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

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。

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。

近年世界钢产量随着亚洲特别是中国经济的快速发展而持续增长，现在的生铁主要靠高炉生产，而高炉生产效率的提高主要靠大型化，但伴随着增大的烧结设备和焦炉，也增加了对生态环境的污染。和高炉法类似的还原法生产中,典型如MIDREX法属于气基还原法，由于受天然气资源的限制难以在全球普遍推广，据此，神户制钢和美国Midrex公司共同开发成功煤基还原的FASTMET法、FASTMELT法和ITmk3法则具有以下优点：         (1)有利于节能和降低对生态环境污染;(2)投资和运行成本低;(3)对原料和能源的适应性广。以下对其系统介绍，以供参考选用。煤基还原铁生产法(1)煤基还原铁生产法的地位。从目前世界上的还原铁生产量来看，气基用块矿的MIDREX法和HYI法居首位，以粉矿为原料的CIRCOREO法、FIOR法和FINMET法等次之;而煤基用粉矿为原料的FASTMET法，FASTMELT法和ITmk3法则居第三位，以块矿为原料的SL/RL法和COREX法则居第四位，并已呈现出后来居上的趋势。        (2)其工艺流程如下：将矿粉和煤粉混合后用造球机制成球状团块，经干燥后加入环形炉内加热并还原。团块在炉内铺成1-2层，FASTMET和FASTMELT法为加热到1250-1350℃还原为还原铁后排出炉外;ITmk3法则在加热到1450℃并还原、熔融为粒铁后排除炉外。FASTMET法将高温还原铁冷却后制成低温原铁的DRI成品，或者趁热将高温还原铁压成更大团块的HBI成品，以便对外出口海运途中不至于因氧化而发热，从而有利于扩大直接还原铁的市场。FASTMELT法则将是将从环形炉出炉的高温还原铁趁热装入熔化炉制成铁水。ITmk3法则将在环形炉和渣分离的粒铁与渣一块出炉后，再经过磁选机将粒铁选出为成品。         (3)煤基还原铁生产法的反应过程。首先以FASTMET法为例对团块在环形炉的反应简介如下：含碳团块在炉内加热至700-1400℃，氧化铁被所含碳还原而产生CO在炉内燃烧并成为主要热源，同时并加入15-20%的辅助燃料，采用LNG、LPG、COG和重油均可。主要的还原反应式为：Fe3O4+4C=3Fe+4CO，Fe3O4+4CO=3Fe+4CO2，Fe2O3+3C=2Fe+3CO，Fe2O3+3CO=2Fe+3CO2，C+CO2=2CO。由上可以看出，由含碳团块产生的CO可充分燃烧使碳的使用率增高，从而可降低能耗和CO2的发生量。且还原过程仅6-12分钟，还原结束后即冷却至1000-1200℃出炉。由于反映过程非常短，故开炉、停炉及调整产量均较为方便。而FASTMELT法则将出炉的高温还原铁直接加入熔化炉化为铁水，为降低熔化过程的负荷，应按固体还原的最大限度适当延长在环形炉的还原时间，ITmk3法除在环形炉内加热到1450℃外，从时间上务必保证渣铁分离。经试验炉分段取样观察，固块入环形炉3分钟后，固块部分被还原但中心尚未还原，5分钟后一部分开始熔融，6分钟后基本熔融，9分钟后熔融的铁和渣完全分离。

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。

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%。

矿区位于思茅专区澜沧县。矿床属于海相火山-沉积型铁矿床。    矿床产于新元古界澜沧群惠民组。惠民组以中-基性火山岩和铁矿层为主，其次有少量石英片岩、方解石片岩、大理岩等，地层厚600～800m。上覆西定组碎屑岩，下伏地层为勐满组。矿区总体为一北西—南东向长条状复式向斜构造。区内共有铁矿体34个，其中Ⅳ、Ⅱ2、Ⅱ1为主要矿体，占总储量73.3%。Ⅳ号矿体长7000m,宽1100m，厚30.3m;Ⅱ2矿体长4000m,宽1900m,厚31.5m;Ⅱ1矿体长6000m,宽2000m，厚36m。矿体呈似层状、层状。    矿石物质成分复杂，含铁矿物有菱铁矿、褐铁矿、磁铁矿、鳞绿泥石、黑硬绿泥石、铁蛇纹石和黄铁矿等。还有少量锰铝榴石、钛铁矿、赤铁矿和白铁矿，共生矿物有石英（玉髓）、胶磷矿、磷灰石、方解石和长石等。    矿石主要构造有条纹条带状、块状、角砾状、浸染状和流纹状等。    矿石自然类型可分为：褐铁矿矿石、菱铁矿矿石、菱铁矿磁铁矿混合矿矿石、绿泥菱铁矿矿石、硅质菱铁矿矿石和铁蛇纹菱铁矿矿石。    该矿床累计探明铁矿石储量（D级）112681万t，其中，褐铁矿石22671万t，菱铁矿石49297万t，混合矿石40713万t。    矿石品位：褐铁矿石TFe 40%，P 0.17%～1.43%,S 0.01%～0.61%。菱铁矿石TFe 25%～35%，P 2.8%～0.2%,S 0.4%～20%。磁铁矿石TFe 45%～50%,P 1.3%～0.4%,均属含硫磷较高的自溶性矿石。    该矿尚未开发利用。

