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。

  铝青铜含铝量        锡青铜含锡量一般在3～14％之间,首要用于制造弹性元件和耐磨零件。变形锡青铜的含锡量不超越 8％，有时还增加磷、铅、锌等元素。磷是杰出的脱氧剂，还能改进流动性和耐磨性。锡青铜中加铅可改进可切削性和耐磨性，加锌可改进铸造功能。锡青铜具有较高的力学功能、减磨功能和耐蚀性，易切削制作，钎焊和焊接功能好，缩短系数小，无磁性。可用线材火焰喷涂和电弧喷涂制备青铜衬套、铜套、轴套、抗磁元件等涂层。　　铝青铜含铝量一般不超越11.5％，有时还参加适量的铁、镍、锰等元素，以进一步改进功能。铝青铜可热处理强化，其强度比锡青铜高，抗高温氧化性也较好。铝青铜有较高的强度 杰出的耐磨性 用于强度比较高的螺杆、螺帽、铜套、密封环等，和耐磨的零部件,最杰出的特色便是其杰出的耐磨性。铝青铜具有高的强度和弹性，在大气、淡水、海水和某些酸中耐蚀性高，可热、冷态压力制作，可电焊和气焊，不易钎焊。

电解铜含铜量不同，将电解铜分为几个不同的型号。在国际上，电解铜含铜量都具有非常详细的规定，以便于我们的日常使用和交易。电解铜现如今已经成为人们日常生活中继铝之后应用最为广泛的金属，在人们的日常生活中和工业生产中起到了不可替代的作用。    电解铜含铜量的不同，可将电解铜分为：1#电解铜、2#电解铜等。    1#电解铜是标准阴极铜。根据国标GB/T467-1997标准阴极铜规定，铜加银含量不小于99.95%。2#电解铜规定，铜的含量不少于93-95%。    电解铜即是所谓的“再生铜”,这种铜的内部所含杂质最多,价格自然最廉,因此许多便宜的动力线,或是音响用线均由此种“电解铜”制成。一般用在音响上的线材,都会经过精练的手续。也由于“电解铜”未经过这个过程,所以会含有许多不明杂质,如果用在音响线上,会因每批铜材所含电解铜含铜量不同,而产生不可控制的声音走向。    铜具有优良的抗海洋生物附着能力，在舰船建造和海洋工程中被广泛的应用，包覆铜镍合金的船壳可以提高船速，减少燃料消耗。根据电解铜含铜量不同，电解铜的作用也是不同的。铜对环境是友善的，各种细菌在铜制品表面不能存活，铜的许多有机化合物，是人类和植物生长所不可缺少的微量元素，因此铜制品在建筑行业中广泛应用，在供给人类饮用水的输送管路中，明显优于其它路材料，铜在PH值大于6.5的水质中将有腐蚀现象发生，Cl-1、SO4-2、CO3-2离子浓度越高、温度越高，电解铜含铜量越少，铜的腐蚀将加剧，主要腐蚀类型有点腐蚀、溃蚀、应力腐蚀等。     更多关于电解铜含铜量的资讯，请登录上海有色网查询。 

含碳金矿石在自然界中是稀有的，它在国际黄金储量中所占的份额尚不到2%。但在矿石中含有碳质物质时，因它能吸附化溶液中的贵金属，然后添加金、银在尾矿中的丢失。因而，当处理含碳金矿石时，首要有必要测定碳质物质对金的吸附才能。金在化时被碳吸附的数量不只取决于碳质物质的吸附才能，并且还同用化法处理的矿石粒度和浸出时刻有关。所以，在化尾矿中的金档次往往随化矿石的磨矿细度的变细而添加，这是由于磨矿粒度越细，则碳质物质的活性表面越大所造成的。又如浸出时刻较长时，金在尾矿中的档次因碳质物质对金的吸附效果较长而添加。因而，在断定含碳金矿石的化条件时，有必要断定最适合的矿石粒度和浸出时刻。 为了进步含碳金矿石的化目标，可用下列办法： 一、用高浓度溶液进行浸出。 二、物料先用对碳质物质的吸附才能具有抑制效果的药剂加以处理，然后进行化。 莤素黄P(用量1公斤/吨，在水介质中与物料拌和2小时)、酸(用量0.67公斤/吨，处理时刻25分钟)以及火油、重油、石油、(这些药剂用量1～2公斤/吨，参加磨矿机中)均能挑选性地吸附于碳质颗粒表面并且构成脂肪酸薄膜，然后不只能够下降碳对金的吸附，并且使碳质物质具有显着的疏水性。这样一来，碳质物质常常漂浮在浓缩机或拌和槽的矿浆面上，并且能够随浓缩机的溢流排出掉。 三、分两段或三段进行化，在各段化中间进地过滤，以及用新鲜化溶液将滤饼设制成矿浆。 四、用脱金溶液或新鲜化溶液对化尾矿重复进行激烈的洗刷。假如尾矿中含有许多已被吸附的金，那么可用Na2S(0.2～0.15%)溶液、碱、热化溶液和浓化溶液对其进行洗刷。 五、用吸附-浮选法处理含碳金矿石，即在化进程中参加细粒活性炭或离子交换树脂，进而用浮选法将吸金的活性，炭或离子交换树脂同矿石中的含金碳质成分一同浮游出来。 六、含碳金矿石及其精矿可用二芳基二硫代磷酸、a-羟基腈、、基偏桃酸等有机是行浸出，由于这些有机对金的浸出率较常用的无机高十几倍。 含碳金矿石除用化法处以外，也可用重选和浮选法加以处理。在浮选化之前，用溜槽和跳汰机从矿石中能够收回粗粒游离金，重选精矿则用混法处理。 浮选的首要意图在于取得抛弃尾矿。碳质物质只加起泡剂(丁醇、、二乙氧基、松根油)就能很好浮游。如有必要，可用抑制剂(水玻璃、三聚磷酸钠等)处理物料。含碳金精矿能够直接化(此刻应该采纳避免碳质物质有害影响的办法)或经氧化焙烧使焙砂中含碳量小于0.1%之后进行化;有时直接送去冶炼厂熔炼。 当处理含碳金-砷硫化矿石时，可用混合浮选法(参加、丁基黄药、硫酸铜)从中选出含碳金-砷精矿或用优先浮选法从中顺次选出含碳金精矿和金-砷精矿，并且将这两种精矿兼并后加以处理。含碳金-砷精矿一般先实施氧化焙烧，然后焙砂则进行化。 含碳金-砷精矿的氧化焙烧分两段进行比较好：在温度为500～600℃和空气给入量缺乏的条件下进行榜首段焙烧，使砷在焙砂中的含量小于1%;而在温度为650～700℃和空气给入量足够的条件下则进行第二段焙烧，使碳和硫烧尽。为了烧尽活性碳，不只需要给入过量空气和适当高的温度，并且还需要适当长的时刻。在欢腾焙烧炉中进行焙烧时，焙烧进程进行得比较快且比较完全。为了在焙烧炉中完成自生焙烧，精矿中的含硫量应为22%～24%。 加纳阿丽斯顿-高尔德-马英兹选金厂处理含碳金矿石。该厂处理才能1200吨/日。金属矿藏首要有金、毒砂、黄铁矿，其次有闪锌矿、黄铜矿、磁黄铁矿。脉石矿藏首要有石英，其次有方解石、铁白云石、金红石以及碳质片岩(或碳质千枚岩)。矿石含金9～11克/吨，含碳1%。一部分金呈游离状况被包裹在石英之中，而其他部分则与黄铁矿和毒砂共生。该厂选用重选-浮选和浮选精矿焙烧-化的联合流程，其出产工艺流程如图1所示。图1 加钠阿丽斯顿-高尔德-马英兹选金厂出产工艺流程 矿石经两段破碎至-6毫米，然后进行两段磨矿(I段磨碎至55%-0.074毫米)至65%-0.074毫米。在磨矿分级循环顶用溜槽、摇床和跳汰机收回游离金，其金收回率约60%。然后，重选尾矿进行浮选，浮选精矿实施氧化焙烧，焙砂进行化。在浮选及氧化进程中收回了30%的金。浮选精矿除含金85克/吨外，还含有很多的硫化物和碳质物盾。浮选精矿先进行浓缩、过滤和枯燥，然后用艾德瓦尔德斯双动焙烧炉进行氧化焙烧(炉子排料端的温度为800℃)。焙砂用圆筒冷却机进行冷却，并用水进行冲刷。浓缩产品用拌和浸出槽进行榜首段化浸出(NaCN浓度为0.08%，浸出时刻为24小时)。一段化浸出后的矿浆用过滤机进行过滤，含金溶液送入沉积作业，而滤饼经调浆则送去第二段氧化浸出(浸出时刻为72小时)。两段浸出的含金溶液给入澄清和沉积作业，而化尾矿则抛弃。该厂金总收回率为90%。二段化尾矿中含金平均为1克/吨(浮选尾矿中金档次为0.7～0.8克/吨)。 加拿大最近宣布了一篇关于安达略省玛克因尔矿山含碳金矿石的研究陈述。陈述中指出，矿石中金属矿藏首要有琥珀金、黄铁矿，其次有金红石、闪锌矿、黄铜矿、磁黄铁矿、针铁矿、钛铁矿、赤铁矿、磁铁矿以及铜蓝等;脉石矿藏首要有石英，其次有云母、绿泥石、黑石墨矿藏、方解石、白云母以及长石等。金在矿石中呈琥珀金状况存在。琥珀金是一种金银合金，其金银之比为3∶1。矿石含金14.6克/吨，含银4.7克/吨;85%的琥珀金被包裹于黄铁矿中，其他15%则被包裹在脉石矿藏中。琥珀金粒度一般在1～60毫米之间，其间-20微米者约占30%。矿石含碳3%，其间呈石墨和其他有机碳为1%，呈碳酸盐(方解石和白云石)者则为2%;大部分石墨呈细粒被包裹在脉石矿藏中。黄铁矿八成呈游离状况存在，并在矿石中与琥珀金细密共生。 研究成果指出：1、矿石直接化(磨矿细度-0.074毫米，用量分别为0.453、0.907和1.360公斤/吨，化时刻为48小时)时，因石墨矿藏吸附已溶金，所以金收回率都不超越47%;2、试图用跳汰机在化之前从矿石中预先脱除石墨矿藏，但实验成果不能令人满意，由于矿石粗磨(+0.59毫米)时不能脱掉石墨矿藏;细磨(-0.15毫米)时则金丢失于石墨矿藏中;3、矿石磨至-0.074毫米，然后从中脱除6%的矿泥(-50微米或-25微米)时，不只金丢失于矿泥中，并且不能脱掉大部分石墨矿藏;4、矿石磨至-0.074毫米后，在矿浆pH=8.1的条件下独自参加甲基异丁基(用量为22.68克/吨)进行石墨浮选便能脱除45%～50%的石墨，此刻石墨精矿产率为3%，石墨精矿含金6.6克/吨，金在石墨精矿中丢失为1.4%;5、石墨浮选尾矿(磨矿细度-0.074毫米)实施化(NaCN用量0.68公斤/吨，CaO用量0.453公斤/吨，化时刻为48小时)时，金总收回率为81.3%;6、将戊基钾黄药(用量272克/吨)参加于石墨浮选尾矿(磨矿细度-0.074毫米)中进行金-黄铁矿浮选时，金-黄铁矿精矿产率为16.2%，含金84.9%，金总收回率为94.1%，终究浮选尾矿含金0.8克/吨，金在终究浮选尾矿中的丢失为4.5%;7、金-黄铁矿精矿再磨至-0.043毫米后实施化(NaCN用量0.68公斤/吨、CaO用量0.453公斤/吨，化时刻为48小时)时，金总收回率为85.1%，化尾矿含金8.1克/吨，金在化尾矿中的丢失9.0%。金-黄铁矿精矿(再磨至-0.043毫米)经氧化焙烧(温度500℃、焙烧时刻为1小时)和冲突磨矿后实施化(NaCN用量0.068公斤/吨焙砂，CaO用量0.453公斤/吨焙砂，化时刻为48小时)时，金总收回率则93.6%，化尾矿含金0.6克/吨，金在化尾矿中的丢失为0.5%。由此可见，金-黄铁矿精矿在化之前实施焙烧时，金总收回率能进步8.5%。 该研究陈述所引荐的流程如图2所示。

铝青铜硬度可达160HB以上，耐磨功能好。用于要求耐磨功能高的产品。 铝青铜特性可热处理强化,抗高温氧化功能好，较高的强度，杰出的耐磨性，用于强度比较高的螺杆，铜套，密封环等。      铝青铜，含铝量一般不跨过11.5%，有时还参与过量的铁、镍、锰等元素，以进一步改进功用。铝青铜可热处置强化，其强度比锡青铜高，抗高温氧化性也较好。  　铝青铜有较高的强度，优胜的耐磨性，用于强度比较高的螺杆、螺帽、铜套、密封环等，和耐磨的零部件,最凸起的特征便是其优胜的耐磨性。      铝青铜应用范围可做各种深拉和弯折制造的受力零件，如销钉、铆钉、垫圈、螺母、导管、气压表、筛网、散热器零件等。具有超卓的机械功用，热态下塑性超卓，冷态下塑性尚可，可切削性好，易纤焊和焊接，耐蚀，是运用广泛的一个一般黄铜种类。为富含铁、锰元素的铝青铜有高的强度和耐磨性，经淬火、回火后可跋涉硬度，有较好的高温耐蚀性和抗氧化性在大气、淡水和海水中抗蚀性很好，可切削性尚可，可焊接不易纤焊，热态下压力制作优胜。

含碳镍钼矿选矿工艺本发明供给了一种镍钼矿的高效选矿技能。本发明的技能计划是：引进热力场、强超声波或微波等强物理场对矿石进行预处理脱碳，参加高效活化剂活化镍、钼后，再用火油或黄药捕收。选用本发明的技能处理0.5～2%的低档次镍钼矿，能够得到镍钼档次为5～8%、回收率大于75%的镍钼混合精矿，彻底到达作为选冶联合流程中冶金质料的要求，为高效使用我国难选黑色岩系中镍钼矿资源供给了新途径

碳（C）：在生铁中以两种形态存在，一种是游离碳（石墨），主要存在于铸造生铁中，另一种是化合碳（碳化铁），主要存在于炼钢生铁中，碳化铁硬而脆，塑性低，含量适当可提高生铁的强度和硬度，含量过多，则使生铁难于削切加工，这就是炼钢生铁切削性能差的原因。石墨很软，强度低，它的存在能增加生铁的铸造性能。 　    硅（Si）：能促使生铁中所含的碳分离为石墨状，能去氧，还能减少铸件的气眼，能提高熔化生铁的流动性，降低铸件的收缩量，但含硅过多，也会使生铁变硬变脆。 　    锰（Mn）：能溶于铁素体和渗碳体。在高炉炼制生铁时，含锰量适当，可提高生铁的铸造性能和削切性能，在高炉里锰还可以和有害杂质硫形成硫化锰，进入炉渣。 　　    磷（P）：属于有害元素，但磷可使铁水的流动性增加，这是因为硫减低了生铁熔点，所以在有的制品内往往含磷量较高。然而磷的存在又使铁增加硬脆性，优良的生铁含磷量应少，有时为了要增加流动性，含磷量可达1.2%。 　　    硫（S）：在生铁中是有害元素，它促使铁与碳的结合，使铁硬脆，并与铁化合成低熔点的硫化铁，使生铁产生热脆性和减低铁液的流动性，顾含硫高的生铁不适于铸造细件。铸造生铁中硫的含量规定最多不得超过0.06%.

