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

矿区坐落包头市。系我国闻名的特大型铁、稀土、铌归纳矿床。该矿床称为“白云鄂博式”矿床，其成因议论纷纷：有以堆积蜕变为主、热动力蜕变-热液效果屡次叠加改造的杂乱矿床。别的，还有特种高温热液告知；堆积-热液告知蜕变；含稀有金属碳酸岩浆火山堆积；碳酸岩浆侵入和古台凹(内海)半关闭的湖相堆积和层控铁矿与堆积-动力蜕变等成因观点。    该矿区包含主矿、东矿、西矿和东介格勒等矿段。长18km，宽1～3km，面积54km2。出露地层首要为中元古界白云鄂博群。白云鄂博群为一套浅海相类复理式缔造，由石英岩、砂岩、板岩和结晶灰岩组成。按其岩性组合分为9个岩组，20个岩段。矿区出露4个岩组9个岩段(H1～H9)。规划巨大的铁、稀土、铌矿床赋存在由黑色灰岩、白云质灰岩和白云岩组成的第8岩段(H8)，岩段厚270m，最厚870m。在该岩段上部为第9岩段(H9)，H9为淡色—暗色硅质板岩、钙质板岩，夹深灰色蜕变细粒石英砂岩，厚160m，该岩段以富含钾为其特色。暗色板岩含K2O 8%～10%，最高达15.7%；淡色板岩含K2O 9%～15%，并伴有较高的镧、铈、铌和放射性元素。矿区内白云鄂博群地层为一东西向向斜结构，矿体产状与围岩共同，并严厉受向斜结构操控。    区内出露的花岗岩有灰白色片麻状黑云母二长花岗岩，呈脉状，东西向延伸，侵入于H3板岩和H8白云岩中；浅灰黄色细粒似斑状黑云母花岗岩，呈岩盘状、脉状散布于矿区南部、北部和西部。这两种花岗岩，均属海西晚期产品。别的，还有中基性辉绿岩、闪长岩、闪长斑岩、钠长石岩和酸性伟晶岩、花岗斑岩、石英斑岩脉岩等。    矿体规划：东矿体长1200m，宽50～350m，呈透镜状；主矿体长1250m，宽410m，呈透镜状；西矿体：向斜结构操控矿体显着(图3.2.20)。共有5个首要矿体，长600～4100m，均匀厚2.8～27m，矿体呈似层状、透镜状；东介格勒矿体：由多个不相连的小矿体组成，长数十米，宽数米到十余米，东西走向，倾角50°～70°。    矿藏品种繁复，已发现有110余种。其间，铁的氧化物有磁铁矿、赤铁矿、假象赤铁矿、褐铁矿等，是本矿床首要铁矿藏；碳酸盐矿藏首要有菱铁矿、镁菱铁矿、铁镁菱锰矿、铁白云石；硫化物有黄铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿、方铅矿、黄铜矿等；硅酸盐矿藏首要有钠闪石、钠铁闪石、黑云母、霓石等；铌(钽)矿藏有铌铁矿、锰铌铁矿；易解石类矿藏有烧绿石、钛铁-铌铁矿、包头矿、铌钙矿、褐铈铌矿、褐钇铌矿等；稀土矿藏以独居石、氟碳铈矿为主，其次有黄河矿、褐帘石、氟碳铈矿、氟碳钙铈矿、铈磷灰石、大青山矿、碳铈钠矿等；铀(钍)矿藏有方钍石、钍石；含矿藏有烧绿石、β-钙菱矿、钙菱矿等；含矿藏有钛铁矿、铁锰矿和菱锰矿等。    矿石结构、结构杂乱，呈自形—半自形粒状晶质、他形晶镶嵌、告知剩余、花岗变晶、不等粒结构等。矿石结构为块状、浸染状、团块状、条带状、网脉状、斑杂状、角砾状、胶状和环带状等结构。    依其矿藏组成可分为细密块状磁铁矿，细密块状赤铁矿、白云石型磁铁矿、石英型磁铁矿、萤石型磁铁矿或赤铁矿、霓石型磁铁矿、云母型铁矿、角闪石型铁矿和菱铁矿矿石。    稀土类矿藏和含铌矿藏与铁矿伴生，稀土含量与铁矿档次呈负相关。在西矿及其围岩圈出348个铌矿体，其长500～600m，均匀厚80～88m，延深300～340m。    累计探明铁矿石储量(A+B+C+D级)14.67亿t，其间A+B+C级为8.83亿t，稀土氧化物8600万t，Nb２Ｏ５　280万t，还伴(共)生有萤石、重晶石。    矿石均匀档次：TFe 33%～35%，F 0.4%～0.8%，S 1.2%～1.9%，P 0.4%～0.8%，Mn 0.6%～2%，Nb2O5 0.07%～0.28%，TR2O3 3%～6%。    白云鄂博主矿、东矿正在挖掘，规划露天矿规划1200万t/a。

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实验，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。实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下图。串流浮选工艺流程成果见下表。

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。

王红梅 （山东金岭铁矿 选矿厂，山东 淄博 255080 ）摘　要：内蒙古磁铁矿矿石性质较复杂，含铁36.22%，含硫1.197%，磁铁矿嵌布粒度细，有害元素硫不易脱除，研究确定了先浮后磁的选矿工艺流程。采用反浮选脱硫，并通过试验确定了磨矿粒度-0.074mm90%、异戊黄药用量150g/t、2#油用量60g/t、矿浆pH值为5.5、硫酸铜用量400g/t的最佳选矿条件，验证试验表明，铁精矿品位可达64.81%，铁回收率72.82%，铁精矿含硫仅为0.415%。关键词：选矿工艺；磁铁矿；磨矿粒度；浮—磁联合流程中图分类号：TD951　　 文献标识码：B　　 文章编号：1004-4620（2004）05-0051-02　　内蒙古磁铁矿为矽卡岩型矿石，主要有用矿物为磁铁矿，伴生矿物有黄铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿等。脉石矿物主要是石英、方解石等.磁铁矿嵌布粒度细,有害杂质主要是硫。研究要求铁精矿含铁品位不低于64%，精矿含硫低于0.5%，同时探讨铜、钴回收价值。1 试样的制备及原矿化验指标　　试验所用矿样最大矿石粒度150mm。将矿样破碎至2mm以下，用堆锥法混匀，用割环法缩分装袋，每袋1kg备用，原矿化验指标见表1。由表1可见，原矿中铜、钴品位均较低，目前尚无回收价值。表1  原矿化验指标 % FeSCuCoSiO236.221.1970.0420.009516.842 磨矿粒度试验　　磨矿粒度试验采用φ240mm×200mm锥型球磨机，磨矿浓度68%，每次磨矿1kg。试验指标见图1。磨矿试验表明，该矿石硬度大，难磨。图1  磨矿粒度和时间的关系曲线 [next] 3 选矿方法探讨　　首先采用最简单的磁选法进行试验。选定磁场强度为119×103A/m，选矿指标见表2。 表2  单一磁选法试验指标 % -0.074mm含量636873788896铁精矿品位57.6458.2158.4759.2161.4763.55精矿含硫0.8340.8410.8440.8370.8340.835     由表2可知，采用单一磁选法，脱硫效果极差，同时铁精矿品位也无法满足要求。为将铁精矿中的硫降到0.5%以下，最有效的方法是采用反浮选方法脱硫。决定采用先浮后磁联合流程，使用2#油作起泡剂，硫酸铜作活化剂，矿浆酸碱性及捕收剂种类通过试验确定。浮选试验采用3L浮选机，浮选流程为一粗一扫，粗扫选时间各为8min。除调整剂外，其它三种药剂分别在粗选和扫选作业中按2：1的比例添加， 浮选试验流程见图2。以下的浮选条件试验均采用此流程。图2  选矿试验工艺流程  3.1 确定捕收剂种类及矿浆酸碱性　　采用黄药类药剂作捕收剂，分别用硫酸和石灰将矿浆调成酸性和碱性，固定黄药用量150g/t，2#油90g/t，硫酸铜600g/t，磨矿粒度90%，进行浮—磁选对比试验，指标见表3。 表3  不同捕收剂及pH值试验指标项目乙基黄药乙基黄药丁基黄药丁基黄药异戊黄药异戊黄药pH值6.08.56.08.56.08.5铁精品位/%63.1862.9164.4164.2564.3264.69精矿含硫/%0.650.750.550.720.490.71[next]     由表3可知，应在酸性条件下浮选即采用硫酸作调整剂，异戊黄药作捕收剂。3.2 确定最佳选矿条件　　影响选矿指标的因素主要有：磨矿粒度、黄药用量、2#油用量、矿浆pH值及硫酸铜用量。3.2.1 磨矿粒度试验  固定黄药用量120g/t，2#油用量75g/t，pH值为6.0，硫酸铜用量600g/t，磨矿粒度试验指标见表4。 表4  磨矿粒度试验指标 % -0.074mm含量铁精产率铁精品位铁回收率FeS7543.1162.510.51574.408542.2863.540.50574.179041.2164.550.49873.449540.2164.520.49871.74     由表4可知，磨矿粒度选为-0.074mm含量90%最为适宜。 3.2.2 异戊基黄药用量试验 固定磨矿粒度90%，2#油用量75g/t，pH值为6.0，硫酸铜用量600g/t，异戊基黄药用量试验指标见表5。 表5  异戊基黄药用量试验指标 % 黄药用量/g.t-1铁精产率铁精品位铁回收率FeS9041.8864.050.52574.0612041.2264.400.50273.3815041.0964.450.48773.1118040.6164.440.48972.25     试验结果表明，异戊基黄药用量选用150g/t最合适。[next]3.2.3 2#油用量试验 固定磨矿粒度90%，异戊基黄药用量150g/t，pH值为6，硫酸铜用量600g/t，2#油用量试验指标见表6。 表6  2#油用量试验指标 % 2#油用量/g.t-1铁精产率铁精品位铁回收率FeS4542.1863.880.51874.396041.0964.510.46873.187540.5164.510.48872.159040.1164.520.48571.45 　　试验表明，2#油用量选用60g/t最合适。3.2.4 矿浆pH值试验 固定磨矿粒度90%，异戊基黄药用量150g/t，2#油用量60g/t，硫酸铜用量600g/t，矿浆pH值试验指标见表7。 表7 矿浆PH值试验指标 pH值铁精产率/%铁精品位/ %铁回收率/%FeS6.541.8864.100.51574.125.540.8764.590.46572.884.540.7764.430.47572.523.540.8964.350.48772.65     试验表明，矿浆pH值选用5.5最合适。3.2.5 硫酸铜用量试验 固定磨矿粒度90%，异戊基黄药用量150g/t，2#油用量60g/t，矿浆pH值为5.5，硫酸铜用量试验指标见表8。[next] 表8  硫酸铜用量试验指标 % 硫酸铜用量/g.t-1铁精产率铁精品位铁回收率FeS20041.8664.110.51074.0940040.6964.780.42572.7760041.2164.560.46873.4580040.2164.550.48271.66     试验表明，硫酸铜用量选用400g/t最合适。3.3 验证试验　　根据试验确定的最优方案，即磨矿粒度90%，异戊黄药用量150g/t，2#油用量60g/t，pH值5.5，硫酸铜用量400g/t，进行验证试验，结果见表9。　　验证试验中，铁精矿品位达到了64.81%，铁精矿中含硫降到了0.415%，铁回收率为72.82%。 表9  验证试验指标 % 名称产率品位回收率FeSFeS原矿10036.221.197100100铁精矿40.7064.810.41572.8214.11尾矿59.3016.601.73427.1885.89 4 结  论4.1 内蒙古磁铁矿选矿应采用浮—磁联合流程，首先进行反浮选脱硫，然后对浮选尾矿进行磁选。4.2 最佳选矿条件为磨矿粒度-0.074mm90%，异戊黄药用量150g/t，2#油用量60g/t，矿浆pH值5.5，硫酸铜用量400g/t。此条件下铁精矿品位可以达64.81%，铁精矿中硫含量可降为0.415%，铁回收率可达72.82%。4.3 内蒙古磁铁矿中铜、钴品位均较低，目前无回收价值。

