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%。

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。 

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。

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。

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。

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。

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。

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%。

C  辉相矿在酸性条件下高压氧分解    a  主要反应    辉钼矿与含HNO310~20g/L的水溶液（L/S≈5/1），在160~200℃时首先发生下列反应：                      MOS2＋6HN03 ====H2Mo04＋2H2S04＋6N0    部分MOS2被氧化，产生的NO又在设备的上部空间与高压氧（0.65~1.2MPa）作用生成HNO3：    故总反应为：    此反应在150℃的平衡常数达3x10173。    过程中70%~80%的钼以钼酸的形态进人固相，经锻烧后即得工业氧化钼。几乎全部铼和约20%的钼以及绝大部分铜、铁、锌进人溶液，可用萃取法回收。    b  工业实践    (1)设备所用高压釜的结构示意见下图通过加料管1进人矿浆，高压氧则由通氧管2通入，在搅拌器激烈搅拌下，氧气被通过入气口9吸入矿浆中与之混合，过程系放热反应，故釜具有夹套用水冷却，同时在上部空间（这里再生HN03）和下部均有冷却管。[next]    酸性条件下高压氧分解的设备材质十分重要，要求其在工作条件下能耐HN03-H2SO4腐蚀。试验表明：钛材釜经1000h工作无明显腐蚀，但气流速度大的部件（如阀门等）耐冲刷性能差，特别是高速氧引起温度升高进而导致钛阀的氧化。    试验表明对3m3的大釜而言，锚式搅拌器即使在低转速下（60r/min )也能保证高的分解率。[next]    (2)工艺过程特点及主要指标   某些工厂的工艺特点及主要指标见下表： [next]     D  辉铂矿在碱性条件下高压氧分解    在高压釜内的NaOH溶液中，辉钼精矿与氧气发生如下反应：    钼进入溶液，与此同时铼亦以NaReO4形态进入溶液。技术经济指标见下表。     本工艺的特点是温度和压力均低于酸性介质中高压氧浸出，回收率高，设备材质易解决，但耗NaOH量大，反应时间长。    针对该工艺反应时间长的弱点，C.H.索波里（C.H.Co6onb）考虑到在实际分解中，当时间进行到总分解时间的1/3左右时，分解率已接近80%，剩下的2/3时间仅带来18%~19%的分解率，因此提出分解一浮选工艺，即在较短时间内使大部分辉钼矿得到分解，含MOS2的残渣进行浮选回收其中的钼，所得到的精矿再返回分解。试验表明，最终弃渣含钼0.85%以下，Mo,Re总回收率均高于99％。

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级电解铜是高纯阴极铜，高纯阴极铜符合国标GB/T467-1997规定，纯度可达99.9935%。。    按照上海期货交易所交割制度的规定，注册铜分为标准品和替代品两种不同的交割等级。前者为标准阴极铜，后者包括高纯阴极铜和LME注册阴极铜。其中达到高纯阴极铜标准并经交易所认定的注册铜实行升水交割，升水幅度为110元，俗称“升水铜”;其他国产品牌和进口LME注册铜则按标准级交割，不享受升水，习惯称作“平水铜”。目前，在所有注册品牌中，仅有下列五个品牌享有升水：江西铜业的“贵冶”牌、铜陵有色的“铜冠”牌、云南铜业的“铁峰”牌、金隆铜业的“金豚”牌，以及张家港联合铜业的“铜鼎”牌，其中前四个品牌已在LME注册。升水铜尽管牌号不多，但都属于国内大型铜厂所有，且占国内总产量的一半以上。    国内铜厂因所采用的工艺设备和技术不同，所产铜的品级和质量也存在差异。一些国营大厂的产品能达到较高品级，即符合国标GB/T467-1997高级阴极铜规定，纯度可达99.9935%;而一些中小厂家的产品仅能达到国标GB/T467-1997标准阴极铜规定，铜加银含量不小于99.95%。    电解铜即铜的电解提纯：将粗铜（含铜99％）预先制成厚板作为阳极，纯铜制成薄片作阴极，以硫酸(H2SO4)和硫酸铜(CuSO4)的混和液作为电解液。通电后,铜从阳极溶解成铜离子(Cu)向阴极移动，到达阴极后获得电子而在阴极析出纯铜（亦称电解铜）。粗铜中杂质如比铜活泼的铁和锌等会随铜一起溶解为离子（Zn和Fe）。由于这些离子与铜离子相比不易析出，所以电解时只要适当调节电位差即可避免这些离子在阳极上析出。比铜不活泼的杂质如金和银等沉积在电解槽的底部。 这样生产出来的铜板，称为“电解铜”，质量极高，可以用来制作电气产品。沉淀在电解槽底部的称为“阳极泥”，里面富含金银，是十分贵重的，取出再加工有极高的经济价值。    更多关于a级电解铜的资讯，请登录上海有色网查询。