首先确定多大的粒级为泥，由于各选厂所处理的矿石性质不同，矿泥的滤水性能和粘结程度也各有差异。因此对碎矿筛分作业来说，国内各选厂对泥的概念，没有统一的明确规定;有的选厂把小于3毫米的物料作为泥;也有的选厂把2毫米或0.074毫米以下的粒级作为矿泥等等。 假如以2毫米以下的粒级作为矿泥，那么对矿石中含泥量的具体测定步骤如下： 一、将按规定所取的试样，分批放入盛水的盆中，用毛刷将矿石表面的泥巴轻轻洗净。 二、对5毫米以上的物料由于肉眼可以判断大于2毫米，因此在量不多时可用水洗净后放在一边，进行自然干燥或烘干。 三、对盆中5毫米以下的物料，用孔径为2毫米的筛子进行湿式筛分。对筛上物用水冲净，烘干后再进行检查筛分。 四、2毫米以下的物料，若量不多，可直接过滤、烘干;若量太多，可先让其沉淀，待水澄清后，用软胶管小心地将水抽出。然后将盆内的剩余物(即筛下物料)过滤、烘干、称重。 五、筛上物料，包括5毫米以上和2毫米以上的物料，待其干燥后，进行称重。 矿石中的含泥量，可用做公式进行计算。 E=[q1/(q1+q2)]×100% 式中 E-矿石含泥量，% q1-规定级别的筛下物重量，公斤; q2-规定级别的筛上物重量，公斤。

含砷金矿石提金前的预处理办法 为了露出被砷黄铁矿包裹的细粒浸染金，为了消除砷矿藏对金的化浸出率的影响，含砷金矿石常用以下几种预处理办法。 1.焙烧氧化法将砷金矿放在一段(或二段)焙烧炉中或回转窑中，在650～800℃下进行焙烧。在较低温度、弱氧化气氛中脱砷，在较高温度、氧化气氛中脱硫。我国回转窑(7吨/日)焙烧含砷金矿，砷蒸发率达99%以上，硫蒸发率达80%左右，砷的收回率可达90%。 2.加压氧化法在加压容器中，往砷金矿的酸性(或硷性)矿浆中通入氧气(或空气)，砷、硫被氧化成盐及硫酸盐，然后使砷硫矿藏包裹的金粒被披露，便于化浸出。加压氧化时温度为170～190℃，压力为1500～2000千帕，处理时刻为2小时。经这种办法处理后金的浸出率可从5～74%进步到87～99%。 3.细菌氧化法细菌浸出在25℃常温下进行，分三个进程：1)细菌培育基培育铁硫杆菌，制备pH值1.5～2.5的硫酸细菌浸出液;2)细菌催化，氧化脱除砷、硫;3)预处理后所得矿渣再进行化。预处理溶液将细菌活化后再运用。南非运用此办法浸出-75微米砷黄铁矿，在pH值为1.7时，经7周预处理，其矿石化浸出率由本来的8.6%进步到89.8%。 4.其它办法添加催化剂加快砷矿藏分化的化学氧化工艺;运用导电性较强的碱(NaOH)溶液作介质，使矿浆在电极效果下进行电氧化预处理工艺;运用硝酸的强氧化性将砷和硫氧化成亚和硫酸的硝酸氧化工艺……。 上面各种办法中，焙烧氧化法运用较广泛，而加压氧化法出资较高，细菌氧化法在出资和生产成本上都比较低，可是细菌繁殖需求适合条件，加上反应时刻较长，因而影响了该法的工业运用脚步。 含碳金矿石的处理办法 当矿石中含有石墨或其它形状碳物质时矿石难于用化法收回金。由于碳会吸附金络合物，然后添加金、银在尾矿中的丢失。因而在处理含碳金矿石时，首先要辨明碳在矿石中存在的形状(石墨、有机碳、活性炭等)，测定碳质物质对金的吸附才能，一起要分析碳与金共生联系。依据矿石中碳的形状及与金的联系可用如下办法处理： 1.当矿石中碳不含金时，可用非极性油将碳质物料浮起，作为碳精矿堆存或丢掉，尾矿再用浮选化流程处理。国外某矿山处理含碳金矿石，本来没有预先浮碳工艺时，金的收回率仅为50%，后将流程改为重选-重尾浮碳-尾矿浮黄铁矿-浮精化的联合流程，金的收回率到达86%。 2.当矿石中碳不含金时，也能够使碳质物按捺而浮选含金硫化物。运用按捺剂有艾罗633(有机胶体)，用量50～450克/吨，用量不宜太多;也能够运用黑(C38H27N3)作按捺剂，由于它有大的比表面，吸附有机物而不吸附石英和黄铁矿，然后使含碳物质被按捺。 3.当碳质化合物中含金时，可选用化学氧化法使碳质化合物及黄铁矿被氧气和彻底氧化，氧化处理后的矿浆再化处理。 美国卡林矿山部分含碳金矿石中，碳质化合物中含金很高。生产中选用称为“双氧化”的化学氧化法除碳工艺，可使金的收回率到达86%。详细工艺进程为：首先向温度为80～86℃的矿浆中以8.5～9.2米3/分的速度通入空气，通气时刻在致为12小时，矿浆浓度为40～45%，然后往矿浆中参加石灰拌和并通入(耗量为22.7公斤/吨)，与石灰发作效果发生，后者再与没氧化的含碳物质及黄铁矿效果，使矿石中碳质物及黄铁矿彻底氧化，处理后的矿浆进入化作业。 金-锑精矿的加工办法 由于锑矿藏易溶于碱性溶液中，因而锑矿藏会严重影响金的化浸出。常见的金、锑矿藏别离办法有以下几种： 1.8～10%溶液是辉锑矿和一些氧化锑矿藏的杰出溶剂。一般在80～90℃时、矿浆浓度不低于33%时，用上述溶液浸出1～2小时能够别离矿石中的金和锑。残渣用水洗刷后，用化法收回金。 2.金-锑精矿经焙烧能使锑呈三氧化锑而蒸发出来。一般焙烧分二段进行，榜首段在500～600℃条件下焙烧1小时;第二段在1000℃下焙烧2～3小时。三氧化锑用收尘器收回，焙砂用稀硫酸浸出后，用化法收回金。 3.在压氧和溶液介质中进行压热浸出能够从金-锑精矿中收回金。当溶液中氢氧化浓度为33～35%、温度为170～175℃、氧压力15～16大气压时，浸出时刻24～30小时能够富金-锑精矿中收回99%的金。 4.用加氧化剂的酸性[CS(NH2)2]溶液，从金-锑精矿中浸出金。溶液中浓度为0.1～1%，硫酸浓度为0.1～0.5%，氧化剂浓度为0.001～0.1%时，金的浸出率可达60～70%。 金-硒矿石的处理 金硒矿石一般含硒0.05～0.2%，由于硒溶于的溶液中，使化进程复杂化(添加耗量，并且在锌的表面生成硒薄膜，使金难以被锌置换)。所以金-硒矿石在提取金曾经运用下面办法进行处理： 1.关于含硒小于0.05%的矿石，化时要运用低浓度溶液，以削减硒的溶解度，一起在用锌粉置换金时，有必要进步溶液硷度，最好用活性炭从化溶液中吸附金，也可将精矿在600～700℃条件下进行焙烧，焙砂用化法收回金。 2.关于含硒大于0.05%的矿石，最好选用漂溶液从矿石中浸出硒，然后用化法收回金。硒浸出可用渗滤法和拌和法进行。渗滤法漂耗量为每吨矿石几十公斤，硒的收回率为90%;选用拌和漂耗量较少，但硒的收回率可达98～100%。渗液可用二氧化硫和铁屑从溶液中沉积硒。

钢铁材料通常是指铁碳合金，按含碳量的大小分类，含碳量(质量分数)大于2％的为生铁，小于2％的为钢，含碳量(质量分数)小于0．04％的为工业纯铁。1．生铁的分类(见表1．1)表1-1生铁的分类分类方法 分类名称 说    明1．按用途分 (1)炼钢生铁 炼钢生铁是指用于平炉、转炉炼钢的生铁，一般含硅量较低(不大于1.75％)，含硫量较高(不大于0.07％)，质硬而脆，断口呈白色，也称白口铁(2)铸造生铁 铸造生铁是指用于铸造各种生铁铸件的生铁，一般含硅量较高(达3.75％)，含硫量稍低(不大于0.06％)，断口呈灰色，也称灰口铁2．按化学成分分 (1)普通生铁 普通生铁是指不含其他合金元素的生铁，如炼钢生铁、铸造生铁均属此类(2)特种生铁 1)天然合金生铁——用含有共生金属的铁矿石或精矿、用还原剂还原而制成的一种特殊生铁，可用来炼钢及铸造2)铁合金——在炼铁时特意加入其他成分的元素，炼成含有多种合金元素的特种生铁，其品种较多，如锰铁、硅铁、铬铁等，是炼钢的原料之一，也可用于铸造 注：成分含量皆指质量分数。