一、概略       白云鄂博稀生矿坐落内蒙古境内。该矿床发现于1927年，1935年在铁矿石标本中找到了稀土矿藏。通过50年代的地质勘探和60年代的地质研讨标明：该矿床中的稀土储量居国际之首。       白云鄂博矿区1957年开端建造，1959年矿山为高炉直接供给富铁块矿炼铁。处理白云鄂博矿的包钢选矿厂1965年开端连续投入出产，其时的首要任务是从矿石中收回铁精矿，以满意包头钢铁公司出产钢铁之需。一起，选用摇床处理选程中的稀土泡沫，试出产含RE030%的低档次稀土精矿。1970年开端重选车间的规划，1974年重选车间正式投产。1978年开端规划一个处理重选精矿的浮选车间，1981年投人出产。现在，包钢选矿厂可一起出产含RE030%和含RE060%的两种稀土精矿，但收回率较低。1981年，包头钢铁公司决议选用从原矿开端用浮选法直接收回稀土精矿的浮选－选择性聚会选矿新工艺改造包钢选矿厂第二出产系列，以进步稀土的收回率。经1984年和1986年两次工业实验证明：在取得含RE030%和含RE060%的两种稀土精矿的条件下，稀土对原矿的总收回率可进步到45%以上。       二、矿石性质       白云鄂博稀生矿是国际上稀有的富含稀土、铁、铌、萤石的大型多金属矿。矿体中的铁是前寒武纪海相堆积的，在海西时期与黑云母花岗岩有关的很多的钠、氟、稀土、铌的热液堆叠其上，使原始堆积的铁矿遭受热液告知蚀变效果，构成堆积―热液告知的归纳性矿床。        参加白云鄂博矿的成矿元素约71种，矿区已发现的矿藏约125种，其间稀土矿藏约15种（表1）。矿石中约90%的稀土元素成独立矿藏形状存在，并以氟碳铈矿和独居石为主。依据矿体所在的地段不同，氟碳铈矿与独居石的份额在3∶1至1∶1规模动摇。因而，白云鄂博稀生矿，实际上是氟碳铈矿和独 居石混合矿。   表1  白云鄂博稀生矿中的稀土矿藏类    别矿藏称号成    分稀土钛铌酸盐铈褐钇钶矿（Ce，La，Nb，RE，Th）（Nb，Fe）O4单斜铈褐钇钶矿（Ce，RE）（Nb，Al）（O，OH）4钕褐钇钶矿（Nb，Ce，RE，Fe）（Nb，Ti）（O，OH）4单斜钕褐钇钶矿（Nb，Ce）NbO4铈铌易解石（Ce，Nb，La）（Nb，Ti，Fe3＋）2（O，OH）6钕铌易解石（Nb，Ce，Ca）（Nb，Ti，Al，Fe3＋）（O，OH）6钕易解石（Nb，Ce，Ca，Th）（Ti，Nb，Fe3＋）2（O，OH）6稀土氟碳酸盐钕氟碳钙铈矿（Nb，Ce）2Ca（CO3）3F2黄河矿Be（Ce，La，Nb）（CO3）3F氟碳铈矿BaCe2（CO3）5F2钕氟碳铈矿Ba3（Nb，Ce）2 （CO3）5F2中华铈矿Ba2（Ce，La，Nb）（CO3）3F钛硅酸盐铁钛石Ba（Fe，Mn）2Ti（O，OH，Cl）2（SiO7）包头矿Ba4（Ti，Nb，Fe）8O16（Si4O12）Cl磷酸碳酸盐大青山矿SrRE（PO4）（CO3）2        白云鄂博稀生矿中一种典型矿样的首要化学成分和矿藏成别离离列于表2和表3。   表2  白云鄂博稀生矿一种典型矿样的首要化学成分成  分TFeSFeFeOTR2O3FMnPTiO2BaO含量，%32.031.042.696.179.021.480.810.581.58成  分SiO2MgOSAl2O3CaOK2ONa2ONb2O5Th含量，%10.222.570.872.6816.210.570.520.120.0304   表3  白云鄂博稀生矿一种典型矿样的首要矿藏成分矿藏品种铁  矿  物  类矿藏称号磁铁矿半假象赤铁矿假象赤铁矿原生赤铁矿褐铁矿其它铁矿藏合  计含量，%6.278.4916.607.075.450.5444.51占有率，%14.0919.0737.2915.8812.451.25100.00矿藏品种萤石、稀土、碳酸盐、硫酸盐矿藏类矿藏称号萤  石氟碳铈矿独居石重晶石白云石、方解石其他矿藏合  计含量，%16.009.002.002.003.003.4935.49占有率，%45.0825.365.645.648.459.83100.00  矿藏品种含铁硅酸盐和硅酸盐矿藏类矿藏称号钠辉石、钠闪石云  母石  英合  计含量，%15.003.002.0020.00占有率，%75.0015.0010.00100.00        对白云鄂博稀生矿中的稀土矿藏的粒度测定（表4）标明：矿石中两种首要的稀土矿藏－氟碳铈矿、独居石的结晶粒度都比较细，在－0.04毫米粒级中上述两种稀土矿藏量占52.94%。不同磨矿细度与稀土矿藏单体解离度的联系（表5)标明：矿石中稀土矿藏与铁矿藏和萤石共生联系十分严密；当磨矿细度到达－325目95%时，稀土矿藏的单体解离度才到达90.10%。   表4  白云鄂博稀生矿中首要稀土矿藏的粒度矿藏称号氟碳铈矿独居石粒级，mm＋0.0770.077～0.040.04～0.02－0.02＋0.0770.077～0.040.04～0.02－0.02含量，%21.2025.8624.2828.6635.1023.0713.6228.21   表5  不同磨矿细度与稀土矿藏单体解离度的联系磨矿细度单体稀土矿藏含量%与其他矿藏连生的稀土矿藏含量，%总计含量，%与萤石与铁矿藏与霓石、云母、闪石与其他脉石75%－200目 85%－200目 95%－200目 95%－270目 95%－325目63.42 69.97 75.95 84.87 90.1012.12 11.61 8.13 5.45 4.0318.97 14.78 12.67 8.89 5.380.86 0.72 0.40 0.13 0.034.63 2.92 2.85 0.66 0.46100.00 100.00 100.00 100.00 100.00       三、包钢选矿厂收回稀土矿藏的浮选－重选－浮选流程及目标         包钢选矿厂至今仍是一个以收回铁精矿为主的选厂。从矿山运至选矿厂的－200毫米的原矿，经两段破碎至－25毫米送进磨选车间，经一段棒磨、两段球磨与分级闭路，磨至－200目85%～90%，别离选用两种不同的准则流程进行分选。流程I∶先选用弱磁选取得磁铁矿精矿，随后进行部分萤石浮选，再进行稀士粗选和精选，取得含RE015%～17%的稀土泡沫送重选车间处理，稀土粗选尾矿与精选中矿兼并送选铁作业；流程Ⅱ∶为了下降铁精矿中的氟、磷含量，先选用浮选法浮出部分萤石之后，再进行稀土粗选和精选，取得含RE015%～17%的稀土泡沫送重选车间，稀土粗选尾矿与稀土精选中矿兼并送去选铁作业。        全厂各系列的稀土泡沫均会集浓缩后送重选车间处理，粗选摇床和扫选摇床的精矿兼并，送稀土浮选车间处理，扫选摇床的中矿经浓缩后，送浮选车间的扫选作业处理。重选稀土精矿经浮选车间选别后，别离取得含RE060%的稀土精矿和含REO30%的稀土次精矿。包钢选矿厂收回稀土矿藏的浮选－重选－浮选工艺流程示于图1。   图1  包钢选矿厂收回稀土矿藏的浮－重－浮选工艺流程        选程中稀土浮选的药剂准则列于表6、用重选稀土精矿作质料别离选得含REO60%的稀土精矿和含RE030%的稀土次精矿的浮选药剂准则列于表7。   表6  选程中稀土浮选药剂准则药剂称号水玻璃氧化白腊皂用量，g/t原矿300～400850～1000250～400   表7  重选稀土精矿再浮选药剂准则药剂称号碳酸钠水玻璃钠环烷羟肟酸用量，g/t重选精矿800～10008700～90001200～13001650～1800       浮选－重选－浮选流程各选别作业的稀土选矿目标别离列于表8、表9和表10。   表8  稀土浮选泡沫选别目标原矿档次，REO %稀土泡沫档次，REO %稀土收回率（对原矿），%4.5～6.515～2020～30   表9  稀土重选精矿选别目标给矿档次（稀土泡沫） REO %重选稀土精矿 REO %稀土收回率（对给矿），%15～2030～3530～40   表10  重选稀土精矿再浮选的选别目标给矿档次（重选稀土精矿），REO%稀土精矿稀土次精矿档次，REO %收回率（对给矿），%档次，REO %收回率（对给矿），%30～3555～6050～6030～3525～30       稀土重选－浮选车间首要设备一览表列于表11。   表11  稀土重选－浮选车间首要设备一览表设备称号及规格台  件TNB－ф30m浓缩机2  TNZ－ф9m浓缩机2TNZ－ф12m浓缩机1TNZ－ф6m浓缩机28SH砂泵44PNJ砂泵132PNJ砂泵72.5PNJ砂泵5刻槽摇床60ф1×lm拌和槽4ф1.5×l.5m拌和槽3XJK0.62浮选机9XJK0.35浮选机16XJK0.23浮选机4XJK0.13浮选机1010米3折带式过趁机3       四、归纳收回稀土和铁矿藏的浮选－选择性聚会选矿流程及工业实验目标       浮选－选择性聚会选矿流程是在总结国内外研讨工作基础上，针对白云鄂博稀生矿的特色新近拟定的。原矿磨至95%－200目，用碳酸钠、水玻璃，氧化白腊皂进行稀土、蜚石混合浮选，使其与铁和含铁硅酸盐矿藏别离；稀土、萤石混合浮选泡沫经水洗、浓缩脱药，用碳酸钠、水玻璃、钠、C5～9羚肟酸铵组合药剂优先浮选稀土矿藏，使之与萤石、重晶石、方解石等矿藏别离；别离后的稀土粗精矿，再经脱泥、脱药和用碳酸钠、水玻璃、钠、C5～9，羟肟酸精选，别离取得含RE060% 的稀土精矿和含RE030%的稀土次精矿，稀土的总收回率45%以上；稀土、萤石混合浮选的尾矿，在、水玻璃介质中细磨至－400目97%，使用矿石自身含有的细粒磁铁矿选择性聚会赤铁矿的新技术，经四次脱泥使其与含铁硅酸盐矿藏别离而取得含铁61%、含氟0．45%，铁收回率80%以上的选别目标。          浮选－选择性聚会选矿工艺流程示于图2。工艺流程的药剂准则及用量列于表12。工业实验的选别目标列于表13。   图2  浮选－选择性聚会选矿工艺流程   表12  浮选－选择性聚会选矿流程药剂准则及用量选别作业药剂称号用量，g/t原矿稀土，萤石混合浮选Na2CO31980Na2SiO31044氧化白腊皂1086稀土别离及精选Na2CO3355Na2SiO34729Na2SiF62123C5～9羟肟酸胺499C5～9羟肟酸162选择性聚会选铁NaOH1538Na2SiO32883   表13  浮选－选择性聚会选矿流程工艺实验目标年份原矿档次，%稀土精矿稀土次精矿铁精矿FeREOF档次REO%收回率 %档次REO%收回率 %档次，%收回率 %FeF198432.205.808.1261.1434.6933.4834.8661.870.4383.30198632.255.637.9260.4922.1337.2926.3161.380.4680.83

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。

铝箔复合纸广泛用卷烟、食品饮料、制药等众多行业的产品包装，因用量逐年高速递增，其边角废料也随之增加。由于铝与纸粘在一起，不好分解，不能炼铝也不能造纸，而废弃焚烧则污染环境又浪费资源。     内蒙古包头市化工研究所新近研制出“干性一步法”废铝箔纸分离回收技术设备，并建立回收厂，每吨废铝箔纸可收回铝300千克，优质干纸浆600千克，经有关部门鉴定，铝可达国标二级，纸浆可造高档纸巾。该成果已获得国家专利局正式授予专利权。    这一技术将使废铝铂带来的环境污染问题得到缓解。

