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%。

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

为了对硫铁矿进行归纳点评，除了需求测定首要组分硫以外，还须留意有害杂质及伴生元素。     在堆积岩和堆积矿床中所散布的黄铁矿，常有有机碳存在。点评此类矿石时，其富矿中有机碳含量不该大于8％。     对硫铁矿，有时尚须进行硅、铁、铝、钛、钙和镁等项目的分析。此刻须先将硫灼烧除掉，然后按铁矿石分析办法进行。当含有铅、锌、铜、钴、镍、金、银、砷和碲等元素需求测守时，可参照有色金属和稀有涣散元素有关矿种所选用的办法进行。     一、吸附水     称取1克试样（过100筛目），置于已知分量的称量瓶中，半开瓶盖，放入60－65°烘箱内烘1小时，取出，盖上瓶盖，放入枯燥器中冷却30分钟。翻开瓶盖使表里空气平衡并当即盖上，称重。再重复烘干，直至恒重。如重复称重发现分量添加时，或许因为硫的氧化，取前一次称重为准。     二、有机碳（差减法）     按“煤分析”一章顶用分量法测定试样中的总碳量（包含有机碳及无机碳）。用酸分化碳酸盐测定无机碳，差减得有机碳。     测定总碳量时，因黄铁矿含有很多硫，很简单使煤分析设备的瓷管中的除硫剂（银丝网）失效。因而，在瓷管的结尾接一铬酸洗瓶除硫（铬酸洗液：30克CrO3溶于100毫升1∶2硫酸中）。在测定过程中，当铬酸洗液的色彩变为绿色时，标明洗液已失效，应替换。     无机碳的测定，见“硅酸盐岩石分析”中二氧化碳的测定。     三、有用硫     硫铁矿中有用充系指试样在850°焙烧所释出之硫。释出之二氧化硫用过氧化氢吸收，以次甲基蓝－甲基红为混合指示剂，用标准溶液滴定。     灼烧硫铁矿时，释出的硫量随温度变而而改变，一般试样在400°前释出的硫量很微，520－650°之间释出量最大。因而，在此阶段内升温宜缓慢，并恰当延长时刻。纯的硫铁矿升温度速对硫的释出影响不大。含有很多钙盐的试样，在高于500°放入试样焙烧，往往使成果偏低。因而当试样含有钙盐时，开端焙烧的温度宜低一些，并应坚持稍长的时刻。一般可按下列温度、时刻均匀上升温度焙烧：   ≤500°      500－650°        650－850°            850°   5分钟          7分钟              3分钟          坚持3－5分钟       有用硫的测定手续及仪器设备见中和法焚烧硫。     四、氟     氟为硫铁矿的有害组分，一般工业要求应小于0.05％，要求较严，分析时应留意。     氟的比色法有二个类型：一是运用氟的褪色效果，即间接法，如茜素－锆（或铀试剂I－钍）比色法；二是运用氟的生色效果，即直接法，如氟和镧与1，2－二羟基蒽醌－3－甲胺－N·N－二乙酸（茜素络合剂）效果，构成蓝色的螯合物。     氟的别离可用六蒸馏或热解法。     硫铁矿可以用碳酸钠一氧化锌在750－800°半熔分化。如遇含有黄玉Al2（F,OH）2SiO4或氯黄晶［Al（OH，F，Cl）2］6Al2（SiO4）3等含氟的难溶矿藏时，则应用或－碳酸钠全熔。     （一）蒸馏－茜素锆比色法     试样通－碳酸钠熔融，在硫酸溶液中，使氟成蒸馏与杂质别离。     在弱酸性介质中，氟离子替代茜素－锆络合物中的锆，使溶液褪色。褪色程度与氟量成份额。     本法可测定0.01％－2%的氟。     1、试剂     混合熔剂，－碳酸钠，2∶1。     茜素磺酸钠溶液，称取茜素磺酸钠0.037克溶于500毫升水中。     －硫酸溶液，称取0.184克［ZrO（NO3）2·2H2O］溶于水中，用水稀释至500毫升，加1∶16硫酸500毫升，混匀（酸度为1.05N）。     氟标准溶液，1毫升含1毫克氟，精确称取已在120°枯燥的基准（NaF）2.2101克，以少数水溶解，移入1000毫升容量瓶中，用水稀释至刻度，摇匀。转入枯燥的塑料瓶中。取上述溶液稀释10倍，得每毫升含100微克氟。如图1所示。图1  蒸馏的设备   1－三口烧瓶；   2－冷凝管；  3－温度计（200°）；  4－分液漏斗； 5－中字夹；     6－烧瓶；    7－电炉；            8－吸收液杯       2、标准曲线的制作       汲取0、20、40、60、……200微克氟的标准溶液，别离置于100毫升容量瓶中，用水稀释至约50毫升。精确参加锆－硫酸溶液10毫升、茜素磺酸钠溶液5毫升，用水稀释至刻度，摇匀。放置2小时，在波长530毫微米处丈量吸光度并制作标准曲线。       3、分析手续       称取0.2－0.5克试样，置于铁坩埚中，参加混合熔剂3－4克，搅匀。放入预先升温至700－750°的高温炉中熔融10－12分钟，取出放冷。用少数水浸取后移入三口蒸馏瓶中，加0.2克石英粉，渐渐参加硫酸20毫升，在130－135°通入水蒸气蒸馏。用400毫升烧杯（内盛有10毫升水、10％0.5毫升和酚酞目标剂2滴）接受馏出液，搜集馏出液至400毫升即可。将馏出液移入500毫升容量瓶中，用4％中和至赤色消裉，用水稀释至约50毫升。精确参加锆－硫酸溶液10毫升、茜素磺酸钠溶液5毫升，用水稀释至刻度，摇匀。放置2小时后丈量吸光度。       （二）热解－茜素络合剂比色法       在pH4.3的乙酸盐缓冲溶液中，氟能与镧－茜素络合剂生成淡紫色三元络合物，其反响式为：    镧－茜素络合剂对氟化物是一种生色反响，灵敏度虽高，但不是一种特有的反响。很多硝酸盐、高氯酸盐、盐、硫酸盐、氯化物及小量硼和硅酸盐等对镧－茜素络合剂与氟化物构成的有色络合物无影响，而大都阳离子如铁、铝、镍、钼及阴离子磷酸根即便存在的量仅数十微克亦有较显着的搅扰。       试样与五氧化二钒、氧化铋、氧化钨混合，于660°加热分化，并通入蒸汽流使氟呈氟化氢的方式别离，用水吸收。借以与镧－茜素络合剂生成淡紫色络合物比色。       1、试剂       茜素络合剂，0.002M，称取0.771克茜素络合剂（1.2－二羟基蒽醌－3－甲胺－N，N－二乙酸），置于250毫升烧杯中。加水20毫升，在拌和下滴加2N溶液使悉数溶解，然后滴加1∶9至溶液变为橙赤色，用水稀释至1000毫升。       溶液，0.002N，取0.8660克La（NO3）3·6H2O溶于水中，稀释至1000毫升。       乙酸钠－乙酸缓冲溶液，pH4.3，取41克无水乙酸钠，溶于300毫升水中，过滤。参加冰乙酸55毫升，用水稀释至1000毫升。校对pH值。       氟标准溶液，1毫升含100微克氟。称取经120°枯燥2小时的基准（NaF）0.1105克，溶于水中，移入500毫升容量瓶中，用水稀释至刻度并转入枯燥的塑料瓶中。汲取上述溶液，用水稀释10倍，使1毫升含10微克氟。       热解熔剂按V2O51.5克、Na3BiO30.5克和WO30.2克的份额混合均匀，备用。图2所示。图2  热分化氟的的设备   1―加热烧瓶；2―加热器；3―活塞；4―通入空气管； 5―推瓷舟金属丝；6―缓冲设备；7―管式电炉；8―保温石棉； 9―温度表；10―瓷舟；11―冷凝管；12―导管；13―量瓶     2、标准曲线的制作     汲取0、10、30、50、……110微克氟标准溶液，别离置于100毫升容量瓶中。参加乙酸钠－乙酸缓冲溶液5毫升、20毫升，0.002M茜素络合剂溶液10毫升，然后在摇摆下参加0.002M溶液10毫升，用水稀释至刻度，摇匀。放置1小时，用2厘米比色杯在波长610毫微米处丈量吸光度并制作标准曲线。     3、分析手续     称取0.1－0.2克试样，置于预先盛有2克热解熔剂的瓷舟中，充沛拌和均匀。查看仪器设备有否漏气，并接上吸收液。将瓷舟推入已升温至660°的焚烧管中部，通入通过加热到70－75°的空气流，气流速度每分钟约200毫升。热解1分种，加速气流速度使每分钟约400毫升。反响管前端距焚烧炉3.5－5厘米处温度不该低于135°。气流出口管刺进盛有25毫升蒸馏水的100毫升容量瓶中（液面下2－3厘米），热解15分钟后，取出瓷舟，取下吸收液，用水洗刷气流出口处的导管，冷却，用水稀释至刻度，摇匀。     汲取25－50毫升溶液（视氟的含量而定），置于100毫升溶量瓶中，按标准曲线制作手续显色，比色。     五、砷     在溶液中，以硫酸铜作催化剂，用盐将五价砷复原至元素，呈红棕色的溶胶状况，进行比色。     还有的浓度以6N为宜，酸度过大时溶液发黄，且易分出盐类；酸度较小时，胶体砷易凝集，使溶液变暗。复原的温度和加热时刻的长短对溶胶的色彩均有影响，在沸水浴中坚持15－20分钟为宜。     三价铁在溶液中呈黄色，当用盐复原时，铁复原为二价，很多的二价铁使溶液带浅绿色，影响测定。试样通熔融，水浸取，铁成含水氧化铁沉积别离除掉。但钠盐对单体砷的色彩有影响，因而试样分析与标准系列溶液中钠盐的量有必要操控共同。有色离子镍和钴有影响。用分化试样，也成含水氧化物除掉。铬离子自身的色彩，影响色彩。钨和钼在用盐复原时，呈黄色或蓝色，搅扰测定。但上述元素在铁矿石中含量不高，当这些元素含量较高时，铬、钨和钼均可在铁存鄙人，用沉积砷，而与搅扰元素别离。     、硒和碲在本法测定条件下，均被复原而搅扰测定。在熔融时蒸发。     本法适用于0.01％－0.5％砷的测定。     （一）试剂     钠溶液，60％，称取钠（NaH2PO2·H2O）60克，加水50毫升溶解后，参加50毫升，搅匀，静置弄清，取上层清液运用。     （二）标准系列的制造     汲取含0、10、20、40、……200微克砷的标准溶液，别离置于50毫升比色管中，加4％硫酸铜溶液0.5毫升、60％钠溶液2.5毫升，加水2毫升，用空白溶液稀释至25毫升，用稀释至50毫升，搅匀，置于沸水浴中，加热7分钟，取出，在水槽中冷却，目视系列比色。     （三）分析手续 称取0.5－1克试样，置于高铝坩埚中，参加4克，搅匀，再掩盖一层（约1克）。置于高温炉中，从低温升至650°，并坚持此温度至全熔。取出冷却，用水提取，洗净坩埚，加少量乙醇，在电炉上加热煮沸，冷却。移入100毫升比色管中，用水稀释至刻度，倒回原烧杯中，搅匀，弄清（或干过滤）。汲取20毫升上层清液，置于50毫升比色管中，参加4％硫酸铜溶液0.5毫升，以下手续按标准系列手续进行。     六、其它项目     全铁，二氧化硅、三氧化二铝，二氧化钛、氧化镁的测定同“铁及铁矿石分析”。（“铁及铁矿石分析”见本网站内容）因为硫铁矿含硫量高，在熔矿前应将试样在550－600°灼烧1小时，以除掉硫。

