赤泥是氧化铝生产过程产生的最大废弃物，也是氧化铝厂最大的污染源。因生产方法和铝土矿品位的不同，每生产1t氧化铝大约要产生0.5～2.0t的赤泥，以霞石为原料的烧结法厂，每生产lt氧化铝产出的赤泥量多达5.5～7.5t，每吨赤泥还附带3～4m3的含碱废液。随着铝工业的发展和铝矿石品位的降低，赤泥量将越来越大，必须对赤泥再处理加以利用，才能变废为宝减少污染[1]。 据估算，全世界年产赤泥量约为4000万t，我国的赤泥年产量约100万～150万t。目前国内外氧化铝厂大都将赤泥输往堆场，筑坝湿法堆存，且靠自然沉降分离对溶液返回再用。如此大量的赤泥未能得到有效充分的利用，其所带来的社会和经济问题是相当复杂的：①建造赤泥堆场要占用大片土地，使基建投资增加。据俄罗斯资料介绍，仅此一项，使氧化铝生产成本每吨增加2～3卢布；②赤泥中含碱和少量放射性物质，长期堆存，经晒干后造成粉尘飞扬，严重污染大气和环境；③由于风吹雨淋，致使赤泥流人江河湖泊，造成淤塞，毒化水质，直接影响农业和渔业生产。随着社会对环境保护工作的重视，迫切要求氧化铝工业实现无害排放或零排放，使赤泥资源化，并研究其中各有价组分的综合回收利用，是一项具有重要现实意义的课题[2]。 一、赤泥的性质及铁的赋存状态 （一）赤泥的基本性质 赤泥是一种不溶性的残渣，主要由细颗粒的泥和粗颗粒的砂组成，其化学成分因铝土矿产地和氧化铝生产方法的不同而有所差异。大部分从工厂设备排出的赤泥，如以固体重量浓度计，系一种约为2 0％～3 0％的泥浆。母液是以铝酸钠(Na2O·3A12O3·5SiO2·nH2O)苛性纳为主的碱性液体，pH为12～13。赤泥中的固体部分是赤铁矿(32％～48％)、铝硅酸钠(32％～50％)、金红石(5％～8％)、金刚砂(约5％)、石英(约4％)和钛磁铁矿(约2％)等微粒子混合物。 经检测，某拜尔法赤泥的物相组成为：方钠石型含水铝硅酸钠：Na2O·Al2O3·1.7SiO·2.4H20；针铁矿：FeOOH；赤铁矿：Fe2O3；石英：SiO2。其化学组成见表1。（二）赤泥中铁的储存状态 铁在赤泥中主要以Fe2O3为主，含有少量的FeO，前者与后者的比例几乎以9:1的含量出现。这是天然铝土矿中所伴生的黄铁矿(FeS2)氧化水解后形成的胶体Fe(OH)3沉淀物；Fe(OH)2胶体在强碱度和加热条件下性质不稳定，具有转化为针铁矿FeOOH的趋势，在新鲜赤泥中针铁矿与胶体Fe(OH)3可能并存，而Fe则主要以赤铁矿分散在赤泥里，经堆放干燥后，一部分Fe2O3会转变成铁的复合硅酸盐[3]。 二、赤泥中选铁的工艺研究现状 关于从赤泥中选铁工艺的研究，国外如日本、美国、德国等，在20世纪70年代便已着手。针对拜耳赤泥氧化铁含量高的特性，美国很早提出利用赤泥生产铁的方法，并申请了专利。该专利提出用还原焙烧处理赤泥，将赤泥含水率控制在30％以下，再自然蒸发，干赤泥在还原气氛下流态化焙烧，氧化铁转化成磁铁矿，经过磁性分离制成高纯冶金团块。另外，美国Mcdowell Wellman工程公司开发了用圆盘烧结机处理赤泥生产铁的方法，该法将赤泥和煤制团烧结后，用电炉熔炼，铁的回收率高达98％～99％，1t生铁消耗5～8t赤泥[4]。 日本专利提出还原焙烧处理赤泥，将氧化铁转化为磁铁矿，其余部分回收氧化铝[5]。先将赤泥过滤至含水率30％，再进行自然蒸发，然后在流化床中进行焙烧。在流化床中物料用还原气体还原，将氧化铁变成磁化铁。磁性物质经磁性分离，浓缩制成高纯冶金团块。试验中发现，在控制严格的条件下，焙烧赤泥的还原反应可一直进行到，使赤泥中的赤铁矿完全转化为海绵铁，而后进行磁性分离。获得海绵铁制团后，可以直接用于电炉炼钢，比使用磁铁矿更为简便而经济。 俄罗斯、匈牙利、加拿大、西班牙等国对赤泥的性质，及从中选铁的方法也进行了大量的研究工作。匈牙利学者提出氯化焙烧处理赤泥熔渣工艺，该工艺通过还原--氧化两阶段的反应，获得TiO2含量高的炉渣，Al2O3和V2O5也在炉渣中得到富集[6]。 我国对赤泥选铁的研究起步较晚，在20世纪80年代末期才开始。广西冶金研究院以平果铝土矿拜耳法赤泥为原料，以广西煤炭为还原剂进行了直接还原炼铁的研究[7]。该工艺是将拜耳法赤泥和煤混合制团，干燥后进行还原焙烧，最后磁选可制取高品位的海绵铁。 刘万超等[8]以拜耳法赤泥为原料，经直接还原焙烧一磁选回收铁，磁选残渣用于生产建筑材料。该赤泥中的氧化铁含量27.93％，并以赤(褐)铁矿为主要存在状态。在探讨了焙烧温度、焙烧时间、炭粉及添加剂用量等因素对实验结果影响的基础上，得出较理想的焙烧条件。在该条件下，经磨细磁选后所得精矿中，总铁含量89.05％，金属化率96.98％，回收率81.40％，可用作海绵铁。磁选残渣掺入硝石灰经压力成形、蒸汽养护，试件抗压强度可以达到24.10MPa，可用于生产蒸养砖等建材。残渣在蒸养前后主要矿物组成由霞石转化为钙铝黄长石，热力学分析证明了在实验条件下该反应发生的可能性。 高建阳[9]利用赤泥，配入自制添加剂，采用煤基直接还原焙烧-渣铁磁选分离-冷固成型的新工艺流程，研究了拜尔法赤泥煤基直接还原过程中金属铁晶粒长大特性，并着重讨论了添加剂种类、焙烧条件对金属铁晶粒长大特性的影响，生产出优质的海绵铁，产品的金属化率为92.9％，含铁品位为93.7％，铁回收率为94.42％，可作电炉炼钢的半钢原料，为赤泥的综合利用开辟了新途径。 管建红 针对平果铝业公司拜尔法赤泥组分复杂、粒度细的特点，采用了SLon型立环脉动高梯度磁选机回收赤泥中的铁，经小型试验和半工业性试验，获得了含TFe54.70％的铁精矿，回收率为35.36％。所得合格铁精矿可作高炉炼铁原料，为赤泥中铁的回收，寻找到了一条可工业实施的途径。 廖春发等[11]妇采用焦炭作还原剂，确定出焙烧工艺最佳参数：赤泥：焦炭的比值为80:15；还原焙烧温度为1150℃；焙烧时间为1.5h；磁选的磁场强度为0.9kt。能富集得到56.5 ％的铁精矿；其一次回收率达到63.3％，剩下的铁在酸浸后回收。 从实验结果来看，稀有金属在分离渣中得到了进一步的富集，有效的分离了稀土。之后再采用酸浸从分离渣中分离稀有金属，物料的处理量会大大的减少。 姜平国等[12]采用湿法脉动高梯度磁选来回收拜耳法赤泥中的铁矿物。其工艺方法是将含13％三氧化二铁的铝土矿，先低温焙烧，再经拜耳法溶出，赤泥进行磁选，磁选后的铁精矿可作为高炉炼铁的原料。 宫连春[13]阳发明了一种直接利用赤泥制备氧化铁红的方法，具体涉及颜料生产领域，其工艺如图1所示。李亮星[14]等在赤泥经过加入碳酸钠还原焙烧时，在焦炭作还原剂的情况下，对铁的回收率和品位的影响做了研究。实验得到的最佳条件是：赤泥、碳酸钠与焦炭的质量比为5:5:1；还原焙烧温度为1000℃；焙烧时间为60min。 赤泥经过还原焙烧后，磁选得铁精矿，磁选精矿所含杂质极少，主要为单质铁。铁的回收率可以达到80％，品位在70％以上。 三、结语 自氧化铝工业发展起来以后，赤泥的处理与综合利用一直是世界急需解决的难题之一，回收赤泥中的铁更是赤泥综合利用的重要一项。 （一）研究赤泥物相证明，铁在赤泥中是主要以赤铁矿和针铁矿形式存在，前者占到90％以上。同时各矿物多以Fe、Al、Si胶结体形式存在，晶粒微细，结晶极不完整，对铁的分选和提取造成很大的困难。 （二）从热力学和动力学上来说，赤泥中还原铁完全可行。在50～1250℃左右进行还原焙烧，完成晶体结构重整，可使细粒分布的铁铝分离。 （三）同时，赤泥中含铁矿物因受氧化铝原料及生产工艺条件的变化，主要含铁矿物针铁矿和赤铁矿的比例也随之变化。在赤泥物相组成中，赤铁矿含量可由19.0％～33.5 ％之间波动，而针铁矿含量也由16.0％～3.9％之间波动，针铁矿为隐晶或微晶，多与其他矿物胶结，因此针铁矿转化程度会影响到铁的回收效果。 (4) 从高铁赤泥中回收铁工艺技术难度不高，最主要的问题，是在考虑赤泥的化学成分与原铝土矿的成分及氧化铝的生产工艺，针对不同赤泥的特性，要有相对优化的提取工艺，减少资源浪费以及能源消耗，降低回收成本，真正实现经济的可持续发展。在环保和经济两方面，取得赤泥综合利用双赢。 参考文献 [1]王文忠．关于冶金资源综合利用研究的几点思考[J]．中国冶金，1996，(2)：35-37． [2]杨志民．我国氧化铝生产的综合回收与利用[J]．世界有色金属，2002，(2)：35-38． [3]景英仁，景英勤，杨 奇．赤泥的基本性质及其工程特性[J] ．轻金属，2001，(4)：20-23． [4] Luige Piga，Pausto Pochettj， Luisa Stoppa．Recovering metals from red mud generate during A in a production[J] ．Jom，2004，45(11)：54-59． [ 5 ] Xiang   Qinfang，Liang  Xiao  hong，SchiesingerMarkE，etal．Low temperature reduction of ferriciron in red[J]．Light Metals：Proceeding of Session，TMS Annual Meeting Feb 11 Novl5 2000：157-162． [6] Agrawal，K．K．Sahu，B．D． Pandey．Solid waste manage   ment in non-ferrous industries in India[J]．Resources，Conservation and Recycling，2004，42 (2)：400-403． [7]余启名，周美华，李茂康，等．赤泥的综合利用及其环保功能[J]．江西化工，20007，(4)：125-127． [8]刘万超，杨家宽，肖   波．拜耳法赤泥中铁的提取及残渣制备建材[J]．中国有色金属学报，2008，18(1)：187-192． [9]高建阳．采用拜尔法赤泥直接还原海绵铁的研究[J]，济南，2007年全省有色金属学术交流会论文集，2007，210-214． [10]管建红．采用脉动高梯度磁选机回收赤泥中铁的试验研究[J]．江西有色金属，2000，14(4)：1 5～18． [11]廖春发，姜平国，焦芸芬．从赤泥中回收铁的工艺研究[J]．中国矿业，2007，16(2)：93-95． [12]姜平国，王鸿振．从赤泥中回收铁工艺的研究进展[J]．四川有色金属，2005，(2)：23-25． [13]官连春．一种利用赤泥制备氧化铁红的方法[P].CNl01077793，2007-11-28． [14]李亮星，黄茜琳，罗   俊．从赤泥中回收铁的工艺研究[J]．上海有色金属。2009．30(1)．19-21．

氧化铝赤泥选铁工艺，属于赤泥处理工艺，特点是包括下述工艺步骤：赤泥浆料加水预混，通过螺旋流槽分选出精矿浆料、中矿浆料和尾矿浆料；精矿浆料通过摇床分流出铁粉浆料，中矿浆料经球磨机球磨破碎后，也进入摇床随精矿浆料一起进行分流。可回收赤泥中６－８％的三氧化二铁与四氧化三铁铁粉，不仅解决了赤泥的闲置堆放问题，改善周边环境，而且实现了废物资源的循环利用，节约原材料。　　工艺，其特征在于包括下述工艺步骤：赤泥浆料加水预混，进行稀释和降温，再进入螺旋流槽进行分选，分选出精矿浆料、中矿浆料和尾矿浆料；精矿浆料进入摇床，加水分流，摇床侧部分流出矿质浆料，端部分流出铁粉浆料，铁粉浆料进入产品槽；所述中矿浆料填入球磨机进行球磨破碎后，进入所述摇床随精矿浆料一起进行分流。

