随着现代工业钛的需求量不断增加，钛的回收也不断受到重视。我国钛回收技术从选别指标、选别装备上，均还处在一个中级阶段，有待吸收国内外的科技技术，促进钛精矿选别技术进步。 以攀枝花为例，现大多采用： 干燥－风力分级－电选的精选流程。 该流程存在着粉尘污染严重，细粒级钛矿物电选回收率低，电选机辊筒清洗频繁的问题。经矿物查定，粗钛精矿中细粒级（－0.074mm）含量占15%～22%，有时高达30%。这部分矿物颗粒在风力分级以及电选过程易飞扬成粉尘，同时这部分细颗粒还易吸附在电选机辊筒上，形成一层坚硬的膜，减弱了辊筒的导电性，恶化了选别效果。 经实验表明： 1、钛粗精矿筛分分级，粗粒电选，细粒浮选新工艺流程的工业实验取得钛精矿品位47.65%，精选作业回收率78.34%的指标。 2、实现钛粗精矿分级精选的技术关键，一是筛分分离粗细粒级；二是细粒级的回收。应采用高频振动细筛作钛粗精矿的分级设备，改性塔尔油作细粒级的浮选捕收剂。 3、浮钛药剂改性塔尔油来源广，对钛捕收能力较强，价格便宜，无毒，可常配制，常温浮选，是一种有效的钛捕收剂。 4、重选、强磁选、浮选、电选联合方法，从尾矿中回收钛铁矿。 5、根据原矿多元素分析，原矿铁物相、钛物相分析，选别尾矿中钛精矿也可采用：单一重选、单一高强磁磁选等简化流程。 根据具体原矿元素分析与实验，才可定位流程工艺。

选矿得到的钛精矿是出产富钛料的质料。制备富钛料的办法许多，按出产工艺可分为火法和湿法两类。火法包含电炉熔炼法、挑选氯化法、等离子熔炼法、微波热复原法等，湿法包含浸出法、硫酸浸出法、复原锈蚀法、浸出法以及其他的化学别离法。当时，首要选用的是电炉熔炼法、酸浸法和复原锈蚀法。     一、钛精矿火法处理研讨现状     电炉熔炼法出产钛渣是将钛精矿与固体复原剂石油焦或无烟煤等混合，在电炉中进行复原熔炼，钛精矿中的铁氧化物被挑选性地复原为金属铁，而钛的氧化物被富集构成钛渣。电炉熔炼进程中钛精矿发作的首要反响为 2FeTiO3＋CO＝Fe＋ FeTi2O5＋CO2；     生成的FeTi2O5再进一步被复原，但铁的氧化物不能悉数被复原成金属铁，还有少数留在钛渣中： （3－x）FeTi2O5＋5（1－x）CO＝3（1－x）Fe＋2（FexTil＝x）＋Ti2O5＋5（1一x）CO2     电炉熔炼制取钛渣的工艺简略、老练，副产品铁可直接运用，“三废”少，但只能除铁，不能除掉非铁杂质。我国钛资源的特色是钛精矿中TiO2含量低，杂质含量高，尤其是钙、镁含量偏高，这就从源头上决议了国内（除少数钛精矿砂矿）选用电炉熔炼得到的钛渣，只能作为硫酸法钛白的出产质料。     回转窑处理法：范晓慧等针对攀枝花钛精矿选用回转窑直接复原技能，借助于添加剂的催化作用，使钛精矿中的铁氧化物充沛复原并促进铁晶粒长大，完成Fe和Ti的高效别离。实验结果表明：在添加剂用量为5％，球团预热温度为700℃，预热时刻为15min，复原温度为1100℃，复原时刻为210min的条件下，得到的富钛料TiO2档次为74.68%，回收率为90.32%。     挑选氯化法：运用钛精矿加碳氯化时钛和铁的热力学性质差异，在中性或弱复原性气氛中铁被优先氯化，以FeCl3的方式蒸发出来；而钛不被氯化，在高温下发作晶型改变生成人工金红石。选用海边砂钛铁矿为质料进行工业实验，成功地坚持炉内反响温度在950℃以上，所得人工金红石档次为92.13%，FeC13均匀纯度为96.94%；当运用攀枝花钛铁矿（其Mg0和CaO总量达5%～7%）为质料时，难以处理CaC12，MgC12在炉底富集而结料的问题，下降了炉子的工作寿数。     微波加热复原钛精矿：黄孟阳等对微波加热复原钛精矿获取富钛料进行了千克级扩展实验。选用20kg球团料，以占矿份额为14%的碳为复原剂，在复原温度为1100～1150℃，添加剂占矿份额为5％，复原时刻为90min的条件下，得到TiO2档次为72.01%，回收率为90.1%的富钛料。微波是一种高效的清洁动力，有加热速度快、内部加热、挑选性加热、加热均匀等特色，该工艺可防止电炉熔炼复原钛精矿工艺环境污染严峻、动力消耗大的问题。     近年来，对钛精矿火法处理的研讨较多，但取得的发展并不明显，原因在于火法处理对钛铁别离比较有用，而钛精矿中的非铁杂质下降了钛渣的质量。因而，要打破火法处理钛精矿的局限性，就要致力于下降钛精矿中杂质的含量，尤其是对Mg0和CaO的脱除。     二、钛精矿湿法处理研讨现状     酸浸法是先将钛精矿复原，使铁转化为二价铁，再用稀酸浸出复原产品，则铁进人液相，钛富集于固相。酸浸包含浸出和硫酸浸出两种办法。酸浸不仅可浸出铁，一起Mg，Ca，Al等杂质也被浸出，因而酸浸可得到TiO2含量较高的富钛料，合适攀枝花高钙、镁型钛精矿的处理。     硫酸浸出法：以钛精矿为质料的硫酸浸出会发生难以管理、污染环境的工业“三废”，国家已将其列人限制性工业。’改用钛渣为质料，可下降酸耗量，处理副产品硫酸亚铁的问题，减轻环保压力，进步设备产能。     浸出法：依据酸浸的条件不同，可分为高压浸出法（Benillite）和常压浸出法（Murso）。我国制备人工金红石已构成两大工艺流程－预氧化－流态化常压浸出工艺和选冶联合加压浸出工艺。预氧化－流态化常压浸出工艺经过预先氧化钛精矿，可处理原矿在浸出进程中的细化问题，坚持人工金红石的粒度；选冶联合加压浸出工艺经过加压浸出，进步了浸出作用。王曾洁等对攀枝花钛精矿选用常压直接浸出工艺制备人工金红石，可得到TiO2含量为94.9%的产品。     国内复原－锈蚀法出产人工金红石的研讨始于20世纪70年代，1978年用广西海边蚀变钛铁矿进行半工业实验取得成功并经过技能鉴定。1980年建成年产2000t金红石的试出产车间。国内一些工厂也建立了小型出产车间，但出产能力极小，未构成规划效益，产品首要用于电焊条出产。复原－锈蚀法需以高质量的钛精矿为质料，技能关键在于钛精矿的复原，要求复原温度较高，矿石在回转窑中结圈现象严峻，出产不能接连进行，导致本钱添加。     三、其他新工艺     孙艳等结合微波加热的利益和酸浸法的利益，提出了微波加热挑选性浸出改性含钛料制取高品质富钛料的新工艺。微波加热复原后的物料颗粒表面细孔兴旺，结构疏松，能与浸出剂充沛触摸，浸出剂易于渗透到物料内部，强化反响的进行。浸出后富钛料档次可达96.08％，且浸出时刻与惯例办法比较缩短了67%～75%。     中国科学院进程工程研讨所提出了亚熔盐法二氧化钛清洁出产新工艺。亚熔盐法是运用在常压下活动的高浓度介质中的拟均向反响分化矿石，能强化反响及质量和热量的传递，在较低的温度下取得较高的矿石分化率。该工艺应用在钛铁矿别离中，可在低温下将钛铁矿中的钛有挑选性地高效转化为钛酸盐，经水解、缎烧后得二氧化钛，而铁、钙、镁等元素不与亚熔盐系统反响而构成渣相，然后完成钛与铁的挑选性别离，铁渣还可进一步资源化，为我国高钙镁型钛资源的综合运用拓荒了一条新途径。

