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。

1.磁化焙烧简介    赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿、黄铁矿等矿物的磁性较低，用弱磁选无法回收，但可以利用磁化焙烧的方法将它们变成强磁性铁矿物（磁铁矿或赤铁矿），然后利用弱磁选的方法回收。    磁化焙烧是矿石加一定温度后在相应所氛中进行物理化学瓜的过程。根据矿石不同同，化学瓜不同。磁化焙烧按其大批量可分为还原焙烧、中性焙烧和氧化焙烧等。    ①还原焙烧——适用于赤铁矿和褐铁矿。常用的还原剂有C、C0和H2等。赤铁矿的化学反应如下：    褐铁矿在加热过程中首先排出化合水，变成不含水的赤铁矿，然后按上述反应被还原成磁铁矿。    ②中性焙烧——适用于菱铁矿。菱铁矿在不通空气或通入少量空气的条件下，加热到300～400℃时，被分解为磁铁矿，化学反应如下：    ③氧化焙烧——适用于黄铁矿。黄铁矿在氧化气氛中（或通入大量空气）短时间焙烧时被氧化变成磁黄铁矿，化学反应如下： 7FeS2+6O2 —→ Fe7S8+6SO2     如果氧化时间很长，则磁黄铁矿变成磁铁矿：[next] 3Fe7S8+38O2 —→7Fe3O4+24SO2     除了上述三种焙烧方法外，还有氧化还原焙烧和还原氧化焙烧，但最主要的还是还原焙烧。    焙烧中加热原料和还原过程用的还原剂可分为气体、液体和固体三种。工业上最常用的是煤气、重油和煤。    2.焙烧产物的磁选    鞍山式赤铁矿在我国铁矿石资源中占重要地位。矿石中矿物组成比较简单，主要的铁矿物为假象赤铁矿、赤铁矿、磁铁矿，其次为镜铁矿、黄铁矿以及少量的褐铁矿、针铁矿、菱铁矿和铁白云石等。脉石矿物主要是石英，其次为透闪石、角闪石、阳起石、绢云母、绿泥石和方解石等。    镜铁山式铁矿石在铁矿石资源中也占有一定的地位。酒泉钢铁公司选矿厂处理的就是这类铁矿石。矿石中主要的铁矿物为镜铁矿、褐铁矿和菱铁矿。主要脉石矿物有重晶石、石英、碧玉和铁白云石等。矿石具有条带状和块状两种构造，以条带状为主。铁矿物之间嵌布粒度细小，呈粒状或鳞片状，同时存在硬度不大的矿物如重晶石、菱铁矿等，因此破碎或解离不甚困难。[next]    上述两类矿石中的块矿部分一般进入磁化焙烧炉中磁化，磁化产物用弱磁选的方法进行分选，粉矿用强磁选或浮选的方法分选。    酒钢选矿厂生产流程见图1。其焙烧矿弱磁选流程与一般磁选流程基本相同，原则流程见图2。流程中，有时配合有螺旋溜槽、旋流器等重选设备。 酒钢选矿厂生产流程 酒钢选矿厂弱磁选原则流程

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。

钢铁工业是国民经济的支柱产业。然而，钢铁生产过程产生了大量的尘泥，其种类包括高炉瓦斯灰（泥）、转炉红尘、电（转）炉除尘灰、冷（热）轧污泥、轧钢氧化铁鳞、烧结尘泥、出铁场集尘、含油铁屑等。这些尘泥一般含铁30%～60%，占钢产量的800～12%。据统计，国内冶金企业平均发生量100kg/t钢左右。按照我国目前的钢产量计算，钢铁工业每年排放的含铁尘泥高达4千万t。目前，国内外处理含铁尘泥的方法大致有三种：①直接排放堆存，易造成环境污染，大型钢铁企业已基本淘汰；②直接利用，含铁尘泥返回烧结或球团配料，如鞍钢、本钢。但尘泥粒度太细，且有害杂质高，配入烧结矿，可能造成烧结机箅条堵塞，高炉S、P及碱金属循环富集，影响高炉煤气回收、炉衬寿命和产量；③综合回收，提取有价元素。     磁化焙烧是回收赤铁矿等弱磁性矿物的有效手段。周建军用磁化焙烧-弱磁选处理云南某地区的鲕状赤褐铁矿磁，矿中铁品位提高至60.18%，回收率达85.91%；Li Chao等用磁化焙烧处理铁矿尾矿，经磁选得到铁品位61.3%、回收率88.2%的铁精矿。但还未见含铁尘泥磁化焙烧的研究报导。本文对包钢高炉瓦斯灰、转炉红尘进行混合磁化焙烧-弱磁工艺试验研究，探索从中回收铁的有效途径。     一、实验结果及分析     （一）单一弱磁选试验    在不同激磁电流即不同磁场强度下，对瓦斯灰、转炉红尘进行了弱磁选，实验结果分别如图1所示。两种矿都可以获得接近60%的铁精矿，但对应的铁回收率低，因为两种尘泥中弱磁性的赤铁矿占多数。比较而言，瓦斯灰铁精矿的回收率可达50%～60%，高于转炉红尘的15%，说明前者的磁铁矿含量高于后者。但这些回收率指标，从工业角度看都不具有吸引力，因此，单一弱磁选不可取。     （二）混合料磁化焙烧-弱磁选试验     一般说来，影响磁化焙烧—弱磁选工艺的主要因素有，焙烧温度和时间、磨矿细度，以及磁选电流强度。下面逐一进行试验和讨论。    焙烧温度对铁精矿品位和回收率的影响。图2给出了混合料经650～800℃焙烧获得的铁精矿品位和回收率。其他试验条件为：磨矿粒度－200目占90%，焙烧时间60min，磁选励磁电流1.OA。在图2中，铁精矿的品位、回收率曲线都先上升，在750℃达到一个峰值（TFe为60.6%、回收率为1%）后开始下降。这主要是该反应体系温度在低于碳气化温度(700～800℃，依碳种类不同而异)时是固一固反应，以直接还原为主，反应速率较慢；当体系温度超过碳气化反应起始温度时，反应体系中开始产生大量CO，这时还原反应以间接还原为主，还原反应速率大大增大，在700～800℃磁选精矿品位和回收率达到某一峰值；当还原温度继续上升，就发生过还原，以致矿物在还原区过还原成弱磁性的浮氏体或含铁硅酸盐，强磁性矿质量减少，降低了精矿品位和回收率。    综合考虑精矿品位和回收率，磁化焙烧温度以750℃为宜。     焙烧时间对铁精矿品位和回收率的影响。固定焙烧750℃，考察了焙烧保温时间对铁精矿磁选指标的影响，其他试验条件同上，试验结果如图3所示。随着焙烧时间的增加，铁品位和回收率也随着增加，混合料在焙烧60min后，TFe达到60.4%，回收率为88.6%，随即铁品位和回收率曲线开始下降。虽然整个焙烧过程中主要发生吸热反应，但当体系温度超过碳气化反应起始温度时，反应体系中反应速率大幅度增加。如果在750℃温度下焙烧时间过长，就容易产生过度焙烧的现象，直接导致焙烧过程中弱磁性的浮氏体或含铁硅酸盐的生成，进而严重影响焙烧效果。综合考虑成本和选别指标，我们选定60min为理想焙烧时间。     磨矿细度对对铁精矿品位和回收率的影响。混合料完成磁化焙烧后，其中的赤铁矿大部分转化为磁铁矿，通过弱磁选即可获得铁精矿。焙烧矿磁选有两个重要的影响因素需要考虑：磨矿粒度和激磁电流。磁铁矿的比磁化系数随矿物颗粒的减小而减小，也就是磁性减弱。细粒级含量越多，磁性铁在选别工艺中的流失也相对增加，造成选矿效果下降。    首先，考察磨矿粒度对焙烧矿磁选指标的影响。图4表明，磁选精矿品位随着矿物粒度的减小而增大。-300目时，磁选铁精矿品位达61.5%，但回收率只有57.5%；回收率曲线的变化趋势与品位恰恰相反。这是因为磁选过程磁铁矿所受到的磁力与其体积成正比，一个磁铁矿颗粒粒度减小1倍，相应地，其磁力下降8倍。磁力下降必然导致选出的磁铁矿减少。这样细粒级含量越多，磁铁矿在选别工艺中的流失也相对增加，造成选矿效率下降，铁损失严重。根据试验结果，确定适宜的磨矿细度为-200目占90%。     磁选电流对铁精矿品位和回收率的影响。磁选管的激磁电流越大，磁选磁场越大，则作用于磁铁矿颗粒的磁力越大，反之越小。但磁场过大，会增加选矿的电耗成本。图5给出了不同磁选电流下，获得铁精矿的磁选指标。可见，随着激磁电流的增大，精矿铁回收率增大，品位反而下降。原因是当励磁电流或磁场较大时，一些弱磁性矿物如含铁硅酸盐，或者是未单体解离的磁铁矿以及其包裹矿物，被磁力吸收到精矿里。这样，自然可以提高回收率，但降低了精矿品位。图5表明，较好的磁选电流是1.0A。     综上可得磁化焙烧-磁选工艺的最佳条件为：焙烧温度750℃；焙烧时间60min；磨矿粒度-200目占90%；磁选电流1.0A。通过该工艺，获得了品位60.4%、回收率85%的铁精矿。铁精砂的杂质含量尤其是Si02、S、P、F低于包钢目前自产铁精矿水平，基本达到高炉入炉条件。    二、结论     （一） XRD分析显示，包钢高炉瓦斯灰和转炉红尘矿相主要以赤铁矿形式存在，单一弱磁选难以有效回收铁，混合磁化焙烧-弱磁选是合理的可选工艺。     （二）焙烧温度在650～750℃间，铁精矿品位、回收率随着温度增加而升高。因为反应速率加快，磁化率不断增加，焙烧效果也越来越好。在750℃时，精矿品位和回收率达到一峰值；焙烧温度在750℃之后，开始发生过还原反应，生成一定的弱磁性浮氏体或含铁硅酸盐，故精矿品位、回收率随温度的上升都降低。     （三）通过本研究，得出混合磁化焙烧-弱磁选工艺的最佳试验条件是：焙烧温度750℃、焙烧时间60min、磨矿粒度－200目、磁选激磁电流1.0A。利用该工艺，获得了品位60.4%、回收率88.6%的磁铁矿精矿。