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。  

一、导言 滇东南是我国微细粒浸染型金矿床的会集散布区之一。微细浸染型金矿矿石性质杂乱， 工艺类型特殊， 历年来先后有多家科研规划单位进行过选冶实验研讨工作， 取得了一些研讨成果， 但仍有一些技能问题需求研讨处理。 本次实验以云南省者桑金矿为研讨目标， 进行浸出实验研讨， 为公司出产供给参阅。 二、矿石特征 该矿石类型为氧化型矿石， 其赋存矿藏岩石为蚀变的粉砂泥岩或粉砂岩及少数的基性脉岩类。矿石结构为胶状结构和告知假象结构。首要金属矿藏为褐铁矿、黄铁矿、黄铜矿、毒砂、磁黄铁矿、磁赤铁矿、黝铜矿。矿石化学组成分析标明金是首要收回有用成分， 金档次为0.70g/t。矿石中砷含量0.28%， 绢云母等粘土矿藏约占47%。金首要包裹在褐铁矿等氧化矿藏中， 又因为该矿石中存在很多的铁染粘土矿藏（绢云母为主， 其晶体呈层状格架）， 其内也会吸附必定量的超显微金。 对破碎至小于40mm的矿样进行筛分分析， 首要调查了七个粒级的产率和金散布状况。较粗粒级的金档次较高， 可见金的嵌布粒度不细， 矿石浸出时无需细磨见表1。 表1  －40mm矿石筛分分析成果粒度/mm产率/%金档次/g·t－1金散布率/%单个累计单个累计＋10.033.2533.250.5628.1828.18－10.0＋5.016.2949.550.8420.5948.72－5.0＋1.014.0163.560.9419.9468.71－1.0＋0.2810.4574.010.8012.6881.38－0.28＋0.1542.5376.540.552.1083.48－0.154＋0.0762.8179.350.361.5285.00－0.07620.65100.000.4815.00100.00算计－－0.66－－ 三、化浸出实验研讨 （一）归纳样制备。将32袋单样烘干， 破碎至－40mm， 缩分出1/8制成化验样， 分析各袋样品金档次。根据金档次和实验要求， 配限制240kg归纳样。要求配矿核算档次与归纳试样屡次化验均匀档次0.70g/t相吻合。 （二）可浸性实验。为了解矿石中金的可浸性， 并为柱浸实验供给工艺参数， 对矿石进行了化浸出实验研讨。首要调查了NaCN和碱耗量及金浸出率等目标。 化浸出固定条件：给矿100g/次， 粒度－1mm， 矿浆浓度40%， NaCN初始浓度为0.4%。， 工业石灰调理pH值10～11， 摇瓶化18h。实验成果可知， 矿石中金渣计浸出率为87.14%，NaCN耗量261.2g/t， 工业石灰用量5kg/t。该矿石较简单浸出。（三）柱浸实验。将破碎至必定粒度的矿石装入柱中， 用NaOH制造的溶液调理矿石的pH， 待渗出液pH值调至10～11时， 制造pH值≥2、浓度约为0.4‰的NaCN溶液， 调理溶液喷淋速度， 实验操控喷淋强度约8～12L/m2·h1， 喷淋一段时刻对浸出液计量， 取样测NaCN浓度并分析金档次。浸出完毕后， 用必定量水洗刷各柱浸渣， 洗水计量， 取样测NaCN浓度并分析金档次。最终取出浸渣， 烘干、缩分、取样， 分析浸渣中金档次。柱浸实验条件和成果别离见表2。 表2  柱浸实验条件矿石粒度/mm矿石分量/kg制粒水泥用量/kg·－1柱高/cm－4081.7－～175堆比重/g·cm－3饱满含水率/L·t－1喷淋强度/L·m－2·h－1初始喷淋液NaCN浓度/‰1.65202.388.5～10.5～0.4 从实验成果可知，通过25天浸出，渣计浸出率达80.0%，尾渣金档次降至0.14g/t。 （四）其它浸出办法探究实验。为了能进一步进步浸出率，进行了加助浸剂浸出、酸性浸出和尾渣再次浸出实验。 1、增加助浸剂的氛化浸出实验。浸出固定条件：给矿100g/次， 粒度－1mm， 矿浆浓度40%， NaCN初始浓度为1.0‰， 石灰调理值pH值10～11， 摇瓶化18h。化浸出实验成果标明参加H2O2、CaO2、NH4Cl等助浸剂， 金的渣计浸出率没有显着进步。 2、浸出。浸出条件：给矿100g/次， 矿石粒度－1mm，矿浆浓度40%， 用量10kg/t，Fe2（SO4）39kg/t， 硫酸调理pH值1～2。实验成果标明选用酸性浸出， 金浸出率不如直接化浸出率高。 3、尾渣再浸。因为柱浸浸出液金浓度和尾渣金档次还比较高， 通过对柱浸的尾渣再次浸出， 以调查若延伸柱浸时刻，浸出率进步的可能性。 将柱浸尾渣缩分一部分破碎至－5mm， 取必定量的未破碎和破碎至－5mm的柱浸尾渣， 置于有机槽内， 用0.4‰的NaCN溶液静置浸出两天， 浸出实验成果标明柱浸尾渣通过两天的槽浸浸出， －40mm和－50mm尾渣相对原矿的液计浸出率别离达6.57%和5.03%。可见若延伸柱浸时刻， 对金浸出率的进步有必定的协助， 可是浸出周期延伸， 会加大浸出液量， 下降溶液金浓度。 四、定论 1、对破碎至－1mm归纳样进行可浸性实验， 矿浆浓度40%，NaCN初始浓度0.4‰， NaCN耗量261.2g/t， 石灰调理p   H值10～11， 工业石灰用量5kg/t， 摇瓶化18h， 渣计金浸出率为87.17%， 金档次降至0.09g/t。 2、破碎至－40mm归纳试样通过25天柱浸浸出， NaCN耗量171.7g/t， 金渣计浸出率为80.0%， 尾渣金档次降至0.14g/t。 3、其它助浸剂浸出、硫脉浸出以及延伸柱浸时刻等浸出办法， 对金浸出未有显着作用。 4、上述实验成果标明， 在惯例的化浸出条件下， 该归纳样较简单浸出。本次实验为者桑金矿的浸出供给技能根据。 参阅文献： 1、马晶,马继武,2001.煎茶岭金矿及其选冶实验研讨[J].黄金科学技能.10(2):35－39. 2、蔡世军,赵志新, 赵安龙.2003.老柞山金矿富砷、铜金矿石的氛化浸出研讨与实践[J].黄金.24(5):38－40. 3、周中定.2003.微细拉浸染型金矿石选金实验研讨[J].黄金.24(6):43－45. 4、谭海明.2005我国南边某金矿体矿石浸出实验研讨[J].中国矿业.14(2):38－42. （作者简介李桦， 紫金矿业集团股份有限公司， 高级工程师）

一、前语 滇西北金矿原选用的是全泥化法及堆浸法提取金，因为该矿含有铁、铅、锌、砷和硫等元素，及其他纤细杂乱难浸金矿藏[1]，导致浸出作用较差。并且为剧毒化学品，浸出进程对当地环境形成恶劣的影响。为了处理该区域提金法形成的环境污染问题，针对该区域金矿石和特色，选用加拿大Falcon离心选矿机对金进行富集，原矿含金7.7g/t，金精矿含金高达514.03g/t，尾矿含金0.36g/t，金收回率为95.4%，获得了满足的实验目标，为下一步工业上使用无选别工艺处理该区域金矿供给了根据。 二、矿石性质 实验矿样取至矿山范围内多处挖掘点，然后混组成实验用矿样，归纳样金档次为7.7g/t。 （一）首要矿藏特征 矿石中金属矿藏有褐(赤)铁矿、磁铁矿、菱铁矿、铅铁矾、菱锌矿、水锌矿、硅锌矿、异极矿，少数白铅矿、方铅矿、黄铁矿、天然金、银金矿和天然银等。脉石矿藏首要为方解石、白云石、石英和黏土矿藏等。 （二）原矿多元素分析 原矿多元素分析成果见表1所示。 表1  原矿多元素分析成果（三）金的矿藏特征及赋存状况 1、金的形状及嵌布特征 矿石中的金物相分析成果见表2。矿石中的金首要以天然金方式存在。 表2  原矿金的物相分析成果天然金为金黄色或带白彩的黄色，反射色为亮黄色，表面有麻点(氧化铁表膜)，具均质性，有延展性，形状多样，以不规则粒状或核晶为主，次有丝状、棒状、树枝状等[2]。矿石中金的粒度分析成果表明，该矿天然金粒度较细，粒径最大0.15mm，一般0.01～0.06mm，首要为中细粒金，尚有＜0.01mm的微粒金。 2、天然金的嵌布特征 经重砂别离和显微镜下调查得到金的嵌布特征(见表3)。从该表能够看出，天然金首要为中细粒可见金，嵌布在褐铁矿、磁赤铁矿、铅铁矾、黄铁矿(假象)、石英等矿藏颗粒间及裂隙中，为粒间金和裂隙金，次为微粒金，首要呈微粒嵌布或包裹于褐铁矿及磁铁矿集合体中，粒径＜0.01mm。 表3  原矿金的嵌布特性3、金的赋存状况 金的赋存状况见表4。金首要产于褐铁矿、磁铁矿、黄铁矿中，占总量的79169%，这说明金与上述矿藏关系密切，这些矿藏是金的首要载体矿藏。在铅、锌矿藏中金含量占20.32%，是金的非必须载体，脉石矿藏中Au的含量较少。 表4  原矿中各种矿藏含金量和金的散布率三、选矿实验 （一）重选实验 该矿石中的金首要以天然金方式存在，天然金密度大，能够用重选办法收回。可是矿石判定成果表明，天然金以细粒状况存在，惯例重选作用欠好，凭借离心力场能够强化细粒矿藏的重选进程。咱们选用加拿大Falcon离心选矿机对矿石进行重选实验。Falcon离心选矿机规划简略，可发生重力加速度150～300倍的离心加速度，报价低，操作简略，修理和保养费用低，无环境污染，出产成本低，适用面广，能够处理Au、Ag、Sn、W、Ta、Pt、Pd、Nb等宝贵金属。该设备分选质料的细度由高至150～300G的重力所决议，它可有效地收回-011mm等级有用矿藏。矿样磨至80%－0.074mm后，用Falcon离心选矿机进行一次粗选和一次精选，其实验流程见图1，实验成果如表5所示。从表中数据能够看出，Falcon离心选矿机选别该金矿富集比大，金的收回率高。图1  重选实验流程 表5  重选实验成果第二个重选实验原矿磨矿细度仍为80%第二个重选实验原矿磨矿细度仍为80%－0.074mm，选矿流程为两次粗选，一次精选，精选尾矿回来粗选1。流程图见图2，实验成果见表6。图2  重选闭路实验流程图 表6  重选闭路实验成果（二）化拌和浸出实验 在实验室中，原矿磨矿至75%～90%－0.074mm，然后选用拌和浸出办法进行化浸出。浸出时刻为48h，浸出成果见表7。 表7  拌和化浸出实验成果从表7能够看出，化浸出作用较差，在磨矿细度为80%～90%－0.074mm时，金的浸出率根本相同，首要原因归属矿石本身要素，一方面是天然金难以化浸出，另一方面大部分金被其他矿藏所包裹[3]，不利于浸出。 四、结语 归纳比照Falcon离心选矿机重选实验及化拌和浸出实验成果，不管从金的收回率仍是出产对环境形成的影响，重选流程显示出较大的优势。其选别工艺流程较为简略，并且出产上操控便利，加拿大出产的离心选矿机报价较贵，出资大，但出产成本低。最重要的是为完成该区域无选别供给了出产条件，对减轻环境污染有利。 参考文献 [1] 张卯均.选矿手册第八卷第三分册[M].北京:冶金工业出版社,1990,204. [2] 张守范.矿藏学[M].北京:商务印书馆,1956年3月第一版,徐天允,徐正春.金的化与冶炼[M].沈阳:沈阳黄金专科学校,1985 年11月. 作者单位 中国地质大学 （张爱萍） 云南国土资源职业学院（方泽明）

