1。 表1  原矿多元素分析成果  %AuAgSCuPbZnAs∑FeP1.005×10-32.55×10-23.360.050.060.160.084.630.032K2ONaOTiO2CaOMgOSiO2MnAl2O3酌减0.420.020.090.390.3380.460.472.50～3.703.26 金银矿藏多呈卵圆状、叶状、棒状和不规则树枝状，粒径多在0.01～0.038mm之间，最大粒径0.3mm，最小粒径为0.003mm。赋存状况有2种：包裹体方法，约占30%，绝大部涣散布在黄铁矿中，少数涣散在方铅矿、闪锌矿和黄铜矿晶体中，粒径一般小于0.01mm；连生体方法，约占70%，散布于脉石矿藏和金属硫化物间，粒径改变较大，在0.20～0.02mm之间。矿石属易选易浸矿石。 二、全泥化浸出工艺技能改造 全泥化浸出工艺流程如图1所示。图1 全泥化出产工艺流程图 （一）边磨边浸强化浸出工艺 从冶金动力学视点看，边磨边浸有着强化浸出的作用，使金的浸出时刻缩短。强化浸出的原因有：1、金的化络合反响是受涣散控制的反响，在边磨边浸进程中，磨矿介质与矿石颗粒之间存在激烈的碾磨作用，损坏或减薄了矿石中金微粒表面的涣散界面层，强化了CN-、O2分子及金络离子的涣散，然后加快了金的化络合反响。2、粗矿料在磨碎进程中使金微粒不断暴露出新鲜的表面，使表面反响活性进步，有利于化络合反响的进行。3、金颗粒不断被磨细，使溶解的表面积不断增大，然后缩短了金的溶解时刻。在出产实践中，不需预浸，将部分贵液直接回来球磨、分级溢流处，可完成整个体系水的循环运用，完成零排放。选用边磨边浸工艺，可浸出至少50%的金、银，能够进一步缩短浸出时刻，贫液作为浓缩机洗水，可有用下降排液中金的含量。为防止含液体的跑、冒、滴、漏，在流程中设置了报警及自动控制设备。 （二）陶瓷过滤机的运用 原选用的XMG300×1 250（300m2）厢式压滤机尽管结构简略，固液别离操作便利，但存在运转本钱高、滤饼水分高（达17.92%）、自动化程度低、人工劳动强度大、操作人员多、保护作业量大、简略喷浆、场所卫生差、滤液污浊等许多问题，而陶瓷过滤机是最近几年发展起来的用于固液别离的新式设备，有着自动化程度高、操作便利、脱水产品水分低(16.81%)等长处，在有色冶金职业得到了广泛使用。选用陶瓷过滤机处理全泥化尾矿，自动化程度高，操作便利，脱水彻底，滤液明晰，目标较为抱负。 （三）尾渣干法堆置 尾矿压滤、尾渣干法堆存工艺在国内黄金矿山的使用已有近10a时刻，实践标明。尾矿经压滤、干式堆存，能够给矿山带来显着的经济效益和社会效益，应大力推广。 黄金矿山，特别选用全泥化法的矿山，为尽量运用化废水以及收回和已溶金，都对尾矿压滤后选用干式堆存。浮选尾矿在尾矿库内的天然沉降有分级作用，粗粒沉于坝前，有利于排渗，而化尾渣（含水17%左右）粗细不分级，质地均匀，有利于固结（在没有外来水进入的情况下）而不利于排渗。化尾矿以干式堆存，没有外来水补给，自身无渗水可排，所以进步了稳定性。 对尾渣干堆的办理采纳了多项办法：1、树立截（排）水沟，将降雨形成的外来补给水彻底扫除在干堆场之外；2、加强堆场内坡面平坦、引水作业，将表面雨水以分区块设排水沟，以小流量（涣散）方法引到鸿沟排水沟中，树立中间高、向两边排水沟缓慢歪斜的地表面，防止积水；3、在堆积体上树立若干标识，守时进行变形监测；4、旱季时操作人员进入风险区域作业有必要采纳在必要的防护办法并在有人监护的情况下进行，不得独立进入风险区作业。5、备足漂以应急降解，一旦含的渗流水根偏高，影响总排目标时，则添加漂；6、有清晰的堆置次序、堆置要求；7、遇雨水降临，要做好化渣场的掩盖作业。 