一、水解方法及技能条件和目标 水解包含冲稀水解和中和水解两种方法。在冲稀水解脱水杰出的情况下不该选用中和水解，中和水解只适用于阳极泥及极杂乱的脆硫锑铅矿精矿浸液的还原液。 冲稀水解在常温下进行，操控水解液含Sb3+1～2g∕L，用式(1)核算加水量。脱水后拌和10～20min;氯氧锑滤饼用纯水洗8次以上。中和水解进程的数控水解率质料为铅阳极泥时取45%～50%.为长坡脆硫锑矿精矿时取85%，用或苏打为中和剂，按式(2)核算其参加量，洗刷要求与冲稀水解进程相同。必要时，水解进程中参加某些配合剂以进步产品质量。水解率均很高(≥95%)。水解液含锑1g∕L。二、水解进程作业 当还原液参加到弄清水中后，SbCl3开端水解，生成一些不稳定的中间产品：料浆很黏稠，需加强拌和，然后发作显着的脱水进程：生成过滤性能好易洗刷的Sb4O5Cl2。脱水10～20min后中止拌和沉清，然后抽上清液，再将沉底的氯氧锑过滤。中等规划以上工厂用带滤机过滤比较好，带滤机设置过滤段和洗刷段，用纯水洗刷保证氯氧化锑洗洁净，带滤接连化，劳动强度低。小规划的工厂用真空抽滤槽过滤。水解液滤完后，即用纯水洗滤饼洗8次以上，以保证洗净杂质元素。

