氧化锑精矿质量规格 表6-6-36氧化锑精矿质量规格类 别品 级锑不小于(%)杂质不大于(%)砷铅块精矿一级 二级 三级60 50 400.6 0.6 0.40.2 0.2 0.15                                                          注：锑精矿中含金量达到工业品位时，应报出分析数据。

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

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

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

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

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

钼精矿质量标准锌精矿质量标准

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％。

河北省有色金属公司小寺沟铜矿从1980年转产为生产钼精矿以来，选矿厂生产的钼精矿质量是按冶金部部颁YBV60～65标准（一级品>47%钼、二级品>45%钼）来组织生产的，如1980～1982年的钼精矿质量分别为47.46%。48.07%，47.17%。与国际市场上通行的钼精矿质量>54%的钼相比，差距较大，由于生产的钼精矿质量低，产品的竞争力差，售价也低，致合企业经刘效益不佳。    根据国内外选矿厂提高钼精矿质量的资料和经验，确定了钼铜分离浮选前进行浓密脱药，采用两段再磨来提高钼精矿质量的方案。    1.钼铜混合精矿浓密脱药    为了有利于钼铜分离浮选效果提高钼粗精矿品位，对钼铜分离浮选前的混合精矿进行浓密脱药，试验结果见下表。浓密脱药试验结果指标钼铜混合精矿分离粗精矿分离粗选回收率钼%钼%钼%不浓密脱药4.21117.693.94浓密脱药4.1819.4294.06     从上表可以看出，钼铜混合精矿经浓密脱药后，防止或减轻了钼铜分离粗选作业泡沫发粘现象，改善了分离粗选作业条件，从而提高了钼铜分离粗精矿产钼品位1.82%，特别是对于钼铜分离浮选作业尤为重要。    2.钼精矿再磨    由于钼精矿质量要求含钼51～54%为辉钼矿石含钼量的85～95%，这就需要辉钼矿达到解离，为此对辉钼精矿进行再磨，其再磨细度与品位的关系见下表。粗精矿再磨细度与品位表磨矿时间（分）再磨细度-360目（%）钼精矿品位铜精矿品位钼精矿回收率（%）钼（%）铜（%）钼（%）铜（%）04743.590.2450.14110.1582.51106851.320.180.1299.9581.38208653.110.110.14110.9581.06     从上表可以清楚的看出，随着再磨细度的提高，钼精矿品位明显提高，钼精矿含杂质（铜）亦随之降低，钼粗精矿再磨细度以-360目占86%为最好，但由于在现场实距中一段再磨很难磨到那么细，为了使再磨细度逐步磨细，再增加一段再磨，可以使辉钼矿达到比较充分的单体解离，生产新鲜的辉钼矿表面，有利于钼精矿品位的提高，因此一段再磨细度确定为-360目68%，以二次精选泡沫进行再磨，其两段再磨细度与精矿品位和回收率的关系见下表。第二段再磨细度与指标的关系再磨时间（分）再磨细度-360目（%）钼精矿品位铜精矿品位钼回收率（%）钼（%）铜（%）钼（%）铜（%）06851.690.180.1299.9581.3857753.010.1050.18510.37584.62158853.660.1050.10510.679.09309453.870.0950.13210.2549.52     一段与两段再磨小型闭路试验的指标为：一段再磨钼精矿品位50.685% Mo，回收率96.77%；两段再磨钼精矿品位53.395% Mo，回收率53%以上的预期效果。

绿柱石精矿质量指标(YB746—75)精矿种类等级BeO质量分子数%杂质质量分子数%Fe2O3Li2OF浮选精矿1≥10≤2≤1.2≤0.52≥8≤3≤1.5≤1.03≥8≤4≤1.8≤1.0手选精矿1≥10≤4≤1.5≤0.52≥8≤5≤1.5≤1.5

由于锑矿藏易溶于碱性溶液中，因而锑矿藏会严重影响金的化浸出。常见的金、锑矿藏别离办法有以下几种：    1.8～10%溶液是辉锑矿和一些氧化锑矿藏的杰出溶剂。一般在80～90℃时、矿浆浓度不低于33%时，用上述溶液浸出1～2小时能够别离矿石中的金和锑。残渣用水洗刷后，用化法收回金。    2.金-锑精矿经焙烧能使锑呈三氧化锑而蒸发出来。一般焙烧分二段进行，榜首段在500～600℃条件下焙烧1小时；第二段在1000℃下焙烧2～3小时。三氧化锑用收尘器收回，焙砂用稀硫酸浸出后，用化法收回金。    3.在压氧和溶液介质中进行压热浸出能够从金-锑精矿中收回金。当溶液中氢氧化浓度为33～35%、温度为170～175℃、氧压力15～16大气压时，浸出时刻24～30小时能够富金-锑精矿中收回99%的金。    4.用加氧化剂的酸性[CS(NH2)2]溶液，从金-锑精矿中浸出金。溶液中浓度为0.1～1%，硫酸浓度为0.1～0.5%，氧化剂浓度为0.001～0.1%时，金的浸出率可达60～70%。

