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。

新疆祁连铜矿经过四十余年生产，硫化铜矿产资源面临枯竭，但矿山顶部及周边尚有大量的、品位较高的氧化铜矿资源。为了尽可能回收铜资源，延长矿山寿命，首先进行了氧化铜矿硫化浮选回收铜小型试验研究，但由于该矿风化严重，含铁、含泥高，试验结果为浮选指标低，工艺与药剂制度复杂，不适宜进行现场工业生产。为此，祁连铜矿将该矿样进行酸浸小型试验，目的是为湿法酸浸厂建设可行性研究提供依据。     一、矿样准备     矿样主要源自祁连铜矿的两个氧化矿主矿体。矿石加工按1∶1进行配制，并且按小型试验要求进行样品加工。其矿石加工流程及取样程序见图1。图1  矿石加工流程及取样程序     二、矿石性质     对配制加工的该矿石样品送中心化验室，进行矿石主要元素及物相分析，结果见表1。 表1  矿石主要元素及物相分析元素CuFeCaOMgO总CuO自由CuO结合CuO含量%2.84521.901.6783.6482.4351.2521.183     由表1数据分析可知，该矿石具有以下特点：原矿含铜较高2.845%，氧化率68.47％，结合率很高33.26%，预计浸出率不会很高。常规来讲，如果非氧化铜（占总铜31.65%）100％不能够浸出；易浸出的自由氧化铜（占总铜35.09％）100%能够浸出；不易浸出的结合氧化铜（占总铜33.26％）50％能够浸出，那么，预计浸出率应该在51%左右。     原矿含铁很高21.9％，会消耗一部分酸。CaO、MgO含量不高，基本不会影响铜浸出过程。该矿样泥化程度高，细粒级占的比例大，对浸出会带来不利影响。     三、研磨样震荡浸出试验     研磨样震荡浸出试验的目的，是研究该矿石铜的最佳浸出率，以此对比其它浸出方法的效果。试验结果如下。     浸出条件：在1000ml烧杯中浸出，装矿量200g，矿样细度－200目占95.8%，浸出液固比4∶1，使用工业硫酸（密度为1.83g/ml，纯度95％），起始酸度69.54g/L，震荡浸出2h，放置16h澄清，取样化验，浸出液含铜3.85g/L，含铁6.75g/L，终止酸度47.09g/L。     浸出结果：原矿铜品位2.845％，铁品位21.9％，其中氧化铜2.435％，结合氧化铜1.183％，浸出液含铜3.85g/L，按液计钢浸出率54.13％（折氧化铜浸出率79.06％），吨矿耗硫酸89.8kg（按密度为1.83g/ml，纯度95％的工业硫酸计算，以下同），折算吨铜耗硫酸5.83t。铁的浸出率12.33％。 试验结果说明，该矿样在实验室条件下铜的浸出率达到预期效果。矿石中氧化铜中结合率很高，影响铜的浸出率。澄清时间长，给铜、铁的浸出延长了时间，从而消耗一部分酸，增加了耗酸量。     四、－5mm综合样搅拌浸出试验     －5mm综合样搅拌浸出试验的目的，是研究该矿石在现场生产条件所能达到的最小破碎粒度条件下，铜的最佳浸出率。该种粒级的矿石浸出现场可以采用搅拌浸出或槽（池）浸。     浸出条件：在1000ml烧杯中浸出，装矿量150g，细度－200目占11.3％，液固比4∶1，使用工业硫酸（密度为1.83g/ml，纯度95％），起始酸度52.16g/L，机械搅拌浸出2h，放置2h澄清，取样化验，浸出液含铜3.379g/L，含铁0.8g／L，终止酸度50.91g/L。     浸出结果：原矿铜品位2.845％，铁品位21.9％，其中氧化铜2.435％，结合氧化铜1.183%，浸出液含铜3.379g/L，按液计铜浸出率47.51％（折氧化铜浸出率69.38％），吨矿耗硫酸5kg，折吨铜耗硫酸0.37dt，铁的浸出率1.46%。 上述结果说明，该矿石浸出与粒度大小有很大关系，小于5mm的矿样泥化程度低，对浸出有利；铁几乎没浸出，所以酸耗很低。    五、槽浸试验     槽浸试验的目的，是研究该矿石在现场一般生产条件两段破碎达到的粒度条件下，铜的最佳浸出率。该种粒级的矿石浸出，现场适宜采用槽（池）浸。     试验采用小于20mm的综合样，矿样干量9.lkg，用15L塑料桶浸泡，每天搅拌2～3次，浸泡2d倒净浸出液，再加液体。     槽浸试验结果见图2、表2。依据表2计算，槽浸吨矿耗酸量9.68kg/t矿，吨铜耗酸为0.87t/t铜。耗酸少于柱浸，浸出率明显也低于柱浸。图2  槽浸铜、铁累计浸出图 表2  槽浸小型试验结果（一）浸出天数d初始酸度浸出成分及含量H2SO4g/L体积mLCug/LFeg/LH2SO4 g/LCu 含量g累计Cu 含量g累计Fe 含量g260.8557069.861.7053.3056.279.70446.3640005.252.6845.0721.0077.2720.42630.9140002.431.7633.369.7286.9927.46834.7730002.471.4635.017.4194.4031.841034.7730001.291.7633.463.8798.2737.121252.1630000.791.5549.982.37100.6441.771434.7730000.311.5537.900.91101.5546.42累计101.55  续表2  槽浸小型试验结果（二）浸出天数d耗酸量Cu浸出率%CuO浸出率%Fe累计浸出率%g当日累计当日累计243.6021.7525.410.47428.348.1229.879.4834.891.0265.643.7633.634.3939.281.3880.002.8636.493.3542.631.60103.931.5037.991.7544.381.86126.530.9238.911.0745.452.09140.000.3539.260.4145.862.33累计88.04        六、柱浸试验     柱浸试验的目的，是研究该矿石在现场一般生产条件两段或一段破碎达到的粒度条件下，采用堆浸或原地浸出工艺铜的最佳浸出率。     在Φ120×800mm的柱中进行柱浸试验。     浸出条件：入柱矿石粒度小于20mm，装矿石量为9.37kg，装矿高度为590mm，喷淋速度2～5ml/min，喷淋16h，空闲8h，喷淋强度13L/h. m2。     柱浸试验结果见图3、表3。图3  柱浸铜、铁累计浸出图 表3  柱浸试验结果（一）浸出天数d初始酸度浸出成分及含量H2SO4g/L体积mLCug/LFeg/LH2SO4 g/LCu 含量g累计Cu 含量g累计Fe 含量g155.97298613.691.7530.7240.885.23252.16259010.624.4238.5727.5168.3916.68334.7730005.353.8832.5216.0584.4428.32434.7730003.853.8827.1311.5595.9939.96534.7730002.453.8826.467.35103.3451.60634.7730001.934.0827.165.79109.1363.84734.7729801.013.7625.613.01112.1475.04852.1629601.045.0033.563.09115.2389.84934.7730600.796.0634.082.43117.66108.381052.1629700.695.2836.762.05119.71124.061134.7729700.695.2836.762.05121.76139.741234.7734800.524.8828.921.82123.58156.72累计359963.434.3531.40123.58  续表3  柱浸试验结果（二）浸出天数d耗酸量Cu浸出率%CuO浸出率%Fe累计浸出率%g当日累计当日累计1116.8915.3322.390.25256.5610.3225.6515.0737.460.8136.756.0231.678.7946.251.38422.924.3735.996.3252.571.95524.932.7638.754.0356.602.50622.832.1740.923.1759.773.10727.991.1342.051.6561.423.66857.121.1643.211.6963.114.3890.030.9144.121.3364.445.281047.280.7744.891.1265.576.0411－4.870.7745.661.1266.696.81123.670.6846.341.0067.697.64累计382.1046.3467.697.64     由表3可知：①全部浸出液混匀化验结果Cu3.25g/L、Fe4.48g/L， H2SO432.53g/L，表3计算累计加权平均值为Cu3.43g/L、Fe4.35g/L、H2SO431.40g/L，基本相符。②依据表3计算，柱浸吨矿耗酸量40.767kg/t矿，吨铜耗酸为 3.09t/t铜。说明该矿堆浸耗酸较少，比搅拌浸出耗酸少。     七、结论与建议     （1）该矿石原矿性质较复杂。CaO、MBO 含量不高，其脉石矿物对浸出过程和浸出耗酸影响不大；矿石含铜虽然较高，但氧化率一般，结合率很高，实际浸出率较低，矿石含铁较高(21.9％），不仅增加酸耗量，还会对萃取、电积产生不利影响，也会对矿山环保造成不利影响；矿石泥化程度高，细泥沉淀速度慢，也会对浸出后的液固分离带来困难。     （2）多种方案的试验结果，结合该矿石性质分析说明，此次小型试验不同矿样在实验室不同条件下，铜的浸出率及其它指标均达到预期效果。理论（矿样－200目占95.8％）铜浸出率54.13％；小粒度（矿样粒级－5mm)搅拌浸出铜浸出率47.51％；大粒度（矿样粒级－20mm）槽浸铜浸出率39.26％；柱浸（代表堆浸）铜浸出率46.34％。搅拌浸出和柱浸铜浸出率明显高于槽浸，说明空气（有氧）的作用有利于铜的浸出。试验推荐该矿石浸出工艺为堆浸或小粒度（矿样粒级－5mm )槽浸，有条件的情况下，槽浸要考虑加强搅拌的频率和强度。     （3）该矿石不适于细粒级浸出（即现场矿石经过破碎球磨后浸出），尤其不适合揽拌浸出。因泥化严重，造成沉淀时间长，液固分离困难，影响浸出效果。在试验过程中，部分微细矿泥可透过滤纸，因此在现场生产中，要充分考虑到液固分离的困难。矿石经过破碎后进行槽浸，则粒度越小，铜浸出率越高，粒度控制在－5mm、－200目细粒级占10%左右浸出效果最佳。     （4）该矿石比较适于堆浸。堆浸铜浸出速度较快，同样粒度情况下，铜浸出率较槽浸高、耗酸低、铁浸出率也较低，且细泥产生的干扰也小。     （5）该矿石浸出速度快，2d浸出率达到25.65％，浸出率含铜第9d就降到0.91g/L，12d降到0.68g/t，但铜浸出率低，仅为46.34％，说明矿石中结合氧化铜较难浸出。     （6）该矿石铜浸出时，铁的浸出率也较高，理论（矿样－200目占95.8％）浸出液铁含量6.75g/L；小粒度（矿样粒级－5mm)搅拌浸出液铁含量0.8g/L；大粒度（矿样粒级－20mm)槽浸液铁含量1.81g/L；柱浸（矿样粒级－20mm )液铁含量4.35g/L。在现场生产中，铜贵液中铁浓度较高（大于3g/L）会影响电积效率，增加电耗，影响电铜质量，排放时铜也会受到损失。

1.小型铝制承压锅炉的材料应当符合GB3193《铝及铝合金热轧板》和GB/T3190《变形铝及铝合金化学成分》的规定。铝材的许用应力按照国家标准提供的力学性能选取，其安全系数：NB＝4．0，NS＝1．5。锅筒（壳）或者炉胆的取用壁厚不得小于4毫米。 　　2.小型铝制承压锅炉的锅筒（壳）、炉胆与相连接的封头、管板可以采用插入式全焊透的T形连接结构。 　　3.小型铝制承压锅炉的封头应当用整块铝板制造，需拼接时不得超过两块，拼接焊缝应当采用全焊透结构，并保证焊透。 　　4.小型铝制承压锅炉必须采用符合下列要求的水封式安全装置： 　　（一）水封管的直径应当根据锅炉的额定容量和压力确定，且内径不得小于25毫米； 　　（二）水封装置安装时，其有效水柱高度最大不得超过4米且只允许负偏差； 　　（三）水封管上不得装设任何阀门，同时应当有防冻措施。 　　5.小型铝制承压锅炉应当每两年进行一次水压试验，水压试验按照第二十五条规定执行。在水压试验前，应当进行必要的内外部检查。 　　6.小型铝制承压锅炉不得采用酸、碱进行清洗。

一、小型选矿厂的破碎与筛分 小型选矿厂一般受基建投资和厂地等要素限制不设查看筛分，但在原矿仓上部一定要设一个固定格筛，操控进入初碎破碎机的给料粒度。这是因为小型选矿厂虽然处理矿量较少，但原矿最大给矿粒度却依然较大，挑选粗碎设备时要统筹好处理矿量较少和最大给矿粒度较大之间的对立。现在，粗碎破碎机遍及选用PEF250×400型颚式破碎机，格筛的筛孔尺度规划为200×200mm2外，单个100吨/日的选矿厂粗碎破碎机也有选用PEF400×600型颚式破矿机，这样格筛的尺度可以规划为330×330mm2上矿石由人工在筛上击碎至200×200mm230×330mm2。固定格筛由12kg/m普通碳素钢的轻轨焊接而成。小型选矿厂的破碎流程一般都规划为二段开路流程，上面现已说到，粗碎破碎机宜选用PEF250×400型颚式破碎机，细碎破碎机宜选用PEF150×750型颚式破碎机。圆锥破碎机因为其结构杂乱，重量大，外型尺度大，报价高，所以很少选用。需求要点提出的是，挑选细碎设备，反击式破碎机和锤式破碎机因为具有结构简略、体积小、出产能力大、破碎比高，可使产品粒度到达6mm以劣等长处，应该是小型选矿厂抱负的细碎设备，笔者也曾经在规划汝阳县红星选矿厂选用过，在洛宁青岗坪金矿选矿厂运用过。出产实践证明，运用该类型破碎机可以使产品粒度到达6mm以下，与惯例破碎流程比较可以使选厂出产能力进步15%左右，出产成本下降5元/吨左右。但终究都因为其冲和反击板磨损过快，材料质量一向无法从根本上处理，终究在选厂工人的要求下，改换成PEF150×750型颚式破碎机。不过跟着科学技能的不断发展，只需高速工作的冲和反击板的材料质量可以改善，这两种设备应该成为小型选矿厂最为抱负的细碎设备 二、磨矿与分级 1、磨矿与分级流程磨矿与分级流程首要视磨矿产物的粒度来断定，就是要使选别矿藏到达单体解理。豫西一带的黄金选矿厂和有色金属选矿厂要求的产品粒度一般都在65%%—200目左右，属中硬矿石，因而，出产中根本都选用一段一闭路磨矿分级流程。 2、磨矿设备 依据各磨矿设备的特色和一段一闭路磨矿分级流程的要求，磨矿设备选用格子型球磨机比较适合，在出产实践中，根本选用的亦是格子型球磨机。但从1998年开端，一种新式的圆锥球磨机正逐渐替代传统的格子型球磨机。圆锥球磨机与传统格子型球磨机比较，首要作了如下改善：a.把球磨机排矿端改为圆锥型，去掉了格子板。这样改的长处是，钢球在排矿端圆锥体的效果下，在筒体内按球径巨细摆放，球磨机给矿端为大球，首要对刚进入筒体内的大粒径矿石发生冲击破坏，排矿端为小球，首要对小粒径矿石发生研磨破坏，这样就优化了矿石在筒体内的碎磨进程，使得球磨机的磨矿功率得到进步。这在出产实践中已得到证明。b.把球磨机两头的传动部分由轴瓦式改为双面轴承，这就使得球磨机变得装置简单，平常保养、光滑便利。圆锥球磨机的改善除以上两项外还有其它许多地方，总归，通过河南洛宁干树金矿青岗坪选厂近两年多的运用，感到该类型设备工作正常，与传统格子型球磨机比较，具有：重量轻、能耗低、噪音小、钢耗低、保护便利、出产功率高级长处。  3、分级设备 依据分级机的技能功能和产品粒度65%—200目左右的要求，分级设备宜选用高堰式单螺旋分级机。在挑选分级机的规格时，要充分考虑小型选矿厂设备小、自动化程度低、出产工作不安稳、技能操作水平差等要素，在按公式：计算出分级机规格后，实践挑选时，要添加一个规格。如：50吨/日选矿厂需求装备的分级机规格是：实践挑选时若选FLG-750，则理论上可行，而实践出产中却因为出产工作不安稳，技能操作水平差，常常使分级产品达不到要求，下降了收回矿藏的收回率。例如：河南汝阳金铅矿王坪选矿厂和汝阳付店东沟选矿厂，两座选矿厂同为50吨/日出产规格，处理的矿石性质根本相同，王坪选矿厂选用的是FLG-1000分级机，东沟选矿厂选用的是FLG-750分级机，在一九九二年全年出产中王坪选矿厂一向出产安稳，全年收回率为，而东沟选矿厂的选矿目标则时好时坏，很不安稳，全年收回率仅为,几年的出产中，他们的操作人员也进行过沟通，但东沟选矿厂的选矿目标一向没有王坪选矿厂的目标安稳，全年累计收回率均低2%以上。选用圆锥球磨机比选用格子型球磨机显着减少了装置功率。

1、小型铝制承压锅炉的材料应当符合GB3193《铝及铝合金热轧板》和GB/T3190《变形铝及铝合金化学成分》的规定。铝材的许用应力按照国家标准提供的力学性能选取，其安全系数：NB＝4．0，NS＝1．5。锅筒（壳）或者炉胆的取用壁厚不得小于4毫米。　　2、小型铝制承压锅炉的锅筒（壳）、炉胆与相连接的封头、管板可以采用插入式全焊透的T形连接结构。　　3、小型铝制承压锅炉的封头应当用整块铝板制造，需拼接时不得超过两块，拼接焊缝应当采用全焊透结构，并保证焊透。　　4、小型铝制承压锅炉必须采用符合下列要求的水封式安全装置：　　（一）水封管的直径应当根据锅炉的额定容量和压力确定，且内径不得小于25毫米；　　（二）水封装置安装时，其有效水柱高度较大不得超过4米且只允许负偏差；　　（三）水封管上不得装设任何阀门，同时应当有防冻措施。　　5、小型铝制承压锅炉应当每两年进行一次水压试验，水压试验参照《锅炉整体水压试验工艺》执行。在水压试验前，应当进行必要的内外部检查。　　6、小型铝制承压锅炉不得采用酸、碱进行清洗。

