废铝熔剂的研究在我国目前还是在发展研发阶段，有许多发明和创新都在废铝熔剂上面进行的，主要也是因为废铝回收利用这个工业在我国的发展比较慢，废铝熔剂必定是废铝回收利用的过程中使用的产品之一。接下来让我们简单介绍一下废铝熔剂。从废铝熔渣中回收 金属 的废铝熔剂，特别适用于从铝渣中回收 金属 铝（铝合金），属于 金属 处理或回收技术领域。通常从废铝熔渣中回收铝，工艺过程复杂，条件差，回收率低，本废铝熔剂包括由NaNO3，Na2SiF6和NaCl，KCl的予熔混合物等组成，使用它，可以在各种不同情况下回收铝，方法简单，使用量少，回收率高。从废铝熔渣中回收 金属 铝的废铝熔剂，其中含有Ｎａ↓［２］ＳｉＦ↓［６］（或Ｎａ↓［３］ＡｌＦ↓［６］）、ＮａＣｌ和ＫＣｌ的予熔混合物，其特征在于：（１）主要发热剂是ＮａＮＯ↓［３］（或ＫＮＯ↓［３］）　　（２）熔剂中各成份的重量百分比为：ＮａＮＯ↓［３］（或ＫＮＯ↓［３］）＂３０～６０％　　Ｎａ↓［２］ＳｉＦ↓［６］（或Ｎａ↓［３］ＡｌＦ↓［６］＂１５～３０％　　ＮａＣｌ，ＫＣｌ予熔混合物＂１０～４０％。更多关于废铝熔剂的相关信息可以登陆上海 有色 网查询，更多合作伙伴也可以在商机平台中寻找到！ 

一、熔剂     闪速炉熔剂为石英石，一般要求含二氧化硅在80%以上，含铁在3%以下。砷、氟等杂质应尽量低。若有条件，可运用含金、银、铜的石英石。各厂闪速炉用石英熔剂成分实例见表1。 表1  闪速炉用石英熔剂成分实例，%厂名SiO2其它补白贵冶＞85Fe＜2  As＜0.1  F＜0.1河砂哈里亚瓦尔塔86～89Fe2O3 2.8  Al2O32.7足尾50～55S 30～33小坂80矿东予89.1Fe 3  Al2O3 3佐贺关92全化尾砂及海砂玉野80萨姆松92Fe 3凯特里91韦尔瓦90伊达哥80温山90伊萨贝拉97.8奥林匹克坝93.4    直接取得含铜低的弃渣的玉野式闪速炉，为操控炉渣含CaO4%，增加少数石灰作熔剂。     二、燃料     闪速炉常用燃料有重油、焦粉、粉煤及天然气等。各种燃料可独自运用，也可混合运用。燃料品种的挑选主要由区域燃料直销条件及报价决议。     因为烟气用于制酸，因而对燃料含硫无要求。     各厂闪速炉用燃料的实例见表2，表3。 表2  闪速炉用重油实例工厂品种低发热值GJ/kg元素组成，%CHSONW贵冶200号渣油4185.411.20.50.50.50.5足尾厂日本C重油418612佐贺关厂船用重油4486.511.22东予厂日本C重油418612格沃古夫厂重油85.911.12.5    注：贵冶用200号渣油Q低为41.023MJ/kg；粘度为400～600mPa·s；重油密度为0.97g/cm3。 表3  闪速炉用焦粉及粉煤的实例厂名品种粒度分析低发热值MJ/kg元素组成，%CHONS灰分佐贺关厂焦粉＋1.0mm 6.0%28.586.50.5810.111.0～0.5mm  14.0%0.5～0.149mm 44.7%0.149～0.044mm 21.9%－0.044mm 13.4%东予厂粉煤＋88目＜10%27.264.75.34.40.82.622玉野厂粉煤－100目＞90%    有的冶炼厂闪速炉选用天然气为燃料，例如巴亚马雷厂用的天然气含CH498%，低发热值为35590kJ/m3，圣马纽尔厂用的天然气热值为34000 kJ/m3。

鼓风烧结配料所采用的熔剂粒度小于6mm。配加的熔剂和数量须根据鼓风炉渣成分（即渣型）计算确定。       一、硅质熔剂  一般用石英石，含SiO290%以上。若用河砂或含金石英石，SiO2含量可适当降低，但不小于75%。       二、铁质熔剂  多用烧渣，含Fe45%以上。也可用铁屑或铁矿石。       三、块状石英石（尤其含金石英石）、铁矿石粒度大于30mm时，也可直接加入鼓风炉。       表1为熔剂的化学成分实例。   表1  熔剂的化学成分实例，％熔剂名称FeCaOSiO2Al2O3MgOPbZnSAuAg石灰石10.5754.330.95       石灰石20.4155.731.340.330.59     石灰石30.353.970.620.230.89     石英石10.191.0891.80.14      石英石20.52.2197.12       石英石31.261.0894.86       河砂12.41.3575.853.04      河砂21.510.687.48       河砂33.02.074～80  0.30.10.1  烧渣147.44.158.2       烧渣243.866.29.31       烧渣347.554.3510.21       平江金精矿38.120.0433.975.62 0.150.195.67133.815.4灵宝精矿14.230.640～60  0.2～1.80.2718～2430～70100～400秦岭精矿16.980.6347.47  5～131.5920.270150浸出渣银精矿8.243.214.241.41 4.8341.124.62.0560铜浸出渣30～40 30～35  0.01  8～10140     注：Au、Ag的单位为g/t。

火法炼金熔剂共有二类，一类是氧化熔剂，另一类是造渣熔剂。常用的氧化溶剂有硝石、二氧化锰，其作用是炉料中的贱金属（铜、铅、锌、铁等）和硫氧化成氧化物以便造渣，常用的造渣熔剂有硼砂、石英、碳酸纳等。其作用是与贱金属的氧化物反应生成炉渣。

本文介绍了熔剂精炼在铝合金熔体净化过程中的作用，熔剂的分类和要求，常用熔剂的组成，适用范围及使用方法等。 　　在铝及铝合金熔炼过程中，氢及氧化夹杂是污染铝熔体的主要物质。铝极易与氧生成A1202或次氧化铝（Al2O及A10）．同时也极易吸收气体（H）其含量占铝熔体中气体总量的70—90％，而铸造铝合金中的主要缺陷——气孔和夹渣，就是由于残留在合金中的气体和氧化物等固体颗粒造成的。因此，要获得高质量的熔体，不仅要选择正确合理的熔炼工艺，而且熔体的精炼净化处理也是很重要的。 　　铝及铝合金熔体的精炼净化方法较多，主要有浮游法、熔剂精炼法、熔体过滤法、真空法和联合法。本文介绍熔剂精炼法在铝合金熔炼中的应用。 　　1 熔剂的作用 　　盐熔剂广泛地用于原铝和再生铝的生产，以提高熔体质量和金属铝的回收率[1。2]。熔剂的作用有四个：其一，改变铝熔体对氧化物（氧化铝）的润湿性，使铝熔体易于与氧化物（氧化铝）分离，从而使氧化物（氧化铝）大部分进入熔剂中而减少了熔体中的氧化物的含量。其二，熔剂能改变熔体表面氧化膜的状态。这是因为它能使熔体表面上那层坚固致密的氧化膜破碎成为细小颗粒，因而有利于熔体中的氢从氧化膜层的颗粒空隙中透过逸出，进入大气中。其三，熔剂层的存在，能隔绝大气中水蒸气与铝熔体的接触，使氢难以进入铝熔体中，同时能防止熔体氧化烧损。其四，熔剂能吸附铝熔体中的氧化物，使熔体得以净化。总之，熔剂精炼的除去夹杂物作用主要是通过与熔体中的氧化膜及非金属夹杂物发生吸附，溶解和化学作用来实现的。 　　2 熔剂的分类和选择 　　2．1熔剂的分类和要求 　　铝合金熔炼中使用的熔剂种类很多，可分为覆盖剂（防止熔体氧化烧损及吸气的熔剂）和精炼剂（除气、除夹杂物的熔剂）两大类，不同的铝合金所用的覆盖剂和精炼剂不同。但是，铝合金熔炼过程中使用的任何熔剂，必须符合下列条件[3。8]。 　　①熔点应低于铝合金的熔化温度。 　　②比重应小于铝合金的比重。 　　⑧能吸附、溶解熔体中的夹杂物，并能从熔体中将气体排除。 　　④不应与金属及炉衬起化学作用，如果与金属起作用时，应只能产生不溶于金属的惰性气体，且熔剂应不溶于熔体金属中。 　　⑤吸湿性要小，蒸发压要低。 　　⑥不应含有或产生有害杂质及气体。 　　⑦要有适当的粘度及流动性。 　　⑧制造方便：价格便宜。 　　2．2熔剂的成分及熔盐酌作用 　　铝合金用熔剂一般由碱金属及碱土金属的氯化物及氟化物组成，其主要成分是KCl、NaCl、NaF．CaF，．、Na3A1F6、Na2SiF6等。熔剂的物理、化学性能（熔点、密度、粘度、挥发性、吸湿性以及与氧化物的界面作用等）对精炼效果起决定性作用。 　　2．2．1。氯盐：氯盐是铝合金熔剂中最常见的基本组元，而45％NaCl+55％KCl的混合盐应用最广。由于它们对固态Al2O3，夹杂物和氧化膜有很强的浸润能力（与Al2O3，的润湿角为20多度）且在熔炼温度下NaCl和KCl的比重只有1。55g／cm3和l。50g／cm3，显著小于铝熔体的比重，故能很好地铺展在铝熔体表面，破碎和吸附熔体表面的氧化膜。但仅含氯盐的熔剂，破碎和吸附过程进行得缓慢，必须进行人工搅拌以加速上述过程的进行。 氯化物的表面张力小，润湿性好，适于作覆盖剂，其中具有分子晶型的氯盐如CCl4 　　，SiCl4，A1C13，等可单独作为净化剂，而具有离子晶型的氯盐如LiCl、NaCl毛KCl、MgC12：等适于作混合盐熔剂。 　　2。2．2．氟盐：在氯盐混合物中加入NaF．Na3A1F6、CaF2。等少量氟盐，主要起精炼作用，如吸附、溶解Al2O3，。氟盐还能有效地去除熔体表面的氧化膜，提高除气效果。这是因为：a）氟盐可与铝熔体发生化学反应生成气态的A1F，、SiF4，、BF3，等，它们以机械作用促使氧化膜与铝熔体分离，并将氧化膜挤破，推入熔剂中； 　　b）在发生上述反应的界面上产生的电流亦使氧化膜受“冲刷”而破碎。因此，氟盐的存在使铝熔体表面的氧化膜的破坏过程显著加速，熔体中的氢就能较方便的逸出；c）氟盐（特别是CaF2：）能增大混合熔盐的表面张力，使已吸附氧化物的熔盐球状化，便于与熔体分离，减少固熔渣夹裹铝而造成的损耗， 而且由于熔剂——熔体表面张力的提高，加速了熔剂吸附夹杂的过程。 　　3铝合金熔炼中常用熔剂 　　熔剂精炼法对排出非金属夹杂物有很好的效果，但是清除熔体中非金属夹杂物的净化程度，除与熔剂的物理、化学性能有关外，在很大程度上还取决于精炼工艺条件，如熔剂的用量，熔剂与熔体的接触时间、接触面积、搅拌情况、温度等。 　　3．1常用熔剂 　　为精炼铝合金熔体，人们已研制出上百种熔剂，以钠、钾为基的氯化物熔剂应用最广。对含镁量低的铝合金广泛采用以钠钾为基的氯化物精炼剂，含镁量高的铝合金为避免钠脆性则采用不含钠的以光卤石为基的精炼熔剂。 　　铝合金熔炼过程中常用熔剂的成分及作用如表1（4-7）。 　　表1 常用熔剂的成分及应用 　　溶剂种类 组分含量，% 　　NaCl KCl MgCl2 Na3AlF6 其它成分 适用的合金 　　覆盖剂 39 50 6。6 CaF2 4。4 Al-Cu系，Al-Cu-Mg 　　系，Al-Cu-Si系Al-Cu-Mg-Zn系 　　Na2CO385。CaF15 一般铝合金 　　50 50 一般铝合金 　　KCl，MgCl280 CaF220 Al-Mg系Al-Mg-Si系合金 　　31 14 CaF210 CaCL244 Al-Mg系合金 　　8 67 CaF210，MgF215 Al-Mg系合金 　　精炼剂 25-35 40-50 18-26 除Al-Mg系，Al-Mg-Si系以外的其它合金 　　8 67 MgF215，CaF210 Al-Mg系合金 　　KCl，MgCl260，CaF240 Al-Mg系Al-Mg--Si系合金 　　42 46 Bacl26 （2号熔剂） Al-Mg系合金 　　22 56 22 一般铝合金 　　50 35 15 一般铝合金 　　40 50 NaF10 一般铝合金 　　50 35 5 CaF210 一般铝合金 　　60 CaF220，NaF20 一般铝合金 　　36-45 50-55 3-7 CaF 21。5-4 一般铝合金 　　Na2SiF630-50，C2Cl650-70 一般铝合金 　　40。5 49。5 KF10 易拉罐合金 　　从上表中可以看出，有些熔剂组分的含量变化范围较大，可以根据实际情况来确定。首先要根据合金元素的含量来确定[8]，因为大多数铝合金中主要元素含量都可在一定范围内变化，其次要根据所除杂质成分及含量来确定。因此，使用厂家除使用熔剂厂生产的熔剂外，最好根据所熔炼铝合金的成分调正熔剂组分比例，以找出最佳熔剂组成。 　　综合以上各种熔剂不难看出，当要熔制的铝合金成分确定后，熔剂成分的设计首先是主要成分（如氯化物）用量配比的选择，其次是添加组分（如氟化物）的选择。熔剂配好后，最好是经熔炼、冷凝成块、再粉碎后使用，因为机械混合状态的效果不好。 　　3。2熔剂用量 ． 　　熔炼铝合金废料时，废料质量不同，覆盖剂及精炼剂的用量也不同。 　　3。2。1．主覆盖剂用量 　　a）熔炼质量较好的废料，如块状料、管、片时覆盖剂用量（见表2）。表2 覆盖剂种类及用量炉料及制品 覆盖剂用量（占投料量的%） 覆盖剂种类电炉熔炼：一般制品特殊制品 0。4－0。5％0。5－0。6％ 普通粉状溶剂普通粉状溶剂煤气炉熔炼：原铝锭废 料 1－2％2－4％ KC1：NaC1 按1：1混合KC1：NaC1 按1：1混合 　　注：对高镁铝合金，应一律用不含钠盐的熔剂进行覆盖，避免和含钠的熔剂接触。 　　b）熔炼质量较差的废料，如由锯、车、铣等工序下来的碎屑及熔炼扒渣等时，覆盖剂用量（见表3）。 　　表3： 覆盖剂用量 　　类 别 用量（占投料量的%） 　　小碎片碎 屑号外渣子 6－810－1515－20 　　3．2．2精炼剂用量 　　不同铝合金、不同制品，精炼剂用量也各不相同（见表4）。 　　表4 精炼剂用量 　　合金及制品 熔炼炉 静置炉 　　高镁合金 2号熔剂5-6kg/t 2号熔剂5-6kg/t 　　特殊制品除高镁合金 普通熔剂5-6kg/t 普通熔剂6-7kg/t 　　LT66、LT62、LG1、LG2、LG3、LG4 出炉时用普通熔剂、叠熔剂坝 　　其它合金 普通熔剂5-6kg/t 　　注：①在潮湿地区和潮湿季节， 熔剂用量应有所增加 　　②对大规格的圆锭，其熔剂用量也应适当增加。 　　3。3熔剂使用方法 　　熔剂精炼法熔炼铝合金生产中常用以下几种方法 　　①熔体在浇包内精炼。首先在浇包内放入一包熔剂，然后注入熔体，并充分搅拌，以增加二者的接触面积。 　　②熔体在感应炉内精炼。熔剂装入感应炉内，借助于感应磁场的搅拌作用使熔剂与熔体充分混合，达到精炼的目的。 　　③在浇包内或炉中用搅拌机精炼，使熔剂机械弥散于熔体中。 　　④熔体在磁场搅拌装置中精炼。，该法依靠电磁力的作用，向熔剂——金属界面连续不断地输送熔体，以达到铝熔体与熔剂间的活性接触，熔体旋转速度越高，其精炼效果越好。 ⑤电熔剂精炼。此法是使熔体通过加有电场（在金属——熔剂界面上）的熔剂层，进行连续精炼。 　　在这五种方法中，电熔剂精炼效果最好。

