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.概述这是我国云南锡业机械制造有限责任公司（以下简称云锡机械，原云锡机械厂）将原苏式CC-2型摇床改善而成的，故称为云锡式摇床，其结构示于图1。它选用凸轮杠杆式床头，有的选用由其简化的凸轮摇臂式床头。摇床的机架比较简单，床面选用滑动支撑方法。云锡式床面的外形和尺度与6-S摇床面根本相同，不同的是床面在纵向接连有几个斜度。床面选用、漆灰（与锻石膏的混合物）、玻璃钢或聚酯作耐磨层，有粗砂床、细砂床和矿泥床3种。一般，粗砂床面铺梯形来复条，细砂床面铺锯齿形来复条，矿泥床面为三角形沟槽。    云锡式摇床的长处是：床面平坦，抗磨蚀性好，坚固耐用，不易变形，便于部分修补；床头运动的不对称性较大，且有较宽的差动性调理规模以习惯不同的给料粒度和选别要求；床头组织作业牢靠，易磨损零件少，且不漏油。缺陷是：绷簧装置在床面底下，检修和调理冲程均不便利（调冲程时需先放松绷簧）；床面的横向斜度可调规模小（0°~5°）；当横坡及冲程调理过大时，将因为床头拉杆的轴线与床面重心的轴线过火别离而会引起床面振荡。     2.产品实例云锡式摇床适合于在横向斜度较小时处理细粒级、特别是矿泥时运用，是国内使用最广泛的摇床之一（表1）。     （1）云锡机械。该公司出产的云锡摇床由床面，摇床头，滑动支承、绷簧座和调坡组织，给矿和给水槽四部分组成。     该摇床具有较好的运动曲线、床面润滑适度、平坦、耐磨、耐酸、耐碱、耐潮不易变形、运转平稳、操作调整简洁、矿藏分带显着、选矿率高级特色。广泛运用于锡、钨、铅、铋、钛、锰、钽、铌、金等有色、黑色、稀土等矿石重选，当选粒度2~0.019mm。热销国内7000剩余台，并出口巴西、日本、韩国等国家。    (2)石城矿机。该厂出产的云锡式摇床选用YS型玻璃钢床面，床面结构和作业表面材料与6-S型摇床面相同，其长处亦相同。该摇床的技能功能列于表2，YS型玻璃钢床面外形尺度示于图2，摇床装置根底尺度及其A-A切面别离示于图3、4。    出产云锡摇床的供应商还有宁德选设厂、龙矿、宁化矿机等，其技能功能、外形和装置尺度大体与石矿类似。     图1  图2  图3、4       表1  表2

云沙牌铅锭及铅基合金产品，符合国家标准要求和合同要求，出厂产品合格率连续7年均保持100%。云沙牌铅系列产品自投放市场以来，深受用户好评，除在国内的东北、华北、西南和华东畅销外，还远销法国、英国、日本及韩国，在国内市场上具有一席之地。在这里我们为您提供了一幅有关云沙牌铅锭的图，我们猜测可能您通过图片所提供的信息能够更好地了解云沙牌铅锭。 但对于广大用户来说，首先我们应该掌握最基本的铅锭方面的知识。比如有关铅锭的一些分类：国际1号铅：牌号为1#电解铅。Pb不小于99.994；国际2号铅：牌号为2#电解铅。Pb不小于99.99；1#铅锭    含量：99.994%（这是标准的铅锭，目前市场上交易的多数是这种铅锭。）；2#铅锭    含量：99.98%；再生铅 蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例，因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上，再生铅主要用火法生产，含铅量96%；还原铅：以废铅做原料，重新回炉冶炼而得，铅含量通常在96%~98%左右，也可做为生产电解铅的原料；粗铅：从矿山开采所得，一般伴生有金、银、铜、锡等矿产。而这里介绍的云沙牌铅锭就属于标准的铅锭，目前市场上交易的多数是这种云沙牌铅锭。此外还有火炬牌铅锭等其他品牌的铅锭，如果您对这些感兴趣的话，我们欢迎您通过我们网站其他相关页面进行查看。

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云锡价格是很多人都会关心的问题，下文中就会有这方面的知识。云锡氯化亚锡信息当前价格： ≥50：70.00元最小起订： ---  供货总量： 4000kg  发 货 期： 7 天  所 在 地： 中国上海上海市松江区品牌  云锡牌有效物质含量  97（％）产品规格  SnCl2.2H2O执行标准  HG/T2526-1993主要用途  电镀锡,制镜增光剂,香料稳定剂CAS  7772-99-86月14日上海金属化工产品价格品 名     规 格          产地/牌号        参考价( 元/吨 )氯化亚锡  SnS012工业级   上海、云锡        48000-54000 锡酸钠    Na2Sn03 36.5%  上海、云锡        41000-52000 锡酸钠    Na2Sn03 42%    上海、云锡        45000-53000 二氧化锡  Sn02≥98%      太湖牌、云锡      78000-80000 二氧化硒  ≥98%          国产             400-450（rmb/kg) 氧化亚镍  NiO Ni≥76%    江苏、浙江        125000 硫酸镍    NiSO4·6H2O    上冶金川吉镍      38500-41500 硫酸铜    CuSO4·5H2O≥96%  上冶牌等沪产   17000-18000 氧化锌    Zn0≥99.7%      国产             27500-28200 氧化钴    Co0≥73%       上海、新疆        180000-230000 硫酸亚锡  SnS04分析纯    上海、云锡        62000-66000 碳酸锂    Li2C03 99%     新疆              22000-23000 氢氧化锂  Li0H 56.5%     单水、新疆        27000 有机锗    Ga 99.95%     上海隆泰           7000（rmb/kg) 氯化镍    25kg 包装     金川、吉林         39500-46500  如果你想了解云锡价格等更多关于锡的信息，你可以登陆上海有色网进行查询和访问。

[next]     该厂由北京有色冶金设计研究总院设计，1958年建成投产，生产规模为6000t/d。   （1）矿石性质：矿石为残坡积砂锡矿。金属矿物有锡石、褐铁矿、赤铁矿、钛铁矿、白铅矿及少量锆英石、锰结核、孔雀石等。脉石矿物为方解石、电气石、石英、长石、云母、高岭土等。原矿品位锡0.1~0.4%、铁12~15%、二氧化硅25%左右。矿石密度2.7t/m3，松散密度1.6t/m3。    矿石中的锡大部分以锡石存在；少量为酸溶锡，占全锡的10%左右。锡石结晶粒度细，主要集中在0.3~ 0.01mm粒级之间，约占总金属量的80%。0.3~0.15mm粒级才有单体锡石出现。大于0.074mm粒级含锡量占17%，小于0.019mm粒级含锡量为30%。锡、铁致密共生，大于0.074mm粒级中锡、铁结合体含锡高达50%以上。    原矿系水采水运，矿浆浓度为20~25%，含泥（小于0.074）达80%，其中小于0.1mm粒级的矿泥高达62~ 65%，矿泥粘附力强，与锡石结成大小不等的泥团，很难碎散，其极细部分呈胶质状随水飘浮。   （2）工艺流程：可分为原矿准备（包括洗矿、分级、脱泥）、砂矿选别和泥矿选别三大作业系统。    1）原矿准备系统：包括水力洗矿床、隔粗、除草、隔渣、贮矿、冲放矿、分级脱泥及一段磨矿等作业。原矿经准备系统分级脱泥，直接丢除小于0.01mm的矿泥，减少入选量50%，使入选矿石品位富集1.7倍左右。工艺流程见上图：    2）砂矿选系统：砂矿和泥矿原以0.074mm为界，后因刻槽摇床的使用，砂、泥分界粒度降为0.037mm。砂矿采用三段磨矿、三段选别，次精矿集中磨选，溢流集中单独处理的流程。产品为合格精矿和富中矿。进入砂矿选别系统的金属量占原矿的60~70%，其作业回收率稳定在70~75%之间，约占全厂总回收率的80%。工艺流程见下图：[next]    3）泥矿选别系统：原矿准备及砂矿选别系统分出的0.01mm~0.037mm矿泥给入泥矿选别系统，经离心选矿机、皮带溜槽、刻槽摇床选别后产出精矿、富中矿。泥矿系统的矿量占原矿量的23%，金属量占原矿的25%，其作业回收率为45~50%。其粒级回收率：0.019~0.037mm为60%，0.01~0.019mm为20%。    该厂泥矿流程中大量采用旋流器。旋流器依地形自压给矿，具有压力稳定、分级效率高、电耗少、经营费低等优点，因而在提高矿泥回收率和劳动生产率方面取得良好的效果。原泥矿选别设备为五联五层自动溜槽，投产初期效果尚好，但长期运转后，因矿石含粘土，矿泥易粘结于床面，回收率下降，1966年被离心选矿机及皮带溜槽所代替。[next]    泥矿选别工艺流程见下图： [next]     选矿工艺指标、单位消耗指标及主要设备分别见下表：工艺指标项目单位1978年~1984年备注原矿品位     锡%0.129~0.188　精矿品位     锡%45.62~50.62　                     铅%2.73~7.03　富中矿品位  锡%3.22~3.63　                      铅%1.86~2.671982年~1984年指标锡回收率%59.76~66.041982年~1983年指标   其中：合格精矿%52.14~54.66　               富中矿%7.30~12.54　尾矿品位%0.053~0.070　单位消耗指标（按原矿计）名称钢棒钢球衬板水电单位kg/tkg/tkg/tm3/tkW·h/t数量0.034~0.06360.0389~0.05490.0146~0.0278.01~10.485.76~7.14主要设备序号设备名称及规格单位数量备注1Ф1500×2400棒磨机台4云锡制造2Ф1500×2400球磨机台2同上3Ф600×1000棒磨机台1同上41500×3000惯性振动筛台10　5云锡粗砂摇床台27　6云锡细砂摇床台71　7云锡刻槽摇床台66　8Ф800×600卧式离心选矿机台104　91000×3000皮带溜槽台110