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．

云南云龙锡矿所处理的矿石为锡石-石英脉硫化矿，尾矿矿藏组分较简略，以石英为主。其次为褐铁矿、黄铁矿、电气石、少数的锡石、毒砂、黄铜矿等。尾矿含锡档次0.45%，全锡中氧化锡中锡占96.26%，硫化锡中锡占3.74%，铁3.71%，其他含量较低，锌0.051%、铜0.08%、锰0.068%，影响精矿质量的硫、砷含量较高，硫1.88%、砷0.1%。 1992年云龙锡矿在原生矿资源已目趋干涸的情况下，开端在100t/d老选厂处理老尾矿，为了在短期内取得更好的社会效益和经济效益，又提出在选厂基础上改扩建为200t/d，选用重选-浮选流程，于1994年4月正式出产，在出产过程中为断地改善工艺流程，终究断定的出产工艺见图1。图1 云龙锡矿尾矿选矿出产流程 为习惯出产，其间筛分所用筛面前半部分为0.8mm，后半部分为1mm。分泥斗为φ2500mm分泥斗，使用该工艺可取得含锡56.266%、含硫0.742%、含砷0.223%、锡收回率68.3%的锡精矿和含硫47.48%、含锡0.233%、含砷4.63%的硫精矿。 云锡公司有28个尾矿库、35座尾矿坝，现有累计尾矿1亿多吨，含锡达20多万吨，还有伴生的铅、锌、铟、铋、铜、铁、砷等。公司有一个50t/d实验车间和两个选矿工段专门处理老尾矿。1971年到1985年间再选处理尾矿112万t，收回了锡1286t，选出铜精矿含铜443t。 栗木锡矿用重-浮硫程从老尾矿中收回锡。该矿积存尾矿650多万t，尾矿中首要含锡、钨、铌、钽及硅质和长石等矿藏。再选流程包含重选、硫化矿浮选和锡石浮选。经重选后得到的精矿含SnO226.84%、WO39.6%、Ta2O52.7%、Nb2O52.04%，重选收回率SnO32.99%、WO324.05%、Ta2O542.47%、Nb2O524.77%。硫化矿藏浮选流程为一次粗选、二次扫选，精矿档次Cu10.8%、SnS26.57%，收回率Cu78%、硫化物52.66%。硫化矿藏经按捺砷浮铜产出含Cu>20%、Sn>18%、As 东坡矿野鸡尾选厂建有300t/d规划的重选车间，从尾矿中收回锡石。尾砂含Sn0。2%～0.25%，精矿档次Sn42.93、收回率18.66%，每年收回精矿锡量40～50t。 大义山矿1982年建成日处理70～100t选矿厂，从可使用的3.3万t老尾矿(含Sn0.297%)中1年收回锡精矿31t，档次为55%～61%，收回率34%～35%。 国外，英国、加拿大和玻利维亚展开从含锡老尾矿中再选锡的作业。英国巴特莱公司用摇床和横流皮带溜槽再选锡尾矿，从含锡0.75%的尾矿取得含锡分别为30.22%、5.53%和4.49%的精矿、中矿和尾矿。英国罗斯克选厂选别含锡0.3%～0.4%的老尾矿取得含锡30%的锡精矿。加拿大苏里望选厂从浮选锡的尾矿，用重-磁联合流程选出含锡60%、收回率38%～43%的锡精矿。玻利维亚一个选厂再选含锡0.3%的老尾矿和新尾矿，产出含锡20、收回率50%～55%的锡精矿。