从2003年7月全泥化出产以来，对堆场渗水检测（绝大部分时刻没渗水）成果标明，下流水质和尾矿库总排目标比全泥化前有所改善，在2003年12月的环境评价中，得到了“对环境不会发生恶化的影响，其间Cu、Zn、Cd、Mn、CN-浓度有不程度下降”的定论。 （四）新增装备辅佐浸出—富氧体系 选用富氧浸出能够显着添加矿浆中溶解氧的含量，进步金的溶解速度，显着下降化尾渣金档次，不添加浸出设备，削减浸出槽数量、削减充气功率（制氧机功率小于空压机功率），下降电耗、炭耗、药耗。富氧浸出工艺只需8～16h就能得到与炭浸工艺（CIL）24h适当的浸出目标，金浸出率一般可进步1%～3%，下降用量10%～30%，然后进步浸出设备处理才能1倍以上，节约建造出资，下降出产本钱。出产标明，选用富氧浸出时刻到12h，浸渣档次均匀在0.50～0.80g/t；富氧浸出16h，金均匀浸出率为97.18%，超越非富氧浸出30h的目标。一起，依据贵液中银、铜含量高的特色，进行了高高碱浓度置换实验，作用较好。出产实践标明，置换后贫液中金质量浓度别离降到0.02和0.08mg/L以下。 三、结语 改善后的全泥化浸出技能的首要长处有： （一）工艺简略，中间环节少，中矿丢失少，有利于金属收回； （二）不需选矿，节约了浮选药剂和电耗，下降了出产本钱，也防止了浮选药剂对环境的污染； （三）不需预浸，石灰和可直接参加球磨机中，贵液直接回来球磨、分级溢流，为完成整个体系水循环运用，完成零排放供给有利条件； （四）浸出目标好，归纳收回率比选矿－化工艺目标高； （五）装备辅佐浸出－富氧体系，浸出时刻比传统工艺缩短一半； （六）化尾矿干法堆存，废水零排放。 改善前后的出产技能目标比照成果见表2。能够看出，选用全泥化浸出工艺，金、银总收回率均进步了4%以上，经济效益显着，并且无废水排放，尾渣可干式堆存，对环境无污染，有较好的环境效益。 表2 改造前后的工艺目标

又叫硫化尿素，分子式为SCN2H4，白色具光泽菱形六面体，味苦，密度为1。405克/立方厘米，易溶于水，水溶液呈中性。毒性小，无腐蚀性，对人体无危害。 能溶金为实验所证明，在氧化剂存鄙人，金呈Au(SCN2H4)2+络阳离子形状转入酸性液中。溶金是电化学腐蚀进程，其他化学方程式可用下式表明： Au + 2SCN2H4 = Au(SCN2H4)+2 +e 挑选适合的氧化剂是酸性溶金的关键问题，较适合的氧化剂为Fe3+和溶解氧，因而溶金的化学反应式可表明为： Au+2SCN2H4 +Fe3+ = Au(SCN2H4)+2 +Fe2+ Au +1/4O2 +H+ +2SCN2H4 = Au(SCN2H4)+2 +1/2H2O 溶金所得贵液，依据其所含金量的凹凸，可选用铁、铝置换或电积办法沉金，金泥溶炼得到合质金。金泥溶炼工艺与化金泥相同。 溶金时的浸出率首要取决于介质PH值、氧化剂类型与用量、用量、矿藏组成及金粒巨细、浸出温度、浸出时刻及浸金工艺等要素。 在碱性液中不安稳，易分解为硫化物和基。但在酸性介质中较安稳。因而从的安稳性考虑，提金时一般选用的稀硫酸溶液作浸出剂，并且应该留意先加酸后加，避免矿浆部分温度过高而使水解失效。 介质酸度与浓度有关，酸度在随浓度进步而下降，在常温用量条件下介质PH值小于1.5为宜，但酸度不宜太大，否则会添加杂质的酸溶量。 溶金时需添加一定量的氧化剂，较为抱负的氧化剂为二氧化锰、二硫甲脒、高价铁盐和溶解氧。酸性液溶金时只需保持矿浆中溶解氧的浓度，高价铁盐可得到再生。 为有机络合物，在酸性液中能够和许多金属阳离子构成络阳离子，除外，其他金属的络阳离子的安稳性小，因而酸性液溶金具有较高的挑选性。但原猜中的铜、铋氧化物会酸溶，并与络合而下降浸金作用和添加用量，原猜中含较多量的酸溶物(如二价铁、碳酸盐、有色金属氧化物等)和还原性组分时会添加氧化剂及硫酸的耗费，并下降金的浸出率。