金在通常情况下只能溶解于和碱金属溶液中，因而工业上发作的含金废液首要有含金废溶液和含金化废液两类。 1、含金废将含金固体废料溶于是最常用的将金转入溶液的办法。所得溶液酸度较大，常称为含金废，金在其间以+3价氧化态存在。从中收回金的根本原理是向这些游离状况或配位状况的金离子供给电子，使其转化为原子状况而得到金的单质。常用的向金离子供给电子的办法有两种：一是在废溶液中参加恰当的复原剂使金离子得到复原；二是经过电解办法向金离子供给电子，使金在阴极分出。 现在在工业上得到运用并可用于收回废中金的复原剂首要有硫酸亚铁、钠、生动过渡金属(如锌粉和铁粉等)、亚(NaHSO3)、草酸、和等。运用复原法收回金时有必要留意废的酸性和氧化性的强弱。通常情况下，废的酸性和氧化性很强，在参加复原剂之前有必要设法下降其酸性和氧化性。常用的办法是将含金废过滤除掉不溶性杂质，所得滤液置于瓷质或玻璃内衬的容器中加热煮沸，在此进程中以少数屡次的办法滴加必定量的，使废中的氮氧化物气体逸出。此操作俗称为赶硝。赶硝是否彻底的简略判别标准是从废中逸出的气体色彩有必要为无色。 硫酸亚铁是工业用处很广的廉价无机复原剂，它与废效果发作的氧化复原反响如下： 3FeSO4+HAuCl4HCI→FeCl3+Fe2(SO4)3+Au↓ 将经过过滤和赶硝的含金废趁热抽人高位槽，在拌和下滴加到过量的饱满硫酸亚铁溶液中，硫酸亚铁溶液能够恰当加热。当取少数0.1mol/LHAuCl4溶液滴加到少数硫酸亚铁的反响混合物中无显着反响时，能够以为反响混合物现已没有复原性。中止滴加废，持续拌和2h后，静置沉降。用倾桁法别离堆积下来的黑色金粉，用水洗净后铸锭得到粗金。所得滤液会集起来，用锌粉进一步处理。 因硫酸亚铁的复原才干较小，用硫酸亚铁处理含金废时除贵金属以外的其他金属很难被它复原，因而即便处理含贱金属较多的含金废液，其复原产出的金的档次也可达98%以上。但此法效果缓慢，结尾不易判别而且金不易被彻底复原，因而需求锌粉进一步处理尾液。 钠也是一种工业上常用的廉价复原剂，许多冶炼厂商在焙烧含硫矿藏或其他物料时，为了下降烟尘中的二氧化硫含量，通常将除尘后的烟气导入溶液中，所得溶液中钠的含量较高，能够用此溶液直接作为处理含金废的复原剂以到达以废治废和综合运用的意图。将经过除尘和净化的含二氧化硫的气体直接通入含金废中能够到达相同的效果。钠复原含金废的反响方程式如下： Na2SO3+2HCl→SO2+2NaCl+H2O 2SO2+2HAuCl4+6H2O→2Au↓+8HCl+3H2SO4 具体操作如下：将经过过滤和赶硝的含金废趁热抽入高位槽，在拌和下滴加到过量的饱满钠溶液中，复原时恰当加热溶液，有利于产出大颗粒黄色海绵金。参加少数聚乙烯醇(参加量约为0.3～30g/L)作凝聚剂以利于漂浮金粉沉降，充沛反响后静置。用倾析法别离堆积下来的黑色金粉，用水洗净后铸锭得到粗金。 锌粉是黄金精粹进程中常用的金属复原剂，其特点是复原容量大，置换金的速度快。缺陷是过量锌粉与置换所得金粉混在一同，有必要再用硝酸或将剩余的锌粉溶解掉才干得到较纯的金粉。将经过过滤和赶硝的含金废趁热抽入高位槽，调理溶液的pH＝1～2，参加过量锌粉。充沛反响后离心别离，所得金锌混合物用去离子水重复清洗到没有氯离子中止。在拌和下用硝酸溶煮，所得金粉的色彩为正常的金黄色，聚会杰出，用水洗净后铸锭得到粗金。置换进程中操控pH=1～2的意图首要是为了避免锌盐水解，有利于产品澄清和过滤。置换产出的金属堆积物含有过量锌粉，可用硝酸或将其溶解。需求留意的是选用溶解时，堆积中不该含有硝酸根，除银、铅、外，其他贱金属都易被溶解。选用硝酸溶解时，硝酸简直能溶解夹杂在金粉中的一切普通金属杂质，但堆积中不该含氯离子，不然复原所得的金粉有或许再次被溶解掉。别的，还可选用硫酸来溶解锌及其他杂质，堆积金不易从头溶解，但钙、铅离子不能与堆积别离，产品易呈黑色。 对含金量很低且量大的废，赶硝处理时能源耗费太大，能够选用亚(NaHSO4)作为复原剂进行复原处理，用亚进行复原时不需求赶硝。具体操作是：将含金废过滤后，先用碱金属或碱土金属的氢氧化物(例如含质量25%～60%的NaOH或KOH)或碳酸盐的溶液调整含金废的pH值为2～4，并将其加热至50℃并坚持一段时间，参加少数硬脂酸丁酯作凝聚剂。在拌和下滴加NaHSO4饱满溶液堆积金。所得金粉经洗刷后能够熔铸成粗金，含量约为98%。 运用草酸、、抗坏血酸和等有机复原剂对含金废进行复原处理的最大优点是不会引进新的杂质，但本钱较高，从含金废中收回金粉时很少选用，在将电解金加工成特定粒度的金粉工业产品时用得较多。 各种复原剂收回金后的尾液中是否还含有金，即收回是否彻底，可选用以下办法进行判别：按尾液色彩判别，若尾液无色，则金已根本堆积提取彻底；用氯化亚锡酸性溶液查看，有金时因为生成胶体细粒金悬浮在溶液中，使溶液呈紫红色；不然阐明尾液中金已提取彻底。 2、含金化废液第二大类含金废液是含金化废液，首要包含电镀进程发作的镀金废液(一般酸性镀金废液含金4～12g/L，中等酸性镀金废液含金4g/L，碱性废液含金达20g/L)、化法提金发作的废水以及含金化产品(如化亚金钾等)出产进程中发作的废水。常用的含金化废水中金收回办法首要有电解法、置换法和吸附法等。依据含金化废水的品种和金含量的凹凸能够挑选单种办法处理，也能够采纳几种办法联合处理。 ①电解法将含金化废水置于一敞开式电解槽中，以不锈钢作为阳极，纯金薄片作为阴极，操控液温为70～90℃，通人直流电进行电解，槽电压约5～6V。在直流电的效果下，金离子迁移到阴极并在阴极上堆积分出。当槽中镀液经过守时取样分析且金含量降至规则浓度以下时完毕电解，再换上新的废镀液持续电解提金。当阴极分出金堆集到必定数量后取出阴极，洗刷后铸成金锭。 电解法处理含金化废水除选用上述开槽电解外，还能够用闭槽电解进行处理。即选用一关闭的电解槽进行电解作业，溶液在体系中循环，操控槽电压为2.5V进行电解。当废镀液含金量低于规则浓度时中止电解，然后出槽、洗净、铸锭。电解尾液经吸收槽处理合格后，抛弃排放。闭槽电解的自动化程度较高，对环境比较友爱，但一次性设备投入较大。 ②置换法含金化废水中的金通常以[Au(CN)2]－的方式存在。在含金化废水中参加恰当复原剂，即可将[Au(CN)2]－中的金复原出来。依据含金化废水的品种和含金量，复原剂能够选用无机复原剂(如锌粉、铁粉、硫酸亚铁等)或有机复原剂(如草酸、、抗坏血酸、甲醛等)。无机复原剂报价比有机复原剂低，但处理含金化废水今后，过量的无机复原剂有必要设法除掉。有机复原剂报价较高，但复原金合作物后的产品与金很简单别离。因为金在收回进程中首要得到粗金，后边提纯在所难免。因而，实际操作中一般选用无机复原剂(特别是锌粉和铁粉)进行复原，将金置换成黑金粉沉人槽底。锌粉复原的反响方程式如下： 2KAu(CN)2+Zn→K2Zn(CN)4+2Au↓ 具体操作进程为：将含金化废水取样分析，断定其间的含金量。将废液置于塑料容器中，参加约1.5倍理论量的锌粉，拌和。为加快置换进程，含金废镀液应恰当稀释和酸化，操控pH=1～2。在酸化废液时易放出HCN气体，所以有关作业应在通风橱中进行。置换产品过滤后，浸入硫酸以去除剩余的锌粉，再经洗刷、烘干、浇铸即得粗金。滤液经过分析含金量和游离含量，当含金量和游离含量低于规则值时能够排放；不然应进一步进行处理。 ③活性炭吸附法活性炭对金合作物具有较高的吸附才干，活性炭吸附的作业进程包含吸附、解吸、活性炭的返洗再生和从返洗液中提金等进程。 含金化废水经化验含金量后，置于塑料容器中。参加恰当粒度的活性炭，充沛拌和。将吸附混合物离心脱水，所得液体搜集后会集处理。将所得湿固体参加到由10%NaCN和1%NaOH组成的混合液中，加热至80℃，充沛拌和下进行解吸金。过滤或离心脱水，所得滤液即为含金返洗液，将活性炭参加到去离子水中，充沛拌和，脱水，重复三次。所得滤液并人含金返洗液中，活性炭经枯燥后能够从头运用。返洗液中金的含量现已大大提高。可用电解或复原的办法将返洗液中的金提取出来。 用活性炭处理含金化废水时，废液中[Au(CN)2]－被活性炭的吸附一般以为是物理吸附进程。活性炭孔隙度的巨细直接影响其活性的巨细，炭的活性愈强对金的吸附才干愈大。常用活性炭的粒度为10～20目和20～40目两种。活性炭对金吸附容量可达29.74g/kg，金的被吸附率达97%。南非专利以为，先用臭氧、空气或氧处理废化液，再用活性炭吸附可获得更好效果。此外，解吸剂可选用能溶于水的醇类及其水溶液，也可选用能溶于强碱的酮类及其水溶液。这类解吸剂的(体积百分数)组成为：H2O(0～60%)，CH3OH或CH3CH2OH(40%～100%)，NaOH(≥0.11g/L)；或许CH3OH(75%～100%)，水(0～25%)，NaOH(20.1g/L)。 ④离子变换法因为含金化废水中金以[Au(CN)2]阴离子的方式存在，因而能够选用恰当的阴离子交流树脂从含金废液中离子交流金，再用恰当的溶液将[Au(CN)2]一阴离子从树脂上冼提下来。将阴离子交流树脂装柱，先用去离子水试验柱的流速，调理适宜后将经过过滤的含金废液经过离子交流柱，守时检测流出液含金量。当流出液的含金量超出规则标准时中止通入含金化废水。用溶液或溶液重复洗提金，使树脂再生。洗提液含金量大大提高，用电解或复原的办法将洗提液中的金提取出来。 ⑤溶剂萃取法其根本原理是运用含金化废水中的金合作物在某些有机溶剂中的溶解度大于在水相中的溶解度而将含金合作物萃取到有机相中进行富集，处理有机相得到粗金。试验标明，可用于萃取金的有机溶剂有许多，如、醚、二丁基卡必醇、甲基异丁基酮(MIBK)、磷酸三丁酯(TBP)、三正辛基氧化膦(TOPO)和三辛基甲基胺盐等都能够从含金溶液中萃取金。萃取作业时，含金废液的萃取道次一般操控在3～8次，如萃取剂挑选恰当，萃取收回率一般都能到达95%以上。 重法（CODCr） 概述 一、原理 在强酸性溶液中，必定量的重氧化水样中复原性物质，过量的重以试亚铁灵作指示剂、用硫酸亚铁铵溶液回滴。依据用量算出水样中复原性物质耗费的氧。 二、搅扰及其消除 酸性重氧化性很强，可氧化大部分有机物，参加硫酸银作催化剂时，直链脂肪族化合物可彻底被氧化，而芳香族有机物却不易被氧化，不被氧化，挥发性直链脂肪族化合物、等有机物存在于蒸气相，不能与氧化剂液体触摸，氧化不显着。氯离子能被重铬酸盐氧化，而且能与硫酸银效果发作堆积，影响测定成果，故在回流前向水样中参加硫酸，使成为络合物以消除搅扰。氯离子含量高于2000mg/L的样品应先作定量稀释、使含量下降至2000mg/L一下，再行测定。 三、访法的适用规模 用0.25mol/L浓度的重溶液可测定大于50mg/L的COD值。用0.25mol/L浓度的重溶液可测定5～50mg/L的COD值，但精确度较差。 仪器 1、回流设备：带250ml锥形瓶的全玻璃回流设备（如取样量在30ml以上，选用500ml锥形瓶的全玻璃回流设备）。 2、加热设备：电热板或变组电炉。 3、50ml酸式滴定剂。 试剂 1、重标准溶液（1/6＝0.2500mol/L：）称取预先在120℃烘干2h的基准或优级纯重12.258g溶于水中，移入1000ml容量瓶，稀释至标线，摇匀。 2、试亚铁灵指示液：称取1.485g邻菲啰啉，0.695g硫酸亚铁溶于水中，稀释至100ml，贮于棕色瓶内。 3、硫酸亚铁铵标准溶液：称取39.5g硫酸亚铁铵溶于水，边拌和便缓慢参加20ml浓硫酸，冷却后移入1000ml容量瓶中，加水稀释至标线，摇匀。临用前，用重标准溶液标定。 标定办法：精确西艘10.00ml重标准溶液与500ml锥形瓶中，加水稀释至110ml左右，缓慢参加30ml浓硫酸，混匀。冷却后，参加三滴试亚铁灵指示液（约0.15ml）用硫酸亚铁铵滴定，溶液的色彩由黄色经蓝绿色至红褐色及为结尾。 式中，c—硫酸亚铁铵标准溶液的浓度（mol/L）；V—硫酸亚铁铵标准滴定溶液的用量（ml）。 4、硫酸－硫酸银溶液：与2500ml浓硫酸中参加25g硫酸银。放置1～2d，不时摇摆使其溶解（如无2500ml容器，可在500ml浓硫酸中参加5g硫酸银）。 5、硫酸：结晶或粉末。 精密度和精确度 六个试验室分析COD为150mg/L的邻笨二氢钾一致分发标准溶液，试验室内相对标准偏差为4.3%；试验室间相对标准偏差为5.3%。 留意事项 1、运用0.4g硫酸络合氯离子的最高量可达40mL，如取用20.00mL水样，即最高可络合2000mg/L氯离子浓度的水样。若氯离子浓度较低，亦可少加硫酸，是坚持硫酸：氯离子＝10∶1（W/W）。如呈现少数堆积，并不影响测定。 2、水样去用体积可在10.00～50.00mL规模之间，但试剂用量及浓度按相应调整，也可得到满足成果。 3、关于化学需氧量小于50mol/L的水样，应该为0.0250mol/L重标准溶液。回滴时用0.01/L硫酸亚铁铵标准溶液。 4、水样加热回流后，溶液中重剩余量应为参加少数的1/5～4/5为宜。 5、用邻笨二氢钾标准溶液检测试剂的质量和操作技能时，因为每克邻笨二氢钾的理论CODCr为1.167g，所以溶解0.4251L邻笨二氢钾与重蒸馏水中，转入1000mL容量瓶，用重蒸馏水稀释至标线，使之成为500mg/L的CODCr标准溶液。用时新配。 6、CODCr的测定成果应保存三位有用数字。 7、每次试验时，应对硫酸亚铁铵标准滴定溶液进行标定，室温较高时特别留意其浓度的改变。

