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%。

（1）矿石性质：该矿属泥盆纪沉积的碳酸锰矿床，近地表部分受氧化作用形成氧化锰矿石。氧化锰矿赋存于三个矿层中，主要锰矿物为软锰矿、硬锰矿、偏锰酸矿;主要锰矿物为软锰矿、硬锰矿、偏锰酸矿;主要铁矿物为褐铁矿、赤铁矿；脉石矿物主要有石英、高岭石、水云母。常见的矿物结构主要为微粒、隐晶质结构，其次为细粒、泥质、胶体及残余等结构。矿石构造主要以块状、斑块状、条带状、粉末状、页片状、豆状等形态构成，其次为空洞状、网格状等构造。 [next]    （2）工艺流程：该矿现为小规模露天开采，采出的氧化矿含锰品位一般为26%左右，经洗矿处理后锰品位提高到30%左右。该矿为了进一步扩大规模、提高产品质量所进行的洗矿工业试验工艺流程见上图。1070×4600mm槽式洗矿机处理矿石量为17.4t/（台.h），处理原矿耗水量为1.12m3/t，洗矿工业试验指标见下表。 大新锰矿洗矿厂氧化锰矿工业试验指标产物名称产率化学成分，%MnP锰回收率%洗矿后提高Mn,%　%　　　　TFeMn备   注净块矿（+20mm）17.5131.047.310.10939.424.250.003520.764.871984年试验指标净块矿（20~7mm）19.6730.128.280.12128.263.640.00422.643.95小  计37.1830.557.720.11533.73.960.003843.44.38净粉矿（7~1mm）28.2933.598.630.13524.663.890.00436.317.42净粉矿（ -1mm）5.0729.149.060.14229.273.220.00495.652.97小  计33.3632.918.70..13625.353.780.004141.966.74净矿合计70.5431.67　　　　　85.365.5废    石1.21.17　　　　　0.05　洗    泥28.2613.519.110.13253.02　　14.59　原    矿10026.178.420.13533.73.120.0052100

1990年大新锰矿新建30万t/a选矿厂，采用1600mmx7630mm松式洗矿机进行洗矿作业，现场测试洗矿技术指标见表9。洗矿机溢流与分级机溢流，产品粒度组成见表10。表9              大新锰矿洗矿动技术指标名称处理量(t/台时)产率/%品位/%锰分配率/%注MnSiO2原矿56.6710027.7932.44100原矿实际耗水量0.63～0.55m3/t洗净矿41.7473.6632.1827.8485.29吨原矿设计耗水量1.54m3/t溢流14.9326.3415.5145.3114.71　分级机返砂1.011.7931.3427.292.02　分级机溢流13.9224.5514.3646.6212.69　表10          洗矿机溢流与分级机溢流产品粒度组成粒度/mm产率/%品位/%分配率/%洗矿溢流分级溢流MnSiO2MnSiO2　　　　洗矿溢流分级溢流洗矿溢流分级溢流洗矿溢流分级溢流洗矿溢流分级溢流＞50.02　14.78　　　0.02　　　3～50.05　17.29　　　0.05　　　1～32.761.6220.3818.7　44.33.652.11　1.540.5～19.486.9525.1723.3　37.215.4911.29　5.550.3～0.57.846.7227.4325.6　34.213.9611.96　4.930.15～0.37.247.6527.6626.9　31.413.914.32　5.170.1～0.153.934.0826.1925.9　33.16.687.35　2.90.074～0.14.224.4524.1124　34.36.67.44　3.28＜0.07463.9668.539.559.54　52.139.6545.53　76.63合计10010015.4114.4　46.6100100　100[next]      洗矿作业的式业试验、初步设计、生产流程查定的技术经济指标汇总对比见表11,洗矿数质量流程见图1。[next]     (三)浅海沉积型碳酸盐锰矿床，后经氧化淋滤富集作用而成堆积型氧化锰矿床    该矿床主要含锰矿物为硬锰矿、锰土、水锰矿；脉石矿物有石灰石、硅质岩碎屑、粘土矿物和少量碳酸盐。代表矿山为湖南东汀桥锰矿。该矿采用1070mmx4600mm槽式洗矿机进行两段洗矿，目的是加强粗颗粒矿的擦洗、磨剥作用，提高净矿品位。两段洗矿数质量流程见图2，产品粒度筛析见表12。[next]     (四)浅海相原生沉积含锰灰岩，地表经氧化次生富集生成，锰帽型偏锰酸矿床    矿体产于泥盆系榴江组中部及底部，均由原生含锰灰岩经次生氧化，裂隙淋积和破碎-残积生成，属风化型氧化锰-偏锰酸矿床。主要矿物为偏锰酸矿、少量硬锰矿、软锰矿及褐锰矿。脉石矿物主要为方解石、石英。矿石硬度低，体重轻，含水大(44.6%)，呈泥质结构，俗称松软锰矿石。广西木圭锰矿系典型代表。    因矿石体轻质软含水大，因此给洗矿工艺增加很大困难，科研部门曾分别提出“自磨解洗”及“剪切洗矿”等新洗矿理论，但仍未能在工业上实施。简单的洗矿方法，实质上亦能取得可行的效果,曾先后用圆筒洗矿机、螺旋分级机和塔式洗矿机进行试验,矿泥的综合指标基本是一致的(表13).洗矿产品的粒度筛析见表14。试验说明，只要分离出-0.15mm粒级的产品，粗粒级产品质量也能达到用户要求。表13                 五种不同洗矿方法所得综合矿泥指标对比洗矿方式及洗矿时间综合矿泥指标产率/%品位/%分配率/%　MnFeMnFe1、圆筒洗矿机，预先脱泥再洗3min52.5514.939.333.451.32、圆筒洗矿机，加水玻璃，预先脱泥洗3min52.1214.749.2932.5751.493、圆筒洗矿机、预浮，预先脱泥再洗3min51.7514.919.333.0450.74、螺旋分级机，先脱泥，再洗3次52.5514.989.3433.1650.955、塔式洗矿机，预先脱泥，洗60min52.1715.189.533.0350.67表14                      洗矿产品各料级累计粒级/m产率/%品位/%分配率/%部分累计部分累计部分累计　　　　MnFeMnFeMnFeMnFe50～135.775.7736.747.7536.747.759.034.699.034.6913～612.8318.633.599.4934.578.9518.3512.7827.3817.76～311.5430.1432.4710.1533.769.4115.9512.2943.3329.763～18.0138.1532.5610.433.519.6111.18.7554.4338.511～0.159.347.4530.7210.4332.969.7712.1710.1866.648.690.15～0.07424.1371.3815.769.5127.169.6816.1924.0982.9772.78＜0.07428.4210014.229.1223.489.5217.2127.22100100合计100　23.489.52　　100100 　 　 [next]    四、国外锰矿石洗矿简介    (1)乌克兰的尼笠波尔矿区，该矿区主要是氧化锰矿石，含泥较多，而且较粘，属难洗矿石，综合洗矿指标见表15。表15                    尼科波尔矿综合洗矿指标产品产率/%锰品位/%锰回收率/%注净矿49.839.871.1洗一吨原矿不耗电5.2KW·h,水12.4m3溢流50.215.828.9原矿10027.8100     (2)格鲁吉亚的恰图拉锰矿区，该矿区主要是碳酸锰矿石和原生氧化矿石。采用1880mmx7000槽式洗矿机处理氧化锰矿石，其综合洗矿指标见表16。表16                         恰图拉锰矿综合洗矿指标产品产率/%锰品位/%锰回收率/%注净矿76.928.887.81880mm×7000mm槽式洗矿机转11r/min,每吨矿石用水量2～3m3，生产能力63t/h溢流23.11312.2原矿10025.2100     目前国外大多数厂家已采用塔式洗矿机代替槽式洗矿机，可显著降低洗矿过程中的磨擦作用，从而减少因洗矿而生成的矿泥量和锰金属的损失。    (3)巴西的塞腊、多钠维奥选矿厂,该选厂的主要矿物为软锰矿、隐钾锰矿及少量黑锰矿，其次为针铁矿、水化硅酸锰和粘土等。原矿破碎到95mm以下，给入2743mmx5486mm圆筒洗矿机进行洗矿，将泥土洗净，大于8mm的为商品矿，小于8mm的粉矿送往选矿厂处理。    (4)加蓬的莫安达锰矿,该矿的矿石类型为氧化矿，主要锰矿物有软锰矿、黝锰矿、硬锰矿、黑锰矿等。该矿石含锰品位很高，原矿经破碎到125mm以下，送入ф3.5mx8.5m圆筒洗矿机洗矿,一面给矿，一面给水，利用磨擦和水的冲洗作用将泥土洗净，净矿再送去筛分分级成产品。    (5)澳大利亚的格鲁特岛锰矿选矿厂,该矿为沉积氧化锰矿床，矿体基本上由锰矿石、石英砂和高岭土组成，中间夹有粘土层。主要矿物为隐钾锰矿和软锰矿，其次为硬锰矿，还有水锰矿、褐锰矿、铿硬锰矿等，废石为石英砂和粘土，因此，必须洗矿。原矿破碎到小于75mm，然后分为两个级别-75~6mm和-6~0.5mm，分别用ф2.7mx4.9m圆筒洗矿机进行擦洗。圆筒转速14r/min，矿浆浓度为70%，物料在圆筒内的擦洗时间为2~3min，擦洗的作用在于除去矿粒表面的粘土和其他覆盖物，并将粘土球和软红土颗粒散碎，以便清除。

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

锰矿的洗矿和筛分工艺：洗矿是利用水力冲洗或附加机械擦洗使矿石与泥质分离。常用设备有洗矿筛、圆筒洗矿机和槽式洗矿机。洗矿作业常与筛分伴随，如在振动筛上直接冲水清洗或将洗矿机获得的矿砂（净矿）送振动筛筛分。筛分可作为独立作业，分出不同粒度和品位的产品供给不同用途使用。

