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

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—黑钨矿矿石，硅卡岩—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。 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%。

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

近来，钨精矿价格又出现快速上涨行情，一个多月的时间涨幅即超过了20％。以产量最大的黑钨精矿为例，10月27日我国江西省漂唐钨矿规格为65％的产品报价为每吨10.5万元，而其在9月份中旬前后的报价仅为每吨8.5万元，短短一个多月的时间，黑钨精矿价格即上涨了23.5％。这一价格比中国钨业协会8月底公布的国内黑钨精矿协调价格7.5万元/吨整整高出了40％。与去年同期的每吨3.95万元相比，更是大幅上涨165.82％。上半年暴涨暴跌今年上半年，人们已见识了钨精矿价格的暴涨暴跌。在年初时，钨精矿价格大约为每吨4.2万元，经过不到半年的时间，其价格即上涨到了每吨13万元以上，涨幅达到了300％。而从7月份开始形势急转直下，出现高台跳水，短短一个多月的时间每吨即跌到了8万多元，较最高点的跌幅超过了40％。此后经过一个多月的盘整，目前价格再次快速回升。钨精矿价格的上涨不仅推动了钨制品价格的上扬，也带动了国际市场价格的上升。分析人士认为，在有色金属中，钨相对来说是一个比较小的品种，投机商通过囤集钨精矿容易操纵市场价格。今年钨精矿价格的暴涨暴跌，在相当程度上与中间商的投机有关。长期将呈上升趋势从基本面情况看，钨矿是世界稀缺资源，在一些发达国家被作为战略资源而受到严格保护。我国是钨资源大国，也一直在加强包括钨矿在内的稀缺资源的保护工作。总体看，钨矿供应的增长是有限的，而钨由于它的特性得到越来越广泛的应用，需求量不断上升。因此，从趋势看，钨精矿价格应是呈上升趋势的。业内人士分析，就我国目前情况看，钨冶炼能力过快扩张也是拉动需求快速增长的重要因素。数据显示，2004年统计的44家钨冶炼企业APT(仲钨酸铵，钨精矿冶炼后的初级产品)生产能力为11.59万吨，较上一年增加7.4％；统计的65户钨粉生产企业钨粉生产能力为5.01万吨，较上一年增加17.3％。但实际上2004年APT产能利用率仅为41.2％，钨粉产能利用率仅为34.6％。今年正在建设或筹建的APT生产线还有1.8万吨，在建和筹建的钨粉生产线还有8900吨。因此，APT、钨粉等中间产品产能的超常发展，进一步加剧了对上游产品的需求。资源紧缺支撑价格而2009年钨矿的采选生产能力仅比上一年增加7％左右，目前看2010年的采选能力基本与2009年持平。虽然一些优势企业为了有一个稳定的原料来源，自去年开始投资开发了一些钨矿，然而从投入到出矿还要有一个过程。估计从2011年开始，采选生产能力将会有一个比较大的增加。因此，冶炼加工能力过度扩张与钨矿资源开采能力的有限产生碰撞，导致供求紧张和价格上涨。有分析人士认为，10万元/吨的钨精矿价格目前看有些偏高，存在一定的投机成分，其正常价格应在10万元以下。从发展趋势看，考虑到资源的紧缺和需求的不断增长，其价格也不会大幅下跌。 

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。

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

依据钨精矿的质量标准，除WO3的含量大于65%以上外，其他有害杂质的含量要低于相应标准，特级品钨精矿质量要求还高。钨精矿中的S、P、As、Mo、Ca、Mn、Cu、Sn、SiOl2等杂质均有相应标准，当物理选矿办法达不到要求时则选用化学选矿办法，这样不只能够进步钨精矿质量等级，一起还能够归纳利用其他有用组分。 (1)钨精矿除锡办法锡矿石中的锡以锡石的单体存在时，可用强磁选和电选办法使其别离与黑钨矿及白钨矿别离。 出产中常用固体氯化剂对超锡的钨粗精矿进行氯化焙烧，使锡蒸发以到达除锡的意图。进程的首要反应为： SnO2 + CaCl2+C=SnCl2↑CaO+CO↑(850℃效果下) 2FeWO4+2CaO+1/2O2 =2CaWO4+Fe2O3 2FeWO4+6CaCl2+1/2O2 =6CaWO4+4FeCl2+Fe2O3 钨粗矿氯化焙烧除锡时常用的氯化剂为腐蚀性小并且易收回的氯化铵、等。为了确保反应在复原气氛中进行，配料时需参加必定数量的木炭粉或锯木屑，反应式如下： SnO2 + 2NH4Cl+3C+O2 =SnCl2↑+2NH2↑+3CO↑H2O(850℃效果下) 焙烧时氯化铵的参加量视钨精矿含锡量的不同而异。氯化焙烧温度为850℃左右，进程可在反射炉或回转窑中进行。为了进步脱锡功率，氯化焙烧2～4小时后可翻料一次，保温一段时间以进行氯化焙烧，脱锡率可达90%以上，锡含量可降至0.2%以下。 (2)钨精矿除砷办法 钨精矿中含砷首要以毒矿(FeAsS)、雄黄(AsS)、雌黄(As2 S3)、石(As2O3)和各种盐的形状存在，脱除砷的办法有： ①浮和浮选法能够脱除大部分硫化砷; ②弱氧化焙烧或复原焙烧法脱砷。 焙烧前配料时依据原猜中砷含量的凹凸参加质料质量的2%～6%的木炭粉或煤粉，在700～800℃的温度下焙烧2～4小时，焙烧在反射炉或回转窑中进行，假如木炭粉达不到脱砷要求可参加少数硫黄。进程首要反应为： 2FeAsS+6O2+C=As2O3+Fe2O3+2SO2+CO2 2As2 S3+10O2+C=2As2O3+6SO2+CO2 CaO·As2O5+C=As2O3+CaO+CO2 砷的贱价氧化物(As2O3)为易蒸发物。高价砷氧化物(As2O5)较难蒸发，它能够与某些碱性氧化物生成安稳的盐： As2O3+SiO2+O2=As2O5+SiO2 FeO(CaO)+As2O5=FeO·As2O5(或CaO·As2O5) 因而.川焙烧法脱砷宜在弱氧化气氛中或复原气氛中进行，此刻方可使砷呈贱价砷氧化物蒸发，并使高价砷氧化物(或盐)复原为贱价砷氧化物，然后进步脱砷率。 (3)钨精矿脱磷办法 钨精矿中含磷常以磷灰石Ca5(PO4)3(F、Cl、OH)、磷钇矿YPO4和独居石(Ce、La、Th)PO4等磷酸盐的形状存在。脱磷办法有两种。 ①稀浸出法脱磷 此法适用于脱除磷灰石，一般用1：(3～5)的稀作浸出剂，粗粒精矿用渗浸法，细粒精矿用拌和浸出，能够使磷含量降到0.05%以下。 ②浮选法脱磷 若钨精矿中以磷钇矿、独居石等形状存在磷杂质时，则无法用稀除磷，可用浮磷抑钨的办法，用和油酸混合捕收剂，草酸作抑制剂，碳酸钠作调整剂，可到达降磷意图，并归纳收回了磷钇矿。 (4)钨精矿除钼办法 钨精矿中的钼常呈辉钼矿和钼氧化物(钼酸钙、钼华等)形状存在。一般用抬浮或浮选能够脱除钼的硫化物或许用次氯酸溶液浸出，亦可除掉辉钼矿形状存在的钼。浸出宜在低于40℃温度下进行，此刻铁、铜硫化物的氧化速度比辉钼矿小，且有较高的挑选性。若钼以氧化物形状存在，降钼比较困难，现在尚无经济有用的办法。一般可用酸浸或碱浸办法处理，如用20%～30%的在加热条件下可使悉数钼酸盐转变为易溶于的钼酸钙，部分铜和钨也转入溶液中，钨的酸溶量随浓度和温度的添加而添加。 (5)钨精矿脱铜办法 在钨精矿中的铜若呈硫化物形状存在时，一般用浮选或浮办法将其脱除 选用上述办法除掉某一杂质时，皆可随同除掉适当部分的其他杂质，如氯化焙烧降锡或复原焙烧除砷时均可除掉适当数量的硫。酸浸法除钼、磷时，可除掉适当量的钙、铋、铜等杂质。有时可从酸浸液中收回铋，用次溶液除钼时可除掉部分铜、砷硫化物等。 钨精矿中其他杂质超支状况罕见，一般用物理选矿法屡次精选及化学选矿法除杂质，可使钨精矿中杂质含量降到标准规定值以下。 究竟该做哪些实验? 1、简易探究选矿实验——实用于购买矿权之前，满意出资分析，下降出资危险开始价值判定。 2、矿石的可行性实验——实用于地质详查分析，满意点评，断定合理流程合理工艺目标。 3、体系工艺流程实验——实用于选厂建造之前，满意规划定案，找出规则断定最佳工艺目标。 4、技能攻关研讨实验——实用于矿难技能未解，满意提高效益，产品不合格收回低成本高时。 5、工艺流程验证实验——实用于矿石性质比照，满意药厂挑选，矿山有不同矿石断定适应性。 6、工艺流程考察实验——实用于现已出产选厂，满意现厂查因，进行选厂体检分析选厂问题。 究竟该化验哪些项目? 1、断定矿石类型----需做光谱分析及稀贵元素化验。 2、查明矿石详细性质--需做多元素分析，断定有价及有害元素含量。 3、搞清矿石中各矿藏间联系，含量及成分--需做岩矿判定，对选矿有严重指导意义。 4、断定元素在矿石中的详细存在方式及散布--需做物相分析，对选矿有指导意义。 5、精矿、尾矿化验---需做有价元素及有害元素。 6、原矿及精矿水份、矿石比重断定---选矿实践计量运用。