冶炼厂的熔剂破碎与磨碎车间的设备配置关系比较复杂，扩建时不便于另外增建一个系列或改用较大型设备，故新建设计时，通常按一班制操作计算所需的设备能力，以后增产时，可以增加操作班次或时间。       一、破碎设备的选择       冶炼厂熔剂粗碎一般选用颚式破碎机，中碎一般选用标准（中型）圆锥破碎机，细碎一般选用短头圆锥破碎机。中、细碎也可以选用反击式或锤式破碎机，其优点是产量高，破碎比打，电耗小，缺点是反击板和板锤容易磨损。       若两段破碎时，第二段一般选用中型圆锥破碎机或四辊破碎机等；小型冶炼厂也有选用对辊破碎机的，因其设备构造简单，容易制造，但辊简易磨损，生产能力低，       近年来，某些新建或改扩建的中、小型有色金属选矿厂，破碎不含水和泥的矿石，在中、细碎作业中采用JC型深腔颚式破碎机、旋盘式破碎机及PEX型细碎颚式破碎机，其破碎比打。生产实际证明，该设备在节约能源、方便维修、降低碎矿成本、减少基建投资等方面，已初步显示出其优越性。从图1可以看出，PEX型细碎颚式破碎机的产品粒度特性基本上和中型圆锥破碎机的产品粒度特性相近似。该机和一般的颚式破碎机组合起来，可以得出15～20mm的产品（参见图2和图3），可以符合转炉和吹炼所需熔剂的粒度要求。若进厂熔剂粒度为120～210mm，则仅用细碎颚式破碎机一段即可。若进厂熔剂粒度为250mm以下，最终产品粒度5mm以下，则用JC型深腔颚式破碎机与旋盘式破碎机组合。    图1  PEX型细碎颚式破碎机与中型圆锥破碎机产品粒度特性曲线及其比较    图2  二段一次闭路破碎筛分流程实例    图3  三段半闭路破碎筛分设计流程图实例       二、破碎机生产能力计算       破碎机的生产能力与破碎物料的性质、进料粒度组成、破碎的性能、操作条件（如供给料情况、排料口大小）等因素有关。由于目前还没有包括这些因素的理论计算方法，设计时可用下列经验公式计算，然后参照生产实践数据校正。       （一）颚式、圆锥（标准、中型和短头）破碎机       1、开路破碎的生产能力计算   Q＝K1K2K3K4Q0     （1）       式中：          Q－设计条件下，破碎机的生产能力，t/h；          Q0－标准条件下（指中硬熔剂、堆积密度1.6t/m3）开路破碎时的生产能力，t/h，可按下式计算：   Q0＝q0e            K1－熔剂的可碎性系数，由表1选取；          K2－熔剂密度修正系数，由下式计算：   K2＝γ/1.6≈γT/2.7            K3－给料粒度或破碎比修正系数，由表2或表3选取；          K4－水分修正系数，进料水分5%以下时，可取1；          q0－破碎机排料口单位宽度的生产能力，t/（mm·h），查表4至表8；          e－破碎机排料口宽度，mm；          γ－熔剂的堆积密度，t/m3；          γT－熔剂的密度，t/m3。   表1  熔剂的可碎性系数K1熔剂种类普氏硬度系数f值K1值易     碎8以下1.1～1.2中等可碎8～161.0难     碎16～200.9～0.95   表2  粗碎设备的粒度修正系数K3给料最大粒度D最大和给料宽度B之比a0.850.70.60.50.40.3粒度修正系数K31.001.041.071.111.161.23   表3  中碎与细碎圆锥破碎机破碎比修正系数K3标准或中型圆锥破碎机短头圆锥破碎机e/BK3e/BK30.600.9～0.980.400.9～0.940.550.92～1.00.251.0～1.050.400.96～1.060.151.06～1.120.351.0～1.10.0751.14～1.20     注：1、e－指上段破碎机排料口；B－为本段中碎或细碎圆锥破碎机给料口。例如，上段采用颚式破碎机，本段为标准或中型圆锥破碎机；或上段采用圆锥破碎机，本段为短头圆锥破碎机。但当闭路破碎时，即指闭路破碎机的排料口与给料口宽度之比值；         2、设有预先筛分时取小值；不设预先筛分时取大值。   表4  颚式破碎机q0值破碎机规格250×400400×600600×900900×1200q0，t/（mm·h）0.40.650.95～1.001.25～1.30   表5  开路破碎时，标准和中型圆锥破碎机q0值破碎机规格Φ600Φ900Φ1200Φ1650q0，t/（mm·h）1.02.54.0～4.57.0～8.0   表6  开路破碎时，短头圆锥破碎机q0值破碎机规格Φ900Φ1200Φ1650q0，t/（mm·h）4.06.512.0   表7  开路破碎时，单缸液压圆锥破碎机q0值项目Φ900Φ1200Φ1650Φ1750Φ2200q0，t/（mm·h）标准型2.524.6 8.1516.0中  型2.765.4 9.620.0短头型4.256.7 14.025.0   表8  颚式破碎机生产实例厂    别设备规格 mm熔剂种类给料粒度 mm排料口宽度，mm生产能力 t/h大     冶450×750石英石、 石英石300～40010050白银一冶600×900石英石、 石英石48075～20035～120铜陵二冶400×600石英石、 石英石32040～10025～60云     冶400×600石英石30040～10012～32       2、闭路破碎时破碎机通过的熔剂量生产能力计算   Qc＝KQ0           （2）       式中：          Qc－闭路时破碎机的生产能力，t/h；          Q0－开路时破碎机的生产能力，t/h；          K－闭路时平均进料粒度变细的系数，中型或短头圆锥破碎机在闭路时一般按1.15～1.40选取（熔剂硬度大时取小值，硬度小时取大值）。        （二）光面对辊破碎机   Q＝60πDLdnγK     （3）       式中：          Q－对辊破碎机的生产能力，t/h；          D－辊筒直径，m；          L－辊筒长度，m；          d－排料口宽度，m；          n－辊筒转数，r/min；          γ－破碎熔剂的堆积密度，t/m3；          K－破碎机排出口的充满系数，一般按0.2～0.4选取，硬和粗粒物料取大值，反之取小值。       （三）反击式破碎机   Q＝60K1C（h＋ɑ）dbnγ     （4）       式中：          Q－反击式破碎机的生产能力，t/h；          K1－理论生产能力与实际生产能力的修正系数，一般取0.1；          C－转子上板锤数目；          h－板锤高度，m；          ɑ－板锤与反击板间的间隙，即排料口宽度，m；          d－排料粒度，m；          b－板锤宽度，m；          n－转子的转数，r/min；          γ－熔剂的堆积密度，t/m3。       （四）锤式破碎机   Q＝60ZLCdμKnγ      （5）       式中：          Q－锤式破碎机的生产能力，t/h；          Z－排料篦条的缝隙个数；          L－篦条筛格的长度，m；          C－筛格的缝隙宽度，m；          d－排料粒度，m；          μ－充满与排料不均匀系数，一般为0.015～0.0.7，小型破碎机较小，大型破碎机较大。          K－转子圆周方向的锤子排数，一般为3～6；          n－转子转数，r/min；          γ－熔剂的堆积密度，t/m3。       由于理论公式计算较复杂，锤式破碎机的生产能力多采用经验公式计算，当破碎中硬熔剂和破碎比为15～20时，可用下式计算：   Q＝（30～45）DLγ     （6）       式中：          Q－锤式破碎机的生产能力，t/h；          D－按转子外缘计的转子直径，m；          L－转子长度，m；          γ－破碎产物的堆积密度，t/m3。       以上经验公式都有局限性，应注意其使用条件。       三、需要破碎机台数的计算   n＝Qn/Q     （7）    式中：          n－需要破碎机台数；          Qn－破碎作业的设计产量，t/h；          Q－破碎机的生产能力，t/（h·台）。       表8至表10为铜冶炼厂熔剂破碎机生产实例。   表9  标准圆锥破碎机生产实例厂    别直径 mm熔剂种类堆积密度 t/m3给料粒度 mm排料口宽度，mm生产能力 t/h大     冶900石英石、 石英石1.490～15025～2850白银一冶1200石英石、 石英石1.6411520～3042～135铜陵二冶900石英石、 石英石1.511012～2540   表10  短头圆锥破碎机生产实例厂    别直径 mm熔剂种类堆积密度 t/m3排料口宽度，mm产品粒度 mm生产能力 t/h备注大    冶1200石英石、 石英石1.48～106～850闭路白银一冶1200石英石、 石英石1.5～1.66～10～1550开路

在熔铸金或银锭时，一般均应参加适量的熔剂和氧化剂。一般参加硝石加碳酸钠或硝石加硼砂。参加碳酸钠也能放出活性氧，以氧化杂质，故它既能起稀释造渣的熔剂效果，也能起到必定的氧化效果。 熔剂与氧化剂的参加量，随金属纯度的不同而增减。如熔铸含银99.88%以上的电解银粉，一般只参加0.1%～0.3%的碳酸钠，以氧化杂质和稀释渣。而熔炼含杂质较高的银，则可参加适量的硝石和硼砂，以强化氧化一部分杂质使之造渣而除掉。这时，也应适当添加碳酸铺量。由于银在熔融时能溶解很多的氧，一般说来，氧化剂的参加量不宜过多，由于有必要维护坩埚免遭激烈氧化而损坏。且石墨坩埚归于酸性材料，因此也不宜参加过多的碳酸钠。 熔铸含金99.9%以上的电解金，一般参加和硼砂各约0.1%，并参加0.1%～0.5%的碳酸钠造渣。对纯度较低的金，可适当添加熔剂和氧化剂。 熔炼金、银的进程中，坩埚液面邻近如因激烈氧化有或许“烧穿”时，可参加适量洁净而枯燥的碎玻璃以中和渣，防止形成坩埚的损坏而丢失金、银。通过氧化和造渣的熔炼进程，铸成锭块的金、银档次较之质料均有所提高。故熔铸进程中，参加适量的熔剂和氧化剂是十分必要的。

低铅黄铜英文名称：Lead-Free Brass 、名词定义：含铅量符合以下标准的黄铜棒 。低铅黄铜是按照国际环境保护要求，替代为了提高黄铜的切削性能而掺加了铅的黄铜    低铅黄铜的性能特点与使用说明 ：    低铅黄铜 C28000 C2800 有良好的力学性能，热态下塑性良好，切削性良好，焊接性，耐蚀性良好，各种深引伸和弯折的受力件，如销钉，螺帽，气压表弹簧，散热性，环形件    低铅黄铜 C27000 C2700 有良好的力学性能，能承受冷热加工，用于制作小五金，日用品，螺钉等制件    低铅黄铜 C26000 C2600 塑性优良，强度较高，切削加工性好，焊接，耐蚀性好，热交换器，造纸用管，机械，电子零件    低铅黄铜 C22000 C2200 强度低，导热，导电性好，可镀 金属 ，各种给排水管，双 金属 片及奖章，艺术品等     低铅黄铜的牌号：HPb59-1、HPb59-2、HPb59-3、C3771、C3604、CuZn39Pb3、C38500、CZ121Pb3    低铅黄铜的 行业 标准：RoHs : 电子及汽车配件，Pb 0.1%以下（例外规定:铜合金Pb 4.0%以下） 　　California AB 1953 : 洁具及各种阀门，Pb 0.25%以下 　　CDA(美国铜 行业 协会）：Pb 0.09%以下 　　美国电子 行业 ：Pb 0.01%以下    更多关于低铅黄铜的资讯，请登录上海 有色 网查询。

一、流程选择       当冶炼工艺采用湿式配料时，要求熔剂粒度小于0.2mm，熔剂经破碎作业后需再经过磨碎作业。有时，闪速炉熔炼和熔池熔炼的熔剂亦需经过磨碎。一般采用一段磨碎，磨碎机的排料送螺旋分级机分级，形成闭路。白银自产铜精矿用湿式配料配入熔剂，石英右和石灰石先经三段开路破碎流程破碎到－15mm，然后给入1500×1500mm湿式球磨机，排料流入分级机，其返砂返回球磨机，溢流泵至精矿浓密池配入精矿中，其流程见图1和2。    图1  三段开路破碎筛分流程图实例    图2  熔剂磨碎分级流程实例       二、流程计算       以图2为例，其计算方法如下：   Q1＝Q4 Q5＝CQ1 Q2＝Q3＝Q1＋Q5       式中：          Q1Q2……－各产物数量，t/h；          C－磨碎机循环负荷率，%由试验或生产数据确定，或参考表1选定。   表1  磨碎机不同磨碎条件下适宜的循环负荷配置条件磨碎段磨碎粒度上限 mmC值 %磨碎机与分级机闭路Ⅰ0.5～0.3 0.3～1.0150～350 250～600磨碎机与旋流器比例Ⅰ0.4～0.2 0.2～1.0200～350 300～600

一、铅锌氧化矿     表1为会泽铅锌矿的铅锌氧化矿化学成分实例。 表1  铅锌氧化矿各矿种的化学成分实例，%（一）矿种PbZuGe g/tFe共生矿3.19～7.13.63～13.1950～9013.53～17.0砂矿0.65～4.480.68～14.6519～533.18～26.32单锌矿0.11～2.940.72～6.0840～601.5～8.68古炉渣3.29～5.115.15～9.4839～5320.8～32.4续表1  铅锌氧化矿各矿种的化学成分实例，%（二）矿种SiO2CaOMgOAl2O3共生矿10.02～14.658.90～16.220.32～7.491.32～8.03砂矿4.69～50.120.46～22.130.11～9.53.40～18.56单锌矿2.3～23.139.34～42.371.84～12.660.71～10.5古炉渣18.6～22.51.04～4.171.30～3.503.6～6.4    二、熔剂     熔剂为石灰石。用制团的方法造块时，块状石灰石加入鼓风炉；用烧结法造块时，石灰石的粒度应小于6mm，在烧结配料时加入，以期得到自熔性烧结块。    三、燃料     表2为焦炭性质及化学成分实例。 表2  焦炭性质及化学成分实例焦种块度 mm固定碳 %挥发分 %灰分 %灰分的化学成分，%SiO2FeCaOMgOAl2O3土焦20～20050～673～1030～4053～5910～123～101.514～17机焦30～15081.61.8316.0244.510.061.240.81

电工铝杆用高效排杂净化熔剂介绍福州大学机械工程系傅高升博士等研制的DJ-1熔剂是电工铝圆杆的一种高效排杂净化熔剂，当配以熔体过滤时，净化效果会显著提高，除杂率及气孔降低率分别可达83.6%及91.2%，并能改善气、杂存在形态，从而能显著材料的力学性能特别是塑性。晶粒细化剂在以该熔剂处理后的熔体中形核效果大为提高，改善材料的力学性能与降低电阻率。

高炉炼铁对碱性熔剂3个质量要求 (1)碱性气化物(CaO+MO)含金高，酸性氧化物(SiO2十AL2U3 )愈少愈好。否则，冶炼单位生铁的熔刘消耗量增加，渣量增大.焦比升高。一般要求石灰石中CaO的质量分数不低丁50%.Si02和Al2O3的总质量分数不超过3.5%, 2)有害杂质硫、磷含量要少。石灰石中一般硫的质量分数只有0.01%-8.O8%,磷的质量分数为0.001%-0。03%。 (3)要有较高的机械强度要均匀，大小适中。适宜的石灰石入炉粒度范围是;大中型高炉为20-50mm，小型高炉为10-30mm。 当炉渣黏稠引起炉况失常时还可短期适量加人萤石(CaF2 )，以稀释渣和洗掉炉衬上的堆积物，因此常把萤石称洗炉剂.