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

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。

传统烧结－鼓风炉熔炼工艺中，按硫化铅精矿中硫的质量分数为12％～24％计算，每冶炼1t粗铅有0.6～1.1t的SO2排空。     新的炼铅技术的共同特点是将焙烧与熔炼结合为一个过程，实现铅精矿直接处理，充分利用硫化铅氧化放出的大量热将炉料迅速熔化，产出液态铅和熔渣。直接炼铅仍需要将冶金过程分为氧化和还原两个阶段，在氧化段充分氧化获得低硫铅，在还原段充分还原产出低铅炉渣。本实验探讨熔池熔炼还原段，利用铅精矿和富铅渣之间的交互反应，考察还原段的终渣含铅量、铅回收率（按渣计）、烟气烟尘率、粗铅产率等各工艺指标的影响因素及条件。对其反应机理进行了初步的探讨。     一、试验理论基础     铅精矿和富铅渣之间的主要交互反应如下： PbS＋2PbO→3Pb＋SO2（1） PbS＋PbSO4→2Pb＋2SO2 （2）     这两个反应在一般高温1000℃时，△G已经很负了。随着温度的升高，△G越来越负，说明从热力学角度来说，交互反应很容易发生。渣中铅化合物的溶化温度低，其熔体的流动牲好，而且与SiO2结合的Pb0挥发性要比纯Pb0小。PbS溶化后流动性大；PbSO4在800℃便开始分解，至950℃以上分解进行的很快。反应式(1)在860℃时的平衡压力达101325Pa；反应式(2)在723℃时的平衡分压为98000Pa。即在较低温度下，两个反应可以剧烈的向右进行。从动力学角度看，熔渣的熔点一般为1200℃左右，试验温度只要能高于渣熔点，则在渣熔融状态下，各种化合物之间接触良好，反应能很好的进行。     二、试验原料及方法     （一）试验原料     本试验所用原料为某厂艾萨炉出来的富铅渣和铅精矿。铅精矿为黑色粉末，粒度小于1mm。化学成分（％）：Pb 45.44、Zn 6.46、Fe 8.82、SiO25.34、CaO 1.57、MgO 0.48、Al2O3 1.00、S 17.86、Cu 2.43、Ag 0.266。定性物相分析结果表明：铅精矿主要含PbS、ZnS、FeS、SiO2、FeS2、PbSO4。     富铅渣为浅粉色块状，化学成分（％）：Pb53.97、Zn 6.46、Fe 8.64、SiO2 8.31、CaO 3.07、MgO 0.75、Al203 1.78、S 0.17、Cu 0.73、Ag0.0197，堆密度3.05 g/cm3。XRD分析表明：铅物相以PbZnSiO4、PbO、Pb存在。其中PbZnSi04在高温下发生如下反应分解成PbO： PbZnSiO4→PbO＋ZnO＋SiO2     故本试验可将富铅渣中的Pb看做以Pb0形式存在，并以此进行配料计算，确定各种料的加入量。     试验所用熔剂为：石灰石(CaO 51.2％，MgO3.17％）；石英砂（SiO2 93.83％）。     （二）试验方法     根据可能发生的交互反应方程式，先计算出富铅渣和铅精矿所需的理论量，再以富铅渣与铅精矿中FeO成分含量的总和为渣型选择的计算基础，然后根据选定的渣型计算所需各溶剂的质量。将富铅渣、铅精矿、石灰石、石英砂分别先经破碎，磨细后，再充分混合均匀，加水湿润后制团，最后烘干12h以上。每次称2kg左右的混合料加人高15cm，内径14 cm的碳化硅坩埚中，从电炉底部进料。用一个Pt/Pt－13%Rh型热电偶检测炉内试验样料的温度，通人高纯氩气排除炉内空气并起轻微的搅拌作用；通过调节电炉的程序参数，设定好每次试验反应温度和时间；反应结束后，观察形成的铅渣表面现象，判断是否产生了泡沫渣，再称量铅渣和粗铅，并分析各主要成分含量。由于试验条件有限，未能检测SO2浓度和烟尘率，本试验将烟气烟尘率看做一个技术指标，计算式为：     烟气烟尘率＝（加入坩埚的炉料总量－反应后粗铅和铅渣的量）÷加入坩埚的炉料总量     三、试验结果及讨论     （一）渣型对终渣含铅量和烟尘率的影响     炼铅炉渣是个非常复杂的高温熔体体系，它由SiO2、FeO、CaO、MgO、Al2O3、ZnO等多种氧化物组成，并且它们之间可相互结合形成化合物、固熔体、共晶混合物。为了讨论渣型与结晶相的关系，将多元系简化为三元系：FeO－CaO－SiO2。将渣中该三相的成分换算为100％，再查看FeO－CaO－SiO2三元系相图，根据图中渣温度1 100～1 300℃区域，选择试验3个成分含量。A Perillo提供了维斯麦港基夫赛特法炼铅厂的投产与生产指标，炉渣的化学成分：FeO39％，SiO2 38％，CaO 23％。     试验条件：固定温度1250℃，时间5h，配料比1.0。试验编号分别为（1）－FeO 40％，SiO2 35％，CaO 25％；（2）－FeO 37.5％，SiO2 37.5％，CaO25％；（3）－FeO 35％，SiO2 40％，CaO 25％；（4）－FeO 35%，SiO2 37.5％，CaO 27.5％；（5）－FeO35％，SiO2 35％，CaO 30％。     试验结果表明CaO含量保持为25％，相应的SiO2含量减小时，试验（1），(2），(3)的渣含铅分别为3.48％，4.76％，5.87％；烟气烟尘率分别为36.9％，32.6％，28.1％。FeO含量固定为35％时，相应的SiO2含量减小时，试验(3)，(4)，(5)的渣含铅分别为5.87％，1.41％，3. 86％；烟气烟尘率分别为28.1％，42.25％，35.6％。     根据熔渣结构的离子理论，适当增加碱性氧化物有利降低炉渣黏度。但碱性氧化物过高时可能生成各种高熔点化合物，使炉渣难熔，渣黏度升高。对于FeO－CaO－SiO2三元系炉渣，但CaO含量超过30％时，黏度将随CaO含量的增加而迅速加大。SiO2/Fe过大，黏度高，排放困难，提高Ca0/SiO2，可降低渣的黏度。从试验结果数据可看出：当炉渣组成为FeO 35％、SiO2 37. 5％、CaO 27. 5％时，烟气烟尘率为42.25％，渣含铅1.41％为最低。     （二）配料比对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间定为3h,温度为1250℃的条件下。以100 g富铅渣为计算基础，理论需要消耗铅精矿71.297g，试验中铅精矿用量分别为理论量的0.9、0.95、1.0、1.05、1.1、1.15和1.2倍。     从图1可看出，在其他条件不变的情况下，随配料比增加，渣含铅呈先减小后增大的趋势，在配料比为1.0有最小值；烟气烟尘率呈先增大后减小的趋势，与渣含铅趋势相反，即渣含铅低时则烟气烟尘率高。鉴于两者的矛盾关系，折中取定试验条件，故此后试验定配料比为 1.1，此条件下渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％，能基本满足工业上对工艺指标的要求。图1  配料比对终渣含铅和烟尘率的影响     （三）反应温度对终渣含铅和烟尘率的影响     为减少烟尘量，必须严格控制炉内温度。如果能抑制铅及化合物的挥发，烟尘中氧化锌含量就会提高，就可以进入氧化锌系统进行处理。从沸点和平衡蒸气压分析，锌的挥发要比铅容易得多。如果试验中还原温度真正控制在1150～1200℃，Pb和PbO的蒸气压都只有1.3～6.7kPa，铅的挥发率不会如此高。     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间5h，配料比1.1。试验结果见图2。图2  反应温度对降低终渣含铅量，烟气烟尘率的影响     从图2可看出，其它试验条件不变时，渣含铅随温度的升高而降低，在1250℃有最小值，1300℃时反而渣含铅比其高。观察1300℃的试验现象，渣孔（从粗铅到渣表面）多，推测温度较高于渣熔点时，渣熔体流动性大，反应产生的气体更容易从渣孔隙跑出液面，同时使得渣中的铅及其化合物未能很好的沉降分离，所以渣含铅偏高；烟气烟尘率随温度升高而逐渐增大，1300℃时，烟气烟尘率高达48.82％。烟气烟尘率太高，对后续的收尘系统是个负担，会导致生产成本增加，严重时，会造成烟尘积压。综合考虑后选定温度为1250℃。     （四）反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。试验结果见图3。图3  反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     从图3可以看出，随着反应时间的延长，交互反应进行得越彻底，渣、铅分离沉降时间长，分离效果更好，则渣含铅逐渐减少；而烟气烟尘率逐渐增加。反应时间短，能缩短排渣周期时间，能提高床能率。试验时间为3h条件下，渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％。     （五）反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，时间3h，配料比1.1。试验结果见图4。图4  反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     从图4可看出，随反应温度的升高，各种化合物和金属的挥发量增多，粗铅产率从27.23％降至14.62％，产渣率也逐渐减小。故反应温度不易过高，折中选择1250℃为较好，此条件下，粗铅产率22.76％，产渣率43.61％。     （六）反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     固定渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。反应时间对粗铅产率（占点炉料）和渣产率的影响结果见图5。图5  反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     从图5可以看出：(1)随着反应时间的增加，粗铅产率从19.23％升至25.83%。时间长有利于渣铅沉降分离，同时能让其它各种金属化合物有足够时间发生还原反应，再以金属状态进入粗铅；(2)渣产率逐渐减少。时间长，渣中易挥发的化合物及被产出的气体气泡带走的物质则更多的进入烟气烟尘中，增加了收尘负荷。时间为3h时，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。     （七）其它反应效果的比较及分析     不同试验条件下，反应后，其它各成分含量变化不大。粗铅中的铅含量95.01％～96.12％；Ag含量0.28%～0.36％；S含量0.11％～0.19％；铜含量0.31％～0.56％。铅渣其它成分含量：S含量1.89％～2.37％；Zn含量2.47％～6.33％。且呈现渣含铅低，则含Zn亦低的试验现象。推测在相同工艺条件下，原料中铅化合物和锌化合物与其它物质之间发生的反应机理相似，故两者在铅渣和烟尘中呈正比例含量关系。随着反应时间的延长和反应温度的提高，各种化合物逐渐分解，易挥发物更多的进人烟尘，渣中较难挥发物SiO2、FeO、CaO的含量都有稍微增加的趋势。在渣含铅     四、结论     在熔池熔炼还原段采用铅精矿和富铅渣的交互反应可满足工业实践的各项经济技术指标。最优工艺条件：渣型三主要组成含量折算为FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，时间3h，配料比1.1。在此条件下可得到渣含铅2.61％，铅的回收率（以渣计98.21％，脱硫率91.5％，烟气烟尘率33.63％，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。