传统烧结－鼓风炉熔炼工艺中，按硫化铅精矿中硫的质量分数为12％～24％计算，每冶炼1t粗铅有0.6～1.1t的SO2排空。     新的炼铅技术的共同特点是将焙烧与熔炼结合为一个过程，实现铅精矿直接处理，充分利用硫化铅氧化放出的大量热将炉料迅速熔化，产出液态铅和熔渣。直接炼铅仍需要将冶金过程分为氧化和还原两个阶段，在氧化段充分氧化获得低硫铅，在还原段充分还原产出低铅炉渣。本实验探讨熔池熔炼还原段，利用铅精矿和富铅渣之间的交互反应，考察还原段的终渣含铅量、铅回收率（按渣计）、烟气烟尘率、粗铅产率等各工艺指标的影响因素及条件。对其反应机理进行了初步的探讨。     一、试验理论基础     铅精矿和富铅渣之间的主要交互反应如下： PbS＋2PbO→3Pb＋SO2（1） PbS＋PbSO4→2Pb＋2SO2 （2）     这两个反应在一般高温1000℃时，△G已经很负了。随着温度的升高，△G越来越负，说明从热力学角度来说，交互反应很容易发生。渣中铅化合物的溶化温度低，其熔体的流动牲好，而且与SiO2结合的Pb0挥发性要比纯Pb0小。PbS溶化后流动性大；PbSO4在800℃便开始分解，至950℃以上分解进行的很快。反应式(1)在860℃时的平衡压力达101325Pa；反应式(2)在723℃时的平衡分压为98000Pa。即在较低温度下，两个反应可以剧烈的向右进行。从动力学角度看，熔渣的熔点一般为1200℃左右，试验温度只要能高于渣熔点，则在渣熔融状态下，各种化合物之间接触良好，反应能很好的进行。     二、试验原料及方法     （一）试验原料     本试验所用原料为某厂艾萨炉出来的富铅渣和铅精矿。铅精矿为黑色粉末，粒度小于1mm。化学成分（％）：Pb 45.44、Zn 6.46、Fe 8.82、SiO25.34、CaO 1.57、MgO 0.48、Al2O3 1.00、S 17.86、Cu 2.43、Ag 0.266。定性物相分析结果表明：铅精矿主要含PbS、ZnS、FeS、SiO2、FeS2、PbSO4。     富铅渣为浅粉色块状，化学成分（％）：Pb53.97、Zn 6.46、Fe 8.64、SiO2 8.31、CaO 3.07、MgO 0.75、Al203 1.78、S 0.17、Cu 0.73、Ag0.0197，堆密度3.05 g/cm3。XRD分析表明：铅物相以PbZnSiO4、PbO、Pb存在。其中PbZnSi04在高温下发生如下反应分解成PbO： PbZnSiO4→PbO＋ZnO＋SiO2     故本试验可将富铅渣中的Pb看做以Pb0形式存在，并以此进行配料计算，确定各种料的加入量。     试验所用熔剂为：石灰石(CaO 51.2％，MgO3.17％）；石英砂（SiO2 93.83％）。     （二）试验方法     根据可能发生的交互反应方程式，先计算出富铅渣和铅精矿所需的理论量，再以富铅渣与铅精矿中FeO成分含量的总和为渣型选择的计算基础，然后根据选定的渣型计算所需各溶剂的质量。将富铅渣、铅精矿、石灰石、石英砂分别先经破碎，磨细后，再充分混合均匀，加水湿润后制团，最后烘干12h以上。每次称2kg左右的混合料加人高15cm，内径14 cm的碳化硅坩埚中，从电炉底部进料。用一个Pt/Pt－13%Rh型热电偶检测炉内试验样料的温度，通人高纯氩气排除炉内空气并起轻微的搅拌作用；通过调节电炉的程序参数，设定好每次试验反应温度和时间；反应结束后，观察形成的铅渣表面现象，判断是否产生了泡沫渣，再称量铅渣和粗铅，并分析各主要成分含量。由于试验条件有限，未能检测SO2浓度和烟尘率，本试验将烟气烟尘率看做一个技术指标，计算式为：     烟气烟尘率＝（加入坩埚的炉料总量－反应后粗铅和铅渣的量）÷加入坩埚的炉料总量     三、试验结果及讨论     （一）渣型对终渣含铅量和烟尘率的影响     炼铅炉渣是个非常复杂的高温熔体体系，它由SiO2、FeO、CaO、MgO、Al2O3、ZnO等多种氧化物组成，并且它们之间可相互结合形成化合物、固熔体、共晶混合物。为了讨论渣型与结晶相的关系，将多元系简化为三元系：FeO－CaO－SiO2。将渣中该三相的成分换算为100％，再查看FeO－CaO－SiO2三元系相图，根据图中渣温度1 100～1 300℃区域，选择试验3个成分含量。A Perillo提供了维斯麦港基夫赛特法炼铅厂的投产与生产指标，炉渣的化学成分：FeO39％，SiO2 38％，CaO 23％。     试验条件：固定温度1250℃，时间5h，配料比1.0。试验编号分别为（1）－FeO 40％，SiO2 35％，CaO 25％；（2）－FeO 37.5％，SiO2 37.5％，CaO25％；（3）－FeO 35％，SiO2 40％，CaO 25％；（4）－FeO 35%，SiO2 37.5％，CaO 27.5％；（5）－FeO35％，SiO2 35％，CaO 30％。     试验结果表明CaO含量保持为25％，相应的SiO2含量减小时，试验（1），(2），(3)的渣含铅分别为3.48％，4.76％，5.87％；烟气烟尘率分别为36.9％，32.6％，28.1％。FeO含量固定为35％时，相应的SiO2含量减小时，试验(3)，(4)，(5)的渣含铅分别为5.87％，1.41％，3. 86％；烟气烟尘率分别为28.1％，42.25％，35.6％。     根据熔渣结构的离子理论，适当增加碱性氧化物有利降低炉渣黏度。但碱性氧化物过高时可能生成各种高熔点化合物，使炉渣难熔，渣黏度升高。对于FeO－CaO－SiO2三元系炉渣，但CaO含量超过30％时，黏度将随CaO含量的增加而迅速加大。SiO2/Fe过大，黏度高，排放困难，提高Ca0/SiO2，可降低渣的黏度。从试验结果数据可看出：当炉渣组成为FeO 35％、SiO2 37. 5％、CaO 27. 5％时，烟气烟尘率为42.25％，渣含铅1.41％为最低。     （二）配料比对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间定为3h,温度为1250℃的条件下。以100 g富铅渣为计算基础，理论需要消耗铅精矿71.297g，试验中铅精矿用量分别为理论量的0.9、0.95、1.0、1.05、1.1、1.15和1.2倍。     从图1可看出，在其他条件不变的情况下，随配料比增加，渣含铅呈先减小后增大的趋势，在配料比为1.0有最小值；烟气烟尘率呈先增大后减小的趋势，与渣含铅趋势相反，即渣含铅低时则烟气烟尘率高。鉴于两者的矛盾关系，折中取定试验条件，故此后试验定配料比为 1.1，此条件下渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％，能基本满足工业上对工艺指标的要求。图1  配料比对终渣含铅和烟尘率的影响     （三）反应温度对终渣含铅和烟尘率的影响     为减少烟尘量，必须严格控制炉内温度。如果能抑制铅及化合物的挥发，烟尘中氧化锌含量就会提高，就可以进入氧化锌系统进行处理。从沸点和平衡蒸气压分析，锌的挥发要比铅容易得多。如果试验中还原温度真正控制在1150～1200℃，Pb和PbO的蒸气压都只有1.3～6.7kPa，铅的挥发率不会如此高。     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间5h，配料比1.1。试验结果见图2。图2  反应温度对降低终渣含铅量，烟气烟尘率的影响     从图2可看出，其它试验条件不变时，渣含铅随温度的升高而降低，在1250℃有最小值，1300℃时反而渣含铅比其高。观察1300℃的试验现象，渣孔（从粗铅到渣表面）多，推测温度较高于渣熔点时，渣熔体流动性大，反应产生的气体更容易从渣孔隙跑出液面，同时使得渣中的铅及其化合物未能很好的沉降分离，所以渣含铅偏高；烟气烟尘率随温度升高而逐渐增大，1300℃时，烟气烟尘率高达48.82％。烟气烟尘率太高，对后续的收尘系统是个负担，会导致生产成本增加，严重时，会造成烟尘积压。综合考虑后选定温度为1250℃。     （四）反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。试验结果见图3。图3  反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     从图3可以看出，随着反应时间的延长，交互反应进行得越彻底，渣、铅分离沉降时间长，分离效果更好，则渣含铅逐渐减少；而烟气烟尘率逐渐增加。反应时间短，能缩短排渣周期时间，能提高床能率。试验时间为3h条件下，渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％。     （五）反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，时间3h，配料比1.1。试验结果见图4。图4  反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     从图4可看出，随反应温度的升高，各种化合物和金属的挥发量增多，粗铅产率从27.23％降至14.62％，产渣率也逐渐减小。故反应温度不易过高，折中选择1250℃为较好，此条件下，粗铅产率22.76％，产渣率43.61％。     （六）反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     固定渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。反应时间对粗铅产率（占点炉料）和渣产率的影响结果见图5。图5  反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     从图5可以看出：(1)随着反应时间的增加，粗铅产率从19.23％升至25.83%。时间长有利于渣铅沉降分离，同时能让其它各种金属化合物有足够时间发生还原反应，再以金属状态进入粗铅；(2)渣产率逐渐减少。时间长，渣中易挥发的化合物及被产出的气体气泡带走的物质则更多的进入烟气烟尘中，增加了收尘负荷。时间为3h时，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。     （七）其它反应效果的比较及分析     不同试验条件下，反应后，其它各成分含量变化不大。粗铅中的铅含量95.01％～96.12％；Ag含量0.28%～0.36％；S含量0.11％～0.19％；铜含量0.31％～0.56％。铅渣其它成分含量：S含量1.89％～2.37％；Zn含量2.47％～6.33％。且呈现渣含铅低，则含Zn亦低的试验现象。推测在相同工艺条件下，原料中铅化合物和锌化合物与其它物质之间发生的反应机理相似，故两者在铅渣和烟尘中呈正比例含量关系。随着反应时间的延长和反应温度的提高，各种化合物逐渐分解，易挥发物更多的进人烟尘，渣中较难挥发物SiO2、FeO、CaO的含量都有稍微增加的趋势。在渣含铅     四、结论     在熔池熔炼还原段采用铅精矿和富铅渣的交互反应可满足工业实践的各项经济技术指标。最优工艺条件：渣型三主要组成含量折算为FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，时间3h，配料比1.1。在此条件下可得到渣含铅2.61％，铅的回收率（以渣计98.21％，脱硫率91.5％，烟气烟尘率33.63％，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。