一般来说，含硫高的有色金属硫化矿矿石简略起火燃烧，国内外普遍存在，该类矿石有用金属氧化程度高，性质杂乱，选别难度大，现在尚无行之有用的选别技能，资源开发也不多。在大厂矿田，火烧锡石-多金属硫化矿矿石储量较大，该部分矿石含有锡、铅锑、铟锌等多种有用金属，储量丰厚，潜在价值高。其间锡石价值约占45%，能够用传统办法选别；铅、锑、锌归纳价值约占50%，但氧化率较高，别离到达10%～40%，用普通硫化矿选别办法无法取得抱负的选别目标。有必要探究有用的工艺流程和药剂准则，以到达归纳收回的意图，使难以运用的矿产资源提前得到归纳运用，给厂商和工业带来实践的经济效益，并给其他火烧硫化矿选别提供有利的学习。 一、原矿性质 （一）原矿分析 实验归纳矿样取自矿山原矿。该矿石首要有用矿藏为锡石、铁闪锌矿、脆硫锑铅矿、辉锑锡铅矿、黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂以及稀贵金属银、铟、镉等，并含有少数的铜和铋，脉石首要是方解石和石英，试样的多元素化学分析成果见表1，矿藏组成分析见表2。 表1  实验原矿化学多元素分析成果（%）表2  实验原矿矿藏组成含量分析成果（%）（二）矿石性质特色 从原矿分析能够看出，原矿含锡档次较低，且锡石晶体嵌布粒度较细，并有较大一部分呈浸染 状嵌布于脉石与硫化矿中，特别与硫化矿亲近共生。各种硫化矿均呈以细粒为主的不均匀嵌布，且彼此嵌结比较细密，除黄铁矿磨至0.2mm以下根本解离外，其他硫化矿藏则需磨至0.1mm以下才彻底解离。其他，铅锑、锌矿藏的氧化率较高，锌矿藏的氧化率一般在11%左右，铅、锑矿藏的氧化率到达30%，最高时到达44%，35%%；一起还存在可浮性较好，性质与铁闪锌矿附近的磁黄铁矿，含量较高。 二、实验流程与药剂准则 依据矿石性质特色，该矿石属氧化矿、硫化矿混合结晶的杂乱矿石。同类矿石的生产实践标明，锡石简略过粉，硫化矿浮选粒度超越0.3mm就难以上浮，所以矿石磨至0.3mm比较适宜，该粒度不致构成严峻的锡石过粉。在此粒度下，锡石归纳解离度到达90.54%，铅锑锌矿藏的归纳解离度到达85%，浮出铅锑锌矿藏后，浮选尾矿中的锡石用重选办法处理，而铅锑矿藏则另与锌矿藏浮选别离收回。这是锡石2多金属硫化矿惯例的选别办法。因而，矿藏别离实验流程首要考虑了两个计划：铅锑优先浮选流程和全浮2铅锌别离流程。 该矿石选其他另一个要害问题是被严峻氧化的铅锑锌矿藏的浮选收回。关于氧化铅锌矿藏的浮选收回，国内外近几年首要研讨方向是：（1）研发氧化铅锌矿的选择性捕收剂，到达不必或少用完成分选的意图；（2）探究不脱泥分选工艺；（3）处理氧化锌矿与与碳酸盐的别离问题；（4）研讨氧化矿藏的选择性絮凝别离工艺；（5）深化优化惯例选矿工艺[1]。研讨工作虽然有必定的发展，但没有实质性的打破，选矿收回率低，归纳经济效益差。而大厂矿田被火烧氧化的铅锑锌矿藏又有其共同的性质特色，与氧化铅锌矿不同较大。据开始分析，该矿石被严峻氧化后，铁闪锌矿表面构成氧化铁薄膜，影响了锌矿藏的可浮性。脆硫铅锑矿表面构成硫酸铅掩盖，在矿浆中溶解亲水；Pb2＋吸附在其间的辉锑矿表面后，亲水难浮[2]。这些特色决议了实验中有必要探究共同的药剂准则，以消除影响矿藏可浮性的各种因素。所以在两个流程实验中，侧重考虑了氧化铅锑锌矿藏的活化剂和选择性捕收剂以及它们与普通硫化矿浮选剂的组合效果。 三、成果与分析 （一）优先浮选流程实验 优先浮选流程工艺简略，所以实验中首要考虑了该计划。准则流程为：磨矿2铅锑浮选2锌硫混浮2锌硫别离。浮选给矿当选粒度为－0.3mm。依据当地选矿经历，实验探究了在中性至弱酸性（pH＝6～7）矿浆条件下，选用丁铵黑药或乙硫氮做捕收剂，XSQ、或氯化做活化剂，独自或联合运用来优先浮选铅锑矿藏。开路条件实验流程图略，实验最好成果见表3。 表3  铅锑优先浮选条件实验成果（%）实验成果标明：选用铅锑优先浮选流程计划，铅锑精矿的档次和收回率均较低，较佳目标均为40%左右，锌精矿档次和收回率也偏低，只到达50%，70%左右。分析各产品粒度可知，铅锑精矿中＋0.1mm的粗粒铅锑矿藏根本上没有上浮，丢失的铅锑金属大部份是在浮锌尾矿中，阐明浮选别离的粒度过粗。其他一个原因，部分铅锑矿氧化程度较深，在没有硫酸铜参加活化的情况下，这部分铅锑矿藏很难在优先浮选中上浮。阐明优先浮选流程并不合适该矿石的选别。 （二）全浮2铅锌别离流程实验 该计划准则流程为：磨矿2硫化矿全浮2硫化矿再磨2铅锑浮选2锌硫别离。硫化矿全浮给矿当选粒度为－0.3mm。铅锑、锌别离浮选给矿当选粒度为－0.1mm。 该计划先后进行了全浮作业药剂比照实验、全浮2别离流程开路实验和闭路实验。 1、全浮作业药剂比照实验　　 实验首要探究了氯化、、XSQ、X活化剂这几种药剂，在独自运用或合作运用的情况下对被火烧的铅锑锌氧化矿藏的活化效果，流程见图1。图1  全浮作业药剂比照实验流程图 比照实验成果标明，氯化和X活化剂对氧化铅锑锌矿藏的活化效果较差，的活化效果次之，XSQ的最好。实验发现易与矿浆中游离的铜、铅金属粒子发作化学反应，构成铜、铅的硫化物沉积，而相对添加了硫酸铜、XSQ与联合运用时的药剂用量。其他，在其它药剂条件根本相同的情况下，跟着全浮粗、扫选作业硫酸用量的添加，XSQ的用量可相对地削减。 实验条件（g·t－1）：硫酸：3000；硫酸铜：450；黄药：512；2#油：147。 部分药剂比照实验成果见表4。 表4  全浮作业药剂比照实验成果（%）2、全浮2铅锌别离流程开路实验 在全浮作业药剂比照实验成果中，选定了XSQ做为氧化铅锑矿的首要活化剂，硫酸做为辅佐清洗、活化剂。实验对铅锑浮选作业的药剂准则做了比较详细的探究，先后对硫化矿按捺剂：、硫酸锌、、腐植酸钠、石灰进行了比照实验；其他，还探究了乙硫氮对铅锑矿的选择性捕收效果。流程实验较佳的比照成果见表5。 表5  铅锌别离较佳条件实验成果（%）实验成果标明：铅锑浮选作业在弱碱性矿浆条件下（pH=8左右），只选用惯例的＋硫酸锌作按捺剂，合作运用少数的捕收剂乙硫氮，通过一粗二精一扫作业，便可取得较高质量的铅锑精矿，Pb＋Sb金属含量到达45%以上，铅金属收回率到达58%左右。锌浮选作业选用石灰做黄铁矿、磁黄铁矿的按捺剂，用硫酸铜活化被按捺的锌矿藏，以少数黄药做捕收剂，通过一粗一精一扫作业，便可取得含锌48%，收回率73%以上的高质量锌精矿，锌矿藏比较照较好选。 （三）小型闭路实验 归纳比照全浮2铅锌别离流程与铅锑优先浮选流程的小型开路实验成果，全浮2铅锌别离流程的选别目标较好，故小型闭路实验仅选用该流程计划。与开路实验比较，闭路实验流程别离添加了一次铅精选和一次锌精选作业，以消除中矿循环回来对铅、锌精矿质量的不良影响，详细实验流程见图2。闭路实验成果见表6。图2  闭路实验流程 表6  闭路实验成果P%四、结语 1、大厂矿田火烧锡石2多金属硫化矿铅锑锌矿藏以表面严峻氧化为主，表面的氧化掩盖物严峻影响了矿藏的可浮性。 2、硫酸与XSQ归纳效果能铲除矿藏表面严峻氧化的多种掩盖物，使铅锑锌矿藏相对简略上浮。 3、乙硫氮对被氧化过的铅锑矿藏有较好的捕收效果。 4、选用全浮2铅锌别离工艺，用XSQ和乙硫氮别离做氧化铅锑矿的活化剂与选择性捕收剂，可取得较好的选别目标：铅锑精矿档次到达44.95%、收回率为60.92%；锌精矿档次到达46.37%、收回率为81.17%；全浮选尾矿中锡金属的收回率到达89.16%。 参考文献： [1] 方启学.西部氧化铅锌资源提取根本思路讨论[J].矿冶,2002,75－78（增刊）:200. [2] 胡为柏.浮选（修订版）[M].长沙:中南工业大学.

选矿厂是矿山出产的首要环节之一。选矿厂的规划，有必要遵循党的路线和有关政策、政策，依据矿山建造的总体规划进行。    一般应优先挖掘档次高、矿石可选性好、运送便当、供电和供水条件好、基建土程是少的矿区。这样做出资少、上马快，有利千赶快发挥出资作用。，矿山建造的次序，应该是先上采矿，后建选矿厂，两者建造进展有必要联接,一起构成出产能力。    一、选矿厂规划的断定    选矿厂的规划,一般应依据主管部分下达的规划任务书断定,在拟定规划任务书断定选矿厂规划时,应考虑下列问题：    （一）依据国家的需求，地质资源和矿床赋存状况，选矿厂的建厂条件，以及在技能上的或许和经济上的合理来断定选矿厂的规划。    （二）有必要仔细遵循履行“鼓足干劲,力争上游,多快好省地建造社会主义”的总路线。发扬“自给自足,艰苦奋斗”的精神，一般可以一次建成到达规划规划，也可依据出资、设备直销等状况,分期建造,逐渐到达规划规划。    （三）断定选矿厂规划时,有必要在矿山挖掘技能条件答应的状况下,考虑合理的效劳年限。选矿厂的效劳年限按B+C1级的矿床工业储量进行核算，C2级储量一般做为建造远景规划之用。    小型有色金属选矿厂的效劳年限一般应为十年左右。可是关于国家迫切需求的金属,或因特殊原因需加速回采的矿山以及某些简易小型有色金属选矿厂，其效劳年限可以恰当缩短。    关于边探边采的矿山，应当操控有三至五年的开辟矿量，此开辟矿量可作为断定选矿厂规划的依据。    二、选矿厂的作业准则    选矿厂的作业准则，一般为全年接连作业制。各工段设备作业率应依据外部运送、供电、备品配件直销,检修配备水平缓工段性质来断定。    小型有色金属选矿厂冶金体系规则每年作业日为330天及306天两种作业准则。依据现在小型选矿厂的出产状况,选用306天的接连工用准则比较适宜,若自建柴油发电站,则年作业天数还可恰当削减。设备年作业率可参阅下表选取。   三、选矿实验    选矿工艺流程的断定，一般应依据实验研讨单位提交的实验报告或参阅相似选矿厂的出产实践材料进行。    1、选矿试样有必要具有必定的代表性。其技能要求由规划、实验研讨单位会同地质部分一起提出。    2、实验规划，首要决定于矿石性质的杂乱程度、选用的工艺办法和拟建选矿厂的出产规划。一般应有实验室小型闭路实验材料，对简略、易选矿石，有实验室流程实验材料或有相似选矿厂的出产实践材料即可。对杂乱难选的多种类矿石，则应该有接连性实验材料。    3、选矿实验的内容和深度有必要满意规划的需求，其间应特别留意归纳使用及“三废”处理。    四、厂址挑选[next]    厂址挑选是一项政策性强，考虑要素多,比较杂乱的作业。不公要考虑原矿和产品运送、供电、供水、尾矿运送和堆存、工程地质条件、土石方工程量及施工建造的合理条件；还应侧重考虑对农业的影响。正确地挑选厂址,是保证矿山长时间合理出产的重要要素。厂址的断定,有必要在深入细致的查询研讨作业基础上，归纳考虑各项要素,进行多计划全面的技能经济比较。在详细作业中一般需考虑下列要素：    1、挑选厂址有必要仔细遵循“以农业为基础”的政策。要留意节省用地,不占良田,少占家田,不阻碍农田水利建造,在或许条件下，结合施工造田，援助农业。    2、要充分使用天然地势，尽或许使用20°-25°的山坡，且工程地质条件好的地段建厂，削减土石方工程量,完成矿浆和尾矿自流或半自流。    3、选矿厂厂址，对浮选厂来说，一般应接近矿山首要坑口或井口以削减原矿运送费用。但关于重选厂来说,因为用水量大，供水费用高,厂址接近水源较适宜；但当矿区距水源较远时,则需求对原矿运送和供水进行技能经济归纳比较后断定。    4、挑选选矿厂厂址的一起,要特别留意尾矿库的挑选。小型有色金属选矿厂的尾矿产率一般占原矿的80-98%。因而关于尾矿的运送和堆积问题,在厂址挑选上占很重要的位置。对钨矿选厂还要考虑堆积废石的场所。废石量一般为出窿原矿的一半。废石堆要尽量设在选矿厂邻近的沟谷凹地中，以削减运送费用。    5、选矿厂厂址不该安置在矿体上和洪水水位标高以下,也不该安置在塌落边界内和爆炸风险区内。并应留意避开有不良的工程地质条件（如断层、滑坡、岩洞及或许呈现的坍塌）的地段。    6、依据矿山的资源状况，挑选选矿厂厂址时，要考虑恰当的开展地步。    五、尾矿设备    尾矿设备是矿山出产中的重要环节，并与居民安全和农业出产有严重联系。因而，在规划（建造和出产）中,都有必要予以十分重视。选矿厂规划有必要有必要并且牢靠的尾矿处理设备，应设尾矿储存库。在规划尾矿时,有必要考虑下列一些要素：    1、尾矿库占地面积应尽或许小，但又有必要有满意的储存容积。建筑尾矿库的最有利地势是山沟、凹地,且要求筑坝及排洪工程量小,而构成的储存容量大。小型选矿厂总容积最好能满意选矿厂在规划效劳年限内排出悉数尾矿的需求。    2、尾矿库的设置应不影响矿山、城市和居民区的安全；不影响环境卫生,不污染河流及不危害农、牧、渔业出产；保证尾矿排水可以最大极限地弄清并使所搀杂的有害成分不超越国家规则标准。    3、尾矿库应尽量设置在低于选矿厂的当地，以便当用自流方法运送尾矿，这样将下降运营费用。    尾矿的水力运送尽量选用明渠自流。当有必要选用压力与自流相结合的运送方法时，应尽量延伸自流部分的长度，削减砂泵段数。    4、尾矿库的初期坝，坝高应在保证弄清水间隔和洪水期调洪容积所需高度的基础上，再留1.5米安全高度。初期坝坝高应能储存不少于半年尾矿量的容积，并尽量使用尾矿堆坝。    六、外部供水、供电、交通运送    选矿厂应有牢靠的供水水源和必要的供水设备，保证出产和日子用水,挑选水源尽量避免与农业争水。在水源比较缺少的当地，应考虑使用回水或坑内水。浮选厂使用回水或坑内水时，需进行实验，以断定使用的合理性。    选矿厂供水的运送体系,应尽量自流。当不能自流时,一般应选用分段低压和单管运送。但应设有容积满意的贮水池,其容积一般为6-10小时（考虑事端贮水容积）的出产用水量（重选厂2-4小时）。    选矿厂电源应优先选用由电力网供电，当外部供电有困难时，才考虑自建电厂。    在自建电厂时，应尽量争夺建造水电站或火电站；当煤、水直销有困难，且负荷不大时，才可建柴油发电站。电厂应有50%以上的备用容量。    选矿厂使用牢靠的运送体系和相应的运送能力。    外部运送方法应依据运送量、运送间隔、效劳年限和建造条件等要素，通过技能经济比较后断定。    小型有色金属选矿厂运送量不大，效劳年限又不长，有水上运送条件的，尽量选用水运；无水运条件者，一般选用公路运送。公路的标准和技能条件，应依据国家规则的标准履行。

前  言 赤铁矿在我国的铁矿资源中占有相当大的比例，赤铁矿与磁铁矿相比，大部分赤铁矿嵌布粒度细、含泥量大，选矿难度较大。因此自“六五”以来我国就把赤铁矿作为国家的科研攻关项目，并且取得了丰硕的成果。一些大型赤铁矿矿山在选矿工艺、设备和药剂等方面积累了许多经验，取得了较好的选别指标。由于大多数工艺流程复杂、设备投资多和选矿成本高等缺点，因此对于一些中小型的赤铁矿矿山，尤其是赤铁矿与磁铁矿混合的中小型矿山来说，这些工艺难以被采用。我国大型赤铁矿矿山较少，而中小型赤铁矿矿山较多，因此研究适合于中小型赤铁矿矿山的选矿工艺尤为重要。 本文对某服务年限短的小型赤铁矿选矿进行了选矿试验研究，对该小型赤铁矿矿山提供了经济合理的选矿工艺流程。本研究也可以为其它小型赤铁矿选矿厂起到参考作用。 一、矿石性质 （一）矿石的主要化学成分 该矿属鞍山式沉积变质氧化赤铁矿、磁铁矿矿床。该矿石的主要化学成分分析列于表1。（二）矿物组成 磁铁矿绝大部分受到不同程度的赤铁矿交代，形成假象与半假象赤铁矿，少量褐铁矿，氧化程度较深，铁矿物呈粒状单晶或集合体浸染在脉石中，与脉石矿物(石英为主，少量绿泥石等)相问呈条带状分布。 金属矿物主要以假象赤铁矿、磁铁矿和半假象赤铁矿为主，脉石矿物以石英、绿泥石为主。其矿物组成见表2。（三）铁矿物的嵌布特征 1、磁铁矿(Fe3O4) 磁铁矿呈半自形粒状单晶或集合体浸染于脉石中或与脉石相间呈条带状分布。磁铁矿大部分被半假象赤铁矿沿边缘和裂隙进行交代，半假象赤铁矿很难与磁铁矿分割，因而显铁磁性。磁铁矿呈粗、中、细粒嵌布，磁铁矿嵌布粒度0．02～0．6mm。 2、赤铁矿(Fe203) 半假象赤铁矿呈网格状、不规则粒状、脉状沿磁铁矿的边缘、裂隙进行交代，完全被赤铁矿交代(呈磁铁矿假象)或微量磁铁矿残留。假象赤铁矿不显铁磁性，而显较强的电磁性。半假象赤铁矿粒度为0．015～1．6mm。假象赤铁矿粒度0．01～1mm。 3、褐铁矿(Fe203·nH20) 褐铁矿呈脉状、不规则粒状、蜂窝状、星点状嵌布在脉石中。褐铁矿粒度0．005～0．6mm。 二、选矿试验 （一）磁选－重选(重选采用单一摇床设备)联合流程方案试验 由于该矿为赤铁矿与磁铁矿的混合矿，因此对该矿进行了先磁选回收磁铁矿，然后磁选尾矿。由表3试验结果可以看出，采用磁选一重选(重选采用单一摇床设备)联合流程时可以获得产率为38．43％、铁品位为64．42％、铁回收率为70．53％的总铁精矿。 （二）磁选－重选(重选用螺旋溜槽作粗选，摇床作精选)联合流程试验 由于磁－重联合流程中使用摇床作为赤铁矿的分选设备时，需要摇床台数多，占地面积大，投资比较多，因此采用处理量比较大的螺旋溜槽处理磁选尾矿，预先抛尾，粗精矿用摇床精选，可以减少摇床台数。因此，对磁选尾矿进行了试验，试验流程见图2，试验结果见表4。由表4试验结果可以看出，采用磁一重联合流程处理该铁矿时，重选使用螺旋溜槽预先抛尾，用摇床精选螺旋溜槽精矿，可以取得铁品位65．56％，铁回收率63．11％的高质量铁精矿，加上摇床中矿铁的回收率，铁总回收率为69．78％，此时铁精矿品位63．41％。 （三）浮选－磁选联合流程方案试验 经过详细的磨矿细度试验、捕收剂种类试验、碳酸钠用量试验、抑制剂种类试验、抑制剂用量试验、捕收剂用量试验后，最终确定了浮选的最佳试验流程。为了回收浮选尾矿中损失的铁，对浮选尾矿进行了弱磁选试验，试验流程见图3，试验结果见表5。由表5试验结果可以看出，采用浮选-磁选联合流程时可以获得产率为40．27％、品位为62．37％、回收率为72．36％的总铁精矿。   四、结果讨论 由以上试验结果可以看出，采用磁选-重选(重选采用单一摇床设备)联合流程方案处理该铁矿石时可以取得产率17．09％、铁品位69．40％、铁回收率33．79％的磁选铁精矿，磁选尾矿用摇床处理可以取得产率21．34％、铁品位60．43％、铁回收率36．74％的重选精矿，总铁精矿的铁品位64．42％，铁回收率70．43％。尽管用摇床选别铁回收率较高，但用摇床选磁选尾矿，需要的摇床台数多，占地面积大，投资相应比较多。为了节省投资，用处理量较大的螺旋溜槽处理磁选尾矿，预先抛除尾矿，螺旋溜槽精矿用摇床精选，尽管铁回收率低一点，但铁精矿质量较高，更重要的是流程简单、适应性强、节省投资、简单易行，对小型矿山来说有利于加快投产。而用浮选一磁选联合工艺流程方案处理该铁矿，虽然铁回收率较高，但是铁精矿品位较低，并且浮选处理时需要消耗大量的浮选药剂，使生产成本提高，对于小型赤铁矿选矿厂来说，不利于维护和管理。 因此对该小型赤铁矿选矿厂来说，使用磁选～重选联合流程(重选使用螺旋溜槽和摇床组合)比较适宜。该流程简单、技术经济较合理，而且对矿石性质变化适应性比较强。 五、结  论 （一）该赤铁矿采用磁一重联合流程处理，重选用螺旋溜槽预先抛尾，用摇床精选螺旋溜槽精矿时，可以取得铁品位65．56％，铁回收率63．11％的高质量铁精矿，加上摇床中矿的铁，可以获得铁精矿品位63．41％、铁回收率为69．78％的总精矿。 （二）该工艺流程简单、适应性强、节省投资、简单易行，对服务年限短的小型赤铁矿矿山来说，有利于加快投产，快速收回成本。此流程也可以为其它小型赤铁矿选矿厂起到参考作用。