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

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．

我国硫资源包含硫铁矿、金属冶炼烟气中收回的硫、石油天然气精粹过程中收回的以及天然矿。与国际硫资源比较，我国天然硫档次低、矿层薄、透水性差、含泥量和有机质高，因而难以使用;我国石油天然气大都含硫量较国际平均水平低，油气中硫资源量在我国硫资源总量中比重不大;金属冶炼职业中相关金属矿产很多依托进口，国产矿石量保证缺乏，致使该范畴收回硫大部份来自国外;而我国的硫铁矿资源在国际上的丰厚程度居首位，遥遥领先于其他国家，因而硫铁矿是我国硫资源最首要的来历。 就全球规模来说，蒸腾岩、火成岩成因的元素硫加上天然气、石油、含油砂岩及硫化金属矿中赋存的硫资源总量约50亿t。而石膏和硬石膏中所含的硫几乎是无限的，煤、油页岩和富含有机物的页岩中硫资源赋存量到达6000亿t,可是这些硫资源的收回本钱高。 因为原油、天然气和硫化矿石中硫的储量非常大，而全球大部分产值来自于这些化石燃料加工的收回硫，因而在能够预见的将来，硫的直销是足够的。因为石油和硫化矿石能够在远距其产地进行加工，而加工所得的产值并未计入其储量赋存国，例如沙特阿拉伯的石油是在美国提炼加工出。因而对各国硫的地质储量未作计算。 在可预见的未来国际产值会有安稳的小幅增加，而增加部分首要来自于中东地区天然气液化收回硫和加拿大扩产油砂部分，除非因国际经济不景气而约束上述范畴的开展。 2013和2014年国际硫产值见表1-1。 表1-1  2013和2014年国际硫产值 /kt

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。

阳地区雁门硫铁矿，位于宝成铁路雁门坝。选矿厂规模为年处理原矿石15万吨。设计年产含硫40%的精矿5.55万吨。雁门硫铁矿属低温热液充填交代的碳酸盐型硫铁矿床。矿体赋存于白云石化白云岩中。矿石成份单一，围岩蚀变简单。有用矿物以黄铁矿为主(含量约25%～60%)，其次为省量白铁矿及微量闪锌矿;脉石矿物主要为白云石(含量为40%～60%)，并有少量泥质物、有机炭及石英等。矿体浅部次生变化严重，金属矿物氧化为褐铁矿、水针铁矿、赤铁矿;非金属矿物氧化为水云母、粘土、绿泥石等。矿石以粒状、变胶状结构为主，网状、梳状结构次之。矿石构造类型中，黄铁矿较富，嵌布粒度0.03～0.05毫米;浸染状构造类型，黄铁矿品位较低，粒度亦较小，为0.03～0.1毫米。入选原矿石多呈星散浸染状，颗粒较小，品位变化较大，含硫约6%～33%、平均为10%～20%。矿石含水为5%～10%，含泥量7%～20%。矿石硬度系数f=12～14，松散密度为3.2～4.0吨/米3。矿石主要化学组成，见表1。表1原矿化学组成分析(%)矿山开采方式为“无底柱崩落法”，出矿块度为0～400毫米。目前选矿厂实际生产的选矿技术工艺流程是：二段开路破碎、一段闭路磨矿和一粗、两扫的浮选流程。所得浮选精矿泡沫产品，经浓缩、过滤两段脱水后，即为成品。浮选尾矿则利用浓缩溢流水经管道送至尾矿坝存放。选矿工艺数、质量流程，见图4，工艺设备联系及其主要设备，一并见下图。选矿工艺设备联系图1-HBGI1200×4500板式给料机一台;2-PEF600×900颚式破碎机一台; 3-PyB1200圆锥破碎机一台;4-PyD圆锥破碎机一台;5-MQGф2100×2200格子型球磨机二台;6-FLG单螺旋分级机二台; 7-ф2000×2000搅拌槽二台;8-XJK1.1浮选机12台;9-TNB15周边传动浓缩机二台;10-TZG10折带式真空过滤机二台选厂自1982年投产以来，平均年产精矿3万吨左右，尚未达到设计水平。入选原矿平均含硫14.71%，精矿平均含硫36.95%、水份含量9～11%，细度-200目占74%左右，精矿理论回收率93.20%，实际回收率89.34%，尾矿品位含硫1.58%。自1982年至1984年，选矿厂生产的主要技术经济综合指标，列于表2。表2选矿厂主要技术经济指标