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

云锡摇床的技术参数 云锡摇床在使用后，应进行必要的维护和修理，因摇床各部件经常保持良好状况，不但能影响选矿性能和效率指标，而且能增长其寿命。 一、功能及使用范围云锡摇床的全套生产图纸资料是严格按照云南锡业公司的标准图纸所生产，该种摇床主要食用于各种有色金属使用。特别是对多有金属矿尤其能挥发它的奇效功能。它能选别2毫米以下的各种有色金属的重选与精选。经过多年的矿山生产实践证明，云锡摇床具有性能稳定、选矿效率高、平稳、噪音小和使用维修方便等特点，深受广大矿山用户的欢迎。 二、基本结构云锡摇床主要由床面、床头、溜动设备三大部分组成。床面由床架部分和给矿槽等部分组成，床面分有粗砂床面和刻槽床面。根据选矿粒度和浓度的不同选择适当的床面(见附表)。床面支撑在溜动设备上，由床头的床面挂钩连接床面，在床面的推动下使床面往复运动进行选矿。床头系采用偏心轴带动偏心滚轮来推动摇杆支臂，使摇杆支臂叉推动联结丁头螺杆，因而使螺杆往复运动。床头润滑轴承系采用ZQSN5-5-5材料作为滑动轴承，具有噪音小，转动灵活等特点，溜动设备部分主要是用来调节选矿设备所需要坡度，利用手轮调节斜度托板，使床面产生坡度。 三、主要技术参数名称规格技术性能床面尺寸4500×1850×1500mm摇床类别冲程（mm）冲次（次/分）总耗水量（M3/台日）处理量（T/台日）外形尺寸5454×1825×1242mm可调冲程8-22mm粗砂床16-22240-29019030配用电机Y90L-61.5千瓦绒砂床10-16300-320808总机重800公斤刻槽床10-16330-340505

流程由6道工序组成：铋矿的浸出与复原；铁粉置换沉积海绵铋；氧化再生；海绵铋熔铸粗铋；粗铋火法精练；铋浸出渣中有价金属的选矿收回。浸出进程的首要反响如下：浸出液经加铋矿复原，使溶液中残存的三价铁复原为二价。加铁粉，沉积出海绵铋，经过氧化，再生三价铁。 此法在工艺上比较老练，铋的浸出率高（渣计98%～98.5%），综合利用好，污染较小，为进步铋资源的综合利用供给了一种有用的途径。但此工艺材料耗费比较高，1t海绵铋耗用工业1.5～1.8t，氧气0.4～0.5t，铁粉0.5～0.6t。因为选用铁粉置换和再生技能，铁和氯离子在溶液中的堆集不容忽视，废液排放量大，浸出液中因为离子浓度相对较高，黏度较大，渣的过滤和洗刷较为困难。工艺流程见图1。图1  铋锡中矿浸出－铁粉置换提铋工艺流程图

近年来，随着钢铁工业的迅速发展和生产规模的不断扩大，在钢铁冶金生产中产生的含铁粉矿也随之迅速增长。主要包括烧结粉尘、高炉粉尘及尘泥、转炉粉尘、电炉粉尘、轧钢皮及尘泥等，这些粉矿的含铁量比较高，是一种可循环再利用的宝贵资源。此外，金属矿在开采过程中也会产生粉矿，对这些含铁粉矿资源的再次利用，具有重要意义，因此有很多球团厂和钢铁企业均对如何利用含铁粉矿进行了深入的研究[1-2]。 在含铁粉矿利用过程中，还存在以下主要问题：①生产出来的球团抗压力太低，满足不了球团进入高炉冶炼的要求。②制备工艺过程中的粘结剂对原材料要求高，含铁矿粉本身来源复杂，严格要求是不可能的，甚至有的粘结剂还要求原料中要加入一定量的含铁90%以上的金属粉才能固化，这就失去了利用矿粉的意义。③球团的固化时间太长，有的需要几十个小时固化时间、或几十天的养护才能产生抗压力，没办法实现批量生产。 本研究拟开发一种简单可靠、适应性广的球团生产工艺，并具有设备简单、投资少、生产成本低、便于操作等优点；要实现这一目标，首先粘结剂的烘干温度要低，加热时间要短，能源消耗要少，不污染环境，所以首先研制了新型粘结剂。已有不少关于球团用粘结剂的研究[3-6]，在前人研究的基础上，对粘结剂进行了进一步深入研究，获得了新的无机、有机复合粘结剂，以此为基础，对加热固化制度工艺也进行了研究，并探索了粘结剂的合适加入量及粘结剂对不同矿粉原料的适应性，以获得能用于实际工业生产的含铁粉矿的球团化制备工艺。 一、试验条件与方法 （一）原材料 1、粘结剂，采用自制无机有机复合粘结剂(简称粘结剂)。 2、含铁粉矿，来自攀枝花某企业，其化学组成见表1。（二）试验过程 每次称取含铁粉矿原料500g，试验采用人工配料混合，试样加压成型是在万能压力试验机上进行。加压成型压力为30000N/个，每个球团用料30g，直径为25mm。粉矿加压成型后放在加热炉中进行烘干固结，最后测其径向抗压力。其径向抗压力与实际工业生产中对辊压块法生产的椭圆球团两端点间的力更接近，所以在试验中，都是采用的测试试样的径向抗压力。试验过程如图1所示。 （三）抗压力测试 试样为直径25mm，高20mm的圆柱体，每种条件下制作5个试样进行抗压力测试，去掉最高、最低值，取其余3个值的平均值作为该条件下的抗压力值。 （四）所用仪器与设备 加压设备为YE-30型液压式压力试验机，烘干设备为TMF-4-3型陶瓷纤维高温炉，抗压力检测设备为CMT5105型微机控制电子万能试验机。二、试验结果与分析 （一）加热固化制度对球团抗压力的影响 所用粘结剂要在加热条件下才能固化，因此加热固化制度是球团制备重要的工艺参数之一。通过查阅文献，采用自制的无机有机复合粘结剂，首先在固定12%粘结剂用量的条件下，通过改变加热固化温度，进行试验，其固化温度对球团抗压力影响的试验结果见表2。从表2可见，将试样从室温直接加热到加热固化温度并保温1h的条件下，加热固化温度从300，400，500℃，变化到800℃的过程中，试样的径向抗压力是依次增大的，在500℃时达到最大值。当温度800℃时，径向抗压力反而降低了。所以采用500℃为此工艺较合适的加热温度。通过查阅文献，当球团试样加热到500℃左右时，球团试样中的粘土失去结构水，粘土变成了死粘土，相当于常见的泥通过烧制变成了砖瓦，从而表现出球团抗压力的提高。不仅如此，粘土向死粘土的转化，可使球团在雨水作用的条件下不会散开，而保持其力，有利于球团生产后的储存和运输，这对大批量生产球团的企业非常重要。 试验过程中，发现水分对粘结剂的固化作用产生影响，所以设计了在加热固化过程中的一个除水的过程，在105℃时保温0.5h，以除去试样中的水分(表3)。 从表3可见，在105℃保温0.5h后，球团试样的径向抗压力明显提高。在105℃保温0.5h，可以除去球团试样中的水分，防止了水分对粘结剂的固化作用产生影响，所以抗压力就提高了。综上，加热固化温度从300，400，500℃，变化到800℃的过程中，试样的径向抗压力在500℃时均达到最大值。所以选定的最佳加热固化制度是球团在加热固化过程中先从室温升至105℃，让其在此保温0.5h后，再连续升温到500℃并保温1h。 （二）粘结剂加入量对抗压力的影响 在球团化的制备工艺中，球团抗压力的产生主要来源于粘结剂的固化作用，所以粘结剂的加入量的多少，直接影响到球团整体性能，也是进行工业化生产过程中，生产成本的主要部分。用相同的加热固化工艺，采用不同的粘结剂加入量，进行了试验，试验结果见表4。从表4可见，随着粘结剂加入量的增加，球团试样的径向抗压力会相应提高。当粘结剂用量为12%时径向抗压力过到最大值。继续增加粘结剂的用量，当增加到14%时径向抗压力反而有所降低。在球团中，径向抗压力的产生主来源于粘结剂在加热固化过程中形成的粘结膜。所以当粘结剂用量增加，形成的粘结膜球团的数量也会相应增加，球团的抗压力会提高。但当粘结剂用量达到14%时，粘结剂的量早已达到饱和状态，多的粘结剂无法再继续形成粘结膜，反而增加了球团中的水分，影响了粘结剂的加热固化效果，导致其抗压力下降。在粘结剂的加入量为12%，先在105℃时保温0.5h，再连续升温到500℃并保温1h的条件下，在攀枝花某企业进行了球团中试生产试验，并用所生产的球团进行了转鼓指数测定，发现大部分转鼓指数在67%左右，最高的可达90%。 （三）不同粉矿条件下的抗压力 为了验证此球团化制备工艺的普适性，选用了3种不同的粉矿原料进行试验。①原料1。高铁粉36%，中加粉40%，转炉污泥24%，含铁量50.81%。②原料2。泥矿20%，中加粉30%，高铁粉30%，铁精矿20%，含铁量52.31%。③原料3。泥矿10%，中加粉50%，高铁粉40%，含铁量50.89%。 按粘结剂加入量为12%，烘干制度采用先在105℃时保温0.5h，再连续升温到500℃并保温1h的工艺方案，对以上3种不同的粉矿原料进行试验，结果见表5。从表4可见，3个不同的原料配比，按此工艺，其球团试样的径向抗压力最低为1.4153 kN，达到了使用的要求。该工艺对粉矿原料没有特别的要求，具有普适性，有很广的应用前景。 通过对加热固化制度、粘结剂的加入量对含铁粉矿球团化力的影响试验，找到了一套合适的制备工艺。此制备工艺生产的球团径向抗压力较高，能满足进入高炉冶炼的要求；此制备工艺对含铁粉矿的原料没有严格的要求，具有普适性；在此工艺中，固化时间为2h左右，生产周期短，适合企业实现批量生产；为解决目前球团生产中存在的主要问题奠定了基础。 三、结论 （一）试验研究表明，球团在加热固化过程中，先在105℃时保温0.5h，除去球团中的水分，再连续升温到500℃并保温1h的工艺方案，所生产的成品球团径向抗压力可从1.5731 kN提高到1.9122kN，成品球团还能抗水，便于工厂保存和运输。 （二）当粘结剂的用量在12%时，所制备的球团径向抗压力最大达到1.9122 kN，能满足高炉冶炼的要求。 （三）通过对不同含铁粉矿的试验研究表明，此工艺对粉矿原料没有特别的要求，具有普适性。 参考文献 [1] 甘勤．攀钢含铁尘泥的利用现状及发展方向[J]．金属矿山，2003(2)：62-64． [2] 田昊，马晓春．烧结除尘灰混合炼钢污泥喷浆的工艺设计与应用[J]．烧结球团，2005(4)：34-36． [3] Eisele T C，Kawatra S K.A review of binders in iron orepelletization[J]．Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review，2003，24(1)：90-98． [4] 刘新兵，杜烨．含有机粘结剂人工钠化膨润土在球团生产中的应用[J]．烧结球团，2003，28(6)：47-50． [5] 李宏煦，姜涛，邱冠周，等．铁矿球团有机粘结剂的分子构型及选择判据[J]．中南工业大学学报，2000，31(1)：17-20． [6] 杨永斌．有机粘结剂替代膨润土制备氧化球团[J]．中南大学学报：自然科学版，2007，38(5)：851-857．