坩埚炉炼金是在坩埚炉中进行的。坩埚炉是用普通的粘土耐火砖砌成，呈锥形，上部直径比底部小，炉底用2～3层耐火砖错缝铺砌，砖缝用耐火泥砌实。炉壳用3毫米钢板制成。炉内衬为耐火砖砌体。内衬与炉壳之间用石棉灰或硅藻土填塞。炉顶用耐火砖压顶缩口，以确保炉膛中温度。燃料一般有重油、柴油和煤气，由炉子一侧供入。没有上述条件的，可用焦炭炉替代。    坩埚炉炼金作业进程如下：    (1)升温烘烤：缓慢升高炉温，烘烤坩埚。缓慢升温是为了防止受潮坩埚突然受热而迸裂。    (2)加热入料：持续升温至800℃时，从炉中取出坩埚，往其间小心肠参加已搅好的炉料，并在炉料上部掩盖少数硼砂。当坩埚内炉料熔化后，停油停风，参加用纸包好的部分炉料，持续加热。炉料可屡次参加。    (3)熔化：炉料加足后，进入全面熔化阶段，一般一个20#坩埚一次可熔炼10～15公斤金泥，熔化需1.5小时，熔化结束后，停油停风，用专用钳将坩埚从炉中取出，并迅速将熔体倒入蹲罐（一种口大底尖的圆锥形铸铁罐）内分层冷却，冷凝后倒出，用小锤冲击将渣与金银合金别离。    (4)铸锭：冶炼结束后，将一切金块会集进行铸锭。    坩埚炼金多见于小型矿山，适用于砂金、膏和含金钢棉的熔炼，也可用于熔炼化金泥。

从铅熔析锅加锌除银产出的银锌壳，经榨机挤去液铅后，进行火法蒸馏除锌，产出富含贵金属的铅合金渣（俗称富铅）。富铅经灰吹炉灰吹除铅，产出金银合金再进行别离和提纯。此法是处理银锌壳的惯例办法，工艺老练，现仍为国内外各铅厂所广泛运用，该流程如图1所示。图1  银锌壳的蒸馏与灰吹流程 银锌壳主要为铅、锌和银（金）的合金，其间搀杂有少数铜、砷、锑等金属以及它们和铅、锌的氧化物。蒸馏除锌法是鉴于锌的沸点〔101.325kPa（760mmHg）时为906℃〕明显地低于其他金属，在复原气氛中加热银锌壳至1000～1100℃使锌、铅等氧化物被复原成金属，然后锌金属在高于它沸点的温度下呈气态蒸发，然后到达和银、铅等别离的意图。蒸发的锌蒸气导入冷凝器，凝聚成金属锌得到收回。 蒸馏炉一般运用可倾动的炉体，这种炉子的炉身是用耐火砖砌在铁架上。铁架两边支承在枢轴上，由齿轮和螺杆传动。炉体水平断面为正方形，炉顶呈拱形，后壁开有烟道，前壁留有装蒸馏罐的口，以便装置和取出蒸馏罐。罐装置好后用砖和黄泥封住。炉中心下部设有拱桥形支座，专供支承蒸馏罐用。可焚烧粉煤、焦炭或重油等加热。烧油或粉煤的炉子装置有喷嘴（粉煤经加料盘供料）。焦炭炉底部殴炉篦，炉顶开扎装置焦炭加料斗。图2所示为焦炭蒸馏炉的示意图。蒸馏时，于蒸馏罐口装置冷凝器并与铸锭车衔接。图2  焦炭蒸馏炉示意图 1－蒸馏罐；2－拱桥支座；3－冷凝器； 4－支承架及铸模台；5－焦炭料斗；6－烟道；7－炉篦 蒸馏罐形如平底小口瓶，用鳞片状石墨（55%）与耐火泥（45%）混合制成，壁厚45mm左右。一只高0.99m、腹部净空直径0.443m的蒸馏罐，每次约可蒸馏银锌壳500～700kg。质量杰出的蒸馏罐每只约可运用60次。新罐运用前先置于炉顶上烘烤7d左右，除尽潮气，再入炉小火加热约24h后缓慢升温至呈暗红色开端加料。加热空罐时，为了避免罐内壁过火氧化而影响运用寿命，宜往罐内参加少数木炭或焦炭，蒸馏罐于炉内约呈45°歪斜安顿在支承座上，以便尽可能添加罐体在炉内的受热面积。蒸锌进程为间歇性作业、经蒸馏数罐质料后，将罐按固定的方向作恰当滚动，改变罐体在支承座上的触摸方位，避免加料后金属的荷重老压在罐体一处而损坏。 蒸馏罐安好后将炉口封严，再于加料后将冷凝器与罐口衔接并密封。冷凝需可用旧蒸馏罐改制，也可用铸铁罐或钢壳内衬耐火泥或耐火砖罐。冷凝器的形状一般为截头圆锥形或圆柱形，顶部开有排气口，前方留有放锌口，冷凝器的巨细，应视蒸馏罐的巨细、燃料品种以及操作办法等而定。冷凝器内的温度，靠蒸馏罐不断发生的锌蒸气和气体来坚持，在正常条件下应为450～500℃之间。如冷凝器内温度低于锌的熔点（419.47℃），则进入冷凝器内的大部分锌蒸气会冷凝成蓝粉；如温度超越500℃以上，锌蒸气会冷凝不完全，部分被气流带走形成锌的丢失。 蒸锌是往蒸馏罐中装满银锌壳和复原剂（参加2%～3%的碎木炭或3%～4%的碎焦碳）后，敏捷升温到炉内1100～1200℃（即罐内1000～1100℃）。待银锌壳软化后，再补加质料，直至罐内充溢液态合金后才装上冷凝器开端蒸锌。在蒸锌初始阶段，因为锌蒸气淡薄，冷凝器内温度不高，进入的锌蒸气冷凝成蓝粉。约1h后，液态锌金属才开端凝聚。蒸馏进程中，分次放出液锌，每次约放出三分之二，留下三分之一以坚持冷凝器内温度，有利于锌蒸气与液锌触摸，易生成液相，削减蓝粉的生成。蒸馏时，如排气口冒白烟并呈现浅蓝色火焰，表明锌蒸气在焚烧，阐明蒸馏正顺利进行。当白烟逐步转浅，最终变成黄烟，表明铅在氧化、阐明蒸锌已达结尾。每次蒸锌作业约需6～8h。 蒸馏停止后，放出悉数液锌铸锭，移开冷凝器。再倾动炉体将蒸馏罐中的富铅倾入钢桶，捞出浮渣，富铅铸锭后送灰吹出产金、银合金。用铁器刮下蒸馏罐壁上粘附的渣回来再蒸馏。然后将炉体复位预备下次作业。 蒸馏产出的锌尚含有少数银和铅，供回来加锌除银用。蓝粉进行再蒸馏，或许供从含金化液或其他溶液中置换金用。 每吨银锌壳约耗费焦炭500～700kg，或许耗费重油180～270L。锌的收回率为65%～80%。

一、蒸馏除锌法       从铅熔析锅或铋精粹锅产出的银锌壳，经榨机挤去液铅（铋）后送火法蒸馏除锌，产出富含贵金属的铅合金（称富铅）。经灰吹除铅，产出金银合金，送别离和提纯。此工艺为处理银锌壳的惯例办法，工艺老练，为国内外广泛选用，其工艺流程如图1所示。银锌壳主要为铅、锌与银（金）的合金，搀杂少数的铜、砷、锑等金属及它们与铅、锌的氧化物。在101.325kPa下锌的沸点为907℃，比其他金属低。在复原气氛下将银锌壳加热至1000～1100℃，使锌、铅等氧化物复原成金属，然后金属锌在高于其沸点的温度下呈气态蒸腾，使锌与铅、银等别离。蒸腾的锌蒸汽导入冷凝器凝聚成金属锌收回。蒸锌时一般用可倾动的蒸馏炉，其炉身是用耐火砖砌在铁架上，铁架两边支承在枢轴上，由齿轮和螺杆传动。炉体水平断面为正方形，炉顶呈拱形，后壁开有烟道，前壁留有蒸馏罐的口，以设备和取出蒸馏罐。罐装好后用砖及黄泥封住。炉中下部有拱桥形支承蒸馏罐用。可用粉煤、焦炭或重油加热。烧油和烧粉煤的炉子装有喷嘴，焦炭炉的底部有炉箅，炉顶开口装焦炭加料斗，如图2所示。蒸馏时，蒸馏罐口装有冷凝器，并与铸锭车相衔接。  图1  银锌壳的蒸馏与灰吹流程  图2  焦炭蒸馏罐炉示意图 1-蒸馏罐；2-拱桥支架；3-冷凝器；4-支撑架与铸模台； 5-焦炭料；6-烟道；7-炉箅                                        蒸馏罐形如平底小口瓶，用鳞片状石墨和耐火泥混合制成。石墨：耐火泥＝0.55∶0.45，罐壁厚45mm左右，一只高0.99m，腹部净空直径0.443m的蒸馏罐每次可蒸馏银锌壳500～700kg，每只罐可运用60次左右。新罐运用前须先置于炉顶上烘烤7d左右以除净潮气，再入炉缓慢升温24h，罐呈暗红色时开端参加银锌壳。空罐加热时，罐内常加少数木炭或焦炭，避免罐内壁过火氧化而缩短运用寿命。在炉内，蒸馏罐约呈45°歪斜安顿在支承座上以增大罐在炉内的受热面积，蒸馏进程为连续作业，蒸馏数罐质料后将罐按固定方向恰当传动，变更其在支架座上的触摸部位避免罐体某处一向受重压而损坏。       将蒸馏罐装好后须将炉口封严，加料后再将冷凝器与灌口衔接处密封。冷凝器可用旧蒸馏器替代，但常用铸铁罐或钢壳内衬耐火泥或耐火砖罐作冷凝器。冷凝器形状一般为截头圆锥形或圆柱形，顶部开有排气口，底部有放锌口。冷凝器的规格视蒸馏罐巨细、燃料品种及操作办法等要素而定。冷凝器靠蒸馏罐不断发生锌蒸气和气体坚持罐内温度，正常条件下一般为450～500℃。若冷凝器内温度低于锌的熔点（419.47℃），则进入冷凝器的大部分锌蒸气冷凝为蓝粉；若温度高于500℃，锌蒸气冷凝不彻底，部分被气流带走形成锌的丢失。       操作时往蒸馏罐内装满银锌壳和复原剂（2%～3%的碎木炭或3%～4%碎焦炭）后，敏捷升温至炉内温度1100～1200℃（罐内温度1000～1100℃）。待银锌壳软化后再补加质料，直至罐内充溢液态合金后才装上冷凝器，开端蒸锌。蒸锌初期锌蒸气淡薄，冷凝器内温度较低，锌蒸气初冷凝为蓝粉。蒸锌1h后，液态锌金属才开端凝聚。蒸锌进程中，分次放出液锌，每次约放出三分之二，留三分之一坚持冷凝器内的温度，有利于锌蒸气与液锌触摸，有利于生成液相，削减蓝粉的生成。蒸锌时若排气口冒白烟并呈现浅蓝色火焰，表明锌蒸气在焚烧，阐明蒸锌正顺利进行。白烟逐步变浅，最终转变为黄烟，表明铅在氧化，蒸锌已达结尾。每次蒸锌作业约需6～8h。       蒸锌停止后，放出悉数液锌。移开冷凝器，再倾动炉体将蒸馏罐内的富铅倾入钢桶内。捞出浮渣，富铅铸锭，送灰吹提取金银合金。用铁器将粘附于蒸馏罐壁的渣刮下来，回来再蒸馏。然后将炉体复位，预备进行下一次蒸馏。       蒸馏产出的金属锌尚含少数的银和铅，可回来供加锌除银用。蓝粉回来再蒸馏或从化液和其他溶液中置换金。       每吨银锌壳约耗费500～700kg焦炭或180～270L重油，锌的收回率为65%～80%。蒸馏法除锌时锌的收回率较低，部分锌被氧化丢失掉。所得富铅中银含量低，灰吹时铅的丢失大。而且蒸馏炉和灰吹炉的生产率较低。       二、低温真空蒸馏除锌法       法国诺耶列斯铅厂选用真空蒸馏除锌来处理银锌壳。先用压榨除掉过量铅的银锌壳组成为：Ag10%，Zn30%，Pb60%，将银锌壳参加深度大而口径小的锅中，在盐层覆盖下熔析，产出含银25%、锌65%、铅10%的三元合金富团体（T、A、C）。此三元合金富团体即便在液态下也不被氧化，便于贮存。然后在低真空和低温下蒸馏三元合金富团体，锌蒸气冷凝为液锌。因为在低真空条件下蒸馏，蒸锌后的铅液面上几乎没有氧化浮渣。该厂运用的蒸馏炉如图3所示。炉体为卧式圆筒体，外壳用钢板焊接而成，内衬耐火砖，用石墨电极加热。炉体前方有进料口，下部有放铅口，后部与冷凝器相连。冷凝器外壳为钢板壳，内衬耐火材料。冷凝器内与装有石墨电极以便开端蒸馏时加热冷凝器，并用热电偶和主动记载测定设备记载冷凝器内液锌温度。蒸馏炉的温度取决于冷凝器内锌蒸气的冷凝速度。炉内温度凭借控制器的主动控制使炉内锌的蒸腾速度不大于锌蒸气的冷凝速度。冷凝器经过过滤器与真空泵相连。悉数设备接口均用流体密封，负压1.333kPa。真空低温蒸馏为连续作业。每炉装入三元合金富团体1000kg，再加熔析国放出的铅300kg以降低合金熔点和节约电能。若三元合金富团体含铅高可不加铅。蒸馏炉温度为750～800℃，冷凝器温度为450℃左右。除加料和放金属外，已悉数完成主动化操作。蒸馏后期因锌蒸气减小使冷凝器温度下降，此刻控制器会主动升高电压使蒸馏炉温度上升，以加快锌的蒸腾。蒸馏结束，停真空泵，放出液锌及富铅，然后装入另一批炉料再蒸馏。此种蒸馏炉是依据冷凝器中锌蒸气的冷凝速度主动调理锌的蒸腾速度，故锌别离较彻底，收回率高，炉子的生产率也高。该厂的年平均目标见表1，锌的收回率大于95%，银的收回率达99%。产出的富铅送吹灰。该厂日处理三元合金富团体2000kg，每吨合金电力耗费为800～850kW·h。  图3  真空蒸馏炉示意图 1-炉体；2-石墨电极；3-进料口； 4-放铅口；5-冷凝器；6-放锌口                                   表1  低温真空蒸馏的目标质料及产品分量/kg含量/%AgPbZn进料三元合金富团体 熔析铅1000 30025 —8 —65 —出料富  铅 锌 蓝  粉650 630 2038 0.15 0.1557 1.8 31.75 98 94                                         低温真空蒸馏炉体自身是蒸馏器。在低温真空条件下蒸馏锌，电耗低，成本低，锌与铅别离彻底，铅、锌收回率高，回来处理的锌、铅氧化渣量小，银的收回率高，改进了操作条件。若在真空除锌前用其他办法除掉银锌壳中的很多铅，进步合金中锌的含量，将有利于真空蒸馏锌作业的进行。可进步蒸馏炉的生产率和缩短蒸馏时刻。

实验室研讨得出下列要素影响硅的复原    1）进步温度利于SiO2的气化和复原。    2）高炉内的分压高时，不利于冶炼铸造生铁    3）焦炭灰份中的SiO2活度比炉渣中的大，冶炼铸造生铁时，生铁含硅量首要来自焦炭灰份，只要部分炉渣的SiO2。　　软熔带方位高时，铁滴下降旅程长，被复原和吸收的Si增多。所以高焦比、大煤气量等凡引起高温区规模扩展的办法没，都使软熔带方位升高，也就导致生铁含硅量增多。　　可见，以常温办法冶炼铸造生铁，尤其是含硅较高的铸造生铁时，在炉顶压力较高、喷吹燃料较多、渣量较少、焦等到焦炭灰份较低的大型高炉冶炼反而不如在这些条件较差的中、小型高炉冶炼有利。     与冶炼炼钢生铁比较，冶炼铸造生铁的操作准则有下述不同：    1）送风准则：按冶炼炼钢生铁古风动能规模下限选用风口面积。    2）装料准则：选用比冶炼炼钢生铁稍开展边际气流的装料准则。    3）热准则：保持比冶炼炼钢生铁高的炉缸温度、热量和理论焚烧温度。    4）造渣准则：碱度比冶炼炼钢生铁时的约低0.1，以改进流动性，利于硅复原，避免炉缸堆积。    5）除下降渣碱度外，常常或不定期配用均热炉渣、轧钢皮、锰矿、锰渣等来洗炉，注重炉况顺畅和炉缸作业状况，避免炉缸堆积。

一、概述 铅鼓风炉加料系统包括提升设备、贮料仓、给料称量设备和进料设备等。 大中型铅鼓风炉一般用电动矿车加料，小型炉常用手推矿车加料；中型炉也有用料车提升机（又称箕斗提升机）和胶带输送机加料的。 用电动矿车加料时，炉料的贮存、给料、筛分、称量等设备布置在加料平台上方，电动矿车和控制系统则布置在加料平台。  用手推矿车加料时，贮料、给料、筛分和称量多在地面进行，装有炉料的手推矿车用垂直提升设备（通常用简易罐笼）提升至加料平台。  用胶带输送机（料车提升机）加料时，每一批炉料（包括烧结块或团矿、焦炭、返渣、块状熔剂、铁屑等）分别称量后，逐一加到胶带输送机上（或料车中），然后运送到炉顶加入炉中。贮料、给料、筛分、称量等设备一般设置在地面，控制系统也设在地面。料车提升机加料的控制系统则设在加料平台上。二、料仓 铅鼓风炉贮料仓用来贮存烧结块、焦炭、返渣、团矿和块状熔剂，要能贮存6～8h的用量。料仓垂直部分可用钢筋混凝土，锥斗部分应用钢板制作，但必须加耐磨衬里；锥斗侧壁倾角不宜小于50°；如果用料衬时，底面倾角不宜大于15°。三、给料设备 常用电动振动给料机和电磁振动给料机。贮仓出口不能过小以保证炉料能顺利排放，给料设备的规格要与之相匹配；在料仓出口与给料设备之间应有物料切断装置，使给料机能方便地进行检修。四、筛分设备 炉料入炉前应再进行一次筛分以确保鼓风炉内有良好的透气性和降低烟尘率。通常用圆筒筛进行筛分，也可用振动筛筛分。五、称量设备 鉴于铅鼓风炉加料为间断性的，故炉料宜用电子漏斗秤来称量。漏斗秤的大小可根据每批料量多寡和加料制度来确定。六、进料设备 进料设备有电动矿车、手推矿车、胶带输送机和料车提升机等。 （一）电动矿车加料 通常从鼓风炉两侧加入，因而鼓风炉每侧各有一台电动矿车。矿车的载重量根据生产规模和加料制度而定。表1为铅鼓风炉进料电动矿车性能实例。 表1 铅鼓风炉进料电动矿车性能实例项目单位沈冶株冶鼓风炉风口区断面积㎡8.08.65电动矿车容积m30.851.25矿车行走速度m/min39矿车载重量t1.22.0矿车尺寸，长×宽㎜2250×10202000×1000行走电动机功率kW2.84.5排料电动机功率kW1.00.25 （二）料车提升机进料 料车中的炉料从鼓风炉炉顶中心进叉形分料溜槽再落入炉内。这种进料方式，炉料布料均匀度稍差，烧结块和焦炭需从不同的高度加入料车中，故配置和自动化控制系统均较复杂。大中型鼓风炉不宜采用此种进料方式。表2为料车提升机实例。 表2  料车提升机实例技术性能单位沈冶株冶水口山三冶卷筒尺寸，直径           长度㎜ ㎜600 550800 8601000 900料车容积m31.21.52.0提升平均速度m/s0.350.750.64下降平均速度m/s0.350.750.64斜桥倾角44°31′40°10′43°46°51′斜桥长度m2546.827.5电动机功率kW224055注：1.水口山三治为加料料车提升机，余为运输用料车提升机。     2.株冶已用链板运输机代替料车提升机运输热烧结块。（三）胶带输送机进料 铅鼓风炉炉顶为料封密闭炉时方能采用此种进料方式。七、炉料运输、提升设备 （一）热烧结块 合格烧结块宜用链板输送机运送到烧结块仓。目前使用的链板输送机的宽度有600mm与800mm二种。链板输送机的倾角不宜大于35°，以小于30°为宜。也可用料车提升机输送热烧结块。料车的容积可根据生产规模和提升周期来选定。料车提升机性能实例见表2。料车提升机斜桥倾角不宜大于70°。 （二）冷烧结块 当烧结系统停车检修时，可通过热烧结块运输线路将冷烧结块运到烧结块仓也可以用一台料车提升机把冷烧结块输送到烧结块仓中。 （三）焦炭  常用胶带输送机将焦炭从焦炭库运送到鼓风炉车间的焦炭贮仓。胶带输送机倾角不宜大于18.5°，以小于17.5°为宜；带速不宜超过1.0m/s；常用带宽为500和650mm二种。 （四）返渣    通常将返渣装入手推矿车中，再用电梯提升至贮料仓顶面平台上，再倾入料仓中。 少量的铁屑、洗炉用的黄铁矿、块状熔剂和其他辅助材料一般用电梯提升至所需楼层。 大中型鼓风炉常配置一台电梯，电梯宜选用通道式客货两用电梯，载重量3t，提升速度宜取16～18m/min。电梯使用地点的环境是不佳的，因此选用的电梯要能抗大气腐蚀，小型厂则用简易货梯或简易罐笼提升手推加料矿车。