铜硫铁矿多属矽卡岩型铜矿，一般储量较小，在我国安徽、湖北、河北、辽宁等地都有。     这类矿石的特点是，铜矿藏以黄铜为主，档次不高；铁矿藏以磁铁为主，档次较高，并且含铁高时，含铜下降；硫化铁矿藏除黄铁矿外，常含有磁黄铁矿。     一、铜硫铁矿石的分选     铜硫铁矿的分选流程，一般是先用浮选法浮出铜硫矿藏今后，再用磁选法选出磁铁矿。     铜硫矿藏的浮选，可用优先浮选，也可选用混合浮选后别离的计划，这要依据矿石中铜硫含量比及其嵌布特性而定。     关于铜硫铁矿石的分选，强化磁黄铁矿的浮选，是进步硫回收率和下降铁精矿中含硫量的要害。活化磁黄铁矿的计划有：＋硫酸铜、钠＋硫酸、钠＋硫酸铜、草酸＋硫酸铜等；此外，铵离子、铜铵络合物的硫酸盐、单基替代的磷酸钠等也是磁黄铁矿的有用活化剂。关于含磁铁矿较高的矿石，常选用铁精矿脱硫浮选来下降其含硫量。     二、铜硫铁矿的出产实践     某铜硫铁矿属矽卡岩含铜磁铁矿。铜矿藏以黄铜矿为主，其次是辉铜矿、铜蓝。硫化铁矿藏是黄铁矿和枯榴石。金属硫化物呈细粒浸染状或被包裹于磁铁矿颗粒中，所以有必要将它们磨细。     该矿出产的准则流程如图1所示。铜硫混合浮选在中性（pH=7左右）矿浆中进行，铜硫别离浮选时用石灰作按捺浮铜抑硫，加石灰调理矿浆pH=11～12。为了下降铁精矿中含硫，磁选后铁精矿进行了脱硫浮选，用＋硫酸铜作活化剂活化磁黄铁矿。尽管磁选后进行脱硫浮选，其铁精矿中含硫仍在1%左右。            图1  某铜硫铁矿浮选准则流程     该矿终究选别目标见表1。 表1  选别目标元 素原矿档次/%精矿档次/%回收率/%Cu S Fe0.86 5.46 32.6920.00 42.00 65.0082.00 64.00 40.00

表1、表2、表3是硫铁矿烧渣光谱分析、多元素分析结果及铁物相分析结果。表1  硫铁矿烧渣（烧结）光谱分析结果元素AlSiMgPbFeTiMoCaCuAgZn含量（%）0.1＞100.10.1＞100.10.011.00.10.011＞ 表2  多元素分析结果元素FeSiO2CaOMgOAl2O3STiO2As含量（%）50.8212.073.351.291.901.740.28＜0.1元素PbZnCuMnPAgMo含量（%）0.340.570.700.0870.01414.7g／t0.0059表3  铁物相硫酸盐硫化物硅酸盐磁性氧化铁非磁性氧化铁及其它总量Fe（%）0.13＜0.100.5310.6039.4550.82 由以上各表数据表明，铁是烧渣中主要可回收利用的元素，其它元素的含量较低，达不到综合利用的要求。按铁精矿的标准，元素S、Cu、Pb、Zn的含量均超过对有害元素的含量要求，生产铁精矿时应予以去除。 表4为烧渣筛析分析结果，从中可以看出，烧渣中S则主要集中在粗粒级中，铁主要集中在－0.1～＋0.019mm的粒级中，并且铁的品位较高，而S的含量相对较低。并且，Zn和SiO2的含量在＋0.15mm级别中较高。而铁在此级别中的品位较低，＋0.15mm级别仅占3.9%。 表4  烧渣筛析分析结果粒级产率（%）品位（%）FeSPbZnSiO2＋0.282.3826.202.660.751.2130.34－0.28＋0.151.5628.121.080.361.1638.73－0.15＋0.14.7347.480.460.230.8121.68－0.1＋0.07418.4257.590.400.220.5911.43－0.074＋0.03737.6460.220.200.180.448.29－0.037＋0.01924.5053.360.220.360.5614.19－0.019＋0.0104.9942.040.410.790.7923.00－0.010＋0.0050.937.890.560.941.0125.50－0.0054.849.340.200.420.268.35

云浮硫铁矿为一大型露天采选联合企业，设计规模为年产原矿石300万t，其中150万t贫矿石入选。而含硫品位36.75%的富矿，经破碎加工得粒度小于3mm的产品。 1.贫矿石性质及选矿工艺 云浮硫铁矿矿石由于含碳，颜色呈黑色、褐色，有用矿物主要是黄铁矿，其次为白铁矿、磁黄铁矿、褐铁矿，少量的闪锌矿、黄铜矿。脉石矿物有石英、方解石、绢云母、碳质等。矿石构造以条带状为主，块状、浸染状其次。 选矿厂设计为一段粗碎，磨矿采用湿式自磨与格子型球磨联合，分级机使用Φ2 400mm高堰式双螺旋分级机，浮选为一粗二精二扫流程，硫精矿浓缩过滤。贫矿石的选矿工艺流程及药剂制度，经过数年的生产实践改进，贫矿石的选矿浮选流程现在改为二粗一精一扫(图4.5.7)。图 4.5.7广东云浮硫铁矿石贫矿选矿工艺流程 选矿厂规模150万t/a，选矿比2.16，使用常规浮选药剂乙基黄药和2#油，获得的硫精矿含硫40%，回收率92.5%。每吨原矿耗电21.75kW·h。自磨机中使用了橡胶衬板。 2.富矿破碎厂 破碎厂工艺流程见图4.5.8。图 4.5.8广东云浮硫铁矿富矿石破碎厂工艺流程 富矿破碎厂规模为150万t/a，富矿含硫36.75%，破碎粒度小于3mm，每吨原矿电耗16.3kW·h。