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。

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 前语 受云南黄金矿业有限责任公司托付，某黄金研讨院对云南镇沅分公司含金矿石进行选矿实验研讨。意图是经过对该金矿石的工艺矿藏学研讨和选矿流程实验，断定原矿选矿技能条件和工艺参数，为选矿工艺流程的挑选和规划供给科学牢靠的根据。 本研讨报告的内容首要是原矿工艺矿藏学研讨、原矿浮选流程实验研讨。 对镇沅含金矿石的工艺矿藏学研讨标明：该矿石工艺类型为贫硫化物碳质微细粒浸染型难处理金矿石。矿石中有价元素为金，档次为5.38g/t。该矿石中金矿藏粒度微细，镜下可见最大金粒为8.5微米，93.84%的金矿藏小于5微米，其间大都呈次显微金。该矿石中金矿藏与金属硫化物联系十分亲近，硫化物中金占86.26%，脉石中金占7.58%，游离金仅占6.16%，硫化物粒度也较细，有73.1%的硫化物粒度小于0.037mm，晦气于金的露出与解离，在原矿磨至-0.074mm占95%时，仍有10.5%的硫化物与脉石连生，5.1%的硫化物被脉石包裹。矿石中有机碳含量为0.70%，有机碳有很强的劫金才能，惯例化，磨矿粒度为-0.074mm占90%时，金浸出率仅为0.74%。 浮选实验研讨成果标明：原矿选用阶段磨浮流程，一段磨矿粒度为-0.074mm占60%，二段磨矿粒度为-0.074mm占90%，金浮选回收率为90.52%，精矿金档次为47.87g/t，浮选尾矿档次为0.57g/t，浮选闭路实验成果见表1。 表1  浮选闭路实验成果产品 称号产率 （%）档次（%）回收率（%）Au(g/t)AsSAuAsS金精矿10.2147.870.7518.7490.5289.5090.26尾  矿89.790.570.010.239.4810.509.74原  矿100.005.400.0862.12100.00100.00100.002 试样的采纳与制备 2.1 试样的采纳 本次实验样品的采纳及代表性由托付方担任。矿样于2005年3月7日抵达我院。 托付方供给的各点矿样状况如表2。 表2  托付方供给的各矿点档次及分量矿点取样档次（g/t）分析档次（g/t）矿样分量(kg)101E-113.053.04500102W-14.432.99512102NM-10.000.701200103E-117.1011.07290104E-14.505.091023104E-28.8011.083301753上盘-0.902431713-18线-2.34500老王寨-3.687002.2 试样的制备 将矿样分点按图1流程破碎后，将各点矿样充沛混匀、缩分，取样进行化学分析，按托付方要求，原矿档次要求在5.0—5.5g/t范围内，各点矿样分析档次及配矿成果见表3。 表3  各点矿样分析档次及配矿成果矿点配矿份额（%）分析档次（g/t）配矿分量(kg)102W-1202.99500103E-11011.07250104E-1405.091000104E-21011.082501753上盘100.90250老王寨103.68250算计100—2500核算档次（g/t）5.31化验档次(g/t)5.38图1  试样制备流程     3 矿石工艺矿藏学研讨      3.1  原矿多元素分析 表4  多元素分析成果元素Au(g/t)Ag(g/t)CuPbZnFeS含量（%）5.382.550.020.010.013.852.03元素CAsSbCaOMgOAl2O3SiO2含量（%）4.140.080.196.523.969.8568.05    3.2 原矿碳物相分析 表5  原矿碳物相分析成果相别C/碳酸盐C/有机碳C/石墨碳全碳含量（%）2.880.700.564.14相对含量（%）69.5616.9113.53100.00    3.3 原矿硫物相分析 表6  原矿硫物相分析成果硫物相S/硫酸盐S/硫化物S/元素硫全硫含量（%）0.191.780.062.03相对含量（%）9.3687.682.96100.00    3.4 原矿筛分分析表7  原矿（-0.074mm占94.11%）筛分分析成果产品粒级 （mm）产率（%）金档次（g/t）金散布率（%）+0.152.926.833.83-0.15+0.0742.973.672.09-0.074+0.04517.792.669.09-0.04576.325.8084.99算计100.005.21100.00    从原矿筛分分析成果看，大大都金矿藏散布在-0.045mm粒级以下，占金总含量的84.99%,阐明金载体矿藏及金矿藏颗粒比较细微。     3.5矿石矿藏组成及含量     镜下所见金属矿藏较少，占3.84%，首要为黄铁矿、白铁矿，少数的辉锑矿、毒砂、褐铁矿，偶见有黄铜矿、闪锌矿、方铅矿、赤铁矿、磁铁矿等。非金属矿藏有石英、绢云母、方解石、白云石等，少数的长石、泥质、石墨碳质、粘土矿藏、绿泥石等，其相对含量检测成果见表8。 表8  矿石矿藏相对含量丈量成果金属矿藏相对含量 （%）非金属矿藏相对含量 （%）黄铁矿、白铁矿3.35石英、绢云母、长石等72.26辉锑矿0.19泥质、石墨碳质、粘土矿藏3.80毒  砂0.09方解石、白云石20.1黄铜矿、方铅矿、闪锌矿0.09褐铁矿0.12合  计3.84合  计96.16总  计100.00    3.6 首要金属矿藏嵌布粒度     该矿石中的金属矿藏首要为黄铁矿（含白铁矿），少数的辉锑矿、褐铁矿，很少的毒砂，金属硫化物与金联系亲近，因而对硫化物粒度进行检测，金属硫化物粒度丈量成果见表9。 表9  硫化物粒度检测成果粒径区间（mm）>0.0740.074—0.0530.053—0.0370.037—0.01算计相对含量（%）12.34.210.449.323.8100.0经过表9能够看到金属硫化物粒度细微，粒度小于0.037mm占73.1%，镜下所见到辉锑矿粒度相对较粗，多在0.037—0.074mm区间，而毒砂粒度细微，一般多在0.01mm左右，晦气于硫化物在磨矿过程中的单体解离。 3.7 首要矿藏的嵌布特征 黄铁矿（含白铁矿）：是该矿石中最首要的金属硫化物，占矿石含量的3.35%，首要呈它形粒状与胶状集合体，黄铁矿周边集合微粒毒砂，呈草莓状，黄铁矿粒度较细，多在0.01—0.053mm区间，呈浸染状，星散散布在脉石粒间，结晶程度低，多为胶状黄铁矿（因而光片磨光度欠好），还有的黄铁矿具有再生增大特征，与其它金属矿藏连晶不亲近，该矿石中的黄铁矿在镜下检测过程中没有发现金矿藏，对原矿选用挑选性溶金实验标明，硫化物含金占86.26%，阐明金矿藏与硫化物联系十分亲近，硫化物中金是镜下难以分辩的微粒金和次显微金。 辉锑矿：在该矿石中含量少，仅占矿石含量的0.19%，首要呈它形粒状、长条状、放射状集合体，嵌布在脉石粒间，与其它矿藏联系不亲近，粒度相对较粗，多在0.037—0.074mm区间，镜下没有发现金与辉锑矿有联系。 毒砂：在矿石中含量很少，仅占矿石含量的0.09%，所见毒砂多呈自形—半自形粒状、毒砂粒度微细，大大都在0.01mm左右，星散嵌布在脉石粒间或微裂隙中，少数在黄铁矿周边构成连晶呈草莓状。 褐铁矿：在矿石中含量很少，占矿石含量的0.12%，是在上盘样品中见到，有的光片中呈氧化铁染色，可见部分黄铁矿已被子褐铁矿告知，呈告知残留结构。褐铁矿粒度多在0.037mm左右。 石墨：在该矿石中含量很少，仅占矿石含量的0.56%，绝大大都是在上盘样品中见到，首要散布在结构发育部位，有的光片呈乌煤色，石墨为片状、长条状，嵌布在矿藏粒间，其粒度多在0.01—0.037mm区间。 3.8 矿石的结构结构 3.8.1 矿石结构 自形—半自形—它形粒状结构：毒砂呈自形—半自形，其它金属矿藏基本上为它形粒状结构。 胶状结构：有部分黄铁矿呈细的浑圆的胶状结构，有的集合成集合体。 告知结构：首要在上盘光片中见有褐铁矿告知黄铁矿。 包括结构：微细粒硫化物、金矿藏在脉石中呈包括结构。 3.8.2 矿石结构 浸染状结构：首要金属矿藏在矿石中呈此结构。 脉状结构：有的石英或方解石呈脉状产出。 角砾状结构：矿石呈碎裂或角砾而被硅质或碳质胶结。 3.9 金矿藏工艺特征 3.9.1 金矿藏品种 经过镜下对光片及团矿片的检测，该矿石中的金矿藏首要为天然金，少数为银金矿。 3.9.2 金矿藏形状 金矿藏因为其粒度细微，形状简略，多呈角粒状、浑圆状、麦粒状等。其成果见表10。表10  金矿藏形状特征丈量成果形状特征角粒状浑圆状麦粒状长角粒状算计相对含量（%）39.832.119.58.6100.0 3.9.3 金矿藏粒度特征 该矿石中金的粒度微细，在光片及团矿片中镜下所见最大金粒为8.5微米，其它多在2—5微米，在很多的镜检过程中没有发现硫化物中金，而挑选性溶金分析硫化物含金占金总量的86.26%，因而这部分金为惯例镜下难以分辩的金，为微粒金和次显微金。具体成果见表11。 表11  金矿藏粒度丈量分析成果粒径区间 （mm）>0.010.01—0.005算计相对含量 （%）微6.1693.84 （其间绝大大都为次显微金）100.0     从表11中能够看到金绝大大都都小于5微米，特别是硫化物中大都为次显微金，用机械磨矿很难使金矿藏单体解离。     3.9.4 金矿藏赋存状况     该矿石中在镜下所见金多赋存在脉石粒间，少数在脉石中，所见最大金粒为8.5微米，金矿藏粒度多在2—5微米，所见金粒数量少，因而难以供给金赋存状况数据。对-0.074mm占90%粒度原矿选用挑选性溶金办法，来检测该矿石中金的赋存状况，其成果见表12。 表12  金的赋存状况赋存状况单体露出金硫化物中金碳酸盐中金硅酸盐中金算计相对含量 （%）6.1686.261.366.22100.03.10 矿石工艺类型 该矿石硫化物含量为3.72%，含锑0.19%，含有机碳0.70%、石墨碳0.56%。金矿藏粒度多为微细粒与不行见金，矿石工艺类型属贫硫化物碳质微细粒浸染型难处理金矿石。3.11 矿石可磨度测定 将-2mm原矿筛去-0.15mm粒级后，每份500克，用标准球磨机进行磨矿，时刻别离为5′、10′、15′、20′，磨矿后筛分成果见表13。 表13  可磨度测定成果可磨度测定曲线见图2。 可磨度系数K=T0/T=354/330=1.07 式中：T0——标准矿石磨至-0.074mm占65%所需时刻（秒）；       T——镇沅金矿石磨至-0.074mm占65%所需时刻（秒）。       K=1.07，镇沅金矿石磨至-0.074mm占65%时，比标准矿石易磨。 可磨度系数K′=T0′/T′=810/762=1.06 式中：T0′——标准矿石磨至-0.074mm占90%所需时刻（秒）；       T′——镇沅金矿石磨至-0.074mm占90%所需时刻（秒）。       K′=1.06，镇沅金矿石磨至-0.074mm占90%时，比标准矿石易磨。图2  可磨度曲线      3.12 矿石工艺矿藏学研讨小结     （1）该矿石中金属硫化物含量为3.72%，金的粒度为微细粒及次显微金，含有0.70%的有机碳，矿石的工艺类型为贫硫化物碳质微细粒浸染型难处理金矿石。 （2）该矿石中金粒微细，镜下可见最大金粒为8.5微米，占93.84%的金小于5微米，其间大都呈次显微金。 （3）该矿石中金与金属硫化物联系十分亲近，硫化物中金占86.26%，脉石中金占7.58%，游离金仅占6.16%，硫化物粒度也比较细微，小于0.037mm的硫化物占73.1%，晦气于硫化物在磨矿过程中的单体解离。 （4）矿石中有机碳含量为0.70%，含量较高，具有极强的劫金才能，对湿法就地产金工艺会发生晦气影响。 4 浮选实验 4.1 流程探究实验 4.1.1 一段磨浮流程实验 4.1.1.1 –0.074mm占85%粒度的一段磨浮流程实验 实验流程及条件如图3，实验成果见表14。