续上表标准号牌号化学成分（质量）/%Mg杂质不大于≥FeSiNiCuAlPbMnSnTiZnCl其他成分杂质总和国际标准化组织Mg-99.9899.980.0020.0030.00050.00050.0040.050.0020.005　0.005Fe+Ni+Cu0.01　ISO/DIN8287Mg-99.9599.950.0030.010.0020.0050.0050.0050.010.0050.010.0050.05　Mg-99.8099.80.050.050.0050.020.02　0.1　　　　日本一级99.90.010.010.0010.0050.01　　0.01　0.05　　　JISH2150二级99.80.050.050.0010.020.050.10.05中国GB/T3499-1995Mg-99.9699.960.0040.0040.00020.0020.006　0.003　　　0.003　0.04Mg-99.9599.950.0040.0050.00070.0030.0060.010.0140.0030.05Mg-99.9099.90.0410.010.0010.0040.020.03　0.0050.1Mg-99.8099.80.050.030.0020.020.050.06　0.0050.2

3.萃取设备    高效率的萃取器对实现良好的萃取工艺具有重要意义，它不仅关系到萃取过程能否实现，而且极大地影响着萃取工厂的经济效益。目前主要萃取器有三种：箱式（又称混合一澄清器）、萃取塔和离心萃取器。    (1)萃取塔分无搅拌萃取塔和机械搅拌萃取塔两类。前者有喷雾塔、填料塔和孔板（筛板）塔三种，见示意图2。    后者又根据机械运动的形式可分为旋转搅拌塔和往复（或震动）板塔，在众多的旋转搅拌塔中，最为突出的有希贝尔（Scheibel）塔转盘塔和奥尔德舒一拉什顿（Oldshue-Rushton）多级混合塔。    萃取塔主要应用在石油化工、制药、废水处理以及铀的提取，在冶金上，特别是有色冶金上应用比较少，具体内容从略。其典型形式见图3。[next]     往复板萃取塔第一个被利用的是脉冲式接触，经改进后目则获得工业应用的是多孔型结构，具有大径孔、大孔隙度（约58%）和板型是小孔径、孔的有效面积少的待点。则者被应用在北美，后者则应用在东欧和前苏联。除此之外还有脉冲塔。    多孔型往复板塔示意图见图4。

（三）电阻一电弧熔炼    电阻一电弧熔炼是使用电极与炉料之间发生的电弧和电流通过炉料发生的电阻热来熔炼金属的冶金进程，是有色金属冶炼中使用广泛的一种电热冶金办法。其炉子的主体结构与电弧熔炼炉相似。熔炼时电极都刺进炉猜中。熔炼中的热量除来自电极和炉料之间的电弧外，电流通过炉料所发生的电阻热也占相当大的比例。在加热办法这一点上，与电弧熔炼有很大差异，矿石或烧结矿是电阻一电弧熔炼的首要原料，因而又称为矿热熔炼。成套的电阻一电弧炉首要由炉体、电极设备和电源设备三部分组成（见图4）。有石墨电极（或碳素电极）和自焙电极两种。自焙电极是一种用无烟煤、焦炭和沥青拌和成的电料在电炉作业进程中自行烧结而成的。大多数电阻一电弧熔炼都选用自焙电极。电阻一电弧炉熔炼首要用于出产铁合金、、铜锍、镍锍、等冶金及化工产品。    （四）感应熔炼    感应熔炼是使用电磁感应和电热转化所发生的热量来熔炼金属的冶金进程。感应熔炼在感应炉内进行。感应炉相似一台变压器，其感应器为一次绕组，金属炉料自身或铁芯为二次绕组和负载，感应器和炉料之间为耐火坩埚熔池，见图5。当感应器接通电源时，在其中间便构成交变磁场，使处在磁场中的金属炉料内部发生感应电动势和感应电流，进而依靠金属炉料的电阻，将电能转化成为热能，用于加热和熔炼金属。感应熔炼按其电源频率分为高频（10-300 kHz）、中频（0.15-10 kHz）和工频（50Hz或60Hz）三种：按炉子的结构特色或电磁原理，分为有芯（闭槽式）和无芯（坩埚式）两类。有芯感应电炉因为感应器内有铁芯而能削减漏磁，有利于进步功率要素和电热功率，但熔炼温度较低，首要适用于铸铁、有色金属及其合金的熔炼。无芯感应电炉感应器内没有铁芯，漏磁较严峻，电热功率低，但熔炼温度较高，首要用于熔炼钢和合金。与其他电热冶金办法比较，感应熔炼的特色有：没有碳质电极和电弧下的高温区，冶炼进程中不会使熔炼金属增碳和吸收解离的气体分子，因而能熔炼出含气体极低的无碳或超低碳的特种合金和钢；交变磁场对坩埚中的金属具有拌和作用，能加快冶金反响完全完结；功率调理简洁，炉温易于控制，简单完成真空或特殊气氛下的冶炼进程。[next]    （五）电子束熔炼    电子束熔炼是使用电能发生的高速电子动能作为热源来熔炼金属的冶金进程，又称电子炮击熔炼。该法具有熔炼温度高、炉子功率和加热速度高、提纯作用好的长处，但也存在金属收率低、比电耗大等缺陷。首要使用于出产高熔点和活性金属和耐热合金钢。电子束熔炼炉首要由真空室、电子和用电源构成。电子束发射体系为其中心部分，电子结构方式繁复，常用的是近阴极的环状和远距离的磁聚集两种。环状是用环状金属钨丝作电子的阴极，与环状聚束极共处在负高电位，被熔炼的金属棒（或熔池）为阳极，处于零电位。阴极、聚束极和阳极构成加快电场，钨丝上的热电子被加快和聚集（电场聚集），构成高速电子流直接炮击金属棒或熔池，使金属熔化；磁聚集电子是用球面热金属钽、钨或其他合金作阴极，与灯罩形的聚束极共处于负高电位，带孔阳极（又称加快阳极）处于零电位，三个电极构成加快电场。阴极上的热电子被加快和聚集（电场聚集），穿过阴极中心孔构成高速运动的电子束，再用一个或多个磁透镜的磁场聚集和一个磁偏转场，使电子束引向金属棒和熔池，使金属熔化。电子束熔炼示意图见图6。电子束熔炼温度可达3000℃以上，炉内真空度达0.133-0.0133 Pa，极有利于真空下碳氧充沛反响，能得到杰出的脱氧作用。在熔炼进程中蒸气压比意图物金属高的杂质都能以金属蒸气方式逸出，一般通过两次熔炼可取得高纯度的金属材料。 [next]     （六）等离子熔炼    等离子熔炼是使用电能发生的等离子弧作为热源来熔炼金属的冶金进程。该法具有熔炼温度高、物料反响速度快的特色，常用于熔炼、精粹和重熔高熔点金属和合金。一般把正电荷和负电荷浓度持平的电离气体称为等离子体。电离气体的离子数与总质点数之比值称为电离度。电离度随电离温度升高和压力下降而增大，电离度为1，温度最高（106K）的等离子体称为高温等离子体。温度约为103-104K级规模，部分电离的等离子体称为低温等离子体。冶金上用得都是低温等离子体。冶金使用的直流等离子弧的弧心温度可达24000-26000℃。发生等离子体的设备，一般叫做等离子，有电弧等离子和高频感应等离子两类，等离子体一般由高熔点金属钨、钽作非自耗阴极，由喷嘴或加热物料作阳极构成。把作业气体通入等离子中，中有发生电弧或高频（5-20MHz)电场的设备，作业气体受作用后电离，生成由电子、正离子以及气体原子和分子的混合物组成的等离子体。等离子体从等离子喷口喷出后，构成高速、高温的等离子弧焰（其温度高于一般的弧焰）。等离子能够用惰性气体（氩）、复原性气体（氢）及两者的混合物或其他气体作介质，然后到达不同的冶金意图。例如，用惰性气体的等离子体，能够熔炼高熔点金属、生动金属，并对金属或合金进行提纯。用氢或含体作介质，能够从氧化物取得金属（铁、铝、银、钽、锆、钨等），如将氧化钨投入氢等离子弧（约2000-5000℃），即可制得特细(0.02-0.1μm)的非自燃钨粉，回收率达98%。用氩气和氧气作为作业气体和反响气体氧化TiCl4，在1500℃下反响时间仅10-2-10-3 s，所得TiO2晶粒粒度＜1μm，适用于作特殊颜料。等离子体用作镍和镍钻合金进行蒸腾精粹，可脱除铅、锌、锡。高熔点金属钛、铌、铬等的重熔和提纯则选用真空等离子炉。

表7    苏联高档钨精矿质量标准 表8    国外优质钨精矿质量参考资料国家和区域区域或 公司产品名称WO3% 不小于杂质，不大于%SnAsPSSiMoCaFeMnCuPbBiZnSbTiAl澳大利亚金岛白 钨公司(King island scheelite Co)白钨精矿71~ 730.010.010.010.010.91.8140.80.030.020.010.030.010.010.050.02采矿控股有限公 司(R。B。Mining Co)黑钨精矿(一级）700.040.070.040.350.940.021.07  0.01 0.02    白钨精矿(一级）70~ 720.020.080.040.4 0.01   0.010.030.2 0.05  玻利维亚Kami黑钨精矿70.10.170.080.180.02 0.120.219.020.880.710.050.110.090.04  世界矿 业公司(Interationl Mining Co)黑钨精矿(典型）69.620.930.06微0.37 微0.1418.371.000.02微 0.01   加拿大加拿大钨采矿公司(Canada Tunfsten Mining Co)白钨精矿(确保）70 0.050.030.5 0.025     0.07    白钨精矿(典型）77.09 0.050.020.32 0.011     0.04    南朝鲜朝鲜钨矿采矿公司(Korea Tungsten Mining Co)白钨精矿(确保）700.010.010.030.051.791.7017.191.200.080.010.010.020.020.01  葡萄牙帕什凯拉(Panasquiera)黑钨精矿(典型)730.020.060.020.3SiO2 2.5   MnO 2.5       瑞典Abstatogravor白钨精矿(低钼)68~ 760.050.050.01~ 0.150.05~ 0.150.09~ 0.470.02~ 0.0714.29~ 15.720.16~ 0.54微0.02~ 0.1微0.05微微  白钨精矿（高钼）62~ 720.050.050.01~ 0.150.1~ 0.50.09~ 0.470.7~ 2.015.72~ 17.150.16~ 0.54微0.02~ 0.1微0.05微微  美国克莱马克斯钼公司（Climax Molybdemuw Co）黑钨精矿（典型）700.250.010.010.01 0.05CaO 0.18.011.00.010.01     [next]     六、首要选矿办法及副产品的收回    大大都钨矿床都是低档次矿。我国钨矿的原矿档次50时代约在0.5%WO3，单个达0.7%WO3，70时代后下降至0.25~0.33%WO3。国外钨矿原矿档次单个达1%WO3，如加拿大的坎通(Cantung)钨矿。不同类型的矿石选用不同的选矿办法和工艺流程进行选别，现就黑钨矿和白钨矿的首要选矿办法分述如下：    1. 黑钨矿的选矿    （1） 预先富集    大都黑钨矿采矿贫化率高，常在80%以上,在重选前尽量将粗而贫的废石预先丢掉极为重要。我国黑钨矿选矿厂,依据含矿脉石与围岩之间界限清楚，色彩清楚，简单区分的特色，将矿石洗矿分级,选用人工手选能丢掉很多废石。特别是对粗粒级矿石实施窄级距反手选，可进步拣选功率，手选废石率一般可达50%，高的可达70%，低的约35%。选出的废石档次在0.015~0.04%WO3比重选的尾矿档次低，其作业收回率达96.5～99%。    重介质选矿70时代曾在湘东、洋塘和红岭三个钨选矿厂投入出产,用黄铁矿作加剧剂,别离在旋流器和涡流分选器中分选，均获得较好的技能经济目标。如湘东钨矿选用手选与重介质选矿相结合，废石选出率由本来单一手选的43%进步到57%，选矿出产本钱下降5~11%。洋塘选矿厂废石选出率由本来的40%进步到53%,选矿本钱下降8.1%。红岭选矿厂用涡流分选器废石选出率50~59%,选矿本钱下降2.3%。后因矿山资源干涸或伴生金属遭到丢失等原故,致使几家钨矿的重介质选矿又暂停运用。    光电拣选是依据含矿脉石和围岩之间的色彩不同进行分选的，由赣州有色冶金研讨所、大吉山钨矿和瑶岗仙钨矿等先后研发了几种类型的光电拣选机，在一些矿山处理20~40毫米的矿石，可替代部分人工手选。    国外一些黑钨矿选厂对预先富集也很注重，如葡萄牙的帕拉什凯拉（Panasqueira）钨矿,80%的原矿经过重介质预先富集，运用的设备是单500毫米的重介质旋流器，用硅铁作介质，分选密度为2.72~2.75克/厘米3，分选矿石的粒级为0.5~2.5毫米，丢掉的轻产品占给矿的95%,相当于原矿产率的76%,废石档次为0.025%。英国的赫麦顿(Hemetaon)钨选厂选用新式的狄纳涡流分选器（Dyna Whirpoll Process）试选，处理矿石的粒度0.5~9毫米,用硅铁和磁铁矿作介质，可选出80~90%的废石。澳大利亚卡宾山（Mt.Carbine）钨矿,是运用光电拣选机获得最有成效的典型实例，该矿选用三台M—16型拣选机，把破碎后的矿石分红16~40、40~80和80~160毫米三级,别离用光电拣选机拣选，使暗灰色的围岩与含黑钨和白钨的石英分隔，拣选后的矿石档次由0.09%WO3富集到0.9%WO3,收回率90%，废石丢掉率约91%，三台拣选机每小时处理矿石量为300吨。    （2）重力选矿    黑钨矿以重力选矿法为主。在黑钨矿石中常见的矿藏按其密度(克/厘米3)能够排戍如下系列：黑钨矿7.1~7.5、锡石7、毒砂6、白钨矿5.4~6.1黄铁矿5、辉钼矿4.8、磁黄铁矿4.6、重晶石4,5、黄铜矿4.2、闪锌矿4、菱铁矿3.9、柘榴石3.9~4.2、萤石3.1、云母2.8~3.1、长石2.54~2.8、方解石2.5~2.8。黑钨矿密度大,选用重选能使其与密度小于3.5~4的许多矿藏到达有用别离。特别在石英脉黑钨矿床中(我国钨矿多属此类)，黑钨矿结晶粒大，更宜在粗粒情况下用重选及早收回。    在重选作业中跳汰机和摇床是通用的设备，在选别粗、中粒嵌布的黑钨矿时，跳汰机尤起首要的作用，当选前常将矿石筛分红三级（10~4.5、4.5~2、2~0毫米），分级进跳汰。为削减黑钨矿的泥比，在磨矿循环刺进跳汰机，使已单体解离的钨矿藏及早得到收回。跳汰机选收的钨精矿，一般均占全厂总收回率的45%以上。    摇床适于选别中、细粒级（2~0.03毫米）的矿石，其长处是富集比很高，为了获得好的分选作用，当选前对物料进行严厉分级是必要的。选矿厂常选用四至六室水力分级机分级。    螺旋选矿机是一种处理才能大而费用低的设备，广泛用来选别0.074毫米或略粗一点的物料，特别适于选别贫的物料，如美国的克菜马克斯（Climax）钼矿就很多地用螺旋选矿机，从浮选钼的尾矿中选收含低档次(0.03%WO3）的黑钨矿，在柿竹园和行洛坑的选钨流程中也被推广应用。    （3）细泥处理    钨矿藏性脆，简单发生泥化,据统计国内黑钨矿选矿厂原、次生细泥(-0.074毫米)的产率约占原矿量的10%,WO3的含有率高于14%，矿泥的档次一般比原矿档次高，属难选物料。[next]    矿泥首要来自预选前的洗矿水,重选进程的脱水和分级机的溢流。当选前有必要将上述各作业的溢流水聚集一同进行浓缩,然后独自处理。常用的重选设备有刻槽摇床、绷簧摇床、离心选矿机和皮带溜槽等。其间离心选矿机处理才能大,收回率高,处理粒度下限可达10微米,是一种高效的粗选设备。国外选别矿泥的重选设备是巴特莱斯8 莫兹利(Bartles—Mozley)分选机和巴特莱斯（Bartles）横流皮带，前者用作粗选，后者用作精选，有用分选粒度为100~5微米,两者组合尽用作为选别细泥的配套设备。    黑钨细泥浮选，国内已进行过许多研讨,肿酸、苄基胂酸，美狄蓝(Medialen)、乙烯、烷基羟肟酸、8— 羟基喹咻等是黑钨浮选的有用捕收剂；、硫酸亚铁可作黑钨矿的活化剂。在分选工艺上经实验引荐分支串流浮选、分速精选，浓浆充气拌和等新工艺，能节约浮选用药和进步浮选作用。    除惯例浮选外，载体浮选以及借助于黑钨细泥疏水性聚会和造球聚会法，然后别离经过沉积和筛分,使其与涣散的石英别离的研讨，获得了很好的作用，将为黑钨细泥的选矿供给新的途径。    在磁选方面，近些年来新研发的湿式强磁选机，用来选别黑钨细泥作用明显。因而在黑钨细泥出产的工艺上,呈现了离心选矿机—浮选；湿式强磁选—浮选等彼此组合的选矿流程，使黑钨细泥的收回率大有进步，在精矿档次相一起,收回率由45~59%进步到60~73%。    （4）精矿再富集及副产品的归纳收回    在重选进程中除黑钨矿外，一些密度较高的矿藏，如锡石、白钨矿和大大都的硫化矿，都随同黑钨矿一道进入粗精矿。故有必要精选以进步钨精矿的档次，一起归纳收回各种副产。    为了获得产品钨精矿，一般用木台浮和浮选从重选粗精矿中分出硫化矿。木台浮能在粗粒（2~3毫米）下把硫化矿浮出，脱硫率高达98%，并在进程中又再次除掉部分混入的脉石，使钨精矿档次大为进步，是一种高效的精选设备,在钨精选作业中，70%的粗精矿是经过木台浮精选的。对某些含锡低的粗精矿，仅用台浮精选便可获得合格钨精矿。木台浮除用作脱硫外，还用来分选白钨与锡石。    磁选可使黑钨矿与锡石、白钨矿别离，电选首要用于白钨矿与锡石的分选。对含磷钇矿的钨精矿，也可用电选从中分选磷钇矿，既下降黑钨精矿中的含磷量，又增加了稀土副产品的归纳收回。    此外，对某些矿藏组成杂乱，为使产品到达规范要求，除运用上述精选办法外，有时还辅以焙烧和化学选矿，以利提纯除杂，如用焙烧除硫、砷，氯化焙烧除锡；酸浸降磷、钙等。    从精选进程中分出的硫化矿,是归纳收回的首要目标,经磨矿、浮选能够获得铋、钼、铜、锌和硫铁矿等多种副产品,从磁选、电选的尾矿中归纳收回了锡石、白钨和稀土等副产品,在手选作业中可拣出绿基石、水晶、锂云母和铋、钼、铜等硫化矿的富块矿。至于从重选尾矿中进行归纳收回的,现在仅有漂塘钨矿大龙山钨选厂将重选尾矿磨矿浮钼。该厂原矿档次为0.3~0.45%WO3、0.06~0.09%MO左右,经重选后进入钨粗精矿中的钼约45%进入细泥中的钼约12%,档次为0.18~0.25%MO；其他40%进入重选尾矿,档次为0.16~0.08%MO左右。后者经磨矿后与细泥别离进行浮选收钼，获得钼精矿档次48%MO，作业收回率79%，约占原矿钼收回率的40%，归纳全厂钼的总收回率约77%。    综上所述，我国黑钨矿选矿的准则流程是，原矿粗碎后分级预先富集，扔掉很多粗块废石；合格矿破碎筛分，经三级跳汰，加强粗粒早收；跳汰尾矿磨矿分级,实施多级摇床分选,丢掉尾矿,中矿再磨再选：细泥会集浓缩,独自处理；重选粗精旷选用多种办法联合精选，既进步钨精矿档次，又归纳收回副产。下图为我国黑钨选矿准则出产流程  上图     我国黑钨矿选矿厂准则出产流程[next]     2. 白钨矿的选矿    白钨矿的选矿依据矿石浸染特性，可选用重选与浮选相结合，或单一浮选法,单个白钨矿选矿厂也进行预先富集,如涣大利亚的金岛（King island）白钨矿选厂，运用紫外线荧光拣选机从原矿中选出50%的废石，其档次低于选矿厂排出的尾矿，白钨矿的收回率达90~96%，设备的拣选才能为35~40吨/台，时。    白钨矿床常伴有多种硫化矿，其间辉钼矿尤为常见，在选矿进程中一般先浮硫化矿，后浮白钨矿。白钨矿的浮选是在碱性介质中进行，用碳酸钠、调整矿浆pH到9~10.5，常用的按捺剂有水玻璃（模数为2.2~3），白雀树皮汁、丹宁及各种磷酸盐。捕收剂常用的有油酸、油酸钠、塔尔油、氧化白腊皂等，这些捕收剂都具有起泡功能，一般不另加起泡剂。    白钨矿具有很好的可浮性，在矿石中多因存在与其性质相类似的含钙脉石矿藏，如方解石、萤石、磷灰石等而导致浮选进程的杂乱化。为改进浮选进程的挑选性，将多价金属盐（如硫酸亚铁）加到水玻璃中,能明显进步白钨矿的浮选作用。    进步矿浆温度也是改进白钨浮选的一项重要措施，彼得洛夫法便是运用矿浆加温到70~90℃，参加很多水玻璃,使方解石表面上的捕收剂被解吸，白钨矿获得挑选性地上浮。    美国联合碳化物公司的L.A.瓦奎兹（Vazquez）等人拟定的一种“石灰法”浮选,能在萤石存鄙人使白钨矿有极好的挑选性，与一般的理论相反，在浮选进程中增加适量的石灰是有利的，以为在浮选系统中增加石灰，其钙离子吸附于萤石、方解石和石英表面上，随之引起表面电荷改变，从负变到正，而白钨矿仍坚持负电荷。继而参加碳酸钠与矿浆拌和时，在石英、萤石和方解石的表面上发生碳酸钙沉积,而白钨矿仍带负电,表面没有沉积。经参加水玻璃后,增强了对方解石的按捺，然后改进了白钨矿同方解石、萤石浮选的挑选性。    剪切絮凝浮选已初次在瑞典伊克斯约贝格(Yxioberg)白钨选矿厂获得成功。这是改进细粒白钨矿浮选的一种很有出路的办法。其作法是在白钨浮选前的拌和桶中，参加适量的浮选药剂，操控好矿浆pH和浓度，在激烈拌和下疏水性的矿粒相互磕碰，减薄水膜，使构成含有数百颗粒的白钨矿絮团，增大了细粒的有用尺度,更易粘附气泡敏捷上浮。近来在澳大利亚进行的半工业实验标明，当原矿档次0.83%WO3的白钨矿石，磨细到40~70%-15微米时，用惯例浮选法收回率约74%，当矿浆经剪切絮凝预先处理后再浮选时,收回率则进步到83%,粗精矿档次也从5%WO3进步到6%WO3,多收回的钨其价值为剪切絮凝工艺增耗费用的四倍。    我国白钨浮选厂不多，约占钨选厂处理才能的5%。荡坪宝山白钨浮选厂本来用油酸作捕收剂,用彼得洛夫法加温精选，后将捕收剂油酸改为“731”氧化白腊皂替代，后者是石油工业副产，来历广，报价低，浮选时矿浆不需加温,在常温下精选获得了较高的选别目标，得到了推广应用。    寻求适合的药剂准则,实施常温浮选是白钨矿浮选开展的趋势,近来在一些白钨选矿的研讨中，选用“石灰法”浮选,用氧化白腊皂作捕收剂,在常温下浮选能得到高档次（﹥65%WO3）的白钨精矿和较高的收回率。当矿石组成杂乱难选时，为确保获得高的收回率，在许多情况下只要求选得低档次（15~30%6WO3）精矿，然后送交化学选矿处理，出产组成白钨或仲钨酸铵等产品，在经济上是有利的，这在国外广为选用。

