铅精矿价格是很多铅精矿企业关注的重点。    2010年7月12日讯，现货铅精矿价格今报14700-14900元/吨，上涨50元/吨。美股与欧元的反弹给伦敦金属市场带来不少乐观情绪，伦铅连续7日持稳，涨势虽微，但昨日已收高至1800美元以上。国内现货市场买气回温，部分贸易商报价持平，另一些贸易商则适当调高50元/吨左右出货。伦铅小幅攀升，但国内铅精矿价格上行压力较大，下游主动接货意愿依然较低，云南铅寡淡交投于14700-14750；品牌铅在14800。隔夜伦铅以1755开盘，最高1805美元/吨，最低1754，截至收盘报1775美元/吨，涨1%。LME总持仓96551手，增加290手。LME库存减少275吨，昨日报18.93万吨。    现货市场某铅贸易商说：“因为最近希望能多出点货，我们铅精矿价格还是持平在14700元/吨，和昨天一样。最近云南铅、金沙铅都有在出，每逢周末，成交量基本都会多少增加一些，今天出了170吨左右，还算不错。”但也有贸易商告诉我们：“前一阵我们这里的成交情况很好，很多老客户都选择了那时来采购。也许正因如此，这几天的成交量就减少了不少。今天云南铅铅精矿价格14750元/吨，也有一些厂家认为价格高了点，选择持币观望。”     宏观面：美国供应管理协会(ISM)周二公布,6月非制造业指数为53.8,预估为55.0,5月为55.4，数据令人失望，尽管读数在50以上。美国近日公布的经济数据表现疲弱明显拖累美元走势，昨日美元兑欧元下跌   至 6 周低点，美元兑日元也下跌至 7 个月以来的低点。美元走弱支持基本金属大幅反弹，但毕竟投资人担心全球经济增长前景，在需求没有好转，精铅仍供应过剩的背景下，伦铅最终冲高回落。      中国目前是全球第一大铅生产国，国内2009年达到273.5万吨，占全球产量约34%；此外，中国也是出口大国，2009年精炼铅出口量高达537092吨，同比增长18%。分析师则认为，国内铅精矿短缺量并不大，只是冶炼/精炼阶段存在盈利性瓶颈；减产只能在近期内使市场短缺。目前国内铅精矿供应明显增长。根据国家统计局提供的数据，国内前5个月精炼铅产量为109.27万吨，同比增长6.7%，5月份产量同比增长14.6%，铅精矿产量为28.45万吨，同比增长10.1%，5月份同比增长22.2%。    更多关于铅精矿价格的资讯，请登录上海有色网查询。

由于目前铅精矿被广泛地运用在各行各业，所以铅精矿价格也备受业内人士的关注。我们上海有色网是一家关于有色金属方面资讯的网站，我们希望您在关注铅精矿价格的同时也能多去我们的网站了解相关铅精矿价格的信息。铅是人类从铅锌矿石中提炼出来的较早的金属之一。它是最软的重金属，也是比重大的金属之一，具蓝灰色，硬度1.5，比重11.34，熔点327.4℃，沸点1750℃，展性良好，易与其他金属(如锌、锡、锑、砷等)制成合金。锌从铅锌矿石中提炼出来的金属较晚，是古代7种有色金属(铜、锡、铅、金、银、汞、锌)中最后的一种。锌金属具蓝白色，硬度2.0，熔点419.5℃，沸点911℃，加热至100～150℃时，具有良好压性，压延后比重7.19。锌能与多种有色金属制成合金或含锌合金，其中最主要的是锌与铜、锡、铅等组成的黄铜等，还可与铝、镁、铜等组成压铸合金。  铅精矿用途广泛，用于电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等领域。此外，铅金属在核工业、石油工业等部门也有较多的用途。以上是我们网站为各位用户简单地介绍有关铅精矿价格以及基本信息，希望您还能多多关注我们上海有色网的其他金属，我们能够为您提供最新的实时金属价格。

1970-2009年，世界铅精矿长期增长率为0.3%，2000-2009年年均递增2.2%，2009年为385.1万吨。西方国家铅精矿产量长期处于下降趋势，中国是世界铅精矿增长的主要力量。　　世界铅精矿的主要生产国有中国、澳大利亚、美国、秘鲁和墨西哥，2009年上述国家铅精矿产量在世界总产量中占到77%。 　　世界主要铅精矿生产企业有道朗公司（Doe Run）、必和必拓（BHP Billiton）、超达（Xstrata）、泰克资源公司（Teck Resources）等。2009年，世界前10家生产企业铅精矿产量在世界总产量中占到33.6%。世界主要铅矿山有美国的韦伯纳姆矿（Viburnum）铅锌矿、澳大利亚的坎宁顿（Cannington） 银铅锌矿和伊萨山（MountIsa） 铅锌矿、加拿大的红狗铅锌矿（Red Dog）等。2009年，世界前10大矿山的铅精矿产量在世界总产量中占到26.9%。 　　世界精铅的生产 　　世界精铅生产主要集中在亚洲、欧洲和美洲三大地区，2009年，这三大地区的精铅产量达到847.8万吨，占全球总产量的96.1%；其中亚洲占比达到55.5%。 　　二十世纪八十年代以前，世界精铅产量在西方产量的增长推动下上扬。1960-1980年间，世界精铅产量的年度增幅为2.7%，其中西方国家精铅产量增幅达到2.6%。九十年代以后，中国铅冶炼产能的迅速扩张，引导中国精铅产量迅猛增长，成为世界精铅产量增长的主力军； 同期，西方国家精铅产量维持在500万吨下方。1990-2009年间，世界精铅产量年度增幅为2.5%，其中西方国家的产量增幅仅为0.2%，而中国达到了13.5%。 　　亚洲在精铅生产方面与美洲、欧洲明显不同，前者以原生铅为主，而后两者以再生铅为主。2009年，亚洲再生铅产量占其总产量的比例为41.2%，低于世界平均水平的56.4%，欧洲、美洲再生铅产量在总产量中所占比重分别高达76.4%和81.2%。 　　分国别来看，精铅生产主要集中在中国和美国，2009年上述两国精铅产量为494.5万吨，占全球总量的56.1%。但两国的生产方式截然不同，中国以原生铅为主，美国以再生铅为主。2009年中国精铅产量为370.8万吨，其中再生铅为123.3万吨，所占比重为33.2%。美国2009年精铅产量为123.7万吨，其中再生铅所占比重高达91.4%。  (miki)

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

铅精矿是由主金属铅(Pb)、硫(S)和伴生元素Zn、Cu、Fe、As、Sb、Bi、Sn、Au、Ag以及脉石氧化物SiO2、CaO、MgO、A12O3等组成。为了保证冶金产品质量和获得较高的生产效率，避免有害杂质的影响，使生产能够顺利进行。

1、主金属含量不宜过低，通常要求大于40％。含量过低，对整个铅冶炼工艺来讲，单位物料产出的金属铅量减少，从而降低了生产效率。2、杂质铜含量不宜过高，通常要求小于1.5％。铜过高，烧结块中铜含量会相应升高，在鼓风炉还原熔炼过程中，所产生的锍量增加：一则使溶于锍中的主金属铅损失增加，二则易洗刷鼓风炉水套，缩短了水套使用寿命，并易造成冲炮等安全事故。另外，含铜太高，也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。3、锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点，特别是硫化锌。如含锌过高，则在熔炼时，这些锌的化合物进入熔渣和铅锍，会使它们熔点升高，粘度增大，密度差变小，分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜，严重影响鼓风炉炉况，妨碍熔体分离，故锌含量不宜过高，一般要小于5％。4、砷、锑等杂质含量也有严格的要求，通常要求As+Sb小于1.2％，如过高，则经配料烧结后，在鼓风炉中形成黄渣的量会增加，而且金属铅的流失量会相应增大，更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高；此外在电解精炼过程中，使铅溶解速度变慢，并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率，又影响生产效率。 另外，MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型，故一般要求MgO<2％，Al2O3<4％。

1)主金属含量不宜过低，通常要求大于40％。含量过低，对整个铅冶炼工艺来讲，单位物料产出的金属铅量减少，从而降低了生产效率。  (2)杂质铜含量不宜过高，通常要求小于1.5％。铜过高，烧结块中铜含量会相应升高，在鼓风炉还原熔炼过程中，所产生的锍量增加：一则使溶于锍中的主金属铅损失增加，二则易洗刷鼓风炉水套，缩短了水套使用寿命，并易造成冲炮等安全事故。另外，含铜太高，也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。  (3)锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点，特别是硫化锌。如含锌过高，则在熔炼时，这些锌的化合物进入熔渣和铅锍，会使它们熔点升高，粘度增大，密度差变小，分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜，严重影响鼓风炉炉况，妨碍熔体分离，故锌含量不宜过高，一般要小于5％。  (4)砷、锑等杂质含量也有严格的要求，通常要求As+Sb小于1.2％，如过高，则经配料烧结后，在鼓风炉中形成黄渣的量会增加，而且金属铅的流失量会相应增大，更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高；此外在电解精炼过程中，使铅溶解速度变慢，并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率，又影响生产效率。  另外，MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型，故一般要求MgO<2％，Al2O3<4％。