但铜、砷、锑、铅等硫化矿藏对溶金的有害影响较小，因而酸性液溶金能够从杂乱的难选金矿藏质料挑选性提取金银。 金粒巨细是影响金浸出率的要素之一。 溶金速度随浸出温度上升而进步，但的热安稳小，温度过高易发作水解而失效，矿浆温度不宜超越55度，一般在室温下进行提金。 金的浸出率一般随用量的增大而进步，因为提金首要靠高价铁离子作氧化剂，溶液中高价铁离子浓度远较溶解氧浓度高并且能够调理，所以溶金的浓度较高，硫用量随质料含金量而异，其单耗(千克/吨)为几千克至几十千克。 金的浸出率一般随浸出时刻的添加而进步。 金的浸出率与浸金工艺有关，选用一步法(如炭浆法、炭浸法)提金工艺能够明显缩短浸金时刻。  法提金是一项无毒提金新工艺，我国已选用此法来处理重选金精矿和浮选金精矿。但此工艺现在仍存在本钱较高的问题。

1986年河南桐柏银矿投产以来，又有20多个独立银矿山连续竣工投产，因而银精矿已成为我国白银出产的重要来历。但因为我国银矿石的档次偏低、矿藏成分镶嵌杂乱，所产出的银（精）矿除少数可选用传统化法收回金银外，大多尴尬处理银精矿。氯化焙烧法、加压氧化法、硝酸氧化法和氯盐—加压氧化法等预处理手法能大起伏改进银的收回率，但关于贵金属元素中报价最低而化学性质却最生动的银而言，这些工艺仍缺少经济竞争力。故银精矿大多被搭配到相应的铅或铜冶炼炉中处理，而金银则从其阳极泥中归纳收回。但是因熔炼工艺存在收回流程长、资金占压严峻等缺陷，故怎么经济地处理含银矿石仍然是国内外冶金工作者未能很好处理的重要难题。  水氯化法曾一度是从矿石中提金的首要办法，但跟着易浸金矿石资源的日渐干涸，难处理金矿石的比重逐渐加大，特别是对环境保护的要求日趋严厉，化面对经济与环保的两层应战。因而，水氯化提金法从头受到重视。现在已有多家工厂投入出产，如南非用水氯化法浸出金精矿焙砂时的浸金率达99%，前苏联浸出含金110g/t的脱砷焙砂时的浸金率达98%，而美国用水氯化法处理含砷、碳矿石，浸出18h时的浸金率达94%，单耗17.5kg/t矿。本文拟对某炭质银金精矿的焙烧进程及其水氯化法提金工艺进行开始研讨。     1 试验部分      1.1  原料及试剂  试料系某银矿的浮选银金精矿，且粒度-0.074mm的物料约占95%。物相分析标明，首要硫化矿藏为FeS2，并伴有少数的方铅矿、闪锌矿、黝铜矿等；首要脉石为硅酸盐类如绢云母；并有较高含量的石墨碳，其化学成分及其金银的化学物相分析成果别离见表1和表2，其间CT为总碳含量;Corg为除碳酸盐以外的有机碳含量。  表1  银金精矿多元素分析成果  %  组分Ag/g·t-1Au/g·t-1CuPbZnFeSCaSiO2 Al2O3CT Corg含量440017.30.392.052.2726.4925.290.9925.293.896.716.69 表2  银精矿中的金和银的化学物相分析 金品种含量g·t-1分配率/%　银品种含量g·t-1分配率/%单体金及露出连生体金15.8795.09天然银与角银矿49011.31辉银矿178041硫化物包裹金0.724.31黄铁矿等硫化物中包裹银203046.87硅酸盐包裹金0.10.6脉石中包裹银310.72小计16.69100小计4331100     1.2  工艺流程    因为所处理的银精矿为炭质高硫矿，若选用水氯化法直接处理时，其间的首要硫化物将与发作如下反响（以黄铁矿为例）：                          FeS2+7Cl2+8H2O=FeCl2+12Cl-+2SO42-+16H+    由上式不难看出，每溶解1kg黄铁矿（折合硫0.533kg）将需求至少4.13 kg，假定精矿中的硫悉数以黄铁矿存在，则溶解1t该精矿的硫，需求1959 kg，按1200元/t核算，仅的费用就高达2352元，明显其药剂本钱是不能承受的。