一、焦炭、、铁合金职业整理整理作业取得成效 　　近几年来，受商场需求和报价上升的拉动，社会出资开端重视焦炭、、铁合金领域，纷繁新建、扩建出产设备，三个职业的出产才能敏捷扩展，厂商数量和产品产值不断添加。受利益驱动，乃至一些国家已明令筛选和制止展开的出产设备如土焦炉、敞开式铁合金、炉也在一些区域众多起来。据查询2003年这三个职业产能已到达同期产值的一倍以上,远远超出商场需求；90%的铁合金、出产才能为半密闭式和敞开式炉型，土焦产值近5000万吨，约占同期产值的三分之一。这些敞开式炉和土焦设备出资少，工艺配备粗陋，烟尘、废渣悉数无操控排放，不只糟蹋很多资源，也严峻污染环境。三个职业现已呈现盲目出资、低水平扩张的趋势，如听任下去，将对这三个职业的持续健康展开、以及国家资源、环境带来严峻损害。就此，经请示国务院，我委会同有关部分提出了对焦炭、、铁合金职业的出产厂商和项目进行全面整理整理的要求。一是各地要对焦炭、、铁合金出产厂商和项目进行全面整理，不契合批阅要求的厂商要当即停产、封闭，不契合批阅规则的项目要当即中止建造。二是坚决筛选国家规则筛选的落后出产设备，并进行废毁处理。三是操控排放，办理污染。四是拟定规划，统筹安排，进行总量操控，严厉批阅新建项目，按捺盲目扩张。 　　根据这些要求,各地安排有关部分进行了全面查询，拟定办法，中止违规在建厂商和拟建项目，筛选了很多小矿热炉和小土焦炉，安排环境点评，进行排放整改。到现在，全国已筛选关停土焦才能近4000万吨，小机焦产能约1000多万吨，筛选落后铁合金小矿热炉数百座，才能200多万吨。全国机焦产值比重从2001年的70%进步到90%以上，土焦比重从30%下降到6%，三个职业低水平扩张气势遭到遏止，职业结构有所改进；厂商底子都配备了排放操控和办理设备，整理整理作业取得成效。 　　为进一步规范职业展开，进步全体水平，优化结构， 2004年末，我委安排职业协会和专家别离拟定发布了三个职业的《准入条件》，对各职业的工艺、技能、配备、规划、动力、资源耗费、排放操控和综合使用等方面提出更高的标准要求,进步了职业进入门槛。例如，铁合金、新建单台炉容量别离由3200KVA和5000KVA进步到2.5万KVA，有必要为全密闭或内燃式，排放操控有必要到达国家环保要求；焦炭厂商焦炉炭化室高度由2.6米进步到4.3米，年出产才能须达60万吨以上，煤气和化学副产品有必要悉数收回和加工使用,具有废水生化处理设备。这些工艺配备方针和运营参数已归于国内职业先进水平。一起要求已建厂商要进行技能改造，逐渐到达职业准入条件。上一年以来，我委已安排各省区和职业协会展开契合准入条件厂商的审阅，已核准了70个铁合金出产厂商、74个焦炭出产厂商契合职业准入条件，并以布告方法发布了厂商名单。职业准入条件厂商的审阅作业正在进行中。 　　二、当时焦炭、、铁合金职业存在的首要问题 　　尽管三个职业整理整理作业取得了必定成效，可是因为国内工业全体素质落后，粗放型经济添加方法没有得到有用改变，钢铁和化工商场需求仍在不断添加，三个职业总量过剩，厂商结构、技能结构不合理的情况难以在短期内发作底子性改变。结构性对立是三个职业展开中的首要症结所在，结构调整和工业晋级的使命依然很艰巨。这些对立的首要表现在以下四个方面： 　　一是出产才能严峻过剩。全国现有铁合金出产厂商1570家，出产才能2200万吨，2005年铁合金产值1067万吨，产能使用率仅48%。出产厂商440多家，出产才能已达1700万吨，2005年产值894万吨，设备开工率仅为53%。焦化出产厂商约有1400多家，机焦出产才能已达3亿吨以上，2005年焦炭产值2.3亿吨，产能使用率仅60%-70%。 　　二是集中度较低。近年来三个职业总量敏捷添加，厂商规划也有所扩展，但总体上看三个职业厂商数量多、规划小、布局涣散、出产集中度很低。铁合金职业中出产才能10万吨以上的厂商仅28户，出产才能1万吨以下的小厂商多达787户；职业中产值超越10万吨的厂商仅6家，占出产厂商总数的1.4%；5万吨以下的小型厂商占了总数90%以上；焦化职业中，中小独立焦化厂商数量在80%以上。 　　三是工艺配备技能落后，资源糟蹋严峻。这些职业小厂商大都是受利益驱动兴修，因而出资少，工艺落后，设备粗陋，办理水平低下。铁合金、职业中工艺技能先进、排放操控、资源综合使用充沛的全密闭炉出产才能只占总才能的5%左右，90%以上的小矿热炉废气没有得到收回和使用；焦炭出产才能中三分之二为中小型独立焦化厂商，大部分散布在煤炭产区，远离产品用户，排放的煤气也难以收回使用。 　　四是污染问题依然难以底子处理。尽管厂商配套安装了排放操控设备，可是因为办理水平低，环保完全可以合格的厂商份额不到50%，污染办理的使命十分艰巨。 　　三、焦炭、、铁合金职业结构调整的方针和办法 　　今年初，国务院发布了《关于加速推进产能过剩职业结构调整的告诉》，提出部分职业盲目出资、低水平扩张导致出产才能过剩，现已成为经济运转的一个杰出问题，假如不抓住处理，将会进一步加重工业结构不合理的对立，影响经济持续快速和谐健康展开。为此，我委连续发布了对焦炭、、铁合金职业结构调整的辅导定见，提出了“十一五”期间三个职业结构调整的首要方针： 　　1、操控总量，严厉依照准入条件办理新建项目，力求在3-5年内使出产才能与商场需求底子习惯。 　　2、依照《工业结构调整辅导目录》的规则，完全筛选工艺落后、污染严峻的5000千伏安以下及开放式铁合金和炉，筛选土焦、改进焦出产设备。 　　3、展开大型、现代化出产厂商，优化职业结构，进步职业全体技能水平、工业集中度和竞争才能。 　　4、出产厂商各项排放要到达环保要求，环境污染情况要得到有用改进，能耗、物耗进一步下降。 　　5、培养一批具有世界竞争力的出产厂商和厂商集团。 　　三个职业结构调整的首要办法： 　　1、筛选落后工艺设备。对《促进工业结构调整辅导目录》中规则筛选的5000千伏安以下铁合金矿热炉、敞开式和出产才能低于1万吨的小炉、土焦和改进焦设备要完全筛选，并避免死灰复燃。 　　2、严厉职业准入办理。对新建和改扩建项目出资办理、环境点评、土地直销、信贷融资、电力供应的审阅，要以职业准入条件为根据，严厉把关。 　　3、加强日常监管。各相关部分根据各自责任将职业准入条件归入监督查看的领域。对康复建造和新建项目中选用国家工业方针明令筛选的设备，要当即撤销；对出产设备不能规范运转、资源耗费和污染物排放等相关方针不能到达规则标准的厂商，要予以整改。 　　4、加强信贷、土地、环保、供电等方针与工业方针的和谐合作。对不契合职业准入条件的出资项目，出资、金融、土地、供电、环保一起把好关口，严厉操控；对契合职业准入条件的项目供给有用支撑。 　　5、优化工业安排和布局，进步工业集中度。鼓舞和推进有实力的大型厂商以财物、资源、品牌和商场为枢纽施行跨区域、跨职业的吞并重组，促进工业集中化、大型化、基地化，向资源和商场一体化、运营规划化、资源综合使用化方向展开。 　　6、以节能降耗、污染办理、综合使用为要点，推广先进适用技能，加强技能改造，促进工艺配备晋级。 　　7、实施不同电价办法。对需求整改的厂商实施高报价，添加改造的压力；对要筛选和设备和厂商要中止供电。 　　8、调整出口方针。焦炭、、铁合金产品均归于高能耗、高污染、资源性产品，应以满意国内需求为主。持续调整、下降或撤销这类产品的出口退税，征收出口关税，按捺出口。

硅锰（1）概念：硅锰合金是由锰、硅、铁及少量碳和其它元素组成的合金，是一种用途较广、 产量 较大的铁合金。硅锰合金是炼钢常用的复合脱氧剂，又是生产中，低碳锰铁和电硅热法生产 金属 锰的还原剂。硅锰合金可在大、中、小型矿热炉内采取连续式操作进行冶炼。（2）硅锰在国内西南地区较多，云南、贵州、广西、湖南。生产硅锰合金的原料有锰矿、富锰渣、硅石、焦炭等。（3）常见牌号：FeMn68Si18  FeMn65Si17  FeMn60Si14（4）原料：锰矿、富锰渣、焦炭、硅石、石灰等.1、硅锰合金的用途：硅锰合金主要是作为钢铁生产的脱氧剂和合金剂的中间料，同时也是中低碳锰铁生产的主要原料2、硅锰合金的生产方法：硅锰合金都是在矿热炉中用炭同时还原锰矿石（包括富锰渣）和硅石中的氧化锰和二氧化硅而炼制生产的。3、硅锰合金性能：块状、有银光泽、比重6.0-6.4。锰矿：    储量主要集中在南非、莫桑比克、澳大利亚、俄罗斯、缅甸、加蓬等国，我国的锰矿产地是辽宁、湖南、四川、广西等地区，但是因为品位低，所以每年需要从国外进口大量高品位锰矿搭配使用。（5）炉锰矿石品位应在30％以上，国内都是贫锰矿，需进口一些富锰矿（大于30％）主要从巴西、加蓬、澳大利亚等国家。据不完全统计，锰矿品位每降低1％，硅锰合金电耗升高135KWh。尽可能提高入炉锰矿石的品位，是提高锰回收率、降低电耗，改善其他各项指标的重要手段。 对于硅石的要求：SiO2>97%,P2O5<0.02%,粒度10-40mm,不带泥土及杂物。 对于焦炭的要求：固定碳>84％，灰分<;14％，焦炭粒度，一般中小电炉使用3-13mm，大电炉使用5-25mm。 锰硅合金按锰、硅及其杂质含量的不同，分为8个牌号，其化学成分如下表：牌号 化学成份 /%Mn Si C P SⅠ Ⅱ Ⅲ ≤FeMn64Si27 60.0～67.0 25.0～28.0 0.5 0.10 0.15 0.25 0.04FeMn67Si23 63.0～70.0 22.0～25.0 0.7 0.10 0.15 0.25 0.04FeMn68Si22 65.0～72.0 20.0～23.0 1.2 0.10 0.15 0.25 0.04FeMn64Si23 60.0～67.0 20.0～25.0 1.2 0.10 0.15 0.25 0.04FeMn68Si18 65.0～72.0 17.0～22.0 1.8 0.10 0.15 0.25 0.04FeMn64Si18 60.0～67.0 17.0～20.0 1.8 0.10 0.15 0.25 0.04FeMn68Si16 65.0～72.0 14.0～17.0 2.5 0.10 0.15 0.25 0.04FeMn64Si16 60.0～67.0 14.0～17.0 2.5 0.20 0.25 0.30 0.05更多有关硅锰信息请详见于上海 有色金属 网

关于紫铜治炼，这是一个十分复杂的过程，这其中错一步可能就无法完成下去。紫铜治炼也有很多种方法，这里介绍一种铜精矿冶炼紫铜的工艺方法。铜精矿冶炼紫铜通过原料的药物分解、焙烧、冶炼、获得冰铜，再将冰铜破碎并进行药物分解、二次焙烧、二次冶炼，最终获得含铜量≥９６％的紫铜锭。本发明具有投资少，建厂投资只需５０万元，成本低，每吨紫铜成本比现有冶炼方法降低５０％，且工艺简便，质量控制容易，可广泛应用于大中小型铜冶炼厂。它是一种紫铜冶炼工艺，其特征在于：原料辅料成分配比及操作步骤如下： i）备料：原辅料中含有（重量比例）铜精矿1000份高锰酸钾0．5～2份：氯化铵等 0．05一0·1份：水30一40份、锯末适量、煤粉适量，混合均匀，停放1一2小时，即成原料混合物； ii）一次焙烧：首先在焙烧分解炉炉蓖上铺严一层石灰石，再铺严一层麦秸，压实后均匀铺撒一层原料混合物，厚度以覆盖住麦秸即可；然后点火、加风、逐渐添加原料混合物和燃料，使原料混合物烧结成渣，该烧结渣比铜精矿含铜量增加30一40％； iii）一次冶炼：按焦炭与烧结渣1：8～12的重量比例加入冶炼中冶炼，获得含铜量60％的冰铜； iv）冰铜破碎：将冰铜破碎成 Φ≤30mm的块； v） 药物分解冰铜：按以下组分及重量比例：冰铜1000份：高锰酸钾0.5一2份：氯化铵等0·05－0.1份，水适量，混合搅拌30－60分钟，获冰铜混合物； vi）二次焙烧：按一次焙烧的方法将冰铜混合物烧结成含铜量≥85％的铜结块； vii）二次冶炼：按焦炭与铜结块1：8－12的重量比例在冶炼炉中再次冶炼，即获成品含铜量≥96％的紫铜锭。想要了解更多关于紫铜治炼的信息，请继续浏览上海 有色 网。

锡的矿石是锡石(SnO2)，有形成矿脉的山锡和由其流出 堆积而成的砂锡。经过选矿可得含Sn40-70%的锡精矿。铅、锡均采用火法冶炼，铅精矿须经焙烧、烧结成为氧化物，锡精矿则直接使用，均经还原冶炼制得铅、锡。在炼铅时难以除掉硫，而在炼锡时渣报失大，尚未采用湿法冶炼。 1,预处理锡精矿除含SnO2外，还含有WO3,S,Cu,Pb,Fe等，因此，在冶炼前尽可能将这些杂质去掉。在800-1150K进行氧化焙烧，则可除掉硫、锑、砷，然后加10%Na2CO3进行苏打焙烧，使钨变为水溶性的Na2WO4浸出除去。此浸出液经净化后添加CaCI2沉淀析出的CaWO4。作为金属钨的原料，在有铜、铅存在时加NaCI，在870K氯化焙烧后除去。 2,矿石冶炼在冶炼时锡易进入渣中，因此，进行两步还原熔炼。矿石冶炼首先不考虑回收率，只是为了得到高品位粗锡(含锡90%左右)可电炉或反射炉,此时，渣的组成为10-15%Sn,13-20%Fe, 20-28%SiO2，5-7%AL2O3 2-8%CaO.3,富锡护渣熔炼对来自矿石冶炼的炉渣添加焦炭、石灰石进行还原冶炼，制得含锡在1%以下的渣和硬头(例如46%Sn,44%Fe)。该硬头也可返回矿石冶炼。如加焦炭、硅砂，进一步在电炉中还原冶炼(1800K)时，则铁构成Fe-Si合金，可以和粗锡(约90%Sn)分离。 4,粗锡的精炼粗锡在小型反射炉于“500-800K熔析，则大部分铁和一部分同、砷残留为硬头。熔融锡取至铁锅，吹入空气或水蒸气进行氧化，则铁、锌、铅、砷形成浮渣而上浮。将其除掉，铸成阳极锡(97%Sn)，送往电解精炼。冶炼含杂质少的砂锡·得到的锡可达99.8-99.9%，并能出售。电解精炼时，用SnSiF6+H2SiF6+H2SO4电解液(Sn20-30kg/m3，游离H2SiF635-40%kg/m3，游离H2S0440-45kg/m3)。电流密度随锡的品位不同而异，通常为50-70A/m2.电解祝的纯度为99,99%,阳极泥经洗涤后，用H2SO4浸出，电解提出锡.浸出残渣经焙烧、浸出而回收铜。

  近日国内 市场 硅锰最新 价格 小幅上扬。目前，西南地区硅锰（FeMn68Si18）出厂报价为7600-7800元/吨，较高报价为7900-8000元/吨；西北地区硅锰出厂报价为7700-7800元/吨，较上周末上涨100-200元/吨。近期钢厂 价格 震荡上涨，而国内 市场价格 持续低位运行，生产企业已经亏本多时，硅锰厂家普遍上调出厂价。据了解，贵州地区大型厂家出厂报价多在7800元/吨，而像五矿等个别企业则对外表示8000元/吨以下拒绝出货。尽管厂家报价上扬，但硅锰 市场 成交 价格 尚未跟涨，7800元/吨的成交量仅为40-50吨。有 市场 人士表示，目前，西南地区硅锰产能较大，为维持客户关系，大型厂家的产能利用率至少维持在30%左右， 产量 依旧较大，硅锰 价格 上涨乏力。成交地 品种 品位 人民币含税价昆明 硅锰 6517  8000.0贵州 硅锰 Mn65 Si17  8000.0硅锰合金是由锰、硅、铁及少量碳和其它元素组成的合金，是一种用途较广、 产量 较大的铁合金。硅锰合金是炼钢常用的复合脱氧剂，又是生产中，低碳锰铁和电硅热法生产 金属 锰的还原剂。硅锰合金可在大、中、小型矿热炉内采取连续式操作进行冶炼硅锰分布　　硅锰在国内西南地区较多，云南、贵州、广西、湖南。生产硅锰合金的原料有锰矿、富锰渣、硅石、焦炭等。硅锰常见牌号　　FeMn68Si18 FeMn65Si17 FeMn60Si14硅锰原料　　锰矿、富锰渣、焦炭、硅石、石灰等.硅锰用途　　硅锰合金主要是作为钢铁生产的脱氧剂和合金剂的中间料，同时也是中低碳锰铁生产的主要原料硅锰生产方法　　硅锰合金都是在矿热炉中用炭同时还原锰矿石（包括富锰渣）和硅石中的氧化锰和二氧化硅而炼制生产的。硅锰性能　　块状、有银光泽、比重6.0-6.4。更多有关硅锰最新 价格 信息请详见上海 有色 网