（一）辉钼矿浮选的两个特色    1.辉钼矿的天然疏水性    辉钼矿为天然疏水矿藏，其天然疏水性首要由其结晶结构和键的实质引起。    辉钼矿的结晶结构为标准层状结构。在辉钼矿的结晶结构中，一钼离子网面夹在平行于六方条晶（本底面的两个硫离子网面之间），这样三个网面构成一个“结构层”，即“硫—钼—硫”层。这一结构层内部的钼离子与硫离子是以共价键（化学）结合在一起的，故一层内的诸离子系结构坚密。可是，诸结构层间是以剩余键（荡德华氏键）结合在一起，故层与层间的吸引力却非常松驰。    当辉钼矿晶体遭到外力效果时，极易沿结构层间的剩余键解裂，成为平行的极彻底的解离面，即0001面，并使晶体呈片状、板状，这是辉钼矿晶体能够彻底解离的原因。矿的解离面为剩余键开裂后的强疏水性的疏原子网面所组成，这是辉钼矿晶体表面具有天然疏水性引起天然可浮性的原因，经测得有潮湿接触角为75°。美国克莱马克斯钼选厂测得，粗选给矿中28目（0.6毫米）部分，石英颗粒中有1%辉钼矿的露出表面，即能浮出；而在100目（0.15毫米）部分，石英颗粒中只需有0.2%辉钼矿的露出表面，就足以坚持浮出。    2.辉钼矿的富矿比    钼在地壳中的丰度不高，按A•n•维诸哥拉多夫材料，小壳中钼的克拉克值均匀等于1.7×10-4%（1.7克/吨）。    辉钼矿在矿石中的含量较低，一般为0.1～0.4%。但对选矿的钼精矿档次要求却很高，国际上一般MoS2大于90%，我国一般为75%。    在常用的十种首要有色金属选矿生产中，辉钼矿的富矿比最大。现将1981年我国九种首要有色金属选矿富矿比的比较列于下表。九种有色金属富矿比比较金属称号镍锑锌铜铅锡钨钼杨矿相原矿档次%0.762.83.811.032.140.320.280.2550.10.09精矿档次%4.6719.951.422.755.82944.367.746.346.4富矿比6.17.113.52226.190.6158.1265.5424.8515.6    （二）原矿性质对精矿质量的影响及进步精矿质量的研讨    虽然辉钼矿的可浮性具有上述两个一起特色，但由于各地辉钼矿矿石成矿条件，成矿效果、地质效果以及外部影响的不同，在可浮性上依然存在着显着的差异。    1. 矿床类型对钼精矿质量的影响    我国现在开发的钼矿床或铜钼共生矿床有四种类型。各种不同矿床，其钼精矿的质量有着显着的差异。第一类为矽卡岩矿床，该矿床的特色是钼的原矿档次较高，辉钼矿的结晶颗粒也比较大。该类矿藏易选，钼精矿质量较好，如河南的栾川三道庄钼矿。第二类为细脉浸染型钼矿床，该类矿床的特色是：钼的原矿档次比矽卡岩矿床低，辉钼矿的嵌布粒度比较细，选矿目标不如矽卡岩矿床。如陕西省的金堆城钼矿。第三类为铜钼过渡带矿石，由于过渡带的断层解理发育，因而矿石泥化严峻比较难选，选矿目标偏低。如河北上寺沟钼矿的铜钼过带矿石。第四类为含碳质页岩的铜钼床，如江苏沟容的宝穴铜钼矿，2号铜钼矿体，顶底为含碳硅质角岩，部分呈龙潭煤系蜕变角岩（碳质页岩）。这类矿石钼精矿质量很低，很难到达合格的钼精矿质量（45%含Mo）.各种类型矿床的选矿目标如下表。[next]各种类型矿床矿石的选矿目标矿床类型矿山称号再磨细度选矿目标钼原矿档次%钼精矿档次%钼回收率%砾卡岩型栾川三道庄87%一0.074毫米0.23456.5598.34细脉浸染型金堆城95%一0.034毫米0.10753.9388.09过渡带型小寺沟85%一0.053毫米0.03538.9666.79碳质页岩型宝穴90%一0.074毫米0.109642.5783.79     从上表中能够看出，前两种矿床通过科研与生产实践的尽力能够取得高质量的钼精矿，钼的回收率也比较高。我国四大钼矿首要是归于前两种矿床，在中小钼矿山中，后两种矿床有必定也将影响全国的钼精矿质量。现在已引起选钼工作者的注重，开端着手研讨，也取得了必定的成果。    2.地质结构 效果对钼精矿质量的影响    钼矿床中受地质结构效果比较激烈常常发作开裂和揉碎带。在国内的钼矿山中部稀有条宽窄纷歧、大小不等的压碎带。压碎带矿石与原矿比较，不管在物理性质、氧化程度、结晶、色彩，光泽甚至在化学性质方面都有比较显着不同。地质结构效果，往往破坏了辉钼矿本来典型的层片状结晶结构。晶格遭到破坏常有改变、拉长、曲折、破坏而导致矿改变了本来的特性。压碎带辉钼矿结晶结构的改变，严峻地影响了钼精矿的质量，一起也影响了钼的选矿回收率。    压碎带矿石在物质组成上与正常的辉钼矿也有较大的差异，处于结构开裂压碎带中的矿石，围岩往往发作激烈的蚀变。脉石矿藏首要为蚀变了的片状、易碎、易浮的颗粒细微的颗粒细微的粘土矿藏和长石、石英、云母、而且这类脉石非常简单泥化，泥化了的脉石矿藏和一部分细微的辉钼矿颗粒相互粘附，使得辉钼铜矿难于和这类脉石别离，这就严峻地影响了辉钼矿的质量。下表为三个矿山正常矿石和压碎带矿石的选矿目标比较表。正常矿石和压碎带矿石选矿目标矿山称号矿样称号磨矿细度一0.074毫米（%）产率（%）钼原矿档次（%）钼精矿档次（%）钼回收率（%）杨家杖子八号矽卡岩矿体561.61.24646.3797.1九号压碎带52.350.40.5247.0657金城堆东堡子山矿石550.1870.10350.3491.27东保子压碎带554.740.0610.6349.13小寺沟石英岩2号脉650.1320.08453.9484.99压碎带700.1140.03538.9666.79     从上表中能够看出：地质结构效果形成的压碎带矿石，严峻地影响钼精矿质量和钼回收率。    3.辉钼矿的嵌布粒度对钼精矿质量的影响    辉钼矿的嵌布粒度对精矿质量影响极大。精矿质量的好坏，在很大程度上取决于物料的单体般矿床中，有用矿藏嵌布粒度是不均匀的，这就要求在精选前选用多段磨矿。如美国克莱麦克斯钼选厂的粗精矿经三段再磨五次精选。我国钼精矿质量低，就是与再磨细度不行有关。[next]    取金堆城现场的混合精矿在实验室内进行多段再磨，通过八次精选，不同的磨矿细度时，精矿档次如下图所示。    由上图可见，关于细粒嵌布的辉钼矿，有必要通过多段再磨，才干取得满足的精矿质量。    相反，关于粗粒嵌布的杨家杖子辉钼矿，过破坏对浮选是晦气的。这由下面的实验能够阐明。从杨家杖子钼矿中挑出辉钼矿的单矿藏。磨至-180目后，筛分为四个等级，别离与-200意图石英混合，用相同的条件进行了浮选，得到下图的曲线。    又如栾川三道庄钼矿为粗嵌布的辉钼矿矿石，均匀粒度为64微米，+74微米占70%，+20微米占92%，混精一次再磨，-74微米占87%就能够取得钼精矿56.56%，钼总回收率为98.30%。而金堆城为细嵌布矿石，均匀粒度为30微米，-20微米占29.95%，混精选用三段再磨，终究麻细度-34微米占95%。出二个中矿能够取得钼精矿档次53～55%，钼回收率86～88%。    4.碳和易浮脉石对钼精矿质量的影响    国内外的钼选矿过程中，由于碳和易浮脉石（绢云母、高岭土、滑石、蒙脱石等）的存在，常常影响钼精矿的质量，使精矿不合格。由于辉钼矿的可浮性与这些碳可浮性非常附近，这些碳及脉石即使是单体，也极易混入到钼精矿中去。如美国的特温比尤特选矿厂所处理的矿石含有很多的滑石和粘土，该厂企图在粗选中按捺滑石和粘土没有成功后来选用了木质素磺酸盐和石灰混合按捺钼反浮脉石的方法才取得了发展。