尽管黄药作为硫铁矿首要捕收剂在许多运用，但其存在必定毒性、难闻的臭味、易氧化分化、对环境带来必定的污染、损伤浮选操作人员及挑选性较弱等许多缺陷，为了下降选矿本钱、进步经济效益、削减对环境的损害，开发贱价、高效、清洁的捕收剂势在必行。近年来选矿工作者在寻觅与开发对硫铁矿兼具捕收才能和挑选性的新式药剂以及对现有的各种捕收剂进行合理调配、组合运用的方面做了许多研讨，取得了杰出的成果;在伴生硫铁矿的浮选中，近年来，寻觅与开发能在低碱条件下按捺硫的按捺剂越来越遭到选矿工作者的注重，开发出了一批有用的组合按捺剂和新式按捺剂。 焦芬等[38]选用丁黄药、680和Mac-10作为捕收剂，在不同条件下对黄铜矿、黄铁矿的浮选行为和实践矿石的分选作用进行了比照实验研讨。结果表明，Mac-10在铜硫浮选别离中具有杰出的运用潜力，捕收才能较丁黄药、680好，而且挑选性好，能在较少的药剂用量时，在中性或许弱碱性条件下，完成黄铜矿与黄铁矿的有用别离。 杨柳毅等人为了提高云南某低档次碳质硫铁矿硫目标，选用反浮选—正浮选新工艺的一起选用浮选功能杰出、报价较低的混合捕收剂402替代之前运用的捕收剂丁基黄药，使硫铁矿精矿档次提高到了42.25%，还将碳质量分数降为1.58%，一起取得硫铁矿收回率为92.96%。 长沙矿冶研讨院刘旭等人研制了一种硫铁矿的新式捕收剂CYS，替代现场运用的黄药对广东某硫铁矿进行实验研讨，不只取得的硫精矿档次更高，还削减了药剂用量。 苏建芳依据安徽某伴生硫铁矿原矿特色，选用原有选硫流程，合作运用新式硫浮选捕收剂AT608及起泡剂BK204，在取得硫精矿档次为41.99%的一起还取得了88.12%的收回率，不只进步了硫精矿目标还使药剂用量大幅度下降(现在AT608用量为115g/t，之前乙基黄药用量为230 g/t)。 穆枭等针对云南蒙自区域高砷含黄铁矿尾矿，运用石灰、、腐殖酸钠和SN等不同按捺剂进行了降砷实验。结果表明，在高碱条件下，有机按捺剂SN对毒砂具有很好的按捺作用，可以使硫精矿中的砷质量分数从1.74%降至0.21%，且简直不影响黄铁矿的浮选收回，硫的收回率保持在85%以上。 在pH=8的条件下，周源、曾娟等研讨了Na2S2O3+焦性没食子酸、NaCIO+焦性没食子酸、CaC12+单宁酸、KMnO4+单宁酸、NaCIO+腐殖酸钠5种组合按捺剂对黄铜矿和黄铁矿可浮性的影响。结果表明，它们都可以在铜、硫浮选别离时作为黄铁矿的按捺剂，只是在挑选性强弱和用量上存在必定的差异，NaCIO+腐殖酸钠是黄铁矿的高效按捺剂，能成功地完成铜、硫别离，并取得较好的技术目标。 周为民对浮铅抑硫流程中按捺剂的品种和用量进行了实验研讨。经过对按捺剂单一运用和混合运用的比照实验，终究挑选在碱性条件下，碳酸钠与硫酸锌的最佳配比为200: 800，取得了很好的选矿目标。 依据江西某铜矿矿石特色，先对铜硫混合浮选，将混合精矿再磨后，周源等人挑选江西理工大学研制的新式按捺剂DT-4号对精矿进行铜硫浮选别离，在低碱介质中有用完成了铜硫之间的别离，取得铜档次为23.45%、收回率为90.38%的铜精矿，硫档次和收回率分别为44.67%、91.63%的硫精矿。 等人对江西某铜银多金属矿在低碱度条件下进行了铜硫别离浮选实验，实验中选用DT系列中的DT-2号在铜硫浮选别离时对黄铁矿进行按捺，取得了杰出的目标。在pH= 8 的低碱度矿浆中取得了档次为22.49%、收回率为88.76%的铜精矿和档次为33.07%、收回率为62.25%的硫精矿，目标质量合格;一起铜精矿中银档次为1 391.6 g/t、收回率为71.59%。 在低碱度条件下，对某铜硫矿石进行了浮选别离实验，周源等人挑选焦倍酸+丹宁对黄铁矿进行高效按捺，该工艺相对于传统的高碱工艺，在提高浮选目标的一起还下降了选矿本钱以及完成了清洁出产。

云浮硫铁矿是我国最大的硫铁矿 云浮县位于广东省，它比安徽卢江、内蒙东升庙、炭宫口等大型硫矿还要大,是我国规模最大的、年产300万吨的硫铁矿山。这座全国已探明的硫铁矿海南石碌铁矿品质很好。攀枝花铁矿伴生了其他金属矿物，但却是很有用的矿物，比如钒钛矿等。    6月28日中午,龙钢集团大西沟矿矿体硐室剥离成功爆破,这为龙钢高速发展筑起了资源的平台,也标志着我国最大菱铁矿。据悉,大西沟铁矿现已探明铁矿石总储量3.02亿吨,是迄今我国探明的最大菱铁矿床,占陕西省铁矿总储量的47.6%。

浮选柱是一种高效的浮选设备，相对槽式浮选机具有结构简单、占地面积小、制造周期短、能耗低等优点。近几年浮选柱在硫铁矿选矿方面的应用研究有所增加。 杨琳琳等利用新型选矿设备环形浮选柱对某硫铁矿进行了试验研究，获得了精矿品位49.44%，回收率99.15%的良好指标，证实了环形浮选柱比XFD浮选机对选别此类硫铁矿所具有的优势。 吴焕勋等介绍了云浮硫铁矿细粒级矿浆的选矿实践，一是采用单独浮选处理，二是分配到贫矿线3个系列浮选处理，通过完善浮选前段细泥去除工序，稳定溢流入选量，对降低溢流选矿尾矿品位取得一定成效。为进一步降低溢流选矿尾矿品位，提高回收率，与中国矿业大学合作进行了硫铁矿旋流—静态微泡浮选柱分选半工业试验研究，探索-3mm硫铁矿的分级溢流选矿处理新工艺。 黄根等为使广东某硫铁矿生产-3 mm产品过程中产生的矿泥得到高效利用，采用2 台φ400 mm×4 000mm旋流—静态微泡浮选柱在现场对该矿泥进行了1 粗1 精柱式浮选半工业试验。首先通过条件试验确定了合适的处理量、药剂制度以及浮选柱中矿循环泵压力，然后进行72h连续运转，获得了硫精矿硫品位为48. 46%、硫回收率为93. 71%的良好指标。与现场采用浮选机的选别指标相比，硫回收率提高了约13个百分点。 霍涛等采用不同的浮选设备对某硫铁矿浮选尾矿进行了再选试验研究。结果表明，当采用浮选机一粗二精二扫闭路流程时，可以得到品位为33.48%、回收率为65.28%的硫精矿。而采用浮选柱一粗一精一扫流程进行闭路试验，可以得到品位为32.84%、回收率为70.16%的硫精矿，虽然精矿品位略有降低，但回收率提高了近5个百分点。 何青松等分析了重庆南桐矿业公司干坝子选煤厂和南桐选煤厂的选硫工艺流程及存在的问题，提出采用新型HQS重介质旋流器—小直径重介质旋流器—浮选柱联合工艺实现对煤系硫铁矿的高效深度分选，并探讨了该工艺的经济、技术可行性。

