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！ 

在现有的多金属矿浮选过程中，有价金属往往以硫化矿和氧化矿两种方式存在，现在针对这类资源一般选用先浮硫化矿后浮氧化矿的浮选工艺。 文书明、张文彬等人针对云南东川新矿区、迪庆羊拉、新疆拜城的超越200万吨的混合铜矿，选用“低能耗碎磨矿-硫化铜自活化浮选-结合铜桥联浮选-钙镁反浮选-酸浸提铜”的办法进行处理。 乔吉波针对某杂乱难选铜铅锌多金属矿样选用先选硫化矿后选氧化矿的准则流程，断定了“铜铅混浮-铜铅别离-再浮锌-选氧化铅”的浮选工艺，完成了有价矿藏铜铅锌矿的有用别离方针。刘万峰针对河北张家口某铅矿中硫化铅、氧化铅含量都高的特色选用“先浮硫化铅-脱泥-再浮氧化铅”流程。 赵平等人针对某高氧化率钼矿选用硫化钼和氧化钼混合浮选全浮选流程。赵平等人针对某含金氧化钼矿，选用优先浮选辉钼矿，将金富集到硫化钼精矿中，然后再浮选氧化钼矿藏，硫化钼精矿经脱药按捺辉钼矿后化浸出收回金的工艺流程，使矿石中钼和金得到归纳收回。 陈代雄针对伊朗某难选氧化锑选用“先硫后氧”和“浮重结合”的选矿流程，其间硫化锑矿选用惯例浮选工艺，粗粒氧化锑矿选用重选工艺，细粒氧化锑矿选用浮选工艺。

混合稀土 金属稀土资料稀土的英文是Rare Earth,意即“稀少的土”。其实这不过是18世纪遗留给人们的误会。1787年后人们相继发现了若干种稀土元素，但相应的矿物发现却很少。由于当时科学技术水平的限制，人们只能制得一些不纯净的、像土一样的氧化物，故人们便给这组元素留下了这么一个别致有趣的名字。混合稀土 金属由稀土矿中提取出含有镧、铈、镨、钕及少量钐、铕、钆混合的氧化物或氯化物经熔盐电解制出的 金属 。稀土总量大于98％，铈大于48％的轻稀土。在空气中易氧化为黑色，室温下能和水反应，升温而加快。可做打火石、合金添加剂、贮氢材料等。                             金属 2.jpg" />                                                                                           

混合稀土　　mischmetal 　　由稀土矿中提取出含有镧、铈、镨、钕及少量钐、铕、钆混合的氧化物或氯化物经熔盐电解制出的 金属 。稀土总量大于98％，铈大于48％的轻稀土。在空气中易氧化为黑色，室温下能和水反应，升温而加快。可做打火石、合金添加剂、贮氢材料等。稀土的英文是Rare Earth,意即“稀少的土”。其实这不过是18世纪遗留给人们的误会。1787年后人们相继发现了若干种稀土元素，但相应的矿物发现却很少。由于当时科学技术水平的限制，人们只能制得一些不纯净的、像土一样的氧化物，故人们便给这组元素留下了这么一个别致有趣的名字。混合稀土的制造方法：（1）制造混合稀土 金属 所采用的原料为碳酸稀土、草酸稀土、氟碳酸稀土或氧化稀土中任一种以上；（2）所采用电解质的化学成分（wt％）为：REF3 35—85％，BaF2 5—35％，LiF 10—50％；（3）所述的原料在加入电解槽前要求煅烧或焙烧，使原料脱水，并分解成以氧化稀土为主的活性稀土混合料；（4）电解开始后，活性稀土混合料的加入量为30—50kg／hr；（5）电解过程的工艺参数为：直流电流20000—28000A，电解电压8—14V，电解温度为900—1080℃。 　更多有关混合稀土的内容请查阅上海 有色 网

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。

矿石的矿物组成及结构构造：    矿石中的矿物组成有30多种，主要金属矿物为磁铁矿。硫化物以黄铁矿、黄铜矿为主，矿石结构以半自形-他形晶粒状结构为主。矿石中有益组分有：铁、铜、钴、镍、金、银。有害组分主要有：硫、磷、砷等。 以某铁矿为例：选别作业采用的是先浮选后磁选工艺。浮选作业又包括混合浮选和分离浮选2个作业。磁选又分为单一弱磁选和弱磁-中磁-强磁选两种流程。    铜硫混合浮选作业共分4个系列，每个系列有20m3浮选机12槽、6A浮选机10槽（四系列6A浮选机12槽）。二次球磨分级溢流先由20m3浮选机进行粗选，粗选精矿再由6A浮选机进行两次精选，精选精矿即为铜硫混合精矿。铜硫混合精矿由砂浆泵送8#浓缩机浓缩脱药，粗选尾矿由砂浆泵送弱磁选选铁。     铜硫分离浮选有2个系列，一个系列生产，一个系列备用。有6A浮选机4排共48槽。铜硫混精经8#浓缩机脱药后，由砂浆泵送入一排14槽（或18槽）6A浮选机粗选、一次扫选，粗选精矿再由另一排8槽6A浮选机两次精选，精选精矿即为铜精矿，由砂浆送入6#浓缩机，扫选尾矿为硫钴精矿，由砂浆泵送入7#浓缩机。具体浮选流程如下：

