珀斯──澳大利亚西澳州首府，从前被称为“国际上最孤单的城市”。但是，这些年来，我国客人却对这“最孤单的城市”情有独钟，一再到访。2007年9月4日，领导在相关人员的陪同下，观赏了澳大利亚力拓矿业集团的直接熔融复原炼铁工厂。炼铁车间观看了复原铁的冶炼进程，并就环保、出产成本、工艺先进性，以及非高炉炼铁技能在我国使用的远景等具体询问了技能人员。此前，我国人大常委会委员长，以及我国多家大型钢铁厂商的管理者都观赏过这个炼铁项目。“熔融复原”炼铁技能有何奇特之处，引得许多政界商界要人的垂青？ 资源压力下的新路当今国际的干流高炉炼铁技能仍然是自古就有的竖炉炼铁，这种办法炼制的铁占国际铁产值的95%以上。         我国钢研科技集团公司先进钢程及材料国家重点实验室郭培民教授介绍，通过数百年开展，现代高炉炼铁工艺现已适当老练，但流程杂乱、能耗高、环境污染严峻和出资巨大这些高炉炼铁与生俱来的问题仍未处理。更要害的是，高炉炼铁对冶金焦炭依赖性太强，从现在已探明国际煤炭储量中，焦煤仅占5%，且散布很不均匀，正是这个资源约束，催生了无高炉炼铁技能。北京科技大学冶金与生态工程学院副院长张建良教授介绍说，现在的无高炉炼铁首要有两种办法，即直接复原法和熔融复原法，国际上现已根本老练的三大非高炉炼铁技能，别离是奥钢联的COREX、韩国浦项的INEX、力拓矿业的HIsmelt，都选用熔融复原法。真实完成了商业化出产的非高炉炼铁技能的只要一家，即奥钢联的COREX技能。它是在奥地利和德国政府的财务支持下，于20世纪70年代开端研制，1989年完成商业出产。榜首代完成商业化出产的非高炉炼铁COREX-1000工厂年产能40万吨，1989年在南非完工。1995年至1999年间，国际上又先后建成四座年产能60万～80万吨的第二代COREX-2000出产厂，别离坐落韩国的浦项、南非的撒丹那(Saldanha)和印度的两个城市。全球专一在建的第三代COREX工厂是我国宝钢年产能150万吨的COREX-3000工程，该工厂方案2007年下半年开端商业化出产。          非高炉炼铁技能间的竞赛奥钢联的COREX尽管先行一步，却也存在先天缺点：国际上大部分铁矿资源是粉矿，并且粉矿比块矿报价低，奥钢联开发的COREX技能却只能炼块矿。可以炼粉矿的熔融复原技能随即应运而生，韩国浦项制铁研制的“FINEX”和力拓矿业的“HIsmelt”就是在这样的布景下诞生的。韩国浦项制铁公司于1992年和奥钢联签署协议，引进COREX-2000技能，并在此基础上研制出以粉矿为复原目标的FINEX技能。2007年5月30日，FINEX商业化项目正式开工。这个历时15年之久的项目共花费7亿美元研制经费，取得300多项专利。澳大利亚力拓矿业集团亚洲及我国区总裁路久成介绍，力拓矿业集团从上世纪80年代初开端研制HIsmelt技能，历经20余年，累计出资已超越10亿美元。现在实验性的HIsmelt工厂发展程度“已到达试营产值的80%，估计到2008年到达年产80万吨的设计能力，并进行商业化运营”。 我国的非高炉炼铁远景1996年我国钢铁产值初次超越1亿吨大关，跃居国际榜首位后，现已接连10年保持着国际榜首，一起，我国仍是专一钢铁总产值超越2亿吨的最大钢铁出产国、最大钢铁消费国、最大钢铁净进口国和最大铁矿石进口国。拿到这些“桂冠”的一起，我国也顶着一顶“钢铁能耗全球榜首”的帽子，在首要炼钢国中，我国吨钢能耗排在首位，是日本的3倍，美国的1.7倍。而非高炉炼铁技能的首要优势就是节能环保。力拓矿业集团亚洲及我国区总裁路久成说，力拓的HIsmelt技能，不只比奥钢联的COREX技能能耗低，也比国际上绝大多数传统高炉炼铁技能能耗低20%左右，废气排放更是远远低于高炉炼铁。

  金属硅粒市场冷清，有关人士声称，月底前韩国金属硅粒市场不会好转。  2009-12-24 本周韩国金属硅粒市场仍然冷清，釜山港4-4-1和3-3-0-3的到岸价格停留在2,240美元/吨和2,330美元/吨。2009-12-24 本周韩国金属硅粒市场仍然冷清，釜山港4-4-1和3-3-0-3的到岸价格停留在2,240美元吨和2,330美元吨。业内人士称，韩国多数消费商手里都有存货，月底前金属硅粒市场不会好转。他说：“金属硅粒市场非常冷清，我们最近也没有采购。  韩国一贸易商告诉亚洲金属他们最近一周没有金属硅粒交易，认为未来两周市场不会有起色。“市场上只有很少的一些客户需要采购现货，而且采购量都很小，多数消费商都有库存，”他说，并透露韩国市场4-4-1和3-3-0-3的价格分别在2,230美元吨和2,330美元吨。“市场上只有很少的一些客户需要采购现货，而且采购量都很小，多数消费商都有库存，”他说，并透露韩国市场4-4-1和3-3-0-3的价格分别在2,230美元/吨和2,330美元/吨。韩国一贸易商告诉亚洲金属他们最近一周没有金属硅粒交易，认为未来两周市场不会有起色。  更多关于金属硅粒的资讯，请登录上海有色网查询。 

该堆浸场坐落内华达州中部。堆浸物料是本世纪初的一个化厂产出的尾矿，本来尾矿中含硫化物高，金收回率低，经过70年的风化，硫化物被氧化，尾矿的pH值为1.7，粒度为65%－200目，金档次为0.8～2.7g／t，拌和浸出率为83%。 造粒堆浸的程序是：将尾矿运进一台Φ2.6×6.8m的滚筒造粒机内进行造粒，滚筒转速为l0.5r／min，粘合剂为水泥5kg／t矿，石灰5kg／t矿，两者是经过喷雾体系参加，而水经过滚筒内装置的喷水管呈扁形液滴喷出，团粒终究水含量为14%。将造好的团粒用弧形筑堆机堆在已铺好的2.0mm厚的PVC底垫层上，堆高5m，经固化后，用1g／L的溶液，以7.32L／（h·m2）的喷淋强度喷淋矿堆，浸出液中的金经炭吸附、解析和电解收回。金的收回率为76%，耗量为0.3kg／t矿，浸出洗刷周期为24d。

该堆浸场坐落加利福尼亚州的依尼奥县。堆浸物料系原先一家铅锌浮选厂产出的尾矿。总量为1.53Mt，－200意图占90%，银均匀档次为43gt，有些尾矿粘结成大块，故该场设有破碎工段，以破碎大块的尾矿。用波蓝特水泥作粘合剂，其用量为17.6kgt矿。选用Φ3×9m的滚筒造粒机，团粒终究含水量为15%，固化时刻24h，用前端式装载机堆矿，堆高4m。 该堆场的底垫层选用粘土分三层压实，中间的一层加膨润土混合，用细砂作保护层。溶液的浓度为1gL，喷淋强度为24.5L（h·m2），浸出液中银的均匀浓度为34mgL，以568Lmin的流速泵入锌粉置换体系回收银。浸出25d，洗刷40d，银的回收率为73%。

粉粒体进程处理，是指出产中工艺物料是粉粒状及其混合物，且以物理变化为主的许多单元操作，包含造粒、破坏、分级、除尘、过滤、沉积、离心别离、枯燥、结晶、混合、运送、给料、包装等进程，其设备称为进程处理设备。 粉粒体进程处理，是指出产中工艺物料是粉粒状及其混合物，且以物理变化为主的许多单元操作，包含造粒、破坏、分级、除尘、过滤、沉积、离心别离、枯燥、结晶、混合、运送、给料、包装等进程，其设备称为进程处理设备。 粉体造粒技能是粉粒体进程处理的最首要分支。跟着环保儒求和出产进程自动化程度进步，粉状产品粒状化已成为国际粉体后处理技能的必然趋势。 我国粉体技能及配备研讨始于20世纪80年代中期，原化工部化工机械研讨院粉体工程研讨所最早进行专门体系研讨。经过多年尽力，现在我国粉体造粒技能已具有必定水平.设备规划基本可满意粉粒体颗粒化要求。现有粉体处理技能可分为4类。 1、拌和法拌和法造粒是将某种液体或粘结剂进入固态细粉末中并适当地拌和，使液体和固态细粉末彼此密切触摸，发生粘结力而构成团粒。最常用的拌和办法是经过圆盘、锥形或筒形转鼓反转时的翻动、翻滚以及帘式垂落运动来完结。依据成型办法又可分为翻滚团粒、混合团位及粉末成团。典型的设备有造粒鼓、斜盘造粒机、锥鼓造粒机、盘式造粒机、滚筒造粒机、捏合机、鼓式混料机、粉末掺合机(锤式、立轴式、带式)、闭幕团粒机等。 拌和法的长处是成型设备结构简略，单机产值大，所构成的颗粒易快速溶解、湿透性强，缺陷是颗粒均匀性欠好，所构成的颗粒强度较低。现在这类设备单机处理才能最大可达500吨/小时，颗粒直径最大可到600毫米，多适用于选矿业、化肥、精细化工、食物等范畴。 2、压力成型法该法是即将造粒的粉体物料限定在特定空间中，经过施加外力压紧的密实状况。依据所施加外力的物理体系不同，压力成型法又可分为模压法和揉捏法。 典型的模压法设备有重型压块机、台式压榨机、混凝土块约束机、压砖机、重型制片机等。其长处是可制作较大的团块，所制成的物料也有适当的机械强度，缺陷是设备的适用规模较小，对有的物料不易脱模。这类设备多用于建筑、制药等范畴。 3、揉捏法揉捏法是现在我国粉体工业中压力成型法造粒的首要办法。揉捏法造粒设备依据作业原理和结构可分为真空压杆造粒机、单(双)螺杆揉捏造粒机、模型冲压机、柱塞揉捏机、辊筒揉捏机、对辊齿轮造粒机等。这类设备可广泛适用于石油化工、有机化工、精细化工、医药、食物、饲料、肥料等范畴。该法具有习惯才能强、产值大、粒度均匀、颗粒强度好、成粒率高档长处。 在单螺杆造粒机基础上研制成功的DLJ系列解碎造粒机可很好地处理胶状体物料的破碎问题，可广泛适用于高分子量聚酰胺、聚酸钠等物料的解碎造粒，拓宽了揉捏法造粒的使用规模。 关于要求特殊形状颗粒(如环状、三叶草形、多孔状等)的物料造粒，一般选用柱塞挤出机来完成。现在我国对柱塞挤出机的研讨已趋完善，柱塞直径在50～250毫米规模，颗粒直径在2～20毫米规模内可选，可完成颗粒形状超越20种。 4、喷雾法该法是在特定设备中，使处于高度涣散状况的液相或半液相物料直接成为固体颗粒。这种造粒设备有喷雾枯燥塔、喷雾枯燥器、造粒塔、喷动床和流化床枯燥器以及气流运送枯燥器等。这种喷雾和涣散弥雾造粒法的一起特性为：液态进料有必要是可用泵运送的和可弥散的;造粒进程一般应为接连、自动化的以及大规划的操作;造粒体系有必要规划成能收回或循环使用料末，以处理物料的磨损耗费和粉末夹藏现象;产品粒度一般约束在5毫米以下。这类设备的长处在于物料的造粒进程和枯燥进程一起进行。该设备可广泛使用于制药、食物、化工、矿业以及陶瓷工业等。其缺陷是颗粒强度较低，粒度较小。现在这类设备可制备的颗粒直径可小到50～500微米，乃至更小，产值最大的可超越30吨/小时(如尿素造粒塔等)。 5、热熔融成型法热熔融成型法是使用产品的低熔点特性(一般低于300℃)，将熔融物料经过特殊的冷凝办法，使其冷凝结晶成所要求的片状、条状、块状、半球状等形状。依据成型设备作业原理，首要可分为转鼓结片机和反转冷带落模成型设备。 转鼓结片是一个冷却结晶进程，料盘中熔融料液与冷却的转鼓触摸，在转鼓表面构成料膜，经过料膜与鼓壁间的热交换，使料膜冷却、结晶，结晶的料膜被刮刀刮下，成为片状产品。转鼓结片机具有设备紧凑，转鼓精度高，冷却作用好，适用规模广。既可结片又可枯燥等长处，可广泛使用于石油树脂、聚乙烯低聚物等高分子类产品以及酐、顺酐、高档脂肪醇等有机化工产品的出产。转鼓结片机在我国粉体工业中的使用已较遍及，技能也较老练。 反转冷带落模成型设备选用薄钢带传热和雾化喷淋冷却，传热作用好，冷却效率高，物料固化成型快，物料适用规模广，可出产半球状、条状、块状、薄片状等多种形状的产品。选用布料器与钢带双调速驱动设备，可依据出产才能及物性参数调理，易完成自动控制;整个出产进程无污染，产品纯度高，无杂质带入，易完成接连化作业;因为钢带在卸料端的换向曲折，使固化料层与钢带的贴合面别离，因而卸料时粉化少，卸料简单，颗粒形状易于坚持。 现在，国内从事反转冷带落模成型设备规划、研讨、制作的单位有四五家，多数是由原化工部化工机械研讨院粉体工程研讨所自主开发的内旋布料体系衍生开展而成。这一技能与设备在我国已工业化推广使用100余台套，取得了多项发明专利，技能已挨近国际先进水平。

重选法对铁矿来说，主要用于选别磁性铁矿石，其应用有两种：一种矿床地质品位较高(50%左右)，但矿体较薄或夹层较多，采矿时废石混入，使矿石贫化，对这种矿石可采用只破碎不磨矿，在粒度较粗的情况下，通过重选丢弃粗粒尾矿，从而恢复地质品位。获得粗粒的中等品位精矿，或进一步加工处理，或直接送高炉冶炼，这种称为粗粒重选。另一种是对嵌布粒度较细的红矿或混合矿(即含弱磁性的红矿和强磁性的磁铁矿)，经破碎，磨矿使铁矿物单体分离后，通过重选或磁重联选，得到细粒高品位精矿，这种称为细粒重选。　某铁矿属中高温热液矿床。矿石中主要金属矿物为赤铁矿、假像赤铁矿、磁铁矿、镜铁矿、褐铁矿等;主要脉石矿物为石英、方解石、磷灰石、铁质粘土等，铁矿物在矿床中呈细粒集合体构成致密块状，疏松块状，部分呈浸染状和蜂窝状嵌布于脉石中，浸染粒充一般在0.03mm，矿体地质品位42%，开采贫化后品位为36%～7%，采用如图的重选工艺流程选别，当原矿品位36.5%Fe时，可获得精矿品位47%Fe，尾矿品位18.8%Fe，回收率80.8%Fe，精矿成本22.81元/t。

1990年3月1日，AGC公司三苏矿投人出产，开端对富含粘土的金矿石进行堆浸作业。3月20日出产出第一批金条，到1990年11月，金月均匀产值约145kg。    三苏矿坐落加纳奥布瓦西区域，阿散蒂金田老矿井区邻近，北纬40左右，气候酷热，距加纳海岸200km。该区降雨量大部分发生在4月中旬到11月中旬的7个月内。    处理矿石的工艺流程包含：开端破碎矿石到-25mm，用水泥和贫液制粒，带式运输机筑堆，高密度聚乙烯（HDPE）作垫层，溶液喷淋，用炭吸附回收贵液中的金，然后用酒精解吸和电解堆积，其提金流程暗示见下图。    该项目规划才能为9×104t/月，每年出产12个月。从1990年3月开端投产到9月，实践月均匀出产才能为75100t/月，其间7~9三个月的月均匀处理才能达84000 t。在1990年12月份，以周核算的月出产才能超越11×104t。堆浸一般能够快速投产，尤其在边远区域。敏捷投产也因为这套体系规划适合于矿石性质和气候条件。[next]    首要资源的矿石一向由AGC公司处理，金或为天然金或与砷、铁硫化物严密共生。接近地表部分的矿石高度氧化，地表是富含红土的物料，在细脉中包含有少数石英。地表红土以下是一些悉数氧化的松软片岩带，这些片岩保存着原有的结构。硫化物悉数氧化后，所含金单体分离出来，表面氧化和部分分化效果延深到50m以下。    堆浸处理的资源是地表红土与氧化片岩。因为该区属热带气候，矿石适当湿润。矿石中金的均匀档次为3g/t，含少数银和铜。    三苏矿的堆浸实验是由KCA公司在它的内华达实验室内完结的，实验物料是一种十分粘的高度蜕变的片岩，该物料对三苏矿具有代表性。    很多的小型柱浸实验在于断定湿润片岩的制粒办法，然后用高度不大于2m、直径不超越0.3m的浸柱进行了一系列实验，以为没有必要再进行大柱的柱浸实验或现场实验。    实验室的柱浸实验中，物料破碎到-25mm，用1.2％的水泥含量进行制粒。60d内浸出的金的浸出率达87%。根据实验室的数据和曩昔相似矿石的经历，估计这种矿石90d的现场堆浸的浸出率可接近83%（90d分化为两个45d的平衡循环）。    开端出产时，冶金效果点评一向选用简略的办法，原因是地质点评以为，该矿床适当均匀，总的矿石档次较高，因而不用很准确断定金浸出率，就可坚信具有显着经济效益。    1989年1月开端整理浸出现场，为使初期的基建费用最少，决议只铺设满意第一年出产值所需的垫层。铺设垫层的准备工作包含铲除上部表土，按需求平整斜度，夯实显露的红土表面。从浸堆邻近取土，用货车运来的土构筑内部护道。浸垫层的总斜度为5%。    衬层是用厚1.0mm的高密度聚乙烯（HDPE)制造。然后在悉数衬垫上铺一层土工布（无纺布），再在垫层的表面装置一系列中心距为6m、穿有76mm小孔的农用排水管。    筑堆是在土工布和管路体系上面铺一层350mm经破碎筛粉的粒度为-25~-6mm的物料以构成透水层根底，并可防止皮带运输机筑堆时损坏衬垫。在浸堆的坡下边际，每一单元的集液管连接到一个集液箱上，再经过坐落集液沟内的大直径塑料管将浸出液引进相应的浸出液池。集液沟衬用1.5mm厚的HDPE和土工布。    金选用炭吸附回收，然后用乙醇从炭中解吸并进行电积。提金厂选用KCA公司的特殊流程。该公司已装置过16套这种体系，它有6个顶部密封式的悬浮炭床，每一炭床装有大约2t炭，吸附、解吸和酸洗均在同一炭床中按次序先后进行。    两个炭柱（4t炭）一起解吸，解吸液流量为11m3/h，解吸液含有1%和碳酸钠溶液及20%的酒精。解吸液在储存槽顶用电动浸没式加热器加热。解吸压力为一般的大气压，温度83℃。在惯例的解吸温度下溶液被电积。解吸部分的实践金回收才能为规划才能的两倍多，出产的灵敏性很大，一般，解吸需进行12h。    炭一般不从炭柱中取出，而是周期性的再生。投产后的8个月内已进行过两次炭再生。[next]    因为大部分矿石比较松软，呈粘土状，所以破碎体系包含一台板式给矿机与三台开路MMD碎矿机，一般的产品粒度小于25mm。    制粒机为一长10m直径3m的衬胶圆筒，转速10r/min，倾角随矿石性质在80-150之间改变。装置的面料有必定松度，使得“突发”振荡时，能够防止材料在筒壁上堆积。    水泥作粘结剂，在参加制粒机时，在给料带上称量，水泥由重型货车运送并储存在两个筒仓中，由一给定速度的螺旋给料机将料转运到一个称重的变速给料机上。由皮带计量器的反应操控参加的水泥量。    贫液是经过装置在制粒筒内支撑杆上的喷头喷入筒内。贫液管线上安设流量计帮忙入工操作操控贫液参加量与冶金平衡。    在开端出产阶段，制粒时的水泥用量为1.5%，比实验室实验时的用量略高些。考虑到浸堆下部的制粒矿石不稳固，今后水泥用量增加到2%。    制粒后，用10台60m长的一组移动式皮带机把制粒矿石转送到浸堆上。在这一组皮带的端部，有一台长10m的横向皮带把矿粒转运到一台长60m轮式自行可调式转送机（Grasshopper），再把矿粒卸在一台长30m的滚动式筑堆机。该滚动式筑堆机有一个长5m的“导向”皮带机，该机可在堆浸作业遥控下延伸和缩短。一般，操作者站在浸堆的顶部操作此设备，使浸堆的表面很平整，而在堆顶上不需求行走。    这台筑堆机能筑最大高达10m的浸堆，筑堆机每移动一次，就可筑一个厚4.7m、矿量约2600t的弧形矿堆。筑堆机自备动力，可径向行走和沿坡上下，其给矿端部有一台灵敏运转的车型转向架。筑堆机移动一次约需30min。    因为矿粒脆性大、易碎，需在装置浸出管路之前把矿堆上部隐瞒起来，隐瞒的材料可对矿粒起维护效果，削弱接受的喷淋强度，防止降雨直接与矿粒表面触摸。选用圣尼格（Sen-niger）8#颤抖式喷嘴按6m×6m的网格装置，开始90d的第一个浸出循环选用每天24h接连喷淋，然后再进行90d的第2次浸出循环。    从第一次循环的堆浸底部排出的浸出液流入贵液池，然后进入提取车间。从第2次循环流出的浸出液流入中间池，然后作第一次循环的喷淋液。    管路和喷淋体系在完结浸出后仍在浸堆上保存几个月。在雨量很大的时节里，没有彻底作废的老浸堆应继续进行喷淋。浸堆的作废和管路的拆开应在筑堆两年后进行。    180d的浸出循环完毕后，从浸堆顶用土钻（螺旋钻）取样，总计取20个样，经过火法分析，尾渣档次均匀为0.44g/t，而矿石的地质档次为2.93g/t，总浸出率为85%，超越规划目标。    到1990年10月1日，三苏矿的堆浸场已处理了52.5×104t矿石，回收金总量达706kg（合22700盎司），现场出产的总成本约174美元/盎司，不到一年时刻就可回收悉数出资。