（1）矿石性质：该矿的松软锰矿是由浅海相原生沉积的含锰灰岩经地表氧化次生富集而成，属锰帽型矿床。矿石中主要锰矿物为偏锰酸矿，并含少量硬锰矿或软锰矿及粉末状褐铁矿；脉石矿物主要为石英及少量的粘土矿物。矿石呈红褐色或褐黑色泥质、薄层状结构，硬度低，密度小，含水率高达44.6%。矿石中的偏锰酸矿与泥质物混在一起，泥质物特别集中于偏锰酸矿的孔隙中；矿层中的硬锰矿或软锰矿，仅局部性地分布于矿层面及裂隙间；粉末状褐铁矿呈不规则的斑状散布于矿层中。该矿区和8号矿体矿石的多元素分析及物理性质分别见下两表。 松软锰矿多元素分析矿区项目名称元            素，%MnMnO2FePSiO2Al2O3CaOMgO烧损全最  高33.38　15.410.38263.68　　　　矿最  低10.785.860.02825.42区平  均20.99.430.09136.738号矿体坡顶矿23.7334.289.640.03134.475.110.81微9.91坡中混合矿22.2232.259.780.05534.735.890.69微9.07坡底矿23.8934.98.40.05136.83.420.790.449.28 松软锰矿物理性质项目矿石密度t/m3矿石含水率%矿石安息角（°）矿石普氏硬度顶板泥质页岩普氏硬度底板风化含锰硅质灰岩普氏硬度含量1.5444.632.08244[next]    （2）工艺流程：该矿于1978年进行的工业试验是筛洗-分级工艺流程。试验过程是将露天采出的原矿缷至原矿池，经水稀释后用平桂型泵扬送至振动筛筛洗，筛上产物为净块矿，筛下产物进分级机，返砂为净粉矿，溢流为尾矿，测定的技术指标（详见技术指标表）。该矿于1986年又建成一座年处理原矿12万t（湿矿）的工业试验厂，采用自磨碎解-筛洗-强磁选的工艺流程，所采用的具有选择性解离作用的自磨碎解机是一种新型洗矿设备。矿石经湿式碎解后，通过筛洗可获得净矿产品及含锰品位为16%左右的尾泥，尾泥经强磁选又可回收锰精矿。其洗选工艺流程见下图，试验和生产工艺指标及净矿产品多元素分析与含水率测定分别见下表。    该矿洗矿工艺流程简单，但净矿含水率高达58.6~71%，需在露天放置十数天后才能将含水率降低到50%左右。 [next] 净矿多元素分析与含水率测定矿样元         素，  %净矿含水率%MnMnO2FeSiO2Al2O3CaOMgOP烧损坡项矿净矿28.2341.379.9627.573.510.7微0.03110.4258.6坡中混合矿净矿32.0946.8910.8419.374.520.650.120.05911.8571坡底矿净矿33.5448.969.3620.032.750.810.50.05811.92

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．

洗矿是通过水的冲刷和机械搅拌作用，使粘土碎裂和分散，把粘土从矿石中分离，形成悬浮矿浆排出，因此它是解离和分离矿石成分的两个作业，属于按粒度分离物料的过程。锰矿石、铁矿石、石灰石，尤其是经风化、淋滤、搬运、富集于第三系-第四系氧化带形成的残积、淋滤、堆积、锰帽等锰矿床，洗矿更是必不可少的作业。    一、锰矿石可洗性的评定    评定矿石可洗性，常用有以下四种作业方法。    (一)根据泥土的粘聚力分类    粘聚力可依据工程地质学粘土剪切试验来测定，依据粘聚系数的大小，可分为不同的等级。泥土的粘聚系数分类见表1。表1                   泥土的粘聚系数分类前苏联分类法广西分类法可洗性分类洗矿方法等级土壤种类＜0.01mm粒度含量/%等级泥土种类粘聚系数/(t·m2)1砂＜5Ⅰ松砂、泥＜0.2易洗矿石筛上冲洗2腐植土10～5Ⅱ普通砂泥＜0.53尘土和淤泥粘状砂　Ⅲ半硬砂＜2中等可洗矿槽式洗矿机一次洗4砂质矿泥20～105砂质粘土50～20Ⅳ半硬胶泥＜6难洗矿槽式洗矿机二次洗6粘土＞50Ⅴ硬胶泥＜10     (二)根据粘土的可塑性系数分类    塑性是表示粘土经润湿后，受压力作用变形而不碎裂，压力解除后并继续保持其形状的性质。粘土只能在一定含水率范围内才具有塑性。含水量减少到一定限度时，粘土开始被压碎时称为塑性下限，含水率增加到一定限度，粘土开始具有流动性时称为塑性上限，上下限含水率之差称为塑性指数。    可根据下列公式计算出粘土的塑性指数：                                K=W上限—W下限    式中  K——塑性指数；          W上限——粘土塑性上限，即粘土开始流动的含水量，%；          W下限——粘土逆性下限，即点土开始压碎时的含水量，%；    根据粘土的塑性指数值与用槽式洗矿机所需洗矿时间而将矿石可洗性分为三类（见表2）。表2                      粘土塑性系数分类序号塑性名称泥土名称可洗性等级泥土中小于10mm粒级含量/%擦洗时间/min用槽式洗矿机洗矿次数1＞120粘土难洗矿石＞50＞622＞5砂质粘土中等可洗矿石50～103～613＜5粘土质砂易洗矿石＜10＜3筛上冲洗 [next]    (三)根据分散一吨矿石所需电能来评定矿石可洗性    前苏联E·B·尼夫斯基根据用于分散单位矿石电能消耗来评定矿石可洗性，一般可为三类（见表3）表3       按分散一吨矿石所消耗的电能的可洗性分类序号可洗性等级 需电量/(KW·h·t-1)1难洗矿石0.5～1.02中等可洗性矿石0.25～0.53易洗矿石＜0.25     由于洗矿作业的洗矿机中机械作用比浸温泡散作用要大，因此，以一种机械作用所耗电能用作评定基础比较准确。    (四)根据泥土的泡散性来分类    泥土的泡散性又称浸温性，就是土样放在水中后全部分散成单独的颗粒所需时间，亦称泡散速度，这只对以泡散作用为重机械作用极小的塔式洗矿机较适用，因实践应用很少，目前还缺乏统一标准。    二、洗矿机械设备    洗矿过程的效率视物料的物理性质、水的冲洗能力、机械作用强度和洗矿时间而定。除原矿性质是不可变外，后者均由机械设备性能来确定。    (一)圆筒洗矿筛    该洗矿筛用铣孔或编织成圆筒形筛网构成，安放在支架上用滚子来传动，其倾角为5°~7°,在某些情况下，为得到较细粒的产品，有时也采用两层或三层筒面的同心圆筒筛。    为了加强对被洗物料的机械作用和增加在筒内的停留时间，有时还安设细钢条、角铁、螺旋板和横环形板等，为便于冲洗物料，在筒内安装压力喷洗水管。    对某些易洗矿石，也可在平面震动筛面上加喷洗水管来达到洗矿的目的。    (二)圆筒擦洗机    该机为封闭的圆筒，借助齿轮或经磨擦滚在托滚上旋转。岩石在旋转筒内的碎散作用主要靠磨剥作用，冲击成分很少。    (三)洗矿机    槽式洗矿机是由一个倾斜槽体和一根或两根装有叶片的搅拌轴和传动装置组成。传动装置是由电动机、三角皮带轮、开式分配齿轮组成，传动装置使装有叶片的轴转动，叶片是倾斜地装在轴上，两根轴的转动方向相反，从而达到将物料向中央提升。当轴转动时，它就沿着洗矿机的长轴方向把矿石收集在一起，并使它们沿着槽底斜面向上移动到排矿口。原矿应从距溢流堰一米处给入槽内，水用导管同矿石一同给入槽内，同时并装在螺旋叶片间的喷水管从上面喷水以洗涤运动中已被磨剥过的矿石，已被洗出的粘土为矿浆，经由溢流堰排出。    槽式洗矿机的洗矿效率，取决于槽的倾斜角、螺旋叶片的倾斜角、螺旋叶片的转动次数和给水量。槽式洗矿机的设备性能列于表4。表4               槽式洗矿机的设备性能设备规格/mm最大给矿粒度/mm原矿处理量/(t·h-1)螺旋转数/(r·min-1)传动功率/KW设备重量/t生产厂宽长160076307545～50234016.8沈阳矿山机械 厂107046005020～252274南宁治矿厂、八一锰矿82534505010～15　5.52.25　 [next]    三、锰矿石洗矿的工业实践    根据我国矿床的成因条件，可划分成四种类型，即沉积型矿床、沉积变质型矿床、风化堆积型矿床、热液型矿床。但必须洗矿处理的只有风化堆积型矿床及沉积型矿床的风化变质部分。下面分别介绍我国几个主要锰矿山的洗矿实践。    (一)风化型次生堆积氧化锰矿床    主要代表矿山为广西八一锰矿，其他如广西天等锰矿、广西平乐锰矿均属同一类型，它由原生沉积贫碳酸锰矿经风化、搬运、堆积而成。原生锰矿物成了土状、脉状褐色的偏锰酸矿和胶状半金属光泽的硬锰矿，并遗留网格形及蜂窝状大小不一的空洞，在矿石表面和空洞中充填了黄色胶状的泥质物。锰矿物呈非晶质不定型胶状或细小隐晶质集合体出现。氧化锰矿的矿物成分主要为偏锰酸矿、硬锰矿，此外还有少量的软锰矿、赤铁矿、褐铁矿。脉石矿物主要为风化残留物石英、绢云母、泥质物等。矿层顶底板为第四纪黄土和风化硅质页岩。    八一锰矿从1963年开始使用1070mmx4600mm槽式洗矿机进行洗矿作业。原矿采用水力冲采后用砂泵直接输送入洗矿机进行一段洗矿，由于矿石绎过高压冲刷，又经砂泵输送，最后入洗矿机擦洗，因此，洗矿效果良好，洗矿指标见表5，各产物的粒度组成见表6。表5                    八一锰矿洗矿指标名称产率/%锰品位/%锰回收率/%产量/(t·h-1)浓度/%注原矿10010.051002.1624.01　净矿5018.893.5910.0817.18(水份)洗矿机安装倾角13°溢流501.296.4110.0813.26　     表6                 八一锰矿洗矿产品粒度组成粒度/mm产率/%锰品位/%锰分配率/%原矿净矿 溢流原矿净矿 溢流原矿净矿 溢流＞532.7969.92一20.3518.18一66.3767.58一5～3.24.2910.51一21.4322.05一9.1512.34一3.2～26.0311.420.5721.1221.6912.8612.6413.195.422～14.576.062.4815.1317.778.626.875.7416.591～0.52.320.422.687.8512.196.971.80.2714.50.5～0.151.671.293.816.1511.13.8710.7411.40.15～0.0981.170.075.083.6712.863.320.40.049.150.098～0.0760.350.012.53.059.971.60.10.053.1＜0.07646.810.382.880.365.940.621.670.0539.84合计10010010010.518.811.29100100100 [next]    (二)浅海相沉积碳酸锰矿床    矿层赋存于上泥盆统榴江组泥灰岩钙质泥岩等与硅质灰岩、硅质岩过度相内，靠地表的部分因氧化作用而形成氧化锰矿层，俗称锰帽。主要矿物为软锰矿、硬锰矿，偏锰酸矿并混杂有经风化后产生的相当数量的硅质、泥质物。大新锰矿的氧化锰矿段为典型代表。    该矿采用1070mmx4600mm槽式洗矿机一段洗矿，溢流再采用螺旋分级机回收细颗粒，洗矿机的安装倾角为13°,台时处理量17.36t，单位原矿耗水量1.12m3。洗矿指标见表7，产品粒度组成见表8。表7              大新锰矿洗矿指标品名产率/%锰品位/%锰回收率/%原矿10025.64100净矿70.9730.3283.92溢流29.0314.216.08表8                      大新锰矿洗矿产品粒度组成粒度/mm产率/%锰品位/%锰分配率/%原矿净矿溢流原矿净矿溢流原矿净矿溢流＞5028.5612.43　24.6926.31　27.510.78　50～2018.4724.33　27.5128.03　19.6822.79　20～525.0543.24　29.2431.1　28.5944.85　5～2.54.345.63　31.4633.22　5.336.17　2.5～2　6.15　　33.87　　6.87　2～16.843.112.5432.2734.6925.78.613.564.591～0.43.743.243.7131.8235.46264.643.796.780.4～0.20.851.18.5926.3336.6426.11.021.3315.740.2～0.10.790.258.6428.1634.9526.70.870.2916.210.1～0.0740.270.053.5129.2432.4725.40.310.056.26＜0.07411.090.4773.018.0120.769.833.450.3250.42合计10010010025.6430.3214.2100100100