金属镁还原炉是镁生产的核心设备,国内外普遍采用的是外加热卧式还原罐还原炉。目前,国内应用的金属镁还原炉的炉型较多,根据所用燃料的不同,大体上可分为两类:用煤气或重油加热的还原炉与以煤为燃料的还原炉。 　　用煤气或者重油为燃料的还原炉用煤气或者重油作为燃料的还原炉,通常是16个横罐的还原炉,其规格为10.54×3.59×2.94(m)。这种还原炉为矩形炉膛,还原罐间中心距约为600mm,罐呈单面单排排列,炉子背面一般分布有多支低压烧嘴。火焰从燃烧室进入炉膛空间,绕过还原罐周边,靠烟囱抽力将燃烧后的烟气抽入炉底部支烟道,经烟道与烟道闸门后进入烟囱。二次风由二次风管再通过炉底第二层二次风道送入炉内。 　　还原炉底部两个还原罐中间设有燃烧室或烟室。还原炉既是一个倒焰炉又是一个贮热炉。炉膛内一般装有16支镍铬合金钢制的还原罐。16个还原罐分成四组,即4个还原罐组成一组,与一个真空机组相连接(真空机组由滑阀泵和罗茨泵组成),每台还原炉还设有一个备用真空机组,因此一台还原炉一般有5个真空机组,每台还原炉设有一个水环泵作为预抽泵。 　　以煤为燃料的还原炉在我国,金属镁还原炉以燃煤为主,随着镁冶炼工艺的不断发展与进步,出现过多种燃煤还原炉,典型的有下面几种。 　　1.单火室单面单排罐还原炉该炉型与燃煤气、重油还原炉炉型相似,单面单排布置还原罐。燃烧室设置在后面,炉内装有14~16支还原罐,在两支还原罐中间设置一过火孔。该炉型由于只有单排罐,又是单面布置,故操作十分方便,车间布置便于机械化,但其产量和热效率都低。该炉型属于矩形倒焰窑,火焰从燃烧室通过挡火板反射至炉顶,受烟囱抽力火焰向下,使还原罐受热,再经过火孔,支烟道至主烟道排出。 　　2.双火室双面双排还原罐该炉型也是矩形倒焰窑,装有10支还原罐,在长度方向分两端各装5支上、下排列。炉型设置了四个对称分布在两侧面的燃烧室(每面两个),燃烧室内有倾斜15°的梁式炉栅,火焰从窑两侧燃烧室翻过挡火墙,流向炉膛中心窑顶,然后火焰倒流向炉底吸火孔、支烟道再由一端的主烟道排入烟囱。该炉的优点是炉子结构简单,罐子排列较紧凑,炉膛空间利用率较高,其缺点在于炉子四面均为操作面,加煤烧火与还原出镁、扒渣、装料互有干扰,操作条件差,车间布置困难。该炉型也有炉膛空间扩大而布置14~22支罐的。 　　3.单火室双面双排罐还原炉该炉型是两端面双排布罐,单火室烧火的还原炉。在两个端面各分上、下排装6支罐,共布罐12支,在一个侧面设多个燃烧室,这样燃煤操作比较方便,空间利用率也较高,但还原罐数量有限,产量小。 　　4.国内应用最为广泛的单火室单面双排罐还原炉该炉型也属于外加热火焰反射炉(俗称倒焰炉)。炉内还原罐上下错开上牌布置,空间利用率较高;炉长方向没有限制,故可以布置较多的还原罐,一般有30~40支;还原罐单面开口,与真空机组的连接较方便;燃烧室设置在炉膛后面,由挡火墙隔开,火焰从燃烧室通过挡火墙反射至炉顶,受烟囱抽力火焰向下,使还原罐受热,再经炉底过火孔、支烟道至主烟道排出。相对于上述其他炉型,该炉型产量大、空间利用率较高、能源消耗较低、经济性好,因此在国内得到了广泛的应用。

经了解，山东地区还原铅价近日上涨较快，有厂家表示昨天14400的成交价，今日已经14550成交了，几乎每天都有150-200元的涨幅，而且现在市场成交情况也很好，很多临沂地区的小厂每天都是全负荷生产，不过这有可能是安徽地区多数厂家停产整改，而增加了山东还原铅厂家的客户群；今日安徽地区还原铅市场交易情况有所好转，因界首停产导致当地还原铅产量有所削弱，另外受废电瓶的高价推动，还原铅厂家报价都比较坚持。此外还原铅的生产企业以中小型企业居多，还原铅价格较低企业亏损时，更多是惜售保价，避免亏损，除非企业面临非常大的资金压力，否则很难让其赔本销售，这种心理在一定程度上维持还原铅价格不跌反涨。 还原铅价由于受到经济危机的影响，汽车、电动自行车蓄电池更换的频率下降，也导致了还原铅的原料废电瓶供应减少，广东、广西地区海关在09年开始严格检查，国外进口的废电瓶数量大幅下降，尽管目前有很多私人手中仍存有大量的高价废电瓶(相关调查数据见表-2)，但以目前价格其很难进入市场流通环节，所以废电瓶的价格出现上涨，原料价的格高启使得还原铅生产成本也居高不下。  

1号电解铅 :Pb含量不小于99.994% ； 2号铅: Pb含量不小于99.99%； 粗铅:  硫化铅矿氧化脱硫-去渣-粗铅.粗铅Pb纯度在96%-98%； 还原铅：以废铅做原料，重新回炉冶炼而得，PB含量通常在96%~98%左右，也可做为生产电解铅的原料。   再生铅：蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例，因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。 再生铅主要用火法生产。例如,处理废蓄电池时,通常配以8～15%的碎焦，5～10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂，在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。 铅精矿：矿石经过经济合理的选矿流程选别后，其主要有用组分富集，成为精矿，它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比（如铜、铜、锌等）表示，有的以重量比（如金矿以克／吨）表示。它是反映精矿质量的指标，也是制定选矿工艺流程的一项参数。

今日还原铅价在电解铅价格持续调整的同时，还原铅价格却不受影响，反而逆市上涨，还原铅价格从6月中旬的11350涨至目前的11900元/吨，涨幅在5%左右，而同期铅价的跌幅是2%，为什么再生铅的价格和电解铅价格会有如此大的反差?我们需要深入分析。第一，从09年初开始，由于铅价较低，国内很多中小型的铅矿山纷纷停产、减产，导致铅精矿的供应紧张，但是大中型冶炼厂并没有因为原料紧张和下游蓄电池企业销售不好就压缩电解铅产量，而是积极拓宽原料的供应途径，很多冶炼厂纷纷采购还原铅作为原料来生产电解铅，因此还原铅的价格没有因为电解铅价格下跌而有所调整。 第二，由于经济危机的影响，汽车、电动自行车蓄电池更换的频率下降，也导致了还原铅的原料废电瓶供应减少，广东、广西地区海关在09年开始严格检查，国外进口的废电瓶数量大幅下降。第三，还原铅的生产企业以中小型企业居多，其在价格较低企业亏损时，更多是惜售保价，避免亏损，除非企业面临非常大的资金压力，否则很难让其赔本销售，这种心理在一定程度上维持还原铅价格不跌反涨。所以通过以上3点原因我们就知道为什么今日还原铅价在电解铅价持续调整的同时却不受到重大影响。更多关于今日还原铅价的信息您可以登录上海有色网进行查看。