依据钨精矿的质量标准，除WO3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、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+Fe2O32FeWO4+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(As2S3)、石(As2O3)和各种盐的形状存在，脱除砷的办法有：  ①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 2As2S3+10O2+C=2As2O3+6SO2+CO2CaO·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。

注：分化焙烧原始烧渣中的含量%：21.98S总；Sso4无；3.67As；烧渣产率为64.8%。硫酸钠添回量为烧渣分量的10%。 分化焙烧后的烧渣应在砌有粘土砖的马佛炉内进行硫酸化焙烧。往原始产品中增加硫酸钠（Na2SO4·10H2O），其量为烧渣分量的10%。在焙烧时增加硫酸钠可进步有色金属硫酸化的速度和程度，以及进步硫酸盐在不分化状况下存在温度规模。 硫酸化焙烧后的烧渣（其磨矿细度为95%-0.074毫米）的浸出分两段进行：开始时用热水，然后用10%硫酸溶液浸出，其温度为60～70℃。每段浸出时刻为2小时。矿浆液：固=4:1。需求两段浸出的原因在于烧渣中钴的存在方式不同（硫酸盐、氧化物、盐等）。 * I段焙烧的温度为450～500℃； II段焙烧的温度为600～650℃ ** 7.5%NaOH；温度为90℃；时刻为24小时。 曾对有色金属硫酸化的程度和其进入溶液的状况与焙烧温度和时刻的联系，以及硫酸化焙烧的温度对脱硫程度的影响作了研讨（见表1）。研讨成果证明，分化焙烧后烧渣硫酸化处理的温度不该超越600℃。在焙烧温度为500～600℃，时刻为3小时条件下，转入兼并后溶液（水和硫酸溶液）中的钻、铜和镍的收回率别离为86.3，87.6和59.9%。 将硫酸化焙烧的温度进步到700℃，就会导致硫酸盐的分化，并下降钻和铜转入溶液的收回率。但是在最佳的硫酸化焙烧准则下，呈水溶液状况的钴、铜和镍的含量别离为51.6；63和42%，转入硫酸溶液中呈氧化物状况的金属含量别离为34.7%钴，24.6%铜和17.4%镍。在硫酸溶液中铁的溶解量不超越精矿中原始铁含量的3%。 因为精矿通过了两段焙烧，总的脱硫率为79.8%，其间在分化焙烧时仅为6.81%。在这种状况下，从精矿中收回的砷为98.6%，其间在分化焙烧时为93.22%。 在相同的焙烧温度、最-佳硫酸化剂耗量（H=SO4为400公斤/吨）和相同的硫酸钠增加量的条件下，对氧化焙烧后的烧渣进行硫酸化处理时，通过两段浸出后有色金属转入兼并溶液的收回率为钴81.4%，铜85.3%。这个数字说明晰这些金属转入溶液的收回率别离比分化焙烧后的焙砂进行硫酸化焙烧时下降了4.9%和1.3%。 对分化焙烧后的烧渣进行硫酸化焙烧时，若将硫酸钠的增加量从10%降到5%时，那么转入兼并溶液中的有色金属收回率就会下降，钴下降8.7%，铜下降3%。在对硫酸化焙烧后的烧渣进行浸出时，将矿浆的液固比由4：1进步到10：1，对各种金属的收回率无影响。 从兼并硫酸盐溶液（其比为1：1）中收回各种金属是依照已知的水合流程用来完成的。该 兼并溶液中含有2.17克/升钴，2.06克/升铜，9.5毫克/升镍；0.53克/升铁，1.04克/升砷；其pH=1.8。一起也获得了合格的供应产品：铜产品含Cul5.6%，收回率82.6%'钴产品含C024.3%，收回率80.5%，贵金属精矿，其含As0.29%，转入贵金属精矿中的金、银收回率别离为98.6%和89.1%。 在沉积出As、Fe、Cu、和Co之后，硫酸盐溶液中含有：（毫克/升）1.2Cu；17.1Co； 2.0Fe；0.023As。在将其排弃之前，有必要除掉其间的硫酸盐-离子和有色金属。为此，首要需求用石灰乳溶液，然后用溶液加以处理。用处理时，温度应在50～60℃，还须拌和2～3小时。的数量应当为用化学计算法算出的生成有色金属硫化物所需量的1.5倍以上。 曾对用化法从处理精矿所得的各种产品中收回贵金属进行了研讨（图2）。化条件如下：称取原始产品50克；矿浆中试剂浓度：0.1%NaCN，0.02%CaO，200克/吨PbO；液：固=3：11化时刻为36小时。 表2中数据标明，对原始精矿及其处理后的各种产品进行化时，贵金属的收回率低。原因在于在氧化焙烧和硫酸化焙烧的烧渣，以及硫酸化焙烧烧渣的浸出渣中的细粒涣散金呈极细色裹体存在于赤铁矿颗粒中，从而使金粒难以同化溶液触摸。在进行分化焙烧时，细粒涣散金处在磁黄铁矿的颗粒中，使化溶液无法进入。赤铁矿中金解离的一种或许办法是无机酸溶解赤铁矿。但该办法在经济上不合算。 依据屡次实验成果和硫酸化焙烧后烧渣浸渣组分（其间含9.98%Si2；5.28%CaO；2.43%Al2O3；0.67%Mg；80.0%Fe2O3；0.3%C；0.23%Cu；0.29%As），以为在有色金属冶炼厂处理这种产品，收回贵金属是最合适的。引荐的用火法-湿法冶金办法处理金-钴-砷精矿的工艺流程如图2所示。