上熔次生产的合金 下熔次生产下述合金前必须洗炉 根据具体情况选择是否洗炉1×××系（1100除外） 所有合金不洗炉  1100 1A99、1A97、1A93、1A90、1A85、1A50、5A66、7A01  2A02、2A04、2A06、2A10、2A11、2B11、2A12、2B12、2A17、2A25、2014、2214、2017、2024、2124 1×××系、2A13、2A16、2B16、2A20、2A21、2011、2618、2219、3×××系、4×××系、5×××系、6101、6101A 6005、6005A、6351、6060、6063、6063A、6181、6082、7A01、7A05、7A19、7A52、7003、7005、7020、8A06、8011、8079 2A01、2A70、2B70、2A80、2A90、2117、2118、6061、60702A13 1×××系、2A16、6005、2A20、2219、3×××系、4×××系、5×××系、6101、6101A、6005、6005A、6351、6060、6063、6181、6082、7A01 7A05、7A19、7A52、7003、7005、7020、8A06、8011、8079 20112A16、2B16、2219 1×××系、2A13、2A20、2A21、2011、2618、3×××系、4×××系、5×××系、6101、6101A、6005、6351、6060、6063、6181、7A01、7A05、7A19、7A33、7A52、7003、7005、7020、7475、8A06、8011、8079 2A70、2B70、2A80、2A90、6061、6070、7A092A70、2B70 除2A80、2A90、2618、4A11、4032外的所有合金  2A80、2A90 除2618、4A11、4032外的所有合金 2A703A21、3003、3103 1×××系、2A13、2A20、2A21、2011、2618、4A01、4004、4032、4043、5A33、5A66、5052、6101、6101A、6005、6005A、6060、6063、7A01、7050、7475、8A06 2A70、2A80、2A90、5082、6061、6063A、7A09、80113004、3104 1×××系、2A13、2A16、2B16、2A20、2A21、2011、2618、3A21、3003、4A01、4A13、4A17、4004、4032、4043、5A33、5A66、5052、6101、6101A、6005、6005A、6060、6063、7A01、7A33、7050、7475、8A06、80112A70、2A80、2A90、3103、5082、6061、6063A、7A09、4A11、4032 其他所有合金 2A80、2A904A01、4A13、4A17 除4A11、4004、4032、4043、4047外的所有合金 2A14、2A50、2B50、2A80、2A90、2014、2214、5A03、6A02、6B02、6101、6005、6060、6061、6063、6070、6082、80114004 除4A11、4032、4043A外的所有合金 2A14、2A50、2B50、2A80、2A90、2014、2214、4047、6A02、6B02、6351、60825×××系6063 1×××系、2A16、2B16、2A20、2011、2219、3A21、3003、4A01、4A13、4A17、4043、5A66、7A01、8A06、8011  2A14、2A50、2B50、6A02、6B02、6061、6070 1×××系、2A02、2A04、2A10、2A13、2A16、2B16、2A17、2A20、2A21、2A25、2011、2219、2124、3A21、3003、4A01、4A13、4A17、4043、5A66、6101、6101A、7050、7075、7475、8A06、8011 2A12、2A70、2B707A01 除2A11、2A12、2A13、2A14、2A50、2B50、2A70、2A80、2A90、2011、5A33、7×××系外的所有合金 2014、2214、2017、2024、2124、3004、4A11、4032、5A01、5A30、5005、5082、5182、5083、5086、6061、60707×××系 7A01及其他所有合金 5A33

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。

（1）矿石性质：该矿属轻微变质浅海相沉积碳酸锰矿床。主要含锰矿物为菱锰矿，其次为锰方解石、钙菱锰矿。主要脉石矿物为碳质粘土、石英、玉髓、铁白云石-白云石、含锰方解石、高岭土、方解石、重晶石及黄铁矿等。碳酸锰矿主要有条带状、致密块状、假鮞粒状、碎裂状、层状、破碎状及部分互层状构造。矿石的结构为隐晶质胶结结构和细粒结构，前者以菱锰矿为主，后者常以锰方解石为主。有用矿物颗粒极为细小，一般小于0.02mm；脉石矿物石英和铁白云石一般为0.004~0.0066mm的微粒，单独或成连晶状嵌布在菱锰矿假鮞粒或连生体之间。此外，方解石、铁白云石、石英等往往单独或相互构成细脉穿切菱锰矿集合体。矿石性脆。矿体底板为黑页岩，矿体顶板为叶片状黑页岩，很不稳定，开采时废石混入率为7~13%.该矿红旗井矿区原矿多元素分析及粒度组成与品位分析分别见下两表： 红旗井碳酸锰原矿多元素分析元素MnFeSiO2Al2O3CaOMgOPS烧损含量，%22.12.318.583.88.613.350.1561.4327 红旗井坑采碳酸锰原矿粒度组成与品位分析粒度，mm150150~100100~5050~3030~55~33~11.0~0.50.5~0.20.2~0.074-0.074合计产率，%部分0.842.7510.739.4341.4411.4715.424.192.580.910.24100累计0.843.5914.3223.7565.1976.6692.0896.2798.8599.76100　含Mn品位，%22.920.821.822.1521.5620.721.421.3520.116.3311.6521.41    （2）工艺流程：红旗井碳酸锰矿洗矿的主要设备和工艺指标见工艺流程下图。洗矿溢流尾矿粒度组成及其品位见下表。井下采出的矿石经洗矿处理后，一般可洗出产率10%左右的矿泥（小于0.074mm87%左右），洗后净矿再经手选可提高含锰品位1.5~2.0%左右，锰回收率94~95%左右。洗矿原矿消耗水量为1.5 ~1.7m3/t。采用反击式破碎机处理解理发育的锰矿石效果尚好，但反击板和锤头磨损很快，锤头120h更换一次。[next] 红旗井碳酸锰矿洗矿溢流尾矿粒度与其品位分析粒度，mm0.5~0.20.2~0.10.1~0.074-0.074合计备  注产率，%0.855.696.6486.82100溢流浓度3.6%含Mn品位，%18.520.1518.3510.3511.52

一般砂金矿床均含有较高的风化钻土，它将含金矿砂包裹起来，形成胶结块或泥浆体。这种胶结泥团如不碎散，将在筛分过程随废石一起排除，造成金的损失。此外，胶泥还能胶结在砾石或卵石.七，如不碎散洁洗，也要在筛分过程中造成金的损失. 用水浸泡、冲洗并辅以机械搅动将被胶结的矿砂解离出来，并使砾石、砂与钻土相分离，且洗净砾石上所猫附的猫土和金粒，这个过程即为洗矿。洗矿作业包括碎散、筛分和脱泥三项工序，它是砂金矿选别前非常重要的必备作业.这一作业之所以重要，是因为它不但使泥砂碎散分离，并使猫附在砾石表面的金粒也脱离掉，而且能筛分出大量不含金的砾石，直接丢弃;一般产率可达给矿的40写-50纬，减少选矿的处理量，提高了金的人选品位，同时脱去了绝大部分矿泥。改善了砂金矿的选别性能，有利于提高砂金矿的选别回收指标。 在砂金选别中，脱泥与剔除大块砾石一样，也是一项十分重要的准备作业。在砂金中小于0.1mm的物料一般不含金或含金甚微，例如，辉春金矿的砂金中小于0.1mm的金只占。.15%，而同粒级矿泥却占原矿砂的13. 77%。这种小于0. l mm的金俗称漂浮金，在选别过程中很难回收.但相同粒级的矿泥却对选别过程，特别是机械选别过程起到很大的千扰作用。所以，在砂金矿选厂内，总是设法将小于0. 1mm的矿泥预先脱除。生产上常用的脱泥设备有各种规格的脱泥斗。而溜梢选金允许的物料粒级宽，且处理量大，因而溜槽选别之前多不脱泥。 根据国内外资料介绍和生产实践经验，并结合砂金矿的可洗性特点，一般选用振动筛、圆筒筛、水力冲洗板筛等设备来完成洗矿、碎散、筛分作业。 筛分作业能排除20%-40%的废石，甚至高达50%的废石(砾石、卵石)，是砂金选矿不可缺少的作业。合理筛分参数的确定必须依据原矿砂中金的粒度组成的测定资料.目前我国砂金矿选择的筛孔一般为10—-20mm，如用固定溜槽作粗选设备时筛孔可大些，但不能超过60mm.固定选厂的筛分设备多为格筛、振动筛，采金船则用圆简筛。筛上冲水不但能提高筛分效率，还能进一步碎散矿泥，所以砂金矿的筛分作业多为水筛。水筛的冲洗水量应根据洗矿要求确定，并满足下段选别作业对浓度的要求。

锰矿选别作业流程中的一项重要工作就是洗矿作业。这部分的工艺直接关系到精矿的品位，所以在锰矿选矿过程中的设计较为重要。我们对锰矿选矿的洗矿作业做出了全面的分析介绍，希望对选矿厂的作业有所帮助。 洗矿是原矿在水力、机械力和自摩擦作用下，使粘土碎裂和分散，把粘土从矿石中分离，从而提高矿石品位的方法。影响洗矿效果的因素主要有物料的物理性质、水的冲洗能力和机械作用强度及洗矿时间等。常用的锰矿选矿的洗矿设备有圆筒洗矿筛、圆筛擦洗机、槽式洗矿机、振动筛、螺旋分级机等。银锰矿一般含泥量较多，通过洗矿能较高的提高银锰矿的品位，氧化锰矿石一采用擦洗较强的双螺旋槽式洗矿机进行一次或多次洗矿。 原矿加水或水采矿浆用砂泵送入双螺旋槽式洗矿机，经洗矿后，溢流到尾矿坝，返砂为洗净矿。湖南东乡桥锰矿，是一种风化堆积氧化型锰矿石，原矿品位仅4.44%，经两次洗矿可以得到合格洗净矿。块矿品位26.75%，粉矿品位23.07，合计产率14.10%，品位24.64%，回收率78.28%，充分说明了洗矿的富集作用，洗净的块矿均可作成品出售。 近年来，国内外对选锰设备工艺中的洗矿作业都非常重视。各类锰矿选矿厂中都设有洗矿作业设备，并由一次洗矿发展为二次或三次洗矿。广西等锰矿选矿厂将设计的一次洗矿改造为二次洗矿，并对洗矿溢流中的锰进行回收，不仅降低了物耗，而且每年增加回收粉矿约8000t，提高金属回收率约为5%，经济效益显著。洗矿对含泥量较多的矿石很有实际意义，它除去了大量的泥性杂质，罗好的提高金属品位且流程简单，但洗矿适用性有其局限性，一般只作为处理矿石的预处理工艺。因为洗矿机的类型有很多，所以在选择时一定要注意区分。