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。

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%。

硅热复原法制取稀土硅铁合金进程，因为稀土金属及其化合物的热力学数据缺少，含稀土炉渣熔体和RE-Si-Fe系合金熔体中有关元素的活度数据缺少，然后造就了运用热力学数据核算实践冶炼进程的困难。但能够运用冶金热力学的基本原理，结合生产实践，对冶炼进程可能发作的化学反响进行揣度，然后进一步加深对反响机理的知道。  炉料熔化期的化学反响     熔化期是指从开端参加稀土质料和石灰到加硅铁之前的冶炼阶段，其使命是熔化炉料构成渣相。运用稀土富渣或稀土精矿渣作质料 [其矿藏组成有铈钙硅石、晶石、萤石和硫化钙等，稀土元素存在于铈钙硅石矿藏（3CaO·Ce2O3·SiO2）中]，当冶炼温度到达1100～1200℃时，熔化的炉渣和石灰发作化学反响，并促进了石灰的熔化，这时有下列反响发作。     ①铈钙硅石分化：                   3CaO·Ce2O3·2CiO2＋CaO====Ce2O3＋2(2CaO·SiO2)        （1）     ②晶石分化：                              3CaO·CaF2·2SiO2＋CaO====CaF2＋2(2CaO·SiO2)          (2)     ③在有足够的CaO条件下：                             2CaO·SiO2＋CaO====3CaO·SiO2                       (3)  复原期的化学反响     复原期为参加硅铁到合金出炉的冶炼阶段。跟着硅铁的熔化，在炉内呈现了两相，即熔融的渣相和合金相。此刻的化学反响由以下三部分组成：两相界面上进行的复原反响、渣相中的造渣反响和合金相中的合金化反响。     （1）硅复原稀土氧化物  因为溶渣中有很多的游离RE2O3呈现，硅铁中有很多的游离硅存在，在两相界面上RE2O3被硅复原[反响式（-1）]。     物相分析结果表明[13]，合金中的稀土以硅化物的形状存在，渣中SiO2以硅酸盐形状存在。然后证明，被复原出来的稀土金属和硅发作合金化反响构成稀土硅化物存在于合金相中：                     [RE]＋[Si]====[RESi]                     （4）                      [RESi]＋[Si]====[RESi2]                   （5）     复原生成的SiO2与渣中CaO反响生成硅酸钙存在于渣中：                  （CaO）＋（SiO2）====(CaO·SiO2)                (6)                  2(CaO)＋(SiO2)====(2CaO·SiO2)                (7)                   3(CaO)＋（SiO2）====(3CaO·SiO2)             （8）     稀土硅化物和硅酸钙的生成，大大降低了合金中稀土的活度和渣中SiO2的活度，使反响式与下式能够顺利进行。  2（RE2O3）+[Si]====4[RE]+（SiO2） 33       （2）复原稀土氧化物  为了进一步探究稀土氧化物的复原机理，研讨工作者按硅热法制取稀土硅铁合金的实践条件，配制成不含稀土的组成渣，其组成见表1。组成渣熔融后，用75硅铁复原，冶炼进程中合金含钙量和含硅量随时刻的改变如表2所示。 表1  组成渣的组成组成CaOSiO2CaF2Al2O3S含量/%48.9714.5328.143.200.82   表2  合金中钙和硅的含量改变时刻/min02.55101530405075120合金含钙量/%0.3915.93 21.5321.1522.3321.8721.3019.0515.20合金含硅量/%75.7067.5059.10 56.1056.10 55.7055.8057.00        从表1可见，用硅铁复原不含稀土的组成渣，能够获得含钙量22.33%的合金，但在相同的条件下用硅铁复原稀土炉渣，终究稀土硅铁合金的含钙量不大于5%。在冶炼稀土硅铁合金进程中，取样分析改变状况，证明被复原出来的钙或参加了稀土氧化物的复原，有下列反响存在：             （RE2O3）＋[CaSi] === 2[RE]＋(CaO·SiO2)                  (9)                        [RE]＋[Si] === [RESi]                           （10）     因而，渣中CaO被硅复原，对稀土氧化物的复原是有利的。 辅佐反响     在冶炼稀土硅铁合金进程中，电弧炉有很多的烟气逸出，跟着温度的升高，还会发生熔体的欢腾现象，这是因为电弧炉选用碳素炉衬和石墨电极，其间的碳也能够参加复原反响，例如：                                               （FeO）＋C === [Fe]＋CO↑                     （11）                                            （MnO＋C）=== [Mn]＋CO↑                     (12)                                                 (SiO2)＋C === SiO↑＋CO↑                     (13)     炉渣中有很多子的CaF2存在，并与SiO2效果：                                  2（CaF2）＋2(SiO2) === (2CaO·SiO2)＋SiF↑          (14)     炉渣中SiO2与合金中Si反响：                        （SiO2）＋[Si] === 2SiO↑                      (15)     上述反响发生的气体使熔体欢腾，起到了拌和效果，使熔融渣相和合金相的触摸条件得到改进，也有利于反响物的分散，改进了复原反响的动力学条件。     总归，依据多年的实验和生产实践，能够揣度硅热复原法制取稀土硅铁合金的反响，是在很多石灰参加反响的条件下，硅首先将石灰复原成钙构成合金，再将稀土氧化物复原成稀土金属，也不扫除硅直接将稀土氧化物复原成稀土金属的可能性。稀土金属进一步与硅合金化，以硅化物相存在于合金中。这是一个适当杂乱的氧化复原反响进程，因而，经过操控冶炼工艺条件，如炉料配比、复原温度和时刻等能够有用操控合金组成。    参 考 文 献    13、董一诚等，钢铁，1983、18（12）：43

铜和氧气反应，变黑方程式：2Cu+O2===2CuO不是点燃是加热放火上烧一烧旧行了别用硝酸,浓的稀的都不行,会把铜溶解

A、电极电位 当金属电极浸入含有该金属离子的溶液中时，存在如下的平衡，即金属失电子而溶解于溶液的反应和金属离子得电子而析出金属的逆反应应同时存在：Mn++ne = M 平衡电位与金属的本性和溶液的温度，浓度有关。为了精确比较物质本性对平衡电位的影响，人们规定当溶液温度为250℃，金属离子的浓度为1mol/L时，测得的电位叫标准电极电位。标准电极电位负值较大的金属都易失掉电子被氧化，而标准电极电位正值较大的金属都易得到电子被还原。 B、极化 所谓极化就是指有电流通过电极时，电极电位偏离平衡电极电位的现象。所以，又把电流-电位曲线称为极化曲线。产生极化作用的原因主要是电化学极化和浓差极化。 1、电化学极化 由于阴极上电化学反应速度小于外电源供给电子的速度，从而使电极电位向负的方向移动而引起的极化作用。 2、浓差极化 由于邻近电极表液层的浓度与溶液主体的浓度发生差异而产生的极化称浓差极化，这是由于溶液中离子扩散速度小于电子运动造成的。 电镀过程是镀液中的金属离子在外电场的作用下，经电极反应还原成金属原子并在阴极上进行金属沉积的过程。 电镀原理简单而言，就是在含有欲镀金属的盐类溶液中，以被镀基体金属为阴极，通过电解作用，使镀液中欲镀金属的阳离子在基体金属表面沉积出来，形成镀层。 电镀的要素： 1.阴极：被镀物，指各种接插件端子。 2.阳极：若是可溶性阳极，则为欲镀金属。若是不可溶性阳极，大部分为贵金属（白金，氧化铱）。 3.电镀药水：含有欲镀金属离子的电镀药水。 4.电镀槽：可承受，储存电镀药水的槽体，一般考虑强度，耐蚀，耐温等因素。 5.整流器：提供直流电源的设备。 (磨光→抛光)→上挂→脱脂除油→水洗→(电解抛光或化学抛光)→酸洗活化→(预浸)→电镀→水洗→(后处理)→水洗→干燥→下挂→检验包装 电镀工作条件是指电镀时的操作变化因素，包括：电流密度、温度、搅拌和电源的波形等。