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

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

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

首要分为高温熔体萃取和气体喷入碳化两阶段。 一、高温熔体萃取 将钨精矿（黑钨精矿或白钨精矿与黑钨精矿的混合物）与Na2SiO3、NaCl混合，在1050～1100℃下熔融，并发作以下反响：       所得Na2WO4·8NaCl相与硅酸盐相不互溶，故按密度分层，基层为氯化物－钨酸盐相，上层为硅酸盐相。将两相用倾析法别离后，一般98%～99%的WO3及少数铁锰杂质进入钨酸盐，其典型条件为： 配料：黑钨精矿∶NaCl∶Na2SiO3＝33∶47∶20，当以白钨为质料时，一般应加Al2O3和NaF作熔剂，但将白钨与黑钨接1∶3～3∶1份额参加也可防止加熔剂。 温度和保温时刻：1050～1100℃，2h。 氯化物－钨酸盐相成：25%～30% WO3，约0.24% FeO，约0.3% MnO。 硅酸盐相成分：约0.5% WO3，约36%（FeO＋MnO）。 二、气体喷入碳化 将氯化物－钨酸盐相补加NaCl调整份额后，在1050～1090℃，通入天然气发作如下反响：得WC，WC先后用10%HCl和3%NaOH洗去杂质。 典型条件为：氯化物－钨酸盐相成分：含25%～30%WO3（即Na2WO4为31.7%～38%）。 反响温度：1050～1070℃。 CH4中碳利用率：2.2%左右（半工业规划数据，下同）。 WO3进入WC的回收率：90%左右。 WC粉总成本：比传统办法少30%左右。 上述碳化产品经磨细后，经65℃下用6mol∕L的浸出3次，以除掉杂质，则所得产品的成分大致为：总碳5.99%～6.14%；游离碳0.06%～008%；S：0.003%～0.014%；O：0.53%～0.55%，Al：0.001%～0.005%；Ca：0.005%～0.01%；Cr：0.05%～0.3%：Cu：0.007%～0.01%；Fe：0.001%～0.05%；Mg：0.001%～0.01%；Mo：0.01%～0.1%；Si：0.001%～0.01%；Ni：0.03%～0.1%，其粒度为1～20μm占85%～90%。