三、电炉锰铁冶炼用的原料    原料为锰矿、焦炭和熔剂    1.锰矿    锰矿的品种主要有氧化锰矿、烧结矿、焙烧矿和人选富锰渣等。    锰矿中除了主要成分Mn外，还含有一定数量的Fe,CaO,Al2O3,SiO2,P,S等杂质，应根据冶炼产品的要求进行控制。    锰矿中的锰铁比是决定产品含锰量的重要技术参数，秤不同牌号的高碳锰铁，对入炉锰矿的m(Mn)/m(Fe)要求不同，某厂采用熔剂法冶炼 时对入炉锰矿的含锰量、m(Mn)/m(Fe)、m(P)/m(Mn)要求见表2。表2        熔剂法治炼对入炉锰矿含锰量、m(Mn)/m(Fe)、m(P)/m(Mn)要求牌号Mn含量m(Mn)m(P)/m(Mn)m(Fe)ⅠⅡ≥≤FeMn78C8.040%8.80.0020.004FeMn74C7.535%6.40.0020.0042FeMn68C7.034%4.50.0030.0057     锰矿中的CaO,MgO均为碱性氧化物，对调整炉渣碱度和流动性有利，一般不予限制。锰矿中的Al2O3在一定范围内能控制渣中含锰量，但Al2O3过高，会使炉渣熔点升高，流动性变差，渣铁分离困难，影响冶炼技术经济指标。一般要求入炉锰矿中Al2O3含量不超过10%。采用熔剂法生产时入炉锰矿中的SiO2含量越低越好。因SiO2含量高，会增大石灰用量，增大渣量，电耗升高。锰矿中的硫一般以MnS,CaS的形式进入渣或挥发，只有约1%进入合金，一般不作限制。    对入炉锰矿的水分庆控制在8%以下，因水分太高，波动大会影响配料的准确性。在熔剂法生产时会使石灰吸水粉化，造成炉内透气性差，产生刺火、塌料，使炉况恶化，电耗增加。    入炉锰矿粒度根据电炉容量大小而定，对6000KVA以上电炉入炉粒度一般为10~80mm，小于10mm的粉矿不超过总量的10%。    2.焦炭    作为还原剂用的焦炭主要有冶金焦、气煤焦、半焦等。对入炉焦炭，要求固定碳含量高、电阻率大、灰分低、磷低。灰分低带入的渣量少，含磷相应减少，可降低冶炼电耗。电阻率大，容易使电极下插，对稳定操作有利。    入炉焦炭粒度一般为3~25mm，小于3mm的焦末不得入炉。焦炭所含水分不得超过7%，而且波动量应尽量小。    3.溶剂(石灰)    要求石灰中CaO含量高，SiO2及P,S杂质含量低。一般CaO含量大于80%，SiO2含量不超过6%，P,S应分别低于0.05%和0.8%。石灰入炉粒度一般为10~60mm.[next]    四、电炉高碳锰铁冶炼工艺操作    1.冶炼方法    电炉高碳锰铁的冶炼 是连续进行的，即连续加料冶炼，定时出铁。根据入炉锰矿品位的不同及炉渣碱度控制的不同，在电炉内生产高碳锰铁有熔剂法、无熔剂法、少熔剂法三种方法。    (1)熔剂法   采用碱性渣操作，炉料中除锰矿、焦炭外，还配入一定量的熔剂(石灰)并用足还原剂。采用高碱度渣操作，炉渣碱度n(CaO)/n(SiO2)控制在1.3~1.4，以便尽量降低渣中含锰量，提高锰回收率。    (2)无熔剂法    采用酸性渣操作，炉料中不配加石灰，在还原剂不足的条件下冶炼，用这种方法生产，既可获得高碳锰铁，又可获得生产硅锰合金和中、低锰铁的含Mn30%的低磷富锰渣。其优点是电耗低，锰的综合回收率高。其不足是采用酸性渣操作，对碳质炉衬侵蚀严重，炉衬寿命较短。    (3)少熔剂法    采用介乎熔剂法和无熔剂法之间的“偏酸性渣法”。该法是配料中加入少量石灰或白云石，将炉渣大碱度控制在0.6~0.8之间，在弱碳的条件下冶炼。生产出合格的高碳锰铁和含锰25%~40%及适量CaO低磷、低铁锰渣。此渣用于生产硅锰合金时既可减少石灰加入量又可减少因石灰潮解而增加的粉尘量，因而可改善炉料的透气性。    采用何种方法与入炉矿的品位有关。入炉矿石的品位较低一般采用熔剂法，入炉矿石的品位高(高品位进口矿)则用无熔剂法或少熔剂法生产高碳锰铁。    2.冶炼工艺操作    电炉高碳锰铁的生产操作过程主要有配料、加料、炉况维护及出铁浇铸等。    (1)配料及加料    根据配料计算得出配料比后，按锰矿石、焦碳、石灰(白云石)的顺序进行称量配料，然后通过运输系统将配好的料送到炉顶料仓或加料平台。根据炉内需要分批加入炉内。    (2)炉况维护    在电炉冶炼过程中，由于原料的波动、电气及机械设备等因素的影响，炉况难以长期保持稳定状态，总是在波动变化。因此要对炉况随时、监测，并根据其变化作出准确判断，及时采取措施调整和处理，使炉况恢复到正常状态。    (3)炉况判断及处理   炉况正常的标志是：    ①操作电流稳定，电极插入深度合适，电极电压正常。    ②料面高度合适，冒火均匀，炉料化料均匀，电极周围刺火及塌炎现象少。    ③封闭炉内炉气压力、成分、温度正常。    ④炉渣成分稳定，产量稳定，各项技术经济指标良好。    ⑤合金成分稳定，产量稳定，各项技术经济指标良好。    炉况的变坏不多是由于还原剂配入过多或不足以及炉渣碱度过高或过低造成的。    还原剂过多时，由于炉料电阻率减小，电流增大，电极上抬，炉内化料速度减慢，电极周围刺火严重，炉气压力与温度上升，锰的挥发损失增大，炉底温度下降，出炉困难，产品含硅量增高。此时应向电极周围适量减碳，并调整料批中焦炭的配入量。    还原剂不足时，电极下插过深，电极消耗增大，负荷上不去，电流不稳定；炉口翻渣；炉渣中含锰量升高，产品中硅低磷高，渣多铁少。此时可向电极周围附加适量焦炭，并在料批中提高焦炭配比。        炉渣碱度过高时，在炉内表现为电极上抬；料面刺火，翻渣；炉渣流动性差，出铁量少，炉渣发暗百粗糙，断面孔，冷却后很快粉化。炉渣碱度过低时，电极插入深，炉渣稀，流动性好，渣表面皱纹少，渣中跑锰多。针对上述情况，应及时调整石灰配入量将渣碱度调整到正常范围。    (4)出铁及浇铸    正常生产电炉要按一定时间间隔定时出铁，出铁次数根据电炉大小容量而定。一般大电炉每班出铁4~5次，中小型电炉每班2~3次。根据一些厂的生产经验，在炉内冶炼状况正常的情况下，适当延长出铁间隔单间，对提高产品质量，降低焦比、电耗有较好作用。[next]    五、配料计算    在铁合金生产中因为生产中的诸多因素不可能精确测算。因此要做到精确的配料计算是不容易的。而且在实际中意义也不大。通常以原料成分、生产中的控制参数及经验数据为依据，进行初步测算，投入生产后再根据其炉内情况进行调整。计算条件如下：    冶炼合金成分为:Mn66%,SiO22%,C6.8%,P0.3%,Fe23%,其他0.9%。    原料成分为:    锰矿：(综合矿)Mn34%,Fe10%,P0.12%,SiO29%,CaO1.5%    焦矿：C80%    石灰：CaO80%    炉渣碱度：n(CaO)/n(SiO2)=1.4    各元素在冶炼产物中的分配如表3所示。焦炭利用率为90%。表3     锰矿中元素分配（%）元素入合金入渣挥发MN781012Fe955/P751015     以100kg锰矿为计算基础计算。     (1)焦炭用量计算    焦炭用量为锰、铁、硅还原用碳量及合金渗碳量之和：    ①100kg锰矿还原得合金部量      锰、铁、磷总量为：                 100×34%×78%+100×10%×95%+100×0.12%×75%=36.11kg    锰、铁、磷所占合金比例为:                 100%-C含量-Si含量-其他=100%-6.8%-2%-0.9%=90.3%    100kg锰矿得合金总量为：                       36.11kg÷90.3%=40.12kg    合金中的硅含量为：                        40.12kg×2%≈0.824kg    ②合金渗碳量                        40.12kg×6.8%=2.728kg    ③锰、铁、硅还原用碳量    还原MnO,用碳量为：MnO+C===Mn+CO    还原FeO用碳量为：FeO+C===Fe+CO    焦炭总用量(干基)为：                     (2.72+6.672+2.036+0.686)÷90%÷80%=16.83kg    (2)石灰用量    渣中的SiO2含量为    石灰用量为:(6.22×1.4)÷80%=10.89kg    (3)原料配比为:锰矿100kg；焦碳16.8kg;石灰10.89kg.

  硅锰合金是由锰、硅、铁及少量碳和其它元素组成的合金，是一种用途较广、 产量 较大的铁合金。硅锰合金是炼钢常用的复合脱氧剂，又是生产中，低碳锰铁和电硅热法生产 金属 锰的还原剂。硅锰合金可在大、中、小型矿热炉内采取连续式操作进行冶炼。硅锰合金分布在国内西南地区较多，云南、贵州、广西、湖南。生产硅锰合金的原料有锰矿、富锰渣、硅石、焦炭等。硅锰合金性能块状、有银光泽、比重6.0-6.4。硅锰合金用途硅锰合金主要是作为钢铁生产的脱氧剂和合金剂的中间料，同时也是中低碳锰铁生产的主要原料原料锰矿、富锰渣、焦炭、硅石、石灰等生产方法硅锰合金都是在矿热炉中用炭同时还原锰矿石包括富锰渣）和硅石中的氧化锰和二氧化硅而炼制生产的。  硅锰合金 价格 居高不下 据了解，3月份FeMn65Si17硅锰合金 市场 先抑后扬，其月初国内钢厂库存量充裕，且有打压之势，可谓是量价齐跌，主流采购价在8100-8250元/吨，较2月份采购价下调150-200元。随着4月份的迈进，国内各大钢厂FeMn65Si17硅锰采购价相应出台，其主流执行价在8450-8500元/吨，个别钢厂调至8600元/吨，较3月份采购价上涨250-300元。此次 价格 的调整使硅锰商家增加了对硅锰 市场 的信心，加之硅锰 市场现货 紧俏，而下游采购有所增加，从而拉动硅锰 价格 一路上行。  由于南方干旱情况越发严重，云南、贵州、广西、四川等主产区受电力影响开工率低，另外，铁矿石谈判带动了海运费的上涨，港口锰矿商看好后市紧随上调报价，但港口锰矿报价较高，且持续攀升，近期BHP对华5、6月CIF报价出台，也坚定了港口锰矿商对后期 市场 看涨的心理预期，这将使硅锰合金生产成本增加，也压缩了硅锰企业的利润空间。以上种种因素，都强劲支撑着硅锰合金 价格 居高不下。更多有关硅锰合金信息请详见上海 有色 网 

一、要点方针汇总2008年，国家发布的与钢铁职业相关的方针中，最首要的就是节能减排，筛选落后产能，工业结构调整。从相关方针的内容来看，节能减排简直都触及其间，成为查核的重要方针之一。相关方针的履行，首要意图就是期望经过方针调整，筛选落后产能，完结节能减排，维护环境，并促进工业的结构调整。 表1  2008年钢铁职业相关方针汇总时刻方针称号方针思路2007.06《节能减排综合性作业方案》节能环保、结构调整2008.02《铁合金职业准入条件》2008年修订遏止重复建造，调整工业结构2008.02《电解金属锰厂商职业准入条件》2008年修订遏止重复建造，调整工业结构2008.02《关于加强上市公司环保监管作业的辅导定见》遏止“双高”职业扩张2008.04建造项目竣工环境维护检验技术规范黑色金属冶炼及压延加工(HJ/T404-2007)环境维护检验2008.05《关于下达2008年钨矿和稀土矿挖掘总量操控方针的告诉》稀有资源维护开发2008.05国家发改委发布钢铁产品强制能耗标准节能减排、结构调整2008.06《关于对港存进口铁矿石进行疏港的告诉》处理铁矿石港口积压2008.07《出口收结汇联网核对方法》出口交易与收结汇真实性及其一致性的审阅2008.07《关于进一步加强和规范外商出资项目处理的告诉》外商出资处理2008.08关于贯彻施行《中华人民共和国节约能源法》的告诉节能减排2008.08《国务院关税税则委员会关于调整铝合金焦炭和煤炭出口关税的告诉》约束资源性产品的出口2008.09《铁合金出口答应申领条件和程序》节能减排、工业调整 数据来历：相关部委、世经未来收拾 二、要点方针及重大事情分析  （一）《铁合金职业准入条件（2008年修订）》发布2008年2月19日国家展开与变革委员会发布了《铁合金职业准入条件（2008年修订）》和《电解金属锰职业准入条件（2008年修订）》两份文件，两文件将自本年３月１日起施行。发改委称，修订这两个职业准入条件首要是为了遏止其低水平重复建造和盲目扩张，以促进工业结构晋级。 依据新规则，硅铁、工业硅、电炉锰铁、硅锰合金、高碳铬铁、硅铬合金等铁合金矿热电炉需选用矮烟罩半封闭型或全封闭型，容量为25000KAV及以上，变压器选用有载电动多级调压的三相或三个单相节能型设备，出产工艺操作机械化和操控自动化。而首要铁合金产品单位冶炼电耗方面、电解金属锰方面也有更高要求。 发改委称，新建和改扩建铁合金、电解金属锰项目有必要契合上述准入条件。两项意图出资处理、土地运用、借款融资等也有必要依据上述准入条件。现有相关厂商也要经过技术改造到达环保、能耗、资源耗费、安全出产等方面的准入条件。发改委标明，对不契合准入条件的新建和改扩建项目，金融组织不得供给信贷支撑，电力监管组织监督电力厂商依法中止供电，环保部门不得处理环保批阅手续。当地人民政府或相关主管部门依法决议吊销或许责令封闭的厂商，工商行政处理部门依法责令其处理改变挂号或许刊出挂号。 （二）第三项环境经济方针绿色证券辅导定见出台2008年2月，环保总局正式发布《关于加强上市公司环保监管作业的辅导定见》。这一绿色证券的辅导定见将以上市公司环保核对准则和环境信息发表准则为中心，遏止“双高”职业过度扩张，防备本钱危险，并促进上市公司持续改善环境体现。绿色证券是继绿色信贷、绿色稳妥之后的第三项环境经济方针。 定见要求对从事火电、钢铁、水泥、电解铝职业以及跨省运营的“双高”职业（13类重污染职业）的公司请求首发上市或再融资的，有必要依据环保总局的规则进行环保核对。依照我国证监会《关于重污染职业出产运营公司IPO请求申报文件的告诉》（发行监管函[2008]6号）规则，“重污染职业出产运营公司请求初次揭露发行股票的，请求文件中应当供给国家环保总局的核对定见；未获得环保核对定见的，不受理请求。”据此，环保核对定见将作为证监会受理请求的必备条件之一。 依据新出台的《定见》，环保总局一方面将向证监会及时通报并向社会揭露上市公司遭到环境行政处罚及其履行的情况，揭露严峻超支或超总量排放污染物、发作重特大污染事端以及建造项目严峻环评违法的上市公司名单，由证监会依照《上市公司信息发表方法》的规则予以处理。另一方面，环保总局还将挑选比较老练的板块或职业展开上市公司环境绩效评价，编制并发布我国证券市场环境绩效指数及排名，为出资者、处理者供给上市公司的环境绩效信息和排名情况。 方针点评： 环保总局现已改为环境维护部，其重要性也得到进步。该定见的出台，是环保部门总多环境维护经济方针之一，经过不断完善环境经济方针的掩盖规划，能够有效地促进我国环境维护方针的履行，然后有利于经济的可持续展开。该定见将从上市公司的环境评价着手，到达遏止“双高”职业过度扩张，防备本钱危险，并促进上市公司改善环境体现的意图。 （三）我国2008年要筛选600万吨炼钢产能2008年我国环保部门将加大污染减排作业力度，采纳愈加有力的办法，使二氧化硫和化学需氧量排放量得到操控。着力推进结构减排、工程减排、处理减排，保证2008年二氧化硫、化学需氧量排放量别离比2005年下降6％和5％。 在结构减排方面，2008年我国要求关停1300万千瓦小火电，筛选600万吨炼钢、5000万吨水泥、1400万吨炼铁落后产能等，各级环保部门要严格履行工业方针，做好关停筛选作业。 在工程减排方面，2008年将新市污水日处理能力1200万吨，08和09两年36个大中城市将完结污水的悉数搜集和处理；现有燃煤电厂将完结3000万千瓦以上机组脱硫设备装置工程，并完结10台规划1000平方米钢铁烧结机烟气脱硫工程。 在处理减排方面，要加强环境监管，对达不到环保要求的厂商施行限产限排、停产整治直至封闭，对化工、造纸等重污染职业，以及其他超越污染排放标准、超越总量操控方针、出产或运用有毒有害物质的厂商，施行强制性清洁出产审阅。 事情分析： 节能减排，筛选落后产能，是我国钢铁职业的首要工业方针。在“十一五”规划中，清晰了相关方针。近年，政府的办法不断加强，节能减排的决计加大，这将有利于推进各职业相关方针的履行。关于钢铁职业，包含其间的特种钢职业，节能减排和筛选落后产能方针的有利履行，将促进职业的结构调整，推进职业的健康展开。 （四）未来将筛选7000万吨小炼焦产能2008年3月，国家发改委工业方针司标明，未来我国焦炭职业的使命是筛选约7000万吨4.3米以下的小机焦项目；一起也期望有一些大型的现代化的新建机焦项目建立，加快工业结构调整及整合。 事情分析： 我国是焦炭消费大国，也是焦炭出产大国，可是，焦炭厂商多，规划小，资源使用功率低，污染严峻是我国焦炭职业展开所面对首要问题，这和钢铁职业展开很相相似。因此，需求筛选部分落后产能，在筛选落后产能的一起，需求新上一些大型的焦炭出产线来添补筛选后的资源空缺。 因此，在未来几年，焦炭职业首先要严格操控焦炭产值，操控好新上项意图水平、数量、质量，资源少、环境压力大的山西、河北等区域要严格操控，有些当地资源环境情况较好，能够建造一些大机焦产能。其次，现在将采纳新的办法，持续赶紧筛选落后产能。别的，还要经过不同电价、水价和进步排污费标准，进步资源税和资源费水平。在出口方针上，要从出口方针、关税、资质上把关，削减焦炭出口。 （五）焦炭出口暂定税率进步至40%国家关税税则委员会发布告诉，决议于8月20日起，将焦炭出口暂定税率由现在的25%进步至40%。国家关税税则委员会在告诉中还对铝合金等产品的关税进行了调整。自8月20日起，官方将对一般交易项下出口的铝合金征收出口暂定关税，暂定税率为15%；将炼焦煤出口暂定税率由5%进步至10%；对其他烟煤等征收出口暂定关税，暂定税率为10%。 方针点评： 焦炭作为“两高一资”产品，其出口逐步遭到方针的约束，继年头焦炭出口关税从5%进步至15%后，现其关税又从15%进步至40%。此次的关税调整起伏较大，标明我国对焦炭的出口方针进一步收紧。焦炭关税的上调，将约束焦炭产品的出口，有利于我国节能减排使命的完结。别的，焦炭产品出口削减，关于国内的直销增多，有利于钢铁减轻焦炭收购本钱上涨的压力。关于国际市场，因为我国是全球焦炭交易的首要出口国，全年的出口量占全球焦炭交易量的50%左右，此次焦炭出口税率从25%进步到40%，对全球的焦炭报价将发生重要影响。 （六）我国将对铁合金施行出口答应制为合作施行铁合金工业方针，加强和规范铁合金产品出口处理，21日发布公告，决议自2008年9月1日起，施行《铁合金出口答应申领条件和程序》。 发布，自2008年9月1日起，开端施行《铁合金出口答应申领条件和程序》，出口厂商依据《货品出口答应证处理方法》和《2008年出口答应证处理货品目录》有关规则，并依照上述两个申领条件和程序，向所在地省级商务主管部门递送有关请求材料，经审阅承认具有相关产品出口答应申领条件的厂商向所在地授权的省级发证组织申领出口答应证。 方针点评： 《铁合金出口答应申领条件和程序》的施行，意味着我国铁合金自在出口的局势完毕，而正式施行答应准则。铁合金是出产钢材的一种辅佐质料，首要由电炉冶炼，在出产过程中，能源耗费大，污染严峻。此次答应准则的施行，是约束高污染、高能耗产品出口的重要行动。此举将有利于进步我国钢铁职业节能减排的作用。 三、方针展开趋势猜测现在，钢铁职业的方针思路首要触及节能减排，筛选落后产能，工业结构调整等方面。钢铁职业首要方针展开趋势是： 一是节能减排，筛选落后产能的方针力度加大。在环保方针力度加大的情况下，作为耗能污染大户，钢铁等金属冶炼加工职业首战之地。节能减排，筛选落后产能的方针将会成为钢铁厂商往后面对的首要方针法规，其间落后的中、小型钢铁厂商将成为管理要点对象。从区域来看，华北，尤其是唐山区域成为是整治的要点区域。 二是对工业结构晋级调整的方针支撑增多。钢铁职业的工业结构晋级是节能减排、筛选落后产能的必定要求。出产高附加值产品，调整工业结构，是钢铁职业的展开趋势。因此，在履行节能减排方针的一起，对工业结构晋级的支撑性方针也会出台。 三是出口方针的施行将合作节能减排、工业结构调整方针。我国钢铁相关产品的出口在职业的运转占有重要位置。未来的出口方针将会与节能减排、工业结构调整方针相合作，以更好的促进工业方针调整。出口方面将加大力度约束高耗能、高污染、资源性产品的出口，鼓舞高附加值、高技术含量产品的出口。