2．含硫铜矿细菌堆浸    细菌浸铜技能是一种生物化学冶金法，已有数百年的运用发展史。近几十年的科学研究和出产实践证明，细菌冶金是从低档次难选硫化矿、半氧化矿中提取铜的可行办法。全世界已挖掘的铜矿山85%以上为硫化矿，在挖掘进程中发生很多含铜从0.1%-0.3%的表外矿和含铜废石，其间的铜有适当数量是以原生或次生硫化物形状存在，而这些铜矿藏仅用硫酸溶液浸出效果很差，如细菌参加，能够收到显效。    细菌浸铜实践运用的菌种均为嗜中温菌，它是氧化亚铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌、氧化铁钩端螺旋菌和氧化铁铁杆菌的混合培育物。这些细菌在适合条件下，如pHl.5-3.0,温度30℃左右，可直接或以其代谢产品氧化含铜硫化矿藏，使铜溶解出来。    ①细菌直接浸出：    我国现有多处细菌浸出炼铜厂在出产。    3.萃取与反萃取    铜溶剂萃取的工业运用始于20世纪60年代，该技能被敏捷广泛选用，得益于具有特效、报价合理的铜萃取剂的牢靠直销。现有的工业用铜萃取剂一般均归于改质肟类或肟与酮肟的混合物一类，其品牌前者如ACORGA P5100、ACORGA M5640等；后者如LIX973N, LIX984等。萃取前首先用稀释剂（常用260＃炼油）将萃取剂溶解，配制成5％（体积）的有机相，然后将有机相与水相一浸出液混合，铜转入萃取剂，萃取剂释放出H+，萃取反应为：    式中，RH为萃取剂；R2Cu为萃铜络合物。[next]    萃铜后的有机相（负载有机相），用电积后回来的含硫酸180-200g几的废电解液进行反萃，铜进入反萃液成为富铜液-电解原液，萃取剂得到再生循环运用。    4.萃取设备    常用的有萃取塔、离心萃取器、混合弄清萃取箱等多种，其间以结构简略、出资少、操作便利、效率高的浅池式混合弄清萃取箱运用最多。萃取箱的一端为混合室，有机相和水相别离进入混合室，在机械拌和下充沛混合后进入弄清室，两相在此依其密度不同分层，上层负载有机相和基层水相别离经弄清室另一端的溢流堰排出。    萃取作业的首要技能条件与目标是：浸出液（萃原液）含铜浓度Cu2+≥g/L, pH1.5-2.0;有机相中萃取剂5%（体积）左右，稀释剂260＃火油95%（体积）；萃取比较1：1;混合时刻3min;反萃剂中H2SO4 160-210g/L, Cu2+ 30-35g/L, Fe<5g/L。萃取剂耗费小于3kg/t Cu。    5.电解堆积    选用不溶性阳极，在直流电效果下，将电解液中铜堆积到阴极上制取金属的炼铜进程。电解槽中刺进用Pb-Ca-Sn合金制成的阳极板和用纯铜始极片或不锈钢制成的阴极。电解液自一端入另一端出，接连流过电解槽。堆积了铜的阴极定时取出，始极片阴极洗刷后即为产品，而不锈钢阴极上堆积的铜片需用剥片机剥下，洗刷后出售，不锈钢阴极循环运用。首要技能经济目标为：电流密度150-180A/m;槽电压2-2.5V;电解液Cu 45g/L、H2SO4150-180g/L;阴极周期7-10天；电积铜纯度大于99.95%；电耗3000-4000kWh/tCu。    （三）铜矿浸——萃取——电积    氧化铜矿（或硫化铜精矿氧化焙烧后的焙砂）用浸出铜，再经萃取一电积铜。本工艺适于处理碱性脉石（CaO、MgO）含量高的铜矿石或焙砂。浸出的技能条件是：质料粒度小于0.074 mm的占80％以上；矿浆浓度30%-40%；浸出剂含NW2-3mol/L, CO2 0.6mol/L，选用常温（焙砂浸出80-100℃）；常压（焙砂浸出0.2MPa）。浸在加盖浸出槽（焙砂在加压釜）中进行，浸出矿浆通过稠密机液固别离，浸出液送去萃取，底流过滤后浸渣堆存，滤液回来用于滤渣洗刷。浸出液可用LlX54、LIX54-100等萃取剂萃取，此类萃取剂负载才能高、粘度小、反萃取简单，见图3。铜电解堆积在硫酸性溶液中进行，电解废液用于反萃。[next]

三、熔炼    熔炼是指炉料在高温（1300-1600K）炉内发作必定的物理、化学改动，产出粗金属或金属富集物和炉渣的冶金进程。炉料除精矿、焙砂、烧结矿等外，有时还需增加为使炉料易于熔融的熔剂，以及为进行某种反响而加人复原剂。此外，为供给必要的温度，往往需加人燃料焚烧，并送人空气或富氧空气。粗金属或金属富集物因为与熔融炉渣互溶度很小和密度的差异而分层得以别离。富集物有锍、黄渣等，它们需求进一步吹炼或用其他办法处理才干得到金属。    本质上能够分为氧化熔炼和复原熔炼。此外还有其他的熔炼办法，如复原硫化熔炼、蒸腾熔炼、沉积和反响熔炼，因为种种原因已不多用。    （一）氧化熔炼    是以氧化反响为主的熔炼进程，如硫化铜、镍矿藏质料的造锍熔炼、锍的吹炼、硫化锑精矿鼓风炉熔炼等。熔炼进程中发作的首要反响是：                    MeS（s，l）+O2（g）====Me（l）+SO2（g）                  MeS（s,l）+1.5O2(g)====MeO（s,l,g）+SO2（g）                [Me′S]（l）+（MeO）(l)====[MeS]（l）+[Me′O]（l）    式中的Me, Me'代表金属，[]代表主金属熔体，（）代表熔渣。    氧化熔炼是一个富集和别离进程，如铜、镍硫化精矿，在熔炼时将Cu、Ni富集到锍中，一同被氧化后与杂质金属（如Fe）与脉石一道造渣除掉而别离。熔炼按所用设备分为鼓风炉熔炼、反射炉熔炼、电炉熔炼；按工艺特征则分为闪速熔炼、熔池熔炼、旋涡熔炼、富氧熔炼、热风熔炼和自热熔炼等。    1.闪速熔炼    这是一种将硫化精矿（铜、镍精矿）、熔剂与氧气或富氧空气或预热空气一同喷人赤热的反响塔内，使炉料在飘悬状况下敏捷氧化和熔化的熔炼办法。该熔炼进程的氧化反响和传统工艺没有本质上差异，仅仅经过熔炼设备和工艺的改进来改进硫化精矿氧化的动力学条件，抵达强化熔炼的意图。闪速熔炼的长处是：①细颗粒物料悬浮于紊流中，气一固一液三相的传质传热条件好，化学反响速度快；②喷人的细颗粒干精矿具有大的表面积，硫化物的氧化反响速度随触摸面积增大而明显进步；③反响速度快，单位时间内放出热量多，使燃料耗费下降，然后削减因燃料焚烧带人的废气量，成果进步了烟气中的SO2含量，为烟气综合运用了发明条件。    属闪速熔炼领域的有：奥托昆普（Outokumpu )型、世界镍公司因科(Inco)型、基夫赛特（Kivcet）法和氧气喷撒熔炼（OSS）法等。    2.熔池熔炼    这是一种将炉料直接加人鼓风翻腾的熔池中敏捷完结气、液、固相间首要反响的强化熔炼办法。办法适用于有色金属质料熔化、硫化、氧化、复原、造锍和烟化等冶金进程。[next]    为追根问源，该办法能够追溯至19世纪末和20世纪初转炉吹炼铜锍和鼓风炉渣的烟化炉。但它们只局根于处理反射炉、电炉或鼓风炉料所得的液态中间产品（铜锍和炉渣）。用该办法直接处理硫化精矿仍是20世纪70年代往后的事。属该办法领域的现代熔池熔炼新办法有：诺兰达法（1973）、三菱法（1974）、特尼思特法（1977）、白银炼铜法（1980）、氧气底吹炼铅法（ 1981）、互纽科夫熔炼法（1984）、顶吹旋转转炉法（TBRC）、艾萨熔炼法炼铅和转炉直接炼铜法等。这些办法首要用于铜（镍）精矿造锍熔炼、铜（镍）锍吹炼、硫化精矿直接熔炼（包含接连炼铜和直接炼铅）以及含铅锌氧化物料和炉渣的复原和烟化。    按反响气体鼓人熔体的办法，可分为侧吹、顶吹和底吹三种类型的熔池熔炼办法。    (1)侧吹  从设于侧墙和埋入熔池的风口直接将富氧空气鼓人铜锍一炉渣熔体内，未经枯燥的精矿与熔剂加到受鼓风激烈拌和的熔池表面，然后浸没于熔体之中，完结氧化和熔化反响。归于此类的有诺兰达法、瓦纽科夫熔炼法、特尼恩特法和白银炼铜法等炼铜办法。    (2)顶吹  从炉顶往炉内插人喷，喷出口距熔池液面必定高度或浸没于熔体之中。依据冶金反响的需求，喷人氧化性或复原性气体，在湍动的熔池内完结氧化或复原反响。归于此类的有三菱法、顶吹旋转转炉法和艾萨熔炼法等炼铜、炼镍和炼铅办法。    (3)底吹  氧气底吹炼铅法选用卧式长形圆筒反响器，在用隔墙分隔的氧化段和复原段都设有数个底吹喷嘴。在氧化段喷吹氧气，使硫化铅精矿氧化成金属铅或高铅（锌）炉渣；生复原段喷吹氧气和复原剂（煤粉或天然气），贫化炉渣，收回铅锌。    3.旋涡熔炼    这是一种细粒炉料和粉状燃料随高速气流沿旋涡室的切线方向进人，并在旋涡室内的旋流中敏捷完结首要冶金反响的熔炼办法。炉料成分和气相间的反响速度大，因而是一种能强化冶金进程的熔炼办法。它的生产能力比惯例的鼓风炉熔炼大得多。    工艺进程为：处理物料随一次风（20-40 m3/s）喷人旋涡室，二次风（100m3/s）沿旋涡室的切线方向喷人而发作高速旋转流，细颗粒物料敏捷完结焙烧和熔炼反响；粗颗粒由离心力效果加快抵达炉壁，并构成熔融状黏膜，缓慢向下流人沉积池，黏膜的缓慢活动不只延伸炉料停留时间，有利于反响完结，并且也起到维护炉壁的效果。    4.热风熔炼    这是一种将预热空气或预热富氧空气鼓人冶金炉以强化冶金进程的熔炼办法。在有色金属冶炼进程中，大多都依赖于燃料焚烧和硫化物氧化反响供给热量，以保持必定的高温，使炉料抵达熔融状况，完结预订的氧化或复原反响，完成金属或金属富集物与脉石的别离。因为，首要是热风显热可代替部分燃料焚烧所发作的热量，使燃料耗费下降，并使助燃的风量削减，也下降了单位金属的烟气量和烟气带走的热丢失，进步热运用率和下降燃料的耗费。其次是热风使燃料和反响物的活性进步，有利于进步燃料焚烧温度和彻底程度，也有利于进步硫化物氧化和氧化物复原的反响速度和复原程度，起强化冶炼进程和进步金属收回率的效果。再次是热风能使熔炼炉的高温会集，加快了炉料熔化速度，进步炉渣的过热程度。[next]    预热鼓风用于高炉炼铁已有一个多世纪的前史。但对有色金属冶炼运用热风还仅仅是20世纪中叶的事，现在已广泛地运用于铜、镍闪速熔炼，鼓风炉炼锌和铅。    5.富氧熔炼    这是一种运用工业氧气部分或悉数代替空气以强化冶金进程的熔炼办法。在20世纪中因为高效价廉的制氧办法的开发，氧气炼钢和富氧炼铁得到广泛运用。与此一同，在有色金属熔炼中也开端用富氧开发新的熔炼办法和改造传统的熔炼办法。    有色金属冶炼进程发作硫化矿的氧化反响是：                     2MeS＋3O2→2MeO＋2SO2              （氧化熔炼）                      [FeS]＋（MeO）→[MeS]＋（FeO）     （造锍熔炼）                     [MeS]+O2→[Me]＋SO2                （直接熔炼）                     [MeS]＋2(MeO)→3[Me]＋SO2          （锍的吹炼）    但是，从硫化矿熔炼取得金属的进程从头到尾是氧化进程，当熔炼鼓风中氧浓度愈大，炉内氧的分压愈高，氧的分散速度也愈快，硫化矿的氧化速度也随之增加。    氧化矿或氧化物料的复原熔炼大多运用固体碳质燃料作发热剂和复原剂，其首要反响是：                   C＋O2→CO2                 （碳的彻底焚烧）                   C＋CO2→2CO                （碳的氧化反响）                   MeO＋CO→Me十CO2           （氧化物复原反响）    依据燃料焚烧理论，最高温度随鼓风中氧含量的增加而升高，焚烧速度加快，气相中的分压和炉内温度升高，然后加快了复原反响和炉料的熔化。    1952年加拿大世界镍公司(Inco)首要选用工业氧气（含氧95%）闪速熔炼铜精矿，熔炼进程不需再增加任何燃料，烟气SO2浓度可达80％，这是富氧熔炼的最早一例。随后奥托昆普(Outakumpu )型闪速炉以及随后开发的熔池熔炼办法，为诺兰达法、三菱法、白银炼铜法、氧气底吹炼铅法相继都运用富氧进行熔炼。    依据经济分析，只需（单位质量）油的报价／（单位质量）氧气报价≥4时，运用氧气代替油在经济上就是可行的。    6.硫化精矿自热熔炼    这是一种首要由精矿中硫化物的氧化及氧化亚铁造渣等反响热来保持高温熔炼进程的熔炼办法。因不用补加或补加很少的燃料故称自热熔炼。这儿所说的自热熔炼并非早年处理含硫不低于36%的黄铁矿型含铜块矿，熔炼自需补加2%--4%焦炭即可，而是含有新的含义。因为制氧技能和喷发冶金的开展及动力紧缺，充分运用精矿本身氧化反响热、造渣反响热的热量和富氧进行喷发熔炼，经强化熔炼而削减热丢失，完成自热熔炼。[next]    实践证明，闪速熔炼炼铜，选用40％的富氧和473K的热风进行熔炼，产出65%的铜锍，便可实施自热熔炼。自热熔炼不只能够下降熔炼进程的能耗，且削减烟气量，进步烟气SO2浓度，利于削减对环境的污染。自热熔炼应是往后的首要开展方向。    （二）复原熔炼    这是一种金属氧化物料在高温熔炼炉复原气氛下被复原成熔体金属的熔炼办法。    复原熔炼选用碳质复原剂，如煤、焦炭。在高温条件碳质复原剂与金属氧化物发作的首要反响有：                                   MeO＋C====Me十CO                                  MeO＋CO====Me＋CO2                                    CO2＋C====2CO    因为MeO和C的反响为固相触摸，受触摸面的约束，反响不可能很好进行，CO气体复原剂对金属氧化物的复原起首要效果。为此有必要加过量复原剂，以确保MeO和CO反响发作的CO2在高温下被过剩碳复原为CO。这样循环着不断地为氧化物复原供给满足的气体复原剂。    冶炼物猜中除主金属氧化物外往往还含有多种非有必要的金属氧化物，在复原熔炼进程中也复原成金属，并且熔于主金属中，所以复原熔炼得到的金属是含有多种杂质的粗金属。如鼓风炉熔炼铅、反射炉熔炼锡、铋和锑等。为得到纯金属还需进一步精粹。    除了金属氧化物外，复原熔炼正常与否与高铁氧化物的复原和造渣密切相关。物猜中的高价铁氧化物被复原成贱价铁氧化物（FeO），然后与物猜中的SiO2、CaO等组分反响造渣。复原条件有必要操控妥当，不然生成Fe3O4或Fe都将影响复原熔炼进程的进行。因而操控好高价铁的复原反响是断定技能条件的首要因素。    以上技能条件除依据其氧化标准生成自由能改动来判别其复原次第及程度外，也常用反响MeO+CO====CO2+Me的平衡常数logKp=PCO2：PCO来进行比较断定。    四、精粹    精粹是粗金属去除杂质的提纯进程。关于高熔点金属，精粹还具有细密化效果。有化学精粹和物理精粹两大类。    （一）化学精粹    为抵达高度提纯意图，往往需求化学精粹和物理精粹，运用杂质和主金属某些化学性质的不同完成其别离。    1．氧化精粹    运用氧化剂将粗金属中的杂质氧化造渣或氧化蒸腾除掉的精粹办法，精粹效果及除杂极限不只与主金属和杂质元素的氧化物标准生成自由能改动（△Go）有关，并且还取决于杂质和氧化物的活度。[next]    2．硫化精粹    加人硫或硫化物以除掉粗金属中杂质的火法精粹办法。能否适用此法取决于主金属和杂质金属对硫的亲和力。当金属熔体加硫之后，因为主金属的浓度（活度）比杂质金属大得多，所以首要被硫化生成主金属硫化物MeS，然后才发作以下除杂反响：                                  MeS＋Me′====Me′S＋Me    该反响能否进行决定于硫化物标准生成自由能改动△Go。    反响必要条件是Ps2（Me′S) > Ps2（MeS）,即主金属硫化物在给定的条件下的离解压大于杂质硫化物的离解压，才干构成杂质硫化物。假如所构成的各种杂质硫化物在熔体中的溶解度小，密度也比主金属的小，它们便会浮到熔体表面而被除掉。粗铅、粗锡和粗锑加硫除铜、铁是硫化精粹的典型比如。    3.氯化精粹    通人或加人氯化物使杂质构成氯化物而与主金属别离的火法精粹办法。该办法是根据氯对杂质的亲和力大于主金属，并生成的氯化物不溶或少溶于主金属为前提条件的。    氯化精粹在粗铅除锌，粗铝除钠、钙、氢，粗铋除锌，粗锡除铅等方面都有广泛运用。    现举例说明。粗铅氯化精粹时是往铅液中通人，使锌构成ZnCl2进人浮渣而与铅别离。此刻铅也部分被氯化，但又被锌按下式置换：                                PbCl2＋Zn====ZnCl2＋Pb    因而氯化精粹铅时，铅的丢失很少。铅液中其他杂质，如砷、锑、锡也构成氯化物蒸腾而与铅别离。    4．碱性精粹    向粗金属熔体加人碱，使杂质氧化与碱结组成渣而被除掉的火法精粹办法。办法的本质是在精粹进程顶用氧或其他氧化剂（如NaNO3）使杂质氧化，然后与加人的碱金属或碱土金属化合物溶剂反响，生成更为安稳的盐（渣）加快反响的进行，并使反响进行愈加彻底。碱性精粹用于粗铜除镍，粗铅除砷、锑、锡，粗锑除砷等。    （二）物理精粹    是以物理改动为主，运用它们的物理性质不同脱除杂质的办法。如精馏精粹、真空精粹、熔析精粹等。    1．精馏精粹    运用物质沸点的不同，替换进行屡次蒸腾和冷凝除掉杂质的火法精粹办法。精馏精粹包含蒸馏和分凝回流两个进程。[next]    精馏通常在精馏塔中进行，气液两相经过逆流触摸，进行相际传热传质。液相中的易蒸腾组分进人气相，所以在塔顶冷凝得到简直纯的易蒸腾组分，塔底得到简直纯的难蒸腾组分。塔顶一部分分凝液作为回流液从塔顶回来精馏塔，塔顶回流入塔的液体量和塔顶产品量之比称之为回流比，其巨细影响精馏操作的别离效果和能耗。    精馏精粹适用于彼此溶解或部分溶解的金属液体，不适用于两种具恒沸点的金属熔体。在有色金属冶金中，精馏成功地用于粗锌的精粹之一。    2．真空精粹    在低于或远低于常压下脱除粗金属中杂质的火法精粹办法。真空精粹除能防止金属与空气中氧氮反响和防止气体杂质的污染外，更重要的是对许多精粹进程（特别是脱气）还能发明有利于金属和杂质别离的热力学和动力学条件。真空精粹首要包含真空蒸馏（提高）和真空脱气。    真空蒸馏（提高）是在真空条件下运用各种物质在同一温度下蒸气压和蒸腾速度不同，操控恰当的温度使某种物质选择性蒸腾和冷凝来取得纯物质的办法。这种办法首要用来提纯某些沸点较低的金属，如、锌、硒、碲、钙等。    真空脱气即在真空条件下脱除气体杂质，包含经过化学反响而使某些杂质以气体形状的脱除。真空脱气进程的效果首要是下降气体杂质在金属中的溶解度。    3．熔析精粹    运用杂质或其化合物在主金属中的溶解度改动的性质，经过改动精粹温度将其脱除的火法精粹办法，熔析精粹运用了熔化一结晶相变规则，即运用均匀二元系或多元系液体，在相变温度下开端凝结时，会变成两个或几个组成不同的平衡共存相，杂质将富集在其间的某些固相或液相中，然后抵达金属提纯的意图。如粗铅除铜，从Cu-Pb二元系状况图得知，共晶温度599℃，分出含铜的理论值为铜0.06%；一般操控温度为613℃，铅含铜要大于0.06%，但尚有砷、锑存在时，则它们与铜生成不溶于铅的化合物—固溶体，可使铅中铜降至理论值以下0.02％-0.03％。