钨精矿，俗称钨砂，是一种非常重要的矿物性质料，我国钨砂的储量和产值均居世界之冠，首要产于江西、湖南、广东、广西和福建一带，云南、内蒙、甘肃等省亦有出产。出口钨精矿首要有两种，一种是黑钨精矿(即钨锰铁矿[(FeMn)WO4])，一种是白钨精矿(即钨酸钙矿CaWO4)。钨精矿用于制作钨丝、钨铁和具高硬度、耐性和耐磨等性质的特种钢，并可替代铂金作变压器和电话机的通电联接头号，用处很广，是我国的传统出口创汇矿品。上海在解放前已有出口，首要由其时的资源委员会国外交易事务所运营，解放初期至50年代晚期出口钨精矿悉数销往苏联，均匀每年约6000吨，自1958年起才向欧洲、日本和美国等国家和区域供应，以西欧的销量为最大，首要从联邦德国的汉堡、不莱梅和荷兰的鹿特丹转口。钨精矿的出口规格一般为：三氧化钨(WO3)65%以上;锡(Sn)0.2～1.5%;砷(As)0.2%以下;硫(S)0.5%以下。其他还有铜(Cu)、氧化锰(MnO)、二氧化硅(SiO2)、磷(P)等作为参阅项目，不规则详细数字。报价按主项目三氧化钨含量增度增值，世界市场报价每吨度约为60美元。钨精矿国内出产厂矿的质量规格表 单位：% 质量项目 特级黑钨 一级黑钨 特级白钨 一级白钨 二级白钨 三氧化钨(WO3)最低 70 65 70 65 65锡(Sn)最高 0.2 0.2 0.2 0.2 1.5 砷(AS)最高 0.2 0.2 0.2 0.2 0.2 硫(S)最高 0.8 0.8 0.8 0.80.8 铜(CU)最高 0.2 0.2 0.2 0.2 氧化锰(MnO) 14 二氧化硅(SiO2) 5 5 5 5 磷(P) 0.05 0.05 0.050.05此外亦有一种含三氧化钨约30%的“钨泥”也偶有出口。二级钨砂一般不出口。钨砂于1950年5月1日即被列为上海市当地法定查验出口产品，1951年列入《种类表》，成为全国性法定查验产品。出口钨砂的查验作业搬运最早。 1955年商检总局决议对出口钨精矿等23种产品施行查验作业搬运，同年3月，商检总局同重工业部有色金属管理局宣布联合告诉，规则由有关商检局与有色金属厂矿协议采纳查验换证与一起查验办法，施行出口查验作业搬运。钨精矿产地大多在中南区域，不属上海市统辖规模，从1955年今后，凡湖南和江西两省的钨精矿到沪后，能够凭湖南和江西商检局证书或由他们审阅盖章的厂检合格证审阅换证，无这种证明的，出口时仍由上海商检局取样查验。1958年5月，出口钨精矿曾一度从《种类表》中吊销，1959年7月又从头列入法定查验产品。1953年外贸部函令上海和武汉两商检局各派矿产品查验人员前往中南有色金属管理局的湖南、江西、广西等省的钨、锑、锡矿产地的化验安排，查询了解出产和查验状况，并研讨商检局与产区在查验成果上发作差异的原因，以便两边在查验技能上取得共同。上海商检局派出人员参与。经实地查询了解发现两边的钨砂查验成果发作差异原因首要有三点：一是两边所用办法不共同;二是产地测定三氧化钨时未扣除二氧化硅;三是产地仪器设备不完善，查验人员技能不熟练。乃决议由商检局制备钨砂样品分送矿区化验，以核对化验成果，并择期举办技能沟通会，以进步钨精矿查验技能。出口钨精矿的取样和查验办法在50年代系按照1950年4月20日对外交易部公布的《输收支产品查验暂行标准》第33号01“钨砂”履行。此标准于1951年8月23日修订，修订内容包含取样办法，断定以30吨(600袋，每袋50公斤)为一取样单位，每10袋抽一袋，每袋取出5公斤，混和后缩分出小样。出国钨砂质量规格表 单位：% 品名 最低 最高 三氧化钨 (WO3) 锡 (Sn) 砷 (As) 硫 (S) 铜 (Cu) 铅 (pb) 锌 (Zn) 钼(Mo) 锑 (Sb) 磷 (p) 铋 (Bi) 锰 (Mn) 黑W1 70.00 0.05 0.2 0.5 0.05 0.10 0.10 0.40 0.500.10 钨W11 65.00 1.5 0.2 白S1 70.00 0.1 0.1 0.5 0.05 0.10 0.10 0.40 0.10 0.05 0.501.00 钨S11 65.00 0.1 0.1此标准于1953年和1955年经过两次修订，取消了铅、锌、铋的查验办法，1960年进行第三次修订，改名为中华人民共和国外贸部暂行标准WMB1-60《钨精矿查验办法》，于1962年1月施行;此后于1965年及1968年又经过两次修订。钨精矿系冶金工业部归口产品，1963年冶金工业部将钨精矿查验办法的拟定标准使命下达给江西冶金研讨所，由该所拟定成冶标YB602-65《钨精矿分析办法》于1966年7月同意施行。1978年修订，编号改为YB602(1-12)-78，上海商检局的技能人员参与验证和判定。 《钨精矿技能条件》国家标准GB2825于1981年12月公布，1982年1月施行。1980年6月，国家商检总局在上海举办钨精矿、铝精矿会议，决议拟定《包装钨精矿取样、制样办法》国家标准，由上海、广州、南昌、长沙、武汉、福州等6个商检局组成实验小组，上海商检局牵头，并担任起草标准的草案，1983年在长春经过判定，于1984年5月29日由国家商检局公布，编号GB4414-84，1985年5月1日施行。1981年国家商检总局以(81)国检技字第611号函指定上海商检局拟定《出口钨精矿查验办法》国家标准草案。但由于钨精矿系冶金部归口产品，其查验办法的国家标准拟定使命已由国家标准局下达给江西冶金研讨所，1983年上海商检局派员参与该地点九江举办的制标协作会议，并于1983年以0176号函将状况陈述总局，为避兔起草作业重复，主张改为由商检局拟定适用于外贸的《钨精矿查验操作规程》。后来《钨精矿化学分析办法》国家标准GB6150.1-.19-85于1985年正式公布。矿产品查验上海商检局展开最早，早在1950年就树立了矿产品查验室，而钨精矿查验又是上海商检局最早查验的一种矿产品。在钨精矿开验以来的前史过程中，在制修订查验标准和进步查验技能水平上，上海商检局曾进行过广泛的研讨作业。 比较严重的科研项目如下：(1)解放后最早的一份钨精矿取样和查验办法标准是由上海商检局研讨、起草拟定的。(2)1954～1955年，上海商检局曾安排技能力量拟定出一个钨砂标准样品，供给各有关局作为查验参阅。(3)1963年3月，部商检局为修订外贸部出进口产品查验暂行标准WMB1-60《钨精矿查验》作预备。曾安排上海、武汉、大连、长沙、南昌、广州等6个商检局在上海举办钨精矿中锡的测定办法技能讨论会，由上海商检局牵头对4种测定办法(焦硫酸钾一丹宁法、荧光酮法、桑色素法和氢氧化铁共沉淀一碘量法)进行研讨实验，发现测定办法存在问题较多，决议修订时不再列入。(4)1975年部商检局安排树立矿产品取样理论小组，由部商检局、上海局、秦皇岛局、辽宁局、南宁局等5人组成。为了拟定钨精矿、氟石等出口矿产品的取样办法国家标准，在理论组下又树立两个研讨分组，其间钨砂、氟石调研组由上海商检局带队，于1976年6～8月会同上海、武汉、南昌和长沙4个局的查验人员先后去8个省市24个首要产地的矿山、库房和中转场所进行实地观赏、拜访、座谈、沟通，并写出了调研陈述。(5)为拟定钨精矿的取样、制样国家标准，1980年秋季起，由上海、广州、南昌、长沙、武汉和福州等6个商检局组成实验小组，由上海商检局牵头，进行了以下6项实验：制样精密度核对实验;质量动摇实验和份样数的核算;取样误差校核实验;取样精密度校核实验; 二分器接连缩分法和混和3次后缩分法的比较实验;粒度筛分实验。以上6项实验共取得一千多个实验数据，经使用数理计算原理，拟定出《包装钨精矿取样、制样办法》国家标准，1984年5月由国家标准局公布，编号为GB4414-84。该标准于1986年获国家商检局科技进步一等奖，1987年获经贸部科技进步二等奖。此标准的英文本也由上海商检局安排人员于1987年译成。关于钨精矿的质量方面，50年代初期，出口苏联的钨精矿从未发作过质量贰言，其时对苏合同规则三氧化钨查验成果的容许差为0.8%(系按照全苏国定标准FOCT213-64(钨精矿酸酐含量测定法》中的规则)。60年代，对日本、澳大利亚和英国等资本主义国家出口钨砂，上海商检局多系接长沙局和南昌局查验证书换证。根据我国五金矿产进出口公司所供给的信息：从1964～1966年3月出口至西欧各国的53批钨砂中，有47批三氧化钨的查验成果商检局较外商偏高0.12～2.63%，只要6批国外查验成果高于商检。其时对资交易合同规则：出口钨砂须以国外取样和查验成果作为结价根据，三氧化钨两边查验成果的容许差为0.5%，超越部分由两边均匀担负。合同规则以国外取样为准，对中方晦气，今后续订合一起此种不合理规则即被取销。出口钨砂的商检成果同国外有差异的原因，可能与包差(包与包之间的质量差异)和取样代表性有关。1966年上海商检局曾对有贰言的一批出口钨砂进行覆按，得知该批钨砂系由南昌商检局查验，上海商检局换证出口，数量共为50吨。出口前分红5个小批在江西省五金矿产进出口公司进行过大掺和，装袋时又逐批取样，故取样代表性应属杰出，该局又曾对南昌局封存小样进行复核，查验成果还略高于南昌局。此外，又对南昌局已出证的几批钨砂，从头取样化验，其成果也同南昌局共同。一起也曾对日本和英国供给的查验办法与我国外贸部标准办法用同一样品进行比照实验，所得成果也根本共同(国外办法操作繁琐不易把握)，可见商检局查验成果是牢靠的。出口钨砂质量上存在的另一个问题是黑钨中夹有白钨的问题。1965年输英国的黑钨砂中有11批国外反映其间含有白钨，据称含量高的达25%，并发作拒收状况。经将有贰言的钨砂存样，进行含钙量测定，成果为1.64～4.07%，若换算成相应的白钨则为8～20%，可见国外反映事实，但其时商检局系按部商检局(63)检局二字第204号函“对肉眼不易发觉的白钨不加把握”的规则履行查验的，看来用肉眼目测不行稳当。钨砂中如含钙量高，则制出的钨丝简单发脆，可见黑钨与白钨用处不同，不该彼此稠浊。反观我国现在钨精矿技能条件国家标准GB2825-1981，其间规则含钙量为l～5%，答应量明显过高，不适合外销要求。1985年今后，上海口岸有关的外贸公司，根本上已中止运营钨砂出口，与之相关的查验和换证作业上海商检局也相应停止。1950～1985年上海商检局部分年份出口钨精矿查验状况表 年份 总数量 黑钨 白钨 补白 批数 吨数 批数 吨数 批数 吨数 1950 — 6922 — —— — 1951 — 9100 — — — — 1952 — 980 — — — — 1978 192 7695 151 6839 41 856 摘自专题总结1979 342 7577 249 5904 93 1673 同上 1980 454 9502 380 8324 74 1178 1981 — — — — —— 1982 405 4437 — — — — 1983 167 4348 — — — — 1984 205 4897 — — — — 1985 10 230— — — — 阐明;(1)1953年起交苏联钨砂，改由江西直接出口。对出口钨砂，不再列入计算。(2)1978年起查验批数中绝大部分为出口查验换证批数。