镍鼓风炉熔炼是最早的炼镍方法之一，随着生产规模扩大、冶炼技术进步，以及环境保护要求的提高，这一方法已逐步被淘汰。但是由于鼓风炉熔炼具有投资少、建设周期短、操作简单、易控制等特点，加上炉顶密封、富氧鼓风等先进技术的应用，使得这一传统的冶炼工艺在改善环境、降低能耗、烟气回收利用等方面得以不断完善和提高，因而至今仍不失为一些中、小型企业的首选工艺。我国四川会理镍太少曾于1960年投产的鼓风炉一直沿用至今。    鼓风炉是一种竖式炉，炉料（高品位块矿、烧结块或团矿、焦炭、熔剂、转炉渣等）从炉子上部他批他层地加入炉内，空气由风口不断地鼓入炉内使固体燃料燃烧，热气自下而上地通过料柱，进行炉料与炉气逆向运动的热交换。从而实现炉料的预热、焙烧、熔化、造锍等一系列物理化学反应，最终完成提取并分离合格产出物的过程。它的工艺点主要表现为：    （1） 炉气是通过炉内块料之间的孔隙向上运动，细碎粉状物料容易把孔隙堵塞或被气流带走，炉料透气性不佳，炉气气流分布不均，焦炭上燃。在气流分布不均的情况下，易产生炉结等故障，熔炼无法进行，因此只有大块的物料才可以在鼓风炉内进行，细小的物料必须进行专门的烧结、制团、混捏。    （2）在鼓风炉内，炉料与炉气之间的逆向运动，造成良好的热交换条件，因而保证了炉内有较高的热利用率。    （3）鼓风炉中的最高的温度是在炉内的焦点区(即风口区)，由焦炭强烈的燃烧或硫化物强烈的氧化形成的。炉子焦点区通常在风口稍上的区域内，炉料在下落的过程中，通过温度范围很广的区域，即从加料水平面的300～500℃到炉子焦点区的1300～1450℃，也就是超过炉渣熔点以上150～200℃。因此，炉渣和镍锍在焦点区被过热，保证了它们的炉缸或前床很好地澄清他离。(4)鼓风日炉内最高温度取决于炉渣熔点，当炉料和炉渣成分一定时，强化燃料的燃烧,只能增加熔化速度,但不能显著地提高焦点区的温度。    （5）鼓风炉熔炼时，气相和炉料之间的化学相互作用具有重要意义。日炉内气氛容易控制当处理硫化矿时挖掘日 还原气氛，氧化程度比电炉高，脱硫率一般为45%，最高可过60%；当处理氧化矿时，炉内控制为还原气氛进行不少国家 原硫化熔炼。    根据矿石组成、熔炼的热源与熔炼的目的不同，硫化矿的鼓风炉氧化熔炼可分为自热熔炼和半自热熔炼，半自热熔炼是典型的鼓风炉氧化熔炼。[next]    1、硫化铜镍矿的半自热熔炼    大多数铜和镍的矿床是浸染有石英和包含脉石的硫化矿石。这种矿石其热值不能满足纯自热熔炼的条件。熔炼这种矿石需在鼓风炉中配入焦炭，进行半自热氧化熔炼。在熔炼过程中，是靠焦炭的燃烧和黄铁矿的氧化以及进一步的造渣反应热提供所需的热量。    烧结块或块矿放炉后，随着料柱的下降料温逐渐提高，便会发生一系列的物理化学变化，干燥、脱水、分解、氧化、硫化、熔化后形成镍锍、炉渣等。现根据炉料在炉内向下运动的过程中发生的变化分述如下：    1）预备区（400—1000℃）    炉料入炉后首先被加热到300～500℃，进行干燥脱水；温度达到400～500℃时，一部分高价硫化物开始进行分解反应析出硫；温度升到500～700℃时，首先发生固体硫化物的氧化反应,因为大多数硫化物的着火温度（500℃左右）比焦炭着火温度（600～800℃）低，所以硫化物优先氧化。    在预备区，FeS氧化的主要产物是Fe3O4,当在下部与焦炭和FeS接触时又还原为FeO。    在预备区下部，温度为1100～1200℃区域内，烧结块中易熔硅酸盐和硫化物共晶开始熔化，形成初期炉渣和镍锍，在往下流动过程中受到过热，并逐渐溶解其他难熔成分,成为炉渣和镍锍进入本床。铜镍锍的形成反应如下：                            Cu2O+FeS=Cu2S+FeO                            3NiO+3FeS=Ni3S2+8FeO+1/2S2    上述反应产生的Ni3S2,Cu2S和FeS共熔形成一种产品镍锍，并溶有少量的Fe3O4和贵金属。    硫化铁氧化反应和钙、镁碳酸盐离解反应产生的FeO,CaO,MgO等碱性氧化物，将与物料中的酸性氧化物SiO2反应形成各种硅酸盐。在高温下这些硅酸盐便共熔在一起，形成另一种熔体产物炉渣。    2）焦点区（1300—1400℃）    主要是发生Fe3O4的还原、FeS的氧化(为FeO)和造渣（形成2FeO.SiO2）及焦炭的燃烧反应。在焦点区，赤热的焦炭在完全燃烧前始终呈固体状态，而FeS则呈液体状态迅速通过而进入本床，停留时间很短，因此，在半自热熔炼中的焦点区主要发生焦炭燃烧反应，而熔融FeS只有少部分被氧化。    3）本床区（1250—1300℃）    本床区是镍锍和炉渣的汇集处并初步分层，如果熔体是连续放出，在前床分离炉渣与镍锍，而本床只是它们进入前床的过道。    2、氧化镍矿的还原硫化造锍熔炼    氧化镍矿有两种类型：一种是褐铁矿型，通常蕴藏在氧化矿床的表层，其主要成分是含铁的氧化矿物；另一种是硅酸盐型，通常储藏于氧化矿床的较深层。[next]   氧化镍矿中镍呈化学浸染状态，因而不能采取选矿的方法进行富集。虽然处理这种低品位原料的加要工费比较高，但其开采容易、开采费低，从而可以得到补偿。    火法冶炼处理氧化镍矿有两种方法：一种是还原、硫化、熔炼，产出镍锍而与脉石分离；另一种是还原熔炼产出外铁与脉石分离。    氧化矿还原、硫化、熔炼一般在鼓风炉中进行，也可用电炉熔炼。本节着重叙述鼓风炉的还原硫化熔炼。    氧化镍矿由于疏松易碎且含水量较高，不宜直接装入鼓风炉中熔炼，一般需要先经制团或烧结成块料后才入炉熔炼。不管采用哪种预处理方法，事先都需要经破碎、筛分、配料或干燥等几个工序。    1）还原硫化造锍熔炼    氧化镍矿鼓风炉熔炼的基本任务是将矿石中的镍、钴和部分铁还原出来使之硫化，形成金属硫化物的共熔体与炉渣分离，故称还原硫化熔炼。进炉炉料由团矿或烧结块、硫化剂和熔剂组成。此外加入20%～30%焦炭作为燃料与还原剂。    大量焦炭在风口区燃烧，使风口附近的炉温升到1700℃以上。结果使固体炉料熔化，成为镍锍和炉渣两种熔体流入本床。高温炉气向上流动，使向下动动的炉料加热并进行脱水、离解、还原、硫化、熔化等过程。    （1）离解反应。除了石灰石在908℃离解外,黄铁矿超过600℃，离解为FeS,黄铁矿的离解是不希望的,因不这在炉子上部发生，硫含量已有半数没有参与硫化反应，而以硫蒸气或被 氧化成SO2为烟气所带高呼，此外黄铁矿离解常常伴随着崩裂作用，形成大量碎块。这些碎块也易为烟气所带走，造成硫化剂消耗过高。因此在生产上采取增大黄铁矿粒度的措施，以降低其离解率。一般粒度保持在25～50mm。过大也不好，因为过大粒度的硫化剂在炉内分布不均匀。由于黄铁矿的这一缺点,许多工厂都乐于采用较难离解的石膏(CaSO4）作硫化剂。    （2）还原反应。金属氧化物（MO）在炉内靠含有大量CO气体和固体焦炭还原，其总反应可表示为：                                   MO+C（CO）=M+CO（CO2）    最易还原的氧化物是NiO，在700～800℃时就以相当快的速度还原,而硅酸镍的还原要难得多,当炉料中有FeO和CaO存在时，由于形成Fe2SiO4及2CaO.SiO3的还原反应。铁氧化物可还原为FeO,与SiO2形成2FeO.SiO2。    一定量的铁氧化物被还原为金属铁是希望的,因为金属铁可使硫化过程和造镍锍过程加速。但是炉内还原程度高，以镍铁形态存在的金属铁量会增多。 在鼓风炉熔炼的温度下，镍铁在镍锍中的溶解度有限,便有可能在本床析出成为炉结，给生产带来麻烦。然而炉内还原程度奋力拼搏低也是不希望的因为这会降镍在镍锍中的回收率。[next]    （3）硫化反应。以石膏作硫化剂时，在有炉渣存在和条件下受热，将按下式完全离解：                                   CaSO4.2H2O=CaO+SO3+2H2O    随后含有CO和SO3的气体与金属氧化物相互反应而使后者硫化：                                  3NiO+9CO+2SO3=Ni3S2+9CO2                                  3NiSiO3+9CO+2SO3=Ni3S2+3SiO2+9CO2                                  FeO+4CO+SO3=FeS+4CO2                                  1/2Fe2SiO4+4CO+SO3=FeS+1/2SiO2+4CO2    在有焦炭存在时，SO3可在600℃将镍锍化。在焦点区附近，还原硫化反应所形成的硫化物和少量金属相与炉渣一起熔化，当这些熔体流经风口区时，有少部分被鼓风再氧化为氧化物。镍的氧化物在本床再与金属铁的FeS相互反应，最后完成镍的硫化过程。                                  3NiO+2FeS+Fe=Ni3FS2+3FeO                                  3NiSiO3+2FeS+Fe=Ni3S2+3/2Fe2SiO4+3/2SiO2                                  NiO+Fe=Ni+FeO                                  2NiSiO3+2Fe=2Ni+Fe2SiO4+SiO2    氧化镍矿还原硫化熔炼所产低镍锍由镍和铁的硫化物组成，和硫化矿造锍熔炼一样，低镍锍以熔融状回入转炉吹炼，产出的高镍锍主要成分为Ni3S2.高镍锍的进一步处理和硫化矿所产二次镍精矿的处量方法相同。

aluminium coated sheet  　　一种将纯铝或含硅5％～10％的铝合金镀在碳钢板上制成的表面处理钢板。 　　镀铝钢板生产方法有热镀法、电泳法和真空蒸镀法。热镀法应用最广，因其比较经济。电泳法是将铝粉用电泳的方法均匀地镀覆在钢板表面，经小变形量的轧制使其相互紧密结合，再经500～700℃烧结处理。真空蒸镀法是在低温、真空度为0.0133Pa下进行的，其铝膜纯度高、致密，无针孔，因此耐蚀性能好。 　　镀铝钢板具有良好的抗高温氧化性，可在450℃下长期使用而不变色，最高使用温度可达750℃。还具有优异的耐大气腐蚀性，特别是能耐含SO2，H2S，CO2等工业大气的腐蚀，是镀锌钢板耐蚀性的3～6倍。多用于汽车排气系统、耐热器具、建筑材料等。 镀铝钢板的性质  镀铝板其价格为不锈钢的三分之一，是降低成本的好材料.  镀铝钢板可广泛用于:  汽车工业：消声器、排气管、油箱、隔热罩、反应器部件和歧管罩等。  建筑、农用矿山机械：柴油机消声器和隔热罩、剪草机和其它园林机械消声器等。  家用产品：烤箱、微波炉、电饭煲、多功能煲、慢炖锅、烤面包机、电热水器、电热水瓶、消毒柜、空调机、热交换器、电暧器、灯饰等。  厨房用具：煎锅、烧水壶、烤盘等。  户外产品：烧烤炉、炭炉、集/排烟口、烟窗。  因为镀铝钢板具有如下特点：  1、镀铝钢板具有极佳的耐高温性（550度）。  2、镀铝钢板可反射80%的入射热量。  3、镀铝钢板的机械强度与其基材的机械强度一致。  4、镀铝钢板对化学腐蚀有极强的耐蚀性。  5、可进行拉伸、冲压、拉管等成形加工。  6、可用标准 MAG 和TIG 焊接加工。  7、可直接接触食物。

钢铁工业是国民经济的支柱产业之一，尤其是正处于国民经济高速发展中的我国钢铁工业就显得更为重要。解决铁矿原料不足、弥补供需缺口的途径有两条，一是寻找和开发新的铁矿原料基地；二是继续利用国外铁矿资源。我国的铁矿石资源中，具有易选、含杂低、含铁高、选矿工艺简单等特点的铁矿石正逐步面临枯竭；相反，具有含杂高（主要是P和S）、含铁低、嵌布粒度细等特点的难选铁矿石资源仍然没有得到合理的开发利用。     目前，难选铁矿石中的鲕状高磷赤、褐铁矿由于选矿工艺复杂，所得铁精矿产品铁品位低，含磷高仍然没有合理的选矿工艺利用这部分宝贵的铁矿石资源，故开发合理的选矿新工艺处理鲕状高磷赤、褐铁矿具有重大的现实意义。     一、试样性质     本次半工业试验试样来自四川某地区，嵌布粒度较细的高磷鲕状赤、褐铁矿，该矿石呈块状、硬度较大。原矿最大粒度在50mm以下约占全样的20%，一部分在25mm以下约占全样35%，其余的均在m15mm以下，从肉眼观察原矿中的脉石（石英、方解石等）矿物比较多，同时呈致密状分布，鲕状比较明显。原矿铁品位为39.38%，磷含量为0.763％。矿石主要铁矿物成分为赤、褐铁矿，其次为磁铁矿、硅酸铁矿、菱铁矿、黄铁矿等；矿石主要脉石矿物为石英、方解石、透辉石、普通辉石、绿泥石、文石、石榴石等。为满足工业试验的要求，将试样加工制备成－10mm以下进行试样的光谱分析、多元素分析、铁物相分析和筛分试验，试验结果依次见表1～表4。 表1  试样光谱分析结果   ％元素AgAlAsBBaBe含量0.0030.280.04＜0.001＜0.02＜0.001元素BiCaCdCoCuFe含量＜0.0010.5＜0.0010.0030.04＞10元素GaGeMgMnMoNi含量0.001＜0.0010.90.080.0030.006元素PPbCrSiSnTi含量＜0.10.0070.00150.0020.02元素VWZnInTaNb含量0.08＜0.01＜0.005＜0.01＜0.005＜0.01 表2  试样多元素化学分析结果  ％元素FeSPAsSiO2MgOCaOAl2O3含量39.380.0160.76395.9815.982.981.126.09 注：As单位为×10－6 表3  试样铁物相分析结果铁物相TFe磁性铁碳酸铁黄铁矿硅酸铁赤、褐铁矿其它铁含  量39.381.894.920.565.1226.660.23占有率100.004.8012.491.4213.0067.700.59 表4  试样筛分试验结果粒级/mm产率/%Fe品位/%P品位/%Fe分布率/%P分布率/%个别累积个别累积个别累积个别累积个别累积－10＋826.1226.1239.683.680.9020.90226.3126.3126.6526.65－8＋530.0856.2040.1839.950.8980.90030.6856.9930.5657.21－5＋2.515.9872.1838.8639.710.8650.89215.7672.7515.6472.85一2.5＋111.9484.1239.2239.640.8620.88811.8984.3411.6484.49－1＋0.457.2291.3437.8939.500.8830.8876.9491.587.2191.70－0.45＋0.283.9895.3237.9239.430.7890.8833.8395.413.5595.25－0.28＋0.13.1298.4438.1139.390.9010.8833.0298.433.1898.43一0.11.56100.0039.9339.400.8890.8841.57100.001.57100.00合计100.0039.400.884100.00100.00    从表1～表3的光谱分析结果、多元素分析结果、铁物相分析结果可知，试样中主要回收的元素是铁，其它有价值元素铜、锌、铅、钼、镍、钴、钛、金、银等含量均较低，无综合回收价值；有害元素硫、砷含量不超标，但磷严重超标为0.763%。试样中的可选性铁为赤、褐铁矿、菱铁矿和磁性铁，三者占原矿的84.99%。因此，该矿石主要是实现提铁降磷得到合格的铁精矿。     从表4可知，铁的分布随着粒度的变化不是很大，磷的分布随着粒度减小变化也比较小。     二、试验主要设备及降磷药剂     试验主要设备为φ800mm×9000mm回转窑、螺旋输送给料机、颚式破碎机、辊式破碎机、振动筛、雷蒙磨、末煤给煤机、螺旋分级机、水力旋流器、2台900mm×1800mm球磨机、筒式磁选机（B＝0.30T）、永磁筒式磁选机（B＝0.15T）、水淬螺旋连续运输机（自行研制）及辅助设备。     本次试验采用回转窑磁化焙烧，通过原矿的工艺矿物学研究表明，试样中的磷以胶磷矿形式赋存于矿石中，胶磷矿的特点是嵌布粒度相当细，并与铁矿物以晶格取代形式共生。同时，铁以鲡状形式嵌布于矿石中，粒度也比较细。这就决定了常规的磁化焙烧很难实现提铁降磷的理想效果，故采用自行研发的复合焙烧降磷药剂（代号为LCP）进行降磷。     该药剂属于盐类无机化合物，具有熔点低、亲磷矿物性、受干扰程度低等特点，主要机理是利用矿石在焙烧温度900～1100℃下，LCP迅速与铁矿石中的磷矿物反应生成以一种新矿物，实现磷矿物的有效转型，最终与铁矿物产生有效的分离。     三、半工业试验研究     经过前期的小型试验研究和扩大试验研究得出了适合该矿石的工艺流程为磁化焙烧一两段磨矿一两次磁选工艺流程，通过磁化焙烧过程添加自行研发的LCP组合降磷药剂，得到了铁品位65 %，含磷≤0.30%，铁回收率≥75%的选矿指标。故采用磁化焙烧一两段磨矿一两次磁选工艺流程进行回转窑（小800mm×9000mm）半工业试验研究，并根据半工业试验过程中所出现的问题和试验结果进行调整工艺参数，以寻求最优工艺参数得到理想的铁精矿产品指标，半工业试验工艺流程见图1。图1  半工业试验工艺流程     （一）焙烧条件试验     焙烧是整个工艺流程的关键因素之一，焙烧条件包括焙烧温度、焙烧时间（从物料进入回转窑到出料之间的时间差）、焦炭用量、降磷药剂（LCP)用量、焦炭粒度、球团直径。其中焙烧温度通过安装在回转窑上的温度传感器（A，B，C，D，E）来反映，高温带为A～B，长度2m，焙烧反应带为B～C，长度4m，烘干带为C～E，长度3m，焙烧时间通过调整回转窑的转速控制，回转窑不同转速通过调整变频器频率f实现，变频器不同频率对应焙烧时间关系见表5。 表5  变频器频率对应焙烧时间关系频率/Hz焙烧时间/min频率/Hz焙烧时间/min10904045207550303060    1、焙烧温度试验     焙烧温度通过回转窑的温度传感器来控制。回转窑变频器f＝30Hz(焙烧时间为60min)，LCP用量10%，焦炭用量8%，焦炭粒度－1mm，球团直径－20＋5mm，弱磁选磁感应强度B1＝0.30 T，B2＝0.12T，一段磨矿细度－0.100mm占95%，二段磨矿细度－0.045mm占80%以上的条件下，进行焙烧温度试验，试验工艺流程见图1，试验结果见图2。图2  焙烧温度试验结果 ■－Fe品位；▲－Fe回收率；◆－P品位（×10－2）；●－P回收率     从图2可见，温度在900℃～1000℃，随着焙烧温度升高，铁品位逐渐升高，铁回收率也呈升高趋势变化；温度升高至1050℃时，铁品位有所降低，铁回收率也有一定的降低。铁精矿中的磷含量随着焙烧温度的升高呈先降低后升高的趋势变化。综合考虑选择焙烧温度为1000℃，可以得到铁品位为65.74%，含磷0.236%，铁回收率为78.11％的选矿指标。     2、焙烧时间试验     通过焙烧温度试验得出了焙烧温度为1000℃比较合适，故在控制回转窑温度为1000℃，LCP用量10%，焦炭用量8%，粒度－1mm，球团直径－20＋5mm，弱磁选磁感应强度B1＝0.30T，B2＝0.12T，一段磨矿细度－0.100mm占95%，二段磨矿细度－0.045mm占80%以上的条件下，进行焙烧时间试验。试验工艺流程见图1。试验结果见图3。图3  焙烧时间试验结果 ■－Fe品位；▲－Fe回收率；◆－P品位（×10－2）；●－P回收率   从图3可知，随着焙烧时间的增加，铁品位逐渐降低，铁回收率也呈逐渐降低趋势变化，整个变化过程中当f＝40Hz时，出现一个极值点，对应焙烧时间为45min(表5）；时间增加磷品位升高，时间减少磷品位也升高，出现两头高中间低的变化趋势。选择焙烧时间为45min可以得到铁品位为66.01%，含磷0.225％，铁回收率为79.09%的选矿指标。     3、焦炭用量试验     还原剂的种类比较多，如褐煤、无烟煤、烟煤等，这类还原剂一般含杂（硫、磷、砷等）比较高，容易带入精矿中影响产品质量，故只选择焦炭作为还原剂进行试验。焦炭在整个焙烧过程中主要起提供还原性气氛和还原载体的双重作用，焦炭用量直接影响焙烧产品质量。故就回转窑变频器f＝40Hz（焙烧时间45min），LCP用量10%，焦炭粒度－1mm，球团直径－30＋5mm，弱磁选磁感应强度B1＝0.30T,B2=0.12T,一段磨矿细度－0.100mm占95%，二段磨矿细度－0.045mm占80％以上的条件下，进行焦炭用量试验，试验工艺流程见图1，试验结果见图4。图4  还原剂用量试验结果 ■－Fe品位；▲－Fe回收率；◆－P品位（×10－2）；●－P回收率     从图4可知，焦炭用量增加，铁品位升高，磷含量降低，铁回收率升高，但用量增加至8%再继续增加用量时，铁品位、磷品位、铁回收率变化比较小，故选择焦炭用量8%比较合理，可以得到铁品位为65.98%，含磷0.215%，铁回收率为78.89%的选矿指标。     4、焦炭粒度试验     焦炭粒度主要体现为焦炭的比表面性质，粒度越大，比表面积越小；反之，比表面积越大。此外，由于需将试样进行球团，粒度越大，相应的均匀程度不够；粒度越细，与试样的接触面积越大。在焙烧温度1000℃（回转窑温度传感器），回转窑变频器f＝40Hz（焙烧时间45 min），LCP用量10%，焦炭用量8%,球团直径－20＋5mm,弱磁选磁感应强度B1＝0.30T，B2＝0.12T，一段磨矿细度－0.100mm占95%，二段磨矿细度－0.045 mm占80％以上的条件下，进行焦炭用量试验，试验工艺流程见图1，试验结果见图5。图5  还原剂粒度试验结果 ■－Fe品位；▲－Fe回收率；◆－P品位（×10－2）；●－P回收率     从图5可知，粒度在－1mm以下均可以得到铁品位大于65%，含磷低于0.3%，铁回收率高于78%的选矿指标，焦炭粒度增大至＋1mm时，铁精矿中的磷升高至0.328%。因此，焦炭粒为－1mm比较合理。     5、球团直径试验     球团直径的大小主要影响焙烧时间，直径越大，焙烧时间增加；反之，焙烧时间越短。此外，焙烧时间过长影响回转窑的单位处理量，同等条件下增加了选矿成本。因此，球团直径不宜过大或者过小。在焙烧温度1000℃，回转窑变频器f＝40Hz（焙烧时间45min)，LCP用量10%，焦炭用量8％，焦炭粒度－1mm，弱磁选磁场强度B1＝0.30T, B2＝0.12T，一段弱磁选磨矿细度－0.100mm占95%，二段弱磁选磨矿细度－0.045mm占80％以上的条件下，进行球团直径大小试验，试验工艺流程见图1，试验结果见图6。图6  球团直径大小试验结果 ■－Fe品位；▲－Fe回收率；◆－P品位（×10－2）；●－P回收率     从图6可知，球团直径在－30＋5mm之间比较合适，所得到的铁精矿中铁品位均大于65%，含磷低于0.3%，铁回收率高于78%。但从焙烧过程中发现－10 ＋5mm有“结圈”现象，因此控制球团直径在－30＋10mm之间比较合理，这样既可以得到较好的选矿指标，又可以降低回转窑的“结圈”程度。     6、LCP降磷药剂用量试验     LCP降磷药剂属于复合药剂，根据其组分的市场价格，综合价格约400元/t，用量的多少不仅影响铁精矿中的磷含量，而且影响选矿成本。在焙烧温度1000℃，回转窑变频器f＝40Hz（焙烧时间45min），焦炭用量8%，焦炭粒度－1mm，球团直径－30＋10mm，弱磁选磁感应强度B1＝0.30T，B2＝0.12T，一段磨矿细度－0.100mm占95%，二段磨矿细度－0.045mm占80%以上的条件下，进行球团直径大小试验，试验工艺流程见图1，试验结果见图7。图7  LCP用量试验结果 ■－Fe品位；▲－Fe回收率；◆－P品位（×10－2）；●－P回收率     从图7可知，随着LCP用量增加，铁精矿中的磷含量逐渐降低至0.109%，但铁品位和铁回收率呈先升高后降低的趋势变化。当LCP用量为15%时，铁品位63.65%，含磷0.109%，铁回收率71.68%。因此，兼顾铁精矿品位、铁回收率、磷含量等因素，选择LCP用量为10%，可以得到铁品位65.71%，含磷0.223%，铁回收率78.91％的选矿指标。     （二）连续焙烧全流程试验     通过回转窑焙烧的主要工艺参数试验得到了磁化焙烧－弱磁选（阶段磨矿阶段选别）工艺流程的焙烧条件：焙烧温度1 000℃，f＝40 Hz（焙烧时间45 min），焦炭用量8%，焦炭粒度－1mm，球团直径－30＋10mm，LCP用量10%，弱磁选磁感应强度Bl＝0.30T，B2＝0.12T，一段磨矿细度－0.100mm占95%，二段磨矿细度－0.045 mm占80%以上。为考察所获得的工艺参数的可靠性和稳定性，在所取得的焙烧条件下进行连续72h工艺流程全流程试验，试验工艺流程见图1，试验结果见表6。 表6  连续72h焙烧全流程试验结果产物名称产率品位回收率FePFeP铁精矿50.4165.930.22578.9215.06尾矿49.5917.901.2911.0884.94合计100.0042.110.753100.00100.00     从表6可知，可以得到产率50.41%，铁品位65.93%，含磷0.225%，铁回收率78.91％的选矿指标，该指标与焙烧条件试验相比较，差别较小，故获得的工艺流程参数比较可靠，具有可重复性，产品指标稳定；此外，连续72 h回转窑焙烧过程中没有出现“结圈”现象，整个连续过程设备运转正常。     四、结论     （一）通过φ800 mm×9000mm回转窑磁化焙烧工业试验研究，得到了铁品位大于65%，含磷低于0.25%，铁回收率高于78%的选矿指标。     (二）采用自行研发成功的LCP复合降磷药剂有效地降低了铁精矿中的磷含量，得到了质量较高的铁精矿产品。LCP具有熔点低、价格便宜、来源方便、污染小等特点，在高磷铁矿石焙烧过程中添加一定量，可以有效地降低铁精矿中的磷含量。此外，用LCP对其它类型的高磷铁矿石也进行了大量的试验研究，也得到了较好的降磷效果。     （三）磁化焙烧（添加LCP降磷）一弱磁选（阶段磨矿阶段选别）工艺流程的成功，为难选高磷铁矿石的开发利用提供了一条新思路。     （四）在易选、含铁高、含杂低、工艺简单的铁矿石资源紧缺的状况下，难选含杂高的铁矿石资源的开发利用是必然趋势。因此，开发新技术、新工艺处理这部分宝贵的铁矿石资源将具有重大的现实意义。