金矿石的预化造粒堆浸现已适当广泛，特别档次较高的金矿石大都破碎至很细的程度，进行造粒堆浸。南美一金矿将矿石细碎到－0.6mm后造粒，造粒时用溶液替代水，团粒含水量为16%，浸出周期5～6d，浸出率90%。我国贵州的紫木凼金矿选用的烘干－预化－造粒堆浸是成功的一例。雷廷等针对该矿矿石中金的赋存状况，粒径的尺度－95%以上为单体金，且基本上为微细粒金的特色，在实验室内具体地比较了预化－造粒堆浸和惯例的造粒堆浸成果。在严格控制和确保矿石组成、喷淋条件、造粒参数（除用0.14%的溶液替代水外）相同的前提下，进行了比照浸出实验，得到了如图1所示的成果。图1  预化－造粒柱浸实验成果 由图1可知，预化－造粒堆浸对缩短浸出周期的作用是显着的，在得到相同浸出率的情况下，预化－造粒堆浸的浸出时刻仅为用水造粒后再用溶液喷淋的时刻的1／3。 关于粒径较粗的天然金，如大于0.1mm，预化的浸出作用不甚显着；当矿石中耗费的杂质成分（如铜、锌等）含量高时，也不宜选用预化办法。

选金用粗粒溜槽作为低品位砂金矿的粗选设备，具有结构简单、投资少、无药剂污染等优点。但其劳动强度较大，回收率较低，约为50%～60%。这种粗粒溜槽的结构如图35所示，槽体为钢板或木板制成的长槽，长度在4m以上，宽为0.4～0.6m，高为0.3～0.5m。在槽底有钢制或木制横向或网格状挡板，图36所示槽底每隔0.4m设有角钢(50mm×50mm)制作的横向挡板。有的还在挡板下面铺置一层粗糙铺面，如苇席、毛毯、毛毡、长毛绒布等。槽的安装坡度一般为5°～8°。矿浆自高端给入，在槽内作快速紊流流动，旋涡的回转运动不断地将密度大的金粒及其他重矿物转送到底层，形成重矿物层并被挡板挡住留在槽内；上层轻矿物则被水流推动，排出槽外。经过一个时期槽底精矿较多时，停止给矿，加水清洗，再去掉档板进行冲洗，最后，冲出槽底精矿。有铺面的要对铺面进行清洗，洗出物并入精矿。图35选金用粗粒溜槽

影响金粒可浮性的因索 影响金粒的可浮性的要素许多，如金的赋存状况、杂质、粒度及形状等。下面将别离进行评论。 天然金常含有许多杂质，影响金粒的可浮性的杂质主要是银和钢等。当金粒表面被氧化铁污染时，其可浮性将大大下降。 金的粒度巨细也直接影响到它的可浮性。按粒度可分为四类。 ①+0.8mm的金粒，不浮。 ②-0.8mm+ 0.4mm的金粒，难浮(只能浮出5%-6%)。 ③-0.44mm+0.25mm的金粒，可浮(浮出量约25%). ④-0.25mm的金粒，易浮(回收率可达96%)。 可见，浮选的金粒不该大于0. 4mm。故一般在浮选前，必须用重选、混或其他办法把粗粒金(+0. 2mm)预先选出后再进行浮选。 金粒的形状及其表面状况与可浮性关系亲近:片状与结核状的金粒较易浮选，而球形的金粒则较难浮出。 金浮选的最佳pH为7.9。有时用石灰调整pH，但因石灰会按捺含金的黄铁矿，且在必定程度上也按捺天然金。故生产上常用苏打(NaC岛)替代石灰.矿浆浓度对金粒的浮选具有重要意义。一般以为，在浓矿浆(液，固=2.5，1)中浮选，粗粒金的回收率可进步。 为了顺畅地浮出天然金，一般选用活化剂，激烈拌和，并在浮选槽中坚持高的矿浆面以及快速刮泡等办法，以利于进步金的回收率. 原生矿泥的存在会使浮选发作困难:如滑石、云母、碳质物以及其他片状矿藏易于浮出，而使金精矿贫化。又如钻土质的矿泥在矿浆中呈悬浮状况，并极盖在金粒表面，从而使金粒难于上浮。铁锰氧化物矿泥的存在会大大增加药剂耗量;或罩盏在金狡表面，也使金的回收率下降。为了按捺原生矿泥，可增加少数的淀粉及水玻璃。 简直一切的碱都是金的按捺剂，但它们的效果是不同的.如在矿浆中存在有必定量的石灰时.应尽或许地防止空气〔含Cq)进人矿浆中，不然生成CaC仇沉积，这对金粒的浮选是极为有害的. 当矿浆中有可溶性盐存在时，应加人苏打使铁离子沉积，以防止硅酸盐脉石受铁离子的活化效果而浮出。 在有游离金存在时，一般要用较强的捕收剂，并恰当增加起泡剂的用址。当浮选趋于终了时，特别要加强起泡剂的效果。当金的表面有氧化膜存在时，则应增加药剂与金的触摸时刻，一起辅以增加一些鳌合捕收剂，有利于进步金的回收率。

澳大利亚维多利亚州的沃特尔·古利（Wattle Gully）金矿公司所处理的脉金矿石，天然金的粒度从极细的微粒到大于20mm的金块，其间约80%的金粒大于0.15mm（100目）。并含有1%～2%的含金黄铁矿和毒砂。处理流程如图1。图1  沃特尔·古利金矿工厂流程 矿石破碎后，经球磨机磨矿（并一起进行内混）到0.98mm（－16目），再经混板处理。混尾矿于威尔弗利（Wilfley）和菲尼克斯·韦尔（Phoenix－Weir）摇床上收回含金硫化物，然后经溜槽处理收回细粒硫化物、金和从混板上丢失的与齐。 摇床和溜槽产出的精矿，于2台1.5m福伍德·唐（Forwood Down）磨矿盘中加碾磨，再于3台4.8m×2.1m拌和机顶用德弗罗螺旋桨结合风管拌和化。化液加锌沉积，沉积物经酸洗后熔铸成合质金条。 混板每日作恰当处理，齐沉积箱每两周整理一次，清出的齐于伯达恩溜槽处理后进蒸和熔铸。 矿石含金12.6g∕t，总收回率87.9%，其间，混收回率73.2%，化收回率14.7%。尾矿含金1.5g∕t，相当于工厂进料含金量的l2%。 上述的流程，如今虽被一些小厂用来处理少数的矿石。但由于本矿矿石结构杂乱，故金的收回率不高。为了削减尾矿的含金量和下降出产费用，新建的工厂改用图2的流程。图2  沃特尔·古利金矿公司改善后的流程 矿石破碎至80% －13mm，于球磨机、旋流器组成的磨矿流程中磨至65% －0.074mm（200目）。球磨时向磨机中参加碳酸钠使pH保持在8左右。矿浆经丹佛跳汰机处理产出的精矿储存于矿仓，然后每隔1～3d由放料盘分批送混。精矿经混后送化处理而不送浮选，因它含有石灰在浮选中会影响金和含金硫化物的收回。 跳汰尾矿经旋流器富集的重粒产品送球磨，旋流器溢流调浆后入费格伦浮选机进行粗选、扫选和精选。浮选药剂为二丁基黄药和气体起泡剂65。浮选尾矿经脱水后填充井下或抛弃。 浮选精矿约为选厂进料分量的2%。经过滤洗刷除掉大部分浮选药剂和存在的可溶盐类。然后用化贫液调浆、充气4h过滤，滤饼再进行3段4～8h化（加氧化铅于化液中）。化渣加水洗刷后抛弃。该厂过滤均运用1.6m×1.2m圆盘真空过滤机。化液经弄清、除气后用梅里尔·克劳法沉积金。药剂消耗量为航空牌（Aero Brand） NaCN7.3kg∕t、CaO2.5kg∕t。新工厂的流程与老厂流程比，金的收回率进步1g∕t以上。 莱克维尤（Lake View）和斯塔有限公司（Star Ltd.）运用先浮选后化的流程来处理杂乱难选的矿石。矿石磨矿后经衬呢绒（24h替换一次）覆面的溜槽处理产出精矿送混。矿浆再加黄药等浮选，浮选尾矿加焙烧后进化。浮选精矿经焙烧使金与碲化物别离后送溜槽处理收回粗粒金。溜槽尾矿经洗刷后化。矿石含金8.1g∕t，总收回率92.5%。 格雷特·博尔德（Great Boulder）矿业有限公司选用先化后浮选的流程来处理卡尔古利的矿石，且自以来已取消了重选作业进程。该流程是将矿石加化液磨矿后先进行化和过滤，滤饼再调浆并于充气塔中通SO2充气，然后于拌和机中除掉过剩的SO2送浮选。浮选精矿经焙烧、洗刷除掉大部分可溶铁和铜盐后再次化。矿石含金9g∕t，总收回率91.5%。

粗粒嵌布的弱磁性铁矿石嵌布粒度一般在2mm以上，以含菱铁矿，褐铁矿居多，含铁较高。褐铁矿石中常有一定数量的粘土。粗粒嵌布的弱磁性铁矿石比较易选，一般采用洗矿，重选（重介质，跳汰，螺旋选矿机），干式或湿式强磁选等选矿方法进行分选。 美国的森赖斯选矿厂处理的铁矿石中，含铁矿物80%为松软的红色土状赤铁矿，其余为硬质黑色结晶状赤铁矿，原矿含铁42%，赤铁矿易于从石英脉中解离。矿石经一段破碎筛分成125～38，38～6.4，6.4～0.59，～0.59mm四个级别。125～38，38～6.4mm以上三个级别分别用硅铁作介质进行重介质分选。0.59mm以上三个级别在分选前都先进行洗矿。这种矿石经洗矿，重介质，跳汰，螺旋选矿机分别处理，获得精矿品位48.99%。 加拿大的陡岩选矿厂处理的铁矿石是高品位针铁矿与脉石的机械混合物，含铁40%～54%。采用洗矿，重介质，跳汰与螺旋选矿机相结合的重选流程，获得含铁59%的混合精矿。

国内目前采用的焙烧方法主要有两种：铝液焙烧和后来兴起的焦粒焙烧。关于这两种方法的优劣，已有了相当的论述，本文不再重复。结果是，大多数的厂家选择了焦粒焙烧，以求减少对电解槽内衬材料的热冲击；对筑炉时存在的裂缝等缺陷，希望在启动后由电解质优先进入从而阻挡铝液的持续渗入。但在生产实践中却各有各的做法，甚至存在模糊认识，焦粒焙烧升温速度过快，温度不均衡的缺陷还不能很好解决。 　　1 关于焙烧时间和温度梯度　　焙烧的目的有三：排除水分和挥发分；使炭素内衬初步烧结为一个整体；使基体温度达到或接近正常生产的温度。 　　这里的关键问题是炭素内衬烧结为一个整体。我们知道，半石墨质阴极炭块是焙烧过的，实际上就是边缝糊和间缝糊如何焙烧以及如何与阴极炭块尽可能烧结为一个整体的问题。　　对于炭素材料而言，在200℃以前为软化阶段，主要是排除吸附水和化合水，升温速度可以而且应当加快，可达10℃/h，否则软化时间过长，会造成人造伸腿变形、不规整；在200～700℃间，特别是200～500℃是挥发分大量排出的阶段，此阶段升温应尽可能慢，不宜超过5℃／h，否则挥发分急剧排除使之产生焙烧裂纹，含导致结构疏松，孔度增加，密实程度不够；在700℃以上，粘结剂的焦化过程已基本结束，此阶段可适当加快，可达10℃／h。于是，我们便可以计算出炭素材料焙烧到1000℃，较理想的焙烧时间应为138小时。　　我以前接触到搞铝电解的一种激进思想，认为焙烧时间不超过72小时就行，理由是国外就是72小时甚至是56小时。但我认为了解的不够全面，因为国外的材料科学是我国无法望其项背的，且相关技术我们也没有完全掌握。我们采取一种简单的方式来比较：铝液焙烧时间一般都定为不低于6天，甚至是8天，为什么焦粒焙烧时间可以大大缩短呢?仅仅是因为铝液焙烧提供的能量不足吗?但焦粒焙烧后期也会遇到能量输入不足的问题(其焙烧电压与铝液焙烧基本一样)，况且铝液焙烧是可以通过提高电压来很好地增加能量输入的。　　实践上，以前沁阳铝试验厂的280kA槽焙烧时间多数为72～80小时，但从效果看，有强制启动之嫌；焦作万方的280kA槽焙烧时间为96小时，启动已经平稳的多了；荏平铝厂的190kA槽焙烧时间甚至达到6天，效果较好，该厂还有一个反面的例子：两台槽焙烧时间仅3天就强行启动，导致启动后期难以管理，出现了炉底冷、电压摆等情况，从中我们可以得出阶段性结论，焙烧时间不是越短越好，要能达到焙烧的理想目的，最好达到5天。当然也不是越长越好，因为对100台槽来讲，每延长一天，按2．7V焙烧电压，也要多支出63万元电费。　　这里最关键的技术是控制温度梯度按目标要求进行，需要探索和掌握的调节能量输入的台理手段。 　　2 关于分流技术　　对于焦粒培烧技术来讲，针对上文提到的两大缺陷，采取了相应的技术措施：一是分流技术，二是软连接技术。现在开发的软连接技术应该说是符合需要的，分流技术却并不能很好地符合炭素材料的升温要求，因为它初期的分流率偏小。最早在沁阳铝试验厂是在每个阳极铸钢爪与阴极爆炸焊块上焊接4片120×1mm的钢带，最大分流率可达52．5％。但操作起来非常复杂，焊接就需要1．5小时，不适合大批槽启动。　　荏平铝厂是在每个阳极铸钢爪与阴极爆炸焊块上焊接2片60×5mm的钢带，前两天带分流片运行，据称最大分流率可达80％。焦作万方与平果铝厂都是将出电侧的横母线与下台槽的立柱母线用分流器连接，但分流率只有约30％。　　换一种思维模式，既然出电侧的横母线与下台槽的立柱母线可以用分流器连接，为什么不直接在短路母线或相邻槽的阴极母线上设计几个分流器呢?这样既便于安装和拆除，也可以方便凋节分流率，使电解槽尽可能按目标升温。 3 关于降电压和温度的时机　　传统技术一般要求启动后期的槽温比正常生产保持高约20～30℃，维持一个月左右再逐步降低，理由是我们担心其热平衡尚未完全建立，还有一个理由是建立炉膛。来看-下如图1所显示的数据。 　　这是内衬温度升温表，其焙烧时间为77小时。6#(即图中上边的那一条)是阴极炭块下表面的温度，9#是氧化铝层内的温度，其它的各点数据都与此有很好的符合性，故仅列出有代表性的两条。从图中可以看出，在加热120小时后内衬材料的升温已经趋缓且基本达到了最值。在其它焙烧时间为96小时的槽子看，内衬温度也都在启动两天后趋于平稳。　　所以，在启动2天后开始逐步降温，7～10天后电压、温度基本降至正常已经没有技术障碍了。降电压的原则是以温度为控制目标，电压仅仅是手段。　假设这种技术比传统技术提前了一个月降低了电压和温度，按电效高出3％，可多产效益203万元；电压低0.4V，可节电282万元。 　　4 关于炉膛的建立　　一般上都说高温建炉膛(在实际操作中很多都是这样做的)，但这种说法不全面，准确的说法应该是高分子比、高温建炉膛。因为多种晶体物质组成的混合熔体，在冷凝时都有一个固定的初晶温度，即熔度。从Al2O3-Na3AlF6-AlF3的三元系相图中可以看出，如果添加10％AlF3(分子比为2.73)，将比中性电解质的初晶温度降低约20℃，可达约960℃。所以在低分子比情况下，不管什么槽膛温度建立起来的炉膛，电解质的熔度都是偏低的，但当分子比较高时，建立起来的炉膛熔度较高，能抵御一般意义上的热冲击。所以我们在启动后期，没必要长时间保持槽膛高温，那是在拿更利的矛--"高温"，来比较盾--"筑炉材料"孰强孰弱罢了，对电解槽寿命不仅无利，而且有害。我们更应关注的是在提高分子比前提下的适当时间的高温。 　　5 结语　　(1)为了使炭素材料能较好的烧结为一个整体，具有较好的强度和密衬性，焙烧升温速度在200℃以前和700℃以后，都可达到10℃/h，而在200～500℃之间，则最好慢一些，以不超过5℃/h为宜。相应地焙烧时间也应达到5天左右为宜。　　(2)对于分流技术，可以直接在短路母线或相邻槽的阴极母线上设计几个分流器，这样安装方便，调节分流率方便，对控制按目标升温有利。　　(3)在启动2天后开始逐步降温，7～10天后电压、温度基本降至正常是可行的，具有先进性和经济性。降电压的原则是以温度为控制目标，电压作为手段。　　(4)建立炉膛的重点是提高分子比，而不必一味地延长高温时间，只有析出电解质的熔度高，建起的炉膛才稳固。