金属镁还原炉是镁生产的核心设备,国内外普遍采用的是外加热卧式还原罐还原炉。目前,国内应用的金属镁还原炉的炉型较多,根据所用燃料的不同,大体上可分为两类:用煤气或重油加热的还原炉与以煤为燃料的还原炉。 　　用煤气或者重油为燃料的还原炉用煤气或者重油作为燃料的还原炉,通常是16个横罐的还原炉,其规格为10.54×3.59×2.94(m)。这种还原炉为矩形炉膛,还原罐间中心距约为600mm,罐呈单面单排排列,炉子背面一般分布有多支低压烧嘴。火焰从燃烧室进入炉膛空间,绕过还原罐周边,靠烟囱抽力将燃烧后的烟气抽入炉底部支烟道,经烟道与烟道闸门后进入烟囱。二次风由二次风管再通过炉底第二层二次风道送入炉内。 　　还原炉底部两个还原罐中间设有燃烧室或烟室。还原炉既是一个倒焰炉又是一个贮热炉。炉膛内一般装有16支镍铬合金钢制的还原罐。16个还原罐分成四组,即4个还原罐组成一组,与一个真空机组相连接(真空机组由滑阀泵和罗茨泵组成),每台还原炉还设有一个备用真空机组,因此一台还原炉一般有5个真空机组,每台还原炉设有一个水环泵作为预抽泵。 　　以煤为燃料的还原炉在我国,金属镁还原炉以燃煤为主,随着镁冶炼工艺的不断发展与进步,出现过多种燃煤还原炉,典型的有下面几种。 　　1.单火室单面单排罐还原炉该炉型与燃煤气、重油还原炉炉型相似,单面单排布置还原罐。燃烧室设置在后面,炉内装有14~16支还原罐,在两支还原罐中间设置一过火孔。该炉型由于只有单排罐,又是单面布置,故操作十分方便,车间布置便于机械化,但其产量和热效率都低。该炉型属于矩形倒焰窑,火焰从燃烧室通过挡火板反射至炉顶,受烟囱抽力火焰向下,使还原罐受热,再经过火孔,支烟道至主烟道排出。 　　2.双火室双面双排还原罐该炉型也是矩形倒焰窑,装有10支还原罐,在长度方向分两端各装5支上、下排列。炉型设置了四个对称分布在两侧面的燃烧室(每面两个),燃烧室内有倾斜15°的梁式炉栅,火焰从窑两侧燃烧室翻过挡火墙,流向炉膛中心窑顶,然后火焰倒流向炉底吸火孔、支烟道再由一端的主烟道排入烟囱。该炉的优点是炉子结构简单,罐子排列较紧凑,炉膛空间利用率较高,其缺点在于炉子四面均为操作面,加煤烧火与还原出镁、扒渣、装料互有干扰,操作条件差,车间布置困难。该炉型也有炉膛空间扩大而布置14~22支罐的。 　　3.单火室双面双排罐还原炉该炉型是两端面双排布罐,单火室烧火的还原炉。在两个端面各分上、下排装6支罐,共布罐12支,在一个侧面设多个燃烧室,这样燃煤操作比较方便,空间利用率也较高,但还原罐数量有限,产量小。 　　4.国内应用最为广泛的单火室单面双排罐还原炉该炉型也属于外加热火焰反射炉(俗称倒焰炉)。炉内还原罐上下错开上牌布置,空间利用率较高;炉长方向没有限制,故可以布置较多的还原罐,一般有30~40支;还原罐单面开口,与真空机组的连接较方便;燃烧室设置在炉膛后面,由挡火墙隔开,火焰从燃烧室通过挡火墙反射至炉顶,受烟囱抽力火焰向下,使还原罐受热,再经炉底过火孔、支烟道至主烟道排出。相对于上述其他炉型,该炉型产量大、空间利用率较高、能源消耗较低、经济性好,因此在国内得到了广泛的应用。

经了解，山东地区还原铅价近日上涨较快，有厂家表示昨天14400的成交价，今日已经14550成交了，几乎每天都有150-200元的涨幅，而且现在市场成交情况也很好，很多临沂地区的小厂每天都是全负荷生产，不过这有可能是安徽地区多数厂家停产整改，而增加了山东还原铅厂家的客户群；今日安徽地区还原铅市场交易情况有所好转，因界首停产导致当地还原铅产量有所削弱，另外受废电瓶的高价推动，还原铅厂家报价都比较坚持。此外还原铅的生产企业以中小型企业居多，还原铅价格较低企业亏损时，更多是惜售保价，避免亏损，除非企业面临非常大的资金压力，否则很难让其赔本销售，这种心理在一定程度上维持还原铅价格不跌反涨。 还原铅价由于受到经济危机的影响，汽车、电动自行车蓄电池更换的频率下降，也导致了还原铅的原料废电瓶供应减少，广东、广西地区海关在09年开始严格检查，国外进口的废电瓶数量大幅下降，尽管目前有很多私人手中仍存有大量的高价废电瓶(相关调查数据见表-2)，但以目前价格其很难进入市场流通环节，所以废电瓶的价格出现上涨，原料价的格高启使得还原铅生产成本也居高不下。  

王成彦、邱定蕃等对辉铋矿在矿浆电解进程的阳极反响进行了比较深化的研讨。经过很多的实验研讨，以为辉铋矿的阳极浸出进程是一个杂乱的反响进程，辉铋矿在酸性氯化钠介质中呈悬浮状所发作的阳极浸出进程，能够经过下列几种途径来完结： （1）石墨相当于一个导体，辉铋矿相当于一个可溶阳极，当辉铋矿和石墨阳极发作磕碰而触摸时，将经过下面的反响被氧化：（2）石墨电极上或许发作其他氧化反响，如发作Cl2、O2气体分出，这样一些气体再氧化辉铋矿。（3）有关实验标明，在浸出渡中参加铁离子，辉铋矿的浸出反响速率显着进步，槽电压显着下降，阐明铁离子也参加了辉铋矿的阳极浸出进程。 为查明辉铋矿在矿浆电解阳极浸出进程的反响机理，实验测定了溶液中有辉铋矿和无辉铋矿时的i－E曲线以及在上列溶渣中参加4g∕L的Fe2＋后有和无辉铋矿存鄙人的i－E曲线，见图1。图1  不同条件下的i－E曲线 1－HCl 1mol∕L＋NaCl 200g∕L； 2－HCl （1mol∕L）＋NaCl （200g∕L）＋辉铋矿（－0.074mm、L∶S＝10∶1）； 3－HCl（1mol∕L）＋NaCl（200g∕L）＋Fe2＋（4g∕L）； 4－HCl（1mol∕L）＋NaCl（200g∕L）＋Fe2＋（4g∕L） ＋辉铋矿（－0.074mm、L∶S＝10∶1）。 HCl－NaCl溶液中没有辉铋矿和铁离子存在的状况下，石墨阳极只或许存鄙人列反响：    （1） E333（1）＝1.177－0.066pH＋0.0165lgPO2                （2） E333（2）＝1.306＝0.066lg[Cl－]＋0.0333lg[Cl2] 矿浆电解条件下，pH＝0、pO2＝0.2×105Pa、[Cl－]＝3mol∕L，代入以上两个方程得E333（1）＝1.248V，E333（2）＝1.255＋0.0333lg[Cl2]，因为溶液中[Cl2]很小，因而，E333（1）和E333（2）的不同不大，上述两种反响均有或许在阳极上发作。Arslan、Duby研讨了黄铁矿在溶液中的阳极氧化状况，在阳极电位1.4～1.5V（SCE），t＝35～40℃下，阳极液中HClO的浓度可达0.15smol∕L，并以为HClO是由阳极上分出的Cl2发作的，阳极上水的氧化反响也一起发作并分管了部分电荷传输。Arslan在用石墨阳极研讨黄铁矿的阳极氧化时，发现阳极上有CO2生成并发作阳极蚀变现象。王成彦、邱定蕃在矿浆电解扩展实验中也发现石墨阳极存在蚀变现象。这些也能够证明，在矿浆电解进程中，当阳极电位较高时，阳极上能够发作Cl2和O2的一起分出。 关于反响考虑到铁离子在溶液中能够构成铁氯络合物，其实践电位会更低（如图2线23所示），因而，当件系中存在铁离子时，上述反响有或许是阳极的首要反响。图2  Bi2S3－Cl－－H2O系E－lg[Cl－]图图1中，线1是无辉铋矿、无铁离子潜液中测得的i－E曲线，其电流只能是因为反响式（1）和式（2）发作，且电流巨细应表明该反响的速度。从图中看到，当阳极电位高于～1.10V（SCE）时，电流便急剧上升，而低于该电位时，阳极电流极低且动摇很小。因而能够以为在实验用溶液中，当阳极电位高于－1.10V（SCE），石器阳极上开端很多分出气体，此电位正处于和氧气的理论分出电位邻近。 线2是有辉铋矿、无铁离子溶被中测得的i－E曲线，此刻阳极上的电流应是辉铋矿直接与电极磕碰的氧化反响、和氧气分出反响一起发作的，比较线1和线2，在电位低于－1.10V（SCE）的规模之内，电流能够以为是因为辉铋矿在石墨阳极上直接电氧化发作的，这个电流较线1升高了许多，阐明辉铋矿的直接电氧化是能够发作的；电位大于－1.10V（SCE）二线根本重合，析氯析氧反响起了主导作用。 线3是无辉铋矿、有二价铁离子的溶液中测得的i－E曲线，从图中能够看到，当阳极电位高于0.5V（SCE），电流便显着增大，该电位正处于反响的标准电位邻近，因而能够以为此电流是因为二价铁离子的阳极氧化发作的。在固定电流密度小于300A∕m2的条件下，阳极不会发作析氯析氧反响，只要在电解后期，二价铁的氧化挨近结束，才或许发作析氯析氧反响，此刻槽电压将显着上升。 线4是在有辉铋矿、有二价铁离子的溶液中测得的i－E曲线，它较线3的电流大。此电流的发作能够以为是二价铁离子的阳极氧化和辉铋矿与阳极磕碰的触摸氧化一起发作的。但线4并不是线2和线3的简略加合，它仅仅略高于线3并类似于线3，因而能够以为此刻的首要反响仍旧足二价铁离子的阳极氧化反响、而辉铋矿的直接电氧化则是非必须的。因为有辉铋矿存在，在阳极上生成的三价铁将Bi2S3氧化后自身还原为二价，二价铁又在阳极氧化为三价。如此重复，直至辉铋矿的氧化浸出挨近彻底。 如果在固定电流密度200A／m2的条件下，由图1能够比较看出，线2和线4的阳极电位相差0.7V左右，也就是说，要取得相同的浸出反响速度，在有铁离子存存的溶液中，其阳极电位要比无铁离子溶液的阳极电位低0.7V，相应的槽电压也要下降0.7V左右，然后下降了电解进程的电耗。 图3是在固定电流密度200A∕m2、Fe2＋为4.0g∕L、Cl－为150g∕L、H＋为1.0g∕L、Bi3＋为10g∕L、100g辉铋矿、粒度＜0.038mm为96%、L∶S＝3∶1的状况下测得的石墨阳极电位（SCE）和槽电压随时刻的改变曲线。图3  恒电位电解槽电压和阳极电位随时刻的改变 图3阐明，在辉铋矿的理论浸出电解时刻内，槽电压被迫在0.8～0.9V的规模之内，阳极电位动摇在－0.5～－0.6V（SCE）的规模之内，正处于二价铁离子的标准氧化电位邻近。能够以为，在此刻间内的阳极反响首要是二价铁离子的氧化反响，铋精矿的浸出首要是因为三价铁的氧化作用。 在铋的理论浸出电解时刻今后，槽电压和阳极电位都急剧上升，槽电压升至1.6～1.8V，阳极电位动摇在－1.2V（SCE）左右，此刻，辉铋矿的浸出巳挨近彻底，二价铁也简直悉数氧化为三价铁，阳极开端发作析氯反响，槽电压也跟着阳极电位的进步和阴极的极化而升高。 由以上的分析，能够得出以下的定论： （1）在实验选用的条件下，溶液中无铁离子存在时，在阳极电位为－0.2V到－1.0V的规模内，阳极反响首要是辉铋矿在石墨阳极上直接电氧化，当阳极电位大于－1.10V时，析氯析氧反响起主导作用。 （2）在有铁离子存在的状况下，阳极上发作的首要反响是二价铁离子的氧化反响，辉铋矿的氧化能够以为是由三价铁离子完结的，三价铁被坯原为二价，二价铁又在石墨阳极上氧化，如此重复循环。当然，在浸出进程中从头到尾也存在着辉铋矿与阳极的磕碰触摸氧化。 （3）在有铁离子存在的状况下，阳极电位可较无铁离子的阳极电位下降0.7V左右，过对下降电耗是有利的。