硫铁矿选矿以浮选为主，重选为辅。选别药剂以黄药为主，有乙基黄药、丁基黄药、异丁基黄药。有的选厂现用新开发的药剂，如广东某选矿厂用HH－1药剂为捕收剂，其捕收才能强于丁基黄药。有的选厂将不同类黄药组合运用，如金山店铁矿选用乙黄药与异丁基黄药按4∶1的份额组合，作为捕收剂。按捺剂用水玻璃按捺石英及硅酸盐矿藏，用玉米淀粉和按捺MgO等，起泡剂用2#油。 硫铁矿选别工艺一般为一粗、二精即可到达要求。质料来历有硫铁矿矿石、选铜尾矿、选铁尾矿、选铅锌尾矿、选钼尾矿等等。如安徽某硫铁矿选矿厂选铜尾矿浓缩脱水、脱药后，60%浓度的底流用酸性水调浆至30%～35%后，选用一粗、二精选硫，可得到45%档次的硫精矿，回收率92%，年产量35.75万t。 广东某选矿厂选用一段闭路磨矿、一粗、一精、二扫，产出硫档次大于45%的硫铁矿。

一、概述 南京云台山硫铁矿坐落南京江宁区境内，其坐落云台山矿段的矿体整体挖掘档次低，首要有用矿藏为硫铁矿，平均在17%左右，直接供应困难。但矿石嵌布粒度较粗，可测验使用重选办法进步档次。经过对矿石的重力可选性进行研讨以及矿石各个等级的档次进行研讨，为硫酸车间烧混合矿，发生高档次粉矿拟定合理的工艺流程。 二、重选实验－硫铁矿重液别离 （一）矿样来自采选车间，已破碎筛分红7个等级，粒度规模为－20＋0mm，原矿档次为17.02% （二）仪器、器皿、药剂 仪器：天平、破碎制样设备、拌和器 器皿：脸盆、样盆、筛子、烧杯、容量瓶、网眼勺等 药剂：、碘化钾 （三）实验进程简述 1、取6公斤矿样，分红－20＋3、－3＋0两个等级，－20＋3等级样在3mm筛子上用水冲刷、搜集筛上筛下物，别离烘干、称重，筛下物制样、化验； 2、称取碘化钾1.5kg、1.86kg,加水537.6ml混合、拌和至全溶，测比重； 3、取上述重液别离配成比重为2.85、2.75、2.70、2.65克/毫升的重液300ml； 4、将第一步搜集的筛上物烘干、冷却后在上述重液里按从大到小的次序分红五个产品,别离将这些产品洗净、晾干、称重、破碎、制样、化验。 （四）实验成果 －20＋3毫米黄铁矿重液实验成果请看表1。 表1   －20＋3毫米黄铁矿重液别离实验成果 从上表能够看出粒级为－20＋3mm的黄铁矿重液别离后，假如把比重小于2.85克/cm3的矿石悉数丢掉可得到作业回收率为84.2%，作业档次为21.65%，作业抛废率为50.9%。归纳考虑洗矿，原矿中－3＋0毫米矿，可得到如下成果。从上表能够看出粒级为-20+0mm的黄铁矿矿石，假如扔掉-20+3毫米矿石中比重小于2.85g/cm3的矿，可得到总回收率为92.0%，总精矿档次为23.29%，总抛废率为34.3%，废矿中的档次为3.92%，已大大低于硫铁矿的使用价值。当矿石档次到达22%以上时，破碎成粉矿可直接进入混矿欢腾炉中焙烧制硫酸。 依据表Ⅰ数据，画出可选性曲线l曲线和b曲线如下：l曲线形状为反S形，标明云台山硫铁矿矿石重选可选性好，为易选矿石。 依据上述实验，咱们能够得到如下定论： （1）云台山硫铁矿矿石破碎到-20毫米时，在静态条件下分选可使原矿档次从17.12%进步到23.29%，回收率可到达92.0%，这时抛废率为34.3%，废矿档次为3.92%。目标是抱负的。 （2）依据l曲线和b曲线分析，云台山硫铁矿矿石对重选来说为易选矿石，在破碎到必定的粒度时用重选的办法进步矿石档次，直接到达产品矿的标准是完全可能的，也是经济可行的。 （3）重选后的精矿可直接碎成粉矿进入硫酸车间大炉焙烧。或许再进入浮选，选出高档次的精矿，这时能大大进步浮选的处理才能，大大下降浮选的本钱。 参考文献： [1] 《矿石可选性研讨》中南矿冶学院　许时等； [2] 《碎矿与磨矿》　昆明工学院　李启衡； [3] 《重力选矿》　武汉化工学院　顾国杰。

一、硫的存在形式 硫铁矿烧渣中的硫主要有：未完全烧结的硫铁矿、硫酸盐、和部分可溶性硫化物。由于时间和经费的原因，该部分内容未进行深入研究。因此，只能根据指标判断。 二、机械脱S 由下表可以看出，原料粒度较细，－200目含量为57.8%，铁主要集中在－0.1～＋0.019mm的粒级中，并且铁的品位较高。S则主要集中在粗粒级中，而＋0.15mm级别中铁的品位较低，且＋0.15mm级别仅占烧渣的3.9%。因此，将硫铁矿烧渣（干矿）用100目过筛，筛下产物S的含量将大大降低，筛上级别可考虑回收硫。 表  烧渣筛析分析结果粒级产率（%）品位（%）FeSPbZnSiO2＋0.282.3826.202.660.751.2130.34－0.28＋0.151.5628.121.080.361.1638.73－0.15＋0.14.7347.480.460.230.8121.68－0.1＋0.07418.4257.590.400.220.5911.43－0.074＋0.03737.6460.220.200.180.448.29－0.037＋0.01924.5053.360.220.360.5614.19－0.019＋0.0104.9942.040.410.790.7923.00－0.010＋0.0050.937.890.560.941.0125.50－0.0054.849.340.200.420.268.35 硫铁矿烧渣焙烧过程中所产生的S、SO2、SO3等吸附在烧渣孔隙中，与烧渣中的活性元索高温下生成盐类。这类游离态硫、SO42－和可溶性SO42－形态存在的硫均溶于水，选别时可用溶解和冲水法将此部分硫除去。经过磨矿后，会使矿物达到较高的单体解离。在选别前搅拌一定的时间，可使S的脱除率提高50%～60%，烧渣中S的含量降为0.35%左右。 烧渣在流程中经过螺旋溜槽的擦洗，会将烧渣中不溶于水的FeS和FeS2以及部分可溶性的硫酸盐脱除，自然降低烧渣中的硫和硅的含量。此时，烧渣中S的含量约为0.2%左右。 其他脱硫方法，由于时间和经费的原因，无法进行，而且硫的含量已经达到课题的要求，所以也没有进一步深入研究的必要。

一、生产规模是年处理硫铁矿尾矿渣10万吨，也就是日处理300吨原料的选矿厂。 二、设备配制：设备选型、根据选矿工艺流程而定。客房提供情况是，从硫铁矿尾矿渣中、分选出硫、S属单一选矿。尾矿渣含硫26%，要求产品硫精矿45%。 三、工艺流程的确定：需要了解硫铁矿尾矿渣的物料性质，如果是硫铁矿原矿浮选后的尾矿渣，单体硫元素很少，已经被浮选回收。而尾矿渣中含硫还有26%。经分析可能是浮选工艺技术使用不妥、磨矿细度粗等问题所致，因此，尾矿渣中26%的硫是黄铁矿或者是硫化铁矿、所以工艺流程确定为： 上料设备→给料器→球磨机→搅拌槽→浮选机。 根据以上分析和流程工艺的确定，产品要求到达45%是没问题。 四、选厂车间面积，需要800m2—1000m2。 五、水、电耗量：全套选矿设备总动力为200千瓦/小时。每天24小时运转生产，共用电3500度—4000度。 用水量是700立方—800立方。 六、成本核标：每吨尾矿的生产成本为： ①电 费： 10元左右/吨 ②药 剂： 8—10元/吨 ③工 资： 5元/吨 ④水 费： 1.5元/吨 ⑤机械折旧： 5元/3年/吨 ⑥总 计： 31.5元/吨 七、回收率、因为贵方没有委托我们公司技术部门做选矿试验、所以我们没办法解答贵方的尾矿渣的回收率，根据我们对别的客房技术指导的同类物料的情况，回收率是90%以上的回收率供参考。 八、环保影响： 贵方的尾矿渣它有原来的尾矿库，建议就原地建厂，或者附近建厂：①减少运输费用。②原地已经有环保部门的许可证、尾矿渣在哪里就原放在哪里，这是最好的办法。③选过的尾矿渣不要乱丢弃，尾水可以循环利用。不要乱排放，对环境是没有影响的。