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。

黑白钨共生矿中常伴生有富含钙、镁的透辉石、透闪石和富钙的方解石、萤石，这些脉石的表面性质与白钨矿相近，浮选行为相似。黑钨矿、白钨矿最佳浮选pH有较大差别，白钨矿最佳浮选pH相对较窄，一般在7~9之间，黑钨矿的最佳浮选pH因捕收剂种类而异，一般在5~10之间，复杂低品位细粒级黑白钨共生矿属十分难选矿石，采用高效调整剂和捕收剂是混合浮选技术指标的技术关键。 氧化矿捕收剂对白钨矿的捕收能力相对较强，对黑钨矿的捕收能力相对较弱。要实现黑白钨混合浮选一般采用组合捕收剂。常用的捕收剂组合有脂肪酸类捕收剂的组合，脂肪酸类捕收剂与螯合类捕收剂的组合。 脂肪酸及其皂类是白钨矿常用的捕收剂，对黑钨矿也有捕收作用，脂肪酸类捕收剂因烃链较长，捕收能力强，选择性较差，在水中溶解分散不好。为了满足黑白钨混合浮选要求，提高脂肪酸类捕收剂选择性，常需要对其进行改性。对脂肪酸加工以改进其浮选性能，着眼于两个方面：一是改善溶解性能，提高抗低温的能力，办法是引入高极性的基团或引入不饱和键;二为提高选择性，办法是引入有选择作用的基团。 脂肪酸类捕收剂捕收能力强、选择性差，螯合类捕收剂选择性强、疏水能力弱，将脂肪酸类捕收剂与螯合类捕收剂组合使用能发挥正的协同效应。目前，常与脂肪酸类捕收剂组合使用的螯合类捕收剂有广州有色金属研究院的GYB，并在湖南柿竹园多金属矿等多家矿山中应用，其中柿竹园矿1000t/d选厂生产调试时，钨实际回收率一直稳定在65%以上。北京矿冶研究总院程新朝等[83]采用CF系列螯合捕收剂浮选某难选黑白钨混合矿，最终得到了含WO3为71.83%、回收率为56.23%的白钨精矿和含WO3为66.61%、回收率为27.30%的黑钨精矿，总钨回收率达83.53%。此外，孙伟等[84]研究了新型螯合药剂F-305，陈新林等[85]研究了新型螯合捕收剂TW系列钨捕收剂。

铜钼混合精矿别离有两种计划：一是抑铜浮钼，是最主要的选矿办法。二是抑钼浮铜。后一办法只要少量选厂选用，并用糊精按捺辉钼矿。 浮钼抑铜进行铜钼别离的按捺剂计划有： (1)法; (2)+蒸汽加温法; (3)单一法; (4)+法; (5)诺克斯药剂(或它与合用)法; (6)铁及亚铁法; (7)次或法; (8)硫基乙醇等有机按捺剂法。 铜钼别离：、、砷或磷诺克斯药剂按捺以黄铜矿、斑铜矿为主的铜矿藏较有用;硫化铵、铁及亚铁、氧化剂、次氯酸盐及按捺次生硫化铜矿藏较有用。巯基乙醇等有机按捺剂是新研发的无毒高效钼的伴生硫化物按捺剂，正在推行之中。为了改进铜钼别离作用常选用的办法有： (1)浓缩脱药。混合精矿别离之前，先进行浓缩脱药，除掉进入混合精矿中的过剩药剂，确保搅拌和粗选在适合的浓度下进行。 (2)蒸汽加温。国外一些铜钼选厂在铜钼别离前，对铜钼混合精矿进行蒸汽加温(85～90℃)，有时还参加适量石灰(0.8～1.2kg/t精矿)，鼓入氧气或空气。其意图是经过解吸和分化损坏混合精矿表面的捕收剂膜。不少国家把+加温(蒸吹)法视为铜钼精矿别离的最佳计划，此法是在运用硫化物按捺铜矿藏的一起，沿浮选作业线用蒸汽直接加温(60～75℃)矿浆，这样不只加快了捕收剂的解吸和分化，还减缓了硫化物的氧化，大大地下降了硫化物用量，改进了别离目标。 (3)分段增加。法是铜钼别离最常用的办法，它能够按捺非钼的一切金属硫化矿藏，其用量动摇规模很大，可在2～30kg/t内动摇。选用分段增加较有利，常将一部分溶液增加到拌和槽中，而另一部分以固体方式放在粗选和精选的泡沫槽中，运用溶解时宣布的热量使矿浆温度升高，以增强其按捺作用。 (4)用氮气浮选。铜钼别离浮选中运用的按捺剂，如、钠、诺克斯药剂中的或易氧化而失掉按捺作用。因为铜钼别离循环，精选次数多(6～8次)，作业线长，这些药剂因氧化而增大耗量更为杰出。为了防止药剂氧化、下降用量，铜钼选厂用氮气替代空气作充气介质进行铜钼别离浮选取得了明显的经济作用，可使诺克斯药剂用量下降50%～70%。