这类反响的特征是系统电位与pH值无关，仅与溶液中的离子活度有关。反响的通式为：系统的E值越大，系统中的离子被复原而分出金属的趋势越大；反之，若系统的E值越小，金属被氧化的趋势越大，假如氧化反响的终究产品是易溶的，则金属溶解。 在堆浸中，铜、金、银的溶解浸出和大多数金属的溶解进程，均归于这一类反响。关于矿石中含有天然铜的堆浸而言，当有氧化剂存在时，其反响可表示为：当选用铁屑置换浸出液中的铜离子而构成海绵铜时，其反响式如下：这个反响包含了两个简略的金属电极反响，铜的溶解反响如前所述，另一个电极反响及其电位关系式如下：置换反响的电动式：当有足量的铁存在时，反响一向进行到简直一切的铜离子堆积完停止。由于当ε＝0时，aCu2＋／aFe2＋＝10－26.3。 关于金矿石堆浸而言，矿石中的金基本上是天然金，它的浸出反响可表示为：其电位为：                         E＝1.3＋0.0591lgaAu＋    （9） 如此高的电位，标明在水溶液顶用氧气或其他氧化剂，不行能将金氧化而浸出。在生产实践中，人们经过金与、氯化物的络合作用，下降溶液中的金属离子浓度（活度），进而下降系统的电位。络合反响如下：由表1和表2可知，上述反响的标准复原电位为－0.68V，络离子的安稳常数为2×1038，可见当有游离CN－存在时，可明显下降溶液中的金属离子的活度。此刻，金的化堆浸的电位为：   表1  常见的一价金的络合物构成电位络离子电极反响复原电位（V）Au（CN）2－Au（CN）2－  Au＋2CN－－0.686Au（S2O3）23－－0.007Au［CS（NH2）2］2＋Au［CS（NH2）2］2＋＋e  Au＋2CS（NH2）2＋0.223Au（SCN）2－Au（SCN）2－＋e  Au＋2SCN－＋0.72AuBr2－AuBr2－＋e  Au＋2Br－＋1.02AuCl2－AuCl2－＋e  Au＋2Cl－＋1.20 表2  常用的金的结离子安稳常数Au＋络离子安稳常数Au3＋络离子安稳常数Au（CN）2－2×1038Au（CN）4－～1×1056Au（S2O3）23－5×1028AuI4－5×1047AuI2－4×1019Au（SCN）4－1×1042Au（SCN）2－1.3×1017AuBr4－1×1032AuBr2－1×1012AuCl4－1×1026AuCl2－1×109AuCl2－1×109对化堆浸液中的金络离子，有部分堆浸场选用锌置换工艺，其化学反响如下：这个反响中包含的另一个金属电极反响及其电位关系式如下：还应该指出，金、铜、银等矿石堆浸进程中，高品位氧化铜矿石的浸出液经过萃取－反萃取，取得含铜量很高（35～50g／L）的反萃取液；金矿石经过炭吸附－解吸，取得含金量很高（0.3～8g／L）的解吸液，这些溶液经过电积，别离得到电解铜、金泥。这些电积进程，也归于金属电极反响。

无论是氯化法钛白生产还是海绵钛生产过程中，粗TiCI4的制取工艺基本相同。以氯化炉为主体设备可分为以下几种。    ①固定床氯化随着技术的进步已经被淘汰。    ②熔盐氯化哈萨克斯坦、中国锦州正在应用。    ③流化床氯化流化床氯化被普遍采用，快速循环流化床氯化正处于开发阶段。                      Ti02＋2CI2===TiCI4＋02         △G0T＝184300-58T（T为409一1940K)    该反应即使T=2000K, △G0T>0由此可见，在标准状态下不能自发进行氯化反应。    只有在加碳的情况下，钛铁矿、金红石才能正常反应。其反应式如下：        Ti02（s）＋2C（s）＋2CI2（g）===TiCI4（g）＋2C0（g）            △G2＝48000-266T（T为409一1940K)        Ti02（s）＋C（s）＋2CI2（g）===TiCI4（g)＋C02（g）            △G3＝210000-58T（T为409一1940K)    在正常情况下以上两反应△G pco；当T>980K时，pco2Mn0>Mg0>Fe203>Fe0>Ti02>A1203>Si02。其中钛的低价物氯化优于Ti02，其顺序为：Ti0>Ti203>Ti305>Ti02。    各物质在800℃时的氯化率见下表。    由此可以看出，在沸腾炉未被氯化的床层料和熔盐氯化排出废盐之中以Si02、A1203为主，其次为CaO, MgO.因CaO, MgO熔点低，沸点高，可被氯化成CaCI2、MgCl2且挥发度低，所以在沸腾炉氯化床层料中的比例大时最易造成烧结，黏附在筛板上造成筛板堵塞，影响氯化炉正常运行，因此要求原料中CaO, MgO含量要低。

图1的热力学分析标明，辉铋矿的络合酸溶反响在实验条件下能够发作。实验标明，没有氧化剂存在时，反响速度较慢。图1  恒电位电解槽电压和阳极电位随时刻的改变 王成彦、邱定蕃等研讨了矿浆电解时辉铋矿的氧化浸出机理，以为辉铋矿的氧化能够经过下面几种不同的反响进程而得以完成。   （1）   （2）   （3） 反响式（1）是辉铋矿与阳极的直接受阻触摸氧化。反响式（2）是三价铁与辉铋矿的直触摸摸氧化。反响式（3）是辉铋矿首要经络合酸分化反响生成硫化氲，而氧化剂主要是和的氧化复原。式（2）和式（3）的差异就在于此。微观上，能够借助于对进程浸出渣样的物相结构的分析，来判明辉铋矿浸出反响的机理进程。 一般来讲，元素硫系硫化物在湿法冶金进程的相变产品。在低于硫的熔点（386K）浸出时，元素硫通常以三种方式嵌布（图2）：（a）在硫化矿周围呈疏松多孔状；（b）呈细密细粒状吸附在硫化矿周围；（c）呈细粒单体散布在提出渣中，与硫化矿自身无关。前者为金属阳离子分散进溶液后而残留下来的结构；后两种是硫化矿首要经酸分化生成H2S今后被氧化的结构；究竟是（b）仍是（c），则取决于浸出进程的许多影响要素。浸出渣中元素硫的嵌布状况直接联系到对浸出进程的解说。图2  元素硫的几种嵌布形状 对辉铋矿浸出进程分阶段取样渣的显徽镜调查发现，浸出15min时，辉铋矿改变甚微，此刻渣中有很少数的细粒状单体元素硫生成，散布在浸出渣中。当浸出时刻到达30min时，部分辉铋矿鸿沟已出现被腐蚀的痕迹；元素硫的生成数量较前者略有添加，基本上以细粒单体存在。浸出时刻到达60min，辉铋矿的溶蚀愈加显着，锯齿型鸿沟随时可见，元素硫大部分呈单体外，少数呈细粒状吸附在辉铋矿颗粒的鸿沟。90min时，辉铀矿颗粒鸿沟附着元素硫的状况愈加遍及，构成粒度显着增大，渣中已不易发现细粒的辉铋矿。浸出时刻达130min，辉铋矿周围的硫珠越来越多，简直连成一个硫珠环，一起渣中呈单体的硫珠也显着添加，残存的辉铋矿随浸出时刻的改变已不非常显着。 归纳以上的分析，能够以为，辉铋矿在实践的矿浆电解进程中的浸出反响，不是简略的硫化物金属阳离子的分散进程。从浸渣中存在着很多与硫化物无嵌布联系细粒细密的单体元素硫的状况看，它绝非是硫化物中金属离子分散进溶液后的残留物，而是一个从头构成的产品。也就是说，在辉铋矿的浸出进程中必定存在着一个成硫反响，也必定存在着辉铋矿的酸分化反响。依浸渣中的矿藏改变能够以为酸浸进程存在着如下反响跟着辉铋矿的不断分化，成硫反响也在不断进行；跟着H2S生成量的添加，部分H2S与溶液中的三价铁反响，产出元素硫嵌布在辉铋矿周围，部分H2S远离辉铋矿颗粒而与三价铁反响，构成单件的硫珠。 理论浸出电解时刻今后，辉铋矿浸出挨近彻底，二价铁也简直悉数转换为三价铁，析氯析氧反响开端发作。 由此能够得出如下的定论： （1）在阳极浸出进程中，辉铋矿首要进行的是酸分化反响（2）阳极生成的三价铁主要是与辉铋矿酸分化生成的H2S进行氧化复原反响，而与辉铋矿直触摸摸进行的氧化复原是非必须的。（3）对浸出渣的物相分析标明，元素硫的构成不是简略的金属阳离子分散进程产品，而是的氧化产品。因此在实践的酸浸进程中既存在着硫化矿的酸溶解反响，也存在着一个成硫反响；产出的硫大部分呈细粒单体，少数吸附在辉铋矿周围。 张英杰从电解质溶液中固液界面双电层结构与矿粒的机械运动动身，推导了必定超电位下（阳极析氯反响没有发作）影响阳极反响速率（电流密度）的要素，得出阳极电流密度（i）与矿浆浓度（Cs）、拌和转速的平方（NR2）呈线性联系，与矿粒粒度无关。进而核算出在任一会儿附着在1cm2阳极表面上的矿粒的总表面积为： S0＝3Cs／ρ 式中S0－矿粒的总表面积；     ρ－矿粒密度，g∕cm3；     Cs－矿浆浓度，g∕mL。 据此核算，假如取Cs＝0.lg／mL，ρ（辉铋矿）＝6.4g∕cm3，则S0＝0.046。这就是说当矿浆中一起含有Fe2＋时，在1cm2阳极表面上只要0.046cm2的面积在进行矿藏与阳极的磕碰触摸氧化，其他的面积进行的是Fe2＋的氧化。这就很好地解说了矿浆电解时，在有Fe2＋存在时，辉铋矿与阳极的磕碰触摸氧化并不占主导地位的原因。