鲕状赤铁矿因为其共同的矿藏结构特色，选用惯例选别办法（国内首要进行了强磁－反浮选、强磁－重选、浮选、反浮选等选矿办法的研讨）都难以取得较好的选别目标。北京科技大学矿藏加工实验室在对国内某难选鲕状赤铁矿原矿岩相充沛分析的基础上，开发了深度复原－磁选新工艺，在高温复原气氛下，损坏赤铁矿的鲕状结构，改动铁的赋存状况，使金属铁以某种办法集合、兼并和长大，进步铁的可选性，然后经过磨矿和磁选作业取得高品质铁粉。该进程中完成铁渣高效别离的条件是铁晶粒的集合、兼并和长大。 一、矿石性质 （一）矿石的结构特色 实验所用首要质料为国内某地难选鲕状赤铁矿石。从外观上看，大部分矿石为不规则棱角状赤色颗粒，粒径在0.04～0.2mm之间。鲕状赤铁矿石的光学显微相片见图1和图2。图1  鲕状赤铁矿石鲕粒散布描摹图2  石英与赤铁矿毗连镶嵌 从图片中可见，矿石中的铁氧化物与石英等脉石矿藏以镶嵌的方式胶结在一起，构成大小不等、形态万千的典型鲕状结构，而构成这些结构的首要矿藏是赤铁矿，赤铁矿大多散布在鲕粒外壳和鲕粒间的填充物中；非必须矿藏以磁铁矿和菱铁矿为主，其间菱铁矿首要充任胶结物；脉石矿藏大部分由石英、粘土等矿藏组成。赤铁矿的嵌布粒度为5～300μm，石英颗粒的嵌布粒度较粗，一般为5～500μm，最大1 800μm。 （二）矿石的化学多元素分析及物相分析 矿石的化学多元素分析成果见表1，铁物相分析成果见表2。 表1  鲕状赤铁矿石的化学组成    %表2  鲕状赤铁矿石铁物相分析从表1能够看出，矿石中首要有价金属为铁，含量达47. 66%；从表2能够看出，矿石中的铁首要以赤铁矿的方式存在。 二、实验设备及辅佐质料 将铁矿石破碎至适宜粒度，与焦炭、生石灰等按设定份额配料，装入球磨机中进行研磨以使各种配料充沛混合，再将混合均匀的合作料放入石墨坩埚中，待电阻炉升至必定温度时，将装有合作料的坩埚置入电炉内，到达预设温度并保温必定时刻后取出坩埚，再对复原产品进行磨矿、磁选、产品分析。 （一）实验设备及检测手法 1、质料称量及混合设备：电子天平，球磨机。 2、复原焙烧反响设备：硅钼棒马弗炉，最高工作温度1700℃。 3、复原反响设备：石墨坩埚。 4、物相检测手法：XRD测试仪，所用仪器为日本Mac XRD测试仪。 （二）辅佐质料 1、实验所用复原剂为冶级焦炭，由首钢公司供给，其固定碳为86%，蒸发分为1.2%，灰份≤12.5%，硫份≤0.6%，10～40 mm粒级占90%。 2、实验所用生石灰为化工用一级生石灰粉，CaO含量97%，细度200～300目(75～50μm)。 三、实验成果及评论 （一）焙烧产品分析 在复原温度为1200℃的条件下，将二元碱度为0.2、焦炭过量系数为1.5的铁矿石合作料置入电阻炉中进行深度复原焙烧，当复原时刻为60 min时取出焙烧产品，进行研讨分析。 图3所示为鲕状赤铁矿深度复原焙烧产品的SEM扫描电镜相片。图4所示为扫描电镜相片中颗粒物的能谱分析图。图3  焙烧样品的SEM相片图4  SEM图片中颗粒物的能谱分析 将图3与图1和图2比照调查分析可见，原矿中的鲕状结构现已不复存在，复原进程所生成的浅亮色球状或类球状颗粒物被浅灰色絮状物质包裹。对颗粒物进行能谱分析标明，球状或类球状颗粒物的首要成分为金属铁，而浅灰色絮状物质首要是Fe，Si，O，Ca，Al和少数的Mg等。物相分析标明，球状或类球状颗粒物首要是金属铁，浅灰色絮状物质为铁橄榄石、铁尖晶石以及由它们构成的共存相。 （二）影响焙烧产品中铁颗粒长大的要素 1、复原温度 复原温度对铁颗粒长大的影响如图5和图6所示。图5为二元碱度0.2，焦炭过量系数1.5，复原时刻30min,1100℃条件下的焙烧产品显微相片；图6为二元碱度0.2，焦炭过量系数1.5，复原时刻30 min，1200℃条件下的焙烧产品显微相片。图5  1100℃条件下的焙烧产品显微相片图6  1200℃条件下的焙烧产品显微相片 在复原反响进程中，复原温度对铁晶粒的集合、兼并和长大有着重要的影响，跟着温度的进步，铁的分散搬迁和渗碳加速，有利于铁相的分散。 由图5可见，当复原温度为1100℃时，焙烧产品中开端呈现很多纤细且广泛散布的圆点状亮白色铁颗粒，其粒径在1μm以下，且亮白色铁颗粒大多被暗灰色絮状物所包裹。而当复原温度升高到1200℃的时分，亮白色小圆点的颗粒粒径开端显着增大（如图6所示），图6中清晰可见的亮白色大圆点即为复原反响生成铁粒，其散布区域广泛，广泛整个视域，少部分亮白色铁颗粒衔接在一起组成大颗粒，部分较大的亮白色铁颗粒粒径可达11μm左右。 全体来看，跟着温度的进步，铁颗粒粒径呈显着的增大趋势。 2、复原时刻 复原时刻对铁颗粒长大的影响如图7和图8所示。图7为二元碱度0.8，焦炭的过量系数1.5，复原时刻30min，1200℃条件下的焙烧产品显微相片；图8为二元碱度0.8，焦炭的过量系数1.5，复原时刻60min，1200℃条件下的焙烧产品显微相片。图7  复原30min条件下的焙烧产品显微相片图8  复原60min条件下的焙烧产品显微相片 由图7和图8比照分析能够看出，在其它条件相同的情况下，跟着复原时刻的延伸，铁颗粒的粒径显着增大。当复原时刻为30 min时，焙烧产品中呈现广泛密布散布的圆点状亮白色铁颗粒，铁颗粒粒径在1μm左右，而当复原时刻延伸到60 min时（如图8所示），亮白色铁粒的粒径显着增大，且大部分亮白色铁颗粒衔接在一起组成更大的铁颗粒，其粒径最大可达20μm。 可见，延伸反响时刻有利于铁粒的集合和长大。但过度延伸复原时刻，因为复原剂不断地被耗费，坩埚中的复原性气氛继续下降，氧化性气氛逐步增强，有或许使已复原的矿石再度氧化。 3、二元碱度 二元碱度对铁粒长大的影响如图6和图7。 由图6和图7比照分析可见，在其它条件相同的情况下，跟着二元碱度的添加，铁颗粒的粒径呈现出显着的变小趋势。图6中的铁颗粒粒径较大，最大可达11μm左右，但其散布比较稀少；图7中的铁颗粒较小，平均在1μm左右，而其散布却比较密布。 全体来看，过高二元碱度不利于铁颗粒的成长。 （三）深度复原进程中金属铁颗粒长大的行为和特占 铁的最高价氧化物是Fe2O3。铁氧化物的复原是逐级进行的，次第和氧化物的生成相反。在570℃以下的复原进程为 Fe2O3→Fe3O4→Fe， 570℃以上的复原进程为 Fe2O3→Fe3O4→FeO→Fe。 因为本次实验的反响温度在1100℃以上，而在此高温复原气氛下的Fe和贱价铁氧化物具有较高的活性，所以能够估测，在鲕状赤铁矿的深度复原进程中，铁的高价氧化物发作复原相变的一起，Fe和贱价铁氧化物会与原矿中的SiO2，Al2O3等氧化物发作固相反响，生成铁橄榄石和铁尖晶石。生成反响或许按下式进行：在复原反响初期，复原相变仅在矿石中铁氧化物的表面某些质点上进行，金属铁必需要战胜成核位垒才干构成，这有较大困难。别的，因为复原进程中生成的金属铁和贱价铁氧化物搬迁分散至Al2O3，SiO2等氧化物表面发作固相反响而消失，这使得金属铁相的构成变得愈加困难。 当新金属铁相、铁橄榄石相和铁尖晶石相构成后，铁橄榄石和铁尖晶石便充任了成核剂的效果，使得金属铁的成核位垒下降。一起，金属铁开端分散至铁橄榄石和铁尖晶石的界面并在其界面上成长。 铁橄榄石等杂乱氧化物的稳定性很高，对其再复原比较困难。 铁橄榄石的首要复原反响如下：由反响式(7)核算得知，Fe2SiO4的复原开端温度为1037K(764℃)，而由反响(1)可知FeO的复原开端温度为992 K(719℃)，可见Fe2SiO4比FeO难复原。 因为反响(5)和(7)都是强吸热反响，故进步复原焙烧温度有利于复原反响速度的加速。实质上反响(5)是反响(8)和反响(9)组成的，即当复原温度升高后，复原剂的反响活性得到进步，反响器内CO的浓度增大，复原气氛增强，有利于反响(8)向正方向进行；一起，反响(9)系统内CO2的浓度很低，因而反响(8)的△rGm负值很大，使反响(5)更易向右进行，故进步复原焙烧温度可进步渣铁别离率，下降铁精矿中的脉石含量，促进铁相的搬迁分散，有利于铁颗粒的集合和长大。所以在图5和图6中，当复原温度由1100℃进步到1200℃时，铁颗粒粒径呈显着的增大趋势。但过高的反响温度会使矿藏发作软化和熔化，使矿藏之间发作粘连，导致复原动力学条件的恶化。 在用碳复原硅酸铁时，能够参加碱性熔剂（如生石灰），以促进其分化，进步首要金属氧化物的活度，下降其复原开端温度：CaO与SiO2的结合力大于FeO与SiO2的结合力，在鲕状赤铁矿的深度复原进程中参加适量的生石灰，可强化CaO和SiO2结合而游离出FeO，有利于FeO的复原。在反响(10)中，Fe2SiO4中的FeO被CaO替代，而FeO成为自在状况，因为自在状况的FeO活性很高，使Fe2SiO4易于复原，而反响(12)中的Gibbs自在能关系式标明，因为CaO的参加，Fe2SiO4的复原开端温度从1037K(764℃)下降到了734K(461℃)。因而，适当地调整碱度，添加CaO的参加量有利于进步产品目标。但当二元碱度较低时，渣相中SiO2和Al2O3的含量相对较多，铁氧化物易与之发作固相反响而导致渣相中的液相增多，有利于铁相的搬迁、分散与集合。而跟着二元碱度的升高，渣相中Ca2SiO4等物质的量也开端增多，渣量的增多使得铁相之间的间隔变大，这就使铁相的搬迁、分散和集合变得愈加困难。所以在相同的反响条件下，适当地调整碱度有利于铁粒的成长。但当碱度过高时，反而不利于铁相的集合，所以在图6和图7中，二元碱度为0.8时的铁粒径显着小于二元碱度为0.2时的铁粒径。 四、定论 （一）某地赤铁矿石具有典型鲕状结构，矿石结构杂乱，嵌布粒度极细，选用惯例选矿办法不易取得较好的选别目标。 （二）深度复原工艺使原矿中的鲕状结构遭到损坏，生成的铁颗粒粒径从不到1μm成长到几十微米，为弱磁选高效别离和富集发明了条件。 （三）进步复原温度和延伸反响时刻有利于铁颗粒的集合长大，而过高的二元碱度不利于铁颗粒的成长。

一、概述       绕结物料的混合与制粒可在一台设备内完结，也可分隔在两台设备内完结，一般多选用后者。工厂实践经验标明，分隔进行混合与制粒可进步烧结产值12％。       鼓风烧结物料的混合与制粒多选用圆筒设备，仅仅因所起首要作用和放置方位不同而有所区别。混合圆筒以混合为主，一般远离烧结厂房，这是为了加强水分对混合料的浸透和潮湿。制粒圆筒以制粒为主，多接近烧结机并设于烧结厂房顶部楼层，这是为了防止过多的转运对制粒料的损坏。国外制粒设备也有用圆盘制粒机的。       表1为混合、制粒设备实例。   表1  混合、制粒设备实例厂别烧结机面积m2混合制粒设备规格 m转速r/min占临界转速％筒内情况设备规格m转速r/min占临界转速％筒内情况韶冶110φ2.8×66.724.5 φ2.8×6623.6光筒沈冶70φ2.2×6.26.723.9 φ2.2×68.530.3光筒株冶60φ2.2×6.26.723.9 φ2.2×68.530.3光筒埃文茅斯132φ2.5×6622.2有浆叶φ2.5×6830.6光筒科克尔－克里克94φ4.9圆盘混合机4  φ2.5×7.3726设置V形环八户90φ2.5×6622.2有浆叶φ2.5×6622.2光筒努瓦耶勒－高道特80φ2.5×69.535.4光筒φ4.6圆盘制粒机13  播磨75    φ2.5×6622.2光筒杜依斯堡73φ2×55.7520光筒φ2×5826.6光筒       二、混合料粒度       制粒后的混合料粒度组成一般要求是：小于3mm的操控在10％～15％；3～6mm 40％～60％；6～9mm 20％～25％；大于9mm的不超越15％。混合料粒度组成实例见表2。   表2  混合料粒度组成实例，％编号粒度，mm＜11～33～66～9＞91  ≥80％≥80％ 26～1115～2328～4123～2815～18310.817.541.127.13.54 ＜3小于25＞35＜25＜155 ＜3小于10～1540～6020～2510～15       （一）含水量要求       混合料加水后体积会有所改变，可测其堆积密度以取得最佳的含水量，即当物料的堆积密度最小时，炉料透气性最好，标明其湿度适合。最佳含水量也取决于混合料的物料组成和粒度组成，一般可由实验断定，一般为5％～7％。杜依斯堡厂最佳水分的测定见图1。    图1  杜依斯堡厂最佳水分的测定       混合料含水实例如下（％）  1号2号3号4号5号5～66～85～75～86～8       （二）加水量       为使混合料水分到达要求，返粉加水湿润进程至关重要。混合料加水一般分三段进行。       1、返粉段加水，一般在冷却返粉时参加。返粉加水的关键在于使水分能均匀浸透到返粉颗粒内部，返粉含水一般为2.5％～4％。其水分可选用电导仪测定。也可用温度计直接测定。       2、混合段加水，混合段加水量约占二、三段加水量的75％。混合段加水最好有一段时间使水分充沛浸透潮湿物料，再进行制粒。实验标明，经1h后可进步烧结机产值10％。圆筒混合机内的加水量应从进料端到排料端由大到小，喷撒在筒坡的中部，作用较好。       3、制粒段加水，制粒段加水仅限于调整混合料湿度，以期取得较好的造球作用，参加量约为二、三段加水量的25％。参加时，水滴不宜粗大，这样方能确保制粒作用杰出。       湿度操控可从排料口取样分析，也可安设主动操控设备。如用中子水分计，或经过导电性、透气性和红外线接连主动测定混合料的湿度、然后在加水体系进行自控调理。       三、停留时间       混合料在混合与制粒圆筒内要有必定的停留时间，以确保到达满足的混合与制粒作用。一般混合与制粒的总停留时间为5min左右，在分配上混合约为2～2.5min，制粒约为2.5～3min。

在其他条件不变时，浸出金的数量与金粒表面触摸面积成正比。按金粒在化浸出中的行为，可分为：粗粒金（大于70微米），细粒金（70～1微米），微粒金（小于1微米）。悉数溶解粗粒金，需求很长时刻，此刻一般不必化法处理。细粒金在磨矿后，呈游离态和未被包裹的连生体状况存在，因为金的露出面积大，所以在化进程中会很好地被溶解。微粒金在磨矿进程中不能彻底解离，大都仍留在矿藏中未露出出来，难以直接被化溶解。    金粒的形状对金的溶解也有很大影响。呈薄片状的金的溶解与溶解时刻成直线联系。小球形状的金粒较大球形状的溶解快得多，球体状金粒的溶解起先快然后随球体直径减小而下降。具有内孔穴的金粒，因其溶解表面逐渐在扩展，故溶解速度逐渐加速。    金粒在磨矿时露出多，与触摸面积大，则金的浸出速度快。所以，国内的精矿化厂磨矿细度大多要求-325目占80～95%，而全泥化厂大都控制在-325目占60～80%。

