某地斑岩型铜矿，铜储量达大型规划，且伴生钼、金、银等有用资源，铜钼嵌布粒度极细，且含有石墨，铜钼别离问题长时间未得到解决，没有开发运用。咱们经过对该矿的物质组成进行深入研讨，断定此矿不宜细磨深选别离铜钼，而应选用选冶联合流程，先由选矿适度分选，精矿再经湿法冶金别离铜钼，并使伴生的金银得以有用的运用。 铜钼精矿为斑岩铜矿原矿经浮选取得的，粒度为-0.045mm占89.81%，该精矿中首要金属为铜(25125%)，其次为钼(8118%)，精矿中伴生的贵金属含量较高铜钼精矿中铜矿物首要是黄铜矿，其次是斑铜矿;钼矿首要是辉钼矿。因而，拟定铜钼别离提取技能计划时有必要考虑有利于金银的归纳收回。 该精矿的铜档次已达铜精矿要求，可直接入炉，但在火法冶炼条件下，钼将蒸发，不方便收回;精矿中的铜大多数为黄铜矿，这种原生铜矿选用湿法工艺不易直接浸出，辉钼矿也是原生硫化矿，不能直接浸出，因而要湿法别离铜钼，有必要对精矿进行活化。实验研讨了焙烧-硫酸浸出、焙烧-碳酸钠浸出、焙烧-浸出、次氯酸纳直接浸出等计划的铜钼浸出作用和别离状况，经过多计划分化铜钼精矿的实验，归纳比较可知焙烧———纯碱浸出计划为一条较好的实验计划，它有几个长处:(1)可在浸出阶段别离铜钼，(2)浸出液杂质少，便于净化收回钼，(3)浸出剂来历广泛，报价较低，且浸出进程不腐蚀设备。因而，选定焙烧———纯碱浸出工艺为首要铜钼别离技能道路，焙烧矿可用水预浸优先收回部分铜，这部分铜的收回工艺简略，本钱较低。 实验流程为:铜钼混合精矿在必定的焙烧温度下焙烧，焙砂用水浸出部分铜，水浸液可用萃取-电积工艺收回铜，水浸渣再用碳酸钠溶液浸出钼，浸钼液可用沉积或萃取法收回钼，浸钼渣可作为铜精矿运用。 为了进步铜钼混合精矿的浸出活性，运用焙烧使铜钼矿中的硫化矿转化为氧化物或硫酸盐，然后易于浸出。辉钼矿焙烧氧化为氧化钼后，可溶于纯碱溶液，用纯碱溶液浸出焙烧后的铜钼矿，浸出进程中还伴有硫酸铜与纯碱反响生成碱式碳酸铜的反响。 焙烧浸出铜钼矿的最佳条件为：650℃焙烧30～60min;室温水预浸30～60min，L/S=2;80℃纯碱浸出30～60min，L/S=2，纯碱用量为理论量的175%，实验成果：浸钼渣含Cu27.93%，Mo0.41%，Au13.8g/t，Ag144g/t;浸铜液含Cu14.86g/L;浸钼液含Cu0.007g/L，Mo38.4g/L，钼浸出率96.05%。 被纯碱浸出到溶液中的钼，可从溶液沉积中收回，留在浸钼渣中的铜，可作为优质铜精矿，用水优先浸出的铜可用萃取电积工艺加以收回。 浸钼渣中铜及杂质成分(Pb+Zn0.23%，MgO0.32%，Bi0.008%，As0.11%)契合YS/T318铜精矿质量标准二级品要求，并含有金银等有价元素，在精矿出售时能够计价。  对某地难选铜钼混合精矿进行了焙烧-纯碱浸出别离收回的工艺研讨，经650℃焙烧后，优先用水浸出部分铜，这部分铜可用萃取-电积工艺收回。浸铜渣用纯碱浸出钼，钼浸出率达96.05%，浸出液中的钼可用沉积法收回。铜在浸钼渣中的收回率为85.56%，浸钼渣可作为铜精矿出售。

某地斑岩型铜矿，铜储量达大型规划，且伴生钼、金、银等有用资源，铜钼嵌布粒度极细，且含有石墨，铜钼别离问题长时刻未得到解决，没有开发运用。咱们经过对该矿的物质组成进行深入研讨，断定此矿不宜细磨深选别离铜钼，而应选用选冶联合流程，先由选矿适度分选，精矿再经湿法冶金别离铜钼，并使伴生的金银得以有用的运用。 一、精矿性质 铜钼精矿为斑岩铜矿原矿经浮选获得的，粒度为－0.045mm占89.81%，该精矿中首要金属为铜（25.25%），其次为钼（8.18%），精矿中伴生的贵金属含量较高（Au10.3g/t、Ag135g/t），其他化学成分（%）：S26.43、TFe18.90、Zn0.19、SiO2 10.68、Al2O3 4.06、CaO1.12、MgO0.56、K2O0.74、Na2O0.56。铜钼精矿中铜矿物首要是黄铜矿，其次是斑铜矿；钼矿首要是辉钼矿。因而，拟定铜钼别离提取技能计划时有必要考虑有利于金银的归纳收回。 二、实验计划的挑选断定 该精矿的铜档次已达铜精矿要求，可直接入炉，但在火法冶炼条件下，钼将蒸发，不方便收回；精矿中的铜大多数为黄铜矿，这种原生铜矿选用湿法工艺不易直接浸出，辉钼矿也是原生硫化矿，不能直接浸出，因而要湿法别离铜钼，有必要对精矿进行活化。实验研讨了焙烧—硫酸浸出、焙烧—碳酸钠浸出、焙烧—浸出、次氯酸纳直接浸出等计划的铜钼浸出作用和别离状况，经过多计划分化铜钼精矿的实验，归纳比较可知焙烧—纯碱浸出计划为一条较好的实验计划，它有几个长处：（1）可在浸出阶段别离铜钼，（2）浸出液杂质少，便于净化收回钼，（3）浸出剂来历广泛，报价较低，且浸出进程不腐蚀设备。因而，选定焙烧－纯碱浸出工艺为首要铜钼别离技能道路，焙烧矿可用水预浸优先收回部分铜，这部分铜的收回工艺简略，本钱较低。 三、实验流程及成果 （一）实验流程 实验流程为：铜钼混合精矿在必定的焙烧温度下焙烧，焙砂用水浸出部分铜，水浸液可用萃取—电积工艺收回铜，水浸渣再用碳酸钠溶液浸出钼，浸钼液可用沉积或萃取法收回钼，浸钼渣可作为铜精矿运用。 （二）实验成果 为了进步铜钼混合精矿的浸出活性，运用焙烧使铜钼矿中的硫化矿转化为氧化物或硫酸盐，然后易于浸出。辉钼矿焙烧氧化为氧化钼后，可溶于纯碱溶液，用纯碱溶液浸出焙烧后的铜钼矿，浸出进程中还伴有硫酸铜与纯碱反响生成碱式碳酸铜的反响。 1、焙烧温度对钼浸出作用的影响 在纯碱用量为理论量的3.07倍、80℃、1h条件下，进行了焙烧温度对铜钼混合精诪中钼浸出率的影响实验，固定酸浸条件为：80℃，1h，硫酸浓度5%，L/S＝3，实验成果见图1。从图1可见，温度升高，有利于钼的浸出，但部烧温度在650℃以上，氧化钼的蒸发逐步添加。假如浸钼渣中的铜用湿法提取，焙烧温度从600～700℃，跟着温度升高，铜的浸出率呈下降趋势，大于650℃时，铜的浸出率显着下降。统筹铜钼两种金属的浸出作用，焙烧温度应挑选650℃。 2、浸出温度对钼浸出作用的影响 固定条件：焙烧温度650℃，焙烧时刻1h；浸出时刻1h，L/S＝2，纯碱用量为矿重的31.7%。浸出温度对钼浸出作用的影响见图2。由图2可见，浸出温度对钼的浸出率影响很大，温度需到达80℃以上，才干获得满足的浸出作用。3、浸出时刻对钼浸出率的影响 在焙烧温度650℃，时刻1h，浸出温度80℃，纯碱用量31.7%矿重，浸出时刻与钼浸出率的联系见图3。实验成果表明，浸出时刻对钼的浸出作用影响不明显。在焙烧温度和纯碱用量的适宜条件下，经30～60min即可到达90%以上的浸出率，延伸浸出时刻，钼的浸出率改变不显着。 4、焙烧矿水预浸铜实验 水浸铜首要是浸出在焙烧进程中被硫酸化的铜，不加任何实验即可溶于水，实验仅对比了室温文80℃下的浸出作用。实验成果表明，水浸温度对铜的浸出率影响不大，80℃下铜的浸出率（～24%）略高于常温下铜的浸出率（～20%），从尽可能简化工艺，下降本钱考虑挑选常温水浸为好。 5、水浸渣浸出钼的纯碱用量实验 在80℃，浸出时刻1h，L/S＝2的条件下，进行了纯碱用量实验，实验成果见图4。比较图1和图4的实验成果可见，水浸预处理不只能够用简略的办法优先收回部分铜，并且可使纯碱用量比不经预处理直接浸出钼下降纯碱用量50%左右，然后使浸钼的本钱大大下降。这是由于不经过水预浸，焙烧矿中的硫酸铜在浸出钼的进程中转化为碳酸铜或碱式碳酸铜而耗费纯碱。水浸今后，水浸渣中可溶性铜下降，纯碱首要耗费于钼的浸出，因而，纯碱耗费量下降。因而，断定焙烧—常温水浸铜—纯碱浸出钼为该铜钼矿首要铜钼别离工艺。 综上所述，焙烧浸出铜钼矿的最佳条件为：650℃焙烧30～60min；室温水预浸30～60min，L/S＝2∶80℃纯碱浸出30～60min，L/S＝2，纯碱用量为理论量的175%，实验成果：浸钼渣含Cu27.93%，Mo0.41%，Au13.8g/t，Ag144g/t；浸铜液含Cu14.86g/L；浸钼液含Cu0.007g/L，Mo38.4g/L，钼浸出率96.05%。 被纯碱浸出到溶液中的钼，可从溶液沉积中收回，留在浸钼渣中的铜，可作为优质铜精矿，用水优先浸出的铜可用萃取电积工艺加以收回。 浸钼渣中铜及杂质成分（Pb＋Zn0.23%，MgO0.32%，Bi0.008%，As0.11%）契合YS/T318铜精矿质量标准二级品要求，并含有金银等有价元素，在精矿出售时能够计价。 四、结语 对某地难选铜钼混合精矿进行了焙烧－纯碱浸出别离收回的工艺研讨，经650℃焙烧后，优先用水浸出部分铜，这部分铜可用萃取－电积工艺收回。浸铜渣用纯碱浸出钼，钼浸出率达96.05%，浸出液中的钼可用沉积法收回。铜在浸钼渣中的收回率为85.56%，浸钼渣可作为铜精矿出售。