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

1.单一弱磁性铁矿石包括沉积变质型、沉积型、热液型和风化型矿床的赤铁矿石、菱铁矿石、褐铁矿石和赤铁(镜铁)一菱铁矿石等。此类矿石选矿生产实践较少，由于矿物种类多，嵌布粒度范围广，所用的选矿方法也比较多，常用的方法可分两种： (1)磁化焙烧磁选或与重选、浮选、强磁选的并联流程。 焙烧磁选是选别细粒到微粒((2)重选、浮选、强磁选或其联合流程。浮选也是选别细粒到微粒弱磁性铁矿石的常用方法之一。有正浮选和反浮选两种原则流程。前者适用于不含易浮脉石的石英质赤铁矿石，后者适用于脉石易浮的矿石，均有生产实践。 重选和强磁选主要用于选别粗粒(20-2毫米)和中粒弱磁性铁矿石，由于这两种方法，近年来在技术J：有较大的进展，目前我国已开始用于选别细粒弱磁性铁矿石。粗粒和极粗粒(>20毫米)矿石的重选常用重介质或跳汰选矿;中到细粒矿石则用螺旋选矿机、摇床、扇形溜槽和离心选矿机等流膜重选方法。粗、中粒矿石的强磁选常用干式感应辊式强磁选机;细粒矿石常用湿式感应介质强磁选机。目前，由于细粒矿石的强磁选精矿品位不高，而重选单位处理能力较低，所以常组成强磁一重选联合流程，用强磁选丢弃大量合格尾矿，然后用重选进一步处理强磁精矿，以提高品位。 8.不均匀嵌布矿石，应该考虑阶段选矿流程。 9.多种矿石混合入选，应该采用能适应矿石性质变化的选矿方法。 10.对于特殊的矿石采用特殊的处理方法。例如，有用矿物与脉石硬度差别较大的矿石，可以采用选择性破碎筛分方法;含挥发成分高的矿石可以采用焙烧挥发方法等。

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.

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）

目前，我国有一些选矿厂应用强磁场磁选机直接选别赤铁矿或假像赤铁矿，实践证明，这是一种较好的有效方法。例如某选矿厂处理含磁铁矿和赤铁矿的矿石，应用弱磁场磁选机和强磁场磁选机分别回收磁铁矿和赤铁矿。其工业试验流程如图所示。采用该流程达到的指标是：原矿品位34.20%Fe(FeO3.7%)时，精矿品位达56.46%Fe，回收率78.95%。 含磁铁矿的弱磁性铁矿石的磁选流程

1月15日，全国T2紫铜排商场报价遍及跌落。上海、济南、广州、北京、重庆、沈阳等22个城市20mm螺纹钢报价跌落10-120元/吨，北京商场报价跌破4千关口至3990元。4.75热轧板卷商场报价连续跌势，济南、广州、京津冀、沈阳、成都等17个城市报价跌落10—80元。20mm中厚板商场报价持续小幅跌落。杭州、合肥、武汉、京津冀、沈阳、成都、武安等13个商场报价跌落10—50元。　　15日唐山钢坯直发成交一般，仓储现货3670-3690元/吨含税出库部分有成交;期螺低位震动，现货商场全体张望为主，T2紫铜排报价降后成交仍弱，午后唐山钢坯干流降20元/吨，现普碳150坯报3610元/吨，165矩形坯3630元/吨，20MnSi坯3730元/吨，现金含税出厂。　　黑色系持续下行，截止收盘，螺纹钢、热卷、铁矿石均小幅收跌。期螺夜盘动摇较小，震动运转;早盘震动下行，主力大幅增仓缓;午后期螺小幅跳水，低位盘整过后又敏捷减仓拉起。从盘面来看，5日期螺收小阴线，3日主力增仓32万手，盘中一度跌破60日线，尾盘快速拉升，3800抢夺较为剧烈，短期商场依然处于震动态势，夜盘方面估计将震动上行。         

由于新型强磁选机不断研制成功，使得单独用磁选方法大规模处理弱磁性矿石，特别是氧化铁矿石成为可能。但是，在某些场合，磁选仍需与其他选矿方法联合，才能达到分选目的和要求。    琼斯湿式强磁选机已被大量用于氧化铁矿石的磁选。现在已有巴西、挪威、利比里亚、加拿大、西班牙、美国、瑞典等国家采用德国洪堡尔特DP317型琼斯磁选机分选氧化铁矿石。我国酒泉钢铁公司选矿厂、大冶铁矿选矿厂和海南铁矿选矿厂等采用我国制造的SHP型湿式强磁选机分选氧化铁矿石。    酒泉钢铁公司选矿厂采用两段连续磨矿、弱磁一强磁选流程处理0—10mm粉矿。粉矿经一段、二段磨矿和分级，用1.0m圆筒筛脱渣，1050mm×2100mm中磁磁选机选出强磁性矿物，其尾矿再用SHP3.2m双盘磁选机进行一次粗选、两次扫选，其流程见下图。 酒钢选矿厂强磁选流程图