传统烧结－鼓风炉熔炼工艺中，按硫化铅精矿中硫的质量分数为12％～24％计算，每冶炼1t粗铅有0.6～1.1t的SO2排空。     新的炼铅技术的共同特点是将焙烧与熔炼结合为一个过程，实现铅精矿直接处理，充分利用硫化铅氧化放出的大量热将炉料迅速熔化，产出液态铅和熔渣。直接炼铅仍需要将冶金过程分为氧化和还原两个阶段，在氧化段充分氧化获得低硫铅，在还原段充分还原产出低铅炉渣。本实验探讨熔池熔炼还原段，利用铅精矿和富铅渣之间的交互反应，考察还原段的终渣含铅量、铅回收率（按渣计）、烟气烟尘率、粗铅产率等各工艺指标的影响因素及条件。对其反应机理进行了初步的探讨。     一、试验理论基础     铅精矿和富铅渣之间的主要交互反应如下： PbS＋2PbO→3Pb＋SO2（1） PbS＋PbSO4→2Pb＋2SO2 （2）     这两个反应在一般高温1000℃时，△G已经很负了。随着温度的升高，△G越来越负，说明从热力学角度来说，交互反应很容易发生。渣中铅化合物的溶化温度低，其熔体的流动牲好，而且与SiO2结合的Pb0挥发性要比纯Pb0小。PbS溶化后流动性大；PbSO4在800℃便开始分解，至950℃以上分解进行的很快。反应式(1)在860℃时的平衡压力达101325Pa；反应式(2)在723℃时的平衡分压为98000Pa。即在较低温度下，两个反应可以剧烈的向右进行。从动力学角度看，熔渣的熔点一般为1200℃左右，试验温度只要能高于渣熔点，则在渣熔融状态下，各种化合物之间接触良好，反应能很好的进行。     二、试验原料及方法     （一）试验原料     本试验所用原料为某厂艾萨炉出来的富铅渣和铅精矿。铅精矿为黑色粉末，粒度小于1mm。化学成分（％）：Pb 45.44、Zn 6.46、Fe 8.82、SiO25.34、CaO 1.57、MgO 0.48、Al2O3 1.00、S 17.86、Cu 2.43、Ag 0.266。定性物相分析结果表明：铅精矿主要含PbS、ZnS、FeS、SiO2、FeS2、PbSO4。     富铅渣为浅粉色块状，化学成分（％）：Pb53.97、Zn 6.46、Fe 8.64、SiO2 8.31、CaO 3.07、MgO 0.75、Al203 1.78、S 0.17、Cu 0.73、Ag0.0197，堆密度3.05 g/cm3。XRD分析表明：铅物相以PbZnSiO4、PbO、Pb存在。其中PbZnSi04在高温下发生如下反应分解成PbO： PbZnSiO4→PbO＋ZnO＋SiO2     故本试验可将富铅渣中的Pb看做以Pb0形式存在，并以此进行配料计算，确定各种料的加入量。     试验所用熔剂为：石灰石(CaO 51.2％，MgO3.17％）；石英砂（SiO2 93.83％）。     （二）试验方法     根据可能发生的交互反应方程式，先计算出富铅渣和铅精矿所需的理论量，再以富铅渣与铅精矿中FeO成分含量的总和为渣型选择的计算基础，然后根据选定的渣型计算所需各溶剂的质量。将富铅渣、铅精矿、石灰石、石英砂分别先经破碎，磨细后，再充分混合均匀，加水湿润后制团，最后烘干12h以上。每次称2kg左右的混合料加人高15cm，内径14 cm的碳化硅坩埚中，从电炉底部进料。用一个Pt/Pt－13%Rh型热电偶检测炉内试验样料的温度，通人高纯氩气排除炉内空气并起轻微的搅拌作用；通过调节电炉的程序参数，设定好每次试验反应温度和时间；反应结束后，观察形成的铅渣表面现象，判断是否产生了泡沫渣，再称量铅渣和粗铅，并分析各主要成分含量。由于试验条件有限，未能检测SO2浓度和烟尘率，本试验将烟气烟尘率看做一个技术指标，计算式为：     烟气烟尘率＝（加入坩埚的炉料总量－反应后粗铅和铅渣的量）÷加入坩埚的炉料总量     三、试验结果及讨论     （一）渣型对终渣含铅量和烟尘率的影响     炼铅炉渣是个非常复杂的高温熔体体系，它由SiO2、FeO、CaO、MgO、Al2O3、ZnO等多种氧化物组成，并且它们之间可相互结合形成化合物、固熔体、共晶混合物。为了讨论渣型与结晶相的关系，将多元系简化为三元系：FeO－CaO－SiO2。将渣中该三相的成分换算为100％，再查看FeO－CaO－SiO2三元系相图，根据图中渣温度1 100～1 300℃区域，选择试验3个成分含量。A Perillo提供了维斯麦港基夫赛特法炼铅厂的投产与生产指标，炉渣的化学成分：FeO39％，SiO2 38％，CaO 23％。     试验条件：固定温度1250℃，时间5h，配料比1.0。试验编号分别为（1）－FeO 40％，SiO2 35％，CaO 25％；（2）－FeO 37.5％，SiO2 37.5％，CaO25％；（3）－FeO 35％，SiO2 40％，CaO 25％；（4）－FeO 35%，SiO2 37.5％，CaO 27.5％；（5）－FeO35％，SiO2 35％，CaO 30％。     试验结果表明CaO含量保持为25％，相应的SiO2含量减小时，试验（1），(2），(3)的渣含铅分别为3.48％，4.76％，5.87％；烟气烟尘率分别为36.9％，32.6％，28.1％。FeO含量固定为35％时，相应的SiO2含量减小时，试验(3)，(4)，(5)的渣含铅分别为5.87％，1.41％，3. 86％；烟气烟尘率分别为28.1％，42.25％，35.6％。     根据熔渣结构的离子理论，适当增加碱性氧化物有利降低炉渣黏度。但碱性氧化物过高时可能生成各种高熔点化合物，使炉渣难熔，渣黏度升高。对于FeO－CaO－SiO2三元系炉渣，但CaO含量超过30％时，黏度将随CaO含量的增加而迅速加大。SiO2/Fe过大，黏度高，排放困难，提高Ca0/SiO2，可降低渣的黏度。从试验结果数据可看出：当炉渣组成为FeO 35％、SiO2 37. 5％、CaO 27. 5％时，烟气烟尘率为42.25％，渣含铅1.41％为最低。     （二）配料比对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间定为3h,温度为1250℃的条件下。以100 g富铅渣为计算基础，理论需要消耗铅精矿71.297g，试验中铅精矿用量分别为理论量的0.9、0.95、1.0、1.05、1.1、1.15和1.2倍。     从图1可看出，在其他条件不变的情况下，随配料比增加，渣含铅呈先减小后增大的趋势，在配料比为1.0有最小值；烟气烟尘率呈先增大后减小的趋势，与渣含铅趋势相反，即渣含铅低时则烟气烟尘率高。鉴于两者的矛盾关系，折中取定试验条件，故此后试验定配料比为 1.1，此条件下渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％，能基本满足工业上对工艺指标的要求。图1  配料比对终渣含铅和烟尘率的影响     （三）反应温度对终渣含铅和烟尘率的影响     为减少烟尘量，必须严格控制炉内温度。如果能抑制铅及化合物的挥发，烟尘中氧化锌含量就会提高，就可以进入氧化锌系统进行处理。从沸点和平衡蒸气压分析，锌的挥发要比铅容易得多。如果试验中还原温度真正控制在1150～1200℃，Pb和PbO的蒸气压都只有1.3～6.7kPa，铅的挥发率不会如此高。     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间5h，配料比1.1。试验结果见图2。图2  反应温度对降低终渣含铅量，烟气烟尘率的影响     从图2可看出，其它试验条件不变时，渣含铅随温度的升高而降低，在1250℃有最小值，1300℃时反而渣含铅比其高。观察1300℃的试验现象，渣孔（从粗铅到渣表面）多，推测温度较高于渣熔点时，渣熔体流动性大，反应产生的气体更容易从渣孔隙跑出液面，同时使得渣中的铅及其化合物未能很好的沉降分离，所以渣含铅偏高；烟气烟尘率随温度升高而逐渐增大，1300℃时，烟气烟尘率高达48.82％。烟气烟尘率太高，对后续的收尘系统是个负担，会导致生产成本增加，严重时，会造成烟尘积压。综合考虑后选定温度为1250℃。     （四）反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。试验结果见图3。图3  反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     从图3可以看出，随着反应时间的延长，交互反应进行得越彻底，渣、铅分离沉降时间长，分离效果更好，则渣含铅逐渐减少；而烟气烟尘率逐渐增加。反应时间短，能缩短排渣周期时间，能提高床能率。试验时间为3h条件下，渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％。     （五）反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，时间3h，配料比1.1。试验结果见图4。图4  反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     从图4可看出，随反应温度的升高，各种化合物和金属的挥发量增多，粗铅产率从27.23％降至14.62％，产渣率也逐渐减小。故反应温度不易过高，折中选择1250℃为较好，此条件下，粗铅产率22.76％，产渣率43.61％。     （六）反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     固定渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。反应时间对粗铅产率（占点炉料）和渣产率的影响结果见图5。图5  反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     从图5可以看出：(1)随着反应时间的增加，粗铅产率从19.23％升至25.83%。时间长有利于渣铅沉降分离，同时能让其它各种金属化合物有足够时间发生还原反应，再以金属状态进入粗铅；(2)渣产率逐渐减少。时间长，渣中易挥发的化合物及被产出的气体气泡带走的物质则更多的进入烟气烟尘中，增加了收尘负荷。时间为3h时，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。     （七）其它反应效果的比较及分析     不同试验条件下，反应后，其它各成分含量变化不大。粗铅中的铅含量95.01％～96.12％；Ag含量0.28%～0.36％；S含量0.11％～0.19％；铜含量0.31％～0.56％。铅渣其它成分含量：S含量1.89％～2.37％；Zn含量2.47％～6.33％。且呈现渣含铅低，则含Zn亦低的试验现象。推测在相同工艺条件下，原料中铅化合物和锌化合物与其它物质之间发生的反应机理相似，故两者在铅渣和烟尘中呈正比例含量关系。随着反应时间的延长和反应温度的提高，各种化合物逐渐分解，易挥发物更多的进人烟尘，渣中较难挥发物SiO2、FeO、CaO的含量都有稍微增加的趋势。在渣含铅     四、结论     在熔池熔炼还原段采用铅精矿和富铅渣的交互反应可满足工业实践的各项经济技术指标。最优工艺条件：渣型三主要组成含量折算为FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，时间3h，配料比1.1。在此条件下可得到渣含铅2.61％，铅的回收率（以渣计98.21％，脱硫率91.5％，烟气烟尘率33.63％，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。