因而，本项研讨选用焙烧工艺，先使大部分硫化物转化为SO2（工业出产可考虑用于制酸），以下降水氯化浸出时的耗费量。试验工艺流程如图1所示。 [next]                          图1 水氯化法处理银金精矿的工艺流程示意图     试验时，首要制备焙砂并经XZP-100振动磨再磨1min后用于水氯化提金，然后从其浸出渣收回银。浸金是在可控温的磁力拌和器上的锥形瓶中进行的, 经缓冲瓶后通入，电位及pH值由pHS-2C精细酸度计丈量；浸银试验是由电炉加热、6402型电子继电器和触点式温度计控温、JB-50电动拌和机拌和的带盖的烧杯中进行的。    1.3  分析办法    银精矿、焙砂及固体渣样中金银含量选用火试金法分析，而液相中的银用原子吸收光谱法，其间除非特别指明外，水氯化浸金进程中仅分析金。     2 成果与评论      2.1  银精矿焙砂的制备    因为受炭质银精矿本身性质的约束，焙烧往往很难到达一起改进金银浸出率的意图，一般需求增加硫酸盐或氯化物进行硫酸化或氯化焙烧。本试验焙砂的制备条件为：当有5%以上的增加剂存在的情况下，选用分段焙烧，即榜首段焙烧温度为400℃、焙烧时刻为1h；第二段焙烧温度与焙烧时刻别离为400～670℃和4h。所得焙砂经细磨、调浆后供水氯化浸金试验用。    2.2  水氯化法提金  在水氯化提金进程中，焙砂中残留的硫化物亦被氧化，银将以氯化银方式残留在水氯化渣中；然后选用传统的化法、硫代硫酸盐法或法等都可将水氯化浸金渣中的银收回，且其银的收回率将有较大起伏的进步。    2.2.1  温度对金浸出率的影响  为了保持有满足量的游离氯离子，以保证金氯络离子的稳定性，在水氯化浸金进程中，需增加10～20g/L NH4Cl。在固定的浸出条件（电位大于1.0V、时刻为6h）下，调查了水氯化浸出温度对金浸出率的影响，其试验成果见图2。图2的曲线标明：当温度由室温升至45℃，金的浸出率则进步了约16%，但持续进步温度，金的浸出率却稍有下降，这是因为跟着温度的升高，的溶解度有所下降，且耗氯的副反响加重，浸出液的色彩也由黄绿色逐渐转变成黄棕色，其浸出渣率明显削减（如浸出12h，室温文45℃时的渣率别离为93%和74%左右），也就是说很多的铁氧化物也被溶出，这对后续的金银收回是晦气的。别的，因该焙砂的金含量较低，所以选用室温浸出工艺较好。[next] 图2 温度对金浸出率的影响NH4Cl:20g/L HCl:0.8mol/L  L/S:4:1  t:6h    2.2.2  浸出时刻对金浸出率的影响  在常温及适宜的流量下（由水溶液的电位调理）调查浸出时刻对浸金率的影响，其试验成果如图3所示。图3的曲线标明：金的浸出率跟着浸出时刻的延伸而明显进步，但浸出时刻以10h为宜，此刻的金浸出率为96.1%，渣含金0.7g/t左右。 图3 浸出时刻对金浸出率的影响 NH4Cl:20g/L  HCl:0.8mol/L  L/S:4:1     2.2.3 水氯化法工艺的试剂耗费  因为试验规划小，且试验进程中常遇到瓶阀门阻塞等困难，有关耗量等参数没有进行具体考察，但据文献报导，水氯化法处理含硫0.46%的焙砂时，耗量为35kg/t。本试验焙砂的含硫量虽大于1%，但曾以稀硫酸溶液能否浸出很多银来判别所制备焙砂的质量好坏，故焙砂中的硫化物含量将很低，因而其的耗量似不会超越文献报导的水平。别的，据文献报导, 、及的试剂本钱别离为吨矿1.0、1.5和2.5美元，由此可见，水氯化法的试剂本钱与化法比较毫不逊色，这也许是除环保要素以外，水氯化提金法在炭质金矿处理领域中的研讨非常活泼的原因之一。    2.3  水氯化浸金渣中的银收回  硫代硫酸盐法是近几十年来研讨得最多的几种非提金办法之一。