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。

磷是钢铁冶炼进程中首要的有害元素之一。跟着冶金工业的开展，钢铁厂商对铁精矿磷含量的要求越来越高，故开发铁精矿高效降磷技能现已火烧眉毛。 现在高磷铁矿石的降磷办法首要有：①物理选矿法。该办法是将矿石细磨至磷矿藏与铁矿藏充沛解离，然后经过磁选、重选或浮选来降磷，但降磷作用不太抱负；②化学选矿法。该办法经过用硝酸、或硫酸对铁矿石进行浸出来完结降磷，是一种较为有用的降磷办法，并且磷矿藏无须完全单体解离，只要能露出出来与浸出液有触摸就可到达降磷的意图。但该法耗酸量大、本钱高．并且简单导致矿石中可溶性铁矿藏溶解，构成铁的丢失。③微生物浸出法。该办法首要是经过微生物代谢产酸下降系统的pH值来使磷矿藏溶解，一起代谢酸还会与Ca2+，Mg2+，Al3+等离子螯合构成络合物，然后促进磷矿藏的溶解。存在的问题是仍处于实验阶段，离真实的产业化尚有较大距离。④冶炼法。该法是在铁水入转炉或电炉前，用碱性氧化物或碱性渣使铁水中的磷构成磷渣来完结脱磷。此法作用非常好，但本钱昂扬，且在我国基本上还处于基础研讨阶段。 本研讨选用一种新办法－氯化离析－弱磁选工艺来对高磷铁矿石进行提铁降磷。 一、实验矿样 实验矿样为云南某高磷铁矿石样品，含铁41.56%，含磷1.13%，铁首要以赤褐铁矿、菱铁矿、硅酸铁、磁铁矿等方式存在。试样风化现象比较严峻，原始粒度组成为+5mm占35%左右，－5+1mm占45%左右，－1mm占20%左右，实验前将其加工成悉数小于5mm备用。 试样的光谱分析、化学分析、铁物相分析成果见表1～表3，加工成－5mm后的粒度分析成果见表4。 表1  试样光谱分析成果%表2  试样多元素化学分析成果%表3  试样铁物相分析成果%从表1～表3可知：试样中可收回的有价元素只要铁，其他有价元素铜、锌、铅、钼、镍、钴、钛、金、银等含量均较低；有害元素硫、砷含量不超支，但磷含量严峻超支，为1.13%。试样中的可选性铁为赤褐铁矿、菱铁矿和磁铁矿中的铁，三者占全铁的91.15%。 表4显现，铁和磷在各个粒级的散布较为均匀。 表4  －5mm试样粒度分析成果 二、实验流程 氯化离析的基本原理是：氯化剂在高温作用下被分解成高活性的氯化体；氯化体与矿石中的金属氧化物发作反响，敏捷生成具挥发性的金属氯化物；挥发性金属氯化物被炭质复原剂激烈吸附，其间的金属在复原剂构成的复原气氛作用下离析出来并掩盖在复原剂表面，可经过选矿得到较好的收回。 氯化离析曩昔一般用于处理镍、钴、铜矿石，用于处理铁矿石则归于一种新办法。本实验运用该办法对云南某高磷铁矿石进行提铁降磷研讨，实验工艺流程见图1。 实验中调查氯化剂品种和用量、复原剂品种和用量、离析焙烧温度和时刻、离析产品磨矿细度、弱磁选磁感应强度对铁精矿目标的影响。所用氯化剂别离为L1，L2，L3，L4，复原剂别离为焦炭，褐煤，无烟煤，烟煤。复原剂均加工到－1mm运用。图1  氯化离析－弱磁选实验流程 需求阐明的是，原矿经离析焙烧后会有必定的烧失量，因而实验中铁精矿收回率均对离析产品计。 三、实验成果与评论 （一）氯化剂品种和用量实验 氯化剂的品种和用量直接影响氯化离析进程中挥发性金属氯化物的生成，进而影响铁精矿的目标。在复原剂（焦炭）用量为10%，离析温度为1000℃，离析时刻为60min，弱磁选磁感应强度为0.12T，球磨细度为－0.074mm占85.38%的条件下，别离选用不同用量的4种氯化剂按图1流程进行实验，实验成果见图2～图5。图2  氯化剂L1用量实验成果 ■－Fe档次；◆－P含量；▲－Fe收回率；●－P收回率图3  氯化剂L2用量实验成果 ■－Fe档次；◆－P含量；▲－Fe收回率；●－P收回率图4  氯化剂L3用量实验成果 ■－Fe档次；◆－P含量；▲－Fe收回率；●－P收回率图5  氯化剂L4用量实验成果 ■－Fe档次；◆－P含量；▲－Fe收回率；●－P收回率 从图2～图5可知：L1，L2，13提铁降磷的作用不抱负，精矿铁档次较低，且磷含量均在0.30%以上。而L4具有显着的提铁降磷作用，跟着其用量的添加，精矿铁档次和收回率逐步升高，磷含量逐步下降，当其用量为15%时，精矿铁档次达75.25%，磷含量降至0.226%，铁收回率为82.32%，尔后精矿目标改变较小。因而，挑选L4作为氯化剂，并断定其用量为15%。 （二）复原剂品种和用量实验 复原剂在离析进程中起着供给复原性气氛和作为载体吸附挥发性金属氯化物的两层作用。现在用得较为遍及的固体复原剂首要为焦炭、褐煤、无烟煤和烟煤，其间焦炭具有强度较高、复原透气性好、杂质少等长处，不足之处在于报价较为贵重，而褐煤、无烟煤、烟煤与焦炭比较报价低廉，但灰分高，杂质多，易污染矿石。在氯化剂L4用量为15%，离析温度为1000℃，离析时刻为60min，弱磁选磁感应强度为0.12T，球磨细度为－0.074mm占85.38%的实验条件下，比较这4种复原剂对铁精矿目标的影响，实验成果见图6～图9。图6  褐煤用量实验成果 ■－Fe档次；◆－P含量；▲－Fe收回率；●－P收回率图7  烟煤用量实验成果 ■－Fe档次；◆－P含量；▲－Fe收回率；●－收回率图8  无烟煤用量实验成果 ■－Fe档次；◆－P含量；▲－Fe收回率；●－P收回率图9  焦炭用量实验成果 ■－Fe档次；◆－P含量；▲－Fe收回率；●－P收回率 从图6～图9可知：选用褐煤、无烟煤、烟煤作为复原剂时，尽管跟着复原剂用量添加，精矿铁档次和铁收回率逐步升高，磷含量逐步下降，但磷含量一向在0.30%以上；而选用焦炭作为复原剂时，跟着焦炭用量的添加，精矿铁档次逐步升高，铁收回首先升高后下降，磷含量则一向未超越0.30%，并且呈不断下降的趋势。因而，挑选焦炭作为复原剂，并断定其用量为10%，此刻精矿铁档次为75.25%，磷含量为0.226%，铁收回率为82.32%。 （三）离析温度实验 因为离析是一个化学相变的进程，故温度是要害影响要素之一。温度过低，不能供给满足的化学反响能，不利于反响的进行；反之，温度过高，简单导致矿石软化粘结，并且将来生产本钱高，操作难度大。在复原剂焦炭用量为10%，氯化剂L4用量为15%，离析时刻为60min、弱磁选磁感应强度为0.12T，球磨细度为－0.074mm占85.38%的条件下，按图1流程进行离析温度实验，实验成果见图10。图10  离析温度实验成果 ■－Fe档次；◆－P含量；▲－Fe收回率；●－P收回率 图10显现，跟着温度的升高，精矿铁档次和铁收回率呈先升高后下降的趋势，磷含量呈先下降后升高的趋势；此外，在焙烧进程中发现，温度为1050℃时，矿石有软化粘结现象，温度持续升高至1100℃时，矿石有80%以上粘结在一起，影响选别目标。归纳考虑，焙烧温度取1000℃比较适宜，此刻能够得到铁档次为75.27%，磷含量为0.227%，铁收回率为82.62%的铁精矿。 （四）离析时刻实验 在其他条件必定的情况下，离析时刻越长，离析反响进行得越完全，但一起也会因其他元素有更多的时机参加反响而影响铁精矿目标；反之，离析时刻过短，有用的正反响不能完全完结，也会影响铁精矿目标。在复原剂焦炭用量为10%，氯化剂L4用量为15%，离析温度为1000℃，弱磁选磁感应强度为0.12T，球磨细度为－0.074mm占85.38%的条件下，按图1流程进行离析时刻实验，实验成果见图11。图11  离析时刻实验成果 ■－Fe档次；◆－P含量；▲－Fe收回率；●－P收回率 图11显现，跟着离析时刻的延伸，精矿铁档次和铁收回率呈先升高后下降的趋势，磷含量呈先下降后升高的趋势，但这些目标的改变程度都比较小。归纳考虑，断定离析时刻为45min，此刻精矿铁档次为76.06%，磷含量为0.217%，铁收回率为83.11%。 （五）弱磁选磁感应强度实验 在复原剂焦炭用量为10%，氯化剂L4用量为15%，离析温度为1000℃，离析时刻为45min，球磨细度为－0.074mm占85.38%的条件下，按图1流程进行弱磁选磁感应强度实验，实验成果见表5。 从表5可知，跟着弱磁选磁感应强度的进步，精矿铁档次逐步下降，铁收回率和磷含量逐步上升。统筹各项目标，挑选弱磁选磁感应强度为0.16T。 （六）球磨细度实验 在复原剂焦炭用量为10%，氯化剂L4用量为15%，离析温度为1000℃，离析时刻为45min，弱磁选磁感应强度为0.16T的条件下，按图1流程进行球磨细度实验，实验成果见表6。 表5  弱磁选磁感应强度实验成果注：矿石烧失率=9.68%，离析产品Fe档次为46.05，P含量为1.26%。下同。 表6  球磨细度实验成果%表6显现，跟着球磨细度的进步，精矿铁档次逐步上升，磷含量逐步下降，铁收回首先上升后下降。统筹精矿目标和磨矿本钱，挑选球磨细度为－0.074mm占85.38%。 （七）全流程归纳条件重复实验 经过以上实验，断定的全流程归纳条件为焦炭用量10%，氯化剂L4用量15%，离析温度1000℃，离析时刻45min，球磨细度－0.074mm占85.38%，弱磁选磁感应强度0.16T。按此归纳条件进行全流程重复实验，实验成果见表7。 表7  全流程归纳条件重复实验成果%从表7能够看出，选用所断定的工艺条件对实验矿样进行氯化离析－弱磁选处理，能够获得杰出的提铁降磷作用，铁精矿产率（对离析产品）为50.88%～52.00%，铁档次为75.33%～76.44%，磷含量为0.215%～0.218%，SiO2含量为5.44%～6.01%，铁收回率（对离析产品）为83.63%～85.66%。 四、定论 （一）云南某铁矿石铁矿藏首要为赤褐铁矿和菱铁矿，一起含磷较高，选用惯例的选矿工艺较难得出抱负的选别目标。 （二）在复原剂焦炭用量为10%，氯化剂L4用量为15%，离析温度为1000℃，离析时刻为45min，磨矿细度为－0.074mm占85.38%，弱磁选磁感应强度为0.16T的条件下，选用氯化离析－弱磁选工艺处理该矿石，可得到铁精矿铁档次在75.33%以上，磷含量在0.218%以下，铁收回率在83.63%以上的杰出目标。 （三）对高磷铁矿石选用氯化离析－弱磁选工艺进行提铁降磷是一种新办法。很多的实验研讨标明，该工艺对高磷鲕状赤铁矿石、高磷菱铁矿石、高磷硫砷难选铁矿石等也能获得较好的选矿目标。