有些钨选厂出产的低档次钨精矿达不到质量标准，WO3的档次为5-30%，其他杂质含量也比较高。首要为低档次的钨细泥精矿、钨锡中矿、含钨铁砂及其他难选的含钨中间产品。此类产品经化学选矿，使钨出现钨酸钠或白钨、仲钨酸铵、钨酸或三氧化钨形状出售，并从浸渣中归纳收回其他有用组分。 低档次钨矿藏质料化学选矿准则流程，处理进程可分为物料预备等。 一、物料预备 为了确保化学精矿的质量，质猜中的杂质含量应低于必定值，如砷不大于0.3-0.5%，硫不大于1.3-1.5%，杂质含量高时在物料预备时要将其降至必定值;为了进步矿藏的分化功率，对物料的细度的要求，要看后续作业的分化办法和质料的特性而定。例如苏打烧结法需磨至100-150目以下;直接浸出需磨到200-300目以下。 二、物料的烧结-浸出 工业出产上选用苏打烧结-水浸法，苏打溶液压煮法、苛性钠溶液浸出法和酸分化法。其意图是使钨矿藏分化生成水溶性的钨酸盐。分化办法的挑选首要取决于钨矿藏质料特性和出产供应商的具体情况和条件。办法可分为 (1)苏打烧结-水浸法。它适于处理含少数石英的低档次黑钨质料，如钨细泥、含钨铁砂、钨锡中矿等，也能够处理含少数石英的低档次白钨质料，烧结时使不溶于水的黑钨矿和白钨矿与苏打效果生成水溶性的钨酸钠，水浸烧结块使钨转入溶液中，固液别离可除掉不溶杂质。黑钨矿质料的烧结温度为700-850度，白钨质料约860度。 (2)苛性钠溶液浸出法。用35-40%浓度的苛性钠溶液加温至110-120度在加压条件下浸出磨细的矿藏质料，使钨呈可溶性钨酸钠的形状转入浸出液中。浸出注的处理办法有两种：一是直接稀释至密度为1.3克/立方厘米后送去净化;二是将其蒸浓至密度为1.45克/立方厘米左右分出钨酸钠晶体，结晶液回来浸出作业，结晶体水溶液送去净化。此法与苏打烧结-水浸法比较具有流程简略、出资少、能够处理含硅较高的钨细泥和钨锡中矿等钨矿藏质料。 常压下苛性钠溶液浸出白钨矿的反响为可逆反响。一般应选用苛性钠和硅酸钠的混合溶液作浸出剂才干获得满意的浸出成果。可是白钨矿质猜中含氧化硅有适当量时，用单一苛性钠即可。 (3)酸分化法。酸分化法可用于处理白钨矿和黑钨矿两种质料，用32-38%浓或硝酸作浸出剂，在100度左右的温度下使钨矿藏直接分化而生成钨酸沉积。为进步钨的浸出率须将物料磨至-300目，酸分化时适当部分杂质进入溶液中经固液别离使其与钨酸别离。为使钨酸与残渣别离，常用碱熔法使钨呈碱金属钨酸盐形状转入溶液中，得到较纯洁的钨酸钠或钨酸铵溶液。酸分化钨的浸出率高，但试剂耗量大。 (4)苏打溶液压煮法。此法可用于处理白钨和黑钨矿藏质料。浸出进程在压煮器中进行，质料磨至-300目，钨浸出率与苏打用量、浸出压力、浸出温度有关。 此法的长处是适用性较好，不只适用于处理低档次白钨矿(5-15%)，还适于处理含钨硫化精矿，如钨铋中矿、铋钼钨中矿。高硫钨中矿浸出时，锡石、辉锑矿和辉铋矿残留于残渣中，氧化物中的悉数铜、部分氧化硅、氟、磷、砷等杂质与钨一同转入浸液中，浸液送净化处理。 三、浸出液的净化 上述各种办法分化低档次钨矿藏质料所得的钨酸钠溶液都不同程度的含硅、磷、砷、铜等杂质，有时还会有硫、氟等杂质。为了确保化学精矿的质量，有必要对浸出液进行净化以除掉杂质。现在常用如下办法。 (1)用铵镁盐除硅、磷、砷。浸液中SiO2/WO3分量比大于0.1%时应除硅。硅在溶液中出现硅酸钠存在，当溶液碱度下降时将水解呈硅酸形状分出。因而往浸液中参加1：3的稀使PH值降至13，然后参加氯化铵使PH值降至8-9，硅酸钠能够彻底地被水解生成SiO2沉积，再经弄清过滤、洗刷后，液中的氧硅可降至0.25克/升。 磷砷在除硅液中别离以HPO42-和HAsO42-的形状存在，在室温下往其间参加密度为1.16-1.18克/立方厘米的氧化镁溶液，磷砷别离呈铵镁磷酸盐Mg(NH4)PO4及铵镁盐Mg(NH4)AsO4的形状分出。 (2)镁盐法除硅、磷、砷。此法先用稀(1：3)使浸液PH值降至小于11，硅酸钠发作部分水解后，此刻浸液中的磷呈HPO42-、砷呈HAsO42-形状存在。再参加密度为1.16-1.18克/立方厘米氯化镁溶液至浸液碱度为0.2-0.3克/升NaOH时，发生MgSiO3、Mg3(PO4)2、Mg3(AsO4)2沉积物分出，因而参加氯化镁可除掉硅、磷、砷。 此法的关键是须用将浸液中和至pH11，然后参加氯化镁溶液，否则会发生氢氧化镁沉积。质猜中萤石含量较多时，也可参加氯化镁，使浸液中的F-呈MgF2沉积分出。 铵镁盐法和镁盐法只能除掉高价砷，若贱价砷存在时须先用或次等氧化剂将贱价砷氧化为高价砷，然后参加氧化镁才干到达除砷意图。 镁盐法较铵镁盐法的功率高，处理量大，出产周期短，渣含钨低(约4-5%WO3)，但渣量大。铵镁盐法渣量小，但渣含钨高(约15-20%WO3)，因而应根据质料特性，通过实验才干断定最佳的净化办法。 (3)碱法除钼。钼在浸液中呈钼酸钠形状存在，在除掉硅、磷、砷后的滤液中先参加溶液使钼转变为硫代钼酸盐，残留在溶液中的砷也转变为硫代盐，然后加中和至pH=8.5左右，此刻钼、砷不沉积分出。再参加氯化钙溶液，钨呈钨酸钙沉积分出，而钼、砷仍呈相应的硫代酸盐形状留在溶液中，通过滤将钼砷除掉。除钼率可达70-90%，参加量为钼砷总量的8-8.5倍，温度为80度。 当浸液中含钼量小于0.25克/升时，不必定要独自除钼工序，进步分化组成白钨酸度的办法到达钨钼别离，酸度大，温度高、除钼效果好。除钼还有其他办法，在此不作介绍。 上述均属化学沉积法除掉浸液中的硅、磷、砷、钼等杂质，还有其他办法如离子交流等办法。 四、钨化学精矿的制取 工业上一般先从净化液中分出组成白钨或仲钨酸铵，再出产钨酸或氧化钨。其进程如下。 (1)组成白钨。沉积组成白钨一般多用氯化钙作沉积剂(有时可用氢氧化钙或硫酸钙)，使钨酸钙沉积，反响式为： Na2WO4+CaCl=CaWO4+2NaCl 而氯化钙关于硅、磷、砷、钼等杂质亦生成钙盐沉积物因而没有净化效果，仅对硫有净化效果。组成白钨的质量和沉积率首要与净化液的钨含量、碱度、沉积剂的类型及添加量等要素有关，钨含量影响到组成白钨的细度及过滤、洗刷功能。 关于沉积剂的比较：氯化钙可得高档次的组成白钨：(WO3达70-76%)，沉积剂对产品污染小，缺陷是氯化钙易潮解，运送包装较困难。石灰价廉，但所得组成白钨档次低，一般只达60-68%WO3，过滤洗刷困难，母液钨含量高，硫酸钙所得组成白钨档次WO3，但对产品污染大(硫酸钠、硫酸钙)，且反响时间长。因而以氯化钙为好。 组成白钨作为终究产品时，通过滤枯燥，然后包装出厂;若以钨酸或氧化钨为终究产品，则将组成白钨过滤洗刷后送去制取钨酸。 (2)钨酸的制取。工业上常选用或硝酸分化组成白钨，制取钨酸。常用的组成白钨分化法，反响式为： CaWO4+2HCl=H2WO4+CaCl2 组成白钨中的硅、磷、砷杂质对钨酸的制取影响很大，使钨酸粒度变细而成胶状，难于沉积过滤，一起还与钨生成杂多酸，添加母液中钨含量。 制取钨酸进程的首要影响要素有：(1)温度：温度高有利于制取粗粒钨酸，杂质分化较彻底，但酸损耗大，作业环境差，初温常为70-80度，加料后再煮沸10-15分钟;(2)浓度：浓度高有利于钨酸粒度粗化，杂质分化彻底，出产中一般用30%的浓度;(3)剩下酸度：分化终了的酸度低，钨酸粒度变小，纯度低，一般剩下酸度为70-80克/升。此外，酸分化时参加适量的硝石(硝酸)有利于加快分化进程及杂质的氧化。并有利于进步钨的总收回率。 过滤后的钨酸应进行洗刷。钨酸质量契合标准才干出厂或送去制氧化钨。否则要进行净化处理。钨酸的净化常用法，即把钨酸溶液溶于中使其转化为钨酸铵溶液，大部分的硅、铁、锰等杂质则留在沉积中。 (3)仲钨酸铵的制取。用浓缩结晶法从钨酸铵溶液中制取仲钨酸铵，先用溶解钨酸，且使钨与某些杂质别离，反响式为： H2WO4+2NaOH =(NH4)2WO4+2H2O 某些杂质如铁、锰、钙的氯化物一起生成氢氧化物沉积与钨别离。溶液通过沉清过滤，滤液即为钨酸铵溶液。 用强碱性或弱碱性阴离子交流树脂处理钨浸出液，用氯化铵溶液淋洗载钨树脂，所得淋洗液用于制取仲钨酸铵;此外，还可用溶剂萃取法制取钨酸铵溶液。以钨酸钠为料液，以叔胺或季胺的火油作有机相，在PH=2-4条件下萃钨，然后用2-4%的反萃可得钨酸铵溶液。 从钨酸铵溶液制取仲钨酸铵还可用中和法，此法运用10-20%的把钨酸铵溶液中和至pH=7-7.4时，钨呈针状仲钨酸铵的形状分出，结晶率达85-90%，但中和法不能收回并耗，已被蒸浓法所替代。 把钨酸铵溶液通过蒸浓时能够蒸腾部分，冷却之后(大于50度)则结晶分出片状的仲钨酸铵结晶：即： 12(NH4)2WO4= 5(NH4)2O12WO35H2O+14NH3+2H2O 由于仲钨酸铵溶解度比仲钼酸铵小，为了避免产品被钼污染，可用分步结晶法使钨钼别离。如蒸腾60%的液体，钨结晶率为55%，而钼结晶率只12%，所以开始结晶分出的仲钨酸铵含钼甚微。后期分出的仲钨酸铵含钼较高。 蒸腾时蒸发的气经洗刷塔收回，所得回来运用;富含杂质的母液再收回钨。 (4)三氧化钨的制取。将枯燥的纯钨酸或仲钨酸铵进行煅烧可制取工业钨氧粉。反响式为： H2WO4=WO3+H2O 5(NH4)2O12WO3 nH2O=12WO3+10NH3+(5+n)H2O (煅烧) 煅烧温度500度时可使钨酸彻底脱水，温度高于250度可使仲钨酸铵彻底分化。用于出产钨材和碳化钨的三氧化钨除应具有必定的纯度外，还要满意必定的粒度要求，三氧化钨的粒度与钨酸如仲钨酸铵的粒度及煅烧温度有密切关系。

破碎筛分流程计算，一般只求出各段破碎和筛分产品的产量Q和产率r，各作业过程的损失可忽略不计。       计算破碎筛分流程必须具备以下原始资料：       一、按原矿计的生产能力。       二、原矿的粒度特性：若无实测资料，可参考典型的粒度特性曲线（图1）进行近似计算，但要知道矿石的物理性质，如何碎性等级或硬度及供料最大粒度。    图1  原矿粒度特性曲线       三、各段破碎机的粒度特性：可参考图2至图7进行近似计算。    图2  颚式破碎机产品粒度特性曲线    图3  标准圆锥破碎机产品粒度特性曲线    图4  中型圆锥破碎机闭路破碎产品粒度特性曲线    图5  短头圆锥破碎机开路破碎产品粒度特性曲线   （因本图表不清，需要者可来电免费索取）    图6  短头圆锥破碎机闭路破碎产品粒度特性曲线   （因故图表不清，需要者可来电免费索取）    图7  PEX型细碎颚式破碎机与中型圆锥破碎机产品粒度特性曲线及其比较       计算时，各段筛分作业的筛分效率，固定筛一般为50%～60%，振动筛一般为80%～85%。       破碎筛分流程的基本类型及计算公式列于表1。   表1  破碎筛分流程的基本类型及计算公式      Q1－原矿两，t/h；     Q2，Q3，Q4……Qn－各产物的重量；     β1，β2……βn－原矿及各产物中小于筛孔的级别含量，%；     E－筛分效率，%；     Cc－破碎机的循环负荷，%；     Cs－筛分机的循环负荷，%。       破碎产品最大粒度d最大与破碎机排矿口、筛分作业的筛孔及筛分效率的合理组合关系见表2。   表2  d最大与破碎机排矿口、筛孔、筛分效率的关系矿石可碎性破碎流程组合关系破碎机排矿口 e筛孔 ɑ筛分效率E%中等闭路（流程c）0.8d最大1.2 d最大80～85闭路（流程d）0.8d最大1.4 d最大65开路（振动筛）0.4～0.5d最大1.0 d最大85难碎闭路（流程c） 1.15 d最大80～85闭路（流程d） 1.3 d最大65开路（振动筛） 1.0 d最大85       以图8的破碎筛分流程图为例，介绍其流程计算方法于下，为便于计算起见，改为图9形式。    图8  三段一次闭路破碎筛分流程图实例    图9  熔剂破碎筛分流程计算图       该厂处理中等可碎性石英石，日处理量为400t/d，按每日操作8h计，则Q1＝50t/h。进厂的最大粒度D最大＝300mm，要求破碎产品的最大粒度d最大为6mm和25mm两种。       按破碎比： ί＝ί 1 ί 2 ί 3   ί＝300/6＝50       参照标题“冶炼厂熔剂破碎筛分流程的计算” 中的表2，取ί 1＝3，ί 2＝3则ί 3＝ί/ ί 1 ί 2＝50/（3×3）＝5.5。       （一）各段破碎产品最大粒度的计算：   d2＝D最大/ ί 1＝300/3＝100mm   d3＝d2/ ί 2＝100/3＝33.3mm   d7＝d3/ ί 3＝33.3/5.5＝6mm       （二）各段破碎机的排矿口（最大颗粒与排矿口尺寸比值Z查标题“冶炼厂熔剂破碎筛分流程的计算”中的表3）   e2＝d2/Z＝100/1.6＝62.5mm（取65mm）   e3＝d3/Z＝33.3/1.9＝17.5mm（取20mm）       短头圆锥破碎机的排矿口e7，参照表2。   e7＝0.8，d7＝0.8×6＝4.8mm（取5mm）       （三）筛孔尺寸和筛分效率       根据对产品最大粒度的要求，确定ɑ1＝25mm，ɑ2＝6mm。       设E上、E下分别为上、下层筛的筛分效率取E上＝0.8，E下＝0.65。       （四）破碎作业计算       参照表1，   Q1＝Q2＝Q3＝Q4＋Q5＝Q8＝50t/h   Q6＝Q7＝C Q3       循环负荷率                      式中：          β30～25－破碎机排矿产物3中25mm以下粒级含量，%，查图3得出；          β70～25－破碎机排矿产物7中25mm以下粒级含量，%，查图6得出。       参照表1，   Q4＝Q8β80～6E下＝Q3β30～6E下＋Q7β70～6E下                                 ＝50×0.25×0.65＋25×0.52×0.65                                 ＝16.58t/h       式中：          β80～6－产物8中6mm以下粒级含量，%，应按实测资料计算，若无实测资料，可假设产物3和产物7中6mm以下粒级的全部通过上层筛，此处即按产物3和产物7的粒级特性曲线近似计算；          β30～6－产物3中小于6mm粒级含量，%，查图3得出；          β70～6－产物7中小于6mm粒级含量，%，查图6得出。   Q5＝Q8－Q4＝Q3－Q4＝50－16.58＝33.42t/h       任一产物的产率       式中：          Qn－任一产物的产量，t/h；          Q1－流程的给矿两，t/h。             （计算从略）

这是一种在转炉中将低镍锍吹炼成高镍锍的冶金工艺。熔炼镍精矿所得低镍锍还含有50％以上的杂质，采用转炉吹炼使杂质转变成氧化物造渣除去，从而提高有价成分Cu、Ni的含量。    （一）吹炼过程    低镍锍主要由FeS, Cu2S和Ni3S2组成，三者之和约占低镍锍总量的97%。当向转炉内熔融的低冰镍鼓入空气时，由于Ni和Cu对氧的亲和力不及Fe大，而且熔体中FeS占主体，所以FeS先被氧化，少量被氧化的Cu2S和Ni3S2在有FeS存在时又再被还原成硫化物。FeS氧化生成的氧化物与加入炉内石英熔剂造渣除去，SO2进入烟气送去制硫酸。前期吹炼炉渣返回熔炼炉处理，后期炉渣含Co较高，送综合回收工序。吹炼过程主要反应有：    低镍毓转炉吹炼只除去Fe和部分S,而保留Ni和Cu继续以Cu2S和Ni3S2形态存在，在下一工序实现Cu2S和Ni3S2的分离。因此，炼镍转炉技术操作程序只有造渣期，而无炼铜转炉的第二周期—造铜期，而且根据热力学原理，在转炉1250℃吹炼温度下，Ni3S2只能生成NiO进入炉渣而无法得到金属镍。转炉吹炼后期渣富集了较多的钻，经过电炉贫化产出钻梳后进一步回收钻。    （二）转炉设备结构    镍梳吹炼在卧式转炉中进行。炉外壳用厚锅炉钢板板卷制成，呈圆筒形，内衬优质铬镁砖，炉子中部上方有加料和排烟用炉口，其上有活动排烟罩，炉后沿轴长方向排列送风管和风口，整个炉体通过外壳两道辊圈支承在4对托辊上，炉壳一端固定一齿圈，与减速机、电动机等转动系统相连，可使炉体依操作要求转动到一定工位（角度）。为防止一旦突然断电、停风时熔体堵死风口，转炉还设有一套事故备用传动装置，发生事故时可立即将风口转出熔体液面。近年来，转炉附属设备也不断完善，如采用密封烟罩，既保护了环境，又防止烟气被吸入空气稀释，为制酸提供SO2浓度较高的烟气；余热锅炉的设置，为工艺节能、降低消耗、提高效益创造了条件；环保烟罩的使用，保护了生产环境卫生，防止有害气体外泄；捅风眼机的推广使用，大大减轻了工入的劳动强度，保证了操作的稳定；炉口清理机的应用，为转炉操作机械化、保证生产过程顺行提供了方便。中国大型炼镍转炉的主要参数为：转炉标称容量50 t，炉壳外径和长为3.66mx7.70m，炉口尺寸2 090 mm×1 540 mm，滚圈中心距6 700 mm,风口个数28个，风口总面积626 cm2 ,风口角度0o，烟罩出口SO2浓度5．0％，送风强度1.06-1.13 m3 /(m2·min），风压8.3×104-10.8×104 Pa，单炉处理量107t，资料率26.4％，单炉产量30 t,镁砖单耗82 kg/t，高镍毓成分Ni 47％、Cu 25％、Co 0.7％、Fe 3％、S22％。