铅精矿在被鼓风炉熔炼之前必须把铅精矿在熔炼前进行预备作业即烧结焙烧，其目的：（1）除去铅精矿中的硫，如含砷及锑较多也须将其除去；（2）将细料烧结成块。     因此，在焙烧过程中，除进行氧化反应外，还必须使细料结块。这种同时完成两个任务的焙烧法，称为烧结焙烧或简称为烧结，而呈块状的焙烧产物称为烧结块或烧结矿。当用鼓风炉还原熔炼法处理块状富氧化铅矿时，不需要进行烧结焙烧，只要将矿石破碎至一定的块度，就可送往鼓风炉直接熔炼。如果要进行处理的不是块矿而是细碎的氧化铅精矿，仍须先行烧结或制团，然后才加入鼓风炉熔炼。铅精矿的烧结焙烧是强化的氧化过程，即将炉料装入烧结机中，在强制地鼓入或吸入大量空气的条件下，加热到800－1000℃，使之着火并继续燃烧，其中金属硫化物便发生氧化，生成各种金属氧化物和硫酸盐。

1号电解铅 :Pb含量不小于99.994% ； 2号铅: Pb含量不小于99.99%； 粗铅:  硫化铅矿氧化脱硫-去渣-粗铅.粗铅Pb纯度在96%-98%； 还原铅：以废铅做原料，重新回炉冶炼而得，PB含量通常在96%~98%左右，也可做为生产电解铅的原料。   再生铅：蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例，因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。 再生铅主要用火法生产。例如,处理废蓄电池时,通常配以8～15%的碎焦，5～10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂，在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。 铅精矿：矿石经过经济合理的选矿流程选别后，其主要有用组分富集，成为精矿，它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比（如铜、铜、锌等）表示，有的以重量比（如金矿以克／吨）表示。它是反映精矿质量的指标，也是制定选矿工艺流程的一项参数。

1号电解铅 :Pb含量不小于99.994% ；2号铅: Pb含量不小于99.99%；粗铅: 硫化铅矿氧化脱硫-去渣-粗铅.粗铅Pb纯度在96%-98%；还原铅：以废铅做原料，重新回炉冶炼而得，PB含量通常在96%~98%左右，也可做为生产电解铅的原料。 再生铅：蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例，因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。 再生铅主要用火法生产。例如,处理废蓄电池时,通常配以8～15%的碎焦，5～10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂，在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。铅精矿：矿石经过经济合理的选矿流程选别后，其主要有用组分富集，成为精矿，它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比（如铜、铜、锌等）表示，有的以重量比（如金矿以克／吨）表示。它是反映精矿质量的指标，也是制定选矿工艺流程的一项参数。

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)。

氧化锌广泛应用于橡胶、涂料、陶瓷、化工、医药、玻璃和电子等职业，跟着工业的飞速发展，国内对氧化锌的需求量日益添加。用低档次含锌物料出产活性氧化锌，既可充分利用锌资源，又可下降出产本钱，因而，现在该研讨范畴反常活泼，归纳利用低档次氧化矿、次氧化矿、锌渣、烟灰等的研讨逐步引起厂商注重。烟灰是铅、锌冶金进程的一种中间产品，是由回转窑蒸发、贫化处理铅鼓风炉渣等含锌物料发作的，其成分杂乱，除含锌、铅外还含有较多的砷、锑等杂质。因为其处理难度大，本钱高，不能直接作为湿法炼锌的质料。但因为其锌含量高，且易于浸出进人溶液，因而，可用作制取氧化锌粉末产品。     处理烟灰现有的办法有酸浸法和配合法两种。酸浸法是以粗氧化锌或锌矿砂为质料，与稀酸混合反响后，经除杂、中和、枯燥和煅烧制得氧化锌。该法除杂量大，工艺杂乱，本钱高，并且废水量大，处理困难，对环境有污染。配合法是以粗氧化锌或脱硫用过的锌触媒焙烧物为质料，用－碳酸氢铵溶液作浸出剂，经浸出、除杂净化、蒸沉锌、洗刷枯燥和煅烧等工艺进程制得活性氧化锌。该法设备出资少，杂质少，可是流程长，并且只适应于富含ZnO的物料，若物料中含有必定量的ZnS，则该法不能直接选用，需用氧化剂先预处理烟灰，将硫化锌转化为氧化锌。因而，实验研讨了用预处理烟灰，然后用溶液浸出，终究制得得氧化锌粉末产品。     一、实验部分     （一）实验质料     实验用烟灰取自广西某工厂，其粒度为65～76μm，首要化学成分见表1。 表1  烟灰的化学成分％ZnPbFeAsCdSbSiS49.8626.890.750.800.030.110.51.81     （二）实验办法     先用水将干烟灰调制成液固体积质量比为1∶1的烟灰浆，然后用3％预处理一段时刻，再在必定温度下参加必定量溶液拌和浸出，然后离心过滤，滤液恰当稀释并拌和一段时刻后再离心过滤，二次滤液作为浸出剂回来浸出，滤饼为氢氧化锌，洗刷、烘干、锻烧后得纯洁的氧化锌粉末。     二、成果与评论     （一）体积分数及预处理温度对锌浸出率的影响     在不同温度下，往100g烟灰浆（液固体积质量比1∶1)中参加必定量，拌和60min后，在60℃温度下，参加3mol/L溶液浸出2h，调查体积分数及预处理温度对烟灰中锌浸出率的影响，成果见表2。 表2  体积分数及预处理温度对锌浸出率的影响实验编号体积分数/%预处理温度/℃锌浸出率/%112538.24232555.67352556.71414040.33534060.01654061.24     从表2能够看出：体积分数增大，锌浸出率升高；在25℃下，当体积分数从1％添加到3％时，锌浸出率进步17％；体积分数从3%增大至5％时，锌浸出率仅进步1％；当温度升高至40℃时，体积分数从1％增大至3％，锌浸出率进步近20％，并且氧化锌吸附的SO2被氧化成硫酸锌，对环境不形成污染。能够以为：温度对锌浸出率影响不明显，体积分数为3％比较适合。     （二）温度对锌浸出率的影响     在25℃下，用3％预处理烟灰，然后用3mol/L溶液在不同温度下浸出1.5h。实验成果如图1所示。图1  浸出温度对烟灰中锌漫出率形晌     从图1看出：随浸出温度升高，锌浸出率呈线性升高。室温下，锌浸出率只要30.22％，而当温度升高到95℃时，锌浸出率到达89.31％。归纳考虑，浸出温度以85℃为宜。     （三）浓度对锌浸出率的影晌     在25℃下，用3％预处理烟灰，然后在85℃下，用不同浓度的溶液浸出1.5h。实验成果如图2所示。图2  浓度对锌浸出率的影响     从图2看出：随浓度增大，锌浸出率进步，特别是浓度从2mol/L增大至5mol/L,锌浸出率进步了46.54％，到达97％。这是因为烟灰中锌与碱发作反响，生成锌酸钠进入溶液： 2NaOH＋ZnO＝Na2ZnO2＋H2O。     可是，当浓度增大至6mol/L后，锌浸出率仅添加0.52％，不能到达100％，这可能是烟灰中的锌被包裹起来而无法与碱触摸的原因。     （四）浸出时刻对锌浸出率的影响     在25℃下，用3％预处理烟灰，然后在85℃下用3mol/L溶液浸出，调查浸出时刻对锌浸出率的影响。成果如图3所示。图3  浸出时刻对锌浸出率的影响     从图3可知：随反响时刻添加，锌浸出率进步。浸出0.5～1.5h，锌浸出率从73.81％进步至96.92％；但浸出1.5h之后，锌浸出率进步缓慢。所以，浸出时刻以1.5h为最佳。     （五）验证实验     在25℃下，用3％预处理烟灰，然后在85℃下用5mol/L溶液浸出1.5h， 锌浸出率和浸出渣中锌和铅的质量分数见表3。 表3  碱浸出烟灰验证实验成果实验编号锌浸出率/%浸出渣中ωB/%ZnPbAs196.923.9145.330.02297.033.4245.20＜0.01396.984.0145.280.01497.133.6646.21＜0.01     从表3可知：归纳实验条件下，锌浸出率在97％左右，浸出渣中锌质量分数在3％～4％之间，铅质量分数45％左右，简直不含As。浸出渣可进入铅体系提取铅，完成资源归纳利用。     （六）氧化锌的制备     将上述碱浸出液降温至25℃、稀释1倍，拌和0.5h后离心过滤，滤饼烘干，氢氧化锌沉积率为72.3％。沉积物的XRD分析成果表明其物相组成首要为ZnO；化学分析成果表明，ZnO质量分数为99.58％，Pb0质量分数为0.12％，基本上到达直接法一级品要求。     三、定论     含锌烟灰经在常温下预氧化处理后用溶液浸出，可将其间的97％的锌转入溶液，然后经沉积、过滤、烘干，可制得氧化锌粉末。该办法所得ZnO粉末纯度较高，为充分利用含锌烟灰供给了一条有效途径。