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。

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。

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

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

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

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

有些钨选厂出产的低档次钨精矿达不到质量标准，WO3的档次为5-30%，其他杂质含量也比较高。首要为低档次的钨细泥精矿、钨锡中矿、含钨铁砂及其他难选的含钨中间产品。此类产品经化学选矿，使钨出现钨酸钠或白钨、仲钨酸铵、钨酸或三氧化钨形状出售，并从浸渣中归纳收回其他有用组分。低档次钨矿藏质料化学选矿准则流程，处理进程可分为物料预备等。 一、物料预备 为了确保化学精矿的质量，质猜中的杂质含量应低于必定值，如砷不大于0.3-0.5%，硫不大于1.3-1.5%，杂质含量高时在物料预备时要将其降至必定值;为了进步矿藏的分化功率，对物料的细度的要求，要看后续作业的分化办法和质料的特性而定。例如苏打烧结法需磨至100-150目以下;直接浸出需磨到200-300目以下。 二、物料的烧结-浸出 工业出产上选用苏打烧结-水浸法，苏打溶液压煮法、苛性钠溶液浸出法和酸分化法。其意图是使钨矿藏分化生成水溶性的钨酸盐。分化办法的挑选首要取决于钨矿藏质料特性和出产供应商的具体情况和条件。办法可分为 1、苏打烧结-水浸法。它适于处理含少数石英的低档次黑钨质料，如钨细泥、含钨铁砂、钨锡中矿等，也能够处理含少数石英的低档次白钨质料，烧结时使不溶于水的黑钨矿和白钨矿与苏打效果生成水溶性的钨酸钠，水浸烧结块使钨转入溶液中，固液别离可除掉不溶杂质。黑钨矿质料的烧结温度为700-850度，白钨质料约860度。 2、苛性钠溶液浸出法。用35-40%浓度的苛性钠溶液加温至110-120度在加压条件下浸出磨细的矿藏质料，使钨呈可溶性钨酸钠的形状转入浸出液中。浸出注的处理办法有两种：一是直接稀释至密度为1.3克/立方厘米后送去净化;二是将其蒸浓至密度为1.45克/立方厘米左右分出钨酸钠晶体，结晶液回来浸出作业，结晶体水溶液送去净化。此法与苏打烧结-水浸法比较具有流程简略、出资少、能够处理含硅较高的钨细泥和钨锡中矿等钨矿藏质料。 常压下苛性钠溶液浸出白钨矿的反响为可逆反响。一般应选用苛性钠和硅酸钠的混合溶液作浸出剂才干获得满意的浸出成果。可是白钨矿质猜中含氧化硅有适当量时，用单一苛性钠即可。 3、酸分化法。酸分化法可用于处理白钨矿和黑钨矿两种质料，用32-38%浓或硝酸作浸出剂，在100度左右的温度下使钨矿藏直接分化而生成钨酸沉积。为进步钨的浸出率须将物料磨至-300目，酸分化时适当部分杂质进入溶液中经固液别离使其与钨酸别离。为使钨酸与残渣别离，常用碱熔法使钨呈碱金属钨酸盐形状转入溶液中，得到较纯洁的钨酸钠或钨酸铵溶液。酸分化钨的浸出率高，但试剂耗量大。 4、苏打溶液压煮法。此法可用于处理白钨和黑钨矿藏质料。浸出进程在压煮器中进行，质料磨至-300目，钨浸出率与苏打用量、浸出压力、浸出温度有关。 此法的长处是适用性较好，不只适用于处理低档次白钨矿(5-15%)，还适于处理含钨硫化精矿，如钨铋中矿、铋钼钨中矿。高硫钨中矿浸出时，锡石、辉锑矿和辉铋矿残留于残渣中，氧化物中的悉数铜、部分氧化硅、氟、磷、砷等杂质与钨一同转入浸液中，浸液送净化处理。 三、浸出液的净化 上述各种办法分化低档次钨矿藏质料所得的钨酸钠溶液都不同程度的含硅、磷、砷、铜等杂质，有时还会有硫、氟等杂质。为了确保化学精矿的质量，有必要对浸出液进行净化以除掉杂质。现在常用如下办法。 1、用铵镁盐除硅、磷、砷。浸液中SiO2/WO3分量比大于0.1%时应除硅。硅在溶液中出现硅酸钠存在，当溶液碱度下降时将水解呈硅酸形状分出。因而往浸液中参加1∶3的稀使pH值降至13，然后参加氯化铵使PH值降至8-9，硅酸钠能够彻底地被水解生成SiO2沉积，再经弄清过滤、洗刷后，液中的氧硅可降至0.25克/升。 磷砷在除硅液中别离以HPO42-和HAsO42-的形状存在，在室温下往其间参加密度为1.16-1.18克/立方厘米的氧化镁溶液，磷砷别离呈铵镁磷酸盐Mg(NH4)PO4及铵镁盐Mg(NH4)AsO4的形状分出。 2、镁盐法除硅、磷、砷。此法先用稀(1∶3)使浸液PH值降至小于11，硅酸钠发作部分水解后，此刻浸液中的磷呈HPO42-、砷呈HAsO42-形状存在。再参加密度为1.16-1.18克/立方厘米氯化镁溶液至浸液碱度为0.2-0.3克/升NaOH时，发生MgSiO3、Mg3(PO4)2、Mg3(AsO4)2沉积物分出，因而参加氯化镁可除掉硅、磷、砷。 此法的关键是须用将浸液中和至pH11，然后参加氯化镁溶液，否则会发生氢氧化镁沉积。质猜中萤石含量较多时，也可参加氯化镁，使浸液中的F-呈MgF2沉积分出。 铵镁盐法和镁盐法只能除掉高价砷，若贱价砷存在时须先用或次等氧化剂将贱价砷氧化为高价砷，然后参加氧化镁才干到达除砷意图。 镁盐法较铵镁盐法的功率高，处理量大，出产周期短，渣含钨低(约4-5%WO3)，但渣量大。铵镁盐法渣量小，但渣含钨高(约15-20%WO3)，因而应依据质料特性，通过实验才干断定最佳的净化办法。 3、碱法除钼。钼在浸液中呈钼酸钠形状存在，在除掉硅、磷、砷后的滤液中先参加溶液使钼转变为硫代钼酸盐，残留在溶液中的砷也转变为硫代盐，然后加中和至pH=8.5左右，此刻钼、砷不沉积分出。再参加氯化钙溶液，钨呈钨酸钙沉积分出，而钼、砷仍呈相应的硫代酸盐形状留在溶液中，通过滤将钼砷除掉。