火法炼镍流程中电炉、闪速炉等冶炼设备产生的低镍锍，由于其成分不能满足精炼工序的处理要求，因此必须进行低镍锍的进一步处理，这一过程大都在卧式转炉中进行。    低镍锍吹炼的任务是向转炉内低镍锍熔体中鼓入空气和加入适量的石英熔剂，将低镍锍中的铁和其他杂质氧化后与石英造渣，部分硫和其他一些挥发性杂质氧化后随烟气排出，从而得到含有价金属（Ni,Cu,Co等）较高的高镍锍和含有价金属较的转炉渣,由于它们各自的密度不同而进行分层m密度小的转炉渣浮于上层被排除。高镍锍中的贵金属和部分钴也进入高镍锍中。    转炉吹炼是一个强烈的自热过程，所需要的热量全部由吹炼低镍锍过程中铁、硫及其他杂质的氧化放热和造渣反应放热来供给。    低镍锍吹炼与铜锍吹炼不同，只有第一周期，没有明显的第二周期，当低镍锍吹炼到含铁2%～4%时就作为转炉的产出物而倒出，因此低镍锍的吹炼只有造渣期，没有造金属镍期，在造渣过程中，分批加入低镍锍和生渣，保持炉内一定的液面，以保证操作的正常运行。    低镍锍的主要成分是FeS、Fe3O4、Ni3S2、Cu2S、ZnS等，如果M代表金属，MS代表金属硫化物，MO代表金属氧化物，在吹炼1250℃左右的高温下硫化物一般可按下列反应进行氧化：                          MS+3/2O2=MO+SO2          （1—1）                          MS+O2=M+SO2              （1—2）    按(1—2)式进行吹炼镍锍产出金属镍要1650℃的温度，而一般卧式转炉炼不能达到如此高温,即(1—2)式不能顺利进行，（1—1）式便成为低镍锍吹炼的主要反应。    叛断一种硫化物沿何种方式进行氧化反应，较精确的方法是计算反应的自由能变化。为简便起见，在生产实践中常常根据在该温度下金属对氧的亲和力以及硫对氧的亲和力大小来叛断。    铁对氧的亲和力最大,依次为钴、镍、铜，故在吹炼过程中铁最易被氧化。铜、镍、钴、铁对硫的亲和力,恰与对氧的亲和力相反，故金属的硫化次序正好相反，即首先被硫化的是铜，依次是镍、钴、铁，所以在吹炼过程中铁易被氧化造渣除去。在铁氧化造渣除去。在铁氧化造渣除去以后，接着就应该是钴被氧化造渣，但镍锍中钴的含量少，在钴氧化除去的时候，镍也开始氧化造渣，正因为这样，吹炼过程就必须控制在铁还没有完全氧化造渣除去之前，就结束造渣吹炼，否则钴、镍也会被氧化造渣。由于在生产过程中要准确叛断很难，不可避免有少量钴、镍进入渣中，钴完全进入渣中，然后从吹炼渣中用其他方法回收钴。

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．

今日还原铅价在电解铅价格持续调整的同时，还原铅价格却不受影响，反而逆市上涨，还原铅价格从6月中旬的11350涨至目前的11900元/吨，涨幅在5%左右，而同期铅价的跌幅是2%，为什么再生铅的价格和电解铅价格会有如此大的反差?我们需要深入分析。第一，从09年初开始，由于铅价较低，国内很多中小型的铅矿山纷纷停产、减产，导致铅精矿的供应紧张，但是大中型冶炼厂并没有因为原料紧张和下游蓄电池企业销售不好就压缩电解铅产量，而是积极拓宽原料的供应途径，很多冶炼厂纷纷采购还原铅作为原料来生产电解铅，因此还原铅的价格没有因为电解铅价格下跌而有所调整。 第二，由于经济危机的影响，汽车、电动自行车蓄电池更换的频率下降，也导致了还原铅的原料废电瓶供应减少，广东、广西地区海关在09年开始严格检查，国外进口的废电瓶数量大幅下降。第三，还原铅的生产企业以中小型企业居多，其在价格较低企业亏损时，更多是惜售保价，避免亏损，除非企业面临非常大的资金压力，否则很难让其赔本销售，这种心理在一定程度上维持还原铅价格不跌反涨。所以通过以上3点原因我们就知道为什么今日还原铅价在电解铅价持续调整的同时却不受到重大影响。更多关于今日还原铅价的信息您可以登录上海有色网进行查看。

氧化铜还原后就会变成金属铜，颜色也会发生变化，由原本的黑色变成红色。在氧化铜还原的反应中，氧化铜做氧化剂，同时我们需要加入一种还原剂，这样才能使氧化铜还原的反应得以进行。可以还原氧化铜的常见的还原剂有：氢气H2、一氧化碳CO、碳C等。氢气还原氧化铜：H2+CuO=Cu+H2O一氧化碳还原氧化铜：CO+CuO=Cu+CO2碳还原氧化铜：C+2CuO=2Cu+CO2氧化铜还原的实验现象，我们会看到氧化铜由原本的黑色变成红色，说明生成单质铜，将生成的气体通入澄清石灰水，会看到澄清石灰水变浑浊说明生成的气体是二氧化碳。氧化铜的稳定性好，所以氧化铜还原的反应需要在加热的条件下进行。

还原氧化铜是指把具有还原性的化学物质与氧化铜一起反应，将氧化铜还原成单质铜。可以还原氧化铜的常见的还原剂有：氢气H2、一氧化碳CO、碳C等。氢气还原氧化铜：H2+CuO=Cu+H2O一氧化碳还原氧化铜：CO+CuO=Cu+CO2碳还原氧化铜：C+2CuO=2Cu+CO2还原氧化铜的实验现象，我们会看到氧化铜由原本的黑色变成红色，将生成的气体通入澄清石灰水，会看到澄清石灰水变浑浊说明生成的气体是二氧化碳。氧化铜的稳定性好，所以还原氧化铜的反应需要在加热的条件下进行。

炼铋冶金炉的炉料包含铋精矿、氧化铋渣、煤粉、铁屑、纯碱、萤石、黄铁矿、返渣等，依据配料比的要求投入炉内。它们的效果和它们在炉内参加之反响分述如下： 一、铋精矿 铋精矿包含硫化铋精矿与氧化铋精矿，是提铋的首要原料，在冶金炉熔炼中，铋精矿参加的反响是杂乱的。在此，咱们仅研讨氧化铋与硫化铋参加的下述反响：（5）式为熔剂脱硫反响。（6）式为氧化铋被已复原的杂质金属如铅所复原的反响。在以上七个反响式中，在冶金炉熔炼条件下（2）与（3）式的反响是首要的。 二、氧化铋渣 一般指铅阳极泥氧化除铋产出的渣料。依据收回金银的传统流程，铅阳极泥经复原熔炼产出贵铅，贵铅在分银炉氧化吹炼中，脱除砷、锑后持续吹风氧化，则铋与铅皆氧化入渣。氧化渣分为前期渣，中期渣、后期渣，前期渣含铅高，含铋低，后期渣含铋高，含铅低。三者合称氧化铋渣，一般含铋在35%～55%之间。氧化铋渣是归纳收回铋的首要原料之一。其参加的反响包含上述七个反响中的（1）、（2）、（4）、（6）式反响，其间以（2）式为主。 三、煤粉 煤粉用作复原剂。参加煤粉效果如下： （1）使氧化铋复原。 （2）起部分脱硫效果：以上两式阐明，当不加煤粉时，钮以Bi2O3状况入渣，当参加煤粉时，铋呈金属铋状况堆积入粗铋。 （3）坚持炉内复原性气氛，避免铋液氧化，避免炉膛内特别是炉顶耐火材料氧化腐蚀。 （4）避免碲氧化入渣，而使碲富集于粗铋之中。 煤粉参加量有必要恰当，过多过少都会带来不良的结果。当加煤粉过量时，使其它对氧的亲和力较铋为大的杂质金属也被复原进入粗铋，下降粗铋的档次。一起，由于碳的熔点高（3700℃），碳参加过量，会进步炉料的熔点和粘度，使炉料难熔化。当煤粉缺乏时，氧化铋复原不充分，构成部分氧化铋入渣，进步了渣含铋，增大铋的丢失，而且，无法保持炉内安稳的复原性气氛。 四、铁屑 铁屑用作置换剂。一般要求运用铸铁屑。参加铁屑的效果如下： （1）用铁置换硫化铋中的铋。 （2）单个情况下，铁屑可作复原剂：铁屑参加量有必要恰当，过多过少皆晦气。当参加铁屑过量时：会使其它对硫亲和力较铋大的杂质置换出来进入粗铋，然后下降粗铋档次；冰铜中硫化亚铁添加，增大冰铜比重，影响与粗铋别离，而下降铋的收回率；过量铁与砷、锑等杂质生成黄渣，如As2Fe3、Sb2Fe3等，密度约为7克／厘米3，介于冰铜与粗铋之间，熔点较高，构成隔阂，使操作困难，炉况不正常，下降铋的直收率；铁不溶于铋，且熔点高达1535℃，在冶金炉熔炼温度下不易熔化，过剩铁以单体铁夹藏部分铋在熔池边际及底部堆积，构成炉结，构成铋的丢失，添加操作困难。当铁屑参加量缺乏时，硫化铋置换不彻底，部分硫化铋进入冰铜，构成铋的丢失；由于铁屑参加缺乏，冰铜与粗铋中搀杂有未被置换的单体硫存在，放出时，易腐蚀铜制东西及设备。 五、纯碱 纯碱又叫碳酸钠、苏打、曹达，用作熔剂。参加纯碱的效果如下： （一）造渣：纯碱能与精矿中的脉石成分SiO2、Al2O3等酸性氧化物构成熔点较低，流动性好的硅酸盐，铝酸盐等稀渣：（二）下降炉渣密度和熔点。 （三）使硫化亚铁氧化成氧化亚铁人渣，而进入冰铜，下降冰铜的熔点和比重：（四）与煤粉起部分脱硫效果。 （五）纯碱能使砷、锑氧化蒸发或入渣：纯碱也可将As2O3进一步氧化：相同，炉猜中的锑与纯碱也有相似反响：纯碱参加量有必要恰当，过多过少皆晦气。当参加纯碱过量时，使硫化铋氧化入渣：并使复原的金属铋从头氧化入渣：一起下降炉料熔点，使炉内熔体难以过热，炉温低，不能确保反响进行需求的温度，致使反响进行缓慢且不彻底，炉渣、冰铜、粗铋三者别离欠好，因此下降铋的收回率；由于炉渣内含有较多的游离，具有很大的腐蚀性，损坏炉衬。相反的，当纯碱参加缺乏时，渣熔点升高，密度与精度增大，渣与冰铜别离困难，渣中夹藏铋量增高；而且使一些对氧亲和力较铋大的杂质未被氧化即进入粗铋，下降粗铋的档次。 六、萤石 萤石又称氟化钙、氟石，用作熔剂。参加萤石的效果是下降炉渣的熔点和粘度，关于含二氧化硅较高的精矿，配猜中参加2%～5%的萤石，可大大下降硅酸盐渣的粘度，改进其流动性。当萤石参加过量时，因其对砖缝有很大的浸蚀性会腐蚀炉衬；一起渣流动性变好，简单跑炉；渣熔点太低，使炉内保持不了反响需求的温度。 现在，萤石参加冶金炉内与炉料之间的物理化学效果，还研讨得很少，对萤石下降炉渣粘度的原因，也还没有公认的非常恰当的解说。有关材料以为：萤石参加CaO－Al2O3－SiO2渣系时，它和CaO相同也能损坏硅酸盐的Si－O键，而且使硅酸盐晶格单元变小，粘度下降。不过CaF2的效果比CaO大（对粘度下降的效果，一摩尔的CaF2相当于2摩尔的CaO）。往渣中参加CaF2后，电离成CaF＋而置代品质巾的氧离子（O2－），即可以把不安稳的CaF＋离子对作为一种“溶剂”，它可“溶解”较大的硅酸盐阴离子（如SiO44－，此类阴离子是靠静电力结合的，由于CaF＋“溶解”了它，故消除了此种静电力），所以下降了渣的粘度。 七、黄铁矿（FeS2） 黄铁矿用作硫化剂。由于黄铁矿遇热分化：在独自处理氧化铋渣时，为了使渣中的铜与铋别离，参加黄铁矿使渣中Cu2O硫化后生成Cu2S，与FeS一道组成冰铜。 纯FeS2含硫53.3%，冶金运用之黄铁矿要求含硫高于42%。 八、返渣 在冶金炉熔炼中处理之返渣包含： （一）精粹渣：粗铋火法精粹产出之熔化渣、氧化渣、除氯渣、制品渣等，含铋30%左右。 （二）浸出渣：粗铋火法精粹产出之氯化渣、碲渣，经湿法浸出后的残渣，含铋3%～10%。 （三）炉底灰：修炉时打出之废料，含铋5%～10%。 （四）烟道结及烟道尘：含铋5%～10%。 处理返渣的意图是为了收回铋。