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

金堆城钼矿是世界上储量较大的细脉浸染状钼矿床之一。矿体赋存于花岗斑岩及与触摸的安山玢岩中，矿石中首要金属矿藏有辉钼矿，黄铁矿，并有少数黄铜矿，磁铁矿，方铅矿、闪锌矿等。脉石矿藏首要有石英、长石、等。均匀含Mo0.1%，此外尚含S 2.8%，Cu0.028%。矿山露天开采，现在已有两座选矿厂投入出产，一选厂500吨/日，66年10月投产；二选厂5000吨/日（现已扩建到6600吨/日），71年投产：正在建造的三选厂15000吨/日，近期就将投产。    金堆城钼矿自投产以来，钼精矿档次长时刻维持在45～46%的水平，与国外同类矿山出产 精矿比较，含钼低，杂质高。跟着国际市场对钼精矿要求的进步。现在的精矿质量已不能适应出销的要求，特别是三选厂投产后，年产钼金属量为900万磅，如不进步质量，势必会影响钼精矿的价格和销路。    1.金城钼精矿质量偏低的剖析    关于改进金堆城钼矿石的选矿目标问题，多年来始终是钼业公司和有关科技单位极为注重的重要课题，从前做过很多的作业，虽然在实践和认识上不断取得发展，变革过一些设备 和工艺，但钼档次一向没有很大的打破。那么影响钼精矿质量的要害是什么呢？通过对矿石性质和精矿的分析及与国外相似厂矿的比较，以为，单位解离度不行是影响质量的要害。    80年7月二选厂对钼精矿的筛分分析和精矿含SiO2分析见表1和表2。表1          终究钼精矿筛析成果等级粒级（mm）算计0.2720.1960.1520.1010.0660.0490.0270.0150.01-0.01产率部分%0.93.651.657.1410.7628.5712.4413.2817.65　累计4.556.213.317.328.0656.6369.0782.35100档次%38.54117.6422.9322.3926.3138.2250.6955.4555.1454.6446.48表2      终究精矿各粒级含SiO2分析成果粒级（mm）0.272-0.272-0.196-0.152-0.101-0.066算计0.1960.1520.1010.066SiO2档次（%）48.6647.3439.2736.7832.595.0511.73     以上两表能够看出，-49至+27微米粒级钼档次为50.69%，而-27微米粒级钼档次可高达55%以上，这就阐明高档次的钼精矿首要产生在细粒级，而较粗的颗粒还包裹有很多的连生体。对SiO2含量的分析则标明，跟着精矿粒度变细，SiO2显着削减，在21微米以下时，辉钼矿就大体解离了。    对辉钼矿的镜下调查标明：辉钼矿与杂质间的中间产品首要不纯矿藏是石英、云母、黄铁矿和黄铜矿，一起含有微量的磁铁矿、方铅矿和闪锌矿。辉钼矿杂质中间产品的粒度介于200微米至20微米。有70～80%的杂质与辉钼矿呈连生体存在。黄铁矿一般都呈游离颗粒状，黄铜矿粒度一般较黄铁矿为小，单体颗粒为40微米或更小，占悉数黄铜矿的40%，其次为黄铜矿-辉钼矿连生体。方铅游离颗粒状况，粒度小于30微米的很少与辉钼矿呈连生体。    80年一选厂粗矿的筛折也标明晰筛析在矿细度与档次，回收率之间的联系，见表3和表4。从表中能够看出钼精矿-0.034毫米粒级含量添加是钼精矿档次和回收率进步的首要原因。[next]表3        金堆城一选厂精矿筛析成果　粒   级（）算计0.1520.10.0660.0520.034-0.034分量%1.089.15.6511.6515.6356.89100Mo%27.8631.4431.4735.5943.1251.7945.35SiO2%32.4427.9628.0123.7415.75.913.05表4     磨矿细度与精选回收率的联系-0.034mm%67.55.2577.958182.15精选回收率%96.1297.9297.617.798.2     在钼精矿焙烧过程中，S，Re等少数元素蒸发外，Pb、Cu、Fe、Bi、Si、W、Zn等大都元素依然残留在氧化钼中作为杂质存在。因而为保证氧化钼的质量，有必要首要进步钼精矿的质量，使精矿中的各项杂质含量下降到答应值以下西德金属公司81年与金堆城签定的供应协议中要求钼大于53%，Cu 图一[next]     工业实验中，添加了二段再磨，进步了磨矿细度，到达了辉钼矿与连生体的解离，取得了较好的目标。见表5表5     添加第二段再磨后的精矿目标   一段再磨粒度                -36微米75%   二段再磨粒度               -36微米90%以上   终究精矿档次                   53.5%   精选作业回收率                 97.5% 图二图三[next]    （2）再磨段数与再磨工艺    实验室曾实验了三段再磨，三段再磨较再段再磨精矿档次又略有进步，精选次数能够削减，钼回收率与两段再磨相同（图二）。再磨段数与辉钼矿在钼矿中的嵌布粒度，特性及再磨介质的品种等参数有关。工业实验用了两段再磨（图三）。矿石经粗磨粗选得到含钼4～6%的粗精矿，经ф6M稠密机为ф1.5×3.0米，与ф250毫米两段串联水力旋流顺闭路作业。旋流顺溢流经第四、第五次精选后，泡沫经第二段再磨的水力旋流吕夿同先分级，水力旋流器排矿进入第二段再磨机，第二段再磨机为ф900%3000毫米长简型球磨机。再磨与两段串联的ф125毫米水流力旋流器闭路。第二段再磨机添加ф28毫米的轴承钢球。再磨产品通过8次精选，得终究精矿。精选过程中添加水玻璃为脉石抑制剂，耗量为1100克/吨，添加为铜硫化物和黄铁矿的抑制剂，耗量为60～80克/吨。再磨产品的粒度组成见表6。表6       榜首、二段再磨产品粒度组成产品筛级（mm）0.10.00630.0360.025-0.025浓度%分级功率%榜首段再磨稠密机底流25.910.65.15.552.930.4139~451段旋流器底流25.522.513.57.53136.012段旋流器底流18.130.724.914.711.643.42再磨排矿17.92316.89.432.945.652段旋流器溢流5.576.56.874.219.16第二段再磨旋流器给矿11.910.38.99.159.822.6925~301段旋流器底流7.6141614.847.643.792段旋流器底流615.41715.546.149.39再磨排矿2.613.614.715.253.955.592段旋流器溢流-14.37.587.216.85     再磨介质对磨物细度和磨矿质量也有着直接的影响。有些厂矿对添加钢球量和所加球径部不行注重，往往只加大球，没有小球，有时还长时刻不补加钢球，这样都会形成磨矿产品不均匀，使极大粒和极小粒多，磨矿介质欠好。金堆城实验室磨矿机在用ф24米钢球时，磨矿粒度粗细不匀。质量差，改用ф7～14毫米球后，粒度组成显着好转，避免了过破坏现象。这是因为在装球量不变时，减小球径，球的个数增多，球的表面积增大，触摸点添加，研磨作用加强。一选厂再磨一段用ф50毫米钢球，二段用ф28毫米钢球。取得了较好的磨矿作用。但若一段选用ф50和ф28的球配比参加或许作用会更好。   （3）串联运用的水力旋流器分级    为了保证实践看，选用旋流器串联操控分级更有利于细磨。实践证明，关于钼精矿的分级，水力旋流器的磨损是有限的。    再磨机与旋流器构成闭路流程，一般可选用预先分级；查看分级和操控分级。从出产实践看，选用旋流器串联操控分级更有利于细磨。表7列出了两种分级方式对细度的影响。选用两台旋流器串联操控分级比一台预先查看分级，溢流细度由68.2%-25毫米增至72.6%，+36微米含量相应削减，由19.82%减为15.40%。表7      两种分级细度比较分级方式粒级（微米）3636-25-25算计一台预先查看分级19.8211.9868.2100二台串联操控分级15.411.912.69100[next]    （4）浸出工艺    两段再磨再选后，钼精矿档次显着进步，各项杂质含量均不同程度地下降，但Pb、Cu、CaO等仍偏高。为此研讨了酸浸钼精矿下降有害杂质的或许性。进行了和加的工业性浸出实验。比照了不同酸浸温度，酸浓度，酸浸期间，液固比等参数浸出的效结。用浸出，在50～80℃，pH=1，浸出1小时，液固比为3：1时，可使各项杂质降到答应值以下。当钼精矿中含pb高时，用采与一起浸出，作用更好。    表8为变革前，1979年钼精矿中各元素含量与变革后的目标比照 。表8    流程变革前后精矿杂质含量比照元素MoPbCaOCuFe变革前1979年钼精矿分析 46.190.0981.760.1542.66变革后浮选成果53.880.1740.540.1681.139钼精矿分析浸出成果54.680.0320.0480.1141.072　浸出率　81.059128.35.9     注：浸出为氧化浸出成果6%FeCl3和2%HCl   （5）经济效益    因为采纳两段再磨和浸出的选冶联合流程，显着改进了钼精矿质量和杂质含量。钼精矿的档次稳定在54% Mo以上，精选作业回收率97%以上。1981年10月份工业实验的均匀出产目标为：    原矿档次0.119% Mo   氧化率5.63%    粗精矿档次5.27% Mo  精矿档次54.09%    精选回收率97.43%   总回收率82.59%    因为钼矿质量的进步，也为工业氧化钼的出产发明了有利条件。有助于把以出口精矿为主改为以出口氧化钼或其它钼制品为主，进一步进步出口产品的经济收益。    精矿质量的进步带来的经济效益是明显的，以行将投产的三选厂为例 ，如将钼精矿的二分之一由原规划的45% Mo 进步到51% Mo，按1983年新公布的钼精矿报价核算，每年可添加赢利600万元。