除钼率可达70-90%，参加量为钼砷总量的8-8.5倍，温度为80度。 当浸液中含钼量小于0.25克/升时，不必定要独自除钼工序，进步分化组成白钨酸度的办法到达钨钼别离，酸度大，温度高、除钼效果好。除钼还有其他办法，在此不作介绍。 上述均属化学沉积法除掉浸液中的硅、磷、砷、钼等杂质，还有其他办法如离子交流等办法。 四、钨化学精矿的制取 工业上一般先从净化液中分出组成白钨或仲钨酸铵，再出产钨酸或氧化钨。其进程如下。 1、组成白钨。沉积组成白钨一般多用氯化钙作沉积剂(有时可用氢氧化钙或硫酸钙)，使钨酸钙沉积，反响式为： Na2WO4+CaCl =CaWO4+2NaCl 而氯化钙关于硅、磷、砷、钼等杂质亦生成钙盐沉积物因而没有净化效果，仅对硫有净化效果。组成白钨的质量和沉积率首要与净化液的钨含量、碱度、沉积剂的类型及添加量等要素有关，钨含量影响到组成白钨的细度及过滤、洗刷功能。 关于沉积剂的比较：氯化钙可得高档次的组成白钨：(WO3达70-76%)，沉积剂对产品污染小，缺陷是氯化钙易潮解，运送包装较困难。石灰价廉，但所得组成白钨档次低，一般只达60-68%WO3，过滤洗刷困难，母液钨含量高，硫酸钙所得组成白钨档次WO3，但对产品污染大(硫酸钠、硫酸钙)，且反响时间长。因而以氯化钙为好。 组成白钨作为终究产品时，通过滤枯燥，然后包装出厂;若以钨酸或氧化钨为终究产品，则将组成白钨过滤洗刷后送去制取钨酸。 2、钨酸的制取。工业上常选用或硝酸分化组成白钨，制取钨酸。常用的组成白钨分化法，反响式为： CaWO4+2HCl = H2WO4+CaCl2 组成白钨中的硅、磷、砷杂质对钨酸的制取影响很大，使钨酸粒度变细而成胶状，难于沉积过滤，一起还与钨生成杂多酸，添加母液中钨含量。 制取钨酸进程的首要影响要素有：(1)温度：温度高有利于制取粗粒钨酸，杂质分化较彻底，但酸损耗大，作业环境差，初温常为70-80度，加料后再煮沸10-15分钟;(2)浓度：浓度高有利于钨酸粒度粗化，杂质分化彻底，出产中一般用30%的浓度;(3)剩下酸度：分化终了的酸度低，钨酸粒度变小，纯度低，一般剩下酸度为70-80克/升。此外，酸分化时参加适量的硝石(硝酸)有利于加快分化进程及杂质的氧化。并有利于进步钨的总收回率。 过滤后的钨酸应进行洗刷。钨酸质量契合标准才干出厂或送去制氧化钨。否则要进行净化处理。钨酸的净化常用法，即把钨酸溶液溶于中使其转化为钨酸铵溶液，大部分的硅、铁、锰等杂质则留在沉积中。 3、仲钨酸铵的制取。用浓缩结晶法从钨酸铵溶液中制取仲钨酸铵，先用溶解钨酸，且使钨与某些杂质别离，反响式为： H2WO4+2NaOH=(NH4)2WO4 +2H2O 某些杂质如铁、锰、钙的氯化物一起生成氢氧化物沉积与钨别离。溶液通过沉清过滤，滤液即为钨酸铵溶液。 用强碱性或弱碱性阴离子交流树脂处理钨浸出液，用氯化铵溶液淋洗载钨树脂，所得淋洗液用于制取仲钨酸铵;此外，还可用溶剂萃取法制取钨酸铵溶液。以钨酸钠为料液，以叔胺或季胺的火油作有机相，在pH=2-4条件下萃钨，然后用2-4%的反萃可得钨酸铵溶液。 从钨酸铵溶液制取仲钨酸铵还可用中和法，此法运用10-20%的把钨酸铵溶液中和至pH=7-7.4时，钨呈针状仲钨酸铵的形状分出，结晶率达85-90%，但中和法不能收回并耗，已被蒸浓法所替代。 把钨酸铵溶液通过蒸浓时能够蒸腾部分，冷却之后(大于50度)则结晶分出片状的仲钨酸铵结晶：即： 12(NH4)2WO4 = 5(NH4)2O 12WO3 5H2O+14NH3+2H2O 由于仲钨酸铵溶解度比仲钼酸铵小，为了避免产品被钼污染，可用分步结晶法使钨钼别离。如蒸腾60%的液体，钨结晶率为55%，而钼结晶率只12%，所以开始结晶分出的仲钨酸铵含钼甚微。后期分出的仲钨酸铵含钼较高。 蒸腾时蒸腾的气经洗刷塔收回，所得回来运用;富含杂质的母液再收回钨。 4、三氧化钨的制取。将枯燥的纯钨酸或仲钨酸铵进行煅烧可制取工业钨氧粉。反响式为： H2WO4 =WO3+H2O 5(NH4)2O12WO3 nH2O =12WO3 +10NH3+(5+n)H2O(煅烧) 煅烧温度500度时可使钨酸彻底脱水，温度高于250度可使仲钨酸铵彻底分化。用于出产钨材和碳化钨的三氧化钨除应具有必定的纯度外，还要满意必定的粒度要求，三氧化钨的粒度与钨酸如仲钨酸铵的粒度及煅烧温度有密切关系 设备： 首要设备精矿处理设备有焙烧窑、分化槽、压煮器、熔融炉、净化槽、离子交流柱、溶剂萃取槽、接连离心过滤机、蒸腾结晶槽或接连式蒸腾结晶器等。粉末制取设备有反转管炉、三氧化钨焙烧炉、蓝氧炉和复原炉。压形设备有油压机、冷等静压机。烧结熔炼设备有预烧结炉、高温烧结炉、垂熔炉、各式真空熔炼炉等。 车间组成一般钨冶炼厂由钨湿法冶炼、钨粉出产、钨条(锭)制备、归纳收回(收回氯化钙、钨铁、钽、铌、钪等)等出产车间及制氢等辅佐设备组成。依据出产性质和规划，能够独自建立车间，亦可兼并建立车间。如将归纳收回并入钨湿法冶炼车间，将钨粉制备、钨条(锭)兼并为粉末冶金车间等。 工厂装备与特色湿法冶炼出产进程中运用酸、碱、有机试剂等化工材料，产出有害排放物需求管理。因而，工厂装备时，应将湿法冶炼车间设在厂区的下风向，且便于原辅材料运送和扫除钨渣。钨粉末冶金部分有防尘、防爆、防火要求，应装备在较洁净、不受外界尘埃影响的区域。 首要技能经济指标收回率：钨湿法冶炼为90%～98%;纯钨粉制备为98%～99%;纯钨条(锭)为98%～99.5%。技能经济指标取决于所用的质料、出产工艺和原辅材料报价等要素。如日本某公司以黑钨精矿为质料，选用经典碱法工艺，每吨仲钨酸铵产品耗烧碱2.46t;3.2t;我国某厂以白钨精矿为质料，选用经典酸法工艺，每吨仲钨酸铵产品耗4～5t;1.7～2.3t。 在制取金属钨之前有必要先制取较高纯度的钨化合物。因而要除掉分化钨矿藏质料所得到粗钨酸钠溶液和粗钨酸中的杂质。净化粗钨酸钠溶液和粗钨酸可出产出钨的纯化合物仲钨酸铵货氧化钨，这两种纯钨化合物是现在工业上出产钨粉最常用的质料。