炼铋冶金炉的炉料包含铋精矿、氧化铋渣、煤粉、铁屑、纯碱、萤石、黄铁矿、返渣等，依据配料比的要求投入炉内。它们的效果和它们在炉内参加之反响分述如下： 一、铋精矿 铋精矿包含硫化铋精矿与氧化铋精矿，是提铋的首要原料，在冶金炉熔炼中，铋精矿参加的反响是杂乱的。在此，咱们仅研讨氧化铋与硫化铋参加的下述反响：（5）式为熔剂脱硫反响。（6）式为氧化铋被已复原的杂质金属如铅所复原的反响。在以上七个反响式中，在冶金炉熔炼条件下（2）与（3）式的反响是首要的。 二、氧化铋渣 一般指铅阳极泥氧化除铋产出的渣料。依据收回金银的传统流程，铅阳极泥经复原熔炼产出贵铅，贵铅在分银炉氧化吹炼中，脱除砷、锑后持续吹风氧化，则铋与铅皆氧化入渣。氧化渣分为前期渣，中期渣、后期渣，前期渣含铅高，含铋低，后期渣含铋高，含铅低。三者合称氧化铋渣，一般含铋在35%～55%之间。氧化铋渣是归纳收回铋的首要原料之一。其参加的反响包含上述七个反响中的（1）、（2）、（4）、（6）式反响，其间以（2）式为主。 三、煤粉 煤粉用作复原剂。参加煤粉效果如下： （1）使氧化铋复原。 （2）起部分脱硫效果：以上两式阐明，当不加煤粉时，钮以Bi2O3状况入渣，当参加煤粉时，铋呈金属铋状况堆积入粗铋。 （3）坚持炉内复原性气氛，避免铋液氧化，避免炉膛内特别是炉顶耐火材料氧化腐蚀。 （4）避免碲氧化入渣，而使碲富集于粗铋之中。 煤粉参加量有必要恰当，过多过少都会带来不良的结果。当加煤粉过量时，使其它对氧的亲和力较铋为大的杂质金属也被复原进入粗铋，下降粗铋的档次。一起，由于碳的熔点高（3700℃），碳参加过量，会进步炉料的熔点和粘度，使炉料难熔化。当煤粉缺乏时，氧化铋复原不充分，构成部分氧化铋入渣，进步了渣含铋，增大铋的丢失，而且，无法保持炉内安稳的复原性气氛。 四、铁屑 铁屑用作置换剂。一般要求运用铸铁屑。参加铁屑的效果如下： （1）用铁置换硫化铋中的铋。 （2）单个情况下，铁屑可作复原剂：铁屑参加量有必要恰当，过多过少皆晦气。当参加铁屑过量时：会使其它对硫亲和力较铋大的杂质置换出来进入粗铋，然后下降粗铋档次；冰铜中硫化亚铁添加，增大冰铜比重，影响与粗铋别离，而下降铋的收回率；过量铁与砷、锑等杂质生成黄渣，如As2Fe3、Sb2Fe3等，密度约为7克／厘米3，介于冰铜与粗铋之间，熔点较高，构成隔阂，使操作困难，炉况不正常，下降铋的直收率；铁不溶于铋，且熔点高达1535℃，在冶金炉熔炼温度下不易熔化，过剩铁以单体铁夹藏部分铋在熔池边际及底部堆积，构成炉结，构成铋的丢失，添加操作困难。当铁屑参加量缺乏时，硫化铋置换不彻底，部分硫化铋进入冰铜，构成铋的丢失；由于铁屑参加缺乏，冰铜与粗铋中搀杂有未被置换的单体硫存在，放出时，易腐蚀铜制东西及设备。 五、纯碱 纯碱又叫碳酸钠、苏打、曹达，用作熔剂。参加纯碱的效果如下： （一）造渣：纯碱能与精矿中的脉石成分SiO2、Al2O3等酸性氧化物构成熔点较低，流动性好的硅酸盐，铝酸盐等稀渣：（二）下降炉渣密度和熔点。 （三）使硫化亚铁氧化成氧化亚铁人渣，而进入冰铜，下降冰铜的熔点和比重：（四）与煤粉起部分脱硫效果。 （五）纯碱能使砷、锑氧化蒸发或入渣：纯碱也可将As2O3进一步氧化：相同，炉猜中的锑与纯碱也有相似反响：纯碱参加量有必要恰当，过多过少皆晦气。当参加纯碱过量时，使硫化铋氧化入渣：并使复原的金属铋从头氧化入渣：一起下降炉料熔点，使炉内熔体难以过热，炉温低，不能确保反响进行需求的温度，致使反响进行缓慢且不彻底，炉渣、冰铜、粗铋三者别离欠好，因此下降铋的收回率；由于炉渣内含有较多的游离，具有很大的腐蚀性，损坏炉衬。相反的，当纯碱参加缺乏时，渣熔点升高，密度与精度增大，渣与冰铜别离困难，渣中夹藏铋量增高；而且使一些对氧亲和力较铋大的杂质未被氧化即进入粗铋，下降粗铋的档次。 六、萤石 萤石又称氟化钙、氟石，用作熔剂。参加萤石的效果是下降炉渣的熔点和粘度，关于含二氧化硅较高的精矿，配猜中参加2%～5%的萤石，可大大下降硅酸盐渣的粘度，改进其流动性。当萤石参加过量时，因其对砖缝有很大的浸蚀性会腐蚀炉衬；一起渣流动性变好，简单跑炉；渣熔点太低，使炉内保持不了反响需求的温度。 现在，萤石参加冶金炉内与炉料之间的物理化学效果，还研讨得很少，对萤石下降炉渣粘度的原因，也还没有公认的非常恰当的解说。有关材料以为：萤石参加CaO－Al2O3－SiO2渣系时，它和CaO相同也能损坏硅酸盐的Si－O键，而且使硅酸盐晶格单元变小，粘度下降。不过CaF2的效果比CaO大（对粘度下降的效果，一摩尔的CaF2相当于2摩尔的CaO）。往渣中参加CaF2后，电离成CaF＋而置代品质巾的氧离子（O2－），即可以把不安稳的CaF＋离子对作为一种“溶剂”，它可“溶解”较大的硅酸盐阴离子（如SiO44－，此类阴离子是靠静电力结合的，由于CaF＋“溶解”了它，故消除了此种静电力），所以下降了渣的粘度。 七、黄铁矿（FeS2） 黄铁矿用作硫化剂。由于黄铁矿遇热分化：在独自处理氧化铋渣时，为了使渣中的铜与铋别离，参加黄铁矿使渣中Cu2O硫化后生成Cu2S，与FeS一道组成冰铜。 纯FeS2含硫53.3%，冶金运用之黄铁矿要求含硫高于42%。 八、返渣 在冶金炉熔炼中处理之返渣包含： （一）精粹渣：粗铋火法精粹产出之熔化渣、氧化渣、除氯渣、制品渣等，含铋30%左右。 （二）浸出渣：粗铋火法精粹产出之氯化渣、碲渣，经湿法浸出后的残渣，含铋3%～10%。 （三）炉底灰：修炉时打出之废料，含铋5%～10%。 （四）烟道结及烟道尘：含铋5%～10%。 处理返渣的意图是为了收回铋。

铬铁矿(FeO·Cr2O3)是冶金质料，在无机盐工业中，用化学办法可将铬铁矿加工成一系列铬化合物。铬矿有30多种，其间有工业价值的首要是铬铁矿。1981年国际铬矿石挖掘量约为9Mt，其间在化学工业中的消费量占总消费量的20%左右。南非是最大挖掘区域，1981年挖掘量为3.09Mt。 1850年，俄国组成规划较大的(年产1000～1500t)重铬酸盐厂。1885年，美国的巴尔的摩铬工厂开端出产，同期欧洲的一些国家也进行铬化合物的出产。 加工办法：铬是物质，以多价态存在。铬铁矿的化学加工办法有碱性氧化法、复原铬铁法。前者是工业上遍及选用的办法。两法都是先制取，再进一步加工成一系列铬化合物。 碱性氧化法：分为钠碱法和钾碱法，以钠碱法为主(首要用纯碱)。在实践出产中为了削减纯碱的耗费及减轻焙烧时的烧结现象，可加钙质填料焙烧。纯氧化焙烧法虽发生的废渣量大、处理困难，但因耗碱量少、经济合理、出产安稳等要素，现在被广泛选用。此法要求铬铁矿中三氧化二铬的含量应不低于35%，硅、铝等杂质含量越少越好，因这些杂质的存在会添加碱耗、下降炉料的熔点、影响转化率和产品质量。将经选矿除掉大部分杂质的200目左右的矿粉与纯碱、石灰质填料，按必定份额在混料器中混合，造粒后送入回转窑（见窑），在1100～1200℃的高温下，于氧化气氛中焙烧约1～4h，冷却后破坏，再用水浸取、过滤、精制得到溶液。焙烧过程中的首要反应为：　 4(FeO·Cr2O3)＋8Na2CO3＋7O2－→8Na2CrO4＋2Fe2O3＋8CO2 在加工过程中操控各种物料的配等到焙烧条件很重要，配比由矿石的质量、有害杂质的含量而定，一起物料配比也影响焙烧条件的挑选。氧化焙烧是该法的要害工序，直接影响铬的转化率、收率及经济效益。 复原铬铁法：先将铬铁矿复原得到铬铁。再由铬铁加工成。有煅烧氧化和电解氧化两种办法：煅烧氧化是将铬铁和纯碱（或烧碱）在800℃下进行氧化煅烧，使铬铁中的铬氧化成六价，生成，与铁别离；电解氧化是以铬铁作阳极、铅为阴极，在碱溶液中电解氧化，阳极不断耗费而氧化成。 产品用处：在铬化合物中最有工业价值的是铬酸的钠盐和钾盐，特别是和铬酐，此外还有重(K2Cr2O7)、硫酸铬钾、碱式硫酸铬等，它们的用处非常广泛。

该法是在反射炉中高温条件下，用碳质复原剂将氧化锑复原为金属锑。当以无烟煤作为复原剂参加氧化锑（跳凡）粉中，在1100-1200℃温度下熔炼时，即发作以下多相化学反响：    炉猜中的砷、铅、铜的氧化物也会在复原气氛下被复原成金属进入粗锑。质料和复原用煤之中的脉石成分与纯碱熔剂反响，生成多孔炉渣一泡渣浮于锑液表面，经渣口排出。烟气通过冷却和收尘体系后放空，搜集下的烟尘回来处理。粗锑再在同一炉内进行精粹，产出精锑。    （一）炉型结构    氧化锑反射炉复原熔炼是出产粗锑的首要办法，最大反射炉达12.25m2。炼锑反射炉为一带燃烧室的卧式炉，其一端筑有燃煤火室，为复原熔炼进程供热。炉体用耐火砖砌筑，外围以钢板、拉杆紧固。在炉子与火室相对一端有炉气排出口，炉顶设加料口，侧墙有作业门和渣口，炉底侧墙衔接处开有放锑口。炼锑反射炉与炼铜反射炉比较具有以下两个特色：①由火膛至炉尾逐步向下倾斜，构成压拱；②炉尾排气口是在尾部端墙上横排四五个孔排气进烟道。选用此种结构，能够有用减少被烟气带走的氧化锑数量，进步直收率。    （二）技能条件与首要目标    要求入炉锑精矿锑档次不能低于75％，含铅不得超越0.2%。复原煤含固定碳>80%，粒度＜5mm,,熔剂纯碱Na2CO3含量＞95％，粉末状。    复原熔炼于1100-1200℃进行，复原完毕即开端精粹作业，进程及技能条件如下。    (1)加硫除铁在氧化锑复原产出的粗锑中Fe是以FeSb2、Fe3Sb2形状存在的，使用硫对Fe亲和力比对Sb大的特性，在复原完毕时向炉内参加硫化锑，再加碱渣，在860℃下通空气拌和，锑液与硫化剂触摸面上发作以下反响：[next]                                3Fe＋Sb2S3====3FeS＋2Sb                              3Fe＋Sb2O3====3FeO＋2Sb                            2FeO＋Na2O====Na2Fe2O3                                FeS＋Na2O====Na2S＋FeO    除铁后参加纯碱使锑液中硫以Na2S形状除掉，可脱至0.002%以下。    (2)除砷多选用碱性熔炼法除砷。在800-850℃有纯碱存在条件下，向锑液鼓入压缩空气，锑中砷与参加的碱发作如下反响：    生成的盐炉渣即与锑液别离。    (3)加掩盖剂（起星剂）——“衣子”铸锭为使锑锭物理规格优秀，进一步去除高熔点杂质，并使锑锭表面呈现凤尾草状的美丽斑纹，铸锭时要先在锭模中参加1100℃左右的熔体“衣子”。“衣子”是用含Sb2S3>95%、含砷低的粉状氧化锑加1%-2%纯碱，在＞1100℃熔组成的亮褐色熔体。向已加“衣子”的锭模锑入锑液时，“衣子”被排开并包裹在锑表面，使之阻隔空气缓慢冷却结晶。待锭模中锑液凝结后，翻出锑锭，敲去表面“衣子”，即得产品精锑。    反射炉熔炼和精粹锑的首要产品有精锑、泡渣、碱渣和次锑氧及烟气。1台11m2反射炉的首要技能经济目标如下：床能率0.8t/(m2.d)，次锑氧产出率19%，碱耗37kg/t Sb,耗费燃料煤130kg/t Sb,耗费复原煤257kg/t Sb,直收率71％，总回收率99.5%。

现代工业上采用的烧结法均是碱－石灰烧结法。它是将铝土矿配入一定的纯碱和石灰（或石灰石），经高温烧结，使氧化硅与石灰化合成不溶于水的原硅酸钙2CaO·SiO2氧化铁生成易于水解的铁酸钠Na2O·Fe2O3（水解后生成苛性碱和氧化铁水合物），而氧化铝与纯碱化合成可溶于水的偏铝酸钠Na2O·Al2O3。将烧结产物熟料浸出时，偏铝酸钠便进入溶液而与原硅酸钙氧化铁水合物分离，经过脱硅精制的铝酸钠溶液（精液），然后用二氧化碳分解便可得的氢氧化铝，再经焙烧即得产品氧化铝。碱－石灰烧结法一般适用于处理氧化铝含量比较高，铝硅比高于3的铝土矿。