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。

锑精矿旋涡炉蒸发熔炼(volatilization smelting of antimony concentrate in cyclone furnace) 在旋涡炉内熔炼锑精矿使硫化锑氧化成三氧化二锑蒸发与脉石熔渣别离的进程，为火法炼锑的蒸发熔炼一复原熔炼工艺的组成部分。产出的氧化锑用作复原熔炼出产粗锑的质料。适于处理含锑大于60％、铅砷含量小于0.5％的硫化精矿。工艺进程包含炉料预备、蒸发熔炼、锑锍与炉渣别离，氧化锑冷凝搜集等。        20世纪60年代初苏联吉尔吉斯加盟共和国科学院用旋涡炉、淋洗塔和快速收尘器处理锑精矿。1962年今后，捷克斯洛伐克对锑精矿的旋涡炉熔炼进行了很多作业，蒸发物中锑的回收率99％。1975年捷克斯洛伐克为玻利维亚文托(Vinto)冶炼厂兴建了具有一座内径0.85m、高1.3m熔炼硫化锑精矿的旋涡炉，年产约6000t锑品的冶炼厂。工艺进程硫化锑精矿配入造渣熔剂(石灰石、铁矿石)和粉煤，经细磨混合后，用螺旋给料机从旋涡炉顶接连参加反响室，在反响室上部沿切线方向送入高速热风，构成旋涡气流，气流温度823～929K。很多硫化锑和部分新生成的氧化锑熔体以及造渣物料，被高速热风流吹成薄膜沿炉壁下贱至反响室中部，使温度上升到1133K。在此温度下明显蒸发，被气流中的氧氧化成三氧化锑蒸气。在反响室下部，硫化锑持续氧化，使温度上升到1723K，很多未蒸发的与生成的三氧化锑被碳质复原剂复原，生成金属锑。复原反响为：2Sb2S3+3C==3CS2+4Sb Sb2S3+3CO==3COS+2Sb 一起脉石和造渣熔剂造渣，炉壁熔融薄膜包裹少数造锍，生成的金属锑大部分氧化，少部分被锑锍包裹与炉渣一道流入前床弄清别离，定时别离放出。渣含锑0.5％～1.5％，锑锍含锑5％～9％。在蒸发熔炼中，约75％的硫化锑直接蒸发，25％的硫化锑氧化后再蒸发。产出的高温烟气含有Sb2S3、Sb2O2等成分，早年床排入燃烧室再脱除剩下硫，然后经冷却器冷却和袋式收尘器收尘，最后由烟囱放空。       冷凝沉积在冷却器和袋式收尘器中的三氧化锑，别离含锑66％～70％和76％～79％，氧化锑中锑的回收率95.5％～96％。旋涡炉 由反响室、别离室和前床构成。反响室为圆筒形，别离室在反响室下部与前床连通。反响室和别离室内衬耐火砖，外用水冷却套构成。前床用电弧供热，或用气体燃料供热。 与鼓风炉比较，旋涡炉处理硫化锑精矿不需压团或制球，能充分利用硫的燃烧热，发生极高的热强度。在熔炼区构成极强的旋涡流，强化了传质和热交换进程，出产能力大，是处理硫化锑精矿较好的设备。但它只能处理含锑大于60％的硫化锑精矿，质料适应性差；所用熔剂及返料需求细磨，动力耗费比鼓风炉大。