[next]     熔炼产生的熔体落入与反应塔相接的水平卧式沉淀池中，继续完成如下主要反应：    Cu2O＋FeS====Cu2S＋FeO    2FeO＋SiO2====2FeO·SiO2    熔炼产出的熔融体在沉淀池中分为炉渣和铜锍上下两层，铜锍经放铜口放出，送转炉吹炼；炉渣经渣口连续放入电炉进一步贫化以回收渣中铜，烟气经余热锅炉回收余热、收尘系统收下烟尘后，送去生产硫酸。    (2）奥托昆普闪速炉的设备特点中国贵溪冶炼厂采用奥托昆普闪速炉炼铜，年产铜20万吨，是中国生产规模最大的炼铜厂。该厂闪速炉的主体是由垂直圆筒状反应塔、与其相连的下部卧式矩形沉淀池和与沉淀池相连的上升烟道三部分构成（见图4）。

工业实验及一年来的出产实践证明，调整好的药剂准则使铜锌作用显着好转，铜精矿质量满意了供应要求。首要是改进后的药剂准则增大了的份额，除可确保构成胶体起到“胶体按捺剂”的作用外，在矿浆中还保存适当的剩下浓度。据日本学者米泽利明研讨，的按捺作用，不仅可削减矿浆中铜离中浓度，而下降铜离子活化的闪锌矿表面吸附黄药，并脱除铜离子活化的表面上吸附的黄药，并且还有必定的脱除闪锌矿表面生成的硫化铜薄膜的作用，强化了对锌矿藏的按捺。    武山铜矿北矿带为一含铜黄铁矿类型矿床，归于广义的中温热液矽卡岩矿床，近期挖掘的是次生富集带矿石。这类矿石中首要金属矿藏为黄铁矿（包含胶状黄铁矿）、其次为辉铜矿和胆矾。非金属矿藏首要为石英，其次为高岭土、水云母和蒙脱石。    选厂选用的优先浮选流程，先选铜后选硫，选铜尾矿的pH值在12.2至12.5之间，矿浆浓度12%左右。因为矿石易氧化。为了按捺它们上浮，选铜时石灰参加量为20公斤/吨原矿，硫化铁矿藏被严峻按捺，出产目标欠好，近年来出产目标见下表。近年来选硫出产状况时刻含硫档次（%）收回率（%）原矿铜尾矿硫精矿尾矿198127.223.5626.3219.7342.171982（1-6月）29.2525.4527.8221.7241.87     一般以为：石灰对黄铁矿的按捺作用是由OH与矿藏表面作用，生成亲水性的氢氧化铁薄膜，一起Ca2+对它也有显着的按捺作用。因而，要复生它，就必须损坏这种氢氧化铁薄膜一或使它溶解，或使它脱落，或使它转化为疏水性薄膜。    硫酸是工业上常用的有用活化剂，其活化机理是溶解矿藏表面的氢氧化铁薄膜，活化作用牢靠而安稳，但对石灰用量大的矿浆，不太经济，一起对设备有腐蚀作用，并往往伴生有毒气体逸出，污染环境。从理论上讲，运用矿山酸性污水来替代硫酸，应该是或许的。武山铜矿北矿带废石堆的污水，是一种有很多硫酸盐的酸性溶液，其成份见下表。 “污水”成份表 含量（mg/L）铜铁铅锌铬砷镉氟PH废石堆水（一）4213000114.916.2560.0162废石堆水（二）98263601.2730.12538.751.111.982小型实验用水90015230　　　　　　　1.5工业实验用水266.07784.311.2590.09　　　　　1.5     酸性污水中含有很多铁离子，少数铜离子，其它阳离子含量甚微。在碱性矿浆中，铁离子对被石灰按捺的黄铁矿的确有较好的复生作用，矿浆中参加Fe3+今后，当即有Fe（OH）3沉积生成，重生成的Fe（OH）3是一种杰出的聚会剂，有很强的共沉作用，能够以为，因为重生的氢氧化铁的聚会作用，将Ca2+吸附共沉，矿藏表面得到清洗，所以，当加污水或硫酸铁溶液将pH值降至10～11时，就能使黄铁矿大部分活化。    用“污水”替代硫酸，经小型实验与工业实验证明，是可行的，实验成果见下表。[next]日期类型药剂用量（克/吨）PH项目分量（吨）产率（%）硫档次（%）硫含量（吨）硫作业收回率（%）1982年6月工业实验污水：1.0M3/H6~8原矿3275.6910029.2859.06 （127L/T）铜精矿1160.3535.4241.6480.93 Na2S2000铜尾2115.3464.5822.6478.13100丁黄药200硫精矿1137.1534.7235.19400.1283.632#油120尾矿978.1929.867.9778.0116.32     用酸性污水替代硫酸调整浆pH值，用作活性剂，活 化被很多石灰按捺的黄铁矿，经小型实验及工业实验证明，是一种作用好、工艺简略、经济合理的办法，它的另一个显着长处是将工业污水变为工业药剂，并在出产过程中使这部分污水得到了合格处理，从下表能够看出：硫精矿溢流水和尾矿水中，各种金属离子均淀沉彻底，契合排放标准，为矿山酸性污水处理拓荒了一条新途径。尾矿与精矿水中金属离子含量表（mg/L）编号项目铜镉铁砷铬铅锌氟PHNS—307硫精矿溢流水0.1痕痕痕痕痕痕//9.6NS—302尾矿水痕痕痕痕痕痕痕//6.6     新兴县铜矿选用丁黄酸酯（OSN—43）作铜的捕收剂，并值此加强硫铁矿的归纳收回，厂商脱节亏本，经济效益显着进步。    原矿首要金属矿藏有黄铜矿、铜蓝、蓝辉铜矿、氧化铜矿藏、硫酸铜矿藏，其次为黄铁矿、闪锌矿。矿石遭到不同程度的风化和蚀变作用，松懈易碎，粘性大，含泥多（-200目达37.88%），易发生很多铜离子搅扰浮选。    现场出产工艺流程：高碱抑硫，以乙黄药加丁黄药（4：1）为混合捕收剂优先浮铜，选用一次粗选，三次精选，三次扫选流程。尾矿间辅以“拉槽”的办法收回少数低档次的硫铁矿。    用药条件：石灰27公斤/吨、乙黄药加丁黄药（4：1）100克/吨、二号油50克/吨，依据原矿改变的状况，有时需参加适量的硅酸钠、、硫酸锌等。    出产目标：1972～1982年原矿均匀含铜1.19%，硫10左右，铜精矿档次9.7%，收回率55.07%，硫精矿档次25%，收回率在25%左右。    用丁黄酸酯作捕收剂优先浮铜进行了实验，开始归纳选别条件是：原矿磨矿-200目占80%，石灰5公斤/吨，pH=8。    浮铜：粗选I丁黄酸酯12克/吨，丁黄药1.2克/吨，粗选II丁黄酸酯6克/吨，丁黄药1.2克/吨。精选I 丁黄酸酯3克/吨，丁黄药2.5克/吨。精选II丁黄药酸酯3克/吨，丁黄药0.5克/吨。扫选丁黄酸酯6克/吨，丁黄药1.2克/吨。    选硫：丁黄药400克/吨，二号油50克/吨。    技术目标：铜精矿档次11.03%，收回率80.41%，硫精矿档次38.54%，作业收回率为98.74%。    实验标明，选用丁黄酸酯为铜的捕收剂，在优先浮铜过程中，即使是杂乱的铜矿石以及硫铁矿严峻被铜离子活化的状况下，亦可在弱碱介质中进行，无需用过量石灰（、等）预先抑硫，在选硫时也就不必加很多硫酸进行中和，铜的档次和收回率也有所进步。    该矿及时把这项研讨成果在现场推行运用，出产获得杰出作用，节省了药剂费用，增产了硫铁矿，加以改进了铜的收回目标，使存在严峻亏本的新兴县铜矿得以扭亏为盈，经济效益将会得到显着的改进。