铋是元素周期表中第六周期第VA族元素。原子序数83，化学元素符号Bi，原子量为208.98，原子的外电子层构型6S26P3。铋的熔点271℃，沸点1560℃，密度9.75g/cm3，铋是逆磁性最强的金属，铋能与锡、镉、镓等金属配制成易熔合金。铋的化学性质不生动，在室温湿空气只细微氧化。    铋的化合物近百种，重要的有硫化铋、氧化铋、等。硫化铋和氧化铋在地壳中别离以天然矿藏辉铋矿(Bi2S3)和铋华（Bi2O3)形状存在。地壳中铋的丰度为1×10-5%,我国铋的储量和年产量均居国际前列。铋首要用作易熔合金，制作锅炉和压力容器的安全活塞，医药中也有必定使用。天然界独自铋矿床罕见，多与钨、钼、铅、铜矿共生。与钨钼砂共生矿，分选时可产出铋精矿，而与铅、铜共生，只能以副产品形状在首要金属出产进程归纳收回。出产铋的办法分火法和湿法两类，前者包含沉积熔炼、混合熔炼等办法，后者有氯化浸出和矿浆电解等工艺。我国的铋工业是从20世纪50年代创业的，开端是用还原熔炼法从铅电解阳极泥中提取铋，60年代开端用沉积法熔炼铋精矿提铋，经改善工艺，又呈现了混合熔炼法，能够一起处理硫化铋精矿和含氧化铋物料，明显提高了金属收回率。70年代在炼铋设备方面，选用回转炉替代反射炉熔炼取得成功，大大减轻了劳动强度。80年代研讨开宣布矿浆电解法，90年代用于铋提取冶金进人工业使用阶段。    出产用铋精矿含铋20％-64%，还原剂多选用粉煤，熔剂有铁屑、纯碱和萤石等。工艺进程包含熔化一造锍一放锍一放铋等过程。熔炼时，将硫化铋精矿、含氧化铋的渣、烟尘、熔剂、粉煤均匀混合，分批量自反射炉顶加人炉内，炉温750℃时进料，炉料在1200-1300℃发作沉积反响，生成铜锍、金属铋和炉渣与烟气。碳质还原剂发作的CO与炉猜中Bi2O3反响生成金属铋：                              Bi2O3＋3CO====2Bi＋3CO2    炉猜中心的铁屑与Bit S3发作置换反响：                                Bi2S3＋3Fe====2Bi＋3FeS    生成的FeS进人铜锍。炉猜中的 Bi2O3还会与Bi2S3进行交互反响，生成金属铋和SO2气体：                              Bi2S3＋2Bi2O3====6Bi＋3SO2    熔炼产品成分见表。[next] 铋矿混合熔炼产品成分/%产品称号BiPbCuFeSSiO2SO2粗铋71~7321~220.41.3　　　铜锍0.40.48.131.223.2　炉渣0.122.9　30（FeO）5.7　烟尘8.56.6　　5~9　烟气　　　　　0.5     熔炼设备为反射炉，按炉床面积巨细有6m2和10m2两种炉型。因为铋的密度大（9.7g/m3)，容易发作炉底渗漏现象，因而把反射炉底砌筑在钢板焊成的槽壳内。炉子的一端砌有燃烧室，另一端为上升排烟道，炉子侧墙近炉底处铋放出口，加料口设在炉子顶部。    反射炉的床能率为0.9-1.2t/(m2.d)，铋的直收率91％-93%，每出产1t铋的耗费为：纯碱34kg，铁屑336kg，燃料煤1877kg，萤石280kg。    熔炼产出的粗铋还含有相当多的Pb、As、Cu、Sb、Ag等杂质成分，有必要逐个除掉才干契合工业使用要求。精粹的办法有火法精粹和电解精粹，能够得到含Bi>99.99%的精铋，化学成分到达国家规定标准。

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.