破碎作业一般分为粗、中、细碎三段，其粒度的划分见表1。   表1  粗、中、细碎粒度的划分项  目给料粒度，mm出料最大粒度，mm粗  碎＞30100～150中  碎100～30030～100细  碎50～1005～30     注：冶炼厂一般要求矿山供应300mm左右的熔剂。       表1的划分是相对的，可以大致说明破碎分段的情况。有些破碎机可兼有粗、中碎或中、细碎的作用。破碎段数的确定主要依给料粒度、产品粒度及所选用的破碎设备型号、性能而定。       熔剂破碎设备的破碎比用i＝D/d表示，式中i为破碎比，D与d分别为破碎前后物料的最大粒度。       总破碎比等于各段破碎比的乘积。主要破碎机的破碎比范围可参照表2选取，熔剂硬度大的取值小，硬度小的取大值。   表2  破碎机在不同情况下的破碎比范围破碎段数破碎机型式流程类型破碎比第Ⅰ段 第Ⅱ段     第Ⅱ段或第Ⅲ段               第Ⅲ段  颚式破碎机 标准圆锥破碎机 中型圆锥破碎机 同上 对辊破碎机（光面） 同上 对辊破碎机（齿面） 反击式破碎机 同上 捶式破碎机（单转子） 捶式破碎机（双转子） 细碎颚式破碎机 短头圆锥破碎机 同上开路 开路 开路 闭路 开路 闭路 开路 开路 闭路 开路 开路 开路 开路 闭路3～5 3～5 3～6 4～8 3～8 3～15 10～15 10～15 8～40 10～15 30～40 10～21 3～6 4～8       几种主要破碎机排料中大于排矿口尺寸的过粗颗粒含量β和最大颗粒与排矿口尺寸之比Z见表3。   表3  破碎机排矿中大于排矿口颗粒含量β和最大颗粒与排矿口尺寸之比Z矿石硬级颚式破碎机标准圆锥破碎机短头圆锥破碎机β，%Zβ，%Zβ，%Z硬 中硬 软38 25 131.75 1.60 1.4053 35 222.4 1.9 1.675 60 382.9～3.0 2.2～2.7 1.8～2.2     注：1、短头圆锥破碎机闭路时取小值，开路时取大值；         2、最大颗粒度为95%的熔剂通过筛孔尺寸的粒度，用d最大表示。       熔剂破碎作业的总破碎比：i＝D最大/d最大。式中D最大和d最大分别为进厂熔剂和最终破碎产品的最大粒度。       在实际应用中，要求的总破碎比往往较大，物料需经几段破碎才能达到最终的粒度。破碎机常和筛子组成破碎筛分流程。       破碎筛分流程中的筛分主要有预先筛分和检查筛分之分。预先筛分的作用是把给料中小于破碎机排料粒度的粒级分出，以减轻破碎机的负荷和磨损检查筛分的目的是控制破碎产品的粒度以及充分发挥破碎机的能力，其筛孔尺寸大致为所要求粒度的大小，筛上产品为不合格产品，返回破碎机再行破碎，筛下产品为合格产品。       冶炼厂用作熔剂破碎的设备能力，一般均比较富余，同时为避免增加设备和厂房，通常不单设预先筛分而在最后一段设检查筛分，也可兼作预先筛分之用。凡是不带筛分或仅有预先筛分的为开路流程，凡是有检查筛分的为闭路流程。       在设计中通常用普氏硬度系数f作为物料的硬级分类，f＝16～20为难碎性矿石或硬矿石；f＝8～16为中等可碎性矿石或硬矿石；f＜8为易碎性矿石或软矿石。f大致等于抗压强度（MPa）的1/10，可以用试验室测定的为标准。       图1至图9为熔剂破碎筛分流程图实例。    图1  三段一次闭路破碎筛分流程图实例    图2  三段开路破碎筛分流程图实例    图3  二段一次闭路破碎筛分流程图实例（1）    图4  二段一次闭路破碎筛分流程图实例（2）    图5  二段一次闭路破碎筛分流程图实例（3）    图6  二段开路破碎设计流程图实例    图7  二段一次闭路破碎筛分流程图实例（4）    图8  二段开路破碎筛分设计流程图实例    图9  三段半闭路破碎筛分设计流程图实例       开路流程的优点是比较简单，设备少，扬尘点也较少。缺点是当要求破碎产品粒度较细时，破碎效率较低。闭路流程的破碎效率较高，但需要设备较多，流程较复杂。       闭路流程的检查筛分是先筛去合格产品，筛上物入最后一段破碎，破碎产物返回筛分。当入筛粒度较大且有一部分产物符合某种产品要求时，宜采用双层筛。

火法冶炼作业需要的熔剂可以由本企业所属矿山按具体要求提供，或向外单位定购，也可以在本厂设置熔剂破碎与磨碎工序（车间或工段）自产。重有色冶金炉对入炉熔剂的粒度要求见表1。   表1  重有色冶金炉对入炉熔剂的粒度要求冶金炉熔剂粒度，mm备注石英石石灰石铜流态化焙烧炉 铜密闭鼓风炉 铜熔炼反射炉 铜白银炉 铜电炉 铜闪速炉   铜转炉   铜火法精炼炉 铅鼓风炉 铅锌鼓风炉 锡反射炉 锡电炉 氧气底吹炼铅炉 镍闪速炉 镍电炉＜3 40～50 ＜6 ＜6 3～5 ＜0.5   5～25   2～3 ＜6   ＜3～6 ＜10 ＜3 ＜0.3 5～10＜3 30～80 ＜6 ＜6 3～5 （石灰）       （石灰） ＜6 ＜6 ＜5～6 ＜10 ＜3    湿式配料时＜0.2 其它块度20～100         铜连续吹炼炉 石英石3～25

一、前语 锰以各种化合物方式广泛散布于自然界中。自从1770年被人从含水软锰矿中发现以来，人们用各种办法出产金属锰，锰合金，及锰的化合物，广泛用于工农业及军事等方面。 用湿法冶金的办法从含锰质料中提出锰，十九世纪末就有人研讨过，距今已有近百年的前史，在此期间，跟着料学技能的前进，出产设备的不断更新，各种处理锰矿石的传统工艺已得到很大程度的改善，但也跟着对锰矿的挖掘，使得富矿资源日益贫泛，怎么选用化学冶金办法处理贫锰矿，归纳运用锰矿材料，这是一个很吸引人的研讨办法，特别是就我国的实践情部而言，富锰矿占总储量的小部分，约为9.6%，大部分为贫锰矿，归纳运用贫锰矿资源的研讨课题则越来越显重要了。 选用化学办法，运用化学试剂处理贫锰矿石提取锰的办法有许多，首要是挑选恰当的化学试剂使矿石中的锰转变为可溶性的形状进入溶液，与脉石矿藏别离，然后净化溶液除掉与锰一同溶解的杂质Fe、Al、Si、P、Cu、Co、Ni等，终究用电堆积、沉积或结晶等办法制取所需的锰产品，如电解锰、氧化锰和各种锰盐。处理贫锰矿石的化学办法可以依照浸出进程中所构成的可溶性锰盐进行分类，如硫酸盐法、硝酸盐法、氯化盐法、基四酸盐法等。其间每一类办法可依照所用试的不同进一步加以区别。 二、处理低档次锰矿的办法 （一）硫酸盐法 在硫酸盐法中，可直接用硫酸对碳酸锰矿或经过复原的氧化锰矿进行浸出，这种办法是处理锰矿石最传统的湿法冶金办法，关于即有高价又有贱价锰的中间锰矿石，如褐锰矿、黑锰矿可以用硫酸－联合浸出，关于二氧化锰矿可直接用浸出，用SO2浸出软锰矿的工艺特点是用MnO2矿浆作吸收剂，吸收溶于水的SO2气体，直接转化为硫酸锰和连二硫酸锰，连二硫酸锰不稳定，遇热分化，离解为MnSO2和SO2；美国矿业局E.S.Leaver曾报导，在适当低的温度下，二氧化硫经过两个旋转圆筒逆流经过低档次矿浆出产硫酸锰溶液；R.Blumberg和T.D.Morgan在较高的温度下做过相同的实验，出产出的硫酸盐溶液中含有很少数的铁，而且没有锰和连二硫酸离子；M.Ahanna公司的一个子公司锰矿公司于1943到1944年将日处理1000吨的工厂投入出产，在反响塔内用SO2浸出锰矿，因为里边反响杂乱，以及设备等问题，不能出产满足纯的产品，在到达其设计才能50%时而封闭；化学工程公司发明晰一种化学处理办法，在氧存在和高压下用二氧化硫浸出锰矿石矿浆，以此来进步浸出率和氧化连二硫酸，从溶液中收回硫酸锰，而且烧结为氧化物和二氧化硫，产出的二氧化碗可在体系中循环运用；运用二氧化硫浸出海底锰结核在国外有适当多的文献报导，用二氧化硫处理锰结核除了能提取锰还能收回其间的镍、钴、铜等多种有价金属。 运用二氧化硫浸出软锰矿在国内也有研讨，长沙化工厂用锰矿吸收硫酸出产进程中尾氧中的二氧化硫，用湿法制成制品硫酸锰，其出产进程是，首要用四层衬铅泡沫塔吸收SO2废气，再将料浆净化，析晶，母液处理，由离心别离机出来的粉将结晶进入枯燥炉于400～500℃枯燥，其产品到达一级品要求，实践证明，软锰矿含量为45～60%，料度－100目，二氧化硫含量对SO2吸收影响不大，尾气中含SO2的浓度为0.4～0.5%，矿浆固液比为1∶4，温度为70～80℃，锰的浸出率达90%，二氧化硫的浸出率达97%，排放废气中含SO2在0.03%以下，完全符合环境保护要求；南宁铝厂选用软锰矿吸收炼铜车间铜精矿欢腾炉排放的SO2烟气出产金锰；云锡公司在出产锡矿中随同出产许多的锰结核，因为锰结核中的锰首要以链子土状况存在，并含有铅，选用机械选矿收效不达，经过多年的研讨实践，证明运用二氧化硫浸出锰并归纳收回铜，作用杰出。 运用软锰矿吸收有色冶炼厂和一些化工厂所排出的含有二氧化硫的烟气，这些办法具有流程简略归纳运用合理，有利于环境保护等长处。但该工艺存在的首要问题是质料耗费大，因为废气中的二氧化硫浓度一般较低，故浸出时刻长，出产功率低。 早在1940年，美国曾用二氧化硫、氯化钙浸出软锰矿，生成，后来在这实验基础上加以改善，参加石灰，便展开了连二硫酸法的新工艺，根本原理为将锰矿粉配成矿浆，在浸出槽中通入二氧化硫，生成硫酸锰及连二硫酸锰，硫酸钙与残渣一同过滤除掉，滤液中参加石灰乳，得到氢氧化锰产品沉积，过滤后的滤液含有连二硫酸钙，可循环运用。，美国进行了该出产工艺的扩展实验，美国矿业局于1951年到1953年、对阿提拉里矿山含锰为10%的贫锰矿进行了连二硫酸钙法的半工业实验，其处理才能为每日535公斤氢氧化锰产品，终究精矿含锰55～60%，锰收回率为89%；前苏联米哈诺布选矿设计院于1959年对恰图拉和尼科波乐的锰矿泥用连二硫酸法处理的成果表明，可取得含锰为52～61%的氢氧化锰精矿，锰的收回率为83～84%。国内对连二硫酸法也做了许多研讨工作，1964～1965年对氧化锰矿－松软锰进行了一系列的实验，并做了投料为500公斤的半工业实验，实验室与半工业性实验成果根本共同，当原矿含锰23%左右时，可取得含锰54～60%的锰精矿，锰的收回率为84～85.3%；运用连二硫酸钙法对去锡锰结核进行半工业实验，当处理含锰20%的锰结核进可取得含锰60%的锰精矿；贵州贫氧化锰矿含锰8.55～26%，选用连二硫酸法处理后，精矿含锰可达51.87～54.14%，收回率为78.83～78.70%。 连二硫酸钙法所得的产品纯度高，杂质少，可作为冶炼金属锰和中低破锰铁的优质质料，且出产成本较其它化学处理办法低，是一种较有出路的处理办法。 （二）基盐法 基盐法能很好地处理贫锰矿，据报导，K.M.Leute于1943年转让了一项专利给Electro Manganese Corp，美国矿业局的R.S.Dean于1956年取得一项改善专利，美国矿业局而且进行了中间扩展实验，后来被Manganese Chemicals Corp展开成为工业出产规划，起先氧化锰矿破碎为－3/4寸，在450℃的温度下，用含有饱满水蒸气的在焙浇炉内将二氧化锰复原为一氧化锰，将矿石中的铁转变为Fe3O4，复原矿磨成－30目，用含18mol/L和二氧化碳3mom/L的溶液浸出，矿石中的Fe3O4不溶解，锰则依照下式发作反响：浸出的温度应控制在不能使生成的络合物分化为宜，净化的清液，直接用范汽加热以除掉，使得锰络合物分化并分出碳酸锰和气，气用水吸收并参加二氧化碳可循环运用，碳酸锰可用于制作各种化学产品，也可烧结为冶金用锰质料。 （三）硝酸盐法 美国矿业局曾广泛地研讨选用浸出二氧化锰粉矿浆终究锰方式收回，并加热分化为二氧化锰和，气体可循运用，所得到的二氧化锰简直到达化学纯；E.S.Nossen发明晰一品种似的工艺，矿石中的锰首要复原为氧化亚锰，再用硝酸浸出；Bradley－Fitch CO的Wilson Bradley在90℃时用硫酸铵浸出液处理锰铁矿，得到硫酸锰并收回释放出的气；A.T.Sweet同亲用硫酸铵浸出碳酸锰矿，浸出进程中释放出的气和二氧化碳构成碳酸铵用来处理含有硫酸锰的浸出液，锰以碳酸锰沉党政方式取得；硫酸铵则可循环运用；W.S.Stringhan和G.N.Summers运用过理的铵盐在450℃～550℃焙烧锰矿，放出的气和二氧化碳结合去沉积生成的硫酸锰和，或许独自沉积，使之变成碳酸锰沉积，铵盐可循环运用。 （四）氯盐法 运用氯盐法处理贫锰矿也是用得较多的办法，用浸出碳酸锰矿或许复原焙烧后的氧化锰矿是其间一种氯化物法，另一种是用直接对锰矿石进行氯化，前一种办法与用硫酸或许硝酸浸出的办法相似，后一种办法是在碳的存鄙人，对贫锰矿或含锰冶金炉渣用氯化；有人在25～175℃（最好75～90℃），pH值小于1的状况下用浓浸出海底锰结核，用浸出法加工海洋锰结核，在常温下，Ni、Co、Cu、Fe、Mn等元素溶解，选用萃取法从浸出液中除掉，经处理后可得到二氧化锰和，用金属锰处理去铁后的溶液并得到混合沉积物，混合的沉积物可在碳酸铵溶液中溶解癜萃取收回铜和镍，然后从分级萃取后的精粹制品中萃取收回同和镍，然后从分级萃取后的精粹制品中萃取钴，置换沉积后剩余的水溶液经过凝集并收回二氧化锰，运用铝作复原剂，将其在1273K的温度下熔炼，得到金属锰，本办法不足之处是整个流程均需选用耐腐蚀材料，但因为此法可收回和两次运用，然后较硫酸法更为经济；前苏联学者也曾在碳酸锰矿石处理工艺进程顶用浸出锰。 I．P．Whitehouse和M.E.Graham转让了一项专利给Republic Steel Corp，用水范气和氯化体的混合物去矿石中的锰，锰以氯化物的形状浸出，相对地别离铁；W.E.Morshall转让了一项专利给Armco Steel Corp，用水蒸气和氯化体的混合物去矿石中的锰，锰以氯化物的形状浸出，相对地别离铁；W.E.Morshall转让了一项专利给Armco Steel Corp，这个办法是在980℃的高温下，运用氯化体和铁，并使之蒸腾出来；还有好几种办法可以用来别离这些金属化合物，R.T.Mcmillon，T.L.Tumer和J.E.Conley关于固体氧化剂例如CaCl2作了广泛研讨，将固体CaCl2与矿石在1000℃下混合，锰和铁变成氧化物，用湿法冶金的办法将其别离；有人将MnO或MnCO3与CaCl2混合，在900℃～1200℃温度下，在实验室规划大的反响器内进行反响，发现当温度到达1100℃时，MnCl2蒸腾较大，但CaCl2蒸腾也随之增大，当增加SiO2并将温度降到950℃，CaCl2蒸气压下降许多，而碳酸锰在950℃与CaCl2反响，这个反响进行比较好，一些铁、锰和CaCl2被蒸腾出来，冷凝的蒸气在MgCl2－NaCl－KCl熔盐熔池内坚持500℃，经过电解可从熔盐中收回99.9%的锰；运用氯化盐法处理贫锰矿及海底锰结核，在许多材料中都有报导。 （五）软锰矿直接海浸出法 现在国内有好几个供应商选用黄铁矿与硫酸直接浸出软锰矿制备硫酸锰或电解二氧化锰，桂阳电解锰厂选用软锰矿和黄铁矿为质料，常压硫酸浸出出产一水硫酸锰，首要将软锰矿和黄铁矿别离磨成100～200意图矿粉，将水和破酸先参加化合桶，通范气加热使温度稓到70～90℃。参加所需的MnO2、FeS矿粉，浸出3～4小时，分析铁离子合格后进行液固别离，再用MnCO3或石灰水中和，冷却除掉钙镁然后再过滤，可得到合格的硫酸锰溶液，直接蒸腾得到合格的一水硫酸锰产品，用这个办法处理锰矿石。 （六）硫酸亚铁－硫酸复原浸出去 用轧钢厂酸洗废液浸出贫锰矿是一种研讨较多的办法，钢铁厂出产规划巨大，产出的酸洗液数量许多，Richard.D.Hoak和James Coull运用酸洗废液处理从档次14.7%到26.9%的氧化锰矿，锰的收回率可达98%；用亚铁处理软锰矿，氧化过得的亚铁离子，pH值至5～5.5，沉积Fe（OH）3，可得到一水硫酸锰产品；印度的S.C.Das，D.K.Sahoo和P.K.Pao对用硫酸亚铁浸出软锰矿，在温度为90℃时，浸出时刻为一小时，锰浸出率为90%以上，当参加一定量的硫酸，可防止胶体的生成；用酸洗废液处理二氧化锰矿是一种有适当宽广出息的办法。 （七）细菌冶金法 运用细菌从锰矿石中浸出锰，国内外都有适当多的报导，五十年代，美国矿业局的Perhims用芽孢杆菌对内华达州和明尼苏达州的低档次锰矿的四个矿样进行锰的浸出研讨，均匀浸出率为97.5%，并于1962年宣布了扩展实验报告，实验规划为203～360公斤矿样；日本学者从1962年开端用氧化硫杆菌浸出锰，浸出的矿石含有部分碳酸锰，在细菌浸出液中参加粉做为细菌动力，使锰矿石中的锰呈可溶性硫酸锰溶浸出来，锰浸出率达97%；1979年，毛钜凡等人运用氧化亚铁硫杆菌把硫酸亚铁氧化成硫酸高铁用于浸出硫锰矿和菱锰矿，关于在矿山展开贫锰矿的运用和低二氧化硫的归纳运用，消除公害等进行了新测验；近十年来，美国、前苏联、印度等国学者展开了异养微生物浸锰，将其复原成易溶于水的二价锰，有的异养菌可以发作有机酸使氧化锰转变为离子状况或金属有机络合物进入溶液，以到达浸出意图，有些学者以为锰结核的生物提取法比之非生物湿法冶金提取法的速度慢，但生物法可以半连续性每天进行，只要求比较少的动力和试剂，成本低，因而有工业出产的可能性，但至今未见报导。 （八）硫酸化焙烧法 处理矿石除了液相浸出也可以用硫酸化焙烧的办法将矿石中的锰转变为硫酸锰，然后用水将其浸出。据报导用二氧化硫气体和空气混合去焙烧含锰矿石，构成的硫酸锰用水浸出，用固定床可提取75.62%的锰，用欢腾床则只要65.70%，其最佳条件是：固定床粒度小于60目，700℃，二氧化硫为每分种60毫升，空气为分钟340毫升，焙烧的时刻为120分钟；欢腾床粒度小于10目、700℃、焙烧时刻为40分钟，二氧化硫流量每小时15升，空气流量为分钟85升。运用硫酸化焙烧处理贫锰矿，可将矿石中的锰变成可溶性的硫酸锰，而铁以不溶性的习化铁形状存在，这就可将焙烧矿直接用水浸出，免去除铁工序，直接出产硫酸锰或电解锰产品；有人运用含200ppmSO2、3%O2、10%H2O，剩余为N2的废气处理锰结核，铁的溶出适当低，其它的金属如Mn、Cu、Ni、Co的溶出率为20～50%。有材料报导，在400℃时，用SO2－O2混合气体处理枯燥的锰结核，运用X射线分析可知锰、铜、镍、钴的氧化物都被硫酸化转变为相应的硫酸盐，但矿石中的首要成分铁则没有硫酸化，而由a－FeOH（针铁矿）转变为a－Fe2O3(赤铁矿)，因而铁就能与其它金属别离，对氧化锰矿进行硫酸化焙烧时，可直接参加黄铁矿或其它含硫剂。 （九）其它化学办法 H.A.Hancock，D.J.Fray运用碳或煤把二氧化锰溶于酸性溶液中，在碳或煤的存在条件下，矿石中的二氧化锰复原为二价锰，并溶于酸性溶液，这个反响对温度要求很强，最好接近于溶液的欢腾温度，锰的收回率可到达90%以上。 在糖或淀粉存鄙人，酸浸氧化锰矿或锰结核可收回锰，10克含锰21.4%的锰结核，粒度小于100目，在糖浆存鄙人，用3M浓度的硫酸于90～100℃浸出60分钟，每克结核需求0.2克糖浆，Mn、Ni、Co、Cu的收回率几手可到达100%，铁的收回率也达98%，而不选用糖浆，则Mn、Ni、Co、Cu和Fe的收回率别离为51%、79%、36%、93%和72%。 J．C．Agarwal，H.E.Barner等人用含有一价铜离子、、碳酸铵的海水溶液浸出锰结核发作的反响： MnO2＋2Cu（NH3）2＋＋2NH3＋（NH4）2CO3→MnCO3↓＋2Cu（NH3）42＋＋2OH－生成Cu（NH4）42＋与通入的CO发作下列反响 2Cu（NH3）42＋＋CO＋2OH－→2Cu（NH3）2＋＋2NH3＋（NH4）2CO3总的反响为：MnO2＋CO→MnCO3，亚铜离子在此反响中是一种中间产品，选用此法可将矿石中98%的锰复原为二价状况。 有人选用地下浸出法对地下二氧化锰矿进行直接浸出，选用地下浸出法可省去采矿作业进程，对节约成本是非常有利的。 在工业出产对二酚进程中，硫酸锰可作为一种副产品收回，此法是国外工业硫酸锰的首要来历之一，在出产对二酚进程顶用软锰矿作氧化剂，使氧化对二酚，副产品废液中含有硫酸锰、硫酸铵和游离酸，可用石灰中和其间的游离酸，过滤溶液，除掉未反响的二氧化锰和硫酸钙等不溶物，蒸腾溶液至饱满，结晶、枯燥得硫酸锰产品。 三、结语 综上所述，处理贫锰矿石的办法有许多，终究选用何种办法，取决于经济效益，可根据所需处理矿石的品种和性质，矿石产地，各种化学试剂直销的状况和报价，以及所需求的品种加以挑选；我国的钢铁产值规划巨大，轧钢厂排出许多的酸洗废液，充分运用这部分废酸处理氧化锰矿，能消除废酸对环境的污染，有利于环境保护，又能归纳运用低档次锰矿资源，关于相似的状况应安排力气赶紧研讨，以期可以出产价廉质优的锰冶金化工产品。