随着剩余空气量的增大砷的升华率则降低，同时提高了脱硫作用。在空气耗量对理论需要量低0.75时，烧渣中砷含量很高。 当焙烧温度在550~650℃时，砷的升华率最大（见图3）。当温度低于550℃时烧渣中仍留有大量未氧化的砷黄铁矿。从图4数据看出，焙烧温度对除硫有-定影响，而决定性的因素是空气的耗量（见图3和图4）。 烧渣中砷含量的提高（见图4）证明，在Ⅱ段焙烧中砷实际上是不升华的，而烧渣中的砷浓度有提高。 烧渣质量与往焙烧炉中装入精矿的速度的关系如图5所示。从图5中看出，在第1个焙烧炉的单位处理能力为7.0~9。5吨/平方米·昼夜，第二个焙烧炉为3.5~4.7吨/平方米.昼夜时所得之结果较好。在进行半工业试验过程中曾确定了下列工艺制度：                                                                                         第I段               第Ⅱ段 沸腾层温度℃                                                 550~600              650~675     空气的过剩系数，a                                        0.75~1.0              1.5~2.0     沸腾层中气体流速，厘米/秒                        0.1~0012             0.10     昼夜处理能力，吨/平方米、                         7.0~9.5              3.5~4.75     在此工艺条件下得到了含As  0.19~0.6%和S 0.9~l.3%的烧渣。     按照上述工艺条件曾对连续作业的焙烧装置进行了8个昼夜的平衡试验（见表）。     金属平衡计算结果表明，被平衡的金属的误差均处在化学分析过程中所许可的误差范围内。大量金（79.8%）富集在焙砂中，而剩余的金留在收尘设备的烟尘中。金未随气体损失。

依据钨精矿的质量标准，除WO3的含量应大于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、SiO2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成分。 一、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) 2FeWO4+2CaO +1/2 O2 = 2CaWO4+Fe2O3 2FeWO4+6CaCl2 +3/2 O2 = 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 ↑+2NH3↑ +3CO ↑+H2O 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，保温一段时刻以进行氧化焙烧，脱锡率可达90%以上，锡含量可降至0.2%以下。 某矿钨精矿氯化焙烧除锡时的配料比 nequot="" medium="" collapse="">含锡量（%）木屑用量（千克）氯化铵（千克）矿量（千克）复原焙烧时刻氧化焙烧时刻（小时）1-234510-2010-2010-2010-201220242817517517517523442344二、钨精矿除砷办法 钨精矿中含砷首要为毒砂(FeAsS)、雄黄(AsS)、雌黄(As2S3)、石(As2O3)和各种盐的形状存在。脱除砷的办法： (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。 焙烧前配料时据原猜中砷含量的凹凸参加质料分量的2-6%的木炭粉或煤粉，在700-800度的温度下焙烧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 2As2S3+10O2 +C = 2As2O3+6SO2 +CO2 Fe3(AsO4)2+C =As2O3 +3FeO +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，用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。 三、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： (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，能够使含磷量降到0。05%，以下。 (2)浮选法脱磷。若钨精矿中含磷钇矿、独居石等形状存磷杂质时，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，碳酸钠用调整剂，可到达降磷意图，并归纳收回了磷钇矿。 四、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。一般用浮或浮选能够脱除钼的硫化物或许用次氢酸溶液浸出，亦可除掉辉钼矿形状存在的钼。浸出宜在低于40度温度下进行，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，部分铜和钨也可转入溶液中，钨的酸溶量随浓度和温度的添加而添加。 五、钨精矿脱铜办法 在钨精矿中的铜若呈硫化物形状存在时，一般用浮选反浮选办法将其脱除。 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于数量的硫。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。

特级品钨精矿中的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。 依据钨精矿的质量标准，除WO3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、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(As2S3)、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?。 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。