图3 一段磨浮实验流程（1） 表14  一段磨浮实验（1）成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）85金精矿17.2518.7763.87中  矿17.054.1914.10尾  矿65.701.722.03原  矿100.005.07100.00    4.1.1.2 –0.074mm占90%粒度的一段磨浮流程实验     实验流程及条件如图4，实验成果见表15。图4 一段磨浮实验流程（2） 表15  一段磨浮实验（2）成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）90金精矿10.7732.5769.58中  矿123.954.0619.29中  矿29.081.232.21尾  矿56.200.808.92原  矿100.005.04100.00    4.1.2 泥砂分选流程实验     实验流程及条件如图5，实验成果见表16。图5  泥砂分选流程 表16  泥砂分选实验成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）一段65% 二段95%精矿18.4243.9271.58精矿20.8852.138.88中矿10.483.166.42泥23.741.56.89尾矿56.480.576.23原矿100.005.17100.00    4.1.3 阶段磨浮流程Ⅰ实验     实验流程及条件如图6，实验成果见表17。图6  阶段磨浮流程Ⅰ 表17  阶段磨浮Ⅰ实验成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）一段65% 二段90%精矿17.7020.5173.11中矿118.812.7310.34中矿210.784.6910.18尾矿52.710.606.37原矿100.004.97100.00     4.1.4 阶段磨浮流程Ⅱ实验     实验流程及条件如图7，实验成果见表18。图7 阶段磨浮流程Ⅱ 表18  阶段磨浮Ⅱ实验成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）一段65% 二段95%精矿17.7446.4367.00精矿27.013.016.97精尾13.742.05.12中矿16.962.066.51尾矿54.860.434.40原矿100.005.36100.00由以上探究流程实验成果得知，阶段磨浮流程的回收率优于一段磨浮流程。一起探究了泥砂分选流程，因为矿泥含金档次为1.5g/t 且仍占有6.89%的回收率，不能直接抛尾，所以终究断定选用阶段磨矿浮选流程。 4.2 磨矿粒度实验 4.2.1 一段磨矿粒度实验 实验流程及条件如图8，实验成果见表19。图8  一段磨矿粒度实验流程 表19  一段磨矿粒度实验成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）60精矿17.0723.2975.81尾  矿82.931.5324.19原  矿100.005.24100.0065精矿16.1923.1772.47尾  矿83.811.7027.53原  矿100.005.18100.0070精矿17.0523.8976.24尾  矿82.951.5323.76原  矿100.005.34100.00    一段磨矿粒度为-0.074mm占60%时，目标比较抱负。    4.2.2 二段磨矿粒度实验     实验流程及条件如图9，实验成果见表20。 图9  二段磨矿粒度实验流程 表20  二段磨矿粒度实验成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）85精矿122.5518.5680.49精矿27.968.6413.22尾  矿69.490.476.29原  矿100.005.20100.0090精矿122.8918.4979.11精矿28.819.8216.17尾  矿68.300.374.72原  矿100.005.35100.0095精矿122.3418.7479.44精矿29.868.7216.31尾  矿67.800.334.25原  矿100.005.21100.00二段磨矿粒度为-0.074mm占90%时，目标比较抱负。 4.3 调整剂品种实验 实验流程及条件如图10，实验成果见表21。 图10  调整剂品种实验流程 表21  调整剂品种实验成果调整剂 品种调整剂 用量（g/t）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）Na2CO3800精矿1.95101.036.29精尾6.0717.6919.79中矿20.829.1635.14尾  矿71.160.678.78原  矿100.005.43100.00Na2SiO3800精矿2.2585.8035.82精尾3.4814.419.30中矿19.547.3826.76尾  矿74.732.0328.12原  矿100.005.39100.00CaO500精矿3.5151.634.04精尾7.2616.4622.46中矿19.179.5134.27尾  矿70.060.709.23原  矿100.005.32100.00CuSO4200精矿3.1872.3242.43精尾4.5415.0612.61中矿23.498.0334.80尾  矿68.790.8010.16原  矿100.005.42100.00 由实验成果可知，选用Na2CO3作为介质PH调整剂其目标较好。别的，选用CuSO4作为活化剂，浮选回收率未改进。 4.4 调整剂用量实验 实验流程及条件如图11，实验成果见表22。图11  调整剂用量实验流程 表22  调整剂用量实验成果Na2CO3 用量（g/t）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）400精矿8.4636.1055.58中矿19.649.5040.27尾  矿71.900.8010.47原  矿100.005.49100.00600精矿10.6233.8065.54中矿17.648.2626.60尾  矿71.740.607.86原  矿100.005.48100.00800精矿8.0237.9556.06中矿20.829.1635.15尾  矿71.160.678.79原  矿100.005.43100.001000精矿9.5932.0759.46中矿17.948.8630.73尾  矿72.470.709.81原  矿100.005.17100.00 由以上成果断定Na2CO3用量为600 g/t。 4.5 捕收剂品种实验 实验流程及条件如图12，实验成果见表23。图12  捕收剂品种实验流程 表23  捕收剂品种实验成果捕收剂品种及 用量（g/t）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）丁铵黑药 100精  矿15.907.7523.18中  矿25.0214.4367.92尾  矿59.080.808.90原  矿100.005.32100.00丁铵黑药50 丁黄药 100精  矿10.6233.8065.54中  矿17.648.2626.60尾  矿71.740.607.86原  矿100.005.39100.00BK301 100精  矿11.136.6513.79中  矿25.6615.9176.08尾  矿63.210.8610.13原  矿100.005.37100.00烷-1 60 丁铵黑药 50 丁黄药 100 P-1 60精  矿9.2538.9468.60中  矿20.726.0323.80尾  矿70.030.577.60原  矿100.005.25100.00 选用新式药剂烷-1及P-1实验成果与选用丁铵黑药与丁黄药组合没有太大差异，因而仍选用丁铵黑药与丁黄药组合作为捕收剂。 4.6 捕收剂用量实验 实验流程及条件如图13，实验成果见表24。图13  捕收剂用量实验流程 表24  捕收剂用量实验成果粗选捕收剂 用量（g/t）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）丁铵黑药40 丁黄药80精矿5.9538.5043.45中矿21.1312.4048.25尾  矿72.920.608.30原  矿100.005.27100.00丁铵黑药50 丁黄药100精矿10.6233.8065.54中矿17.648.2626.60尾  矿71.740.607.86原  矿100.005.39100.00丁铵黑药70 丁黄药140精矿12.7230.6271.01中矿19.076.5522.77尾  矿68.210.506.22原  矿100.005.49100.00丁铵黑药80 丁黄药160精矿14.9226.3673.03中矿19.905.7621.28尾  矿65.180.475.69原  矿100.005.39100.00 丁铵黑药总量为180g/t，丁黄药总量为360g/t时浮选目标较好。粗选作业用量为丁铵黑药70g/t及丁黄药140g/t，各次扫选作业折半。 4.7 浮选时刻实验   实验流程及条件如图14，实验成果见表25。图14  浮选时刻实验流程 表25  浮选时刻实验成果时刻（分）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）单个累计单个正累计负累计单个正累计负累计单个正累计44精矿16.156.15100.0036.3036.305.2542.5042.5026精矿21.747.8993.8526.5034.143.228.7851.2828精矿31.179.0692.1123.2032.732.785.1756.45210精矿40.9710.0390.9420.4031.532.523.7760.22212精矿50.9210.9589.9721.4030.682.323.7563.97214中矿13.5914.5489.0516.1027.082.1311.0074.97216中矿22.016.5485.4610.3025.051.543.9278.89218中矿31.4918.0383.468.1023.651.332.3081.19220中矿42.7520.7881.975.9221.311.213.1084.29222中矿52.0522.8379.224.9219.831.041.9286.21224中矿61.5424.3777.174.4918.860.941.3287.53226中矿71.6626.0375.634.2017.930.871.3388.86228中矿81.6627.6973.973.2417.050.791.0289.88230中矿91.3829.0772.312.8716.380.730.7590.63232中矿101.2330.3070.932.7915.820.690.6591.28234中矿111.1331.4369.702.5415.350.660.5591.83236中矿121.0332.4668.572.3414.930.650.4692.29尾矿67.54100.067.540.605.250.607.71100.0原矿100.05.25100.0从浮选时刻实验成果可知，该矿石浮游速度缓慢，前12分钟浮选回收率仅为63.97%，从负累计档次可看出，浮选尾矿下降速度较缓慢，浮选30分钟后回收率上升也很缓慢，故断定浮选时刻为30分钟即可。 