参加稀,由于金属活动次序表里铜在氢后,所以不会与稀反响,反响之后过滤滤液,就可得到铜

混合铜矿石关于氧化矿和硫化矿的混合铜矿石，一般选用硫化浮选法，其流程有两种：(1)选用硫化后氧化矿藏与硫化矿藏一起浮出。(2)先选出硫化矿藏，尾矿经硫化后再选氧化矿藏，选用那种流程较适宜，应根据实验加以断定。氧化矿藏与硫化矿藏一起浮选的工艺条件与氧化矿石的浮选根本共同，仅仅及捕收剂的用量，随矿石中氧化矿藏含量的削减而相应削减，硫化后浮选氧化矿藏时，硫化矿藏能够很好的浮游。

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）

黑钨矿与白钨矿尽管都归于钨酸盐，但由于阳离子的不同，致使二者有明显不同的可浮功能，白钨矿易浮，运用脂肪酸类捕收剂就能上浮，黑钨矿的天然可浮性远比白钨矿差。一般是非钨混合矿选厂经过选矿产出黑钨精矿和白钨精矿，近年来，对是非钨混合型钨矿的选矿工艺技术首要体现在细粒嵌布的是非钨共生矿方面，其间以湖南柿竹园多金属矿最具代表性。 湖南柿竹园钨钼铋萤石多金属矿，原矿首要金属矿藏为白钨矿、黑钨矿、辉钼矿和辉铋矿，白钨矿与黑钨矿的份额为7：3，原矿嵌布粒度很细，当磨矿细度为90%左右时，这些矿藏的单体解离度在95%左右。大多数白钨矿为溶液结晶白钨矿，有三分之一的白钨矿为告知黑钨矿而生成，这部分白钨矿含有黑钨矿包裹体或连生体，并因含铁、锰杂质而具弱磁性。黑钨矿属钨锰铁矿，黑钨矿嵌布状况却较杂乱，粒度粗细极不均匀，部分黑钨矿被白钨矿告知呈残晶状，部分微细粒黑钨矿与萤石连生。矿石中脉石矿藏的品种十分多，首要有方解石、石英、长石、钙铁榴石、钙铝榴石、钙铁辉石、透辉石、透闪石、绢云母、黑鳞云母等，其间方解石、钙铁辉石、黑鳞云母、绢云母、绿泥石等富钙、富铁的脉石矿藏约有30%左右，对钨的分选搅扰较大。以下别离介绍柿竹园是非钨矿的是非钨混合浮选工艺和是非钨分隔浮选工艺： 柿竹园是非钨矿混合浮选工艺准则流程图如图1。   该矿石原矿WO3档次0.48%，白钨矿和黑钨矿的份额约为7：3，当原矿磨至-0.074mm占90%时，选用高效选择性螯合捕收剂GYB和CF为捕收剂，、水玻璃和六偏磷酸钠或硫酸铝为组合调整剂，脂肪酸作辅佐捕收剂混合浮选是非钨，混合粗精矿钨富集比大，档次高，产率低，可有用削减加温精选的处理量，大幅进步精选功率;白钨加温精选选用改善的彼得罗夫法，取得白钨精矿WO3档次66.12%，收回率54.49%。选用螯合捕收剂和组合调整剂进行钨细泥浮选，收回细粒级钨矿藏，与传统办法比较，细粒级钨收回率进步了8.33%。黑钨精矿WO3档次52.61%，收回率21.95%。该工艺的中心在于运用高效选择性螯合捕收剂GYB和CF混合浮选是非钨、收回黑钨细泥，处理了黑钨矿和白钨矿别离以及白钨矿和含钙脉石矿藏别离的国际难题，进步了金属收回率和精矿档次。 选用是非钨混合浮选取得的是非钨混合精矿的钨收回率可到达80%，可是由于钨细泥选矿作业收回率较低，仅为20%左右，终究精矿的钨总收回率仅为65%。这是由于是非钨混合精矿在白钨加温精选时，在温度大于90℃的矿浆中添加了很多水玻璃，使黑钨矿表面遭到激烈的按捺，形成白钨加温尾矿中的细粒级钨精矿档次和收回率较低。