赤泥是各类铝土矿用于氧化铝生产中提取铝后产生的废渣，其外观颜色多呈红色，土状，因此得名。赤泥中的主要化学成分为三氧化二铝、二氧化硅、三氧化二铁及氧化钙，就其组成矿物看，常包含方解石、霰石、一水硬铝石、三水铝石、蛋白石、水化石榴石、钙石、石英、赤铁矿、针铁矿、钙铁矿等，还还有氧化铝生产中混入的火碱、水玻璃等。 赤泥颗粒的构造较为复杂，出部分单晶体矿物外，多以聚集体的形式存在，聚集体可能是上述各种矿物组合而成的。赤泥中的含铁矿物化学性质部分不稳定，如赤铁矿可能在一段时间的堆存后转别为硅酸铁等，在除尘灰中也有类似现象。 赤泥中含有大量可回收利用的矿物/元素，特别是其中的铁、钛、钪价值较高，初次之外，赤泥中含铝、钙、硅较高，在选出价值加高的矿物后，可以对赤泥作为建筑材料、水泥原料。 赤泥选矿主要工艺有磁选、重选、湿法(酸浸)，其中前两者主要用于从赤泥中回收可选铁，湿法选矿主要回收赤泥中的稀贵金属元素，如钪、钇、各类稀土元素等。 磁选是回收赤泥中各类有用含铁矿物的主要工艺，赤泥中的铁主要是赤铁矿，其次为针铁矿和磁铁矿，钙铁矿、水化石榴石虽然也含有部分铁，但这部分铁矿物中的含铁量较低，不属于选铁的目标矿物。 根据赤泥中有用含铁矿物的磁性，需要使用到弱磁磁选机来回收磁铁矿，使用强磁磁选机来选别赤褐铁矿。 大多数赤泥的磁选作业是湿式磁选作业，这是因为赤泥是以浓度较低的矿浆形式排放的，仅有少量粗粒赤泥可以进行干式磁选作业。 赤泥的粒度组成多以细粒为主，部分赤泥-0.074mm含量可达80%以上，且赤泥中含有部分微细颗粒，通过对不同产地、不同工艺成因的赤泥进行分析后可知，随着赤泥粒度变细，铁的分布率逐渐降低，且微细粒赤泥含量较高使得赤泥的粘度增加，含铁矿物与其它脉石矿物在分选时容易产生较严重机械夹杂，影响精矿品位。在铁的粒级金属分布合适的条件下，赤泥磁选前进行脱泥作业有利于获得更好的选矿指标。 除前面提及的赤泥各矿物聚集现象外，赤泥的连生现象不明显，仅在较粗粒级的赤泥中可见明显的连生。 赤泥磁选流程一般弱磁—强磁的工艺流程，是否进行磨矿作业应该视赤泥的连生情况而定。 对于微细粒含量较多的赤泥，磁选作业的浓度应该尽可能的低，以形成矿浆中含铁矿物与脉石矿物较好分散为标准。 赤泥中含铁矿物的磁性差异较大，磁选流程可能需要进行粗选—精选—扫选等不同的磁选作业。 使用磁化焙烧以及直接还原再进行弱磁选的工艺，可以获得精矿品位较高且回收率高的精矿产品，但其缺点在于设备复杂，投资收益回报周期长。

1   概论 在氧化铝生产过程中会产生大量的废弃物赤泥，赤泥是制铝工业从氧化铝中提炼铝后残留的一种红色、粉泥状高含水的强碱固体废料。赤泥的组成性质复杂，含有碱及少量放射性物质，主要化学成分百分比见下表，赤泥粒度过细，目前国内赤泥堆场大多采用堆场湿存法和脱水干化后长期堆放，前者滤水渗入地下污染地下水质，后者长期堆放干燥后易造成粉尘飞扬，严重污染环境，危害人的健康。成分TFeAL2O3SiO2Na2OCaO含量2817.3216.85.53.2成分FeOK2OMgOSP含量0.160.290.160.160.11 赤泥一方面是造成环境污染的工业垃圾，另一方面也有其资源性。通过对赤泥经过实验室实验证明，可以从赤泥中回收有价金属如Ca、Te、Ti等。本着减少固体废物的产生量和危害，充分合理利用固体废料并进行无害化处置的原则，对赤泥进行开发利用，可以有效的促进环境清洁化、节能减排及循环经济的发展。 2   强磁选矿提铁工艺技术的发展 赤泥中的铁基本上是以Fe2O3的形式存在，一般含量有10%—45%。赤泥中提取的铁粉直接作为炼铁原料含铁品位较低。有些国家先将赤泥预配烧后进入沸腾炉内，在温度下700—800摄氏度还原，使赤泥中的三氧化二铁转变成四氧化三铁。还原后再经冷却、粉碎后用湿式或干式磁选机分选，得到含铁62%—81%的磁性产品，铁回收率为83—93%，是一种高品位的炼铁精料。前苏联采用串联回转窑法从赤泥中炼制生铁，而我国平果铝直接采用高梯度磁选机全磁选工艺流程回收铁半工业实验取得成功。采用高梯度强磁性矿物选别工艺技术，并进行了多次室内小型试验后，取得了从赤泥中提取回收铁的经验和方法。并在平氧铝厂进行了从赤泥中提取铁的工业性试验，对赤泥矿浆在工艺过程中的浓度、粒级、铁品位等方面进行了研究和试验，取得了一定进展。 氧化铝赤泥主要成分组成及含量分析： 铁是赤泥中的主要成分，并以Fe2O3的形式存在，主要成分含量：TFe 20%—30%；Al2O3 12%—19%；SiO2 15%—25%；Na2O 5%—15%；CaO 3.1%—4.1%，其中的有价金属具有较高的回收价值。 氧化铝赤泥粒级组成及含量分析： 在氧化铝生产过程中产生的残留尾矿矿浆细度与粒级取决于铝土矿的磨矿细度，尾矿原矿桨粒级细度直接影响赤泥提铁工艺过程，对铁精粉品位有直接影响。下面对不同阶段的尾矿原矿浆粒级进行分析研究，对选矿工艺过程进行了不断优化和改进，见下表：矿样粒度 /目质量 /g质量比 /%品位 /%备注1#尾矿样+80 —80+120 —120+200 —200 总计49.5 34.2 39.7 726.77 850.175.82 4.02 4.67 85.49 10032.86 33.95 30.21 21.75 23.28（尾矿浓度42% —325目占50%）2#尾矿样+80 —80+120 —120+120 ——200 总计150.7 33.3 35.5 481 700.521.51 4.75 5.07 68.67 10036.37 35.16 30.01 22.57 26.51（尾矿浓度43.75% —325目占50%） 经过对尾矿原矿浆粒级粗略分析：粒级分布上—200目约75%；—80+200目约10%；+80目约15%；最大颗粒直径小于1mm.。 对尾矿原矿浆粒级组成进行了多次化验分析，—325目级别占总量的80%以上，赤泥粒级组成泥化含量较高。赤泥尾矿经过分级、细磨后全部进入磁选工序，在选别过程中，虽经调整，但是由于受泥化影响，铁精粉的品位仅达到36%—38，而且严重影响过滤效果，铁精粉含水量平均达到25.7%。 高梯度强磁矿物选别工艺流程 （1）赤泥提铁工艺过程。选厂赤泥提铁原料经铝厂排放管道泵送至选厂矿浆池，原矿浆稀释到设计浓度后，泵送至磨矿室进行分级、细磨，磨矿产品进入强磁机进行粗选，粗选尾矿再用强磁机进行扫选，两端精矿进入高效浓密机浓密，浓密后的产品进入过滤工序脱水，脱水后产品运转至精矿库。 (2)选厂对尾矿进行了半负荷、全负荷工业赤泥提铁试验，对工艺全过程各工序中生产参数、氧化铝赤泥原矿浆的含铁率在各工序中的含量进行了分析对比，对各工序中原矿浆的入料浓度分别进行了试验调整。重点对粗选、扫选生产过程中如何提高铁粉品位，对设备各种技术性能参数及工艺参数进行研究，见下表（表中数据均为百分比）：号原矿尾矿精粉精粉精粉精粉项目SiO2  Fe2O3  Al2O3SiO2  Fe2O3  Al2O3SiO2  Fe2O3  Al2O3水分铁回收率矿砂产率1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 平均值17.6     50     13.3 21.32    40.72  13.85 22.33    40.36  15.5 20.01    32.5   20.1 22.45    33.57  19.6 27.5     41.08  13 21.25    32.14  20.65 21.13    33.76  15.9 22.93    36.43  17.3 20.29    31.79  20.8 21.68    37.2   1729.66  35.36  14 25.09  31.45  20.4 19.81  37.86  18.75 25.33  28.25  20.3 28.7   25.18  18.9 32.06  25.43  19.9 22.69  28.93  20.9 22.21  27.5   21.75 25.33  26.007  21 27.86  23.57  23.2 25.9   29    19.99.05    56     9.5 10.35   58    10.8 7.14    56.05   8.4 12.12   59     12.8 8.68    60      9 7.5     58      9.4 8.81    59     11.1 11.33   60      8.7 9.33    61     10.5 10.57   62     10.2 9.48    58.91   10.424.4 28.6 22.9 23.5 23.5 27.6 26.8 24.4 28.8 28 25.850.63 0.5 0.41 0.19 0.23 0.39 0.17 0.32 0.49 0.41 0.370.48 0.23 0.14 0.11 0.18 0.41 0.08 0.17 0.29 0.21 0.23|    初次工业试验赤泥选铁全磁选工艺 通过全磁选工艺流程初次赤泥全磁选工业试验，铁精粉平均品位41%，而且在后期提高产量的情况下，铁精粉平均品位仅38%。产品含泥较多，直接影响精粉的过滤效果，精粉含水率平均为25.85%，没有达到流程的设计指标。 3    赤泥全磁选提铁工艺优化 经过初次赤泥全磁选选铁工业实验分析认为，赤泥粒级组成对磁选、过滤影响较大。为此，对进入粗选前布料器内的原料及扫选的尾矿进行了粒级分析，见下表： 通过对来料原矿浆粒级，分级细磨后矿浆粒级、扫选尾矿粒级分析化验，发现—325目微细颗粒占较大比例，影响SLon立环脉动高梯度强磁机的选别效果。将全磁选工艺进行了如下优化调整：粗细分级—抛细留粗—粗料细磨—强磁粗选—抛精留尾—粗尾再选—抛尾留精—精矿粗狂浓密—过滤脱水。 粒级 /目质量 /g质量比 /gTFe品位 /%备注布料器  +80 —80+120 —120+200 —200 总计90.0 50.0 40.5 290.2 470.719.12 10.62 8.6 61.65 100.0030.17 31.87 29.38 17.42  物料重量 浓度28.55%； 铁品位22.54%扫选尾矿+200 —200+325 —325 总计42.8 4.8 131.6 179.62.68 23.89 73.43 10020 19 17 18.6  物料重量 浓度12.69%； 铁品位18% 工艺优化后的效果 1.全磁选工艺优化调整 通过一个月的工业实验，产品铁精粉的选别指标见表（表中数据均为百分比）成分TFeSiO2FeOAl2O3Na2OCaO水分铁回收率含量41.239.480.3510.043.212.625.8537 2.旋流器分级抛细留粗优化 在磁选工艺中，由于部分矿浆泥化，使得矿浆的粘稠度增大，精矿产品中脉石矿物夹杂、包裹、吸附现象严重、降低了精矿浆质量，同时，增加了浓密机工作量，恶化了工作条件，使得颗粒在沉降过程中，速度过缓，并且，泥化的矿浆很难通过自然沉降使其下沉进行浓缩，这些都造成了矿浆返浆现象。 对超细泥化部分影响立环脉动高梯度强磁机的选别和铁精粉的过滤，对此进行了工序优化。磨前工序改为粗细分级—抛细留粗。将超细泥化部分直接进入尾矿池，不参加选别作业，粗粒级经细磨后进入下一道工序。 经过试生产，铁精粉的质量指标有了很大改善。其铁精粉的选别效果见下表（表中数据均为百分比）：成分TFeSiO2FeOAl2O3Na2OCaO水分铁回收率含量48100.3510.043.212.61837 工序优化后，经多次试生产试验，铁精粉的品位基本稳定在48%以上，最高可提高到52%，含水率稳定在18%以下，基本达到了工序优化的目的。 4   结论 (1)SLon立环脉动高梯度强磁机在赤泥提铁项目中选别效果比较好。该设备具有独特的磁介质结构，不易堵塞；依靠有效的脉动使颗粒选分过程中始终保持松散状态，能有效的消除非磁性颗粒的机械夹杂等现象，加之有效地调整液位、冲程、冲次、激磁电流等可操作性强的特点，选矿指标有了很大改善。最终铁精粉品位从38.00%提高到52%，提高了14个百分点。 (2)对尾矿原矿浆粒级组成进行了多次化验分析，赤泥粒级组成泥化部分含量较高。赤泥尾矿经过分级、细磨后全部进入磁选工艺，在选别过程中，虽经调整，但是由于受泥化影响，产品铁精粉的品位仅达到了36%—38%，而且严重影响产品过滤效果，产品铁精粉含水平均达到25.%，因而认为超细泥化部分直接影响立环脉动高梯度强磁机的选别效果，影响铁精粉的过滤效果。 (3)实施赤泥全磁选工艺优化后，理顺了设备流程、矿浆管线，使本来有害的尾矿成功的转化成了客观的经济效益，对赤泥废料合理利用并进行无害化处置具有特定的理论和实际意义。