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。

内蒙有色多金属矿概括收回影响要素及处理途径   刘永茂   刘健民   苏丽娜   白 鸽      摘要：经过对内蒙古典型的有色多金属矿及选矿工艺的概括研讨分析，找出了影响多金属概括收回的首要要素，并有针对性地选用不同的办法、工艺消除或减轻这些要素的晦气影响，然后获得较好的选矿目标。    要害词：有色多金属矿；概括收回；影响要素；处理途径    中图分类号：TD925.9        文献标识码：A      内蒙古有色金属矿产资源十分丰厚，散布地域宽广，矿石性质杂乱，品种繁复，金属含量较低，属难选矿石者居多，概括收回难度较大。从影响选其他视点，按矿石所含杂质元素的不同（各类矿石首要成分分析成果见表1），可分为以下几品种型：（1）高含碳型：首要是铅锌矿石含碳。白音诺尔铅锌矿南矿带矿石、霍各乞铜矿铅锌矿石、甲生盘铅锌矿石等属此类型。有的矿石产于碳质板岩中，余者碳遍及存在于矿石中。在选别进程中可显着观察到碳的存在；（2）高含砷型：赤峰官地铜铅锌矿石、后卜河铅锌矿石、玛尼吐银锡矿石、赤峰大井银铜矿石等均为高含砷矿石。砷大多以毒砂形状产出，且与金属矿藏共生亲近、告知严峻；（3）高含硫型：硐子铜铅锌矿石、代兰塔拉铅矿石，其他霍各乞铅锌矿石、赤峰官地铜铅锌矿石和后卜河铅锌矿石又属高含硫类型矿石。以上各类型矿石还又一个一同特色，即金属矿藏之间共生亲近，嵌布联系杂乱，同种矿藏粒度不均匀，相差悬殊。此外各种矿石中不同程度地伴生有金、银等贵金属元素。   表1  各类矿石首要元素分析成果/%矿石称号CAsSCuPbZn白音诺尔南矿带矿石 霍各乞铜矿铅锌矿石 甲生盘铅锌矿石 赤峰官地铜铅锌矿石 后卜河铅锌矿石 玛尼吐银锡矿 赤峰大井银铜矿石 硐子铜铅锌矿石1.72 1.49 4.49     0.15 3.32 1.04＜0.001 ＜0.001   2.63 2.10 2.84 0.64 0.093.63 10.15 20.66 21.12 10.70 6.51 9.91 13.9＜0.01 0.0035   3.73 0.23 1.34 1.46 0.402.01 1.39 0.68 6.34 1.34 0.09 0.37 1..885.98 1.82 3.42 8.74 6.60 0.36 0.68 3.25   1  选矿别离的影响要素分析      矿石中各种金属矿藏的有用别离是完成多金属概括使用的条件，而矿石中所含的碳、砷、硫等杂质元素及其与金属矿藏之间可浮性类似的特色，成为影响多种金属矿藏有用别离的首要要素。 1.1 碳的影响    矿体中含碳或矿体赋存于碳质板岩中构成矿石含碳。对浮选构成影响的首要是以石墨和有机碳（煤）形状存在的碳，这部分碳在总碳中占有率不等，不同较大，但对浮选的影响却十分显着，石墨碳和煤具有层片状结构，性脆易碎，在磨矿过种中极易磨细，乃至过损坏，这些细粒的碳，因为其表面性质共同，在浮选进程中，一方面碳粒表面优先吸附很多的浮选药剂，使碳粒本身的可浮性发作改变，变得不同较大，一同消耗掉很多的浮选药剂；另一方面，碳粒也极易吸附到金属矿藏颗粒表面，影响药剂在矿粒表面的选择性吸附，然后使各种矿藏的可浮性变得紊乱，这就是一般所说的碳污染矿藏表面的本质。其次，因为矿石中不可防止地含有必定量的矿泥（包含矿石含泥和磨矿进程发作的矿泥），这部分矿泥很容易与细粒的碳彼此吸附或发作泥碳聚会现象，构成泥碳质，使部分矿泥在矿浆中具有与细粒碳类似的行为，变得难以涣散和按捺而进入泡沫。关于含泥碳较多的矿石或许在浮选进程中泥碳累积到必定量，就会使浮选进程发作改变，如霍各乞铅锌矿石，在铅粗选时有近20%的碳质进入粗精矿，若不采纳办法，在逐次精选时，铅精矿档次将逐步下降，不能产出合格精矿。从浮选现象看，在粗选作业的初始阶段，泥碳优先浮出，泡沫发黏，随后才有显着的铅矿藏上浮。精选现象类似，在选锌时也有类似情况，仅仅程度不同罢了。此外，碳本身的可浮性也存在较大差异，在采纳预先脱碳时，碳不能较完全脱除，而在抑碳时又不能有用地按捺，这就构成碳存在于整个浮选进程，在各阶段选别中都会遭到碳的晦气影响，最终使多种金属矿藏不能有用别离。 1.2 砷的影响    前面所述含砷类型的四个矿山的矿石中，砷绝大多数以毒砂（FeAsS）形状村在，单个矿石含有少数的斜方砷铁矿、砷黝铜矿等含砷矿藏。矿石中的砷作为有害杂质与碳的损害不同，它对浮选进程的影响相对较小，首要是对精矿产品的质量等级构成严峻的要挟，乃至成为等外品而难以供应。因而，选矿产品除砷或砷与其它金属矿藏的别离，成为影响含砷多金属矿概括收回的要害要素之一。砷矿藏的别离难点首要表现在以下几个方面：（1）砷矿藏的嵌布特征。大多数含砷矿石中，毒砂与其它金属硫化矿藏严密共生（告知联系遍及，或毒砂告知其它金属矿藏，或被毒砂告知），这就使得在磨矿进程中，毒砂与其它硫化矿藏较难完全解离，致使这部分含砷的连生体进入泡沫的时机添加；（2）砷矿藏的可浮性。因为毒砂的可浮性与其它金属硫化矿藏相差不大，一同毒砂本身的可浮性又有差异，，尽管在添加按捺剂的情况下，仍有部分可浮性好、活性大的砷矿藏难以按捺，浮出进入泡沫；（3）矿浆中金属离子的活化。首要是Cu2+的活化，原矿中次生铜发作的Cu2+吸附在砷矿藏表面，使砷的浮游活性增强，难以按捺，其他在优先浮选中，选锌时一般都参加硫酸铜活化剂，在锌被活化时已被按捺的砷也一同被活化，与锌一同浮游。Cu2+等对毒砂的活化，是毒砂难以按捺的首要原因之一；（4）关于含砷高的矿石，以上几个方面的要素简直一同存在，程度不同地影响到选矿工艺和精矿产品的等级。 1.3 硫的影响    在有色多金属矿石中，硫（黄铁矿和磁黄铁矿）是最遍及、最常见的金属矿藏，往往含量较高，可作为硫精矿收回。很多硫的存在给多金属的选矿构成很大的困难，首要原因为：（1）硫的嵌布特征。大多数黄铁矿或磁黄铁矿（赤峰官地铜铅锌矿和霍各乞铅锌矿属磁黄铁矿型）与其它金属矿藏严密共生，相互告知联系比较遍及，沿矿藏边际或矿藏内部裂隙告知产出，且粒度不同较大，磨矿时较难完全解离；（2）硫的可浮性不同，总的来说，硫的可浮性较好，与铜、铅、锌等硫化矿的可浮性相近，不易别离。一同不同的矿体，或同一矿体的不同矿段，乃至同一矿段，硫的可浮性改变也较大这首要因为矿床构成时构成黄铁矿（或磁黄铁矿）表面结构的不均匀、晶格缺陷、含杂不同、结晶形状不平等要素所构成的。其他原矿中可溶性盐的存在，特别是产出的Cu2+，对硫有活化作用，可使硫的可浮性变好。浮选进程中，因为硫的上浮，发作很多成分杂乱的中矿如后卜河铅锌矿，优先浮铅，铅粗精矿一次精选尾矿产率高达10.96%，以含硫居多，含铅7.6%，含锌7.92%。实验标明，跟着中矿量的累积和循环，浮选进程变得紊乱，不能得出合格的铅、锌精矿。硫可浮性的改变，使硫与其它金属矿藏别离的浮选进程不易控制，一同使浮选工艺变得杂乱，目标变坏。（3）硫及伴生金、银的概括收回。石灰是硫的首要按捺剂，在硫与多金属别离进程中，往往参加很多的石灰以按捺硫和削弱矿浆中金属离子的晦气影响，而在选硫时，已被按捺的硫又较难活化，一般需参加很多的硫酸。酸化的矿浆除加快腐蚀浮选设备外，还对环境构成严峻的损害。此外有色金属矿石一般都伴生有金、银等元素，过量石灰构成的高钙矿浆也晦气于金、银等的概括收回。 1.4 多金属嵌布特征的影响    多金属矿石中，一般铜、铅、锌矿藏间共生亲近，彼此间告知联系发育，嵌布杂乱，同种矿藏粒度相差悬殊，乃至某种矿藏细微颗粒以固熔体别离结构存在于另一种矿藏中，这些特色构成磨矿时难以解离，使精矿产品互含高，金属丢失多，在此不再赘述。 [next] 2  处理途径   2.1 消除碳的影响    在处理含碳高的铅锌矿石中，对碳的处理至关重要，因为它直接影响到能否得出合格的精矿以及金属的收回率，依据碳可浮性的差异对碳的处理应采纳不同的办法：（1）脱碳，可预先脱碳或中间脱碳。经过简略的可浮性实验，可大致了解碳的可浮性情况，假如可浮性好的碳含量较大，致使铅锌的浮选别离无法进行，有必要进行预先脱碳，可在天然pH值、参加少数松醇油（或与其它非极性油混用，如柴油、火油等）的条件下将其浮游脱除，这部分易浮碳的脱除，往往可极大地改进浮选进程和浮选目标。晦气的方面是在预先脱碳时，不可防止地有部分易浮的铅、锌矿藏也一同浮出，构成铅、锌金属的丢失。假如预先脱碳时铅锌金属丢失较多，而脱碳后浮选目标没有显着的改进时，可采纳中间脱碳的办法，即按捺锌、铅碳混选，粗精矿一般需精选一次后再用抑碳浮铅或抑铅浮碳的办法别离铅碳，得出铅精矿和碳物质而将碳脱除。脱碳计划比照实验成果见表2。如霍各乞铅锌矿石，预先脱碳后铅的浮选目标不及不脱碳时的目标，铅粗精矿档次和收回率别离低于后者1.78%和7.49%，而选用中间脱碳则能有用地进步浮选目标。在铅碳别离时有时需求脱药。无论是预先脱碳仍是中间脱碳，脱除的碳均为碳中极易浮的部分，尽管量不大（一般占总碳量的20%左右），但可有用地减轻碳对选其他搅扰，及时将易浮的碳扫除，可防止中矿循环时碳的累积，然后进一步恶化浮选进程。关于含碳很高的杂乱矿石，有时需选用多段脱碳，才干完全扫除碳的影响，如甲生盘铅锌矿石，选用了预先脱碳，铅精选脱碳，硫会集精选脱碳后，概括收回了铅、锌、硫，得到较抱负的浮选目标。实验成果见表3。（2）抑碳，一方面临脱碳作用不抱负的矿石类型，有必要选用抑碳的办法；另一方面，如前所述脱碳只能脱出易浮的碳，其他可浮性稍差的碳留在矿浆中，在参加药剂时，又能被活化和浮游，若不加按捺这部分碳的存在和在选别进程中的累积也会给浮选构成极为晦气的影响。因为碳一直存在，因而，按捺碳有必要施行于整个浮选进程。关于本文所研讨的几种含碳类型矿石，CMC—1是较为有用的碳的按捺剂，添加于浮选进程的各个阶段，总用量为200～400g/t，逐步强化按捺，将碳按捺到尾矿中。其他，用水玻璃和硫酸铝制造的组合按捺剂对碳物质具有杰出的按捺作用[1]。（3）选用快速浮选办法。脱碳时会构成铅锌金属的丢失，使用部分铅矿藏可浮性好这一特色，可选用快速浮选，即在中性介质中，恰当抑锌的条件下，参加微量（有时不加）捕收剂和适量（一般30～40g/t）松醇油，快速浮选，可直接得出含碳的铅精矿，如白音诺尔铅锌矿石，在实验中，上述条件下浮选1min，可得出含铅65.18%、含锌3.01%、铅收回率20.41%的铅精矿，及时地收回了易浮的铅，一同脱出近10%的碳，显着减轻了碳对后续作业的影响。（4）关于含泥碳质高的矿石，恰当下降浮选矿浆浓度，一同加强对矿浆的涣散，可减轻泥碳的搅扰作用。   表2  脱碳计划比照实验成果/%矿石称号方  案产品称号产  率品   位回  收  率备  注PbZnPbZn霍各乞铅锌矿石预先脱碳碳 铅粗精矿3.45 8.285.23 9.022.60 3.4012.69 52.544.75 14.90碳产品含碳7.94%，占有率16.36%不脱碳铅粗精矿8.2510.803.0460.0313.12甲生盘铅锌矿石预先脱碳碳5.461.212.869.724.61碳产品含碳21.17%，占有率22.38%不脱碳铅精选无法顺利进行   表3  各种矿石闭路实验成果/%矿石称号产品 称号品   位回  收  率补白CuPbZnAsCuPbZn霍各乞铅锌矿石铅精矿 锌精矿 62.97 1.042.99 44.09  67.96 2.282.35 70.41铅精选脱碳，选锌抑碳，少组合剂抑硫，概括收回硫甲生盘铅锌矿石铅精矿 锌精矿 55.98 0.674.19 43.71  56.31 6.450.34 83.14预先、中间脱碳，高碱度抑硫，中矿独自处理，概括收回了硫后卜河铅锌矿铅精矿 锌精矿 63.20 0.495.15 50.670.60 0.10 78.72 85.821.35 0.60少组合剂抑砷、硫，乙硫氮强化捕收剂，概括收回硫砷玛尼吐多金属矿铜精矿29.03  0.3789.30  组合按捺剂抑砷赤峰大井银铜矿铜精矿21.80  0.2794.55  组合按捺剂抑砷硐子铅锌矿铜精矿 铅精矿 锌精矿19.24 1.23 0.537.67 49.00 0.8117.69 3.37 46.84 71.79 10.66 7.735.58 86.78 2.438.09 3.58 83.99多段抑碳，高碱度抑硫，概括收回了硫   2.2消除砷的影响    在选矿阶段除砷，是概括使用含砷多金属矿的根本途径。在选别中抑砷是下降产品含砷的首要办法，因而研发和选用选择性好的抑砷药剂，是砷与多金属矿藏别离的要害。石灰、钠、腐殖酸钠等是常用而较有用的毒砂类砷矿藏的按捺剂，特别是石灰，使用遍及，一同作为调整剂和按捺剂，它不但能较好地按捺毒砂，并且还能消除矿浆中金属离子对毒砂的活化影响，出产使用成功的实例较多。对性质杂乱的矿石选用组合按捺剂是一种趋势。如后卜河铅锌矿原矿含砷2.10%，一同运用上述三种按捺剂，并辅以少数（小于20g/t），使铅、锌精矿含砷别离降至0.60%和0.10%的抱负程度。赤峰大井银铜矿选用我院制造的FYS组合按捺剂，使铜精矿含砷降至0.30%以下，工业目标0.40%以下，到达冶炼的要求，实验成果见表3。其他，使用选择性捕收剂也十分重要，如选用甲基硫酯和乙基黄药混合或丁黄腈酯对铜砷的别离有显着作用，如兴安盟莲花山铜矿，用石灰和钠作按捺剂，乙基黄药和甲基硫酯作捕收剂，使铜精矿含砷降到0.3%以下。    关于含砷、硫较高的多金属矿石，均要考虑对砷和硫的概括收回，因为砷和硫可浮性十分类似，因而砷、硫别离是要害问题。一般是砷、硫混选得出混合精矿后在近中性介质下参加氧化剂或加温氧化，使用砷矿藏先于硫被氧化而受按捺，或许在石灰介质中参加铵盐，完成砷硫别离。 2.3 消除硫的影响    在含砷较高的多金属矿选矿中，因为硫可浮性不同大的特色，致使硫的浮选行为比较杂乱，在优先浮选条件下，仍有恰当部分硫上浮，消除硫的影响变成实践意义上的硫与其它各种金属矿藏能否有用别离的问题。就浮选流程而言，依据硫的可浮性特色，实践中优先浮选、混合浮选和（散布）等可浮流程均较常用，但不论选用哪种流程，进一步选别时都会遇到硫与其它金属的别离。石灰是较有用的硫的按捺剂，使用遍及，经过加大石灰的用量可强化对硫的按捺，但过量的石灰对其它金属矿藏也有必定的按捺作用，选用捕收剂能力强的捕收剂可处理这一对立，即“强压强拉”。如霍各乞铅锌矿、后卜河铅锌矿浮选中，选用石灰高碱度抑硫、乙硫氮或Z—200作捕收剂的办法有用地完成了铅或铜与硫别离。在选锌或锌硫别离时参加石灰也较有用，尽管硫酸铜的参加使部分硫一同活化，但在高碱度介质中被活化的硫稳定性较闪锌矿差，选用初级黄药选闪锌矿有利于锌硫别离的顺利进行，实验成果见表3。其他恰当添加精选次数也有利于锌硫的别离，在某种程度上精选是一个脱硫的进程。其缺陷是高钙矿浆介质对伴生贵金属的收回和选硫时硫的活化发作晦气影响。关于混合浮选或等可浮流程，在别离或精选时一般会发作很多的中矿，这部分中矿成分杂乱（以含硫为主，含铅、锌等也较高），直接回来时易浮步累积并构成恶性循环，损坏浮选进程，一般需独自处理，进一步别离出残留的有用矿藏，并及时甩出别离或精选回路中的硫，可显着地改进浮选进程和目标，一同得出部分硫精矿。 2.4 伴生贵金属的收回    有色多金属矿大多都伴生有数量不等的金、银等贵金属，在选矿进程中一般富集于有色金属精矿中，但在选用高碱度别离硫时高钙矿浆介质会按捺某些金银矿藏，晦气于金、银等的收回。黄铁矿有机按捺剂CTP[2]及黄铁矿新式捕收剂K201和K202[3]在低碱度条件下成功地完成了铜硫别离，强化了金、银收回、硫与铅、锌的别离可学习，有待于进一步研讨。   3  结语      内蒙古有色金属矿资源丰厚，大多性质杂乱，概括收回难度大，本文概括研讨了各种矿石类型及其选矿工艺，分析概括出影响多金属概括收回的首要要素，以及在研讨和出产实践中为消除这些晦气要素所采纳的相应的办法，为内蒙古有色多金属矿的进一步开发供给参阅。   参阅文献 1 胡为柏.浮选[M].北京：冶金工业出版社，1983 2 陈建华，等.矿冶工程.1997，（4）： 3 黄礼煌，周 源.低碱介质铜硫别离与原浆选硫新工艺研讨[J].有色金属（选矿部分），1997，（2）：1