一、硫酸盐的性质 硫酸盐浸出金可用NH4SCN或NaSCN。后者为焦化厂的副产品，价廉易得，且进程中不会释放出。运用硫酸盐法，可在常温下离解发作SCN－而与Au＋、Ag＋生成较安稳的络合物。在酸性（pH1～2）溶液中增加的氧化剂（MnO2等）又能使载金矿藏（FeS2等）分化而释出单体金，可加速金、银的浸出速度，进步浸出率。但跟着溶液pH值的增高，载体矿藏中的金不易解离，会使金的浸出率不断下降。浸出进程中，硫酸盐功能安稳，基本上不会污染环境。 文献报导，光照、pH、CuS、PbS、Fe3＋、Fe2＋等对硫酸铵的影响都不大，而可溶铜盐（如CuSO4）则影响较大，且随增加量的增加耗费量敏捷增大。当向pH1的100mL2.5%NH4SCN液中，别离参加CuSO4·5H2O 0.1～1.0g，经1h后取样测定，NH4SCN的耗费量为；0.1g为1%，0.4g为5.5%，0.6g为8%，1.0g为25.5%。MnO2对硫酸盐也有较大的影响，特别是在强酸性溶液中，它的耗费量随MnO2增加量的增大和时刻的延伸而加大。当向pHl的100ml 2.5%NH4SCN液中参加0.5gMnO2，经5hNH4SCN的耗费量约3%；当MnO2增加至2.0g经5h，耗费量增大至约8%。虽如此，但在酸性溶液中增加MnO2可氧化矿石或精矿中的FeS2使包裹金解离成单体，有利于进步金的浸出率。 二、硫酸盐溶解金、银的机理 硫酸盐对金、银的溶解归于电化学腐蚀进程。当选用硫酸盐浸出含黄铁矿的硫金精矿时，向体系中参加氧化助荆（MnO2等)，可使FeS2分化为Fe2＋，并进一步氧化为Fe3＋。故金银溶解的电化学进程为： 阴极区发作Fe3＋＋e Fe2＋，而阳极区则发作Au＋2SCN－ Au（SCN）2－＋e的反响生成络离子进入溶液。 实验者将制备的Au3＋、Au＋、Ag＋、Fe3＋、Fe+和NaSCN参加带夹套的五颈瓶中，在25℃恒温并通氮气维护的电磁拌和下，选用H2SO4和NaOH作pH调整剂，用UJ－25型电位差计别离测得了不同pH时各电对的电动势。图1是测定的有关电对pH－电位和计算出的MnO2∕Mn2＋电对pH－电位曲线图。从图中看出：在pH＜3的溶液中，Au（SCN）4∕Au电对电位约为0.41V，比Au＋＋Au电对的标准电位1.68V低得多，有利于金的溶解。Ag（SCN）2－／Ag电对约为0.07V，比金线更低，对银的溶解有利。Fe3＋∕Fe2＋电对电位约0.67V，是金氧化浸出的杰出氧化剂。而MnO2∕Mn2＋电对在强酸性液中的电位又高于Fe3＋／Fe2＋，故参加MnO2不光能有效地氧化FeS2，还可使Fe2＋不断氧化为Fe3＋。图1  25℃时，Au（Ag）－SCN－－H2O系pH－电位图 条件：Au（SCN）2－＝Ag（SCN）2－＝10－4mol／L SCN－＝0.4mol∕L 金的探索性浸出运用抡马金矿浮选的硫金精矿100g置于三颈瓶中，参加5%NaSCN液200mL和适量软锰矿，在室温文拌和下浸出，不一起刻的pH值、电位、铁含量和金溶出量列于表1。表1  NaSCN＋MnO2体系中金的浸出量和各项条件的改变时刻5min15min30min1h2h3h4h5hpH0.90.951.11.11.21.01.01.1电位∕V0.63820.64220.65820.65820.65040.65120.65650.6577全铁 ∕g·L－10.260.680.910.941.061.351.401.67亚铁 ∕g·L－10.000.000.000.000.030.060.080.10金溶出量4.8×10-611.8× 10－614.1× 10－615.8× 10－617.4× 10－620.0× 10－620.1× 10－620.1× 10－6 从上表中看出，在不向体系中加铁离子条件下，浸液中铁含量的逐渐增高是MnO2氧化精矿中FeS2发作的，且生成的Fe2＋又被MnO2氧化为Fe3＋，它使MnO2的耗费过快。金的溶解则主要是Fe3＋的氧化效果来完成的： FeS2＋MnO2＋4H＋ Fe2＋＋Mn2＋＋2H2O＋2S0 2Fe2＋＋MnO2＋4H＋ 2Fe3＋＋Mn2＋＋2H2O Au＋Fe3＋＋2SCN－ Au（SCN）2－＋Fe2＋ 表中，当浸出时刻达3h后金的溶出量不再增加，或许是氧化助剂MnO2已耗尽所形成的。但在上述条件下，MnO2也或许不只起氧化助剂效果，在浸出前期Fe3＋浓度尚低时，或许有部分MnO2直接作为氧化剂而溶解部分金： Au＋MnO2＋2SCN－＋4H＋ Au（SCN）2－＋Mn2＋＋2H2O 银的溶解反响与金相同，能够写出相似的反响式。 某些研究者还指出：运用Fe3＋和氧作氧化剂，金虽可溶于硫酸盐溶液中生成         Au（SCN）2－。但Fe2＋也会与SCN－结组成亚铁硫酸盐而加大硫酸盐的耗费，特别是Fe3＋浓度大时尤为显着。故氧化剂的增加应适量，或按总量分次参加。 Au＋Fe3＋＋4SCN－ Au（SCN）2－＋Fe（SCN）2三、硫酸盐浸出金的小型实验     硫酸盐浸出金的小型体系研究首先是用NH4SCN浸出含Au59.3g∕t、Ag144g∕t、Fe21.27%、Cu1.3%、Pb1.7%、S34.8%的不含As和Te浮选精矿。进行条件实验的规划为精矿10g，参加软锰矿（MnO224%）0.5g，5%NH4SCN20mL，在室温下振动3h不同pH条件下金、银的浸出率如表2。 表2  pH对金、银浸出的影响pH值1.32.22.53.04.15.05.56.57.59.2金浸出率∕%93.0391.0689.2585.6074.8069.8166.0055.9849.2441.82银浸出率∕%90.0589.0787.0086.8086.6075.9073.8071.9464.8650.69 从上表中看出：在pH1.3～2.2范围内，金、银的浸出均高于或近于90%。跟着pH值的升高、金、银的浸出率均逐级下降。虽然银的下降量比金小些，但下降趋势是共同的。在强酸性（pH1.3～2.2）条件下，金、银的浸出率均大于或近于90%，主要是MnO2在强酸液中能激烈氧化分化黄铁矿使金、银解离出来，黄铁矿分化生成的Fe2＋又被MnO2氧化成Fe3＋而成为溶金的氧化剂。但在弱酸和中、碱性溶液中，MnO2分化黄铁矿的效果则逐渐削弱，使金、银的浸出率逐渐下降。 经过10g矿样的条件实验后，扩展小试选用100g精矿，固液比1∶2，NH4SCN50g／L，H2SO4 0.5mol／L，参加软锰矿5g，在常温下拌和浸出3h，Au、Ag的浸出率别离为92.24%和84.58%；将拌和浸出时刻延伸至7h，Au、Ag的浸出率别离为94.97和84.50%。鉴于在强酸条件下软锰矿在溶液中的氧化耗费是很快的，扩展小试的浸出时刻能接连至7h，并获得Au浸出率94.97%的好成绩，或许是拌和作业带入空气中的氧不断将Fe2＋氧化成Fe3＋的成果。 扩展小试还一起进行了多种办法的比照实验，成果如表3所示。 表3  不同溶剂浸出金、银的比照实验成果办法硫酸铵法化法硫代硫酸钠法法时刻∕h3724105金浸出率∕%92.2494.9794.9663.2326.85银浸出率∕%84.5884.5065.7673.1224.65     四、硫酸盐浸出金、银的中间实验 中间实验是在上述小试基础上进行的。所用质料为抡马金矿的浮选硫金精矿，其主要组分为：Au 64.00～72.85g∕t、Cu 5.76～11.00%，Pb 1.93～2.00%，Fe≥30%，S≥35%。实验规划为每批次1t精矿，共进行9批次。浸出作业选用含NaSCN4%～5%的溶液。固液比1∶2。在接连拌和下参加精矿粉1t，软锰矿（含MnO235.98%）50kg，并加H2SO4使作业进程中的pH值保持在1～2，拌和浸出4h。停止后加NaHCO3调pH至4～5过滤，滤渣加水洗刷，洗液放入贮槽回来体系中运用。 浸出液加H2SO4或HCl调pH至挨近2，按每立方米加锌粉1kg拌和置换30min。经抽气过滤，滤液和洗液兼并补加NaSCN后供下批料浸出用。 锌置换产出的金泥经500～600℃煅烧，再用稀H2SO4或HCl浸出除Zn、Cu、Fe等杂质后，加溶解并用FeSO4复原金。产出的海绵金加硼砂于坩埚中在焦炭炉内熔炼，产出纯度93～97%的金锭。 实验成果：金的浸出率为89.88%～94.67%（均匀91.74%），NaSCN耗费3.26～9.00kg∕t（均匀5.60kg∕t）精矿，与小试成果相符。每置换1g金均匀耗费锌粉38.97g，金置换回收率97.12%～100%（均匀98.79%）。锌粉耗费如此高，主要是在强酸液中与酸反响生成ZnSO4或ZnCl形成的。浸渣经4次洗刷，金的总洗刷率为99.57%～100%。金泥中金的回收率93.51%～97.89%。 为查验中试成果，将上述精矿进行了化浸出比照实验。化浸出条件为pH≥10，NaCN耗费9.56kg∕t精矿，拌和浸出24h，金的浸出率为88.80%。二者比较，硫酸盐法具有许多长处。