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。

在鼓风炉内挥发熔炼锑精矿的团块或球粒，使锑呈 三氧化锑挥发与脉石等造渣成分分离的过程，为火法 炼锑的挥发熔炼一还原熔炼工艺的组成部分。产出的氧化锑用作还原熔炼生产粗锑的原料。适于处理含锑 45%以上的硫化锑精矿、硫氧混合锑精矿和锑金精矿， 是中国处理高品位锑精矿的主要方法。由中国锡矿山矿务局于1963年研究成功，于1965年首先用于工业 生产。 主要反应具有代表性的锑精矿原料的物相组成为单一硫化锑精矿，含sb2s365%一65%，510213%一 14%，SbZO44%~5%，Sb:030.2%一0.3%，FeS23%一4%，FeAsSO.12%一0.15%，FeZO31%一2%， eaeo3、A12o3、Mgeo34.3%一6.6%;硫氧混合锑精矿含SboS319%~30%，SbZO33%，SbZO4s%~24%， 510:39%一55%，FeOZ写一2.5%，Caol.3%~2%。熔炼时，精矿中的锑发生多种反应。硫化锑具有易挥发、 易氧化和生成的三氧化锑易挥发的特性，熔炼中大部 分硫化锑先直接挥发，再和炉气中氧发生氧化反应，生成三氧化锑挥发;少部分硫化锑在熔化后，也氧化生成 三氧化锑，反应式为: ZSbZS3+90:—ZSbZO3个+6502少量未氧化的硫化锑流至造渣区与Fes形成锑毓，在 1373K高温区还与SbZO3发生自身还原反应，生成金 属锑，反应为:SbZS3+ZSboO3一6Sb+3502 在料柱高和空气不足的情况下，生成的金属锑和锑毓 较多。 硫氧混合锑精矿含SbZO;较多，Sb20;的还原挥发是熔炼中的主要反应。       .SbZO;是难熔难挥发的化合 物，在IO73K温度下，与sbZs。反应生成三氧化锑挥 发，反应为:gsbZO4+SbZS3—losbZO3个+3502 sb204大部分被碳还原或热离解成三氧化锑挥发。FeO、5102、CaO等造渣成分，在一273K温度下生成硅 酸盐，继而形成共熔体硅酸渣渣。 工艺过程包括精矿压团或制粒、炉料挥发熔炼、高温烟气冷却与氧化锑收集、锑毓与炉渣分离。 精矿压团或制粒往粉锑精矿(水分         也可不用前床，而在较深的炉缸中分层分离， 锑毓从炉缸底部间断放出，炉渣从炉缸上部连续放出。 炉渣水淬后废弃，锑毓返回处理。处理含金硫化锑精矿时，在前床另加粗锑捕金，所得贵锑，送反射炉烟化处 理。 鼓风炉挥发熔炼处理炉料能力为35一45t/(m，·d)，焦率为20%一25%(按炉料计)。产出的三氧化锑 平均含锑78%~80%。硫化矿锑回收率为95%~ 97%，硫氧混合矿为92%~94%。鼓风炉炉体为半水套，横截面有圆形、矩形和椭 圆形三种，椭圆形鼓风炉结构示意于图(见彩图插页第 冰又页)。炉顶一般为双料钟加料装置。炉身为耐火砖砌体，侧面设烟气出口。炉腹由水冷却套或汽化冷却套 构成，其上有若干个倾斜式供风管。炉缸由铬镁质或铬 铝质耐火材料砌成，底部与前床连通，炉缸内炉渣和锑毓等经通道流入前床。前床是一小型反射炉，用烟煤加 热，用于分离粗锑、锑毓和炉渣。 与旋涡炉相比，鼓风炉具有对原料适应性强的特点，可处理高品位锑精矿，也可处理各种含锑废料。在 处理含金硫化锑精矿时，能有效分离回收锑和金，但热 利用率低，铁矿石熔剂消耗高，低浓度二氧化硫烟气污染环境。需进一步提高炉料质量、减少返粉量。工艺上 可采用富氧空气和低铁渣型，以强化熔炼过程，降低能 源消耗和榕剂用量.搽高金属回收率。