矿粒带电的方法是指传导、感应、电晕以及接触摩擦带电。   （一）传导带电    矿粒与带电电极直接接触,由于矿粒本身的电质不同,与带电电极接触后所表现出的行为也明显不同。图1表示导体（用黑色球体表示）与非导体(用白色球体表示）与带电电极接触后的行为。    负极表示带有高压电,正极表示为接地极。导体矿粒与带电电极接触后,由于其导电性良好,电极立即将电荷传导给矿粒,矿粒获得与电极符号相同的电荷,从而受到排斥而吸向正极,如图1B所示,且所获电荷全部传走。    非导体矿粒则由于本身导电性很差,只能受到电场极化,电荷不能直接传导到矿粒上,极化后产生正负电荷中心偏移,靠近电极之一端产生正电,另一端产生负电，而此电荷又均不能传走,一俟离开电场,仍又恢复原状。    50年代英国出产了一种实验型电选机，高压电源可直接通到鼓筒上，从而矿物可在鼓筒上直接传导而带电，并使之分选。   （二）感应带电    感应带电与传导带电显然不同,感应带电是矿粒并不与带电极接触,完全靠感应的方法而带电,如图2所示。    导体矿粒在电场中感应后,靠负极的一端感应为正电,另一端为负电；非导体矿粒则只受到电场极化,正负电荷中心产生偏移,表现出的电荷为束缚电荷，且不能移走。再根据正负电互相吸引的原理,导体立即吸向负极（带电极）,在此一瞬间,正负电均通过传导而移走,然后从负极传导负电荷而被排斥,最终矿粒停留在接地极上。如两电极不是平行板极而带电极又为尖极，则导体会吸向尖电极，非导体矿粒则仍停留在原来的位置。[next]   （三）电晕电场中带电    上述传导、感应带电均属静电场,两者均不放电,而电晕带电则不同,它是在高压电晕电场中进行,产生电晕放电,有电子流动。电晕带电在整个电选的发展史上起了很重大的作用,使电选的效率大大提高.其带电过程如图3示.从图可见,不论导体和非导体均能在电场中获得电荷,导体矿粒的介电常数大,获得的电荷多，但因其导电性好,吸附在表面的电荷能在表面自由地流动,故能很快地分布于矿粒表面,即如图3A示。一俟与接地极接触,瞬即传导至接地极而消失,如图3B所示。非导体矿粒虽然也获得电荷,但由于其导电性很差，即使进入到B的情况,也不能传走所吸附之电荷。导体矿粒传走所吸附之电荷只需1/40至1/1000秒,而非导体矿粒传走其电荷比导体至少要大100乃至1000倍的时间,因为其电荷不能传走,故必然与接地极相吸引,此种情况反映在高压电选时更为突出，这有利于导体和非导体的分离。   （四）复合电场中带电    所谓复合电场是指电晕电场与静电场相结合的电场,一种是电晕电极在前,静电极在后;另一种是美国卡普科(Carpco)电极,则是电晕极与静电极混装在一起,图4为两种电极结构。    图4A中的a情况,不论导体和非导体矿粒均先在电晕场中荷电,但随着矿粒往前运动,立即受到静电极的作用,导体传走电荷后,受到静电极的感应而带电并吸向静电极方向；非导体则不同，由于所吸附之电荷不能传走，受到静电极的斥力,将矿粒压于接地极（鼓筒面或平面极）,显然两者的运动轨迹很不相同,故如图4A中之b所示。    美国卡普科电极的特点是强化了静电场的作用,对导体加强了静电极的吸引力,对非导体则加强了斥力,使之紧吸于鼓面。[next]   （五）摩擦带电    摩擦带电是通过接触、碰撞、摩擦的方法使矿粒带电。一种是矿粒与矿粒互相摩擦,使各自获得不同符号之电荷；另一种是矿粒与某种材料摩擦碰撞(包括滚动)等使之带电。这种方法发明较早,但真正用于选矿并不很久。互相摩擦碰撞带电的根本原因,从各国学者研究，已有很明确的结论，即完全是由于电子的转移.介电常数大的矿粒,具有较高盼能位,容易受到极化,易干给出外层电子；反之介电常数小者其能位低，难于极化，易于接受电子。给出电子的矿粒带正电,接受电子的矿粒带负电.图5为两种矿粒互相摩擦带电的原理图.a、b两矿粒相摩擦后,a矿粒能位高,给出电子,带正电,b矿粒能位低,获得电子,带负电.必须指出,并非所有矿物都能采用摩擦带电的方法，而应该是两种矿物都属于非导体矿物，且两者的介电常数有明显的差别,才能产生电子转移并保持电荷；介电常数相同的两种非导体矿物，由于其能位相同,难以产生电荷，不能用摩擦带电的方法而使之分选;导体与导体矿粒互相碰撞摩擦,也能产生电荷,但无法保持下来,这是由于分选前电荷已损失掉,故不能用此法分选。    R.比奇(Beach)提出,如果矿粒互相摩擦,各矿粒所获得的表面电荷密度必须大于26.6×10-6库仑/米2,否则电荷难以保持,而不能利用摩擦带电分选。    各种矿物成对互相接触摩擦后,各自带有不同符号的电荷。    矿物与不同材料摩擦带电,这是指与给矿槽摩擦,从而产生不同符号的电荷。

无机粉填充改性塑料在我国已有近30年的前史，开始首要以节省树脂下降成本为意图。跟着无机粉品种的不断添加、加工技能的前进、粉体粒径的超细化、新式表面活化处理剂不断出现、表面活化处理技能和填充改性理论的开展，无机粉填充改性塑料已由本来单纯寻求节省树脂下降成本，现在已开展成开发新式功用性材料的重要手法。我国无机粉填充改性塑料，不论在产值、品种、仍是在加工技能和科学理论等方面，在国际上均处于领先位置。据有关材料报导，2008年我国用于填充改性塑料仅碳酸钙(含重钙与轻钙)一项多达450多万吨，占碳酸钙总产值60%以上。如按当年塑料总产值3000万吨核算，塑料制品中均匀填充碳酸钙量高达15%。由此可见，无机粉填充改性塑料在我国塑料工业中所占的重要位置。尽管如此，无机粉填充改性塑料现在远远满意不了我国高速开展的塑料工业要求。 我国是家电、电子、电器产值大国，近两年来，汽车工业也跃居国际前列，家电、电子、电器和汽车工业都是塑料制品的首要用户。他们对塑料制品的功用要求较高，不只要求强度好，并且外形要漂亮。现在我国在填充改性塑猜中，所用的无机粉80%以上都是碳酸钙，并且出产填充母粒的厂商，为了下降成本，往往忽视产品质量，在低水平、低价位上互相打报价战。照此下去，不只影响塑料制品质量，更影响到无机粉填充改性内职业界的诺言。为了保证无机粉填充改性塑料往后健康开展，除在碳酸钙为干流的填充母粒方面，向多品种，高功用方向开展外，还应侧重开发一些以其它无机粉为质料的功用性填充母粒。下面将要点介绍自己近几年所做的几项作业，期望对有关厂商有所协助。 一、以复合针状粉为质料——增韧通明母粒 复合针状粉(学名：透闪石)是由山西达兴新材料有限公司开发的一种新式无机矿藏粉，是由一种天然共生矿石经超细粉碎而成，其化学组成为：Ca2Mg5(Si4O11)2(OH)2-CaMg(CO3)2。从化学组成来看，它既具有硅灰石的成份，又有滑石粉或白云石的成份，所以在结构功用上也就决议该无机矿藏粉将具有硅灰石(针状结构)和滑石粉或白云石(层状结构)共有的结构，即具有较好的增韧功用和通明功用。实践证明，该无机粉填充到塑猜中除具有显着的补强增韧功用外，通明性比CaCO3好，与滑石粉(含硅量50～56%)适当。是塑料橡胶领域中至今归纳功用较好的一种无机粉填料。其物理功用指标如表1所示。 表 1 复合针状粉物理功用指标功用数据与其它无机粉比较白度／%90～92比重钙差、比硅灰石好、与滑石粉适当密度／g／cm３2.68～2.72与其它无机粉如CaCO３、滑石粉等适当莫氏硬度3.5～4比滑石粉CaCO３硬度大，与硅灰石适当吸油值/ml/100g30～36比CaCO３小，比滑石粉更小不容物／%54～56与滑石粉、硅灰石、高岭土等适当PH／10%8.8～8.9与其他无机粉根本相同复合针状粉的晶体结构整体呈针状结构，其长径比尽管没有硅灰石大，但表面活化处理(吸油值)、在树脂中分散性和加工流动性，显着好于硅灰石，所以填充到塑猜中，归纳力学功用好于硅灰石。用其制备填充母粒其加工功用远比滑石粉好，与CaCO3适当，但流动性(螺杆扭矩或电流强度)比CaCO3好。在相同粒径和相同填充量的情况下，归纳力学功用指标显着好于CaCO3，与滑石粉比较，耐性好、刚性稍差、膜的通明度适当，详细数据见表2与表3。 表2 复合针状粉与CaCO3填充HDPE力学功用比较功用复合材料拉伸强度／MPa开裂伸长率/%缺口冲击强度/J/m曲折强度/MPaHDPE/复合针状粉134.4231.311.5269.1HDPE/CaCO3130.7210.79.2254.8表3 复合针状粉与其它无机粉填充PP力学功用比较功用复合材料拉伸强度/MPa开裂伸长率/%缺口冲击强度/J/m曲折强度/MPaPP/复合针状粉44.823.515.2175.0PP/硅灰石粉42.720.018.8152.1PP/滑石粉43.218.215.6148.2PP/复合针状粉/滑石粉45.119.915.3163.5PP/复合针状粉/硅灰石粉43.521.615.2167.0PP/滑石粉/硅灰石粉43.019.015.1151.0PP/CaCO342.620.614.8150.0纯PP4623.615.0170.0表2所列数据是在完全相同的试验条件下取得的，即复合针状粉与CaCO3均为1250目，出产母粒配方相同，母粒中无机粉含量均为82%，母粒填充份额均为25%。从表2中所列数据能够看出，复合针状粉填充HDPE显着好于CaCO3。 表3所列数据也是在完全相同的试验条件下取得的。即无机粉均为1250目，母粒中无机粉含量为80%(两种复合无机粉之间份额为1：1)，母粒填充量均为15%。从表3中的数据，能够进一步看出，复合针状粉在填充改性塑猜中的优势。 因为复合针状粉中含有金属镁，与滑石粉类似，受热后变灰，出产的母粒呈浅灰色，关于白度要求高的塑料制品不太适用，但用于膜制品，并不影响色相，相反通明度好，可与滑石粉相媲美。 二、以堆积BaSO4 为质料-补强长脸母粒 堆积BaSO4是以重晶石矿石为质料经过如下化学反响制得的：堆积BaSO4为白色斜方晶体或无定形白色粉末(一般为后者)，密度为4.5～4.6g/cm3，难溶于水或酸，化学稳定性和热稳定性极高。商场供应有普通堆积BaSO4和活性堆积BaSO4两种。对塑料职业来说一般挑选后者。表4列出由广西象州联壮化工有限公司出产的活性堆积BaSO4各种功用指标。 表4 广西泉州联壮化工有限公司活性堆积BaSO4功用指标功用项目厂商质量标准实测成果BaSO4含量（以干基计）/%≥9596.99105℃挥发物/%≤0.300.11水溶物含量/%≤0.300.05铁（Fe）含量%≤0.00150.00005白度/%≥9898吸油值/ml/100g10～1511.34PH（100g/L悬浮液）6.0～8.06.72粒径散布DV50/uｍ―0.770DV97/uｍ―1.395400℃灼烧减量/%3.02.42从表4中数据能够看出，堆积BaSO4因为是由化学合成的方法制得的，纯度高，可达99%以上，白度好，粒径小、散布窄，97%以上最大粒径为1.395um(10000目以上)，吸油值小，仅有11.34，是CaCO3的三分之一。堆积BaSO4上述功用优势，用作填充质料，是其他任何无机粉无法比拟的。在填充量不超越15%的情况下，不光不下降制品的强度，还能够改进制品的表面光亮度。可广泛应用于工程塑料和其他塑料注塑制品。表5列出填充ABS测得的详细数据。 表5 堆积BaSO4填充ABS功用比较功用复合材料拉伸强度/MPa开裂伸长率/%缺口冲击强度/Ｊ/ｍ曲折强度/MPaABS／BaSO427.340.911.0134.11纯ABS27.450.610.334.01表5中的数据，是在BaSO4填充量为10%的条件下测得的，其各项力学功用与纯ABS根本相同，并且外观不受影响，其他任何无机粉是达不到的。 用堆积BaSO4母粒填充改性PP或PP与其他树脂共混物，可制得仿ABS复合材料。不论是外观仍是强度或密度，都可到达与ABS难以分辩的作用。 堆积BaSO4在填充改性塑料方面的不足之处，是密度太大。比其他任何无机粉都大。所以填充量不宜过多，一般填充8～12%为宜。如用于膜制品，能够替代白色母粒，膜的光亮度比白色母粒好。 三、以Mg(OH)2为质料-阻燃母粒 塑料、橡胶是一类易燃的物质，处理它们的阻燃问题，长期以来都是人们非常重视的大事。作为阻燃剂来说，品种许多，大体可分无机与有机两大类，近年来，因为人们对环保认识的进步，无机阻燃剂越来越遭到人们的喜爱。其间以天然水镁石制得的Mg(OH)2，更遭到人们的欢迎，其原因除低烟无卤环保外，更首要的是质料易得，报价低。我国水镁石矿产丰厚，不论是储存量仍是矿石档次都居国际前茅。我国出产天然Mg(OH)2的厂商几十家，从出产规模、产品纯度和质量来看，当数大连亚泰科技新材料有限公司的产品。他们有自己的矿源，矿石档次高，纯度一般都在95%以上，白度92%以上。 Mg(OH) 2的阻燃机理为：当焚烧温度到达330～340℃时，Mg(OH) 2将发作如下反响：该反响是吸热反响，可下降焚烧温度，生成的H2O转化为水蒸气掩盖在焚烧物的上层，可阻隔空气，生成的MgO可与焚烧后生成的炭结合，在焚烧物的表面构成一层维护壳，可阻隔氧和热，终究到达阻燃的意图。 Mg(OH) 2还具有消烟功用，除Al(OH)3外，其它任何阻燃剂都无消烟功用。Al(OH)3也是一种常用无机阻燃剂，因为分化温度低，只要190℃，故不宜用作阻燃母粒。Mg(OH)2的阻燃作用与纯度和粒径有关，纯度越高，粒径越小，阻燃作用越好。与其它阻燃剂比较，Mg(OH)2的阻燃功率较低，为了进步母粒的阻燃作用，能够选用与其它阻燃剂复配的方法。 Mg(OH) 2能够与多种阻燃剂配伍，经过它们之间的协同效应，发作较好的阻燃作用。例如：在PE/ Mg(OH)2阻燃系统中，填加5%的包膜，氧指数可由25.9进步到29;在EVA/ PE/ Mg(OH)2阻燃系统中，参加3%锌，氧指数可由本来的39进步到43;欲使PP阻燃功用到达UL-V0级，Mg(OH)2有必要填加到60%，如果在该系统中参加少数的氧化镍，Mg(OH) 2只需加47.6%。由此可见，Mg(OH)2与其它阻燃剂复配运用，可显着进步其阻燃功用。出产Mg(OH) 2阻燃母粒应留意以下问题： ①Mg(OH) 2表面活化处理：欲到达较好阻燃作用，Mg(OH)2填充量有必要要大，为了不影响或少影响制品的强度，除选用与其它阻燃剂复配的方法外，Mg(OH)2的表面活化处理一定好，除挑选功用好的偶联剂外，还要留意偶联剂的用量。 ②禁用硬脂酸：因为Mg(OH) 2是碱，在造粒的过程中，硬脂酸会与Mg(OH) 2发作化学反响，并有H2O生成，影响母粒的功用。 ③助剂挑选要合理：要少用或不必易燃的润滑剂和分散剂，如固蜡、白油、PE蜡、PP蜡等，可选用分子中含有阻燃元素的润滑剂和分散剂。如：氯化石蜡、硬脂酰胺、硬脂酸锌、硬脂酸钙、硬脂酸镁和N,N'-乙撑双硬脂酰胺等。 四、以沸石粉为质料——除味母粒 沸石是由火山岩经多年堆积而构成的天然无机矿石，根本成份为铝硅酸盐。沸石有许多品种，不同品种其化学组成有所差异，如斜发沸石：Na6[A16·Si30O72]24H2O，丝光沸石：Na8[A18·Si40O96]24H2O。但凡沸石，不论组成怎么，其结构都是多孔网状结构，比表面积大，所以吸附力极强，能够吸附多种金属离子和气体，也正因为如此，沸石具有保鲜、除臭和净化空气功用。沸石的含水量为11～13%，为吸附水，加热至100℃以上，大部分水能够除掉。沸石的密度为2.1～2.2g/cm3，比其它任何无机矿藏粉都小。不同品种的沸石的色彩不同，有白色、灰色和淡棕色。不论色彩怎么，加热后制成的母料均为淡棕色。 我国沸石产地许多，首要有黑龙江、吉林、内蒙古、河北、山东、浙江和广西等。使用沸石特有的网状结构，大比表面积、强吸附性和低密度的特性，用于填充改性塑料，可制得力学强度好、增重起伏小、并具有吸附除味功用的塑料制品。表6列出用800目沸石粉和1250目CaCO3，经过相同的配方和加工工艺制得的母粒，再以25%的相同份额填充到HDPE测得的力学功用、相对质量和除味作用。 表6 沸石粉与CaCO3填充HDPE功用比较功用复合材料拉伸强度/MPa开裂伸长率/％缺口冲击强度/Ｊ/ｍ曲折强度/MPa相对质量/g除味作用HDPE/CaCO317311815.720044无HDPE/沸石17626026.321943好注：相对质量：取相同条件塑的标准样条各5根，称重，取其均匀值为相对质量。

近日，中国有色金属工业协会在青海西宁市组织有关专家对中国铝业股份有限公司青海分公司组织完成的《预焙铝电解槽焙烧焦粒铺设新方法》成果进行了鉴定。鉴定委员会听取了项目组的技术报告，审阅了技术文件和鉴定资料，并对现场进行了考察，经认真讨论，专家认为，项目针对国内铝电解槽焙烧启动工艺中存在的阳极底面和焦粒层接触面积不易控制，造成阴极内衬温差较大，影响焙烧质量的问题。研制开发了新型焦粒铺设床，增加了阳极底面与焦粒接触面积，改善了阳极电流分布，降低了冲击电压。项目从解决生产实际问题出发，技术实用可靠，整体技术达到了国内同行业先进水平。同时专家建议在铝行业进行推广。