陈述称号：  内蒙古阿拉善右旗镍钴矿选冶实验研讨陈述陈述格局：  word完结时刻：  2007年7月 发布人：    郭常青辅导专家：  黄开国  龚美菱项目负责人：李锡会陈述页数：  前语始共8页陈述简介：前语： 受内蒙古XXX公司的托付，西安天宙矿业科技开发有限公司于2007年8月2日至9月5日，对内蒙古阿拉善右旗镍钴矿进行了选冶实验研讨，意图是为该镍钴矿床的开发利用供给科学依据。 托付方送来实验样品两件，其间1＃镍钴矿石为含磁铁蛇纹岩（蛇纹石化含磁铁含辉橄榄岩），均由原岩橄榄石，普通辉石次变分化产品，一起有少数粉末状磁铁矿分出，分布蛇纹石集合体中，纤维蛇纹石显微纤维状集合体不规则脉状。含磁铁蛇纹岩型镍黄铁矿矿石，告知橄榄石呈孤岛状、告知完全构成网格状、棋盘状。蛇纹岩矿石类型未见含镍的硫化物，该矿石原矿档次极低，矿石中Ni 0.20%、Co 0.011%、S 0.064%。另一件2＃镍钴矿石为含磁铁蛇纹岩型镍黄铁矿矿石（蛇纹石化斜方辉石橄榄岩型镍黄铁矿矿石），蛇纹石由叶片状、纤维状蛇纹石集合体组成，告知橄榄石呈孤岛状，告知完全构成网格状。镍黄铁矿半白形、他形细粒，单个呈浑圆熔离颗粒，蛇纹岩矿石类型镍的硫化物含量低。首要矿藏镍钴硫的档次偏低，原矿档次Ni 0.20％、Co 0.011％、S 3.04％。 依据该矿的矿石特色，分别对1＃、2＃镍钴矿石进行了实验研讨。选用惯例物理选矿办法对镍钴金属进行富集，经实验研讨物理选矿办法无法将镍钴金属富集，因此选用化学（水冶）选矿办法，对镍钴金属进行收回。实验研讨证明：硫酸和浸出镍钴矿石均取得较高的浸出率， 1＃镍钴矿Ni 浸出率81.84%、Co浸出率71.79%，化学硫化镍钴精矿档次Ni 15.14%、Co 0.73%，金属总收回率Ni 70%、Co 60%、Mg 50%；2＃镍钴矿Ni浸出率79.97%、Co浸出率68.26%，化学硫化镍钴精矿档次Ni 15.14%、Co 0.73%，金属总收回率Ni 69.31%，Co 58.55%，Mg 50%。通过实验，断定该镍钴矿选用浸出镍钴矿-中和水免除铁-硫化沉积镍钴-碳化沉积镁的工艺流程，较为适合。  定论： 1、依据该镍钴矿矿石特色选用惯例物理选矿办法使镍钴金属无法富集，也无法得到合格产品。 2、针对该镍钴矿特性，做了很多的选冶工艺科学研讨，终究挑选化学（水冶）选冶工艺流程使该镍钴矿床妙手回春。 3、该镍钴矿石通过化学（水冶）选矿工艺流程实验，1＃镍钴矿中镍的浸出率81.84%，钴浸出率71.79%，镁浸出率55.33%；2＃镍钴矿中镍的浸出率79.97%，钴浸出率68.26%，镁浸出率57.48%。 4、终究产品化学硫化镍钴精矿：镍档次15.14%，钴档次0.73%。化学菱镁矿粉：含镁20%（氧化镁MgO≥33%）。或化学氧化镁55.65。5、本实验生产工艺为硫酸和浸出镍钴矿，硫酸浸出率1＃矿石镍为81.84%，钴为71.79%，2＃矿石镍为79.97%，钴为68.26%。仅有缺乏的是在后边工序，净化除铁和硫化沉积镍钴时溶液发粘，弄清、过滤速度慢，生产中不易选用。溶液浸出率比硫酸溶液浸出率略高，净化除铁，硫化沉积镍钴易于进行。该镍钴矿石主张选用：浸出镍钴矿-中和水免除铁-硫化沉积镍钴-碳化沉积镁的工艺流程。该工艺技术先进、牢靠、经济上合理，适合处理多金属共生矿，利于归纳收回低档次有色金属，是充分利用矿产资源的较好工艺。

近来,由江西理工大学科研人员研制的一种铁粉表面包镀镍办法取得国家专利。       据介绍,这是一种采用水热氢复原技能在铁粉表面上包镀一层金属镍或纳米镍粉的办法,归于有色金属冶金和粉末冶金材料技能领域。本发明生产工艺办法简略,易于操作,包镀镍层可控。       这种新办法是将硫酸镍或硫酸镍水溶液、、硫酸铵按必定份额参加水中,配成混合溶液,参加少数蒽醌、添加剂,再将需要被镍包镀的铁粉参加到混合溶液中,然后将含有铁粉的混合溶液转入高压釜内,密封高压釜。在高压釜内经高温高压水溶液氢复原处理,溶液中的镍离子复原沉积在铁粉表面,构成细密的金属镍层或纳米镍粉包镀层。包镀反响完成后,将高压釜内的物料冷却,排出表面包镀了金属镍的铁粉和水溶液,经过滤、枯燥,取得表面被金属镍包镀的铁粉产品。