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。

国内、外锰矿石洗、选指标见下表1：   表1  国内锰矿石洗、选指标序 号厂矿名称规模 万t/d矿床类型及矿物组分洗、选工艺流程简介产品名称洗、选指标，%备注αβεγ洗、洗后提高锰品位1 桂南锰矿  锰帽型氧化锰矿石。锰矿物有硬锰矿、软锰矿、偏锰酸矿。脉石矿物为硅质、泥质物 一段槽式机洗矿原矿31.55     净块矿（＋5mm） 38.8272.7559.137.27净粉矿（－5mm） 36.9312.0210.275.382 木圭锰矿  锰帽型松软锰矿石。锰矿物有偏锰酸矿及少量硬锰矿和软锰矿。脉石矿物主要有方解石 筛洗、螺旋分级机洗矿原矿19.17     1978年工艺试验指标净块矿（30～10mm） 31.0747.029.0011.90净粉矿（10～0.15mm） 25.9825.6118.906.813 大新锰矿  氧化锰矿石。锰矿物有软锰矿、硬锰矿偏锰酸矿。脉石矿物有石英、高岭石、水云母 两段螺旋分级机洗矿原矿26.17     1985年生产厂工业试验指标净块矿（＋7mm） 30.5543.4037.184.38净粉矿（－7mm） 32.9241.9633.366.754 湘潭锰矿  碳酸锰矿石。锰矿物主要为菱锰矿、钙菱锰矿。脉石矿物以碳质粘土为主，其次为石英、玉髓、高岭石等 筛洗、螺旋分级机洗矿原矿21.9     净块矿（＋13mm） 22.2863.2562.440.38净粉矿（－0.5mm） 22.9833.1031.541.08 氧化锰矿石。锰矿物主要为软锰矿、硬锰矿、偏锰酸矿。脉石矿物有石英、粘土等 重选（跳汰、摇床）原矿32.1    精矿 41.0275.2058.858.925 八一锰矿  堆积氧化锰洗后的净粉矿，以硬锰矿、软锰矿为主。脉石为粘土、石英 电磁感应辊强磁机一次粗选原矿24.12     采用CS-1型强磁选机选别。1984年生产指标精矿 28.4791.9677.914.356 靖西锰矿3.5 氧化锰矿石。金属矿物以软锰矿、硬锰矿为主，其它有褐铁矿、赤铁矿、针铁矿。脉石矿物有石英、高岭石、水云母等 重选、强磁选、重选原矿38.31     1985年生产指标精矿：二级放电锰 45.9266.3455.357.61三级放电锰 37.5114.6714.98-0.80冶金锰 26.019.9814.67-12.30精矿合计 41.0190.9985.002.707 遵义锰矿  氧化锰矿石 重选（跳汰、摇床）原矿28.29     1986年对2号矿样的工业试验结果。药剂消耗量（以原矿计）㎏/t 2号油 0.222 丁黄药 0.623 磺酸钠 2.294 水玻璃 0.998 合计 4.127锰精矿 34.8048.0939.1013.82中矿 25.544.0948.916.32 碳酸锰矿石。锰矿物以菱锰矿、钙菱锰矿为主，其次为锰方解石。脉石矿物有石英、玉髓、碳44.36质、粘土等 弱磁选、强磁选、浮选原矿19.27   9.14Ⅰ级锰精矿 33.0932.4718.91 Ⅲ级锰精矿 25.5941.5931.32 锰精矿合计 28.4174.0650.23 硫精矿含S27.2%   5.41 尾矿 10.1023.2544.36 8 桃江锰矿  碳酸锰矿石。以锰方解石为主，其次有锰白云石、钙菱锰矿。脉石矿物以石英为主 感应辊强磁选机一次粗选原矿17.67     1980年6月至1982年6月平均指标锰精矿 20.6686.8774.302.999 松桃锰矿  氧化锰矿石经重选后的尾矿 ShP-700型强磁机一次粗选松2号矿25.2338.2457.6938.0613.01 1986年8月生产调试指标松5号矿30.5941.6847.4334.8111.09 碳锰矿碎粉矿 设备同上，一粗一扫松6号矿25.6430.9168.6956.985.2710 连城锰矿  风化淋滤型贫氧化锰矿 洗矿-跳汰-强磁选原矿20.6     1986年生产调试指标锰精矿 41.5382.0340.6920.08       国外锰矿石洗、选指标见表2：   表2  国外锰矿石洗、选指标序 号国别、厂矿名称规模 万t/d矿石类型洗、选方法洗、选指标，%α （Mn）β （Mn）εγ提高品位 （Mn）1 [南非]戈帕尼锰矿选矿厂4.5 二氧化锰 洗矿，螺旋选矿MnO2 20.0MnO2 40.0  50.0 MnO2 20.02 [巴西]塞拉多纳维奥选矿厂  氧化锰矿石 洗矿、重介质和螺旋洗矿43.345.479.075.352.103 [苏]尼科波尔矿区波格丹洛夫选矿厂240 氧化锰矿石 洗矿、跳汰、强磁、浮选30.8242.2875.2154.8211.464 [苏]恰图拉矿区别洛克希德选矿厂28 氧化锰矿石洗矿、跳汰29.7035.3072.9061.334.605 [苏]尼科波尔矿区波科罗夫选矿厂600 碳酸锰矿石 洗矿、强磁、浮选17.4928.6086.9553.1711.116 [苏]恰图拉矿区达尔科维奇选矿厂  碳酸锰矿石 洗矿、重介质、跳汰21.0026.0074.4060.095.007 [苏]大托克马克矿区选矿厂250 碳酸锰矿石 自磨、强磁、高梯度磁选17.4830.9782.3346.4713.498 [日]稻仓石选矿厂4 碳酸锰矿石 强磁选23.0028.3095.0077.215.309 [日]大江锰矿选矿厂10 碳酸锰矿石 浮选7.1629.0067.5016.6721.8410 [日]上国锰矿选矿厂6 碳酸锰矿石 重介质、浮选、强磁选19.2627.8072.4850.228.54

A、按建浴浓度配制槽液，充分搅拌溶解即可使用（配槽时将桶内液体摇匀倒出）。 　　B、随着处理工件数量的增加，使用时间延长和工件带走槽液等原因，槽液的有效成分和液面会有所下降，如果表面油污不多及槽液不是太脏，可以及时补充OY-123铝材除油洗白剂；如果槽液比较脏，而且有一定的油污，建议槽液全部更换。 　　C、如果都采用本品进行油污及氧化皮的清洁时，建议配置两个同样的OY-123铝材清洗槽，一个作为除油用，一个作为洗白用，这样可以解决单槽出现的严重污染问题。删除

辽重出产的Φ1m金泥洗槽（酸洗槽）用于选金工艺中来清洗金泥。     从置换机所置换出来的金泥，还含有一些杂质，冶炼之前必须将这些杂质铲除。在叶轮的拌和下，金泥中的杂质与发作化学反应，生成物溶解于溶液中，再经过滤设备，将杂质除去，然后得到精金粉。     Φ1m金泥洗槽的首要技能参数列于表1，结构和外形尺寸示于下图。    鑫海矿机出产的金泥酸洗槽技能功能列于表2。     表1  表2    图