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

粗粒嵌布的弱磁性铁矿石嵌布粒度一般在2mm以上，以含菱铁矿，褐铁矿居多，含铁较高。褐铁矿石中常有一定数量的粘土。粗粒嵌布的弱磁性铁矿石比较易选，一般采用洗矿，重选（重介质，跳汰，螺旋选矿机），干式或湿式强磁选等选矿方法进行分选。 美国的森赖斯选矿厂处理的铁矿石中，含铁矿物80%为松软的红色土状赤铁矿，其余为硬质黑色结晶状赤铁矿，原矿含铁42%，赤铁矿易于从石英脉中解离。矿石经一段破碎筛分成125～38，38～6.4，6.4～0.59，～0.59mm四个级别。125～38，38～6.4mm以上三个级别分别用硅铁作介质进行重介质分选。0.59mm以上三个级别在分选前都先进行洗矿。这种矿石经洗矿，重介质，跳汰，螺旋选矿机分别处理，获得精矿品位48.99%。 加拿大的陡岩选矿厂处理的铁矿石是高品位针铁矿与脉石的机械混合物，含铁40%～54%。采用洗矿，重介质，跳汰与螺旋选矿机相结合的重选流程，获得含铁59%的混合精矿。

在铁矿选别上，浮选机的主要浮选对象为弱磁选或非磁性铁矿。该矿石特点为原矿品位低，磁性铁含量少，非磁性铁含量高；矿石软化，易泥化，铁矿物嵌布粒度不均且偏细等。根据这些特点在设计时采用一些确保选矿指标的有利措施。 1、为减少入磨矿量，多甩非磁性矿物及废石，采用干选以提高入磨品位，降低能耗提高效益，提升选矿球磨机效率。 2、矿物较细采用三段磨矿，用细筛0.1mm筛孔保证精矿粒度和品位。 3、矿石中含有一定数量石棉的，矿化现象较严重，将三段分级溢流采用磁力脱水槽和磁选柱，有利于冲洗泥质物。 4、增加浮选机段数，为保证精矿品位达到65%，采用磁选柱及较小细筛孔等措施。 5、对于含铁较高非磁性矿物，如硅酸铁、碳酸铁等。由于该设计没有矿物回收工艺，选厂所针对的实际矿石性质也稍有不同，在投产后根据客户实际情况研究符合自己的回收工艺。

干式弱磁磁选机高效除铁有新招 干式磁选机的磁系，选用优质铁氧体材料或与稀土磁钢复合而成，筒表均匀磁感应强度为100～600mT。干式弱磁场磁选机包含磁力滚筒，又称之为磁滑轮和永磁筒式磁选机两个大类。其间，磁力滚筒有电磁和永磁两种。 通过多年来的开展，永磁磁力滚筒开展较快，其处理粒度上限已从75mm开展到350mm以上，磁系的永磁材料也也从铁氧体开展到选用部分稀土铁硼磁材组成的复合磁系，有用的进步的磁选机的功率和使用寿命。 干式弱磁磁选机在铁粉的选别中有着十分可观的技术优势。在铁粉选其他整个流程中，咱们力求将磁选机的结构简单化，使之能够直接安装在皮带输送机的头部。相同，也能够装备成独自的干式磁选机。 磁选时，磁性物料会跟着皮带移动到滚筒顶部被吸附，转到底部后主动掉落，而非磁性物料沿水平抛物线轨道直接落下。增强后磁选机能够操作的给矿粒度在350mm之内，是现在能够到达这种广度的罕见的几种磁选机的一种。 为了取得商场的认可和用户的首肯，咱们在铁粉选别用的磁选机中增加了高磁感强度的特色。使之具有一些明显的便利用户使用的特色。 干式磁选机能够使用在贫铁矿初碎或中随后进行粗选，扫除废石;在铁矿冶炼前对铁粉进行分选;赤铁矿复原闭路焙烧作业中将未充沛复原的生矿进行再选;铸造业中对旧型砂的除铁作业。 用于陶瓷业中瓷泥稠浊铁质的去除;用于燃煤中稠浊铁质的去除。用于其它当地的除铁作业要求。