由于近几年我国钢铁原料----铁精粉价格的攀升，河沙选铁的利润大幅度提高，专用机械----河沙选铁船、磁选机等系列选矿设备得以在全国范围内大面积推广。 中科公司生产的河沙铁粉提取磁选机有实际的应用效果。 这些选矿设备大致的工作原理为：通过磁选机将河沙中的磁性铁选出来。下面就具有代表性的设备--挖沙选铁船的构造、原理以及操作规程简介如下： 挖沙选铁船由浮体、链斗挖沙系统、筛分系统、磁选系统、尾沙排除系统、动力系统组成。 首先，河道里有水，我们的选矿设备必须要浮在水面上工作，因此我们用3.5-4毫米的钢板做成了浮体，根据挖沙深度的不同，浮体的宽度和长度都有相应的尺寸要求，一般宽度在1.5-2米之间，长度在16-32米之间。 另外，我们为了增加船的稳定性，两个浮体之间间隔了一定的距离，一般为1.5米左右。顾名思义，这套选矿设备的上料系统是链斗式的挖沙系统，河沙由链斗提上来以后，因为有大小不一的石子，为了保护磁选机的安全，必须经过筛分系统。根据河道的环境不同，一般来说，石子比较少、直径比较小的河道用自震式比较好，维修方便，节省动力(约3KW)。而石子很多，直径又比较大的河道就要用滚筒式的筛子了。经过筛分后的石子一般直接流入河道，如果有经济价值也可由传送带输送到岸上出售;河沙转入磁选系统。磁选系统主要是磁选机和水洗精选系统。 磁选机的磁表强度一般要达到3800-4500高斯，规格为750*2200-2400，这样配套才能达到90%的净选率。水洗的作用是提高毛铁粉的品位，一般可在30-45之间自由调节。尾沙排除系统的作用是将选去铁粉的尾沙排到远离本机械的地方，以保证本机械能正常的工作。一般有自流式、传送带式、抽沙泵式三种形式当然这也是根据河道的具体环境来定的。