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。

电化学浸出后的溶液中，呈根离子的As有6~7克/升，呈硫酸根离子的5有5~13克/升和硅酸阴离子和铝有几毫克/升。苛性钠的剩下浓度为55~75克/升。用石灰处理溶液后，砷呈低溶解的钙方式从溶液中加以排出，而在用苛性钠增浓到150克/升和冷却到16~17℃时，硫则呈无水的硫酸钠方式被排出。经过这样净化，可使溶液中的砷含量下降到0.7克/升，硫下降到6.5克/升，然后为溶液的循环运用发明了条件。溶液经石灰处理后，用来浸出砷黄铁矿的苛性钠有60%得以再生。但用来浸出黄铁矿的苛性钠实际上不能再生。它以硫酸钠方式留在溶液中。    从表2数据中看出，依照下图中规则的工艺流程处理精矿I时，金的回收率与按焙饶流程处理时的同一个水平，而关于精矿Ⅱ和精矿Ⅲ而言，随化尾矿丢失的金，比用焙烧流程时下。降了3/4。     对电化学浸出工艺处理精矿时的本钱进行扩展技术经济核算结果表明，各种费用取决于精矿的物质组成。精矿中黄铁矿的含量多少影响极大。关于低硫化物精矿，电化学浸出工艺比焙烧工艺在经济上有许多优越性，而关于含黄铁矿约15%的精矿而言，电化学浸出的本钱与焙烧本钱大致适当。     处理精矿Ⅱ的费用约为66.1卢布/吨，而精矿Ⅲ则为53.3卢布/吨。依照焙烧--焙砂化工艺流程处理金-砷精矿的费用为61.4卢布/吨。     关于处理黄铁矿含量高的精矿（精矿1）来说，用电化学浸出法在经济上是不合算的。可是，关于那些含有神黄铁矿和黄铁矿的部分产品而言，电化学浸出工艺在经济上确实是可行的。     结    论     关于上述三种砷黄铁矿和黄铁矿含量不同的难处理金-砷精矿来说，用电化学浸出法处理是有用的。对精矿进行电化学浸出后，可使72-87%的砷黄铁矿和45~53%的黄铁矿分化，然后可使残渣化后的尾矿金含量比按焙烧工艺处理的尾矿有所下降或许大致适当。

假如焙烧渣送去熔炼，那么就能够进行一段焙烧。砷在这种焙烧渣中的含量容许到达2%。    对金砷精矿或许焙烧后的焙砂进行化处理时，又有其不同的特色。对精矿进行化时，应该预先用碱处理，分段化，用低浓度氧化钙的化溶液进行浸出等。假如原矿或其精矿中含有砷的简略硫化物（雌黄或雄黄），那么在化时有必要用处理含锑矿石及其精矿的办法来进行实验。焙烧后的焙砂，一般需求用水冲刷，然后进行化并使化溶液中NaCN的浓度保持在0.08%以上。经过冲刷能大大下降和石灰的耗量。关于含有难以收回金的焙砂可用两段或许三段化来处理，必要时还能够用碱进行中间处理。碱能溶解砷的氧化物（特别是铁），并能使包裹在这些化合物中的金露出出来。处理焙砂时，需求NaOH的浓度为6~8%的碱溶液。并将矿浆加热到80~90%℃，处理时刻为2~3小时。然后使物料脱水，最终进行化并对液相中的金进行查验分析。往溶液中增加氢氧化物或氧化钙，就能使含Na3AsO4的碱溶液得以再生。砷呈钙方式沉积下来，溶液再用NaOH增浓。     先进行不彻底氧化焙烧，然后进行氯化蒸发是从金-砷精矿中收回金的-种可行办法。氯化蒸发实验的条件如下：焙砂中的含硫量为3.5~4%，NaCl耗量为焙砂分量的7.5~10%，氯化蒸发的温度为1000℃。在这些条件下，约有96~98%的金转入蒸发物中而被收回。 分化金-砷精矿的压热-碱浸办法值得进一步研讨。在温度为100℃，气相中的氧分压为10大气压的条件下，用150~180克/升NaOH溶液对精矿进行2小时的压热处理，就能确保+分彻底地使硫化物分化，使98~99%的砷和硫进入液相。冲刷后浸出渣中的金可用化法（不增加石灰）加以收回。压热分化能够在水介质中，借助于在50大气压下使空气中的氧经过压热浸出器来完成。在这些条件下，砷被氧化并生成铁和硫酸。     细菌浸出是使金-神精矿被氧化的很有发展前途的办法。选用这-办法能适当彻底地使金露出出来。细菌浸出后所得到的砷化合物（主要是盐和亚钙）难溶于水中，并且其毒性很小。这是选用焙烧工艺和火法冶炼时生成的砷化合物所无法比拟的。     为了使砷黄铁矿氧化，主张选用人工培育的铁硫杆菌，其在原始溶液中的浓度为106-107细胞/毫升。细菌浸出的实验是在静态条件下进行的，有必要测定下列主要参数的最佳值：     原始细菌溶液的pH值； 三价铁的浓度， 原始矿浆中的液固比 细菌浸出的时刻。     这些参数的原始数值是：pH值；1.8~2；Fe3+的浓度为3~4克/升，液固比=30~50，时刻为300~400小时。然后使细菌适应于详细的条件，溶液进行中间脱砷（增加石灰乳使pH值到达3~3.5），并依照顺流的工艺流程安排细菌浸出实验，力求缩短细菌浸出的时刻和在较稠的矿浆中完成这-办法。关于某些金-砷精矿来说，砷黄铁矿开端氧化的最佳条件是：液固比二5：1，浸出时刻为120~150小时。在砷黄铁矿被氧化的一起，部分黄铁矿（约30~40%）也被氧化。     细菌浸出后的浸出渣需用水洗刷，然后对浸出渣进行化。除了化法之外，还能够用法、水氯化法等进行实验。     为了从黄铁矿和砷黄铁矿中露出出金，还有-些比较新的办法（如机械化学法和电化学法）应引起注重。 部分氧化的矿石中所含的砷有-部分是呈臭葱石和其他氧化矿藏状况存在的。这种矿石中的金被臭葱石薄膜所掩盖，因而难以进行浮选和化。臭葱石可用脂肪酸捕收剂进行浮选。 为了从部分氧化矿石中收回金和砷，可用包含下列作业的流程进行实验： 用巯基捕收浮选金和硫化物，其精矿进行焙烧，焙砂加以化； 浮选尾矿用NaOH溶液处理，以便浸出砷和除去金粒表面上的薄膜； 残渣用化法处理；    用石灰或高浓度NaOH溶液从碱性溶液中沉积砷。石灰能沉积，一起还能使NaOH再生。再生后的NaOH能够循环运用。