除与铁氧化物构成的难溶银化合物外，水氯化浸金渣中的银均转化为易溶的氯化银等，因而，选用硫代硫酸盐法进行了收回银的测验，最佳浸出条件为：室温、pH 值为9、液固比为25:1、 Na2S2O3浓度为20～25 g/L和浸出时刻3h，此刻，银的最佳浸出率约94.1%～95.6%。     3 结  论      3.1  该炭质银精矿组成杂乱，难以用传统的化法处理，但经焙烧—水氯化浸金—硫代硫酸盐浸银，其金银浸出率最高可别离达96.1%和95.6%。该法选用非试剂常温浸出，金银的浸出率高，适合于在小型金银矿山选用。    3.2  因为受试验室试验规划的约束，许多参数如耗量、贵液中的金银收回等还有待于进一步研讨。

在稀土精矿的生产上存在两大问题，严重影响了包头稀土 产业 的可持续发展。　　第一个是稀土精矿品位，产品单一，处理工艺也比较单一，稀土选矿厂生产的大部分是50%REO的精矿，处理工艺也是单一的浓硫酸焙烧工艺，给地区环境造成较大影响，黄河附近的稀土冶炼企业威胁黄河水源，处于半停产和全体等待迁徙的境地。如果稀土精矿品位提高到55%或60%以上，则从工艺上进行改变，就可从根本上改进和解决稀土冶炼企业的三废对环境带来的不利影响，因此改变稀土精矿产品结构，生产高品位稀土精矿是一项紧急和迫切的任务。　　第二个是稀土回收率太低，目前，用包头资源生产稀土精矿的选矿厂回收率不高，大部分选矿厂实际回收率都不超过60%，有的还要低，远远低于四川和美国同类选矿厂的水平，因此，提高包头资源稀土精矿回收率就更具有特殊的意义。其一是集中回收稀土矿物，使铁精矿的质量和回收率得到提高。由于铁精矿中的磷、氟严重影响了钢铁冶炼，铁的选矿回收率往往也是受到稀土矿物、萤石矿物等的影响，提高稀土精矿回收率对解决包头资源的全面综合利用具有重要的意义；其二是钍的回收利用得到保证，因为包头资源中的钍主要集于稀土矿物中，或者说绝大部分钍与稀土共生于稀土矿物中，要回收钍必须从稀土冶炼过程中回收，稀土回收率提高了，钍的回收率也提高了。而钍被认为是解决未来核能发电的长期核燃料来源，因此，提高稀土精矿回收率对钍的回收利用也具重要意义。其三是对放射性钍元素的环境影响也有很大的积极帮助，钍集中回收和利用，避免了放射性钍元素的扩散并避免对其他产品、空气、水源等造成污染和影响。在进行工业生产试验，本试验的目的就是既要提高稀土精矿品位，又要同时提高回收率。用不同工艺生产稀土精矿品位53%和59%的产品，回收率分别达到84%和90%以上，而且由于精矿品位和回收率的大幅提高，产品档次提高，生产效率提高，使选矿的经济效益大幅增长。这次提高稀土精矿品位和回收率的试验是在选矿闭路串级理论的基础上进行的，而这一理论又是在稀土萃取串级理论的基础上完成的，根据这一理论，对某一种选矿体系，可以通过计算和设计来达到我们人为要想达到的技术指标，这一理论的应用已经得到实验的证实，如能推广应用，对提高矿产品的质量和回收率是很有意义的，对矿产资源的节约利用和发展循环经济也将具有重要的意义。更多有关稀土精矿的内容请查阅上海 有色 网

锌是微量元素的一种，在人体内的含量以及每天所需摄入量都很少，但对机体的性发育、性功能、生殖细胞的生成却能起到举足轻重的作用，故有&ldquo;生命的火花&rdquo;与&ldquo;婚姻和谐素&rdquo;之称。人体正常含锌量为2-3克。绝大部分组织中都有极微量的锌分布，其中肝脏、肌肉和骨骼中含量较高。锌是体内数十种酶的主要成分。锌缺乏时全身各系统都会受到不良影响。尤其对青春期性腺成熟的影响更为直接。概况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。