铝电解槽，无论是新建系列的还是大修的，在投入生产运行前，都必须进行焙烧，然后启动。对于电解生产来说，大型预焙铝电解槽的焙烧启动是一个极其重要的环节，它不仅关系到电解槽能否顺利投产，而且影响正常生产、技术经济指标及槽寿命，历来为国内外各厂家所重视。随着大型预焙铝电解槽的发展，其自身的工艺也随之研究开发，不断创新并加以应用。特别是大型槽的焙烧启动工艺，对于新系列的电解槽更为重要，也是铝行业不断研究的热点之一。近年来，随着大型预焙阳极电解槽在我国的迅猛发展，各铝电解厂家纷纷对电解槽焙烧启动的方法进行积极探索。本文通过剖析生产现场焙烧启动技术发现存在的问题，并在此基础上提出改进措施。我公司230kA电解槽自2004年投产以来，通过对焦粒焙烧启动的技术的不断摸索和完善，使得电解槽槽龄平均达到了1 800天左右，1 78台电解槽焙烧启动过程没有出现脱极、早期破损和漏炉停槽现象，应用效果较好。 一、焙烧启动技术要点 （一）铺焦粒 为了使阳极底掌与石墨粉煅后焦混合料有良好的接触以保证电流分布均匀，提高焙烧质量，选择煅后焦颗粒2～4毫米颗粒比例占80%左右，以增加与阳极炭块的接触面积，千万不要小看这第一步，因为焦粒粒度直接决定送电后的焙烧效果和阳极电流分布情况。铺设焦粒前，将电解槽阴极炭块表面彻底吹扫干净后，下降大母线使之标尺刻度放置在3 50刻度，焦粒铺设和阳极的安装自A8、B8开始连续铺设，至Al、Bl结束。使用专用刮板尺将阳极下焦粒刮平，厚度2厘米左右，每一块阳极下焦粒厚度不能出现大的差异，否则会出现局部温度不均匀的现象，影响到焙烧效果。单台电解槽铺设焦粒总量在450千克左右。 （二）选极、挂极 我公司双阳极要求挂极必须确保阳极底掌与焦粒接触面积达到98%。压实率达到95%以上。安装阳极前，应检查阳极炭块有无质量缺陷，铝导杆是否垂直，磷铁环是否饱满、松动，有无夹渣和裂纹，阳极底掌是否平整。然后将合格的阳极炭块组用天车吊起，对准阳极卡具位置，指定专人用手扶住铝导杆，使其紧靠阳极母线，平稳地放在焦粒层上。检查阳极四周和四角是否压在焦粒上，不允许出现悬空和接触不良的现象。由专人用手旋紧小盒卡具螺栓，接好软连接装置。操作重点是要首先保证阳极底掌与焦粒充分接触，同时阳极导杆应尽可能与水平大母线形成面接触，以减少拧紧卡具后阳极的位移，从而减少阳极导电不均的程度，可以防止局部阳极电流过大而出现的钢爪发红、脱落等异常现象。 （三）安装软连接 采用软连接的优点是可以保证阳极与焦粒始终良好的接触，能够避免因电流不均造成的局部过热现象。还能吸收焙烧过程中相关部位热变形的影响。安装前软连接与阳极导杆及阳极大母线接触各部位应当清扫、打磨干净，各部位螺栓必须紧固，以防止接触不良发生打火现象。大屯铝业公司230kA预焙阳极电解槽采用软连接器如图1。图1  软连接器 全槽阳极挂完后安装软连接，小盒夹具可由专人用手稍微带紧，而不必使用工器具，让其呈自由升降状态。 （四）装炉 焦粒铺设、挂极完毕后，各极间缝隙用牛皮纸填充，防止钙和碱进入阳极中间。在阳极四周的槽膛处紧贴阳极底掌至人造伸腿之间铺2～3厘米冰晶石，然后在“人造伸腿”上均匀铺1.5吨氟化钙。此后在氟化钙上再装入一层厚约10厘米冰晶石，再在其上装纯碱1.2吨。再盖冰晶石至满槽，要求阳极组上表面以上15厘米，但不能盖住钢爪。加入槽内的冰晶石，要求阳极上表面较高，边部稍低，中缝填冰晶石以加强保温。 （五）分流片安装与拆除 选择分流片作为分流器，分流片为钢制从阳极钢梁焊接在对应的阴极钢棒头。应当说明的是，分流器的分流量不是固定不变的，在通电初期槽电压较高，分流器本身温度低，电阻率低因而分流较多。随着焙烧的进行，槽温升高，槽体电阻下降分流器温度升高，其电阻率亦升高，此时焙烧槽的电流会自动提升。江苏大屯铝业有限公司分流片形状如图2所示，两头采用钢板，中间为软钢带。这样就能保证了分流片的强度，分流量的大小经过计算初期为50%～60%左右。图2  分流片示意图 当通电12小时后，可陆续拆除分流片，如电压低于3.0伏，一般可按先角部后中间的顺序，从Al、Bl、A8、B8处先行拆除。当时间超过24小时，且槽电压低于2.7伏时可陆续拆除其它分流片。拆除分流片时，每次的槽电压升高值不得超过1.0伏。若超过此范围应停止拆卸，并检查阳极电流分布，待电压稳定后再继续卸。分流片全部拆除后，槽电压不得超过4.0伏。温度偏低，电流较小的阳极优先拆除分流片。拆除分流片的片数和增加分流片视情况决定。拆除分流片后，应抓紧时机做好调整工作，使两极电流分布调整到最佳状态，使电解槽安全平稳地进入伞电流焙烧阶段。 （六）通电焙烧 完成短路口操作并检查确认无误后，通知整流所通电。送电过程中，如冲击电压超过5伏，则应放慢升电流速度，当升满全电流时，冲击电压不得超过5.5伏。如图3所示。图3  电解槽送电历史曲线 （七）启槽准备 1、紧阳极卡具和拆除软连接 全电流送电120小时后，槽电压降至2.2～2.3伏，安排专人上紧小盒卡具两次，防止漏拧或未拧紧，并经常检查电压上升情况，发现问题及时进行调整。拧紧卡具会造成阳极底掌面产生一定的位移，引发局部阳极底掌与导电介质接触不良，引起阳极导电均匀程度变差。因而为了尽量使整个焙烧过程电流分布均匀，拧紧卡具的时间应在启动前的2～4小时内进行，而且是分次进行拧紧，尽量减少阳极移动量，提高焙烧质量。如果过早地拧紧卡具，阳极受热应力的作用要向上隆起，如果阳极不能向上自由移动，那么只有挤压上部机构变形或向阴极内衬薄弱位置传递，势必会造成阴极早期破损。拧紧卡具后，便可拆除软连接，实际拆除软连接后，槽电压一般上升值不大于0.3伏。图4  电解槽启动历史曲线 2、启动前槽内电解质和电解质温度要求 测量电解槽的中缝电解质高度达到30厘米以上，温度高于850℃，槽四周局部开始熔化，烟道及出铝端温度在700℃以上。并再次检查供料装置、槽控机是否良好，槽控机上和短路口用遮挡物保护，槽上软管及接头用石棉布进行保护，防止高温烘烤。 （八）启动电解槽 1、干法启动 前20台槽采用干法启动，后续槽视情况可采用湿法启动。 随着物料的溶化，当中缝电解质高度达到30厘米以上时，可将电压提升到10～12伏，待物料全部熔化，电解质高度达到40厘米，槽温在970℃时，用大钩清理阳极底掌，及时捞出炭渣。手动AEB，待氧化铝溶解后再加入1.2吨的碳酸钠，电压保持在7伏左右。用参数变更单通知上位机开通自动下料，下料间隔设定为200秒，开通效应报警并取消极距控制和浓度控制。安排取电解质试样分析。 2、湿法启动 将活动溜槽和注入平台放到待启动槽的出铝端。出铝工在得到灌电解质指令后，用真空抬包从预先选定的几个电解槽中抽取高温电解质。天车将电解质吊到待启动槽旁，边灌电解质边抬阳极，电压保持在9伏左右。灌完电解质后，再视槽内电解质高度，决定是否继续添加冰晶石或混合料进行熔化。当物料全部熔化，电解质高度达到40厘米、槽温达到980℃以上时，用大钩清理阳极底掌，及时捞出炭渣。以下同干法启动程序。 （九）灌铝 电解槽启动后，尽量在24小时以后灌铝，特殊情况可根据槽电压、槽温和电解质情况在启动12小时后可灌铝。否则，电解槽长时间在高温状态下有可能发生“含炭”、电压摆等现象，如图5所示。图5  灌铝历史曲线 24小时后分两次灌入12吨左右铝水，将活动溜槽平台放到灌铝槽子的出铝端，天车将抬包吊到指定位置，出铝工通过溜槽将铝水灌入槽内，与此同时，有专人在槽控机旁抬阳极，边灌边抬阳极。灌铝前槽沿板上铺设氧化铝粉，以防止飞溅铝水，灌铝时应注意用溜槽缓慢注入，避免铝水流到钢爪上。灌铝结束，电压保持持在5.3～5.5伏。待槽子四周围的电解质表面结壳后，加足极上保温料，整好形。盖好槽盖板，整理现场。次日早取铝试样送化验室分析。灌铝后第三天可考虑出铝作业，出铝量按铝水平情况确定。 （注：前半期电解槽灌铝用的铝水可采用加铝锭的方式，随后电解槽可从前期启动槽内抽取。） 二、焙烧启动过程中异常情况处理及监控 （一）焙烧期间 如因电流分布不均而导致阳极钢爪过热、发红时，可扒开相应极上保温料，用专制风管对住过热发红处吹风，或用铁制工具搭接到相邻槽的阳极钢梁上进行分流。如15分钟后效果仍不明显，可松开夹具，对该组阳极实施断电，一小时后再恢复送电（注意：采取断电措施的阳极组数不能超过3组）。如因铁环熔化而导致阳极脱落，可先将导杆取出，留在槽内的碳块待启动后再捞出。如因局部温度过高而导致该处物料熔化速度加快，特别是中缝和极缝处的保温料塌陷，出现火孔时，应及时添加物料封住火孔，以减少热损失和防止阳极氧化，提高能量效率既可局部降温又可加快物料熔化。如个别阴极钢棒因电流集中而过热时，可用风管吹风降温，若效果不好，则可用调整对应的阳极电流的办法解决。在点动阳极抬电压时的过程中，如出现电压大幅摆动现象停止点动。对于导电效果较差的阳极可以松开卡具，用大锤在到杆顶端使劲往下敲击，以增加该极与焦粒的接触，改善导电效果。焙烧时期电压变化是衡量焙烧效果的一个重要条件，对异常情况的正确处理是保证焙烧槽电压稳定有序变化的关键，焙烧电压曲线如图6。图6  焙烧历史曲线 （二）启动期间 启动期间如发现槽壳侧部的温度达到350℃以上应及时吹风降温。如果发现个别阴极钢棒温度过高，应及时吹风冷却，若温度继续升高，甚至出现钢棒发红现象时，可采取摘出阳极组的办法，但每台槽的阳极摘出量不得超过3组，做好用水冷却钢棒的准备，必要时用水冷却。为避免电解质“含炭”，启动时槽温应控制在980℃～1000℃，若出现“含炭”苗头，应果断地取加冰晶石降温或倒换电解质措施，尽力避免“含炭”。 灌铝后如出现渗铝现象，应当即吹风降温，若吹风后仍继续渗铝，应在边部加入镁砂和氧化铝混合料，然后用天车或碓子将混合料砸实，并及时汇报。如发生漏炉事故，应积极采取措施，用镁砂等堵漏，如仍不能解决问题应及时降阳极，将电压降至最低点，与此同时立即汇报现场指挥与整流所联系，将电流降至80KA以下，以最快速度完成短路操作，尽量将损失降至最低程度。 （三）测量监控 焙烧槽电压记录，升至全电流时，记录下当时的冲击电压。第一次记录后，每4小时记录槽压和时间，并据此做出电压曲线。焙烧槽温度测量和记录（预埋电热偶的槽测量）测试位置在预埋9根热电偶套管处。通电30分钟后进行第一次测量。第一次测量后，每4小时测量一次，并据此做出温度曲线。 阳极电流分布的测量和记录：通电30分钟后进行第一次测量，此后每1小时测定一次，特殊情况可加大频次。对于电流分布过高、过低处要重点标出并汇报，对分布异常的不仅要处理，而且要将处理结果和处理时间记录下来。 阳极钢爪温度的测量：升全电流一小时后测量一次，以后每小时测量一次，以后可根据现场情况决定是否需要测量。 阴极钢棒和槽壳温度的测量：焙烧期间每l小时测量一次，启动后3天内每8小时测量一次。 阳极上下串动记录：焙烧期间每天测量记录一次。 表1  电压保持和温度控制参考值表启动时间8h16h24h36h48h72h96h120h第6天第7天第二周第三周第四周第五周电压（V）7.56.56.55.04.64.54.54.44.34.34.254.254.254.206.56.05.04.84.54.4温度980970～980960～970 表2  启动后分子比参考值表   三、后期管理 电解槽后期管理非常重要，对电解槽以后的平稳高效有着决定性的影响，对后期管理主要特点包括高温、高分子比、高电解质水平、低铝水平等管理思路，目的就是在这一时期要形成规整的炉膛。我公司后期管理主要内容如下。 1、电解槽启动后期的管理 2、效应系数和NB间隔 效应系数：启动后5天内2次／槽·天，15天内1.0次／槽·天，15～30天内0.5～1.0次／槽·天，此后视电解槽运行情况可逐渐转入正常情况。 NB间隔：启动一周内2.5～3分钟，一周后设定为2～2.5分钟。以后视情况转入正常。 3、分子比管理 4、铝水、电解质水平保持 铝水平：启动一个月内按15～17厘米保持，一个月后按18～20厘米保持。 电解质水平：启动一个月内按23～26厘米保持，一个月后按20～22厘米保持。 四、总结评价 通过对对230KA电解槽焙烧启动特点的分析，我们不难发现只要掌握住了技术要点并且持之以恒严格管理，那么在实践上就能取得较好的效果。我公司1 78台电解槽在焙烧启动过程中没有出现过一次脱极和早期破损现象，也证明了措施的可行性、科学性。总体说主要有以下几点： （一）电解槽的焙烧启动工作是电解槽生产的开端，要以科学理论和技术为依据，在实践生产中与时俱进，以延长电解槽正常高效为目的，不断优化工艺。 （二）从电解槽焙烧启动操作工艺的各个环节看，它还是一项系统的管理工程，必须加强技术和管理方面的培训，以适应生产的需要。 （三）掌握住焦粒焙烧启动特点和方法，可以使得电解槽的阴阳极电流分布更加均匀，升温速度更加合理，槽温分布均匀，避免了局部过热的现象，扎固糊焦化良好，可望获得较长的槽寿命，降低吨铝生产生本。 （四）采用焦粒焙烧启动技术，简便实用，成本低廉，易于操作。但是230KA预焙阳极电解槽采用双阳极结构，由于铺焦粒和阳极组装的质量问题，常会造成铝导杆导电比较均匀而两块阳极电流分布不均的情况，这是双阳极电解槽致命的缺点，应该引起足够的重视。 （五）在电解槽启动后的一年中，后期管理非常重要，应严格避免技术条件的大起大落，有了这一年的平稳运行期后，电解槽的运行将会非常稳定，不仅高效低耗，减小劳动强度，也有利于延长电解槽寿命。