B  锌精矿加压酸浸中有关硫化物的行为    硫化锌加压浸出的基本反应是                                     1                         ZnS＋H2S04＋——02 —→ZnS04+H20＋S                                     2    当系统内缺乏传递氧的物质时，上述反应进行得很慢，但锌精矿中铁溶解后，铁离子即是一种很好的传递氧的物质。通过铁离子的还原、氧化来加速ZnS的浸出过程。                         ZnS＋Fe2（S04）3 —→ZnS04+2FeS04+S                                     1                       2FeS04＋H2SO4 ——02 —→Fe2（S04）3＋H20                                     2    在正常情况下，精矿中含有足够的酸溶铁，完全可以满足浸出过程的需要。磁黄铁矿（Fe7S8）或者铁闪锌矿（ZnFeS)中铁的氧化反应与硫化锌氧化反应类似。黄铁矿是惰性的，较难浸出，它的氧化与浸出参数有关，在高温和强氧化条件下，黄铁矿将被氧化成硫酸。    锌精矿中铜通常以黄铜矿的形式存在，可大部分被浸出。                     CuFeS2＋O2＋2H2S04 —→CuS04＋FeS04＋2S＋2H20    方铅矿比较容易浸出生成硫酸铅。                                    1                       PbS＋H2SO4＋——O2 —→PbS04＋S＋H20                                    2    在加压浸出时精矿中非黄铁矿的硫化物一般情况下仅有5%被氧化成硫酸盐。                                  MeS＋202 —→MeS04    生成硫酸铅后会再生成铅铁矾、草铁矾等矾类物质，以及水合氧化铁，由溶液中析出，并使部分硫酸获得再生。    由此可见浸出的结果是锌精矿中的锌转入溶液，铅、元素硫、铁的水解产物留在渣中。硫在浸出时的行为比较复杂，其转化产物主要形式是元素硫、硫酸和HS04-。元素硫的转化率与操作条件有关，酸度高时易生成元素硫，降低酸度使反应向生成SO42-和HS04-方向进行，通常当pH    进入浸出高压釜的物料主要有: 锌精矿矿浆、废电积液和氧气三种物料。该厂的锌精矿主要成分:Zn 49 %，Fe 11%，Pb 5%，S 32%。其粒度80%为-44μm。[next]    首先将锌精矿用球磨机细磨，球磨机与水力旋流器（内衬橡胶）连接闭路循环，旋流器的溢流进入浓缩槽加入少量絮凝剂浓缩后，得到含固体量68%～70%，粒度95%为-44μm的矿浆原料。在矿浆搅拌槽里向矿浆加入表面活性剂，最后用泵送入到高压釜第一室。    废电积液配入浓硫酸，将浓度调到含硫酸165 g/L，与矿浆闪蒸排料槽产出的蒸汽进行热交换，将酸的温度由30℃左右提高到70℃。加压浸出用的氧气纯度为98%，由制氧装置提供。    浸出高压釜如下图所示，直径3.7m，长15.2m，容积103m3，壳体为低碳钢，内衬铅、耐高温涂料和耐酸砖。高压釜有四个室，每个室均有一个搅拌器和隔板。    浸出时进行搅拌，固体颗粒保持悬浮状态，使氧气与矿浆充分混合，锌精矿矿浆和大部分废电积液被泵入第一室，经耐酸砖溢流堰依次由上一室进入下一室，最后进入闪蒸槽。    氧气由前面三个室加入，惰性气体如N2, C02随蒸汽从第一室连续排出以防止其积累。特列尔锌厂高压釜典型操作参数如下：    精矿处理量                         190t/d    精矿／电积液                       145g/L    总压                              1300kPa    温度                              140～155℃    精矿停留时间                       100min    排气中氧含量（干量）                85%    浸出终液H2SO4                      含量30g/L    浸出终液含Fe量                     5g/L[next]    这里的精矿处理量指设计能力，该厂20世纪80年代中期已达到设计能力的250%。浸出温度主要由精矿反应热提供，为了维持高压釜中的热平衡，进入第一室的废电积液进行预热，不预热的废电积液加入第二室。    闪蒸槽的作用有：使高压釜矿浆降至大气压；使闪蒸蒸汽与热矿浆分离以及回收闪蒸蒸汽热量用以预热进人高压釜的废电积液。闪蒸槽与热回收系统如下图所示。    高压釜排出矿浆的温度约115℃，蒸汽经除雾器后送往换热器与配好的酸进行热交换。闪蒸后矿浆的体积约减少8%，再进入调节槽，矿浆用蛇管冷却到80℃，元素硫此时由无定形转变为单斜晶体。    调节槽中矿浆经水力旋流器分级，溢流主要为硫酸锌溶液及铅铁矾和少量元素硫（小于lg/L)等物质，送焙砂浸出系统。旋流器的底流为富硫矿浆（浸出矿浆中有98%的硫均入底流），用浮选法选出精矿，浮选的尾矿与主矿浆系统合并。    硫精矿经过滤洗涤之后与脏硫一起装入锥形熔锅，熔锅中的熔体排入一个装脏硫的地坑，最后由压滤机过滤得到元素硫（S99.7%）及一些残渣。