该厂于1952年由云锡公司自行规划，1954年建成投产，规划规划为1500t/d，实践可达1800t/d。原矿三分之二系老厂脉锡矿，其次为松树脚脉锡矿，两种矿石在砂矿体系别离处理，矿泥则兼并处理。   1）矿石性质：老厂脉锡矿属高温热液脉状锡石氧化矿。金属矿藏除锡石外，首要有褐铁矿、赤铁矿、铅铁钒、砷铅矿、孔雀石、异极矿、水锌矿等。非金属矿藏有石英、方解石、白云母、电气石、石榴子石、高岭土等。围岩为大理岩、白云岩互层。    原矿中铁矿藏含量很高，约占矿藏量的75~80%，其间30%以上呈土状。    锡矿藏中99%为锡石，但单个矿体含锡石仅73%。锡石首要呈浸染状、细粒状嵌布于铁矿藏中。锡石被铁染粘土包裹的现象在各粒级中均可见到，表面有空隙的锡石常被氢氧化铁所充填。少数锡石与石榴子石、电气石、孔雀石、铅矿藏等结合。锡石单体最大粒径为0.5~1.0mm，0.3mm以下单体含量逐步增多，0.074mm粒级的单体锡石可达60~80%，但0.01mm以下仍有结合体存在。    铜矿藏中有70%左右为结合氧化铜。锌简直都是难选氧化锌。铅矿藏中易选铅矿藏约占30~35%，在重选过程中与锡精矿一起产出，钨矿藏也在锡精矿中有所富集。    矿石密度为2.9~3.2t/m3，安眠角36~37°。原矿含水一般为10%，旱季则高达15%。与其它脉锡矿比较，原矿中块矿少、含泥多，小于0.037mm粒级占25~35%。    松树脚脉锡矿较老厂矿石含铁低，含铅高，锡石结晶粒度更细，原矿大块多，粉矿少。老厂与松树脚两矿的原矿粒度组成以及原矿多元素分析见下表： [next]原矿多元素分析元素称号SnPbAsFeCuZnWO3含量，%老厂0.350.6~0.80.7~1.125.0~30.00.5~0.60.4~0.70.05~0.07松树脚0.4~0.51.1~1.37.0`10.00.4~0.6     2)工艺流程：该厂有干、湿两套原矿进料体系。冬、春两季来矿含水低时，用干式进料体系出产，即原矿由带式输送机自矿仓运至粗碎前条筛；当来矿含水高于10%时，选用湿式进料体系出产，即用水水冲水运至平板振荡筛洗矿分级。    选矿工艺流程可归纳为原矿洗碎、砂矿阶段磨选、次精矿会集处理、矿泥重选。详见下图：    该流程特色是：    1）原矿洗碎入磨：原矿粗碎后进圆筒洗矿机，洗后的块矿经细碎后给入棒磨机磨矿。原矿含粉矿较多，小于2mm的粒级约占50%，其间单体锡石近45%，锡金属占有率高达75~80%。洗矿后这部分粒级进入洗矿机溢流，不经榜首段磨矿而直接给当选别作业，然后节省了棒磨机容积，削减锡石过破坏率约5%，相应进步锡收回率2~3%。[next]    2）强化分级脱泥：选用了先分级（以0.074mm为界），后脱泥（以0.019mm为界），再分级（以0.037mm为界）的流程。除榜首段磨矿外，其他各段磨矿前皆有水力旋流器或分泥斗分级脱泥，以削减合格粒级入磨。各段摇床选别前又有分泥斗、分级箱分级脱泥，尽量削减细粒锡石在摇床选别中丢失及细泥对选其他影响。多层次的分级脱泥，为各段磨矿和选作业发明了较好的给矿粒级，使各磨、选设备发挥了杰出的功率。    3）阶段磨选:原矿中锡石嵌布粒度粗细不均，锡石性脆易碎，若一次磨到终究粒度是晦气的。实践标明，砂矿体系宜三段磨矿、三次选别，完成“能收早收，能丢早丢”。棒磨机产品粒度均匀，过破坏现象少，故榜首、二段磨矿选用棒磨机。磨矿流程的特色是榜首段用筛子闭路，其它各段则由选别摇床按粗、细中矿别离循环闭路。    4）次精矿会集处理：次精矿较中矿含锡档次高，且随作业不同而相差10~15倍，有适当数量的单体锡石、铁矿藏多，铁档次高达40~50%，锡、铁矿藏结合严密、分选较难。次精矿会集预选一次，选出其间的单体锡石，余留的结合体则再磨再选。这样，一可充沛收回单体锡石，二可削减铁矿藏对砂矿选其他搅扰，三可加强磨放，使次精矿中锡铁矿藏充沛解离，进步锡收回率2%以上。    5）矿泥重选，选冶结合：针对进入泥矿选别体系的锡矿泥（0.019~0.037mm）含锡档次低，粒度细，沉降速度慢的特色，使用离心选矿机粗选，很多丢掉尾矿，削减进入皮带溜槽作业矿量，节省厂房面积，节省电耗。此外又用六层矿泥摇床处理离心选矿机及粗、精选皮带溜槽的尾矿，可产出供烟化炉溶炼的含锡档次大于3%的富中矿，简化出产流程，避免中矿恶性循环，最大极限地收回了锡、铁连生体，发挥了选冶效益。较仅产出单一锡精矿的泥矿选矿选别流程，作业收回率进步5~10%，对原矿则进步收回率1.5~2.0%。    该选厂1980年曾经，原矿含锡档次为0.7~0.8%，矿石可选性好，锡归纳收回率为77~80%，其间老厂氧化脉锡矿可达80~82%，松树脚氧化脉锡矿为72~74%，选矿本钱为5.5~6.5元/t（按原矿计）。1980年今后，原矿档次下降，矿石可选性变差，选别目标也有所下降，详见技能经济目标下表：[next] [next]     选厂铅的收回率为28.0~32.0%，精矿中矿藏首要是铅铁钒，次为砷铅矿。此外，也曾从重选尾矿顶用浮选办法收回铜，流程为一粗、一精、一扫，可获得铜精矿档次为8%，收回率为16~17%的目标。    选厂单位耗费目标及首要设备别离下表：单位耗费目标（按原矿计）称号钢棒钢球衬板电水选厂归纳单位Kg/tKg/tKg/tkW·h/tkW·h/tm3/t数量0.20~0.210.27~0.280.12~0.1428.0~30.038.0~40.024.0~26.0  首要设备序号设备称号及规格单位数量补白1250×400颚式破碎机台2以下为一个砂矿系列设备2圆筒筛台1　3Ф1120×3620圆筒洗矿机台1　4Ф1500×3000溢流型棒磨机台2　5Ф1500×2400格子型球磨机台2　6云锡摇床台80　7Ф800×600离心选矿机台44以下为泥矿体系悉数设备81000×3000双层双联皮带溜槽组4　91000×3000单层四联皮带溜槽组5　103000×1350悬面六层矿泥摇床台24

云锡座式六层矿泥摇床早在1963年就由云锡机械研制成功，并在该公司各选厂运用，但结构上存在缺陷，工作毛病多，修理困难。因而，在20世纪80年代对其进行了严重改善，成为新的悬挂式六层矿泥摇床，所以前者被筛选。     云锡悬挂式六层矿泥摇床的结构特点是：①床身用钢绳悬挂支承，减少了运动阻力，工作牢靠，制作简略，床身拆装修理便利；②用钢绳悬吊后床身受力由不对称变为对称，原有的粗笨夹板结构可改成轻盈的角钢结构，床身分量也明显减轻，然后消除了导致事端的本源，且床面调坡也很便利；③选用已很多推行运用的云锡-Ⅰ型床头，矩形床面选用木质-灰原料和玻璃钢刷漆原料；床层距离较小，为170mm，净空为90~110mm，第一层床面距地高度为1438mm。     云锡悬挂式六层矿泥摇床适用于处理0.019~0.074mm的细粒重矿藏，与单层摇床比较，选别目标附近，占地面积亦附近，而处理才能可进步两倍。云锡机械已在所属选厂推行运用这种摇床。     该摇床主要由云锡机械出产，其技术参数列于下表。     表

云南冶金集团总公司历时８年攻克粗铅冶炼技术难题，自主研发出高效、节能、清洁炼铅新技术“富氧顶吹熔炼—鼓风炉还原炼铅工艺”，在世界上首次采用该技术在曲靖实施工业化应用获得成功。　　云冶集团已建成年产８万吨的粗铅生产线，从投产至今累计生产粗铅１０万吨，实现销售收入１２．２８亿元，新增利润５．７８亿元，自２００５年在曲靖实现工业化应用以来节约资金达５００万元。将该技术应用于粗铅冶炼首获成功，是我国粗铅冶炼的重大技术突破，标志着我国粗铅冶炼技术达到世界领先水平。　　长期以来，世界８０％以上的粗铅均采用传统的烧结—鼓风炉熔炼工艺从硫化铅精矿中提取，但该工艺能耗高、污染严重，并造成硫资源的浪费，因此，被国家列为限期淘汰的生产工艺。而“富氧顶吹强化熔炼技术”作为世界上先进的冶炼技术，虽已成功应用于铜、锡的熔炼，但在铅精矿的粗铅冶炼上一直未能实现工业化应用。　　在国家发改委和省发改委、省科技厅支持下，云南冶金集团总公司引进国外先进的艾萨炉“富氧顶吹强化熔炼技术”，在消化吸收再创新的基础上，与集团自主研发的“富铅渣鼓风炉还原熔炼技术”及“鼓风炉强化熔炼技术”进行集成创新，形成了国际独创、具有自主知识产权的“富氧顶吹熔炼— 鼓风炉还原炼铅工艺”，为产业化提供了经济效益好、环境污染小、能源消耗低的全套生产工艺技术。与传统技术工艺相比，该技术既发挥了富氧顶吹熔炼环保、节能的特点，又发挥了鼓风炉还原熔炼处理量大、投资低、工艺简单、操作维护方便的优点，具有广阔的推广应用前景。应用该技术，粗铅冶炼过程中排放的烟气可回收制酸，解决了烟气直接排放对环境的污染问题，且每吨粗铅可减排０．６至０．８吨二氧化硫，总硫利用率达９８．５％，粗铅直收率为５０％，烟尘率被控制在１５％左右；通过余热回收等技术，使每吨粗铅的冶炼综合能耗为４２３吨标准煤，比传统工艺少消耗２１２吨标准煤；该技术适应性广，在高杂质铅精矿、不同返料比例、各种铅渣等的冶炼中均可应用。.