钨属于稀有元素，包括钨铁精矿和钨酸钙精矿两种，在地壳中含量仅为0.8%，我国钨储量约占世界总储量的55%，居首位。钨的价格也是一直以来关注的问题。本站提供有色金属钨的价格行情、分析预测，如要了解最新的钨价格，请至 钨价格专区 ，下面是今日最新的钨精矿价格。品名规格钢厂/产地价格（万元/吨）涨跌备注黑钨精矿>65%江钨10.5- 黑钨精矿>65%赣州钨协10.9- 黑钨精矿>65%江西10.4-10.5- 黑钨精矿>65%湖南10.4-10.5- 白钨精矿>65%柿竹园10.2- 1# 钨条--305-325元/千克- 

钨是一种稀有金属，钨主要包括钨铁精矿和钨酸钙精矿两种，年产量很低,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。因为钨金属比较稀有，所以 钨精矿 的价格也很高，市场上钨精矿的价格是以吨为单位计算的，价格在10万-20万元/吨。钨砂就是钨精矿，也有地方把钨原矿叫钨砂的，不同的地方叫法可能不太一样！钨精矿主要用在什么方面？钨是一种熔点较高的稀有金属或呈难熔稀有金属，钨及其合金用途非常广泛,是现代工业、国防及高新技术应用中的极为重要的功能材料之一，主要用于航天、原子能、船舶、汽车工业、电气工业、电子工业、化学工业等诸多领域，还用于铸造配料用原料。