一项粉煤灰综合使用出产氧化铝联产活性硅酸钙的技能成果日前顺畅通过了内蒙古自治区科技厅安排的专家判定。这项技能拓荒了使用高铝粉煤灰出产氧化铝的新途径，有利于缓解我国铝土矿资源缺少问题。　　粉煤灰综合使用技能由大唐国际与清华大学协作研制，以大唐托克托电厂烟囱烟气中搜集下来的粉煤灰和渣为主要原料，在提取氧化铝的一起，联产活性硅酸钙，渣可用于出产水泥熟料。据了解，该技能中使用渣处理硅酸钙的新工艺，与我国传统氧化铝出产工艺比较，避免了赤泥的很多排放，可解决占地和环境污染问题。 　　现在大唐托克托电厂使用粉煤灰综合使用技能已建成年产3000吨的氧化铝演示工厂，从工厂工作状况看该技能老练牢靠，产品契合国家质量标准。 　　记者了解到，现在我国铝土矿资源量仅21亿吨，人均占有量远低于国际平均水平，铝工业开展与铝土矿资源缺少的对立日益突出。有关专家表明，使用氧化铝含量到达40%的粉煤灰出产氧化铝将缓解这个对立，为我国有色金属职业的久远开展供给资源保证。

我国对贫铬矿的选矿，曾选用跳汰机、摇床、螺旋选矿机、离心选矿机和皮带溜槽选别过各地的贫铬矿(Cr203 1967年以来，我国先后建起河北遵化、北京密云、陕西商南、内蒙古索伦山、新疆萨尔托海5个小选矿厂，选用重选选别，前3个跟着挖掘的完毕相继停产。现有索伦山选厂，是1985年筹建的，规划规划年产精矿粉3000～4000t，当选矿石档次25%，重选后精矿档次40%，但尾矿档次达10%，后改为强磁选流程，于1986年投产。 现在我国铬矿石的冶炼首要为火法冶炼中的电炉法，其次为金属热还原法和真空碳还原法及转炉法。电炉法又分为矿热法和精粹电炉法。前者用碳作还原剂，以铬矿石、焦炭、硅石为质料出产高碳铬铁，或以硅石、焦炭、高碳铬铁为质料出产硅铬合金;后者用硅石作还原剂，以铬矿石、硅铬合金、石灰为质料出产中、低碳铬铁和微碳铬铁。也有用转炉出产中、低碳铬铁的。 金属热还原法通常用铝粒作还原剂，使铬的氧化物在短时间内剧烈反响，放出很多热，熔炼出金属铬。 真空碳还原法用高档次铬矿石(现在多用氧化焙烧后的高碳铬铁)作氧化剂，与高碳铬铁粉作成团块，放入真空炉中，在低于金属熔点的温度下脱碳，出产微碳、超微碳铬铁;或脱碳后通入氮气，出产含氮的铬铁合金。 湿法冶炼现在是用铬矿石和纯碱及白云石或石灰石放入反转窑内氧化焙烧生成，经水浸后加或，使之还原成氢氧化铬沉积，脱水煅烧取得氧化铬，再用金属热还原法或真空碳还原法及电解法出产金属铬。 除上述冶炼办法外，近年来我国研讨了从甘肃金川铜镍尾矿中收回铬的办法，其选用氧化焙烧法制取氢氧化铬，再制成铬铵矾，最终电解出金属铬。咱们研发了一种伯胺萃取提铬新工艺，铬萃取率98%，反萃取率为100%。Cr203产品纯度95%～98%，为综合利用攀枝花—西昌区域红格铁矿石中的伴生铬供给了根据。

我国对贫铬矿的选矿，曾选用跳汰机、摇床、螺旋选矿机、离心选矿机和皮带溜槽选别过各地的贫铬矿(Cr2O3 1967年以来，我国先后建起河北遵化、北京密云、陕西商南、内蒙古索伦山、新疆萨尔托海5个小选矿厂，选用重选选别，前3个跟着挖掘的完毕相继停产。现有索伦山选厂，是1985年筹建的，规划规划年产精矿粉3000～4000t，当选矿石档次25%，重选后精矿档次40%，但尾矿档次达10%，后改为强磁选流程，于1986年投产。 现在我国铬矿石的冶炼首要为火法冶炼中的电炉法，其次为金属热还原法和真空碳还原法及转炉法。电炉法又分为矿热法和精粹电炉法。前者用碳作还原剂，以铬矿石、焦炭、硅石为质料出产高碳铬铁，或以硅石、焦炭、高碳铬铁为质料出产硅铬合金;后者用硅石作还原剂，以铬矿石、硅铬合金、石灰为质料出产中、低碳铬铁和微碳铬铁。也有用转炉出产中、低碳铬铁的。 金属热还原法通常用铝粒作还原剂，使铬的氧化物在短时间内剧烈反响，放出很多热，熔炼出金属铬。 真空碳还原法用高档次铬矿石(现在多用氧化焙烧后的高碳铬铁)作氧化剂，与高碳铬铁粉作成团块，放入真空炉中，在低于金属熔点的温度下脱碳，出产微碳、超微碳铬铁;或脱碳后通入氮气，出产含氮的铬铁合金。 湿法冶炼现在是用铬矿石和纯碱及白云石或石灰石放入反转窑内氧化焙烧生成，经水浸后加或，使之还原成氢氧化铬沉积，脱水煅烧取得氧化铬，再用金属热还原法或真空碳还原法及电解法出产金属铬。 除上述冶炼办法外，近年来我国研讨了从甘肃金川铜镍尾矿中收回铬的办法，其选用氧化焙烧法制取氢氧化铬，再制成铬铵矾，最终电解出金属铬。我国科学院还研发了一种伯胺萃取提铬新工艺，铬萃取率98%，反萃取率为100%。Cr2O3产品纯度95%～98%，为综合利用攀枝花—西昌区域红格铁矿石中的伴生铬供给了根据。

我国对贫铬矿的选矿，曾选用跳汰机、摇床、螺旋选矿机、离心选矿机和皮带溜槽选别过各地的贫铬矿(Cr203 1967年以来，我国先后建起河北遵化、北京密云、陕西商南、内蒙古索伦山、新疆萨尔托海5个小选矿厂，选用重选选别，前3个跟着挖掘的完毕相继停产。现有索伦山选厂，是1985年筹建的，规划规划年产精矿粉3000～4000t，当选矿石档次25%，重选后精矿档次40%，但尾矿档次达10%，后改为强磁选流程，于1986年投产。 现在我国铬矿石的冶炼首要为火法冶炼中的电炉法，其次为金属热还原法和真空碳还原法及转炉法。电炉法又分为矿热法和精粹电炉法。前者用碳作还原剂，以铬矿石、焦炭、硅石为质料出产高碳铬铁，或以硅石、焦炭、高碳铬铁为质料出产硅铬合金;后者用硅石作还原剂，以铬矿石、硅铬合金、石灰为质料出产中、低碳铬铁和微碳铬铁。也有用转炉出产中、低碳铬铁的。 金属热还原法通常用铝粒作还原剂，使铬的氧化物在短时间内剧烈反响，放出很多热，熔炼出金属铬。 真空碳还原法用高档次铬矿石(现在多用氧化焙烧后的高碳铬铁)作氧化剂，与高碳铬铁粉作成团块，放入真空炉中，在低于金属熔点的温度下脱碳，出产微碳、超微碳铬铁;或脱碳后通入氮气，出产含氮的铬铁合金。 湿法冶炼现在是用铬矿石和纯碱及白云石或石灰石放入反转窑内氧化焙烧生成，经水浸后加或，使之还原成氢氧化铬沉积，脱水煅烧取得氧化铬，再用金属热还原法或真空碳还原法及电解法出产金属铬。 除上述冶炼办法外，近年来我国研讨了从甘肃金川铜镍尾矿中收回铬的办法，其选用氧化焙烧法制取氢氧化铬，再制成铬铵矾，最终电解出金属铬。中国科学院还研发了一种伯胺萃取提铬新工艺，铬萃取率98%，反萃取率为100%。Cr203产品纯度95%～98%，为综合利用攀枝花—西昌区域红格铁矿石中的伴生铬供给了根据。

我国对贫铬矿的选矿，曾选用跳汰机、摇床、螺旋选矿机、离心选矿机和皮带溜槽选别过各地的贫铬矿(Cr203 1967年以来，我国先后建起河北遵化、北京密云、陕西商南、内蒙古索伦山、新疆萨尔托海5个小选矿厂，选用重选选别，前3个跟着挖掘的完毕相继停产。现有索伦山选厂，是1985年筹建的，规划规划年产精矿粉3000～4000t，当选矿石档次25%，重选后精矿档次40%，但尾矿档次达10%，后改为强磁选流程，于1986年投产。 现在我国铬矿石的冶炼首要为火法冶炼中的电炉法，其次为金属热还原法和真空碳还原法及转炉法。电炉法又分为矿热法和精粹电炉法。前者用碳作还原剂，以铬矿石、焦炭、硅石为质料出产高碳铬铁，或以硅石、焦炭、高碳铬铁为质料出产硅铬合金;后者用硅石作还原剂，以铬矿石、硅铬合金、石灰为质料出产中、低碳铬铁和微碳铬铁。也有用转炉出产中、低碳铬铁的。 金属热还原法通常用铝粒作还原剂，使铬的氧化物在短时间内剧烈反响，放出很多热，熔炼出金属铬。 真空碳还原法用高档次铬矿石(现在多用氧化焙烧后的高碳铬铁)作氧化剂，与高碳铬铁粉作成团块，放入真空炉中，在低于金属熔点的温度下脱碳，出产微碳、超微碳铬铁;或脱碳后通入氮气，出产含氮的铬铁合金。 湿法冶炼现在是用铬矿石和纯碱及白云石或石灰石放入反转窑内氧化焙烧生成，经水浸后加或，使之还原成氢氧化铬沉积，脱水煅烧取得氧化铬，再用金属热还原法或真空碳还原法及电解法出产金属铬。 除上述冶炼办法外，近年来我国研讨了从甘肃金川铜镍尾矿中收回铬的办法，其选用氧化焙烧法制取氢氧化铬，再制成铬铵矾，最终电解出金属铬。中国科学院还研发了一种伯胺萃取提铬新工艺，铬萃取率98%，反萃取率为100%。Cr203产品纯度95%～98%，为综合利用攀枝花—西昌区域红格铁矿石中的伴生铬供给了根据.