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。

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

金属矿藏有黄铁矿、磁黄铁矿和少数磁铁矿、赤铁矿、毒砂、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、辉铜矿、斑铜矿、辉铋矿、白钨矿。脉石矿藏有透辉石、石榴石、绿帘石、绿泥石、蛇纹石、方解石等黑石岗、大田、青矿等硫铁矿脉状黄铁矿床各类岩石金属矿藏以黄铁矿为主，尚有少数方铅矿、闪锌矿、黄铜矿。脉石矿藏以石英为主，其次为长石、绢云母、高岭土，偶然有方解石、白云石、石墨等。常见氟超越一般工业要求锦潭、牛角弯等硫铁矿煤系堆积黄铁矿床首要产于石灰、二叠系的煤系地层中，以粘土岩为主，其次为粉砂岩、凝灰岩金属矿藏为黄铁矿和少数白铁矿，有时有黄铜矿、铝土矿，多呈结核状，含碳量较高。脉石矿藏有粘土、石英；偶然有水云母、绿泥石。有害杂质：氟超越0.05%、碳超越8%大树、柏山、阳泉、松滋、刘家山等硫铁矿产于磷酸盐中的磁黄铁矿床结晶石灰岩、白云质大理岩金属矿藏以磁黄铁矿为主，有少数黄铁矿，其次为毒砂、方铅矿、闪锌矿。脉石矿藏有石英、长石、透辉石、石榴石、磷灰石、石墨等张家沟、马房子、三王村等硫铁矿表2 国内外硫铁矿选矿目标表序 号选矿厂 称号规划 万 t/a矿床类型及矿藏组分工艺流程简介产品称号选矿目标，%γαβε1向山硫铁矿选矿厂80产于陆相火山岩系中的黄铁矿床。矿藏组分以黄铁矿为主，含少数磁铁矿、赤铁矿，部分有微量黄铜矿。硫首要产于硫铁矿中，少数含于明矾石、石膏等硫酸盐矿藏中（含量占全硫的37%）。有害元素：铅、锌、砷含量较低，氟含量较高。氟矿藏首要为萤石碎矿：三段一闭路；磨矿：一段闭路；浮选：一次粗选；矿浆pH＝8～9；脱水：两段硫精矿28.2210.5632.4286.632龙游硫铁矿选矿厂10产于陆相火山岩系中的黄铁矿床。矿藏组分首要有黄铁矿，含少数闪锌矿、方铅矿、褐铁矿、石英、长石、绢云母、滑石、高岭土、绿泥石等碎矿：两段开路；磨矿：一段闭路 浮选：一次粗选（浮选柱），矿浆pH=7～8；脱水：两段硫精矿30.8712.7137.0790.033雁门硫铁矿选矿厂15产于碳酸盐类岩石和砂页岩中的黄铁矿床。矿藏组分以黄铁矿为主，含少数白铁矿，微量闪锌矿、白云石和少数有机岩，石英碎矿：三段开路；磨矿：一段闭路 浮选：一粗，二扫，矿浆pH=6.8～7.4硫精矿30.7012.5937.6891.884五莲县七宝山硫铁矿选矿厂15产于碳酸盐类岩石和砂页岩中的黄铁矿床。矿藏组分有黄铁矿、碳酸盐、绢云母、石英，少数磁黄铁矿、磁铁矿、磷灰石等和少数金、银碎矿：两段开路 磨矿：一段闭路 浮选：一粗，二扫，矿浆pH=7～8；脱水：沉积池硫精矿13.295.0533.6888.665大田硫铁矿选矿厂6～7矽卡岩型黄铁矿床。矿藏组分为黄铜矿、闪锌矿、黄铁矿、石榴石、透辉石、绿泥石、透闪石、方解石、石英等碎矿：一段闭路；磨矿：一段闭路浮选：铜硫混合浮选，混合精矿加石灰抑硫浮铜，其尾矿加活化剂CuSO4浮硫脱水：两段硫精矿 铜精矿49.27 0.7317.34 0.2732.65 15.1192.77 40.856潭山硫铁矿选矿厂16.5矽卡岩型黄铁矿床。矿藏组分为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、菱铁矿，其次为磁铁矿、石英、石榴石、透辉石、绿泥石、方解石、粘土等碎矿：两段闭路；磨矿：一段闭路；浮选：铅、锌、硫混合浮选，铅锌与硫别离得铅锌混合精矿；脱水：两段硫精矿 铅精矿 锌精矿40.11 11.20 同上16.64 2.69 5.7931.62 17.39 34.0876.22 72.42 65.927松滋硫铁矿选矿厂12煤系堆积黄铁矿床。矿藏组分以黄铁矿为主，尚有少数白铁矿、粘土、碳质、石英等碎矿：降至35～40mm；磨矿：一段棒磨。重选：粗选用螺旋槽，扫选用溜槽，粗选中矿用摇床扫选硫精矿30.6612.9436.2185.798[苏]罗兹多尔700～750（1974年）石灰岩型、石灰岩-粘土型、粘土型三种类型硫矿床。矿藏组分为天然硫、方解石、石英、石膏、白云石、天青石等碎矿：两段开路加棒磨；磨矿：一段闭路；浮选：一粗，三精得榜首精矿，粗选尾矿分级再磨，经四次精选得第二精矿精矿26.2621.7068.5983.00赤铁矿，部分有微量黄铜矿。含硫档次15.49%，硫首要含于黄铁矿中，少数含于明矾石、石膏等硫酸盐矿藏中，有害元素铅、锌、砷含量较低，氟含量较高，平均为0.298%，氟矿藏首要是萤石。脉石矿藏中性斜长石、高岭土、绢云母、绿泥石、白云母、石英、角闪石、磷灰石、阳起石等，其间高岭土散布较广。矿石含硫大于23%为富矿，含硫13%左右为贫矿;富矿为细密块状及粉末状，贫矿首要为细粒浸染状。当时按硫精矿产品质量要求，富矿及贫矿均需选矿。矿石嵌布特性：黄铁矿多呈浸染状、星散散布，晶体不规则，晶形很小，首要散布在细粒石英岩中，一起与少数的绢云母胶结在一起。浸染状黄铁矿最大粒度为1.5～2mm，最小为0.005mm以下，一般为0.1mm左右。呈粒状及块状散布的黄铁矿易选，呈散点状和乳浊状散布的较难选。脉石矿藏如粘土质的高岭土、绿泥石、绢云母等影响分选目标。当选原矿水分7%左右，含泥5%。普氏硬度：细密块状黄铁矿f=7，细粒松懈状黄铁矿f=1～2，浸染状矽化黄铁矿f=3～4。矿石密度2.6～2.8t/m3，松懈密度1.69t/m3。矿石多元素分析见表3。表3 矿石多元素分析表元素SSiO2Fe2O3Al2O3K2O＋Na2OPCoAsCaOMgOF含量，%13.4051.9319.4111.291.980.210.00780.0048微量微量0.298二、工艺流程：选矿工艺流程。选矿工艺目标见表4，单位耗费目标见表5，首要设备见表6。表4 选矿工艺目标表目标1981年1982年1983年1984年原矿档次，% 精矿档次，% 理论收回率，% 实践收回率，% 理论精矿产率，%11.26 33.07 85.93 82.59 29.2610.43 33.33 87.92 85.86 27.649.88 32.39 87.85 87.88 26.8010.63 32.72 86.69 86.19 28.17表5单位耗费目标表(按原矿计)项目单位1981年1982年1983年1984年黄药石灰 钢球 滤布 水① 电kg/t kg/t kg/t kg/t m2/t m3/t kW·h/t0.158 0.060 9.85 1.48 0.0037 23.530.198 0.061 8.32 1.64 0.0039 25.020.190 0.054 6.72 1.51 0.0038 3.55 22.420.169 0.049 8.18 1.43 0.0047 3.70①指井下水、尾矿水、精矿浓缩溢流水。 表6 首要设备表序号设备称号及规格数 量（台）1 2 3 4 5 6 7 8 9 10PEF600×900颚式破碎机 Φ1650标准型圆锥破碎机 Φ2100短头型圆锥破碎机 SZZ1500×3000悬挂式振动筛MQG2700×2100格子型球磨机 2FLG-2000双螺旋分级机 XJK-2.8浮选机 TNB-24m周边传动式浓缩机40m2外滤式圆筒真空过滤机 40m2折带式圆筒真空过滤机1 1 1 2 3 3 48槽 2 3 1三、该厂特色(一)原规划为酸性浮选pH=4.5左右，1966年以石灰为调整剂改为碱性浮选pH=8～9，作用很好，该经历已在全国硫铁选矿厂普遍推广;(二)出产用水为井下水、尾矿回水、浓缩精矿溢流水、厂内地面水会集沉积并用石灰净化的水; (三)废水管理较好，到达国家废水排放标准;(四)部分磨矿分级体系完成了给矿、浓度和细度自动检测和调整; (五))浓缩机排矿用压缩空气自动控制放矿阀门，以安稳过滤机给矿;(六)增设CYT磁选机，归纳收回浮选尾矿中的铁。