4.8 归纳条件实验 归纳条件实验选用条件实验所断定的最佳参数，进行了一段磨浮与阶段磨浮流程的实验。 4.8.1 阶段磨浮流程归纳条件实验 实验流程及条件如图15，实验成果见表26。图15  阶段磨浮归纳条件实验流程 表26  阶段磨浮归纳条件实验成果产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）单个累计单个累计单个累计精矿10.78—114.57—17.05—1精尾40.651.4381.0399.3210.0527.101精尾30.922.3557.0382.7710.0137.111精尾21.563.9132.4362.689.6546.761精尾14.077.989.9035.767.6954.45精矿20.45—116.70—10.0264.472精尾40.300.7566.4996.623.8168.282精尾30.471.2230.1070.992.7070.982精尾31.502.727.0435.722.0273.002精尾14.387.102.2515.071.8874.88中矿17.08—12.10—16.3591.23中矿24.89—2.35—2.1993.42中矿34.80—1.50—1.3794.79尾矿68.15—0.40—5.21100.00原矿100.005.24100.00    从实验成果可知，一段浮选二次精选、二段浮选二次精选即可。     4.8.2 一段磨浮流程归纳条件实验     实验流程及条件如图16，实验成果见表27。图16  一段磨浮归纳条件实验流程表27  一段磨浮归纳条件实验成果产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）精矿2.9796.0854.35精尾Ⅰ7.283.334.62精尾Ⅱ1.954.171.55精尾Ⅲ1.2111.842.73精尾Ⅳ1.7937.0812.64中矿18.626.1910.16中矿24.723.993.59中矿33.692.631.85尾矿67.770.668.51原矿100.005.25100.00从实验成果能够看出阶段磨浮流程的目标略好于一段磨浮流程。为了进一步比照两种流程，又别离进行了阶段磨浮及一段磨浮的闭路实验。 4.9  一段磨浮流程闭路实验 4.9.1 两次精选作业的一段磨浮流程闭路实验 实验流程及条件如图17，数质量流程如图18，实验成果见表28。图17  两次精选的一段磨浮闭路流程图18  两次精选的一段磨浮数质量流程表28  闭路实验成果产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）精矿9.7847.5687.15尾矿90.220.7612.85原矿100.005.34100.00    4.9.2 四次精选作业的一段磨浮流程闭路实验     实验流程及条件如图19，数质量流程如图20，实验成果见表29。图19  四次精选的一段磨浮闭路流程图20  四次精选的一段磨浮数质量流程表29  闭路实验成果产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）精矿7.3362.4886.18尾矿92.670.7913.82原矿100.005.31100.00    4.10阶段磨浮流程闭路实验     4.10.1 两次精选作业的阶段磨浮流程闭路实验     实验流程及条件如图21，数质量流程如图22，实验成果见表30。图21  两次精选的阶段磨浮闭路流程图22  两次精选的阶段磨浮数质量流程表30  浮选闭路实验成果产品 称号产率 （%）档次（%）回收率（%）Au(g/t)AsSAuAsS金精矿10.2147.870.7518.7490.5289.5090.26尾  矿89.790.570.010.239.4810.509.74原  矿100.005.400.0862.12100.00100.00100.00     4.10.2 四次精选作业的阶段磨浮流程闭路实验     实验流程及条件如图23，数质量流程如图24，实验成果见表31。图23  四次精选的阶段磨浮闭路流程图24  四次精选的阶段磨浮数质量流程 表31  闭路实验成果产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）精矿7.5263.5989.60尾矿92.480.6010.40原矿100.005.34100.00    5 浮选实验产品考察     5.1 原矿-0.074mm占85%、90%、95%硫化物单体解离度考察     对该产品首要是经过磨制团矿片，镜下进行金属硫化物单体解离度考察，在镜下检测过程中，因为富连体在浮选过程中简单进入精矿样品，在检测计算过程中视为单体硫化物，丈量成果见表32。 表32  原矿硫化物单体解离度考察成果连生联系单体 （富连体）硫化物与 脉石脉石包裹算计相对含量 （%）-0.074mm占85%79.614.06.4100.0-0.074mm占90%82.811.75.5100.0-0.074mm占95%84.410.55.1100.0    经过表32中硫化物单体解离度考察成果能够看到，大大都硫化物呈单体和富连体，而纯脉石包裹硫化物别离占6.4%、5.5%、5.1%，硫化物解离特征无显着差异。     5.2 –0.074mm占90%粒度原矿金的赋存状况考察     对该粒度的样品进行消除有机碳和挑选性溶金办法进行考察，其成果见表33。 表33  金的赋存状况分析成果赋存状况单体可浸金硫化物中金脉石中金算计相对含量 （%）6.1686.267.58100.0    5.3 浮选尾矿硫化物丢失状况及金矿藏丢失状况考察     对金档次为0.57g/t的闭路浮选尾矿进行考察，经过磨制团矿片经镜下检测，样品基本上见不到硫化物颗粒，偶然只见到小于3微米以下的硫化物包裹体，选别作用较好。丢失于尾矿中的硫化物绝大大都为脉石包裹硫化物，丢失于尾矿中的金矿藏绝大大都为脉石包裹金。其硫化物赋存状况检测成果见表34，金的赋存状况见表35。 表34  浮选尾矿硫化物丢失状况考察连生联系硫化物单体与脉石连生脉石包裹算计相对含量 （%）2.64.193.3100.0表35  浮选尾矿金的赋存状况考察赋存状况单体露出金硫化物中金脉石中金 ,算计相对含量 （%）1.121.4397.45100.0     5.4 金精矿多元素分析 表36  多元素分析成果元素Au(g/t)Ag(g/t)SFeCaOMgOAl2O3含量（%）47.8710.5018.7423.654.013.4210.49元素SiO2AsCCuPbZnSb含量（%）21.810.755.210.0510.0250.0741.40     注：金精矿为阶段磨浮二次精选作业闭路实验精矿。    5.5 精矿碳物相分析 表37  精矿碳物相分析相别C/碳酸盐C/有机碳C/石墨C总含量（%）1.291.762.165.21相对含量（%）24.7633.7841.46100.00    5.6 精矿硫物相分析 表38  精矿硫物相分析相别S/硫酸盐S/硫化物S/天然硫S总含量（%）0.2118.280.2518.74相对含量（%）1.1297.551.33100.00    5.7浮选精矿产品考察     对浮选精矿进行磨制团矿片，经镜下进行硫化物单体解离度考察，其成果见表39，金的赋存状况见表40。 表39  精矿硫化物单体解离度考察连生联系单体与脉石连生脉石包裹算计相对含量 （%）92.16.51.4100.0表40  精矿金的赋存状况考察赋存状况单体露出金硫化物中金脉石中金算计相对含量（%）12.1584.743.11100.0    5.8 沉降实验     （1）原矿-0.074mm占90%沉降速度测定。     对原矿进行浓度为15%、20%沉降实验，成果见表41，沉降曲线见图25。 表41  原矿-0.074mm占90%沉降速度实验成果沉降时刻弄清区高度（mm）小时分浓度：15%浓度：20%515810301520582830864140112545013667115679120190103140217125223914823026817832802093302832254286229430288232529023562942408297243930024624312266沉降总高度（mm）392362 图25  原矿沉降速度曲线    （2）原矿-0.074mm占60%沉降速度测定。     对原矿进行浓度为25%、30%沉降实验，成果见表42，沉降曲线见图26。 表42  原矿-0.074mm占60%沉降速度实验成果20沉降时刻弄清区高度（mm）小时分浓度：25%浓度：30%5141110251620462530653340844150102501119631 1557614017587219610423020212932061343302081384211142430213145521514862191528225159922616224231179沉降总高度（mm）392362图26  原矿沉降速度曲线     （3）浮选精矿沉降速度测定。     选用图十九浮选闭路实验精矿，矿浆浓度10%、15%，沉降实验成果见表43，沉降曲线见图27。 表43  浮选精矿沉降速度实验成果沉降时刻弄清区高度（mm）小时分浓度：10%浓度：15%512111110193159152882152029124530293265129427313029427422942753294276529427624294276沉降总高度（mm）325325图27 精矿沉降速度曲线     （4）浮选尾矿沉降速度测定。      选用图二十三浮选闭路实验尾矿，矿浆浓度15%、20%，沉降实验成果见表44，沉降曲线见图28。 表44  浮选尾矿沉降速度实验成果沉降时刻弄清区高度（mm）小时分浓度：15%浓度：20%5851015102029193041274053355065441765212098681401198421409923017112332031493302181724222177522818462321877235190823919492431981026122224262222沉降总高度（mm）341321图28  尾矿沉降速度曲线 6 引荐准则工艺流程及技能条件 工艺参数及流程结构： 一段磨矿：-0.074mm占60% 一段浮选：一次粗选、一次扫选、二次精选 二段磨矿：-0.074mm占90% 一段浮选：一次粗选、二次扫选、二次精选技能条件：药剂条件 作业Na2CO3 (g/t)丁铵黑药 （g/t）丁基黄药 （g/t）2#油 （g/t）浮选时刻 （min）一段磨矿粗选60050100405扫选3570205二段磨矿粗选3004080408扫选Ⅰ2040206扫选Ⅱ2040206算计90016533014030图29  引荐浮选工艺流程    7 结语     （1）云南镇沅矿石中金矿藏及其载体矿藏粒度微细，晦气于金矿藏的露出与解离，需要在较细的磨矿粒度条件下进行浮选。     （2）浮选实验研讨标明，该矿石选用阶段磨浮流程成果好于一段磨浮流程，在原矿粒度为90%-0.074mm时，一段磨浮尾矿档次为0.76g/t，浮选回收率为87.15%，阶段磨浮尾矿档次为0.57g/t，浮选回收率为90.52%。因而断定选用阶段磨浮流程进行浮选。     （3）因为矿石中含有一定量的含泥碳质矿藏，影响矿石矿化速度，因而矿石浮游速度缓慢，需要在较高药剂浓度下长时刻浮选。     （4）闭路实验浮选尾矿档次0.57g/t，经产品考察，丢失于尾矿中的硫化物93.3%为脉石包裹，丢失于尾矿中的金97.45%为脉石中金。