黄铜矿、黄铁矿属典型的硫化矿矿藏，一般将它们的别离作业简称铜硫别离。在铜硫别离中，浮选法有着十分严峻的含义，而在浮选法中按捺剂的研讨又是一个十分重要的方向。传统的铜硫浮选别离办法是在矿浆中参加很多的石灰，在高碱度环境下进行抑硫浮铜，此工艺已适当老练，别离效果较好，但在使用进程中也存在易结垢、固结、阻塞管道，腐蚀设备、矿山废水污染严峻，不利于有价伴生组分的归纳收回等对立。因而，研讨开发高效的黄铁矿按捺剂，在低碱知件下完成无石灰铜硫浮选别离，进步矿产资源的归纳利用率，具有重要的理论和实践含义。       一、单矿藏实验研讨       （一）单矿藏矿样的制备       实验中所用的黄铁矿（FeS2）取自某矿山矿碎原矿。黄铁矿经砸碎、选择、瓷球磨至100目以下，再用250意图筛子筛去微细矿粒，将所得100～250目粒级的矿藏作为实验样品，并将其存放于真空干燥器中备用。黄铁矿经化验分析其纯度为95.74%，其首要元素化学分析成果见表1。   表1  黄铁矿首要元素化学分析成果  %元素CuFeS含量0.4744.851.03       实验中所用的黄铜矿（CuFeS2）取自德兴铜矿的黄铜矿浮选精矿，精选后再进行脱药，筛去－250目微细矿粒，将所得的矿样作为实验样品，并将其存放于真空干燥器中备用。经化验分析黄铜矿的纯度为99.05%，其首要元素组成分析成果见表2。   表2  黄铜矿首要元素化学分析成果   %元素CuFeS含量34.4530.3534.80       （二）对黄铁矿、黄铜矿可浮性的影响       [Ca（ClO）2]，溶于水且一起分化而放出氧和Ca2＋，具有很强的氧化性，具当溶液pH＜9时，Ca2＋在水溶液中很难发作水解，根本以离子方法存在，鉴于此，进行了Ca（ClO）2用量对黄铜矿、黄铁矿右浮性影响的实验，实验条件和成果见图1。    从图1可见，在矿浆pH＝7～8时，Ca（ClO）2根本不改动黄铜矿的可浮性，但对黄铁矿产生了杰出的按捺效应。跟着其用量的增大，黄铁矿的上浮率大幅度下降。在用量为1000g/t时，黄铁矿的收回率只要19.20%，当其用量持续增大，收回率改动不大。       （三）人工混合矿的浮选别离实验       依据前面单矿藏实验可知，在pH＝7～8的低碱度环境下，Ca（ClO）2对黄铁矿量示杰出的按捺功能，却根本不改动黄铜矿的可浮性。为了进一步研讨Ca（ClO）2对黄铁矿的按捺效果及完成铜硫别离的可能性，又在低碱条件下进行了不同铜硫比的人工混合矿浮选别离实验研讨。用NaOH调矿浆 pH＝7～8，丁黄药用量60g/t，Ca（ClO）2用量1000g/t，2#油用量90g/t。实验成果见表3。   表3  黄铜矿、黄铁矿混合矿浮选别离成果     %实验编号产品名称产率铜档次硫档次铜收回率硫收回率黄铜矿 黄铁矿 1∶1精矿   尾矿54.49   46.5130.20   1.8338.60   47.6095.07   4.9348.72   51.28黄铜矿 黄铁矿 1∶5精矿   尾矿24.92   75.0822.28   0.7744.18   49.7190.60   9.4022.78   77.22黄铜矿 黄铁矿 1∶10精矿   尾矿16.22   83.7819.47   0.4846.19   50.2088.72   11.2815.12   84.88黄铜矿 黄铁矿 1∶20精矿   尾矿10.37   89.6318.35   0.2146.19   50.7391.04   8.969.53   90.47       从表3可知，Ca（ClO）2对黄铁矿的按捺功能好，习惯性强，在矿浆pH＝7～8 的低碱条件下，选用Ca（ClO）2作为黄铁矿的按捺剂，可完成铜硫浮选别离，并取得较好的别离目标。       二、Ca（ClO）2对黄铁矿按捺机理分析       依据矿藏浮选根本理论能够知道，按捺剂按捺矿藏的首要方法有消除矿藏表面的活化薄膜或捕收剂膜、在矿藏表面构成亲水的薄膜等。为了进一步了解Ca（ClO）2在铜硫别离中的效果，更好地辅导铜硫别离实践，经过矿藏表面化学反响和拉曼光谱分析，研讨了在低碱度铜硫别离进程中Ca（ClO）2对黄铁矿的按捺机理。       （一）Ca（ClO）2对黄铁矿矿藏表面化学成分的影响       有研讨标明，在碱性条件或中性条件下，黄铁矿表面可能发作（1）～（3）式氧化反响，且他们还对硫化矿矿藏表面上元素硫的性质和效果进行过具体的研讨，以为硫化矿表面零价的硫（S0）是很不安稳物质，在氧化条件下，会被氧化成S2O32－、SO42－、HSO42－。                   FeS2＋2H2O→Fe(OH)2＋S0＋2H＋＋ne,         (1)                   FeS2＋5H2O→Fe(OH)2＋S2032－＋8H＋＋6e,     (2)                   FeS2＋10H2O→Fe(OH)2＋2S042－＋18H＋＋14e,  (3)                   2S0＋3H2O→S2032－＋6H＋＋4e,               (4)                   S0＋4H2O→S042－＋8H＋＋6e,                 (5)                   S0＋4H2O→HS042－＋7H＋＋6e,                (6)       Ca（ClO）2是一种强氧化剂，在浮选矿浆中增加少数的Ca（ClO）2，就能使矿浆呈很强的氧化气氛。此刻，黄铁矿表面除发作如（1）～（6）工所示的氧化反响，其表面生成的硫会被进一步氧化成S2O32－、SO42－、HSO42－外，更重要的是其表面反响生成的很多Fe(OH)2会被进一步氧化Fe(OH)3，如（7）式所示。而Fe(OH)3是一种微溶于水的化合物，其溶度积Ksp远远小于Fe(OH)2，且其在碱性介质中能安稳存在。因而，能够断定黄铁矿表面发作的很多的Fe(OH)3，是黄铁矿遭到按捺的一大原因。               2Fe（OH）2＋ClO－＋H2O＝2Fe（OH）3↓＋Cl－       （7）       另一方面，Ca（ClO）2溶于水会电离出很多的Ca2＋，有研讨标明，当溶液pH＜9时，Ca2＋在水溶液中很难发作水解，根本以离子方法存在。因而，这些Ca2＋会与黄铁矿表面氧化生成的SO42－结合生成沉积。此外，矿浆在浮选充气进程中会吸收部分的CO2，发作一定量的CO32－，因为Ksp碳酸钙＜Ksp硫酸钙＜Ksp氢氧化钙＜Ksp氯化钙＜，所以水溶液中会发作如（8）式、（9）式、（10）式所示的反响，终究导致矿藏表面钙组分首要是CaCO3在碱性环境下化学性质十分安稳，且其溶度积Ksp仅有2.8×10－9，属微溶化合物，牢固地包裹在黄铁矿表面，因而能够为这也是导致黄铁矿可浮性变差的又一原因。                   CaSO4＋CO32－＝CaCO3↓＋SO42－         (8)                   Ca（OH）2＋CO2＝CaCO3↓＋H2O          (9)                   CaCl2＋CO32－＝CaCO3↓＋2Cl－         (10)       经过上面一系列的化学反响分析，能够以为无机氧化剂Ca(ClO)2按捺黄铁矿，完成低碱度无石灰铜硫别离的机理是在矿浆pH＝7～8的低碱度无石灰铜硫别离的机理是在矿浆pH＝7～8的低碱条件下，Ca（ClO）2使其表面发作氧化反响，发作很多的Fe(OH)3亲水物质；另一方面，Ca（ClO）2在水溶液中电离出的最离子Ca2＋与溶液中CO32－结合，一起结合产品安稳吸附于黄铁矿表面，这样Fe（OH）3和CaCO3在黄铁矿表面发作协同效果，导致黄铁矿表面构成首要成分为Fe(OH)3和CaCO3的亲水薄膜，大大地增强了黄铁矿表面的亲水性，然后使其在矿浆中被按捺，完成无石灰铜硫别离。       （二）黄铁矿矿藏表面拉曼光谱分析       为了进一步清晰Ca（ClO）2对黄铁矿的按捺机理，证明黄铁矿矿藏表面上述一系列化学反响的存在。又在矿浆pH＝7～8的低碱条件下，研讨Ca（ClO）2效果前后黄铁矿矿藏表面的拉曼光谱。图2（a）为黄铁矿经黄药溶液浸泡效果后的矿藏表面拉曼光谱图；图2（b）为黄铁矿经黄药溶液浸泡效果后，再经Ca（ClO）2溶液浸泡效果后的终究矿藏表面拉曼光谱图。图2  Ca（ClO）2效果前后黄铁矿矿藏表面的拉曼光谱图       从图2（a）可知，在矿浆pH＝7～8的低碱条件下，黄铁矿表面经黄药效果后的拉曼光谱图只343cm－1、379cm－1处呈现峰值，而该两峰值均为黄铁矿Fe－[S2]弹性振荡引起。因而，能够揣度丁黄药很难使黄铁矿表面发作化学反响。从图2（b）可知，在参加Ca（ClO）2后，黄铁矿表面发作了显着的改变，其拉曼光谱图除在343cm－1、379cm－1邻近呈现黄铁矿Fe－[S2]的两个弹性振荡峰外，还在282cm－1邻近多了一个峰值，该峰值属典型的CaCO3活性峰，除此之外没有呈现其他振荡峰。因而，能够阐明在矿浆pH＝7～8的低碱条件下，黄铁矿表面经Ca（ClO）2溶液效果后，新发作了CaCO3亲水薄膜，然后使其在铜硫别离进程中被充沛按捺。       三、定论       （一）单矿藏浮选实验研讨标明，在矿浆pH＝7～8低碱条件下，Ca（ClO）2根本不影响黄铜矿的可浮性，对黄铁矿显现杰出的按捺功能。       （二）人工混合矿的浮选别离实验标明，在矿浆pH＝7～8的低碱环境下，Ca（ClO）2在铜硫浮选别离进程中具有杰出的选择性，习惯功能强，能成功地完成各种铜硫比的人工混合矿的无石灰铜硫浮选别离，并取得较好的目标。       （三）矿藏表面化学反响和拉曼光谱分析标明，在低碱度条件下，Ca（ClO）2氧化黄铁矿表面，使其表面生成首要成分为Fe（OH）3和CaCO3的亲水薄膜，进步了黄铁矿的矿藏表面亲水性，使其在铜硫浮选别离作业中被充沛按捺，然后成功地完成无石灰铜硫别离。

对新疆喀什新鑫所产高铜、高硅、低硫、低铁硫化铜精矿，进行湿法冶金提取铜的试验。    本研究所选湿法冶金流程是正确的、合理的、可行的。改进后的焙烧—浸出—电解沉积工艺流程相比较，有下列不同和特点：    1）传统法中的焙烧，是硫酸化焙烧，铜在焙烧矿中以硫酸盐形态存在；     2）传统法中，有独立设置净化工序；改进后的工艺流程可不独立设置净化工序，缩短了工艺流程。     3）电积后液处理大大减少。减少试剂消耗，提高了铜回收率。     4）改进后的各工序主要指标均有改善。均比传统流程的指标高。     焙烧矿采用稀硫酸溶液浸出，铜的浸出率97.5%~98.5%，且指标稳定。     根据该矿化学成份和铜物相组成的特点,结合冶金原理、科学试验和生产实践综合分析,提出采用湿法冶金由铜精矿中提取铜,具体的工艺流程为：铜精粉焙烧—焙砂浸出—浸出液净化—电解沉积获金属铜。该流程中的关键是焙烧、浸出两工序，故本研究着重对精矿焙烧和焙烧砂的浸出进行了试验研究，探讨出了合理的焙烧和浸出条件，获得了焙砂高浸出率98.50%，浸出渣低含铜的成果。铜精粉焙烧实现了国内生产难以达到的半硫酸化焙烧，减少了电积后液的处理量，提高了金属的回收率。因浸出液的净化，电解沉积是成熟的工艺，故本次试验不再做条件试验。