铁精矿质量的主要技术指标是含铁量、造渣矿物(酸性氧化物和碱性氧化物)含量、有益与有害杂质含量、粒度、水分及稳定性等。矿石精选的目的就在于去除造渣矿物及杂质，提高铁品位。    引用的分子式代表纯矿物状态。实际上大多数矿物与其它物质或杂质形成混合物，其中铁的自然含量有所降低。    矿石精选后TFe品位提高，矿石中造渣物质及其它杂质含量必然随之降低。精矿含铁品位提高1%,铁的氧化物含量提高情况是：    矿石中铁的氧化物与造渣物质(包括微量元素和烧损)含量之和等于100%.矿石TFe品位提高1%,相应铁的氧化物磁铁矿提高1.38%;赤铁矿提高1.43%.因此，对于磁铁矿其它物质含量必相应减少1.38%;对于赤铁矿必相应减少1.43%,才能保持矿石各元素氧化物含量之和仍为100%.由于铁的氧化物含量不同，其它造渣物质的含量也不同。所以两种不同类型的矿石，不仅精选的难易程度不同，其相同品位的冶炼效果也不同，因此对精选深度的要求也有所区别。    对于不含其它特殊成分的矿石，造渣成分主要由SiO2、Al2O3、CaO、MgO所组成。在这4种成分中，就鞍山式酸性矿石而言, SiO2含量约占80～90%, Al2O3含量约占6～10%,CaO、MgO含量不高。    酸性矿石的脉石主要是SiO2,因此铁品位提高后精矿中的SiO2含量明显下降。    首钢烧结厂化验的迁安铁精矿历年化学成分多元素分析如图1至图4.[next]    各种造渣组分均随TFe品位提高而降低，其中以SiO2下降最为明显。关系式为：                                     y=88.19-1.26x                            (式中y代表SiO2含量,x代表TFe品位)    即TFe品位提高1%. SiO2含量降低1.26%.    根据鞍钢钢铁研究所对鞍钢矿山不同品位精矿成分分析，计算精矿品位提高1%,SiO2含量变化平均值是(%):    大孤山        东鞍山        齐大山        弓长岭    1.29           1.18          1.27          1.29    平均精矿品位提高1%, SiO2含量下降1.28%.    各种脉石成分随铁品位的变化关系，与该成分占脉石成分的比例有关。所占的比例越大，随着品位变化而变化的幅度也越大。如上海梅山和河北符山矿石属干半自熔性矿石, SiO2随铁品位变化的幅度就小。对于梅山矿TFe品位提高1%, SiO2下降0.45,对于符山矿,TFe品位提高1%, SiO2下降0.32%.    由于矿石品位提高丢弃的脉石成分不同，有的是酸性脉石被丢弃，碱性脉石含量很少；有的是大部分碱性脉石被丢弃，所以提高矿石品位的经济效益亦有所区别。因此对不同脉石成分的矿石，精选深度的要求也应有所区别。酸性矿石精选的意义大，要求铁品位高一些，而对于半自熔性或自熔性矿石，铁品位可以相对低一些。

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

摘要 新药剂—FC与磁铁矿石中的矿藏磁黄铁矿之间效果可使矿藏表面发作很大改变。磁黄铁矿被活化，它有利于从铁矿石中别离磁黄铁矿。     关键词 新药剂—FC铁矿石浮选磁选       目前我国有很多的磁铁矿矿山，因为含硫高而不能被使用。寻觅除硫新药剂，将磁铁矿矿石中有害杂质硫降至0.15%以下至关重要。某地磁铁矿经磁选取得铁精矿67.25%,含硫2%。为了下降铁精矿中硫档次,选用浮选办法,参加除硫新药剂—FC活化磁黄铁矿,将其与磁铁矿别离。终究取得磁铁矿档次68.14%,含硫0.097%,达到了特级质量的铁精矿。 1矿石类型及矿藏成分     该矿床矿石类型较简略，为中硫化物白云岩铁矿石。矿石中铁矿藏以磁铁矿为主，其次是菱铁矿、少数赤铁矿，次生氧化物为褐铁矿；硫化物以磁黄铁矿为主，其次为少数黄铁矿和镍黄铁矿，其他脉石矿藏以白云岩为主，其次为石英、方解石、黑云母；蚀变矿藏为绿泥化石等。 2选矿实验     依据矿石性质，磨矿85%-200目，选用一粗、一精磁选流程，取得67.25%铁精矿，含硫2%,铁精矿回收率98.38%。磁选实验流程如图1，实验成果列表1。   表1  磁选实验成果  产品名称产率（%）档次（%）回收率（%）精矿48.3067.252.0098.3866.33尾矿51.701.030.951.6233.67给矿100.0033.021.46100.00100.00[next]       因为磁选后，铁精矿含硫超支。为了处理这一问题，共调查了碳酸钠、、硫酸铜、新药剂—FC几种活化剂，经过实验只要参加新药剂—FC，硫降至0.097%，达到了特级铁精矿含硫的标准。实验流程如图2，实验成果列表2。   [next]  表2  磁选—浮选实验成果  活化剂产品产率(%)档次（%）回收率(%)品种用量(克/吨)铁硫铁硫碳酸钠500硫化物1.8054.527.552.869.31铁精矿47.7067.581.6694.0954.23尾矿50.502.071.053.0536.46给矿100.0033.431.46100.00100.00硫酸铜 +400+200硫化物2.1051.669.673.2213.91铁精矿47.9065.901.5493.5850.52尾矿50.002.161.043.2035.57给矿100.0033.731.46100.00100.00新药剂—FC1000硫化物6.761.7113.8412.5263.56铁精矿41.6068.140.09785.862.77尾矿51.701.440.951.6233.67给矿100.0033.741.46100.00100.00   3定论     （1）新药剂—FC是一种高效的磁黄铁矿浮选药剂，在某铁精矿脱硫浮选中，促成了磁铁矿与磁黄铁矿有用别离。     （2）新药剂—FC来历广泛，报价低廉，有推广应用价值。

苏联有许多金选矿厂产出金-砷浮选精矿。因为金-砷精矿中的金具有亚微细粒的特色，所以金-砷浮选精矿的化作用很不抱负。将这种精矿送铜冶炼厂与铜精矿-起冶炼也有-些困难。这是因为一部分砷会进入粗铜和焙烧炉气中，必然对所得产品（阴极铜、硫酸等）发生不良影响。一起，在单个冶炼厂中，由这类精矿所带来的砷约为各种物料含砷总量的50%以上。     现在，砷从工艺过程中呈硫酸钙和钙的混合沉积物方式排出，其沉积物含砷在5~15%之间。因为它们的毒性大，故需花很多费用来储存它们。     在大都已拟定和提出的处理含砷精矿的工艺流程中，使砷转变为毒性小的富集产品（硫化物）中而排出的办法，是很有发展前途的。     处理上述精矿的办法之-，就是在通入-定量的空气后，精矿制粒进行氧化-硫酸化焙烧，使砷以硫化物方式披提高而排出，然后得到不含砷的氧化烧渣。这样就可以用化法从氧化烧渣中收回金。脱砷办法的根底就是使砷黄铁矿与黄铁矿相互作用，生成四硫化砷。     实验的样品取自某选矿厂的金-砷浮选精矿，其化学组成如下，%：S102 34.1；Fel8.1；S（硫化物型硫）12.3；Al2O3 12.2；As 6.7；Ca0 3.4；Mg0 2.5；Au 96.5克/吨。     硫化矿藏为砷黄铁矿（14.6%）和黄铁矿（17.6%）。物料粒度为70%~74微米。     经过物相分析断定，样品中金的首要形状下：     可混收回的游离金        26.3%     可化收回的部分浸染状金  58.0%     被氧化物薄膜掩盖的金      2.0%     被硫化物包裹的亚微粒金    13.7%     总    计    100% 经预先再磨，使物料细度到达97%~74微米后，对浮选精矿进行化。将浸出时刻延长到144小时后，金的浸出率也不超越86%。增加铅盐并坚持较低的碱浓度后，也未获得好作用。 金收回率较低的原因在于-部分金与硫化物严密共生，故无法用机械办法使金别离。     进一步研讨的方向是往鼓风炉内送入-定量的空气，用氧化-硫酸化焙烧办法，使难处理的金发生热化学分化。     经屡次接连实验后，依据对提高物中的含量和废气的分析成果，断定了为使空气中的氧得到充沛吸收和提高物中不构成亚酐（）所需的空气耗量。空气耗量可从总反应式求出16FeAsS+12FeS2+4502=14Fe2O3+4As4S4+24SO2此外，还应考虑到过剩黄铁矿氧化时所需求的空气量。