直接往含钒铁水中增加6%的纯碱、8%的铁皮，处理后得钠化钒渣。含钒铁水的脱钒率可达60%～80%。钠化钒渣含V2O5达6%以上。主要成分为NaVO3、Na4V2O7、Na3VO4的复合物。硫构成Na2S进入渣相，脱硫率大于80%；磷构成Na3PO4进入渣相，脱磷率60%～80%。所得半钢的硫、磷含量均低于制品钢的规格，因而可在转炉内完成无渣或少渣炼钢。 选用天然碱处理含钒铁水得到的钠化钒渣，曾在四川西昌410厂进行过湿法提钒及收回钠盐的扩展试验。天然碱取自河南吴城及内蒙古西林郭勒盟及鄂尔多斯湖等地。天然碱是Na2CO3及少数NaHCO3、Na2SO4、NaCl的混合物。所得钠化钒渣的成分如下：成分V2O5Na2OPSiO2S%12.8840.861.289.42.09 工艺流程共分6步：1）碳酸化浸取；2）浸取液的氧化及净化；3）深度碳酸化、浓缩结晶分出NaHCO3；4）碱性铵盐沉钒、制取；5）沉钒后液蒸、回来沉钒、后液回来浸取；6）NaHCO3煅烧得纯碱、煅烧得产品V2O5。 此流程在技术上有诱人的远景，扩展试验已成功，产品合格。但纯碱直销严重，故未能施行。

铬铁矿(FeO·Cr2O3)是冶金质料，在无机盐工业中，用化学办法可将铬铁矿加工成一系列铬化合物。铬矿有30多种，其间有工业价值的首要是铬铁矿。1981年国际铬矿石挖掘量约为9Mt，其间在化学工业中的消费量占总消费量的20%左右。南非是最大挖掘区域，1981年挖掘量为3.09Mt。 1850年，俄国组成规划较大的(年产1000～1500t)重铬酸盐厂。1885年，美国的巴尔的摩铬工厂开端出产，同期欧洲的一些国家也进行铬化合物的出产。 加工办法　铬是**物质，以多价态存在。铬铁矿的化学加工办法有碱性氧化法、复原铬铁法。前者是工业上遍及选用的办法。两法都是先制取，再进一步加工成一系列铬化合物(见图)。 碱性氧化法　分为钠碱法和钾碱法，以钠碱法为主(首要用纯碱)。在实践出产中为了削减纯碱的耗费及减轻焙烧时的烧结现象，可加钙质填料焙烧。纯氧化焙烧法虽发生的废渣量大、处理困难，但因耗碱量少、经济合理、出产安稳等要素，现在被广泛选用。此法要求铬铁矿中三氧化二铬的含量应不低于35%，硅、铝等杂质含量越少越好，因这些杂质的存在会添加碱耗、下降炉料的熔点、影响转化率和产品质量。将经选矿除掉大部分杂质的200目左右的矿粉与纯碱、石灰质填料，按必定份额在混料器中混合，造粒后送入回转窑(见窑)，在1100～1200℃的高温下，于氧化气氛中焙烧约1～4h，冷却后破坏，再用水浸取、过滤、精制得到溶液。焙烧过程中的首要反应为： 4(FeO·Cr2O3)+8Na2CO3+7O2─→8Na2CrO4+2Fe2O3+8CO2 在加工过程中操控各种物料的配等到焙烧条件很重要，配比由矿石的质量、有害杂质的含量而定，一起物料配比也影响焙烧条件的挑选。氧化焙烧是该法的要害工序，直接影响铬的转化率、收率及经济效益。 复原铬铁法 　先将铬铁矿复原得到铬铁。再由铬铁加工成。有煅烧氧化和电解氧化两种办法：煅烧氧化是将铬铁和纯碱(或烧碱)在800℃下进行氧化煅烧，使铬铁中的铬氧化成六价，生成，与铁别离;电解氧化是以铬铁作阳极、铅为阴极，在碱溶液中电解氧化，阳极不断耗费而氧化成。 产品用处　在铬化合物中最有工业价值的是铬酸的钠盐和钾盐，特别是和铬酐，此外还有重(K2Cr2O7)、硫酸铬钾、碱式硫酸铬等，它们的用处非常广泛。

铝土矿、石灰石、纯碱而制成的铝酸钠溶液中，加入由锂辉石、石灰、烧碱而制成的含锂溶液，将此混合溶液经过碳酸化分解、所析出的含锂氢氧化铝进行焙烧即得含锂氧化铝。含锂氧化铝用来电解生产铝，可不必补加碳酸锂，同样可使吨铝电耗下降500度左右。因而若折算碳酸锂的生产成本可降低50～62.5％。　　　　它具有工艺简单、设备投资少、经济效益显着等特点，适用于以烧结法生产氧化铝的企业。一种含锂氧化铝的生产工艺，其特征在于：由锂辉石、石灰、烧碱磨细的混料经过高压浸出后进行残渣分离和洗涤而得的含锂溶液，加入到由铝土矿、石灰石、纯碱配制的生料浆经过烧结、熟料溶出而得的铝酸钠溶液之中，并对此混合溶液经过碳酸化分解。所得的含锂氢氧化铝进行焙烧。

铝土矿、石灰石、纯碱而制成的铝酸钠溶液中，加入由锂辉石、石灰、烧碱而制成的含锂溶液，将此混合溶液经过碳酸化分解、所析出的含锂氢氧化铝进行焙烧即得含锂氧化铝。含锂氧化铝用来电解生产铝，可不必补加碳酸锂，同样可使吨铝电耗下降500度左右。因而若折算碳酸锂的生产成本可降低50～62.5％。　　它具有工艺简单、设备投资少、经济效益显著等特点，适用于以烧结法生产氧化铝的企业。 一种含锂氧化铝的生产工艺，其特征在于：由锂辉石、石灰、烧碱磨细的混料经过高压浸出后进行残渣分离和洗涤而得的含锂溶液，加入到由铝土矿、石灰石、纯碱配制的生料浆经过烧结、熟料溶出而得的铝酸钠溶液之中，并对此混合溶液经过碳酸化分解。所得的含锂氢氧化铝进行焙烧。.

粗炼直收率：为产出粗铋中含铋金属量与投入炉料中含铋金属量之比的百分率：   粗炼回收率：为产出粗铋中含铋金属量与投入炉料除去返回料中含铋金属量之比的百分率：   冰铜含铋：为产出冰铜含铋量与冰铜量之比的百分率：    渣含铋：为产出渣中含铋量与渣量之比的百分率：纯碱耗量：为生产一吨粗铋所消耗的纯碱千克量：铁屑耗量：为生产一吨粗铋所消耗的铁屑千克量：黄铁矿消耗：为生产一吨粗铋所消耗的黄铁矿的千克量：反射炉煤耗：为生产一吨粗铋所消耗的块烟煤千克量：转炉重油耗：为生产一吨粗铋所消耗的重油的千克量：单位生产率：为反射炉一昼夜内每平方米炉床面积上所熔炼的炉料吨数：

A  性质和用处    活性氧化锌为白色或微黄色球状微细粉末，密度5.47g/cm3，熔点1800℃，不溶于水，溶于酸、碱、氯化按和中。在湿润空气中能吸收空气中二氧化碳生成碱式碳酸锌。    按化工部HG2572-94标准，普通氧化锌粒度0.5μm，球状，比表面积35～45 m2/g。活性氧化锌表面能吸附气体分子构成单分子吸附层，据此可计算出其比表面积，判别其活性度。    活性氧化锌和氧化锌在化学成分上是相同的，它们的差异首要表现在物理性质上，因此用处也不尽相同。活性氧化锌的纯度低于用直接法或间接法出产的氧化锌，但其特有的物理、化学性质能显示出其优越性。氧化锌一般用于橡胶工业，它首要作为天然橡胶、合成橡胶及乳胶的活化剂。活性氧化锌的颗粒细微呈球状，具有很大的表面积，具有杰出的分散性与杰出的吸附性，因此能促进橡胶的硫化、活化和防老化效果，能加强硫化进程，进步橡胶制品的耐撕裂性、耐磨性。    活性氧化锌还用于白色乳胶的着色剂和填充剂、氯丁橡胶中的硫化剂、塑料工业的光稳定剂、合成工业中的脱硫催化剂，还可用于涂料、珐琅、颜料等化工工业。在橡胶工业顶用活性氧化锌比用普通氧化锌可削减1/3～1/4的用量。    B  出产工艺    a  锌盐纯碱法    锌盐纯碱法，通常是用98%的硫酸与含锌物料（大都为90%的粗氧化锌，要求含As量0.2%；亦可用锌冶炼厂的锌烟尘、锌废液、初级氧化锌、含锌档次低的菱锌矿等）浸出，得到硫酸锌溶液，借KMn04氧化和锌粉置换除掉硫酸锌溶液中的铁、铜、锡等杂质，通过净化的硫酸锌溶液参加纯碱中和得碱式碳酸锌沉积。沉积物锻烧得活性氧化锌。锌盐纯碱法出产活性氧化锌的出产工艺流程如下图所示。 [next]     b  配合法    配合法是用碳酸氢按和来浸出粗氧化锌或锌烟尘、菱锌矿等物料，使氧化锌溶解生成锌络合物，再净化溶液，锌络合物分化即得活性氧化锌。浸法流程简略，成本低，但得到的活性氧化锌的质量比锌盐纯碱法差一些。络合物法的出产流程如下图所示。    在浸出槽中按配料比参加碳铵、配成溶液，在拌和下参加粗氧化锌，加热到40℃反响约2h,反响彻底后将料浆输送到压滤机过滤，即得到浸出液和滤渣，其首要反响式如下：                Zn0＋3NH3·H20＋NH4HC03 ==== Zn（NH3）4 C03＋4H20    浸法能够处理含锌烟尘，或菱锌矿。我国各大矿山贮藏着很多的氧化锌矿待开发利用。氧化矿中锌首要以菱锌矿形状存在，含锌档次低，用惯例法难以提取。将氧化锌矿（菱锌矿）用浸取，络合物法可获得符合要求的活性氧化锌。[next]    C  产品质量标准    工业活性氧化锌（HG/T 2572-94)化工部部颁标准如下表所示。该标准适用于碳酸锌分化制得的工业活性氧化锌，该产品首要用作橡胶或电缆的补强剂、活性剂（天然橡胶）、天然橡胶和氯化橡胶的硫化剂。工业活 性氧化锌部颁标准（HG/T 2572—94）项目目标一等品合格品氧化锌（ZnO）含量/%95～9895～98水分含量/%≤0.7≤0.7水溶物含量/%≤0.5≤0.7灼烧失量/%1～41～4不溶物含量/%≤0.02≤0.05氧化铅（以Pb计）含量/%≤0.01≤0.05氧化锰（以Mn计）含量/%≤0.001≤0.003氧化铜（以Cu计）含量/%≤0.001≤0.003细度（45μm实验筛筛余物）/%≤0.1≤0.4比表面积/（m2·g-1）≥45≥35堆积密度/（g·cm-3）≤0.35≤0.40