什么是钢管的钢级       钢的化学成份不同，化学成份不同，也就造成的了钢管的力学指标不同。       一、二、三级钢是国家根据社会生产需要而制订出的材料标准，它的屈服强度、极限强度、延伸率、冷弯、及可焊性均有很大的不同，不同级别的钢使用位置也有很大的一同。      一级钢屈服强度235MPa ,极限强度310MPa。      二级钢屈服强度335MPa ,极限强度510MPa。      三级钢屈服强度400MPa，极限强度600MPa　 另外Q235是一级钢.HRB335是二级钢.HRB400是三级钢       按照化水成分分类，分为非合金钢、低合金钢、合金钢。        油套管钢级共有H40，J55，K55，M65，N80，L80，C90，T95，C95，P110，Q125 二十个不同钢级，类型的油套管，为区分不同的钢级强度，螺纹类型，分别用不同色标和符号代表油，套管的钢级和螺纹。色标和英文字母后面的二为或三位数字表示油，套管的钢级的最低屈服强度，如J55表示其最低屈服强度为55000磅/英寸2（379Mpa）最高为80000磅/英寸2 （552Mpa），P110最低屈服强度为110000磅/英寸2（758Mpa）最高为140000磅/英寸2（965Mpa）。H，J，K，N代表一般强度油套管，C，L，M，T代表限定屈服强度油套管，具有一定的抗硫腐蚀性能。 钢管的钢级      油套管的钢级指材料的屈服强度,如H40表示强度为40*1000/145MPa=275.86MPa 本地一般表层套管用J55，油层套管用N80，有高压层用P110，或者井比较深，上部用P110。油套管钢级共有H40，J55，K55，M65，N80，L80，C90，T95，C95，P110，Q125 二十个不同钢级，类型的油套管，为区分不同的钢级强度，螺纹类型，分别用不同色标和符号代表油，套管的钢级和螺纹。色标和英文字母后面的二为或三位数字表示油，套管的钢级的最低屈服强度，如J55表示其最低屈服强度为55000磅/英寸2（379Mpa）最高为80000磅/英寸2 （552Mpa），P110最低屈服强度为110000磅/英寸2（758Mpa）最高为140000磅/英寸2（965Mpa）。H，J，K，N代表一般强度油套管，C，L，M，T代表限定屈服强度油套管，具有一定的抗硫腐蚀性能。 钢管的钢级       管道介质的输送压力有逐渐增高的趋势，在输气管线上尤为明显。这是因为在一定范围内提高输送压力会增加经济效益，以输气管线为例，在输量不变的条件下，随着输送压力的提高气体的密度增加而流速减小，从而使摩阻下降。   在一条输气管线的站间距内由进站到出战压力逐渐下降，而流速逐渐增加，随之摩阻也逐渐增加，故离进站口 3 ／ 4 长度消耗生出站压差△ p 的一半，而后 1 ／ 4 长度消耗另一半。输气管线与输油管线最大的差别是由进站到出站流速是逐渐增加的，这是介质的可压缩性造成的。而油基本上是不可压缩的，虽然输送压力沿管程逐步下降，但流速是不变的，摩阻也是前后相同的。由此看出对于输气管线压力的提高可使摩阻下降，而输送能耗下降。            还应指出，输气管线的能耗远比输油为大，仅以西气东输管线为例，该管线输送压力 p ： 10MPa ，输量为 120 亿 m3 ／年，管线长度为 4000KM ，粗略按经验估计能耗大致为 12 亿 m3 ／年，而输量的。 1/10 作为沿途的能源消耗掉了。            由于对降低能耗的关切，输送压力有逐步增加的趋势。早期我国四川省的天然气管线输送压力为 2.5MPa ，以后增加到 4MPa ，陕京线提升为 6MPa ，西气东输增至 10MPa ，国 外经济发达国家近十气输气管线多选取 12MPa 。             在输气管线上压比亦有逐渐下降的趋势。所谓压比指进站压力与出站压力之比，压比减少意味着全线均在较高的压力下运行，这样也可使能耗减小。早期压力多为 1.6 ，后来降至 1.4 ，近年国外有些输气管线取压比为 1.25 。当然，压比减小，压缩机站数要增加，从而投资会增加。对于管径、压力、压比均需进行优化计算和比选。              当输量确定，通过优化确定管径、压力、压比以后，如选取较高压力而钢材强度等级太低，则会造成壁厚过大，这给制管、现场焊接以及运输等诸多环节带来困难，甚至难以实现。生产的需求促进了钢材等级的提高。               API 于 1926 年发布 APl5L 标准，最初只包括 A25 、 A 、 B 三种钢级，最小屈服值分别为 172 、 207 、 251MPa 。 API 于 1947 年发布 APl5LX 标准，该标准中增加了 X42 ， X46 ， X52 三种钢级，其最小屈服值分别为 289 、 317 、 358MPa 。 1966 年开始，先后发布了 X56 、 X60 、 X65 、 X70 四种钢级，其最小屈服值分别为 386 、 413 、 448 、 482MPa 。 1972 年 API 发布 U80 、 U100 标准，其最小屈服值分别为 551 、 691Mpa ，以后 API 又将 U80 、 U100 改为 X80 、 X100 。 粗略统计，全世界 2000 年以前 X70 用量在 40 ％左右， X65 、 X60 均在 30 ％左右徘徊，小口径成品油管线也有相当数量选用 X52 钢级，且多为 ERW 钢管。              关于 X80 钢级，国内、外议论很多，国际上曾对 X80 研制已耗巨额投资的钢铁巨头更是积极宣传 X80 ，甚至 X100 ，但时至今日 X80 只处于 " 试验段阶段，总长仅 400KM 左右。目前正在建设中的管线尚无采用 X80 钢级的，计划中或正在准备中兴建的管线尚无下定决心采用 X80 者，对此笔者曾与国外多家管道工程公司 ( 负责管道设计 ) 的技术人员交换过意见，大家看法基本相同，钢管的钢级 大致可归纳如下：   1 、 X80 钢级随着操作压力的提高及准备工作的完善将来必定会得到发展；    2 、当前大石油业主不愿意首先选用 X80 大致出于以下原因：    (1) 某一种新钢级 ( 包括炼钢、轧制、制管 ) 由开始生产至熟练的生产要有一个不合格率由高至低的过程，用同样的检验手段其出厂的不合格率也会有一个由低至高的过程，首先采用者要承担此风险；    (2) 在现场焊接过程中，包括预热温度、层间温度、热入量等对新钢级要有一个探索过程，在此期间不合格率也有一个由高至低的过程，首先采用者更多地承担此风险； (3) 采用 X80 后，现场使用的冷弯机、焊丝、环缝自动焊机、热弯头工艺等可能需要改变，重新购置或研制，从而增加了工程费用；    (4) 采用 X80 后，同样直径，当操作压 力不够高的情况下，钢材强度等级的提高意味着厚度的减薄，亦即厚度直径比 (t ／ D) 的减小，这也就意味着管线刚性的降低。从事故分析及风险分析看，管线的第三方破坏通常占破坏原因的 40 ％以上，而管线抵抗第三方破坏能力仅与 t ／ D 比有关而与强度等级无关。               从我国国情看，我国虽然经济近十多年迅速发展，但仍属发展中国家，笔者建议在采用 X80 问题上我们不做 " 第一个吃螃蟹 " 的人，采取 " 韬光养晦 " 的策略，这对业主单位有利对我国冶金行业也有利。               我国冶金行业在近十余年来为发展管道钢付出了极大的辛劳，取得可喜的业绩，目前正在全力攻关 X70 宽板 ( 做直缝埋弧焊焊管用 ) 并积极为能稳定 X70 热轧卷板的质量做努力，如当前决定大量采用 X80 钢级，因我国冶金业对此既无经验又无业绩而难与国外冶金行业竞争，笔者对我国冶金业不仅有深厚的感情，也深信我国冶金业的能力，但不宜操之过急，当然目前抽出少量的力量对 X80 进行探索还是必要的，但必须抓住主要矛盾。