我国对贫铬矿的选矿，曾选用跳汰机、摇床、螺旋选矿机、离心选矿机和皮带溜槽选别过各地的贫铬矿（Cr2O3＜20%），也用水力分选管选别过摇床中矿。在实验室研讨了干式强磁选、湿式强磁选、浮选和各种化学选矿法。但在出产实践中首要选用重选法，单个矿山选用强磁选。 1967年以来，我国先后建起河北遵化、北京密云、陕西商南、内蒙古索伦山、新疆萨尔托海5个小选矿厂，选用重选选别，前3个跟着挖掘的完毕相继停产。现有索伦山选厂，是1985年筹建的，规划规划年产精矿粉3000～4000t，当选矿石档次25%，重选后精矿档次40%，但尾矿档次达10%，后改为强磁选流程，于1986年投产。 现在我国铬矿石的冶炼首要为火法冶炼中的电炉法，其次为金属热还原法和真空碳还原法及转炉法。电炉法又分为矿热法和精粹电炉法。前者用碳作还原剂，以铬矿石、焦炭、硅石为质料出产高碳铬铁，或以硅石、焦炭、高碳铬铁为质料出产硅铬合金；后者用硅石作还原剂，以铬矿石、硅铬合金、石灰为质料出产中、低碳铬铁和微碳铬铁。也有用转炉出产中、低碳铬铁的。 金属热还原法通常用铝粒作还原剂，使铬的氧化物在短时间内剧烈反响，放出很多热，熔炼出金属铬。 真空碳还原法用高档次铬矿石（现在多用氧化焙烧后的高碳铬铁）作氧化剂，与高碳铬铁粉作成团块，放入真空炉中，在低于金属熔点的温度下脱碳，出产微碳、超微碳铬铁；或脱碳后通入氮气，出产含氮的铬铁合金。 湿法冶炼现在是用铬矿石和纯碱及白云石或石灰石放入反转窑内氧化焙烧生成，经水浸后加或，使之还原成氢氧化铬沉积，脱水煅烧取得氧化铬，再用金属热还原法或真空碳还原法及电解法出产金属铬。 除上述冶炼办法外，近年来我国研讨了从甘肃金川铜镍尾矿中收回铬的办法，其选用氧化焙烧法制取氢氧化铬，再制成铬铵矾，最终电解出金属铬。中国科学院还研发了一种伯胺萃取提铬新工艺，铬萃取率98%，反萃取率为100%。Cr2O3产品纯度95%～98%，为综合利用攀枝花—西昌区域红格铁矿石中的伴生铬供给了根据。

我国对贫铬矿的选矿，曾选用跳汰机、摇床、螺旋选矿机、离心选矿机和皮带溜槽选别过各地的贫铬矿(Cr2O3 　　1967年以来，我国先后建起河北遵化、北京密云、陕西商南、内蒙古索伦山、新疆萨尔托海5个小选矿厂，选用重选选别，前3个跟着挖掘的完毕相继停产。现有索伦山选厂，是1985年筹建的，规划规划年产精矿粉3000～4000t，当选矿石档次25%，重选后精矿档次40%，但尾矿档次达10%，后改为强磁选流程，于1986年投产。 　　现在我国铬矿石的冶炼首要为火法冶炼中的电炉法，其次为金属热还原法和真空碳还原法及转炉法。电炉法又分为矿热法和精粹电炉法。前者用碳作还原剂，以铬矿石、焦炭、硅石为质料出产高碳铬铁，或以硅石、焦炭、高碳铬铁为质料出产硅铬合金;后者用硅石作还原剂，以铬矿石、硅铬合金、石灰为质料出产中、低碳铬铁和微碳铬铁。也有用转炉出产中、低碳铬铁的。 　　金属热还原法通常用铝粒作还原剂，使铬的氧化物在短时间内剧烈反响，放出很多热，熔炼出金属铬。 　　真空碳还原法用高档次铬矿石(现在多用氧化焙烧后的高碳铬铁)作氧化剂，与高碳铬铁粉作成团块，放入真空炉中，在低于金属熔点的温度下脱碳，出产微碳、超微碳铬铁;或脱碳后通入氮气，出产含氮的铬铁合金。 　　湿法冶炼现在是用铬矿石和纯碱及白云石或石灰石放入反转窑内氧化焙烧生成，经水浸后加或，使之还原成氢氧化铬沉积，脱水煅烧取得氧化铬，再用金属热还原法或真空碳还原法及电解法出产金属铬。 　　除上述冶炼办法外，近年来我国研讨了从甘肃金川铜镍尾矿中收回铬的办法，其选用氧化焙烧法制取氢氧化铬，再制成铬铵矾，最终电解出金属铬。咱们研发了一种伯胺萃取提铬新工艺，铬萃取率98%，反萃取率为100%。Cr2O3 产品纯度95%～98%，为综合利用攀枝花—西昌区域红格铁矿石中的伴生铬供给了根据。

铬矿是稀有矿产，得到不易。郑州鑫海机械制造有限公司介绍，我国对贫铬矿的选矿，曾选用跳汰机、摇床、螺旋选矿机、离心选矿机和皮带溜槽选别过各地的贫铬矿(Cr203 1967年以来，我国先后建起河北遵化、北京密云、陕西商南、内蒙古索伦山、新疆萨尔托海5个小选矿厂，选用重选选别，前3个跟着挖掘的完毕相继停产。现有索伦山选厂，是1985年筹建的，规划规划年产精矿粉3000～4000t，当选矿石档次25%，重选后精矿档次40%，但尾矿档次达10%，后改为强磁选流程，于1986年投产。 现在，我国铬矿石的冶炼首要为火法冶炼中的电炉法，其次为金属热还原法和真空碳还原法及转炉法。电炉法又分为矿热法和精粹电炉法。 火法冶炼中的电炉法用碳作还原剂，以铬矿石、焦炭、硅石为质料出产高碳铬铁，或以硅石、焦炭、高碳铬铁为质料出产硅铬合金;后者用硅石作还原剂，以铬矿石、硅铬合金、石灰为质料出产中、低碳铬铁和微碳铬铁。也有用转炉出产中、低碳铬铁的。 金属热还原法通常用铝粒作还原剂，使铬的氧化物在短时间内剧烈反响，放出很多热，熔炼出金属铬。 真空碳还原法用高档次铬矿石(现在多用氧化焙烧后的高碳铬铁)作氧化剂，与高碳铬铁粉作成团块，放入真空炉中，在低于金属熔点的温度下脱碳，出产微碳、超微碳铬铁;或脱碳后通入氮气，出产含氮的铬铁合金。 湿法冶炼现在是用铬矿石和纯碱及白云石或石灰石放入反转窑内氧化焙烧生成，经水浸后加或，使之还原成氢氧化铬沉积，脱水煅烧取得氧化铬，再用金属热还原法或真空碳还原法及电解法出产金属铬。 除上述冶炼办法外，近年来我国研讨了从甘肃金川铜镍尾矿中收回铬的办法，其选用氧化焙烧法制取氢氧化铬，再制成铬铵矾，最终电解出金属铬。中国科学院还研发了一种伯胺萃取提铬新工艺，铬萃取率98%，反萃取率为100%。Cr203产品纯度95%～98%，为综合利用攀枝花—西昌区域红格铁矿石中的伴生铬供给了根据。

（三）分支浮选在氧化铜矿浮选中的使用    据有关材料介绍，分支浮选对低档次矿石效果明显。铜矿峪矿石档次偏低，精矿产率小，契合选用分支浮选的条件，为了验证分支浮选工艺对这类矿石的适应性，实验采集了一批氧化率43.19%，原矿档次0.33%的矿石。    实验流程，加药地址与硫化矿相同，见下图。实验成果见下表。氧化矿低档次矿石分支再磨实验成果浮选工艺浮选目标%药剂用量  克/吨原矿档次精矿档次收回率混黄药乙酯油惯例浮选0.34721.49484.125009012分支浮选0.34123.49884.03275759单支精矿再磨0.34926.64884.13009012分支精矿再磨0.3326.0983.44275759     实验成果证明：分支浮选对氧化矿低档次矿石是有用的。精矿再磨进步精矿档次5%与硫化矿共同，阐明粗精矿再磨工艺对铜矿峪矿石是适用的。[next]    分支浮选工艺适合于铜矿峪低档次、精矿产率小的矿石，也适应于氧化矿。分支浮选工艺与粗精矿再磨工艺相结合，可以节约各种药剂10~15%，又能进步精矿档次4~5%。总的经济效果十分明显，是当时下降选矿本钱，进步经济效益的途径之一。                        （四）用铁粉从胆矾溶液中置换铜的机理研讨    在使铜从溶液里直接沉积的许多办法中（例如电解，用铁、铝或锌置换；用CO、H2、H2S或SO2沉积；以及用Ca（OH）2或CaCO3沉积），实践证明，只有用铁置换的办法对低浓度、多杂质的溶液才是经济上可行的。    我国江西铜业公司用萃取—电积法或石灰沉积法收回铜的矿山，现已改用铁粉置换法收回铜。铁粉置换法的经济效益已逐渐被知道，因而，经过理论分析和科学实验来进一步论述铁粉置换技能，仍具现实含义。北京矿冶研讨总院有人著文就铁粉置换技能，工艺要求，下降铁耗和取得高纯铜粉的办法进行了实验和评论。    1.铜离子被铁置换的行为    pH值与置换速度的联系   跟着溶液的pH值下降（游离酸添加），交流速度加速，溶液中无游离酸存在，则难以进行交流；跟着溶液中Cu2+含量下降，交流速度也随之减慢，最终到达溶解与沉积的平衡，交流率不再上升，这种平衡一向坚持到铁粉耗尽；胆矾和金属铁交流的适合pH值为2~2.5。    置换时刻与交流率的联系   跟着置换时刻添加，交流率上升，但速度减慢（因Cu2+浓度下降和pH值上升），当正反响和逆反响平衡时，交流率到达最高值，该值一向坚持到金属铁耗尽；金属铁被悉数溶解之后，溶液里过剩的游离酸使沉积铜被从头缓慢溶解，导致排出液含铜上升，交流率下降。因而，正确把握化学平衡极为重要。    铁粉用量与置换速度的联系   在相同的交流时刻里，复原铁粉用量越多，交流速度越快；当溶液的pH值超越4今后，交流率不再上升。溶液中有过量的金属铁存在时，可以避免溶液里Cu2+上升，但过多的铁粉用量将使沉积铜档次下降，酸耗添加。    溶液含铜量对交流的影响   溶液中Cu2+浓度越高，交流率越高，因而，在实践使用时应尽量进步进液浓度；采纳添加Cu2+和Fe°的碰撞频率及进步FeSO4分散速度之办法，以求加速交流速度和取得较高听交流率。    逆流交流实验  选用逆流交流法可以在挨近理论铁耗的状况下，一起取得高档次沉积铜和高听交流率；    实验条件为  进液每立升含铜5克，pH值为2，复原铁粉用量为理论铁耗的110%，交流时刻15分钟，实验成果核算于下表。产品批号排出液含铜克/升沉积铜档次Cu%交流率%10.199696.0720.00379599.9230.01994.799.6140.193.897.9350.8246.783.02[next]     溶液中氢离子浓度下降，交流速度减慢，导致排出液含铜量升高，交流率和沉积铜档次下降，因而，在交流进程中要严厉监控氢离子浓度的改动和当令的补加游离酸于交流液中；第一批交流液理论铁耗的5.5倍复原铁粉相遇，按化学反响原理它的交流率应当最高，但是恰恰相反，它的排出液含铜居然高达0.19克/升，这一“失常”现象极为重要，是逆流交流实验所赋予的很有含义的启迪。    Fe3+对置换的影响    在铜矿石的硫酸浸出液中，或多或少的存在必定数量的三价铁离子。在以铁粉置换铜时，溶液中的三价铁大部分按反响式Fe2（SO4）3+Fe→3FeSO4被复原成二价铁，然后添加了铁耗，所添加的铁耗量以彻底反响核算，是溶液中三价铁离子量的二分之一。依据实验所得到的数据，可以得出这样的定论：在用铁粉置换铜时，溶液傍边的Fe3+简直悉数被复原为Fe2+。因而，在交流进程中要避免Fe2+的氧化，Fe2+的氧化将使铁耗添加和加速Fe3+的水解，给置换作业带来损害。对处理Fe3+浓度很高的溶液，选用铁粉置换法是不适合的，在这种状况下，考虑预先将Fe3+复原是必要的。    2.铁粉置换法收回铜的实例    例1  武山铜矿石酸浸液铜的收回    武山归纳矿石酸浸液每立升含铜14.1克、含铁7.7克、含Fe3+0.25克，在交流时需求往每立升溶液中追加0.125克纯铁，做为将Fe3+复原成Fe2+之用。然后，再按每一克铜需求0.88克纯铁来核算理论铁耗。先用硫酸将溶液的pH值调至2，再在搅动的状况下参加铁粉置换15分钟。实验成果见下表。理论铁耗%沉积铜档次%交流率补白10096.7594.25溶液里尽管有多种离子，但重金属离子的含量很低，因而，在沉积铜中的共沉物很少。10595.499.4311090.45~10011590.5~10012084.6~100     例2  城市山铜锌矿石酸洗液铜的收回    江西城门山铜锌矿石中含有水溶铜和吸附铜，需将这部分铜用稀硫酸洗脱，再加以收回。酸洗液每立升含铜0.97克，因无其它离子的化学分析数据，故在核算铁耗时只能依据铜的含量核算，并以通用的工业铁耗标明。先钭酸洗液的pH值调至2左右，然后在搅动的状况下参加复原铁粉，交流15分钟，马上过滤，清洗。对所得成果列于下表。工业铁耗%沉积铜档次Cu%交流率%排出液pH10092.894.643.511088.798.143.512082.398.354     实验证明：用抱负溶液的参数实验成果，辅导天然含铜溶液的交流实践，是可行的。    3.胆矾溶液铁粉提铜原理    铁粉置换化学   铁粉置换进程发作的三个首要反响为：                             CuSO4+Fe→FeSO4+Cu          （1-1）                           Fe2（SO4）3+Fe→3FeSO4         （1-2）                            H2SO4+Fe→ FeSO4+H2           （1-3）[next]    在pH为2~2.5时，搅动的状况下式（1-1）为首要反响，而在停止的状况下式（1-2）则变得重要，当pH                      Cu+Fe2（SO4）3 → CuSO4+2FeSO4        （1-5）    Fe2+的氧化和Fe3+的水解：在浸出进程中含铁矿藏中铁的溶解以及硫化矿和某些其他矿藏氧化时，Fe3+的复原发作了适当数量的Fe2+，而Fe3+极易被氧化成Fe3+：                     4FeSO4+O2+2H2SO4→2Fe2（SO4）3+2H2O    （1-6）    当Fe2+氧化所构成的Fe3+超越了溶解度，或pH值有所添加时，三价铁就按（1-7）水解而到达新的平衡。                       Fe3++3H2O ←→Fe（OH）3+3H+         （1-7）    操控溶液pH值避免Fe（OH）3沉积分出   三价铁在浸进程是不可避免要发作的，而对沉积置换又是十分有害的，因而，避免Fe（OH）3沉积分出，对胆水提铜作业的胜败联系甚密。Fe（OH）3沉积的pH值与Fe3+离子浓度有关，当溶液pH超越3.7时，溶液傍边尽管Fe3+离子浓度很低（10-5M）也要被水解沉积分出，分出的Fe（OH）3固体进入沉积铜中则下降沉积铜档次，阻止铜离子被铁复原和下降置换速度。因而，当用铁复原铜时，溶液的pH值最佳操控规模开端为±2，停止为±3。    胆水铁粉提铜动力学    铁粉置换的反响发作在固—液界面，化学作用使界面和溶液内部的浓度发作差异，引起分散作用。但这种浓差只存在于紧贴固体表面的一层相对不动的液膜（分散层）内，而溶液内部是均匀的。在分散层内发作着溶液浓度的接连改动，反响物经过分散层向界面分散，产品则经过分散层脱离界面。    这样，在铁粉置换的反响中包含着分散和界面化学反响这两个环节。实验证明，相界面上的化学反响进行得很快，分散速度慢，成了阻止反响的环节，因而，进程的总速度就取决于分散速度。    胆水铁粉提铜整个反响速度V0等于：                                    D•A                             Vo = ———• △C              （1-8）                                   V•δ     式中V为溶液体积，△C标明分散层两头浓度的增量。    式（1-8）标明，固—液反响速度取决于分散系数D，相界面面积A和分散层厚度δ，凡能改动这些要素的办法，都能改动反响速度。    在铁粉置换操作中要注意以下几个问题：（1）复原铁粉的粒度，（2）温度，（3）拌和，（4）溶液酸度，（5）胆水浓度。    经过对抱负溶液和实践用水溶液的实验，以及对胆水铁粉提铜机理的评论，阐明，只需选用合理的工艺和对进程影响要素可以及时地检测和调整，就能以挨近理论值的低铁耗，取得高交流率和高档次沉积铜。