菱镁矿为结晶或潜结晶构造的碳酸盐类矿物(MgOCO3)，其MgO理论含量为47.82%。它被广泛用于耐材工业，如冶金粉末和镁质碱性耐火制品等；对呈苛性状态的菱镁矿也可用于以电解法和碳热法的炼镁工业及建筑工业。 我国天然菱镁矿资源极为丰富，列居世界首位。尤以辽南地区菱镁矿矿石储量大而集中，且质量较好，是我国冶金工业碱性耐火原料生产的重要基地。辽宁镁矿公司桦子峪镁矿，已探明矿石储量达8亿吨之多。其中低品位三级矿约占该矿储量的20%。长期以来该矿主要开采一级矿和部分二级矿，低品位三级矿由于质量问题，至今未被纳入开采计划。这一状况无疑会造成该地区菱镁矿资源的极大浪费。因此，寻找这类矿石的合理利用途径，充分发挥本地区的资源优势，是一项亟待解决的战略问题。 本文仅就我们对桦子峪低品级三级菱镁矿所开展的选矿提纯研究以及对其分选过程中几个主要影响因素进行论述。 一、矿石性质概述 桦子峪三级菱镁矿矿石组成较为简单，主要为菱镁矿和滑石、绿泥石（叶绿泥石、斜绿泥石）、白云石以及黄铁矿等。其中少量叶绿泥石以类质同像混入物形式存在于菱镁矿，白云石中。在菱镁矿的晶体中也含有一定量的白云石细微机槭包体。菱镁矿以及脉石矿物白云石分别呈粗中粒和中细粒均匀和不均匀嵌布；滑石、绿泥石及铁质呈中细粒和细粒较均匀嵌布。连生矿物之间的嵌镶关系密切，多以交代残留体不规则毗连嵌镶存在。其原矿化学多元素分析为：IL 47.94%、SO2 4.00%、AL2O3 0.97%、Fe2O3 0.48%、CaO 0.93%、MgO 46.05%。 二、试验及结果 根据桦子峪低品级三级菱镁矿的矿石性质以及对它的使用要求，在选择方案时采取了一段磨矿，－200目占70%，二段反浮硅酸盐脉石矿物和一段浮选菱镁矿的开路分选流程。并在菱镁矿的选别中，对有关新型药剂进行了探索。选别工艺流程见图1，其结果列于表1。图1  低品级三级菱镁矿选别工艺流程 表1  低品级三级菱镁矿试验结果产品 名称产率（%）IL （%）品位（%）回收率（%）熟料MgO 含量（%）高纯镁精矿58.1351.520.040.3247.430.310.0120.5721.3861.3733.770.8498.58次精矿11.9948.842.072.3944.350.630.545.9931.5611.8114.157.7688.91尾矿39.8839.8012.951.3740.590.932.5593.4447.0626.9252.0891.4069.53原矿100.00-4.140.8745.050.530.83100.00100.00100.00100.00100.00- 从试验结果可以看出，其选别条件是合理的，三级菱镁矿采用所述工艺流程，可获得高纯镁精矿及次精矿两个产品。其中，高纯精矿熟料MgO含量可选98.58%，SiO2＋CaO＋Fe2O3＋Al2O3总杂质含量为1.42%。完全达到了预期的质量指标。 三、影响分选的主要因素 （一）磨矿细度 为考查磨矿细度对分选过程的影响，采用两段反浮硅酸盐矿物的流程进行了试验。试验结果表明，－200目含量由60%增至90%时，精矿中SiO2含量在一定范围内是随磨矿细度的增大而下降；当细度达70%－200目后，SiO2含量保持不变；所有磨矿细度范围的精矿中，MgO含量基本在同一水平上。产率则随细度增大而明显降低。据此，并根据磨矿产品的单体解离检查结果，当磨矿细度为70%－200目时，其菱镁矿的单体解高度已达95%以上。所以，将磨矿绑度控制在－200目占70%是适当的。 （二）自然pH值下的十二胺解离状况 从对十二胺解离状况的研究可知，十二胺在溶液中的解离取决于介质的pH值。以十二胺浓度为1×10－4mol,计算对应不同pH值的RNH3＋、RNH3（水溶）、RNH2(不溶)时得出；在酸性介质中以RNH3＋为主；在pH值7～10之间，RNH3＋逐渐减少；当pH＝10.65时，溶液中有相同数量的RNH3＋及RNH2（水溶）；当pH>10时，开始从溶液中析出不溶性的RNH3，此时RNH3＋急剧减少。从所做试验结果也可得到证实。在固定十二胺用量200g／t时，pH值由0依次到7，脉石矿物收率随之增加；pH值超过7以后，脉石矿物的收率则迅速下降。其最佳反浮pH值在6～7之间。因此，反浮阶段采用自然pH值显然是适宜的。 图2为矿浆在自然pH值时，十二胺用量对反浮过程的影响曲线。从图中可以看出：随着十二胺用量的增大，精矿中SiO2含量下降，其降低率明显增大；当十二胺用量超过250g／t时，由于矿浆中胺离子浓度的提高，其在脉石矿物表面的吸附逐渐由静电吸附向“半胶束吸附”转移，电动电位符号改变，吸附与解吸平衡。结果精矿中SiO2含量及精矿中SiO2降低率分别逐渐趋于同一水平。此时再继续增加胺用量已失去实际意义。因此，在考虑确保高纯镁精矿的数质量前提下，将反浮中十二胺用量选定在250～300g／t范围内，对整个分选过程无疑是有益的。图2  自然pH值时，十二胺用量对分选指标的影响 曲线1－精矿SiO2降低率   曲线2－精矿中SiO2含量 （三）正浮菱镁矿过程中pH值的调节 研究表明，菱镁矿的电动电位在pH值为3.8～11.0范围内为正，其电动电位值在11.9～53.7mV之间波动（图3曲线1）。因菱镁矿为可溶性矿物，故大多数Mg2＋离子可从表面转移到溶液中；有极少量CO32－离子在提高溶液的pH值后同溶液中的H＋离子形成H2CO3;一部分H＋离子作为双电层中相反的荷电离子被吸附在菱镁矿表面。当增大溶液的pH值时，菱镁矿表面晶格离子的溶解度减小，电动电位值下降。在碱性范围内菱镁矿的电动电位号仍为正，此条件下矿物表面形成MgOH＋化合物。其吸附活性点数量发生明显变化。图3曲线2是以氧化石蜡皂（用量400g／t）作捕收剂考查pH值对菱镁矿可浮性影响所得到的结果。试验发现，pH值在6～8之间浮选效果极差，这可能关系到聚合层中捕收剂的吸附作用问题。而当pH值在8.5～11.0之间时，浮选效果最佳。因此，可以肯定pH值的调整对整个正浮菱镁矿过程具有十分重要的意义。图3  菱镁矿的电动电位及可浮性 曲线1－菱镁矿的电动电位 曲线2－pH值与菱镁矿的可浮性关系 （四）水玻璃用量 水玻璃是一种常用的脉石矿物抑制剂。其抑制作用随胶态硅酸成分{(SiO2)m·yH2SiO3·xSiO32－}2xH＋的增加而提高。本扶研究中，水玻璃用量为750～1250g／t，从试验结果得到，当用量增至1000g/t时，其高纯精矿中SiO2的含量可下降到0.04%，SiO2降低率可达到99.43%。显然，这一指标是令人满意的。 研究表明，水玻璃在水溶液中，其水解－复合平衡如下：在中、碱性矿浆内，水玻璃主要以[SiO(OH)3－]及[SiO2(OH)32－]的形式在矿物表面吸附。尽管矿物表面有时呈负电性，但这些组份仍可在其表面吸附而使表面负电性增强。水玻璃的这一特性，决定了它在菱镁矿分选过程中的重要地位。试验研究还得出，在菱镁矿浮选时，水玻璃与六偏磷酸钠混合使用，则更能发挥水玻璃的抑制作用。 （五）捕收剂氧化石蜡皂 从菱镁矿浮选的大量研究得出，未饱和和饱和的脂肪酸及其皂类可作为它们的捕收剂。 脂肪酸及其皂类是弱电解质，在水中解离为RCOOHROOO－＋H＋，其解离常数随烃链加长而减少。烃链长短对其捕收性能产生影响。研究还表明，在一定范围内，烃链中碳原子数目的增加，将使其捕收能力提高。但烃链过长，由于药剂溶解度降低，又将导致在矿浆中的分散不良，而降低捕收性能。氧化石蜡皂的烃链O15～O40，它在浮选过程中起捕收作用的主要成份为羧酸，因此，它表现出化学活性大，凝固点低以及较强的捕收能力和选择性等优点。 在试验研究中，矿浆pH值调整至9，在温度22℃下进行浮选。从试验结果得知，氧化石蜡皂在320～560g／t之间变化时，所得到的高纯精矿MgO的品位基本保持在相同水平，均可这47%以上（熟料MgO>98%）。加大氧化石蜡皂的用量，仅对高纯镁精矿的产率发生影响。显示出氧化石蜡皂的上述优点及特性。因此，在正浮菱镁矿过程中采用氧化石蜡皂作为捕收剂是可行的。 （六）低温浮选捕收剂 众所周知，氧化石蜡皂作为捕收剂，其缺点是对矿浆温度有较大的敏感性，低温浮选时效果不佳。一般，矿浆温度要求控制在25℃左右，这样给常年平均气温偏低的东北地区使用氧化石蜡皂带来一定困难，且会增加能耗。因此，寻抟一种利于低温浮选的新型捕收剂：以降低能耗和选矿成本，是十分必要的。 在对几种新药剂的初步研究后发现，W捕收剂具有较好的低温浮选性能。在其用量550g／t，矿浆温度为13℃时进行的试验结果表明，在工艺流程相同的情况下，使用W捕收剂比氧化石蜡皂所取得的指标十分接近。W捕收剂用量为550g/t，浮选温度13℃的浮选结果列于表2。 表2  W捕收荆(13℃)浮选试验结果上述对W捕收剂的探索试验，无疑为开辟菱镁矿浮选新药剂打下了一个良好基础。还有特于今后进一步深入研究。 四、结语 （一）桦子峪低品级菱镁矿矿物组成较为简单。菱镁矿与主要脉石矿物的物性差较大，有利于获得高纯产品。研究确定的一粗一扫反浮硅酸盐矿物和一次正浮菱镁矿的造别流程，流程简单，选矿成本较低、分造指标良好。其中高纯镁精矿MgO含量47.48%(熟料MgO>98%)，次精矿MgO含量44.35%（熟料MgO>88%）。两产品中的高纯镁精矿可用来生产高纯镁砂，次精矿也可加以利用。从而为该地区低品级菱镁矿的合理开发利用找到了一条新途径。 （二）在反浮选过程中，矿浆在自然pH值时使用十二胺可有效地排除硅酸盐类脉石矿物。调整pH值至碱性范围（8.5～11.0），加入水玻璃能选择性地改变菱镁矿和脉石矿物表面的负载状态，是造成菱镁矿良好可浮性的先决条件，进而在使用氧化石蜡皂作为捕收剂时，获得理想的高纯产品。 （三）对新型W捕收剂的探索试验，可望在进一步的研究中，在低温浮选时获得更好的结果。

高炉冶炼低硅锰铁是高炉锰铁生产的一项重要技术进步。本文就这一技术，从理论和实践两方面进行了阐述。还原机理。据近年有关研究，高炉内硅的还原是按照SiO2→SiO→Si的顺序逐级进行的。高炉中硅还原进入生铁的过程主要是在滴落带进行，并以SiO气体为中介还原转入铁水中，风口前焦炭燃烧后释放出的灰分中的SiO2虽进入炉渣，但基本上呈自由状态，活度大，与焦炭接触良好，所以反应(容易进行，使(SiO2)极易转变为气态SiO。气态SiO在滴落带挥发上升过程中与下降的铁水接触，被铁水中的[C]还原而进入生铁。因此，在风口高温区和滴落带，热力学条件和动力学条件都是有利的，即在风口平面上是增硅的过程。风口平面以下的进行而使已还原进入生铁的[Si]发生再氧化而呈现降硅过程。这一系列还原过程已为国内外高炉解剖及生产实践所证实。

因为氧化锌矿矿石所含矿藏品种较多，矿石结构联系杂乱，伴生组分很不安稳，含有很多黏土和褐铁矿，现在首要选用的选矿技能计划是硫化法，经过增加对矿浆进行调浆处理。硫化后选用黄药类捕收剂进行浮选的办法仅对少数氧化铅锌矿运用，很多氧化铅锌矿选矿均选用胺类捕收剂(也称为硫化胺法)。硫化胺法最忌讳矿泥，矿泥的存在将导致很多泡沫发生，严重影响分选进程。 技能人员初次提出并在工业规划完成了氧化锌矿不脱泥原浆浮选技能;研发了氧化锌矿浮选的高效药剂准则，消除了矿泥以及矿浆中难选离子对浮选进程的晦气影响，强化了对含钙矿藏的按捺;对微细粒氧化锌矿藏的疏水聚团效果，提高了其可浮性;选用先硫—后氧—氧化矿中矿会集再选流程、并优化浮选工艺条件，对不同类型的氧化矿(砂岩、灰岩和混合矿)均取得了杰出的选别目标;研讨拟定了分段回水使用计划，有利于硫化—氧化混合矿选矿尾矿水的循环使用。氧化锌矿不脱泥原浆浮选工艺彻底克服了矿泥的影响，一起也消除了可溶性盐类矿藏对分选进程的晦气效果，对矿石性质的适应性强，进程安稳，操作简洁，成本低。