经过50多年的开发运用，我国易选铁矿石资源逐步闪现日益缺少的局势，后备矿山显着缺乏，许多易选铁矿山都已进入地下挖掘时期。矿石挖掘本钱大幅度的进步，使得厂商的出产经营状况以及与国外铁矿石出产厂商在竞争力方面，处于晦气的局势。与此相反的是，我国尚存有相当规模储量的弱磁性铁矿，但因为矿石嵌布粒度极细，在现有设备工艺可选的细度范围内（－200目占70%～90%），有用矿藏的单体解离度仅为30%～60%，而单体解离度到达80%～90%时，铁矿颗粒的粒度往往在－500目（10～20μm）左右。现在，这一粒级范围内矿藏选别，已超出现有设备工艺的极限，微细铁矿藏颗粒无法收回，构成有用矿藏很多丢失。这也是现在难选弱磁性铁矿一向无法有用处理的国际难题，所以人们在现有条件下，开端寻求处理微细粒弱磁性铁矿的新工艺。在许多选矿新工艺中，运用挑选性絮凝法处理微细粒弱磁性铁矿，有着较强的生命力，从理论到实践均开展较快。       一、微纤细磁性铁矿挑选性絮凝工艺研讨进展       微细粒弱磁性铁矿的挑选性絮凝工艺，首要是根据在含有两种或两种以上的矿藏悬浮液中参加一定量的絮凝剂，因为矿藏表面性质的不同，絮凝剂挑选性地吸附在弱磁性铁矿藏表面，并经过絮凝剂分子地效果使之聚会，悬浮液中的其他矿藏仍以涣散状况存在。进一步别离絮团和悬浮液，及可到达弱磁性铁矿藏和脉石矿藏别离的意图。现在，根据微细矿粒聚会机理不同，挑选性絮凝大体又可分为：高分子絮凝、疏水絮凝、及磁复合絮凝。       （一）高分子絮凝工艺       该工艺是经过高分子聚合物的“桥联”效果。高分子絮凝剂分子量大、链长、沿链的长度有很多活性官能团，它可以吸附几个或几十个或更多的固体粒子，经过架桥效果把它们衔接在一起，构成松懈多孔的大絮团。絮凝活性官能团和粒子表面离子之间的效果，是经过氢键力、化学健力或化学反应来完成。在固液别离和水处理技能方面，已有广泛的运用，处理微细粒嵌布弱磁性铁矿也与成功的工业实践。       改动颗粒表面电位或电性，使不同颗粒的电位发生较大不同，然后关于特定高分子絮凝剂，不同颗粒表面的活性质点数量不同增大，以到达挑选性意图。前期关于挑选性絮凝的成功报导和现在的许多关于挑选性絮凝的工业运用，都是运用此办法进行的，该办法的运用现已有了老练的经历。里德（Read）对赤铁矿－石英系统做了较为具体的研讨。在赤铁矿－石英系统中，预先参加了和六偏磷酸钠，使石英和赤铁矿的电位不同较大，再经强阴离子型聚酰胺絮凝剂参加赤铁矿－石英系统。因为石英的电位较负，按捺了被强阴离子型絮凝剂吸附的或许，然后完成了赤铁矿与石英的有用别离。       近年来，人们在经过高分子絮凝剂挑选性絮凝意图矿藏或挑选性脱泥，然后运用惯例重选、浮选和磁选办法分选微细粒弱磁性铁矿方面，又进行了许多有意义的作业。何延树、松全元针对微细粒弱磁性铁矿难处理的特征，对100%－400意图菱铁矿和褐铁矿进行了挑选性絮凝－脱泥研讨。研讨标明：挑选性絮凝菱铁矿和褐铁矿的进程深受水质（Ca2＋、Mg2＋离子含量）的影响，用六偏磷酸钠消除自来水中Ca2＋、Mg2＋然后到达软化水质的意图。石英吸附高模数水玻璃往后（模数为3.1），表面水化效果加强，一起负电性增大，所以高模数水玻璃能有用按捺阴离子聚酰胺对石英的絮凝效果，运用紫外－可见光分光度计和红外光谱仪等测验手法，较为具体地研讨了菱铁矿、褐铁矿的挑选性絮凝效果机理。在高pH值的条件下，阴离子聚酰胺首要靠氢键和化学键的效果吸附在氧化铁矿表面，是以化学吸附为主的单分子层吸附。桥联方式为矿粒/聚合物－矿粒。       （二）疏水絮凝工艺       疏水絮凝是根据矿藏颗粒表面挑选性疏水化而成团的一种行为。疏水聚团分选工艺的一个基本特征。是需求较长时刻的中等或激烈拌和，强湍流条件赋予矿粒足够大的动能，以战胜粒间排挤能垒，并增大聚会率，在拌和进程中参加乳化非极性油来强化絮团。现在，已有的疏水絮凝分选工艺包含：剪切絮凝浮选、疏水絮凝磁选、乳化浮选、载体浮选、油聚会分选和乳油萃取等。       S宋等研讨了絮团磁选（PMS）法，以絮团方式磁选细粒弱磁性铁矿，替代强磁选机或高梯度磁选机处理细粒弱磁性铁矿。用细磨至微米级的赤铁矿和褐铁矿进行了研讨，添加油酸钠和火油引起疏水絮凝，构成大的絮团。实验结果标明：与相同条件下的惯例磁选比较，FMS法可用中场强磁选机有用地收回细粒赤铁矿和褐铁矿，并且取得高的分选功率。FMS法处理铁档次为30.5%的赤铁矿矿石时，取得的精矿铁档次为64%，收回率为82%。研讨发现，FMS法的分选功率与疏水絮凝首要参数（油酸钠用量、拌和时刻和火油用量）密切相关。这标明，FMS法具有高的分选功率，可归因于疏水絮团的构成，使得磁场效果在细粒铁矿藏的磁力增大，在磁选机中细粒铁矿藏更易附着在齿板上，然后进入磁性精矿中。       英国R.D.帕斯科等，选用油酸钠作为挑选性絮凝剂，使微细（＜10μm）的赤铁矿与石英别离进行了研讨。结果标明：影响赤铁矿絮凝物粒度的首要因素是，油酸浓度、pH值、剪切速度和拌和时刻。只有当溶液中油酸的溶解度过饱和时，才干发生絮凝效果。如果在矿藏颗粒周围发生油酸液滴，就会发现絮凝速度和絮凝物粒度添加。发生的赤铁矿絮凝物在300/s～2200/s的剪切速度范围内，有抗决裂效果。其强度归因于碳氢链衔接和疏水性的相互效果发生的引力。用油酸钠构成的疏水性絮凝物，用浮选法很简单收回。含TFe15%的赤铁矿和石英混合给矿，经粗选收回率到达94%，铁精矿档次为46%。微纤细磁性铁矿藏在浮选之前进行剪切絮凝，可显着进步收回率。       （三）磁复合絮凝       磁复合絮凝分选工艺，是近年来开展起来的一种微细粒弱磁性铁矿分选新工艺，是指在高分子絮凝、疏水絮凝的基础上，添加磁种并置于外界磁场中，以强化絮凝效果，一起又坚持较好的挑选性。       宋少先在pH调整剂、各种涣散剂、各种捕收剂和非极性油等条件实验的基础上，找到了微细粒大冶菱铁矿挑选性疏水絮凝磁选的较好药剂条件。然后在此基础上，进行了磁复合絮凝的研讨，磁种取自程潮铁矿，含Fe68.40%（粒度为＜10μm），场强为0.08T，研讨结果标明：微粒磁铁矿的参加和磁絮凝的叠加，使精矿的收回率大幅度添加，但精矿Fe含量却有所下降。当磁种用量较低时，精矿含Fe量下降仅0.3%，但收回率却上升了5%。因而，添加少数磁种，可显着进步选矿收回率。       张去非评论了磁种在挑选性絮凝－脱泥工艺分选蒂尔登铁矿石中的效果，外加磁场是由Nd－Fe－B材料制成的永磁磁块作为磁场源。磁种是选用小于10μm占84%的磁选铁精矿，含TFe70.12%。研讨标明：跟着磁种用量的添加，脱泥精矿的铁收回率逐步进步。关于赤铁矿纯矿藏而言，呈十分显着的上升趋势，添加磁种用量有利于进步脱泥精矿的铁收回率，但磁种用量应该恰当，用量不宜很大，否则会下降精矿档次。外界磁场对脱泥作业进步脱泥精矿铁档次、铁收回率有利，施加外界磁场比不施加外界磁场，可以进步脱泥精矿铁档次1.5%～2%，进步金属收回率2%。       二、微纤细磁性铁矿挑选性絮凝工艺研讨趋势       根据微纤细磁性铁矿挑选性絮凝工艺研讨现状，结合弱磁性铁矿选矿工艺研讨方面的特征，往后微细粒弱磁性铁矿的挑选性絮凝工艺的研讨，首要包含以下几个方面：       （一）从人工混合组分延伸到天然矿石系统。因为杂凝聚、电中和、溶解的离子搅扰、矿泥罩盖、物理抓获、搀杂和杂絮凝，以及在碎磨进程中的穿插污染等一种或多种原因，在单一组分实验中观测到的挑选性，在混合组分或天然矿石系统中常常失去了挑选性。因而，有必要确保在天然杂乱系统中的挑选性才干进一步推行到工业运用。       （二）研发高效挑选性涣散剂和絮凝剂。这是矿石分选的另一难题，是铁矿藏微细，易丢失，高效絮凝－脱泥，絮凝－浮选、絮凝－磁选是其有用的手法。结合这种需求开发相应的絮凝、涣散剂药剂，如高效系列微细赤铁矿絮凝剂分子规划与开发、絮凝剂与矿藏间的效果机理研讨、赤铁矿与脉石矿藏间的效果能和聚会与涣散机理。       （三）矿石工艺矿藏学数值模仿研讨。在已有研讨的基础上，具体的研讨该类型矿石的结构、结构，矿藏组成、嵌布联系，单体解离度状况。经过数值模仿的手法，预测出适宜的选矿工艺及其选矿理论目标，为此类杂乱难选赤铁矿的有用处理供给根据。       （四）高效挑选性絮凝别离设备的研发。针对微细粒矿在磨细矿极易泥化的现象，进行重、浮、磁联合力场规划，完成泥化矿在超细状况下进行高度涣散。在絮凝的一起，进行脉动水振动筛析脱除矿泥，单颗粒铁在重力、强磁复合场内以固定的沉降线路从排矿口排出，完成－20μm左右弱磁性颗粒的多力场复合分选。       三、结语       微细粒弱磁性铁矿挑选性絮凝技能，现已取得了长足进展，各种分选工艺及理论日臻老练。在处理微细粒弱磁性铁矿方面，与其他惯例选矿工艺比较，挑选性絮凝工艺从挑选性与别离功率等方面，已显示出显着的优势。可以预见，挑选性絮凝工艺在微细粒磁性矿石的分选与处理范畴，将具有广泛的开展与运用远景。       总归，挑选性絮凝工艺为有用处理微细粒弱磁性铁矿拓荒了一条新的途径。进行微纤细磁性铁矿挑选性絮凝基础研讨，寻觅在技能经济上合理的选矿工艺流程，不只可以充沛的开发运用我国现有的铁矿资源，进一步添加国有铁矿石的自给才能，削减我国铁矿石的进口数量，节省外汇开销，并且对推进国际范围内的选矿技能开展也是十分重要的。