使用氧化铝热力学数据库，对高铁赤泥炉料烧成过程中的相关化学反响进行热力学核算，并在此基础上，研讨烧成温度、烧成时刻、炉料配比等烧成工艺条件对高铁赤泥炉料烧成作用的影响。研讨结果表明：赤泥炉料的配钙量能够在较宽的规模内改变，并且在烧成过程中或许生成不溶盐类，导致熟猜中氧化铝的溶出率下降：延伸烧成时刻和添加配料铁酸钠含量均有利于烧结：高铁赤泥炉料的较佳配料是： 熟猜中Na=O·Fe203质量分数为10O／~12％，钙铁摩尔比为1．o~1．2：烧成工艺条件是：温度为l 000- 1 050℃，烧成时刻为30--40 min。在较佳配料和烧成工艺条件下，当熟猜中氧化铝含量为15％左右时，熟猜中AI203收回率可达85~／o~90％。     在我国湖南、广西和山西等地有必定储量的高铁中等档次铝土矿，这种矿石适合选用拜耳一烧结串联法来处理出产氧化铝。即先使用简略、经济的拜耳法收回矿石中大部分Al2O3，拜耳法所发生的高铁赤泥再选用烧结法处理，进一步收回其间的Al2O3，收回铝后的富铁渣可用做炼铁的质料。但迄今为止，用烧结法处理拜耳法高铁赤泥仍存在技能难题。尽管人们对拜耳法厂高铁赤泥的综合使用方面展开了很多的研讨，如用酸浸出赤泥制备聚合铁、聚硅酸铁和聚硅酸铁铝等无机高效絮凝剂，用高铁赤泥煤基直接焙烧复原收回金属铁[删以及用赤泥出产水泥等，但这些研讨大都尚处于试验或半工业试验阶段，且首要着眼于收回其间的铁和其他稀有金属，而对选用烧结法处理拜耳法高铁赤泥收回其间氧化铝的研讨甚少。赤泥烧结块的特点是铁酸钠和铁酸钙的含量高，而铝酸钠的含量很低，倾向于构成易熔共晶体。对这样的炉料，其烧成温度规模较窄，熔化温度不高，形成烧成困难。一起，若选用传统的苏打一石灰炉料烧结时会生成难溶的含Al2O3和Na20的三元化合物，下降碱和氧化铝的收回率。所以，高铁赤泥炉料烧成时需求配入更多的石灰，使炉猜中一部分氧化铁与石灰结组成铁酸钙(2CaO-Fe2O3或CaO·Fe2O3)，别的的氧化铁与苏打生成铁酸钠。本文作者使用氧化铝热力学数据库，对高铁赤泥炉料烧成过程中相关反响进行了热力学核算，经过试验研讨烧成温度、烧成时刻、炉料配比等对高铁赤泥炉料烧成后所得熟猜中氧化铝溶出率的影响，以期取得选用烧结法从高铁赤泥中收回氧化铝的较佳工艺条件。

本发明公开了一种赤泥中富集收回锆石的办法，其特征在于：将赤泥制浆，经过浮选，按重量计，在1000份浆料中参加由0.5-1.5份塔尔油，1-2份水玻璃，0.8-1.8份氧化白腊皂和0.5-1.8份油酸钠组成的浮选剂，混合均匀后在pH>12的介质中进行浮选，将锆石选出。本发明的浮选办法以及浮选剂的配比，特点是可在高碱度环境下进行浮选，其pH值大于12以上可以有用将锆石选出，将pH值进步到13—13.5，浮选作用最好。本发明的浮选剂正习惯赤泥的高碱度浆料，在浆料pH值不行时，还需要参加进步浆料pH值，以到达最好的浮选作用。经申请人实验，经过本浮选办法，可以选出赤泥中80%的锆石。

铁粉，尺寸小于1mm的铁的颗粒集合体。颜色：黑色。是粉末冶金的主要原料。按粒度，习惯上分为粗粉、中等粉、细粉、微细粉和超细粉五个等级。粒度为150～500μm范围内的颗粒组成的铁粉为粗粉，粒度在44～150μm为中等粉，10～44μm的为细粉，0.5～10μm的为极细粉，小于0.5μm的为超细粉。一般将能通过325目标准筛即粒度小于44μm的粉末称为亚筛粉，若要进行更高精度的筛分则只能用气流分级设备，但对于一些易氧化的铁粉则只能用JZDF氮气保护分级机来做。铁粉主要包括还原铁粉和雾化铁粉，它们由于不同的生产方式而得名。铁粉 纯的金属铁是银白色的，铁粉是黑色的，这是个光学问题，因为铁粉的比表面积小，没有固定的几何形状，而铁块的晶体结构呈几何形状，因而铁块吸收一部分可见光，将另一部分可见光镜面反射了出来，显出白色;铁粉没吸收完的光却被漫反射，能够进入人眼的可见光少，所以是黑色的。 铁粉的应用 粉末冶金工业中一种最重要的金属粉末。铁粉在粉末冶金生产中用量最大，其耗用量约占金属粉末总消耗量的85%左右。铁粉的主要市场是制造机械零件，其所需铁粉量约占铁粉总产量的80%。

（一）矿石性质     该矿矿床赋存标高266~620米，归于浸蚀结构低山区。金矿赋存于石英方解石脉中，围岩首要为安山质角熔岩，均比较安定，但沿矿脉发育的断层对矿体有必定的破坏性，矿体上下盘蚀变带是增大矿床挖掘贫化率的首要因素之一。 矿石中首要金属矿藏有银金矿、辉银矿、黄铁矿；其为黄铜矿、闪锌矿、方铅矿、硬锰矿、褐铁矿。     首要脉石矿藏有石英、方解石；其次为明矾石、冰长石、绢云母、绿泥石等。     银金矿：灰白色，他形颗粒，片状或细粒集合体，粒径0.01~0.03毫米，呈稀少浸染散布于石英颗粒空隙中。     金：呈天然金和硫化物状况，赋存于银金、天然金、针硫金矿中，黄铁矿中含微量金，以银金矿为主。     银：以天然元素和硫化物赋存于银金矿，天然银、辉银矿中，一般2~10克/吨，高的达46克/吨。     矿石以稀少浸染结构为主。银金矿、辉银矿、黄铁矿及其他金属硫化物呈细粒稀少浸染状，散布于脉石矿藏颗粒空隙中，也常见方解石脉，方解石石英脉，石英脉呈角砾状，块状结构。矿石结构类型首要为他形半自形晶，粒状嵌布结构、告知矿石结构。     （二）出产工艺流程    该厂选用全泥化，一段浸、逆流洗刷、锌丝置换工艺流程   [next]       1.碎矿。选用两段一闭路碎矿流程，给矿的最大粒度小于300毫米，在原矿仓顶设300×320毫米格筛。矿石经980×1240毫米槽式给矿机给入400×600毫米腭式破碎机粗碎。粗碎、细碎排矿由胶带运输机送往900×1800毫米振动筛筛分，筛上产品用胶带运输机回来ф900毫米中型圆锥破碎机细碎，筛下产品送粉矿仓。碎矿产品粒度为12~0毫米。     2.磨矿。选用两段全闭路流程。榜首段为MQY1500×3000毫米溢流型球磨机与FLC-1200毫米淹没式单螺旋分级机构成闭路，磨矿细度为75%-200目，处理原矿量3.5吨/时，利用系数0.465吨/米3时，分级机返砂比约96%.第二段磨矿规划为ф1200×2400毫米球磨机与ф200毫米旋流器构成闭路，但出产中未运用旋流器而用ф1200毫米分泥斗替代，磨矿细度85~90%-200目。分泥斗的溢流浓度约24%。     3.浸出。选用全泥化，一段浸出流程。贫液回来磨矿体系，并向球磨机加浸出，磨矿的浸出率在50%左右。二段磨矿分泥斗的溢流送到五台ф3500×3500毫米机械拌和槽浸出，浸出浓度约24%，化浓度0.037~0.042%，PH值10~11，浸出率87~93%。     4.洗刷。选用四段稠密机逆流洗刷。浸出完毕后的矿浆，先经ф9000毫米单层稠密机作榜首段洗刷，其溢流即贵液送置换作业。排矿用泵扬到ф9000毫米三层稠密机进行三段逆流洗刷，为了加快矿泥的沉降，需求加3#中性凝聚剂100克/吨左右，这样单层稠密机的排放浓度由30%提高到52%，一起使三层稠密机目标也得到改进，排矿浓度由30%提高到48%，使洗刷功率有明显提高。     5.置换。选用锌丝置换法，贫液经弄清。砂滤后送金柜进行置换。贵液池和贫液池容积均为115米3，锌的耗费量0.62公斤/吨。     6.熔炼。置换作业的产品金泥经酸洗、水洗、烘干、配料、用坩埚在37千瓦箱式电炉粗炼。渣送收回体系，经过腭式破碎机，对辊破碎，克己的ф900×900毫米球磨机磨矿，用摇床收回金并并回来熔炼。粗炼后的合质金再熔化水淬，用硝酸溶解银，溶解用铜板置换得海绵银，再经熔铸得银锭，纯度在98%以上。经硝酸除银后的渣再水洗、烘干，用坩埚在37千瓦箱式电炉中精粹，精粹温度1300℃，得到的合质金含金档次在60~80%。渣送收回体系。     7.污水处理。选用碱氯化法处理间设有加氯室和石灰乳制备室。三层稠密机的底流排入在二段砂泵站邻近，榜首段污水处理间设有加氯室和石灰乳制备室。三层稠密机的底流排入泵池，一起参加制备好的石灰乳，经过加氯机给入砂泵吸入管，经砂泵拌和，在运送过程中可生成酸盐，被送至第二污水处理间的拌和槽内，持续混给拌和，规划的拌和时刻为1小时。别的还设有加氯水机及通用离子计，以便及时测定水质，如发现不合格，可将拌和槽串联运用，持续加氯待查验合格后，排至砂泵池内，由泵扬送尾矿库。实践出产中，第二污水处理间的备用加氯点一向没有运用，一次加氯就达到了排放标准。该厂处理污水本钱为0.4元/米2左右。污水处理结果见下表。   赤卫沟金矿污水处理结果尾矿水排放水尾矿坝水材料耗费CN-（毫克/升）PH余Cl2（毫克/升）CN-（毫克/升）PHCN-（毫克/升）PH（公斤/吨）石灰（公斤/吨）116~176964~1500.04~0.087~10.50.0461.382.6      （三）技能经济目标     赤卫沟金矿的技能目标见下表，经济目标见下表。 赤卫沟金矿化厂技能目标编号处理量（吨/日是）原矿金档次（克/吨）渣金档次（克/米2）贵液金档次（克/米2）贫液金档次（克/米2）浸出率（%）洗刷率（%）置换率（%）化总收回率（%）1 2 3107 87 84.46.27 5.26 3.840.43 0.48 0.312.22 1.81 1.650.05 0.05 0.0493.1 90.8 91.998.07 97.47 97.2697.7 97.2 96.291.3 88.5 88.6   赤卫沟金矿化厂经济目标钢球（公斤/吨）白灰（公斤/吨）锌丝（公斤/吨）（公斤/吨）（公斤/吨）电耗（度/吨）水耗（米2/吨）污水本钱（米2/吨）化本钱（元/吨）2.26.50.671.381.6796.30.4023.82