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

自然界中硫化矿藏受空气或水中氧及水中离子的效果生成氧化矿藏，氧化进程一般发生在矿床的上部，根据地质条件不同氧化层厚度可达10～50m。按矿石氧化率(指某金属以氧化矿藏状况存在的百分数)不同可将矿石分为氧化矿、硫化矿和混合矿。一般规则，氧化率在30%以上为氧化矿，氧化率在10%以下为硫化矿，介于两者之间为混合矿。有色金属氧化矿的首要矿藏有氧化铜、氧化铅及氧化锌矿。 有色金属氧化矿石具有如下特色：①结构较杂乱，浸染粒度较细，不易解离，一般很脆，细磨时易泥化;②矿藏组成十分杂乱，同一矿床内常含多种同一金属的氧化矿藏，而可浮性不同却很大;③常含有很多矿泥和可溶性盐;④不同矿床中氧化矿性质的不同很大，乃至同一矿床中不同地段的氧化程度及矿石性质改变很大。因此氧化矿石的浮选是较困难的。 氧化铜矿及其混合矿石的浮选 常见的首要氧化铜矿藏有：孔雀石(CuCO3·Cu(OH)2)，含铜57.4%，密度4g/cm3，硬度4);蓝铜矿(石青，2CUCO3·Cu(OH)2)，含铜55.2%，密度4g/cm3，硬度4)。其次有：硅孔雀石(CuSiO3·2H2O，含铜36.2%，密度2～2.2g/cm3，硬度2～4)及赤铜矿(Cu2O，含铜88.8%，密度5.8～6.2g/cm3，硬度3.5～4)。 脂肪酸类捕收剂对有色金属氧化矿藏具有杰出的捕收性，但因选择性差(特别当脉石是碳酸盐矿藏时)，精矿档次不易进步。黄药类捕收剂中仅高档黄药对有色金属氧化矿藏有必定捕收效果。但未经硫化，直接用黄药浮选氧化铜矿时因本钱高在工业上未得到运用。实践上得到运用的办法有： ①硫化法———最为遍及，工艺简略，凡能进行硫化的氧化铜矿均可用此法进行浮选。经硫化后的氧化矿具有硫化矿的性质，可用黄药进行浮选。孔雀石和蓝铜矿很简单用硫化，而硅孔雀石和赤铜矿较难硫化。 硫化时用量可达1～2kg/(t原矿)。因等硫化剂自身易氧化，效果时间短，生成的硫化膜不稳固，激烈拌和简单掉落，所以应分批增加，并不需预先拌和，直接参加浮选机榜首槽。硫化时，矿浆pH值越低，硫化越快。 矿泥多、需涣散时应加涣散剂，一般用水玻璃。捕收剂一般用丁基黄药或同黑药混合运用。矿浆pH值一般坚持9左右，过低时，可适量增加石灰。 ②有机酸浮选法———有机酸及其皂类可很好地浮选孔雀石及蓝铜矿。如脉石矿藏不是碳酸盐类矿藏时可用此法。不然，将使浮选失掉选择性。当脉石中含有很多可浮的铁、锰矿藏时，会发生相同的效果，使浮选目标变坏。用有机酸类捕收剂进行浮选时，一般还要增加碳酸钠、水玻璃、磷酸盐作脉石的抑制剂和矿浆调整剂。 也有混合运用硫化法与有机酸浮选法的实例。先用及黄药浮起硫化铜及部分氧化铜，然后再用有机酸类浮选剩余的氧化铜。 ③浸出—沉积—浮选法———当选用硫化法和有机酸法都不能得到满足的效果时选用。该法运用氧化铜矿藏比较简单溶解，将氧化矿先用硫酸浸出，然后用铁粉置换，沉积分出金属铜，再用浮选法浮出沉积铜。该法首要应根据矿藏嵌布粒度，将其磨到单体解离，(-200网目占40%～80%)。浸出液为0.5%～3%的稀硫酸溶液，酸的用量随矿石性质在2.3～45kg/(t原矿)改变。关于难浸出的矿石，可选用加温(45～70℃)浸出。浮选在酸性介质中进行，捕收剂用黑药或双黄药。未溶解的硫化铜矿藏和沉积金属铜一同上浮，进入浮选精矿。 ④浸—硫化沉积—浮选法———如矿石中含很多碱性脉石，运用酸浸耗量大、本钱过高时选用。该法将矿石细磨后，参加粉，然后浸。浸出进程中，氧化铜矿中的铜离子与NH3、CO2效果的一起，被硫离子沉积，成为新的硫化铜颗粒，将蒸腾收回，进行硫化铜的浮选。矿浆pH=6.5～7.5，用一般硫化铜矿的浮选药剂可得到杰出目标。此法应留意的收回，不然会形成环境污染。 ⑤离析—浮选法———本质是将粒度恰当的矿石同2%～3%的煤粉、1%～2%的食盐混合，在700～800℃之间进行氯化复原焙烧，生成铜的氯化物，从矿石中蒸发出来，在炉内被复原成金属铜，并吸附在煤粒上，再用浮选法与脉石别离。此法适用于处理难选的氧化铜矿，特别是含泥量较多、结合铜占总铜30%以上的难选氧化铜矿，及含很多硅孔雀石和赤铜矿的矿石。归纳收回金、银及其他稀有金属时，离析法比浸出—浮选法优胜。缺陷是热能耗费大、本钱较高。 ⑥混合铜矿石的浮选———混合铜矿石的浮选流程应根据实验断定，可选用硫化后氧化矿藏和硫化矿藏一起浮选的流程，也可选用先选硫化矿藏、尾矿硫化后再选氧化矿藏的流程。一起浮选氧化铜矿藏和硫化铜矿藏的工艺条件和浮选氧化矿藏的根本相同，但和捕收剂用量应随矿石中氧化物含量的削减相应削减。 国外氧化铜矿石多选用两种工艺：硫化浮选法和酸浸—沉积—浮选法。