（五）化炭浆法提金    人们早在1880年就开端用活性炭从含金溶液中收回金银。但作为一种提金的新工艺直到20世纪70年代才得到迅速开展并臻于完善。1973年美国霍姆斯特克炭浆厂投产以来,炭浆法工艺在全世界规模内得到广泛运用,已有40多个厂投产,许多新建的大型黄金矿山都选用了炭浆法工艺。    炭浆法工艺是在惯例的化浸出、锌粉置换粉基础上变革后的收回金银的新工艺。首要由浸出质料制备、拌和浸出与逆流炭吸附、载金炭解吸、电积电解或脱氧锌粉置换熔炼铸锭及活性炭的再生活化等首要作业组成。准则工艺流程见图4。    图4  化炭浆法准则工艺流程图     1. 浸出质料制备：一般是将原矿经两段(或三段)一闭路碎矿、两段磨矿,制备成适合化浸出的矿浆。依据我国含金矿石的特性和出产实践,磨矿细度一般为80～90%-200目。磨好的矿浆一般经浸前浓缩机脱水,以进步浸出浓度。    2. 拌和浸出与逆流炭吸附：浸出条件与惯例化法相同，一般用5～8段浸出。炭的逆流吸附有两种办法，一种是在浸出槽添加活性炭进行逆流吸附，边浸出边吸附，一般称为炭浸法（CIL），张家口、潼关、红花沟等金矿的炭浆厂选用这种办法；另一种是在化浸出之后再加几个炭吸附槽进行4～6段逆流炭吸附,一般称为炭浆法（CIL）,灵湖、赤卫沟金矿炭浆厂选用这种办法。活性炭的添加量为每升矿浆15～40克，粒度6～16目。选用空气进步器或串炭泵守时进行逆流串炭。炭吸附的总时刻一般为6～8小时，金的吸附率在99%以上。炭载金为3～7千克/吨。    炭吸附槽的规划十分要害，其好坏直接景响到炭的磨损程度,然后影响到炭浆厂的技能经济指标。单纯就炭的磨损而言,当然是空气拌和槽最好,但它功率耗费高,添加出产成本。对机械拌和槽来说，要害是断定叶轮的形状、转速和线速度,要尽量削减叶轮的剪切力,以使炭的磨损削减到最小程度。据有关材料报道,现在国内外比较抱负的吸附槽是双叶轮、中空轴进气的机械拌和槽。张家口金矿引入的炭吸附槽的技能功能列于表5。 表5  炭吸附槽的技能功能规格，mmФ5150×5650进风道，mmФ59有用容积，m2 叶轮直径，mm 叶轮数量，个 叶轮原料 拌和槽规格，mm118 Ф1900 2 中碳钢橡胶外套 Ф73×4680叶轮转速，r/min 叶轮线速度，m/s 电动机： 功率，KW 转速，r/min28 2.8   3.7 1970[next]     为了使矿浆与活性炭别离，在炭吸附槽内设置桥式筛、周边筛或振动筛等，国内炭浆厂一般选用桥式筛。    桥式筛网长度的决议，按国外材料每米筛网长经过的矿浆量为6.5升/秒,依据吸附槽经过的矿浆量即可算出筛网的长度。若选用周边筛，则要求筛网为槽子周长的12.3%。    桥式筛需求用低压风(3500帕)拌和矿浆,以防止筛网阻塞。低压风量的定额为每米筛长每分钏1.0标米3。浸出需求的中压(10000帕)风量为每米3矿浆0.002标米3。    3. 载金炭解吸：解吸工艺现在有四种办法：（1）苛性长时刻解吸法，解吸液浓度NaCN1%，NaOH1%，温度85℃解吸时刻24～60小时,美国霍姆斯特克金矿选用这种办法。因为长时刻解吸需求占有许多容器设备，已被新规划值业所扔掉。（2）低浓度苛性加醇类解吸法,解吸液浓度NaCN0.1%，NaOH1%，参加20%酒精，温度85℃，解吸时刻5～6小时。低浓度苛性钠及短时刻解吸是该法的杰出长处,但添加了酒精的收回工序,并且酒精蒸发丢失大,带来了防火问题。（3）力温加压解吸。解哪液浓度NaCN1%，NaOH1%,温度135℃,的34.3×104帕压力下解吸6～12小时，张家口和潼关金矿选用这种解吸办法。（4）高浓度苛性解吸法。解吸液浓度NaCN4%,NaOH2%，解吸温度90℃，浸泡4～8小时,然后用4倍床窜积低浓度苛性热溶液洗刷5小时,再用3倍床容积的热水洗4小时，灵湖和赤卫沟金矿选用这种解吸办法。    解吸的首要设备是解吸柱、电加热器、热交换器、过滤器及解吸液贮槽等。解吸柱一般规划为圆柱体,其高度与直径之比为6：1,柱内解吸液的体积流量一般为每小时2个床容积,其流速应小于3.4毫米/秒，以使炭不会活动。依据每天所要解吸的载金炭量即可计算出解吸柱的直径和高度。张家口金矿每天解吸载金炭700千克,解吸柱规格为ф700×4800毫米。    4. 电积电解:这是因为炭浆法流程能取得高达600克/米3的高档次贵液而选用的,固然,也可用惯例的锌粉置换法。电积电解的首要设备是电积槽，它一般用有机玻璃或塑料作为槽体，选用不锈钢间隔作阳极，以装有钢棉的结构作阴极,对含金溶液进行电积。阴极电流密度6～10安/米2，电压3～3.5伏，电积时刻8～12小时。阴极选用逆向移位，终究从第一个槽中取出阴极钢棉送熔炼。钢棉含金40%左右，电积收回率在99.5%以上。第家口金矿引入的电积槽规格和技能功能列于表6。 表6  电积槽规格和技能功能规格，mm 结构材料 电流量，A 槽电压，V 槽流量，L/s 停留时刻，min 阳极规格，mm 阳极材料2440×610×762 聚塑料 最大1000 1.5～3 0.44 34 610*762 不锈钢冲孔板槽内阳极数，个 阴极规格，m 阴极结构材料 每个阴极装钢棉，g 槽内阴极数量，个 整流器类型 最大输出A/V 输入功率，kW/V21 610×660×50.8 聚塑料 454 20 SC10006AV 1000/6 8/380     5. 炭再生：解吸后的炭先用稀硫酸（硝酸）酸洗，以除掉碳酸钙等聚积物，经几回循环后，有必要进行热力活化，以康复炭的活性。热力活化是在回转窑里进行，在阻隔空气的条件下将炭加热到700℃左右，坚持30分钟,然后倒入水淬槽中冷却，经16目筛筛出细炭后，回来炭吸附回路。    炭浆法工艺的中心是活性炭,对其活性、孔径、表面积、孔容积、强度等都有严厉的要求。国外炭浆厂悉数选用椰壳炭,其适合的炭粒度为6～16目,堆浸法选用12～30意图炭粒度。国内除椰壳炭外，对杏核炭、核桃壳炭等进行了广泛的研讨。灵湖和赤卫沟金矿选用国产GH-17型杏核炭，炭粒度8～20目。国产杏核炭的功能同椰壳炭大体相当,但在强度方面还需经过长时刻调查。[next]    炭浆法省去了逆流洗刷和贵液净化作业,取消了多段浓缩、过滤、置换设备。一同因为载金炭与浸渣的别离能用简略的机械筛分设备进行，即可冲刷也易于别离，扫除了泥质矿藏的搅扰，因此炭浆法工艺对各类矿石有更广泛的习惯性。对含泥多的矿石、低档次矿石以及多金属副产金的收回，能较大起伏地进步金的收回率。如张家口金矿曩昔选用混-浮选工艺流程，金的收回率仅75%，改建成炭浆厂今后，金的收回率进步到90%以上。    我国对炭浆法工艺的出产实践时刻还不长，但近十多年来开展很快,现已投产的炭浆厂有张家口、潼关、红化沟、灵湖、赤卫沟等金矿,正在缔造的还有峪耳岩、金厂沟梁、戴家冲等炭浆厂。引入的张家口和潼关两个炭浆厂,工艺先进,自动化水平高，计量检测手法齐备，设备先进，促进了我国炭浆法工艺的开展。    （六）堆浸法提金    早在1752年西班牙就用堆浸法来处理氧化铜矿，20世纪50年代末一些铀矿用来处理低档次矿，1967年美国开端用于处理低档次金矿。因为堆浸法具用工艺简略，设备少，出资省，出产成本低一级长处,使前期以为无经济价值的许多小型金矿或低档次矿石,现在都能用堆浸法处理。堆浸技能已在美国、加拿大、南非、澳大利亚、印度和苏联等国的金矿广泛运用。    堆浸是将发掘出来的矿石转运到预先备好的堆场上筑堆，或直接在堆存的废石或低档次矿石上,用化浸出液进行喷淋或渗滤,使溶液经过矿石而发生渗滤浸出作用,化浸出液屡次循环,重复喷淋矿堆,然后搜集浸出液,再用活性炭吸附法或金属锌置换法处理。国外用堆浸法处理的矿古金档次一般为1～3克/吨,金的收回率50～80%,银收回率30～50%,国外堆浸出产典型工艺流程见图5。    我国在70年代末开端实验研讨含金矿石的堆浸技能,并相继在虎山、石山、小秦岭区域等几十个矿点进行了含金矿石的堆浸出产实践，取得了较好的作用。现在国内堆浸场（点）的规划还不大,一般每堆为1000～10000吨,金收回率50～75%。国内堆浸出产的典型工艺流程见图6，其首要出产进程由下列几部分组成。    堆浸场构筑：堆浸场址一般挑选在接近采矿、运送便利的缓坡山地(天然斜度10～15°)，先用堆土机铲除掉杂草和浮土,然后夯实，构筑成斜度为5°左右的地基，两头高,中间稍低,便于浸出液会集流入贮液槽。堆浸场上铺两层聚乙烯塑料薄膜，其上再铺一层油毛纸，以使场所绝对不渗漏。堆浸场四周构筑高0.4米左右的土埂并作排水沟,防止雨水流入场内。在堆矿石之前，先人工堆砌约0.3米厚的大块贫矿石。     图5  国外堆浸出产典型工艺流程图     图6  国内堆浸出产典型工艺流程图[next]     矿石筑堆：先将矿石破碎到-50毫米，然后人工转移到堆分层筑堆，块矿和粉矿要散布均匀,防止粉矿会集,影响矿堆的渗透性，筑堆高度视规划巨细一般为2.5～5米。    喷淋浸出：在喷淋之前先要洗堆，即用饱满石灰水洗刷，中和矿石中的酸性物质，待从矿堆底部流出的溶液pH值到达9以上时，开端喷淋浸出液。浸出液浓度0.03～0.10%，PH值10～11，浸出液喷淋量65升/吨•日，喷淋时刻45～60天，喷淋浸出选用三班作业，每隔1小时喷淋1小时。    活性炭吸附：炭吸附与喷淋浸出构成闭路，每天将待吸附的含金贵液分次用泵扬至吸附高位槽，经过弄清，运用位差给入吸附柱。液体从下部给入，经过炭床，从上部流出,然后回来浸出。炭吸附选用4台ф300×1300毫米吸附柱,每柱装杏核炭30千克，炭粒度0.03～0.1毫米，贵液经过吸附柱的均匀流速为2.5～3.0升/分，一般以每小时经过2～3个炭床容积为宜。炭的吸附率可到达100%，炭-载金量可达8千克/吨。    载金炭的解吸电解：解吸炭的再生活化以及金泥熔炼,与惯例的炭浆厂完全相同。值得指出的是,并非每个堆浸场(点)都要设置载金炭的处理车间，可在一个区域或一个县设置载金炭处理车间,或送邻近大型炭浆厂代为处理,堆浸场可将载金炭作为产品出售。我国某些堆浸场（点）的出产指标列于表7。 表7  国内堆浸场（点）出产指标堆浸场点称号出产才能 t/堆堆浸粒度 mm原矿档次 g/t收回率 %耗费 Kg/t辽宁虎山辽宁石山 河南老湾 河南毛堂 河南灵湖 河南洛宁 河南樊岔 北京平谷刘店 河北席林湾 河北东望山 山东牟平磷肥厂700 360 1100 3000 1500 1500 1200 1000 1000 3000  ＜65 ＜40 ＜30 ＜20 ＜30 ＜20 ＜14       10～303～4 2 2.24 2.04 3 4.44 3.68 3.23 2.50 4.80 2.6969.54 61.90 75.44 55.04 63.76 75.0 59.2 51.4 62.07 63.0 61.220.64 0.49                       二、砂金矿的选矿    （一）砂金矿床的工业类型及其特色    砂金砂床散布甚广,品种繁复,按其转移间隔的远近一般可分为五种：残积、坡积、洪积、河槽冲积和滨岸砂金矿床,其间以河槽冲积型为多见。按转移营力的性质可分为风成砂金矿床,冰成砂金矿床和水成砂金矿床。按转移的年代不同又可分为深藏砂金矿床、阶地砂金矿床和河滩砂金矿床。    砂金矿床的宽度一般为50～300米或更宽,长度可达数公里乃至数十公里,埋藏深度一般为1～5米,也有深至20～30米或更深。砂金矿床的含金矿层厚度一般为1～5米，单个可达10米。    砂金矿石中除含金外,还含有多种重矿藏。与金伴生的重矿藏按其常见程度依次为：磁铁矿、钛铁矿、金红石、石榴石、锆英石、赤铁矿、铬铁矿、铂矿、铱铁矿、辰砂、钨锰铁矿、白钨矿、锡石、刚玉、金刚石、膏、方铅矿等,砂金矿中重矿藏的含量一般不超越1～3千克/米3,其他为各种粒径的砾石、卵石、砂和泥土。粘土对细粒金的收回晦气,在选金进程中应设法扫除。    金在砂金矿中多呈粒状、片状、枝状等形状存在。金的粒径一般为0.5～2毫米，但也有重达几公斤的大块金及呈粉状的微粒金。金的成色一般为50～90%，密度均匀为17.5～18克/厘米3。金的成色与密度的联系列于表8。 表8  多的成色与密度联系淡色，%10095908580757065605550密度g/cm319.318.517.817.116.515.915.314.814.313.913.4[next]     (二)砂金矿选矿工艺    砂金矿的选矿准则是先用重选法最大极限地从原矿砂中收回金及其伴生的各种重矿藏,糨而用重选、浮选、混、磁选和静电选等联合作业将金和各种重矿藏互相别离，以到达归纳收的意图。砂金矿选别一般分为碎解与筛分、脱泥和选别等进程。    1. 碎解与筛分    许多砂金矿含有胶结泥团，其粒径有的大于100毫米，这种泥团如不碎解，将在筛分进程中随废石一同扫除，形成金的丢失。别的，胶泥还能胶结在砾石或卵石上，如不碎解也要在筛分进程中形成金的丢失。    在采金船上,碎解与筛分作业是一同在圆筒筛内完结的。圆筒筛内装有臆断的螺旋角钢。操作时，圆筒筛内的洗刷水压应不低于35千帕，在陆地固定选厂，则设轩洗进行碎解与筛分。选用平桂50型或平桂1—100型水两台,按对角线方向重复冲刷。水出口压力不低于20千帕。    筛分作业能扫除20～40%的废石（砾石、卵石）,是砂金矿不行短少的作业。合理筛分参数的断定有必要依据原矿砂中金的粒度组成的测定材料。现在我国砂金矿山挑选的筛孔一般为10～20毫米，如用固定溜槽做粗选设备时筛孔可大些,但不能超越60毫米。固定选厂的筛分设备多为格筛、振动筛,采金船则用圆筒筛。筛上冲水不但能进步筛分功率,还能进一步碎解胶泥，所以砂金矿的筛分作业多为水筛。水筛冲水量依据洗矿要求断定,并应尽量满意下段选别作业对浓度的要求，如系溜槽粗选则冲水量应为砂矿量的8～14倍（体积比）。    2. 脱泥    砂金矿中小于0.1毫米的物料一般不含金或金甚微。例如珲春金矿的砂金矿中小于0.1毫米的金只占0.15%,桦南金矿局的砂金矿中小于0.1毫米的金占0.18%,而同粒级矿泥却占原矿砂的13.77%。小于0.1毫米的金俗称漂浮金，在选别进程中很难收回,而同一粒级的矿泥却对选别进程,特别是机械选别进程起搅扰作用。所以在砂金矿机械选矿厂内，总是设法将小于0.1毫米的矿泥脱掉。出产上常用的脱泥设备为各种规格的脱泥斗。而溜槽选金答应的物料粒级宽,且处理量大,因此溜槽选别之前多不脱泥。    3. 选别    实践证明，重选法是处理砂金矿最有用、最经济的办法。因为砂金矿中金的粒度组成不同,各种重选设备处理物料的有用粒度边界也不同，所以合理的砂金矿选别流程应是几种重选设备的联合作业。    粗选段得出的含金精矿，金档次100克/吨,重砂矿藏多在1～2千克/吨以上，关于含金粗精矿的处理现在有三种办法：（1）用淘金盘人工淘出金粒后重砂丢掉；（2）用混筒进行内混,取得膏后重砂扔掉；（3）用人工淘洗或混提取金后，重砂会集送精选厂处理，用磁选、电选等办法别离收回各种重砂矿藏。    砂金矿的选金收回率：两段溜槽选别为70～74%，溜槽粗选，跳汰扫选、摇床精选流程为75～80%。    （三）采金船的出产实践    砂金矿床用采金船发掘较其他发掘办法具有机械化程度高、出产才能大、发掘成本低和出产劳动条件好等长处。自1870年新西兰初次运用采金船发掘法以来,美国、苏联、澳大利亚、加纳、马来西亚等许多国家相继运用.采金船首要适于发掘坐落地下水位以下的宽河谷砂金矿床、斜度不大的小溪砂金矿床以及含水的厚层海边和湖滨砂金矿床。    我国砂金资源丰富，采金历史悠久。解放后,我国采金工作者自行规划和制作了各品种型采金船。现在采金船发掘也成为我国砂金矿床发掘的首要办法，其产值约占砂金总产值的60%。现在已有斗容别离为50、100、150、250、300升的链斗式采金船数十只，散布在黑龙江、吉林、四川、湖南等省区。我国砂金矿发掘运用的采金般，其首要技能功能列于表9。 表9  采金船首要技能功能采金船规格，L59100150250300挖斗容量 水下发掘深度，m 出产才能，m3/d 装机容量，kw 分量，t50 6 500 138 100100 7.5 1800   420150 10 3000～4000 620 500～600250 15 6600～8300 1300 1350～400300 11 8100 1050  [next]     1. 采金船的选金工艺及首要设备    采金船的出产进程是：从挖斗卸下的含金矿砂,饱尝矿漏斗给入圆筒筛进行洗矿、碎解与筛分。筛上砾石用胶带机或砾石溜槽排至船尾的采空区；筛下矿砂则经过密封分配器给当选别设备进行粗扫选,取得的粗金矿有的在船上精选和人工淘洗直接取得产品金，大都则送到岸上精选厂会集处理。    现在国内采金船上的选金工艺流程有：单一固定溜槽流程，榴槽—跳汰—摇床流程和三段跳汰流程等。    单一固定溜槽流程即选用横向固定溜槽粗选，纵向固定溜槽扫选,精矿定时由人工整理并淘洗。小型采金船遍及运用该流程。据调查,这种流程的选金收回率在%/ 0 +%5之间。收回率的凹凸同给矿量巨细、矿浆浓度改变、溜槽的单位负荷及当选矿砂中细粒金的含量有关。50升和100升采金船上固定溜槽的技能功能、溜槽单位负荷与收回率的联系以及金粒度与收回率的联系，别离见表10表12。 表10  固定溜槽技能功能类别50L100L横向槽纵向槽横向槽纵向槽长度，m 宽度，m 倾角，° 溜格高度，mm 溜格距离，mm 矿浆层厚度，mm 矿浆流速，m/s3～4 0.6 6 40～50 50～60 40 1～1.24～8 0.8 4 30～40 40～50 45 1.2～1.44～5 0.6 6 40～60 50～70 45 1～1.26～10 0.8 5 40～50 50～60 50 1.3～1.5 表11  溜槽单位负荷与收回率的联系  溜槽单位负荷，m3/m2·h0.35～0.50.6～11～1.51.5～2收回率，%71.2～63.465.8～60.158.5～51.351.2～46 表12  金粒度与收回率的联系金粒度，mm﹥11～0.420.42～0.2﹤0.2收回率，%918260.519     珲春金矿250升采金船选用溜槽—跳汰—摇床流程，设备为1000×1000毫米四室与二室尤巴型跳汰机、6-S摇床及ф900×1200毫米混筒。跳汰机结构简略、易于操作办理、给矿粒度规模宽（-16毫米）。可是，它在固定溜槽尾矿扫选中,因为给矿液固比（10：1）习惯其当选条件（6～8：1），故其选别作用欠佳。摇床具有富集比高、选别作用好、操作便利及耗水、耗动力低一级长处，但其单位面积出产率低、占地面积大、选别作业条件要求高。尤其是船体在出产中常常摇摆、歪斜，对其选别形成的影响，是它难以克服的弊端。这种流程的选金收回率在78～84%之间。    呼玛金矿局从荷兰MTE公司引入的300升采金船用三段跳汰流程，它包含一段两组九室圆形跳汰机，三段三室圆形跳汰机及三段二室一组矩形跳汰机。我国在汲取国外先进技能的基础上规划缔造的150升采金船,其选金工艺流程：一段为一组九室圆型跳汰机,二段为二台矩形跳汰机,三段运用典瓦尔跳汰机,精选用摇床。这种工艺流程比较完善先进,选金收回率在90%以上。采金船用跳汰机技能功能见表13。[next] 表13  采金船用跳汰机技能功能参数跳汰机称号类型典瓦尔型尤巴型梯形荷兰圆形荷兰矩形作业室尺度,mm     室数 床层总面积，m2 冲程,mm 冲次,次/min   给矿最大度，mm 处理才能，m3/h 耗水量，m3/h 给水压力，kPa 设备功率，kW 传动办法300×450     2 0.27 0～26 322;420   12 1～2 2～4 10 1.1 机械1000×1000     4 4 3～30     16 10～15 21.6～43.2 6   机械1000×   1000 2 2 8～30     16 4～5 14.4～36 6   机械1200 ×3600 2400 8 5.7 0～50 130;200 270;350 10 10～15 30～50 10 2×2.2 机械      9 31.275 20～25 50～140   25 112～225   3 7.5 机械/液压1070×1070     2 2 15 50～140   25 6～15   3 4 机械     2. 采金船选金工艺存在的问题及其改善途径    现在我国采金船出产因为工艺流程简略且为开路选别,当选作业条件欠安,圆筒筛的洗矿、碎解和筛分才能不强,没有大粒金捕收设备,金的丢失达10～40%,其间在圆筒筛筛上砾石中丢失6～30%，在选别作业尾矿中丢失4～20%。跟着采金船出产的开展，结合我国详细实践，吸收国外先进技能,采金船选金工艺将会有较大开展；一是洗选设备逐步习惯配套；二是工艺流程逐步趋于完善，发明适合的选别条件，以最大极限地进步选金收回率。    （1）工艺流程:小型采金船应以可动溜槽或离心盘选机为主。可动溜槽和离心盘选机均能完成机械化整理粗精矿,且单位选别面积处理量大，收回率高；从工艺装备上看，也比固定溜槽削减空间方位与占地面积，它无疑将替代以单一固定溜槽为主的疏程。而对大、中型采金船，则用三段跳汰流程较为适合。这种疏程设备装备紧凑,合理地运用了采金船空间和天然高差，完成矿浆的自流回来，然后简化了选金工艺；加之精选作业闭路选别,削减了金的丢失。这种流程终究会替代溜槽—跳汰机流程。别的，采金船大将增设块金捕集与脱水、脱泥的工艺；在船上只取得含金重砂,终究产品在岸上精选厂提取，这样可简化采金船（2）上选金工艺，削减金丢失，进步选金的收回率。    洗选设备：洗矿圆筒筛应进一步强化碎解和筛分，加强机械和水力作用，延伸物料在筛内停留时刻，添加有用筛分面积(25%以上),对筛内环形阻料环、螺旋破碎齿以及纵向扬板等,要针对矿砂性质进一步研讨,以增强碎解作用。对含泥量超越10%的难洗矿砂，应选用新式擦拭筒筛。    圆形跳汰机是一种适于采金船上选别细粒金的高功率重选设备，与尤巴型、梯形跳汰机等比较，在处理量、选别深度、给矿办法、耗水耗电量以及占地面积与空间装备等均占有优势。圆形跳汰机在外形上是梯形跳汰机的组合体,除具有梯形跳汰机的特色外，还选用了机械+ 液压传动,其脉动曲线是锯齿形的,显着差异于普通跳汰机的正弦脉动曲线,有利于细粒金的收回。圆形跳汰机在工艺装备上更适用于采金船的特色，无疑将替代其他跳汰机。    离心盘选机将逐步运用在采金船上。国内研发的ф368毫米离心盘选机已用于砂金矿的选别。其技能功能:转数120转/分,处理量5米3/台•时，电动机功率2.2千瓦。该设备具有结构简略，操作便利,处理量大、耗水少及选别作用好(作业收回率达95%)等特色，尤其是设备高度小，精矿产率低，富集比高，然后可简化采金船上的选矿进程,便于在船上装备。    3. 采金船的出产实例———珲春金矿!×$ 升采金船    250升采金船于1974年在吉林珲春金矿正式投产,珲春金矿属第三纪含金砾岩砂矿和第四纪河谷冲积砂矿床，含金矿砾层厚度4.5米,混合矿砂含金0.19～0.23克/米3,砂金颗粒以中粒为主,大于0.5毫米者占65.41%,砂金成色83.3%，在矿砂中含泥很少，一般在1.2～1.5%，归于易洗矿砂。伴生矿藏首要有钛铁矿、磁铁矿、褐铁矿、锆英石、金红石等。    该船挖斗链由84个挖斗组成,每个挖斗容量为250升,挖斗链工作速度26～36斗/分，水下发掘最大深度9米，平底船尺度(长×宽×高)为24.81×20×2.7米，吃水深度2米。采金船出产才能240～280米3/时，总耗水量2660～3000米3/时。采金船总重1524吨。    选金工艺流程:先用横向溜槽收回粗、中粒金,随后从横向溜槽尾矿顶用粗选跳汰机收回微细粒金,所得粗精矿用跳汰机和摇床再精选,终究用混筒提金。出产实践标明：最好在粗选跳汰机之前安设脱水设备,以使横向溜槽尾矿的浓度适合于跳汰作业要求。采金船金总收回率为75～80%,其间横向溜槽金收回率为52～55%,粗选跳汰则为23～25%。    首要设备：圆筒筛规格ф2.7×10.8米,倾角8°,转速7.5转/分，筛孔分五段,别离为8；10；12；14；16毫米,筛内水压45千帕。    溜槽设备视点7.5°,长4.3米,宽0.6米。圆筒筛两边各19个,全船共38个,总面积96米2。作业的液固比为12：1。    跳汰机为尤巴型1000×1000毫米四室笔直隔阂式,共10台。跳汰作业矿浆浓度40～60%。摇床为6—S型。混筒为ф900×1200毫米，一次装料350～400公斤，混时刻1.5小时。    250升采金船选金工艺流程见图7。