一、碳质金矿的矿藏化学特征       产于黑色 (或含碳 )岩系和堆积岩系中的金矿 ,是国际重要金矿类型之一。本世纪初以来 ,黄金工业界就已认识到金矿中的碳质物对化浸出的有害影响。从金的提取冶炼视点，“碳质金矿”开始界说为一种含有机碳的难浸矿石，矿石中的有机碳能和金络合物发作作用 ，因而不能用惯例化法加以处理”。 最有名的碳质金矿包含美国的卡林金矿和乌兹别克斯坦的穆龙套金矿，加拿大、澳大利亚、新西兰及我国均发现了适当多的大型碳质金矿床。       国内外的研讨以为，在微细粒金矿原生矿床的构成进程中，特别以堆积岩为容矿岩石的金矿构成进程中，碳质具有重要作用。卡林金矿、我国四川的东北寨金矿及黔桂滇角的一些金矿床中都含较高的碳质和有机碳。我国几个微细浸梁型金矿床的矿石中碳质和有机碳的分析成果列于表1。   表1  我国首要微细浸染型金矿矿石中的碳质和有机碳矿床称号规划碳质（％）有机碳（％）金档次（g/t）东北寨大2.8～2.960.47～0.591.9～5.0戈塘大1.01～6.800.77～3.851.14～27.34丫他中0.25～1.100.22～0.852.03～23.79板其中0.05～1.100.006～0.861.78～86.44烂泥沟特大0.06～1.13－3.78～10.70紫木凼特大0.26～1.750.08～0.543.35～8.89金牙大1.54～2.330.11～0.261.55～7.16高龙大0.17～3.87－1.99～12.93明山中0.15～1.470.11～0.451.04～12.14       一般以为，原生矿石中含有机碳化合物在0.2％以上时，将严峻搅扰金的化提取进程，这类矿石称为碳质金矿。除了受碳质物的有害影响外，碳质金矿还具有一般难浸矿的矿藏学特性，如金以硫化或粘土矿藏中的微细（显微和超显微）包裹体存在。       碳质金矿中大都金与黄铁矿或其他硫（砷）化物共生。在一些微细粒浸染型和蜕变岩型金矿床中，碳质是首要载金之一。美国卡林区域Jerrit Cayon金矿中，大部分金以亚显微粒度存在于碳质物中；我国板其金矿的碳质单矿藏中含金53.6g/t；丫他金矿的碳质中含金27.32g/t；戈塘金矿某些矿样中，包裹在碳质中的金占包裹金的46.5％，碳质物中的含金量在个异样中可高达百余克/吨。但对大都难处理碳质金矿来说，碳质中存在的金所占份额较小，大部分金与黄铁矿等硫化物亲近共生。       碳质金矿中碳质首要有3种类型：固体（元素）碳、高分子碳氢化合物的混合物及与腐殖酸类类似的有机酸，后二者合称为有机碳。矿石中存在的碳质，一般以为是热液活动期带入了少数有机质（或许包含碳氢化合物）的成果。     元素碳有石墨、非晶无定型元素碳和晶体发育不良的假石墨（兼有非晶和石墨2种结构系统）3种结构方式，首要成分为碳，一般不含金。因体碳，特别是无定形碳，在化浸出进程具有活性碳的功能，吸附已浸溶的金络离子。碳质矿石中的有机组成由不与金络离子相互作用的长链碳氢化合物、与金酸盐构成络合物的有机酸（类似于腐殖酸）组成。我国一些研讨者将微细粒金矿床矿石中的有机碳分为在仿中可溶性有机质族和不溶性有机质族（干酪根）2种方式。有机质在成岩进程、深成热解作用及蜕变作用影响下，可蒸发成分下降，含炭量添加，氢、氧、氮含量下降。分析标明，在几个微细浸染型金矿床矿化主岩中的干酪根，碳含量为72.58％～83.60％，氢为0.71％～2.18％，氧为2.54％～9.11％，氮为0.39％～0.84％。烂泥沟、戈塘和金牙等6个矿区的化学物相办法提纯的单矿藏分析成果标明，干酪根中含金量为0.14～147.46g/t。别离组分的实验研讨发现，金牙金矿的碳质物中，发作“劫金”作用的首要组分为活性炭组分，腐殖酸类次之，酯和烃类似与“劫金”作用无关。碳质金矿的预处理办法分为2种：除掉或分化矿石中的碳质物；或使碳质物在化时失掉吸附活性。后一种办法只消除碳质物在化浸出进程中的有害影响，不损坏矿石碳质，因而也不能使碳质中本来包含的金解离。       我国已探明的碳质金矿资源在黄金工业储量中占有适当高的份额，根本上都处于我国西部，处理碳质金矿的预处理工艺技能，对我国黄金工业的持续发展和西部经济开发具有无足轻重的作用。水溶化法是碳质难处理金矿的一种有用非提金工艺，以下论说咱们在这方面的研讨成果。       二、水溶化提金的化学原理       19世纪末曾经，化法还末用于提金时，氯一直是金的一种重要浸出剂。至今，氯作为难处理金矿惯例化浸出前的预处理工艺和浸金剂，在提金工业中依然充任侧重要人物。       水溶化是现在碳质金矿的一种最有用的湿法氧化预处理法及直接浸金办法。矿浆氯化和次氯酸氧化是运用较多的2种，FeCl3、CuCl2、以及HCl－NaCl等系统的氧化浸出预处理也已进行必定研讨。研讨发现，氯化预处理进程中，有适当一部分金溶解，由此提出了氯化法直接提金工艺。       因为金和氯离子能构成较安稳的络离子，次氯酸又是一种较强氧化剂，在氯化钠溶液中可用次氯酸浸金，总反响可标明为：   3ClO－＋2Au＋5Cl－＋3H2O→2AuCl4－＋6OH－       化学热力学平衡核算标明，实验条件下金的安稳络合物为Au3＋的络合物。       另一方面，次氯酸盐的强氧化功能，既能钝化碳质对金的吸附作用，又能氧化硫化矿藏，使包裹金暴露，次氯酸盐合适用于浸出碳质难处理金矿。硫化矿藏的氧化反响可简略地标明为   MS＋4ClO－→M2＋＋4Cl－＋SO42－     或   MS＋4ClO－＋2OH－→M（OH）2＋SO42－＋4Cl－       水溶化浸金这种非提金工艺，具有进程简略和浸取速度快等长处。用于易浸矿石时，生产费用上略高于化法，环境方面的损害小于化法；用于难浸矿石，因为无需预处理工序，在生产成本上则低于化法。       三、次溶液浸金实验       次氯酸盐氯化法更适于含较高碳酸盐矿藏的碳质金矿，因为浸取在弱碱性介质中进行。贵州某矿产于堆积碳酸盐岩－泥岩系开裂含金蚀变带中，基岩首要为泥质灰岩和泥灰岩。金的均匀档次5.06g/t。该金矿属超细微型，金的粒度小于0.01μm，矿石中含碳质0.1％～0.7％。实验用矿石样的多元素分析列于表2。   表2  矿石的元素分析（％）元素CaOMgOSiO2FeOCO2Cr*SAsAu（g/t）含量34.931.7619.744.6729.650.561.160.224.01     *Cr－碳质总量，指碳酸盐外的一切其他类型的碳，包含各种元素和有机碳的总和。       矿石中的首要矿藏成分包含白云石、方解石、黄铁矿、含砷黄铁矿、石英及高岭土类粘土矿藏。从提金工艺动身，首要矿藏成分为3类：碳酸盐，硫（砷）化物和硅酸盐，经化学物相溶矿法测定，其矿藏含量别离为68.1％，3.5％和28.4％，3类矿藏中的包裹金别离为2.0％～3.4％、45.8％～47.3％和10.5％～14.1％。其间硅酸盐相包含碳质物相。选矿实验标明，该金矿的浮选目标较差。在本研讨中选用全泥浸出，矿石中金的直接化浸取率为16％左右。矿石经氧化预处理后，金的化浸取率可达90％左右。载金矿藏的氧化损坏，是进步金浸取率的要害。       次的浸取实验成果标明，浸出进程中的首要作用要素是浸出剂的浓度和反响温度，溶液pH和初始氯离子浓度等要素没有显着的作用，阐明浸出进程中各有关要素的影响规则，与浸出剂与硫化物的反响有关。       如图1所示，不同次初始浓度的浸出实验标明，当次氯酸的浓度超越3％时，金的浸出速率很快，1h内测可浸出75％以上的金，速率显着高于化浸取。    图1  不同次氯酸浓度时的浸金曲       金的浸取速度和浸取率都随浸取剂浓度的添加而进步，但浸取4h后金浸率根本上不再添加（图1）。当浸取液中次的初始浓度大于3％有用氯时，金的浸取曲线极为类似，浸取1h后，金浸取率的添加速率趋向缓慢。实验成果标明，初始有用氯浓度高于2％时，8h内金的浸取率根本持平。约80％。       尽管浸金反响式标明，金的浸溶进程需求氯离子参加，实验成果标明，次浸取进程中，溶液中初始氯离子浓度（参加NaCl调理）根本上不影响金的浸取（图2）。次氯酸氧化产出的氯离子足以满足金反响。    图2  初始氯离子浓度对浸金的影响       初始pH对金的终究浸取率的影响较小，但在低pH浸取时，浸取速率进步（图3）。    图3  溶液pH对金浸出率的影响       反响温度低于50℃时，不同温度下的浸取曲线简直没有不同（图4）；反响温度高于50℃时（如60℃），金的浸取率反而下降。  图4  不同温度下的浸取曲线       次浸取进程中，首要包含硫化物的氧化分化和金的氯化络合浸取2个根本进程，在进程的不同阶段，反响略有不同。如图5所示，浸出初期以硫化物的氧化反响为主，金的浸溶反响简直不发作。然后，在硫化物的氧化率超越30％今后，硫化物的氧化分化与金的浸溶根本上同步进行，且跟着硫化物的氧化，金的浸出率敏捷添加；在浸出终究阶段，又转化为硫化物的氧化分化为主，金的浸出率已根本上不再随硫化物进一步氧化而进步。    图5  不同浸出时期硫氧化率和金浸出率的相关联系       最佳条件下，次酸钠溶液浸取该细微粒浸染型金矿时，金的一次浸取率达80％。比照预氧化－化浸取成果，次的浸取率低于后者，标明次的浸取进程中，部分金发作纯化反响。为消除金微粒钝化，对浸渣进行了不同处理。       在3％有用氯的次溶液中，在常温下进行4h的一段浸取后，别离实验了不同办法的二段浸出，包含一段浸渣的再磨及活性炭或离子交换树脂的矿浆浸出，实验成果于表3。   表3  次溶液浸渣的二段浸取成果第二段浸取办法S（％）氧化率（％）Au（g/t）浸取率（％）预处理－过滤－化0.23877.00.3391.8A0.12688.00.8279.5B0.23477.60.7881.0C0.03396.90.6085.0D0.07792.70.8080.0E0.18282.70.4888.0       表中第二段以办法中A为浸取矿浆初加次至3％有用氯，再浸取4h，B为浸取矿浆中加（量和浓度与标准法相同）浸取24h；C为矿浆过滤、烘干、再磨后，加3％有用氯的次酸钠溶液再浸取4h；D为浸取矿浆加60g/t的活性碳，再浸取4h；E为浸渣过滤后再磨，加3％有用氯的次溶液和50kg/t树脂，再浸取4h。       以上成果标明，次氯酸盐水溶液常温常压下直接浸取细微粒碳质难处理金矿是可行的，一段浸取时，溶液中初始有用氯浓度3％以上，金的浸取率为80％；进行二段浸出可使金的浸出率到达85％～88％。浸渣再磨后，用次进行二段浸出，总浸取率与该矿的化浸取率适当。次氯化提金工艺是这类难处理金矿的一种有用办法，具有非无毒、无环境污染、工艺简略、浸取速度快等长处，具有工业使用远景。       四、次氯酸盐的电氧化生成和再生       实验研讨了次浸出剂的电化学生成和再生技能。使用离子交换膜阻隔电解池，在阳极室通入含NaCl的已净化溶液，阴极室通入NaOH溶液，可在阳极电解产出最高达15％NaClO的溶液，可用于浸金。因而，次溶液的浸金进程只耗费碱、氯化钠和电力。       阳极上的首要反响为       2Cl－→Cl2＋2e－       6ClO－＋3H2O→2ClO3－＋4Cl－＋6H＋＋1.5O2＋6e－       2H2O→O2＋4H＋＋4e－       Cl2＋H2O→HClO＋Cl－＋H＋       电解功率一般在95％以上。溶液中次氯酸的天然分化是电流功率较低的首要原因，其首要反响为：       HClO→H＋＋ClO－       6ClO－＋3H2O→2ClO3－＋4Cl－＋6H＋＋1.5O2＋6e－       ClO－＋H2O＋2e－→Cl－＋2OH－       2HClO＋ClO－→ClO3－＋2Cl－＋2H＋       2ClO－→O2＋2Cl－       阴极上首要为氧的分出反响       因为氯化钠溶液的电解能发作次氯酸根，可使用悬浮电浸出技能处理碳质金矿。实验中发现，阴、阳极室阻隔和未隔2种电解池中的电浸取作用不同。阴、阳极阻隔电解池中的氧化作用较好，与其能阻挠次氯酸在阴极复原分化有关。因为悬浮电浸出时，生成的次氯酸浓度较低，需求较长时刻的悬浮电解浸出（如14～16h），且金的浸出率依然不能高于65％，显着低于次氯酸盐的直接浸出。       五、定论       水溶化法是碳质微细粒难处理金矿较有用的提金办法，经过实验得出以下定论。       （一）次溶液可有用浸出碳质微细粒浸染型金矿，在有用氯浓度不低于3％时，一次浸取率可达80％，浸渣再磨后二次浸出率可达85％以上。该办法与化法比较，具有浸取速度快、不需求预处理、成本低和工艺简略等长处。       （二）影响金的浸出速率和终究浸取率的首要要素是次氯酸盐的初始浓度。跟着初始浓度的进步，浸金速率简直呈线性上升。温度对浸取进程的影响不大，可选用常温浸出，但温度高于50℃时，金的浸取率反而下降。溶液pH和氯化物初始浓度根本上对浸取没有影响。     （三）浸金用的次溶液可用氯化钠溶液的隔阂电解法生成或再生。

1、 凝结特色 铸造铝青铜的结晶温度规模小 , 约 30 ℃ 左右 , 归于层状凝结 ; 流动性好 , 体积缩短大 , 简略构成会集缩孔 ,不简略发生枝晶偏析,可以取得安排细密的铸件。 2 、氧化倾向 合金含有较多的铝 , 极易氧化 构成 Al203 悬浮性的夹渣 ; 浇注过程中也易构成二次氧化渣 , 很难从铜液中去除。因而 , 无论是在冶炼过程中 , 仍是在确认铸造技术时 , 都要采纳恰当办法 , 避免氧化物进入铸件。 3、吸气倾向 铝青铜液的蒸汽压比黄铜和锡青铜都低 , 吸气倾向大。但当铜液表面有一层 Al203 薄膜掩盖时 , 能起维护效果 , 所以在冶炼过 程中不该过火搅动铜液。