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

黄铁矿有含金或根本不含金之分。含金黄铁矿经浮选产出的精矿再经氧化焙烧脱硫（或制酸），产出的焙砂和烟尘，呈疏松多孔结构，金粒大多从载体矿藏中解离出来呈单体，易于浸出收回。焙砂的组分首要转变为赤铁矿和少数磁铁矿，其间尚残存少数黄铁矿和磁黄铁矿之类的硫化物，提金后浸渣还可用于炼铁或制作水泥。在许多情况下，焙砂中还含有一定量的银、铜等有价金属，可考虑归纳收回。 影响黄铁矿焙砂中金浸出率的首要因素是焙烧温度、焙砂中残硫量和硫酸化程度。焙烧温度过高，颗粒易结块构成包裹金。为了使焙砂中残硫量减至最小，就需要充沛供氧，它也能较多地生成SO3，有利于焙砂的硫酸盐化和金的浸出。但焙烧制酸的作业又必须在供氧量略为缺乏的条件下进行，以防止生成SO3。故在焙烧实践中，要统筹硫酸和者的出产，使之产出含很多赤铁矿和少数磁铁矿的焙砂。 A.O.菲尔默（Filmer）研讨了南非几种含金黄铁矿焙砂中金的化浸出进程后发现，金的浸出率随焙砂的氧化程度而进步，而随焙砂中硫含量的增加而下降。他以为：焙砂中金的浸出速度慢和浸出率低，首要是难溶包裹金和硫化物中金的电化学钝化效果。包裹金首要是焙砂结块形成的。因而，焙烧进程中要使颗粒尽量散碎，让金粒充沛露出出来。不然，只要通过再细磨才干进步金的浸出率。电化学钝化则与载金矿藏的导电率有关。在黄铁矿和焙砂中与金共生的矿藏如黄铁矿，磁黄铁矿、磁铁矿都有较高的导电性。浸出进程中，在这些矿藏的整个表面上会发作氧的复原。它不但会增大氧和的耗费，还因氧对硫化物的氧化进程缓慢，而阻碍它荷载金粒的溶解速度。若焙砂是通过充沛氧化焙烧的，其间的矿藏绝大多数都转化为赤铁矿。赤铁矿的导电率约为10－4／m，近似绝缘体，除它所荷载的金粒外，它本身的表面不会发作氧的复原，金粒也不会发作钝化。既使焙烧进程中物料内的可溶组分在金粒表面生成被膜，对金粒溶解速度的影响也或许不大，更不大或许因而而引起金粒的钝化。当他运用99.9%的纯金板在纯的化浸出液顶用饱满甘电极丈量电位时发现，阴极电位坚持－0.6V时，金的溶解简直到达最大值；反之，阳极电位至－0.6V时，金就会由活化转为钝化。但向纯化液中参加铅、、、铋离子杂质时，它能使金的钝化倾向发作改动。 综上所述能够得出如下的定论：从未经充沛氧化焙烧的黄铁矿焙砂中提金，浸出率低的原因之一是焙砂孔隙结构发育不充沛，金粒不能彻底露出于浸出液中；原因之二是残存的荷金硫化矿藏在浸出时，表面上会发作氧的复原，而引起金的溶解受阻或钝化。若用来浸出只经部分氧化的焙砂，因为浸液中缺氧，的耗费虽多，也不能加强金溶解的效果。 根据对山东、河北、内蒙古等地含金硫精矿和焙砂的化提金实验，其作业条件和技能经济目标分述如下。 一、含金黄铁矿焙烧条件的挑选 根据黄铁矿热谱图，它的吸热峰值在650℃±50℃。很多出产实践证明，黄铁矿焙烧温度的凹凸是影响焙砂中金浸出率的关键因素之一。焙烧温度越高，产出焙砂的色彩越深，这是磁铁矿（Fe3O4）产出增多之故。它不但会使金粒露出削减，浸出率下降，且焙砂硬度大，加大磨矿难度。故在通常情况下，焙烧温度应力求在答应的下限温度中焙烧，使其产出以Fe2O3（赤铁矿）为主的红棕色焙砂。这种焙砂可在粗磨或不磨的条件下送化，金的收回率也高。 为了使金粒最大极限地露出出来，以进步金的浸出率，据实验：焙烧炉排出的赤热焙砂经水淬产出的水淬渣，比干法排渣金的化浸出率可进步7%。其效果是因为热焙砂迂骤冷而迸裂，使更多的金粒露出出来之故。 因为各地含金黄铁矿的矿藏结构和组分不同，焙烧时吸热峰值的温度也有差异，可进行实验测定，挑选最佳焙烧温度和焙烧时刻。许多厂矿焙烧黄铁矿是为了制酸。为满意制酸要求，通常将焙烧温度进步至850℃或900℃以上，它对焙砂提金是晦气的。对用含金黄铁矿焙烧制酸的厂矿，则应统筹制酸和提者的利益，以进步经济效益。 二、含金黄铁矿焙砂的浮选 山东某矿含金黄铁矿原矿经焙烧产出含金8.34g∕t的焙砂。焙砂中金呈微细粒级，粒度均小于0.074mm。其间0.074～0.053mm占20.30%，0.053～0.037mm占23.20%，0.037～0.010mm占24.50%，小于0.010mm的占32.00%。因为原矿通过氧化焙烧，质地疏松，解理增大，金粒刚失掉敲体矿藏（硫化矿藏）多解离呈单体，为浮选富集金供给了条件。 金的浮选选用三段磨矿和三次浮选作业，每次均产出粗选金精矿。为了使矿藏充沛涣散和按捺矿泥及赤铁矿等氧化物，每段磨矿都增加碳酸钠（2000～5000g∕t）、羧甲基纤维素（100～900g∕t）并选用20%固体的矿浆。浮选捕收剂用铵黑药、起泡剂2#油，选用分次加药捕收和分批刮泡。取得的精矿含金最高达324g∕t焙砂的浮选实验成果列于表1。三次精矿中金的总收回率为88.90%，均匀含金档次100.42g∕t。尾矿和矿泥中含金1g∕t。表1  黄铁矿精矿焙砂三段磨矿－浮选流程实验成果产品产率∕%金档次∕g·t－1金散布率∕%一次精矿1.967.395281.86100.4266.2288.90二次精矿2.61544.1513.84三次精矿2.8226.148.84尾矿44.8492.6051.001.005.3811.10矿泥47.7651.005.72算计100.00100.00100.00100.00 实验成果证明，为了取得好的目标，浮选前应先按捺矿泥及氧化物，和确保有满足的浮选时刻（三次浮选总时刻48min），并选用分次增加药剂。这样既能确保金粒均匀而长时刻地飘浮，又可防止浮选初期药剂浓度过大而使很多矿泥搀杂上浮。 三、含金黄铁矿精矿和焙砂的化实例 表2是山东、内蒙古、河北五个含金黄铁矿矿样的矿石处理及化工艺流程比照。其间5#样为金厂峪金矿的化尾矿，经迁西化工厂焙烧制酸后再进行化浸出。此工艺已于1982年在迁西化工厂建成25t∕d化提金工业实验厂，金的再浸出率77%。且从表中看出，在磨矿粒度适合的前提下，3#样的流程为好，它收回率最高，且化处理的进料少，与1#和2#样比还削减了化浸出前的再磨矿作业。化浸渣中残留的金，经查验80%均为包裹金，这是因为黄铁矿中金的粒度太细而难于收回。 表2  含金黄铁矿精矿和焙砂化浸出比较编号产地工艺 流程化前磨矿∕%－300目NaCN∕ g·t－1CaO∕ kg·t－1浸出 时刻∕h质料档次∕ g·t－1浸渣含金∕ g·t－1金浸出率 ∕%1山东原矿浮选精矿化98.06.25.0101.2591.672山东原矿浮选精矿焙烧后化53.23.85.01018.501.3392.813山东原矿焙烧后浮选精矿化不磨6.011.6524104.04.7595.084内蒙原矿焙烧后化不磨1.542.088.61.2086.055河北化渣焙烧水淬后化83% －360目0.946.778.54.200.9677.00 四、黄铁矿精矿焙砂和烟尘的化     某硫酸厂欢腾焙烧炉焙烧含硫29.34%、金6～9g∕t的黄铁矿精矿制酸产出的焙砂，金呈微细粒状。其间，小于10μm的金粒占52.5%、＋53μm的金粒仅占11.3%。     焙砂由焙烧炉排出并经水淬、脱水、磨矿和洗矿。洗矿作业包含水力旋流器分级、浓缩及过滤，以除掉矿砂中的硫酸铜、酸、贱金属氧化物和铁盐等。然后加石灰处理矿浆至pH10（未加石灰前矿浆pH2～3）送拌和化。金的收回率为72%～80.%。因为洗矿处理不完善，金的收回率偏低，和石灰的耗费量也很高。