三氧化二铝又名活性氧化铝。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 活性氧化铝（分子式Al2O(3-x)(OH)2x,0＜x＜0.8)是当前世界上大量使用的无机化工产品之一。由于活性氧化铝具有多孔结构，高比表面积且处于不稳定的过渡态，因而具有较大的活性。在石油化工、化肥工业中，广泛用作催化剂、催化剂载体。活性氧化铝又具有吸附特性，因而用作气体和液体的干燥剂、气体净化的吸附剂、饮水除氟剂、工业污水的颜色和气味消除剂等。当今得到的主要的工业活性氧化铝产品都是靠快速脱水法生产的。活性氧化铝是指经过充分细磨、以原晶尺寸大小1&mu;m的&alpha;- Al2O3为基本组成（20%-90%）的煅烧氧化铝。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 高性能的活性氧化铝在不定形耐火材料配料中能带来以下好处：提高坯体密度、流动性、强度，提高二次莫来石生成量等，降低加水量和气孔率。此外，活性氧化铝还能做干燥剂，吸水量大、干燥速度快，能再生（400 -500K烘烤)。活性氧化铝属于化学品氧化铝范畴，主要用于吸附剂、净水剂、催化剂及催化剂载体，根据不同的用途，其原料和制备方法不同。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 在催化剂中使用的三氧化二铝的通常专称为&ldquo;活性氧化铝&rdquo;，它是一种多孔性、高分散度的固体材料，有很大的表面积，其微孔表面具备催化作用所要求的特性，如吸附性能、表面活性、优良的热稳定性等，所以广泛地被用作化学反应的催化剂和催化剂载体。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 该纳米氧化铝XZ-L14显白色蓬松粉末状态，晶型是&alpha;型。粒径是20nm；比表面积&ge;50m/g。粒度分布均匀、纯度高、高分散、&alpha;-Al2O3，其比表面低，具有耐高温的惰性，但不属于活性氧化铝，几乎没有催化活性；耐热性强，成型性好，晶相稳定、硬度高、尺寸稳定性好，可广泛应用于各种塑料、橡胶、陶瓷、耐火材料等产品的补强增韧，特别是提高陶瓷的致密性、光洁度、冷热疲劳性、断裂韧性、抗蠕变性能和高分子材料产品的耐磨性能尤为显著。由于&alpha;相氧化铝也是性能优异的远红外发射材料，作为远红外发射和保温材料被应用于化纤产品和高压钠灯中。此外，&alpha;相氧化铝电阻率高，具有良好的绝缘性能，可应用于YGA激光晶的主要配件和集成电路基板中。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 了解更多有关三氧化二铝的信息，请关注上海 有色 网。&nbsp;

三氧化二氯俗称氧化铝概要　　三氧化二铝，刚玉型晶体接近于原子晶体，其它晶型的基本上是离子晶体，熔点为2050℃，沸点为3000℃，真密度为3.6g/cm。 　　三氧化二铝的流动性好，难溶于水，能溶解在熔融的冰晶石中。它是铝电解生产中的主要原料。 　　有四种同素异构体&beta;－氧化铝 &delta;－ 氧化铝 &gamma;－氧化铝 &alpha;－氧化铝 ，主要有&alpha;型和&gamma;型两种变体，工业上可从铝土矿中提取。 　　名称 氧化铝;刚玉;白玉;红宝石;蓝宝石;刚玉粉;corundum 　　化学式 Al?O?外观 白色晶状粉末或固体物理属性　　式量 101.96 amu&nbsp;&nbsp;&nbsp;熔点 2303 K 　　沸点 3250 K 　　真密度 3.97 g/cm3 　　松装密度：0.85g/mL（325目~0）0.9g/mL（120目~325目） 　　晶体结构 三方晶系 (hex) 　　导电性 常温状态下不导电 　　热化学属性 　　&Delta;fH0liquid &minus;1620.57 kJ/mol 　　&Delta;fH0solid &minus;1675.69 kJ/mol 　　S0liquid, 1 bar 67.24 J/mol&bull;K 　　S0solid 50.9 J/mol&bull;K安全性　　食入 低危险 　　吸入 可能造成刺激或肺部伤害 　　皮肤 低危险 　　眼睛 低危险 　　在没有特别注明的情况下，使用SI单位和标准气温和气压。 　　氧化铝是铝和氧的化合物，分子式为Al?O?。在矿业、制陶业和材料科学上又被称为矾土。编辑本段应急处理　　隔离泄漏污染区，限制出入。建议应急处理人员戴防尘面具（全面罩），穿防毒服。避免扬尘，小心扫起，置于袋中转移至安全场所。若大量泄漏，用塑料布、帆布覆盖。收集回收或运至废物处理场所处置。用途　　1. 红宝石、蓝宝石的主成份皆为氧化铝，因为其它杂质而呈现不同的色泽。红宝石含有氧化铁和氧化钛而呈红色，蓝宝石则含有氧化铬而呈蓝色。 　　2. 在铝矿的主成份铁铝氧石中，氧化铝的含量最高。工业上，铁铝氧石经由Bayer process纯化为氧化铝，再由Hall-Heroult process转变为铝 金属 。 　　3. 氧化铝是 金属 铝在空气中不易被腐蚀的原因。纯净的 金属 铝极易与空气中的氧气反应，生成一层致密的氧化铝薄膜覆盖在暴露于空气中铝表面。这层氧化铝薄膜能防止铝被继续氧化。这层氧化物薄膜的厚度和性质都能通过一种称为阳极处理（阳极防腐）的处理过程得到加强。 　　4. 铝为电和热的良导体。铝的晶体形态金刚砂因为硬度高，适合用作研磨材料及切割工具。 　　5. 氧化铝粉末常用作色层分析的媒介物。 　　6. 2004年8月，在美国3M公司任职的科学家开发出以铝及稀土元素化合成的合金制造出称为transparent alumina的强化玻璃。 　　资料刚玉粉硬度大可用作磨料，抛光粉，高温烧结的氧化铝，称人造刚玉或人造宝石，可制机械轴承或钟表中的钻石。氧化铝也用作高温耐火材料，制耐火砖、坩埚、瓷器、人造宝石等，氧化铝也是炼铝的原料。煅烧氢氧化铝可制得&gamma;-Al2O3。&gamma;-Al2O3具有强吸附力和催化活性，可做吸附剂和催化剂。刚玉主要成分&alpha;-Al2O3。桶状或锥状的三方晶体。有玻璃光泽或金刚光泽。密度为3.9～4.1g/cm3，硬度9，熔点2000&plusmn;15℃。不溶于水，也不溶于酸和碱。耐高温。无色透明者称白玉，含微量三价铬的显红色称红宝石；含二价铁、三价铁或四价钛的显蓝色称蓝宝石；含少量四氧化三铁的显暗灰色、暗黑色称刚玉粉。可用做精密仪器的轴承，钟表的钻石、砂轮、抛光剂、耐火材料和电的绝缘体。色彩艳丽的可做装饰用宝石。人造红宝石单晶可制激光器的材料。除天然矿产外，可用氢氧焰熔化氢氧化铝制取。 　　氧化铝化学式Al2O3，分子量101.96。矾土的主要成分。白色粉末。具有不同晶型，常见的是&alpha;-Al2O3和&gamma;-Al2O3。自然界中的刚玉为&alpha;-Al2O3，六方紧密堆积晶体，&alpha;-Al2O3的熔点2015&plusmn;15℃，密度3.965g/cm3，硬度8.8，不溶于水、酸或碱。&gamma;-Al2O3属立方紧密堆积晶体，不溶于水，但能溶于酸和碱，是典型的两性氧化物。 　　Al2O3+6H+=2Al3++3H2O 　　Al2O3+2OH-=2AlO2-+H2O当能源 价格 不断攀升之时，世界各大铝业公司开始把建设铝业生产基地的目光转向电价低廉的中东和非洲。通过降低左右生产成本的电费，确保铝业生产的 价格 竞争力，成为世界各大铝业公司的着眼点。从国内政策面上分析，国家 产业 政策给铝 行业 定位在满足国内需求上，且在对高精尖产品和低技术含量产品在政策上将会有区别。因此，上下游铝企业对于 行业 所出现的政策性和结构性拐点，应着眼于内销 市场 ，扩大铝在国内 市场 的应用；扩大铝应用领域，提高铝应用的附加值、提升技术含量。另外，铝生产企业应该多关注相关 行业 和下游 行业 发展动向，特别是掌握交通运输、电力、包装、家电等 行业 发展趋势，同时加大技术攻关和科技投入。

三氧化二镍Ni2O3 又称氧化高镍。黑色有光泽粉末。密度4.83。不溶于水，溶于硫酸和硝酸放出氧，溶于盐酸放出氯，也溶于氨水。在600℃时还可还原一氧化镍。用作陶瓷、玻璃、搪瓷的颜料，并用于制镍粉。由温和地加热硝酸镍、碳酸镍或氢氧化镍而得。 硫酸镍溶液与碳酸钠溶液进行复分解生成碳酸镍，经过滤、浓缩、冷却结晶、离心分离、干燥得到干燥的碳酸镍固体，再经煅烧、球磨粉碎，制得三氧化二镍。三氧化二镍制备硫酸镍溶液与碳酸钠溶液进行复分解生成碳酸镍，经过滤、浓缩、冷却结晶、离心分离、干燥得到干燥的碳酸镍固体，再经煅烧、球磨粉碎，制得三氧化二镍。&nbsp;三氧化二镍用途用作玻璃、陶瓷和搪瓷的着色材料，也用于制造镍粉和磁性体的研究。操作注意事项： 密闭操作，局部排风。操作人员必须经过专门培训，严格遵守操作规程。建议操作人员佩戴防尘面具（全面罩），穿连衣式胶布防毒衣，戴橡胶手套。避免产生粉尘。避免与酸类接触。搬运时要轻装轻卸，防止包装及容器损坏。配备泄漏应急处理设备。倒空的容器可能残留有害物。 　　三氧化二镍储存注意事项： 储存于阴凉、通风的库房。远离火种、热源。应与酸类、食用化学品分开存放，切忌混储。储区应备有合适的材料收容泄漏物。&nbsp;

镁加工性能的优点 　　镁有很好的加工性能，也就是说有很好的铸造性能。和其它材料比，它的制造成本很低，见表4，值得重视的是，尽管每公斤镁锭的价格要比铝和铁贵一些，但它单位体积的成品价格几乎是一样的。　　镁的物理化学特性使其比铝更适合压铸大型部件。镁单位体积的熔化潜热只有铝的2/3，比热只有铝的3/4，并且有非常低的溶铁性。这些特性使镁压铸件达到和铝几乎相同的生产成本/每公斤。如果再应用生产效率很高的 HOT RUNNER 技术（例如 THIXOMAT的最新成果），镁压铸部件的生产成本比铝还要低很多。    镁加工性能的缺点 　　当然和其它材料比，镁加工也具有一些增加成本的特性，论述如下，见表5     镁合金与几种材料的性能比较

1、流态化炉床能率和脱硫率的计算    流态化炉床能率即每天每平方米炉床面积焙烧的精矿量。它取决于泫态化床层的直线速度和每吨精矿所需的空气量，按生产穴际数据计算：      流态化焙烧脱硫率可根据精矿含硫量及所确定的低锍品位计算求得，一般按下式计算： [next]     流态化焙烧过程主要技术参数如下表。        表中     流态化焙烧过程主要技术参数序号名称单位数值备注1炉床面积m29(7.5)　2床能化高度t/(m2.d)～130　3流态化高度m1.4～1.7　4流态化温度℃650±20　5床层直线速度m/s2.56～2.85　6风眼率%1.33　7鼓风量（标）m3/h21000～23000　8鼓风压力Pa～1.5×103　9入炉空气温度℃常温　10入炉物料平均粒度mm2最大8mm11入炉物料含水量%6～8　12总烟气量（标）m3/h24500～28000　13烟气出口温度℃～650　    焙烧过程放出大量的热，能维持温度600～700℃,通过自动控制可使床层温度波动范围为±20℃,生产中控制床层温度(650±20)℃。流态化炉瞬时调节温度的手段有:①保持风量一定,改变给料；②用冷却后的焙烧产物或石英石返回流态化床层；③往流态化床层喷水降温等。流态化床层高度对焙烧效果有一定的影响,适当增加床层高度可以提高流态化床层的稳定性,增加物料在炉内的停留时间,有利于达到反应转化率要求,保证产品质量。若床层过高，阻力增大,将增加动力消耗。生产中控制流态化床层高度为1.4～1.7m。床层直线速度是实现床层线速度应大于颗粒最小临界速度,但也一色小于颗粒的带出速度,一般常取W操作=(0.25～0.6)W带出。生产中对平均粒度2mm的入炉颗粒,取线速度2.56～2.85m/s；床层高度1.5m左右是,床能率过到130t/(m2.d)左右,烟尘防御性为30%～90%（当制粒焙烧时，烟尘率可降到5%～24%）。

铝的商场报价:     铝合金在国际上的生意和生意是在建于１８７７年的伦敦金属生意所（London Metal Exchange (LME))进行的。别的还有几个专为区域性商场效劳的区域交生意商场，如上海金属生意所 (Shanghai Metal Exchange)。铝合金象产品相同被分门别类，报价取决于不同的商场条件。商场上的买家和进行铝合金买卖者理解，铝合金在商场上的崎岖不断的报价改变一部分原因是供需原因，其它象产品商场上的投机行为也是一个要素。     决议铝合金产品报价的最大要素是伦敦金属生意所的生意报价。伦敦金属生意所每天报出生意纯铝（大约99.7%）的报价，这个报价定时在多种期刊上（如《华尔街时报》）以美元和公吨为单位刊出。这个报价除于2,204.6就是威望的伦敦金属生意所的英镑报价，在美国金属交所 American Metal Market (AMM),每天的公报和《Platt金属生意周刊》 Metals Week中，都能看到这些报价，伦敦金属生意所曾阅历周期性的剧烈报价动摇，现在已有下降这些报价崎岖的多种办法或东西。