氧化铜还原后就会变成金属铜，颜色也会发生变化，由原本的黑色变成红色。在氧化铜还原的反应中，氧化铜做氧化剂，同时我们需要加入一种还原剂，这样才能使氧化铜还原的反应得以进行。可以还原氧化铜的常见的还原剂有：氢气H2、一氧化碳CO、碳C等。氢气还原氧化铜：H2+CuO=Cu+H2O一氧化碳还原氧化铜：CO+CuO=Cu+CO2碳还原氧化铜：C+2CuO=2Cu+CO2氧化铜还原的实验现象，我们会看到氧化铜由原本的黑色变成红色，说明生成单质铜，将生成的气体通入澄清石灰水，会看到澄清石灰水变浑浊说明生成的气体是二氧化碳。氧化铜的稳定性好，所以氧化铜还原的反应需要在加热的条件下进行。

还原氧化铜是指把具有还原性的化学物质与氧化铜一起反应，将氧化铜还原成单质铜。可以还原氧化铜的常见的还原剂有：氢气H2、一氧化碳CO、碳C等。氢气还原氧化铜：H2+CuO=Cu+H2O一氧化碳还原氧化铜：CO+CuO=Cu+CO2碳还原氧化铜：C+2CuO=2Cu+CO2还原氧化铜的实验现象，我们会看到氧化铜由原本的黑色变成红色，将生成的气体通入澄清石灰水，会看到澄清石灰水变浑浊说明生成的气体是二氧化碳。氧化铜的稳定性好，所以还原氧化铜的反应需要在加热的条件下进行。

1号电解铅 :Pb含量不小于99.994% ；2号铅: Pb含量不小于99.99%；粗铅: 硫化铅矿氧化脱硫-去渣-粗铅.粗铅Pb纯度在96%-98%；还原铅：以废铅做原料，重新回炉冶炼而得，PB含量通常在96%~98%左右，也可做为生产电解铅的原料。 再生铅：蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例，因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。 再生铅主要用火法生产。例如,处理废蓄电池时,通常配以8～15%的碎焦，5～10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂，在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。铅精矿：矿石经过经济合理的选矿流程选别后，其主要有用组分富集，成为精矿，它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比（如铜、铜、锌等）表示，有的以重量比（如金矿以克／吨）表示。它是反映精矿质量的指标，也是制定选矿工艺流程的一项参数。

还原铅是以废铅做原料，重新回炉冶炼而得，Pb含量通常在96%-98%左右，也可做为生产电解铅的原料。

最近上海有色网发现有很多用户提出了一个问题，那就是还原铅价格与什么有关？针对用户提出的此问题，上海有色网天南地北地搜索各方面关于还原铅价格方面的信息，为您解决心中的疑问。简单来说，还原铅价格主要是政策上和技术上的作用，主要是出口退税率的提高，拉动了还原铅出口，造成国内资源紧缺，促使还原铅价格走高。国际市场转暖与国内扩大内需，推动还原铅消费。今年国际铅消费市场增势平稳，国内铅出口量一直较大，耗铅量占60％。以上的铅酸蓄电池出口量大幅增加。据统计，今年前9个月，我国铅酸蓄电池净出口量达1289．47万只，同比提高49．39％。另外，我国电动自行车今年预计销售将突破10万辆，电动自行车蓄电池耗铅量增加，也促使国内一些大的氧化铅企业纷纷采用还原铅作为原料。据预测，2010年还原铅价格不会再明显上涨，可能出现一定的回落，但回落幅度不会太大。利用废铅再生而成的还原铅，自今年下半年以来，价格一路攀高，由年初的平均每吨3500元飙升至目前的平均每吨3750元。因国际精铅市场价格走势平稳，国内还原铅价格达到目前水准后，其价格上升空间已经很小。 