对于A/S为4～7的铝土矿，采用拜耳法和烧结法处理的联合流程，取长补短，可得到比单纯的拜耳法或烧结法更好的经济效果。根据铝土矿的化学成分、矿物组成等不同，联合法有关联、串联和混联三种基本形式。联合法在我国氧化铝生产中占非常重要的地位。     并联法就是把铝土矿分为高硅铝土矿和低硅铝土矿，即矿山能够产出低硅铝土矿和高硅铝土矿。低硅铝土矿用拜耳法溶出，高硅铝土矿用烧结法处理，得到的溶液都进行晶种分解。过程中产出的一水碳酸钠用于烧结法，烧结法产出的苛性碱又用于补充拜耳法的碱损失。     并联法的优点为：（1）可以充分利用同一矿区的铝土矿资源；（2）由纯碱来补充过程损失的碱；（3）烧结法的低苛性比值的铝酸钠溶液加入拜耳法进行种分，能提高晶种分解速度。     对于A/S为4～7的铝土矿，不能够分出低硅铝土矿和高硅铝土矿，就应该采用串联法处理它。即先将铝土矿用拜耳法处理，提取矿中的大部分氧化铝，再用烧结法处理拜耳法的赤泥，进一步回收其中的氧化铝和碱。烧结法得到的铝酸钠溶液与拜耳法溶液混合后，进行晶种分解。种分母液蒸发析出一水苏打，送烧结系统配料。     串联法的优点为：（1）对中等品位的铝土矿，氧化铝回收率高，碱耗低；（2）矿石中大部分氧化铝由拜耳法提取，只有少量是由烧结法处理，减少了烧结的负荷，同时也用纯碱来补充过程损失的碱；（3）所有的铅酸钠溶液进行晶种分解，产品质量高。     串联法处理中等品位的铝土矿时，最大的困难是拜耳法赤泥用烧结法得到的溶液的铝硅比低，烧结温度范围窄，烧结技术较难控制。如果铝土矿中的铁含量低，生产中的碱损失不能全部由串联的烧结法系统提供的铅酸钠溶液补偿。就要添加一部分低品位铝土矿与赤泥一起烧结，以提高熟料的铝硅比，扩大烧结温度范围。这种兼有串联法和并联法的方法称做混联法。     混联法兼有串联法和并联法的优点：（1）铝土矿中氧化铝的回收率高，碱耗低且可用纯碱补碱。例如处理铝硅比为8.5的铝土矿，氧化铝的总回收率为90%～91%，苏打消耗低于60kg。（2）综合利用了低硅铝土矿，烧结过程平稳。（3）用廉价的苏打补碱。     混联法根据溶液汇合点不同，还有几种选择，至于选择哪一种流程生产氧化铝比较经济，要根据各个厂家的情况而定。

铋的火法粗炼的添加剂，有铁屑、煤粉、纯碱、萤石粉、黄铁矿等。粗炼时添加剂的投入种类与投入量，必须适当，过多过少，都会造成不利影响。这就要求运用实际生产经验，根据生产情况及时判断调整，并且还必须进行必要的配料计算。 冶金炉熔炼的热工过程是复杂的、多相的、综合的热力学反应，影响各种添加剂配入量的因素很多，各种物料在冶炼过程的行为与状态，也与理论上的理想状态有很大出入，所以，配料计算只能考虑主要因素，进行简略运算，力求使配料计算简化，迅速、准确、提供生产时作配料的依据。 下面举一个配料计算的实例。 一、精矿及氧化铋渣合理成分计算。 混合铋精矿成分（%）：Bi 27.62、Pb 6.07、Fe 18.57、S 25.29、SiO2 9.3、Al2O3 2.0、Cu 2.8、As 0.29、CaO＋MgO 3.0、其它1.85。（见表1） 表1  铋精矿的物相组成（%）氧化铋渣成分（%）：Bi 51.73、Pb 19.28、Cu 8.35、Ag 1.50、As 2.5、Sb 4.1、Fe 0.65、Te 1.05、SiO2 3.1 （CaO＋MgO）2.15、其它5.54。（见表2） 表2  氧化铋渣物相组成（%）将铋精矿与氧化铋渣以重量1∶1混合配料，取混合料100千克进行计算：（见表3） 表3  混合料的物相组成（%）二、物料中各成分在产物中的分配。 根据第三节中叙述的各组分在粗炼时的行为，选取物料中各成分在产物中的分配百分比列于表4。 表4  物料中各成分在产物中分配比（%）三、产物成分和数量的计算。 见表5。 表5  产物的成分和数量四、添加剂数量的计算 （一）铁屑加入量的计算。冰铜小含硫12.825千克，其形态主要为FeS、PbS、Cu2S，其中： 以FeS形态存在的硫量：以Cu2S形态存在的硫量：以PbS形态存在的硫量：合计为3.714＋1.306＋1.215＝6.235干克 冰铜实际含硫量12.825千克，则需配入铁量为：取铁屑含铁95%，则所需铁屑量为：（二）煤粉加入量的计算。混合料中以Bi2O3形态存在之铋量为25.865干克；以PbO形态存在之铅量为9.64千克;以Cu2O形态存在之铜量为4.175千克；以Sb2O3形态存在之锑量为2.05千克。根据物料中各成分在粗铋中船分配比例，并换算成为所需的碳量： 入粗铋的Bi2O3中的铋还原所需碳量：   还原入粗铋的PbO中的铅所需碳量：还原入粗铋的Cu2O中的铜所需碳量：还原入粗铋的Sb2O5中的锑所需碳量：合计为：0.854＋0.089＋0.01＋0.202＝1.155（千克） 取煤粉含碳75%，考虑到不完全燃烧与保持炉内弱还原性气氛，取过剩系数为1.3，需要碳量：故煤粉投入量约为原料重量的2%。 （三）纯碱加入量计算。纯碱的主要作用是造渣，包括两方面反应：一方面是与SiO2造渣：所需纯碱量为：一方面是使FeS氧化为FeO入渣： FeS＋Na2CO3＝Na2S＋FeO＋CO2 所需纯碱量为：合计为：9.125＋5.273＝14.4（千克） （四）萤石加入量计算。萤石加入后参与造渣反应，能降低炉渣的熔点和粘度，改善渣的流动性。由于萤石参与造渣的机理十分复杂，这方面研究得还很不够，无法用简单的反应式表示，所以对萤石用量也无法进行计算。 图1介绍往渣中加入CaF2时粘度的变化情况。图1  与CaF2含量有关的炉渣等温线 由图1可见，在熔炼温度范围（1150～1250℃）内，加入3%的CaF2时对精度降低影响显著，超过5%时则影响不大，这与生产实践中萤石粉加入量控制在渣量的3%～5%十分吻合。现取值4%。 根据以上计算，作出物料平衡表于表6。 表6  熔炼物料平衡表（千克）五、熔炼物料平衡表。 见表6。 由于上述配料计算较复杂，生产实践中，常凭经验或经验公式计算。下面介绍一组计算添加剂量的经验公式。 铁屑加入量＝2×∑S－∑Fe 式中∑S－炉料含硫总量；     ∑Fe－炉料含铁总量。 纯碱加入量＝炉料重量的7%～12% 煤粉加入量＝炉料重量的2% 萤石粉加入量＝炉料重量的3%～5%

本发明为制取及含铬耐火材料，意图是确保将固体渣加工成耐火质料，发明无毒工艺并下降碱耗。本法包含：将铬铁矿、纯碱及返渣的混合物进行氧化焙烧。熟料水浸，别离碱性液及铬渣。铬渣一部分烘干回来焙烧；其他用水打浆，再用硫酸处理至PH4．0±0．3，县、液在热压釜内水热处理，与氢氧化铝混合后过滤，烘干制耐火质料。所用铬铁 矿含SiO2≤0．7％，并满意条件27≤C≤2．482X－90，其间C为100kg铬铁矿配入的纯碱公斤数，C＝1．585X＋2．363A＋1．509F－5．975M，X、A、F、M分别为铬铁矿中Cr2O3,Al2O3,总Fe2O3豚MgO的质量百分数。本法可以将废渣加工成耐火料并下降碱耗。

转炉熔炼包括备料、熔炼、出炉等步骤。 一、备料。 处理氧化铋渣时，其配料比控制在：氧化铋渣100%，纯碱3%～4%，煤粉3%，黄铁矿20%～30%，萤石粉3%～4%。处理返炉冰铜时，其配料比为：返炉冰钢100%，煤粉3%。纯碱3%～4%，黄铁矿15%，萤石粉酌情加入。处理铋精矿及混合料时，其配料比可参考反射炉配料比。 各工序操作时间与温度的控制如表1。 表1  转炉各工序操作时间与温度二、熔化。 采用低压喷嘴燃烧重油。由于是周期性作业，每炉升温前要点火。点火可用木柴或煤气点火，点火时操作人员应站在油嘴两侧，先开风后开油，点火后遂渐加大风量与油量，使炉温逐渐上升。风油比控制为每千克重油耗10米3风量，油压应大于0.39×106帕，当用压缩空气雾化时，风压应大子0.39×106帕，当用蒸汽雾化时，蒸汽压力应大干0.59×106帕。 在熔化过程中必须经常观察炉料熔化情况，根据具体情况翻动炉料或转动液面。炉料完全熔化后，为了使还原反应完全，可加入煤粉后翻动炉料，再封好炉口继续熔化。 三、出炉。 出炉包括放渣、放冰铜，放铋合金（粗铋），放渣时不许停风停油，保持高温放稀渣，溜口要清理得又宽又平，缓慢转动炉体，使渣流出时薄而慢，经常取样观察，炉内粘渣、浮砖要及时抓出，不让在炉内形成炉结。放渣后要清理干净炉口，将炉口转至水平位置。为了降低冰铜含铋，可加入部分铁屑，用铁扒搅匀后升温。放冰铜时速度应稍快，但要防止粗铋流出，要经常采样观察。放完冰铜后降温，直至炉内残存之冰铜冷凝成固体后，再放粗铋，放到斗内的粗铋上的浮渣，要及时捞干净。

碳酸钙是一种重要的无机化工产品，也是用量最大，使用范围最广的无机填充剂。因为质料遍及、报价低廉、无毒无味，被广泛使用于橡胶、建材、塑料、涂料、造纸、饲料、油漆、医药、食物、牙膏、化妆品、油墨等的出产中，起到节省母料、增容补强、下降成本的效果。近年来，因为碳酸钙产品粒子的超细化、晶体形状的多样化以及表面改性化的开展，提高了超细碳酸钙产品的使用价值，拓宽了其使用领域。 超细碳酸钙是一种用处广泛、潜力巨大、具有较高开发价值的新式纳米固体材料，它所具有的特殊的量子尺度效应、表面效应，使其与惯例粉体材料比较在补强性、透明性、分散性、触变性和流平性等方面都显示出显着的优势。现在，超细碳酸钙正朝着专用化、精细化、功用化方向开展，具有很宽广的开展前景。 本文在对制备超细碳酸钙出产办法总结的基础上，提出了一种新的出产工艺办法。结合铵碱法纯碱出产的实际情况，以盐水精制发生的二次盐泥为质料，通过稠厚增浓、脱水、枯燥制备超细碳酸钙。该办法不只具有必定的理论价值，并且对废弃物的综合使用和环境的维护具有重要的含义。 １碳酸钙的分类 1.1　按出产办法分类 依据碳酸钙出产办法的不同，能够将碳酸钙分为轻质碳酸钙、重质碳酸钙和活性碳酸钙。轻质碳酸钙又称沉积碳酸钙，是将石灰石等质料进行煅烧生成CaO和CO2,CaO与H2O进行消化反响生成Ca(OH)2，然后再通入CO2与Ca(OH)2进行，碳化反响生成CaCO3沉积，最终经脱水、枯燥和破坏制得轻质碳酸钙。 重质碳酸钙简称重钙，是以方解石、石灰石、白奎、贝壳等为质料，通过机械破坏的办法制备重质碳酸钙。因为重质碳酸钙的沉积体积比轻质碳酸钙的沉积体积小，所以称之为重质碳酸钙。活性碳酸钙又称改性碳酸钙、表面处理碳酸钙或白艳华，简称活钙，是用表面改性剂对轻质碳酸钙或重质碳酸钙进行表面改性而制得。因为经表面改性剂改性后的碳酸钙一般都具有补强效果。 1.2　按粒径巨细分类 碳酸钙产品是一种粉体，依据碳酸体均匀粒径（ｄ）的巨细，可将碳酸钙分为５个粒度等级：微粒碳酸钙(d>5μm)、微粉碳酸钙(1μm）3.3　斜板弄清桶稠厚增浓 斜板弄清桶是由嵌装于筒体内部的十二组与水平倾斜成必定夹角，板间坚持必定间隔，平行摆放的不锈钢薄板组构成，该斜板组构成固液别离的弄清区。洗刷后的二次盐泥进入斜板弄清桶，经弄清区固液别离后，清液从弄清桶上部溢流到淡盐水桶进行收回使用，二次盐泥得到稠厚增浓，从弄清桶的底部排出，二次盐泥的沉积率控制在90%以上。斜板弄清桶上部能够参加井水，下降二次盐泥的盐分，确保产品盐分在0.4%以下。 3.4 离心机脱水 选用GKH系列卧式虹吸刮刀卸料离心机对二次盐泥进行脱水处理。该离心机是一种接连工作、间歇卸料的虹吸过滤式离心机，过滤推动力除离心力外，还有类似于真空的虹吸抽力。经稠厚的二次盐泥首要通过辅进料管线进入离心机，使物料均匀分布在滤布表面，然后主进料管线开端进料。截留在滤布的滤饼经必定时刻甩干后，用刮刀刮下，经螺旋卸料机送至皮带上。经脱水后的滤饼水分在12%以下。 3.5 物料枯燥及破坏 经脱水处理的物料进入枯燥炉，用0.65MPa蒸汽进行直接加热。枯燥的物料通过刮板输送到磨粉机，物料被磨辊冲击、滚辗、研磨，由引风机的抽吸物料进当选粉机，高速旋转的叶轮对其进行挑选，不合格的物料回落重磨，合格的物料随气流进入旋风集粉器，由底部的卸料阀排出即为制品。 4 结 语       本文介绍了使用碱法出产纯碱的废弃物二次盐泥为质料制备超细碳酸钙的出产工艺。从出产成本、能耗、环保等方面考虑，选用石灰—纯碱两步法盐水精制工艺，以盐水中的镁、钙离子通过与石灰乳及纯碱溶液直接反响制得碳酸钙，碳酸钙中的钙离子大部分是镁离子通过与石灰乳反响转化而来，钙离子纯洁，不含其它杂质，产品杂质含量极低。一切的出产过程悉数为离子间的化学反响，物料通过设备少，工艺流程简略，因而，设备或管线中带入铁离子的时机要比其它出产办法少，产品中铁含量较低，白度高。该工艺资源使用率高，一起有利于环保和可持续开展。