四、稀土矿的选矿办法    依据稀土矿藏与伴生脉石及其他矿藏物理、化学性质的不同，稀土矿的选矿一般选用以下办法：     1.辐射选矿法     首要使用矿石中稀土矿藏与脉石矿藏中钍含量的不同，选用γ- 射线辐射选矿机,使稀土矿藏与脉石矿藏分隔。辐射选矿法多用于稀土矿石的预选。现在，这种办法在工业上未广泛选用。     2.重力选矿法     使用稀土矿藏与脉石矿藏密度的不同进行分选,常用的重选设备有圆锥选矿机、螺旋选矿机、摇床等。选用重选首要使稀土矿藏与密度低的石英、方解石等脉石矿藏别离,以到达预先富集或许取得稀土精矿的意图。重选广泛用于海边砂矿的出产；在稀土脉矿的选矿中有时也用来作为预先富集的手法。     3.磁选别离法     有些稀土矿藏具有弱磁性。可使用它们与伴生脉石及其他矿藏比磁化系数的不同,选用不同磁场强度的磁选机使稀土矿藏与其他矿藏别离。在海边砂矿的选矿中,常选用弱磁选使钛铁矿与独居石别离；也能够选用强磁选使独居石与锆英石、石英等矿藏别离。在稀土脉矿的选矿中，为了简化浮选流程和节约浮选药剂,有时也选用强磁选使稀土矿藏预先富集。跟着强磁技能的不断开展,强磁选将越来越广泛地用于稀土矿的选矿流程之中。     4.浮选法     使用稀土矿藏与伴生矿藏表面物理化学性质的不同,选用浮选法使之与伴生脉石及其他矿藏别离而取得精矿,是现在稀土脉矿出产中广泛选用的首要选矿办法。美国帕斯山（Mountain pass）稀土矿就是选用浮选法出产稀土精矿。在海边砂矿的出产中，在用重选取得重砂之后，也常常选用浮选法从重砂中取得稀土精矿。     5.电选法     稀土矿藏归于非良导体，可使用其导电性能与伴生矿藏有所不同,选用电选法使之与导电性好的矿藏进行别离。电选常用于海边砂矿重砂的精选作业。     6.化学选矿法     关于以离子形状吸附在高岭土或粘土上的稀土矿床,可充分使用稀土离子易溶于氯化钠或硫酸铵溶液中的特色，采纳先浸出然后沉积的化学选矿办法予以收回。关于易溶于酸或在高温下发生相变的氟碳酸盐稀土矿藏,可先选用浮选办法预先富集，随后选用化学选矿办法（酸浸或高温焙烧）捉纯。     五、稀土精矿质量标准     1.稀土矿中各种稀土元素的组成     “稀土”是各种稀土元素的总称。稀土矿跟着产地的不同,其稀土元素的组成也有差异。国内外首要稀土矿的各种稀土元素组成百分比列于表6。 表6  国内外首要稀土矿中的稀土组成百分数项目氟碳铈镧矿独居石，%磷钇矿离子型稀土矿，%美国我国西澳大利亚美国印度我国马来西亚我国我国 (重稀土)我国 (轻稀土)La2O332.00~27.0023.9017.4723.00~23.350.50~1.202.18~29.84CeO249.00~50.0046.0343.7346.00~45.695.00~3.0﹤1.09~7.18Pr6O114.40~5.005.054.985.50~4.160.70~0.61.08~7.41Nd2O313.50~15.0017.3817.4720.00~15.742.20~3.53.47~30.18Sm2O30.50~1.102.534.844.00~3.051.90~2.152.34~6.32Eu2O30.10~0.200.050.16 ~0.100.20﹤0.2﹤0.1~0.51Gd2O30.30~0.401.496.56 ~2.034.00~5.05.69~4.21Tb4O70.01 0.040.26 ~0.101.00~1.21.13~0.46Dy2O30.03 0.690.90 ~1.028.70`9.17.48~1.77HO2O30.01 0.050.11 ~0.102.102.61.60~0.27Er2O30.01~1.000.210.041.50~0.515.40~5.64.26~0.88Tm2O30.02 0.010.03 ~0.510.90~1.80.60~0.13Yb2O30.01 0.120.21 ~0.516.2~6.03.34~0.62Lu2O30.01 0.040.03 ~0.100.40~1.80.47~0.13Y2O30.10~0.302.413.18 ~3.0560.80~59.364.90~10.70[next]    从表6能够看出:我国的氟碳铈镧矿中的钐（Sm）、铕（Eu）、钆（Gd）含量,高于美国的氟碳铈镧矿;我国离子吸附型重稀土矿中的钐（Sm）、钆（Gd）、铽（Tb）、钇（Y）含量，高于国外的磷钇矿；而我国离子吸附型轻稀土矿中的铕（Eu）含量，比各种稀土矿中的铕（Eu）含量都高。     2.稀土精矿成分     国内外首要稀土精矿典型成分列于表7。 表7  我国及国外首要稀土精矿典型成，%元素包头稀土精矿广东独居石广东磷钇矿江西龙南矿①山东氟碳铈镧矿美国氟碳铈镧矿REO Fe ThO2 P2O5 SiO2 F Ca Ba ZrO2 TiO2 U3O8 Mn 灼减~60 ~4.8 0.18        0.21 ~5~6 ~0.5~1.5 ~7.2 ~4~5 ~0.94 — — — ~0.12 ~13.0~55~65 ~0.7~1.5 ~4~6 ~25~30 ~1.2~4.8 — — — ~1~3 ~1~3 ~0.3~0.4 — —~50~55 ~3.03 ~1.14 ~30.6 ~5.23 — ~0.97 ﹤0.2 0.1~0.2 0.4 ~1.12 — —≥92 ~0.05 ＜0.047 0.01 — 0.07 ~3.11 0.018 — — — 0.01 —~59.71 ~2.61 ~0.32 ~1.1 — ~6.13 ~1.48 ~2.48 — — — — ~20.2~68~72 ~0.35 ≤0.1 ~1.0 ~0.4 ~6.0 ~0.29 ~1.61 — — — — ~20.0     ①龙南矿即混合稀土氧化物     3.稀土精矿质量标准     国内外部分稀土精矿质量标准别离列于表8、表9、表10、表11。表12。 表8  独居石精矿质量标准称号等级REO+ThO2 %杂质含量（不大于），%补白TiO2ZrO2SiO2国内部颁标准一级 二级 三级 四级65 60 55 502 2.5 3 42 2.5 3 43 4 5 6 国外标准一级 二级 三级68 66 55— — —— — —— — —美国要求含量动摇规模；ThO28~12%；P2O525~30%；La2O320~30%；SiO21~4% 表9   铈铌钙钛精矿标准等级含量，%补白铈铌钙钛矿磷二氧化硅一级 二级 三级 四级90 90 90 650.016 0.1 0.3 0.52.5 2.5 6.0 8.0苏联标准[next] 表10  我国磷钇矿精矿部颁标准等级Y2O3（不小于） %杂质含量（不大于），%TiO2ZrO2SiO2一级 二级 三级35 30 252 4 61.0 1.5 2.04 5 6   表11  我国褐钇铌矿精矿部颁标准等级（NbTa）2O5 （不小于），%杂质含量（不大于），%TiO2SiO2P一级 二级35 304 54 60.5 0.5 表12  我国氟碳铈矿-独居石混合精矿部颁标准等第稀土氧化物 （不小于），%杂质(不大于)，%TFeFPCaO一级 二级 三级 四级 五级 六级 七级60 55 50 45 40 35 307 9 10 10 10 15 187 7 7 8 9 10 125              5                   六、国际稀土资源、出产和消费     1.国际稀土资源     依据美国矿山局的计算（表13）:全国际稀土资源总计为4500万吨稀土氧化物，其间我国占80%；美国占11%；印度占5%；苏联占1%；上述四个国家算计占国际稀土资源的97%。 表13    国际稀土资源（REO，t计）区域和国家储量，t区域和国家储量，t北美：美国 加拿大 计 南美：巴西 欧洲：苏联 芬半、挪威、瑞典 计 非洲、布隆迪 埃及 肯尼亚 马尔加什 马拉维4900000 182000 5100000 20000 450000 50000 500000 1100 100000 12500 50000 297000南非 计 亚洲、我国 印度 马来西亚 朝鲜 斯里兰卡 泰国 计 大洋洲：澳大利亚   总计357000 820000   2220000 30000 45000 13000 1000 38000000 184000   45000000①     ①每个国家储量均按四舍五入总计     依据全国地质材料局材料记载，全国十三个省、自治区（台湾省未计算在内）均有稀土资源,首要散布在内蒙古、江西、广东、湖北、湖南等地。就稀土元素的种类而言:我国不只有以轻稀土为主的白云鄂博稀生矿，并且有中、重稀土含量较高的离子吸附型稀土矿。虽然我国磷钇矿资源不多,但我国氧化钇的储量仍超越国外钇资源的总和。[next]     2.稀土出产     跟着稀土在各个范畴里用处的不断开发，国际各国对稀土的需要量在持续添加。依据美国矿山局导报:1983年美国对稀土(按REO)的年需要量为19600吨；全国际对稀土(按REO计)的年需要量为36600吨(表14)。 表14  1983年美国和全国际对稀土的需求量国别美国其它国家全国际年需要量 （REO，t计）196001700036600     从全国际稀土精矿出产的实践产值（表15）能够看出：1984年稀土精矿的产值比1983年增涨22.43%；在1984年出产的44461吨(按REO计)稀土精矿中,美国和澳大利亚的产值别离占56.93%和17.99%；美国出产的稀土精矿,以氟碳铈矿为主，澳大利亚出产的稀土精矿简直全部是独居石，马来西亚则是出产磷钇矿精矿最多的国家。 表15 全国际稀土精矿产量（REO，t计）       国         别 年     份美国澳大利亚我国①印度苏联①巴西马来西亚其他国家算计1983170837975~6000220015001100187270363151984253118000~600022001500100020025044461     依据美国矿山局的计算：1984年全国际具有年出产稀土精矿51960吨（以REO计）的才能。从国际各国稀土精矿的出产才能（表16）能够看出：现在,国际上具有出产才能最大的国家有美国、我国、澳大利亚、印度等。 表16  全国际稀土出产才能（REO，t计）    国别1984年出产才能    北美                 美国     氟碳铈镧矿 独居石                 加拿大 硅铍钇    24500 450   0    南美 巴西  独居石  1200    欧洲 苏联①  独居石 其它  500. 1000    非洲 扎依尔  独居石  180    亚洲         我国①氟碳铈镧矿             独居石             磷钇矿             其他         印度  独居石         马来西亚  独居石              磷钇矿         斯里兰卡  独居石         泰国  独居石         磷钇矿  ~3000 ~2500 ~50 ~10006000 1100 100180 120 60    澳洲         澳大利亚 独居石 磷钇矿    10000 20算计51960[next]    ①估量数字     我国稀土精矿的出产，开展十分迅速,精矿的产值也在成倍地增涨。以1983年出产的稀土精矿产量为100,到1986年我国稀土精矿出产的产值猛增至304（表17）。在我国出产的稀土精矿中，氟碳铈矿－独居石混合精矿占80~86%；独自的独居石精矿占11~16%；磷钇矿精矿只占1.5~2.5%（表18）。近年来，跟着对离子吸附型稀土矿的大力开发，其产值（按REO计）已占我国稀土精矿总产值的15~20%左右。 表17 我国稀土精矿产量的增涨状况    年份1983198419851986产值，%100154218304 表18  我国各种稀土精矿的出产状况    产品称号1983年1984年1985年1986年独居石精矿，%16.5211.7714.4811.96氟碳铈矿和独居石混合精矿，%80.9886.8183.3486.47磷钇矿精矿，%2.501.422.181.57总计，%100.00100.00100.00100.00     3.稀土的消费     从国际各国稀土的消费状况（表19）能够看出：稀土首要用于冶金工业、石油化工和玻璃陶瓷工业。进入20世纪80年代以来，稀土在冶金工业使用有下降的趋势，而在玻璃陶瓷和石油化工的使用有增涨的趋势。 表19  国际稀土消费状况    范畴所占1980年1981年1982年1983年1984年1985年冶金，%333222152225石油化工，%343044484333玻璃陶瓷，%303531333137电子、磁性材料，%333445     我国稀土首要消费在冶金工业。从我国的消费状况（表20）能够看出：与国际各国比较,我国稀土在石油化工和玻璃陶瓷范畴中的使用，还有待进一步开发；但我国拓荒了稀土在农业、轻工、纺织范畴中的使用,并且用量占有必定的份额。 表20  我国稀土消费状况    范畴所占1980年1981年1982年1983年1984年1985年1986年冶金，%70.9157.9368.0069.6370.3064.3071.60石油化工，%23.3127.1526.0022.8819.3020.0016.60玻璃陶瓷，%4.784.895.005.135.3010.004.70新材料，%1.000.311.001.181.101.100.90其他（家、轻、纺），%—9.72—1.184.004.606.20    注：“—”未计算。

据调查，国外氯化法钛白生产厂多选用这种工艺流程。国内硫酸法也学习了这种流程。    （二）包膜工艺及设备    二氧化钛表面处理技能（包膜技能）是后处理核心技能。表面处理决议产品的运用功能、习惯规模。表面处理技能是国内外生产商非常重视并大力进行研制的课题。    1.表面处理作用及分类    (1) Ti02表面处理的作用二氧化钛尽管具有优秀的光学和某些颜料特性，但未经表面处理的初始钛白颗粒，仅在塑料上有少数运用。跟着科学技能的前进，人们要求的前进，在涂料、塑料、化纤方面更不能直接运用。相关问题如下：①未经表面处理的钛在许多涂料的介质（基料）中不能很好地涣散，致使上色力、遮盖力差；②制成品不耐日晒雨淋、简单失光、色彩变黄、粉化等，即我们所说的耐候性、抗老化功能差；③关于像化纤钛白、对光和热敏感性等一些特性要求更无法满意。这些要求只要经过表面处理技能的前进才干逐个满意，与此同时也推动了新产品的开发。    尽管金红石型二氧化钛的化学安稳性优于锐钛型，但由于晶格缺点，在二氧化钛表面有许多光活化点。当它们吸收紫外线的能量’时，尽管绝大部分转变成热能辐射出来，可是还有少数能量使二氧化钛释放出初生态的氧，形成其晶格缺氧，而作为载色体的高分子材料因承受释放出来的氧或受氧化催化作用而发作降解、氧化，导致涂料层发生变黄、失光和粉化等一系列的物理化学变化。这就是二氧化钛光催化作用。Kaempf和Voeltz等分别提出了二氧化钛使涂膜粉化机理的模型，并经过扫描电子显微镜得到了充沛证明，他们提出了如下的反应式： [next]    上述反应式按(l)→(2)→(3)→(1)循环往复地进行，使有机物氧化降解，使Ti02粒子暴露在涂膜之外发生粉化现象，耐候性下降。对二氧化钛表面包膜处理，使料子表面掩盖一些较安稳的水合氧化物，以阻塞光活化点，并使二氧化钛粒子之间经过水合氧化物膜彼此离隔，削弱彼此间作用和前进传热才能。然后避开、削弱上述二氧化钛光催化作用对周围基料的损坏作用。    (2)表面处理办法分类一般多选用中和法，即在必定温度下在浆液中参加酸性（或碱性）包膜剂，再以碱（或酸）中和，使包膜处理剂沉积在二氧化钛粒子表面上的办法。    表面处理办法分类见表4。    2.无机包膜    钛白颗粒表面用铝或硅的氧化物包覆以添加耐候性、抗老化性、改进钛白颗粒在介质中涣散性为无机包膜办法。    这两类化合物也是无机包膜至今仍在遍及运用的包膜办法。包膜的作用说法不一，但实践和实验均证明是有用、不行短少的。并且实验阐明，不同的包膜发生作用也是不一样的（见图4、图5）。

3.中国的氧化铝厂    见表3。表3   中国氧化铝厂一览表序号厂名设计产能/（万吨/年）生产方法序号厂名设计产能/（万吨/年）生产方法1山东铝厂50烧结法4山西铝厂120联合法2郑州铝厂80联合法5河南中州铝厂20烧结法3贵州铝厂40联合法6广西平果铝厂30拜耳法     4.氧化铝生产的特点    (1)生产方法多样、工艺流程长由于处理的原料不同，需要使用不同的生产方法。工业上使用的生产方法有：拜耳法——处理二氧化硅含量低的铝土矿；烧结法——处理二氧化硅含量高的原料；联合法——拜耳法与烧结法联合，同时在一个工厂中使用。目前世界上90％以上的氧化铝都是由拜耳法生产的，只有中国及俄罗斯、乌克兰、哈萨克斯坦采用烧结法。    氧化铝生产流程是热量及碱的闭路循环过程，工厂的前半部是原料处理系统，工厂的后半部为纯化工过程，是溶液的闭路循环过程。拜耳法工厂一般分成5个主要生产车间、35个主要工序；烧结法工厂一般也分成5个主要生产车间、22个主要生产工序；联合法工厂一般分成6个主要生产车间、42个主要生产工序。    (2)生产技术要求高，要有充分的物资基础条件由于生产方法不同，而各工序的工艺流程也有所不同，整个工艺流程又是物料及热量的闭路循环系统，因此要求有较高的生产操作技术及管理技术。    要有足够量的及质量稳定的铝矿石供应。每生产It氧化铝要消耗新水10-15 t，电350-500度，煤It。因此生产氧化铝要求充足的水源，稳定的电力供应和高质量的煤。    (3)氧化铝生产的原料资源在自然界中含铝的矿物有上百种，主要的铝矿物如表4。

国内外铜镍硫化矿熔炼电炉的技术参数见下表： 铜镍锍化矿熔炼电炉的主要参数项目国内某厂贝辰公司①北镍公司②诺里尔斯克公司汤普森公司炉膛内部尺寸(长×宽×高)/m21.5×5.5×4.022.74×5.54×5.111.2×5.2×4.023.2×6.0×5.127.4×6.71×3.96炉床面积/m2118.2512658139184电极直径/m11.11.21.21.22电极中心距/m33.233.23.76电极数目66366电炉变压器数目33133变压器容量(总容量）/kVA5500（16500)16667（50000）30000（30000）15000（45000）6000(18000)压侧线电压/V304～470800～475550～390743～551300～160功率强度/[kVA.m-2]14039651732498炉底砌砖镁砖粘土砖铬镁砖水泥、镁砖水泥镁质填料粘土砖铬镁砖渣线炉墙镁砖铬镁砖镁砖铬镁砖镁砖渣线以上炉墙砌砖粘土砖粘土砖粘土砖粘土砖粘土砖炉衬厚度/mm807　　　　炉底（中心）/mm1250131092013101065出渣口端墙厚度/mm1040115092010401260出锍口端墙厚度/mm10401150121511501180侧墙厚度/mm80711506901040　炉顶厚度/mm300300300300950放锍口个数34343渣口个数34241渣口距炉底高度/mm13001750150014501525熔池深度/mm21000270025002700—镍锍深度/mm600～900600～800600～800600～900600～750电炉操作功率/kW　40000270004000012000-15000每根电极平均下降距离/（mm.d-1)250450～500400～500　　吨炉料电能消耗/kWh600740780～815525～625400～430吨炉料电极消耗/kg5.7～7.84.12.92.8～3.41.75～1.9 ①工作电压341V，电极深度700～1000mm；②工作电压500～550V，电极深度500～700mm。

工艺功能 指资料接受各种加工、处置的才能的那些功能。     铸造功能 指金属或合金是不是合适铸造的一些工艺功能，首要包括流功能、充溢铸模能 力;缩短性、铸件凝结时体积缩短的才能;偏析指化学成分不均性。     焊接功能 指金属资料经过加热或加热和加压焊接方法，把两个或两个以上金属资料焊接 到一同，接口处能满意运用意图的特性。     顶气段功能 指金属资料能承颁发顶锻而不决裂的功能。     冷弯功能 指金属资料在常温下能接受曲折而不 决裂功能。曲折程度通常用曲折角度α(外角)或弯心直径d对资料厚度a的比值表示，a愈大或d/a愈小，则资料的冷弯性愈好。     冲压功能 金属资料 接受冲压变形加工而不决裂的才能。在常温进行冲压叫冷冲压。查验方法用杯突实验进行查验。     铸造功能 金属资料在锻压加工中能接受塑性变形而不决裂 的才能。

1     重介质选矿的作用取决于给矿的标准作业。狄纳DYNA旋涡分选器的给矿粒度,上限通常在—吋                                                                            2   1至1—吋(12.7～25.4mm)之间,为二段或三段闭路筛分的破碎产品。下限粒度由实验断定。给矿粒度   2规模应缩至最小，以便取得最佳的选矿作用和处理才能。    如今常用的介质为磁铁矿和硅铁，或许两者混合。DWP的介质粒度为48目—200目，有时至—325目。磁铁矿介质的最大比重约为2.6～2.8，而硅铁介质的比重可高至3.3～3.5。在金属矿山工业大多数重介质选矿的分选比重在2.5～3.2之间。    选用DYNA旋涡分选器选别由纳西（Tennesse）锌矿，取得如下目标：    给矿粒度   5/16吋～35目    给矿档次   Zn  3.77%    分选比重  2.85    DWP处理才能   50万吨/年选别成果产品产率%档次Zn%散布率%浮相80.10.3086.63沉相19.917.793.37给矿1003.77100     意大利庆用DWP旋涡分选器处理铅锌矿，处理才能为50吨/时，粒级为—12毫米～+0.5毫米，重产品含锌13.5%，含铅2%。    2.圆柱形CBC水力旋流器    乌克兰制作的ф500mm聚酯材料CBC（Clrculafing Bed Classifier）圆柱形水力旋流器（平底）用于预选有色金属矿石。CBC水力旋流器是以两段的别离设备方式作业的。见下图。上半段类似于惯例旋流器的作用，下半段矿泥区有一种对流作用，使粗粒级沿筒壁富集，由沉砂嘴排出。它不需要将矿泥送至中心沉砂嘴的圆锥体，从根本上改动了旋流器的卸料。[next]     在（1）区内旋转速度ω和离心力Z大      （2）区内ω和Z小     CBC水力旋流器下部有一方位固定的矿泥床层，在旋流器旋流的推进下，床层上部界面以最大的转速旋转；下端因为底部的磨擦以较低的速度旋转。这样，构成矿泥床层的上部具有较大 的离心力，旋流器内壁接受的径向压力比下部要大得多，这导致发生一种笔直向下的对流，构成如上图中所示的笔直于横断面的环流。    方位固定的旋转床层现在很有目共睹。这种矿泥床层阻止稀释的悬浮液通向沉砂嘴，致使排卸沉砂的固体含量总是在较宽的规模内动摇（与给料浓度有关）。    圆柱形旋流器是主动调理的。沉砂嘴横断面的变化，对卸料的矿泥浓度简直不影响。喷嘴横断面改动，矿泥床层的高度随之变化，这样就使得溢流嘴底部与矿泥床层水平面之间的净间隔在内部从头调整。这即所谓VCL现象（“Vortexfinder—Clearance—Length”）。    3.双比重三产品动力学重介质分选机    十四届国际选矿会议报导意大利Desse—nibus等在惯例的圆筒型重介质选矿机（静力学型重介质选矿机）的基础上，开展了一种双比重三产品的分选设备（TRI—FIO Se—parator），称之谓动力学重介质分选机。矿浆经过榜首次选别，排出榜首重产品；再经过第2次选别排出第二重产品后才排出轻产品。从这个意义上说，相当于在一个设备中完成了两个分选作业，当给入两个不同比重的介质时，可以取得特殊的作用。动力池重介质分选机的长处是能分出较高质量的重产品和排出贫尾矿。第二重产品可所以另一组份的精矿，也可所以次精矿或中矿。    双比重三产品分选设备已被用于西德萤石、重晶石及煤矿选厂。南斯拉夫用于选铁矿。1981年意大利Masua铅锌选厂安装了直径为400毫米的TRI—FIO分选机体系，处理量2500吨/日，使当选矿石Pb+Zn档次从7%进步至12%，获净利润100万美元。回收率从87%进步至92%，获利50万美元。分选氧化铅锌矿石时榜首产品含Pb+Zn26%，直接供冶炼。第二产品含Pb+Zn15%，供浮选。处理含萤石的方铅矿石，粒度为20～1毫米，介质比重分别为3.25和2.55公斤/升，取得榜首产品含铅45%，回收率90.3%；第二产品含萤石91.8%，回收率90%。一同，扫除40%的尾矿。    4.选用重介质预选的铅锌矿山   （1）加拿大苏利万选矿厂    加拿大采冶联合有限公司的苏利万矿山是国际有名的细密嵌布的杂乱铅—锌硫化矿矿山。选厂处理的硫化矿藏集合体，围岩混入率极高，达50～60%。选厂采取了重介质选矿，在重介质选矿中操控给矿粒度等方法来进步选厂的生产才能。    重介质选矿是选用两台Hunfington Heberlein 型分选机（3300×3300毫米），给矿量为480吨/时。选用方铅矿作加剧剂。    重悬浮液的特性：比重为3.30，稳定性4.0，粘性1.4，铅档次70%。稳定性是指20分钟的沉降速度（厘米）而言；粘性是用50CC水经过小孔的流出时刻，与50CC的重悬浮液相同经过小孔的流出时刻之比。   （2）西德海根选矿厂    梅根Meggen选厂（西德）年处理矿石87万吨，当选矿石由85%的硫化矿藏和15%的脉石组成，硫化矿藏有黄铁矿（67%）、闪锌矿（16%）、方锌矿（2%）、少数白铁矿和黄铜矿，脉石矿藏首要为硅酸盐。    原矿碎至170毫米，经湿筛分红170～15mm、15～1.5mm、—1.5mm三个粒级，重介质分选流程示于下图。[next]    重介质分选设备选用维达格型分选机处理170～15mm粒级，重介质旋流器处理15～1.5mm粒级，前者选用硅铁介质，重介质旋流器选用硅铁和磨碎的磁铁矿混合物（2：1）作介质。按原矿计硅铁与磁铁矿的总耗量为135克/吨。    原矿石经重介质预选丢掉占原矿量18%的废石，含铅锌0.2%。    原矿石经重介质预选丢掉占原矿量的18%的废石，含铅锌0.2%。   （3）西德吕德里希选矿厂    吕德里希选厂属阿尔滕贝格股份公司。选厂建于本世纪30年代，1958年增设了重介质分选工艺，处理矿石量由450吨/日进步到700吨/日。井下矿石选用重介质（闪锌矿作加剧剂）箱形分选机预选，丢掉产率33%的废石。重介质分选目标明于下表。重介质分选工艺目标产品名称1968年   66.2吨/时γ%βZn%βPb%εZnεPb浮选给矿66.310.882.1197.994.97重介质分选发奋矿33.70.460.22　　　100-7.37-1.47100100产品名称1969年2季度~1970年  17.2吨/时γ%βZn%βPb%εZn%εPb%浮选给矿669.952.2498.2295.81重介质分选发奋矿340.350.19　　　100-6.69-1.54100100[next]    （4）波兰奥尔库兹选厂铅锌矿的选别    波兰奥尔库兹选厂首要选别波莫扎斯克和奥尔库兹克的铅、锌矿石，均匀铅、锌总含量为45.5%，金属矿藏以闪锌矿和方铅矿为主，还有很多白铁矿。原矿石经破碎后，进行重介质预选抛尾，比重2.75～2.9克/厘米3，选用硅铁和磁铁矿的混合物作介质，在维姆科圆筒重介质分选机中分选，尾矿档次：Zn 0.5～0.4%，Pb 0.05～0.03%。   （5）Trebiouka矿山    Trebiouka.Pologne 矿山的原矿石破碎至60mm，经湿筛分红10～60mm和—10mm二级，筛上10～60mm产品送Drew—boy型重介质选矿机（处理量125吨/时，洗矿台宽度1.2米，配有沉砂提高轮）处理。60%的硅铁和40%磁铁矿混合料组成分选悬浮液，分选比重2.76。10～60mm矿石在Drew—boy选矿机中分出一部分精矿（沉砂），用提高轮排出，尾矿（浮矿）由旋转耙子排出。分选产品分别在震动筛上进行脱水和冲刷，冲刷水经ф600×125mm的永磁鼓式磁选机回收磁性介质，供循环运用。Trebi—ouka铅锌矿石预选作业金属平衡表明于下表。金属平衡表　原矿0~60毫米0~10毫米原矿10~60毫米重介质沉矿0~10毫米原矿+10~60毫米沉矿尾矿10~60毫米γ%10028.211.84060βZn%1.514.12.753.750.05βPb%5.59.619.712.550.8εZn%10076.621.4982εPb%10049.142.291.38.7    （6）日本栅原选矿厂    日本栅原选矿厂处理的原矿为细密块状、含杂质很少的黄铁矿，并含微量黄铜矿、闪锌矿。脉石矿藏为石英、绿泥石、绢云母等。围岩有辉绿岩、粘板岩、硅长岩等。    矿石中约85%为黄铁矿（真比重为4.8），5%为磁黄铁矿及磁铁矿（真比重为4.2～4.3），围岩和脉石占10%（真比重为2.6～3.0）。    原矿石经破碎、筛分后，-50+6毫米级别用10×10呎维姆科鼓式重介质选矿机，-6+3毫米产品用ф200重介质旋流器进行浮沉别离。    维姆科鼓式重介质选矿机得出的轻产品，用废石脱液筛回收重介质，并按10毫米进行筛分，+10毫米部分作井下充填材料；-10毫米部分与原矿中的-6+3毫米矿石一同，用重介质旋流器进行浮沉别离。    重介质旋流器的参数为：旋流器圆筛部分内径200毫米，给矿口66×50毫米，溢流管85毫米，沉砂管60毫米，圆锥部分锥角20°。    选用硅铁作重介质，其化学分析成分为：Fe 77.80%，Si 14.27%，Al 4.17%。其粒度组成为：+65目7.81%，-65+100目13.84%，-100+200目27.90%，-200+325目13.39%，-325+400目3.57%，-400目33.49%。重介质真比重为6.85。    各国重介质预选的技能经济目标见下表。铅锌矿石重介质预选的技能经济目标国别选矿厂给矿粒度（毫米）原矿档次（%）丢废率（%）尾矿档次（%）尾矿损失率（%）生产才能增加（%）出资回收期，（年）矿选本钱下降（%）PbZnPbZnPbZn澳大利亚列伯尔30~017.5700.050.544.5　　　美国中心38~522600.060.35220　　　南斯拉夫麦日查50~342.5550.150.8217100　下降20 ~30%西德列姆斯克25~71.74.8500.120.142.81.410011.5　意大利波念基32~251.75.4380.060.071.24.8　　　非洲乌鲁维克40~62.60.5480.010.032.22.5　　　美国克拉格32~422360.20.253.6　　　美国明尔西尔32~473330.40.424　　　瑞典阿梅别尔克50~51.611260.213.42.4　　　加拿大苏里万25~468240.20.30.81.137.5　　我国柴河30~24.388.67600.180.232.31.6　　下降45%我国长坡20~30.321.5~50（作业）0.0470.2　　150