采用直接还原BLT-Ⅰ还原窑炉装备结合渣铁分离快速还原工艺技术直接还原羚羊石、鲕状赤铁矿、钛铁矿等难选矿生产砾铁工业生产线试验成功。沈阳博联特熔融还原科技有限公司独自研发的“直接还原BLT-Ⅰ#还原窑炉装备”历经9月份、10月份、11月份连续三次试验，采用临江羚羊石、江西鲕状赤铁矿、印尼红土镍矿、内蒙硫酸渣、山东氧化铝赤泥、白山的铁矿粉等原料，利用独有的《直接还原铁BLT-LS快速还原工艺》和《直接还原铁BLT快速分离工艺》等直接还原铁的发明专利，连续生产出优质的砾铁，获得了成功。 采用原矿TFe=20-55%的各种难选矿、易选矿，均可以生产出高品质的砾铁产品。其指标为：TFe=94—97%；MFe=93—96%；ηFe=97—99%，砾铁密度≥7.0t/m3，砾铁率=85—95%。 项目的工艺技术、装备技术及优质的产品质量得到了吉林省省委、白山市委等领导的肯定和支持，吉林省委已将将临江羚羊石难选矿的综合利用列为吉林省十二五规划。 “直接还原BLT-Ⅰ窑炉装备”集隧道窑、转底炉、回转窑等还原窑炉的优势为一体，研发出新一代符合中国特色的煤基直接还原窑炉装备和技术。并结合最先进的《直接还原BLT-LS快速还原》和《直接还原BLT分离快速还原工艺》、《低品位矿、难选矿、复合矿还原分离砾铁技术》的工艺，可以将所有的低品位难选矿（羚羊石铁矿、鲕状赤铁矿）、复合铁矿（钒钛磁铁矿、红土镍矿）、含铁化工尾渣（硫酸渣、氧化铝赤泥、除尘污泥、铅锌渣）等还原、分离成砾铁或TFe≥90%以上的高品位、高金属化率的金属铁。 其主要特点： 1、适合高低品位所有的含铁原料，尤其适合低贫呆矿、难选铁矿、复合铁矿盒含铁化工尾渣的还原和分离出砾铁和金属铁粉。 2、无须再采用昂贵的耐火罐。 3、较隧道窑法、转底炉法等还原速度快，布料厚度厚，还原剂耗量低（是上述两种方法的1/3）。 4、产品还原时不氧化并且冷却时也不二次氧化。 5、设备机械化、自动化程度高。 6、可以利用余热发电，完全实现项目用电自给并有剩余。 7、高密度砾铁的工艺技术，将为我国实现短流程炼钢，尤其是冶炼优质钢材加快了步伐。 8、采用砾铁进行短流程炼钢，将为节能减排做出应有的贡献。      本装备和工艺技术的应用，将在中国冶金行业的直接还原铁领域、乃至世界领域处于前沿。                                                  砾铁产品图片

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。

1　前语 马鞍山钢铁股份有限公司铁鳞资源总量约5万t/a。为合理运用资源,依据对商场供需情况的分析,公司于1992年立项建造年产万吨级铁粉出产线。 马钢铁粉工程系马钢股份有限公司与我国节能出资公司联合出资的国家重点项目。该项目由原机械工业部天津第五规划院规划。其规划结合了国内外铁粉出产供应商的先进工艺技术,规划的工艺特色为“3次磁选、2次复原”,方针是出产高质量的优质铁粉。 马钢铁粉一期工程主体设备有:隧道窑(长166m)1座;从德国克莱默公司引入出产能力为700kgh的CBR-700-95e铁粉复原炉(包含出产能力为80m3 h的ASP-80型分解器和出产能力为80m3h的DR-80型气体干燥器)1台;以及从德马克公司引入的细粉碎机2台。整个工程现已竣工投产。 马钢铁鳞数量虽不大,但品种多,成分杂乱,且有大量库存铁鳞。怎么从中选出合格铁鳞质料用于复原铁粉出产线,是铁粉工程投产首要处理的问题。为此,咱们对公司轧材厂一切的轧制点的铁鳞进行了取样分析,并进行了海绵铁半工业化出产实验,以找出契合优质铁粉出产工艺的铁鳞资源。 2　优质复原铁粉对质料铁鳞的质量要求 铁粉产品对Mn、Si、C、S、P及酸不溶物等有严厉的约束,因而出产海绵铁时对质料铁鳞应严厉把关。一般铁粉出产供应商对处理后的铁鳞成分有如下要求,见表1。 3　铁鳞取样分析及铁鳞处理工艺 3.1　铁鳞取样分析 依据文献[1]及同行的实践出产经历,海绵铁出产多选用热轧低碳欢腾钢铁鳞作质料,由于低碳欢腾钢中SiO2、Al2O3等含量较低,用它作质料制作的铁粉杂质少,性能好。为了选出优质铁鳞,咱们对本公司一切轧制点的铁鳞作了全面的取样分析。成果如表2所示。 3.2　铁鳞处理工艺及经处理铁鳞的技术目标 马钢铁鳞处理工艺流程:铁鳞搜集—堆积—过筛—水洗—烘干—磁选—球磨—筛分—混料—初复原经铁鳞处理工艺处理后的高线普碳、二轧型材和三轧(带钢、线材)铁鳞,各项技术目标均契合运用要求;中板、初轧(420方坯、连轧)铁鳞,经铁鳞处理工艺处理后,酸不溶物超支;棒材、H型材和初轧开坯铁鳞,经铁鳞处理工序后,Mn及酸不溶物超支。 4　马钢铁鳞用于海绵铁半工业化出产实验及分析 4.1　半工业化出产实验 从马钢铁粉项目建造以来,公司有关部门已搜集到高线普碳,二轧型材及三轧带钢、型材等3种根本可满意海绵铁出产需求的铁鳞及中板、初轧(连轧、420方坯)2种酸不溶物超支的铁鳞共约4万余吨,其中有库存期达2-4年的铁鳞,这部分铁鳞已深度氧化。本次进行的半工业化出产实验,目标为上述2类共10种铁鳞。关于中板、初轧铁鳞的实验,首要视其经复原成海绵铁并经磁选后的技术目标是否合格。至于经处理工艺后仍严峻超支的棒材、H型钢、初轧开坯等3种铁鳞,不作为实验目标。 工业化出产实验所选用的倒焰窑的根本尺度为:直径4.8m,容积20m3。共进行了两窑实验。为了精确反映不同铁鳞对海绵铁质量的影响,将不同铁鳞装罐堆积在不同扇形区域(视为倒焰窑各扇形区的热工准则根本相同),每区域共堆积10组复原罐,每组共堆积4层罐,如图1所示。 实验工艺参数是在学习兄弟供应商比较老练的工艺目标的基础上,结合本公司质料的特色经实验优化后拟定的[2]。 榜首窑工艺参数:复原温度为1050-1150℃;复原时刻50h;质料配比:铁鳞∶焦碳=1∶0.55。复原后得到的海绵铁的铁含量示于表3。一起还对复原得较好的以高线、三轧、二轧铁鳞为质料出产的海绵铁中的碳含量及复原情况进行了分析,新轧制和库存铁鳞的碳含量及复原成果比较示于表4。 第二窑工艺参数:复原温度为1050-1150℃;复原时刻56h;质料配比:铁鳞∶焦碳=1∶0.55。复原得到的海绵铁的铁含量示于表5。相同,对复原得较好的高线、三轧、二轧铁鳞为质料出产的海绵铁中的碳含量及复原情况进行了分析,新轧制和库存铁鳞的碳含量及复原作用示于表6。 4.2　实验成果分析 本次实验首要对海绵铁中的铁含量进行分析。从表3、表4成果看,高线普碳、三轧线材、二轧中型材所产铁鳞在对应的工艺条件下能出产出合格的海绵铁;而库存铁鳞因深度氧化在该工艺条件下未能到达复原结尾而呈现夹生。从表5、表6成果看,高线普碳、三轧线材、二轧中型材所产库存铁鳞在改动后的工艺条件下能出产出合格的海绵铁,而相同工艺下新轧制铁鳞因复原温度进步、时刻延伸而过烧渗碳,导致海绵铁出格。此外实验成果还显现,中板、初轧铁鳞不能用作出产海绵铁的质料。 咱们还将本实验两窑次中合格海绵铁经精复原工序(破碎—磁选—精复原—解碎—磁选—分级合批)处理,其精复原铁粉的化学成分示于表7。从表7可知,选用马钢高线、三轧、二轧铁鳞可以出产出化学成分契合出产要求的复原铁粉。 4.3　马钢铁鳞挑选的准则 经过上述实验成果分析,咱们以为:为了确保马钢铁粉项目投产后的质量,对马钢铁鳞的挑选应遵从以下准则: (1)铁粉出产宜选用高线、三轧、二轧等热轧欢腾钢铁鳞为质料; (2)针对现在同种钢材轧制量削减的特色,要严厉留意钢种改变,不契合要求的铁鳞禁止搜集; (3)露天长时刻寄存的铁鳞易受污染,因而用于海绵铁出产的铁鳞应及时从轧制现场搜集至质料堆积棚; (4)关于部分库存铁鳞,应拟定相应的工艺准则独自处理,这样才可出产出合格的海绵铁。 5　定论 (1)经取样分析及铁鳞处理工艺处理后挑选出来的马钢高线普碳、二轧型材和三轧带钢、线材新轧制铁鳞,在质料配比铁鳞∶焦碳=1∶055、复原温度1050-1150℃,复原时刻50h的工艺条件下,可出产出合格的海绵铁; (2)关于铁鳞品种与(1)相同的库存铁鳞,在质料配比与(1)相同,复原温度为1100-1150℃,复原时刻56h的工艺条件下,亦可产出合格的海绵铁; (3)将二种工艺条件下取得的合格海绵铁粉进行精复原处理,所得复原铁粉化学成分契合出产要求。