吉林吉恩镍业股份有限公司地处吉林省磐石市红旗岭镇，是集采、选、冶、化于一体的中型有色企业。历经几十年的发展，目前选矿厂日处理矿石1500t。原矿中的主要金属硫化物为磁黄铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿和少量黄铁矿。另外，矿石中还含有大量的易泥化的次生富镁硅酸盐脉石矿物，如滑石、纤闪石、绿泥石、蛇纹石和黑云母等，脉石矿物中一般都含有0.1%的镍。原矿石主要为斜方辉岩.苏长岩含矿，由于自变作用和热液作用，其斜方辉石等矿物大部分经纤闪石化、滑石化、绿泥厂化、绢石化等变成纤闪石(透闪石)滑石、绿泥石和绢石等，蚀变较强是极易泥化的富含镁硅酸盐矿物，而主要含镍矿物镍黄铁矿和含镍磁黄铁矿又是性脆易泥化、易氧化的富含铁硫化矿物。因此，原矿石是在磨矿浮选过程中极易泥化和氧化的硫化铜镍矿石，由于矿泥具有质点小、比表面积大、表面键力不饱和等特性，能造成三大恶果：即选矿回收率低、精矿质量差、耗药量大。矿泥造成上述危害的原因主要是在镍黄铁矿、含镍磁黄铁矿表面形成矿泥覆盖层，影响有用矿物对捕收剂的吸附，使浮选受到抑制。按含泥量8%计算，日产生洗矿矿泥120t，富含大量可回收镍矿物。 自1976年起，选矿厂洗矿水资源回收工艺历经5次技改均效果不佳。2008年伊始，公司生产部会同选矿厂自行试验、设计了螺旋流槽脱泥－精矿再磨浮选[1～3]的洗矿水资源回收工艺，自从2008年6月试车运行半年来，洗矿水资源回收技术指标较好，有效地解决了这一困扰选矿厂多年的难题。 一、技改前原洗矿水回收工艺简介 红旗岭铜镍硫化矿磁黄铁矿含量高、脉石矿物易泥化、原生矿泥含量大，选矿厂碎矿工段采用三段一闭路流程，矿石破碎至－16mm后进入图1所示的流程，选别作业采用图1所示的浮选流程，浮选机为6A浮选机。自生产运行以来，发现存在如下问题：①由于原矿性质方面的原因，洗矿水中含泥量过大。②受碎矿工段间断开车的影响，洗矿水矿浆浓度极不稳定，现场考察中最低曾仅有8%～9%。③受碎矿工段间断开车的影响，洗矿水矿浆量忽多忽少，很不稳定。图1  原洗矿水处理工艺流程 由于以上3点主要因素极大地影响了选别作业效果，使洗矿水进入浮选后，技术指标极不稳定，镍精矿金属回收率偏低。表1为洗矿水改造前随机取样得到的各班的洗矿水技术指标。 表1  2007年改造前洗矿水指标情况从表1中可看出，现场洗矿水作业的指标极不稳定，指标波动频繁。尽管原矿品位基本相近，但镍金属回收率指标较低，金属损失严重，并且浮选指标波动频繁，没有明显规律。 二、技改后洗矿水回收工艺状况 针对现场金属损失严重、产品指标波动频繁等问题，经选矿试验室相关试验论证后，初步确定采用如图2的工艺流程。将洗矿水矿浆通过φ2l9mm管路自流方式进入9台BL－1500B型螺旋溜槽(北京矿冶研究总院研制)进行一段脱泥脱水，一段精矿进入3台BL－1500B螺旋溜槽进行二段脱泥，脱泥脱水后的最终精矿采用砂泵输送至单独的储矿仓储矿，目的是储存足够的矿浆以备碎矿停车时为浮选作业连续稳定生产提供原料，精矿待沥干水分后进入球磨机再磨，然后进入单独浮选系统，而浮选尾矿同重选矿泥一并进入1#尾矿泵站。试运行以来，洗矿水资源回收工艺运转尚可。该流程工艺简单，易于操作，有效地避免了洗矿水含泥量大、浓度过低及受碎矿车间间断性开车等问题的影响。图2  改造后的洗矿水处理工艺流程 （一）改造后洗矿水资源选别指标 技改后洗矿水处理工艺包括两个部分，用螺旋溜槽进行的重选作业和用GF系列浮选机进行的浮选作业，因此洗矿水资源回收工艺的技术指标应该由这两部分组成。 1、螺旋溜槽脱泥脱水工艺指标 由于洗矿水来自碎矿车间洗矿下来的矿泥，其矿浆量受洗矿水压、矿石含泥量、矿石粒度影响，造成洗矿水矿浆流量不均，时断时续，跟班采样所得试样与实际情况有较大出人。螺旋溜槽脱泥脱水精矿指标见表2所示，时间指2008年6月。其中，6月4日三班镍回收率出现负值和6月11日二班镍回收率大于100%，均不合理，故不具有代表性，可不予采用。 表2  技改后螺旋溜槽脱泥脱水指标经过实测确定，在螺旋溜槽脱泥脱水工艺的实际产率情况下，其镍金属回收率大约在60%～70%左右。 2、洗矿水再磨浮选工艺指标经过脱泥脱水的洗矿水矿浆经过再磨后，在矿石表面磨出了新鲜的表面并有效的避免了大颗粒矿石难以选别的问题，由于储矿仓储矿使其独立运行不依赖碎矿车间，使选别指标较好，指标情况见表3所示。 表3  2008年6月闻技改后洗矿水浮选指标3、洗矿水资源回收工艺综合指标选择改造后 洗矿水工艺螺旋溜槽脱泥脱水工艺回收率为70%，再磨浮选工艺平均回收率为75%，则改造后洗矿水作业的综合回收率为52.5%。 （二）技改后存在的问题 通过考察，发现实际试运行生产期间，洗矿水镍金属综合回收率仅为52.5%，远远低于试验得出的镍回收率技术指标(80%)。经考察，发现主要存在以下几个问题：①洗矿水中含有很多微细矿泥，微细矿泥难以重选分离的一个重要原因是表面力增强，矿物密度差的作用被削弱。研究表明，矿粒表面的动电位对颗粒的沉降分层有重要影响。利用这一自然特性借助药剂改变颗粒表面的性质，或者使之选择性团聚后进行重选分离。这是一个研究方向。受现场条件所限，暂不考虑，待条件成熟时再行考虑。②由于螺旋溜槽脱泥脱水工艺受碎矿车间洗矿水水压、矿石含泥量、矿石粒度影响，造成洗矿水矿浆量不稳定、时断时续，分选效果不理想，以至大量目的矿物随矿泥进入尾矿造成损失。③重选精矿脱泥再磨后，仍然含有一定量的洗矿矿泥，且精矿粒度分布不均，－0.074mm粒级含量仅占40%～50%，目的矿物镍单体解离度远远不能满足浮选要求，导致洗矿水浮选阶段镍金属回收率只在75%上下。 （三）改进措施 基于上述洗矿水处理工艺运行中存在的几个问题，考虑采取如下措施： 1、对洗矿水各个产品进行筛分，发现螺旋溜槽粗精矿产品与精矿产品产率、回收率相近，指标见表4。 表4  螺旋溜槽精矿与粗精矿粒级分布由表4可见，螺旋溜槽粗精矿产品与精矿产品产率、回收率相近。因此建议将螺旋溜槽二段脱泥脱水工艺的3台BL－1500B螺旋溜槽并入一段粗选作业，以改善洗矿水矿浆流量不稳定问题。将螺旋溜槽脱泥脱水工艺精选工艺取消，将3台BL－1500B型螺旋溜槽并人粗选作业。 2、通过现场考察，发现重选精矿经脱泥脱水再磨后，－0.074mm粒级含量仅占40%～50%。因此考虑对其进行第二段磨矿试验探索。试验样取自MQY1200×2400球磨机溢流，未磨、再磨浮选对比情况见表5。 表5  脱泥脱水精矿未磨、再磨浮选对比由表5可见，重选精矿再磨浮选后，各项技术指标大幅提高，取得满意的结果。遂考虑将经过螺旋溜槽脱泥脱水后的精矿磨矿后引入大系统3号球磨机处的2FG－24螺旋分级机当中，实现大颗粒进入大系统一段磨矿机进行再磨，合格粒级则随大系统矿浆进入下一作业，从而进入大系统浮选。由于洗矿水脱泥脱水后的精矿矿浆量较小，利用大系统的缓冲作用使这部分镍资源得到有效回收，尾矿品位在正常范围内波动，没有对大系统产生负面影响。同时将原脱泥脱水后抛弃的尾矿改人现洗矿水GF型浮选机，尽可能的回收重选尾矿中损失的镍矿物。 （四）工艺再次改进后的技术指标 工艺改进后，原GF型洗矿水浮选机改作选别洗矿水脱泥脱水后的含泥尾矿，其浮选指标见表6。 表6  工艺再次改进后含泥尾矿浮选指标因螺旋溜槽脱泥脱水后的精矿并入到大系统后没有对大系统指标产生负面影响，故选择洗矿水资源在大系统中的回收率为80%，螺旋溜槽脱泥脱水工艺因取消精选作业回收率略有提高，其回收率为70%～75%，含泥尾矿浮选的回收率为29.8%，则工艺改进后的综合回收率为64.94%，尚与试验室试验的结果有一定差距，相信随着时间的推移，生产逐步正常后，技术指标将有所改善。 （五）改进前后对比 改造前后洗矿水资源回收技术指标对比情况见表7。吉恩镍业选矿厂年平均处理矿量36万t，每天产生洗矿水矿量占每天处理量的8%，原矿镍品位为1%，镍价按2008年7月的每吨电解镍16万元计，选矿厂镍金属计价为电解镍的60%。从表7可见，洗矿水技术改进后的技术指标提高明显，效益显著。 表7  改造前后洗矿水资源指标对比镍价按2008年7月的每吨电解镍16万元计，选矿厂镍金属计价为电解镍的60%。从表7可见，洗矿水技术改进后的技术指标提高明显，效益显著。 三、结语 1、较之改造前洗矿水3%～4%的镍精矿品位、45%左右的镍金属回收率，经洗矿水工艺改造后，取得了与主流程相近的5%～7%的镍精矿品位、64.94%的镍金属回收率。按可比原矿折算后，镍金属综合回收率可提高接近0.5%，效果显著。 2、采用螺旋溜槽脱泥.精矿再磨浮选的洗矿水资源回收工艺对吉恩镍业股份有限公司洗矿水资源回收工艺技改的新途径，避免了以往技改工艺的种种弊端。洗矿水资源的镍金属回收率得到明显提高，有效解决了多年来的矿泥资源金属流失问题，效果显著，可显著提高公司资源利用率，提高经济效益。 3、生产试运行结果表明，此次技术改造科学合理、切实可行，能够达到较理想的矿泥资源回收效果。 4、此次洗矿水资源回收工艺改造尚存在微细矿泥中镍金属回收率不高的问题，有待今后考虑相应措施(如考虑使用对下一阶段浮选没有影响的药剂对微细矿泥表明改性、以提高重选技术指标；延长浮选时间等)予以解决。 参考文献 [1] 孙玉波.重力选矿[M].北京:冶金工业出版社,1991. [2] 谢广元.选矿学[M].徐州:中国矿业大学出版社,2001. [3] 王淀佐、邱冠周、胡岳华.资源加工学[M].北京:科学出版社,2005.