我国现已查明的铁矿矿床约1760多处，散布在全国600多个县内10亿t以上的大型矿区有鞍本、攀西、冀东-北京密怀、五台岚县、宁芜-罗河、鄂西、包头-白云、鲁中和云南惠名等9个，算计占总储量的67.3%。总储量的51.3%会集在辽宁、四川和河北三省，已开发运用的占总储量的36.3%。 我国铁矿石资源丰而不富，在约500亿t储量中97.7%为贫矿，均匀档次33%，低于国际铁矿石均匀档次11个百分点，含铁量大于50%的富矿仅占2.3%，绝大部分须经选别方可入炉。我国铁矿石资源质量不高，其矿石大都以细粒条带状、鲕状及涣散点状结构存在，乃至呈显微细粒结构。有些是多金属共生复合矿床，一些有价矿藏往往需细磨至200目占90%才干单体别离，给选别等作业带来了难度。在开发进程中耗费大宗能量的一起，也给环境带来了污染。 贫铁矿资源的特色决议了它的开发运用与其它矿产有所不同，采掘工程量大，产值低，赢利少，资金运用率低。 近年来，铁矿石进口量大幅增加，2004年到达2.1亿t，进口铁矿石的金属量已占我国入炉金属量的50%。一起，铁矿石市场报价见涨，2004年报价上涨18.6%，2005年4月又上涨71.5%，市场竞争的压力越来越大。 根本工艺 1、磁铁石英岩的选矿 磁铁石英岩即铁隧岩，或鞍山式贫铁矿石，多会集散布在鞍本、五岚及冀东区域。矿石中主含磁铁矿和石英，根据磁铁石英岩的磁学性质，一般运用磁铁矿和石英磁化系数的较大不同进行磁选，典型的这一类选矿厂有美国伊里选厂、明塔克选厂、加拿大亚当斯选厂、前苏联的库尔斯克矿石公司、我国的大石河南芬和大孤山等选矿厂。磁铁石英岩的分选工艺是经三至四段破碎至25~15 mm，或经一段破碎到350~250mm，通过自磨与球磨 (砾磨) 结合，施行三段细磨，进入多段磁选。磁铁石英岩选矿的工艺特色是采纳阶段磨矿和磁选流程，以便阶段排出单体脉石，削减下一阶段的磨矿量。 2、磁铁矿石的选矿 磁铁矿石归于矽卡岩型矿石，其间首要铁矿藏为磁铁矿，还含有少数的硫化矿藏，并伴生有钴镍钒等有色金属，脉石为矽卡岩。矿石呈斑驳状、角砾状、带状和块状。磁化系数与磁铁石英岩类似。根据粒度嵌布特性可分为粗粒、细粒、微细粒和极微细粒嵌布矿石。典型的这一类选矿厂有美国恩派尔选厂、格雷斯选厂、加拿大希尔顿选厂和澳大利亚怒江选厂。我国的多会集散布在鄂东、邯郸、山东、江苏和安徽等地有五家子铁矿和玉石洼铁矿等。根据磁铁矿石的物理性质，最有用的选矿办法是以磁选法收回磁性矿藏，以浮选法收回伴生的硫化矿藏。其分选工艺多是二至四段破碎，并在破碎流程中配有一至二段干式磁选，选别中碎或细碎产品。对进一步深选产品，经二至三段细磨，进行二至五次湿式磁选，取得终究铁精矿产品选用磁选-浮选或浮选-磁选等联合流程，在进步铁精矿档次的一起，还可收回伴生矿藏成为相应的精矿产品，以及精矿的脱硫。磁铁矿石磨矿粒度较粗且泥化的粒子含量较少，一般用磁选机即可进行脱泥。选别磁铁矿石的选矿厂依照全循环供水流程操作，循环水运用率为75%~85%。 3、赤铁矿和赤-磁铁矿石的选矿 (1)赤铁矿和赤-磁铁矿石在当选矿石中占有较高的比重。多散布在我国鞍山、前苏联的库尔斯克磁力反常区、美国的密执安、加拿大的魁北克、巴西考埃和利比亚帮格区域。以赤铁矿为主的矿石，首要是选别具有杰出物理性质的粗粒嵌布矿石，而微细粒嵌布赤铁矿石的运用尚属国际上探究的课题。我国的赤铁矿石具有细粒和微细粒嵌布的浸染状结构，首要含赤铁矿和石英赤-磁铁矿石中赤铁矿和磁铁矿的份额改变很大，按其份额可分为矽卡岩型(如帮格矿石) 和镜铁矿型 (如卡罗尔矿石)。 (2)赤-磁铁矿石的选矿工艺。现在多选用磁选--重选流程、磁选--浮选流程或重选--磁选--浮选流程。有的选厂先用重选办法收回赤铁矿。再从重选尾矿顶用磁选办法收回磁铁矿;也有用浮选法(挪威拉那选厂)和用电选法(加拿大瓦布什选厂)进行精选，或在终究一段选别前用细筛处理。磁选--重选流程首先用弱磁场磁选收回磁铁矿，而后用重选法从磁选尾矿中收回赤铁矿;而磁选--浮选流程则以浮选作为分选赤铁精矿的首要进程，用重选法收回粗粒赤铁矿和磁铁矿，用磁选法收回细粒磁铁矿。关于细密结晶的赤-磁铁石英岩，重选法广泛地用于选别粗粒嵌布矿石，强磁选或浮选用于选别细粒矿石。关于黏土质赤-磁铁矿石，首要用洗矿或干式磁选。 (3)赤铁矿石的选矿。可选用洗矿、重选、浮选、磁选和焙烧磁选法，或用浮选和电选作为精选作业，按不同矿石性质，组成不同方式的选矿工艺流程。对粗粒或块状矿石混入贫化物料时，多用重悬浮液选矿。有些选矿厂对粒状矿石选用跳汰选矿，关于中细粒矿石用螺旋选矿机进行重选，或用强磁选机进行磁选。关于微细粒嵌布的石英铁质岩用浮选法或焙烧磁选法来处理。美国Tilden 选矿厂用选择性絮凝、阳离子反浮选处理细磨到80% -0.025mm的矿石。鞍山烧结总厂和齐大山选矿厂曾用竖炉，前苏联克里沃中部采选公司选矿厂曾用反转窑对细粒嵌布赤铁矿石进行复原焙烧处理后再磁选取得铁精矿。 5、钒钛磁铁矿石的选矿 钒钛磁铁矿石中的磁铁矿与钛矿藏连晶，颗粒粗大。脉石为辉长岩橄榄岩和绿泥石， 颗粒散布不均且难细磨。矿石可磨性系数约为磁铁石英岩的 1/2，归于易选、难磨和矿藏纯度低的矿石，伴有工业档次的钛和钒钴镍等有用元素。钒钛磁铁矿石首要会集在我国攀西区域和前苏联的乌拉尔区域。攀枝花冶金矿山公司对破碎产品直接进行细磨，选用了一段闭路磨矿和二段磁选一段扫选的工艺流程，选矿厂选用循环水直销体系，关于此类矿石除了收回铁精矿外，一起还收回钛矿藏和硫镍矿藏产品。-褐铁矿石的选矿 褐铁矿石首要呈鲕状、粉状和细密块状结构，鲕粒大小不一。除首要矿藏为褐铁矿外，还含有少数赤铁矿菱铁矿。脉石首要为石英、碌泥石、方解石、泥质物和黏土等矿藏，还含有锰磷坤等杂质。 6、褐铁矿的选矿 现在广泛选用洗矿、重选、磁选联合流程。 7、菱铁矿石的选矿 矿石中首要金属矿藏为菱铁矿及少数的褐铁矿、赤铁矿、磁铁矿和硅酸铁等。非金属矿藏为石英和方解石等。菱铁矿石在国际上运用不行广泛，仅在欧洲一些铁矿资源较少的国家，如捷克、波兰、前南斯拉夫、奥地利等国进行大规模的工业运用。菱铁矿石的首要选矿办法是焙烧磁选法和重选法。首要设备 -破碎磨矿设备 我国铁矿石破碎作业根本依照五种流程进行出产，一段破碎多是供自磨机磨矿用料， 破碎粒度为350~0mm或250~0mm二段破碎、三段开路破碎、三段闭路破碎和四段破碎多是供球磨机或棒磨机磨矿用料，破碎粒度为25~0mm、20~0mm、15~0mm 和12~0mm。按破碎产品粒度分为粗碎、中碎和细碎三种破碎设备。 粗破碎机选用颚式破碎机或旋回破碎机。大型铁矿石选厂多用1500mm×2100mm颚式破碎机和1500mm/300mm或1200mm/180mm旋回破碎机。中破碎机选用标准型圆锥破碎机。细破碎机选用短头型圆锥破碎机。磨矿首要选用一段磨矿、二段磨矿和三段磨矿流程。其间有接连磨矿和阶段磨矿或带有选别或带有细筛的磨矿流程。歪头山、金山店、石人沟和漓渚等20多个铁矿具有自磨机70余台，其间较多的是φ5.5m×1.8m自磨机，半自磨技能是向自磨机中参加3%~5%、φ120~φ150mm的钢球，以进步自磨机的处理量，而选用砾磨对一些矿石具有下降球耗和电耗，然后下降选矿本钱的作用。 选矿设备 我国铁矿石选厂有自磨机、棒磨机、砾磨机和球磨机，其间自磨机约占10%，棒磨机和砾磨机约占3%，其他根本上为球磨机，铁矿选矿厂出产中运用最多的是φ2.7m×3.6m和 φ3.6m×4.0 m规格的球磨机。 1、预选设备我国有大石河、水厂、程潮吉山等29个铁矿选矿厂选用干式磁滑轮预选。现在运用较好的有φ800×1400mmCT-108型以及φ1250×1270mm永磁磁滑轮(或称大块磁选机)。 选用密度较低的粗粒加剧剂配制成密度较大的重悬浮液，用重介质振荡溜槽进行铁矿石预选，排出夹石和围岩一般分选粒度为75~10mm处理量较大。选用梯形、矩形、圆形和大粒跳汰机对弱磁性铁矿石进行不同粒度块矿预选的技能是成功的。对15~0mm 矿石选用 ZXY 型圆形跳汰机可预先排出产率约为 13%含铁为 14% 的尾矿;对 3010 mm 矿石选用 AM30 型大粒跳汰机预选可取得较高收回率的高档次铁精矿。 2、磁选设备 细粒磁铁矿湿式磁选用单筒、双筒和三筒永磁磁选机进行分选，有φ 1200×3000 mm (瑞典、芬兰、前苏联) 和 φ 1500×3000mm (前苏联)、φ 1500×1500 mm (Krupp 双筒) 及 CTS、CTB、CTN-1224 型(我国)等各种类型，一段或二段磁选机多选用顺流型底槽;三段或四段为半逆流型;而球磨机排矿直接磁选的多用逆流型。竖式复原焙烧炉曾用于鞍山式赤铁-石英岩进行磁化焙烧，在齐大山、包头和酒钢选矿厂进行焙烧磁选，出产铁精矿。我国有 130 多座竖炉，容积为50m3、70m3、100m3 和 160m3。 反转焙烧炉在捷克和前联邦德国选矿厂进行褐铁矿和菱铁矿的磁化焙烧。各种结构方式的干式感应辊式强磁选机、洪堡Jones 型湿式平环强磁选机和在此根底上开展的多种类型的强磁选机， 以及接连作业的瑞典 Sala高梯度强磁选机在弱磁性铁矿石的选别中取得运用。 3、浮选设备 各种结构类型的浮选机用于处理细粒和微细粒嵌布的贫铁矿石。国内外定型制作和运用的浮选机仍以机械拌和式为主，而且有着同一开展趋势，即跟着细贫难选物料处理量的日积月累，向着充气量满足、出产才能大、电能耗费少、选别目标好以及便于操作和保护等方面开展。代表产品有芬兰OK-16MX-14、WEMCO-144、DR-600H，充气机械拌和式有 BΦP-240、BΦR600 等。 4、重选及洗矿设备多种规格类型的重介质选矿机、跳汰机、旋流器、螺旋溜槽、振荡溜槽、螺旋选矿机、槽式洗矿机、洗矿筒和湿式反转筛取得了广泛运用。关于粗粒或块状矿石混入贫化物料时，多用重悬浮液选矿。有些选矿厂对粒状矿石进行跳汰选矿，关于中细粒矿石首要用螺旋选矿机进行重选。螺旋选矿机在美国、加拿大、瑞典利、比里亚等国家的新老选厂广泛运用。如加拿大卡罗尔选厂选用 4000多台，通过一次粗选和两次精选，直接取得精矿，对粗选尾矿再进行磁选，终究铁精矿档次为 66.5%。 5、电选设备 加拿大北克拉布拉多矿选用出产率为 1.7 t/ h 的电选机分选弱磁性贫铁矿石，取得了满足成果。 6、粒铁炉 德国、捷克、波兰、朝鲜、西班牙和我国选用了出产率为 300~800 t / d 的粒铁炉，处理微细粒嵌布的高硅难选贫铁矿石，目标杰出。 7、脱水设备 浓缩一般选用周边传动或中心传动的浓缩机，还有歪斜板稠密箱。过滤选用圆筒或圆盘真空过滤机、磁滤机以及带式压滤机。筒型内滤式真空过滤机可用于过滤磁选和浮选铁精矿。选用筒型磁滤机过滤磁选铁精矿。选用盘式真空过滤机过滤细粒浮选铁精矿。选用压滤机过滤微细粒矿泥精矿。为处理细粘物料卸料困难的课题，呈现了折带式过滤，机面积已达131.9m2。为了进步微细粒物料过滤的功率，过滤机正围绕着下降滤饼和过滤介质阻力的方向在改善，如增加絮凝剂和助滤剂，选用合理的过滤介质等。陶瓷过滤机即归于织物介质外新式多孔固体介质的运用。 8、精矿和尾矿运送技能 澳大利亚怒江选矿厂选用了φ244mm长约90km的长距离铁精矿运送管道，其泵站配有4×450kW电动机驱动的柱塞泵排出压力105~141MPa运送铁精矿 250万 t/ a，运用率达97%。浓度超越40%的尾矿水力运送技能正在逐步推广之中。 技能进步 1、磁铁矿石选矿 细粒嵌布磁铁矿选矿技能进步。首要表现在选矿工艺的开展和完善、选矿设备的更新和改造、选矿归纳目标的不断进步等方面：(1)选用新式破碎机，或改造旧有圆锥破碎机，或改开路破碎流程为闭路破碎流程，以下降磨矿能耗，减小入磨矿石粒度。近二十多年来，国外呈现了超重型绷簧圆锥破碎机和高能液压圆锥破碎机，以及双轴重型振荡筛，因此呈现了新三段一闭路单段球磨的所谓“新惯例碎磨”流程，使产品粒度到达了7~8mm完成了“多碎少磨”，削减了能耗。进步了磨机处理才能。高压辊磨机现在仅仅广泛用于水泥工业中，有望从水泥熟料的破碎进入铁矿石选厂。超细磨机锋芒毕露磨机衬板的开展阅历了从金属衬板到非金属衬板，再开展到磁性衬板，经济效益明显;(2)遍及选用磁滑轮预选作业，组成预选-磁选流程，以进步磨机处理量才能和原矿档次。我国的实践证明可排出8%、含铁 9% 的大粒脉石，进步入磨档次 2%，电耗下降 2% 左右;(3)改干式自磨为湿式自磨，改闭路湿式自磨为开路或半开路湿式自磨。用直线振荡筛替代一段磨矿分级中的螺旋分级机。在二段分级中选用水力旋流器，以进步磨矿分级功率。(4)遍及选用击振细筛或高频细筛，与磨矿分级分选构成磁选细筛流程，以便在较高收回率条件下，取得含铁65% 以上的优质铁精矿产品;(5) 选用φ1050mm 或φ1250 mm大筒径磁选机以进步磁选才能和精矿档次。如大孤山选用 BX φ1050 mm×2400mm 磁选机台时产值 44.16 t/ h，给矿粒度-0.074 mm 占 78.62%，收回率 99.39%，精矿档次 59.54%，比原磁选机精矿档次进步0.8%。(6)广泛选用磁铁矿石阶段磨矿-磁选流程，以取得高质量的铁精矿产品;(7)加拿大克雷格蒙特选厂选用了“以粒度为根底的 PSM操控”，除了两套正在运用的 PSM-100外，又在磁铁矿收回回路安装了 PSM-200 用于-325 目占 85%~95%的较细磨矿粒度，既坚持了规则的磨矿粒度，一起又能使磨机的处理量最大，然后下降了每吨精矿的本钱。 2、赤铁矿石选矿 细粒嵌布赤铁矿石的开发运用，促进了赤铁矿浮选、重选、强磁选和焙烧磁选等选矿工艺的开展。(1)赤铁矿全浮选流程。选用脂肪酸类阴离子捕收剂，碳酸钠作矿浆调整剂(矿浆pH值为9.10)，浮选赤铁石英岩类型矿石中的赤铁矿，处理了矿浆黏度大，精矿脱水难等问题。选用二段浓缩作业，下降了金属丢失;(2)强磁-浮选流程。首要特色是通过强磁选将矿石中的单体石英和易泥化的绿泥石等脉石矿藏在粗磨条件下排出，成为合格精矿，然后为进一步细磨和浮选发明有利条件;(3)焙烧-磁选流程。选用竖炉对75~20mm赤铁矿石，以焦炉和高炉混合煤气加热与复原，生成人造磁铁矿石，再进行磁选取得铁精矿产品。竖炉复原焙烧鞍山式赤铁-石英岩，具有铁精矿档次65.82%和收回率78.41%的目标。(4)焙烧磁选-反浮选流程。为了进步焙烧磁选铁精矿质量，选用十二胺阳离子捕收剂， 在中性矿浆中进行反浮选。在十二胺用量为 120~180 g/t(对磁选精矿)条件下，得到了铁精矿档次65.85%和收回率75.85%的目标;(5)强磁选流程。前苏联中心采选联合厂商克里沃罗格矿床氧化铁质石英岩的处理，1989年由磁化焙烧转化为强磁选的。新流程投入运转，处理了焙烧发生的尘埃和废气净化问题和每吨精矿约需100m3天然气的高能耗问题，用当量燃料吨数表明的总能耗由磁化焙烧的0.202 降到强磁选的0.054，是氧化铁质石英岩选矿不经焙烧的重大进展;(6)阶段磨矿、重磁-阴离子反浮选流程。齐大山选矿厂选用 MZ-21 高效低耗无毒新药剂和Slon型立环脉动高梯度强磁机，在金属收回率没有下降并坚持选厂原有出产才能的条件下，铁精矿档次到达67.14%，选矿药剂费用下降24.89%，筛选了传统的焙烧磁选工艺，能耗费用下降48.93%，每吨精矿加工本钱下降 3.28%，还杜绝了焙烧运用煤气形成的人身安全和环境污染。 3、磁-赤铁矿石选矿 (1)重选-磁选-浮选流程。鞍山式磁-赤铁矿石在粗磨条件下即有一部分铁矿藏呈单体解离，需及早收回。该流程能取得收回率高的优质铁精矿产品较具竞争力。其首要特色是在一次磨矿旋流器分级后，用螺旋溜槽收回部分粗粒级铁矿藏。细粒级用磁选-浮选流程收回各中间产品兼并后进行二次分级磨矿，再回来分选回路。(2)磁选-重选流程。对细粒嵌布磁-赤铁矿石，我国开展了以磁选收回部分磁铁矿藏，对其尾矿用螺旋溜槽和离心选矿机收回弱磁性矿藏的工艺。(3)接连磨矿-磁选(弱磁-强磁)-反浮选流程。首要特色是选用接连磨矿，将矿石直接磨至单体解离，只操控终究磨矿产品粒度。选用弱磁强磁选能够起到排出尾矿和脱泥的两层作用，减轻或消除矿泥对浮选的有害影响。强磁选脱泥作用最佳。选用反浮选(浮出石英等脉石) 习惯了矿石中磁铁矿、赤铁矿和假象赤铁矿不同份额的改变，尤其是阴离子反浮选对矿泥的习惯才能强，如鞍钢调军台选矿厂根据此流程改造后，在原矿档次29.60% 的情况下，取得了精矿档次 67.59% 以上，尾矿档次 10.56%金属收回率82.24% 的目标。 4、多金属铁矿石选矿 攀枝花冶金矿山公司对钒钛磁铁矿石的破碎产品直接进行细磨，选用一段闭路磨矿和二段磁选一段扫选的工艺流程，得到了含铁51.59%收回率74.47%的铁精矿。关于白云鄂博铁矿，选用弱磁-强磁-浮选联合流程，归纳收回铁、铌、稀土矿藏。其特色是在磨矿粒度到达200目占95%~96%时，用弱磁选收回磁性铁矿藏，以强磁选放弃含铁硅酸盐，并使稀土矿藏、铌矿藏在强磁中矿中开始富集，再从顶用浮选法收回铌矿藏及稀土矿藏。能够得到很好的稀土和铌精矿产品目标，以及档次65.29%收回率为77.13%的铁精矿。