废锡泥是投资锡的人较为关心的一个信息，特别是其产生和处理需要掌握。波峰焊锡炉内有较多锡泥，喷锡炉内有较多锡泥，清理出的锡渣也大部分是锡泥。客户制程：有铅喷锡（虽然RoHS已实行一年多，但很多喷锡板还是用有铅焊锡），焊锡Sn63Pb37,喷锡炉为正升垂直喷锡炉，锡炉温度：245度；废锡泥的产生多半是因为制作过程中的许多不合理的因素而产生的，废锡泥虽然会造成的污染不是很严重，但是如果能够合理的利用其价值也是十分巨大的。图片如下，废锡泥：  锡渣：  如果你想更多的了解废锡泥等其他信息，你可以登陆上海有色网锡专区进行查询。 

研讨廉价复合脱硫剂的硫化反响机理与反响动力学特性，进步钙基材料的最佳脱硫温度和运用率，探寻有用的脱硫剂材料，是动力运用与环境范畴亟待解决的课题之一．赤泥是由铝土矿制作氧化铝过程中产出的工业废渣，含有丰厚的CaO．前期的研讨口 标明，赤泥同石灰石相同，具有必定的脱硫功能．    煤是我国蕴藏最丰厚和运用极广的化石动力，其直接焚烧发生的SO 是污染空气和构成酸雨的首要物质之一．石灰石资源丰厚，廉价易得，已成为操控燃煤SO 排放的首要钙基材料，但受材料成分和内部结构的约束，大部分脱硫剂都存在气窒息和高温烧结等现象，然后使其最佳脱硫温度和钙运用率偏低．选用参加化学添加剂或催化剂的办法虽能改进脱硫剂的温度特性，进步运用率 ，但使脱硫剂本钱大大进步，然后约束了焚烧脱硫技能的快速开展．研讨廉价复合脱硫剂的硫化反响机理与反响动力学特性，进步钙基材料的最佳脱硫温度和运用率，探寻有用的脱硫剂材料，是动力运用与环境范畴亟待解决的课题之一．赤泥是由铝土矿制作氧化铝过程中产出的工业废渣，含有丰厚的CaO．前期的研讨口 标明，赤泥同石灰石相同，具有必定的脱硫功能．           我国的赤泥资源比较丰厚，但现在这些赤泥多被堆积，假如作为固硫剂运用，可以使两种对环境非常有害的废弃物得以中和，特别是含碱赤泥，原有的碱性及水硬性得以削弱或消除，到达以废治废的意图．本试验对赤泥的脱硫功能及其动力学参数进行研讨，并与石灰石的脱硫功能进行比较；一起选用压仪和SEM，比较赤泥和石灰石结构的差异以及脱硫剂结构对脱硫功能的影响，讨论其固硫机理，以便对赤泥进行改性，为其替代石灰石用作燃煤固硫剂供给理论依据．

铝泥是出产铬盐过程中数量较大的首要废渣之一，是碱性液加硫酸生成母液中和除铝过程中的首要产品，含有２０％左右的铝和３０％左右的铬以及硅和铁等，并伴有其他一些杂质。 　　铝泥中适当数量的铬以剧毒的六价铬的方式存在，对周边生态环境会形成严重危害。

日前，记者从辽宁北票盛隆粉末有限公司了解到，该公司用高科技把普通铁精粉加工成还原铁精粉，使普通铁精粉成为身价倍增的高附加值产品。目前，还原铁粉的国内市场价格为每吨4800元-18000元。（据2006年6月26日报道，国内部分地区铁精粉采购价格分别为承德580-590（含税）元/t、霍邱660-670（含税）元/t 、本溪510-520 (含税)元/t ）         北票盛隆粉末冶金有限公司前身是生产普通铁精粉的北票铁矿。2000年，该公司依托当地丰富的铁矿资源和自己较强的采矿、选矿生产能力，引进和采用乌克兰先进技术，并积极与国内科研院所开展技术合作，实现了初级资源型企业向高新技术企业的转型，开发出了还原铁粉、铝镍合金粉等一系列附加值较高的冶金新产品。2002年，该公司开始生产还原铁粉，目前已达到9000吨的年生产能力，产品主要供给“珠三角”和“长三角”地区的零部件制造企业，同时出口日本等国家和地区。    据了解，还原铁粉是用高科技把含铁量66%以上的普通铁精粉，经过加工成海绵铁、粉碎、磁选、两次还原、筛分等工序提纯，使其变成含铁量达到99%以上的纯铁粉，粒度可达到100-500网目。还原铁粉可用于汽车零部件制造、家电零部件制造、金刚石工具、钢结硬质合金以及高端电子产品软磁性材料等领域；用还原铁粉制成的各种零部件，能够做到无机械切削加工或极小量机械切削加工的特点，使下游各类制造业节约能源和原材料，降低生产成本。 来源:世纪金山网

我国经济开展快速，导致对钢铁产品的需求巨大。铁矿石作为炼铁的质料，其分选技能的开展直接关系到铁矿石质料的使用水平。跟着简单选的矿石一天天削减，关于小储量难选的矿石的开发使用显得日益重要。 某铁矿石的档次为46.16％，首要含铁矿藏为磁铁矿和赤褐铁矿，有害元素硫含量比较高，选用单一的磁选办法处理，其间弱磁性的赤褐铁矿无法有用的使用。本研讨针对该矿的性质，选用磨矿-弱磁选-强磁粗选，粗精矿细磨精选-摇床扫选的工艺流程处理，能够取得铁矿档次和铁回收率别离为：64.73％和16.51％的磁铁矿精矿、及铁档次和铁回收率别离为56.51％和46.58％的赤褐铁精矿，两种铁精矿硫含量均不超支。 一．矿石的性质 原矿化学多元素分析和铁物相分析成果别离见下表1和表2。由表1和表2可得知，原矿中铁首要是以磁铁矿和赤褐铁矿（多为赤褐铁矿）方式存在，其他为少数碳酸铁和黄铁矿。依据表1，原矿有害元素磷和砷含量不高，均低于0.10％，但硫偏高为0.36％；依据表2数据，原矿硫化铁的铁档次很低为0.045％，故原矿中硫不是来源于硫化铁。原矿光谱分析成果表明，原矿的含量较高为0.40％；因而，原矿中的大部分硫或许来自脉石矿藏重晶石（BaSO4）。显着，该种硫能够通过物理选矿办法去除。 二．实验研讨及成果 1、原矿磨矿细度实验原矿碎至2mm以下，挑选磁选管磁感应强度0.15T，进行磨矿细度实验，成果见下图1。由图1可知，随磨矿细度进步，弱磁选铁精矿的铁档次坩加，而铁回收率减小；这是因为原矿磨矿粒度越细，铁矿藏解离越充沛。考虑到出产实践的可行性，磨矿细度为-0.074mm占90％，对应弱磁铁精矿的铁档次到达65.71％ 。 2、原矿弱磁选实验磨矿细度为-0.074mm占90％，铁精矿目标随弱磁选的磁感应强度改动见图2。可见，随磁感应强度进步，铁精矿档次下降，铁精矿收率上升。首要考虑铁精矿的铁档次目标，原矿弱磁选的磁感应强度挑选0.15T为宜。 3、原矿弱磁选尾矿强磁选实验由表2铁物相分析成果，原矿中赤褐铁矿的铁散布率占总铁的75.65％；因而，对该类铁矿藏的有用分选是完成原矿有用分选的关键因素。对该类型铁矿藏，使用SLon-100周期式脉动髙梯度永磁筒式磁选机，固定脉动冲程6mm和冲次200r/min，挑选2 mm棒磁介质，改动布景磁感应强度，进行脉动高梯度磁选实验，成果见图3。可见，随感应场强度进步，铁精矿的铁档次下降，超越0.8T，铁档次下降显着，而铁回收率趋于稳定值；显着，原矿高梯度磁选的磁感应强度，宜挑选0.8T。此刻，取得铁精矿的铁档次为49.87％，铁回收率60.90％。因而，原矿经弱磁选除掉强磁性的磁铁矿后，离梯度磁选仅能得到铁档次约50％的铁精矿；对该铁精矿的显微镜现察发现，其铁档次不高的首要原因，是因为存在很多连生体。一起，这一实验成果表明原矿中的磁铁矿和赤褐铁矿具有不同的单体解离度。 4、高梯度强磁粗精矿细磨精选实验为了取得更高铁档次的赤褐铁精矿，对前面高梯度磁选的粗铁精矿（细度为-0.074mm占91.37％）进行细磨精选实验研讨，成果见下图4所显现。本实验的操作条件挑选脉动冲程6mm，脉动冲次200r/min，2mm棒介质及磁感应强度0.8t。 跟上图4，随磨矿细度进步，铁精矿档次和铁回收率上升的起伏显着变缓，而铁回收率显着下降。因而粗精矿细磨粒度宜控制在-0.074mm占97％左右适合。此刻铁精矿的铁档次由49.87％进步至55.86％，铁回收率为39.95％。对铁精选的铁精矿，显微镜调查发现铁矿藏已根本完成单体解离。 因而，对髙梯度磁选粗选得到的粗精矿，进行细磨精选，能够显着地进步铁精矿的目标。为了进一步进步髙梯度磁选的精选目标，探究出最佳操作条件，对粗稍矿細磨精选作业进行条件优化实验，成果见下表3。由表3成果能够得出如下两点定论：一是为保证精选作业铁回收率，精选的磁感应强度不能太低；而是2mm棒介质的作业回收率高于3 mm棒介质，虽然后者的铁精矿档次略高。精选作业的操作条件宜挑选磁感应强度0.8T和2mm棒介质。 5、高梯度强磁精矿尾矿重选实验 由上表3可见，高梯度精选作业的尾矿铁档次扔然比较高，直接作为尾矿丢掉将严重影响总铁回收率；因而，为探究进一歩进步总铁回收率的或许性，对最佳高梯度精选操作条件得到的铁尾矿进行摇床扫选实验。实验成果表明，对高梯度精选的铁尾矿扫选；可取得扫选铁精矿的铁档次和铁冋收率别离为52.76％和3.58％的技能目标，作用较显着。 三．引荐工艺流程与连选实验成果 1、工艺流程为验证以上实验在出产实践中的可行性，选用上述各条件实验断定的最佳操作参数，对原矿进行连选实验，实验流程见图5。实验成果见表4。连选实验中，高梯度磁选粗选和精选验均选用2mm棒介质。由表4可知，原矿通过图5工艺流程处理，取得了铁档次和铁回收率别离为64.73％和16.51％的磁铁矿精矿、及铁档次和铁回收率别离为56.51％和46.58％的赤褐铁精矿。两种铁精矿的分析成果表明，原矿通过上述流程处理后，铁精矿硫、磷和砷含量别离为0.18％、0.1％和0.006％，赤褐铁精矿硫、磷和砷含量别离为0.20％、0.04％、和0.006％，而一级铁精矿中硫、磷和砷的含量要求低于0.6％、0.05％和0.05％，因而该铁精矿有害元素均不超支；这一成果一方面证明晰前面分析的正确性，另一方面说明晰该工艺流程的实践可行性。该工艺流程为同类型铁矿石的分选供给了一种可行途径。