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

铟是稀散金属之一，在地壳中的含量很低，没有独自的铟矿床，首要富集于硫化矿中，特别是闪锌矿内，是冶炼锌、铅的副产物。     铟的别离提取办法有萃淋树脂别离、液膜别离、溶剂萃取等，其间溶剂萃取在工业上得到了广泛的使用。P204、P507是工业上常用的萃取剂，P204存在着反萃酸度高、萃取剂易老化，循环使用能力差、萃取进程中易乳化等现象，用P507替代P204作为铟的萃取剂能够战胜这些缺陷。     本文使用软锰矿氧化浸出锌精矿，用P507萃取铟别离铁，其间二价金属搅扰很小，搅扰最大的是铁，铁和铟有着类似的性质，成为最难别离的共存杂质．故铟铁别离成为收回铟的要害。     一、试验部分     试验质料：软锰矿（含二氧化锰30%）和锌精矿，锌精矿的首要成分：Zn 48%、Fe 36%、Pb 2.7%、Cu 0.55%、In 55 g/t、Ag 26g/t。     试验仪器：HY-4型调速多用振动器；DKZ-2型电热恒温振动水槽；DHG-9023A型电热恒温鼓风干燥箱。     试验试剂：P507，磺化火油，邻二氢钾，碳酸钙为基准试剂，其他试剂为分析纯。     洗刷条件：室温，平衡时刻5min，比较O/A=2/1。     洗刷率的测定：洗刷率%=∑[Y]A/∑[Y]O     其间：[Y]A为洗刷水相Y浓度，[Y]O为负载有机相Y浓度。     二、试验成果与评论     （一）平衡水相酸度对P507萃取铟、铁的影响     固定温度为293K，比较O/A=1/1，振动时刻10min，静置时刻5min的条件下（如未特殊阐明以下是相同的萃取条件），不同酸度条件下萃取铟、铁成果如表1所示，由表1可见跟着酸度的下降，铟、铁萃取率升高，考虑到铟在有机相的富集及负载有机相的洗刷状况，挑选水相酸度1.5mol/L左右为宜，此刻铁萃取率不高于20%。 表1  酸度对萃取率的影响平衡水相[H+]/(mol·L-1)4.03.53.02.52.01.51.00.5铟萃取率/%60.2386.2398.8499.8999.9099.9599.9699.99铁萃取率/%8.109.2810.8012.4213.6116.2830.5645.12     （二）革取剂体积浓度对铟、铁萃取的影响     依照萃取剂P507在有机相中的体积浓度分别为10%、20%、30%、40%、50%、60%进行操作。     成果如图1所示，从图1能够看出，跟着P507体积浓度的升高，铟、铁的萃取率显着升高，而当P507浓度大于30%后，曲线渐趋于陡峭，再加大萃取剂浓度，萃取率的改变不再显着。可见30%的P507能萃取绝大部分的铟，一级萃取率达99.95%，而此刻铁的一级萃取率却为16%，归纳各种因素，断定萃取剂的最佳体积浓度为30%。    （三）温度对铟、铁萃取的影响     温度也是影响萃取铟要害因素之一。从理论分析萃取反响是放热反响，温度升高不利于萃取反响的正向进行，一般萃取都是在室温下进行的，可是当溶液的温度过低，会使有机相萃取活性下降，有机相和水相触摸进程中使水相发粘，严峻的会发生油包水型的第三相，导致乳化，使分子的分散速度减慢。    因此在萃取进程中也要确保必定的温度，可是温度又不能太高，不然会使有机相蒸发，形成有机相的丢失。图2成果表明挑选293K为最佳条件。      （四）比较对P507萃取铟、铁的影响    不同比较对铟铁萃取的影咱，如图3所示，跟着比较的添加，铟和铁的萃取率都跟着增减，在比较为1︰1时，铟的萃取率大于99%，而铁的萃取率仅为16%，别离系数为最大，故挑选比较为1︰1。      （五）平衡时刻对萃取率的影响    时刻对铟、铁萃取率的影响成果见图4，萃取进程中没有发生乳化现象，易于分层，萃取铟的动力学反响速度快。依据图4分析，跟着时刻的添加铟和铁的萃取率都跟着添加。9min时，铟萃取率是99.53%，而铁的萃取率为16.30%，所以10min为最佳。     （六）负载有机相的洗刷与反萃状况     对负载有机相用30g/L草酸进行洗刷，In洗刷率为0.000 1%，Fe洗刷率为99.99%。阐明在用软锰矿氧化浸出闪锌矿的浸出液中，通过洗刷铁几乎不搅扰锢的萃取收回。     三、定论     用30%P507+70%磺化火油萃取别离含铟的浸出液，在O/A=1/1、酸度1.5mo1/L，萃取时刻10min、温度在293K的条件下，铟的一级萃取率达20%以上，铁的萃取率在20%以下，通过草酸的洗刷，铁的洗刷率为99.99%，能够满意有价金属铟富集别离的意图。

在不同温度下，用处理才能为1公斤/小时的接连作业的鼓风炉对预先制成粒状并烘干后的精矿进行焙烧。烧渣产率为87~89%。焙烧过程中，金没有烟尘丢失。金悉数富集到烧渣之中，所以金的含量提高了11~13%。通过冷凝和捕集硫化物型提高物之后，废气中含有，%（体积的）：SO29.5，CO2（碳酸盐分化的产品）4.9，N285.7。 粒团经焙烧后磨碎到0.3毫米，并在液：固=2：1的条件下化48小时。用过氧化作为氧化剂。     在焙烧温度为620~650℃条件下所得之烧渣化时，金的最高回收率为95%，耗量为6.6公斤/吨（见表）。     若将焙烧温度提高到700~C以上时，金会发生热钝化，这对化作用有不良影响。     明显，为了削减的耗量有必要用NaOH溶液或H2S04溶液对焙烧后的烧渣进行处理。用7.5%的NaOH ~H2SO4溶液浸出烧渣4小时，浸出温度为20℃，然后用水细心洗刷，再化48小时。这样做的成果可使耗量下降到1.12~2.2公斤/吨。     依据研究成果，提出了处理金-砷硫化物浮选精矿的工艺流程（见图）。该流程有下列长处：在进行氧化-硫酸化焙烧过程中能够使用来自放热反应的热量，砷能以微毒性的方式适当彻底地从精矿中排出。这样能契合环境保护方面的要求。    硫化砷可作为出产元素砷和的质料。即便硫化砷的需求量太小，但它的储存费用（按每吨砷来核算）也比不合标准的钙的储存费用低得多。     依照引荐的工艺流程，精矿制粒应在接连作业的鼓风炉内进行焙烧。这样在铜冶炼厂处理烧渣时，进入工艺过程中的砷量可大大削减。 对难处理的金-砷精矿是就地处理，仍是送铜冶炼厂处理的合理性问题，有必要依据技能-经济核算成果而定。