用磷矿质量标准

冶炼铬铁用富矿质量要求

一、浸出方法及技能条件 硫化锑精矿、脆硫锑铅矿精矿的氯化－浸出进程分循环浸出和非循环浸出两种方法。循环浸出是A#－氯化剂作为浸出剂的必要浸出方法：由于A#氯化剂有必要由回来的浸出剂制造和再生。浸出对错循环浸出，浸出条件是；（1）确保游离酸度2.5～3.0mol∕L，也可用NaCl来替代部分游离酸；（2）反响温度80～85℃；（3）反响时刻2.0～4.0h；（4）用量，以浸出结尾浸出液中含Sb5＋ 10g∕L为准；（5）有必要用2.0～2.5mol·dm－3的酸洗浸出渣3～5次，再水洗3～5次。循环浸出条件为：（1）氯化剂过剩系数0.1～0.15；（2）浸出液回来份数，按有关公式核算，关于单一硫化锑矿，一般为60%左右，而关于脆硫锑铅矿精矿却高达72%～75%：（3）浸出剂酸度：HCl1.5～2.0mol∕L；H2SO4 0.75～1.0mol∕L，选用H2SO4首要是为了按捺铅进入浸出液；（4）温度和时刻与一般浸出相同；（5）浸出结尾判别：以浸出液为红棕色，含Sb5＋5～10g／L为准。（6）选用混酸洗渣，洗酸酸度与浸出剂相同，其量等于开路的浸出液量；（7）酸洗之后水洗浸出渣3～5次，洗水量为精矿的50%。洗酸由回来的水解液或浸渣水洗液和浓及浓硫酸（处理高铅锑精矿时用）制造，依据它们的酸度及要配洗酸的体积，树立二元或三元联立方程组，解之则可求得它们各自的用量。选用这种方法配酸，杂乱锑矿可节酸40%以上，单一锑矿节酸30%以上，一起削减废水排放量。 二、浸出进程实践及设备 以循环浸出为例阐明浸出进程操作：浸出进程包含A#氯化剂的装备和再生，加矿、保温、拌和、过滤及洗刷等四十进程。A#氯化剂再生前液由回来的浸出液和悉数酸洗液制造，查看其首要成分、酸度和体积符合要求后，即通再生，再生率（[Sb5＋]∕[Sb]T）≥95%时，再生完结。浸出和再生在同一反响釜中进行，再生完结后，即可加矿浸出，浸出和再生都放出很多的热，因而，为加速通氯和加矿速度。有必要采纳冷却办法，以排走剩余的热量。一般选用珐琅反响釜（有夹套）作为浸出及再生槽，也可用其他耐腐蚀原料制造的反响槽，但有必要附设有冷却排热设备。浸出槽盖装有均匀分布的由内外包有聚四乙烯的钢管制成的四根通氯管，并有排气管由排风机排出酸雾。在浸出进程中，保持80～85℃左右的温度，查看是否到结尾，若浸出液为灰白色，则氧化剂不行，需求弥补通氧，使浸出液转为棕赤色，而且Sb5＋为5～10g∕L，即可过滤，过滤能够在真空抽滤槽或带式过滤机上进行；由于要进行酸洗和水洗，不运用压滤机过滤。如果是带滤机，需求设置过滤段、酸洗段和水洗段，滤渣洗净后主动卸下，劳动强度小。用抽滤槽过滤时浸出液刚好滤干但滤渣未开裂前就要酸洗，如此洗刷3～5次；酸洗完结后进行水洗。当然，用抽滤槽过滤，劳动强度大得多。 三、浸出进程技能数据和目标 以脆硫锑铅矿循环氯化－浸出的出产实践数据为例阐明。精矿、浸渣、浸液、酸洗液、水洗液的成分如下表。表  浸出进程原料及产品化学成分称号SbPbZnFeCuAgMnAs精矿∕%29.4134.943.928.690.120.070.160.58浸出液∕（g·L－1）323.331.9629.8371.310.570.562.420.355浸出渣∕%0.8049.290.6523.690.0580.02190.0150.817酸洗液∕（g·L－1）138.911.66－37.36－0.196－－水洗液∕（g·L－1）18.691.14－8.66－0.024－－ 续上表称号CaSnMgBiInS（SO42-）Cl－H＋精矿∕%1.030.460.0480.0170.002631.33－－浸出液∕（g·L－1）0.230.160.83－0.006（32.98）488.392.504浸出渣∕%0.820.3170.00234.9211.69酸洗液∕（g·L－1）－－－－－（70.23）252.36－水洗液∕（g·L－1）－－－－－（21.95）67.69－    按渣核算，锑和银的浸出率为97.97%及78.98%；铅的入渣率≥99%；硫的转化率为99.74%。首要化工材料单耗：1.236t∕t（Sb2O3）；工业0.350L∕t（Sb2O3）；工业硫酸0.250t∕t（Sb2O3）。

浸出作业应既要获得尽可能高的浸出率，又要制取合适下一步处理的溶液。浸出作业可接连或接连进行，工业生产上多选用后者，以便于完成自动化并进步浸出进程的生产率；接连浸出比较合适于小型和质料多变的厂商，但工业上较步选用，图1和图2别离示出接连浸出和接连浸出的工艺流程。图1  接连浸出工艺流程图图2  前苏联某湿法炼锑厂接连浸出流程 图3和图4别离是我国1.1万t湿法炼锑厂和前苏联某湿法炼锑厂所用的接连浸出槽，视生产规模每槽容积别离为7.7m3和10～20m3。图3  我国的接连浸出槽 1－拌驱动设备；2，4－支架； 3－拌和设备；5－盖板；6－槽体； 7－角钢架；8－蛇形管；9－小孔盖图4  前苏联的接连浸出槽 1－槽体；2－槽盖；3－进料管；4－轴承体； 5－传动设备；6－大孔盖；7－保温层；8－衬板； 9－蒸汽夹套；10－空气升液管；11－拌和器 接连浸出实例：我国半工业实验所用浮选锑精矿含Sb48%～55%，其间氧化物料约占12.7%，浸出剂为阴极废液结晶后的母液，含Na2S为120～140g∕L，NaOH 20～28g∕L，Sb15～17.5g∕L，渣（体积）固（质量）比为3∶5～5∶1，锑浸出率可达99.6%～99.8%，砷浸出率40%～45%，渣含锑0.3%～0.4%，渣率22%～35%。 由浸出液和洗水制成阴极液，其主要成分为：Sb93～100g∕L，As 0.25～0.38g∕L，Na2S 20g∕L，NaOH 116～125g∕L，Na2SO4 26～31g∕L，Na2CO3 60～77g∕L，Na2SO3 4～8g∕L，Na2S2O3 39～60g∕L。 接连浸出实例：前苏联某厂所用质料为浮选硫化锑精矿和氧化物料，浸出剂为含Na2S90～100g／L，NaOH 25～35g∕L和Sb 20～30g∕L的电解废液。浸出槽用蒸汽夹套加热，为了强化进程，其间设有管式加热器，浸出和电解是闭路循环，所以浸出所用的溶液浓度有必要高，但在电解液中浓度又有必要尽量低，最有利的浓度应根据处理质料的形状、溶剂和电解费用选定。 使用含锑25～35g∕L的电解废液浸出，能够得到含锑70～80g∕L的浸出液，其组成也能满意电解的要求，浮选精矿锑的浸出率为98%～99%，渣含锑1.3%～1.7%。

硫化锑精矿、脆硫锑铅矿精矿的氯化－浸出进程分循环浸出和非循环浸出两种方法。循环浸出是A#－氯化剂作为浸出剂的必要浸出方法：由于A#氯化剂必须由回来的浸出剂制造和再生。浸出对错循环浸出，浸出条件是；（1）确保游离酸度2.5～3.0mol∕L，也可用NaCl来替代部分游离酸；（2）反响温度80～85℃；（3）反响时刻2.0～4.0h；（4）用量，以浸出结尾浸出液中含Sb5＋ 10g∕L为准；（5）必须用2.0～2.5mol·dm－3的酸洗浸出渣3～5次，再水洗3～5次。循环浸出条件为：（1）氯化剂过剩系数0.1～0.15；（2）浸出液回来份数，按有关公式核算，关于单一硫化锑矿，一般为60%左右，而关于脆硫锑铅矿精矿却高达72%～75%：（3）浸出剂酸度：HCl1.5～2.0mol∕L；H2SO4 0.75～1.0mol∕L，选用H2SO4首要是为了按捺铅进入浸出液；（4）温度和时刻与一般浸出相同；（5）浸出结尾判别：以浸出液为红棕色，含Sb5＋5～10g／L为准。（6）选用混酸洗渣，洗酸酸度与浸出剂相同，其量等于开路的浸出液量；（7）酸洗之后水洗浸出渣3～5次，洗水量为精矿的50%。洗酸由回来的水解液或浸渣水洗液和浓及浓硫酸（处理高铅锑精矿时用）制造，依据它们的酸度及要配洗酸的体积，树立二元或三元联立方程组，解之则可求得它们各自的用量。选用这种方法配酸，杂乱锑矿可节酸40%以上，单一锑矿节酸30%以上，一起削减废水排放量。