某铅锌矿，归于碳酸盐岩中的告知矿床。矿石中有一部分闪锌矿的可浮性与方铅矿类似，而难浮的闪锌矿与黄铁矿的可浮性相近。因而，浮铅时，在浮净铅的准则下，将一部分易浮闪锌矿浮出，浮铅的尾矿，在进行锌硫混浮。       以铅为主的铅锌混浮，捕收剂以黑药为主，并混用一部分黄药。介质调整剂用石灰PH值8左右。一般铅锌浮选时，若矿石中很少或无黄铁矿时，最好用碳酸钠调整PH。由于石灰对方铅矿的可浮性有晦气的影响。现厂铅锌浮选时也加了少数，主要是用来按捺活性高的黄铁矿。      铅锌混合精矿中的别离，用合作硫酸锌抑锌浮铅。

一、铜矿混合浮选工艺流程简介 铜矿混合浮选工艺流程：磨矿分级→经混合浮选获得混合精矿→精矿分离粗精选→浓缩脱水。铜矿混合浮选工艺是将铜精矿与矿石中含有的其它矿物一起浮选得到混合精矿，然后再将混合精矿进行分选，最后得到铜精矿。 二、铜矿混合浮选工艺的优势有哪些 1、相比铜矿优先浮选法，铜矿混合浮选法可以有效提升浮选机的工作效率; 2、浮选药剂消耗量低，最多可节约两成浮选药剂; 3、节约磨矿费用，由于是混合浮选后再进行精矿分选，所以对磨矿粒度的要求不是很高，计算一下成本，大概可节约费用10%左右; 4、铜矿混合浮选工艺的应用范围更广，生产效率也更高。

我国西部某混合矿主要是由磁铁矿和赤、褐铁矿而组成，原矿品位为26.32％，磨矿细度达到-0.043mm95％才可以获得品位大于60％的铁精矿，混合矿的原矿化学多元素分析和原矿物相分析结果见下表1、2。由上表1、2我们可以看出，该矿石可以回收的主要元素是铁，矿石酸碱性系数为0.09 一、矿石的矿物组成成分 经鉴定该矿石主要的矿物组成我们可以见下表3。矿石呈灰黑色一黑褐色块状，结构较为细腻，矿石中铁矿物以磁铁矿为主，其次是赤铁矿和褐铁矿。金属硫化矿物含量很低，偶见黄铁矿零星分布，脉石矿物以石英居多，其次是绿泥石，铁白云石、方解石和磷灰石，其他微量两无暴扣阳起石、锆石、绿帘石、独居石、金红石和榍石等。 二、选矿工艺及试验 上面这种矿石为磁、赤铁矿混合型铁矿石，矿石中有用的矿物主要为赤、褐铁矿和磁铁矿，矿石中主要杂质是SiO2。我们首先应该考虑低场强磁选尽可能得到合格的铁精矿，然后通过强磁选或者重选回收尾矿中的铁。根据该矿石的性质和特点，我们在选矿中首先应该考虑首先进行原矿不同磨矿细度的磁选（弱磁选-强磁选）。原矿不同磨矿粒度强磁选精矿重选（摇床）选别和原矿不同磨矿粒度强磁精矿反浮选，然后再依据选出来的结果来确定该矿石合理的选别工艺方案。 1、原矿不同磨矿粒度磁选 磨矿细度以绘制磨矿粒度曲线为基础，对不同磨矿细度产品进行磁选选别作业，结合铁精矿的指标平衡，确定磨矿细度。将原矿用球磨机磨至到不同粒度，进行不同磨矿粒度的磁选选矿，首先进行弱磁选，磁选工艺为1粗1精，磁选条件为粗选磁场强度159.24KA/m，上升水量15mL/s；精选磁场强度95.54kA/m，上升水量20mL/s。我们所得弱磁粗选尾矿再进行强磁选别，选矿工艺流程为1次粗选，选矿条件为磁场强度796.18kA/m，精矿漂洗水量300mL/s。结果见下表4所显示：我们可以从上表4中的结果可以看出来：随着磨矿细度增加，弱磁选和强磁选所获得的精矿的产量降低，精矿铁品位均升高，当原矿磨至-0.038mm99％（-0.030mm95％），可以获得的产率为14.75％，铁品位为62.11％的弱磁铁精矿，同时还可以获得铁品位为40.92％强磁精矿，由此可见，该矿石嵌布粒度很细，要获得较高品位的铁精矿必须用超细球磨机进行细磨。 2、强磁粗选铁精矿强磁精选选别  我们可以以上表4中原矿磨矿粒度10.043mm95％磁选所获得的强磁精矿进行强磁精选选别试验，试验条件为强磁精选磁场强度238.85kA/m，精矿漂洗水量400mLs，试验结果我们可以从下表5得出：由表5结果我们可以看出，该矿石原矿磨矿粒度为-0.043mm95％的强磁粗选精矿进行强磁精选选别，即使强磁精选磁场强度降低至238.85kA/m，也只能将精矿铁品位提高1.82个百分点，由此可见，该矿石仅采用单一磁选工艺进行选别，分选效果不好。 3、原矿不同磨矿粒度强磁精矿重选（摇床）选别 从上表5原矿不同磨矿粒度磁选试验所得强磁精矿为对象，进行重选（摇床）选别试验，试验结果见下表6。选别原则流程图1。由上表6试验结果可以看出：随着磨矿细度增加，重选（摇床）所获得的精矿产量减少，精矿铁品位升高，富集比降低，说明细磨使矿物充分解离有助于铁精矿品位的提高，但磨矿粒度太细，重选分选效果变差，这主要是由于重选选别受粒度下限所致。 4、原矿不同磨矿粒度强磁精矿反浮选 反浮选选矿工艺技术是铁矿提质降杂的有效方法之一，以上表4原矿不同磨矿粒度磁选试验所得强磁精矿为对象，进行反浮选试验，试验流程为1粗2精，试验条件为粗选：NaOH 1000g/t，淀粉（简称DF，以下同）1000g/t，CaO 300g/t，捕收剂2#300g/t。 1次精选：M1 100g/t，2次精选：M1 50g/t。浮选时间：粗选5min，1次精选3min，2次精选2min，试验结果见下表7。我们可以从上表7的试验结果看出：该矿石强磁精矿经过反浮选选别，可以明显提高铁精矿品位，当磨矿粒度为-0.076mm99％（-0.043mm90％）时，就可以获得产率为26.32％（对原矿为6.25％），铁品位为58.35％的铁精矿，由此可见，该矿石强磁精矿采用反浮选工艺进行选别比较有效。 注：该铁矿石经过阶段磨矿、弱磁选、强磁选、反浮选工艺流程在最终磨矿粒度为-0.043mm90％的条件下，可以获得精矿产率2.47％、铁品位为61.5％，铁回收率为47.01的选别指标，流程以及指标见下图2显示：