4.沸腾焙烧炉    沸腾焙烧是粉矿在沸腾状态下进行加热-还原过程，用煤气或煤粉作还原剂。沸腾炉结构简单，工艺流程见图5，它由炉体、底部风箱和空气分布板组成。炉体外壳用钢板制成，内部用火砖砌筑，炉顶用硅酸盐耐火混凝土灌制。    沸腾床为矿石焙烧的主要地方，采用锥形床(床全锥角23°)，这样既可以使床内物料充分“沸腾”又使细粉不致过多地被气流带走。炉子中段的作用除了满足细粉在载流过程中必要的焙烧时间外，也可使部分细粉重新返回沸腾床。风箱是空气进入炉前的过度构件，具有降低空气压头作用，使空气通过分布板均匀入炉，因空气入炉前已被预热，所以，风箱采取保温措施。分布板由花板和风帽组成。风帽为锥形侧孔式，风帽侧孔以下至花板填充耐火材料以保护花板不被烧坏。    八一锰矿1977年建成处理100t/a原矿的工业试验炉，用来沸腾焙烧锰矿石的氧化锰矿，矿石破碎至5mm以下后用螺旋加料机给入沸腾炉，还原用煤粉则用螺旋泵用压缩空气输送，从沸腾炉底部喷入炉内。作为沸腾介质和煤粉燃烧需要的空气经废气预热后经分布板均匀布入炉内。    煤粉喷入沸腾床内，在空气量不足的条件下燃烧产生高温还原性气体，将矿石加热至要求的温度并完成还原反应。    焙烧产品由溢流排出粗粒焙烧矿和收尘系统回收细粉组成，经水淬箱进入矿浆池。沸腾焙烧锰矿石选别的技术列于表3。    沸腾炉结构虽然简单，但热耗高，烟尘大，因此目前在我国还没有在锰矿工业生产上应用。[next]    (二)中性焙烧    中性焙烧锰矿石的目的是使碳酸锰矿石分解，放出二氧化碳、挥发物和结晶水，从而提高锰品位，该工艺在我国碳酸锰矿山已获得广泛应用。    碳酸锰矿石的焙烧过程是一个吸热反应，由于碳酸锰矿石中还夹杂有其他碳酸盐矿物，它们的分解压是不同的，因此所需分解温度也不尽相同，它们的分解温度见表4。表4               碳酸盐矿物分解温度碳酸盐矿物MnCO3FeCO3MgCO3CaCO3分解温度/℃6424596811157     为使碳酸锰矿物充分分解，其焙烧温度必须达800~1000℃，但焙烧温度过高，耗热大，同时会引起部分矿物表面软化而粘结，造成生产障碍。    碳酸锰矿石焙烧多采用圆窑，进行锰矿石烧结过程时顺便达到焙烧的目的。    湘潭锰矿最早采用圆窑焙烧碳酸锰块矿。圆窑结构很简单，目前有两种规格：湘锰型的圆窑上口直径6.6m，底部直径6m，呈喇叭型，内空高4m，底部设5条0.5m宽的通风窑道与窑外通风机相连，容积115m3，可装矿250t，生产周期15天，年产焙烧矿2880t，为人工装卸，劳动强度较大。桃锰型圆窑上口直径5.8m,底部直径5.2m，净高4.5m，采用底部排料，故卸矿性总容积105m3，可装矿220t，生产周期8天，年处理焙烧矿2300t。    大新锰矿也建有圆窑进行碳酸锰矿的中性焙烧，圆窑上口直径6m，底部直径5.5m，内空净高6.5m，总容积180m3，可装矿500t，生产周期8天，年处理焙烧矿20000t.    湘潭锰矿在20世纪70年代初期曾采用类似竖炉的炉型进行碳酸锰矿的焙烧试验，入炉矿石粒度5~200mm，用高炉煤气作热源，焙烧温度850~900℃，间隔20min排产1.6t，可进行连续生产，降低体力劳动强度，但焙烧温度不易控制，易结窑，需作进一步改进。

(1)富钻梳加压浸出富钻梳加压浸出基本反应是：    以硫黄代替硫酸作浸出剂可避免浆化过程产出有毒气体H2S污染环境，浸出温度150℃，时间7.5h，浸出釜压力1.5MPa，液固比为6.5:10浸出率为（％）：Ni 95，Co94，Cu 94。    (2)从浸出液中制取氧化钴富钴锍含铜近20%,浸出时94%进入溶液，采用SO2加硫黄沉淀除铜，除铜80-90℃温度，产出含铜达50%的铜渣。除铜液再用碘钠铁矾法除铁，P204萃取剂萃取除杂质，P507萃取分离镍钴和加草酸铵沉淀出草酸钴，草酸钴于450℃下煅烧分解，即可得到产品氧化钴。

含锡合金包含以锡为主的锡合金(锡铅焊料在外)，以及锡为首要增加元素的合金，是锡消费的重要出路，占锡消费总量的23%左右。首要用于轿车、机车、拖拉机轴瓦和重型机器轴瓦，其间锡基巴氏合金运用最广泛。(1) 铜－锡合金     铜－锡合金是指含有5～15%Sn以及少数Zn的铜合金，是最陈旧的合金(也称“青铜”)，具有高的机械强度和硬度，杰出的铸造功能和加工功能，抗腐蚀，很好的承载功能，恰当的导电率和易于焊接等特性。现在传统用处青铜钟、青铜雕塑依然兴隆，但其首要用处还在工程方面。在工程上，铜锡合金首要以三种形状运用：铸件、锻件(棒、带、管和丝)和烧结粉末冶金组份。     其间，铸件青铜合金含Sn—5～13％，并含有磷。此外，可用Zn替代部分Sn(不含P)，发生的一系列合金称之为炮铜。铸态的青铜和炮铜兼有好的抗腐蚀性，耐磨性，适度的强度和洽的可铸性。广泛用作同海水、锅炉给水以及与无机酸触摸的阀门和配件；用作齿轮和滑动轴承。     可锻合金含锡高达8%，具有高的强度和抗腐蚀的才能。能够将它加工成片、带、管、棒和丝，其用处包含制造绷簧和仪器部件，冷凝管板和管、容器，以及轴承、绷簧、电子设备的插头和绕线连接部分。     粉末冶金青铜部件，典型成分含锡10％，用于制造部分光滑或无光滑轴承。还选用粉末冶金办法出产一种由其它办法出产很困难的特殊合金。(2) 巴氏合金     巴氏合金是最广为人知的轴承材料，其运用能够追溯到工业年代。巴氏合金是仅有合适相对于低硬度轴滚动的材料，与其它轴承材料比较，具有更好的适应性和压入性，广泛用于大型船用柴油机、涡轮机、沟通发电机，以及其它大型旋转机械。     巴氏合金可简略地分为三种：高锡合金、高铅合金和中间合金(合金中锡和铅均占有重要份额)。在所有这些合金系中，锑和铜均作为重要的合金化元素和硬化元素，并且其结构是由硬的、弥散于软基质中的金属间化合物组成。     典型工业巴氏合金成分如表1-25：(3) 铝－锡合金     与巴氏合金比较，铝锡合金能满意机械设备更巩固、更严厉的操作条件。常用的铝－锡合金有：     1) 含锡6%的合金，用于高负荷作业环境，其局限性在于它们需要与经特殊硬化处理的轴一同作业。     2) 含锡20%的合金轴承具有介于高疲劳强度及杰出的表面特性之间的折衷功能。其运用包含用于高速汽、柴油发动机，振动器，凸轮轴，齿轮变速箱，拉杆轴衬及止推垫圈的高负荷曲轴轴承。     3) 含锡30%的合金用于粉尘特别严重环境而嵌入性又重要的场合，含锡40％的合金则用在船用柴油发动机的十字轴承上。(4) 锡工艺品     锡工艺品是具有装修性，又具实用性的一类锡及合金制品，代表很多耗费锡金属的几种运用领域之一。作为一种高级金属工艺品，锡工艺品具有丰厚的创造体裁和巨大的商场开展空间。锡工艺品可制造成带有各种浮雕图画的酒具、茶具、餐具、奖杯等器皿类产品，这类产品具有银器的外型特征，无毒无害，报价比银器低，兼具观赏性和实用性，可广泛用于宾馆等较高级的场合和各种体育比赛留念；制造成各类圆雕、浮雕的锡工艺产品，可赋予不同的特征文明意义而广泛地用于集团礼品、各种活动的留念品、旅行用留念品和居家装修用品，具有宽广的商场空间。(5) 易熔合金     铋、锡、铅、镉和铟都是低熔点金属，当这些金属以不同份额化合时(二元、三元或四元合金)，能够得到熔点更低的合金，这些合金通称为“易熔合金”。此外，这些合金还有一些有价值的特性包含：低蒸汽压、杰出的导热性、易加工、合适铸模的高流动性、固化时尺度可控性、铸造中细部再现性和可重复运用性。易熔合金分两类：有单个不接连熔点的共晶体和在必定温度熔化的非晶体。表1-26为部份典型合金及运用。(6) 超导铌－锡合金     NbTi和Nb3Sn是当今首要运用的两种超导合金。其间，铌－锡合金的超导性有必定的工业用处。它具有较高的临界温度(18K)，可削减冷却，并能支撑更强的电流密度和磁场。Nb3Sn合金在磁场强度高达2000000高斯时，仍能在某种程度上坚持其超导性。但Nb3Sn极脆，在加工为线材时极困难，现在选用新的加工办法，将钽参加铌里合金化取得(NbTa)3Sn合金，可大大增强Nb3Sn的特性。

控制信息 五氧化二钒(剧毒) 　　本品依据《易制毒化学品管理条例》受公安部门控制。 称号 中文称号：五氧化二钒 　　中文别号：五氧化钒，无水钒酸，氧化钒(V) 　　英文别号：Vinylchloroformate，Vanadic acidanhydride，Vanadium pentoxide 化学式 V2O5 相对分子质量 181.880 性状 液体。对湿灵敏。相对密度(d?25)1.160。沸点67～69℃。折光率(n?20D)1.4100。闪点-4℃。易燃。有刺激性和催泪性。有毒。产品常加0.05%2，6-二叔丁基对或0.02%对二酚一甲酯作稳定剂。 五氧化二钒原矿石 贮存 充氩密封4℃枯燥保存。 用处 基和羟基的维护试剂。工业上硫氧化法制硫酸工艺中SO2转变为SO3过程地催化剂。

块状铜锌黄铁矿矿石体系两段磨矿、两段分级后，分级溢流进行优先浮铜，铜粗精矿经再磨后铜、锌别离，粗选尾矿再选锌，选锌尾矿即硫精矿。其磨浮工艺流程及目标见下图。    铜精矿选用三段脱水，终究水分5~7%，产品用带式输送机直接送入冶炼厂精矿仓。锌精矿选用三段脱水，枯燥产品独自堆存外销。    硫精矿脱水有三种办法：1）三段脱水，枯燥产品直接送往冶炼厂制酸体系。2）两段脱水，产品堆存外销。3）沉淀池天然脱水，堆存外销。三种办法以两段脱水为主，其它两种可灵活运用。    白银铜选矿厂是一个老厂，在处理我国含铜黄铁矿类型的铜矿石方面有着丰厚的出产经历，该厂在很多的科研与出产实践中，探究出了一些卓有成效的办法。    1） 浸染矿低钙低药选铜、尾矿加酸选硫法。1979年今后，因为出矿量不平衡，单一浸染矿出产时选用了此法，即在低钙（含氧化钙50g/m3）、低药（含黄药30~50g/t）条件下选出铜精矿，选铜尾矿只需加少数硫酸就可使pH值降低到7以下，然后选出硫精矿。曩昔在高钙高药条件下处理单一浸染矿，选铜尾矿丢掉，硫是不能收回的。运用此法后，硫收回率达73%以上，一起提高了铜的精矿档次与收回率，降低了药剂耗费，取得了杰出的经济效益。其前后目标比照见下表。  浸染矿选用低钙低药法前后工艺目标比照项目选铜目标，%选硫目标，%药剂耗费，kg/tαβεαβε丁黄药2号油石灰运用低钙低药前（1970~1979年）0.677~ 1.01511.845~ 18.88283.743~ 91.439   0.135~ 0.2200.054~ 0.0988.29~ 16.26运用低钙低药后（1979~1984年）0.886~ 1.64116.739~ 27.12590.437~ 95.6935.1~ 12.839.40~ 43.4773.41~ 86.370.075~ 0.1450.017~ 0.0498.39~ 11.85     2)尾矿选硫。1979年前处理浸染矿选铜后丢掉的尾矿量约3000万t，尾矿含硫均匀9.58%。为收回这部分资源，1985年建成150万t/a规划的选硫设备。其工艺进程为：索斗铲将积存在1号尾矿坝的尾矿装上火车，运至选厂造浆池，用4台平桂Ⅳ-150型水造浆，矿浆流入ф50m浓缩面脱泥、脱水，浓缩产品进入浮选，以JJF-16浮选机作粗、扫选，JJF-8作精选，经一粗、一粗、一扫得出合格硫精矿。该项选硫办法可年产硫精矿30万t。    3）1977年与有关单位一起研制成在线X荧光分析仪与电子脉冲计数加药器。在线X荧光分析仪保在出产中接连顺次测定原矿、精矿、尾矿中铜、锌、铅、铁等元素的档次，并能主动守时、定点、检测、分析，即时在电视屏幕上反映分析成果。这对加强出产管理，安稳出产目标曾起了促进作用，但因矿浆运送回路问题，现在不能正常接连运用。电子脉冲计数加药设备较之机械加药机增大了加药调整规模，减小了差错，然后改进了药剂工人的操作条件，基本上完成了无人操作。