炼铋炉猜中铋、铅、铁、硫、砷、锑、铜、银的存在状况和它们在冶金进程的行为，在产品中的分配如下： 一、铋的行为 因为铁的硫化物的自由焓远远小于铋的硫化物的自由焓，所以硫化铋能适当完全地被铁屑置换；因为的自由焓远远小于氧化铋的自由焓，所以氧化铋被完全复原。实践中只需炉料配料恰当，炉况正常，置换与复原反响就能完全进行。 依据对铋的行为分析和出产实践证明： （一）97.5%以上的铋进入粗铋。 （二）0.2%以下的铋入渣，渣中的铋主要以机械夹藏的金属铋微粒形状存在，以铋的硅酸盐状况入渣的可能性极小。 （三）0.5%以下的铋入冰铜，冰铜中的铋为悬浮的金属铋微粒及少数未被置换的硫化铋，还有少数铋组成Pb－Bi合金溶解到FeS中，而进入冰铜。 （四）1%～2%的铋入烟尘，烟尘中的铋主要为铋蒸气与硫化铋的蒸发物。 二、铅的行为 铅在铋精矿中主要以硫化铅状况存在，氧化铋渣中铅以氧化铅状况存在。 依据对反响PbO＋CO＝Pb＋CO2的平衡常数和平衡气相组成的研讨标明，在冶炼高温下，氧化铅能被敏捷而完全地复原。（见表1） 表1  反响PbO＋CO＝Pb＋CO2的平衡常数及平衡气相组成（%）从表1可见，氧化铅用复原时只需求CO2＋CO的混合气体中的体积百分数到达5.1%就行了，所以，在所生成的氧化铅未构成硅酸盐与铁酸盐之前，绝大部分已被复原为金属铅，这阐明炉渣中存在氧化铅量是很少的，渣中铅主要是因为金属铅微粒来不及沉降而夹杂在炉渣中所造成的。 而硫化铅少部分直接进入冰铜，大部分被铁屑置换。产出的金属铅能被金属硫化物溶解，而硫化亚铁溶解金属铅的才能特别大，所以，金属铅一部分进入粗铋，一部分溶于冰铜。 出产实践证明： （一）1%～5%的铅以金属铅微粒或铅的硅酸盐、铁酸盐状况入渣。 （二）25%～40%的铅以硫化铅或金属铅状况入冰铜。 （三）50%～70%的铅以金属铅状况入粗铋。 （四）约5%的铅以铅蒸气或硫化铅与氧化铅的蒸发物入炉气。 三、铁的行为 铋精矿中的铁主要以黄铁矿、毒砂等状况存在，氧化铋渣中含铁极低。在熔炼高温下，黄铁矿与毒砂发生热离解：参加的金属铁屑用以置换部分杂质硫化物：生成的FeS是组成冰铜的主要成分。 在冶金炉内复原气氛中，还存在下述反响：生成的磁性氧化铁是发生炉结的重要因素。 炉猜中的氧化铁，被复原为FeO入渣。前已述及，Fe2O3被CO复原是分阶段进行的，即：图1制作了铁的氧化物甩CO复原的平衡图。图1  铁的氧化物用CO复原平衡图 图中曲线（1）以下为Fe2O3安稳区；曲线（1）、（2）、（4）间为Fe3O4安稳区；曲线（2）、（3）之间为FeO安稳区；曲线（3）、（4）以上为金属铁安稳区。 在铋的火法粗炼中，期望将复原操控在FeO安稳区，使FeO造渣别离。由图可见当炉温1200℃左右时，CO的体积百分数在10%～70%间。 冰铜的基体是硫化亚铁，渣中铁的含量也动摇在15%～20%之间。依据图2Bi－Fe系状况图可见，铁与铋不管在固态或液态都互不溶解，所以冰铜与渣中古铁量的动摇，不会直接影响冰铜含铋与渣含铋。只有当炉况不正常，在熔池内发生很多炉结时，渣与冰铜含铋量才会大幅度进步。此刻炉结中的铋，是机械央带的金属铋，而粗铋中杂质铁的别离，能够选用熔析法。图2  Bi－Fe系状况图 当炉况正常，不发生炉结时，铁在熔炼产品中的分配为： （一）70%以上的铁以硫化亚铁状况入冰铜。 （二）30%以下的铁以氧化亚铁状况与二氧化硅等造渣。 四、硫的行为 铋精矿中的硫主要以辉铋矿、黄铁矿、毒砂、元素硫以及其它金属硫化物状况存在。在冶金炉熔炼高温下，绝大部分硫与参加之铁屑效果，生成硫化物构成冰铜。当铁屑参加量不足以置换一切硫化物时，则部分硫化物与硫化亚铁一道构成冰铜。在出产实践中，操控参加之铁屑量（包括炉料内含铁量）与炉猜中所含硫量构成硫化亚铁，使其它杂质金属不被硫化而进入粗铋，以利于归纳收回。但实践阐明，冰铜虽主要由硫化亚铁组成，但其依然包括部分其它金属的硫化物。这是因为在熔炼高温下，部分金属如锰、锌、铜等，对硫的亲和力大于铁对硫的亲和力，所以它们的硫化物进入冰铜比硫化亚铁更安稳。 当炉况正常时，硫在产品中的分配为： （一）90%以上的硫以硫化物状况组成冰铜，其主要组成是FeS。 （二）5%～10%的硫蒸发入炉气，其间一部分进入烟尘，一部分以SO2、SO3状况入烟气。 （三）1%以下的硫进入粗铋，精粹时将进入熔化渣与陈砷锑渣。 （四）1%以下的硫进入炉渣，主要是渣中心带硫化物所造成的。 五、砷、锑的行为 铋精矿中的砷以毒砂及硫化砷状况存在，氧化铋渣中砷以As2O5状况存在。 毒砂在中性气氛中加热离解，被离解的砷部分被纯碱氧化成氧化砷蒸发入炉气：生成的氧化砷一部分进一步被纯碱氧化成，而以盐状况入渣：硫化砷一部分直接进入冰铜，一部分被纯碱氧化入炉气：一部分硫化砷被铁屑置换：当炉内复原性气氛强时，单体砷与金属铁是组成黄渣的主要成分。 铋精矿中的锑主要为辉锑矿，氧化铋渣中的锑主要以Sb2O5状况存在。硫化锑一部分直接进入冰铜，一部分被铁屑置换入粗铋：一部分被纯碱氧化入炉气：一部分被碳、直接复原：五氧化锑是化合物，与纯碱结组成安稳的锑酸盐入渣。反响如下：出产实践证明： （一）70%以上的砷进入粗铋。 （二）5%～10%的砷以硫化砷状况入冰铜。 （三）10%～15%的砷被纯碱氧化以组成盐入渣。 （四）5%～10%的砷以氧化砷状况入烟尘。 （五）在强复原性气氛中，砷与铁是组成黄渣（砷冰铜）的主要成分。 还证明： （一）80%以上的锑入粗铋。 （二）10%～15%的锑以硫化锑状况直接入冰铜。 （三）5%以下的锑以锑酸盐状况入渣。 （四）5%以下的锑以三氧化锑状况蒸发入炉气。 六、铜、银的行为 铋精矿中铜主要以黄锕矿（CuFeS2）及铜铋矿[3（Cu2Ag2Pb）S·4Bi2S3]形状存在；氧化铋渣中铜以氧化亚铜状况存在。 黄铜矿在中性或复原性气氛中，于550℃离解：大部分硫化亚铜入冰铜，少数硫化亚铜在纯碱效果下以金属铜状况入粗铋：很少数硫化亚铜在纯碱效果下，与二氧化硅造渣：对铜的行为分析与出产实践证明： （一）大约5%的铜入粗铋。 （二）90%以上的铜以硫化亚铜状况入冰铜。 （三）1%～3%的铜以铜的硅酸盐状况入渣。 （四）1%～2%的铜进入烟尘。 铋精矿中的银以辉银矿（Ag2S）状况存在，也有少数以天然银和与硒、碲方式复合矿床呈现；氧化铋渣中银主要为熔渣夹藏的微粒金属银。 在熔炼进程中，天然银进入粗铋，或溶入硫化亚铁组成的球铜中；硫化银部分进入冰铜，部分被铁屑置换为金属银入粗铋。 银在粗炼产品中之分配为： （一）50%～70%的银入粗铋。 （二）25%～40%的银以硫化银状况进入冰铜，或以金属银状况与铅一道溶入以硫化亚铁为主体的冰铜。