一、块料率 密闭鼓风炉炉料中块料率一般以大于40%为宜。小于40%时，中型冶炼厂可采用精矿压团的方法，小型冶炼厂可采用返回部分冷铜锍或富块矿以提高块料率。计算块料率时不包括焦炭。 二、批料量与加料顺序 密闭鼓风炉的批料量与生产规模、加料方式、炉料性质等因素有关，应保证物料分布均匀，有利于中心料柱的形成和炉顶的密封。确定批料量时一般应考虑： （一）加料斗中始终保持1.5～2批料量。 （二）每批料（不包括焦炭）在加料斗中的厚度为500～600mm。 （三）每批料的混捏精矿层在加料斗的厚度为300～350mm。 表1为加料顺序和批料量实例。 表1  加料顺序和批料量实例，kg厂别加料顺序批料量每批料的重量组成混捏铜精矿团矿返渣石灰石石英石铜陵二冶沈  冶富冶（老厂）日本日比焦炭－返渣－熔剂－团矿－混捏铜精矿焦炭－返渣－熔剂－富块矿－混捏铜精矿焦炭－返渣－熔剂－混捏铜精矿焦炭－返渣－熔剂－混捏铜精矿3000406035078001650206035045003006501350155200016030015300240350301000 表2为批料量在加料斗中的厚度实例。 表2  批料量在加料斗中的厚度实例，mm厂别每批料中物料在加料斗中的厚度焦炭层 厚度总料层 厚度加料斗 高度精矿返渣石英石石灰石合计日本日比 铜陵二冶307 670167 24768 18580 226622 1328187 293809 7731400 1500 各厂每批料加料的时间间隔一般为10～15min。 三、供风 密闭鼓风炉的鼓风量，主要取决于所需氧化的硫化物含量和焦炭的消耗量，并与炉料性质、布料情况、炉结生成等因素有关。理论空气量可通过冶金计算确定，实际鼓风量应考虑10%～20%的过剩空气。目前国内采用两种供风制度，一为普通空气供风，一为富氧空气供风。日本日比厂采用热风和风口喷然料的供风制度。 （一）普通空气供风 1、风量  采用普通空气供风时，风口区截面鼓风强度一般为35～40m³/（㎡·min），每吨炉料需要的鼓风量约为1000～1400m³。表3为鼓风量实例。 表3  普通空气鼓风量实例项  目单  位铜陵二冶沈  冶富冶（老厂）邵武厂风口区截面积 床能率 鼓风量 鼓风氧浓度 风口区鼓风强度 每吨炉料消耗空气㎡ t/（㎡·d） m³/min % m³/（㎡·d） m³/t10.5 38～45 390～400 21 30～38 ～140010 40～45 330～400 21 33～40 ～12402 40～45 75～80 21 38～40 ～13201.5 45～50 50～55 21 33～37 ～1060  2、风压  密闭鼓风炉的鼓风压力主要取决于炉内阻力，在一定范围内增加风压对熔炼过程有利。但风压过高会增加烟尘率和料层穿孔而跑空风。目前各厂的鼓风压力一般控制在8～10kPa。表4为鼓风压力实例。 表4  普通空气鼓风压力实例项  目单  位铜陵二冶沈  冶富冶（老厂）风压 料柱高度 风口区宽度 咽喉口液封高度kPa m m m8～10 2.8 1.25 0.18～0.208.2～10 2.65 1.22 0.2610～12 2.8～3.2 1.13 0.14～0.16 （二）富氧空气供风 为提高密闭鼓风炉的床能率，脱硫率及烟气二氧化硫浓度，可采用富氧空气供风。我国邵武厂从1978年12月至1980年12月共进行了五次富氧熔炼的工业性试验，试验时间共105d，处理炉料量6385t，获得较好的指标： 1、床能率达64.9t/（㎡/d），比空气熔炼提高了27%。参见图1。图1  富氧浓度与床能率增加百分比的关系 2、焦率平均为6.8%，降低了30.9%。 3、烟气中二氧化硫浓度达5.4%，提高了42.74%。参见图2。图2  富氧浓度与烟气二氧化硫浓度的关系 4、富氧浓度与熔体温度关系见图3。图3  富氧浓度与熔体温度关系 1－铜锍；2－炉渣 表5为邵武厂富氧鼓风熔炼与空气鼓风熔炼的主要指标比较表。 表5  邵武厂富氧鼓风熔炼与空气鼓风熔炼比较项  目单位富氧鼓风熔炼空气鼓风熔炼项  目单位富氧鼓风熔炼空气鼓风熔炼原料成分  Cu  S  Fe  SiO2  CaO  MgO  Al2O3  As%16～2225～2823～2510～160.4～0.60.25～0.356～70.8～1.916～2225～2824～2511～160.1～0.40.3～0.46～80.2～2.2 鼓入氧量含氧浓度风口区鼓风强度氧气压力炉顶负压m3/h%m3/（m2/h）kPaPa121.6242018.730～3520/212025.3/56炉料成分  Cu  S  Fe  SiO2  CaO  MgO  Al2O3  As%12.917.8726.017.456.360.354.460.6612.9817.1825.2417.866.430.344.840.75主要技术指标床能率脱硫率焦率炉料空气消耗炉料氧气消耗烟尘率烟气量烟气成分SO2CO2COO2t/（㎡·d）%%m3/tm3/t%m3/h%64.9446.086.8716307.1141545.4114.170.882.6950.4743.499.859635.1440413.7913.661.601.94块料率%42.1644.17铜锍品位%3330技术操作条件鼓入空气量m3/h2906.43038渣含铜%0.250.25 1982年铜陵二冶密闭鼓风炉采用富氧熔炼。制氧机规格为3200m³/h，富氧空气含氧27%～30%，表6为试生产期富氧熔炼所获主要经济指标。表6  铜陵二冶富氧熔炼试生产期主要技术经济指标招标名称单  位数  量招标名称单  位数  量铜精矿成分  Cu  S  Fe  SiO2  CaO  Al2O3  MgO%23.3530.9329.029.183.341.921.02块料率床能率焦率脱硫率烟气成分  SO2CO2COO2H2O铜锍品位渣含铜%t/（㎡·d）%%%%%＞25mm 36～40487～845～554.37～5.8219.93～22.150.97～1.082.9～3.6336～400.29～0.33技术操作条件 鼓入空气量 鼓入氧气量 富氧空气含氧 富氧空气压力km3/hm3/h%kPa18～201600276.5～7.5 注：表内“数量”栏内为1986～1993年平均值。 根据密闭鼓风炉熔炼的特点，富氧浓度一般以24%～30%为宜。 1、风量：采用富氧空气熔炼时，风口区截面鼓风强度平均为28.5～34.5m³/（㎡·min），每吨炉料所需的鼓风量约为900～950m³。表7为富氧空气供风实例。 表7  富氧供风实例项  目单  位铜陵二冶邵  武①富冶（新厂）鼓风炉风口区截面积 床能率 鼓风量 风口区截面鼓风强度 富氧浓度 每吨炉料消耗空气㎡ t/（㎡·d） km3/h m3/（㎡·min） % m3/t11.55 48 18～22 26～29 27～28 780～8701.5 64.94 3.030 33.7 24 7464.25 55～60 8.2～8.8 32～34.5 22～24 842～828 ①工业性试验数据。 2、风压：富氧空气鼓风压力仍取决于炉内的阻力，通常为8～10kPa。 3、氧压：富氧供风时，通常将韩90%以上的氧气与空气混合后送往密闭鼓风炉。混氧可采用特殊设计的混氧器。我国目前多采用管道混合，设计简单，且效果能达到混氧的要求。对氧压的要求是在混合时，氧压除克服管道阻力损失外，尚应高于风压。一般要求分馏塔后的氧压为35～40kPa。 4、混氧 铜陵二冶采用的氧气与空气混合装置见图4。图4  混氧装置图 1－截止阀；2－氧气调节阀；3－逆止阀；4－氧压表；5－快速切断阀 （三）供热风 为提高烟气中二氧化硫浓度，日本日比厂采用供热风和风口加燃料办法，风温260～350℃，风口喷重油或喷粉煤。试验得出：当焦炭燃烧热量占63%、风口煤燃烧热量占23.5%、热风热量占13.5%时，鼓风炉熔炼效果最佳。表8为该厂热风操作和普通空气操作主要技术经济指标对比表。 表8  日比厂热风操作与普通空气操作主要技术指标对比指标名称单  位普通空气热  风精矿成分 Cu S%14～1822～252830块率%35～4535～45风温℃25350燃料率焦炭块煤重油%7～82～2.5/5/3风量m³/min250～270220床能率t/（㎡·d）47.7～52.245～50脱硫率%40～4535～37烟气中SiO2%4.5～55～6铜锍品位%37～4146 四、炉温与炉压 密闭鼓风炉内部自上而下分为炉料预热区、混捏精矿烧结区、熔炼区、本床区。各区温度大致如图5所示。图5  炉内分区温度示意图 密闭鼓风炉两侧温度比中心高，直到风口当方趋于一致。密闭鼓风炉炉顶温度以450～550℃为宜。温度低时，单体硫不宜燃烧，烟管中几乎不含单体硫。温度过高，会使焦点区拉长、精矿过早在加料斗内烧结，加料斗易变形。炉温实例见表9。炉顶烟气温度与烟气中单体硫含量实测数据见表10。 表9  密闭鼓风炉温度实例，℃项  目铜陵二冶沈  冶富冶（老厂）炉顶烟气温度 咽喉流温度 渣流温度500～600 1140～1180 1120～1150450～500 1150～1170 1080～1100450～500 1150～1179 1070～1100 表10  炉顶烟气温度与单体硫含量的测定值烟气温度，℃280320340420470烟气单体硫含量，g/m³3.381.081.540.780.35 密闭鼓风炉炉顶负压过高，漏入空气量增加，降低了烟气中二氧化硫浓度。但负压过低又会造成炉顶操作条件恶化，一般控制在50～100Pa为宜。表11为炉顶负压与烟气二氧化硫浓度的测定值。 表11  炉顶负压与烟气二氧化硫浓度的测定值炉顶负压，Pa－20－70－140烟气SiO2浓度，%5～74.13.2

非高炉炼铁法是指除高炉炼铁以外的其它还原铁矿石的方法。当前非高炉炼铁法可归纳为两大类：直接还原法和熔融还原法.都是炼铁冶金技术中的新工艺。 直接还原法是指在铁矿石熔化温度下把铁矿石还原成海绵铁的炼铁生产过程，产品叫直接还原铁或海绵铁。由于低温还原，得到的直接还原铁未能充分渗碳，因而含碳较低( 熔融还原法是指一切不用高炉冶炼液态生铁的方法。它是不用焦炭在一个容器中完成高炉炼铁过程的，基本上不改变目前传统钢铁生产的基本原理。 近年来，非高炉炼铁法发展比较快，其原因是： (1)不用焦炭炼铁。高炉冶炼需要高质量冶金焦，而焦煤从世界储量而言，只占煤总储量的5%，且日渐短缺，价格越来越高。非高炉炼铁可以使用非炼焦煤和其它能源作燃料与还原剂。近几十年来，大量开发了天然气、石油、水、电和原子能等新能源，为非高炉炼铁发展提供了条件。 (2)随着钢铁工业的发展，氧气转炉和电炉炼钢逐渐取代平炉，废钢消耗量迅速增加，废钢供用量日感紧张，非高炉生产的海绵铁、粒铁等是废钢的极好代用品。 (3)省去了炼焦设备，总的基建费用比高炉炼铁法少。虽然非高炉炼铁法的生产效率远赶不上高炉，但对于缺乏焦煤资源的国家和地区，用;r中小型企业生产，前途是光明的. 非高炉所得还原铁的用途可分为以下三类： (1)炼钢原料.主要是代替电炉废钢，但也可以用于转炉。应以还原度高、杂质少的为佳. (2)高炉原料。经过预还原的矿石可作为高炉炉料，以增加产量，降低焦比。 (3)铁粉。铁粉可用于粉末冶金或用作电焊条的原料等。 还原度越低，所得的还原铁越容易二次氧化，因此若要贮藏或远距离特别是海上运输，则必须进行钝化处理。常用的钝化处理方法有在控制气氛下形成氧化膜，用化学物质处理，或者进行压块。 非高炉炼铁的发展及特点 　 　非高炉炼铁法在很早以前就为人们采用了。自20世纪初为了获得生产特殊钢的原料和充分利用当地资源而将非高炉炼铁法用于工业生产以来，特别是在瑞典，非高炉炼铁法得到了迅速的发展，诸如韦伯(Wiberg)法和霍冈勒斯(H6gan;s)法直至现在仍继续运用于生产中.二次大战前，大多数地方以煤和电为能源，战后改进的回转炉法及回转炉与电炉相结合的电炉炼铁法，开始投入实际工业生产。从1950—1960年，开始研制以天然气和石油作还原剂的直接炼铁法，到70年代，又进一步发展到工业规模上采用竖炉法和流比床法。　非高炉炼铁法，虽然很早就进行了研究，但工业化生产的规模很小。1972年世界粗钢产量为63000万吨，正在建造中的或者已签订合同的生产能力为年产1400万吨。若将计划中的生产能力也包括在内，可以预计，在不久的将来非高炉炼铁的生产能力将有相当大的增加。　　  非高炉炼铁与高炉炼铁相比，除了不用焦炭以外，工艺上的显著特点是温度和还原度的关系不同。 在高炉方式中，铁矿石A在高炉内升温、还原、熔化成为铁水B：因为铁水被过度地还原，含碳量达到饱和状态，所以必须在纯氧顶吹转炉内进行氧化、脱碳，使铁水中C变成处于状态E的钢液而出钢，最后经过脱氧去除多余的氧即成为成品钢液F。 在非高炉炼铁方式中，还原是按虚线所示的路线进行的。如在直接还原方式中，矿石A被升温、还原成海绵铁D。在此状态下，还原度和温度都较低，因此还须在电炉中熔化，还原其中未还原的部分，从而得到钢液E。 非高炉炼铁的方法及分类 非高炉炼铁法根据原料和产品用途分类的方法很多，已发表的方法就有百余种。各种分类方法是根据以下不同的观点来进行划分的： (1)按还原装置进行分类：有固定床法、回转炉法、竖炉法和流化床法等。 (2)按还原剂进行分类：有固体还原剂法、气体还原剂法等。 (3)按生产方式进行分类：有预还原法、直接炼钢法、熔融还原法、原子能炼铁法等。 直接还原法 如前所述，直接还原法种类很多。其产品主要是固态的海绵铁、粒铁及液态生铁。图6—2概括了生产固态海绵铁的各种直接还原法的工艺原理。这种海绵铁在下一步生产工序中用电炉熔炼成钢。 使用固体还原剂法 使用固体还原剂进行直接还原的主要设备是回转窑，利用回转窑还原铁矿石的主要产品是海绵铁。其工作原理是：将固体还原剂(煤)、铁矿石和熔剂(石灰石或白云石)混匀后，由回转窑生产。

铁合金焦是用于矿热炉冶炼铁合金的焦炭。铁合金焦在矿热炉中作为固态复原剂参与复原反响，反响主要在炉子中下部的高温区进行。以冶炼硅铁合金为例，其反响式为SiO2（液）+2C（固）=Si（液）+2CO（气），跟着反响的进行，焦炭中的固定碳不断耗费，主要以CO方式从炉顶逸出。焦炭灰份中的三氧化二铝、氧化铁、氧化钙、氧化镁和等，部分或大部分被复原出来，进入合金中；未参与反响的部分进入炉渣。焦炭中的硫和硅生成硫化硅和二硫化硅后挥发掉。冶炼不同种类的铁合金，对焦炭质量的要求纷歧，出产硅铁合金时对焦炭质量要求最高，所以能满意硅铁合金出产的铁合金焦，一般也能满意其他铁合金出产的要求。 硅铁合金出产对焦炭的要求是：固定碳含量高，灰份低，灰中有害物质三氧化二铝和等的含量要少，焦炭反响性好，焦炭电阻率特别是高温电阻率要大，挥发份要低，有恰当的强度和粮食的块度，水分少而安稳。 我国冶标（YB/T034-92）规则了铁合金焦的技能要求，要求粒度为2-8mm，8-20mm，8-25mm。

锰矿石冶炼富锰渣和生铁工艺流程： 小高炉开启，原材料：锰矿石、焦炭。选择合量41以上的锰矿石(mn：23左右，fe：18左右).和碳质还原剂(通常用二级焦碳).原矿石和焦炭的配比为3.5：1，加进治炼炉里，经过炉加热炼两个小时成液体状。经管道流进指定的加有耐热材料的模具里(生铁重些从底下的口子流出.富锰渣从上面口子流出) 冷却后得到富锰渣和生铁。富锰渣和生铁出炉比例约为10：1。1.5吨原矿石经冶炼得到约一吨富锰渣和0.1吨生铁及付生铁。       冶炼一万吨原矿石需要消耗约三千吨二级焦炭。锰矿原矿石价格：锰矿石(mn：23，fe：18)　　400元/吨　加减一度锰50元，加减一度铁15元。 二级焦炭：1300元/吨　一级焦炭：1800元/吨富锰渣(mn：33)：1150元/吨. 生铁(含碳量2.5%--4%)：2750/吨小高炉锰矿原矿石富锰渣焦炭生铁

锰硅合金的生产与电炉高碳锰铁一样都是在矿热炉内进行的，采用有渣法冶炼。主要采用焦炭作还原剂，锰矿石、富锰渣和硅石作原料，石灰或白云石作熔剂在电炉内连续生产，操作方法与高碳锰铁相同；渣铁比受锰矿的金属含量波动影响较大，锰矿品位高，渣量则少，反之渣量就多，波动范围一般为0.8~1.5。    炉况掌握比冶炼高碳锰铁困难一些，为此在操作上更要求精心细致，正确地判断炉况并及时处理。为保证冶炼过程正常进行，在操作中需要特别重视还原剂的用量和炉渣成分。    一、炉况正常的标志和熔池结构    正常炉况的标志是:电极的插入深度合适，炉料均匀下沉，炉口冒火均匀，产品和炉渣成分稳定，各项技术经济指标良好。生产中密切观察炉况，及时正确地调整配料比例是保证正常炉况的关键。    锰硅合金矿热炉熔池是由炉料区、焦炭区、冶炼区和合金池四个不同区域构成。如图1所示，在炉料区锰和铁的高价氧化物被还原成低价氧化物，MnO与SiO2结合成复合硅酸盐，并在1250~1300℃熔化，锰和硅的还原主要是在焦炭区和冶炼区之间进行的。    二、焦炭层的作用    焦炭层对锰硅合金的冶炼是否正常起着关键的作用。焦炭层处于固态的炉料层与液态的冶炼层之间，其厚度和部位决定了电极工作端的位置和电炉操作的稳定性，不同容量或不同工艺参数的锰硅电炉都有着各自的最佳焦炭层厚度和部位。最佳焦炭层部位保证了电极能够在炉料中插入足够的深度和炉况的顺行；最佳的焦炭层厚度则保证MnO,SiO2等氧化物的直接还原反应得以顺利进行及其还原过程的稳定性。选择合适的焦炭粒度，适当的配炭量是维持焦炭层一定的厚度和部位的主要方式之一。[next]    三、配炭量对焦炭层和炉况的作用与影响    当炉料中的配炭量过量时，炉料电阻率减小，导电性增强，电表电流上涨，电极上抬，焦炭层增厚，焦炭层的部位上移，炉膛熔池坩埚缩小，刺火塌料现象增多，合金含硅量偏高。这种现象如果持续下去，则会由于电极插入深度不够，使高温区上移，炉口温度升高，电极上抬严重，炉内塌料增多，炉底温度降低SiO2得不到充分还原，合金中含硅量反而下降，同时出铁排渣不畅。对于封闭炉则会出现炉气压力升高且不稳定的现象。当炉况出现上述特征时，就可以判断为还原剂过剩，必须在料批中减碳，必要时配入不带焦炭的料批。    当炉料中焦炭量不足时，就会引起焦炭层减薄，此时虽然电极插入较深，但负荷会不足，炉料消耗速度慢，炉口翻渣频繁，炉口火焰低、发暗。由于还原剂不足，人炉SiO2还原率降低，炉渣中的SiO2和MnO含量增高。合金中的锰、硅含量偏低，磷含量升高，这时料批中应增加焦炭的配入量，或者单独附加焦炭。    因此，计算配料比，特别是还原剂焦炭的用量直接关系到合金的质量和炉况的顺行。焦炭层的厚度和部位不仅决定于配碳量，还决定于锰矿和焦炭的性质及粒度，以及电炉容量的大小和其他一些因素。在某一特定电炉和同样的原材料条件下，就主要决定于焦炭粒度和出铁工艺。    配碳量是先使用公式计算，再综合考虑炉子上的一些实际情况，进行具体修正后确定。例如炉渣碱度高时渣液较稀，出炉时带走的生料较多，配碳量可以稍多些；又比如炉眼较大时，出炉带走的残余焦炭较多，配碳量也应适当多一些。    四、矿渣碱度对炉况的作用与影响    在冶炼原理中已经介绍了锰和硅都是从液态硅酸锰中还原出来的。由于SiO2比MnO难还原得多，当SiO2能够被大量还原时，MnO的还原也是比较充分的。    为促使SiO2充分还原，需要提高SiO2的活度系数，炉渣碱度选择似乎应该越低越好；但是当碱度小于0.5时，虽然SiO2的活度大，但其炉渣的粘度也大(图2)，熔液中SiO2的传质速度低；沪渣的导电性变差。炉内温度梯度大，距离电极稍远的一些区域渣液温度降低；还原SiO2所需的温度不够SiO2还原困难，硅的回收率降低；粘稠炉渣中的一些高熔点物质如SiC等在炉内积存结瘤，难以排出炉外。具体表现为：渣液粘稠，出炉排渣困难，排渣不彻底，熔池坩埚缩小，化料速度趋缓，生产效率低，合金中的硅低碳高，炉渣跑锰损失增大。    向炉料中添加适量的石灰或白云石等碱性物质，有利于改善炉渣的流动性和导电性，提高SiO2的还原率，改善炉况，提高产品冶炼的技术经济指标。[next]    当碱度小于0.75时,锰的回收率随碱度的提高而提高,硅的回收率也随着碱度的提高也有所提高(图3和图4).这说明在规定的限度范围内提高碱度可以改善炉渣的导电性和流动性，使输往炉内的电能可以在较大的范围内均匀分布，减小炉内反应区的温度梯度，有利于加快SiO2的传质速度，而不会由于碱度的提高SiO2活度下降而恶化SiO2还原的热力学条件。需要特别指出的是，为了提高炉渣碱度，不能只靠增加碱性物质来实现，重要的是要提高SiO2还原率。只有在提高SiO2还原率的前提下，炉渣跑锰量才低。单凭增加炉料中CaO，MgO的含量来提高炉渣碱度，往往限制了SiO2还原，也不能提高锰的回收率。通过增加炉料中的n(CaO+MgO)/n(SiO2)比值来提高炉渣碱度，其增加值是有限的，并且在这种情况下不但炉渣跑锰不低，渣量增大，而且由于SiO2活度随着碱度的提高而越来越小，SiO2还原的热力学条件严重恶化，导致硅的回收率迅速降低。分析图5可以得出如下结论：在生产锰硅合金时较高或合适的炉渣碱度是凭SiO2的还原度来达到的，只有SiO2的还原率得到提高，锰的回收率才能得到真正提高。    碱度过高时，成渣温度降低，炉内温度提不高，加上CaO与SiO2结合成硅酸钙，这些都造成SiO2还原的困难，合金含硅量上不去。此外，碱度过高，渣液过稀，不仅出炉时带走的生料多，而且出铁口容易烧坏，炉眼不好堵，因此，碱度太高不好。