如何消除含碳多金属硫化矿石分离过程中碳的影响，一直是国内外选矿研究的难题之一。由于碳的可浮性好，会随着铅、锌一起浮出，并且由于矿物之间致密共生、互相嵌镶，有些铅锌矿石铅锌分离本身就存在一定的困难，再加上碳的干扰，会严重影响铅锌矿的选别效果，影响铅、锌精矿品位。 四川龙塘铅锌矿为一较典型的沉积一改造成因的层控型铅锌矿床，其中含有大量的藻层纹石、叠层石白云岩及含藻白云岩，大量菌藻存在是龙塘铅锌矿中碳的来源。该矿区矿石中的碳以有机碳形式存在。 内蒙古天宝山铅锌矿处于狼山一渣尔泰矿带，此矿带是我国北方重要的多金属成矿带。该矿区赋矿围岩是一套海相沉积岩，因为静水深海沉积的缺氧还原环境，形成了高含量的碳质沉积。该矿区矿石中的碳主要以石墨形式存在。 以上两个矿山都存在铅锌矿石中含碳的问题，由于碳的可浮性好，它的存在造成铅、锌选别指标差，经济效益低。比较两种矿石的矿石性质后，对两个矿石中的碳分别进行了除碳处理，目的是比较不同性质的含碳铅锌矿石采取相同除碳工艺后，铅、锌选别指标的变化，以及比较分析铅锌矿石中所含的易浮碳对铅、锌浮选的影响。 一、矿石性质研究对比 四川龙塘含碳铅锌矿石（以下简称龙塘矿石）是硫化铅锌矿石，其中硫化物中的铅占铅总量的96.09％，硫化物中的锌占锌总量的96.19％。内蒙古天宝山含碳铅锌矿石（以下简称天宝山矿石）也是硫化铅锌矿石，其中，硫化物中的铅占铅总量的92.03％，硫化物中的锌占锌总量的98.74％。 分别对两种矿石进行了化学分析，结果见表1。由表1可看出，两个矿石中有价金属均为铅、锌，且都具有工业开采的价值。其中，龙塘铅锌矿中铅、锌品位分别为1.23％、8.78％；天宝山矿石铅、锌品位略低于龙塘石矿铅锌的品位，分别为1.12％、5.58％。两种矿石中都含碳，且含碳量差别较大，龙塘矿石的含碳量达到11.26％，而天宝山矿石的含量只有4.30%。两种矿石化学成分的另一个主要区别是硫的品位，龙塘矿石硫品位为4.68％，而天宝山矿石硫品位达为25.95％。 表1  两种矿石主要化学成分比较矿石PbZnCuFeSAsCSiO2Al2O3CaOMgOAg(g/t)龙塘矿石1.238.780.0470.44.680.04911.263.800.2124.7216.4226.93天宝山矿石1.125.580.00622.225.950.00584.3014.42.8312.874.1326.93     两种矿石的矿物组成见表2。由表2可看出，虽然两个矿石中都有碳，但碳的存在形式不同。龙塘矿石中总碳含有11.26％，有机碳在矿物组成中占1.17％，结合表1数据，可计算出有机碳占总碳量的10.39％；其他的碳主要含在白云石和方解石等脉石中，其中白云石中所含碳占总碳量的87.47％，方解石中所含碳占总碳量的3.56％，这部分碳基本不会影响铅、锌的浮选。天宝山矿石总碳含量为4.30％。石墨在矿物组成中占2.61％，占总碳量的60.70％，其他含碳的脉石主要为方解石，占总碳量的39.35％。由以上对比分析可见，天宝山矿石中易浮的碳含量要高于龙塘矿石中易浮的碳含量。因此，碳对天宝山矿石的影响要高于对龙塘矿石的影响。为考察和比较不同矿石中碳与其他矿物的关系，进行了详细的工艺矿物学研究。结果表明，龙塘矿石中的有机碳分布比较广泛，中细粒有机碳常嵌生在脉石矿物中，有机碳多与闪锌矿紧密共生，或沿粗粒闪锌矿裂隙中嵌生，或呈微细粒沿闪锌矿周边嵌生，此外也有少量的有机碳以细粒－微细粒包裹的形式嵌生在闪锌矿中。磨矿时，部分有机碳与闪锌矿充分单体解离比较困难。天宝山矿石中，大多数石墨嵌布粒度比较细，多呈细小片状嵌布在脉石矿物中，也有部分与闪锌矿、方铅矿、磁黄铁矿等金属矿物紧密共生。少量结晶较差的石墨嵌布在闪锌矿中或与闪锌矿紧密共生，二者充分解离比较困难。 综上所述，龙塘矿石和天宝山矿石中均含碳，但碳的形式、含量以及与脉石矿物结合程度均不相同。龙塘矿石含有机碳，而天宝山矿石中含石墨。有机碳占龙塘矿石中总碳的比例小于石墨占天宝山矿石中总碳的比例。龙塘矿石中的有机碳与锌矿物结合紧密，而天宝山矿石中的石墨多与脉石结合紧密，也有相当部分与铅、锌矿物共生。 二、除碳工艺研究及对比 针对矿石性质以及矿石中碳嵌布特点，为避免矿石中的碳对后面的铅、锌选别造成影响，对两种矿石进行了预先浮选除碳工艺小型试验。在进行详细条件试验的基础上，分别进行了闭路试验，闭路实验的原则流程以及产品的结果见图1。浮选闭路时，不同矿石的详细流程有所不同。对龙塘矿石，除碳流程为一次粗选一次扫选四次精选的预选；铅浮选为一次粗选一次扫选三次精选；锌浮选为一次粗选两次扫选三次精选。对天宝山矿石，除碳流程为一次粗选一次扫选一次精选；铅浮选为一次粗选一次扫选三次精选；锌浮选为一次粗选一次扫选三次精选。 由图1A图所列出的试验结果可以看出，由于龙塘矿石中碳和锌的紧密嵌生，碳产品1中锌的含量高达46.25％，同时回收率也达到22.36％。可将碳产品1作为一个锌精矿，但其中的铅的品位为5.66％，不符合锌精矿的质量要求。将它与除碳后铅锌顺序浮选得到的锌精矿混合作为总的锌精矿，成为含锌50.37％、回收率95.34％的合格锌精矿，其中含铅品位为1. 94％，回收率为30.87％，这样才能具有最优的工业生产价值，同时也可以消除碳对铅锌浮选的影响。除碳后，进行铅锌顺序浮选，可以得到品位为71.76％、回收率为66.13％的铅精矿，其中含锌品位为6.50％、回收率为0.71％。 由图1B图所示，对于天宝山矿石，采取预选除碳工艺消除了碳对铅、锌浮选的影响，得到合格的铅、锌精矿。其中，铅精矿铅品位达到64.08％、回收率71.09％，锌品位为2.88％；锌精矿锌品位为50.55％、回收率88.35%，铅品位为0.29%。 由于在两种矿石中硫含量差异很大，在天宝山矿石中所含的硫比龙塘矿石中的硫高出4倍还多。因此，黄铁矿对天宝山矿石在浮选过程中的影响，要远高于龙塘矿石。天宝山矿石采用预先除碳工艺后，得到的碳产品2中，用肉眼就可见大量的黄铁矿颗粒。最终的产品显微镜下观察发现，该碳产品2中除了石墨外，金属矿物主要为黄铁矿，其矿物相对含量接近40％；其次为闪锌矿、方铅矿和磁黄铁矿，脉石矿物主要为微细粒的云母和方解石。由于碳产品2中有大量的黄铁矿存在，没有成为铅精矿或锌精矿的可能。而龙塘矿石采用预除浮碳工艺后，碳产品1中除有机碳外，主要金属矿物为闪锌矿，其次是方铅矿和少量的黄铁矿，其他的脉石矿物很少。多数闪锌矿以细粒单体或与有机碳组成细粒连生体的形式产出，碳产品1中锌的品位能够达到低级别锌精矿的要求，同时也没有黄铁矿的干扰。因此，最终与除碳后铅锌顺序浮选得到的锌精矿混合，作为一个总的锌精矿产出。 由以上两个实际矿石试验可以看出，由于碳的天然可浮性好，铅锌矿中如果有大量碳的存在，确实影响铅、锌的品位和回收率。采用预先除碳的流程，使天宝山矿石和龙塘矿石都达到了除碳的目的，消除了碳对铅浮选影响，并得到合格铅精矿以及锌精矿。但如果应用预先除碳工艺，在实际操作过程中，碳是作为一种副产品还是精矿，要根据含碳铅锌矿石的性质以及碳与有价金属矿物的嵌布特征，来最终确定对碳产品处理的问题。 预先浮碳在浮碳过程中，必定会有部分细粒、易浮的方铅矿和闪锌矿以及部分连生体进入到碳产品中。在对龙塘矿石进行预先除碳过程中，得到的碳产品中，铅的品位达到5.66%，回收率高达23.03％，导致两个锌精矿混合后有30.87％的铅损失在锌精矿中，使得铅精矿中铅的回收率只有66.13％。天宝山矿石预先除碳所得的碳产品中，铅品位1.50％、回收率4.64％；锌品位2.51％、回收率1.8％，这会影响铅锌的回收率。 因此，这种预先除碳工艺流程中，铅、锌的回收率会低于一般的铅锌分离工艺。通过以上试验研究可以说明，预先除碳工艺在实际工程中是可以被采用的，但要根据含碳矿石的性质来确定最终的工艺流程。 三、结论 （一）两种矿石中所含碳的存在状态不同，龙塘矿石含1.17％的有机碳，占总碳量的10.39％；天宝山石矿含2.61％石墨，占总碳量的60.70％。同时，龙塘矿石中的有机碳与锌矿物结合紧密，而天宝山矿石中的石墨多与脉石结合紧密。 （二）虽然两种矿石中碳的含量和存在状态不同，但采用浮选预先除碳工艺，都可以消除碳对铅、锌选别的影响。经过除碳后再铅锌顺序浮选，两种矿石都可以得到合格的铅、锌精矿。但由于矿石性质的差异，两种矿石所得碳产品的处理方法不同，龙塘矿石所得碳产品1可以合并到锌精矿中，而天宝山矿石所得碳产品2不能利用。 （三）在实际工业应用过程中，应根据含碳铅锌矿石的性质对碳产品进行处理。因为含碳铅锌矿在碳预处理工艺流程中，碳产品中会有部分铅、锌进入其中，所以铅、锌的回收率会低于不除碳直接进行铅、锌顺序分离浮选工艺。

依据钼矿藏硬度小，嵌布粒度细，但可浮性好的特色，钼矿石选矿多选用分段浮选，屡次精选的工艺流程。钼矿石的选矿流程分为单一钼矿石选矿与含钼多金属共生矿石选矿两类流程。     单一钼矿石选矿  选用一段闭路磨矿粗选，粗选尾矿通过2～3次扫选排出终究尾矿，粗选精矿再磨后屡次精选（4～12次）得钼精矿。     含钼多金属共生矿石选矿  依据伴生矿藏的可选性差异而选用不同的选矿工艺流程。铜钼共生矿石多选用铜-钼混合浮选，丢掉很多尾矿，混合精矿再磨后进行铜钼别离的工艺流程；钼钨共生矿石，伴生白钨矿选用优先浮选，伴生黑钨矿用浮选-重选联合流程；钼铀共生矿一般选用浮选-水冶联合工艺流程。浮选是收回辉钼矿，别离钼矿藏与伴生金属矿藏的有用办法。浮选以烃类油（火油、变压器油等）作捕收剂，、二、高档脂肪醇作起泡剂。伴生硫化矿的抑制剂有、、诺克斯（Nokes）等。当矿石含Mo0.09%～0.3%时，选出的钼精矿档次为47%～55%，收回率80%～90%。

含砷金矿石提金前的预处理办法 为了露出被砷黄铁矿包裹的细粒浸染金，为了消除砷矿藏对金的化浸出率的影响，含砷金矿石常用以下几种预处理办法。 1.焙烧氧化法将砷金矿放在一段(或二段)焙烧炉中或回转窑中，在650～800℃下进行焙烧。在较低温度、弱氧化气氛中脱砷，在较高温度、氧化气氛中脱硫。我国回转窑(7吨/日)焙烧含砷金矿，砷蒸发率达99%以上，硫蒸发率达80%左右，砷的收回率可达90%。 2.加压氧化法在加压容器中，往砷金矿的酸性(或硷性)矿浆中通入氧气(或空气)，砷、硫被氧化成盐及硫酸盐，然后使砷硫矿藏包裹的金粒被披露，便于化浸出。加压氧化时温度为170～190℃，压力为1500～2000千帕，处理时刻为2小时。经这种办法处理后金的浸出率可从5～74%进步到87～99%。 3.细菌氧化法细菌浸出在25℃常温下进行，分三个进程：1)细菌培育基培育铁硫杆菌，制备pH值1.5～2.5的硫酸细菌浸出液;2)细菌催化，氧化脱除砷、硫;3)预处理后所得矿渣再进行化。预处理溶液将细菌活化后再运用。南非运用此办法浸出-75微米砷黄铁矿，在pH值为1.7时，经7周预处理，其矿石化浸出率由本来的8.6%进步到89.8%。 4.其它办法添加催化剂加快砷矿藏分化的化学氧化工艺;运用导电性较强的碱(NaOH)溶液作介质，使矿浆在电极效果下进行电氧化预处理工艺;运用硝酸的强氧化性将砷和硫氧化成亚和硫酸的硝酸氧化工艺……。 上面各种办法中，焙烧氧化法运用较广泛，而加压氧化法出资较高，细菌氧化法在出资和生产成本上都比较低，可是细菌繁殖需求适合条件，加上反应时刻较长，因而影响了该法的工业运用脚步。 含碳金矿石的处理办法 当矿石中含有石墨或其它形状碳物质时矿石难于用化法收回金。由于碳会吸附金络合物，然后添加金、银在尾矿中的丢失。因而在处理含碳金矿石时，首先要辨明碳在矿石中存在的形状(石墨、有机碳、活性炭等)，测定碳质物质对金的吸附才能，一起要分析碳与金共生联系。依据矿石中碳的形状及与金的联系可用如下办法处理： 1.当矿石中碳不含金时，可用非极性油将碳质物料浮起，作为碳精矿堆存或丢掉，尾矿再用浮选化流程处理。国外某矿山处理含碳金矿石，本来没有预先浮碳工艺时，金的收回率仅为50%，后将流程改为重选-重尾浮碳-尾矿浮黄铁矿-浮精化的联合流程，金的收回率到达86%。 2.当矿石中碳不含金时，也能够使碳质物按捺而浮选含金硫化物。运用按捺剂有艾罗633(有机胶体)，用量50～450克/吨，用量不宜太多;也能够运用黑(C38H27N3)作按捺剂，由于它有大的比表面，吸附有机物而不吸附石英和黄铁矿，然后使含碳物质被按捺。 3.当碳质化合物中含金时，可选用化学氧化法使碳质化合物及黄铁矿被氧气和彻底氧化，氧化处理后的矿浆再化处理。 美国卡林矿山部分含碳金矿石中，碳质化合物中含金很高。生产中选用称为“双氧化”的化学氧化法除碳工艺，可使金的收回率到达86%。详细工艺进程为：首先向温度为80～86℃的矿浆中以8.5～9.2米3/分的速度通入空气，通气时刻在致为12小时，矿浆浓度为40～45%，然后往矿浆中参加石灰拌和并通入(耗量为22.7公斤/吨)，与石灰发作效果发生，后者再与没氧化的含碳物质及黄铁矿效果，使矿石中碳质物及黄铁矿彻底氧化，处理后的矿浆进入化作业。 金-锑精矿的加工办法 由于锑矿藏易溶于碱性溶液中，因而锑矿藏会严重影响金的化浸出。常见的金、锑矿藏别离办法有以下几种： 1.8～10%溶液是辉锑矿和一些氧化锑矿藏的杰出溶剂。一般在80～90℃时、矿浆浓度不低于33%时，用上述溶液浸出1～2小时能够别离矿石中的金和锑。残渣用水洗刷后，用化法收回金。 2.金-锑精矿经焙烧能使锑呈三氧化锑而蒸发出来。一般焙烧分二段进行，榜首段在500～600℃条件下焙烧1小时;第二段在1000℃下焙烧2～3小时。三氧化锑用收尘器收回，焙砂用稀硫酸浸出后，用化法收回金。 3.在压氧和溶液介质中进行压热浸出能够从金-锑精矿中收回金。当溶液中氢氧化浓度为33～35%、温度为170～175℃、氧压力15～16大气压时，浸出时刻24～30小时能够富金-锑精矿中收回99%的金。 4.用加氧化剂的酸性[CS(NH2)2]溶液，从金-锑精矿中浸出金。溶液中浓度为0.1～1%，硫酸浓度为0.1～0.5%，氧化剂浓度为0.001～0.1%时，金的浸出率可达60～70%。 金-硒矿石的处理 金硒矿石一般含硒0.05～0.2%，由于硒溶于的溶液中，使化进程复杂化(添加耗量，并且在锌的表面生成硒薄膜，使金难以被锌置换)。所以金-硒矿石在提取金曾经运用下面办法进行处理： 1.关于含硒小于0.05%的矿石，化时要运用低浓度溶液，以削减硒的溶解度，一起在用锌粉置换金时，有必要进步溶液硷度，最好用活性炭从化溶液中吸附金，也可将精矿在600～700℃条件下进行焙烧，焙砂用化法收回金。 2.关于含硒大于0.05%的矿石，最好选用漂溶液从矿石中浸出硒，然后用化法收回金。硒浸出可用渗滤法和拌和法进行。渗滤法漂耗量为每吨矿石几十公斤，硒的收回率为90%;选用拌和漂耗量较少，但硒的收回率可达98～100%。渗液可用二氧化硫和铁屑从溶液中沉积硒。