通过操控晶界微观结构来改进合金功能的技能已日益受到重视，因而广泛研讨了热机械加工技能用来操控晶粒尺度（晶界密度）、晶界特性散布（GBCD）以及晶界衔接性等。别的，也选用了外加势能（例如磁场、电场，超声振荡和温度梯度）的技能。其间，外加磁场的使用愈加引起了材料加工界的重视，由于它可以愈加精确地操控显微结构。至今，现已发现外加磁场关于铁磁材料的再结晶、分出行为和相改变等冶金现象的影响都非常大。因而，日本东北大学的研讨者们在这方面从事了很多的研讨。此次，对铁粉和钴粉在外加磁场条件下研讨了它们的烧结行为，所用原始材料是99.9%纯粉和99.5%的纯羰基钴粉，它们的颗粒均匀粒径分别为2.3μm和0.8μm，铁粉的形状是球形的，钴粉是多面体形。这些金属粉末在研讨前均在氩气流中通过673K×3.6ks的脱氧处理，以铲除其表面所附着之氧化物。选用200MPa压力压成直径10mm×高3mm的压坯，在红外线烧结炉中烧结。在烧结过程中，沿平行于圆柱状试样轴线的方向施加外磁场，随后升温。外加直流磁场逐步增强至1.2MA/m(15kOe)。铁粉压块是在5×10-3Pa真空下于873至973K的铁磁温度规模进行磁场烧结，也在1123K顺磁温度下烧结5、20、50和100h；钴粉压块在1173K铁磁温度下烧结5、20、50h。　　研讨结果证明，磁场烧结能有效地进步铁粉的细密化程度，促进晶粒长大。磁场越强，细密化程度越高，特别是在烧结的中间阶段效果最强。以为磁场有增强晶界搬迁驱动力的效果，所以在烧结时关于细密化起着重要效果。与铁粉压块比较，磁场关于钴粉压块的细密化却起着按捺的效果。

将氯系有机溶剂、水和表面活性剂液混合，并加热，使发生氯系有机溶剂蒸汽、水蒸气和表面活性剂蒸汽，将该混合气体充入已封装有金属材料的处理罐中，从金属材料的安排空地中溶出杂质，将由耐蚀性锈构成的钝化表膜构成在金属材料的表面上。在处理钢材或铁粉时，耐蚀性锈主要由四氧化三铁（Fe3O4）构成。处理铁粉等来制作磁性材料时，是将铁粉等整体变化成四氧化三铁（Fe3O4）或许三氧化二铁（γ-Fe2O3）。氯系有机溶剂是运用。

所谓超级铁精矿(HCM)是指含铁量高、脉石含量低的铁精矿。一般泛指SiO2含量小于2%、TFe含量挨近70%的铁精矿。现在这种高品位精矿没有列为产品矿石的标准之内，所以常称为超级精矿或超纯精矿。    超级铁精矿多用于直接复原出产海绵铁或金属化球团，来替代废钢进行电炉炼钢。跟着选矿工艺的展开，超级精矿的产品质量也在不断进步，现在除了用于直接复原一电炉炼钢外，已展开到海绵铁金属化球团直接轧制钢材；出产粉末冶金用金属铁粉，用于限制杂乱机械零件，如异型齿轮等；替代铁红出产磁性材料，用于无线电通讯、电话、扬声器、雷达、电视、磁选机等方面，还能够用于污水处理等。    一、直接复原-电炉炼钢    直接复原是从出产海绵铁替代废钢而展开起来的。直接复原用的铁矿都是超级铁精矿或富矿，能够用天然气或普通煤、石油等做热源及复原剂。这种技能在冶金焦少而煤、石油资源多的国家和区域得到了迅速展开，如委内瑞拉、墨西哥、伊朗等国。美国第一座运用进口高品位精矿的直接复原-电炉炼钢厂于1969年投产。    从经济上看，在相同产值下，直接复原的建厂出资与高炉根本相同。但海绵铁的出产本钱要比高炉铁水低得多。据英国1973年的报道，海绵铁的出产本钱为28.6美元/t,而高炉铁水(93%Fe)本钱为127美元/t.从能量耗费来看，海绵铁为16.16MJ/t,而高炉铁水为14.49MJ/t.因为焦炭报价比普通煤贵3倍，所以高炉铁水的本钱比海绵铁高。    直接复原-电炉炼钢对精矿质量的要求一般为SiO2含量在2%以下，出产出来的海绵铁金属化球团SiO2含量在3%以下. SiO2含量高不只会下降电炉的出产能力，并且电能耗费高。    二、海绵铁球团直接轧制钢材    用纯度高于99%的超级铁精矿进行直接复原得出海绵铁，然后可轧制钢材，为钢铁出产拓荒了新的途径。    据报道，英国斯旺西大学辛格教授将杂质含量低于1%即氧化铁含量大于99%的超级精矿粉，用有机粘结剂造球，在回转窑或竖炉中经气体复原出产出金属化海绵铁球团，然后用这种球团趁热轧制钢材。工艺流程见下图.    所轧制出的钢材的机械功能挨近低碳钢，可用于建筑及作低应力的结构件。    这种新工艺进程不必高炉、转炉；也不经铸锭作业，出产环节少，复原温度低，可很多节省能源。这种钢材的腐蚀实验标明，开端时(几分钟或几小时内)腐蚀速度较快，但逐步缓慢，最终与惯例产品差不多。焊接实验标明，精矿纯度在99.2～99.4%范围内，焊接功能毫无问题。英国海外展开部对此新工艺很感兴趣，现在正在印度和巴西展开球团轧制的研讨工作。在印度用此种质料轧制镀锌波纹板，纯度低于99%的产品延伸率较低，仅限于民用小五金。    这项新工艺尽管正处于研讨阶段，但据预算，单位出资额仅仅高炉、转炉联合厂商的25～30%.    在我国，东北工学院进行了实验室的研讨。将超级铁精矿复原成海绵铁球团，趁热将两个海绵铁球团放到容器顶用压力机冲压。从相图看，轧制的球团具有显着的金属安排，根本为铁素体，与普通的低碳钢类似，轧制后看不到球团间的缝隙，证明了高湿球粘结性好，能成为一体，满足轧钢的根本要求；其晶粒呈必定程度的板安排结构，这标明具有杰出的可塑性，杂质散布均匀。调理复原剂的成分还可轧出相当于高碳钢的钢材或轧制薄铁皮等。某单位用复原出的金属铁粉试轧出宽250～300mm的带钢，其表面光洁，耐性较好。[next]    三、用超级铁精矿出产铁粉    铁粉在国民经济建设中是不行短少的金属质料，广泛地使用于机械、电子和化工等工业。跟着国民经济的展开，其用量及用处会越来越大。    曩昔国内外出产铁粉首要以轧钢铁鳞(即氧化铁皮)为质料。近几年来，逐步研讨和展开用超级精矿做质料。据统计，现在世界几个首要区域和国家铁粉出产能力约为54.5万t/a,我国铁粉产值估量为1.4万t/a.因为选用高纯铁精矿粉出产的铁粉功能好、质量安稳、产值高、本钱低、能耗少，所以高纯铁精矿逐步替代了轧钢铁鳞。在这方面，世界先进工业国家展开很快，不只在使用上有所突破，并且充分使用了本国的矿产资源，产值也在逐年添加。据报道，以超级精矿为质料出产铁粉的产值为：瑞典16万t/a、美国8万t/a,日本4万t/a.我国以超级精矿为质料来出产铁粉还处在小规模阶段。如向阳的喀左铁矿，选用反浮选办法每年出产超纯铁精矿3000～5000t,供北京矿冶研讨总院制永磁材料。    瑞典的霍根纳斯公司用超级精矿粉出产的复原铁粉NC100.24,具有很好的归纳功能，在世界市场上享有盛誉。该公司是选用超级精矿进行固体碳化复原和雾化法出产铁粉的。美国、日本、苏联和德国在制取铁粉方面都有着成功的经历。并先后建立了从四氧化三铁直接复原成铁粉的粉末冶金厂。    我国铁粉的研发和出产是从本世纪60年代开端的，并先后建立了上海、晋江、成都、天津、武汉和鞍山、青岛粉末冶金厂等许多供应商。这些供应商出产铁粉的工艺都是选用二次复原法，以铁鳞为质料。本溪市有色金属研讨所于1983年5月开端着手用超级铁精矿制取铁粉的研讨工作，经过两年多的尽力，试制出TFe大于99%的铁粉，各项目标均契合国家标准，化学、物理功能安稳，用户满足,1985年12月经过辽宁省冶金厅的判定。用超级铁精矿出产的铁粉总本钱预算为1170元/t,市价格约为1700元/t(判定会时报价).    用超级精矿出产出的铁粉使用于制作粉末冶金机械部件(如异形齿轮，具有塑性的丝、片、带材等),能进步材料的使用率、下降制品加工进程中的能量耗费；使用于电焊条上，能使焊条的熔敷功率大大进步。除此之外，在火焰切开、电子工业，化工催化剂，静电复印机等范畴也有广泛地使用。    四、超级铁精矿用于出产铁氧体磁性材料    铁氧体在电子工业方面的使用很广并占重要的方位。它是电话、无线电、电视、雷达等通讯方面的根底材料，特别对制作电子计算机磁芯存储器更为重要。在其它工业及家电用品方面也占有相当大的比重。    电子工业对铁氧体的技能要求，随铁氧体类型而不同。特别是对硬质铁氧体，其Fe2O3含量有必要大于98%,SiO2含量不得超越0.6～0.8%,当然纯度愈高愈好。如：意大利一家硬质铁氧体工厂，正常情况下选用一种天然铁氧化物(含Fe2O298.6%,SiO20.6～0.8%)和组成氧化物的混合物作为磁性材料，作用很好。据资料证明，当SiO2含量低于0.6%时，所出产的铁氧体均出现均匀的结晶。而具有优异电磁特性的软质铁氧体只能用含SiO2比较低的(0.2%)物料制得。制得电子计算机磁芯存储器的软质铁氧体只能用更紧密性质的物料制得。抱负条件下应不含,SiO2、Na2O、K2O和CaO的铁氧化物。但工业产品容许含有某些杂质如：SiO20.03%,Na2O和(或)K2O0.05%、CaO0.03%,其它杂质痕量，杂质总含量为0.8%.    用这种材料能够制作出磁场强度为96kA/m的铁氧体磁条，以出产167-Cэ型圆筒式磁选机。依据汁算,选用磁能积3.5～3.7的铁氧体，能够处理制作磁场强度为111～119kA/m磁选机的问题。    我国用超级铁精矿粉已试制出铁氧体和铁氧体。鞍山市磁性材料厂用超级精矿为质料，出产出的磁性材料的磁能积一般在3以上，高的可达3.8.其功能相当于用铁红为质料所得到的目标，但报价可廉价50～60%.    五、超级铁精矿在其它方面的使用    纯度高的海绵铁，能够作为冶炼特种钢的质料。例如，本溪钢铁冶金研讨所已使用营口锅底山铁矿供应的超级铁精矿，炼出超低碳不锈钢，它抗腐蚀性强，可用于化工设备，国产报价与进口报价比较约低40%.    哈尔滨建筑工程学院曾用超级铁精矿处理污水，实验作用杰出。超级铁精矿也可用于制怍磁流体、磁介质、催化剂等。