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。

碑是铜电解出产进程中的首要杂质，为确保电铜质量，有必要将电解液中的砷操控在必定规模内。因而，砷的脱除成为电解液净化的首要内容。因为脱砷电耗高，一般可达整个铜电解进程电能耗费的3%～5%；且还随同很多铜的脱除，导致铜的直收率下降。因而，脱砷进程的费用，成为电解出产成本的重要组成部分。 目前国内铜电解出产中的脱砷办法首要有电积脱砷法、溶剂萃取法两种。电积法是最首要的办法。别的，沉淀法、膜别离法等办法，虽有很多研讨，但没有见在出产中运用的报道。国内的接连电积脱砷法首要有某厂的“诱导法脱砷”，中南大学的“操控阴极电势电积法脱铜砷”，云南铜业股份有限公司（以下简称云铜）的“并联循环接连电积脱砷法”。本文将介绍“并联循环接连电积脱砷法”在云铜的研讨和实践。 一、电解液净化的工艺流程 各铜冶炼厂商依据本身的工艺特色和财工艺知道的不同，选用了不同的电解液净化流程。不同的流程，对净化进程的操控和经济技术指标将发生显着的影响。云铜依据电解液净化的使命，即铜离子浓度的平衡，电解液砷和镍的脱除，挑选了图1的流程。图1  电解液净化流程图 Fig.1    Flowsheet of electrolyte purification 它有用的衔接了各工序间的工艺特色和物料特性。即经过电解液的蒸腾浓缩、冷却结晶出产硫酸铜，下降了溶液中铜离子的浓度，并进步了溶液中砷、镍、硫酸的浓度。这为电积脱砷进程的溶液供给了恰当的铜砷浓度；为硫酸镍出产进程供给了高浓度的溶液。然后削减了电积脱砷进程铜的无效耗费，进步铜的直收率，并下降电能耗费。必要时，还能够对结晶母液进行再结晶或弄清别离，将铜砷浓度操控在适宜的规模。 二、电积脱砷进程影响要素及操控要素分析 传统的电积脱砷进程，一向被AsH3的分出和脱砷功率低两大问题所困扰。简略导致脱砷现场操作人员砷反常；且脱砷设备才能低、能耗高、铜直收 率低损耗大等问题。云铜依据本身的实践和知道，对电积脱砷进程的原理、影响要素和操控要素进行研讨、实验和实践。 （一）脱砷进程的影响要素分析 对硫酸铜结晶母液、电积脱砷产出的砷渣、脱砷后液三种物质中砷的形状进行了分析。化学分析发现电解液经过硫酸铜出产的蒸腾浓缩后，结晶母液中的砷被悉数氧化为五价砷。经过对砷渣进行的X-衍射和电子探针分析，在砷渣中未发现单质砷；而一切的砷都以砷铜合金办法存在，别离是β－Cu3 As和Cu2 ALS。砷渣成分为(%)：单质Cu8.10、β－Cu3As70.30、Cu2 As 7.20、Cu2O6.50、Cu2S04·5H205.20、其它2.70。分析电积脱砷后液，其间的砷悉数为三价砷。 依据以上分析，可判别在电积脱砷进程中，首要进行铜离子的脱除，跟着铜离子浓度的下降，阴极电位随之下降。当铜离子浓度降至必定值时，溶液中的砷开端在阴极双电层很多吸附而被复原，使砷与铜一同在阴极一起结晶分出，构成了砷铜合金，因为构成砷铜合金，所以，其反响的电极电位将高于单质砷分出的电位。跟着铜离子的进一步下降，将会呈现H2和AsH3气体的分出，这是脱砷进程中需求尽量防止的。因而，电积脱砷进程的反响可用表1反响式来描绘。 表1  电积脱砷进程的电极反响式及其电位(60℃) Table l  Equations and potentials during removal of arsenic in electrowinning依据上述分析，可判别溶液的铜离子浓度、砷离子浓度、铜砷浓度比是电积脱砷进程的重要影响要素。尤其是，铜离子浓度的凹凸决议着电积进程的详细反响和反响的次序，也决议着阴极反响的产品。在电积进程中怎么削减单质铜的产出，防止H2和AsH3气体的发生，使砷构成合金分出，是整个出产操控的关键要素。因而，在出产进程中一切的操控行为和办法都将围绕着上述要从来开展工作。 （二）脱砷进程的操控要素分析 在电积脱砷进程中铜和砷被脱除，使溶液中的铜和砷离子浓度被下降。这一进程中离子浓度改变的规则可用以下式子来表述 Ix qx ηx－Q进C进x－Q出C出x I总=I砷+I铜+I氢+I Q进=Q出=Q Ix qx ηx－Q(C进x －C出x) 上式中Ix为电积脱砷进程中用于脱除铜、砷和分出氢、各物质的电流强度；qx为在阴极分出各元素的电化当量；ηx为分出各元素的电流功率； C进x、C出x别离标明溶液中相应元素在进出液端的浓度；Q标明溶液循环的量。     从上式可看出在电积脱砷进程中所操控的离子浓度，是指进液、出液和槽内溶液三部分的浓度。这儿需求特别强调的是脱砷槽内各电极间的溶液浓度。关于槽内的溶液浓度能够用进出液的浓度差来表征，这一差值越小，越能真实地反映槽内溶液的直实状况。因而，脱砷进程的影响要素别离有：进液端溶液的浓度、溶液的循环量、溶液的循环办法、电流的强度。  “诱导法脱砷”因为其操控办法的原因，即串联循环，且循环量低。导致出产进程中很难确保上述要素得到操控，往往会在其结尾阶段引起气体的分出。而“并联循环接连电积脱砷”选用了下进上出的并联循环办法，并经过操控溶液循环量、电流强度和进出液端溶液浓度有用地处理了上述问题。 上述分析指出，为防止脱砷进程H2和AsH3气体的分出，关键在于操控铜离子浓度。依据出产实践一般要求将铜离子浓度操控在1.5～6.5g／L为削减单质铜的分出，下降无效铜的损失和电能的耗费，要求溶液中铜与砷的浓度构成必定的份额，尽量使铜和砷构成β－Cu3 As和Cu2 As。因而，溶液的铜砷浓度的比值一般操控在Cu：As=(1.7～ 3.0)∶1 。为确保此份额，要在脱砷前对溶液进行预处理。一般对硫酸铜结晶母液进行再结晶或弄清别离，下降溶液中铜离子浓度 别的，为验证经过进步槽内溶液浓度均匀性，进而进步脱砷功率的想象。曾在脱砷槽内布入风管进行鼓风拌和，期望经过拌和进步电极间溶液铜和砷浓度的均匀性，进而进步脱砷功率。但发现其成果却是相反的，脱砷功率下降了。并且阴极表面分出的结晶产品，由本来的黑色，变为了赤色和红黑色；由颗粒状变为了小块状，且与阴极的粘附力显着进步；一起使溶液中铜离子浓度显着下降，而砷离子浓度显着上升。鼓风8h后溶液中Cu的浓度由鼓风前的5.62g／L降到2.38g／L，而As则由3.98g／L升高到6.23g／L。 经过此实验，证明了在大循环量的条件下(30～40 L／min)，因为阳极分出了很多氧气，使槽内电极间的溶液得到了充沛的拌和，达到了均匀性的意图。当别的鼓风拌和后，将会进步铜和砷离子的分散才能，但因为铜离子在阴极双电层内部有较强的吸附优势，使双电层内砷离子的吸附量下降，然后使电极进程首要进行铜的脱除。这就标明在脱砷进程中，有必要确保阴极表面双电层内铜和砷之间有适宜的份额，使铜和砷构成铜砷合金，以削减单质铜的分出和铜的无效消费。 为削减动力的耗费，期望能使脱砷进程在常温下进行，防止蒸汽加热溶液的动力耗费。但依据实验发现，在溶液处于常温或30～40℃的低温时，硅整流器很难进步输出电流，乃至无法输出，而此刻的输出电压却处于较高的规模内。只要经过电积进程发生的焦耳热逐步进步溶液温度后，整流器的输出电流才会逐步升高，而电压逐步下降。因而，在电积脱砷进程中，有必要将溶液加温至60～65℃。 综上所述，电积脱砷进程的影响要素和操控要素首要有：脱砷槽进出液的铜离子浓度、砷离子浓度、铜和砷的份额、溶液的循环量和循环办法、溶液的温度以及相对应的电流强度。 三、并联循环接连电积脱砷的实践 依据上述分析和实验，云铜于1997年8月在电积脱砷进程采取了“并联循环接连电积脱砷法”。经过10多年来的出产实践，取得了杰出的作用。此办法具有以下特色：  （1）出产现场清洁安全 因为选用大循环量使溶液浓度能得到精确的操控，然后有用的按捺了气体的发生，确保了出产现场的安全。防止了其它电积办法在结尾阶段分出AsH3的现象。对脱砷现场进行检测，未测出AsH3。经过对槽面进行掩盖，由抽风体系和捕捉体系对产出的酸雾进行有组织的排放和搜集，然后确保了出产现场的清洁。 （2）脱砷功率高、能耗低 经过对脱砷前液进行预处理，使溶液铜和砷浓度比操控在要求的规模内，以及对一切脱砷槽都选用了大循环量，确保了槽内溶液铜砷浓度的均匀性，并进步了溶液浓度与电流强度之间的匹配才能和容余才能。然后进步脱砷进程构成砷铜合金的工艺确保，进步了脱砷的功率；削减了无效铜的耗费，进步了铜的直收率，下降了电能耗费。因为对溶液进行加温，使其操控在60～65℃，防止了送电初期因温度低而引起的槽电压高电流低的现象，并下降了槽电压，削减了电能耗费。 因而，脱砷功率和归纳电流功率在90%以上；每吨As的电能耗费低，一般在15000 kW．h以下；砷渣中铜砷比低，一般操控在Cu∶As=(1.8～2.8)∶1，挨近β－Cu3As和Cu2As理论比值的2.545∶1和1.696∶1，然后进步了电解进程铜的直收率。而改进前砷渣中Cu∶As =(6～11)∶l。   （3）阴极产品处理便利 经过工艺参数的操控，使阴极产品呈红黑色、翼色颗粒状；颗粒与阴极的粘附性低，易从阴极掉落。一般每天对脱砷槽进行一次停电查看和处理，用钢刷将阴极表面的砷渣刷入槽底，防止砷渣在阴阳极之间构成短路。依据电流状况，4～7天出一次砷渣。砷渣用滤斗从槽底捞出，每槽的操作时刻一般在15 min左右。砷渣经过真空过滤洗刷后送至下道工序进行归纳收回。因而，操作简略，劳作强底低，出槽进程周期短。 （4）阴极材料简略并能重复运用 阴极材料为铜电解进程中产出的铜残极，选材简略，且导电性好。防止了运用阴极片时导电欠好，耳攀腐蚀开裂等问题。因而，没有呈现曩昔运用阴极片时，因阴极耳攀的开裂，而导致的阳极耳部被烧断的问题，以及捞阴极片的问题。因为其杰出而安稳的导电才能，确保了脱砷出产进程中高电流下的导电功能和出产的安全。因为阴极产品为颗粒状，易掉落；因而，经过简略的刷板后阴极还能够重复运用。 （5）设备出产才能大 因为对脱砷前液的预处理，进步了砷的浓度，下降了铜的浓度。因为选用大循环量并联循环，以及导电功能杰出而安稳的铜残极用阴极。使一切槽子都处于同一脱砷状况，而不存在分段脱铜脱砷的问题；一起能够选用高电流密度（最高达320A/m2以上）进行脱砷。所以，设备脱砷才能大，以云铜为例其每槽的脱砷才能可达73Kg/d以上。 四、定论 “并联循环接连电积脱砷法”在云铜经过了10多年的出产实践，取得了显着作用。具有操控精确简略、出产进程安全安稳、操作进程简练、劳作强度低、设备才能大、脱砷功率高、能耗低、铜的直收率高级特色。此办法于2007年获得了国家发明专利（ZL200410021941.X）。