铁矿石原料混合造块工艺的完善前景及其产品在高炉上的应用 铁矿石原料用烧结法烧结成烧结矿，这种生产工艺由于燃料在料层中完全燃尽，热能消耗最低，而且产能极高（1.35-1.45t/m2h），可为高炉提供必需数量的原料。但此工艺生产的烧结矿碎屑量很大，尽管为减少碎屑作了大量研究及采取了一系列组织措施，仍未能完全令人满意地解决这一问题，0-5mm的烧结矿碎屑在10%-20%的台阶上居高不下。 烧结矿的多次破碎及过筛是获得粒度及强度稳定的烧结矿的唯一手段。烧结工艺的返矿量很大（达50%），厂内运输费用增高。还要在烧结矿的抽气及破碎上另加开支。烧结料成分中加入石灰可弥补产能的下降，使产能达到1.85t/m2h。 用造球法将铁矿石原料制成球团矿有许多优点，其中主要优点是：最终颗粒组成严格符合规定，化学强度高，碎屑含量低（2%-5%），无需机械加工及多次过筛。 造球工艺的缺点是，对原料粒度及湿分要求极严，造球中金属及能源消耗高，焙烧作业复杂。 尽管造球工艺应用很广及球团矿与烧结矿相比质量性能较高，但其在高炉炉料中所占份额始终未能超过铁矿石炉料的20%-50%。主要原因是球团矿的自然休止角及屈服点都低，无法保证高炉的最优装料制度，相反会引起炉衬的严重腐蚀。此外，在还原初期，球团矿与烧结矿相比会在更大程度上丧失其机械强度。为克服球团矿上述缺点，采取了装炉前将球团矿与烧结矿预先加以混合的作法，但该方案由于执行起来很麻烦，实际上未能得到应用。 铁矿石原料造块工艺进一步精化的发展方向应该是将烧结法与造球法并成一个工艺，取二者之长、补二者之短，生产出既优于烧结矿，又优于球团矿的造块产品。此时可用E.6.魏格曼提出的烧结矿块体组织理论作为理论依据。按照这一理论，烧结矿中最坚固的成分是燃尽燃料微料周围形成的块体。但燃料中有各种尺寸的颗粒，这些颗粒在烧结层中的分布杂乱无章，因而结成的块体尺寸极不相同。这样生产的烧结矿不可能不含有大量碎屑。此外，将燃料既作热源，又作还原剂，会助长热脆物的增加。由于多晶形现象结合的影响，热脆物会出现大量应力点，因而不可避免地引起破裂。 由上述可明显看出：合并两种造块工艺于一体的合理方案应当是，在原料状态时，以尺寸规定得极严格的颗料料（球团）形式来强化最终块料，随后将其铺后固定料层，用燃料产生的热量予以烧结。 烧结料或其各组分预先造块的方案可以认为是合并两种工艺于一体的起步之举。这一举措能使烧结工艺产量提高22.1%，使固体燃料耗量降低12.5%。将铁精矿加石灰预先制颗粒，由于料层增高到500-700mm及焦屑用量达55kg/t烧结矿，可大大提高单产能力（达2.0t/m2h）。 最接近于上述并合工艺的方案是日本开发的HPS造块法。该工艺的具体办法是，将磨细的铁精矿预选制成5-10mm粒度的小块，敷以粒度为＜0.125mm磨细燃料，预先干燥后，按烧结工艺将其烧结。破碎、筛分后成品出率占90%，产品为细小球团烧结块。产品碱度为1.2-2.0，氧化硅含量为5%，软化温度范围与烧结矿相当。此工艺不同于烧结工艺之处是在4-5kPa表负压下完成烧结。为对此工艺进一步研究，特建了一套年产量为600万t/a的试验装置。 俄罗斯南方采选公司在完善球团工艺中试验了类似工艺。作为燃料采用了0-3mm粒度的焦屑，按烧结流程进行了焙烧，但燃料意外的分布致使形成未烧结矿炉料块（甚至很大一段），影响了工艺的稳定。