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

高硅铝矿是指铝硅比低于3.5的含铝矿藏质料，包含低档次铝土矿、高岭土、粉煤灰、煤歼石、黄砂以及猫土等。传统工艺在用铝矿提取Al2O3时，因为质猜中SiO2的存在，常常会发作铝硅酸钠Na2O·A12O3·2SiO2，而下降Al2O3的提取功率。所以，拜耳法只能挑选SiO2含量低的软铝石型铝土矿做质料来避开Na2O·A12O3·2SiO2的搅扰．而烧结法也仅仅用石灰中的CaO去替换Na2O·A12O3·2SiO2中的大部分Na2O开释出部分Al2O3不管拜耳法仍是烧结法，实践上都不能彻底处理提取Al2O3进程中的Na2O·A12O3·2SiO2搅扰问题，都只能挑选铝硅比至少大于3.5的含铝矿藏作为提取Al2O3的出产质料。     提取Al2O3的新工艺     全球优质软铝石型铝土矿首要散布在澳大利亚、巴西、印度、加拿大、美国、圭亚那、俄罗斯等国家。欧美等国家依托丰厚的优质铝土矿资源，大多数选用拜耳法提取Al2O3少量国家选用拜耳法与烧结法联合的方法来提取Al2O3。就现在全球Al2O3出产的现状来看，因为资源和技能的约束，美国、澳大利亚等铝土矿资源丰厚的国家多选用拜耳法，欧洲国家则较多选用烧结法与联合法。     关于铝硅比低于3.5的高硅铝矿质料，因为质料转化进程中发作的Na2O·A12O3·2SiO2对提取Al2O3的严峻搅扰问题，全球各国根本都不能直接用来提取Al2O3对粉煤灰、煤研石、低档次铝土矿、高岭土等Al2O3含量很低而SiO2含量很高的质料，都只能用堆积、埋葬、回填坑道、填方处理或用来出产陶瓷制品、水泥、砖块、作路基材料等进行低附加值运用。我国是铝土矿资源非常匮乏的国家，据报道，人均铝土矿占有量缺乏300千克，而且我国的绝大多数铝土矿都是铝硅比较低的中低档次一水硬铝石型铝土矿，现已不能确保2010年的国内需求，考虑前景储量，也只能确保20年左右。据海关计算，为满意国内需求，2005年全国共进口铝土矿217万吨，2006年添加到925万吨，2007年猛增到2326万吨，而2008年仅1～6月，全国就现已从国外进口了高档次铝土矿1344.92万吨，大部分用来与国内的中低档次铝土矿掺合，用烧结法进行氧化铝出产。现已有分析以为：“铝土矿进口开展惊人、直销趋紧，或成‘铁矿石第二’。”     处理提取Al2O3进程中的Na2O·A12O3·2SiO2搅扰，开发一种运用铝硅比低于3.5的高硅铝矿提取Al2O3新技能工艺，能够从全国现已堆积的近100亿吨高硅铝矿质猜中提取Al2O3，关于我国的Al2O3出产工业具有非常实践的重要意义，见表1。 表1  高硅铝矿质料的化学组成（%）组 分Al2O3SiO2Fe2O3CaOMgOTiO2K2ONa2OP2O5SO3其它含量（%）24.8662.764.500.671.230.901.851.200.490.541.00     实践上，提取Al2O3时，在碱性环境下转化进程中新生成的铝硅酸钠是一种具有沸石型松懈结构的结晶体，很简单被高浓度的烧碱分化．运用“C－JSTK”技能，经过添加溶液的Na2O浓度和进步反响温度，彻底能够将碱性环境下转化进程中生成的Na2O·A12O3·2SiO2悉数从头分化成Na2O·A12O3·2SiO2，并施行别离，从高硅铝矿中一起提取Al2O3和SiO2。     实验质料及工艺流程     出产实验用高硅铝矿质料取自江苏镇江某矿区，纯碱与烧碱用工业品。高硅铝矿质料的化学组成列于表。实验研讨的工艺进程描绘如下（见图1)：    图1  “C－JSTK”技能工艺流程简图     高硅铝矿粉与纯碱按必定份额配料、入炉进行碱融转化反响，得到的熔压触体用冷水水淬成1～5毫米的细颗粒压料。将细颗粒料湿磨成浓稠浆料、稀释、过滤．滤饼用浓烧碱溶解后再加热浓缩、烘焙枯燥．将得到的干粉料溶解、过滤；滤饼再用浓烧碱溶解、过滤。将3次过滤的滤液兼并稀释水解，得到Al（OH）3沉积和滤液。将碱融进程发作的CO2气体搜集并经净化、加压，引进稀释水解后的滤液中使之碳酸化分化，然后顺次得到剩下的Al（OH）3沉积、H2SiO3沉积和Na2CO3稀溶液。洗刷液会集循环用于弥补水淬液和用作溶解、稀释用水．将Na2CO3稀溶液浓缩后收回纯碱Na2CO3溶液和烧碱NaOH溶液，副产出沉积CaCO3。收回的纯碱Na2CO3溶液循环至前道配料工序与高硅铝矿粉混合、枯燥后循环用于纯碱碱融工序。烧碱NaOH溶液循环至前道两段烧碱溶解工序。将纯碱碱融的高温烟道气换热成洁净的热空气，用于Al（OH）3和H2SiO3及CaCO3的枯燥，终究得到工业品Al（OH）3沉积SiO2和沉积CaCO3。     工艺原理     1、纯碱碱融     首要用纯碱Na2CO3处理高硅铝矿粉，是为了让高硅铝矿中的SiO2和Al2O3与Na2CO3反响转化成为可溶的Na2O·SiO2和Na2O·Al2O3与高硅铝矿质猜中的其它成别离离。     依照质量比，高硅铝矿粉：Na2CO3＝1:1.2－1.3配料，在1300℃温度下反响约30分钟后，Na2CO370%左右分化开释出Na2O并分出CO2；高硅铝矿中的大部分SiO2和A12O3与Na2O结合转化成为Na2O·SiO2和Na2O·Al2O3，残留有部分游离的A12O3和消融的Na2CO3；部分Na2O·Al2O3和Na2O·SiO2又进一步反响生成Na2O·Al2O3·2SiO2。     Fe2O3大部分转化成为Na2O·Fe2O3；CaO与MgO转化成为2CaO·SiO2、CaO·Fe2O3、Na2O·CaO·SiO2、MgO·SiO2、MgO·2CaO·Fe2O3、CaO-TiO2、MgO-TiO2等。     2、湿磨与浆料稀释溶解     纯碱碱融时新生成的Na2O·Al2O3·2SiO2很简单被NaOH分化，开释出Na2O·Al2O3和Na2O·SiO2。     Na2O·Al2O3遇水会部分发作水解，发作Al（OH）3与NaOH；Na2O·Fe2O3遇水悉数水解，发作Fe（OH）3与NaOH。     经过湿磨及对湿磨后的浓浆料加水溶解，Na2O·A12O3和Na2O·Fe2O3水解发作的NaOH与Na2O·A12O3·2SiO2反响，部分Na2O·A12O3·2SiO2被分化成为Na2O·A12O3·2SiO2溶解于水进入溶液。过滤后，溶解的Na2O·A12O3和Na2O·SiO2与包含未反响的Na2O·A12O3·2SiO2固体及Fe（OH）3、部分Al（OH）3的杂质固体先行别离。     湿磨、溶解后的浆猜中，70℃时SiO2的溶解情况见图2，     从图2能够看出，在2小时内，SiO2在溶液中的最大溶解度约55克/升。湿磨、溶解后的浆料应该在2小时内过滤别离。    图2  70℃Na2O200克/升、Al2O3120克/升时溶液中SiO2含量 与时刻联系曲线     3、烧碱碱熔     向湿磨、溶解后的滤饼中参加烧碱NaOH溶液并烘焙枯燥成干粉料，其作用是跟着溶液的不断蒸腾浓缩，NaOH浓度也不断增大，终究NaOH浓度将挨近于最大的纯NaOH消融情况浓度。一起，跟着溶液的蒸干，物料的反响温度也到达挨近供热环境的最高温度，反响动力到达最大，然后将滤饼中的Na2O·A12O3·2SiO2悉数分化成为Na2O·A12O3和Na2O·SiO2。     一起，滤饼中包含的Al（OH）3和Fe（OH）3也被从头转化成Na2O·A12O3和Na2O·Fe2O3。     4、干粉溶解     一般，SiO2在Na2O·Al2O3溶液中的安稳溶解度很低，过量的SiO2会与Na2·A12O3生成Na2O·A12O3·2SiO2沉积，使A12O3与SiO2的提取率下降，Na2O碱耗（Na2CO3耗费）增大。     图3是70℃时SiO2在Na2O·A12O3溶液中的溶解情况。     图3中，曲线AB上方（Ⅲ区）为SiO2的过饱和区（不安稳区），AB与AC之间（Ⅱ区）为介稳情况区，AC下方（I区）为不饱和区（安稳溶解区）。    图3  SiO2在分子比（MR）为2.0的Na2O·Al2O3溶液中的溶解 度和介稳情况溶解度（70℃）     从图3看，当Na2O·Al2O3溶液中的MR为2.0，A12O3为75克/升时，SiO2的最大介稳浓度大约只需2克/升。 可是，SiO2溶解于Na2O·A12O3溶液中时，开端经常常是过饱和的，并不会当即发作Na2O·Al2O3·2SiO2沉积，需求在长时刻的拌和后，才干将其浓度降到平衡含量，到达介稳浓度。     实验成果证明，当加大溶液的MR到4.2以上，Al2O3为75克/升左右时，将烧碱碱熔得到的干粉溶解于水后，Na2O·SiO2在Na2O·Al2O3溶液中将会构成SiO2过饱和溶液，经过拌和、加热2小时或放置4小时后，SiO2才逐渐到达溶解平衡的介稳情况，溶液中会发作无定型的Na2O·Al2O3·2SiO2。因为没有晶种，在10～15天内Na2O·Al2O3·2SiO2都不会呈现结晶分出，溶液能够安稳存在。     所以，干粉溶解于水后，在溶液天然温度下，应该在2小时或4小时内过滤别离，防止溶液中的杂质颗粒代替Na2O·Al2O3·2SiO2晶种，促进Na2O·AlO3·2SiO2晶体的生成。     干粉溶解后，Na2O·Al2O3和Na2O·SiO2悉数溶解于水，部分Na2O·Al2O3发作水解，发作Al（OH）3与NaOH；Na2O·Fe2O3悉数水解，发作Fe（OH）3与NaOH。水解发作的 NaOH会进一步加大SiO2（Na2O·SiO2）在溶液中溶解的安稳性。     将干粉溶解后的溶液过滤别离，滤饼中除了杂质，还有部分Al（OH）3。     5、烧喊溶出     用烧碱溶液溶解干粉溶解后的滤饼，使滤饼中的Al（OH）3与NaOH反响转化成Na2O·Al2O3溶解进入溶液，并与杂质别离。     6、稀释水解     将前面3次过滤别离得到的滤液兼并，加水稀释，85%左右的Na2O·Al2O3发作水解，得到大部分Al（OH）3。     7、碳化别离     稀释水解后的滤液用CO2气体加压进行碳酸化处理，中和掉NaOH，下降溶液的PH值，使溶液中剩下的Na2O·Al2O3简直悉数水解成为Al（OH）3沉积，残留的Na2O·Al2O3浓度低于10－3摩尔。     别离出Al（OH）3后，溶液成为Na2CO3和NaHSiO3混合溶液。     持续对Na2CO3和NaHSiO3混合溶液用CO2气体加压进行碳酸化处理，下降溶液的PH值，使溶液中NaHSiO3简直悉数水解成为H2SiO3沉积。     别离出H2SiO2后，溶液成为稀Na2CO3溶液。     8、碱收回     将稀Na2CO3溶液直接用生石灰进行苛化处理，得到副产品CaCO3与稀NaOH溶液。NaOH溶液经过恰当浓缩今后作为浓烧碱循环用于烧碱碱熔和烧碱溶出两道工序作质料。     将稀Na2CO3溶液恰当浓缩后，再与高硅铝矿粉混合、枯燥除掉水分得到混合干粉，混合千粉循环用于纯碱碱融工序作质料。     Al2O3与SiO2提取率和碱丢失率     影响Al2O3提取率的首要因素包含碱融转化的温度和时刻以及干粉溶解后的滤饼用烧碱溶出时的浓度和温度。碱融温度过高或时刻过长，生成的沸石型Na2O·Al2O3·2SiO2的松懈结构将发作转化，变得愈加细密，会添加后续烧碱处理的难度，进而下降Al2O3的提取率；滤饼用烧碱溶出时的浓度和温度添加，Al2O3的提取率增大。     影响SiO2提取率的首要因素包含质猜中的CaO和MgO含量以及碱融反响的温度和时刻。质猜中的CaO和MgO含量增大，碱融时耗费的SiO2量添加，使SiO2的提取率下降；碱融温度过高或时刻过长，SiO2的提取率也下降。     处理进程的碱丢失首要取决于碱融反响的温度和时刻。温度过高或时刻过长，因为Na2CO3的蒸腾和生成的Na2O·Al2O3·2SiO2结构趋向细密添加后续处理难度，将使部分Na2O不能被开释，都会使Na2CO3的丢失率增大。     在年处理3000吨高硅铝矿质料的工业出产设备上的实验成果证明，对表1所列质料，取高硅铝矿粉：纯碱粉＝1:1.2～1.3配料、碱融温度1150～1350℃、反响时刻40～25分钟，出料温度1050～1150℃，烧碱浓度50%左右、烧碱溶出温度70～80℃时，A12O3和SiO2的提取率别离能够到达95%与90%以上，纯碱Na2CO3的循环份额可达98%以上。     废气、废液循环和废热运用     高硅铝矿粉在纯碱碱融进程中，因燃料的焚烧和Na2CO3的分化，将放出很多的CO2气体，工艺中的碳化处理则需引进CO2将纯碱碱融进程中发作的CO2循环至碳化工序中，不只CO2浓度能满意要求，而且CO2总量还有充裕。     碳化构成的Na2CO3稀溶液与AI（OH）3沉积以及H2SiO3沉积别离后，经过恰当浓缩，循环用于配料，与高硅铝矿粉混合得到浆料，再用工艺中的废热对所配得的浆料进行烘干，得到“高硅铝矿粉－Na2CO3”混合干粉，循环至纯碱碱融工段从头配料，完成了纯碱的循环运用。     出产中耗费的烧碱，用碳化所构成的Na2CO3稀溶液与生石灰进行苛化处理，收回得到烧碱，经过浓缩后循环至烧碱碱熔和烧碱溶出工段运用，完成了烧碱的循环运用。     各个工艺段的洗刷液会集搜集，用作水淬液和相应工段的溶解用水。     出产进程的碱丢失，经过洗刷液的循环运用和高硅铝矿质猜中含有的K2O与Na2O的弥补，能够根本完成平衡。     纯碱碱融时发作的高温烟道气首要别离用洁净的常温空气和水进行换热处理，得到550℃左右与350℃左右两种温度的洁净热空气和热水以及500～600℃的中温烟道气；500～600℃的中温烟道气直接用于对第二碳化后别离得到的、经过蒸腾浓缩的浓Na2CO3溶液与高硅铝矿粉混合后的混合浆料进行枯燥，得到混合干粉与200℃左右的低温烟道气；200℃左右的低温烟道气再经水洗、净化处理，得到含CO3的常温洁净烟道气，加压后作为CO2质料气体用于榜首碳化和二碳化工艺，别离得到Al（OH）3和H2SiO3沉积；550℃左右的洁净热空气用于烧碱碱熔工段的供热；350℃左右的洁净热空气用于产品枯燥；热水用于各个相应工段的滤饼洗刷。     烧碱溶出后得到的滤渣，与苛化的废渣兼并，用于对洗刷烟道气后的污水进行絮凝净化处理。净化处理后的清水循环用于烟道气洗刷。     结束语         用“C－J STK”技能从高硅铝矿质猜中提取Al2O3和SiO2，一起作废气、废液循环运用和废热分级运用的新工艺，是高硅铝矿资源化、高附加值综合运用的有效途径。运用该技能工艺，只需质猜中的Al2O3含量到达20%或Al2O3与SiO2含量算计到达70%，经济上就有开发运用价值。经过对表1所列质料的工业出产实验，每处理1吨该高硅铝矿质料，能够获得约360千克Al（OH）3和约820千克H2SiO3一起副产出CaCO3约500千克，产量超越5500元，利税达2500元以上。     经过对得到的Al（OH）3与H2SiO3进行进一步深加工，还能够出产出品种完全、规格繁复的高附加值的各种铝盐与硅酸盐以及氧化铝、铝酸盐、沉积白炭黑、硅胶等数十种化工产品。这些产品能够用于造纸、油墨、印染、纺织、医药、油脂、催化剂、塑料、橡胶、日化、石油、环保、无机盐等10多个工业职业作为质料运用，国内的年需求总量到达几千万吨。     本工艺不只完成了高硅铝矿中铝资源与硅资源的全面收回和热能资源的合理转化运用，完成了高硅铝矿资源的合理运用，大幅度进步了高硅铝矿资源运用的经济效益，防止了资源糟蹋，减轻了环境污染，而且下降了出产成本，消除了出产中的二次污染，到达了清洁出产的意图，特别针对我国这种软铝石型铝矿与高档次铝矿资源紧缺的实践情况，具有巨大的经济效益、社会效益和环境效益。