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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。 

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。

镍电解系统净化产出的钴渣，主要元素组成列于表1。 表1  钴渣的主要金属元素的含量Co、Ni、Cu、Fe等金属在钴渣中主要以氧氧化物形式存在，在液固比为（3～4）∶1及机械或鼓风搅拌条件下，用硫酸调pH＝1.5～1.7，通入SO2还原溶解。但在初期未通入SO2之前，因Cl－被氧化而放出氧气，还原浸出期间Ni、Co和Cu呈二价离于进入溶液，在鼓空气搅拌浸出时部分Fe氧化成三价。主要化学反应可表示为：在鼓空气搅拌情况下，可发生亚铁离子的部分氧化，如：还原浸出液的成分列于表2。 表2  钴渣还原浸出液主要成分

从云铜集团了解到，到2010年，云铜将在云南省迪庆藏族自治州形成年产20万吨精矿含铜的规模，建成全国规模最大的铜矿山。     2006年下半年，云铜集团将在迪庆首期建成一座2万吨采选厂，此为云南建国以来一次建成的产量规模最大，速度最快，投资最省的铜采选厂。     据了解，云铜集团把迪庆矿业开发作为实施资源战略重中之重的项目，在短短一年多时间一举突破迪庆矿业几十年徘徊不前的局面，新建矿山迪庆矿业公司从洽谈到风险勘探，研究论证，确定采选厂开工建设仅用了14个月，云铜集团先期投入勘探资金5000万元，探获近300万吨铜金属储量。迪庆州投资8000万元建设的矿区公路，11万伏输电线路进展顺利，将于10月份建成。

一、铁矿藏磁化焙烧图    弱磁性氧化铁矿藏改变为强磁性氧化铁矿藏，可用铁—氧系图来研究其磁化焙烧进程。一般将其称为铁矿藏磁化焙烧下图：    图所表明温度对铁的各种氧化物彼此改变联系。图中A点为赤铁矿(约30%氧和70%铁）,L点为褐铁矿,C点为菱铁矿。    菱铁矿在400℃下开端分化，到500℃时完毕(CBD线段),完结磁化进程。    褐铁矿在300～400℃下开端脱水，脱水完毕后，变成赤铁矿。    赤铁矿在400℃时，在复原气氛中开端脱氧,570℃时，较快变成磁铁矿(D点）。    当赤铁矿复原反响终止于D点或G点时，变成磁铁矿，并完结磁化进程。    磁铁矿在无氧气氛中敏捷冷却时，其组成不变，仍是磁铁矿(DM线段)。    磁铁矿在400℃以下，在空气中冷却，则被氧化成强磁性的(γ-Fe2O3(DEN线段);如在400℃以上，在空气中冷却，则被氧化成弱磁性的a-Fe2O3(DB线段).    从图中看出，最佳磁化进程是沿着ABDM或ABDEN线段进行的。焙烧温度要适合。温度过高时将生成弱磁性的富氏体(Fe3O4-FeO固溶体)和硅酸铁；温度过低时，复原反响速度慢，影响出产能力。在工业出产中，赤铁矿石的有用复原温度下限是450℃,上限是700～800℃.如选用固体复原剂时，复原温度是800～900℃.[next]    二、焙烧温度和复原时刻    影响磁化焙烧的主要因素是焙烧温度和复原时刻，复原时刻的长短与焙烧温度、矿石粒度巨细、矿石性质和复原剂成分有关。铁矿石在复原焙烧进程中,一般经过焙烧条件实验来断定适合的焙烧温度和复原时刻,也可用下列经历公式进行核算：      t———矿石复原时刻,min;      a———煤气流速系数，关于流速较慢的竖炉、转炉a=b-10关于流速较快的欢腾炉a=0;      b,c———与矿石性质有关的系数,关于鞍山式铁矿石b=1～1.5,c=2～3;      T———焙烧温度,选用绝对温度T=t+273;      A、B———常数,选用H2作复原剂时A=2762,B=5.3;选用CO作复原剂时A=2306,B=3.36;      P———复原剂的分压,等于煤气气压乘以复原剂成分的体积百分数；      R———焙烧矿石半径,mm.    从式中能够看出,在温度一守时,焙烧矿石粒径愈大所需的复原时刻愈长,在焙烧矿石半径相同的情况下,温度愈高,所需的复原时刻愈短.煤气经过料层的流速愈高,复原时刻愈短    三、焙烧用燃料和复原剂    矿石磁化焙烧加热用燃料和复原进程用的复原剂可分为气体、液体和固体三种.工业上最常用的是煤气、重油和煤。   （一）煤气和天然气    常用的煤气为焦炉、高炉和发生炉煤气。    焦炉煤气含成分高,并要求到1026℃时,才干分化,在复原进程中往往不能参加反响,故用焦炉煤气做复原剂时作用均较差.一起因为热值高m加热矿石时也往往呈现过焙烧m焦炉煤气也不适用于焙烧软化点低的矿石。    高炉煤气可燃成分和热值低,与焦炉煤气混合运用,则成为铁矿石磁化焙烧的杰出燃料和复原剂.我国出产中高炉与焦炉煤气混合份额为78：    发生炉煤气可独自用于铁锰矿石磁化焙烧,也可与焦炉煤气混合运用。    天然气中可燃成分主要是,热值高,可用于直接加热矿石,作为复原剂时,需经裂化才干运用。   （二）重油    重油可用做加热矿石,也可选用蓄热裂解法出产裂化气。   （三）煤    磁化焙烧用的固体燃料和复原剂主要是煤.可量体裁衣选用,但在磁化焙烧中多用褐煤和烟煤。   （四）各种燃料的某些特性    煤气具有毒性和爆破性.在焙烧出产时,要严厉按安全技能操作规程进行。    空气中煤气到达必定浓度时,遇到火就会引起爆破。