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

聂华平，王秀红，万林生           在钨产品中，锡是众多杂质中极为有害且较难去除的一种，钨成品中即使有微量锡存在，也会对其机械性能、物理性能等有严重影响。根据GB/T 10116-1988要求，在0级APT（仲钨酸铵）中，锡质量分数要求小于1×10-6，一级APT中锡质量分数要求小于3×10-6[1]，但随着我国优质钨矿资源的日益匮乏，可供开采的保有资源中锡等杂质的含量越来越高、形态越来越复杂，致使仲钨酸产品质量受到较大影响。因而，研究钨冶炼过程中深度去除杂质锡格外迫切和必要。       1、试验原料       钨精矿为赣州某矿山高锡钨精矿，化学组成见表1。 表1  钨精矿的化学组成   %WO3SnCaAsMo74.690.110.200.0120.002     模拟工业浸出条件，用碱浸出钨精矿获得钨浸出液：将钨精矿置于XMQ-锥形球磨机中，磨矿12h后过320目筛，取筛下部分进行试验。称取钨精矿100g，用理论量1.6倍、质量浓度为500g/L的NaOH溶液在沸腾状态下浸出3h，之后抽滤、洗涤，滤液（钨酸钠溶液）加蒸馏水稀释后即为试验溶液，其中钨质量浓度（以WO3计）为20g/L，锡质量浓度（以Sn计）为1.78mg/L。       2、试验部分       2.1钨浸出液中锡的存在形式及比例       钨浸出液中，锡以SnO32-和SnS32- 2种状态存在[2]。相比较而言SnS32-的危害性更大，即使有少量存在也会使产品APT锡超标[3]。而适量SnO32-的存在对产品质量不会有太大影响。在随后的离子交换回收钨过程中，因SnO32-与树脂亲和力比WO42-的小，大部分留在溶液中，不被树指吸附，SnO32-的去除率可达99%[4] 。因而在进行钨锡分离时，有必要研究溶液中SnO32-和SnS32-的存在比例。       用离子交换树脂采用静态吸附法测定钨浸出液中SnS32-的比例。量取一定体积的钨浸出液于装有一定量阴离子交换树脂（已被WO42-饱和）的烧杯中，同时在室温下搅拌。待交换法测定不同pH值的钨浸出液中的SnS32-的比例，结果如图1所示。从图1看出，随着溶液pH值的升高，溶液中SnS32-的比例急剧下降，这与后述的热力学分析结果一致。同时值得指出的是，pH值为13的溶液在生产中是较为常见的。pH为13时，SnS32-的比例是18.1%，可以肯定，吸附原液除锡，实际上是指除去SnS32-。图1  pH钨浸出液中硫代锡酸根的比例       2.2热力学分析       钨浸出液中的SnO32-和SnS32-并非孤立存在，而是可以相互转化的：   SnO32-＋3S2-＋3H2O= SnS32-＋6OH-       若测定出或利用热力学数据计算出上述反应的平衡常数（K），则在已知S2-和OH-浓度情况下，可以求出SnO32-和SnS32-的浓度比，即：    3、结果与讨论       采用沉淀法除锡，试验考察了试剂用量、反应温度、反应时间对除锡效果的影响。       在DF-1集热式恒温磁力搅拌器中放入一定量的水，升温至设定温度。量取200mL钨浸出液于锥形瓶中，加入一定量沉淀剂M115。将锥形瓶置于水浴中，慢慢开动磁力搅拌，使搅拌速度适宜。充分搅拌一段时间后取出锥形瓶，澄清后过滤，滤液即为除锡后的净化液，分析滤液中锡的质量浓度。       3.1试剂用量对除锡效果的影响       试剂用量为理论量的1～7倍，室温下充分搅拌1h，试验结果如图2所示。  图2  试剂用量对除锡效果的影响       从图2可见，随着试剂用量的增大，除锡率逐步升高。在试剂用量为理论量的5～6倍时，硫代锡酸根的去除率超过90%，这种程度完全可以满足生产需要，再增加试剂用量已无必要。       3.2反应温度对除锡效果的影响       试剂用量为理论用量的6倍，在不同温度下充分搅拌1h，考察温度对除锡效果的影响。试验结果如图3所示。  图3  反应温度对除锡效果的影响       从图3看出，随着反应温度的升高，锡的去除率降低，在80℃时，硫代锡酸根的去除率降至87.8%。因此，除锡应在相对较低的温度下进行，一般室温下即可。这种在低温下的操作显然是很有利的：一方面不用消耗大量能源，简化了设备及操作过程，另一方面也避免了在高温时可能造成的APT结晶现象。但由此带来一个问题是温度低时沉淀物颗粒变细，过滤和洗涤困难，且细颗粒的沉淀易造成机械夹杂，使钨损失增大。       温度升高除锡率降低的原因可能是：       （1）沉淀剂M115与硫代锡酸根之间的反应是放热反应，温度升高不利于反应进行。       （2）沉淀剂M115与硫代锡酸根作用生成难溶物本质上是个载带过程，温度升高，所生成的载带颗粒团聚长大，降低了其比表面积，反应活性降低，最终使除锡率降低。       3.3反应时间对除锡效果的影响       试剂用量为理论用量的6倍，室温下搅拌一定时间，考察反应时间对除锡效果的影响。试验结果见表2。搅拌1h后，除锡率超过93%，再延长时间除锡提高不大。因此，沉淀除锡反应时间一般控制在1h即可。 表2  搅拌时间对除锡效果的影响反应时间/h总除锡率/%SnS32-去除率/%0.5 1.0 1.5 2.0 2.516.31 16.85 16.85 16.87 16.8590.10 93.1 93.1 93.2 93.1     4、结论          （1）钨浸出液中，锡以SnO32-和SnS32-两种形式存在，浸出液pH值不同，SnO32-和SnS32-之间的比例亦不同。pH值越高，SnS32-比例越低；pH值为13时，SnS32-的比例是18.1%。       （2）利用沉淀剂M115能够高效地从钨酸钠溶液中将SnS32-选择性去除。       （3）以沉淀剂M115为除锡试剂时，除锡率随试剂用量的增加而增大，随反应时间的延长而增大，随反应温度的升高而降低。合理的工艺条件是：试剂的实际用量为理论用量的6倍，室温下搅拌1h，除锡率不低于90%。       （4）选择性沉淀法去除钨浸出液中的SnS32-，工艺简单，能耗较低。以生产1t仲钨酸铵（APT）计，约需耗硫酸铜8kg，硫化铵60kg，成本较低，有一定的经济优势。   Removing of Stannum From Alkaline Leaching Solution of Stannum Concentrate NIE Hua-ping，WANG Xiu-hong，WAN Lin-sheng （School of Material and Chemical Engineering，Jiang xi University of Science ＆ Technology，Ganzhou，Jiangxi 341000,China）     Abstract：Several problems such as stannum presence states and removing of stannum of stannum from alkaline leaching solution of tungsten concentrate ore are studied.The result shows that stannum presence states and their proportion are distinctly influencde by pH value of leaching solution.The higher the pH value of leaching of leaching solution，the lower the proportion of SnS32-.The SnS32-can be removed selectively from the soltion by precipitator M115,The removing rate of stannum can be enhancde by increasing rate of stannum is over 90% when practical dosage of precipitator is 6times of theoretical dosage and stirring time is 1 at room temperature.     Key words：tungsten concentrate ore；alkaline leaching solution；stannum；separation

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?