锌是微量元素的一种，在人体内的含量以及每天所需摄入量都很少，但对机体的性发育、性功能、生殖细胞的生成却能起到举足轻重的作用，故有&ldquo;生命的火花&rdquo;与&ldquo;婚姻和谐素&rdquo;之称。人体正常含锌量为2-3克。绝大部分组织中都有极微量的锌分布，其中肝脏、肌肉和骨骼中含量较高。锌是体内数十种酶的主要成分。锌缺乏时全身各系统都会受到不良影响。尤其对青春期性腺成熟的影响更为直接。概况锌精矿一般是由铅锌矿或含锌矿石经破碎、球磨、泡沫浮选等工艺而生产出的达到国家标准的含锌量较高的矿石。锌 是一种常用有色金属,是古代铜、锡、铅、金、银、汞、锌等7种有色金属中提炼最晚的一种,金属锌具蓝白色，硬度2.0，熔点419.5℃，沸点911℃，加热至100～150℃时，具有良好压性，压延后比重7.19。锌能与多种有色金属制成合金，其中最主要的是锌与铜、锡、铅等组成的黄铜等，还可与铝、镁、铜等组成压铸合金。锌主要用于钢铁、冶金、机械、电气、化工、轻工、军事和医药等领域。锌精矿是生产金属锌、锌化合物等的主要原料。金属锌主要是生产铜合金、铅合金、镁合金 、 铅锌合金及锌化合物用于钢铁、冶金、机械、电气、化工、轻工、军事和医药等领域。市场行情由于全球锌精矿增产，特别是中国矿山扩产带来供应增加，2012年全球锌精矿供应首次由短缺转为过剩，过剩数额36.99万吨，受此影响，锌精矿加工费逐渐回升，行业利润格局出现向冶炼环节转移倾向，中国产业洞察网《锌精矿行业当前现状及未来趋势发展预测报告》数据显示2013年全球锌精矿加工费已敲定210.5美元/吨，增幅为10.2%，中国锌精矿加工费从2012年的4247元/吨，上升到了5060元/吨，增幅19.1%。矿产商在TC上的让利有利于提振生产企业热情，中国产业洞察网分析师调研，今年1月中国冶炼企业开工率73.41%，较去年相比维持高位，2月份受春节假期影响开工率略低，但仍能维持在70%上方。资源锌的单一锌矿较少,锌矿资源主要是铅锌矿。中国铅锌矿资源比较丰富，全国除上海、天津、香港外，均有铅锌矿产出。产地有700多处，保有铅总储量3572万吨，居世界第4位；锌储量9384万吨，居世界第4位。从省际比较来看，云南铅储量占全国总储量17%，位居全国榜首；广东、内蒙古、甘肃、江西、湖南、四川次之，探明储量均在200万吨以上。全国锌储量以云南为最，占全国21.8%；内蒙古次之，占13.5%；其他如甘肃、广东、广西、湖南等省(区)的锌矿资源也较丰富，均在600万吨以上。铅锌矿主要分布在滇西兰坪地区、滇川地区、南岭地区、秦岭-祁连山地区以及内蒙古狼山-渣尔泰地区。从矿床类型来看，有与花岗岩有关的花岗岩型(广东连平)、夕卡岩型(湖南水口山)、斑岩型(云南姚安)矿床，有与海相火山有关的矿床(青海锡铁山)，有产于陆相火山岩中的矿床(江西冷水坑和浙江五部铅锌矿)，有产于海相碳酸盐(广东凡口)、泥岩-碎屑岩系中的铅锌矿(甘肃西成铅锌矿)，有产于海相或陆相砂岩和砾岩中的铅锌矿(云南金顶)等。铅锌矿成矿时代从太古宙到新生代皆有，以古生代铅锌矿资源力量丰富。生产工艺与质量指标锌精矿的选矿工艺一般是由铅锌矿或含锌矿石经破碎、球磨、泡沫浮选等工艺,生产出达到国家标准的锌精矿,锌精矿的主要成份根据产品等级规定，锌含量为40--55%。质量指标等 级Zn(%)Cu(%)Pb(%)Fe(%1≧55≦0.8≦1.0≦6.02≧53≦0.8≦1.0≦6.03≧50≦1.0≦1.5≦8.04≧48≦1.0≦1.5≦12.05≧45≦1.5≦2.0≦12.06≧43≦1.5≦2.0≦12.07≧40≦2.0≦2.5≦14.08≧40≦2.0≦2.8≦18.0

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

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

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

凡口铅锌矿l号尾矿库从1968年投产到20世纪80年代初闭库，尾矿库容面积20hm2，共有尾矿约40万t。在矿石日趋贫化、资源日渐干涸、环境认识日益增强的今日，尾矿归纳使用将成为凡口铅锌矿可继续发展的必然选择。 因为遭到技术水平，配备功能，经济条件等要素的影响，凡口铅锌矿20世纪60、70年代的选矿工艺流程和选矿水平遭到限制，铅锌硫等有价元素的收回率不高，然后形成适当一部分有价元素丢失到尾矿中。矿山尾矿的酸化是一个较为遍及的现象，部分尾矿有产酸的或许，特别是含硫较高的尾矿。凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿中硫含量高达13．8％，硫首要以硫铁矿的方式存在。20多年来，因为表层尾矿中的硫铁矿露出于空气中，加上天然淋滤效果，硫铁矿在细菌的催化下与水和氧气反响，发生了较多的硫酸，使1号尾矿库的天然pH值降到了6．5，并促进了尾矿表层部分重金属铅锌镉的溶解。研讨还发现酸化首要发作在尾矿表层0～30cm，对底层的影响不大，但酸化一旦发作， pH值会敏捷下降，重金属离子的溶出将明显进步，跟着酸化而发作一系列反响，加重尾矿对环境的污染。因而，收回凡口铅锌矿1号尾矿库中的硫精矿，能够大幅度下降硫的含量，削减酸化，保护环境，一起添加厂商的经济效益和社会效益。 一、尾矿性质 凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿，其首要元素化学成分和粒径散布别离如表1和表2所示。由表l和表2可知，凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿中首要成分为石英、碳酸盐矿藏、绢云母等脉石，其次为硫和铁，铅、锌等金属含量也较高，其间硫和铁首要以硫铁矿的方式存在，硫铁矿在整个尾矿中的含量高达18％。尾矿粒度较粗，+0．074mm粒级含量约占70％，-0．037mm粒级含量不到15％。-0．074 mm粒级尾矿中硫的含量仅为3．85％，且大部分为闪锌矿和方铅矿，+0．074mm的尾矿中硫的含量上升到15．2％。由凡口铅锌矿的粒度与解离度联系进一步分析可知，当矿石磨细到-0．074mm时硫铁矿解离已比较充沛，矿石磨细到-0．037mm时方铅矿与闪锌矿才充沛解离。在本来的矿石浮选过程中，-0．074mm的硫铁矿、-0．037mm的闪锌矿和方铅矿因为解离较充沛，其时已基本收回，尾矿中的硫铁矿首要会集在+0．074 mm粒级中。因为硫铁矿、方铅矿、闪锌矿的密度分另0为5．0～5．2t/m3、6．5～7．0t/m3、4．0～4．2t/m3，脉石(石英、碳酸盐矿藏、绢云母等)的密度为2．6～2．9t/m3，有价元素铅锌硫等与脉石矿藏的密度相差较大，比较合适重选进行开端的别离与富集。因而，断定对凡口铅锌矿l号尾矿库的尾矿选用0．074mm的细筛分级，筛上部分重矿湿磨，与筛下部分重矿兼并浮选收回硫精矿的实验计划。 二、实验成果及分析 （一）重选实验 因为凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿中，有价金属档次较低，脉石(石英、碳酸盐矿藏、绢云母等)含量到达了70％。单一的浮选收回有价元素本钱高，也难以获得合格的精矿产品，悉数尾矿都经磨矿将大大添加选矿本钱，粒度较细的尾矿再磨也会发生泥化，对硫精矿和铅锌等金属元素的收回晦气。重选不必药剂，对环境不发生污染，水源可循环使用相邻3号尾矿库已达标的外排水，加上设备简略、本钱低，是开端富集别离硫精矿的首选，通过摇床选别后，大部分脉石抛尾，不只能够消除矿泥对浮选的影响，还能够通过摇床的振荡对尾矿表面进行冲选和磨擦，有利于浮选收回硫精矿和后续的铅锌矿。在给矿量和给矿浓度断定的条件下，尾矿的粒度、摇床的冲程冲次和床面的倾斜度等都是重选收回硫精矿的关键要素。对+0．074mm粒级尾矿，选用小冲程、快冲次及冲刷水为小冲刷水、大横坡进行摇床实验；而-0．074mm粒级尾矿，选用大冲程、慢冲次及冲刷水为小冲刷水、小横坡进行摇床实验。对凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿用0．074mm细筛分级、各自重选，实验成果见表3。由表3可知，通过摇床选别后，+0．074mm粒纫重矿中，硫精矿的硫含量达28．6％。-0．074mm粒级中，尽管尾矿中的硫含量比较低，但因为硫铁矿等解离比较充沛，更简单用重选的办法与脉石矿藏别离，重矿中硫含量也到达了23．5％。对中矿进行二次重选富集，轻矿抛尾，算计可削减大约55％左右的脉石矿藏，大大减轻了下一步的磨矿量，节省了磨矿本钱，一起也富集了铅、锌、银、锗、镓等有价金属元素。 （二）浮选实验 凡口铅锌矿l号尾矿库的尾矿经重选后得到的硫精矿，一方面，硫的档次没有到达35％的供应标准，还有必要进一步富集；另一方面，得到的硫精矿中铅锌等首要金属的含量算计已到达了5％左右，具有了较好的收回方铅矿和闪锌矿的条件。为了更好的归纳收回各种有价金属，对重选后的硫精矿进行了浮选实验。 1、磨矿时刻对浮选收回率的影响   凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿堆积多年，因为前史原因，尾矿颗粒自身较粗，有用矿藏得不到充沛解离。因为粒度巨细对收回率有直接联系，要充沛收回硫、铅、锌等有价元素，有必要进行磨矿实验。取+0．074mm重选之后的重矿试样500g，加水800mL，在容积为5L的球磨机中磨矿，研讨磨矿时刻对硫收回率的影响，实验成果如图1。由图l可知，湿磨时刻在8～10min内硫的收回率到达了80％以上。故尾矿湿磨的最佳时刻为8～10 min。 2、对浮选收回率的影响 由在浮选中的效果机理可知，它能暂时按捺硫化物矿的浮选，对方铅矿和闪锌矿的按捺较强，对硫铁矿的按捺最弱，在某些情况下还能够活化硫铁矿。比照实验标明：对重选后已湿磨的尾矿在天然pH为6．5(尾矿的正常值)的条件下进行直接浮选，添加黄药和2#油的用量，延伸搅搅拌浮选时刻，只能使15％的方铅矿和闪锌矿浮选出来。因为硫铁矿表面遭到氧化而发生了部分硫元素，添加了硫铁矿的疏水性，有利于硫铁矿的浮选。在浮选前参加少数后进行相同的实验，方铅矿和闪锌矿简直不能浮出，而硫铁矿的浮选收回率到达了80％以上，阐明的确对方铅矿和闪锌矿进行了暂时按捺，而对黄硫铁矿起到了活化效果。因为尾矿寄存时刻长，表面的方铅矿和闪锌矿部分被氧化，参加后在必定的时刻内会发作如下反响：在参加Na2S充沛反响一段时刻后，使尾矿中表面被氧化的PbSO4和ZnSO4形成了具有必定厚度的难溶性PbS和ZnS覆盖层，黄药类捕收剂好像吸附在方铅矿和闪锌矿表面相同不易掉落，进步了方铅矿和闪锌矿的可浮性，然后使尾矿中部分被氧化的方铅矿和闪锌矿遭到活化[7]，对下一步收回方铅矿和闪锌矿、进步铅锌的收回率起到关键性的效果。故在浮选收回硫铁矿时不能太早参加，更不能在湿磨时参加，有必要在浮选开端前以溶液参加才干到达最佳效果。 的用量直接影响到硫精矿的浮选收回率，用量过小不能有用的按捺方铅矿和闪锌矿，也缺乏以使部分被氧化的硫酸铅和硫酸锌表面充沛硫化，使后续铅和锌的浮选收回率不高；反之，既能够使硫铁矿遭到按捺，也会加大的水解，使溶液的pH值上升，晦气于硫铁矿的浮选，也添加了药剂本钱。取500g已湿磨10min的重矿进行浮选(硫含量为28．6％)，在其他条件(丁基黄药150g/t、松醇油40g/t)不变的情况下，改动的用量(实验时将现场配制成10％的溶液，用针筒抽取)，通过一次粗选、一次精选、二次扫选(下同)，实验成果见表4。由表4可知，当的用量到达800r/t时，硫精矿的收回率最高，硫的档次也到达了35％以上的要求，当的用量超越800g/t时，收回率下降，添加的用量对硫精矿的档次影响不明显，生产上可选的用量为800g/t。 3、pH值对浮选收回率的影响 取上述已重选和湿磨后的重矿500g(硫含量为28．6％)，在其他条件(丁基黄药150g/t、800g/t、松醇油40g/t)不变的情况下，用H2SO4和石灰别离调到不同的pH值，进行浮选实验，实验成果见表5。由表5可知，pH值超越7．5时，硫精矿的收回率和产率快速下降，硫铁矿开端遭到按捺。硫的档次也逐步下降，原因首要是因为硫精矿产品中的方铅矿和闪锌矿含量上升。明显，硫铁矿在酸性介质中较简单浮出，但考虑到设备腐蚀和凡口铅锌矿1号尾矿库中的尾矿天然pH为6．5的实际情况，把浮选硫精矿的 pH值设定为6．5的天然状况较好。 4、浮选时刻对浮选收回率的影响 取上述已重选和湿磨后的重矿500g(硫含量为28．6％)，矿浆pH值6．5，参加丁基黄药150g/t，800g/t、松醇油40g/t，研讨浮选时刻对收回率的影响，实验成果见表6。由表6可知，当浮选时刻到达8min后，尽管硫精矿的收回率继续上升，但硫的档次却开端下降，这首要是因为跟着浮选时刻的延伸，对方铅矿和闪锌矿的按捺效果削弱，使尾矿中的部分方铅矿和闪锌矿收回到硫精矿中，这样将会丢失尾矿中最有价值的铅锌矿等产品。在生产上可取最佳浮选时刻为7～8 min。 5、丁基黄药用量对浮选收回率的影响 取上述已重选和湿磨后的重矿500g(硫含量为28．6％)，矿浆pH值6．5，800g/t，松醇油40g/t，浮选时刻为8min，研讨丁基黄药用量对收回率的影响，实验成果见表7。从表7可知，硫精矿的收回率和产率都随丁基黄药用量的添加而升高，但当用量到达150g/t后，其收回率增大不明显，硫的档次却跟着丁基黄药用量的增大而不断下降，首要是因为尾矿中的部分方铅矿、闪锌矿和脉石收回到硫精矿中形成。工业生产上捕收剂的用量为120～150g/t。 （三）小型闭路实验 在上述各种条件实验的基础上进行全流程小型闭路实验。工艺流程如图2。以图2流程获得了杰出的效果，硫精矿硫档次为35．7％，收回率为79．5％。三、结  语 （一）针对凡口铅锌矿l号尾矿库的尾矿特征，选用细筛分级、重选和浮选的联合新工艺流程收回硫精矿，获得了满足的效果，小型实验得到了含硫35.7％，总收回率为63.5％的硫精矿产品。 （二）选用0.074mm的细筛分级，+0.074mm的尾矿可开端富集硫精矿，再别离对尾矿进行重选富集，可使约55％的脉石矿藏抛尾，大大减轻了后续磨矿和选矿本钱，一起富集了硫、铅、锌、银、镓、锗等有价元素，也改进了后续浮选条件，能较好地收回凡口铅锌矿I号尾矿库中的硫精矿。 （三）重选后的尾矿最佳浮选收回硫精矿的条件为：矿浆pH值6.5，丁基黄药150g/t，松醇油40g/t，浮选时刻8min，的最佳用量800g/t。的参加地址和参加量，对活化硫铁矿、有用按捺方铅矿和闪锌矿，并为下一步收回铅、锌、银、镓、锗等金属元素起到了关键性的效果。 （四）从铅锌尾矿中收回硫精矿的新工艺，完成了二次资源的可继续使用，为削减铅锌尾矿库的酸化，进步厂商的经济效益和社会效益，保护环境供给了一条新的途径，对同类型的铅锌矿老尾矿库中收回硫精矿具有较好的参考价值。