在我国已探明的铁矿资源中，弱磁性铁矿约占铁矿总储量的 65% ,其中鞍山式贫赤铁矿占弱磁性矿的一半以上。随着钢铁工业的发展,富矿日益枯竭，贫矿入选比例逐年增大。因此，该类型矿床的开发利用对我国钢铁工业的发展具有十分重要的意义。本文所研究的氧化铁矿原矿品位仅为28.34%，通过对全磁选流程以及磁选 —阶段磨矿—反浮选流程的探索性实验 ,最终取得了较为理想的选别指标。 一、矿石性质 该矿床类型为鞍山式沉积变质铁矿床，矿石类型以石英型镜铁矿、磁铁矿为主。 矿石中金属矿物主要有镜铁矿，磁铁矿、赤铁矿，其中TFe/FeO比值为6.23，属于氧化程度较深的贫铁矿石。脉石矿物主要为石英，呈条纹、带状构造为主，分布较均匀，仅局部夹杂少量云母闪石类矿物。矿石的多元素及铁物相分析见表 1、表 2。二、全磁选流程试验 （一）磨矿粒度试验 将原矿分别磨到－200目占80%、85%、90%，然后进行弱磁选、弱磁尾矿强磁选试验，弱磁选场强为0.2T，强磁选试验采用Slon－100周期式脉动高梯度磁选机，背景场强为0.5T。其试验结果见表3。从表3可以看出，当磨矿粒度为－200目80%～90%时，强磁精矿的品位为49.67%～54.28%，若将该精矿和弱磁精矿一起作为产品，将影响产品的最终品位。若进一步增加磨矿细度，不但会大幅度增加磨矿成本，还会造成磁铁矿的过磨，产品的最终回收率也得不到保证。综合考虑，确定磨矿粒度为－200目 85%。 （二）强磁尾矿扫选试验 根据以往经验，当磨矿粒度控制在－200目占85%左右时，有必要对强磁尾矿进行一次扫选以提高综合回收率。为此 ,进行了强磁尾矿扫选试验，其结果见表4。表4中，强磁精矿指强磁粗选和强磁扫选的混合矿样。（三）强磁精矿精选和再磨再选试验 将磨矿粒度为 －200目占 85%左右的强磁精矿(见表4)分别进行精选和再磨再选,其试验结果见表 5、表 6。注：强磁精矿再磨至－200目含量为95%。 从表5和表6可以看出,强磁精矿进行再选或再磨再选时,精矿品位虽有提高，但“跑尾 ”严重，尾矿品位偏高，金属损失量大，表明全磁选流程对该矿的选别有一定的局限性。 三、强磁精矿再磨－反浮选试验 （一）再磨粒度试验 参考国内处理“鞍山式”贫红铁矿石的经验 ,将强磁精矿进行再磨 —反浮选作业 ,其试验流程见图1，药剂制度为：MH850g/t、NaOH1250g/t，玉米淀粉1000g/ t、CaO500g/ t,矿浆温度 30℃。试验结果见表 7。从再磨粒度试验来看，随着磨矿细度的增加 ,浮选精矿的品位也有所提高，但回收率得不到保证；同时磨矿细度的增加 ,也会加大选矿成本。综合考虑这几方面的因素，磨矿粒度取－200目占95%较为合理。 （二）反浮选闭路试验 在再磨粒度为－200目占95%的条件下，对强磁精矿进行了反浮选闭路试验，其流程见图2，试验结果见表8。四、综合流程试验 对比考虑全磁选和强磁精矿再磨－反浮选流程的选别效果，确定采用弱磁－强磁－阶段磨矿－反浮选联合工艺对该低品位弱磁性氧化铁矿进行选别，其数质量流程如图3所示。五、结语 （一）品位为28. 34%的氧化铁矿，通过弱磁—强磁选作业，只能得到品位为51. 82%～58. 00%的铁精矿，回收率为60.15% ～73. 70%；该产品再通过强磁或再磨—强磁选作业后，精矿品位提高幅度不大，产品回收率不足60%，表明全磁选流程对该矿的选别不理想。 （二）对弱磁尾矿采用“强磁—再磨—反浮选”工艺，不但将反浮选的入选品位提高了 28个百分点，并且抛弃了大约85%的尾矿，降低了再磨作业的处理量，大幅度降低了磨矿成本。SLon立环脉动高梯度磁选机对贫弱磁性氧化铁矿反浮选前的预磁抛尾处理的功效又一次得到了验证。 （三）近些年来反浮选药剂不断涌现出新品种，选别的针对性也越来越强。本文在反浮选药剂的选择和用量上，都是借鉴前人的经验，如果在这两方面开展进一步研究，选矿指标有望进一步提高。