硫铁矿烧渣中各种顺磁性物质的比磁化系数变化范围比较窄，磁性差异较小；硫铁矿烧渣铁矿物的氧化程度均不完全，除部分形成磁铁矿（Fe3O4）外，大部分为假象、半假象赤铁矿（Fe2O3）。深度氧化的赤铁矿在大多数硫铁矿烧渣中含量不多，因此磁选要求的磁场强度比较低，中场强磁选就可以使部分铁矿物得以回收。 硫铁矿烧渣中主要铁矿物的比磁化系数虽然比天然矿物低，但与脉石矿物的磁性差异仍很大，采用磁选法进行分离，其中关键因素是有用铁矿物与脉石矿物的单体解离。该硫铁矿烧渣曾在昆明理工大学和昆明冶金研究院不同的磁选设备上进行过磁性矿物分离的试验研究，经试验表明该硫铁矿烧渣可以用磁选的方法加以选别。（见下表）表  磁选探索性试验产品名称产率（%）品位（%）回收率（%）FePbSFePbS精矿1#23.6660.170.310.5528.4821.577.48尾矿2#76.3447.610.312.1171.5278.4392.52精矿3#37.6060.790.300.4347.2033.189.29尾矿4#62.4043.010.302.5352.8066.8290.71将硫铁矿烧渣用100目的筛子筛去粗级别物料，细级别的筛下产物进行磁选。选用XCRS－φ4000×240电磁湿式多用转鼓弱磁选机（湖北探矿机械厂）。一部分直接磁选，所得产品为1#和2#；另一部分用棒磨机磨矿2分钟，再进行磁选得到3#和4#产品。磨矿浓度C＝50%。 用磁选处理硫铁矿烧渣，得到较高的铁精矿品位，可达到61%以上，但精矿的产率较低，回收率也不高。经磨矿处理的烧渣明显要比没有磨矿的磁选效果好，精矿的产率和回收率分别为37．60%和47．20%，Pb的含量影响不大，但S的含量降低。由此可见，单一的磁选工艺达不到较好的选别指标，需要和重选等其他工艺配合使用。

由于硫铁矿烧渣中主要回收利用的矿物为Fe，在碱性条件下，可以用淀粉作为抑制剂，十二胺作捕收剂浮选石英等脉石矿物，反浮选的方法回收尾矿中的铁矿。

硫铁矿的选矿工艺：硫铁矿选矿以浮选为主，重选为辅。 选别药剂以黄药为主，有乙基黄药、丁基黄药、异丁基黄药。 有的选厂现用新开发的药剂，如广东某选矿厂用HH-1药剂为捕收剂，其捕收才能强于丁基黄药。 有的选厂将不同类黄药组合运用，如金山店铁矿选用乙黄药与异丁基黄药按4∶1的份额组合，作为捕收剂。按捺剂用水玻璃按捺石英及硅酸盐矿藏，用玉米淀粉和按捺MgO等，起泡剂用2#油。 硫铁矿选别工艺一般为一粗、二精即可到达要求。 质料来历有硫铁矿矿石、选铜尾矿、选铁尾矿、选铅锌尾矿、选钼尾矿等等。如安徽某硫铁矿选矿厂选铜尾矿浓缩脱水、脱药后，60%浓度的底流用酸性水调浆至30%～35%后，选用一粗、二精选硫，可得到45%档次的硫精矿，回收率92%，年产量35.75万t。

尾矿中选硫铁矿的技能：硫铁矿石是化学工业的重要质料之一，首要用于农业，橡胶、造纸、纺织、视频、火柴等部分，特别是用以制作各种和发烟剂等。 硫铁矿石一般包含黄铁矿、磁黄铁矿和白铁矿三种矿石。因为自身可浮性极好，在一般情况下很容易与硫化矿藏的有用捕收剂黄药发作标明反响，生成双黄药而疏水，因而在硫矿矿山选矿进程中一般选用浮选的办法，此法无疑是一种好办法、但因为浮选法是将硫化矿单体与脉石别离，浮选进程必须在较细的粒度下进行，出产成本较高，因而部份低档次硫铁矿矿石因为不能取得经济效益，而随尾矿丢掉和堆存在采矿场;有些矿山虽含硫较高，因受药剂准则或需添加很多活化剂与捕收剂等原因，使得硫的也难以实现有用的收回。形成资源糟蹋和环境污染。 针对矿山低档次硫铁矿，咱们依据黄铁矿及黄铁矿富连生体与脉石矿矿藏之间存在着显着的比重差异，开发了多种流程简略、设备出资小、出产成本低收回硫铁矿的重选新工艺选矿工艺和新设备。给厂商带来了明显的经济效益。 2002年至2004年间，针对我国最大黄铁矿出产基地-云浮硫铁矿采矿工区堆存的细密块状硫铁矿矿石，不磨矿的条件下，选用分级-粗粒跳汰-细粒螺旋的重选工艺流程，当原矿含硫28.03 %时，取得了含硫37.11 %、 收回率为 84.06 %的选别目标，该工艺是处理难选低档次硫铁矿原矿的有用手法。 上世纪80年代末，我国某铜矿山，原矿含硫高达30%，因为药剂准则等原因，硫浮选收回率只要40%左右，很多黄铁矿丢失，每年约有5万吨黄铁矿丢失在尾矿中。为充分利用资源，选用咱们开发的重选收回黄铁矿的办法，从现场浮硫尾矿中再收回黄铁矿，经方案规划、研讨比照，断定了合理的工艺设备，并完成了重选收回黄铁矿的规划、装置、调试，使该矿每年多收回标准硫精矿4.44万吨，直接净增效益272.3万，别的，因为削减尾矿运送费用，添加尾矿坝效劳年限，削减环境污染等全年净增效益400万元。如按现在硫的报价行情，直接年净增效益可达1000万元。本办法具有流程简略、操作便利、出资省、见效快、占地面积少、选矿设备自身无动力耗费等特色，对多金属硫化矿具有遍及的推行价值，经专家判定，属国内首创，获部级科技进步奖。