直接复原铁是铁矿在固态条件下直接复原为铁，能够用来作为冶炼优质钢、特殊钢的纯洁质料，也可作为铸造、铁合金、粉末冶金等工艺的含铁质料。这种工艺是不必焦碳炼铁，质料也是运用冷压球团不必烧结矿，所以是一种优质、低耗、低污染的炼铁新工艺，也是全国际钢铁冶金的前沿技能之一。 直接复原炼铁工艺有气基法和煤基法两种，按主体设备可分为竖炉法、回转窑法、转底炉法、反响罐法、罐式炉法和流化床法等。现在，国际上90%以上的直接复原铁产值是用气基法出产出来的。可是天然气资源有限、价高，使出产值添加不快。用煤作复原剂在技能上也已过关，能够用块矿，球团矿或粉矿作铁质料(如竖炉、流化床、转底炉和回转窑等)。可是，由于要求原燃料条件高(矿石档次要大于66%，含SiO2+Al2O3杂质要小于3%，煤中灰分要低一级)，规划小，设备寿数低，出产本钱高和某些技能问题等原因，致使直接复原铁出产在全国际没有得到迅速开展。因而，高炉炼铁出产工艺将在较长时刻内仍将占有主导地位。 1. 直接复原铁的质量要求 直接复原铁是电炉冶炼优质钢种的好质料，所以要求的质量要高(包含化学成份和物理功能)，且期望其产品质量要均匀、安稳。 1.1 化学成份 直接复原铁的含铁量应大于90%，金属化率要>90%。含SiO2每升高1%，要多加2%的石灰，渣量添加30Kg/t，电炉多耗电18.5kwh。所以，要求直接复原铁所用质料含铁档次要高：赤铁矿应>66.5%，磁铁矿>67.5%，脉石(SiO2+Al2O3)量 1.2 物理功能 回转窑、竖炉、旋转床等工艺出产的直接复原铁是以球团矿为质料，要求粒度在5～30mm。隧道窑工艺出产的复原铁大大都是瓦片状或棒状，长度为250～380mm，堆密度在1.7～2.0t/m³。 出产进程中发生的3～5mm磁性粉料，有必要进行压块，才干用于炼钢。强度：取决于出产工艺办法、质料功能和复原温度。改进质料功能和进步温度有利于进步产品强度。产品强度一般>500N/cm²。 2. 直接复原铁发生工艺技能介绍 2.1 竖炉法 气基竖炉法MIDREX、HYL法直接复原铁发生中占有绝对优势，该工艺技能老练、设备牢靠，单位出资少，出产率高(容积运用系数可达8～12t/m³·d)，单炉产值大(最高达180万t/年)等长处。通过不断改进，其出产技能不断完善，完结规划化出产。 (1)MIDREX技能 Midrex法标准流程由复原气制备和复原竖炉两部分组成。 复原气制备：将净化后含CO与H2约70%的炉顶气加压送入混合室，与当量天然气混合送入换热器预热，后进入1100℃左右有镍基催化剂的反响管进行催化裂化反响，转化成CO24%～36%、H260%～70%、CH43%～6%和870℃的复原气。后从风口区吹入竖炉。 竖炉断面呈圆形，分为预热段、复原段和冷却段。选用块矿和球团矿质料，从炉顶加料管装入，被上升的热复原气枯燥、预热、复原。跟着温度升高，复原反映加快，炉料在800℃以上的复原段逗留4～6小时。新海绵铁进入冷却段完结终复原和渗碳反响，一起被自下而上通入的冷却气冷却至 工艺多用球团和块矿混合炉料。球团粒度9-16mm占95%，球团冷压强度>2450N/球，块矿粒度10～35mm占85%;要有高软化温度和中等复原性;化学成分铁量要高，酸性脉石低(≯3%-5%)，CaO 如今Midrex法作业目标为：产品金属化率86%～96%，有用容积运用系数10t/m³·d，能耗10.47GJ/t，电114kWh/t，水1.64m³/t。 Arex法是Midrex法的新改进，天然气被氧气(或空气)部分氧化后送入竖炉，运用新生热海绵铁催化裂化，省去了复原气重整炉。改进后吨铁电耗可下降50Kwh。 (2) HYL(罐式)法与HYL-Ⅲ(竖炉)法。 HYL法由4座罐式反响炉和1座复原气重整炉构成。该工艺作业安稳、设备牢靠。产品含碳2%左右，不易再氧化，不发生炉料粘结;只因复原气要重复冷却、加热，体系热功率低，能耗偏高，气体耗费为20.93GJ/t;1975年后再没建新厂。 对HYL罐式法作出变革，保存原复原制备工艺，但将复原气重整转化与气体加热合一;4个罐式反响炉改为接连式竖炉，称HYL-Ⅲ竖炉法。 该工艺选用高氢复原气，高复原温度(900-960℃)和0.4-0.6MPa高压作业。改进复原动力学，加快复原发应;含硫气不通过重整炉，延长了催化剂和催化管运用寿数;复原和冷却作业别离操控，能对产品金属化率和含碳量进行大范围调理，产品均匀金属化率90.9%、操控碳量1.5%-3.0%，质量安稳;装备CO2吸收塔，挑选性地脱除复原气中H2O和CO2，进步复原气运用率;重整炉发生高压蒸汽发电。最低出产能耗为10.43-11.2GJ/t，电耗90kWh/t。HYL(罐式)法已逐步被HYL-Ⅲ(竖炉)法替代，算计产值占国际总产值的25%左右。 该法的新改进是天然气进入反响器直接裂解，出产高碳(3.8%)DRI产品。最近又推出HYL-Hytemp出产体系。将热复原铁(650℃)力量输送到电炉车间，喷入电炉。冶炼时刻缩短，电极和耐火材料耗费下降，金属收率进步。吨钢电耗下降112kW·h，电极耗费下降0.55kg，冶炼时刻缩短16min，产率进步16%，吨钢本钱可下降4.6美元。 2.2 气基流化工艺 (1)F1NMEF工艺 该工艺运用 (1) Circored和Circofer工艺 两种工艺中心设备都包含一座循环液化床和一座普通流休床。Circored是用天然气为动力，Circofer以煤为动力。铁精矿粉是通过预热后(约900℃)进入循环流化床参加反响，使动力学条件得到改进，在4个大气压条件下，铁矿与氢在630℃时可被复原(在气体环路中参加部分氢)。 2.3 转底炉法 将铁矿粉、钢铁厂含铁粉尘、煤粉和粘结剂按必定份额混合，压制成含碳球团矿，送入烘干机内进行烘干，脱除水份。将枯燥的含碳球团均匀地铺在转底炉上(只铺一层)，在高温1200～1400℃下球团矿内氧化铁与碳反响，放出CO，在炉膛内焚烧成CO2，并构成高温废气(在1000℃以上)。一般反响只需20分钟左右。 将废气收引出预热煤气(400℃)和助燃空气(900℃)，低温废气从蓄热室和换热器引出，再去烘干生球团。这时废气温度在100℃左右。从节能视点看，动力运用功率较高。转底炉的高温气体由焚烧器来供给(运用煤气加热)。转底炉能够处理含Zn、Pb高粉尘，能够防止配入烧结矿中后，在高炉冶炼进程中Zn、Pb的富集形成的负面影响。现在的山西翼城，河南巩义已有外径为16.3米的转底炉，年产值在7万吨，金属化率达85%，每吨铁出资为182元。 2.4开发运用焦炉煤气，对含碳球团在竖炉内进行直接复原。焦炉煤气含55%左右的氢。在化学反响中，氢对氧化铁的复原率是最高的。现在，首钢预备展开这方面的作业。焦炉煤气要进行裂解，进步H2的含量，并要预热到930～950℃，在参加复原反响，反响后气体要脱除CO2，再循环运用。 用氢作复原剂存在的首要技能问题： ▪ H2复原铁的其它氧化物都是吸热反响，需求足够的热。在满意复原和供热的煤气的最佳H2含量为32.05%。 ▪ 富氢预复原会导致物料的粉结。采纳分段直销富氢和非富氢供气准则。 3.直接复原铁开展现状 3.1全国际直接复原铁开展比较快，2003年产值为4960万吨，2004年为5460万吨，2005年约为6000万吨。年添加率在10%以上。在直接复原铁出产工艺中，气基直接复原占92%。 3.2 我国状况 2005年我国出产直接复原铁为约50吨，而出产能为比产值要高出20%。首要是技能、质料、本钱等要素影响。 全国现有30多个直接复原铁厂商，其总出产才能约60万吨。总体上讲，规划小，出产本钱高，短少高品质的质料。大都厂商用隧道窑反响罐法，出产工艺落后，能耗高，环境污染严峻。 (1) 天津直按复原铁厂出产实践 2004年产直接复原铁33.2万吨，2005年约产34万吨，设备作业率在98%以上。 该厂是选用DRC法煤基直接复原出产工艺：两条φ5X80m回转窑----冷却筒----产品分选----制品。运用巴西球团矿(含铁档次68%，SiO2+Al2O3约为2%)适合配入煤和石灰石，进行混均，从回转窑给料端参加。窑体是歪斜装置，慢速旋转，使炉料朝卸料端运动，一起，矿石被加热和复原(留意温度操控在不要使脉石熔融，避免结圈)。煤作为热源和复原剂，一部分随铁矿石一起参加，另一部分从窑的卸料端喷入窑内。供煤所焚烧的空气，通过沿窑长度方向装置在窑壳上不同方位的风机由轴向吹入窑内。热的复原产品通过冷却筒冷却，然后筛分、磁选及风选，别离出非磁性物，得到制品。来自窑内的烟气经余热锅炉收回余热(发生蒸汽)，废气经布袋除尘，用废气风机送入烟囱。 操作的技能要害： ▪ 确保窑内复原气氛，操控好风量 ▪ 操控好窑体内各部分的适合温度，不让脉石熔融 ▪ 窑的卸料端坚持微正压，20~30Pa 操控直接复原铁金属化率在91.1%～94.6%，质量合格率在94%，是最经济的目标。金属化率高和低，均会形成回转窑和电炉炼钢目标的恶化。(炼钢进程参加直接复原铁份额最好操控在15%～35%，并要操控好料流参加速度32～34Kg/兆瓦▪分，避免呈现钢水的欢腾现象以及喷溅)。 影响产品金属化率的要素是：频频停窑、非正常条件下出产(难以调控)，窑和冷却筒密封性不良、煤的成份动摇和质量操控点挑选不妥。 (2)首钢密云冶金矿山公司煤基链篦机─ 回转窑 ─ 一步法 该公司直按复原铁年出产才能6.20万吨， ▪ 出产工艺：配料 ─ 造球 ─ 枯燥(链篦机)─ 回转窑(复原)─ 冷却 ─ 制品。 ▪ 铁精矿水份严厉操控在5.5%～6.5%。 ▪ 造球配皂土(粘结剂)0.8%～1.0%，台时产值20±2吨。 ▪ 链篦机带速为0.5m/min，布料厚度100～120mm。 生球抗压强度≧1.2Kg/个，落下强度≧5次/0.5m，水份操控在7.5%左右，粒度6～16mm占85%以上。 ▪ 回转窑及热工体系操作 窑头喷煤总量在7.0±0.5吨/小时，精煤压力操控在60KPa，细煤压力操控10～14KPa。 窑尾加煤操控在800±50Kg/h，禁止窑尾煤量过值。 窑温操控：窑头箱 回转窑电机转速操控在400～440转/分，主风机的回热风阀门开度45%～50%，转速800～850转/分，回热风机进口负压780±20KPa，温度310～350℃。枯燥风机阀门开度65%～70%，转速800～850转/分。产品质量标准的厂标是：铁档次≧88%，S≦0.04%，金属化率>90%。 (3)山东莱芜鲁中冶金矿山公司直接复原铁厂用冷固球团----回转窑工艺出产直接复原铁，年出产才能5万吨。后改为块矿回转窑法。 ▪ 福建大田海绵铁公司用sic反响罐----隧道窑法出产直才能5万吨/年。 ▪ 喀左海绵铁厂、哈尔滨市海绵铁厂、吉林复森海绵铁公司、吉林桦甸海绵铁厂等也具有了年出产才能2.5万吨。