一、  铝电解生产的理想目标：电解槽“长寿”、高效、低耗、低污染。1、低污染（污染物）：CO2、CO、HF、高温、强磁、粉尘、高压、电弧光。（国内唯一一家在城市内建造的铝厂是抚顺铝厂，国外发达国家不在本国建铝厂，目的保护资源避免污染。） 2、低耗：低电耗，低氟盐消耗等。 3、高效：高电流效率等。 4、电解槽“长寿“是影响电解生产是否高效、低耗的重要因素之一，国外电解槽平均寿命达3000天以上，国内目前电解槽平均寿命为1500天左右（大修一台电解槽费用约50万元）。    二、影响电解槽“长寿”的因素： 设计占20%、材料占10%、施工占20%、焙烧启动占25%、后期管理占25%。其中焙烧启动在影响电解槽寿命的因素中作用举足轻重，所以选择什么样的电解槽焙烧启动方案，怎样对方案进行严格控制、落实以及焙烧启动期间出现的异常情况采取什么样的有效处理手段，将直接影响到焙烧启动效果是否良好以及电解槽是否“长寿”、高效、低耗。恰巧公司安排我和大家讨论大型槽的焦粒焙烧与启动，今天我们就以二电解厂300KA大型预焙槽为实例进行探讨、分析。    三、焙烧方法： 铝液焙烧、焦粒焙烧、燃气焙烧、金属电阻体直接加热电解槽焙烧。 1、焦粒焙烧优点： （1）电解槽内衬温度从常温开始逐渐升高避免内衬中产生过大温度差，均匀内衬中产生的热应力避免阴极早期破损； （2）焙烧完成前和启动初期无铝液产生，电解质液直接进入电解槽在早期生成的阴极裂缝中凝固，对阴极表面进行修补以减少正常生产期间铝液的渗漏从而可以延长槽寿命； （3）焦粒层保护了阴极表面免受氧化； （4）使用分流装置可以控制预热速度； （5）焙烧方法容易控制。2、焦粒焙烧缺点： （1）阴极表面温度不均匀，易局部高温； （2）角部升温慢槽四周扎糊带预热不良； （3）为控制升温速度采取多种分流装置进行分流，复杂了操作过程，增加了操作难度； （4）启动后碳渣多须人工打捞费时费力。    四、电解槽焦粒焙烧技术要点 （1）选择粒度较好的焦粒，铺焦挂极质量； （2）分流装置应用及拆除效果； （3）保证升温过程满足升温曲线要求。 五、焙烧目的：（保证电解槽内衬温度均匀升高绝对不允许出现忽高忽低现象。） 新电解槽在进入生产之前，必须经过焙烧这一重要过程。电解槽焙烧的目的在于通过一定时间的缓慢加热使电解槽的内衬得以烘干，使阴极碳块和侧部碳快烧结成一个整体；阴极碳块和槽周边的扎糊进心行烧结焦化；排除阴极内衬中的水分，因为水分在高温中会形成气体在焙烧期间会使内衬产生膨胀使阴极内衬产生早期破损；同时使阴极与阴极烧结成一个整体，以减免在后续的启动中发生“热震”造成阴极早期破损；通过焙烧还能均匀升高内衬温度达到生产所需温度；预热装炉物料。整个焙烧过程在电解槽的整个使用期内虽然很短，仅几天时间，但对电解槽的使用寿命以及正常生产起着决定性影响。 六、焙烧前的准备工作： 1、绝缘测试：对电解槽各部位绝缘情况进行测试，要求达到设计标准。 00KA预陪电解槽各部位绝缘标准序号检查部位要求电阻序号检查部位要求电阻1槽罩与槽壳之间1MΩ10打壳头与集气罩之间2MΩ2电解槽排烟管和地面2MΩ11阳极导杆与上部结构之间2MΩ3气缸对地面2MΩ12槽罩与上部结构之间2MΩ4网格板与槽壳之间1MΩ13短路口螺杆与母线之间2MΩ5端头槽外侧网格板与地坪之间1MΩ14单槽对地1000Ω6阳极提升马达与槽上部结构之间2MΩ15地面与母线1MΩ7阳极提升马达与传动轴之间2MΩ16槽底支撑钢梁与支柱间1MΩ8三角板起重机与大母线之间2MΩ17打壳头对气缸1MΩ9门式支柱与槽壳之间2MΩ18————2、上部结构负重试验合格，转动机构运转正常，两根大母线水平，打壳、下料定容器验收合格。 3、槽控机控制运转正常。    4、短路实验：短路实验主要是检测电解车间母线系统在通电状态下，母线各部位压接点的压接压降，检查施工质量，压降大的要及时处理。 5、耐压试验：在系列绝缘测试合格的情况下，对系列进行带电试验，测试电解系列整体绝缘情况，打通系列母线，系列带电负荷24ｈ，检查各部分的压降及温度，做好记录。    6、分流装置的制作，物料（必须符合国家标准二级品以上，原料必须抽检化验后方可使用）、测量工具、焙烧记录本准备。7、阳极大母线调至下限位，调整大母线使中心线与槽纵向中心线平行，大母线垂直，用木楔固定好，不准再升降阳极大母线，最后动力电暂时断电，动力箱电源用封条封住，检查确认大母线挂钩是否上紧。 8、彻底清除槽内杂质（可用高压风吹）。 七、装炉：铺焦粒、挂阳极、装物料、安装分流装置。 1、选择正确的铺焦粒挂阳极方法 铺焦粒挂阳极很重要，因为它直接决定了焙烧的效果，铺设焦粒的厚度和阳极质量的好坏直接决定了焙烧时阳极电流分布的大小及槽内各部位温度是否均匀，焙烧时阳极是否出现脱极现象。在铺设时首先要清扫阴极，将栅栏框架（尺寸：2300mm×6700mm×20mm）平整的放在阳极正投影区域，然后将筛分好的煅后石油焦（粒度为2mm-4mm占80%以上，严格控制1mm以下焦粒，缺点：阴阳极接触不良，细焦粉电阻较大，启动后不利于清除）混合均匀倒入框内，用刮板（讨论使用锯齿型刮板效果）刮平厚度为2.0-2.5cm，确保焦粒无凹陷部位，之后小心地取走栅栏架（讨论：阴阳极之间的导电物为混合的焦粒和石墨碎焙烧效果是否更理想？）。然后挑选底掌平整无杂物、导杆垂直、爆炸焊口无开裂，阳极密度大而且电导率好的阳极组，擦净压接面灰尘，用多功能天车副钩挂极，让阳极自然缓慢下落，凭其自重压在焦粒表面上，阳极必须压实焦粒，不允许有晃动最后安装卡具。注意事项：阳极导杆与挂钩耳朵不准接触，挂阳极时先挂B面再挂A面（80%的B面阳极压伸腿A面不压-水平母线往B侧偏移5-12公分。改进方法： （1）打磨阳极。 （2）吊槽上部时在保证槽上部中心线与电解槽烟道中心线一致的情况下槽上部尽量靠A面方向放置以利于B面挂极）。阳极组全部挂完后清除阳极底掌外焦粒，同时将阳极底掌周围用焦粒捣实。最后预埋热电偶，在出铝、烟道端及A、B面各两处安放六只钢管（可加缘层）以测温度，钢管斜放大面，不可与阳极底掌、间缝接触，启动时钢管须全部拿走以防融化影响原铝质量。 2、装物料 用纸制材料（尽量不用塑料材料）塞住阳极间缝，在阳极四周炉底均匀铺上5-8cm冰晶石，在人造伸腿上均匀铺上CaF2，要求CaF2不能进入阳极间缝及阳极底掌下。用电解质块砌墙，小块贴着侧部砖，大块在里，要求宽度与人造伸腿基本一致，高度略低与侧块高度2-3公分（角部升温慢物料融化慢不装电解质块）。在电解质墙上铺纯碱，阳极上和电解质墙上加满冰晶石，整形。要求极上厚度为16-18cm，中缝与极上相平，边部略低，阳极钢爪要露出。（讨论：在阳极四周炉底均匀铺上5-8cm冰晶石后用电解质块砌墙最后在人造伸腿上均匀铺上CaF2效果是否更好？） 300KA预陪电解槽装炉物料标准（仅供参考）项目单位装炉焙烧启动合计阳极组组20——20焦粒t0.6-0.7——0.6-0.7冰晶石t10010Na2CO3t1.51.53CaF2t0.6——0.6液体铝t——1515电解质块t2.5-357.5-8液体电解质t——88分流器组4——4分流片片32——32软连接组20——20 3、安装分流装置 采用软连接可以保证阳极与焦粒始终保持良好的接触，能够避免因电流不均造成的局部过热现象，还能消除焙烧过程中相关部位热变形的影响。安装前软连接与阳极导杆及阳极大母线接触各部位应当清扫、打磨干净，各部位螺栓必须坚固，以防止接触不良发生打火现象。清擦导杆与软连接压接面，然后安装软连接。用钢丝刷打磨处理立柱母线、阳极钢爪、阴极钢棒焊头焊接面安装分流片、分流器（角部不焊接分流片）。 八、装炉过程中的注意事项 1、边铺焦粒边安装阳极以及卡具，不准随意动阳极卡具，阳极必须压实焦粒，不允许出现悬空、接触不良等现象。 2、导杆垂直无弯曲，爆炸焊口无开裂，炭块规整无裂纹，底掌平整。 3、阳极中缝焦粒挂完极后要清除然后放置废AE棒以利于电解槽启动。 4、分流装置的压接面必须事先打磨，且安装时要压紧，保证良好的导电性。 5、焊接分流片时焊缝宽度与分流片宽度相同，焊缝饱满，无虚焊脱焊现象，分流片与槽壳及槽间钢体结构要绝缘。 6、装炉物料数量严格落实规定计划不准多不准少。 九、焙烧过程管理（分流装置拆除原则：以槽堂温度和电压为标准决定分流装置拆除时间。） 1、测量及记录：阳极电流分布每2小时测一次，以检查是否有偏流及局部过热现象，偏流可调整导杆与大母线软连接接触。阴极电流分布每8小时测一次以掌握内衬的预热是否均匀，同时了解内衬的砌筑质量，过热处加强散热。槽电压每2小时记录一次，记录时必须是全电流状态。炉膛温度测量每2小时测一次，阴极钢棒温度每4小时测一次。 2、通电时冲击电压不得大于5.0V，否则立即降电流暂缓送电（冲击电压过高易使电解槽内衬产生内伤影响槽寿命。）。检查分流片工作状况及焊口情况，温度过高或发红的可用风吹。密切注意阴极钢棒温度，发现过高或发红的风吹降温，并上报指挥人员。将焙烧过程中用原材料数量、通电过程中特殊现象、冲击电压等记录完整，形成单槽档案。通全电流30-60分钟时必须测阳极电流分布 3mv时经分流无效可以调整软连接。分流器的拆除电压恢复到2.3-2.6V时，阳极电流分布均匀，无钢爪发红，可拆除分流器，拆时先拆1-4后拆2-3，12-16小时内拆完，拆时电压允许上升50-100mv。58-62小时后拆导杆压降小的分流片。拆时注意，一根一跟的拆，不准同时拆两根或两根以上。拆除原则：拆时电压允许上升50-100mv，若槽电压>3.0V时则停止拆除。80-84小时后拆除软连接。（拆除软连接时用高压风吹净阳极导杆与母线压接面，必须在导杆上用粉笔标记好紧固螺旋夹具拆除软连接，否则不准拆除。软连接拆除后必须测全槽电流分布、电压降有异常及时处理。）90小时后点动抬电压。抬电压前要再次检查夹具是否上紧、导杆是否画线。1-2小时抬一次电压，每次电压上升0.01V左右，若电压超过2.50V，缓抬电压。若超过3V时不许抬，也不许降，多观察一会儿，若电压摆动，只许往槽内捅物料，不许降电压。 3、焙烧期间异常情况处理：焙烧期间可能会出现个别阳极因偏流或阳极质量问题而脱落，对于这种情况不必动脱落阳极，待启动前更换。若持续严重偏流其它极也有脱落的危险时则用热极更换；由于偏流引起钢爪发红，可将阳极上保温料扒开加强散热或用风吹，个别严重者可在导杆软连接压接面处垫绝缘纸（断开软连接时断下不断上，断开时间≤40分钟，一台槽最多断开2组极）或临时在阳极钢爪间搭分流片，待恢复正常后取消，以免阳极脱落；阴极钢棒发红现象一般为偏流所致，用高压风吹、将该处阳极分流或断开，若漏炉则组织人力封堵。十、启动过程管理1、启动前中缝冰晶石熔化贯通，中缝温度达900℃以上，槽四周局部开始熔化，烟道端及出铝端温度在800℃以上，阳极无偏流，钢爪无发红等异常情况，采用湿法效应启动。再次上紧所有卡具，保证阳极启动过程中不下滑，检查导杆上是否用粉笔标记好。 启动前30分钟准备液体电解质扒开出铝口，摆好流槽边抬阳极边灌入电解（启动电解槽时抬电压至3.5V-4.5V之间时阳极底掌与阴极之间形成极为复杂的状态，部分新形成的电解质与阳极块的接触已开始导电，原有的部分导电的焦粒在导电并造成局部过热的趋势，固体电解质是不导电的而又起到阻止电解质的流动。总的趋势是电解质导电代替焦粒导电形成峡谷区域。因此抬电压时须尽快通过这一区域，防止阳极钢爪发红甚至造成大面积脱极事故）。 注入电解质后电压保持5-6V，稳定后将槽电压逐渐提升到7-8V，熔化物料。启动后槽电压保持7-8V（电压偏低电解槽热收入不够不利于物料融化电压过高浪费电能）。根据电解槽物料熔化情况，不断补充电解质块（冰晶石）、曹达。 物料熔化完毕后，电压5.5-6.5V保持等待效应。效应电压按20-25V保持，效应时间10-14分钟（AE处理注意事项：因电解槽刚启动温度较高AE电压偏低抬电压时防止脱极同时观察人造伸腿是否剥离分层，AE后及时打捞碳渣）。效应后电压保持6.0-6.5V然后按要求降电压。 2、灌铝：启动完毕10-24小时内分次向槽内注入铝液（分次灌铝目的：电解槽刚启动内衬温度较高而铝液是凉体分次灌铝保证电解槽内衬缓慢降温延长电解槽内衬使用寿命）。在加保温料之前务必等待一个效应（目的：加保温料后来AE极可能烧塌大面使物料掉入槽内形成沉淀）。灌铝后电压保持5.5-6.0V，取电解质、原铝式样化验分析（目的：分析电解质、原铝成分指导后续生产），结壳后用氧化铝块封好壳面，加上保温料，进入电解槽后期管理阶段。

一、材料试验所用材料为矿石，矿石包括粉矿和块矿两种，两种矿石取自同一矿床的不同矿点，前者系矿石强烈风化的结果．粉矿含泥质高，不宜直接堆浸；块矿经破碎后，泥质含量也较高，而且在淋浸过程中，随着矿石的酸化和浸出的进行，矿石内部的碳酸盐成分与酸反应释放 CO2气体，矿石泥化，降低整个矿堆的渗透性能，因此同样不宜直接堆浸。粉矿品位为2.00%，含水率则为5.96％．块矿平均品位1.86％，矿石含水率2.18％，其筛析结果见表1。二、方法试验方法包括：搅拌浸出试验方法和柱浸试验方法，具体方法如下：搅拌浸出试验方法：块状矿石经破碎后磨至－100目，用5％(v／v)H2SO4作浸出剂。液固比2∶1，常温下充分搅拌24 h，分析浸出液成分。粉状矿石亦磨至－100目，只改变浸出剂浓度，其余条件同块状矿石。柱浸试验方法：参考有关资料，通过试验，选择一种制粒的粘结剂，矿石均破碎至一10mm，加入一定量的粘结剂和水进行制粒，养护24 h后装柱浸出。分别以粉矿、块矿及两者的混合矿进行制粒柱浸试验，分析浸出液成分。 三、试验结果与讨论（一）搅拌浸出试验结果按照上述搅拌试验方法进行试验，所得试验结果见表2、表3。从表2结果可知：块矿搅拌浸出浸出率达 90％以上。酸耗4.8％－6.1％，不同粒级破碎后浸出情况相差不大，而且其筛析结果也表明不同粒级分布比较均匀，品位相差不大，故以下试验不考虑粒级的影响，矿石均破碎至－10mm。 从表3中结果可知：浸出剂浓度为 3％(V／V) H2SO4即可得到理想的浸出效果。表2、表3结果表明：块状矿石和粉状矿石的酸耗接近，但粉矿浸出率略高．（二）制粒柱浸试验结果按照上述柱浸试验方法进行试验，所得结果见表4和图1、图2。图1、图2及表4结果表明：三种矿石的浸出率均大于90％，酸耗为6％左右，与搅拌浸出基本相符；液固比较小，约为3∶1，峰值浓度较高；矿石浸出后，颗粒保持完好，矿柱渗透性能良好，矿石高度基本稳定；说明采用制粒堆浸工艺处理此类矿石技术上可行。 四、结论我国泥质低品位氧化铜矿储量相当大，目前难以处理，其主要难题是矿石渗透性能差。本研究通过选择合适的粘结剂及制粒条件，成功地解决了酸性条件下粒的稳定性问题，改善了堆浸过程中矿堆的渗透性。加上矿石本身良好的浸出性能，因此对此类矿石进行酸法制粒堆浸在技术上是可行的，至于其经济上是否合理，还应进行较大规模的试验加以确认。

2007年7月11日，省机电办吴海平副调研员率省科技评价中心专家组一行七人来梅，对我市取得2005年度出口机电产品研制资金赞助的梅州市磁性材料厂“环保型打针铝镍钴磁粒料”项目进行检验，我局李小瑜副局长、张灵科长伴随参与此次检验。检验期间，专家组调查了该项意图研制试验室和出产车间，仔细听取了该厂项目组对项目研制完结状况的报告，专家们对该项目研制状况进行了发问，并提出了名贵的建设性定见，经专家组鉴定，该项目顺畅经过检验，得到了省机电办和专家组的好评。

炭浆法（炭浸法）存在的首要问题之一，是细微载金活性炭易随尾矿丢失。为处理这一问题，近来实验用磁性活性炭替代一般活性炭。这就是磁炭法。    磁炭法与炭浆法的差异在于活性炭带不带磁性。所以磁炭法可称为是用磁性活性炭吸附金的炭浆法，也就是磁性炭炭浆法。它与普通炭浆法的不同之处，就在于矿浆与炭的别离是用磁选机而不是用细孔筛。其首要长处是：比普通活性炭耐磨，因此可削减活性炭粉化形成的丢失。因为耐磨，故可运用细粒炭，然后加快金的吸附，利于处理较粗粒的矿浆，因为选用磁选机别离，故可削减因机械筛分带来的活性炭丢失和金的丢失。    磁炭法的载金活性炭与矿浆的别离，不是靠颗粒的巨细被筛分，而是靠自身带磁性与非磁性的矿浆别离。若靠颗粒巨细而筛分，就有小颗粒载金炭随尾矿丢失问题，而磁炭法无此问题。    选用磁炭法，须预先除掉矿石中的磁性物质，避免磁性物质混在载金炭中形成贫化。    磁性活性炭的制备大体上有两种办法。一是将活性炭颗粒与磁性颗粒粘结在一同；二是将炭粒与磁性颗粒一同制成活性炭。用榜首种办法制备磁性炭时，多用硅酸钠做粘结剂，因为硅酸钠不溶于化矿浆，具有很高的耐热耐碱功能。    最好的磁性炭是用果核或果壳炭以及必定方式的焦炭与磨细的磁铁矿，用硅酸钠作胶合剂制成。磁铁矿与炭粒粘合后要枯燥，也需求活化处理。    用磁炭吸附，能够运用粒度较小的炭粒吸附金，然后进步了吸附率；细微载金炭粒也不易随矿浆丢失，然后进步金的吸附回收率；矿浆中较粗的矿粒也易与炭粒别离，故矿石不用磨得很细；磁炭强度较高，不易磨损。    在实验中就可看到，磁炭法也存在一些问题：炭的吸附容量较小，这是因为磁性组分形成的；磁选机的出资比中间筛高；矿石中的磁铁矿等天然磁性物要预先除掉，不然也搀杂到载金磁性炭中，影响下一工序。    因为该法需求用磁选机，出资较大，最佳工业生产条件尚待研讨，故现在仍处于实验阶段。