随着高品质和易选的铁矿资源逐渐减少，尤其是我国钢铁工业的快速发展已凸显铁矿资源极度紧张，因此赤、褐铁矿的高效选矿技术已逐渐成为研究的主要方向，近几年已取得明显的进步。由于近年来进口铁矿石价格不断上涨，造成钢铁企业铁矿石供应紧张，生产成本大幅上涨，严重地制约了钢铁生产企业的可持续发展。为有效地解决铁矿石资源问题，各大钢铁企业都在寻求新的铁矿资源，以前难选、利用率较低的赤、褐铁矿资源，现已成为关注的焦点。目前，赤、褐铁矿主要用重力选矿、磁化焙烧－磁选联合、磁选－浮选联合等方法处理。对于细粒弱磁性赤、褐铁矿，国外则以絮凝－磁选工艺选别，获得了较高的分选效率和选别指标。山西某赤、褐铁矿嵌布粒度很细，呈胶结物状与粘土矿物胶结在一起，单体解离困难，利用单－磁选和浮选等工艺流程都无法达到理想的指标。采用镜铁矿配矿，有利于强化磨矿与擦洗，具有明显的作用，可获得铁品位60.15%，回收率52.28%的良好技术指标。     一、矿石性质     试验所用矿样由山西某公司提供，对该矿样多元素化学分析，结果见表1，原矿中铁物相分析结果见表2。 表1  原矿多元素化学分析结果元素TFeFe2O3SiO2Al2O3K2OCaOMgOTiO2含量41.8059.7111.3822.600.0600.5140.1280.51元素MnOP2O5SO3ZnOSrOY2O3BaO含量0.3642.3500.5140.1091.0870.0160.098 表2  原矿铁物相分析结果铁物相赤、褐铁矿碳酸铁硫化铁硅酸铁全铁铁含量41.210.220.020.2041.65铁分布率98.940.530.050.48100.00     从表1可知，矿石中的主要成分是Fe2O3，A12O3，SiO2，TFe含量为41.80%。矿石中Al和Si的含量高，尤其是A12O3 22.60%。少量的磷（P2O5）和SrO2，微量的K2O，CaO，MgO，TiO2，MnO和S。需选矿排除的物质是Al2O3，SiO2，P2O5。     从表2可知，矿样中不含强磁性铁，铁主要是以赤、褐铁矿形式存在，其分布率占98.94%，少量是以黄铁矿、碳酸盐及硅酸盐的形式存在。理论上分析认为，用强磁选和高梯度磁选，回收率应在80%以上。实际上，由于赤、褐铁矿嵌布粒度太细，与脉石矿物共生关系复杂，试验中回收率会受到很大影响。     原矿工艺矿物学研究表明，主要金属矿物为褐铁矿和赤铁矿；脉石矿物主要为高岭石、云母、菱铭矿、胶磷矿等。铁矿物按粒度分为两部分，其中大部分铁矿物嵌布粒度细，一般在6一巧林m，呈胶结物状将赤铁矿与铝土矿或粘土矿物集合体胶结在一起，见图l（照片中亮的颗粒为赤铁矿）。该类矿石单体解离困难，铁矿物含量30％～35%，用常规的单一磁选和浮选工艺很难将其选别出来。另少部分铁矿物嵌布粒度较粗，一般在74～362林m。铁矿物和粘土矿物、铝土矿接触边缘凹凸不平，部分赤铁矿内含10林m以下的脉石矿物，见图2。这部分赤、褐铁矿由于颗粒较大，相对来讲，单体解离容易，夹杂嵌布粒度细的铁矿物则会影响最终精矿品位和回收率。图1  呈胶结物状分布的赤铁矿 照片中亮的颗粒为赤铁矿图2  与铝土矿接触边缘凹凸不平的赤铁矿 照片中亮的颗粒为赤铁矿，颗粒0.486～0.1862mm； 白箭头指空洞，铝土矿为0.0528～0.092mm（黑箭头所指矿物）     二、试验方案的制订     工艺矿物学研究结果表明，大部分赤、褐铁矿嵌布粒度很细，与脉石矿物胶结在一起。部分赤铁矿内含10μm以下的脉石矿物，粘土矿物内部总是含有微细粒级的赤铁矿。磨到－45μm，铁矿物难以完全解离。利用重选、磁选和浮选工艺都不能达到理想的铁精矿品位和回收率，并且尾矿的品位较高。为此，根据原矿性质的特点，拟采用掺入其它矿石进行配矿，再进行摇床分选，以达到提高铁品位和回收率的目的。     三、选别方案试验     （一）掺入灰石、长石试验     采用硬度大的硅酸盐灰石和长石对该赤、褐铁矿进行配矿，强化选择性磨矿与擦洗作用，提高精矿品位。将原矿与灰石、长石分别以7∶1和6∶1的比列混合配矿，采用XMB－70型三辊四筒磨矿机进行球磨，分别球磨6min和8min，磨矿浓度60%，将磨矿产物中－0.097mm (160目）进行摇床试验。摇床条件：横向坡度0.5°，冲洗水216kg/h，冲程16mm，冲次320 r/min。试验结果见表3。 表3  掺入灰石、长石摇床粗选试验结果  ％掺入矿石种类产物名称产率品位回收率灰石精矿11.1456.7017.33中矿45.1529.8336.96尾矿43.7138.1045.71原矿100.0036.44100.00长石精矿12.7455.1419.68中矿40.8228.0532.07尾矿46.4437.0948.25原矿100.0035.70100.00     从表3可知，原矿掺入灰石和长石进行摇床试验，铁精矿品位分别为56.70%和55.14%，但产率和回收率极低，只有11.14%，12.74%和17.33%，19.68%，而尾矿的产率和回收率较高。其原因是原矿中嵌布粒度细的铁矿物和脉石矿物共生关系复杂，掺入灰石和长石后仍然无法回收，同脉石矿物一起损失在尾矿中。     为进一步提高精矿品位，将掺入长石矿物的摇床精矿再进行一次摇床分选。摇床条件：冲洗水288kg/h，其它条件不变。试验结果见表4。 表4  掺入长石摇床精选试验结果  ％产物名称产率品位回收率精矿35.5660.3738.92中矿63.8152.4660.67尾矿0.6332.460.41给矿100.0055.14100.00     从表4可看出，经过两次摇床分选后，精矿的品位达60.37%，作业回收率和产率分别为38.92%，35.56％，对原矿仅有7.66％和4.53％，选矿效果不理想。显然对于该矿采用掺人灰石和长石配矿工艺是行不通的。     （二）掺入镜铁矿试验     镜铁矿矿石矿物组成较单一，矿石磨至－0.074mm时，90%左右单体解离。目的矿物为镜铁矿（赤铁矿中结晶程度高的变种），一般粒度在0.074～0.135 mm之间，属易选矿石。     1、摇床试验     将原矿与镜铁矿以5∶2的比例混合进行配矿，镜铁矿原矿品位44.60%，配矿后理论品位为42.60%。磨矿8min，磨矿细度－0.097mm (160目）占83.67％。将－0.15mm产物进行摇床试验，摇床条件同3.1。试验结果见表5。 表5  掺入镜铁矿摇床试验结果  ％产物名称产率品位回收率精矿22.4761.7932.68中矿44.6734.4736.24尾矿32.8640.1931.08原矿100.0042.49100.00     从表5可知，在原矿中掺入镜铁矿进行摇床试验，可获得铁精矿品位61.79%，回收率32.68%的良好技术指标。     2、条件试验     （1）不同配矿比试验。将原矿与镜铁矿进行配矿，配比分别为3∶1，4∶1，5∶1，6∶1，磨矿浓度60%，磨矿7min，磨矿细度为－0.097mm占85.41%，将－0.15mm产物进行摇床试验，摇床条件同3.2.1，在此条件下床面精矿产物分带变宽。试验结果见表6。 表6  不同配矿比例摇床试验结果  ％配比产物名称产率品位回收率3∶1精矿23.1859.8632.73中矿43.9633.6334.88尾矿32.8641.7932.39原矿100.0042.39100.004∶1精矿22.4458.3430.99中矿42.2934.5734.61尾矿35.2741.1934.40原矿100.0042.24100.005∶1精矿20.5357.1327.83中矿41.6235.0134.58尾矿37.8541.8537.59原矿100.0042.14100.006∶1精矿19.7457.1526.82中矿42.6235.6136.07尾矿37.6441.4837.11原矿100.0042.07100.00     从表6可知，镜铁矿的配比越高，获得的精矿品位和回收率也越高。配比为3:1时，品位和回收率达到了59.86%和32.73%。     （2）不同磨矿细度试验。按原矿与镜铁矿的配比4：1进行不同磨矿细度试验，磨矿浓度60%。不同磨矿时间的磨矿细度结果见表7。 表7  磨矿时间与磨矿细度关系磨矿时间/min－160目通过率/%574.15679.54785.41889.41992.64     从表7可见，随着磨矿时间增加，磨矿细度也随之增加。但7min之后增加缓慢，且磨矿时间越长矿石容易产生过粉碎，影响选矿指标。 将磨矿产物中－0.15mm进行摇床试验，试验结果见表8。 表8  不同磨矿细度摇床试验结果磨矿细度 （－160目）产物名称产率品位回收率74.15精矿29.7255.5639.09中矿40.9533.4632.44尾矿29.3341.0028.47原矿100.0042.24100.0079.54精矿27.0957.0836.61中矿41.6933.4132.97尾矿32.2241.0731.33原矿100.0042.24100.0085.41精矿25.1357.5834.26中矿41.9733.6433.45尾矿32.9041.7232.49原矿100.0042.24100.0089.41精矿23.0657.9731.65中矿42.2033.9033.87尾矿34.7441.9334.48原矿100.0042.24100.0092.64精矿18.6859.4626.30中矿44.1136.0037.59尾矿37.2140.9936.11原矿100.0042.24100.00     从表8可知，随着磨矿细度的增加，精矿的品位逐渐变高，但回收率逐渐降低。综合考虑，选择磨矿细度为－0.097mm 85.41%，精矿品位和回收率达到57.58％和34.26％。 从上述试验可知，原矿与镜铁矿的配比为5∶2时，所得的铁精矿品位较高，且回收率也较大。原因是镜铁矿硬度大，可以更好地起到擦洗作用，使矿石单体解离度和回收率提高，因此选择原矿与镜铁矿的配比为5∶2进行流程试验。     3、流程试验     将配好的矿石磨至－0.097mm占85.41%，首先进行摇床粗选条件试验，条件同3.2.1，对摇床最佳条件所得粗精矿进行精选，精选尾矿返回粗选。试验流程见图3，试验结果见表9。图3  摇床粗选－精选流程 表9  摇床粗选－精选试验结果产物名称产率品位回收率精矿36.9360.1552.28尾矿63.0732.1547.72原矿100.0042.49100.00     从表9结果可知，混合矿经过摇床粗选，粗选精矿再经摇床精选一次，铁精矿品位60.15%，回收率52.28%，回收率较其他方案有较大幅度的提高。     四、结论     通过对山西某赤、褐铁矿进行矿物工艺学研究及配矿试验结果表明，该矿石嵌布粒度很细，呈胶结物状与粘土矿物胶结在一起，磨至－45μm，矿石仍不能单体解离完全，属极难选矿石。采用单一磁选和浮选等工艺流程都无法达到理想的指标。采用硅酸盐灰石和长石矿石对该赤、褐铁矿进行配矿强化选择性磨矿与擦洗作用，选矿指标仍不理想，精矿品位和回收率较低，同时也降低原矿的入选铁品位。     采用镜铁矿配矿，有利于强化磨矿与擦洗，具有明显的作用，可获得有意义的选矿指标。镜铁矿与赤、褐铁矿比例为2∶5时，磨矿细度－0.097mm占85.41％，摇床一次粗选、一次精选，能达到铁精矿品位60.15%，回收率52.28%的较好指标，为该铁矿资源的开发提供了技术依据，并对其它类似铁矿的开发利用具有借鉴和参考价值。

凹山选矿厂采用三段一闭路破碎系统和两段全闭路磨矿系统以及弱磁－强磁选别工艺（图3）。选厂1998年主要生产指标见表1。图3 凹山选厂选矿流程                                       表1 1998年选厂生产指标产品名称产量/万t产率/%品位/%回收率/%原 矿502.89100.0029.12100.00精 矿181.2336.0463.8679.02尾 矿321.6763.969.5520.98        所产铁精矿中V2O5为0.3%，品位较低，供冶炼钢提钒用。近年来铁精矿产率30.64%，TFe64.09%，铁回收率79.82%，尾矿TFe9.23%，原矿TFe26.04%，铁精矿中V2O5仍为0.3%左右。

流程由6道工序组成：铋矿的浸出与复原；铁粉置换沉积海绵铋；氧化再生；海绵铋熔铸粗铋；粗铋火法精练；铋浸出渣中有价金属的选矿收回。浸出进程的首要反响如下：浸出液经加铋矿复原，使溶液中残存的三价铁复原为二价。加铁粉，沉积出海绵铋，经过氧化，再生三价铁。 此法在工艺上比较老练，铋的浸出率高（渣计98%～98.5%），综合利用好，污染较小，为进步铋资源的综合利用供给了一种有用的途径。但此工艺材料耗费比较高，1t海绵铋耗用工业1.5～1.8t，氧气0.4～0.5t，铁粉0.5～0.6t。因为选用铁粉置换和再生技能，铁和氯离子在溶液中的堆集不容忽视，废液排放量大，浸出液中因为离子浓度相对较高，黏度较大，渣的过滤和洗刷较为困难。工艺流程见图1。图1  铋锡中矿浸出－铁粉置换提铋工艺流程图