碳热还原法的主要优点是可以一步直接还原出金属，还原剂便宜，能源利用合理。可以大批量连续生产。     硅热还原法反应速度快，产品易于调整控制，适于多品种小批量生产。     碳热法达到无渣操作时，稀土回收率在90%以上。硅热法增加二次回收工艺，其回收率也才能达到80%。硅热法生产稀土中间合金，其原料和电能的消耗超过用碳热法相应消耗的30%。

COREX是现在仅有已投入实践运用的高炉以外的炼铁技能(南非伊斯科钢铁公司：日产1000t；韩国浦项钢铁公司和印度京德勒钢铁公司等，日产2000t)，它运用的是普通煤。其工艺流程是先把普通煤装入熔融气化炉，然后吹入氧使煤焚烧、分化，将发作的煤气作为复原煤气导入复原竖炉，接着在复原竖炉内将块矿石和矿石颗粒复原到金消融率为95%左右。浦项公司在将日产从1000t进步到2000t的规划扩展阶段中，为安稳熔融气化炉的操作，除了运用粉煤外，还运用了大约10%的焦炭，别的为保证复原煤气量，发现煤的挥发份存在着最佳值等，它受煤档次的约束。现在因为对煤种的挑选和复原竖炉中金属化率的安稳化等采取了办法，焦炭的运用量能够削减到大约3%～5%。因为矿石几乎是在竖炉内完结复原，因而复原所需的煤气量大，熔融气化炉的煤单耗也高。成果用于体系外的能量也必定增大。印度京德勒钢铁公司Vijayanagar厂运用日产2000t的2座COREX设备发作的煤气来带动2台13MW的发电设备。         别的，在南非的Saldanha钢铁公司还一起设置了直接复原铁出产法(MIDREX)，能日产大约2500t的直接复原铁(DRI)。为处理铁矿石粒度约束的问题，浦项公司开发了运用3段气泡流化床的FINEX来替代复原竖炉，现在日产2000t的COREX所发作的煤气以分流的方式用于日产150t规划实验流化床炉的实验。计划在2003年之前与COREX本体衔接，到达年产60万t规划，其后到2010年浦项公司的1号和2号高炉就要开端大修，到时除了将这两座高炉更换成FINEX外，还预备向海外推行这一技能。          我国钢铁工业的快速开展对焦炭需求日趋添加。我国焦炭资源有限，炼焦厂商出于环保要求又被约束开展，焦炭求过于供已成为必定趋势，非焦炼铁也将势在必行。熔融复原炼铁工艺是前沿炼铁技能，它运用非焦煤出产液态铁，流程短，本钱低，污染小，铁水质量好。熔融复原炼铁附产很多煤气，可运用化工进程将之转化为甲醇或清洁燃料。工艺概算标明，联合工艺可使动力运用功率进步一倍，产品能耗下降60%，吨钢本钱下降50%。关于传统的炼焦—钢铁联合厂商，运用很多剩下焦炉煤气作为质料出产化工产品亦是进步资源运用功率，减轻环境污染的可行途径。在新技能基础上构建新式钢铁—煤化工联合厂商或生态工业园区，对未来的冶金、化工环保和动力的开展具有重要意义。