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。

铬是重要的战略资源，是不锈钢工业的重要原料，在耐火材料、化工及轻工等领域也有广泛应用。随着我国国民经济的发展，对铬铁矿的需求增长迅速。但我国铬铁矿资源严重短缺，保有储量只有1077.9万t（矿石），且富矿只占其中的1/2，大多分布在西藏、新疆等地区，由于基础设施不健全而难以利用。近几年，我国每年所需铬铁矿85%以上依赖进口，资源供应形势十分紧张。因此，在加强国内铬铁矿资源地质找矿的同时，针对铬铁矿资源开展选别技术研究，提高资源利用率已日益引起研究者的关注。     目前，在铬铁矿选别的生产实践中，摇床和跳汰等重选方法被广泛采用，干式强磁选、湿式强磁选、浮选和各种化学选矿法也有实验室研究报道，但在生产中少有应用。本文针对某含铁量高的铬铁矿，确定了以弱磁选选别磁铁矿，强磁选回收铬铁矿的工艺流程，在回收铬铁矿的同时，实现铁资源的综合利用。     一、矿石性质     该矿石属高铁铬铁矿海滨砂矿类型。原矿中含Cr203品位为31.20%，全铁品位（TFe）为29.11%。矿石中金属矿物主要是铬铁矿、铬尖晶石和磁铁矿，次为赤铁矿和钛铁矿；脉石矿物以橄榄石、辉石和角闪石为主，其次是蛇纹石。铬矿物含量为60.3%，其中铬尖晶石所占比例较大，铬铁矿和铬尖晶石的矿物含量比大致为35︰65。由此推断很难从样品中获得高品位的铬精矿。磁铁矿含量达到27.6%，部分磁铁矿因含Cr203较高而属铬磁铁矿的范畴。扫描电镜能谱微区成分分析表明，样品铬矿物中Cr203平均含量为43.58%，磁铁矿平均含铁为60.66%。     矿样中主要粒级为0.1～0.5mm，其中+0.5mm粒级产率仅为0.3%左右，-0.1mm粒级产率小于3%，铬矿物和磁铁矿的解离度分别为93.7%和90.2%。     该矿石化学成分、铬物相分析和主要矿物质量含量分析结果分别列于表1、表2和表3中。 表1  原矿主要化学成分（质量分数）/%Cr203TFeFeOFe203SiO2Ti02A1203Mg0CaO其它31.2029.1119.8119.615.360.399.449.423.011.76 表2  原矿铬物相分析结果铬相含量/%分布率/%铬铁矿与铬尖晶石中Cr20328.0589.90磁铁矿中Cr2030.993.17硅酸盐中Cr2032.166.93合计31.20100.00 表3  原矿矿物组成及相对含量（质量分数）/%铬铁矿、铬尖晶石磁铁矿赤铁矿钛铁矿橄榄石、辉石、角闪石蛇纹石其它60.327.62.90.57.80.70.2     二、试验研究     工艺矿物学研究结果表明，样品中可供选矿回收的主要组分是Cr203，铁可作为综合利用的对象。即该矿物需要去除的脉石矿物主要为橄榄石等硅酸盐矿物，并将有用矿物铬铁矿、铬尖晶石与磁铁矿分离。与脉石矿物相比，磁铁矿、铬铁矿与铬尖晶石密度较大，通过重选可以抛除部分脉石矿物；磁铁矿属强磁性矿物，铬铁矿属弱磁性矿物，弱磁选可实现二者分离，弱磁选精矿为铁精矿，弱磁选尾矿为铬粗精矿；铬粗精矿可采用强磁选提高铬精矿品位。需要说明的是，由于该矿样硅酸盐脉石矿物含量较少，且为非磁性矿物，在磁选过程中亦可实现其与有用矿物的分离，故重选作业可视选别效果选择性采用。     （一）重选试验     重选试验考查了摇床、跳汰与溜槽对原矿的分选效果，试验结果表明，跳汰与溜槽作业对该矿石分选效果较差，摇床分选可以脱除橄榄石、辉石等轻质矿物，对精矿品位有一定的提高，可将原矿Cr203品位由31.04%提高到33.68%，回收率为84.47%。但由于该矿石中低密度脉石矿物较少，重选作业对有用矿物的富集效果并不明显。     （二）弱磁选试验    弱磁选工艺流程如图1所示。弱磁选试验主要考查了弱磁选磁场强度、入选粒度、磁选机辊筒转速等因素对分离效果的影响。     1、弱磁选磁场强度试验     在磨矿粒度为-0.074mm粒级占62%，滚筒转速为50r/min条件下进行了弱磁选磁场强度试验，铁精矿和铬粗精矿的品位与回收率见图2。从图2可知，随着场强增强，虽然铁精矿TFe品位变化不大，但回收率明显提高，同时，铬粗精矿中Cr203品位有一定提高。因此确定弱磁选场强为0.12T，此时铁精矿TFe品位为55.38%。    2、弱磁选入选粒度试验   为考查矿物的解离情况对磁铁矿（Fe304）与铬铁矿（Cr203）分离的影响，在磁场强度为0.12T，滚筒转速为50r/min条件下，进行了弱磁选入选粒度试验，试验中磁铁矿与铬铁矿的分离情况见图3。图3结果表明，物料粒度变细时，铁精矿中Fe304含量与铬粗精矿中Cr203回收率均明显下降。说明矿石细磨可能导致磁选时的机械夹带。因此，该矿样无需磨矿（-0.074mm粒级含量约2%），可直接进行弱磁选，此时，可得到含Fe304 69.24%的铁精矿，作业中Fe304回收率为 97.91%；对于铬粗精矿，Cr203含量为41.55%，作业回收率为80.61%。     3、弱磁选辊筒转速试验     在磁场强度为0.12T时，对不经磨矿的原矿进行了磁选机辊筒转速试验，试验中磁铁矿与铬铁矿的分离情况见图4。从图4可以看出，随着辊筒转速增高，铁精矿中Fe304含量稍有提高，但铬粗精矿品位有所下降，因此确定适宜辊筒转速为50r/min。    （三）强磁选试验     原矿直接弱磁选时，强磁性的磁铁矿进入铁精矿，而弱磁性的含铬矿物与非磁性脉石矿物一同进入尾矿，二者采用强磁选进行分离，试验流程见图5。强磁选试验主要针对原矿不经磨矿直接弱磁选的尾矿，考查了入选粒度和磁场强度等因素对分离效果的影响。    1、强磁选入选粒度试验     为考查矿物解离情况对弱磁选尾矿中铬铁矿指标的影响，进行了强磁入选粒度试验，试验中磁选强度为0.9T，试验结果见图6。由图6可见，强磁选入选粒度对铬精矿中Cr2O3品位和回收率均影响不大，只是在磨矿过细时会降低其回收率，因此弱磁选尾矿可不经磨矿直接进行强磁选。     2、强磁选场强试验     弱磁选尾矿在不同场强下进行强磁选的试验结果见图7。由图7可见，随磁场强度提高，铬铁矿的回收率大幅提高；但场强达到0.7T以后，继续提高磁场强度，铬精矿的品位有所降低，综合考虑，确定强磁选场强为0.9T，此时铬精矿中Cr2O3品位为41.43%，作业回收率为93.01%。    （四）全流程试验     根据上述试验结果，确定了原矿不经磨矿和重选、直接以弱磁选回收磁铁矿、弱磁选尾矿进行强磁选回收铬铁矿的全流程试验。试验流程如图8所示，试验结果见表4。从表4可知，采用弱磁选-强磁选流程，可以从含Cr2O3为31.23%、含Fe为28.81%的原矿中获得Cr2O3品位为41.43%、回收率为79.31%的铬精矿和TFe品位为55.89%、回收率为58.71%的铁精矿。 表4  全流程试验结果产品名称产率/%品位/%回收率/%Cr2O3TFeCr2O3TFe铁精矿30.2615.2155.8914.7458.71铬精矿59.7741.4317.4779.3136.25尾矿9.9618.6414.585.955.04原矿100.0031.2328.81100.00100.00    三、结语     某高铁铬铁矿选别关键在于利用铬铁矿、磁铁矿和脉石矿物三者之间的磁性差异。弱磁选一强磁选工艺可有效选别该矿石，实现铬铁矿与磁铁矿的综合利用。原矿无需磨矿，在弱磁选磁场强度为0.12T，滚筒转速为50r/min时，可以获得TFe品位为55.89%、回收率为58.71%的磁铁矿；弱磁选尾矿经磁场强度为0.9T的强磁选，所得铬精矿Cr203品位为41.43%，回收率为79.31%。