近年来，随着钢铁工业的迅速发展和生产规模的不断扩大，在钢铁冶金生产中产生的含铁粉矿也随之迅速增长。主要包括烧结粉尘、高炉粉尘及尘泥、转炉粉尘、电炉粉尘、轧钢皮及尘泥等，这些粉矿的含铁量比较高，是一种可循环再利用的宝贵资源。此外，金属矿在开采过程中也会产生粉矿，对这些含铁粉矿资源的再次利用，具有重要意义，因此有很多球团厂和钢铁企业均对如何利用含铁粉矿进行了深入的研究[1-2]。 在含铁粉矿利用过程中，还存在以下主要问题：①生产出来的球团抗压力太低，满足不了球团进入高炉冶炼的要求。②制备工艺过程中的粘结剂对原材料要求高，含铁矿粉本身来源复杂，严格要求是不可能的，甚至有的粘结剂还要求原料中要加入一定量的含铁90%以上的金属粉才能固化，这就失去了利用矿粉的意义。③球团的固化时间太长，有的需要几十个小时固化时间、或几十天的养护才能产生抗压力，没办法实现批量生产。 本研究拟开发一种简单可靠、适应性广的球团生产工艺，并具有设备简单、投资少、生产成本低、便于操作等优点；要实现这一目标，首先粘结剂的烘干温度要低，加热时间要短，能源消耗要少，不污染环境，所以首先研制了新型粘结剂。已有不少关于球团用粘结剂的研究[3-6]，在前人研究的基础上，对粘结剂进行了进一步深入研究，获得了新的无机、有机复合粘结剂，以此为基础，对加热固化制度工艺也进行了研究，并探索了粘结剂的合适加入量及粘结剂对不同矿粉原料的适应性，以获得能用于实际工业生产的含铁粉矿的球团化制备工艺。 一、试验条件与方法 （一）原材料 1、粘结剂，采用自制无机有机复合粘结剂(简称粘结剂)。 2、含铁粉矿，来自攀枝花某企业，其化学组成见表1。（二）试验过程 每次称取含铁粉矿原料500g，试验采用人工配料混合，试样加压成型是在万能压力试验机上进行。加压成型压力为30000N/个，每个球团用料30g，直径为25mm。粉矿加压成型后放在加热炉中进行烘干固结，最后测其径向抗压力。其径向抗压力与实际工业生产中对辊压块法生产的椭圆球团两端点间的力更接近，所以在试验中，都是采用的测试试样的径向抗压力。试验过程如图1所示。 （三）抗压力测试 试样为直径25mm，高20mm的圆柱体，每种条件下制作5个试样进行抗压力测试，去掉最高、最低值，取其余3个值的平均值作为该条件下的抗压力值。 （四）所用仪器与设备 加压设备为YE-30型液压式压力试验机，烘干设备为TMF-4-3型陶瓷纤维高温炉，抗压力检测设备为CMT5105型微机控制电子万能试验机。二、试验结果与分析 （一）加热固化制度对球团抗压力的影响 所用粘结剂要在加热条件下才能固化，因此加热固化制度是球团制备重要的工艺参数之一。通过查阅文献，采用自制的无机有机复合粘结剂，首先在固定12%粘结剂用量的条件下，通过改变加热固化温度，进行试验，其固化温度对球团抗压力影响的试验结果见表2。从表2可见，将试样从室温直接加热到加热固化温度并保温1h的条件下，加热固化温度从300，400，500℃，变化到800℃的过程中，试样的径向抗压力是依次增大的，在500℃时达到最大值。当温度800℃时，径向抗压力反而降低了。所以采用500℃为此工艺较合适的加热温度。通过查阅文献，当球团试样加热到500℃左右时，球团试样中的粘土失去结构水，粘土变成了死粘土，相当于常见的泥通过烧制变成了砖瓦，从而表现出球团抗压力的提高。不仅如此，粘土向死粘土的转化，可使球团在雨水作用的条件下不会散开，而保持其力，有利于球团生产后的储存和运输，这对大批量生产球团的企业非常重要。 试验过程中，发现水分对粘结剂的固化作用产生影响，所以设计了在加热固化过程中的一个除水的过程，在105℃时保温0.5h，以除去试样中的水分(表3)。 从表3可见，在105℃保温0.5h后，球团试样的径向抗压力明显提高。在105℃保温0.5h，可以除去球团试样中的水分，防止了水分对粘结剂的固化作用产生影响，所以抗压力就提高了。综上，加热固化温度从300，400，500℃，变化到800℃的过程中，试样的径向抗压力在500℃时均达到最大值。所以选定的最佳加热固化制度是球团在加热固化过程中先从室温升至105℃，让其在此保温0.5h后，再连续升温到500℃并保温1h。 （二）粘结剂加入量对抗压力的影响 在球团化的制备工艺中，球团抗压力的产生主要来源于粘结剂的固化作用，所以粘结剂的加入量的多少，直接影响到球团整体性能，也是进行工业化生产过程中，生产成本的主要部分。用相同的加热固化工艺，采用不同的粘结剂加入量，进行了试验，试验结果见表4。从表4可见，随着粘结剂加入量的增加，球团试样的径向抗压力会相应提高。当粘结剂用量为12%时径向抗压力过到最大值。继续增加粘结剂的用量，当增加到14%时径向抗压力反而有所降低。在球团中，径向抗压力的产生主来源于粘结剂在加热固化过程中形成的粘结膜。所以当粘结剂用量增加，形成的粘结膜球团的数量也会相应增加，球团的抗压力会提高。但当粘结剂用量达到14%时，粘结剂的量早已达到饱和状态，多的粘结剂无法再继续形成粘结膜，反而增加了球团中的水分，影响了粘结剂的加热固化效果，导致其抗压力下降。在粘结剂的加入量为12%，先在105℃时保温0.5h，再连续升温到500℃并保温1h的条件下，在攀枝花某企业进行了球团中试生产试验，并用所生产的球团进行了转鼓指数测定，发现大部分转鼓指数在67%左右，最高的可达90%。 （三）不同粉矿条件下的抗压力 为了验证此球团化制备工艺的普适性，选用了3种不同的粉矿原料进行试验。①原料1。高铁粉36%，中加粉40%，转炉污泥24%，含铁量50.81%。②原料2。泥矿20%，中加粉30%，高铁粉30%，铁精矿20%，含铁量52.31%。③原料3。泥矿10%，中加粉50%，高铁粉40%，含铁量50.89%。 按粘结剂加入量为12%，烘干制度采用先在105℃时保温0.5h，再连续升温到500℃并保温1h的工艺方案，对以上3种不同的粉矿原料进行试验，结果见表5。从表4可见，3个不同的原料配比，按此工艺，其球团试样的径向抗压力最低为1.4153 kN，达到了使用的要求。该工艺对粉矿原料没有特别的要求，具有普适性，有很广的应用前景。 通过对加热固化制度、粘结剂的加入量对含铁粉矿球团化力的影响试验，找到了一套合适的制备工艺。此制备工艺生产的球团径向抗压力较高，能满足进入高炉冶炼的要求；此制备工艺对含铁粉矿的原料没有严格的要求，具有普适性；在此工艺中，固化时间为2h左右，生产周期短，适合企业实现批量生产；为解决目前球团生产中存在的主要问题奠定了基础。 三、结论 （一）试验研究表明，球团在加热固化过程中，先在105℃时保温0.5h，除去球团中的水分，再连续升温到500℃并保温1h的工艺方案，所生产的成品球团径向抗压力可从1.5731 kN提高到1.9122kN，成品球团还能抗水，便于工厂保存和运输。 （二）当粘结剂的用量在12%时，所制备的球团径向抗压力最大达到1.9122 kN，能满足高炉冶炼的要求。 （三）通过对不同含铁粉矿的试验研究表明，此工艺对粉矿原料没有特别的要求，具有普适性。 参考文献 [1] 甘勤．攀钢含铁尘泥的利用现状及发展方向[J]．金属矿山，2003(2)：62-64． [2] 田昊，马晓春．烧结除尘灰混合炼钢污泥喷浆的工艺设计与应用[J]．烧结球团，2005(4)：34-36． [3] Eisele T C，Kawatra S K.A review of binders in iron orepelletization[J]．Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review，2003，24(1)：90-98． [4] 刘新兵，杜烨．含有机粘结剂人工钠化膨润土在球团生产中的应用[J]．烧结球团，2003，28(6)：47-50． [5] 李宏煦，姜涛，邱冠周，等．铁矿球团有机粘结剂的分子构型及选择判据[J]．中南工业大学学报，2000，31(1)：17-20． [6] 杨永斌．有机粘结剂替代膨润土制备氧化球团[J]．中南大学学报：自然科学版，2007，38(5)：851-857．

由于近几年我国钢铁原料----铁精粉价格的攀升，河沙选铁的利润大幅度提高，专用机械----河沙选铁船、磁选机等系列选矿设备得以在全国范围内大面积推广。 中科公司生产的河沙铁粉提取磁选机有实际的应用效果。 这些选矿设备大致的工作原理为：通过磁选机将河沙中的磁性铁选出来。下面就具有代表性的设备--挖沙选铁船的构造、原理以及操作规程简介如下： 挖沙选铁船由浮体、链斗挖沙系统、筛分系统、磁选系统、尾沙排除系统、动力系统组成。 首先，河道里有水，我们的选矿设备必须要浮在水面上工作，因此我们用3.5-4毫米的钢板做成了浮体，根据挖沙深度的不同，浮体的宽度和长度都有相应的尺寸要求，一般宽度在1.5-2米之间，长度在16-32米之间。 另外，我们为了增加船的稳定性，两个浮体之间间隔了一定的距离，一般为1.5米左右。顾名思义，这套选矿设备的上料系统是链斗式的挖沙系统，河沙由链斗提上来以后，因为有大小不一的石子，为了保护磁选机的安全，必须经过筛分系统。根据河道的环境不同，一般来说，石子比较少、直径比较小的河道用自震式比较好，维修方便，节省动力(约3KW)。而石子很多，直径又比较大的河道就要用滚筒式的筛子了。经过筛分后的石子一般直接流入河道，如果有经济价值也可由传送带输送到岸上出售;河沙转入磁选系统。磁选系统主要是磁选机和水洗精选系统。 磁选机的磁表强度一般要达到3800-4500高斯，规格为750*2200-2400，这样配套才能达到90%的净选率。水洗的作用是提高毛铁粉的品位，一般可在30-45之间自由调节。尾沙排除系统的作用是将选去铁粉的尾沙排到远离本机械的地方，以保证本机械能正常的工作。一般有自流式、传送带式、抽沙泵式三种形式当然这也是根据河道的具体环境来定的。

  铜阳极泥是什么？因为在电解池里阳极发生氧化反应，所以 金属 性越强的话，越容易发生氧化反应，所以说，是 金属 活动性强的东西（zn,al等）先反应，然后等那些粗铜里面的杂质反应完了以后，在开始反应铜，形成铜离子，铜离子再到阴极上形成精铜。等到铜全部反应完的时候，精炼铜结束，阳极剩下的没有反应的东西下沉，形成阳极泥，而那些东西就是金 银等东西。铜阳极泥经低温氧化焙烧、脱铜脱硒后，浮选出银精矿，银精矿经熔炼产出合质金，合质金再经电解得到金、银产品。用浮选法取代传统工艺中的贵铅熔炼和氧化精炼，可基本消除烟害，并提高金、银直收率。但浮选前需经预处理，尾矿含金、银也较高。此工艺流程于1974年首先为日本大坂精炼厂采用，20世纪70年代初中国的云南冶炼厂和芜湖冶炼厂相继采用。  全湿法或以湿法为主的流程     湿法流程与其他流程相比，具有生产周期短、 金属 直收率高、呆滞料少和污染环境不严重等优点，获得较快发展。这种流程生产规模可大可小，易于连续化和自动化，已引起广泛重视。流程中多以硫酸化焙烧蒸硒一浸出铜银-氯化分金为主流程，产出金、银用化学法净化，可省去金、银电解作业。各种湿法流程大同小异，只是在分银提银作业中因厂而异，有的在硫酸化焙烧浸出铜银后，用铜板置换产出粗银粉；有的在亚硫酸钠或氨浸出氯化银后，用甲醛、二氧化硫还原制取银。中国的富春江冶炼厂、邵武冶炼厂采用湿法流程。  展望  铜阳极泥处理的发展方向是：进一步缩短生产周期；提高金、银直收率；特别是加强对有价 金属 硒、碲、砷、铋、锡、铅、锌、铂、钯、金、银等的回收，以提高企业的经济效益。至于阳极泥是否集中处理，当视各国国情而定。更多铜阳极泥信息请详见于上海 有色 网 