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

锑矿冶炼工艺概略：锑的冶炼办法有火法和湿法两种。我国用的矿藏质料，主要是硫化矿(辉锑矿)，其次是氧化矿和杂乱锑铅矿(主要是脆硫锑铅矿)。这些矿石一般要用选矿办法选出富块矿和精矿进行冶炼。 (1)火法炼锑 硫化矿经蒸发焙烧或蒸发熔炼，使Sb2S3变成Sb2O3(俗称锑氧)，再经还原熔炼和精粹，成为金属锑。还可用沉积熔炼法直接出产粗锑。 (2)锑氧出产 有4种办法：①硫化锑块矿的蒸发焙烧;②硫化锑精矿闪速蒸发焙烧;③硫化锑精矿鼓风炉蒸发熔炼;④硫化锑精矿旋涡炉蒸发熔炼。 (3)还原熔炼和火法精粹蒸发焙烧和蒸发熔炼所产锑氧含杂质很少，配入煤和少数纯碱(Na2CO3)，在反射炉内还原熔炼成粗锑。如需精粹，可持续参加纯碱，碱熔化后把压缩空气鼓入锑液，进行碱性精粹。 (4)电解精粹 选用电解办法进行精粹，能获得纯度较高的锑并能收回粗锑中的贵金属和其他有价值金属。 (5)沉积熔炼 此法适于处理富矿，不宜处理含铅的矿石。小规划出产多用坩埚炉，大规划出产用反射炉，有的厂用电炉。 (6)氧化锑矿石熔炼用鼓风炉熔炼成粗锑，鼓风炉习惯规划大，能够处理难熔矿石，对矿石档次要求不严厉，还答应氧化矿石中混有部分硫化矿。熔炼时以铁矿石、石灰石为熔剂，以焦炭为还原剂，产出粗锑。 (7)杂乱锑铅矿石熔炼这是一种难冶炼的矿石类型，广西大厂以脆硫锑铅矿为质料，选用欢腾炉焙烧，反射炉还原熔炼，所产粗合金吹炼蒸发锑、锑烟尘还原熔炼精粹出产高铅锑、精铅进行电解产精铅的办法。通过10多年的出产实践，已日趋老练，为杂乱的锑铅矿的处理积累了名贵经历。 火法炼锑是国内外传统选用的出产工艺，但由于在冶炼过程中，砷、硫污染环境严峻，因而迫使研讨使用新的湿法工艺。 (8)湿法炼锑用、溶液浸出硫化锑精矿，硫化锑与效果生成溶于水的硫代亚锑酸钠(Na3SbS3);以此溶液配制成阴极液，以溶液为阳极液，进行隔阂电积，得到含锑96%～98%的电锑。 我国对湿法炼锑的研讨使用已获得可喜的发展。80年代末，“氯化-水解法处理硫化锑精矿制取锑白新工艺实验”，已在几家厂商构成规划出产，“从浸取液中直接提取锑酸钠新工艺”研讨，也已使用于出产。氯(盐)氧化法制取锑酸钠，已在出产中选用。其特点是：质料习惯性强，含铅等杂质较高的锑矿也能处理，能归纳收回质猜中的锑和硫，基本上处理了硫烟污染问题。 (9)锑白出产锑白(Sb2O3)是锑的主要用途之一。我国用精锑出产锑白一般用反射炉。将精锑投入反射炉熔化，向锑液中鼓入一次空气，向液面上鼓入二次空气，使锑蒸气彻底氧化。氧化锑出炉后与很多冷空气集合，敏捷冷却，进入收尘体系，即得优质锑白。 (10)生锑生锑即工业用纯洁Sb2O3，是由高档次辉锑矿熔析而得，呈针状结晶，又称针锑。将硫化锑块矿破碎至粒度为20～30mm，在反射炉中增加1%～2%的纯碱助熔剂，于900～1000℃下，熔融分出，扒出残渣，出炉铸锭，即得含锑71%～73%的生锑。

铋的反射炉和转炉的火法粗炼的主要指标包括：粗炼直收率、粗炼回收率、冰铜含铋、渣含铋、纯碱耗量。铁屑耗量、黄铁矿耗量、反射炉煤耗、转炉重油耗等。 一、技术经济指标的计算方法 粗炼直收率：为产出粗铋中含铋金属量与投入炉料中含铋金属量之比的百分率：粗炼回收率：为产出粗铋中含铋金属量与投入炉料除去返回料中含铋金属量之比的百分率：   冰铜含铋：为产出冰铜含铋量与冰铜量之比的百分率：    渣含铋：为产出渣中含铋量与渣量之比的百分率：纯碱耗量：为生产一吨粗铋所消耗的纯碱千克量：铁屑耗量：为生产一吨粗铋所消耗的铁屑千克量：黄铁矿消耗：为生产一吨粗铋所消耗的黄铁矿的千克量：反射炉煤耗：为生产一吨粗铋所消耗的块烟煤千克量：转炉重油耗：为生产一吨粗铋所消耗的重油的千克量：单位生产率：为反射炉一昼夜内每平方米炉床面积上所熔炼的炉料吨数：二、粗炼的技术经济指标实例 下表介绍了几个厂炉子主要尺寸与指标。 表  铋熔炼炉主要尺寸及指标三、指标分析 （一）粗炼直收率与回收率以及冰铜含铋与渣含铋。直收率和回收率，是衡量工厂技术水平和经济效果的重要指标，主要决定于冰铜与渣的产量和冰铜含铋与渣含铋。烟尘由于返炉重炼，所以对直收率和回收率影响不大。在铋的火法粗炼中冰铜产出量大，约为渣量的一倍，而且冰铜含铋，约为渣含铋的一倍，故冰铜所带走的铋约为渣带走的铋的四倍。所以，提高直收率与回收率的重要途径，是控制冰铜产出量与降低冰铜含铋量。但是冰铜产出量常由炉料含硫量及加入铁屑量所决定，难以减少。所以，采取有效措施，降低冰铜含铋，是提高粗炼直收率与回收率的关键。当冰铜含铋过高时，常常不得不返炉重炼。 影响冰铜含铋与渣含铋因素很多，主要决定于配料比、熔炼温度、沉淀时间、操作制度等方面。 （二）燃料消耗。包括反射炉煤耗与转炉油耗。熔炼每吨粗铋所消耗的燃料，与炉子处理量、炉料含铋品位、炉料熔化温度、炉型及炉膛抽力，热利用率及余热利用等因素有关。当炉况正常时，主要影响因素是处理量与炉料品位。加大炉子处理量，提高炉料品位，对降低燃料消耗有利。 （三）单位生产率。是衡量炉子生产强度的指标。与炉料性质、配料比、炉温、炉况、操作质量等因素有关。为了提高炉子单位生产率，宜选用含铋高、含难熔组分低的原料，掌握最佳配料比，适当选择添加剂，保持高而稳定的炉温，避免生成炉结，要及时处理炉结，要求操作工严守操作规程。

反射炉正常作业包括：配料、进料、升温、熔化、沉淀、放渣、放冰铜、放粗铋、封炉口、清炉等步骤，可划分为备料（配料、进料），司炉（升温、熔化、沉淀、清炉）、炉前（放渣、放冰铜、放粗铋、封炉口）等三个岗位，实行岗位责任制。 一、备料岗位。 包括如下工作： 进行配料计算，根据炉况及时调整配料比； 严格按配料比配料，铋精矿、氧化铋渣与熔剂（纯碱与萤石粉）、还原剂（煤粉）、置换剂（铁屑）应混合均匀，各种返炉渣料与烟尘应配足量。 处理渣料时应注意以下几点：①每炉处理量不宜太大，将铋精矿与返渣料混合处理，一般返渣量为炉料量的十分之一；②精炼渣含NaOH较高，处理时要适当减少配入的纯碱量。精炼渣每炉处理量不宜太大，以防跑炉；③对难熔的渣料，如炉底灰、烟道结等，每炉配入量最好不大于炉料量的百分之五，以防炉料的熔点升高过多：④当不得不单独处理返渣时，精炼渣中要配入较多的煤粉还原；浸出渣中要配入较多的纯碱和其中脉石成分造渣；铋烟灰中要适当配入铁屑与其中的硫反应，生成FeS入冰铜。 进料前要打开进料口盖，关闭反射炉与烟道间闸门，并检查箕斗式进料机的运转状况。 二、司炉岗位。 司炉工作的关键是控制各阶段的炉温，最大限度地节约燃料。 炉温的控制：进料时炉温为1000℃左右；熔化阶段逐渐升温至1250℃；保持高温熔炼六小时以上，直至炉料化平；保温沉淀阶段温度控制在1200～1250℃之间，沉淀时间不少于六小时，以使冰铜与炉渣中悬浮的铋珠能进入粗铋。 执行节煤司炉制：采用薄煤层、勤添煤、炉膛内保持零压或微负压、微正压操作，保持适当的过剩空气量，使在熔池前部形成高温区，碳在炉膛内完全燃烧成CO2。 三、炉前岗位。 炉前操作影响到渣含铋，冰铜含铋等技术指标。 由于冰铜熔点比炉渣低，流动性比炉渣好，所以在开炉口前，做好一切准备，开始放渣时，应根据“宽，浅、平”的要诀开炉口，使渣慢慢流出，不致影响炉内液体的分层状况，尽量使渣放干净后，再放冰铜。冰铜放出速度宜快，因为冰铜放出时，会从炉内带走大量热，使炉温急剧下降，如果操作缓慢，则冰铜尚未放净时，炉温已降低，炉内尚未放出的冰铜粘度增加，流动性变差，所以要在炉温尚未下降之前，把冰铜放出，炉内可存少量冰铜以降低冰铜含铋。 虹吸放粗铋时，要掌握炉内粗铋的存留量，以防止冰铜或渣进入虹吸的下端口，而将虹吸孔道堵塞。最好将虹吸放粗铋次序安排在进完炉料后，以免由于炉内存留液体金属量太少，使固态炉料掉入虹吸孔道而堵塞孔道。当虹吸口堵塞时，可用氧气通入虹吸口内烧通。