Abstract: We compared the lead zinc ores’properties from two places, Sichuan and Inner Mongolia. Predecarbonization was used to remove carbonaceous material in the two ores. And then the selective flotation for lead and zinc was adopted. We compared the effects coming from the process flow above. The results showed that the carbonaceous material in Sichuan Longtang ore was organic carbon and in Inner Mongolia Tianbaoshan was graphite. Using predecarbonization to the two ores could remove carbonaceous material. The carbon product 1 gained from Longtang ore could be mixed with zinc concentrate. But the carbon product 2 gained from Tianbaoshan ore could not be utilized at all.    如何消除含碳多金属硫化矿石分离过程中碳的影响，一直是国内外选矿研究的难题之一。由于碳的可浮性好，会随着铅、锌一起浮出，并且由于矿物之间致密共生、互相嵌镶，有些铅锌矿石铅锌分离本身就存在一定的困难，再加上碳的干扰，会严重影响铅锌矿的选别效果，影响铅、锌精矿品位。    四川龙塘铅锌矿为一较典型的沉积-改造成因的层控型铅锌矿床，其中含有大量的藻层纹石、叠层石白云岩及含藻白云岩[1-2]，大量菌藻存在是龙塘铅锌矿中碳的来源。该矿区矿石中的碳以有机碳形式存在。     内蒙古天宝山铅锌矿处于狼山-渣尔泰矿带，此矿带是我国北方重要的多金属成矿带。[3-5]该矿区赋矿围岩是一套海相沉积岩，因为静水深海沉积的缺氧还原环境，形成了高含量的碳质沉积。该矿区矿石中的碳主要以石墨形式存在。     以上两个矿山都存在铅锌矿石中含碳的问题，由于碳的可浮性好，它的存在造成铅、锌选别指标差，经济效益低。比较两种矿石的矿石性质后，对两个矿石中的碳分别进行了除碳处理，目的是比较不同性质的含碳铅锌矿石采取相同除碳工艺后，铅、锌选别指标的变化，以及比较分析铅锌矿石中所含的易浮碳对铅、锌浮选的影响。    一、矿石性质研究对比     四川龙塘含碳铅锌矿石(以下简称龙塘矿石)是硫化铅锌矿石，其中硫化物中的铅占铅总量的96.09％，硫化物中的锌占锌总量的96.19％。内蒙古天宝山含碳铅锌矿石(以下简称天宝山矿石)也是硫化铅锌矿石，其中，硫化物中的铅占铅总量的92.03％，硫化物中的锌占锌总量的98.74％。分别对两种矿石进行了化学分析，结果见表1。由表1可看出，两个矿石中有价金属均为铅、锌，且都具有工业开采的价值。其中，龙塘铅锌矿中铅、锌品位分别为1.23％、8.78％；天宝山矿石铅、锌品位略低于龙塘石矿铅锌的品位，分别为1.12％、5.58％。两种矿石中都含碳，且含碳量差别较大，龙塘矿石的含碳量达到11.26％，而天宝山矿石的含量只有4.30％。两种矿石化学成分的另一个主要区别是硫的品位，龙塘矿石硫品位为4.68％，而天宝山矿石硫品位达为25.95％。     两种矿石的矿物组成见表2。由表2可看出，虽然两个矿石中都有碳，但碳的存在形式不同。龙塘矿石中总碳含有11.26％，有机碳在矿物组成中占1.17％，结合表1数据，可计算出有机碳占总碳量的10.39％；其他的碳主要含在白云石和方解石等脉石中，其中自云石中所含碳占总碳量的87.47％，方解石中所含碳占总碳量的3.56％，这部分碳基本不会影响铅、锌的浮选。天宝山矿石总碳含量为4.30％。石墨在矿物组成中占2.61％，占总碳量的60.70％，其他含碳的脉石主要为方解石，占总碳量的39.35％。由以上对比分析可见，天宝山矿石中易浮的碳含量要高于龙塘矿石中易浮的碳含量。因此，碳对天宝山矿石的影响要高于对龙塘矿石的影响。    为考察和比较不同矿石中碳与其他矿物的关系，进行了详细的工艺矿物学研究。结果表明，龙塘矿石中的有机碳分布比较广泛，中细粒有机碳常嵌生在脉石矿物中，有机碳多与闪锌矿紧密共生，或沿粗粒闪锌矿裂隙中嵌生，或呈微细粒沿闪锌矿周边嵌生，此外也有少量的有机碳以细粒一微细粒包裹的形式嵌生在闪锌矿中。磨矿时，部分有机碳与闪锌矿充分单体解离比较困难。天宝山矿石中，大多数石墨嵌布粒度比较细，多呈细小片状嵌布在脉石矿物中，也有部分与闪锌矿、方铅矿、磁黄铁矿等金属矿物紧密共生。少量结晶较差的石墨嵌布在闪锌矿中或与闪锌矿紧密共生，二者充分解离比较困难。     综上所述，龙塘矿石和天宝山矿石中均含碳，但碳的形式、含量以及与脉石矿物结合程度均不相同。龙塘矿石含有机碳，而天宝山矿石中含石墨。有机碳占龙塘矿石中总碳的比例小于石墨占天宝山矿石中总碳的比例。龙塘矿石中的有机碳与锌矿物结合紧密，而天宝山矿石中的石墨多与脉石结合紧密，也有相当部分与铅、锌矿物共生。     二、除碳工艺研究及对比     针对矿石性质以及矿石中碳嵌布特点，为避免矿石中的碳对后面的铅、锌选别造成影响，对两种矿石进行了预先浮选除碳工艺小型试验。在进行详细条件试验的基础上，分别进行了闭路试验，闭路实验的原则流程以及产品的结果见图1。    浮选闭路时，不同矿石的详细流程有所不同。对龙塘矿石，除碳流程为一次粗选一次扫选四次精选的预选；铅浮选为一次粗选一次扫选三次精选；锌浮选为一次粗选两次扫选三次精选。对天宝山矿石，除碳流程为一次粗选一次扫选一次精选；铅浮选为一次粗选一次扫选三次精选；锌浮选为一次粗选一次扫选三次精选。     由图1A图所列出的试验结果可以看出，由于龙塘矿石中碳和锌的紧密嵌生，碳产品1中锌的含量高达46.25％，同时回收率也达到22.36 %。可将碳产品1作为一个锌精矿，但其中的铅的品位为5.66％，不符合锌精矿的质量要求。将它与除碳后铅锌顺序浮选得到的锌精矿混合作为总的锌精矿，成为含锌50.37％、回收率95.34％的合格锌精矿，其中含铅品位为1.94％，回收率为30.87％，这样才能具有最优的工业生产价值，同时也可以消除碳对铅锌浮选的影响。除碳后，进行铅锌顺序浮选，可以得到品位为71.76％、回收率为66.13％的铅精矿，其中含锌品位为6.50％、回收率为0.71％。     由图1B图所示，对于天宝山矿石，采取预选除碳工艺消除了碳对铅、锌浮选的影响，得到合格的铅、锌精矿。其中，铅精矿铅品位达到64.08％、回收率71.09％，锌品位为2.88％；锌精矿锌品位为50.55％、回收率88.35％，铅品位为0.29％。     由于在两种矿石中硫含量差异很大，在天宝山矿石中所含的硫比龙塘矿石中的硫高出4倍还多。因此，黄铁矿对天宝山矿石在浮选过程中的影响，要远高于龙塘矿石。天宝山矿石采用预先除碳工艺后，得到的碳产品2中，用肉眼就可见大量的黄铁矿颗粒。最终的产品显微镜下观察发现，该碳产品2中除了石墨外，金属矿物主要为黄铁矿，其矿物相对含量接近40％；其次为闪锌矿、方铅矿和磁黄铁矿，脉石矿物主要为微细粒的云母和方解石。由于碳产品2中有大量的黄铁矿存在，没有成为铅精矿或锌精矿的可能。而龙塘矿石采用预除浮碳工艺后，碳产品1中除有机碳外，主要金属矿物为闪锌矿，其次是方铅矿和少量的黄铁矿，其他的脉石矿物很少。多数闪锌矿以细粒单体或与有机碳组成细粒连生体的形式产出，碳产品1中锌的品位能够达到低级别锌精矿的要求，同时也没有黄铁矿的干扰。因此，最终与除碳后铅锌顺序浮选得到的锌精矿混合，作为一个总的锌精矿产出。     由以上两个实际矿石试验可以看出，由于碳的天然可浮性好，铅锌矿中如果有大量碳的存在，确实影响铅、锌的品位和回收率。采用预先除碳的流程，使天宝山矿石和龙塘矿石都达到了除碳的目的，消除了碳对铅浮选影响，并得到合格铅精矿以及锌精矿。但如果应用预先除碳工艺，在实际操作过程中，碳是作为一种副产品还是精矿，要根据含碳铅锌矿石的性质以及碳与有价金属矿物的嵌布特征，来最终确定对碳产品处理的问题。     预先浮碳在浮碳过程中，必定会有部分细粒、易浮的方铅矿和闪锌矿以及部分连生体进入到碳产品中。在对龙塘矿石进行预先除碳过程中，得到的碳产品中，铅的品位达到5.66％，回收率高达23.03％，导致两个锌精矿混合后有30.87％的铅损失在锌精矿中，使得铅精矿中铅的回收率只有66.13％。天宝山矿石预先除碳所得的碳产品中，铅品位1.50％、回收率4.64％；锌品位2.5i％、回收率1.8 %，这会影响铅锌的回收率。因此，这种预先除碳工艺流程中，铅、锌的回收率会低于一般的铅锌分离工艺。通过以上试验研究可以说明，预先除碳工艺在实际工程中是可以被采用的，但要根据含碳矿石的性质来确定最终的工艺流程。     三、结论     （一）两种矿石中所含碳的存在状态不同，龙塘矿石含1.17％的有机碳，占总碳量的10.39％；天宝山石矿含2。61％石墨，占总碳量的60.70％。同时，龙塘矿石中的有机碳与锌矿物结合紧密，而天宝山矿石中的石墨多与脉石结合紧密。     （二）虽然两种矿石中碳的含量和存在状态不同，但采用浮选预先除碳工艺，都可以消除碳对铅、锌选别的影响。经过除碳后再铅锌顺序浮选，两种矿石都可以得到合格的铅、锌精矿。但由于矿石性质的差异，两种矿石所得碳产品的处理方法不同，龙塘矿石所得碳产品1可以合并到锌精矿中，而天宝山矿石所得碳产品2不能利用。     （三）在实际工业应用过程中，应根据含碳铅锌矿石的性质对碳产品进行处理。因为含碳铅锌矿在碳预处理工艺流程中，碳产品中会有部分铅、锌进入其中，所以铅、锌的回收率会低于不除碳直接进行铅、锌顺序分离浮选工艺。     参考文献 [1]  徐旃章，等.四川盐边龙塘铅锌矿资源调查与评价[M].成都：成都科技大学出版社，1993：123-145. [2]  朱创业，张寿庭，等.菌藻在四川龙塘铅锌矿成矿过程中的作用[J].成都地质学报，1993，3(20)：75-81. [3]  冯俊生.含碳铅锌多金属矿石除碳工艺[J].国外金属矿选矿，2001，(6)：6-8. [4]  冯俊生.含碳铅锌多金属矿石除碳工艺的分析[J].黄金科学技术，2001，9(2)：33-36. [5]  柳振江，王建平，付超，等.内蒙占甲生盘铅锌硫矿床地质特征及成矿机制研究[A].第九届全国矿床会议论文集[C].2008，II：269-270.

铅锌是重要的有色金属，跟着国际上对铅锌需求逐年上升以及我国工业的快速展开，对铅锌的需求越来越大。 针对我国某含碳细粒铅锌矿进行了浮选实验研讨，拟定处理计划首要考虑两点，一是碳的可浮性，二是有用矿藏的可浮性及碳与有用矿藏两者的相关性[1]。一般除碳选别工艺有两种：一是选用铅碳混选工艺；二是选用脱碳抑碳等可浮流程[2]。在对试样展开矿石性质研讨的基础上，进行了选矿工艺流程实验。该矿归于含碳高锌低铅硫化矿石，实验采纳了碳锌混浮-铅锌别离的浮选办法。 一、矿石性质 （一）首要成分分析 矿中首要成分的化学分析成果如表1所示。矿样中有价金属元素为锌、铅。矿样中碳的含量很高，本矿样归于含碳铅锌矿。（二）物相分析及矿藏组成 将矿样进行铅、锌的物相分析。矿石的氧化程度很低，铅锌矿藏首要以硫化物形状存在。其间首要金属矿藏为闪锌矿、方铅矿。二者的共生联系是限制它们能否合理分选的要害。铅锌物相分析以及矿藏组成见表2、3、4。      （三）矿石中重要金属矿藏的嵌布特征 矿样中首要金属矿藏为闪锌矿、方铅矿，其他的金属矿藏含量较低。其间矿石中闪锌矿的嵌布粒度相对较粗，其成分中根本不含铁。粗粒闪锌矿包裹有细粒脉石矿藏、方铅矿、有机碳以及其他一些矿藏。方铅矿沿闪锌矿裂隙充填或以包裹体的方式嵌生在闪锌矿中，嵌布粒度较细，不易单体解离。 矿石中有机碳或沿粗粒闪锌矿裂隙中嵌生，或呈微细粒沿闪锌矿周边嵌生，此外也有少数的有机碳以细粒—微细粒包裹的方式嵌生在闪锌矿中，磨矿作业时部分有机碳与闪锌矿充沛单体解离比较困难。而且方铅矿与闪锌矿的共生联系非常亲近。粗粒闪锌矿中常嵌生不规则状方铅矿，部分细粒方铅矿以细粒状嵌生，部分粗粒中常包裹有细粒的闪锌矿；或细粒微细粒方铅矿以包裹体的方式嵌生在闪锌矿中。因而部分有机碳和方铅矿难以与闪锌矿充沛单体解离，形成别离的困难。 二、浮选工艺 （一）浮选计划的挑选 条件实验采纳单要素实验法[3]，一般的浮选办法有优先浮选、部分浮选、等可浮选、分支串流浮选等办法。针对本矿样的矿石性质，实验采纳了先浮碳锌，再别离浮铅锌的浮选办法。因为本矿石中碳和锌矿藏的特殊联系，使得碳精矿中含有很多的锌，碳锌混合精矿作为一个锌精矿产品，碳锌—铅—锌浮选准则流程如图1所示。（二）浮选条件实验 1、碳锌混浮实验 因为矿石中含碳量高，考虑碳优先浮选工艺。又因为碳锌杂乱的嵌生联系，浮碳的一起一部分与碳连生的锌也会随之浮出，因而先采纳碳锌混浮的工艺。别离进行了CaO用量、火油用量、分散剂品种及用量实验。 采纳CaO作为矿浆pH调整剂，跟着CaO的用量增加铅锌档次、收回率都有所增加，关于碳锌混浮，以天然pH值时较好，CaO用量为0，pH值为8.63。实验成果见图2。因为碳的密度较小，只需参加少数火油就能将其浮起，为了断定火油用量是否能够削减铅矿藏在碳锌精矿中的丢失，进行了火油用量实验。火油用量挑选60g/t为宜。实验成果见图3。实验选用水玻璃和六偏磷酸钠作为分散剂按捺脉石，相对而言水玻璃的作用要优于六偏磷酸钠。适当地增加分散剂有利于进步碳精矿中铅的含量，粗选碳增加少数的水玻璃，以500g／t为宜。实验成果如图4所示。 2、磨矿细度实验 实验磨矿细度以－74μm粒级别离取了55％、65％、75％、85％、90％五个细度进行实验。跟着磨矿细度增加，铅矿藏与锌矿藏的单体解离度增加，铅精矿中铅的收回率增加，锌矿藏更加难以按捺，其在铅精矿中的占有率也有所增加。主张粗选磨矿细度以－74μm占85％为宜。 3、碳锌精选实验 碳锌—铅别离浮选的意图是下降碳锌精矿中铅的含量。铅矿藏与闪锌矿的最合适浮选的pH值不同。在较高的pH值下有利于闪锌矿的浮选，而在相同的情况下方铅矿被有效地按捺，经过实验断定合适的用量在600g/t。选用Na2SO4作为铅矿藏的按捺剂。跟着Na2SO4，用量的增加，铅的收回率在1500g/t时到达最低并呈现拐点，因而选取这个点较为合理。选用SWS（种分散剂的代号）铅，使碳锌精矿中的铅尽可能的少，以确保碳锌精矿的质量，依据实验终究断定用量为200g/t较为合适。 4、铅—锌别离ZnSO4 作为铅锌别离优先浮选时闪锌矿的按捺剂，Na2SO4作为按捺闪锌矿时ZnSO4辅佐按捺剂。乙硫氮作为铅矿藏的捕收剂。实验成果如图5、6。 由实验成果可知，ZnSO4在对闪锌矿按捺的一起，对铅矿藏也有细微的按捺作用。应合理挑选它的用量，一起适当地增加Na2SO4，有利于进步精矿中铅的档次，但Na2SO4，过量，影响铅的档次以及收回率。ZnSO4用量为2000～3000g/t，ZnSO4与Na2SO4运用份额在4∶1左右比较抱负。挑选乙硫氮用量40～50加较为合适。 5、铅-锌别离再磨精选实验 铅-锌别离再磨实验成果见图7。再磨的意图是使铅锌进一步单体解离，到达更好的别离作用。跟着磨矿时刻增加，铅精矿中锌的占有率以及档次随之下降，挑选再磨细度以-38.5μm占85％较为合适。 6、锌浮选 CaO作为闪锌矿浮选的矿浆pH值调整剂。实验成果见图8、图9及图10。由实验可知，CaO的增加量2000g/t左右较为合适。CuSO4为活化剂，使上一步被按捺的锌活化。增加量断定为450g/t。捕收剂黄药的增加量为80。（三）浮选闭路实验 浮选闭路中将试样磨矿至-74μm占85％，在碳锌混浮作业中采纳一次粗选、五次精选、一次扫选得到锌精矿1。浮铅作业为一次粗选、五次精选、两次扫选得到铅精矿。铅浮选后得到的尾矿进行一次粗选、四次精选、两次扫选得到锌精矿2，锌精矿l、2混合得到总锌精矿。实验成果见表5。三、结语 （一）该矿石中有价金属矿藏是闪锌矿、方铅矿。矿石中含有很多的有机碳。其间碳锌有杂乱的共生联系，铅锌嵌布粒度较细。 （二）实验中选用碳锌混浮-铅、锌别离浮选流程，处理了碳锌共生、细粒级铅锌的问题，到达了收回矿石中铅锌矿藏的意图。 （三）为了到达供应要求，完成经济价值，采纳将锌精矿1与锌精矿2混合，作为一个总的精矿，铅锌精矿的档次都到达合格精矿的标准。 参考文献 [1]冯俊生.含碳铅锌多金属矿石除碳工艺[J]．国外金属矿选矿，2001，(6)：6-8． [2]冯俊生.内蒙古含碳铅锌多金属矿石除碳工艺研讨[J]．包头钢铁学院学报．2000，19(4)：279—282． [3]王资.浮游选矿技能[M]．北京：冶金工业出版社．2006．