一、前语 低硅烧结能改进烧结矿的冶金功能，削减高炉冶炼进程中发生的渣量，减薄软熔层，进步滴落带的透气性，因而有利于高炉顺行和下降焦比。一起，削减渣量还有利于添加高炉的喷煤量。一般以为铁矿石TFe含量进步1%，高炉焦比下降2%，产值进步3%。因而，低硅烧结能给厂商带来巨大的经济效益。 跟着包钢选矿技能的不断进步，铁精矿档次日趋进步，现在自产白云鄂博铁精矿的SiO2含量已下降到210%～410%，为低硅烧结矿的出产及高炉选用低硅烧结矿冶炼供给了物质根底。因为铁矿粉中的SiO2是烧结进程中发生满足液相以使物料粘结的根底，也是确保烧结矿具有较高强度的条件，所以选用低硅铁矿粉烧结时，烧结矿质量特别是机械强度或许显着变差。特别关于白云鄂博铁矿粉来说，因为富含CaF2、K2O、Na2O，在烧结进程中CaF2可吸收CaO和SiO2生成晶石，然后削减构成铁酸钙的有用CaO数量，使铁酸钙的生成量明显下降；而K2O和Na2O首要散布于硅酸盐玻璃质中，是玻璃质的安稳剂，有利于玻璃质的构成，也会按捺铁酸钙的生成。因而，在碱度必定的情况下，包钢铁矿粉出产的烧结矿铁酸钙含量远低于普通烧结矿，低硅烧结矿的强度问题就愈加杰出。为此，咱们经过微型烧结实验研讨了包钢低硅烧结条件下，烧结温度、配碳量、烧结矿碱度、SiO2含量、MgO含量等参数对烧结矿粘结相强度的影响，并在此根底上进行了烧结杯验证实验，为包钢优化低硅烧结工艺参数供给了依据。 二、微型烧结实验 粘结相强度是指铁矿粉在烧结进程中所构成液相对其周围矿粉进行固结的才能。因为烧结矿是由粘结相粘结未熔含铁矿藏而构成的非均质矿藏，其含铁矿藏的强度要高于粘结相强度，故粘结相本身强度就成为限制烧结矿强度的重要要素。在其他条件相同的情况下，粘结相本身强度高，烧结矿强度也高。故本文以粘结相强度为表征来研讨相关烧结要素对烧结矿强度的影响。 首要选用红外微型烧结炉就低硅烧结温度、碱度、SiO2含量、MgO含量对烧结试样粘结相强度(烧结根底特性)的影响进行了四要素四水平正交实验，实验计划及成果列于表1。实验所用矿粉为包钢烧结常用质料，其间自产精矿与澳矿配比为85∶15，褐铁矿粉为高硅矿，用量较少，首要用作SiO2含量调理，各种质料的化学成分列于表2。实验时，经过改动不同矿粉的配比来调整试样的SiO2含量，参加CaO、MgO等化学纯试剂调整试样的碱度和MgO含量。依据正交实验成果(表1)可知，极差越大，对粘结相强度影响越大。各要素对包钢低硅烧结矿粘结相强度影响的强弱次序是:烧结温度>碱度>MgO含量>SiO2含量。依据极差分析可知，A条件(即SiO2)中最优为A1(表1中Σ(1)/12为451，粘结相强度最高值)，依此类推，粘结相强度的最优烧结参数水平为A1B2C1D4，即SiO2含量4.0%，碱度2.5，烧结温度1200℃，MgO含量116%。 三、烧结杯验证实验 依据正交实验成果，挑选三个具有代表性的实验点做烧结杯验证实验，实验编号分别为1#、2#、3#。其间3#为正交实验粘结相强度的最优水平，即低硅、高碱度、低MgO试样：1#和2#分别为正交实验中粘结相强度最低和偏低的7#和13#实验点，试样粘结相强度的摆放次序为3#>2#>1#。烧结温度的凹凸用配碳量来模仿。为了进一步研讨配碳量和混合料水分的影响，对每个实验点的配碳量及混合料水分进行了微量调整。每个点做三次，取得相应的烧结矿筛分指数和转鼓强度。在此根底上，结合对烧结矿样组成、结构及矿相调查来分析断定包钢低硅烧结的最优工艺条件。 （一）烧结杯实验办法及工艺参数 烧结杯实验所用矿粉与微型烧结实验相同，参加生石灰、石灰石和白云石来调整试样的碱度与MgO含量，实验所用质料成分见表2。依照各实验点的成分要求，先将配好的干料混匀，再加水放入滚筒中造球，要求大于3mm的小球占到总数的70%左右，然后丈量混合料水分；将造好的混合料小球布入Á200mm的烧结杯中，上面放200g焦炭焚烧，焚烧负压5kPa，烧结负压10kPa，当烧结废气温度降到200℃时烧结完结。取出烧结矿饼进行破碎、筛分，并检测其筛分指数和转鼓强度。 烧结杯实验在包钢炼铁厂实验室进行，其烧结工艺参数见表3。（二）实验成果及分析 烧结杯实验成果列于表4。由表4可知： 1、比照1#～3#实验，在实验所选配碳(3.6%～4.2%)范围内，各组试样的转鼓强度均随配碳量添加有所进步(参见图1)。这阐明，坚持恰当的配碳量对添加烧结液相量、进步包钢低硅烧结矿的转鼓强度是有利的。 2、正交实验所得粘结相强度最优的3#试样其烧结杯实验的转鼓强度也是最好的。1#、2#、3#试样的转鼓强度摆放次序为3#>2#>1#，与正交实验粘结相强度的摆放次序相一致，验证了正交实验成果的正确性，再次阐明粘结相强度这一烧结根底特功能很好地反映实践烧结矿的转鼓强度。比照各个试样的返矿平衡系数，3#试样最低，即粉化率最低。 3、将1#与2#两个高MgO烧结试样进行比照，在配碳量相同的情况下，随碱度下降及SiO2含量升高，烧结矿(MgO含量≥2.8%)的转鼓指数有所进步。究其原因，首要是2#烧结试样中的MgO矿化程度进步，试样中剩余熔剂量削减，含镁高熔点矿藏析出量下降，矿藏组成削减，结构均匀化，使得烧结试样强度进步。故而，当MgO含量较高时，需恰当下降碱度、进步SiO2含量，确保MgO的矿化和烧结液相数量的添加。为了确保低硅烧结矿具有较高的强度，烧结矿中MgO含量不宜很高。 4、在实验所挑选的混合料水分范围内，随水分添加，烧结矿转鼓指数出现增高的趋势。由此阐明，坚持适合的混合料水分有利于混合料制粒，并改进烧结矿强度。 对转鼓强度最优的3#试样(R2.5、MgO1.60%、SiO24.0%、配碳3.8%)和转鼓强度较差的2#试样(R1.6、MgO2.8%、SiO25.2%、配碳4.0%)进行了矿相分析。其矿藏组成列于表5，烧结矿显微结构见图2和图3。3#试样为低硅(SiO24.0%)、高碱度(2.5)、低MgO(1.60%)、低配碳量(均匀3.8%)烧结试样;而2#试样为高硅(SiO25.2%)、低碱度(1.6)、高MgO(2.8%)、高配碳量(均匀4.0%)烧结试样，两者的烧结条件构成明显对照。从图2、图3能够看出，3#试样的显微结构以磁铁矿和铁酸钙构成的熔蚀交错结构为主，部分可见磁铁矿和玻璃相构成的斑状结构；2#试样的显微结构则以磁铁矿和玻璃相构成的斑状结构为主，部分可见磁铁矿和铁酸钙构成的熔蚀结构，交错结构罕见。3#试样的铁酸钙含量高达29%，而2#试样的铁酸钙含量只要13%，且玻璃相和磁铁矿含量均较多。究其原因，2#试样中MgO含量较高(为2.8%)，烧结进程中MgO可进入磁铁矿晶格中，具有安稳磁铁矿晶格的效果，不利于磁铁矿氧化为赤铁矿，因而对铁酸钙的生成具有按捺效果;其次，2#试样碱度较低(为1.6)，CaO含量较少，亦不利于铁酸钙的生成，而SiO2含量较高(为5.2%)，对玻璃相的构成具有促进效果。此外，较高的配碳量也会促进玻璃相的构成，而不利于铁酸钙的生成。由此能够以为，高碱度、低MgO、低配碳量是包钢低硅烧结的必要条件。本研讨所得低硅烧结的最佳工艺条件为:SiO2含量4.0%、碱度2.5、MgO含量1.6%、配碳量3.8%。 四、定论 （一）微型烧结实验所得粘结相强度的摆放次序与烧结杯实验所得转鼓强度的摆放次序相一致，阐明粘结相强度这一烧结根底特功能很好地反映实践烧结矿的转鼓强度。包钢低硅烧结的最佳工艺条件为:SiO2含量4.0%、碱度2.5、MgO含量1.6%、配碳量3.8%。 （二）坚持适合的混合料水分，有利于改进混合料制粒，进步烧结矿转鼓强度;MgO含量较高时，需恰当下降碱度、进步SiO2含量，确保MgO的矿化和烧结液相量的添加。 （三）烧结进程中MgO可进入磁铁矿晶格中，具有安稳磁铁矿晶格结构的效果，不利于磁铁矿氧化为赤铁矿，因而对铁酸钙的生成具有按捺效果。操控较低的MgO含量，是确保低硅烧结矿强度的必要条件。 （四）高碱度、低配碳是促进铁酸钙生成、按捺玻璃相发生、确保低硅烧结矿强度的要害，当包钢烧结矿SiO2含量下降到4.0%时，烧结矿碱度应维持在2.5左右。

选用选择性絮凝阳离子反浮选处理微粒嵌布的低档次铁矿石。矿石中首要的含铁矿藏是假象赤铁矿和赤铁矿。铁矿藏嵌布粒度平均为0.01～0.025mm。脉石矿藏除石英外，还含有少数的钙、镁、铝矿藏。原矿含铁35%，含硅45%。用水玻璃和为矿泥的涣散剂并将矿浆pH值调至10～11，参加玉米淀粉，拌和后的矿浆进入稠密机进行选择性絮凝脱泥。在稠密机中石英矿泥呈溢流排出，稠密机的沉砂就是絮凝精矿。当稠密机的给矿含铁35%～38%时，排出的溢流含铁12%～14%，沉砂含铁44%，浓度为45%～60%，沉砂再经矿浆分配器进入拌和槽，然后参加玉米淀粉作抑制剂，用胺类捕收剂进行脉石矿藏的反浮选。终究精矿含铁65%，含石英5%，铁的回收率为70%左右。该厂选用选择性絮凝反浮选处理细粒贫赤铁矿的作用较好，其首要特点是：1)细磨：选用“自磨-细碎-砾磨”两段闭路的磨矿流程，选用大型湿式自磨机(φ8.2m×4.4m)和大型砾磨机(φ4.7m×9.1m)配套购。按1：2平衡两段负荷，加上旋流器分级的使用，使工业生产到达细磨(80%小于0.025mm)的要求，给选择性絮凝浮选发明了条件。2)絮凝脱泥：涣散剂参加磨机中，节省了辅佐设备，强化了涣散作业但并未影响磨矿分级。3)反浮选：用胺作捕收剂，高浓度调浆后，只粗选一次得精矿。泡沫中搀杂的铁矿藏，用加强扫选次数的办法削减。4)回水使用：工业上成功地使用絮凝剂及石灰别离处理回水。简而易行。回水使用率达95%，下降药耗和本钱，削减了环境污染。5)精矿脱水：因为精矿粒度细不易脱水，故选用了三段脱水流程。絮凝作用是首要使细粒铁矿藏构成絮凝团下沉，然后通过浓缩脱除部分涣散悬浮的脉石矿泥，这一进程能够进行几回。而得到铁的粗精矿，但这种粗精矿往往达不到质量要求，要进一步进行反浮选以进步铁精矿的档次。反浮选时首要在矿浆中参加铁矿藏的抑制剂，然后用阳离子捕收剂或阴离子捕收剂进行反浮选。当用阴离子捕收剂进行反浮选时，还要参加Ca2+作石英的活化剂，并将矿浆的pH值调整到11左右。通过反浮选后，槽中产品为铁精矿，泡沫产品为尾矿。

低档次铜渣的浸工艺：一种浸沉积法处理低档次铜渣或氧化铜矿的工艺，其特征是1)破碎：将铜渣(铜矿石)破碎到粒度小于50mm。选用一般鄂式破碎机即可。2)球磨：在球磨机内将破碎后的铜渣(铜矿石)磨细到90%以上的颗粒能经过160目筛(粒度-160目～300目)。3)浸出：在液温40～50℃，常压下在高效拌和浸出槽内进行，浸出剂液固体积比为3～6∶1，浸出液中硫酸铵浓度为100～400Kg/m↑[3]，石灰参加量为30～130Kg/m↑[3]，拌和浸出6～8小时，浸出液含铜量10-50g/l，尾气用真空喷射泵以稀硫酸作为吸收剂收回，出产副产品硫酸铵。4)过滤：浸出后的混合液选用真空转鼓式过滤机接连过滤、接连洗刷，主动卸渣。洗水选用浸出液沉积铜的母液(PH≥7.5)以进一步进步铜收回率，洗液回来浸出进程重复使用。5)酸化：将过滤后所得浸出液选用浓硫酸酸化，浓硫酸边缓慢参加，直至PH=3～4。机械拌和速度为200～500转/分，液温40～50℃。6)沉积：将酸化液边拌和边缓慢参加碳酸铵至C↓[u]↑[2+]沉积彻底(此刻溶液由兰色变为无色)。机械拌和速度为100～200转/分，温度40～50℃。7)沉积分度：选用三足离心机别离沉积和残液，残液用石灰调PH≥7.5时回来洗浸出渣。8)沉积滤饼洗刷：离心别离所得滤饼为碱式碳酸铜(含少数SO↓[4]↑[2-]离子)，在离心机内选用60～80°热水洗刷至无SO↓[4]↑[2-]为结尾。9)烘干：在烘箱80～120℃枯燥即得较纯洁的碱式碳酸铜。10)煅烧：将碱式碳酸铜在电阻炉中以220～300℃温度煅烧，即得制品一级氧化铜(CuO≥98%，粒度≤200目)。

碳酸锰矿石节理发育，性脆，在开采、运输和破碎等过程中容易泥化；氧化锰矿石的含泥率最低为10%～30%，最高则达70%～80以上。因此，筛分、分级和洗矿相当重要。氧化锰矿的选矿多采用洗矿—分级—重选—强磁选联合流程，也有采用浮选法分选的。洗矿和分级常是不可分割的两部分，通过洗矿和分级将与矿石团聚在一起的粘土脉石破碎、分散和分离，以提高入选矿石品位。常采用的设备有振动筛、槽式洗矿机和螺旋分级机等。       重选采用跳汰机和摇床将锰矿物和脉石矿物分离。也有采用重介质选矿工艺的。当处理放电氧化锰矿时，原矿经过重选后，MnO2含量可提高10%～15%，精矿锰回收率在75%以上。强磁选发展较快，应用日益扩大，当入选粒度为-12mm时用CS-2型粗粒强磁场选机；入选粒度为-7mm时用CS-1型中粒强磁场磁选机；入选粒度为-1mm时用ShP型湿式强磁场磁选机及高梯度磁选机等。浮选是分选细粒锰矿物的有效方法。

铋广泛用来与其它金属配制各种不同用途的低熔点合金，如Bi－Pb－Sn－Cd合金用于配制易熔元件、焊料和模具，Bi－Sb－Sn－Pb合金用于铸造印刷铅字；Bi－Pb－Sn合金用于配制焊锡。 一、配制易熔元件与焊料 易熔元件及焊料主要用于电器保险器，自动装置讯号器材。一般认为熔点在200℃以下属低熔点合金。含锡48%以下时，在凝固时体积收缩，含铋55%以上时，凝固时体积膨胀，含铋48%～55%时，凝固时体积变化不大。配制易熔焊料的合金主要有伍德合金、牛顿合金，58合金、47合金等，其化学成分与物理性能列于表1。 表1  铋基易熔焊料合金成分及性能二、配制印刷铅字 用铋配制的铅字合金铸字，即使很精密的图形线条，很细的笔划，也能清晰完整地显示出来。含铋的印刷铅字合金的组成加表2。 表2  含铋印刷铅字合金成分（%）三、配制铋基模具合金 低熔点模具合金用于制作薄板冷冲压模具，能压制铜、铝、钢、不锈钢等板材，钢板厚度可达3毫米。用于薄板的拉伸、弯曲和成型。使用低熔点合金模具，不需模具钢材，成模简单迅速；模具成本低，更新快；模具不需调整，不需加工；模具用完可重熔，合金可反复使用；由于成模快，可大大减少模具堆放空间。 国外对低熔点模具合金的研究与使用非常重视。不少大型飞机、汽车公司，都有专家从事此项科研工作。我国从七十年代开始，推广和使用低熔点合金模具，已获得迅速发展。 低熔点模具合金应具备以下性能，熔点低，易熔化，制模方便；合金强度高，模具使用寿命长；流动性能好，合金熔化后充填能力强，成模清晰；合金膨胀收缩率小，能保证成模精度；合金与标准样件不粘连，分模容易；合金无毒，不污染环境。 由铋与锡为主组成的Bi－Sn基合金有二元、三元、多元等几种，它们熔点低，强度高，流动性好，膨胀收缩率小，重熔后金属氧化损失少。 Bi－Sn基模具合金常添加锑、镉、锌、铟等金属元素以组成多元合金，镉能细化合金的晶粒，提高强度，但镉有毒，其氧化物易挥发，价格也较贵；铅能降低合金的熔点，部分取代昂贵的锡，但加铅后使合金导热性能降低，流动性变坏，锌有提高合金强度的作用，低易氧化，熔化后不易控制合金成分：锑能提高合金的强度，但使其熔点升高；铟能降低合金的熔点，但本身价格昂贵。 表3列举了几种铋基模具合金的组成及性能： 表3  基模具合金的组成及性能表3列举的七种合金中，主要是前两种，1号是Bi－Sn二元合金、3号、4号实质上是在1号基础上发展的，其组成与性能都与号合金比较近似；2号是四元合金，国外称为纠赖特合金，由于降低了紧俏重金属锡与铋的含量，所以也是一种主要的低熔点模具合金，而5号、6号、7号合金也是在2号合金基础上发展起来的，它们的化学组成与物理性质，也有某种程度的类似。国内外对1号合金与2号合金，都进行过比较详细的研究。 Bi－Sn二元合金（1号）的机械物理性能如下： 合金的冷胀性：合金由液态冷凝成固态时，体积略有膨胀，通过测定：冷凝后2分钟，试棒（12.7×12.7×254毫米）膨胀0.0158毫米；冷凝后1小时，试棒膨胀0.0152毫米；冷凝5小时以后，试棒膨胀0.0127毫米。 合金的强度；合金强度随温度的升高而降低。如温度从26℃上升至50℃时，合金的抗拉强度从5880帕下降到4263帕；当温度从20℃上升至50℃时，抗压强度从6046.6帕下降到3959.2帕。 负荷作业时间与合金硬度的关系，合金硬度随负荷持续时间的延长而降低。当试验条件为直径5毫米试样负荷612.5牛，温度19℃，持续时间为15秒时，合金硬度为23.1；30秒时为20.1；1分钟时为17.0；2分钟时为14.0；3分钟时为13.0；5分钟时为12.2。 合金反复熔铸后性能稳定性：当试样直径10毫米，负荷2450牛，持续60秒，温度为19℃时，其硬度变化为：2次以内，硬度21.9；35次以内，硬度大于20；100次以内，硬度大于19。 Bi－Pb－Sn－Cd四元合金熔点低，流动性好，但硬度也低。

原料、熔剂的一般要求：       铅和铅锌烧结对原料、熔剂的一般要求列   表1 烧结原料、熔剂、焦粉的一般要求物料名称化学成分，％粒度，mm水分，％备注铅精矿按国家（部）标准或协议按选矿定＜12，北方冬天＜8含砷不大于0.5％铅锌混合精矿Pb＋Zn＞48％同上同上同上铅块矿（杂矿）含Pb＞25％＜10＜2含铜不大于1％石灰石CaO≥50；Mg≤3.5；SiO2＋Al2O3≤3＜6＜2 石英石SiO2≥90；Al2O3≤2～5＜6＜2以河沙或含金石英砂作熔剂时，SiO2含量可适当降低。焦粉固定碳＞75＜10＜1    注：表中粒度系指配料工序的要求。