硅石 包含脉石英、石英岩、石英砂岩，首要散布在梁家寨乡，榆林坪乡、上社镇和西潘乡等地。石英砂岩散布在仙人乡庄只一带。无地质勘查材料，依据各矿点矿床出露长度和宽度，预算地质储量约5000万吨。依据各矿点拣块化验分析，含二氧化硅约在96—99％之间。该矿现有挖掘点十处。年矿石采出量约3万吨。硅石首要用于玻璃，陶瓷、冶炼、硅铁，工业硅、硅转等。 硅石化学加工chemical processing of silica　　硅石许多用作建筑材料的质料，也是无机盐工业的重要质料。用化学办法可将硅石加工成一系列硅化合物。硅石一般指纯度较高的天然石英砂即二氧化硅，在自然界中散布广，贮藏量大，许多国家都有大型优质矿，挖掘量大。　　加工办法 　硅石经化学加工，除复原出产单质硅外，首要得到硅化合物的母体产品硅酸钠(俗称水玻璃)，首要有碱法和硫酸钠法两种（见图）。　　碱法 　硅石不溶于水和酸，但易与碱反响生成硅酸钠，所以碱法是硅石化学加工的首要办法。碱法又分为干法（纯碱法）和湿法（烧碱法）。　　①干法(纯碱法)　将含二氧化硅99％以上的硅石破坏到50～80目,与纯碱按必定份额合作,在1100～1350℃的高温下焙烧4～6h，生成熔融态物料，反响式为：xSiO2＋nNa2CO3─→nNa2O·xSiO2＋nCO2式中x和n的摩尔比称为硅酸钠的模数，工业用硅酸钠的模数一般为1.0～3.8。挑选不同的配料比可得到不同模数的产品。在高温出产中碱易丢失，故配碱量往往要稍高于模数要求的理论量。　　得到的熔融物料除含硅酸钠外，还含有未反响的硅石等水不溶物，用水溶解别离掉熔融体中不溶物，得到无色通明的粘稠液体即硅酸钠产品。　　干法易于制作高模数的硅酸钠产品，出产条件要求不太严苛，易于工业出产。但能耗大，操作条件差。　　②湿法（烧碱法）　 将破坏至120目以上的硅石粉（SiO2)含量高于99％）,与烧碱按必定份额（由产品模数而定）合作，放入带拌和的加压反响釜中，通蒸汽加热到175℃以上,压力控制在811kPa以上，反响4～6h,冷却后过滤，除掉未反响的二氧化硅，即可得到液体硅酸钠产品，反响式为：xSiO2＋2nNaOH─→nNa2O·xSiO2＋nH2O　　湿法能耗低，操作环境较好，但不易得高模数产品。　　硫酸钠法 　将含二氧化硅达98％的硅石破坏到80目，与硫酸钠（其配比按产品的模数定）和煤粉按必定份额合作，在反射炉内反响。首要硫酸钠复原成，后者与硅石反响得硅酸钠，一起放出二氧化硫。反响式为：Na2SO4＋4C─→Na2S＋4COnNa2S＋xSiO2＋3/2nO2─→nNa2O·xSiO2＋nSO2在反响中硫酸钠往往复原不完全，在高温下呈熔融态浮于硅酸钠熔体表面，称为硝水，硝水的腐蚀性极强，易腐蚀炉衬，一起遇水易爆破。而且该反响中发生二氧化硫，污染环境，故工业上很少选用。　　产品用处 　硅酸钠和二氧化硅是硅石化学加工得到的首要产品。硅酸钠是硅石化学加工产品中用处最广、用量最大的产品，除用于制作多种硅化合物外，还许多用作纸板、胶合板、部分金属材料及铸造工业的粘合剂，番笕、洗涤剂的添加剂,纸张的功能改良剂,在纺织工业中作棉布煮炼和漂白助剂、织物的防火处理剂、染料的显色剂。此外，还用作水泥助凝剂、木材防腐剂及蛋类的保鲜剂等。硅酸钠经改性后还可作为内外墙涂料。硅酸铝可作玻璃、陶瓷的质料，也可作油漆颜料。硅酸锂可作防腐油漆、金属表面保护剂。

依据氧化铝的出产工艺流程，氧化铝的出产本钱大致由下面几有些构成： 　　(1)原材料：铝土矿、石灰石、碱(纯碱和烧碱)等; 　　(2)辅助材料：钢球、油脂、运送带等; 　　(3)燃料及动力费用：电耗、蒸汽耗费、水、重油、焦碳等; 　　(4)其他费用：人工、制造、管理费用。 　　其间铝土矿是出产氧化铝的首要原材料和首要本钱来源，出产一磅氧化铝约需二磅摆布的铝土矿(因档次不一样，吨氧化铝需要铝土矿的量不同较大)。

辉铋矿的冶炼分粗炼和精粹两步。        粗炼的办法因质料而异。以硫化铋精矿、氧化铋和铋的混合矿、氧化铋渣以及氯氧化铋等作为炼铋质料时，选用混合熔炼法，配入适量的铁屑、纯碱、萤石粉、煤粉等，在反射炉中进行混合熔炼，得到粗铋，送去精粹。以铅的火法冶金精粹过程中发生的钙镁铋浮渣为质料的炼制办法是：先将浮渣加热，使其中所含的铅下沉取出。持续加热熔渣，熔化后，参加氯化铅或通入，以除掉钙和镁，得到富含铋的铅铋合金，再送精粹。        精粹一般分为四个过程：氧化除砷、锑、碲等;加锌除银;氯化除铅锌;高温除氯。

包装材料PackagingMaterial　　　　包装设备packagingequipment　　　　表面处理设备SurfaceTreatmentEquipment　　　　表面预处理surfacepretreatment　　　　冰晶石cryolite　　　　薄铝片aluminumfoil　　　　彩铝板coloredAluminumplate　　　　槽型铝材aluminumchannel　　　　超高铝制烟囱aluminumskyscraper　　　　超声波清洗ultrasonicclesning　　　　成型薄铝板aluminumprofilesheet　　　　成型薄铝板aluminumprofiledsheet　　　　成型铝板aluminumprofilepanel　　　　成型铝板aluminumprofiledpanel　　　　除灰desmutting　　　　纯碱alkali　　　　纯铝板pureAluminumplate　　　　磁电设备magnetoelectricityEquipment　　　　磁性上辊magneticroller　　　　催化剂catalyzer　　　　打渣剂fluxingmedium　　　　带式磨光beltgrinding　　　　氮化铝aluminumnitride　　　　道路照明铝制电杆aluminumstreetlightingcolumn　　　　电镀electroplating　　　　电解electrolysis　　　　电解浸蚀electrolyticetching　　　　电解滤液electrolysefiltrate　　　　电解铝electrolysealuminum　　　　电解抛光electroplishing　　　　电解液electorlyte　　　　电解增光electrobrightening　　　　电流密度currentdensity　　　　电流效率currentefficiency　　　　镀铝aluminumplating　　　　缎面处理satinfinishing　　　　锻用铝合金aluminumalloyfortemper　　　　锻制铝合金aluminumwroughtalloy　　　　多孔铝制天花板aluminumperforatedceiling　　　　矾土水泥aluminumcement　　　　防腐剂anticorrodant　　　　防腐剂anticorrosiveagent　　　　防腐涂料anticorrosivepaint　　　　防蚀铝线alumitewire　　　　防雨铝板aluminumflashing　　　　废铝aluminiumscrap

铋的冶炼分粗炼和精粹两个过程。粗炼的办法因质料而异，以硫化铋精矿、氧化铋和铋的混合矿、氧化铋渣以及氯氧化铋等作为炼铋质料时，选用混合熔炼法，配入适量的铁屑、纯碱、萤石粉、煤粉等，在反射炉中进行混合熔炼，得到粗铋，送去精粹。以铅的火法精粹过程中发生的钙镁铋浮渣为质料的炼制办法是：先将浮渣加热，使其中所含的铅下沉取出。持续加热熔渣，熔化后，参加氯化铅或通入，以除掉钙和镁，得到富含铋的铅铋合金，再送精粹。精粹一般包含氧化除砷锑碲、加锌除银、氯化除铅锌、高温除氯四个过程。

锑矿选矿办法，首要有手选、重选、浮选等办法。其间，以选用浮选的选矿厂为较多，其次为手选，选用重选的选厂较少。少数选矿厂选用单一浮选流程，大多数选矿厂选用联合流程，如手选－浮选流程、手选－重选－浮选流程。    我国公营锑矿山已建成的选厂有25座，其间主产锑精矿的22座，副产锑精矿的3座。归纳日处理能力为6540t，主产锑选厂为4190t。其间日处理能力为1000t以上的有3座，500t以上的2座，100t以上14座，100t以下的6座。处理单一硫化锑矿的有11座，处理硫氧混合锑矿的3座，处理含锑多金属矿的11座。选矿首要技能经济指标，以1996年代表90年代公营锑矿山选矿技能经济指标：锑原矿档次1.78%，锑精矿档次24.29%，锑尾矿档次0.28%，选矿金属实践收回率85.24%，工人什物劳动出产率936.82t/(人•a)。     锑矿石经选矿得到的产品锑精矿，应契合国家有色金属职业拟定的《锑精矿质量标准(YB2419-82)，锑的冶炼办法有火法和湿法两种。我国用的矿藏质料，首要是硫化矿(辉锑矿)，其次是氧化矿和杂乱锑铅矿(首要是脆硫锑铅矿)。这些矿石一般要用选矿办法选出富块矿和精矿进行冶炼。    (1)火法炼锑硫化矿经蒸发焙烧或蒸发熔炼，使Sb2S3变成Sb2O3(俗称锑氧)，再经还原熔炼和精粹，成为金属锑。还可用沉积熔炼法直接出产粗锑。    (2)锑氧出产有4种办法：①硫化锑块矿的蒸发焙烧；②硫化锑精矿闪速蒸发焙烧；③硫化锑精矿鼓风炉蒸发熔炼；④硫化锑精矿旋涡炉蒸发熔炼。    (3)还原熔炼和火法精粹蒸发焙烧和蒸发熔炼所产锑氧含杂质很少，配入煤和少数纯碱(Na2CO3)，在反射炉内还原熔炼成粗锑。如需精粹，可持续参加纯碱，碱熔化后把压缩空气鼓入锑液，进行碱性精粹。    (4)电解精粹选用电解办法进行精粹，能获得纯度较高的锑并能收回粗锑中的贵金属和其他有价值金属。    (5)沉积熔炼此法适于处理富矿，不宜处理含铅的矿石。小规划出产多用坩埚炉，大规划出产用反射炉，有的厂用电炉。    (6)氧化锑矿石熔炼用鼓风炉熔炼成粗锑，鼓风炉习惯规划大，能够处理难熔矿石，对矿石档次要求不严厉，还答应氧化矿石中混有部分硫化矿。熔炼时以铁矿石、石灰石为熔剂，以焦炭为还原剂，产出粗锑。    (7)杂乱锑铅矿石熔炼这是一种难冶炼的矿石类型，广西大厂以脆硫锑铅矿为质料，选用欢腾炉焙烧，反射炉还原熔炼，所产粗合金吹炼蒸发锑、锑烟尘还原熔炼精粹出产高铅锑、精铅进行电解产精铅的办法。通过10多年的出产实践，已日趋老练，为杂乱的锑铅矿的处理积累了名贵经历。    火法炼锑是国内外传统选用的出产工艺，但由于在冶炼过程中，砷、硫污染环境严峻，因而迫使研讨使用新的湿法工艺。    (8)湿法炼锑用、溶液浸出硫化锑精矿，硫化锑与效果生成溶于水的硫代亚锑酸钠(Na3SbS3)；以此溶液配制成阴极液，以溶液为阳极液，进行隔阂电积，得到含锑96%～98%的电锑。    我国对湿法炼锑的研讨使用已获得可喜的发展。80年代末，“氯化-水解法处理硫化锑精矿制取锑白新工艺实验”，已在几家厂商构成规划出产，“从浸取液中直接提取锑酸钠新工艺”研讨，也已使用于出产。氯(盐)氧化法制取锑酸钠，已在出产中选用。其特点是：质料习惯性强，含铅等杂质较高的锑矿也能处理，能归纳收回质猜中的锑和硫，基本上处理了硫烟污染问题。    (9)锑白出产锑白(Sb2O3)是锑的首要用途之一。中国用精锑出产锑白一般用反射炉。将精锑投入反射炉熔化，向锑液中鼓入一次空气，向液面上鼓入二次空气，使锑蒸气彻底氧化。氧化锑出炉后与很多冷空气集合，敏捷冷却，进入收尘体系，即得优质锑白。    (10)生锑生锑即工业用纯洁Sb2O3，是由高档次辉锑矿熔析而得，呈针状结晶，又称针锑。将硫化锑块矿破碎至粒度为20～30mm，在反射炉中增加1%～2%的纯碱助熔剂，于900～1000℃下，熔融分出，扒出残渣，出炉铸锭，即得含锑71%～73%的生锑。