鲕状赤、褐铁矿石是目前公认的最难选的铁矿石。随着我国可利用的铁矿资源逐渐减少，研究鲕状赤、褐铁矿石的高效选矿技术已凸显重要性和紧迫性。四川某铁矿矿石储量大，原矿含铁38%左右，铁矿物主要以鲕状赤、褐铁矿形式存在，有害杂质磷含量达0.654%，属高磷鲕状赤褐铁矿石，且磷矿物与铁矿物相互浸染，嵌布粒度极细。昆明理工大学通过大量试验，对该矿石采用还原焙烧—弱磁选—反浮选工艺，获得了较好的选别指标。       一、矿石性质       试验矿样中铁矿物主要为赤铁矿和褐铁矿，有少量磁铁矿；脉石矿物主要为方解石、绿泥石、石英等，并含有磷灰石。试样的光谱分析、化学多元素分析和铁物相分析结果见表1～表3。   表1  试样光谱分析结果               %元素AgAlBBaBeBi含量0.00011＜0.0010.04＜0.001＜0.001元素CaCdCoCrCuFe含量1＜0.0010.0040.0030.008＞10元素GaGeMgMnMoNi含量0.002＜0.0010.50.20.0040.01元素PPbSbSiSnTi含量0.30.006＜0.01＞100.0030.03元素VWZnInTaNb含量0.01＜0.0030.02＜0.01＜0.005＜0.01   表2  试样化学多元素分析结果             %元素FeSPSiO2Al2O3CaOAs含量38.300.0280.65415.875.161.60＜0.0001   表3  试样铁物相分析结果                 %铁物相磁铁矿赤褐铁矿碳酸铁硅酸铁硫化铁合计铁含量4.0730.221.022.690.1338.13铁分布率10.6779.262.687.050.34100.00       由铁物相分析结果可以看出，矿样中的铁主要以赤褐铁矿形式存在，赤褐铁矿中铁的分布率达79.26%。       工艺矿物学研究表明：赤铁矿以集合体的形式产出，其单位粒度细级，一般在0.004mm以下。褐（针）铁矿主要以胶结物的形式分布于鲕粒之间，磁铁矿也嵌布于绿泥石较多的鲕粒中。绿泥石一部分与鳞片状的赤铁矿相互呈浸染状分布，一部分呈同心圈层状与赤铁矿圈层构成鲕粒。石英有两种类型，一种是以碎屑的形式产出，分布于鲕粒间，常被褐铁矿、赤铁矿包裹；另一种为后生石英，常呈脉状产出，彼此以缝合线状接触。磷灰石是矿石中有害元素磷的主要存在形式，主要呈粒状、它形粒状分布于赤铁矿和褐铁矿的胶结物中及赤铁矿鲕粒的核部，粒度一般在0.005～0.2mm。       二、试验方案       对试验矿样进行了强磁选、直接浮选、强磁选脱泥—正浮选、强磁选脱泥—反浮选等方案的大量探索性试验，但由于矿石性质所决定，选别效果都不好，精矿中磷的含量也不能降到0.3%以下。为此，决定采用还原焙烧—弱磁选—反浮选工艺处理该矿石，即先通过还原焙烧将赤褐铁矿还原为磁铁矿，然后通过弱磁选选出铁品位较高的铁精矿，最后再用反浮选将精矿中的磷降到0.3%以下。       三、还原焙烧试验       （一）焙烧温度试验       以粒度为－1mm、用量为5%的焦炭为还原剂，将破碎到－3mm的原矿分别在900、950、1000、1050℃下还原焙烧15min，然后磨至－300目占95%，在71.62kA/m磁场强度下进行弱磁选，结果见图1。图1  焙烧温度试验结果 ■—铁品位；◆—铁回收率       由图1可以看出：焙烧温度太低时，还原不够充分，铁精矿的品位和回收率都较低；而焙烧温度太高又会引起过还原，同样影响铁精矿的品位和回收率；当焙烧温度为1000℃时，铁精矿的品位和回收率均达到最高。因此，确定焙烧温度为1000℃。       （二）还原剂用量试验       将破碎到－3mm的原矿分别添加粒度为－1mm，用量为3%、5%、8%、10%的焦炭，在1000℃下还原焙烧15min，然后磨至－300目占95%，在71.62kA/m磁场强度下进行弱磁选，结果见图2。图2  还原剂用量试验结果 ■—铁品位；◆—铁回收率       由图2可以看出，还原剂焦炭的用量以5%为宜，此时焙烧矿的磁选指标最好。       （三）焙烧时间试验       将破碎到－3mm的原矿添加粒度为－1mm、用量为5%的焦炭，在1000℃下分别还原焙烧5、7.5、10、12.5、15min，然后磨至－300目占95%，在71.62kA/m磁场强度下进行弱磁选，结果见图3。图3  焙烧时间试验结果 ■—铁品位；◆—铁回收率       由图3可以看出，焙烧时间为15min时，焙烧效果最好，磁选精矿的铁品位和回收率均达到最高，因此确定焙烧时间为15min。       （四）还原剂粒度试验       将破碎到－3mm的原矿添加用量为5%，粒度分别为＋3mm、－3＋2mm、－2＋1mm、－1mm的焦炭，在1000℃下还原焙烧15min，然后磨至－300目占95%，在71.62kA/m磁场强度下进行弱磁选，结果见表4。   表4  还原剂粒度试验结果还原剂粒度/mm产品产率/%铁品位/%铁回收率/%＋3精矿 尾矿 原矿47.45 52.55 100.0056.37 21.66 38.1370.15 29.85 100.00－3＋2精矿 尾矿 原矿47.55 52.45 100.0057.83 20.27 38.1372.12 27.88 100.00－2＋1精矿 尾矿 原矿48.01 51.99 100.0058.93 18.92 38.1374.19 25.81 100.00－1精矿 尾矿 原矿48.36 51.64 100.0060.85 16.85 38.1377.18 22.82 100.00       由表4可以看出，在磁化焙烧的温度、时间和还原剂用量相同的情况下，还原剂焦炭的粒度越细，焙烧矿的磁选效果越好。这是由于细粒还原剂表面积大，与矿物接触充分，因而还原反应较为完全。但如果还原剂粒度太细，在工业上会加大加工成本。因此，确定还原剂焦炭的粒度为－1mm。       （五）焙烧矿铁物相分析       对在上述适宜还原焙烧条件下获得的焙烧矿进行铁物相分析，结果见表5。   表5  焙烧矿铁物相分析结果              %铁物相磁铁矿赤褐铁矿碳酸铁硅酸铁硫化铁合计铁含量33.904.710.382.760.1141.86铁分布率80.9911.250.916.590.26100.00       由表5可以看出，将原矿破碎到－3mm，添加用量为5%、粒度为－1mm的焦炭，在1000℃下焙烧15min，可使矿石中磁性铁的分布率由10.67%提高到80.99%，还原效果比较理想。       四、弱磁选试验       （一）磁场强度试验       将破碎到－3mm的原矿添加用量为5%、粒度为－1mm的焦炭，在1000℃下焙烧15min，然后磨至－300目占95%，分别在55.70、71.62、111.41、143.24kA/m磁场强度下进行弱磁选，结果见表6。   表6  弱磁选磁场强度试验结果磁场强度/（kA/m）产品产率/%铁品位/%铁回收率/%55.70精矿 尾矿 原矿30.93 69.07 100.0061.51 27.66 38.1349.89 50.11 100.0071.62精矿 尾矿 原矿48.36 51.64 100.0060.85 16.85 38.1377.18 22.82 100.00111.41精矿 尾矿 原矿51.86 48.14 100.0059.03 15.61 38.1380.29 19.71 100.00143.24精矿 尾矿 原矿53.64 46.36 100.0057.79 15.38 38.1381.30 18.70 100.00       由表6可以看出，弱磁选磁场强度宜为71.62kA/m，磁场强度太高时精矿铁品位达不到60%，磁场强度太低则精矿铁回收率达不到50%。       （二）磨矿细度试验       将破碎到－3mm的原矿添加用量为5%、粒度为－1mm的焦炭，在1000℃下焙烧15min，然后分别磨至－200目、－300目、－400目、－500目占95%，在71.62kA/m磁场强度下进行弱磁选，结果见表7。   表7  弱磁选磨矿细度试验结果               %磨矿细度产品产率铁品位铁回收率－200目95精矿 尾矿 原矿53.45 46.55 100.0057.23 16.19 38.1380.23 19.77 100.00－300目95精矿 尾矿 原矿48.36 51.64 100.0060.85 16.85 38.1377.18 22.82 100.00－400目95精矿 尾矿 原矿34.52 65.48 100.0061.60 25.76 38.1355.77 44.23 100.00－500目95精矿 尾矿 原矿31.14 68.86 100.0061.52 27.55 38.1350.24 49.76 100.00       由表7可以看出，磨矿细度越细，铁矿物单体解离越充分，铁矿铁品位越高，但磨矿细度太细导致磁选时铁的损失严重。根据试验结果，确定适宜的磨矿细度－300目占95%。       （三）弱磁选流程试验       以上试验表明，焙烧矿直接磨至－300目占95%后进行弱磁选，虽然可以获得铁品位在60%以上的铁精矿，但铁的回收率较低，若再对铁精矿进行反浮选降磷，则铁的回收率将进一步下降。为此，决定对焙烧矿进行阶段磨选，即先在较粗的磨矿细度下通过弱磁粗选抛弃一部分尾矿，然后对粗选精矿进行再磨精选，以降低细磨矿量，减少泥化对铁回收率的影响。试验流程及条件见图4，试验结果见表8。图4  焙烧—弱磁选试验流程及条件   表8  焙烧—弱磁选试验结果             %产品产率品位回收率FePFeP精矿 尾矿 原矿50.14 49.86 100.0060.13 16.01 38.130.496 0.713 0.60479.06 20.94 100.0041.23 58.77 100.00       由表8可以看出，采取阶段磨矿、阶段弱磁选措施后，铁回收率得到了提高，同时保证了精矿铁品位在60%以上，但精矿中磷含量为0.496%，不符合冶炼要求，须通过反浮选将磷降至0.3%以下。       五、反浮选降磷试验       以碳酸钠为pH调整剂、淀粉为铁矿物的抑制剂、PB为磷矿物的捕收剂、2#油为起泡剂，对弱磁选精矿进行一粗一精反浮选（见图5），结果使精矿中的磷含量降到了0.225%（见表9）。图5  反浮选降磷试验流程及条件   表9  反浮选降磷试验结果               %产品产率品位回收率FePFeP精矿 尾矿 原矿90.81 9.19 100.0060.92 52.34 60.130.225 3.178 0.49692.00 8.00 100.0041.13 58.87 100.00       六、全流程试验结果       还原焙烧—弱磁选—反浮选试验全流程及试验条件见图6，最终试验结果见表10。图6  还原焙烧—弱磁选—反浮选试验流程及条件   表10  全流程试验结果                 %产品产率品位回收率FePFeP精矿 尾矿 原矿45.53 54.47 100.0060.92 19.08 38.130.225 0.921 0.60472.74 27.26 100.0016.96 83.04 100.00       表10表明，采用还原焙烧—弱磁选—反浮选工艺处理四川某高磷鲕状赤褐铁矿石，可以得到铁品位为60.92%、含磷量为0.225%的合格铁精矿，并使铁回收率达到72.74%。       七、结论       （一）四川某铁矿石铁矿物主要以鲕状赤、褐铁矿形式存在，磷含量达0.604%，属于高磷鲕状难选铁矿石，采用常规机械选矿方法难以获得合格铁精矿。       （二）本研究通过大量试验，确定用还原焙烧—弱磁选—反浮选工艺流程处理该矿石，获得了精矿铁品位60.92%、磷含量0.225%、铁回收率72.74%的较好选别指标，为该矿石的开发利用打下了基础。

赤铁矿选矿设备运作，需要在生产实际中不断总结经验，并在操作中不断去运用它，发挥出它最大生产效益。反击式破碎机在破碎机市场上很受客户的欢迎，因为它构造简单、体积小、破碎比大、出粒均匀等特点，受到客户的青睐。反击式破碎机对于煤炭、炉渣、各种石料、焦炭和石灰石的破碎粒度均匀因此，在矿山、水泥、电力和冶金等领域运用广泛。    反击式破碎机在运行期间，对锤头的磨损状况要定期排查，锤头是破碎机首要部件，锤头的好坏影响破碎机破碎的效果。在实际生产中破碎机都有自己进料粒度与出料粒度，进料粒度不能超过破碎机规定进料粒度，否则会影响破碎机的破碎效果，严重时导致破碎机损坏。     破碎机在工作时，破碎声音能反应出破碎机是否处于正常工作，若出现异常应该及时停机查，做到防患于未然。    选矿设备工作的过程中，就是不断的积累生产经验，将生产经验运用到实际生产当中，不断去提高设备生产效率，赤铁矿选矿设备亦是如此。

一、概略 （一）序 由于矿床条件的不同和锰矿商场的开展，伊米尼矿锰矿石的选矿阅历了几个不同的阶段。该矿矿床的特点是采出原矿的档次改变很大。 为了满意锰矿商场大幅度增加对伊米尼矿石的需求，有必要依据该矿矿石的档次选用相应的选矿工艺，并依据矿石档次的改变，改进选矿工艺。 本文力求经过回忆该矿从挖掘初期(1939年)原矿石就是产品矿石(MnO2的含量为74%～94%)到现在的选矿厂处理的原矿石均匀档次低于63%的前史改变，具体阐明晰现在运用的选矿设备。 （二）地理方位 伊米尼锰矿坐落摩洛哥南边的瓦尔扎扎特的公路旁边，距马拉喀什160km。 （三）矿山开发史 伊米尼锰矿于1918年被发现。尔后，曾进行了屡次调查和勘探研讨作业。1865年建立的Mokta公司，从1901年起对摩洛哥境内的山脉进行了勘探，寻觅锰和铁矿床。 找矿作业始于1929年，探明晰一个由3个附近的水平矿层组成的锰矿床。1939年探明的原矿约600万t，锰的含量为48%。 二、矿床 （一）地质条件 伊米尼锰矿床坐落前非洲褶皱区域，在北部上阿特拉斯山脉结构区和南部安底－阿特拉斯山脉结构区之间。矿带的载体层为晚白垩纪－土仑阶的白云石岩层。矿带分三层：榜首、二层之间部分是分隔的，有的部分仅有一个夹层离隔，几乎是叠合的。第三层在榜首、二层以北，大约坐落第二层上5m的方位(图1)。矿藏学研讨标明，软锰矿首要赋存在第三层，而硬锰矿及氧化铁首要赋存于矿床的北部鸿沟。图1  晓白垩纪－土仑盼岩层剂菌 （二）矿石分类 伊米尼矿石悉数是锰的氧化物（软锰矿、硬锰矿、锰土、锂硬锰矿），矿床北部鸿沟伴生有铁的氧化物（针铁矿、褐铁矿、磁铁矿）。 软锰矿：软锰矿是矿床最首要的矿石，赋存方式改变极大，并与硬锰矿或许锰土类的锰化物共生，甚至与氧化铁共生。 硬锰矿：为非晶形或隐晶形，具有不同的形状：块状、层状或凝聚状，归于隐类同晶系，同晶系的首要矿藏有锰钾矿、铅硬锰矿和锰矿。 锰土：锰土属硬锰矿的土质矿种，为棕黑色轻型矿藏。 锂硬锰矿：锂硬锰矿为典型的隐晶体，在硬锰矿中很少看到零散型结核。 氧化铁：以低档次存在于锰矿石中，仅在矿床北部边际赋存有铁的氧化物。 三、选矿工艺 （一）初级实验 现在的选矿工艺流程并不是在矿山挖掘的初期研讨和断定的，它是随矿床的改变和锰矿商场的需求开展和演化而成的。 关于湿选和水洗工艺的实验从前做了很多的研讨作业，并且首要设备现已装置结束。 由于矿石具有易碎性和本地区水源缺少，实验没有获得效果。并且实验转向干选工艺。 （二）开端的选矿流程 在矿山挖掘初期，锰矿世界商场的局势对冶金工业的开展非常有利。伊米尼锰矿石粉末状(50%图2  初期的选矿流程 矿山采出的4种矿石经过分选，其间2种直接成为产品矿石，另2种经过再选。两组矿石的差异就在于软锰矿的含量不同。这两组矿石别离被称为“化学矿石”（软锰矿石含量较多）和“冶金矿石”（软锰矿石含量较少，这种定名并不精确）。为此，装置了两套选矿（或称预选）设备。一套用于直接产品矿的选矿，另一套用于富集和精选矿石。 1、直接产品矿石的选矿 冶金矿：这种矿石的质量要求首要要筛至12mm。筛上粗粒经手选台进行手选，并作为冶金产品矿储存。筛下细粒送到卡萨布兰卡市郊的一条大型带式烧结机。该厂装有一条Dwight－Lloyd皮带运输机和所需的全套装卸没备。 矿石悉数碎至4mm,然后与从热拉达运来的2mm的焦炭混和。焦炭的份额是1200kg原矿掺150kg焦炭。烧结厂产值为20t／h，可得含Mn55%～56%的烧结矿。 化学矿：在伊米尼冶炼厂选用同一选矿流程，矿石先筛至12mm。筛下细粒作为化学矿储存。筛上粗粒先经手选台选别，然后作为产品矿储存。 上述两种矿石，富矿块均在手选台上分选，再经一挑选破碎机破碎，以获得极富的产品矿粉(92%MnO2)别离出售。 2、需求富集精选的矿石的加工 该厂还可别离选出冶金级和化学级矿石。矿石在手选台上分选后，再经过磨碎筛分至1.5mm。1.5mm以下部分悉数作为产品矿，而大于1.5mm的矿石分为4层(1.5～2.5,2.5～5.5,5.5～8及8～15mm),供应4台Birtley气动重力选矿台，以获取精矿和尾矿。榜首座工厂（选矿厂Ⅰ）建在布塔祖尔特中心，1951年投产。另一座相同的工厂（选矿厂Ⅱ）1961年建在蒂姆基特的市中心。 四、技术改造 正如前面所述，选矿设备是依据锰矿商场的局势和伊米尼锰矿床的改变而进行改造的。 伊米尼锰矿石开端用于冶金业，由于冶金锰价跌落，转产天然二氧化锰。 由于二氧化锰商场上呈现了细粒产品，为了开展这类产品的出产，装置了数台磨矿设备。 由于几种原矿档次下降，几种商业产品（粒料、细粒料、磁选精矿）档次也随之下降，故对选矿流程作了改造，收回这些产品并进行再加工。 （一）粉矿加工 冶金矿石商场上首要表现在矿石行情跌落和烧结费用上升的世界性竞赛，迫切需求进行粉矿加工实验。自1966年起，一套设备在蒂坶基特投入作业，在Birtley气动选矿台上进行粉矿加工的工业实验（选厂Ⅲ）。 由于矿石的易碎性和矿石中高湿度微粒份额很大，致使这套设备的功率不高，粉矿选矿台终被筛选。 1967年开端研讨一种新的粉矿加工办法，即干式高强度磁选法。实验室的很多研讨作业是在一台Sime选矿机上完结的，经过这些作业确立了工业设备的尺度巨细和调整方面的基本参数。 粉矿磁选加工设备于1970年投入作业，其首要组成如下面的出产流程（图3）。图3  粉矿选矿的初期流程 选矿厂Ⅱ出产的粉矿经过一个750μm的Mogensen筛选机筛分，筛上物的档次≥74%MnO2，作为散装产品。筛下物先经一个Kestner燃料枯燥炉，下降温度，以利于后边2台平行的Alpine分选机进行50μm分选。 小于50μm的粉矿称作超细粉矿，含有很多的MnO2）依据原矿和设备调整的不同，MnO2为74%～94%）。 大于50μm粉矿称作粗Alpine粉矿，直接供应2台三级磁选机。锰精矿粉中MnO2的含量是72%～80%，而尾矿中MnO2的含量为35%～45%。 粉矿加工设备阅历了数次技术改造，例如：1975年装置了1台第三级Alpine分选机，该分选机与别的2台原有的分选机串联，用以收回份额尚高的极细粉矿。由于榜首，极细粉矿是产品矿料，其次，极细粉矿会严峻阻止磁选工序的正常进行。 “之”字形分选机的装置 为约束筛上矿石粒度而选用的办法，在这里就是Mogenson筛选机。由于矿粉湿度大，加上矿石颗粒较大（750μm，而磁选规则的粒度为500μm），选矿效果并不抱负。 1978年，经过屡次实验，上述筛选机被上升气流分选机所替代。这种分选机称作“之”字形分选机，于1979年投产，能够进行调理，确保350～500μm的粒度的分选。筛下产品约为5%～8%。除了最佳分选效果外，这种分选机还有下列两个长处： “之”字形分选机出产能力可达25t∕h以上，均匀正常出产能力为18t／h。 分选出来的尾矿经过重力选矿效果而完成了富集(依据不同的原矿可达70%～80%MnO2)。 磁选办法的开展 在实验室里所获得的杰出的实验效果，并没有运用于工业出产。最大的阻止就是矿石的易碎性和阻塞性。是由于人们至今没能处理超细粉矿磁选供料的问题，没有能够确保供科处具有薄而均匀的料层。除此之外，还有别的一个重要的技术问题（转子的绕度），这是由于磁选精矿商场的式微和设备长时间停转所引起的问题。 1979年，设备被逼中止作业，为了重定设备的规格，1980年进行了研讨作业。1981年1套包含4台二级传送带全新设备投产。1984年，由于替换转子而设备无法长时间作业，磁选精矿从此不再进行商业化出产。考虑到磁选设备终被筛选，代之而起的是下文所述的磨选方案。 （二）粒料的收回 在Birtley选矿渠道上加工从MnO2高档次区运来的矿石，可出产MnO2档次≥80%的精矿，含MnO2约74%的稠浊矿和MnO2含量为50%的尾矿。从MnO2低档次边际区运来的矿石未能出产出档次84%～92%粒料精矿，档次为80%的产品产值很少。 由于装置了2套粒科二次加工设备，才使收回功率得以改进。 2～15mm粒料的磨矿 最需求处理的问题是怎么收回渠道上的稠浊料，由于混料的档次（图4  2～15mm粒料工艺流程 选矿渠道的颗粒混料首要存入产品料渠道，然后送入受料仓，该料仓供料给Dragon锤式磨矿机。磨碎产品筛至2mm，筛上料（尾矿）回来再磨，筛下产品运至“之”字形分选机的供料仓。这套设备不仅可确保收回渠道上的悉数混料，一起可确保悉数收回精矿甚至尾料，以便用于专业出产。 小粒料(0.5～2mm)的磨矿 出于相同的考虑，在粒科循环收回的新状况下，RZZ粒料不是产品粒料(Dragon挑选磨矿得到的是贫矿粒料)，1台新的RZZ磨矿设备于1981年装置结束，这台新设备的简化作业线路如图5所示。图5  小料料工艺流程 和粒料相同，RZZ粒料一般也储存在产品料台内，或在方案答应时立刻进行再循环加工。有1台PALLA50U型振荡棒磨机进行选磨。磨好的矿料送入第4选矿厂。 上述2套设备能够用于下述多方面的矿料加工： 收回粒料和低档次小粒科，用于出产高档次UF； 经过选台精矿和富集RZZ料的研磨，出产92UF； 对低档次磁选精矿和在SMMI未加工的Alpine粗粒矿料进行再选。 （三）现在的流程 现在的加工流程如图6所示，该图中矿料并不是自动地进入同一加工线路，矿料所走的线路，首要取决于要出产的UF质量和要加工的原矿的质量，其次取决于要循环再加工的中间产品的质量。图6  伊米尼选矿厂流程图 五、效果 为了阐明问题，在下表中列出伊米尼锰矿的加工效果。 表  伊米尼锰矿石加工效果(%)