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。

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。

我国既是铝土矿资源丰富的大国，也是需铝量较多的国家之一。目前，铝已成为我国仅次于钢铁的第二主要金属，占有色金饱和总产量的40％以上。堆积型铝土矿是我国华南地区生产金属铝的主要来源，其矿石在冶炼前一般须先关往洗矿厂进行洗矿和配矿，以保证矿石具有较合适而稳定的铝硅比（Al2O3品位与SiO2品位的比值）。随着开采的不断进行，一些堆积型铝土矿山面临着资源接替，如何综合规划已探明的新资源和即将开采完的老资源，实现采场与洗矿厂的合理匹配，从而达到尽可能多地利用低品位矿石，延长矿山服务年限的目的，成为这些矿山企业急需解决的难题。本研究运用现代物流规划、运筹学和系统工程思想，将洗矿厂厂址与配矿方案从宏观上统一起来，建立了混合整数的优化模型，并在某实际堆积型铝土矿山进行了成功应用。       一、问题的抽象       设某堆积型铝土矿有n个开采单元，第i个开采单元的保有原矿石量为Ci，矿山的服务年限为N；m个备选洗矿厂位置，第j个位置记为Xj，在此建洗矿厂的费用为Fj，洗矿厂建成后的原矿年处理能力为qj，每年由第i个开采单元运来的原矿量为Cij，相应的洗后净矿石的量为C′ij（净出矿率为hi）、Al2O3和SiO2的品位为Aj和Sj，来自所有开采单元的净矿石在该洗矿厂的配矿堆场经过破碎、配矿后送往冶炼厂的成品矿年产量为Pj、铝硅比在K1与K2之间；各洗矿厂合计每年处理的原矿石总量为Q1，洗矿后的净矿石总量为Q2；第i个开采单元与Xj间的距离为Dij，Xj与冶炼厂间的距离为Dj；卡车的单位运输成本为a。铝土矿产品的产出过程如图1所示。图1  堆积型铝土矿产品产出过程       现在的问题是：应该修建哪些洗矿厂以及如何合理安排各个采场和洗矿厂的年产计划，才能在保证送往冶炼厂的铝土矿产品的铝硅比达到设计要求的前提下，使建厂投资和运输费用最小。       二、洗矿厂址和配矿方案综合优化数学模型       如前所述，研究的核心是在保证配矿产品的铝硅比达到设计标准的前提下，确定合适的洗矿厂个数和位置，从而达到洗矿厂建厂投资和和平运输费用最小的目的。       从采场采出的原矿石价值很低，如果洗矿厂离采场太远，将导致原矿石在洗矿厂的运费过高而使洗矿厂的产品丧失增值空间，因此，须对第i个开采单元与备选洗矿厂位置Xj间的距离Dij加以限制，并将Xj设置为取决于Dij的开关变量，当Dij不超限时Xj中选而赋值为1，当Dij超限时Xj落选而赋值为0，以解决洗矿厂的个数和位置问题；另外，可以通过对配矿后矿石的铝硅比实行上、下限约束，合理搭配贫富矿石，使贫矿石得到最大限度的利用，同时确保从各个配矿堆场输出的矿石均满足冶炼厂对铝硅比的要求。       根据第1节的假设和以上思路，可以得出某堆积型铝土矿山在服务期内建洗矿厂和生产运输的总费用为相应的约束条件为：       （一）第i个开采单元在矿山服务期内采出的原矿总量          （二）第i个开采单元到第j个备选洗矿厂的卡车运输距离                        Dij≤L,       （三）第j个备选洗矿厂位置的赋值   Xj＝1（中选）或0（落选）（j＝1，2，…，m），       （四）第j个洗矿厂年处理原矿量    （五）第j个洗矿厂对来自第i个开采单元的原矿进行洗矿的净出矿率   hi＝(C′ij/Cij)×100%，       （六）第j个洗矿厂的配矿堆场送往冶炼厂的成品矿年产量    （七）第j个洗矿厂的配矿堆场配出成品矿的铝硅比    （八）m个洗矿厂年处理矿石总量    （九）m个配矿场年处理矿石总量    如此，按洗矿厂建厂投资和生产运输费用最小原则，即可建立堆积型铝土矿洗矿厂厂址和配矿方案的综合优化数学模型为    三、应用实例       某实际堆积型铝土矿共有42个开采单元、3个备选洗矿厂。各开采单元的存矿量及与各备选洗矿厂间的距离如表1所示，各备选洗矿厂的设计处理能力和建厂费用如表2所示。   表1  各开采单元存矿量及与备选洗矿厂间的距离                                    开采单 无序号保有原矿量/万t洗后总净矿量/万t洗后矿品位/%到备选洗矿厂运距/（10－3km）Al2O3SiO2到X1到X2到X31 2 ┆ 424.6740 67.1659 ┆ 8.74591.86960 26.86636 ┆ 3.4983686.26 84.28 ┆ 81.089.20 11.28 ┆ 14.654350.180 3492.979 ┆ 9570.0247865.217 7008.016 ┆ 6532.3961504.898 8598.146 ┆ 5084.180合计2750.29501100.11800   表2  备选洗矿厂设计年处理能力和建厂费用备选洗矿厂位置X1X2X3年处理能力qj/万t 建厂费用Fj/万元90 20000105 2130095 20950       该矿山设计服务年限为11a，洗矿厂处理原矿石的任务总量Q1为250万t/a、产出洗后矿的任务总量Q2为100万t/a、配矿产品的综合铝硅比为10±0.5，卡车的单位运输成本a为1.2万元/（万t·km），卡车从开采单元到洗矿厂的单次运输距离上限L为11km，位于X1、X2、X3处的3个备选洗矿厂到冶炼厂的距离分别为34.7km、34.8km、3km，要求确定洗矿厂的个数和位置，并合理安排各开采单元和洗矿厂的年生产计划，使洗矿厂建厂投资和生产运输费用最小，同时保证各洗矿厂配矿产品的铝硅比达到设计要求。       将已知条件代入堆积型铝土矿洗矿厂厂址和配矿方案综合优化数学模型，运用Dash Optimization  软件编程求解，结果如表3所示。   表3  计算结果变量名值变量名值变量名值变量名值minF Q1 Q2 X1 X2 X3 C(1,1) C(2,1) C(3,1) C(4,1) C(5,1) C(6,1)875357 250 100 1 0 0 0.4249 6.106 8.6785 6.7920 12.5719 4.415.3C(7,1) C(8,1) C(9,1) C(10,1) C(11,1) C(12,1) C(13,1) C(14,1) C(15,1) C(16,1) C(17,1) C(18,1)13.9644 3.5108 6.5542 16.3778 7.0202 7.8822 24.3702 6.1299 10.6006 10.5779 3.1672 5.8375C(19,1) C(20,1) C(21,1) C(22,1) C(23,1) C(24,1) C(25,1) C(26,1) C(27,1) C(28,1) C(29,1) C(30,1)3.7922 4.1683 21.7519 1.8961 2.0356 1.4621 2.9068 0.1910 0.0351 0.0937 0.9400 5.1418C(31,1) C(32,1) C(33,1) C(34,1) C(35,1) C(36,1) C(37,1) C(38,1) C(39,1) C(40,1) C(41,1) C(42,1)0.6911 4.9106 8.6051 9.5356 3.8387 0.2523 2.3108 18.7689 0.1109 0.7848 0.7951 0.6911     注：C(i,1)表示Cil。       由表3可知：在矿山整个服务期间，只需要建立位于X1处的1个洗矿厂即可，建厂和生产运输总费用为875357万元；第i个开采单元运往该洗矿厂的计划年原矿量为C（i,1）；该洗矿厂用于配矿的洗后矿计划年产出量为100万t。此方案已经在某实际堆积型铝土矿的前期生产中得到了成功应用。       四、结论       对于一些面临资源接替的堆积型铝土矿山而言，在确保配矿产品的铝硅比满足设计要求的前提下，尽可能地延长矿山服务年限和获得最大的经济效益是其共同目标。本研究借助于现代物流规划、运筹学等理论，结合矿山生产实践经验，建立了堆积型铝土矿洗矿厂厂址和配矿方案的综合优化数学模型，达到了如下目的：       （一）在资源储量及分布已知的情况下，确定了洗矿厂的位置和个数，实现了采场与洗矿厂之间的合理匹配。       （二）通过对不同品位的矿石进行合理调配，既实现了贫富矿兼采，降低了生产成本，延长了矿山服务年限，又保证了配矿产品的铝硅比满足要求。       （三）本模型的约束条件较为普遍，矿山企业可以根据实际生产情况灵活调整年作业计划，从而达到费用最省的目的。       （四）通过对约束条件进地增减，本模型的应用范围可以扩展。

铝镇静钢直接转炉出钢过程进行渣洗，然后炉后吹氩精炼，促进夹杂物上浮，不经过LF精炼，直接上连铸浇注。 　　很多厂生产SPHC等低碳铝镇静钢时往往转炉出钢后，需要到LF进行精炼，这不仅工艺路径长，而且精炼过程容易增碳、增硅，且成本较高。本文简要介绍一种直接渣洗吹氩直上工艺，即转炉出钢过程进行渣洗，然后炉后吹氩精炼，促进夹杂物上浮，不经过LF精炼，直接上连铸浇注。   　该工艺的主要操作是随转炉出钢过程加入渣洗料，加入量3~10kg/t钢（根据钢水终点情况及下渣量确定加入量），出钢过程全程底吹氩搅拌，出钢后进行吹氩8min以上，工艺控制好的话可以不进行钙处理直接上连铸进行浇注。该工艺效果稳定，可保证连铸连浇炉数。   　该工艺的关键技术如下： 　　（1）渣洗料：其成分和状态至关重要，是能否引起结瘤和保证连浇的关键； 　　（2）加入时机：出钢过程加入； 　　（3）加入量：依据转炉终点和下渣量及脱氧剂加入量确定； 　　（4）软吹：保证软吹效果（软吹强度及时间）。 　　（5）升温能力：渣洗料必须具有自升温能力，防止加入后降温。 　　如下是某厂的生产实践情况，供参考： 　　（1）生产工艺简化，流程缩短 　　原来生产以SPHC为代表的钢种的工艺流程为“转炉－LF－钙处理－软吹－连铸”，现在改为：“转炉－出钢渣洗－软吹－连铸”工艺，新流程不进行LF精炼和钙处理，工艺流程明显简化，流程明显缩短。 　　（2）钢水可浇性大大改善，不出现水口结瘤，连浇炉数明显提高 　　未使用渣洗工艺前，无论是否经LF精炼或钙处理，钢水流动性均差，有20%以上炉次存在流动性差或不流现象，造成连铸6～8包钢水过程中一般要烧氧3～5次，中包浇钢时间6～8h。采用渣洗工艺后，不需LF且无钙处理，中包连浇16h左右的时间内不需烧氧，无结瘤现象发生。 　　（3）材料消耗降低，成本显著下降 　　未使用渣洗工艺前，Al消耗大于2.2kg/t钢，Ca线>200m/炉，渣料消耗大于12kg/t钢。新工艺至少节约铝0.2kg/t钢，无Ca处理，渣料5～10kg/t钢，钢包使用过程不需小修渣线。与LF相比，吨钢成本降低10元/t钢～40元/t钢（各钢种间存在一定差别）。 　　（4）用户质量异议量显著降低，订货合同量显著增加 　　未使用渣洗工艺前，每月合同量为4万吨左右，质量异议赔付额为5.6～20.4万元/月；采用渣洗工艺后，每月合同量增加到8～11万吨，质量异议赔付额低于0.5万元/月。

电解法从定影液中提取银遭到世界各国的广泛注重。近三十年来，各研究者实验和引荐的电解提银办法和设备不下数十种。不溶阳极电解法的长处在于可直接得到纯度大于90%的金属银，且不需向定影液中参加杂质离子，因此不会影响溶液的回来运用。 假如处理定影液的数量大，可收回的银量多，则可选用可控硅或硅整流器供电的电解槽电解。 我国某电影制片厂自1974年9月以来，运用图1所示的设备从定影渣中提银，经38批工业出产实验总结如下：图1  电解提银设备体系示意图 1－硅整流器；2－提银机；3－塑料泵；4－贮液桶； 5－电影洗片机溢流总管 实验所用的提银机为一圆筒塑料槽，中心为石墨阳极，直径750mm，高500mm，面积0.395m2。阳极外是长1000mm、宽500mm的不锈钢阴极。阴阳极面积比为1.26∶1。极距离35～40mm。 实验用的电解液含银2.5～9.3g∕L，硫代硫酸钠240～260g∕L，钠20g∕L，冰醋酸20mg∕L。在槽电压2～2.2V，面积电流175～l95A∕m2，液温20～25℃和电解液循环线速度4.82m／s条件下，每批处理定影液510L。经电积3～4h（定影液含银3～4g∕L）或5～6h（定影液含银5～6g∕L）后，溶液含银降至0.5～0.7g∕L，回来洗印车间运用。 实验成果：银收回率95.76%，电解银纯度90%～93%，电流效率72.51%，每吨银耗电4100～4700kW·h，直接出产费用2000～2500元／t银。 于上述实验条件下，在开端通电的2～4h内，银在阳极分出的速度很快，跟着溶液中银含量的下降，分出速度不断下降。当溶液含银降至0.5～0.8g∕L后，即可回来洗印车间运用。假如要求溶液含银量降至0.5g／L以下，则应在延伸的电解时间内大大下降电流密度。由于在大的电流密度下会引起硫的解离使溶液混浊，而小能回来运用。 图2所示为1980年日本引荐运用的一种小型电解设备。它的阴极用不锈钢制成，呈钟罩状，能笔直振荡。阴极高220mm，外径102mm，内径97mm。阴极表里各有一个石墨阳极。外阳极高200mm，内径142mm，内阳极高200mm，外径60mm。在电解过程中，定影液从外阳极和阳极之间流入，经过阴极与内阳极之间，最终从内阳极中心的孔道排出。电解槽容积为1.3L。在室温文循环液量6.2L∕h，电流密度2～8A∕dm2条件下电积，银的收回率达98.5%以上，每台设备的出产能力为52～181g／h。图2  钟罩式电解槽 1－阴极；2－外阳极；3－内阳极 有医院运用电铃变压器，将次级线圈改绕成1.8V、1A，经硒堆或氧化铜进行全波整流降压至0.7V、1A供电。不锈钢板阴极与石器板阳极距离为20mm。溶液不循环，选用100～200mA∕dm2的面积电流。供入电流经过可变电阻器调理。在一般情况下，每冲刷一张360mm×430mm的胸片，可从定影液中收回0.5～1.0g的银。