(一)、概况    据国外科技情报部门预测，弱磁性铁矿的大规模开发、加工和利用，将是80年代至本世纪末工业科技的重大突破项目之一。事实上，美国、苏联、德国、加拿大、澳大利亚等国，早从50年代起就加紧了对低品位弱磁性铁矿选矿的研究，60年代在赤铁矿的重选和浮选方面有重大的进展，这期间建成投产或进行了工艺改造的代表性选厂有：加拿大的卡罗尔；美国的皮里奇、格罗夫兰、共和（加温浮选）；南非的锡兴和利比里亚的邦格等。70年代随着世界钢铁工业的持续跃升，铁矿石选厂规模和选矿设备向着大型化发展，而这期间的两项引人注目的选矿技术成就是：选择性絮凝-脱泥-阳离子反浮选工艺和湿式强磁选机在处理微细粒浸染低品位弱磁性铁矿方面的应用。其有代表性的选厂是美国的蒂尔登，加拿大的塞普特?艾利斯，苏联的利萨科夫，巴西的萨马尔库、考伊等。    70年代以来，我国的鞍山式贫赤铁矿的反浮选工艺上，也进行了大量卓有成效的试验研究工作，许多流程都经过了工业规模的试验厂试验。    (二)、弱磁性铁矿反浮选工艺的应用    当入选矿石的铁矿物类型复杂、多变，而脉石矿物为单一石英时，采用反浮选工艺处理显然是十分有利的。但对于微细粒嵌布的铁矿石（如美国蒂尔登选厂处理的赤铁矿，嵌布粒度为20～40μm，需磨细至-25μm85%才能达到单体分离），因细磨而产生的大量矿泥对反浮选的影响是很大的。如果采用常规的脱泥方法进行选前脱泥，则会造成大量的金属流失，为此美国矿山局双城研究中心的弗罗默等人研究了絮凝-脱泥-反浮选工艺。即采用淀粉进行选择性絮凝，加大铁矿物絮团与分散的、未絮凝的石英和低品位矿泥之间的沉降速度差异，然后采用水力脱泥出大量低品位矿泥，净化矿浆，为下段的反浮选作业创造极为有利的条件，从而改善选别效果。    我国的包钢选矿厂和湖南的祁东铁矿选厂，都进行过以选择性絮凝脱泥为主的选别流程研究。近些年来普遍重视采用强磁脱泥作为反浮选的准备作业，组成弱磁-强磁-反浮选或重选-弱磁-强磁-反浮选等各种联合流程。采用强磁作为反浮选准备作业的优点主要在于：强磁选机能丢大量低品位尾矿和矿泥；富集比大，使反浮选的入选矿量大量减少，给尾矿处理的水回收与循环使用都带来了方便，选矿用水的排放易于治理。缺点是基建投资大。是采用絮凝脱泥还是强磁脱泥，需进严格的技术经济比较。    对大齐山等鞍山式贫赤铁矿，采用重选、弱磁在前的阶段磨选联合流程，还可以预先分离出粗粒的高品位精矿，再经强磁选抛味脱泥，而强磁性矿物和强磁精矿一并进入反浮选作业。这样形成阶段磨矿、磁、重、反浮选的联合流程，不同的选矿方法各展其长，相辅相成，可保证整个选别作业的产品质量和金属回收率。    总之，采用胺类做捕收剂、玉米淀粉做抑制剂的阳离子反浮选工艺，在处理弱磁性铁矿石的各种联合流程中，将随着我国农业、化工等相关领域的发展，而逐渐扩大其应用规模和范围。

在硫化矿物中，辉钼矿是相对比较稳定的矿物，其他硫化物通常都它易于氧化。据H.H.普拉克辛报导，硫化矿物氧化速度的顺序为：磁黄铁矿＞方铅矿＞黄铜矿＞黄铁矿＞辉钼矿。所以，在选厂长期堆积的矿石中，辉钼矿的氧化率远比铜、铅、锌、铁的硫化矿物氧化率低得多。     辉钼矿在常温、常压的弱氧化气氛下也能缓慢被氧化。其氧化主要发生在极性的“棱”上，而非极性的“面”上却很少被氧化。     “棱”上-S-Mo-S-S-Mo-S-的原子排布也只有在真空中存在。在空气、水、蒸汽或水介质中，它将与介质中的氧反应，并首选被氧化成MoO22+：MoS2 +1O2 + H2O→MoO2·SO4 + H2SO42     在辉钼矿表面生成一系列氧化的中间产物：MoO2、MoO2.5~3、MoO3。其中比较重要的是MoO2.5~3。     钼化合物的状态随介质中氧化还原电位（Eh）和碱度（pH）的变化而变化。在常温（25℃）、常压（0.1MPa）的表生成矿条件里（有Fe3+存在）的状态图（见图1）。钱德也介绍了有Na2MoO4的水介质中，辉钼矿随Eh-pH变化的状态图（见图2）。图1  Mo-Fe-S-H2O体系Eh-PH图解图2  水介质中钼随Eh-PH状态变化25℃，0.1MPa     由图可见，在水稳定上限（Eh0＝1.23V）下限（Eh0＝0V）之间，随Eh与PH的变化，钼出现MoS2、MoO22+、HMoO4-、MoO42-多种相态。按J.A.汉萨尔测定（见图1），HMoO4-、蓝钼矿或水钼铁矿转化为MoO62-离子时的PH值为6.2。     不论是J. A.汉萨尔从钼的地球化学习性出发，或S·钱德从辉钼矿在水介质中所绘状态图，他们都与S·钱德和D.W.富尔斯汀瑙的推论一致：辉钼矿在水介质中有硫代钼酸盐荷电表面相一致。 [MoSxOy]-n + H+ ←→ [MoSxOyH]-n+1 或 MoO42-（矿面）+ H+的（溶液） ←→ HMoO4-（矿面），pK＝5.95