矿热炉冶炼稀土中间合金工艺中，炉料的质量包含其化学成分、物理和力学功能、粒度组成等。它们对炉况顺行、电能耗费和产质量量有着重要作用。炉料的破碎和恰当的造块是强化熔炼进程的有用途径之一，因为材料的涣散提高了它的表面能，增加了化学活性；粉料的充沛混合则显着提高了复原反响的速度和完全程度。但在工业实践中仍是选用破碎和挑选块状物料，只要粉状的稀土精矿和稀土化合物才进行造块。 碳热复原一步法冶炼稀土硅化物合金新工艺和在4150kVA矿藏热中选用该工艺工业出产稀土硅化物合金的工艺进程  质料     （1）稀土质料  该工艺选用的稀土质料，为四川冕宁氟碳铈型稀土精矿，其主要化学组成为：REO＞55%，BaO＜8%。该稀土精矿中稀土元素的配分值列于表2中。由表1可以看出，冕宁矿不同矿点稀土配分值的改变比较大。                             表1 稀土硅铁合金化学成分要求（GB4137-84）牌   号化学成分/%RESiMnCaTiFe不 大 于FeSiRE21 FeSiRE24 FeSiRE27 FeSiRE30 FeSiRE33-A FeSiRE33-B FeSiRE36-A FeSiRE36-B FeSiRE39 FeSiRE42 FeSiRE4520.0～＜23.0 23.0～＜26.0 26.0～＜29.0 29.0～＜32.0 32.0～＜35.0 32.0～＜35.0 35.0～＜38.0 35.0～＜38.0 38.0～＜41.0 41.0～＜44.0 44.0～＜47.040.0 45.0 43.0 40.0 40.0 40.0 39.0 39.0 39.0 37.0 35.04.0 4.0 4.0 4.0 4.0 4.0 4.0 4.0 3.0 3.0 3.05.0 5.0 5.0 4.0 4.0 4.0 4.0 4.0 3.0 3.0 3.03.5 3.5 3.5 3.5 3.5 1.0 3.0 1.0 3.0 3.0 3.0余量 余量 余量 余量 余量 余量 余量 余量 余量 余量 余量   表2  冕宁氟碳铈矿稀土配分组分ΣREOLa2O3CeO2Pr6O11Nd2O3Sm2O3Eu2O3Gd2O31 265.46 51.1627.5 49.9238.75 46.384.5 4.0014.0 10.221.25 0.490.25 ＜0.100.58 0.16组分Tb2O3Dy2O3Ho2O3Er2O3Tm2O3Yb2O3Lu2O3Y2O31 20.042 0.100.11 ＜0.010.058 ＜0.010.072 ＜0.01  ＜0.010.032 ＜0.01  ＜0.010.76 ＜0.01       稀土精矿的粒度，重选矿一般小于0.5mm，浮选矿的粒度为－200目。从球团的功能来看，浮选矿更好一些。表3为一重选矿粒度散布的实测值。 扮演3  重选氟碳铈精矿粒度散布①筛网＋20～－20～＋40－40～＋50－50～＋70－70～＋100－100～＋140－140粒径/mm 质量/g 散布/%0．8 0．35 0．35＜0．8 6．05 6．04＜0.4～0.3 7.05 7.04＜0.3～0.2 42.40 42.34＜0.2～0.15 2.45 2.45＜0.15～0.1 14.70 14.68＜0.01 27.70 27.66 ①称量总质量100.15g，分样合重100.20g，差错0.05%。        （2）硅石  原则上讲，冶炼硅铁合金所运用的硅石，均可用作本工艺所用的含硅质料，其化学成分应契合ZBD53001-90GS-98标准，SiO2≥98%，Al2O3＜0.5，P2O5＜0.02%。硅石的块度为25～80mm。     要求硅石具有比较好的抗爆裂功能，依照吉林铁合金厂Q/JJ-研02－86标准，抗爆率大于80%     （3）碳质复原剂  各类焦炭（冶金焦、煤气焦、石油焦等）、木炭、木块等均可用作本工艺的碳质复原剂。考虑到冶炼工艺进程的需求，要运用那些反响活性好、比电阻大的碳质复原剂，一起又要考虑出产成本。实践出产中，往往调配运用。     ①焦炭  冶金焦固定碳含量高，焦块强度大，蒸发分低，但反响活性不如煤气焦，比电阻比较低。本工艺优先选用冶金焦筛下焦粒，粒度为0～25mm，其间3～8mm占一半以上。固定碳含量大于80%。     ②木炭和木块  木炭的运用，主要是为调整炉料的透气性。运用硬木类木炭，块度3～50mm，小于10mm的数量不大于20%。     木块选用木材加工厂的下脚料，或干树枝，最好是硬木类。块度20～60mm，固定碳含量一般≥26%。  工艺进程     碳热复原氟碳铈矿一步法出产稀土硅化物合金新工艺的工艺进程如图1所示。   氟碳铈精矿（REO＞55%）        ↓        焦碳粉 焙 烧   硅石焦炭木炭     ↓    ↘↓↙  木炭粉→混 合   →矿热炉冶炼           ↓     ↓   黏结剂 制 团   ↓   ↓    ↓   合 金   烟 气    干 燥   ↓   ↓    ↓   合金包   净 化   稀土精矿球团   ↓   ↓        浇 铸   排空        ↓            精 整            ↓          稀土硅化物合金制品      图1  碳热复原氟碳铈矿制取稀土硅化物合金新工艺流程        在4150kVA矿热炉中冶炼稀土物合物合金的工业实验         4150kVA矿热炉为山东淄博有机化工厂的炉，经改造后进行冶炼稀土硅化物合金的工业实验[27]。[next]     （1）质料     ①硅石  选用临沂硅石，其主要化学成分SiO298.63%，Al2O30.25%，CaO0.63%，Fe2O30.40%。块度25～80mm，其间40～50mm块度大于50%，抗爆率86%。     ②焦炭  济宁冶金焦末和枣庄冶金焦粒。其主要化学组成见表9-16。济宁冶金焦末粒度为0～15mm，枣庄冶金焦粒为3～15mm。     ③木炭  河南产，固定碳77.24%，蒸发分11.76%，灰分10.32%。     ④稀土精矿  四川冕宁氟碳铈精矿，为浮选矿，REO60%。     （2）冶炼设备  4150kWA矿热炉基本参数如下。     ①炉体     外径×炉高=φ5000×3000mm     内径×炉深=φ3880×1500mm     炉缸直径×高=φ3580×700mm                     表4 焦炭化学组成                         单位：%产地种 类固定碳C固蒸发分灰分灰分组成SiO2CaOMgOAl2O3＋Fe2O3枣庄冶金焦粒83.330.8615.81    济宁冶金焦末81.271.4616.8913.510.780.141.38        ②变压器参数     类型BHST1800/10×2。经强制水冷却，实践运转容量4150kWA。     一次侧电压10kW     二次侧电压可调85V，90V，95V，100V     二次侧电流≤25300A     ③电极     自焙电极直径φ650mm     电极中心距1516mm     极心圆直径φ1750mm     电极距离876mm    (3)稀土球团的设备  前已述及，稀土精矿需求经焙烧，分化排出二氧化碳，然后再进行配料、混合、制团、稀土团块枯燥后堆积，预备入炉。     ①稀土精矿焙烧  稀土精矿焙烧是在地道窑中进行。该地道窑用硅碳棒加热，窑内设置氧化铝陶瓷地道，物料装入用钢板焊接的料盘中，料盘置放于铸铁底板上，用机械推杆守时推进，使物料经预热带、加热带、冷却带后出炉。在加热区停留时刻1h。该地道窑长度为10400mm，其间国热带长度4300mm，预热带长度3050mm，冷却带长度3050mm。功率85kVA，运用温度在850℃以下可调。机械推杆推进，类型为DT300500I型，行程300mm，推力500kg。     ②稀土精矿球团制备     配料  经焙烧合格的稀土精矿，入炉前要进行制团。依据在矿热中稀土化合物的物理化学反响进程，制团时要配入必定份额的碳质复原剂和黏结剂。制团的意图，其一可以避免和削减粉状稀土物料的飞扬丢失，改进炉料的透气性；其二是可以强化稀土与碳的化合反响，优先生成碳化物。     配料时，碳质复原剂选用焦炭粉和木炭粉，其粒度控制在0.1mm以下。所参加的碳质复原剂的理论碳量按以下反响式进行核算：        RE2O3＋7C→2REC2＋3CO                             (1)             BaO＋3C→BaC2＋CO                            (2) 依据核算出的理论碳量，再依据木炭粉、焦炭粉的固定碳含量、水分含量，核算出实践应配入的木炭粉和焦炭粉量。     混合  将配好的物料参加混料机中，并参加总物料量10%左右的纸浆废液（相对密度大于1.14），经15min拌和，混合均匀。其温度按以下办法断定：抓起混合物于手中，攥紧，松开手掌，试样坚持外形，一起手掌不留下可见的湿气（黏结剂过剩有湿气）或许固体颗粒（黏结剂缺乏有颗粒）。     制团  用制团设备为煤球机，其压力大于17MPa。球团尺寸长轴35mm，短轴25mm，为椭球形。     烘干  所制湿球经天然枯燥或烘干。实验中选用焙烧窑烘干，湿度200℃，经30min，出炉，堆积后自硬。新压出的湿球不能堆积，堆积后会结块或破坏。     球团含水率在3%以下即为合格干球。成球质量检验，应到达2m高度自在落下到水泥     （4）冶炼工艺实践  冶炼工艺进程可概括为开炉、配料、转炼、浇铸和停炉几个部分。     ①开炉  开新炉，首要冶炼硅铁，冶炼45﹟硅铁两昼夜，再冶炼75﹟硅铁三昼夜，使整个炉子受热平衡，使炉膛充沛预热。     冶炼硅铁的工艺进程，依照惯例的冶炼办法进行。需求引起留意的是，在开炉初期加料，要在炉缸周围沿碳砖炉墙参加不带焦炭和钢屑的物料，即只加硅石，使沿炉缸周围的炉墙部分构成150～200mm厚的硅石假炉衬，以堵截或削减冶炼进程中由电极经炉缸碳砖循环的旁路电流，使冶炼电流的绝大部分集中于电极-炉底和电极-三角区，使炉内能确保有用的高温度。     ②配料核算  配料精确与否，决议整个冶炼进程的顺畅或不顺畅。配料核算时所所的要素不周全或不合理，会形成配料不合理，影响整个炉况。     依据方程式（3）进行理论配碳量核算， RE2O3＋21.5SiO2＋46C====[2RE-21.5Ci]＋46CO          (3)     再依据球团中的含碳量、炉口碳的烧损以及工艺中的亏碳操作原理等要素，核算出实践配碳量。     ③转炼  通过五昼夜的硅铁冶炼，炉子温度渐趋平衡，停加硅铁料，平整料面，出最终一炉硅铁，完全捣炉，再参加按配比配好的稀土硅化物合金炉料。稀土炉料在炉台上铺料应按必定次序，其顺行为硅石、焦炭、木炭，最上层为稀土球团。加料时选用平铺切取法参加炉中，加料要均匀，不得偏加料。     因为炉中存在硅铁质料，从转炼稀土硅化物合金开端到产出合金中稀土含量高于27%，所需时刻大约一昼夜。表5为转炼产出过渡合金的状况。             表5  4150kVA矿热炉转炼产出过渡合金状况             出炉时刻10:4512:4013:5014:3016:5018:0021:0023:003:204:506:107:20合金RE/%15.614.3614.1315.0318.6519.6923.9122.6321.8732.1631.6330.64        转炼过渡时刻的长短，与转炼开端之前硅铁炉料料面下降的状况有关。实践出产中，不期望料面降得太低，炉况简单把握。     正常冶炼进程中，炉料比较松懈，透气性好，下料、捣炉都比较简单进行。因为是亏碳操作，一氧化硅逸出量大，其烟尘量比冶炼硅铁好。     ④出炉  每隔1.5～2.0h出一炉合金，合金放入经预热的中间包内，倒入用石墨涂覆的铸铁锭模中，浇铸时铸不宜过厚，避免偏析，一般浇铸8～10cm。合金呈赤色，即可脱模。     ⑤停炉  正常停炉时，因为炉中全部是冶炼稀土硅化物合金的炉料，所以要先下降料面，然后向炉内参加冶炼硅铁的炉料。从这时开端，要每炉分析合金中稀土的含量，直到合金中稀土含量在5%以下时，再依照冶炼硅铁时的正常操作进行停炉。     （5）实验成果  在4150kVA矿热炉中，变压器二次电压85V，一次电流200A，选用硅石、稀土精矿球团、焦炭、木炭作为炉料冶炼稀土硅化物合金，连续出产5个月，炉况顺畅，炉底不上涨；参加炉中稀土进入合金的稀土收率高于95%；标准吨合金电耗低于9500kW·h；可以出产高品位的稀土合金，实验中合金的稀土含量最高到达42%。这些技能经济指标在世界上处于领先地位。参 考 文 献27、任存治，涂赣峰等，碳热复原法制取稀土硅铁合金，内部资料，1993

以含锗硫化物或氧化物有色金属矿为原料，在回收主金属之前先使锗升华挥发入烟尘，进而获得纯GeO2的过程。原料中的主金属多为铅、锌、铜等。本法工艺流程简短，不需经过浸出、过滤、丹宁沉淀、煅烧等回收锗的处理步骤，直接获得含锗在l0%以上的锗精矿，锗的回收率高，但只能回收原料中的硫化锗和氧化锗，并受主金属生产流程的制约，因而未获推广。 原理锗的硫化物和低价氧化物在较低温度下具有高的蒸气压，如997K温度时GeS的蒸气压为1386Pa，956K时GeS2的蒸气压为380Pa，1196K时GeO蒸气压达1662.5Pa。此外，它们还有在中性或弱还原气氛中，于较低温度下容易升华挥发的特性。可以利用锗硫化物和低价氧化物的这些特性，通过控制炉内气氛和温度，使它们先升华挥发。而原料中的铅、锌、铜等主金属硫化物或氧化物在此条件下极少挥发。据此，可在回收原料的主金属铅、锌和铜等的前期，使原料中的锗优先挥发并在烟尘中富集而得到回收。 工艺比利时霍博肯奥维佩特冶金公司(MH0)于1952年采用一次挥发法从锗石中回收锗，中国也于20世纪60年代采用类似的两次挥发法从铅锌矿回收锗。 一次挥发法原料是锗石精矿，主要成分(质量分数w/%)为：Ge 0.25，Cu 27.8，Zn 7.92，Pb 25.0，As 7.5等。原料烘干后配入料质量4%的木炭或10%焦炭进行制团(见炉料制团)。团料定期加入到反应区断面积为0.23m×0.58m的竖炉内，并从炉上部向下送入含    C0 30%、H2 1%～2%和余为氮的还原气体，挥发温度控制在1143～1253K间。在此条件下，炉内的锗硫化物和低价氧化物，以及砷等杂质升华进入烟气。从竖炉排出的烟气温度在973K以上，需先经冷凝器回收80%的锗，再用布袋收尘。焙砂送回收主金属。过程中锗挥发率达92%～93%，而PbS仅挥发5%～10%。收得的含锗硫化物尘，在823K温度的电炉中鼓入空气进行氧气焙烧脱除砷和硫。焙烧产物(锗精矿)再经氯化蒸馏提纯、水解处理，最后得到含GeO2的锗精矿(见经典氯化法提锗)。 两次挥发法原料为铅锌精矿，主含成分(质量分数w/%)为Ge 0.005～0.008、Pb2.4、Zn 40～42.2等，两次挥发提锗流程 工艺流程如图。一次挥发是原料配入石油渣(或木炭，或焦炭)，经制团后加入回转窑内，在还原气氛中、于1223～1273K温度下还原挥发1h。还原气氛的气体一般含CO3%、C02 17%、O2 1%，其余为N2。锗挥发率达98%，烟尘率为8%，尘含锗达0.05%～0.06%。挥发所得焙砂送回收主金属。由于一次挥发尘多为机械尘且锗品位低，需将其制粒后进行二次挥发。二次挥发在竖炉内，于1223K温度下挥发0.5h。为了抑制铅的挥发，采用高料柱和低料面温度(低于873K)的操作制度。锗挥发率达98%，二次挥发尘率为粒料的2%。收得的二次挥发尘经氧化脱砷后便得到含锗达10%以上的锗精矿。锗精矿经氯化蒸馏、复蒸馏、水解得含锗68%～69%的纯GeO2产品。锗的直接回收率大于70%，总回收率为85%。

从最初的铁矿石到最终钢材成品，钢铁是怎样练成的?下面小编带你了解一下钢铁生产工艺流程：炼钢1炼焦生产流程炼焦生产流程：炼焦作业是将焦煤经混合，破碎后加入炼焦炉内经干馏后产生热焦碳及粗焦炉气之制程。 2烧结生产流程烧结生产流程：烧结作业系将粉铁矿，各类助熔剂及细焦炭经由混拌、造粒后，经由布料系统加入烧结机，由点火炉点燃细焦炭，经由抽气风车抽风完成烧结反应，高热之烧结矿经破碎冷却、筛选后，送往高炉作为冶炼铁水之主要原料。 3高炉生产流程高炉生产流程：高炉作业是将铁矿石、焦炭及助熔剂由高炉顶部加入炉内，再由炉下部鼓风嘴鼓入高温热风，产生还原气体，还原铁矿石，产生熔融铁水与熔渣之炼铁制程。 4转炉生产流程转炉生产流程：炼钢厂先将熔铣送前处理站作脱硫脱磷处理，经转炉吹炼后，再依订单钢种特性及品质需求，送二次精炼处理站(RH真空脱气处理站、LadleInjection盛桶吹射处理站、VOD真空吹氧脱碳处理站、STN搅拌站等)进行各种处理，调整钢液成份，最后送大钢胚及扁钢胚连续铸造机，浇铸成红热钢胚半成品，经检验、研磨或烧除表面缺陷，或直接送下游轧制成条钢、线材、钢板、钢卷及钢片等成品。 轧钢1连铸生产流程连铸生产流程：连续铸造作业乃是将钢液转变成钢胚之过程。上游处理完成之钢液，以盛钢桶运送到转台，经由钢液分配器分成数股，分别注入特定形状之铸模内，开始冷却凝固成形，生成外为凝固壳、内为钢液之铸胚，接着铸胚被引拔到弧状铸道中，经二次冷却继续凝固到完全凝固。经矫直后再依订单长度切割成块，方块形即为大钢胚，板状形即为扁钢胚。此半成品视需要经钢胚表面处理后，再送轧钢厂轧延。 2小钢坯生产流程小钢胚生产流程：大钢胚由连铸机产出经过加热、除锈、烧除、粗轧、精轧、剪切后，生产成截面118mm*118mm小钢胚，其中60%的小钢胚再经检验、研磨去除表面缺陷，供应条、线工场轧延成条钢、线材盘元与直棒钢产品。 3热轧钢材生产流程热轧：就是轧钢过程中或轧钢之前需要对材料进行加热。一般要加热到再结晶温度以上才进行轧制。热轧产品特点：热轧产品具有强度高、韧性好、易于加工成型及良好的可焊接性等优良性能，因而被广泛用于船舶、汽车、桥梁、建筑、机械、压力容器等制造行业。 长材1线材生产流程线材生产流程：线材工场生产作业是将小钢胚经加热炉加热后,经粗轧机组,中轧机组,精轧机,减径成型机轧制,再经盘卷机盘卷成型,冷却输送带输送后,送至精整区精整。部分需再处理者,再经酸洗被覆、 伸线、退火等制程。 板材 1钢板生产工艺流程 钢板生产流程：钢板生产作业是以扁钢胚为原料,扁钢胚经过加热炉加热到1200°C,再经轧延、冷却、整平到剪(焰)切成为成品。