连城锰矿贫氧化锰矿洗选工艺流程

金属置换沉积法是从定影液中收回银的简洁办法之一。该法能够运用铁、铜、锌、铝和镁等金属，一般运用最多的是金属铁。置换前，最好先向定影液中参加0.5%体积的浓硫酸。金属置换法的首要缺陷是置换金属溶解进入溶液中，使定影液不能回来运用。如铁的置换是在酸性定影液中参加铁片或铁屑、铁粉，银即被置换复原沉积： 3NaAgS2O3＋Fe＝3Ag↓＋Na2Fe（S2O3）3 置换作业是在拌和下先向每升定影液中参加浓硫酸约5mL，至溶液转变为黄绿色停止。不行参加过量的硫酸。因为过量的硫酸会分化NaAgS2O3而使溶液呈乳白色混浊状，并使置换产出的银中含硫添加。但硫酸加得太少，沉积在铁上的银不易洗下。当定影液放置时刻过长，因吸收空气中的二氧化碳而酸化呈黄绿色时，则可少加或不加硫酸。 在静置条件下置换，一般运用薄铁片或铁屑。运用前，先经热水和稀浸洗，除掉铁表面的油污和氧化物，并用清水洗净再参加定影液中。置换初期，因为铁的溶解并生成硫化物而使溶液发黑，最终溶液呈无色通明。置换进程约需48h。 置换完成后，倾去上清液并加水洗下铁片上的银。洗下的产品含微粒银粉、炭、氧化铁和硫化银等，呈黑色。将其静置沉积后，倾去上清液、过滤并水洗1～2次。然后移入烧杯中，加约相同分量的铁片及适量浓煮沸15～20min，以复原硫化银并除掉可溶物。再加水倾析洗刷2次，过滤，并用蒸馏水洗至无Cl－。枯燥后取得的粗银粉，含银达98%以上。 据报道，将钢棉（或锌丝、铝屑或黄铜屑等）置于圆筒塑料置换槽下部设置的多孔板（假底）上，定影液从置换槽中心的供液管供入多孔假底板下面，溶液逆流上升经过多孔板与置换金属反响后，从槽上侧的溢流排液管排出，置换出的银粉落入槽底。在理论上每公斤铁可置换3.9kg银。当用于处理含银2.5g∕L的定影液时，4kg钢棉实践收回银3.42kg。当向定影液中参加乙烯系的碳氢化合物或叔胺基缓蚀剂后，能够阻挠溶液对铁的腐蚀，使每公斤钢棉置换的银由1.48kg提高到1.56kg。 使定影液经过两只装有粒度100～2000μm铸铁粉的置换柱，经约30h，可从溶液中收回90%以上的银。 向每升定影液中参加1～30g柠檬酸盐，使之与银生成络合物，然后用铝屑或铝丝（或汽车上的废黄铜散热片）置换，就可在约1min的时刻内将银置换出来。 取含银6～7g∕L、pH4.5的定影液320L，以135mL∕min的流速经过装有500g铝镁合金屑的置换槽，可收回1.95kg的银。

磁选在铁矿石选矿工艺中的重要作用 磁选机是使用于再利用粉状粒体中的除去铁粉等，磁选机广泛用于资源回收，木材业、矿业、窑业、化学、食品等其他工场，适用于粒度3mm以下的磁铁矿、磁黄铁矿、焙烧矿、钛铁矿等物料的湿式磁选，也用于煤、非金属矿、建材等物料的除铁作业，是产业界使用最广泛的、通用性高的机种之一。 对于磁选机的磁选来说，在铁矿石选矿中，起到什么作用呢? 赤-磁铁矿石的选矿工艺。现在多采用磁选--重选流程、磁选--浮选流程或重选--磁选--浮选流程。有的选厂先用重选方法回收赤铁矿。再从重选尾矿中用磁选方法回收磁铁矿;也有用浮选法(挪威拉那选厂)和用电选法(加拿大瓦布什选厂)进行精选，或在最后一段选别前用细筛处理。 磁选--重选流程首先用弱磁场磁选回收磁铁矿，而后用重选法从磁选尾矿中回收赤铁矿;而磁选--浮选流程则以浮选作为分选赤铁精矿的主要过程，用重选法回收粗粒赤铁矿和磁铁矿，用磁选法回收细粒磁铁矿。 对于致密结晶的赤-磁铁石英岩，重选法广泛地用于选别粗粒嵌布矿石，强磁选或浮选用于选别细粒矿石。对于黏土质赤-磁铁矿石，主要用洗矿或干式磁选。 赤铁矿石的选矿。可采用洗矿、重选、浮选、磁选和焙烧磁选法，或用浮选和电选作为精选作业，按不同矿石性质，组成不同形式的选矿工艺流程。对粗粒或块状矿石混入贫化物料时，多用重悬浮液选矿。有些选矿厂对粒状矿石采用跳汰选矿，对于中细粒矿石用螺旋选矿机进行重选，或用强磁选机进行磁选。

十三、浓硫酸和废硫酸参加量的核算    酸解时浓硫酸和废硫酸的加人量能够选用下列核算公式进行核算：式中  x—浓硫酸加量，kg;      y—废硫酸加量，L；      f—酸矿比；      C1—浓硫酸浓度，％；      C2—废硫酸浓度，％；      p—废硫酸密度，kg/L；      C3—反响时硫酸浓度，％；      G—矿粉投料量。    【例】试核算，投矿粉3100kg,酸矿比为1.55：1，浓硫酸浓度为95％，废硫酸浓度为21％，废硫酸密度为1. lkg/L,反响时硫酸浓度为87. 5％，求应加浓硫酸和废硫酸各多少？    解：设应加浓硫酸为xkg，应加废硫酸为yL    十四、影响浸取的要素    1.固相物的多孔性    若固相物为多孔物，则遇水易渗人微孔内部，触摸面大，极易溶解；若固相物结实少孔，则难以浸取。    2.固相物的温度    固相物温度高有利于浸取。可是>80℃，易使钛液安稳性变差，乃至发作前期水解。    3.浸取的浓度    浸取钛液的浓度越高，则浸取越慢，但浓度不能过低，过低会发作前期水解，会添加浓缩的工作量，乃至对水解产品偏钛酸的结构发作不良影响。[next]    4.是否发作前期水解    固相物如发作不同程度的前期水解，浸取时就有许多僵块，溶化不掉，影响浸取速度。    5.加浸取水的速度    加浸取水的速度要与固相物的溶解速度相适应。一般来说，设备大加水速度要快，设备小加水速度可慢些。    十五、固相物的浸取操作    依据影响钛液安稳性的酸、水、热的联系，在铁铁矿与硫酸进行酸解今后，对固相物浸取时，一开端溶液浓度低、酸度小、温度高，易发作前期水解，即易由其热敏性而发作胶体物。或一开端加水多，刚加到固相物表面的那部分含钛少，部分到达稀释度而发作前期水解。为了避免发作这种缺点，应先加人大流量的收回废酸和有必定酸度的洗残渣、洗硫酸亚铁晶体的淡钛液，使其添加酸度，一同加人大流量的水。并加大冲气、加速浸取，要是加浸取水的速度太慢、量太少，则浸取初期的温度太高，浸得的钛液安稳性会下降，亦简单发作前期水解。因而要严格操控浸取时的温度、酸度和浓度，尽量避免钛液发作前期水解，避免影响钛液沉降、净化和后期水解。水洗，进而构成钛产值和质量的下降。    十六、钛液的复原    铁在钛铁矿中以二价和三价两种不同状况存在，因而在浸取的钛液中既有硫酸亚铁(FeS04），又有硫酸高铁「Fe2(S04 )3〕。这两种铁盐在必定条件下，会发作水解而生成沉积，其水解反响式如下：    上述两个反响只要在到达必定的pH值时才会发作。硫酸亚铁在酸性溶液中是安稳的，只要在pH值大于6.5时才开端水解，因而在钛液水解过程中，因为钛液酸度大，它始终保持溶解状况，待到偏钛酸洗刷时才得以除掉。而硫酸高铁在溶液中的危害性比较大，因为它在pH值为1.5的酸性溶液中即开端水解，生成氢氧化高铁沉积。在偏钛酸洗刷时，当pH值到达1. 5就会水解生成氢氧化高铁沉积稠浊在偏钛酸中，待到媛烧时即变成红棕色的三氧化二铁混在钛中，而影响产品的白度。为了避免这种现象的发作，在钛液中就不允许有三价铁的存在，因而有必要把三价铁复原成二价铁。    铁屑或铁粉是一种廉价的复原剂，加人铁屑或铁粉的意图主要是将钛液中的三价铁复原成二价铁。其复原反响的反响式如下：[next]    终究复原到什么程度才算将三价铁复原结束呢？钛液中高价态的有三价铁和四价钛，因为三价铁的被复原势大于四价钛的被复原势，有必要将三价铁悉数复原结束，才轮到四价钛的被复原，也便是说，当钛液中呈现三价钛，阐明钛液中现已没有三价铁了，三价铁现已悉数复原成二价铁了。其四价钛复原为三价钛的反响式如下：    加铁屑的另一个意图是能够将一部分重金属离子复原为金属随残渣而被除掉。    因为在生产过程中钛液常常遇到与空气触摸或以压缩空气拌和等氧化条件，要是没有三价钛存在，则二价铁很快被氧化为三价铁。可是，因为三价钛的被氧化势大于二价铁的被氧化势，有氧化条件的话，其必定先将三价铁悉数氧化完，才轮到二价铁的被氧化。因而在钛液中保持有必定量的三价钛，能够确保二价铁不被氧化，使钛液始终保持没有三价铁的存在。不过，过多的三价钛存在是晦气的，因为在水解时，三价钛不会发作热水解生成偏钛酸沉积，冷水解也要在pH值>3才干水解，故其留在母液的废酸里，若废酸不加以收回运用，则会构成钛的丢失。    十七、酸解、浸取和复原需求操控的目标    ①硫酸浓度＞92.5％。    ②钛铁矿的质量要求。    ③蒸汽压力≥0. 5MPa。    ④空气压力≥0. 3MPa。    ⑤酸矿比为（1.50一1.60）：1（加压水解法），或（1.45～1.55）：1（常压水解法）。    ⑥反响时硫酸浓度85％-90％。    ⑦预热引发温度80-120℃。    ⑧老练时刻1-6h。    ⑨助冷时刻10 - 30min o    ⑩浸取温度 。这90kg硫酸是与非钛杂质起反响而耗费的，是白白浪费了的，归于无效酸。因为总有用酸基本上是操控在必定规模的，无效酸多了，相对来说有用酸就少了。为了使钛液确保含有必定量的有用酸，就有必要多用酸·要对错钛杂质少了，一就能够少用酸，然后能够节省硫酸，而且能够削减生产上除杂质的困难程度。为此，有些供应商将买回的矿砂在破坏之前进行一次磁选。    2.选用含Fe203少的矿和铁屑    在钛铁矿含总铁大体相同的前提下，其间含Fe203越多，其耗费硫酸就越多；在运用铁屑或铁粉时，铁锈（含Fe203）越多，其耗费酸也越多。其反响式如下：    从上述反响式可知，1 mol Fe2O3（相当于2mo1 Fe)，需求耗费3mo1硫酸，而1 mol FeO或lmol Fe,只需求耗费l mol的硫酸，阐明钛铁矿或铁屑中Fe2O3含量高，耗费的硫酸就多。别的，Fe2O3与硫酸效果生成的是三价的硫酸铁，终究要用铁屑或铁粉悉数复原成二价的硫酸亚铁，复原越多，耗用的硫酸和铁屑都多。因而，为了节省硫酸和铁粉，生产上就应该选用含Fe2O3较少的钛铁矿和铁屑。