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。

伴生金属天然铋涣散在各产品及中间产品中，除在锡钨混合粗精矿中富集外，硫化矿藏中亦有富集。依据天然铋的密度较磁黄铁矿大的特色，在铜硫别离的硫精矿和锡钨别离的脱硫产品中进行摇床选铋，可获得档次为12.93%、收回率4.13%左右的铋精矿。    75%左右的锌会集在铜、硫全浮选的泡沫产品中。经过铜、硫别离，36%的锌进入铜精矿，39%的锌进入硫精矿，虽然在铜、硫精矿中别离收回锌，但铜精矿中收回锌药剂耗量大，其间耗费硫酸锌一项的锌量就适当所收回锌的60%。铜在锌精矿中丢失也达2~3%。后来用（0.3~0.5%SO2）在硫化物浮选作业中按捺锌，使锌矿藏相对会集在硫精矿中达53%。会集选锌，可获得档次为30%、收回率为21%左右的锌精矿。长时间出产标明，原矿锌档次在0.7%以上时，能够收回到冶炼要求的终究精矿；原矿锌档次为0.7%以下时，经屡次精选，也难到达冶炼要求。为此，选矿厂采纳原矿含锌高时选锌，含锌低时不选锌的灵敏流程。1980年该厂工艺流程查定目标见下表： [next]     因为原矿含硫高，经浮选进入泡沫产品的矿量约占48%，即令原矿硫档次大幅度下降，进入泡沫产品的矿量仍有30%以上。实践进入重选作业的矿量仅占原矿的三分之二，然后大大节省了重选设备、厂心面积和出产用水。但原矿硫档次的改变常引起选别目标的动摇和浮、重设备的不平衡。因而往后相似矿石工艺流程的规划应充分考虑其适应性。    别的矿石含硫高，药剂用量也大，特别是石灰、硫酸铜的很多运用形成选别设备和管道的腐蚀、结垢，给选厂出产管理带来很大的困难。为此，广泛运用橡胶、辉绿岩铸石等耐腐材料，如浮选机叶轮、盖板的挂胶、旋流器、砂泵泵室的衬胶，浮选机阻尼挡板、底衬、拌和槽、自流沟、矿槽、漏斗等运用辉绿岩铸石面料，提高了设备和零部件的运用寿命。    选厂首要技能经济目标、单位耗费及首要设备别离见下三表： [next] 首要设备序号　　　1600×900颚式破碎机台12Ф1650中型圆锥破碎机台13Ф1650短头圆锥破碎机台141800×600自定中心振动筛台25Ф1500×3000棒磨机台86Ф1500×2400球磨机台97Ф2700×2100球磨机台186A浮选机槽11293A浮选机槽2610CC-2摇床台25211Ф800×600离心选矿机台5612Ф1200单螺旋分级机台8131000×3000双层皮带溜槽台3214Ф30m浓缩机台415Ф18m浓缩机台21668m2过滤机台41734m2过滤机台2

该厂由昆明有色冶金设计研究院设计，1965年建成投产，生产能力为1800t/d.   （1）矿石性质：该厂所处理的矿石系高温热液锡石多金属硫化矿。主要金属矿物有磁黄铁矿、黄铁矿、白铁矿、黄铜矿、锡石、铁闪锌矿、白钨矿、自然铋等。脉石矿物主要是辉石、方解石、石英等。矿石硬度10~ 12，密度3.8t/m3，松散密度2.2t/m3，安息角35~38℃，矿石含水4%。    投产初期，原矿中硫化物含量约为50%左右，其中主要是磁黄铁矿。随着矿山采场开拓深度的增加，主金属锡品位已由原来的0.8%下降到0.4~0.5%，钨由0.14%下降到0.07%，铜品位由0.6%下降到0.3~0.4%，锌品位由1.2%下降到0.5~0.9%，硫由19%下降到9%，而矿石含泥量却逐年增加，小于0.074mm粒级量由6.8%增至13% 。锡石在磁黄铁矿、萤石、辉石矿块中，呈不规则的粒状或不完整的晶体产出，粒度一般为0.0085~0.14mm。也有少量由锡石晶体或不规则的粒状构成的聚集体，粒度可达3mm.磁黄铁矿主要呈不规则的大块产出。矿块中常有辉石、萤石、方解石、黄铜矿等。黄铜矿在辉石、磁黄铁矿块中呈不规则的粒状或较好的晶体，部分与方解石，部分与方解石、萤石结合，粒度0.01~4mm。部分黄铜矿在辉石晶体之间，呈不规则的网状、脉状或条格状，脉幅宽0.017~3mm，一般为0.05~0.12mm，小于0.15mm才出现单体。钨矿物主要为白钨矿，结晶粒度较细，小于0.074mm才出现单体。自然铋在磁黄铁矿中呈稀散的细小颗粒存在，粒度约为0.003~0.04mm。闪锌矿在磁黄铁矿、萤石、辉石矿块中呈不规则粒状，粒度0.05~0.75mm 。    原矿多元素分析、矿物相对概量及物相分析分别见下三表：  原矿多元素分析元素名称SnCuZnWoFeSBi含量，%0.42~1.1070.38~0.470.815~0.880.096~0.1729.0~31.36.5~18.420.035元素名称AsCaF2SiO2CaOAl2O3MgO　含量，%0.013~0.0378.10~9.9513.21~17.08.30~9.52.2~2.161.0~12.13　[next] 矿物相对概量矿物名称磁黄铁矿黄铜矿闪锌矿锡石萤石黄铁矿辉石方解石石英氢氧化铁云母符山石黑钨矿概量，%551.641.330.315.60.5224.582.40.30.230.13少量  几种主要金属的物相分析物相名称锡相铁相铋相锡石中的锡硫化锡中的锡及其它磁黄铁矿中的铁黄铁矿中的铁氧化铁中的铁自然铋辉铋矿、铋华及其它含量，%88.28~982~11.923.810.988.21928物相名称锌相铜相硫化锌硅酸锌氧化锌原生硫化铜次生硫化铜游离氧化铜结合氧化铜含量，%62251313~76.759.3~119.3~114.65~5    （2）工艺流程：碎矿为三段一闭路流程，后由于矿石性质变化，含泥含水量增加，影响了矿石运输、卸矿、筛分等设备的正常运行，现正在增设洗矿措施。生产采用浮、重、浮联合工艺流程。实践证明，该流程处理细粒浸染的锡石多金属硫化矿是适宜的。除回收主金属锡、铜、钨外；同时对铋、硫、锌进行综合回收。选厂工艺流程见下图：[next]