钨条包括钨棒，钨钢棒，烧结钨棒，主要是用来锻造成材料的成分，刀具和弹头，灯泡钨丝，电接触点和热导体，曲轴和气缸钨丝桶，耐热钢的各种成分。掺杂的钨条用于生产灯丝或电子管灯丝，这就保证具有显著的抗高温。纯钨是一种从地上开采的天然金属。在原始形式 下，纯钨是很脆的。简介钨是世界上少有的一种有色矿产品，年产量很低，用途非常广泛，主要用于铸造配料用原料。钨来源于一种白色砂型矿体，矿线特别微小，经过采掘、研磨、水重选、提炼等多道工艺，得到品位达到95%以上的钨矿粉，再经过高温电炉提炼成型生产出的成品才是钨条。钨的熔点：3500℃。钨矿主要分布在中国和俄罗斯，中国现在是世界上最大的钨出口国。通常钨条的纯度都应在99.95%以上，而且必须出具权威机构的检验分析测试报告，例如：国家有色金属及电子材料分析测试中心分析测试报告。分类铸造碳化钨、 碳化钨粉、钨粉、氧化钨、合成白钨、钨丝、钨钼合金丝、钨绞丝、杜美丝、钨铼合金丝、钨铈电极、钨板、钼基钨极、掺杂钨条、钨条、钨杆、钨加热子。优点淬火和回火后硬度高；耐磨性好；高温下工作性能好。用途1、加工用车刀刀头、照明器材用钨丝及各种导热体2、制造高级汽车的曲轴、缸筒的配料，铸造各种耐热钢材的配料3、广泛用于枪支、火炮、火箭、卫星、飞机、舰船的制造 钨资源分布我国是产钨大国，钨资源储量520万吨，为国外30个产钨国家总储量（130万吨）的3倍多，产量及出口量均居世界第一。湖南、江西、河南三省的钨资源储量居全国的前三位，其中湖南、江西两省的钨资源储量占全国的55．48%。湖南以白钨为主，江西以黑钨为主，其黑钨资源占全国黑钨资源总量的42．40%。我国的钨矿大体上分布于我国南岭山地两侧的广东东部沿海一带，尤其是以江西的南部为最多，储量约占全世界的二分之一以上。此外，江西的大余、湖南的汝城、安化、临武、资兴、荼陵等地；以及广西和云南、四川、福建等省也有钨矿资源。国外钨矿的主要产地是加拿大和美国。 