炭窑口硫铁矿坐落内蒙古自治区巴彦淖尔盟，属变质岩中的多金属硫化矿床。采选规划120万t/a。 原矿中有用矿藏首要有黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿、磁黄铁矿、磁铁矿和方铅矿。脉石矿藏首要有方解石、白云石和石英，其次有长石、绿泥石、云母等。 黄铁矿多与磁黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿严密共生，浸染状结构;黄铜矿多呈不规则状充填于前期矿藏空隙，还有部分黄铜矿在闪锌矿中呈乳滴状结构;闪锌矿呈他形晶充填或呈浸染状散布于脉石中;磁黄铁矿呈乳滴状散布于闪锌矿中。原矿首要有铜硫矿石和硫锌矿石两种类型，矿石中有铜、锌首要呈原生硫化物存在，次生铜和铜锌氧化物较少。 两种矿石类型通过多计划的选矿试验，串流浮选工艺流程比两种矿石的独自分选有明显的优越性，故而在选矿厂的规划中选用了串流浮选工艺。试验的矿石为硫锌矿石∶铜硫矿石=2∶1混合后浮选。选用无工艺，用Na2SO3替代NaHSO3分选作用适当。串流浮选工艺流程见图4.5.9。串流浮选工艺流程成果见表4.5.11。 表4.5.11串流浮选试验成果

经过各个试验的流程比较，对该种硫铁矿烧渣而言，最理想的工艺流程为二段磁选－螺旋溜槽，并通过试验确定了最佳的工艺条件，可以得到Fe品位为62.63%，累积回收率为78.08%，S的含量降为0.23%。下表为铁精矿成分分析，数质量流程图见图1。另外，用螺旋溜槽－磁选和磁选－反浮选也可以得到较好的指标。表1  二段磁选－螺旋溜槽铁精矿成分分析(%)产品名称FeSSiO2PbZnCu铁精矿（Ⅰ＋Ⅱ）62.230.239.470.240.360.32图1  二段磁选－螺旋溜槽数质量流程 以上各个工艺均是在开路条件下进行的流程试验，在二段磁选－螺旋溜槽联合工艺流程的基础上，进行了闭路流程的试验，结果与开路条件得到的铁精矿指标差不多。 昆明冶金设计研究院曾用此硫铁矿烧渣开发生产铁红产品。比较了直接用硫铁矿烧渣原料与经上述工艺选别出的铁精矿制备铁红的产品质量，用铁精矿生产出的铁红产品，质量与色泽上都明显优于用硫铁矿烧渣原料制备的铁红产品。

一、制砖 普通墙体砖是建筑业用量最大的建材产品，而国家为了保护农业生产，制定了一系列保护耕地的措施，因此制砖的黏土资源越来越显得紧张，利用硫铁矿烧渣制砖不失为一条很好的途径。由于硫铁矿烧渣中二氧化硅、氧化铝等活性物含量较低，须加入少量煤渣、煤灰，并以石灰作胶凝材料，将硫铁矿烧渣配料混合、轮碾、加压成型、蒸气养护等工序制得成品砖。硫铁矿烧渣不仅可以生产出普通的墙体砖，而且可以制备彩色的墙砖、彩釉等。 上海硫酸厂参照灰砂砖《JC153－74》标准和煤渣砖《沪QIFO－004－79》标准，测定了硫铁矿渣砖的性能。与灰砂砖、煤渣砖进行比较，结果表明，除容重（比重）偏重外，硫铁矿渣砖的性能超过煤渣砖，与粘土砖相近，并且硫铁矿渣砖的性能良好，可在实地建筑中应用。用硫铁矿渣制砖可大大减少因制砖造成的农田毁坏，又可减少硫铁矿渣的堆放场所，改善对环境的污染。 二、水泥副料 利用硫铁矿烧渣作水泥助熔刑，不但可以较正波特兰水泥原料混合物的成份，增加其氧化铁的含量，减少铝氧土的模数值，还可以增加水泥的强度，增强耐矿物水浸蚀性、降低其热折现象。另外，还可以降低焙烧温度，因而对降低热消耗、延长焙烧炉耐火砖的使用寿命有好处。水泥生产对硫铁矿烧渣质量没有严格要求，含铁30%即可用。用硫铁矿烧渣代替铁矿粉作为水泥烧成的助熔剂是其综合利用的一个方向，特别适合含铁量低或含硫、砷等杂质较多的硫铁矿渣的处理。 德国、意大利、丹麦、西班牙的一些公司曾用硫铁矿烧渣、燃料煤粉、无烟煤粉、石灰石、石灰混合加入球磨机，经细磨后，进行造球，干燥送入回转窑（温度1600℃），在窑内铁矿物经还原、渗碳、熔化成铁水，定期放出在炉前铸铁；在窑内烧制成部分略软粘的水泥熟料，排出后再经磁选，分离出约10%的粒铁，其余经球磨后即制成水泥。

武山铜矿属含黄铁矿型高硫矿床，原矿平均含硫25%以上，目前选矿厂处理的是次生富集带向原生带过渡的矿石。原矿中含铜矿物以蓝辉铜矿、辉铜矿等次生硫化铜矿物为主（约占55%～60%）。这些次生铜矿物容易过磨和氧化产生铜离子，强列活化黄铁矿。虽经洗矿，但铜离子的脱除率一般只有50%左右，其余的随洗矿后的矿石和矿浆进入磨矿作业，给铜硫分离带来很大困难，直接影响选矿指标。在原设计和生产中，均采用抑硫浮铜的原则流程，为抑制被铜离子活化的黄铁矿，确保优先浮铜的精矿品位，在磨矿过程中添加15kg/t的石灰，铜粗选pU高达12，在强碱高钙的作用下，黄铁矿被强烈抑制（可浮性较差的铜矿物也受到不同程度的影响），加之A型浮选机充气搅拌效率不高，较粗粒级难选上来而损失于尾矿中，因此，铜、硫选别指标均不高，浮选尾矿中仍含有22%～26%的硫。       根据现场实际，通过小型试验、设备选型、工业试验和生产实践，选厂采用重选流程回收浮选尾矿中的硫铁矿，生产流程为：从生产上的最后一槽选硫浮选机中引出矿浆，筛除木屑扣，由3号沃曼泵扬至固定或矿浆分配器，再由旋转式矿浆分配器均匀地分别给入20台螺旋选矿机。重选尾矿自流进入尾矿取样和输送系统；硫精矿由2号胶泵扬入生产主系统的硫精矿取样和脱水系统中，中矿返回3号沃曼泵。重选回收硫工程于1989年6月正式投产，每年可从选矿尾矿中回收1.6～1.7万t硫精矿，使硫的总回收率提高6.23%～12.24%，每年实际净增利税60.38～105.03万元。