于氩气气氛中，用金属镁复原制取海绵锆的出产办法，又称克劳尔法。复原产品经锆真空蒸馏别离除掉其他组分后即可取得海绵锆。 此法于1944年由美国矿务局(U．S．BureauofMine!)的克劳尔(w．J．Kroll)首要研讨成功，1950年用于工业出产。我国于1957年初次用这种办法制得，1964年用它出产原子能级的锆厂投产。这种办法仍是世界各国如今出产海绵锆的重要办法，一般出产规模为年产海绵锆2000～3000t。 原理 镁复原是在多元系ZrCl4－Mg－zr－MgCl2－ZrCl3－ZrCl2中进行的，为多相反响，复原进程和镁热复原法出产海绵钛类似。其总反响式为：ZrCl4(g)＋2Mg(1)→Zr(s)＋2MgCl2(1)反响伴跟着物料的熔融、蒸发、传热、传质、滋润等的进行，海绵锆的生成可分为三个阶段。在第一阶段中，与镁液反响，生成和MgCl2，使镁液的湿润性进步，镁液不断显露自由面而进行气(ZrCl4)一液(Mg)反响。生成的锆沉入反响器底部，随后生成的锆在其熔体表面集合长大。因为镁液沿器壁上匍匐，生成的锆都粘结在器壁表面上。在第二阶段中，足量的镁使反响速度加速，反响区温度增高，此刻主要在熔体表面进行气(ZrCl4)一液(Mg)和气(ZrCl4)一气(Mg)反响。跟着镁液的耗费，镁液自由面消失，反响进入第三阶段。到第三阶段时，生成的锆占有反响器的大部分容积，剩下的镁液经过海绵锆的毛细孔上移而与气态ZrCl4持续反响，MgCI。顺毛细孔流下，海绵锆成为金属镁和MgCl2的搬迁载体。因为镁的削减和它在毛细孔中分散速度的下降，反响速度变慢。当镁耗费65％～70％时复原反响结束。在反响后期，常会呈现因为镁直销缺乏，ZrCl4被复原成活性大而易燃的贱价氯化物(ZrCl2和ZrCl3)的状况，这些锆的贱价氯化物俗称黑粉。 设备 复原炉是一个不锈钢板焊成的柱式圆筒，按ZrCl4参加方法可分为一次性加料和接连加料两种不同的炉型。一次性加料复原炉(图)由复原炉和用法兰与之相连的蒸发炉组成。镁锭预先装好在复原炉内的反响坩埚内，坩埚上方的套筒中心为ZrCl4气体导管。装有ZrCl4的蒸发炉放置在复原炉上。炉盖与真空体系、充氩体系相通。反响生成的MgCl2熔体从溢流管定时从炉内排出。复原结束时所剩的MgCl2可从排放管放尽。产品冷却后连同反响坩埚同时取出送真空蒸馏。这种复原炉的单炉出产能力为700～800kg海绵锆，作业周期48h，镁利用率68％～72％。接连加料复原炉按参加的ZrCI4是固体或气体分为两种炉型。加固体ZrCl4的复原炉的MgCl2排放设备坐落罐身底部，罐盖与ZrCl4料仓相连，ZrCl4经螺旋加料机计量参加。加气体ZrCl4的复原炉分为可拆装的上下两部分，下部是反响坩埚，上部旁侧设MgCl2排放管，顶盖有多路管道，别离与真空体系、加料体系和氩气体系衔接。反响进程中的压力用压力调理管调理。 工艺 一次性加料复原炉开端工作时，先将镁锭放入坩埚，再将蒸发炉连同ZrCl4冷凝器移到复原炉上。两台炉子经过法兰密封对接，抽真空后充入氩气。准备工作结束后，把复原炉升温到1023K熔化镁锭。然后把蒸发炉加热至573～633K温度使ZrCl4逐步蒸发，气体从导管进入复原炉开端反响。反响温度一般为1053～1173K，炉压1．1～1．8×105Pa，反响速度与氩气和ZrCl4的分压比有关。ZrCl4蒸发快，浓度高，反响加速；反之，反响变慢。正确地调理温度和压力就可使复原作业平稳进行。当ZrCl4耗尽时，炉压会急剧下降，标明反响现已完结。 一次性加料复原炉示意图 1－复原炉；2－炉胆；3－坩埚；4－套筒；5－导管；6－蒸发炉； 7－炉盖；8－溢流管；9－MgCl2排放管；10－法兰；11－ZrCl4

用活性较强的金属作复原剂金属化合物以出产金属或合金的办法。复原进程中常发生满足的热量（有时需外加热），以保持反响的自发进行。金属复原剂的挑选应考虑：报价较廉；纯度较高；不与被复原的金属构成合金；渣和杂质易除掉等。常用的复原剂有钠、镁、钙和铝等。在稀有金属出产中，金属热复原法占有明显的位置。金属的氟化物多用钠复原，因生成的易熔；氯化物多用镁复原，因镁相对价廉且生成的氯化镁易熔；氧化物多用钙复原，因钙的活性较强，复原可较彻底。

铬是冶炼不锈钢、内热钢、合金工具钢、合金结构钢以及多种类型铸铁的重要合金元素。随着国民经济的发展，需要更多的不锈、内热、高强度的钢材，铬合金的消耗量也迅速增加。我国铬矿资源短缺，大型富矿少，小矿品位低、贫而杂，大量开采经济上不合理，得不到充分利用。国内有些厂家曾做过铬矿还原直接合金化的工业性试验，铬矿还原率平均为90%，但所采用的铬矿粉为进口铬矿、铬精矿等。因受资源的限制，难以满足大工业生产的需要。铬矿大部分依靠进口，致使铬合金供应紧张，价格高。 为充分利用有限的铬矿资源，降低钢材的生产成本，采用内蒙古乌拉特中旗所产的低品位铬矿，进行铬矿直接还原合金化的试验研究，实验室和半工业性试验证明，铬矿直接还原合金化是可行的。它可以代替高碳铬铁用于炼钢，反应速度快，经济合理，收得率高。在3t电弧炉上冶炼35CrMo钢的工业性试验中，铬矿中的铬的收得率在89.6%~96.7%，平均为92.92%。 1、铬矿中铬的回收率为89.6%～96.77%，平均为92.92%。 2、还原铬矿入炉后25min左右，已得到较好的还原，不延长炼钢冶炼时间。 3、用还原铬合金剂炼钢，钢中增碳量与使用高碳铬铁基本相符。因此，可以代替高碳铬铁使用。 4、还原铬合金剂生产工艺简单，技术容易掌握，生产率高，能改善劳动条件，避免了冶炼铬铁造成的环境污染。 5、采用本还原铬合金剂冶炼35CrMo钢，可使吨钢成本下降，经济效益显着。 6、可提高铬的总回收率约10%，解决了矿山日益增多的廉价铬矿粉的利用问题。

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。