一、前言 炼钢厂生产过程产生的含铁粉尘中含有15%～25%的金属铁粉，攀研院在“九五”攻关时，独立开发了一种新的生产工艺，采用球磨后重选将含铁粉尘中的金属铁粉与其它杂质分开，成功地生产出MFe达90%以上的还原用铁粉（后简称铁粉），主要用于钛白还原剂，成果于2001年就在冶炼厂很好的运行。 由于炼钢厂扩能和工艺优化，年污泥量增加1万多吨且污泥的品位大大降低，若按原生产工艺，达不到生产要求，因而根据现状对原工艺进行了技改。技改后，处理能力得到大大提高，各项指标均能达到产品质量要求。 二、原因分析 （一）原料分析 铁粉的生产原料是在转炉炼钢过程中用湿式除尘器收集而来的粉尘，是一种理化性质极不稳定的人造矿物，并且在冶炼过程中还被焦油等杂质污染，以上这些原因对产品的稳定性产生了一定的影响。 炉尘原料的物理性质随冶炼条件的变化而波动，其整体粒度细，其中-38um的粒级含量约占30%～35%，且粒度越细，金属铁品位越低。细粒级的存在由于其比表面积大，表面能高而容易吸湿结块。对-38um粒级的物料，由于其粒度太细，普通的选别设备无法对其进行有效选别，同时粒度太细也很容易被氧化。这样，大量的低品位细泥占用了选别设备的处理空间，使其处理能力降低，同时也会影响分选精度，降低选别指标。 另外，由于炼钢的吹氧工艺优化和造渣剂的增加都影响了污泥的粒度和品位，污泥的品位越来越低且越来越细， 对选别设备要求就更高，采用原工艺生产就达不到生产要求。 （二）原工艺流程及存在的缺陷 1、原工艺流程  原工艺流程如图1所示。2、原工艺存在的缺陷 （1）一次摇选处理能力不够大：摇床为粗选设备，对现一年增加1万吨的污泥要进行粗选，处理能力是不够的。 （2）管磨机对矿浆研磨不充分：管磨机的入料浓度较低，且管磨机中的钢球装球率不高，钢球种类少只有一种小钢球，对矿浆的磨剥力度不够，使氧化物与金属铁不能有效的分离。 （3）管磨机电耗高：管磨机电机功率为37KW，每天4台管磨机就工作20小时那么4台管磨机光电耗一项就要2960度。 （4）二次摇选入料品位低：从管磨出来的料浆浓度较稀，也没经过选别直接进入摇床进行二次精选，粗精矿品位不高，导致二段选别效果不好，使最终的成品质量不稳。 三、解决措施 针对现有生产工艺存在的问题，对现有工艺进行了优化。 （一）新工艺流程 经改造后的新工艺流程（略） （二）改造措施 1、将一段摇床改为螺旋溜槽。 2、在一段摇床后增加了分级机，对一段粗精矿进行了浓缩。 3、将4台管磨机并联改为2台节能型球磨机串联，对球磨机钢球按要求进行配比。 4、在新增球磨机后增加一台磁选机。 四、改进效果 经过以上措施的改造，将一段摇床改为螺旋溜后，有效的增加了一段粗选的处理量，能将现有原料处理完，提高了铁粉的产量；在一段摇床后增加了分级机，对一段粗精矿进行浓缩，保证了二段球磨入料浓度，使二段磨矿更充分；将4台管磨机并联改为2台节能型球磨机串联，节约了电，同时增加了钢球配比，保证了矿浆得到有效的研磨，使氧化物与金属铁能有效的分离；在二段增加一台磁选机，对二段摇床的入料品位进一步提高，有效控制摇床的入料浓度和品位，使二段精矿品位较稳定且都符合要求；通过改造后，产品质量稳定，从而取得了很好的经济效益。 五、结论 （一）通过技改后，有效的提高了污泥的处理量，进一步的降低了能耗。 （二）通过技改后，提高了铁粉的产量，进一步增加了市场份额，达到了预想要求。

铅阳极泥的典型化学成分(质量分数/%)铅阳极泥先经过滤、洗涤，脱除铅电解液。铅阳极 泥处理的传统方法是将铅阳极泥(也可搭配脱硒后的 铜阳极泥〕在火焰沪中进行还原熔炼，获得含(Au+ Ag)30%一40%的贵铅。贵铅进分银炉氧化熔炼，砷、 锑及部分铅挥发入烟尘，铅、秘、铜、蹄分期入渣，作 为分别回收的富集原料。将分银炉产出含(Au+Ag) 达98.5%的金银合金铸成阳极，进行银电解精炼，银 以粉状析出，经熔铸产出纯度99，95%一99.99%的银 锭。银电解的阳极泥(俗称黑金粉)，经硝酸分解后，在盐酸溶液中进行电解精炼，产出纯度99.99肠的金。金 电解废液送专门处理回收铂、把等。 铅阳极泥处理的传统方法存在砷、锑不好回收，污 染环境，生产周期长，能耗大等缺点。近年来研究成功的全湿法流程有选冶联合法、酸浸法、碱浸法、水溶液 氯化法、加压浸出法及甘油碱浸法等，但均未普遍用于工业生产。铅阳极泥处理从铅阳极泥中综合回收 贵 金属 及其他有价 金属 的过程。铅电解精炼过程中，标 准电机电位比铅更正的贵 金属 和某些稀有 金属 等留在 残阳极表面呈黑灰色泥状的物质，称为铅阳极泥。铅阳极泥处理可综合回收其中的金、银等贵 金属 和其他有 价 金属 。铅阳极泥 产量 通常为阳极的1.2%~1.75%.  更多有关铅阳极泥信息请详见于上海 有色 网 

镍阳极泥  电镀是通过阴极使电镀 金属 失去电子成为阳离子，再通过电镀池中的电镀液使这些阳离子在阳极的待镀 金属 表面得电子形成镀层，这就是电镀(1)阴极过程由于镍在电化反应中的交换电流密度较小(Ni2+，i0为10-8～10- ... 电镀是通过阴极使电镀 金属 失去电子成为阳离子，再通过电镀池中的电镀液使这些阳离子在阳极的待镀 金属 表面得电子形成镀层，这就是电镀(1)阴极过程  由于镍在电化反应中的交换电流密度较小(Ni2+，i0为10-8～10-9A/cm2；Zn2+，i0约为10-5A/cm2；Cu2+，i0约为10-3A/cm2)，因此镍本身具有较大的极化电阻，在单盐镀液中就有较大的电化学极化，获得良好的镀层，而且镍分散能力好，得到的镀层均匀，因此镀液种类虽多，但均由单盐组成。镀镍液中阳离子有Na+、Mg2+、NH4+、H+等，阴离子有SO42-、Cl-、OH-等，由于Na+、Mg2+、NH4+的电位较负，在电镀电位下，不发生电解反应，因此其阴极反应http://www.rc1688.comNi2++2e→Ni2H++2e→H2↑  生产中镀液pH=3～6之间（pH值高于6时，易生成Ni（OH）2沉淀，pH值低于3时析氢严重），因此H+的有效浓度很低，而镀液中Ni2+浓度很高。如当NiSO4·7H2O 350g/L时，Ni2+活度为0.0492mol/L，根据能斯特方程计算，镍析出的平衡电位为-0.29V；当pH=6或pH=3时，按照能斯特方程式计算，析氢的平衡电位分别为-0.36V和-0.18V。H2在镍上的超电位为0.42V（50℃，5A/dm2），析镍的超电位为0.34V，因此镍的实际析出电位为-0.63V，而Ph=6时析氢的实际电位为-0.78V，pH=3时析氢的实际电位为-0.60V。镍  实际析出电位非常接近或略低于Ni2+/Ni，因此镀镍溶液中，析镍的电流效率受酸度及镍离子浓度影响较大，镍离子浓度越高，酸度越低，析镍电流效率越高，反之，析镍电流效率越低。普通镀镍溶液中，当pH值降至2～3时，阴极析氢严重，镍难以析出；在接近中性的镀镍液中，pH值稍有变化，电流效率变化显著。（2）阳极过程镀镍一般采用 金属 镍为阳极材料，常有的电解镍、铸造镍、含硫镍、含氧镍等。正常情况下，镍阳极溶解的反应为Ni-2e→Ni2+此时，镍阳极呈活化状态，表面为灰白色，溶解的Ni2+不断补充溶液中的Ni2+浓度。但由于 金属 镍易钝化，使溶解电位变正，导致镍溶解受阻，其他离子可能放电，主要发生如下反应，即4OH--e→2H2O+O2↑2Cl--2e→Cl2↑由于氧气的生成又促使阳极表面钝化，进一步增加镍的溶解电位，阳极可能发生下列反应，即Ni2+-e→Ni3+Ni3+不稳定，水解后生成Ni（OH）3，进而分解为暗棕色的Ni2O3沉积到电极表面，使阳极完全钝化，停止溶解，导致阴极电流效率降低和镀层质量恶化。Ni3++3OH-→Ni(OH)3↓Ni(OH)3→Ni2O3+H2O由于氯气析出，阳极上有时能嗅到氯气的气味。  目前，解决阳极钝化的最有效的办法是向镀液中加入适当的阳极活化剂，常用的是氯化钠或氯化镍，Cl-对镍阳极的活化作用及机理查看参考文献1的相关内容。但氯离子含量不宜过高否则会引起阳极过腐蚀或不规则溶解，产生大量阳极泥悬浮于镀液中，使镀层粗糙或形成毛刺。  生产中，为克服平板状镍阳极电流分布不均，铸造镍阳极产生泥渣多的缺点，为降低电极残留率，常将电解镍轧制成圆形截面，如镍球等，装入阳极袋中，以防止镍阳极泥进入镀液，产生毛刺。  更多镍阳极泥信息请详见上海 有色 网 

芬兰的奥托昆普（Outokumpu）公司最早研讨铜阳极泥的浮选。该公司于1947年通过浮选法从铜阳极泥中收回硒化物实验时，不光悉数收回了阳极泥中的硒和碲，还一起收回了99%的金和银。 1975年报导的日本三菱公司大坂精粹厂浮选铜阳极泥的流程，是在磨矿后于高酸介质中浮选产出中矿。尾矿含0.06%银，金30g∕t。 前苏联所报导的铜阳极泥实验室实验，运用容量为1L的机械浮选槽，浮选莫斯科冶炼电解厂（样号1、2）和另一铜镍冶炼厂（样号3）的铜阳极泥。当矿浆含固体200g∕L、硫酸150～200g∕L时，参加丁基黑药250g∕t，经一段浮选15min，实验成果列于表1。从表1中看出，在上述条件下可使60%～65%的铜进入选矿液中，然后完成了阳极泥的脱铜。精矿中富集了98%～100%的钯、银、硒和金。镍则富集于尾矿中可直接送炼镍。表1  前苏联铜阳极泥实验室浮选成果样号产品产率∕%档次∕%PdAgAuSeNiCuFeSiO21原矿1000.0863.170.0382.0015.4811.780.68精矿20.10.4314.359.234.439.12尾矿60.80.350.1822.394.762原矿1000.644.690.105.6230.7819.620.310.52精矿29.22.1615.9514.221.640.210.26尾矿36.30.020.1666.922.020.380.763原矿1002.842.810.165.8526.9827.600.55精矿42.56.657.020.3814.3727.3317.22尾矿33.80.0410.310.1556.455.06（续表1）样号分配率∕%PdAgAuSeCuNi110010010010010010010093.394.415.55.86.75.624.687.0210010010010010010098.998.932.213.51.11.13.678.9310010010010010010099.596.810099.231.245.50.53.40.86.051.3    我国某厂，于1977～1978年进行了铜阳极泥浸出脱铜、硒浸出渣的工业性浮选实验，取得了较好的作用。    实验初期，因为尾矿含金、银过高而进行了一些探究和改善。经改善后的工业实验流程选用1次粗选、3次扫选和4次精选。粗Ⅰ、精Ⅱ，扫Ⅲ选用φ500×2000mm浮选柱，精Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ选用φ250×2000mm浮选柱，扫Ⅰ、Ⅱ选用0.62m3浮选机。药剂参加量如表2。 表2  浮选药剂用量浮选作业铁屑 ∕kg·t－1硫酸 ∕g·L－1六偏磷酸钠 ∕kg·t－1丁基黄药 ∕g·L－1乙基黄药 ∕g·L－1∕g·L－1调浆1000～403.2～5.2150150粗选300300180扫Ⅰ300300120扫Ⅱ20020030扫Ⅲ10010030精Ⅰ200    通过16个班的实验，浮选了铜阳极泥脱铜、硒浸出渣1001kg，取得干精矿483kg，干尾矿518kg，其实践目标如表3。 表3  工业实验实践目标产品产率 ∕%档次∕%分配率∕%Ag∕g·t－1Au∕g·t－1PbPtPdAgAuPbPtPd原矿10027.068508.380.00220.0057100100100100100精矿48.2555.0916903.990.00450.01398.2595.9021.6096.7095.60尾矿51.750.7067.0012.660.000140.000481.754.1078.403.304.40     经该厂屡次小型实验和工业实验的成果表明：     （一）如原矿（阳极泥脱铜、硒浸出渣）含硒高时，则尾矿含金、银和精矿含铅均随之增高。即使是正常的脱铜、硒浸出渣，如放置太久，也会明显影响浮选目标。     （二）对工业实验流程的调查发现，选用浮选柱作扫选设备，对进步金的收回率无明显作用。因而，扫选设备宜选用浮选机。     （三）浮选矿浆含硫酸降至20g∕L左右，对浮选目标仍无明显影响。含这样少数硫酸的浮选矿浆不光能减轻对设备的腐蚀，且还能下降选矿费用。