锌 是一种常用有色金属,是古代铜、锡、铅、金、银、汞、锌等7种有色金属中提炼最晚的一种,金属锌具蓝白色，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，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。锌主要用于钢铁、冶金、机械、电气、化工、轻工、军事和医药等领域。锌精矿是生产金属锌、锌化合物等的主要原料。金属锌主要是生产铜合金、铅合金、镁合金 、 铅锌合金及锌化合物用于钢铁、冶金、机械、电气、化工、轻工、军事和医药等领域。市场行情由于全球锌精矿增产，特别是中国矿山扩产带来供应增加，2012年全球锌精矿供应首次由短缺转为过剩，过剩数额36.99万吨，受此影响，锌精矿加工费逐渐回升，行业利润格局出现向冶炼环节转移倾向，中国产业洞察网《锌精矿行业当前现状及未来趋势发展预测报告》数据显示2013年全球锌精矿加工费已敲定210.5美元/吨，增幅为10.2%，中国锌精矿加工费从2012年的4247元/吨，上升到了5060元/吨，增幅19.1%。矿产商在TC上的让利有利于提振生产企业热情，中国产业洞察网分析师调研，今年1月中国冶炼企业开工率73.41%，较去年相比维持高位，2月份受春节假期影响开工率略低，但仍能维持在70%上方。资源锌的单一锌矿较少,锌矿资源主要是铅锌矿。中国铅锌矿资源比较丰富，全国除上海、天津、香港外，均有铅锌矿产出。产地有700多处，保有铅总储量3572万吨，居世界第4位；锌储量9384万吨，居世界第4位。从省际比较来看，云南铅储量占全国总储量17%，位居全国榜首；广东、内蒙古、甘肃、江西、湖南、四川次之，探明储量均在200万吨以上。全国锌储量以云南为最，占全国21.8%；内蒙古次之，占13.5%；其他如甘肃、广东、广西、湖南等省(区)的锌矿资源也较丰富，均在600万吨以上。铅锌矿主要分布在滇西兰坪地区、滇川地区、南岭地区、秦岭-祁连山地区以及内蒙古狼山-渣尔泰地区。从矿床类型来看，有与花岗岩有关的花岗岩型(广东连平)、夕卡岩型(湖南水口山)、斑岩型(云南姚安)矿床，有与海相火山有关的矿床(青海锡铁山)，有产于陆相火山岩中的矿床(江西冷水坑和浙江五部铅锌矿)，有产于海相碳酸盐(广东凡口)、泥岩-碎屑岩系中的铅锌矿(甘肃西成铅锌矿)，有产于海相或陆相砂岩和砾岩中的铅锌矿(云南金顶)等。铅锌矿成矿时代从太古宙到新生代皆有，以古生代铅锌矿资源力量丰富。生产工艺与质量指标锌精矿的选矿工艺一般是由铅锌矿或含锌矿石经破碎、球磨、泡沫浮选等工艺,生产出达到国家标准的锌精矿,锌精矿的主要成份根据产品等级规定，锌含量为40--55%。质量指标等 级Zn(%)Cu(%)Pb(%)Fe(%1≧55≦0.8≦1.0≦6.02≧53≦0.8≦1.0≦6.03≧50≦1.0≦1.5≦8.04≧48≦1.0≦1.5≦12.05≧45≦1.5≦2.0≦12.06≧43≦1.5≦2.0≦12.07≧40≦2.0≦2.5≦14.08≧40≦2.0≦2.8≦18.0

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

钨属于稀有元素，在地壳中含量仅为0.007%，我国钨（钨精矿）储量约占世界总储量的55%，居首位。华北、西北和西南都有产出，尤其是西起广西，经湖南、广东， 江西，东至福建的南岭山脉一带，钨矿最多。其中又以江西南部最为集中，大小矿山达数百处，大吉山、西华山、岿美山、盘古山等都是世界有名的钨矿山。我国选冶钨矿物原料与国外不同 国外长期以来开发的钨矿，主要是白钨矿，占总生产能力的60%。而我国尽管白钨矿已探明储量376万t，占全国钨矿总储量的71%，但由于一些大型、超大型钨多 金属 矿床的矿石物质成分复杂，嵌布粒度细，选冶技术尚未彻底解决，因而现阶段开采仍以石英脉型黑钨矿为主，占全国采出矿量的90%。 　　