含钴0.15％左右的碳页岩钴矿怎么选取？ 很感谢你对我的信任，虽然我不是选矿方面的专家，但也愿意给你提供一些帮助，你的问题说的不是很明白，因为不同类型的矿石选矿方法也不尽相同，所以我提供以下资料供你参考： 钴多伴生在铁、铜和镍矿中，国内主要有以下四种钴矿石：铜镍钴矿石、铜钴矿石、铁钴矿石和钴土矿石。对于不同的主矿产需采用不同的选矿方法。      1.铜镍钴矿石 矿石中钴多与铜、镍呈类质同象存在于同种矿物中，在选矿过程中镍钴不能分离，因此，无需设计单独选出含钴矿物的流程，选出的精矿为含钴铜镍精矿和含钴镍的硫精矿，钴是在冶炼阳极电解泥和炉渣中回收的。       2.铜钴矿石 生产这种矿石的主要有山西中条山有色金属公司的篦子沟、湖北大冶有色公司的铜录山和四川会理拉拉厂等矿产地。主要含钴矿物为黄铜矿、黄铁矿和磁黄铁矿等硫化物矿物。采用浮选法可将黄铜矿与后二者分离，产出铜精矿和钴硫精矿。冶炼铜精矿的阳极电解泥中仍可回收少量的钴。        3.铁钴矿石 生产这种矿石的有淄博北金召北、山东金岭铁山、山东莱芜铁矿和湖北黄石铁山等矿产地。主要含钴矿物为黄铁矿、磁黄铁矿以及少量黄铜矿等硫化物矿物。采用浮选法可将硫化物和磁铁矿分离，再以浮选法将少量黄铜矿和黄铁矿、磁黄铁矿分离，同时以磁选分离出磁铁矿，产出铜精矿、钴硫精矿和铁精矿。硫是炼铁的有害组分，此类矿石入炉前必须将硫化物选出，因此，设有选厂的矿山一般都具备浮选流程。所以此类矿山都可以回收钴硫精矿。       4.钴土矿石 湖南长沙戏楼坪钴土矿目前由乡镇企业开采，衡阳冶炼厂回收。海南安定居丁钴土矿矿石品位高，钴品位为1.632％，目前有一钴业公司正设计筹备开采。它的含钴矿物主要为氢氧化物和含水氧化物氢氧化物。根据有关选矿实验结果表明，可采用浮选工艺进行处理。

细菌浸出法仅用来对浮选精矿作了实验。实验成果（表达式）标明：同焙烧工艺和压热氧化浸出工艺相比较，细菌浸出工艺对浮选精矿物质组成的影响不太灵敏。所以对细菌浸出渣直接吸附化时，金和银的回收率均较高。在这种情况下，贵金属的回收率（金为88.3%，银为88.4%）与用压热浸出--石灰处理--对浸出渣吸附化的工艺流程处理浮选精矿的回收率大致相同。    对硫、砷和含碳物质的组成与精矿处理办法的联系的研讨成果标明：浮选精矿和重选精矿通过两段焙烧后，可使有机碳彻底脱除，硫的氧化率分别为96%和98.7%，而进入气相中的砷分别为93.0$和99.25。选用无焙烧工艺分化含金硫化物时，则不能脱除精矿中的含碳物质，然后砷依旧留在固体渣中：75~88%呈氧化物状况，0.8~0.94%，呈硫化物状况。87.9~97%的硫转入溶液中。    依据进行化时增加和不增加树脂的比照成果，对原始浮选精矿及其处理后的产品中含碳物质的吸附特性进行了点评。为了削减液相离子组成对化作用的影响，矿浆的液固比有必要坚持50:1。                       表2  浮选精矿中含碳物吸附特性的改变硫化物分化办法精矿中的机碳的含量%所处理的产品化时金回收率%用产品吸附金吸附金络合物的按捺程度%分化前分化后加树脂不加树脂占已溶解的金量%相对的%原始精矿 压热氧化11.5-精矿60.7042.5029.801000温度160℃，3小时11.59.6不溶渣85.0066.6021.6072.4027.60温度180℃，1.5小时11.510.4不溶渣89.0066.2025.6085.9014.10细菌浸出（100小时）11.511.5不溶渣88.3081.008.3027.8072.20两段氧化焙烧11.5痕量焙砂79.7079.7000100     实验成果（表2）标明：存在于细菌浸出和压热氧化浸出的不溶液中含碳物质的吸附特性有所下降。可是，对固体渣进行吸附化时，树脂的装入量绝不能少于5%（见插图）。这是由于含碳物质也像以微粒涣散状况存在于精矿中的天然吸附剂-样，具有很高的动力学特性。

细菌浸出实验采用了氧化铁硫杆菌。实验是在静态条件下，在分液漏斗中进行的。矿浆液固比=10：1并对矿浆进行充气拌和。在恒温器中使矿浆温度保持在30~33ºC，浸出时刻为100小时。    对原始精矿及其处理后产品化时的各种参数如下：NaCN浓度伪0.1%，CaO浓度为0.01~0.02%，液固比=3：1。CN型AM-2B树脂装入量为试料分量的10%，时刻24小时。精矿的细度为93~95%-0.044毫米。                              表1  处理精矿的条件的作用    从表1得知，在含碳物质彻底烧尽情况下，重选精矿经两段焙烧后的焙烧进行直接化，可确保得到很高得金属收回率：金为91.4~95.5%，银为69.3~79.0%。但从浮选精矿焙烧后焙砂中得到的收回率较低，金为79.1%，银为19~24%。    这可能是因为浮选精矿在焙烧进程中，生成难以被化的贵金属化合物（浸染在氧化铁中的微粒金和易熔磺酸银等熔体）的成果。    在特定条件（HCI18%，液固比=4：1，温度为80ºC，时刻2小时）下，用预先处理浮选精矿的焙砂后在进行化，贵金属收回率便可进步。这就证明上述估测是正确的。    实验中还发现，在浮选精矿的焙烧进程中，为了从预先处理后的焙砂顶用化法最大极限地收回金银所需求的最佳参数不相-致。例如，对两段焙烧后的焙砂化时，金和银的收回率仅为81.3%和85%。    可是，因为用处理焙砂的酸耗太大，部分金和银会从焙砂中进入溶液，然后有必要增设从溶液中收回贵金属的工序。所以从经济上考虑，在工业生产条件下用处理的办法很不好算。    用压热浸出流程从精矿中收回贵金属，其收回率比焙烧流程高。    在这种条件下，浮选精矿的处理要比重选精矿跟难-些。在最佳条件（温度为180ºC时刻1.5小时）下，对重选精矿和浮选精的压热浸出渣直接吸附化时，金的收回率分别为99.5%和90%。    从重选精矿的压热浸出渣中得到的银收回率和金相同，均为99.5%，然后浮选精矿的压热浸出渣中所的之银收回率仅为88%。因而，有必要用石灰乳预先处理浮选精矿的压热浸出渣，以便脱除压热氧化进程中所声成的元素硫。

某碳质金矿床储量大，档次低，天然金粒度微细（大部分小于0.005mm），特别是含有石墨及有机碳，导致该矿石中金收回困难。20世纪70年代、90年代初，该矿曾托付研讨单位进行过两次选冶实验研讨，都选用浮选－金精矿焙烧－化提金工艺，金收回率均为60%左右，致使此矿床多年来未得以开发使用。       该项研讨在对选冶流程计划进行比照一起，针对矿石中存在石墨、有机碳及金的赋存状况，进行多要素工艺条件优化，终究研讨选用预处理－化炭浸提金工艺，使金收回率达88.49%。矿方依据实验研讨引荐的提金工艺流程及条件，正在进行500t/d选冶厂建厂规划。       一、矿石性质简述       （一）原矿化学分析       原矿多元素分析成果见表1，金物相分析成果见表2。   表1  原矿多元素分析成果成  分ωB/%Au* Ag* Cu Pb Zn Ni Co Sb Mo Mn S TFe TC SiO2 Al2O3 V2O5 As CaO MgO C石墨 C有机 烧失量3.10 1.10 0.003 0.013 0.011 0.002 0.0006 0.0002 0.002 0.20 0.64 4.30 1.72 62.10 16.00 0.05 0.038 3.78 1.57 0.70 0.94 6.19     *ω（Au），ω（Ag）/10－6   表2  原矿中金物相分析成果相称号ω（Au）/10－6散布率/%石墨及碳质矿藏中金 暴露金及半暴露金 硫化物包裹金 硅酸盐包裹金 碳酸盐包裹金 赤、褐铁矿包裹金 合    计0.44 2.20 0.10 0.23 0.12 0.14 3.2313.62 68.11 3.10 7.12 3.72 4.33 100.00       （二）矿石工艺类型及矿藏品种       该金矿石工艺类型为少硫化矿藏千枚状钙、泥硅质板岩含碳徽细粒金矿石。金属矿藏含量为4%，主要有黄铁矿、赤褐铁矿、黄铜矿、毒砂等；脉石矿藏石英、长石含量80%左右，碳酸盐矿藏约8%，其他为石墨、碳质、泥质矿藏等。       贵金属矿藏为天然金，是本次选冶实验收回的意图矿藏。其他矿藏均无收回价值。       （三）金的赋存状况       天然金粒度较细，48块光薄片中显微镜下仅见到3粒天然金，粒度在0.002～0.005mm之间，呈显微、次显微嵌布。电子探针分析标明，黄铁矿、毒砂、石墨、碳质矿藏、闪锌矿、石英中均有金的成分，这部分金为涣散金。       天然金在矿石中嵌布形状以角粒状为主，其他为线状、浑圆状。金的嵌布特征为裂隙金、粒间金、包裹金，赋存于岩石裂隙、粒间、空地或包裹于脉石中。由金物相分析成果可知，脉石包裹金散布率为10%左右，这部分金将难以收回。       矿石中有1.7%左右石墨和碳质矿藏存在，使金收回工艺复杂化，影响金收回。       二、直接化炭浸和预处理－化炭浸提金工艺流程实验       （一）流程计划断定       矿石性质研讨标明：该矿石中可收回的有价矿藏只要天然金，其它元素均无归纳收回价值。因为金载体矿藏黄铁矿、毒砂、石墨、碳质等矿藏粒度较细，且天然金呈显微、次显微及涣散状况存在，要进步金收回率，细磨是首要条件。碳质矿藏吸附金及脉石包裹金，以及碳质矿藏在化进程中有劫金现象，处理好此问题是本次实验研讨的技能要害。关于含有硫化物和劫金碳质矿藏的金矿石，国内多选用浮选－金精矿焙烧－化提金工艺。经探索性实验，在磨矿细度－200目90%时，浮选金精矿档次仅为15g/t左右，收回率还不到80%。金精矿焙烧－化浸出率85%左右，金总收率在65%以下。       鉴于矿石中除碳质矿藏外，其它影响化浸出金的砷、锑等杂质含量较低特色，该研讨将直接化炭浸和预处理－化炭浸提金工艺为首选实验计划。       （二）实验成果与评论       1、直接化炭浸工艺       为扫除矿石中石墨、有机碳对金收回率影响，使用增加活性炭竞赛吸附已溶金原理，选用直接化炭浸提金工艺以进步金收回率。在磨矿细度－200目90%、用量3000g/t、底炭密度25g/L条件下，化炭浸24h后，金浸出率为82.26%，比全泥化金浸出率（40%左右）进步近40%。清楚明了，化炭浸是提取该矿石中金的有用工艺。       2、除碳－化炭浸工艺实验       为进一步进步化炭浸金收回率，原矿通过浮选除炭后再化炭浸。除碳浮选出的碳质物资率4.5%，金档次15g/t，金收回率22%。除碳尾矿（金档次2.4g/t)进行化炭浸，浸渣金档次0.34g/t，浸出率为85.83%，可浸性较好。浮选－化炭浸工艺金总收回率达88.95%。可是，浮选出的含碳质物精矿金档次仅15g/t，不能作终究产品供应。       3、预处理－化炭浸工艺实验       要进一步进步金收回率，有必要下降矿石中碳质矿藏吸附活性，消除矿石中碳质矿藏对已溶金吸附。对预处理剂品种进行了挑选，讨论实验进行了有机、无机多种药剂比照筛选，挑选增加YD－B、YD－A预处理剂进行化炭浸，金浸出率可达88%以上。由此阐明，增加预处理剂化炭浸，金浸出率比直接化炭浸金浸出率（83.55%）能够进步5%以上。考虑两种药剂报价及来历，实验选用YD－B预处理剂。实验流程见图1，实验成果见表3。    图1  预处理－化炭浸实验流程   表3  预处理－化炭浸实验成果预处理剂用量/（g·t－1）原矿Au档次/（g·t－1）浸渣Au档次/（g·t－1）Au浸出率/%YD－A 200 YD－B 200 未加预处理剂3.10 3.10 3.100.35 0.36 0.5188.71 88.39 83.55       4、磨矿细度对金收回率影响       金的单体解离或暴露，是化炭浸的必要条件，因此恰当进步磨矿细度可进步金浸出率，可是过磨不光增加磨矿费用，还增加了可浸杂质影响金化浸出的可能性。因为矿石中天然金粒度微细，磨矿细度至关重要。磨矿细度分别为－200目占80%、90%，－400目70%、85%进行预处理一化炭浸。细度在－200目90%以上时，金的浸出率均在89%以上，阐明对矿石进行细磨是必要的。磨矿细度对金浸出率影响实验成果见表4。   表4  磨矿细度实验成果磨矿细度原矿Au档次/（g·t－1）浸渣Au档次/（g·t－1）Au浸出率/%－200目80% －200目90% －400目70% －400目85%3.10 3.10 3.100.45 0.33 0.31 0.2885.48 89.35 90.00 90.97       5、预理剂YD－B用量和预处理时刻对金浸出率影响       预理剂YD－B可下降矿石中石墨及有机碳的吸附活性，按捺碳质矿藏对已溶金的吸附，然后进步金浸出率。为断定化炭浸前增加适量YD－B，进行了YD－B用量实验。实验成果标明，YD－B用量在200～400g/t规模，金的浸出率分别为87.42%、87.41%；当YD－B用量增加到1200g/t时，金的浸出率并未进步。       当预处理时刻为1～2h，金的浸出率最高为87.74%，增加预处理时刻金浸出率不变。预处理剂YD－B用量和预处理时刻对金浸出率影响实验成果见图2和图3。    图2  预处理剂YD－B用量对金浸出率影响实验成果    图3  预处理时刻对金浸出率影响实验成果       6、用量对金浸出率影响       在化浸金工艺中，用量和金浸出率在必定规模内成正比联系，但当用量过高时，不光增加生产本钱，并且金浸出率也进步不大。为了下降用量和生产本钱，进行用量实验。实验成果标明，用量的增加，金浸出率也跟着进步；但用量增加到1000g/t以上时，金浸出率上升幅度不大。用量对金浸出率影响实验成果见图4。    图4  用量对金浸出率影响实验成果       7、底炭密度和炭浸时刻对金收回率影响实验       在炭浸提金工艺中，底炭密度、炭浸时刻和金浸出率、吸附率在必定规模内成正比联系，关于含碳矿石要有满足量活性炭抢先吸附已溶金来进步金浸出率。底炭密度在30g/L以上，金浸出率最高88.5%，吸附率达99.70%。适合的炭浸时刻，以削减载金炭的磨损，坚持较高的金收回率。化炭浸时刻20h，金浸出率88.06%，吸附率99.63%。底炭密度和化炭浸时刻对金浸出率影响见图5、图6。    图5  底炭密度对金浸出率影响实验成果    图6  化炭浸时刻对金浸出率影响实验成果       三、预处理－化炭浸归纳条件实验   为验证预处理－化炭浸工艺条件是否最优化，考察实验成果重现性，进行了3组平行实验。实验成果见表5。表5实验成果标明，预处理－化炭浸工艺流程归纳条件平行实验成果重现性、稳定性较好。   表5  预处理－化炭浸归纳条件实验成果原矿Au档次/（g·t－1）浸渣Au档次/（g·t－1）Au浸出率/%贫液Au档次/（g·t－1）Au吸附率/%3.10 3.10 3.10 均匀0.37 0.38 0.32 0.3688.06 87.74 89.68 88.390.004 0.0035 0.004 0.00499.71 99.74 99.71 99.71       四、结语       （一）因为该矿石中有石墨、有机碳质矿藏存在，天然金赋存粒度较细，呈显微、次显微嵌布，全泥化金浸出率不到50%，浮选－金精矿焙烧－化金收回率为60%左右，该矿石归于难选冶矿石。       （二）研讨使用增加活性炭竞赛吸附已溶金原理，直接化炭浸工艺可使金浸出率达80%以上。为进一步进步金浸出率，在化炭浸前增加预处理剂YD－B以下降矿石中石墨及有机碳的吸附活性，按捺碳       质物对已溶金的吸附，使金浸出率比直接化炭浸进步5%以上。       （三）预处理一化炭浸工艺条件优化后，断定磨矿细度90%－200目，增加预处理剂YD－B 200g/t，预处理1h，用量1000g/t，底炭密度20g/L，化炭浸20h，可获得金浸出率88.49%、金吸附率99.73%、金总收回率88.25%技能指标。       （四）预处理剂YD－B无毒，商场简单购到，且报价低，吨矿石药剂本钱微乎其微，对进步金浸出率作用显着。