一、与矿山直接合作较少的原因：1、预付货款：成规模稳定的矿山，均是先款后货，实际操作过程中风险较大。一旦矿紧张，基本所有选厂均需要先款后货。2、检验结果：矿山要求按照出厂检验、过磅数据为准，以按照入厂检验过磅数据相比，一般重量损耗在千分之三到1%之间，品位差异在1%到0.5%之间。3、渠道的稳定性：要求有长期的需求量，以便生产与销售的正常开展。4、操作的规范性：矿产品是发票的源头，在购销过程中存在不开发票的灰色地带。5、发货困难：矿山企业股权复杂，现场情况恶劣，即使签了合同也未必能按时发货。二、袋装矿问题：省内小的选厂大多没有陶瓷过滤设备，水分大多采用自然挥发，为了便于保存和发运，基本都选择袋装方式。三、小金属计价问题：随着生产回收工艺的提高，现在大部分冶炼企业对原料中富含的小金属都采取计价的方式，如锌精矿中的银，100克以上按银价的10％&mdash;30%计。锌精矿的锗，目前按照0.3元/克计。

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

广州冶炼石目前采用炼前精选-电炉熔炼流程（见下图）。图中  广州冶炼厂电炉炼锡流程     广州冶炼厂于1962年建成，是国最先采用电炉炼锡的工厂，该厂锡砂来自广东、湖南、江西等省70多个矿区和群采部分，矿源分散，质量不一，杂质多变。进厂锡砂以锡为主，大部分呈单体锡石状态，其化学成分（%）为：44-46Sn，0.001-8Bi，0.1-23WO3，0.02-7.0Pb，0.02-1.6Cu,1.0-21Fe，0.02-13As，0.05-8S，2-25SiO2，0.5-5Al2O3，0.5-6CaO。按杂质含量，锡砂大致分为三类,一般成分见表1,典型矿样成分见表1-2-6。见相关资料中流程所示，高钨与高铅、铋、砷、硫的锡砂，经过炼前处理后入炉，其中高铅、铋的锡砂（见表2）在浮选过程中产出的锡中矿（图中未示出）含砷、硫、铁、铅、铋均高,经焙烧-酸浸后入炉。 表1    广州冶炼厂入厂的各类锡砂成分/ %  锡砂类别SnPbBiAsSFeWO3直接入炉的锡砂＞60＜0.8＜0.4＜0.5＜1.0＜7＜3高钨的锡砂44-550.5-50.1-60.5-70.5-38-163-23高铅、铅、砷、硫的锡砂41-661-70.5-82-131-8     表2    广州冶炼厂入厂的典型矿样成分/ %  锡砂矿样类别SnFeSAsPbBiWO3高砷、硫的锡砂50-604-161-52-100.1-30.03-0.31-3高铅、铋的锡砂1号45-606-104-50.7-31-33-4.53-72号41-456-102-43-51.5-4  高铅的锡砂1号50-624-121-100.5-23.1-5.8＜0.1 2号64-664-60.20.3-0.52-4＜0.1 高钨的锡砂高白钨41-471-1.50.2-0.60.3-0.750.05-0.30.06-0.22.5-5高黑钨44-503-40.4-1.00.3-0.51.6-3.20.1-0.316-21