电子级多晶硅是以工业硅为原料经一系列的物理化学反应提纯后达到一定纯度的电子材料，是硅产品 产业 链中的一个极为重要的中间产品，是制造硅抛光片、太阳能电池及高纯硅制品的主要原料，是信息 产业 和新能源 产业 最基础的原材料。　　电子级多晶硅的提纯度要求：电子级硅（EG）：一般要求含Si > 99.9999 %以上，超高纯达到99.9999999%～99.999999999%（9～11个9）。其导电性介于 10-4 – 1010 欧厘米。电子级高纯多晶硅以9N以上为宜。　　电子级多晶硅的生产工艺：就建设1000t电子级多晶硅厂的技术进行了探讨。对三氯氢硅法、四氯化硅法、二氯二氢硅法和硅烷法生产的多晶硅质量、安全性、运输和存贮的可行性、有用沉积比、沉积速率、一次转换率、生长温度、电耗和 价格 进行了对比；对还原或热分解使用的反应器即钟罩式反应器、流床反应器和自由空间反应器也进行了比较。介绍了用三氯氢硅钟罩式反应器法生产多晶硅三代流程。第三代多晶硅流程适于1000t/a级的电子级多晶硅生产。　　电子级多晶硅的发展经历了将近50 年的历程。各国都在十分保密的情况下发展各自的技术。国外有人说参观一个多晶硅工厂甚至比参观一个核工厂还要难, 可见其保密性之严。电子级多晶硅的特点是高纯和量大, 其纯度已达很高级别: 受主杂质的原子分数仅为5 ×10 - 11 , 施主杂质的原子分数为15 ×10 - 11 (国外的习惯表示法分别为50 ppt 和150 ppt) 。其生产能力于1965 年达30 t/ a , 1988 年上升到5 500 t/ a , 2000 年已达到26 000 t/ a , 这在凝聚态物质中是首屈一指的。生产如此大量的超纯材料是经过了几代的改进, 淘汰了许多工厂。只有那些掌握了大规模生产技术和亚ppb 级纯度多晶工艺的12 家工厂在竞争中生存下来并且发展壮大。