由烧结块及焙烧球团构成的产品在高炉中炼完的结果证明，比单纯用烧结矿能产生更好的效果。 选用5-10mm粒度以下炉料，将-5至+10mm组分含量减至最低，不加燃料将其造块，随后用单独设备加进燃料——这种方案应当作为并合造块工艺的基础。 乌克兰国家冶金科学院开发一项用带式焙烧机生产混合造块原料（简称ГOC）的新工艺。其特点是在5-12mm粒度已造块的炉料中加进（0-10）—（0-12）mm粒度的固体燃料。该工艺是在中央采选公司（即ЦГOK）工业造块分公司的OK-5-18型焙烧机上进行半工业试验后正式投入工业运行的。焙烧机未作改造，只是按烧结工艺用焙烧炉干燥料层及点燃固体燃料。由于在混合造块烧成产品冷却中保证其在上升气流中的热稳定性，故能采用上述粒度的固体燃料。 1999-2000年，ЦГOK工业造块厂共生产球形颗粒烧结矿型混合造块炼铁原料65t。这种原料集烧结矿及球团矿的优良冶金性能于一身，具有全新的性能： 1．ГOC总体上是焙烧粒构成的烧结块，即烧结块的极限破裂碎块，实际上不再破裂； 2．无论是焙烧粒，还是烧结块，均为由赤铁矿外壳及磁铁矿内核构成的球形微粒或微粒体系，在宏观组织方面具有充分施展的开孔空隙度，并具有与球团矿一样的可还原性，在还原中不破裂； 3．在冷态强度方面（抗冲击强度85%-87%，耐磨强度5%-8%），ГOC大大超过传统烧结矿，接近于还原中强度很高的优质球团矿；ГOC不会自然破裂，适合长期贮存、倒装及运输； 4．在物理性能方面（自然休止角）ГOC与烧结矿相同； 5．在化学成分方面，FOC相同于球团矿，但因有赤铁矿磁铁矿组织，故含铁量增加0.5%。 德聂伯罗彼得罗夫斯克钢铁公司炼铁厂高炉使用ГOC的冶炼结果充分肯定了ГOC的应用效果。在高炉炉料中，在生产铸造生铁及炼钢生铁时的ГOC含量分别为56.5%-69.8%（平均为60.5%）及-50%。试炼初期因焦化厂原料条件差，焦碳质量未能跟上。后来的试炼中，焦碳质量提高，渣况稳定。在2号高炉运行期间，装料制度是基本稳定，一直采用KPP↓1.5-2.0，鼓风参数很少改变。 各试炼阶段采用混合造块原料促进了高炉运行稳定性，提高了炼铁生产技术经济指标。所以之能取得这样好的结果，是因为使用混合造块原料改善了炉料各种成分的松散性能，使其在炉喉断面上的分布更为合理，进而保证了高炉里气流能量的更高利用率，德钢2号高炉使用混合造块原料一共炼出铸造生铁5234t，及炼钢生铁4923t。每次试冶炼都证实了混合造块原料具有极好的冶炼性能，因而这种原料的使用效果被充分肯定。据计算，相比焦碳消耗量下降4-4.4kg/t铁，而相比生产率提高1.1%（根据通用标准按同等条件合算）。

废金属和VC混合料再生新技术 关键字:* 废金属 * VC * 混合料再生　　日本开发废金属、废旧氯乙烯处理新技术　　据《日经产业新闻》报道，日本东北大学和茬原综合研究所开发成功同时处理废旧金属和废旧氯乙烯的技术，既回收了资源，又不会产生二恶英等有害物质。　　具体做法是：将混有氯乙烯的废旧金属送入８００－９００摄氏度的熔化炉内，氯乙烯和金属发生反应，生成金属氯化物、二氧化碳和水。由于氯完全和金属发生反应，从而不会产生剧毒物质二恶英。　　利用不同金属氯化物气化时的温度差可以按照种类回收金属。在实验炉阶段进行的实验结果表明，９７％的锌和铅、９５％的铁都可以得到回收。.