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。

干燥的硫化镍精矿颗粒在氧化性的气流中悬浮状态进行氧化反应，反应产物落入沉淀池继续完成造锍、造渣反应,并完成镍锍和炉渣的相分离。闪速熔炼过程的化学反应与传统工艺没有实质的区别,只是通过熔炼设备和熔炼工艺上的改进来改善硫化精矿与强氧化性气体之间的多相反应动力学条件，达到熔炼的目的。闪速熔炼反应过程的物征是:①细颗粒物料悬浮于紊流的氧化性气流中,气—液—固三相的传质传热条件改善,化学反应快速进么；②喷入的细粒干精矿具有很大的比表面(据测定,-0.074mm的精矿1kg具有200mm2以上的表面积),氧化性气体与硫化物在高温下的反应速度和氧化程度的提高，导致精矿中更多的铁和硫氧化（例如卡尔古利镍厂闪速炉脱硫率为80%，皮克威镍厂为85%）。由于反应速度快，单位时间放出的热量多,使燃料消耗降低,从而减少因燃料带入废气量,提高了烟气中的SO2浓度，为烟气综合利用创造 了有利条件。    诺里尔斯克厂对镍闪速炉的测温结果和改变某些主要参数对熔炼结果的影响如图2和下表所示。测点2、3的数据表示了反应塔相应位置的温度分布,测点4的数据表示了沉淀池熔体表面上空的气相温度,这些测点数据大约在1200～1400℃之间。提高处理矿量和氧氧浓度，可使镍锍品位提高,但渣含镍量也随之升高。   诺里尔斯克厂镍闪速炉测温点位置（a）和炉子相应位置横断面温度分布（b）tr—热电偶测出；tR—辐射高温度计测出 诺里尔斯克厂镍闪速炉主要参数对渣含镍的影响参数加料量/（t.h-1）125.2110.1126134.6鼓风量/（km3.h-1）64.1435056.7氧浓度/%42484848料含Fe/%46.849.248.345.7S%3632.733.735.7Ni/%7.287.327.377.32锍含Ni/%22.230.329.328.5渣含Ni%0.40.370.630.64

还原铅是以废铅做原料，重新回炉冶炼而得，Pb含量通常在96%-98%左右，也可做为生产电解铅的原料。

最近上海有色网发现有很多用户提出了一个问题，那就是还原铅价格与什么有关？针对用户提出的此问题，上海有色网天南地北地搜索各方面关于还原铅价格方面的信息，为您解决心中的疑问。简单来说，还原铅价格主要是政策上和技术上的作用，主要是出口退税率的提高，拉动了还原铅出口，造成国内资源紧缺，促使还原铅价格走高。国际市场转暖与国内扩大内需，推动还原铅消费。今年国际铅消费市场增势平稳，国内铅出口量一直较大，耗铅量占60％。以上的铅酸蓄电池出口量大幅增加。据统计，今年前9个月，我国铅酸蓄电池净出口量达1289．47万只，同比提高49．39％。另外，我国电动自行车今年预计销售将突破10万辆，电动自行车蓄电池耗铅量增加，也促使国内一些大的氧化铅企业纷纷采用还原铅作为原料。据预测，2010年还原铅价格不会再明显上涨，可能出现一定的回落，但回落幅度不会太大。利用废铅再生而成的还原铅，自今年下半年以来，价格一路攀高，由年初的平均每吨3500元飙升至目前的平均每吨3750元。因国际精铅市场价格走势平稳，国内还原铅价格达到目前水准后，其价格上升空间已经很小。 

1.生物流化床与气提生物膜反应器：所谓生物流化床，就是以砂和活性炭等颗粒物质为载体填充于生物反应器内，因载体表面附着成长着生物膜而使其质变轻，当污水以必定流速从下向上活动时，载体便处于活动状况。依照载体活动的动力来历的不同，生物流化床一般可分为以液流为动力的流化床和以气流为动力的三相流化床两大类。在两相流化床中，依照进入流化床的污水是否预先充氧曝气，床体又可处于好氧状况和厌氧状况，前者首要用于处理污水中的有机污染物，而后者则首要用于去除污水中的亚硝酸盐和硝酸盐等。 气提式生物膜反应器和机械式搅动床是与三相流化床类似的生物膜反应器，只不过是用于填料生物膜上的剪切力更大(如前者)或此力来历于空气以外的其他驱动力，如后者的机械拌和。 近年来，生物流化床现已开展成为一种较有远景的污水生物处理工艺，这首要归因于反应器内微生物丢失速率较低、无须污泥回流、不阻塞且坚持较高的固—液触摸面积等。 2.厌氧生物膜胀大床：厌氧生物膜胀大床与生物流化床类似，它也是在多为圆柱体结构的床内填充细微的砂、砾石、无烟煤等固体颗粒作为微生物附着成长的载体，但污水从床底部流入时仅使填料层处于胀大而非流化状况，即颗粒间仍坚持相互触摸。 3.微孔膜生物反应器：微孔膜生物反应器选用特制的微孔膜使待处理污染物质与微生物分隔的方法，经过逆向分散进行传质并经过微生物氧化效果去除污水中的有机污染物。该工艺首要用于处理有机工业废水中毒性或挥发性的有机污染物，如在处理含100mg/L的污水时对的去除率达98%以上，选用多孔纤维的微孔膜生物反应器能使O2从膜的一侧透过微孔膜传到另一侧的生物膜，可大起伏削减O2散逸到空气中的或许性，并使得使用纯氧更为经济。 4.移动床生物膜反应器：移动床生物膜反应器是今年来颇受研究者注重的另一种改造性生物膜反应器，它是为处理固定床反应器需定时反冲刷、流化床需使载体流化、吞没式生物滤池阻塞需清洗滤池和替换曝气器的杂乱操作而开展起来的。在移动床生物膜反应器中，装填有短管状聚乙烯填料，这些填料随反应器内平缓也的回旋翻转效果而自在移动，在好氧反应器中这种会艳丽是由曝气提升力而供给的，而在缺氧反应器中则来自于机械拌和桨。当选用接连操作方法时，该反应器可成功地用于经初淀后污水的硝化;而当选用间歇操作方法时，则有或许成功地用于反硝化。该处理工艺牢靠，易于操作，适用于规划小型污水处理厂或改造已有的超负荷运转的活性污泥处理系统。