我国的锡矿山尾矿堆存量大,目的组分及伴生组分复杂,采用常规选矿方法难以有效回收利用.在矿产资源日益贫化的大背景下,为保障我国锡工业的持续发展,有必要对我国锡矿山尾矿中有价金属的回收进行客观现实的分析、研究,并采取相应对策.针对云南锡业公司的尾矿中铁与锡的嵌布关系复杂的特点,研究了氯化-还原焙烧法回收尾矿中的铁和锡,确定了最佳工艺条件.试验结果表明,在焙烧温度为1200℃,焙烧时间为60min,还原剂、氯化剂、催化剂用量的质量分数分别为14%,6%,5%的条件下,可获得品位57%的铁精矿和品位20%的锡精粉.

6-S摇床与云锡摇床技术参数对照表：类别项目LS型（6-S）YS型（云锡）传动机构6-S型床头云锡型床支承方式摇板支承滑动支承调坡方式定轴式调坡机构变轴式调坡机构床面结构聚脂玻璃钢、预埋骨架复合结构聚脂玻璃钢、预埋骨架复合结构工作表面特制耐磨层特制耐磨层床面规格1500~1850×4500 mm1500-1850*4500 mm选别面积7.5m27.5 m2床面方向分左式、右式分左式、右式床条型式分粗砂(矩形)细砂(梯形)矿泥(刻槽)分粗砂(矩形)细砂(梯形)矿泥(刻槽)横向坡度0°-5°0°-5°冲 程10-36 mm8-22 mm冲 次240-360次/分240-360次/分给矿粒度粗砂2-0.5mm 细砂0.5-0.074mm 矿泥 -0.074mm粗砂2-0.5mm 细砂0.5-0.074mm 矿泥-0.074mm给矿浓度粗砂~20-30% 细砂~18-25% 矿泥~15-20%粗砂~20-30% 细砂~18-25% 矿泥~15-20%冲选水量矿砂0.7-1.0吨/台时 矿泥0.4-0.7吨/台时矿砂0.7-1.0吨/台时 矿泥0.4-0.7吨/台时处理能力粗砂1.0-1.8吨/台时 细砂0.5-1.0吨/台时 矿泥0.3-0.5吨/台时粗砂1.0-1.8吨/台时 细砂0.5-1.0吨/台时 矿泥0.3-0.5吨/台时床面重量~300 KG~310KG6-S固定支架摇床不带安装底座的支架，在使用安装过程需要用混泥土浇注水泥墩来固定安装底座承放摇床面，安装时相对6-S小/大槽钢支架摇床来讲较为烦琐困难，但其稳定性极佳，其价格也相对较低，可以为用户节省成本。用户可根据自身经济条件及场地情况来选择。6-S固定支架摇床技术参数:型号项目冲程 (mm)冲次 (次/分)给矿粒度 (mm)处理量 t/24时配用电机外形尺寸 (mm)重量 (t)型号功率 kw6-S固定支架摇床8~36240~3800.02~210~36Y90S-41.15600×1825×15600.7根据给矿位置的不同，摇床可分为右式摇床及左式摇床两种形式。右式摇床的给矿位置对于摇动机构来说在右边，左式摇床则给矿位置在左边。

云锡一冶采用此生产工艺，砷分散于乙锡、硬头和甲锡中。乙锡熔析渣、熔析后的硬头以及甲锡火法精炼的凝析渣（锅渣）均含砷很高（见表中）；为了回收其中的锡和铅，须先焙烧脱砷。此焙烧烟尘富集了砷（见表中），经电热回转窑挥发提纯为95%~99.5%的白砷系列产品。云锡一冶生产白砷的主要设备与技术条件如下：    主要设备    电热回转窑       ￠800×8000, 1台，电机功率189 kW    圆盘给料机       ￠1200，2台    1～5串联冷凝器   9.5m×2m×2m，2套    袋收尘器       26m2，1台    水浴收尘器       ￠1200，1台    高压离心风机     H＝0.05066～0.05333 MPa，Q＝1485～1790 M3/h，3台    技术条件   回转窑焙烧压力   —10～—20 Pa    焙烧温度         400～1000℃，    窑速             0.25～0.29 r/min，    进料量           0.9～2.0 t/h，    焙烧渣含砷       1.2％～4.0％    电热回转窑温度   700～750℃，    压力             —20～—40 Pa,     窑速             1～2 r/min，    还原煤搭配       0.5%～1%   云锡一冶回转窖焙烧脱砷的物料及产出的烟尘成分 入窑焙烧的 物料名称物     料     成     分/ %SnPbZnCuAsSbSFe乙锡熔析渣 熔析后的硬头 砷渣35~38 28~32 18~203~5 3~5 1~20.6~0.8 0.6~0.8 0.1~0.30.2~0.5 0.2~0.5 0.3~0.612~14 9~11 20~300.01~0.04 0.01~0.02 0.01~0.053~4 3~8 0.3~0.530~32 32~36  产出的烟尘类别烟     尘     成     分/ %As2O3SnPbCuSbSFeOAl2O3沉降尘 旋风尘 电收尘60~75 75~85 55~7510~25 6~12 8~122~3 1~2 1~2＜0.4 ＜0.5 ＜0.4＜0.07 ＜0.05 ＜0.06＜0.25 ＜0.2 ＜0.2＜0.12 ＜0.09 ＜0.09＜0.06 ＜0.05 ＜0.05

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。

天相投资牟善同预测，G云铝（000807）2006年EPS0.47元，同比增长83.6％；2007年EPS0.74元；同比增长55.3％；2008年EPS1.05元，同比增长41.9％。给予“增持”评级，目标价8.14元。　　电解铝行业的盈利将继续好转。牟善同指出，原铝需求稳定增长，价格将小幅回落；氧化铝产能迅速释放，价格快速下跌；氧化铝价格的跌幅将大于铝价的跌幅，电解铝行业的盈利将继续好转。 　　一体化深加工公司值得投资。铝业产业链中，电解铝和氧化铝产业瓶颈已经打通，产业瓶颈向铝土矿转移，未来产业利润将向铝土矿集中；另外，就产品来看，铝业利润还将向深加工产品集中。因此，拥有铝土矿资源、深加工产能较大的一体化深加工公司值得投资。G云铝一方面控制文山铝土矿，拥有铝土矿资源；另一方面，G云铝计划投资高精铝材生产线，扩大深加工产品产能。 　　　　另外，G云铝计划和国际大型铝业公司合作，建设新的大型电解铝生产线，G云铝将成长为国内一体化、深加工、国际化程度较高的铝业上市公司。

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。

云锡三冶成立于1976年11月，是我国采用氯化冶金工艺处理多金属难选贫锡共生矿，综合回收锡、铅、锌、钨、铋、银、铟、镉和铁等有价金属的冶炼厂,是云锡公司采用高温氯化焙烧工艺处理高铁难选锡中矿的主要试验厂。该厂处理的难选锡中矿含锡1.5%-2%,分为高铁(＞45%Fe)难选锡中矿和低铁难选锡中，其化学成分见下表。处理低铁难选锡中矿采用的鼓风炉氯化工艺流程见下图。图中    鸡街冶炼厂锡铅混合精矿的炼锡流程   表中    云锡三冶难选锡中矿的化学成分/%  矿名SnPbAsZnCuFeSiO2CaOMgOAl2O3卡房矿 新冠矿 古山矿 大屯矿 个旧矿 黄茅山矿 个旧湖尾矿1.31 1.535 1.36 2.07 2.17 1.41 1.871.81 2.73 1.51 1.70 2.18 2.96 1-1.50.517 0.65 0.61 0.10 0.59 0.35 0.560.76 0.667 0.97 0.90 0.74 0.883 0.20  0.227 0.324 0.35 0.39 0.35 0.30541.09 47.20 43.83 41.05 55.00 45.20 13.508.14 3.77 3.87 7.10 2.90 3.00 32.502.23 0.70 8.49 2.24 1.20 8.10 3.351.22 0.50 4.48 1.55 1.00 4.20 0.834.90 3.38 1.30 4.30 0.914 6.20 13.40