从锡电解阳极泥中回收银的进程，冶金副产物提银的组成部分。锡是银和金的优秀捕集剂.锡精矿中的银和金在炼锡时绝大部分富集在粗锡或焊锡中，并在锡电解精粹时进入阳极泥。从锡阳极泥中回收银、金首要选用焙烧浸出法。 我国云南个旧鸡街冶炼厂产出的焊锡阳极泥，其首要成分(质量分数ω/％)为：Sn28～35，Ag1～2.5，Bi1～6，Cu1～5，Pb12～15，As5～9，Sb4～7。在回转窑中于823～873K温度下氧化焙烧40～60min，使阳极泥中的锡转变为SnO2，砷转变成不蒸发的高价氧化物。用稀浸出焙砂中的铜、铋、砷，过滤后的酸浸出渣再用食盐溶液浸出其间的银、铅。在353K温度、固液比1∶5.5的条件下，用含1.3mol/L、NaCl300g/L的溶液浸出酸浸出渣1.5h。银生成NaAgCl2进入浸出液，反应为： AgCl＋NaCl＝NaAgCl2 银的浸出率为91.3％～98.5％。浸出渣为锡精矿。含银浸出液经铅板置换得海绵银： 2NaAgCl2＋Pb＝Na2PbCl4＋2Ag↓ 置换温度353K，溶液含0.13mol/L。海绵银经稀洗刷后纯度达95％～98％。再送银精粹。银在整个湿法冶金处理进程中的直接回收率为93％～97％，总回收率可达99％。 我国广州冶炼厂产出的锡阳极泥含银0.6％、锡30％及铜、铋、锑、砷等，先在含15％的溶液中煮沸2h，以溶解锡、铋、铜、锑，银留在溶出渣中。将浸出渣和40％碳酸钠和4％混合后，在973～1023K温度下焙烧，焙砂先经水煮除砷，再用硫酸浸出水煮渣，用氯化钠沉积浸出液中的银。沉积出的氯化银再以络合和复原，得纯度为98.2％～99.2％的银粉(见银精粹)，银的直收率为76％～83.7％

有人提出：高泥钨矿，怎样运用水力选矿机？    搞选矿，脱泥总是排在首位。含泥高，易拉沟，影响分选。    根本流程如下：    水 清水泵+柴油机    高泥钨矿     矿浆池    隔粗筛网    砂泵150m3/h+柴油机    水力筛选机（1200t/d）    泥浆 钨石矿浆    沉积池 水力给矿仓    沉清水 水力选矿机    废石矿浆 钨石精矿     漏水溜槽    废石 沉清池    沉清水    流程阐明：清水泵向水、水力给矿仓、水力选矿机供水；砂泵将矿浆泵入水力筛选机；水力筛选机脱泥、分级，产出钨石矿浆和泥浆；钨石矿浆经水力给矿仓进入水力选矿机，产出钨石精矿和废石矿浆；废石矿浆经漏水溜槽过滤，产出废石和废水；废水和泥浆别离进入沉积池沉积，产出清水，进入清水池，回来运用。    需求参数：1、原矿成分%；2、钨石性状；3、原矿粒度散布；4、钨石粒度散布；5、废石粒度散布；6、泥土含量。

粗锡和焊锡电解精粹。产出的两种阳极泥成分见表1和表2。这类阳极泥的金属物相数据报导较少，文献报导了焊锡电解阳极泥中有价金属的物相分析数据（表3）。 表1  粗锡电解精粹的阳极泥成分/ %   厂   别SnAsSbPbCuBiFe其   他备  注得克萨斯冶炼厂30~452~412~1518~201~20.01~0.192~3Ag1730~3430g·t-1硫酸电解液文托炼锡厂42.03.30.4510.86.12.20.3S3.8硫酸电解液广州冶炼厂24~351~4.870.9~1.220~251~2.255~110.89~2 硫酸电解液直岛冶炼厂35~403~4.53~3.516~1913~150.5~1.51.5~2.5 -硫酸电解液个旧市焊料厂20~300.3~0.62.5~6.030~401~51.30.28SiO210.35-硫酸电解液   表2   焊锡电解精粹的阳极泥成分/ %       厂    别SnPbBiCuAgAuAsSbFe广州冶炼厂29.22~30.839.25~9.5620.36~20.745.40~5.501.13~1.440.008~0.0154.31~5.153.20~3.602.01鸡街冶炼30~4018~213~123~81.2~3.5 3~84~7 云锡三冶15~2511~176~130.3~5.01.1~1.817~23g·t-14~125~15 个旧有色金属加工厂35~408~104~85~60.5~1.5 3~43~4    表3   焊锡电解阳极泥中有价金属的物相分析  元素物   相   分   析/ %锡氧化物（SnO2）0.17金属态6.11硫化物28.23铅氧化物4.5金属态0.28硫化物及其他0.06铜氧化物4.41金属态1.74硫化物及其他1.61银金属态及硫化物0.69氯化物0.23其他0.14

(1)赤铁矿和赤-磁铁矿石在入选矿石中占有较高的比重。多分布在中国鞍山、前苏联的库尔斯克磁力异常区、美国的密执安、加拿大的魁北克、巴西考埃和利比亚帮格地区。以赤铁矿为主的矿石，主要是选别具有良好物理性质的粗粒嵌布矿石，而微细粒嵌布赤铁矿石的利用尚属世界上探索的课题。中国的赤铁矿石具有细粒和微细粒嵌布的浸染状结构，主要含赤铁矿和石英赤- 磁铁矿石中赤铁矿和磁铁矿的比例变化很大，按其比例可分为矽卡岩型 (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。现在多采用磁选——重选流程、磁选——浮选流程或重选——磁选——浮选流程。有的选厂先用重选方法回收赤铁矿。再从重选尾矿中用磁选方法回收磁铁矿;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，或在最后一段选别前用细筛处理。磁选——重选流程首先用弱磁场磁选回收磁铁矿，而后用重选法从磁选尾矿中回收赤铁矿;而磁选——浮选流程则以浮选作为分选赤铁精矿的主要过程，用重选法回收粗粒赤铁矿和磁铁矿，用磁选法回收细粒磁铁矿。对于致密结晶的赤-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。对于黏土质赤-磁铁矿石，主要用洗矿或干式磁选。(3) 赤铁矿石的选矿。可采用洗矿、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，组成不同形式的选矿工艺流程。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采用跳汰选矿，对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。(4) 对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回转窑对细粒嵌布赤铁矿石进行还原焙烧处理后再磁选获得铁精矿。

硅藻泥是一种新型的墙面装饰材料，由于其外观与普通的腻子粉等相差不远，不免有不良厂商浑水摸鱼，以非常便宜的腻子粉等冒充硅藻泥，并参照真正硅藻泥的价格来欺骗消费者，谋取高额利润。那么，硅藻泥的真假怎么辨别呢?如何选购硅藻泥呢?下面合家网小编就为您介绍怎么辨别硅藻泥的真假。 辨别硅藻泥的真假的方法一：看检测报告与包装 选购硅藻泥时，看该厂家是否是专业硅藻泥生产企业，是否具有有效的权威机构出具的检测报告。查看产品的检测报告，对照硅藻泥行业标准要求，看产品是否合格。 此外，需要查看硅藻泥的包装，看包装袋上是否清楚标明产品名称、制造厂名、商标、批号、规格型号、执行标准号、产品净质量、生产日期、有效期、产品使用方法和防潮标记。 辨别硅藻泥的真假的方法二：看原料色泽 优质硅藻泥采用纯天然提取的颜料，色泽纯正。如果硅藻泥颜色过于鲜艳，必然是添加了化学颜料，是劣质硅藻泥。 辨别硅藻泥的真假的方法三：看样板辨优劣 选购的时候注意查看硅藻泥产品的样板，优质的硅藻泥墙面肌理柔和、质感强，摸起来手感细腻、柔软有弹性。同时由于多孔的特性，硅藻泥用肉眼看是不会反光的，色泽柔和。消费者可通过用手摸、用眼看的方法来判断硅藻泥产品的优劣。 辨别硅藻泥的真假的方法四：四大实验方法辨真伪 硅藻泥的功能特点通过肉眼难以发现，最好的方法是通过实验来辨别。常用的硅藻泥质量检测方法有表格中列出的四种，分别是滴水试验、漂浮试验、吸附试验和耐燃试验。

轧钢厂在轧制进程中轧件表面所发生的氧化铁皮，含铁量很高。我国钢铁职业每年要抛弃很多的氧化铁皮，完成对这些氧化铁皮的综合使用无疑是一个很有含义的节能降耗作业。依据现在的研讨，可以在以下几个方面展开对氧化铁皮的综合使用。 (1)用于出产海绵铁或制取复原铁粉。 海绵铁可用作炼钢用废钢缺少的一种弥补，跟着电炉产钢量的不断上升，海绵铁越来越显得重要。用矿粉出产海绵铁因为设备出资大及工艺杂乱，现在在我国仍难以取得迅速发展。选用恰当的工艺流程，可以用煤粉复原氧化铁皮，出产出w(Fe高，含杂质量低且成分安稳的海绵铁，比用矿石出产的海绵铁(常含脉石杂质)更适合作优质废钢运用。 氧化铁皮也可用来制取复原铁粉。氧化铁皮制作复原铁粉的出产进程大体上分为粗复原与精复原。经粗复原进程将氧化铁皮在约1100℃下复原到w(Fe>95%，w(C 氧化铁皮可用来出产作为粉末冶金质料用的复原铁粉。氧化铁皮被复原成含w(Fe98%以上的海绵铁，经清渣、破碎、筛分磁选后，进行精复原，出产出合格的复原铁粉。然后进入球磨机细磨，经分级筛得到不同粒度的高纯度铁粉。粒度较细的铁粉用于制作设备的要害部件，只需压模，即可一次成型，取得强度高、耐磨、耐腐的部件，可用于国防工业、航空制作、交通运输、石油勘探等重要职业。粒度较粗的铁粉可用于出产电焊条。 (2)用作烧结辅佐含铁质料或炼钢助熔化渣剂。 氧化铁皮中FeO含量最高达50%以上，是较好的烧结出产辅佐含铁质料，理论核算结果标明，1kgFeO氧化成Fe2O3可放热1973焦耳。烧结混合猜中配加氧化铁皮后，因为温度高，烧结进程充沛，因而烧结出产率进步，固体燃料耗费下降。出产实践标明，8%的氧化铁皮即可增产2%左右。宝钢使用氧化铁皮作为辅佐材料，在混匀矿中配加氧化铁皮，一方面，因为氧化铁皮相对粒度较大然后改进了烧结料层的透气性;另一方面，氧化铁皮在烧结进程中放热然后下降了固体燃料耗费。 别的。使用氧化铁皮可作为助熔剂，用于矿石助熔，应用于转炉炼钢。氧化铁皮用作助熔化渣剂是一种高功率的冶炼助熔材料，可以进步炼钢功率，下降焦、煤的耗费，延伸转炉炉体的运用寿命。 (3)代替钢屑冶炼硅铁合金或代替废钢用于电炉炼钢。 钢屑是冶炼硅铁合金的重要原材料，我国每年用于冶炼铁合金的钢屑量在200万吨左右，而钢铁职业每年抛弃的氧化铁皮约1000万吨。现已开宣布用氧化铁皮代替钢屑冶炼硅铁合金的新工艺，并取得了杰出的经济效益。 电炉炼钢需求废钢作质料，对废钢铁料的要求较严，但这种废钢铁数量少，报价高，直销缺乏。以报价低廉且来历广泛的氧化铁皮、渣钢等废料作为主要质料，替代量少价高的废钢，具有明显的经济效益。

浮选黑钨矿常用的捕收剂有油酸、磺丁二酰胺、和。水杨氧肟酸也是浮黑钨矿很有出路的捕收剂。油酸的捕收力较强，但选择性较差。 用油酸浮选黑钨矿的PH值与白钨矿类似，以碳酸钠作调整剂。用、类浮选黑钨矿，都在酸性介质中进行，运用调整剂是硫酸或。常用作活化剂。 浮选黑钨矿的脉石按捺剂是：钠、水玻璃、水玻璃和硫酸铝的混合物（6﹕1）重铬酸盐、硫酸与氟氢酸等。可是，黑钨矿自身可被大用量的草酸、钠（4kg/t以上）和水玻璃等药剂按捺，所以有必要严格控制有关按捺剂的用量。 某钨矿选矿厂处理精选细泥，其给矿粒度为36%小于0.074mm，金属矿藏是黑钨矿、黄铁矿、褐铁矿、闪锌矿、辉铋矿等。钨的档次为8%～10%，脉石是石榴子石和石英。用类和氧化石腊皂的混合物浮选，通过一粗二扫所得目标如下： 原矿档次 WO3 6%～8% 精矿档次 WO3 40%～47% 回收率 78%～82%