项目研讨磷生铁脱硫机理，研讨适用于阳极浇注用磷生铁脱硫的脱硫剂和脱硫工艺技术条件，以到达既可防止脱硫剂对炉衬的较大危害，又可确保取得较好的脱硫作用的意图。本项目首要经过对磷生铁增加纯铁粉、CaO、对脱硫的影响研讨，开发创新出感应炉熔炼磷生铁的脱硫剂及脱硫工艺，使高硫回炉铁得到循环运用。研讨结果表明：　　1、铝用磷生铁脱硫，可运用脱硫；　　2、硫的脱除率达60%以上，磷生铁中硫含量可由0。25%下降至0。15%以下；　　3、可削减磷生铁中硫含量，改进磷生铁的活动功能和浇注作用，降低了阳极铁碳压降，节省电耗；　　4、可减小脱硫剂对感应炉内衬的损伤，较好地将脱硅和维护内衬结合起来。　　该效果已在本公司得到使用，年节省原材料费用达17万元，降低了厂商生产成本，产生了杰出的经济效益。

1 前 言     硅在生铁中首要以固溶体存在，其方式为FeSi、Fe2Si或FeMnSi。它是断定生铁规格牌号的首要目标，也是断定高炉炉温情况的首要依据。硅的精确测定，对及时精确地辅导高炉出产和产品规格的精确断定都具有重要的含义。　生铁中硅的测定办法首要有分量法、容量法和光度法，前两种因其操作烦琐，出产分析中运用的较少。光度法中，具有代表性的分析法有硅钼黄和硅钼蓝两种光度法[1～3]。　　其间硅钼黄法因其灵敏度和选择性较差等原因很少运用，硅钼蓝光度法实践使用中亦有差异，首要在于低硅选用稀硝酸分化试样，高硅（Si≥1.5%）选用非氧化性酸（稀硫酸）分化试样。该法的缺陷是，在不知硅含量在何规模时无法正确选取溶解酸来进行测定。　经过很多实验对生铁中硅的测定办法进行改善，选用稀H2SO4—HNO3的混合酸对低硅和高硅选用相同的办法进行测定，克服了上述缺陷，办法的灵敏度（摩尔吸光系数）ε720到达1.31×103L/mol•cm，精确度、精密度均杰出。２ 实验部分2.1 原理　　试样经稀酸（硫酸—硝酸混合酸）溶解，用氧化偏硅酸为正硅酸，并损坏碳化物，然后在恰当的酸度下参加钼酸铵，与硅酸生成硅钼杂多酸，并用草酸配位铁，使溶液通明并损坏磷、砷等与钼酸铵生成的杂多酸，消除其搅扰，用硫酸亚铁铵还原为钼蓝。用光度计测定。2.2 仪器和试剂　　721分光光度计　溶解酸（硫、硝混酸）：将硫酸（比重1.84g/mL）50mL缓缓注入950mL水中，冷却后加硝酸（比重1.42）8mL。  ：饱合。    亚：3%。　钼酸铵：5%，称5g钼酸铵溶于100mL水中加浓2～3滴。　草酸：5%。　硫酸亚铁铵：6%，称6g硫酸亚铁铵溶于100mL水中，加浓硫酸1mL。2.3 操作过程　称取试样0.0800g于100mL钢铁量瓶中加溶解酸20mL，低温加热溶解后（溶解试样时温度不宜过高，时刻不宜过长，必要时可增加少数水，以防止硅酸脱水。），滴加至安稳的赤色，煮沸30s，滴加亚至溶液清亮，微沸1min，取下，流水冷却至室温，用水稀至刻度，摇匀。　汲取上部清液10mL于250mL的锥形瓶中，由滴定管精确参加钼酸铵5mL摇匀后，水浴加热30s，当即参加草酸10mL，水60mL（二者可在操作前混合一同参加）待溶液清亮后，当即参加硫酸亚铁铵4mL摇匀静置1min后，用1cm比色皿（吸光度大于0.8时用0.5cm比色皿），用水为参比，在720nm波长下测其吸光度，从作业曲线上查得其含量。2.4 作业曲线的制作　　低硅和高硅别离取4～5个不同含硅量的生铁标样以相同操作过程显色制作。３ 成果评论3.1 搅扰元素的消除　磷、砷为首要搅扰元素，硅钼酸在较低的酸度下构成后具有较高的安稳性，在其生成硅钼杂多酸后，参加络合剂草酸，因为磷、砷络离子系五价络离子，比较不安稳，敏捷分化，借以消除搅扰。虽然硅系4价络合比较安稳，但草酸仍能缓慢分化硅钼黄。因而，在实践操作中，在溶液清亮后当即参加亚铁防止分化。3.2 精确度实验　　精确度实验成果如表1所示。　　由表1可知，该办法测定成果相对差错的绝对值均小于1.00%，其绝对差错均大大小于国标GB223—81规则的答应差错规模，成果牢靠。3.3 精密度实验精密度实验如表2所示。    由表2可知，该办法测定的标准偏差均小于0.014%，变异系数小于1.2%，精密度杰出。3.4 安稳性实验　　安稳性实验如表3所示。   由表3可知，该办法测定的成果均可安稳在10min以内不改变，成果安稳性杰出。４ 结束语　　综上所述，所提出的生铁中硅的分析办法，其精确度、精密度均杰出，更重要的是处理了原办法中对高硅和低硅需选用不同办法的对立，完成了低硅和高硅测定办法的共同。

生铁中除铁外，还含有碳、硅、锰、磷和硫等元素。这些元素对生铁的性能均有一定的影响。碳（C）：在生铁中以两种形态存在，一种是游离碳（石墨），主要存在于铸造生铁中，另一种是化合碳（碳化铁），主要存在于炼钢生铁中，碳化铁硬而脆，塑性低，含量适当可提高生铁的强度和硬度，含量过多，则使生铁难于削切加工，这就是炼钢生铁切削性能差的原因。石墨很软，强度低，它的存在能增加生铁的铸造性能。硅（Si）：能促使生铁中所含的碳分离为石墨状，能去氧，还能减少铸件的气眼，能提高熔化生铁的流动性，降低铸件的收缩量，但含硅过多，也会使生铁变硬变脆。    锰（Mn）：能溶于铁素体和渗碳体。在高炉炼制生铁时，含锰量适当，可提高生铁的铸造性能和削切性能，在高炉里锰还可以和有害杂质硫形成硫化锰，进入炉渣。    磷（P）：属于有害元素，但磷可使铁水的流动性增加，这是因为硫减低了生铁熔点，所以在有的制品内往往含磷量较高。然而磷的存在又使铁增加硬脆性，优良的生铁含磷量应少，有时为了要增加流动性，含磷量可达1.2%。    硫（S）：在生铁中是有害元素，它促使铁与碳的结合，使铁硬脆，并与铁化合成低熔点的硫化铁，使生铁产生热脆性和减低铁液的流动性，顾含硫高的生铁不适于铸造细件。铸造生铁中硫的含量规定最多不得超过0.06%（车轮生铁除外）。

当处理硫化物中含微粒浸染金的难选金精矿时，主张选用湿法冶金或火法冶金，以及包含湿法、火法的联合流程。    本文叙说了依照下列联合流程处理不同组成的含碳的金-银-神精矿（浮选精矿和重选精矿）的比照成果：氧化焙烧---焙砂进行浸化；压热氧化浸出-浸出渣进行吸附化；细菌浸出---浸出渣进行吸附化。一起还研讨了精矿的处理办法对吸附活性的影响。    研讨时所用的精矿是依照重选---浮选流程分选微粒浸染状金-银硫化矿石时得到的。在分选过程中，富集到重选精矿中的金有75.9%,而进入浮选精矿中的因为75.5%。 精矿的化学组成， % 浮选精矿重选精矿 （93%-0.044毫米）（55%-0.074毫米）SiO223.22.22Al2O37.280.3Fe2O327.357.3TiO20.80.4MgO0.40.3CaO0.840.84MnO0.030.08K2O1.70.1Na2O0.50.1S金18.833.4Ss18.032.7C有机11.50.47Cu0.110.05Zn0.580.2Ph0.84.4As7.519.6FeS 228.556.5FeAsS17.932.8     因为浮选精矿中活性碳物质的含量，致运用直接化法收回贵金属更为困难，金收回率只能到达12.9%，银收回率为12.8%。     用直接化法处理含0.47%有机碳的重选精矿时，可获得较高的金属收回率：金为48.1%，银为80%。从磨矿细度为93%---0.044毫米的重选精矿和浮选精矿的物相分析来看，    用化法（增加10%AM-2B阴离子交流树脂）能够从上述精矿中收回的贵金属分别为：金54.3%和40.9%，银84.1%和63.2%。    对浮选精矿进行三段化，每段有必要替换化溶液和树脂。在金的收回率（41%）不变的情况下，可使银的收回率由63.2%提高到86.1%。现已证明，用化法无法收回的金首要与黄铁矿和砷黄铁矿共生，仅有少数金（2-3%）呈微粒浸染状存在于石英中。精矿中的银首要为简略的硫化物（螺状硫银矿）和磺酸盐（硫锑银矿和坳铜矿），其间在重选精矿中首要含螺状硫银矿，而浮选精矿中则首要含磺酸盐。这就是在进行吸附化时，银收回率底的原因。上述情况阐明，有必要选用其他十分正规的办法来处理这类精矿。    这类精矿能够用马弗炉进行一段，两段和三段焙烧。焙烧温度分别为500~550ºC，600~650ºC和850ºC。每段焙烧时刻均为2小时。    进行压热氧化浸出试验时，运用了维什涅夫斯基研发的机戒拌和式钛质压热浸出器，其容积为1升。每次试验时的氧分压为1兆帕。矿浆液固比保持在4：1。精矿的磨矿细度为93~95%--0.044毫米，温度为160ºC和180ºC，氧化时刻为1.5和3小时。