云锡三冶的工艺流程见下图，其操作及目标如下：图 云锡公司焊锡阳极泥酸浸湿法归纳收回工艺流程 一FeCl3浸出： (1)湿磨筛分：阳极泥在球磨机内浆化磨细。矿浆浓度达50%，磨至粒度—80目。 (2)浸出：在拌和浸出槽中进行。槽为￠8m×1.7m钢壳，内衬橡胶与瓷砖，蒸汽直接加热。浸出液成分(g/L)为：170～180HC1,20～40FeC13;液固比4：1;温度85～90℃;拌和时刻4h;中止拌和后加少数凝聚剂，弄清冷却4h。 (3)浸出产品的处理：含锡、锑、铋的上清液抽至高位槽;铅、银沉积物经浆化、洗刷、过滤后送脱铅工序，其成分为：4.5%～5%Ag，29%～41%Pb。 热水浸出： (1)热水浸出(开始脱铅)：液固比30：1，pH>3 ,蒸汽直接加热至95℃，煮沸2h。 (2)趁热抽出含PbCl2的上清液，同槽洗渣两次。 (3)水煮渣成分：银进步至15%～18%，铅降至5%～7%，其他为3%～5%Sn，0.5%As，2%Sb，0.5%Bi。金银入渣率96%～98%。 置换-浮选： (1)水煮后渣在珐琅反响锅中加铁粉将AgCl置换成海绵银粉，以便于浮选出银。 (2)浮选别离铅银：用丁基胺黑药或戊基黄药捕收银、金，产出35%～45%Ag的银精矿。操控尾矿含银低于0.25%，银的选矿收回率96%～97%。以六聚偏磷酸钠或甲羧基纤维素按捺铅，使铅入尾矿，产出含45%～50%Pb的氯化铅精矿，铅的选矿收回率高于97%。 收回银： (1)银精矿成分(%)为：Ag35～45，Au35～45g/t，Pb8～12，Snl～2，As0.5～1，Sbl～2，Bi0.5～1，CI-3～4。其间Cl-主要为PbCl2带入。 (2)铁粉置换脱氯：在拌和浸出槽中进行。先将银精矿浆化，再以硫酸调pH至1～2,温度高于90℃，参加铁粉置换出PbC12中的C1-成为FeC12进入溶液。 (3)硝酸浸银：脱氯后的银精矿加于4～4.5mo1/LHNO3溶液中，拌和，银变为AgNO3溶于水中。生成的Pb(NO3)2与精矿中剩余的硫酸根反响生成PbSO4进入浸出渣。渣中尚含银3%～6%，金250～320g/t，是提金质料。银浸出率97%～98%。作业中发生的NO2通过文氏管水洗，所得淋洗液回来浸出。 (4)沉银：加于溶液中，沉积出高纯度的AgCl。沉银率高于99%。母液处理后排放。 (5)复原银：(N2H4·H2O)是强复原剂，在碱性榕掖中能将AgCl复原为银粉，其反响为： 4AgCI+N2H4+4NH4OH=4Ag↓+N2↓+4NH4Cl+4H2O 此作业在拌和浸出槽中进行。先加少数水于槽中，以蒸汽直接加热至50～60℃，再加20%至液固比为3：1。加少数调整溶液至pH=9～10;再开拌和，缓慢(少数屡次)参加预定量的AgCl。从槽中取上清液参加反响，至无沉积，即为复原结尾。此反响速度快，复原率高达99%。母液含Ag低于0.00lg/L。lkg银粉耗20%1～1.5kg，40%0.45kg。 产出白色海绵状银粉，成分(%)为：99.983Ag,，0.002Pb，0.0006Cu，0.004Sb，0.0025Bi，0.0075Fe。 (6)海绵银熔铸：海绵银烘干后，装入120号石墨坩埚，放进￠0.5m×0.8m柴油坩埚炉或中频感应电炉中熔化。升温至1200℃，天然氧化精粹。银粉中锑、铋等杂质高时，可适当通入氧气吹炼，以保证精银含Ag高于99.95%。银精粹实收率高于99%。由银精矿至精银的直收率为95%。 收回金： (1)硝酸浸银后的渣富集着金，成分(%)为：Ag3～6，Au250～320g/t，Pb3～7，Sn5～6，Bil～2，Sb6～8，As2～3，Sel。从此渣中收回金的办法，可用浸出-铁置换法或水溶化-草酸复原法。均在拌和槽中进行。 (2)浸出-铁置换法：溶液含(CS(NH2)2)30g/L，液固比10：1，用硫酸调整pH至1.5。在40℃温度下搅浸3h，银浸出率80%～85%，金浸出率95%～96%。用铁粉置换，置换渣含金可达3%。 (3)水溶化-草酸复原法：将渣浆化，再通氯化，或以次(NaClO3 +NaCl)浸出金，使金成为AuC13或AuOCI进入溶液。金浸出率98%以上。操控渣含Au低于2g/t，Ag低于2%。溶液用草酸复原出金粉，操控金粉含Au高于99.9%。 收回锡： (1)阳极泥用和浸出的上清液成分(g/L)为：20～25Sn，0.1～0.15Ag，2～2.5Pb，10～13As，18～20Sb，8～12Bi，3～5Cu，1.5～2.2H+。此液用铁屑置换法脱除As、Sb、Bi、Cu后，用石灰中和法产出锡精矿，或许用电积法产出金属锡。 (2)铁粉置换脱As,、Sb、Bi、Cu：作业在￠1.8×1.7m的密封槽中进行，须有杰出的抽风设备坚持槽内为负压。以蒸汽直接加热溶液至45～50℃，用压缩空气拌和，操控在4h内完结作业。置换率：砷高于85%，锑高于90%，铋高于95%，而锡低于3%。溶液中仍保留着绝大部分呈SnCl2形状的锡。 (3)中和法沉锡：用石灰乳中和SnCl2溶液至PH=4～4.5，可产出含锡高于40%的锡精矿，锡收回率高于90%。此精矿成分为Sn(OH)2·xH2O，经枯燥煅烧，再熔炼成金属。 (4)电积法提锡：以SnCl2溶液作电解液，用铁板作阳极，精锡片作阴极，在塑料电解槽中进行电积。操控电流密度80～100A/m2，槽电压0.5～0.6V。产出的阴极锡含75%～85%Sn，3%～50%Pb,1%～3%Bi，0.2%～0.4%Sb。锡收回率可达94%，电流效率75%～80%。电耗为225kW ·h/t阴极锡。 收回砷锑： (1)收回锡时的置换渣成分(%)为：11～17As，21～27Sb，12～25Bi，1～2Sn，0.2～0.3Pb，0.15Ag，6Fe。此渣应薄层堆存，使之天然氧化，让砷、锑转变为氧化物。每年定时处理此渣，其作法为：先用溶液浸出已氧化的渣，使砷、锑转变为硫代盐和硫代锑酸盐进入溶液;再用硫酸中和使砷、锑成为硫化物从溶液中沉积出来;然后用干馏法使硫化砷蒸发而留下硫化锑渣。 (2)浸, 出砷锑：浸出, 液为Na2S+NaOH。其反响为 (Sb，As)2O3十6Na2S+3H2O=2Na3 (Sb，As)S3+6NaOH As2O3+6NaOH=2Na3AsO3+3H2O 置换渣枯燥后磨至—80目，与按1：1分量比参加拌和浸出槽中。液固比8：1，蒸汽加热至96～98℃，拌和2h。锑浸出率可达82～85%，砷浸出率>96%。铋、铜留于浸出渣中。 (3)硫酸中和沉出砷锑：其反响为 3Na3 (As，Sb)S3+3H2SO4=(As，Sb)2S3+3Na2SO4+3H2S 常温下中和，操控pH=2～2.5。锑沉积率98%，砷沉积率95%。锑砷渣成分(%)为：35～40Sb，6～8As，进行中和作业的拌和浸出槽上须设抽气设备，以避免H2S气体外逸。抽出的气体通过文氏管，以NaOH溶液循环淋洗，收回Na2S回来浸出。 (4)硫化锑砷渣干馏脱砷与砷锑的收回：锑砷渣用低温干馏法脱砷并以白砷形状收回砷，其反响为： △ (Sb，As)S(固)→SbS(固) +AsS(气)2AsS(气) + 7/2O2(气) →As2O3 +2SO2 干馏作业在电热不锈钢回转窑中进行，操控温度330℃。蒸宣布的AsS气体，经冷凝室与布袋收尘室被氧化为白砷(As2O3)，档次达70%～80%。再通过一次精馏后，As2O3含量高于98%，即为制品。 干馏剩余的硫化锑渣，含锑高于50%，是出产精锑的质料。 收回铋铜： (1)Na2S浸出渣为As、Sb、Bi、Cu渣，含有(%)：18～21Bi，2～3Cu，0.7～1.0As，6～8Sb，0.25～0.3Ag。此渣经天然氧化后，用浸出铜铋，使之成为氯化物进入溶液，再用铁粉置换出铜铋成为海绵金属，通过加硫脱铜得粗铋，而硫化铜渣则可作为铜质料。 (2)浸出铜铋：天然氧化后的渣中铜、铋易被溶解成为BiC13，CuCl2，而AgCl及砷锑等则大部分留在浸出渣中。铋含量高时可用HCI+FeC13浸出，或许在浸出液中参加少数硝石作氧化剂以进步铋的浸出率。浸出作业操控液固比7：1，溶液含HC165～70g/L，常温搅浸6h。铋浸出率高于95%。浸出渣含Ag0.6%～1.2%，回来阳极泥浸出以收回Ag,，Au。 (3)铁粉置换铋铜：含铋铜的浸出液在有抽风设备的密封槽中，用蒸汽加热至50～70℃，加铁粉置换得海绵金属，其成分(%)为：Bi>70，Cu3～7，Sb2～3，Snl～2，As0.2～0.3。 (4)海绵金属加硫除铜与铋铜的收回：先将海绵金属在精粹锅中加碱熔化，700℃熔化后吹风氧化脱砷锑，降温至550℃捞去砷锑渣，降温至320℃加硫除铜。作业在拌和状态下进行，缓慢均匀地参加，结尾时渣为黑色粉状，再降至280℃捞渣。此硫化铜渣含13%～15%Cu，8%～9%S，可作为出产硫酸铜的质料。 脱铜后的金属为粗铋，含97%~98%Bi，0.5%~0.7%Sb，0.1%～0.3%Cu，0.05%～0.06%Ag,由砷锑铋铜渣至产出粗铋，铋的实收率可达90%～91%。粗铋通过加锌脱银、通脱铅锌后产出含Bi高于99.99%的精铋产品。 收回铅： 浮选别离银铅时产出的PbCl2尾矿含铅40%～50%，Ag2000～2500g/t。此尾矿在搅浸槽中浆化，加调pH至2，加热至95℃再参加铁粉拌和置换2h，产出海绵铅，含Pb高于75%。铅置换率可达97%。 海绵铅粉杂质含量高，而且堆存时易氧化，故须熔化成高锡锑粗铅，送电解精粹。

（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。