一、水解方法及技能条件和目标 水解包含冲稀水解和中和水解两种方法。在冲稀水解脱水杰出的情况下不该选用中和水解，中和水解只适用于阳极泥及极杂乱的脆硫锑铅矿精矿浸液的还原液。 冲稀水解在常温下进行，操控水解液含Sb3+1～2g∕L，用式(1)核算加水量。脱水后拌和10～20min;氯氧锑滤饼用纯水洗8次以上。中和水解进程的数控水解率质料为铅阳极泥时取45%～50%.为长坡脆硫锑矿精矿时取85%，用或苏打为中和剂，按式(2)核算其参加量，洗刷要求与冲稀水解进程相同。必要时，水解进程中参加某些配合剂以进步产品质量。水解率均很高(≥95%)。水解液含锑1g∕L。二、水解进程作业 当还原液参加到弄清水中后，SbCl3开端水解，生成一些不稳定的中间产品：料浆很黏稠，需加强拌和，然后发作显着的脱水进程：生成过滤性能好易洗刷的Sb4O5Cl2。脱水10～20min后中止拌和沉清，然后抽上清液，再将沉底的氯氧锑过滤。中等规划以上工厂用带滤机过滤比较好，带滤机设置过滤段和洗刷段，用纯水洗刷保证氯氧化锑洗洁净，带滤接连化，劳动强度低。小规划的工厂用真空抽滤槽过滤。水解液滤完后，即用纯水洗滤饼洗8次以上，以保证洗净杂质元素。

矿质量标准（YB748—70）等级硫化（ω B）不小于 %杂质（ω B）不大于 %特129897960.100.200.40注l：特级粒度规则5 mm以上，如用户对粒度有特殊要求，可与供应商洽谈处理注2：各级除硒外的杂质，如用户有特殊要求，可与生产供应商洽谈议定

中和的意图是脱除Sb4O5Cl2中的氯，使之转化为Sb2O3，一般用做中和剂：别的，在中和的一起参加适量的配合剂及转型剂，能够大大下降氧化锑中铅铁等杂质元素的含量(≤0.001%)，并使氧化锑的晶形由斜方转化成立方，大大减小锑的光敏性，对坚持白度十分有利。中和进程中，用中和洗液调浆，在常温条件下中和，中和结尾pH值为7.5左右，并安稳10～20min。然后，过滤洗刷，中等规划以上工厂应该用带滤机，带滤机应设置过滤段和洗刷段，小规划工厂用真空抽滤槽过滤机，用纯水洗刷，洗刷快到结尾(8次以上)时，用AgNO3查看洗液无白色沉积停止。 由脆硫锑铅矿精矿和高锑铅阳极泥直接制成的高纯度氧化锑产品质量状况见下表。 表 新氯化-水解法及AC法直接制得的高纯氧化锑主要成分及杂质元素含量(%)No.Sb2O3PbAsFeCuBiSeSCl原料及办法299.830.00120.00980.00190.000690.00620.0020.00130.013脆硫锑铅矿精矿，新氯化－水解法399.910.00210.0170.0050.00290.00540.00230.00100.012499.810.00140.0210.00050.000260.00520.00240.00100.016599.850.0000.000170.00050.000010.0000.000－0.011高锑铅阳极泥，AC法799.850.0000.00000.00060.0000.0000.000－0.0095  注：新氯化-水解法未采纳除砷办法;AC法比新氯化-水解法多1个还原液的干馏进程，产出纯SbCl3后再水解。

以循环浸出为例阐明浸出进程操作：浸出进程包含A#氯化剂的装备和再生，加矿、保温、拌和、过滤及洗刷等四十过程。A#氯化剂再生前液由回来的浸出液和悉数酸洗液制造，查看其主要成分、酸度和体积符合要求后，即通再生，再生率（[Sb5＋]∕[Sb]T）≥95%时，再生完结。浸出和再生在同一反响釜中进行，再生完结后，即可加矿浸出，浸出和再生都放出很多的热，因而，为加速通氯和加矿速度。有必要采纳冷却办法，以排走剩余的热量。一般选用珐琅反响釜（有夹套）作为浸出及再生槽，也可用其他耐腐蚀原料制造的反响槽，但有必要附设有冷却排热设备。浸出槽盖装有均匀分布的由内外包有聚四乙烯的钢管制成的四根通氯管，并有排气管由排风机排出酸雾。在浸出进程中，保持80～85℃左右的温度，查看是否到结尾，若浸出液为灰白色，则氧化剂不行，需求弥补通氧，使浸出液转为棕赤色，而且Sb5＋为5～10g∕L，即可过滤，过滤能够在真空抽滤槽或带式过滤机上进行；由于要进行酸洗和水洗，不运用压滤机过滤。如果是带滤机，需求设置过滤段、酸洗段和水洗段，滤渣洗净后主动卸下，劳动强度小。用抽滤槽过滤时浸出液刚好滤干但滤渣未开裂前就要酸洗，如此洗刷3～5次；酸洗完结后进行水洗。当然，用抽滤槽过滤，劳动强度大得多。

用Na2S溶液浸出硫化锑精矿及脆硫锑铅精矿的首要反响为：但Na2S在水中能激烈地发作水解：而水解后发生的NaHS又被空气中的氧所氧化，生成多Na2S2，然后下降Na2S的效果，所以在Na2S浸出液中要参加必定的NaOH，以按捺达两种影响浸出功率的晦气反响。试验证明，在增加NaOH的情况下，Na2S的用量略高于理论量，就可得到很高的浸出率。因而，实际上所用的浸出剂为Na2S＋NaOH，当Na2S缺乏时，NaOH对Sb2S3也有必定的溶解效果，其反响为：Na2S＋NaOH混合溶液也可溶解Sb2O3，其反响分两步进行：高价氧化物Sb2O4和Sb2O3在Na2S溶液中不溶解。硫化锑精矿中的伴生金属，除Hg和Ag外，Cu、Pb、Fe、Zn、Ag等在Na2S溶液中都难溶解，在浸出过程中富集于渣中。Hg和As的硫化物的浸出反响如下：砷的硫化物也能被NaOH溶解，但毒砂（FeAsS）中的砷不溶。