根据本机构的观察，受金融危机影响，国内外钨价格从 2008 年第四季度开始大幅下跌。2009 年国内钨矿市场经历过两次大涨，最高价格在 8 月底 9 月初的时候达到7.35 万元∕吨。见下图1，2009 年国内钨精矿价格走势图。图1  2009年国内钨精矿价格走势图 我们认为未来一段时期，钨精矿价格将继续保持总体平稳、小幅震荡走势。我们预计2010 年国内钨精矿全年平均售价 8 万元∕吨。

首要分为高温熔体萃取和气体喷入碳化两阶段。    A  高温熔体萃取    将钨精矿（黑钨精矿或白钨精矿与黑钨精矿的混合物）与Na2Si03、NaCl混合，在1050~1100℃下熔融，并发作以下反响：            2（Fe、Mn）W04+3Na2Si03+16NaC1====（Na2W04·8NaCl）+Na2（Fe、Mn）2Si309    所得Na2W04·8NaC1相与硅酸盐相不互溶，故按密度分层，基层为氯化物-钨酸盐相，上层为硅酸盐相。将两相用倾析法别离后，一般98%~99%的WO3及少数铁锰杂质进入钨酸盐，其典型条件为：    配料：黑钨精矿NaCl：Na2Si03 =33:47:20,当以白钨为质料时，一般应加A1203和NaF作熔剂，但将白钨与黑钨按1:3~3:1份额参加也可防止加熔剂。    温度和保温时刻：1050~1100℃，2h。    氯化物-钨酸盐相成分:25%~30% WO3，约0.24% FeO，约0.3% MnO。    硅酸盐相成分：约0.5%WO3，约36%（FeO+MnO）。    B  气体喷入碳化    将氯化物-钨酸盐相补加NaCl调整份额后，在1050~1090℃，通入天然气发作如下反响：                               Na2W04+4CH4 ==== Na20+WC+3C0+8H2 得WC，WC先后用10% HCl和3％NaOH洗去杂质。    典型条件为：氯化物-钨酸盐相成分：含25%~30%W03(即Na2W04为31.7%~38%).    反响温度：1050~1070℃。    CH4中碳利用率:2.2%左右（半工业规划数据，下同）。    W03进入WC的回收率;90%左右。    WC粉总成本：比传统办法少30%左右。    上述碳化产品经磨细后，经65℃下用6mol/L的浸出3次，以除掉杂质，则所得产品的成分大致为：总碳5.99%~6.14%；游离碳0.06%~0.08%；S：0.003%~0.014%；0：0.53%~0.55%，A1：0.001%~0.005%；Ca：0.005%~0.01%；Cr：0.05%~0.3%；Cu：0.007%~0.01%；Fe：0.001%~0.05%；Mg：0.001%~0.01%；Mo：0.01%~0.1%；Si：0.001%~0.01%；Ni：0.03%~0.1%，其粒度为1~20μm占85%~90%。

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

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

依据钨精矿的质量标准，除的含量廊大于65%以上外，其他有害杂质的含量要低于相应标准，特级品钨精矿质量要求还高。钨精矿中的S、P、As、Mo、Ca、Mn、Cu、Sn等杂质均有相应标准，当物理选矿办法达不到要求时则选用化学选矿办法，这样不只能够进步钨精矿质量等级，一起还能够归纳利用其他有用组分。 (1)钨精矿除锡办法锡矿石中的锡以锡石的单体存在时，可用强磁选和电选办法使其别离与黑钨矿及白钨矿别离。 出产中常用固体氯化剂对超锡的钨粗精矿进行氯化焙烧，使锡蒸发以到达除锡的意图。进程的首要反应为：钨粗矿氯化焙烧除锡时常用的氯化剂为腐蚀性小并且易收回的氯化铵、等。为了确保反应在复原气氛中进行，配料时需参加必定数量的木炭粉或锯木屑，反应式如下：焙烧时氯化铵的参加量视钨精矿含锡量的不同而异。氯化焙烧温度为850℃左右，进程可在反射炉或回转窑中进行。为了进步脱锡功率，氯化焙烧2～4小时后可翻料一次，保温一段时间以进行氯化焙烧，脱锡率可达90%以上，锡含量可降至0.2%以下。 (2)钨精矿除砷办法 钨精矿中含砷首要以毒矿(FeAsS)、雄黄(AsS)、雌黄、石和各种盐的形状存在，脱除砷的办法有： ①浮和浮选法能够脱除大部分硫化砷; ②弱氧化焙烧或复原焙烧法脱砷。 焙烧前配料时依据原猜中砷含量的凹凸参加质料质量的2%～6%的木炭粉或煤粉，在700～800℃的温度下焙烧2～4小时，焙烧在反射炉或回转窑中进行，假如木炭粉达不到脱砷要求可参加少数硫黄。进程首要反应为：砷的贱价氧化物为易蒸发物。高价砷氧化物较难蒸发，它能够与某些碱性氧化物生成安稳的盐：因而.川焙烧法脱砷宜在弱氧化气氛中或复原气氛中进行，此刻方可使砷呈贱价砷氧化物蒸发，并使高价砷氧化物(或盐)复原为贱价砷氧化物，然后进步脱砷率。 (3)钨精矿脱磷办法 钨精矿中含磷常以磷灰石、磷钇矿和独居石等磷酸盐的形状存在。脱磷办法有两种。 ①稀浸出法脱磷 此法适用于脱除磷灰石，一般用1：(3～5)的稀作浸出剂，粗粒精矿用渗浸法，细粒精矿用拌和浸出，能够使磷含量降到0.05%以下。 ②浮选法脱磷 若钨精矿中以磷钇矿、独居石等形状存在磷杂质时，则无法用稀除磷，可用浮磷抑钨的办法，用和油酸混合捕收剂，草酸作抑制剂，碳酸钠作调整剂，可到达降磷意图，并归纳收回了磷钇矿。 (4)钨精矿除钼办法 钨精矿中的钼常呈辉钼矿和钼氧化物(钼酸钙、钼华等)形状存在。一般用抬浮或浮选能够脱除钼的硫化物或许用次氯酸溶液浸出，亦可除掉辉钼矿形状存在的钼。浸出宜在低于40℃温度下进行，此刻铁、铜硫化物的氧化速度比辉钼矿小，且有较高的选择性。若钼以氧化物形状存在，降钼比较困难，现在尚无经济有用的办法。一般可用酸浸或碱浸办法处理，如用20%～30%的在加热条件下可使悉数钼酸盐转变为易溶于的钼酸钙，部分铜和钨也转入溶液中，钨的酸溶量随浓度和温度的添加而添加。 (5)钨精矿脱铜办法 在钨精矿中的铜若呈硫化物形状存在时，一般用浮选或浮办法将其脱除。 选用上述办法除掉某一杂质时，皆可随同除掉适当部分的其他杂质，如氯化焙烧降锡或复原焙烧除砷时均可除掉适当数量的硫。酸浸法除钼、磷时，可除掉适当量的钙、铋、铜等杂质。有时可从酸浸液中收回铋，用次溶液除钼时可除掉部分铜、砷硫化物等。 钨精矿中其他杂质超支状况罕见，一般用物理选矿法屡次精选及化学选矿法除杂质，可使钨精矿中杂质含量降到标准规定值以下。

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