直接复原铁是铁矿在固态条件下直接复原为铁，能够用来作为冶炼优质钢、特殊钢的纯洁质料，也可作为铸造、铁合金、粉末冶金等工艺的含铁质料。这种工艺是不必焦碳炼铁，质料也是运用冷压球团不必烧结矿，所以是一种优质、低耗、低污染的炼铁新工艺，也是全国际钢铁冶金的前沿技能之一。 直接复原炼铁工艺有气基法和煤基法两种，按主体设备可分为竖炉法、回转窑法、转底炉法、反响罐法、罐式炉法和流化床法等。现在，国际上90%以上的直接复原铁产值是用气基法出产出来的。可是天然气资源有限、价高，使出产值添加不快。用煤作复原剂在技能上也已过关，能够用块矿，球团矿或粉矿作铁质料(如竖炉、流化床、转底炉和回转窑等)。可是，由于要求原燃料条件高(矿石档次要大于66%，含SiO2+Al2O3杂质要小于3%，煤中灰分要低一级)，规划小，设备寿数低，出产本钱高和某些技能问题等原因，致使直接复原铁出产在全国际没有得到迅速开展。因而，高炉炼铁出产工艺将在较长时刻内仍将占有主导地位。 1. 直接复原铁的质量要求 直接复原铁是电炉冶炼优质钢种的好质料，所以要求的质量要高(包含化学成份和物理功能)，且期望其产品质量要均匀、安稳。 1.1 化学成份 直接复原铁的含铁量应大于90%，金属化率要>90%。含SiO2每升高1%，要多加2%的石灰，渣量添加30Kg/t，电炉多耗电18.5kwh。所以，要求直接复原铁所用质料含铁档次要高：赤铁矿应>66.5%，磁铁矿>67.5%，脉石(SiO2+Al2O3)量 1.2 物理功能 回转窑、竖炉、旋转床等工艺出产的直接复原铁是以球团矿为质料，要求粒度在5～30mm。隧道窑工艺出产的复原铁大大都是瓦片状或棒状，长度为250～380mm，堆密度在1.7～2.0t/m³。 出产进程中发生的3～5mm磁性粉料，有必要进行压块，才干用于炼钢。强度：取决于出产工艺办法、质料功能和复原温度。改进质料功能和进步温度有利于进步产品强度。产品强度一般>500N/cm²。 2. 直接复原铁发生工艺技能介绍 2.1 竖炉法 气基竖炉法MIDREX、HYL法直接复原铁发生中占有绝对优势，该工艺技能老练、设备牢靠，单位出资少，出产率高(容积运用系数可达8～12t/m³·d)，单炉产值大(最高达180万t/年)等长处。通过不断改进，其出产技能不断完善，完结规划化出产。 (1)MIDREX技能 Midrex法标准流程由复原气制备和复原竖炉两部分组成。 复原气制备：将净化后含CO与H2约70%的炉顶气加压送入混合室，与当量天然气混合送入换热器预热，后进入1100℃左右有镍基催化剂的反响管进行催化裂化反响，转化成CO24%～36%、H260%～70%、CH43%～6%和870℃的复原气。后从风口区吹入竖炉。 竖炉断面呈圆形，分为预热段、复原段和冷却段。选用块矿和球团矿质料，从炉顶加料管装入，被上升的热复原气枯燥、预热、复原。跟着温度升高，复原反映加快，炉料在800℃以上的复原段逗留4～6小时。新海绵铁进入冷却段完结终复原和渗碳反响，一起被自下而上通入的冷却气冷却至 工艺多用球团和块矿混合炉料。球团粒度9-16mm占95%，球团冷压强度>2450N/球，块矿粒度10～35mm占85%;要有高软化温度和中等复原性;化学成分铁量要高，酸性脉石低(≯3%-5%)，CaO 如今Midrex法作业目标为：产品金属化率86%～96%，有用容积运用系数10t/m³·d，能耗10.47GJ/t，电114kWh/t，水1.64m³/t。 Arex法是Midrex法的新改进，天然气被氧气(或空气)部分氧化后送入竖炉，运用新生热海绵铁催化裂化，省去了复原气重整炉。改进后吨铁电耗可下降50Kwh。 (2) HYL(罐式)法与HYL-Ⅲ(竖炉)法。 HYL法由4座罐式反响炉和1座复原气重整炉构成。该工艺作业安稳、设备牢靠。产品含碳2%左右，不易再氧化，不发生炉料粘结;只因复原气要重复冷却、加热，体系热功率低，能耗偏高，气体耗费为20.93GJ/t;1975年后再没建新厂。 对HYL罐式法作出变革，保存原复原制备工艺，但将复原气重整转化与气体加热合一;4个罐式反响炉改为接连式竖炉，称HYL-Ⅲ竖炉法。 该工艺选用高氢复原气，高复原温度(900-960℃)和0.4-0.6MPa高压作业。改进复原动力学，加快复原发应;含硫气不通过重整炉，延长了催化剂和催化管运用寿数;复原和冷却作业别离操控，能对产品金属化率和含碳量进行大范围调理，产品均匀金属化率90.9%、操控碳量1.5%-3.0%，质量安稳;装备CO2吸收塔，挑选性地脱除复原气中H2O和CO2，进步复原气运用率;重整炉发生高压蒸汽发电。最低出产能耗为10.43-11.2GJ/t，电耗90kWh/t。HYL(罐式)法已逐步被HYL-Ⅲ(竖炉)法替代，算计产值占国际总产值的25%左右。 该法的新改进是天然气进入反响器直接裂解，出产高碳(3.8%)DRI产品。最近又推出HYL-Hytemp出产体系。将热复原铁(650℃)力量输送到电炉车间，喷入电炉。冶炼时刻缩短，电极和耐火材料耗费下降，金属收率进步。吨钢电耗下降112kW·h，电极耗费下降0.55kg，冶炼时刻缩短16min，产率进步16%，吨钢本钱可下降4.6美元。 2.2 气基流化工艺 (1)F1NMEF工艺 该工艺运用 (1) Circored和Circofer工艺 两种工艺中心设备都包含一座循环液化床和一座普通流休床。Circored是用天然气为动力，Circofer以煤为动力。铁精矿粉是通过预热后(约900℃)进入循环流化床参加反响，使动力学条件得到改进，在4个大气压条件下，铁矿与氢在630℃时可被复原(在气体环路中参加部分氢)。 2.3 转底炉法 将铁矿粉、钢铁厂含铁粉尘、煤粉和粘结剂按必定份额混合，压制成含碳球团矿，送入烘干机内进行烘干，脱除水份。将枯燥的含碳球团均匀地铺在转底炉上(只铺一层)，在高温1200～1400℃下球团矿内氧化铁与碳反响，放出CO，在炉膛内焚烧成CO2，并构成高温废气(在1000℃以上)。一般反响只需20分钟左右。 将废气收引出预热煤气(400℃)和助燃空气(900℃)，低温废气从蓄热室和换热器引出，再去烘干生球团。这时废气温度在100℃左右。从节能视点看，动力运用功率较高。转底炉的高温气体由焚烧器来供给(运用煤气加热)。转底炉能够处理含Zn、Pb高粉尘，能够防止配入烧结矿中后，在高炉冶炼进程中Zn、Pb的富集形成的负面影响。现在的山西翼城，河南巩义已有外径为16.3米的转底炉，年产值在7万吨，金属化率达85%，每吨铁出资为182元。 2.4开发运用焦炉煤气，对含碳球团在竖炉内进行直接复原。焦炉煤气含55%左右的氢。在化学反响中，氢对氧化铁的复原率是最高的。现在，首钢预备展开这方面的作业。焦炉煤气要进行裂解，进步H2的含量，并要预热到930～950℃，在参加复原反响，反响后气体要脱除CO2，再循环运用。 用氢作复原剂存在的首要技能问题： ▪ H2复原铁的其它氧化物都是吸热反响，需求足够的热。在满意复原和供热的煤气的最佳H2含量为32.05%。 ▪ 富氢预复原会导致物料的粉结。采纳分段直销富氢和非富氢供气准则。 3.直接复原铁开展现状 3.1全国际直接复原铁开展比较快，2003年产值为4960万吨，2004年为5460万吨，2005年约为6000万吨。年添加率在10%以上。在直接复原铁出产工艺中，气基直接复原占92%。 3.2 我国状况 2005年我国出产直接复原铁为约50吨，而出产能为比产值要高出20%。首要是技能、质料、本钱等要素影响。 全国现有30多个直接复原铁厂商，其总出产才能约60万吨。总体上讲，规划小，出产本钱高，短少高品质的质料。大都厂商用隧道窑反响罐法，出产工艺落后，能耗高，环境污染严峻。 (1) 天津直按复原铁厂出产实践 2004年产直接复原铁33.2万吨，2005年约产34万吨，设备作业率在98%以上。 该厂是选用DRC法煤基直接复原出产工艺：两条φ5X80m回转窑----冷却筒----产品分选----制品。运用巴西球团矿(含铁档次68%，SiO2+Al2O3约为2%)适合配入煤和石灰石，进行混均，从回转窑给料端参加。窑体是歪斜装置，慢速旋转，使炉料朝卸料端运动，一起，矿石被加热和复原(留意温度操控在不要使脉石熔融，避免结圈)。煤作为热源和复原剂，一部分随铁矿石一起参加，另一部分从窑的卸料端喷入窑内。供煤所焚烧的空气，通过沿窑长度方向装置在窑壳上不同方位的风机由轴向吹入窑内。热的复原产品通过冷却筒冷却，然后筛分、磁选及风选，别离出非磁性物，得到制品。来自窑内的烟气经余热锅炉收回余热(发生蒸汽)，废气经布袋除尘，用废气风机送入烟囱。 操作的技能要害： ▪ 确保窑内复原气氛，操控好风量 ▪ 操控好窑体内各部分的适合温度，不让脉石熔融 ▪ 窑的卸料端坚持微正压，20~30Pa 操控直接复原铁金属化率在91.1%～94.6%，质量合格率在94%，是最经济的目标。金属化率高和低，均会形成回转窑和电炉炼钢目标的恶化。(炼钢进程参加直接复原铁份额最好操控在15%～35%，并要操控好料流参加速度32～34Kg/兆瓦▪分，避免呈现钢水的欢腾现象以及喷溅)。 影响产品金属化率的要素是：频频停窑、非正常条件下出产(难以调控)，窑和冷却筒密封性不良、煤的成份动摇和质量操控点挑选不妥。 (2)首钢密云冶金矿山公司煤基链篦机─ 回转窑 ─ 一步法 该公司直按复原铁年出产才能6.20万吨， ▪ 出产工艺：配料 ─ 造球 ─ 枯燥(链篦机)─ 回转窑(复原)─ 冷却 ─ 制品。 ▪ 铁精矿水份严厉操控在5.5%～6.5%。 ▪ 造球配皂土(粘结剂)0.8%～1.0%，台时产值20±2吨。 ▪ 链篦机带速为0.5m/min，布料厚度100～120mm。 生球抗压强度≧1.2Kg/个，落下强度≧5次/0.5m，水份操控在7.5%左右，粒度6～16mm占85%以上。 ▪ 回转窑及热工体系操作 窑头喷煤总量在7.0±0.5吨/小时，精煤压力操控在60KPa，细煤压力操控10～14KPa。 窑尾加煤操控在800±50Kg/h，禁止窑尾煤量过值。 窑温操控：窑头箱 回转窑电机转速操控在400～440转/分，主风机的回热风阀门开度45%～50%，转速800～850转/分，回热风机进口负压780±20KPa，温度310～350℃。枯燥风机阀门开度65%～70%，转速800～850转/分。产品质量标准的厂标是：铁档次≧88%，S≦0.04%，金属化率>90%。 (3)山东莱芜鲁中冶金矿山公司直接复原铁厂用冷固球团----回转窑工艺出产直接复原铁，年出产才能5万吨。后改为块矿回转窑法。 ▪ 福建大田海绵铁公司用sic反响罐----隧道窑法出产直才能5万吨/年。 ▪ 喀左海绵铁厂、哈尔滨市海绵铁厂、吉林复森海绵铁公司、吉林桦甸海绵铁厂等也具有了年出产才能2.5万吨。

碳热还原法的主要优点是可以一步直接还原出金属，还原剂便宜，能源利用合理。可以大批量连续生产。     硅热还原法反应速度快，产品易于调整控制，适于多品种小批量生产。     碳热法达到无渣操作时，稀土回收率在90%以上。硅热法增加二次回收工艺，其回收率也才能达到80%。硅热法生产稀土中间合金，其原料和电能的消耗超过用碳热法相应消耗的30%。

COREX是现在仅有已投入实践运用的高炉以外的炼铁技能(南非伊斯科钢铁公司：日产1000t；韩国浦项钢铁公司和印度京德勒钢铁公司等，日产2000t)，它运用的是普通煤。其工艺流程是先把普通煤装入熔融气化炉，然后吹入氧使煤焚烧、分化，将发作的煤气作为复原煤气导入复原竖炉，接着在复原竖炉内将块矿石和矿石颗粒复原到金消融率为95%左右。浦项公司在将日产从1000t进步到2000t的规划扩展阶段中，为安稳熔融气化炉的操作，除了运用粉煤外，还运用了大约10%的焦炭，别的为保证复原煤气量，发现煤的挥发份存在着最佳值等，它受煤档次的约束。现在因为对煤种的挑选和复原竖炉中金属化率的安稳化等采取了办法，焦炭的运用量能够削减到大约3%～5%。因为矿石几乎是在竖炉内完结复原，因而复原所需的煤气量大，熔融气化炉的煤单耗也高。成果用于体系外的能量也必定增大。印度京德勒钢铁公司Vijayanagar厂运用日产2000t的2座COREX设备发作的煤气来带动2台13MW的发电设备。         别的，在南非的Saldanha钢铁公司还一起设置了直接复原铁出产法(MIDREX)，能日产大约2500t的直接复原铁(DRI)。为处理铁矿石粒度约束的问题，浦项公司开发了运用3段气泡流化床的FINEX来替代复原竖炉，现在日产2000t的COREX所发作的煤气以分流的方式用于日产150t规划实验流化床炉的实验。计划在2003年之前与COREX本体衔接，到达年产60万t规划，其后到2010年浦项公司的1号和2号高炉就要开端大修，到时除了将这两座高炉更换成FINEX外，还预备向海外推行这一技能。          我国钢铁工业的快速开展对焦炭需求日趋添加。我国焦炭资源有限，炼焦厂商出于环保要求又被约束开展，焦炭求过于供已成为必定趋势，非焦炼铁也将势在必行。熔融复原炼铁工艺是前沿炼铁技能，它运用非焦煤出产液态铁，流程短，本钱低，污染小，铁水质量好。熔融复原炼铁附产很多煤气，可运用化工进程将之转化为甲醇或清洁燃料。工艺概算标明，联合工艺可使动力运用功率进步一倍，产品能耗下降60%，吨钢本钱下降50%。关于传统的炼焦—钢铁联合厂商，运用很多剩下焦炉煤气作为质料出产化工产品亦是进步资源运用功率，减轻环境污染的可行途径。在新技能基础上构建新式钢铁—煤化工联合厂商或生态工业园区，对未来的冶金、化工环保和动力的开展具有重要意义。