性质： 　　钨属亲石元素，主要以钨酸盐的形态存在于伟晶岩和热液矿床中；已知的钨矿约有15种，其中主要有黑钨矿和白钨矿两种。 　　(1)黑钨矿(Fe,Mn)WO4，又名钨锰铁矿，含WO3约76%，呈褐黑色至黑色，显半 金属 光泽，比重为7.1～7.9；属单斜晶系，晶体常呈厚板状，晶面上常有纵纹。黑钨矿常与石英脉共生在一起。 　　(2)白钨矿CaWO4，又名钨酸钙矿，含WO3约80%，常呈灰白色，有时略带浅黄、浅紫、浅褐等色，显金刚光泽或油脂光泽，比重为5.9～6.1；属四方晶系，晶形常呈双锥状，集合体多为不规则粒状或致密块状。白钨矿常与辉钼矿、方铅矿和闪锌矿共生在一起。 　　已知的含钨矿石主要有石英&mdash;黑钨矿矿石，硅卡岩&mdash;白钨矿矿石和砂矿等类型。 　　用途：钨精矿是生产钨铁、钨酸钠、仲钨酸铵（APT）、偏钨酸铵(AMT)等钨化合物的主要原料,其下游产品主要有三氧化钨、蓝色氧化钨、钨粉、碳化钨、硬质合金、钨钢、钨条、钨丝等。 　　生产工艺： 　　钨精矿的选矿工艺一般是由钨矿石(黑钨矿或白钨矿)经破碎、球磨、重选(主要有摇床、跳汰)、浮选、电选、磁选等工艺过程,生产出达到国家标准的黑钨精矿或白钨精矿,钨精矿的主要成份三氧化钨含量可达到65%以上。&nbsp;钨广泛应用于刀刃具、模具等的生产中。这种暴涨主要是供求关系所造成的，而造成这种供求关系的深层次原因，除了包含加工制造业发展因素以外，还有出口过量的因素在内。由于我国的汽车工业、机械加工工业以及采矿业的不断发展， 市场 对硬质合金、高速钢刀刃具的需求正在快速递增，同时对耐震钨丝、钨合金、钨电极等焊接材料的需求也以同样的比例增长。而在供给方面，尽管所有的钨矿点都在高速运转,但今年一季度 产量 仍然不比去年.今年一季度我国钨精矿 产量 为16300吨，比去年同期下降1.6%。

1. 概况     钨属于稀有元素，在地壳中含量仅为0.007%，我国钨储量约占世界总储量的55%，居首位。华北、西北和西南都有产出，尤其是西起广西，经湖南、广东， 江西，东至福建的南岭山脉一带，钨矿最多。其中又以江西南部最为集中，大小矿山达数百处，大吉山、西华山、岿美山、盘古山等都是世界有名的钨矿山。     我国选冶钨矿物原料与国外不同  国外长期以来开发的钨矿，主要是白钨矿，占总生产能力的60%。而我国尽管白钨矿已探明储量376万t，占全国钨矿总储量的71%，但由于一些大型、超大型钨多金属矿床的矿石物质成分复杂，嵌布粒度细，选冶技术尚未彻底解决，因而现阶段开采仍以石英脉型黑钨矿为主，占全国采出矿量的90%。      2. 性质     钨属亲石元素，主要以钨酸盐的形态存在于伟晶岩和热液矿床中；已知的钨矿约有15种，其中主要有黑钨矿和白钨矿两种。     (1)黑钨矿(Fe,Mn)WO4 ，又名钨锰铁矿，含WO3 约76%，呈褐黑色至黑色，显半金属光泽，比重为7.1～7.9；属单斜晶系，晶体常呈厚板状，晶面上常有纵纹。黑钨矿常与石英脉共生在一起。     (2)白钨矿CaWO4 ，又名钨酸钙矿，含WO3 约80%，常呈灰白色，有时略带浅黄、浅紫、浅褐等色，显金刚光泽或油脂光泽，比重为5.9～6.1；属四方晶系，晶形常呈双锥状，集合体多为不规则粒状或致密块状。白钨矿常与辉钼矿、方铅矿和闪锌矿共生在一起。     已知的含钨矿石主要有石英—黑钨矿矿石，硅卡岩—白钨矿矿石和砂矿等类型。      3. 用途     钨精矿是生产钨铁、APT（仲钨酸铵）的主要原料。      4. 产制     钨砂从岩体中采出，经粗碎、筛分及手选后，通常采用磁选、浮选以及重力、静电、化学选矿等方法进行精选，经精选后，可得到含WO3 为65%以上的钨精矿成品。