美国犹他州梅克留（Mecrur）金矿始建于1890年，原选用化法浸出金，第二次世界大战中政府命令封闭。因为金价上涨，1981年决议重建矿山和选厂。该矿床与金共生的矿藏主要是黄铁矿、雌黄、雄黄和碳。为查明矿石的炭浆法化功能，按钻孔密度收集矿样2200多个，别离进行滚瓶化实验，并按金浸出率低于60%作尴尬浸矿石的鸿沟，圈定出的难浸矿石约占总储量的17%。 因为该矿属含碳、砷和方解石的难浸矿，先后进行了浮选、焙烧和多种化学氧化与加压氧化处理实验，其间以加活性炭加压氧化法和焙烧法最有用。而用加活性炭加压氧化法处理悉数矿石出资大；若在焙烧后化，金的回收率虽高达90%，但环保出资适当高。为此，又具体地研讨了分段加活性炭对矿石直接化浸出的炭浆法工艺。结果表明：选用含NaCN 0.45kg／m3（t矿石耗费NaCN 1.8～2.3kg）进行8段浸出，每段每吨矿石加活性炭不超越10g，并选用剪切速度小的拌和叶轮，以削减炭的磨损，金的回收率多在80%左右。再按此工艺以金回收率低于60%从头圈定的难浸矿石储量只占总矿石储量的8%。 选用分段加活性炭直接化矿石的工艺，还加快了炭和金在体系中的周转，并使回来运用的贫液坚持很低的含金水平。虽然此法比加活性炭加压氧化法金的回收率低4.5%，但出资节省了25%，生产成本降低了16.3%。

生铁是指含碳量在2.11%-6.69%之间并含有其他非铁杂质的铁碳合金。生铁可以通过降低碳含量来炼成钢。生铁也有很多分类，不同的分类，生铁的用途也就不同，那生铁的分类有哪些呢？生铁可以分为普通生铁和合金生铁。其中，普通生铁，根据生铁中碳的存在的形式不同，可以分为炼钢生铁、铸造生铁和球磨铸铁几种，而合金生铁有可以分为锰铁合金和硅铁合金。不同的生铁分类用途炼钢生铁： 碳是以碳化铁的形式存在的，其断面为白色，又叫做白口铁，主要作为炼钢的原料。铸造生铁： 碳是以片状的石墨状态存在的，其断面是灰色，又叫做灰口铁，主要用于制造各种铸件，如铸造各种机床床座、铁管等。球墨铸铁： 碳是以球形石墨的形态存在，其机械性能远胜于灰口铁，比较接近于钢，主要用于制造曲轴、齿轮、活塞等高级铸件以及多种机械零件。合金生铁作为炼钢的辅助材料，如脱氧剂、合金元素添加剂。锰铁： 主要用于炼钢、铸造用脱氧剂和合金元素添加剂。硅铁： 主要用于炼钢时作脱氧剂、合金元素加入剂、铁合金生产及化学工业中的还原剂，另外，还广泛应用于低合金结构钢、弹簧钢、轴承钢、耐热钢及电工硅钢之中。以上即为生铁的分类和用途，更多钢铁知识，请至 钢铁百科专区 。

碳是一种非金属元素，坐落元素周期表的第二周期IVA族。它的化学符号是C，它的原子序数是6，电子构型为[He]2s22p2。碳是一种很常见的元素，它以多种方法广泛存在于大气和地壳之中。碳单质很早就被人知道和运用，碳的一系列化合物——有机物更是生命的底子。拉丁语为Carbonium，意为“煤，木炭”。汉字“碳”字由木炭的“炭”字加表固体非金属元素的石字旁构成，从 炭字音。性状碳单质通常是无臭无味的固体。单质碳的物理和化学性质取决于它的晶体结构，外观、密度、熔点等各自不同。 碳的单质已知以多种同素异形体的方法存在：石墨莫氏硬度：石墨1-2 金刚石 10金刚石富勒烯（Fullerenes，也被称为巴基球）无定形碳（Amorphous，不是真的异形体,内部结构是石墨）碳纳米管（Carbon nanotube）六方金刚石（Lonsdaleite，与金刚石有相同的键型，但原子以六边形摆放，也被称为六角金刚石）赵石墨（Chaoite，石墨与陨石磕碰时发生，具有六边形图画的原子摆放）黝矿结构（Schwarzite，因为有七边形的呈现，六边形层被歪曲到“负曲率”鞍形中的设想结构）纤维碳（Filamentous carbon，小片堆生长链而构成的纤维）碳气凝胶（Carbon aerogels，密度极小的多孔结构，相似于熟知的硅气凝胶）碳纳米泡沫（Carbon nanofoam，蛛网状，有分形结构，密度是碳气凝胶的百分之一，有铁磁性）最常见的两种单质是高硬度的金刚石和柔软滑腻的石墨，它们晶体结构和键型都不同。金刚石每个碳都是四面体4配位，相似脂肪族化合物；石墨每个碳都是三角形3配位，能够看作无限个环稠合起来。常温下单质碳的化学性质比较安稳，不溶于水、稀酸、稀碱和有机溶剂。同位素现在已知的同位素共有十二种，有碳8至碳19，其间碳12和碳13属安稳型，其他的均带放射性，傍边碳14的半衰期长达五千多年，其他的均全缺乏半小时。在地球的自然界里，碳12在全部碳的含量占98.93%，碳13则有1.07%。C的原子量取碳12、13两种同位素丰度加权的均匀值，一般核算时取12.01。碳12是国际单位制中界说摩尔的规范，以12克碳12中含有的原子数为1摩尔。碳14因为具有较长的半衰期，被广泛用来测定古物的时代。成键碳原子一般是四价的，这就需求4个单电子，可是其基态只要2个单电子，所以成键时总是要进行杂化。最常见的杂化方法是sp3杂化，4个价电子被充分运用，均匀散布在4个轨迹里，归于等性杂化。这种结构彻底对称，成键今后是安稳的σ键，并且没有孤电子对的排挤，十分安稳。金刚石中全部碳原子都是这种以此种杂化方法成键。烷烃的碳原子也归于此类。根据需求，碳原子也能够进行sp2或sp杂化。这两种方法呈现在成重键的情况下，未经杂化的p轨迹垂直于杂化轨迹，与邻原子的p轨迹成π键。烯烃中与双键相连的碳原子为sp 2杂化。因为sp2杂化能够使原子共面，当呈现多个双键时，垂直于分子平面的全部p轨迹就有或许相互堆叠构成共体系。是最典型的共体系，它现已失去了双键的一些性质。石墨中全部的碳原子都处于一个大的共体系中，每一个片层有一个。化合物碳的化合物中，只要以下化合物归于无机物：碳的氧化物、硫化物：(CO)、二氧化碳(CO2)、(CS2)、碳酸盐、碳酸氢盐、一系列拟卤素及其拟卤化物、拟卤酸盐：(CN)2、氧，硫。其它含碳化合物都是有机化合物。因为碳原子构成的键都比较安稳，有机化合物中碳的个数、摆放以及替代基的品种、方位都具有高度的随意性，因而造成了有机物数量极端繁复这一现象，现在人类发现的化合物中有机物占绝大多数。有机物的性质与无机物大不相同，它们一般可燃、不易溶于水，反响机理杂乱，现已构成一门独立的分科 有机化学。散布碳存在于自然界中(如以金刚石和石墨方法)，是煤、石油、沥青、石灰石和其它碳酸盐以及全部有机化合物的最主要的成分，在地壳中的含量约0.027%。碳是占生物体干重份额最多的一种元素。碳还以二氧化碳的方法在地球上循环于大气层与平流层。在大多数的天体及其大气层中都存在有碳。发现金刚石和石墨史前人类就现已知道。 富勒烯则于1985年被发现，此后又发现了一系列摆放方法不同的碳单质。同位素碳14由美国科学家马丁·卡门和塞缪尔·鲁宾于1940年发现。单质的精粹金刚石金刚石即钻石能够找到会集的块状矿产，挖掘出来时一般都有杂质。用别的的钻石粉末将杂质削去，并打磨成形，即得制品。一般在切削、打磨过程中要损耗掉一半的质量。石墨用处在工业上和医药上，碳和它的化合物用处极为广泛。丈量古物中碳14的含量，能够得知其时代，这叫做碳14断代法。石墨能够直接用作炭笔，也能够与粘土按必定份额混合做成不同硬度的铅芯。金刚石除了装修之外，还可使切削用具更尖利。无定形碳因为具有极大的表面积，被用来吸收毒气、废气。富勒烯和碳纳米管则对纳米技术极为有用。碳是钢的成分之一。碳能在化学上自我结合而构成很多化合物，在生物上和商业上是重要的分子。生物体内大多数分子都含有碳元素。碳化合物一般从化石燃猜中取得，然后再别离并进一步组成出各种生发日子所需的产品，如乙烯、塑料等。理化特性整体特性元素称号：碳元素符号：Ｃ元素类型：非金属元素原子量：１２．０１质子数：６中子数：７原子序数：６所属周期：２所属族数：ＩＶＡ电子层散布：２－４密度、硬度 密度为3.513 g/cm3(金刚石)、2.260 g/cm3(石墨)（20 ℃)、0.5 (石墨)10.0 (钻石)色彩和表面 黑色（石墨）无色（钻石）地壳含量 无数据原子特点原子量 12.0107 原子量单位原子半径（核算值） 70（67）pm共价半径 77 pm范德华半径 170 pm电子构型 [氦]2s22p2电子在每能级的排布 2，4氧化价（氧化物） 4，3,2（弱酸性）晶体结构 六方（石墨）立方（钻石）物理特点物质状况 固态（反磁性）熔点 熔点约为3 550 ℃（金刚石）沸点 沸点约为4 827 ℃（提高）摩尔体积 5.29×10-6m3/mol汽化热 355.8 kJ/mol（提高）熔化热 无数据（提高）蒸气压 0 帕声速 18350 m/s其他性质电负性 2.55（鲍度）比热 710 J/(kg·K)电导率 0.061×10-6/(米欧姆)热导率 129 W/(m·K)榜首电离能 1086.5 kJ/mol第二电离能 2352.6 kJ/mol第三电离能 4620.5 kJ/mol第四电离能 6222.7 kJ/mol第五电离能 37831 kJ/mol第六电离能 47277.0 kJ/mol最安稳的同位素同位素 丰度 半衰期 衰变方式 衰变能量MeV 衰变产物12C 98.9 % 安稳13C 1.1 % 安稳14C 微量 5730年β衰变 0.156 14N在没有特别注明的情况下运用的是国际标准基准单位单位和标准气温和气压碳,原子序数6,原子量12.011。元素名来历拉丁文，情愿是“炭”。碳是自然界中散布很广的元素之一，在地壳中的含量约0.27%。碳的存在方法是多种多样的，有晶态单质碳如金刚石、石墨；有无定形碳如煤；有杂乱的有机化合物如动植物等；碳酸盐如大理石等。单质碳的物理和化学性质取决于它的晶体结构。高硬度的金刚石和柔软滑腻的石墨晶体结构不同，各有各的外观、密度、熔点等。常温下单质碳的化学性质比较安稳，不溶于水、稀酸、稀碱和有机溶剂；不同高温下与氧反响，生成二氧化碳或；在卤素中只要氟能与单质碳直接反响；在加热下，单质碳较易被酸氧化；在高温下，碳还能与许多金属反响，生成金属碳化物。

用新鲜水和用循环水进行两段浮选所得之均匀工艺目标见表2。    在选别矿石时，使用全循环水不会下降金回收率。通过屡次接连的实验，循环水的盐类组成改变不大，水中有害杂质含量处在最高容许浓度的规模之内。     为了削减应进行冶炼处理的浮选精矿的数量，曾企图把按两段浮选流程而得到的，并且在含砷量方面不合格的兼并后的精矿，别离成砷黄铁矿精矿和黄铁矿精矿。在有硫酸铁（150克/吨矿石）和硫酸铜（75克/吨矿石）存鄙人进行优先浮选。从兼并后的精矿中得到两种产品：砷黄铁矿和黄铁矿，其间砷和金的含量均不相同。     为了脱砷，兼并后的浮选精矿需在600~650℃温度下进行焙烧。焙烧成果得到含砷0.43 %的焙砂（其产率为精矿的82.2%和为矿石的8.19%）。     焙砂化时刻为72小时。转入溶液中的金回收率为82.55%（对矿石）和作业回收率为89.41%。因为金回收率低，所以就地化焙砂很不经济。 为了处理上述矿石，主张用两段浮选、然后用真空热解法处理砷，而烧渣送冶炼厂处理。

现在，含有砷，锑和碳质页岩的金矿石的处理量已大大增多了，这样就使这些矿石的选矿工艺变得愈加杂乱。     本文所研讨的矿石为含金、砷、碳的低硫化物矿石。矿石中金属矿藏有砷黄铁矿和黄铁矿，而铁的氢氧化物含量不多。脉石矿藏为石英、白云母和碳酸盐。     矿石中约有占总量16%的金呈游离状况，64%的金与硫化物共生，其余部分与碳质页岩连生。金粒的粒径在0.008~0.032毫米之间。     因为矿石中存在游离金，所以必须在选别进程开端阶段用重选法收回游离金。     在不同的磨矿细度下，用KLI-30>型摇床对矿石进行重选。在磨矿细度到达65%-0.074毫米的最佳条件下，转入重选精矿的金收回率为35.28%，精矿产率为2.34%。这时所得之精矿在砷含量方面不符合工艺条件的要求。 需要用不同的工艺流程（如图所示）对矿石浮选。    在硫化物浮选之前，从工艺进程中别离出碳质页岩将会下降金的收回目标。 假如依照图中所示的工艺流程浮选矿石时，就能得到金收回率的最佳目标，即转入精矿的金收回率为92.94%。 表1  往磨矿中增加火油进行浮选时，金的收回率产    品产率，%收回率，%精矿8.3592.79尾矿91.657.21原矿100.00100.00 磨矿进程中增加火油使碳质页岩钝化，能够使浮选回路中黄药用量从300克/吨削减到150克/吨。 重选尾矿经再磨后，其细度到达80%-0.074毫米。在从重选尾矿中收回金方面的研讨结果证明，浮选时刻缩短到35分钟。     依照重选+重选尾矿浮选的工艺流程，金的收回率为92.98%。     按上述流程所得到的选矿工艺目标与直接浮选的工艺目标根本相同。     在实验室条件下，矿石的两段浮选和从浮选进程中别离出矿泥并未改进各项工艺目标。用吸附化法实际上无法从矿石中收回金。 依据研讨结果来看，主张选用直接浮选的工艺流程来处理这类矿石。直接浮选工艺流程已在半工业条件下作过实验。 在用新鲜水进行接连作业条件下，依照矿石的一段直接浮选工艺流程，经过聚积矿泥的方法能够大大提高浮选精矿的产率（约为13.98%）。转入浮选精矿的金收回率为87.84%。     为了下降浮选精矿的产率，对用新鲜水和循环水，然后分出碳质页岩的两段浮选流程也作了实验。在22个班作业期间，查看了全循环对工艺目标的影响。在此期间，水回来进程为11次。参加进程的新鲜水量为水的总耗量的33.3%。