云南某一大型矿山现在建成的单一浮选流程只能出产铜铅混合精矿，不能完成铜铅别离。而另建体系在选矿时完成铜铅一次性别离将会构成出资大、严重影响出产的问题。针对此现状，展开铜铅混合精矿浮选别离实验研讨，意图是寻觅一种有用的工艺技术，建一个小型的浮选厂对现有体系出产的混合精矿进行铜、铅别离，进步产品的附加值。 实验矿样含铜8.22%、铅28.87%、锌11.36%。经过多方实验研讨，终究选用脱药、硫酸调浆、硫代硫酸钠与硫酸亚铁组合按捺剂[1]抑铅浮铜，成功完成了铜铅的有用别离，获得如下选矿目标：铜精矿铜回收率90.66%、精矿档次20.01%、含铅2.66%、含锌3.46%，铅精矿铅回收率96.56%、精矿档次45.51%、含铜1.27%、含锌16.55%。 一、矿样性质 矿样为云南某矿山所产铜铅混合精矿，经筛析其细度为－741xm占95%，－45μm占81.2%。矿样中金属矿藏以硫化矿藏为主，首要矿藏有黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、辉铜矿等，还伴生有金银等稀贵金属，矿样多元素分析成果见表1。 表1  矿样多元素分析成果%二、浮选实验研讨 实验作业在实验室进行，实验设备为：XMB－67型200～240棒磨机，XFD－3L粗扫选浮选机，XFD－1.5L和1.0L精选浮选机。 （一）混合精矿脱药办法挑选 因为矿样为抑硫混选后得到的混合精矿，混选时参加的浮选药剂有部分存在于矿藏中，所以在铜铅别离实验前有必要先将这部分药剂脱除，结合矿石性质归纳研讨，实验选用脱药。经仔细调研，现在脱药办法有拌和脱药、再磨脱药、加温脱药[三种办法，经实验成果比照分析，再磨办法可到达较好的脱药作用，再磨细度－451μm占95%、用量9000g/t时的铜、铅分选作用较为抱负。 （二）铜铅别离药剂用量实验 传统的铜铅别离常运用重完成抑铅浮铜[2]，或运用完成抑铜浮，因为这些办导致环境污染，现在政府在出产中制止运用。为此，本次实验选用脱药，硫酸调浆，硫代硫酸钠与硫酸亚铁组合按捺剂来抑铅浮铜，详细药剂用量实验成果如下。 1、硫酸用量实验 硫酸用量实验成果见图1，实验成果表明，当硫酸用量大于3680g/t时，对铅的按捺作用变差，但硫酸的参加对进步铜档次和回收率有利，适合的硫酸用量为3680g/t，此刻矿浆pH5.5。图1  硫酸用量实验成果 2、硫代硫酸钠用量实验 硫代硫酸钠用量实验成果如图2，实验成果表明，硫代硫酸钠用量大于1200g/t时对铜铅的目标均发生晦气的影响，但小于1200g/tt时对铅的按捺作用欠好，因而适合的硫代硫酸钠用量为1200g/t。图2  硫代硫酸钠用量实验成果 3、硫酸亚铁用量实验 硫酸亚铁用量实验成果如图3，实验成果表明，硫酸亚铁用量添加会小幅度进步铜的回收率，一起进步尾矿中铅的档次，当硫酸亚铁用量到达5000g/t时可获得较好的铜铅别离作用。图3  硫酸亚铁用量实验成果 4、丁基黄药用量实验成果 丁基黄药用量实验成果如图4，运用捕收性较强的丁基黄药后铅在铜粗精矿中的回收率均在30%邻近，铜的回收率得到进步，其适宜的用量为60g/t。图4  丁基黄药用量实验成果 （三）精选Ⅰ药剂用量实验 首要进行了精选Ⅰ药剂用量实验，经实验得到精选Ⅰ较佳的药剂用量为：硫酸800g/t(此刻pH值为6.3)，硫代硫酸钠600g/t，硫酸亚铁1600g/t，丁基黄药30，松醇油5g/t。 （四）闭路实验 闭路实验流程见图5，实验成果见表2。图5  铜铅别离闭路实验流程 表2  铜铅别离闭路实验成果%三、结语与评论 1、针对该混合精矿的特征，经过多种计划的比较，选用组合按捺剂进行铜铅别离实验，能够到达铜铅别离的意图，并可获得较为抱负的分选目标，完成铜、铅有用别离。 2、使用脱药，硫酸调浆，与硫酸亚铁组合按捺剂进行铜铅别离，效，并且环保作用很好。硫代硫酸钠不只十分有 3、实验成果表明，浮选工艺准则施行便利、简单易行，所用选矿药剂均为惯例浮选药剂，较易在出产中施行。 4、因为矿石中锌的含量不高，分选难以构成合格的独自精矿产品，故本次实验未进行别离。 参考文献 [1] 艾光华,朱易春,魏宗武.组合按捺剂在铜铅别离浮选中的实验研讨[J].我国矿山工程,2005(5):11－12,16. [2] 秦永启,张文华.某铅锌矿选矿工艺实验研讨[J].湿法冶金,2004(6):98—100. [3] 邱廷省,罗仙平,陈卫华,等.进步会东铅锌矿铅锌选矿目标的实验研讨[J].金属矿山,2004(9):34－36.

钨的冶炼有火法冶炼和水法冶炼两种，冶炼时使用黑钨精矿或白钨精矿，其工艺流程不同，因此，当矿石中既含有黑钨矿，又含有白钨矿时，要求查明其相互关系，所占比例，并分别统计储量。 由于As、S、Cu、P等进入钨钢中会使钨钢变脆，影响钨钢制品的质量，Sn会降低钨钢的切削性能，水法冶炼过程中As会使粗钨酸不易净化，Mo会影响钨丝的效能和使用寿命，水法冶炼黑钨精矿过程中，Ca会影响WO3的浸出率而降低回收率，水法冶炼白钨精矿过程中，Mn会影响WO3的回收率，因此，都被列为有害杂质。黑钨精矿中的Sb、Bi、Pb，白钨精矿中的Zn、Bi、Pb对于生产优质钨铁有不良影响，白钨精矿中的Fe、Sb对生产优质钨制品等也有不良影响，故在某些钨精矿的特级品中，这些组分也被列为有害杂质。 在勘探工作中，要求查明矿石中和钨矿物中有害杂质的含量和赋存状态，为选择合理的选矿方法和工艺流程，尽可能降低钨精矿中有害杂质的含量提供资料依据，以便保证所生产的钨精矿达到国家标准(见表1、表2)。 表1 特 级 钨 精 矿 国 家 标 准 GB2825?81  品种WO3不小于（%）杂质，不大于（%）用途举例SPAsMoCaMnCuSnSiO2FeSbBiPbZn黑钨特?I?3700.20.020.06?3.0?0.040.084.0?0.040.040.04?优质钨铁黑钨特?I?2700.40.030.08?4.0?0.050.105.0?0.050.050.05?