4.两段化-吸附工艺    不久前，化-吸附工厂首要处理以含金为主的矿石，一道收回矿石中的银与金。近年来，也开端用此法处理含银高的矿石，在处理时运用一段化吸附法，银的收回率不高，形成很多丢失。为此试用两段化-吸附法。    银在帆化时虽也和金相同生成银络合物[Ag（CN）2]-，但在一般条件下，能生成Ag（CN）2-的首要是金银矿、天然银。其他银矿藏，特别是硫化银矿藏就难以生成Ag（CN）2-了。在氛化液中，硫化银的溶解反响是：                      Ag2S＋4NaCN=====2NaAg（CN）2＋Na2S    式中反响的方向取决于溶液中和可溶硫化物的数量比。当反响进程中生成的在矿浆中不断堆集直至逐步树立平衡后，银的溶解反响就会中止。为使反响向右进行到底，就有必要进步矿浆中的浓度并强化矿浆充气。这时的在氧的存鄙人会首要氧化为硫代硫酸钠，然后再氧化成硫酸钠：                      2Na2S＋2O2＋H2O→Na2S2O3＋2NaOH                      Na2S2O3＋2NaOH＋2O2→2Na2SO4＋H2O    所以，在有氧存在的高浓度溶液中，硫化银分化的总反响式为：                    Ag2S＋4NaCN＋2O2→2NaAg（CN）2＋Na2SO4    由上可知，要使硫化银在化矿浆中有效地分化，矿浆中有必要含有高浓度的和氧。    前苏联某金一银矿床矿石的金、银化动力学曲线如图5。从图中可看出：①浓度在0.1%~0.4%时，金、银的溶解速度和溶解率最大；②在上述浓度下，经12h化金便简直彻底溶解；而银即便经42h，溶解率也只挨近80%；③在化开端的2~3h内，银的溶解率简直达50%。开端时银的溶解速度快，其原因是矿石中的金、银矿首要被溶解所造成的；④银到达最大溶解率所需的时间比金长4倍，这是因为矿石中硫化银矿藏溶解慢的原因。所以，浓度高和化时间长，是含硫化银矿石化作业的首要特点。[next]    经过对树脂吸附银的动力学研讨以为。当溶液为只含银和少数CN-的纯液时，树脂会激烈地吸附银。如溶液中除银络阴离子外还含金络阴离子时，则树脂先为银所饱满，后为金所饱满。这是因为吸附进程中树脂被银和金饱满之后，就出现已被树脂吸附的银络阴离子被金络阴离子替代的现象。在金、银和杂质金属络阴离子共存的溶液中，AM-2Б阴离子交流树脂吸附阴离子的相互取次第按如下的吸附挑选次第摆放：[Au（CN）2]-＞[Zn（CN）4]2-＞[Ni（CN）4]2-＞[Ag（CN）3]2-＞[Cu（CN）4]3-＞[Fe（CN）6]4-。这表明：当树脂饱满后，后边的阴离子就会被前面的阴离子从树脂中替代出来。这就是选用AM-2Б阴离子交流树脂挑选性吸附收回金、银的两段化-吸附工艺原理之地点。    两段化一吸附收回矿石中金、银的工艺流程（图6）在榜首段吸附收回金，第二段吸附收回银。即原矿矿浆在含质量分数为0.1%~0.15%的NaCN和0.2%~0.3%的CaO的条件下化12h，此进程中金简直彻底溶解，银约50%（首要是金银矿中的银）被溶解。[next]    将此矿浆送榜首段吸附，树脂参加最终一只帕丘卡吸附槽后（此槽中的树脂吸附金、银参半或银更多），经2~3级吸附，树脂就为银所饱满。但当树脂与矿浆逆向运动到今后的各吸附槽中，树脂吸附的银逐步被金离子替代而富含金。金在榜首段吸附的吸附收回率达98%~99%。经榜首段吸附后，进步矿浆中的浓度（保持在0.15%或以上）再次进行化，使硫化银分化。二次化后的矿浆送第二段吸附，首要从矿浆中吸附收回银，一起收回残留和再溶解的金。故第二段树脂吸附的银多、金少。    作者还曾研讨过吸附进程银络离子的存在形状。证明树脂吸附有多电荷的银络离子[Ag(CN)3]2-、[Ag（CN）4]3-。现已查明，当银络阴离子被树脂吸附后，因树脂中吸附有CN-离子而会生成多电荷银络离子，影响所吸附的银量，因一个多电荷的络阴离子要占有树脂中几个活性基团。这也是AM-2Б阴离子交流树脂在这种条件下吸附银的交流容量和挑选性都适当低的原因。

三、电炉锰铁冶炼用的原料    原料为锰矿、焦炭和熔剂    1.锰矿    锰矿的品种主要有氧化锰矿、烧结矿、焙烧矿和人选富锰渣等。    锰矿中除了主要成分Mn外，还含有一定数量的Fe,CaO,Al2O3,SiO2,P,S等杂质，应根据冶炼产品的要求进行控制。    锰矿中的锰铁比是决定产品含锰量的重要技术参数，秤不同牌号的高碳锰铁，对入炉锰矿的m(Mn)/m(Fe)要求不同，某厂采用熔剂法冶炼 时对入炉锰矿的含锰量、m(Mn)/m(Fe)、m(P)/m(Mn)要求见表2。表2        熔剂法治炼对入炉锰矿含锰量、m(Mn)/m(Fe)、m(P)/m(Mn)要求牌号Mn含量m(Mn)m(P)/m(Mn)m(Fe)ⅠⅡ≥≤FeMn78C8.040%8.80.0020.004FeMn74C7.535%6.40.0020.0042FeMn68C7.034%4.50.0030.0057     锰矿中的CaO,MgO均为碱性氧化物，对调整炉渣碱度和流动性有利，一般不予限制。锰矿中的Al2O3在一定范围内能控制渣中含锰量，但Al2O3过高，会使炉渣熔点升高，流动性变差，渣铁分离困难，影响冶炼技术经济指标。一般要求入炉锰矿中Al2O3含量不超过10%。采用熔剂法生产时入炉锰矿中的SiO2含量越低越好。因SiO2含量高，会增大石灰用量，增大渣量，电耗升高。锰矿中的硫一般以MnS,CaS的形式进入渣或挥发，只有约1%进入合金，一般不作限制。    对入炉锰矿的水分庆控制在8%以下，因水分太高，波动大会影响配料的准确性。在熔剂法生产时会使石灰吸水粉化，造成炉内透气性差，产生刺火、塌料，使炉况恶化，电耗增加。    入炉锰矿粒度根据电炉容量大小而定，对6000KVA以上电炉入炉粒度一般为10~80mm，小于10mm的粉矿不超过总量的10%。    2.焦炭    作为还原剂用的焦炭主要有冶金焦、气煤焦、半焦等。对入炉焦炭，要求固定碳含量高、电阻率大、灰分低、磷低。灰分低带入的渣量少，含磷相应减少，可降低冶炼电耗。电阻率大，容易使电极下插，对稳定操作有利。    入炉焦炭粒度一般为3~25mm，小于3mm的焦末不得入炉。焦炭所含水分不得超过7%，而且波动量应尽量小。    3.溶剂(石灰)    要求石灰中CaO含量高，SiO2及P,S杂质含量低。一般CaO含量大于80%，SiO2含量不超过6%，P,S应分别低于0.05%和0.8%。石灰入炉粒度一般为10~60mm.[next]    四、电炉高碳锰铁冶炼工艺操作    1.冶炼方法    电炉高碳锰铁的冶炼 是连续进行的，即连续加料冶炼，定时出铁。根据入炉锰矿品位的不同及炉渣碱度控制的不同，在电炉内生产高碳锰铁有熔剂法、无熔剂法、少熔剂法三种方法。    (1)熔剂法   采用碱性渣操作，炉料中除锰矿、焦炭外，还配入一定量的熔剂(石灰)并用足还原剂。采用高碱度渣操作，炉渣碱度n(CaO)/n(SiO2)控制在1.3~1.4，以便尽量降低渣中含锰量，提高锰回收率。    (2)无熔剂法    采用酸性渣操作，炉料中不配加石灰，在还原剂不足的条件下冶炼，用这种方法生产，既可获得高碳锰铁，又可获得生产硅锰合金和中、低锰铁的含Mn30%的低磷富锰渣。其优点是电耗低，锰的综合回收率高。其不足是采用酸性渣操作，对碳质炉衬侵蚀严重，炉衬寿命较短。    (3)少熔剂法    采用介乎熔剂法和无熔剂法之间的“偏酸性渣法”。该法是配料中加入少量石灰或白云石，将炉渣大碱度控制在0.6~0.8之间，在弱碳的条件下冶炼。生产出合格的高碳锰铁和含锰25%~40%及适量CaO低磷、低铁锰渣。此渣用于生产硅锰合金时既可减少石灰加入量又可减少因石灰潮解而增加的粉尘量，因而可改善炉料的透气性。    采用何种方法与入炉矿的品位有关。入炉矿石的品位较低一般采用熔剂法，入炉矿石的品位高(高品位进口矿)则用无熔剂法或少熔剂法生产高碳锰铁。    2.冶炼工艺操作    电炉高碳锰铁的生产操作过程主要有配料、加料、炉况维护及出铁浇铸等。    (1)配料及加料    根据配料计算得出配料比后，按锰矿石、焦碳、石灰(白云石)的顺序进行称量配料，然后通过运输系统将配好的料送到炉顶料仓或加料平台。根据炉内需要分批加入炉内。    (2)炉况维护    在电炉冶炼过程中，由于原料的波动、电气及机械设备等因素的影响，炉况难以长期保持稳定状态，总是在波动变化。因此要对炉况随时、监测，并根据其变化作出准确判断，及时采取措施调整和处理，使炉况恢复到正常状态。    (3)炉况判断及处理   炉况正常的标志是：    ①操作电流稳定，电极插入深度合适，电极电压正常。    ②料面高度合适，冒火均匀，炉料化料均匀，电极周围刺火及塌炎现象少。    ③封闭炉内炉气压力、成分、温度正常。    ④炉渣成分稳定，产量稳定，各项技术经济指标良好。    ⑤合金成分稳定，产量稳定，各项技术经济指标良好。    炉况的变坏不多是由于还原剂配入过多或不足以及炉渣碱度过高或过低造成的。    还原剂过多时，由于炉料电阻率减小，电流增大，电极上抬，炉内化料速度减慢，电极周围刺火严重，炉气压力与温度上升，锰的挥发损失增大，炉底温度下降，出炉困难，产品含硅量增高。此时应向电极周围适量减碳，并调整料批中焦炭的配入量。    还原剂不足时，电极下插过深，电极消耗增大，负荷上不去，电流不稳定；炉口翻渣；炉渣中含锰量升高，产品中硅低磷高，渣多铁少。此时可向电极周围附加适量焦炭，并在料批中提高焦炭配比。        炉渣碱度过高时，在炉内表现为电极上抬；料面刺火，翻渣；炉渣流动性差，出铁量少，炉渣发暗百粗糙，断面孔，冷却后很快粉化。炉渣碱度过低时，电极插入深，炉渣稀，流动性好，渣表面皱纹少，渣中跑锰多。针对上述情况，应及时调整石灰配入量将渣碱度调整到正常范围。    (4)出铁及浇铸    正常生产电炉要按一定时间间隔定时出铁，出铁次数根据电炉大小容量而定。一般大电炉每班出铁4~5次，中小型电炉每班2~3次。根据一些厂的生产经验，在炉内冶炼状况正常的情况下，适当延长出铁间隔单间，对提高产品质量，降低焦比、电耗有较好作用。[next]    五、配料计算    在铁合金生产中因为生产中的诸多因素不可能精确测算。因此要做到精确的配料计算是不容易的。而且在实际中意义也不大。通常以原料成分、生产中的控制参数及经验数据为依据，进行初步测算，投入生产后再根据其炉内情况进行调整。计算条件如下：    冶炼合金成分为:Mn66%,SiO22%,C6.8%,P0.3%,Fe23%,其他0.9%。    原料成分为:    锰矿：(综合矿)Mn34%,Fe10%,P0.12%,SiO29%,CaO1.5%    焦矿：C80%    石灰：CaO80%    炉渣碱度：n(CaO)/n(SiO2)=1.4    各元素在冶炼产物中的分配如表3所示。焦炭利用率为90%。表3     锰矿中元素分配（%）元素入合金入渣挥发MN781012Fe955/P751015     以100kg锰矿为计算基础计算。     (1)焦炭用量计算    焦炭用量为锰、铁、硅还原用碳量及合金渗碳量之和：    ①100kg锰矿还原得合金部量      锰、铁、磷总量为：                 100×34%×78%+100×10%×95%+100×0.12%×75%=36.11kg    锰、铁、磷所占合金比例为:                 100%-C含量-Si含量-其他=100%-6.8%-2%-0.9%=90.3%    100kg锰矿得合金总量为：                       36.11kg÷90.3%=40.12kg    合金中的硅含量为：                        40.12kg×2%≈0.824kg    ②合金渗碳量                        40.12kg×6.8%=2.728kg    ③锰、铁、硅还原用碳量    还原MnO,用碳量为：MnO+C===Mn+CO    还原FeO用碳量为：FeO+C===Fe+CO    焦炭总用量(干基)为：                     (2.72+6.672+2.036+0.686)÷90%÷80%=16.83kg    (2)石灰用量    渣中的SiO2含量为    石灰用量为:(6.22×1.4)÷80%=10.89kg    (3)原料配比为:锰矿100kg；焦碳16.8kg;石灰10.89kg.

金川镍矿属岩浆熔离型硫化铜镍矿床，共划分为四个矿区，其中二矿区占总储量的76%，一矿区占16%.目前建有两座选矿厂，一选厂处理一矿区矿石，二选厂处理一、二矿区的矿石。二选厂于1964年由北京有色冶金设计研究总院设计，规模为6000t/d.由于一选厂的选矿指标与二选厂有一定可比性，故在本节中列入了一选厂的部分数据。   （1）矿石性质：二矿区矿体分为超基性岩型、交代型和贯入型三种，其中以超基性岩为主的1号、2号矿体最大，约占二区总储量的99%.超基性岩体各岩相呈同心壳状分布，核心为富矿，核外为贫矿，外围是超基性或基性围岩，有的直接与片麻岩、大理岩接触。围岩以二辉橄榄岩为主。各岩相都有少量硫化物。    金属硫化物以磁黄铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿为主，其次有方黄铜矿、黄铁矿、墨铜矿、紫硫镍铁矿，还有少量四方硫铁矿。金属氧化物有磁铁矿、铬尖晶石、赤铁矿等，含量较少。脉石矿物主要是橄榄石，其中部分橄榄石已蛇纹石化，其次是辉石、少量碳酸盐及斜长石等。    二矿区矿石按工业品级又可分为贫矿石、富矿石和特富矿石三类。贫矿以星点状构造为主，富矿以海绵晶铁构造为主，特富矿则以块状构造为主。海绵晶铁构造的金属硫化物以集合体出现，由镍黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿组成。集合体粒度1~5mm.硫化物集合体紧密充填于橄榄石颗粒间，与脉石矿物接触界线明显。镍黄铁矿粒度一般为0.05~1mm，但有少部分呈火焰状嵌布于磁铁矿中，粒度一般小于0.01mm，难以分离。黄铜矿粒度一般在0.1~0.5mm，少部分达1~3mm，也有少量细粒。磁黄铁矿粒度较粗，90%在0.1mm以上。    矿石中除有磁黄铁矿、镍黄铁矿和黄铜矿等主要金属矿物外，还伴生有金属如金、银、铂等。其中金和银对黄铜矿有很大亲和力，多富集在铜精矿中。铂族元素主要以镍黄铁矿固溶体存在，故大多数铂族元素富集在镍精矿中，此外，磁黄铁矿中也有少量的镍和贵金属。    二矿区富矿石普氏硬度10~14，密度3.08t/m3，松散密度1.89t/m3，安息角38°，矿石含水5%.   （2）工艺流程：二选厂原处理一矿区西部贫矿，1983年开始处理二矿区富矿石。二选厂共有两个碎矿系列，四个磨浮系列和两个脱水系列。磨浮第一、第二系列处理一矿区贫矿，处理能力为2000~3000t/d；第三、第四系列处理二矿区富矿，处理能力为3000t/d。本节主要阐述富矿系统的生产状况。    二选矿富矿系统碎矿流程为三段一闭路，阶段磨矿、阶段浮选，浓缩、过滤两段脱水。铜镍精矿干燥作业及硫精矿脱水均设于冶炼厂。    由于二矿区富矿中黄铜矿、镍黄铁矿自然可浮性好，在粗选铜、镍精矿作业中可不加活化剂硫酸铜便可进行铜镍混合浮选，即可在自然ph介质中按硫化物的自然可浮性顺序选别，克服了优先浮选对有用金属采取活化-抑制-再活化的缺点，从而降低了抑制剂和活化剂的用量。工艺流程为两段磨矿后进行混合浮选，获得铜镍精矿。混尾再磨加硫酸铜活化磁黄铁矿再选，其粗精矿经脱水后再加少量硫酸铜精选，获得低镍高硫精矿，为冶炼贫化电炉作硫化剂之用。工艺流程见下图。图中硫精矿暂不生产，以虚线表示。[next] [next]     二矿区富矿硬度较大、难磨，要求磨矿粒度较细，为避免矿石过粉碎，提高分级溢流浓度，采用了棒磨、球磨加旋流器分级的磨矿工艺。该厂第一段磨矿分级一直采用水力旋流器，为使旋流器工作稳定，砂泵均配有液力偶合器调速，在水力旋流器的操作、管理方面积累了一定经验。    一、二选厂近年工艺指标和单位消耗指标及二选厂主要设备（包括贫、富系统）分别见下表： [next]单位消耗指标（按原矿计）名  称乙黄药丁黄药2号油硫酸铜碳酸钠铵黑药硫酸钢球钢棒水电单  位Kg/tKg/tKg/tKg/tKg/tKg/tKg/tKg/tKg/tM3/tKw.h/t数量二选厂（富矿）　0.180.070.17　0.0030.0131.470.74643.5二选厂（贫矿）0.110.030.060.15　　　0.660.45.437一选厂0.190.11　　3.30.1　1.44　6.249.2注：1、二选厂富矿系统暂不产磁黄铁矿；        2、水耗包括回水。回水量为总量的30%.  主  要  设  备序号设备名称及规格单位数量备    注13500╳2100鄂式破碎机溢流型 台1富矿、贫矿系统共用2ф2100标准圆锥破碎机台1同上3ф2100短头圆锥破碎机台2同上4ф1750标准圆锥破碎机台1富矿系统用5ф1750短头圆锥破碎机台2同上61800╳3600自定中心振动筛台7其中2台用于富矿系统7ф2700╳3600棒磨机台4其中2台用于富矿系统8ф2700╳3600溢流型球磨机台9其中4台用于富矿系统9ф2100╳3000溢流型球磨机槽2富矿系统用107A浮选机槽96贫矿系统用116A浮选机台114其中72槽用于富矿系统12BX-8浮选机台80富矿系统用13ф30m浓缩机台5铜镍精矿用14ф15m浓缩机　3硫精矿用一台，富矿系统中矿脱水用2台　40m2折带式过滤机台6铜镍精矿用1520m2折带式过滤机台2硫精矿用16112m2叶片式过滤机台2铜镍精矿用

选别流程为一段闭路磨矿，产品粒度小于0.074mm约65%，原矿先选铜，经一粗、二精、二扫得铜精矿，选铜尾矿经调浆后选硫，经一粗、一扫得硫精矿，尾矿再选铁，经一粗、一精得铁精矿及最终尾矿。见下图。    铜尾矿选硫，原设计是将浮选尾矿经水力旋流器分级脱除大量矿浆及药剂后直接选硫，但生产指标一直很低，近年生产不断革新，经试验、分析，提出利用闲置浓缩机两台，铜浮选尾矿入选前先入ф30m浓缩机，并大量加入坑下pH=4.5的酸性水，其底流送入ф12m浓缩机，并再次加入坑内酸性水稀释。ф12m浓缩机底流进入选硫系统，由于ф30m浓缩机脱除了大量的碱性水，其CW=45%的高浓度底流又加酸性水中和后，使入选矿浆pH值降到11.0以下，为硫的选别创造了条件，另外矿浆在两个浓缩机中停留时间长达17小时，有助于黄铁矿表面膜的解析，因而大大提高了硫的可浮性和指标，其改变前后的选别指标对比见下表。该选厂1980年前铁精矿品位与含硫一直达不到工业指标，造成一定损失。1981年经实验室取样分析，发现精矿品位不高并非单体解离不够，而是脉石夹带影响，增加一次精选就使选铁指标大为改观，见下表。    值得指出是，该选矿厂由于原矿含泥含水较大，破碎系统增设了洗矿措施，洗矿脱除的矿泥与原生矿性质出入较大，因此，选厂采用了泥、砂分选流程，从以上两流程图中得知，选矿矿泥铜量约占原矿的12%，从矿泥中回收的铜精矿约占总回收率的7.4%，从泥矿中回收的硫精矿约占总回收率的5~8%，其数量是可观的。    历年工艺指标见下表，主要设备见下下表。