关于档次高、成分单一的铋矿，火法冶炼虽然还存在着SO2的污染问题，但现在仍是铋冶炼的首要办法。但对杂乱难选的低档次铋精矿、铋中矿，选用反射炉火法熔炼，不只收回率低，并且难以精粹产出优质精铋。20世纪60年代后期，我国开端致力于铋矿湿法冶金新工艺的研讨，用作浸出剂，在酸性氯盐系统中浸出铋矿，使矿藏中的铋以铋氯合作物的形状进入溶液，用铁粉置换产出海绵铋，经火法精粹出产精铋，并首先在云锡第三冶炼厂建成了湿法车间，处理锡铋混合精矿。 近年来，国内外的许多科研单位相继依据硫化铋矿的不同组成，环绕下降作业本钱，处理环境污染，的再生和溶液中有价金属浓度的富集问题，研讨了许多新的湿法冶金流程，浸出－铁粉置换法、浸出－隔阂电积法、浸出－水解沉铋法、选择性浸出法、亚硝酸法和中南大学的新氯化法。这些工艺流程大都巳进行丁扩展实验或半工业、工业实验。 一、浸出－铁粉置换法 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%），综合使用好，污染较小，为进步铋资源的综合使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 二、浸出－隔阂电积法 为了简化流程，研讨用隔阂电积来替代图1流程中的铁粉置换和再生工序。其原理是在操控恰当电位的情况下，让铋在隔阂电解槽的阴极复原：阳极则发生铁的氧化反响：该流程的技能关键是电极电位的操控和溶液透过隔阂速度的操控。在阴极区，溶液中首要的阳离子是Bi3＋、Fe2＋和H＋、在阳极区，溶液中首要的阳离子是Bi3＋、Fe3＋和H＋，为使阳极区的三价铁不致在阴极放电而下降电流效率，应选用恰当的隔阂材料把阴、阳极分隔，阴极区液面应高于阳极区，并操控电解液的浸透速度，使流速与二价铁的氧化速度适当。 此工艺与－铁粉置换法比较，流程简略。但因为溶液中铁离子浓度较高，电积进程在电场力的作用下三价铁会不可避免地透过隔阂在阴扳复原，使电流效率下降（电流效率42%～50%），操作进程比较严厉。 三、浸出－水解沉铋法 此法实质上是使用氯氧铋的水解性，在弱酸性溶液中水解铋氧络合物，生成氯氧铋白色沉积物，制取氯氧铋精矿。 为使水解彻底，溶液pH值一般操控在2，这就要求很多的水稀释溶液，形成酸耗高、水耗大、试剂耗量大、铋收回率低、废水排放量大的缺陷。某小型铋冶炼厂曾选用此法出产氯氧铋精矿，但作用不抱负，其技能经济指标为：吨精矿耗工业800kg，铋收回率为60%～70%。 四、亚硝酸法 此法已在原苏联完成了半工业实验，用来处理哈萨克矿的难选含铋硫化矿精矿。根本原理是根据反响：此法耗费试剂品种多，除及氯化钠之外，需求、火油及过氧化氢等药剂。工艺流程见图2。技能经济指标（精矿耗费∕t）：HCl 185kg、NaCl 260kg、NaNO3 3kg火油3kg、H2O2 6kg。图2  亚硝酸法处理铋精矿准则工艺流程图 五、选择性浸出法 此法选用操控电位的办法，用选择性浸出硫化铋矿，一起抵抗杂质的浸出。较之前面的几种办法，避免了很多的铁离子在流程中的循环和三价铁的再生问题，进步了产品质量，渣的过滤、洗刷功能也得以改进。浸出进程根本反响为：选择性浸出，铋的选择性较高，但耗费量比较大，一部分单质硫会被氧化生成硫酸根，的污染和腐蚀问题也比较严重，设备需求密封。从经济上分析，比用浸出没有显着的优越性。 选择性浸出的工艺流程见图3。图3  选择性浸出铋准则工艺流程图 六、新氯化－水解沉铋法 唐谟堂等在多年研讨的基础上提出了一种新的处理铋精矿的湿法冶金办法－新氯化水解沉铋法。在36～378K的温度下，选用两段循环浸出，大大进步了铋的浸出收回率。该流程的特点是选用了一种含有金属氯化物的酸性水溶液（A#CA），它兼有和氯化剂的长处，处理了浸出剂的再生和溶液中铁的循环堆集问题，并使溶液中的铋浓度大大进步，后续工序的出产能力相应得以扩展。准则工艺流程见图4。图4  新氯化水解法准则工艺流程图 因为是在高温下浸出，杂质如As和S的氧化浸出率较高，一起副反响将导致氧气的耗费量增大。

3选冶联合工艺 选冶联合工艺是将浮选与冶金工艺优势相结合的一种选别工艺。 关于一些性质杂乱，含钙、镁、硅等较高的氧化矿，运用单一的浮选法难以收回，选冶联合工艺常能获得不错的作用。 选用“硫化焙烧—人工硫化矿浮选”的选冶技能思路，石云良等人对兰坪氧化铅锌矿进行了硫化焙烧浮选实验研讨，焙烧产品通过惯例硫化矿的浮选后获得的混合精矿铅档次7.85%、锌档次34.24%，铅锌收回率分别为79.13%和79.04%。 李珊珊等人选用循环浸—萃取—酸性电积—浸出渣浮选的工艺流程处理云南兰坪高碱性脉石型低档次氧化锌矿，对浸渣再磨后以硫化—黄药法一起浮选浸出渣中闪锌矿和残留菱锌矿。终究得到锌档次为22.16%的锌精矿，收回率为68.97%，锌的总收回率达92.57%。 简胜等人选用选冶联合工艺归纳收回铅、锌及铁。选用惯例硫化浮选工艺能得到铅档次为50.43%、铅收回率为72.46%的铅精矿;选铅尾矿选用配煤高温复原一磁选工艺，能得到铁档次为87%左右、铁收回率在90%左右的金属铁粉，锌在高温复原过程中的蒸发率高达90%左右。 选冶联合工艺对氧化铅锌矿的处理能躲避氧化铅锌矿中钙、镁、硅等杂质的不良影响，既能充分发挥冶炼技能对有价金属的收回，又能充分发挥浮选技能收回硫化铅锌矿的优势，从全体上进步了资源使用率，降低了能耗。 4结语 ①因为氧化铅锌矿矿藏组成杂乱，共伴生矿多，嵌布粒度细，性脆而易过磨而发作泥化现象，且可溶性盐含量高，各种不免离子对铅锌可浮性的影响极大，造成了其难以选别和使用。 ②关于氧化铅锌矿的使用，国内外的学者做了很多研讨，近年来虽然在氧化铅锌矿浮选工艺和药剂方面研讨获得必定效果，但大都还停留在实验室研讨阶段，局限性较强，因为经济技能上的原因，难以进行工业化使用。 ③使用新技能简化药剂组成的条件，开发廉价高效的新式浮选药剂，进一步研讨细微粒浮选的新工艺，完成氧化铅锌矿的高效低成本收回，是当下选矿工作者们尽力的一大方向。一起选冶联合工艺结合冶金和浮选的优势，能大幅度简化选别流程和进步选别目标，在氧化铅锌矿的选别中有极大的发展潜力。而现在对选冶联合工艺研讨相对较少，值得进一步深入研讨。

（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。

氧化铝赤泥选铁工艺，属于赤泥处理工艺，特点是包括下述工艺步骤：赤泥浆料加水预混，通过螺旋流槽分选出精矿浆料、中矿浆料和尾矿浆料；精矿浆料通过摇床分流出铁粉浆料，中矿浆料经球磨机球磨破碎后，也进入摇床随精矿浆料一起进行分流。可回收赤泥中６－８％的三氧化二铁与四氧化三铁铁粉，不仅解决了赤泥的闲置堆放问题，改善周边环境，而且实现了废物资源的循环利用，节约原材料。　　工艺，其特征在于包括下述工艺步骤：赤泥浆料加水预混，进行稀释和降温，再进入螺旋流槽进行分选，分选出精矿浆料、中矿浆料和尾矿浆料；精矿浆料进入摇床，加水分流，摇床侧部分流出矿质浆料，端部分流出铁粉浆料，铁粉浆料进入产品槽；所述中矿浆料填入球磨机进行球磨破碎后，进入所述摇床随精矿浆料一起进行分流。