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

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

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

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

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

金属镁还原炉是镁生产的核心设备,国内外普遍采用的是外加热卧式还原罐还原炉。目前,国内应用的金属镁还原炉的炉型较多,根据所用燃料的不同,大体上可分为两类:用煤气或重油加热的还原炉与以煤为燃料的还原炉。 用煤气或者重油为燃料的还原炉用煤气或者重油作为燃料的还原炉,通常是16个横罐的还原炉,其规格为10.54×3.59×2.94(m)。这种还原炉为矩形炉膛,还原罐间中心距约为600mm,罐呈单面单排排列,炉子背面一般分布有多支低压烧嘴。火焰从燃烧室进入炉膛空间,绕过还原罐周边,靠烟囱抽力将燃烧后的烟气抽入炉底部支烟道,经烟道与烟道闸门后进入烟囱。二次风由二次风管再通过炉底第二层二次风道送入炉内。 还原炉底部两个还原罐中间设有燃烧室或烟室。还原炉既是一个倒焰炉又是一个贮热炉。炉膛内一般装有16支镍铬合金钢制的还原罐。16个还原罐分成四组,即4个还原罐组成一组,与一个真空机组相连接(真空机组由滑阀泵和罗茨泵组成),每台还原炉还设有一个备用真空机组,因此一台还原炉一般有5个真空机组,每台还原炉设有一个水环泵作为预抽泵。 以煤为燃料的还原炉在我国,金属镁还原炉以燃煤为主,随着镁冶炼工艺的不断发展与进步,出现过多种燃煤还原炉,典型的有下面几种。 1.单火室单面单排罐还原炉该炉型与燃煤气、重油还原炉炉型相似,单面单排布置还原罐。燃烧室设置在后面,炉内装有14~16支还原罐,在两支还原罐中间设置一过火孔。该炉型由于只有单排罐,又是单面布置,故操作十分方便,车间布置便于机械化,但其产量和热效率都低。该炉型属于矩形倒焰窑,火焰从燃烧室通过挡火板反射至炉顶,受烟囱抽力火焰向下,使还原罐受热,再经过火孔,支烟道至主烟道排出。 2.双火室双面双排还原罐该炉型也是矩形倒焰窑,装有10支还原罐,在长度方向分两端各装5支上、下排列。炉型设置了四个对称分布在两侧面的燃烧室(每面两个),燃烧室内有倾斜15°的梁式炉栅,火焰从窑两侧燃烧室翻过挡火墙,流向炉膛中心窑顶,然后火焰倒流向炉底吸火孔、支烟道再由一端的主烟道排入烟囱。该炉的优点是炉子结构简单,罐子排列较紧凑,炉膛空间利用率较高,其缺点在于炉子四面均为操作面,加煤烧火与还原出镁、扒渣、装料互有干扰,操作条件差,车间布置困难。该炉型也有炉膛空间扩大而布置14~22支罐的。 3.单火室双面双排罐还原炉该炉型是两端面双排布罐,单火室烧火的还原炉。在两个端面各分上、下排装6支罐,共布罐12支,在一个侧面设多个燃烧室,这样燃煤操作比较方便,空间利用率也较高,但还原罐数量有限,产量小。 4.国内应用最为广泛的单火室单面双排罐还原炉该炉型也属于外加热火焰反射炉(俗称倒焰炉)。炉内还原罐上下错开上牌布置,空间利用率较高;炉长方向没有限制,故可以布置较多的还原罐,一般有30~40支;还原罐单面开口,与真空机组的连接较方便;燃烧室设置在炉膛后面,由挡火墙隔开,火焰从燃烧室通过挡火墙反射至炉顶,受烟囱抽力火焰向下,使还原罐受热,再经炉底过火孔、支烟道至主烟道排出。相对于上述其他炉型,该炉型产量大、空间利用率较高、能源消耗较低、经济性好,因此在国内得到了广泛的应用。

多晶硅还原炉电气系统的主要设备是大功率调压器。调压器所带负载是多晶硅棒串联而成的纯电阻负载。调压器的作用实际上是对负载电阻进行电加热，并且保持硅棒表面温度恒定（一般1080℃）。硅棒串联而成的电阻是一个变化的电阻：第一，硅棒温度从常温上升到1000℃，Φ8直径硅芯电阻从几百kΩ下降到几十Ω；第二，保持硅棒表面温度1080℃，硅棒直径从Φ8增加到Φ150，硅棒电阻从几十Ω下降到几十mΩ。可见硅棒电阻大范围变动引起调压器输出电压和电流的调节范围大是这种调压器的设计特点。按照实际工作的性质，调压器分为硅棒温度从常温加热到1000℃的预热调压器和硅棒直径从Φ8增加到最终直径并且始终保持硅棒表面温度1080℃的还原调压器。　　预热调压器工作过程中硅棒温度从常温加热到1000℃，其主要困难是硅棒初始电阻R太大，加热功率正比于V2/R，电阻大必然要求供电电压高（甚至需十几kV），一般应尽可能降低电阻R。常用方法有提高炉壁冷却液的温度，加粗硅芯直径，对硅芯参杂，炉内注入高温等离子体或放置卤钨灯等等。预热调压器工作时间十几分钟，功率30－200kVA。　　还原调压器输出功率用于加热硅棒，硅棒再通过辐射、传导和对流方式将功率传递给还原炉内的反应气体和炉壁的冷却液。随硅棒直径增长，反应气体流量加大，炉内的反应气体和炉壁的冷却液带走的热量增加，调压器输出功率越来越大。工艺对还原炉提出的技术要求如图一所示。还原调压器设计必须满足工艺上随直径Φ变化，电压V、电流I和功率P的供电要求。同时，重点考虑高电压的电气结构问题、大电流的电气结构问题、负载电阻变化引起的调节器参数设计问题、调压范围大引起的功率因数低和谐波问题、结构上的环流问题、硅棒碰壁、裂棒检测及断电再上电等辅助功能问题。　　多晶硅还原炉电气系统除了调压器以外还有一套计算机管理、操作系统。它的主要功能是：1.对管辖的所有还原炉电气设备（调压器、变压器、开关柜）进行数字通信。2.对管辖的所有还原炉电气设备的电气数据进行画面显示和曲线记录，并且对所有还原炉电气设备的故障进行画面提示和记录。3.对管辖的所有还原炉电气设备进行画面操作。

碳还原氧化铜原理：在加热的条件下，碳能从氧化铜中夺取氧使氧化铜还原成铜。2CuO+C=2Cu+CO2↑用品：试管、单孔塞、酒精灯、铁架台、木炭、氧化铜、粉笔、石灰水。操作：1．把木炭放在研钵里，研磨成极细的粉末。按1：10的质量比称取木炭和氧化铜，放在研钵里搅拌半分钟，使两者充分研细混均。2．取一段玻管（直径10mm左右），把一端拉细。3．取干燥的15×150mm试管，按图1所示装置。在试管里放2g上述混合物，用干燥的粉笔，沿试管内壁放入，大端跟混合物接触，另一端跟单孔塞接触。4．用酒精灯先均匀加热，然后集中加热反应物。5．随着反应的进行。澄清的石灰水变浑浊，说明生成了二氧化碳。6．当反应放出的热量足以维持反应的进行时，管底的反应物开始发红。这时移去酒精灯，剧烈的放热反应在几秒钟内很快蔓延到管内所有反应物，使它发生红光。7．反应停止后，生成的铜在二氧化碳气氛中逐渐冷却到室温时，取出金属铜粒。备注：1．本实验用酒精灯加热，只需3~4min，就能生成较大的铜粒，实验现象明显。2．反应物木炭和氧化铜的用量比是做好本实验的关键之一。3．本实验所用的氧化铜中20%为工业品，80%为化学纯。如果全部用工业品，生成物中含有较多的氧化亚铜。如果全部用化学纯氧化铜，虽能生成铜粒，但需要高温，而且时间较长。4．所用的木炭和氧化铜都要烘干。5．本实验的装置中，把一端拉细的粗玻管装在石灰水液面的目的有两个：防止反应完毕因试管冷却而石灰水倒吸；保证还原出来的铜在未冷却前保持在二氧化碳的气氛中，不致被空气氧化。6．用粉笔是为了防止反应剧烈时，混合物冲出，如果一支不够，可以放两支。。 

铁矿石(烧结矿及球团矿)在低温还原过程中发生碎裂粉化的特性。在高炉炼铁过程中，当铁矿石进入高炉后，炉料下降到400～600℃的区间，在这里受到来自高炉下部的煤气的还原作用，会发生不同程度的碎裂粉化。严重时则影响高炉上部料柱的透气性，破坏炉况顺行。铁矿石这种性能的强弱以低温还原粉化指数(RDI)来表示，或称LTB(LowTempera-ture Break-down)。 低温还原粉化的根本原因是矿石中的Fe2O3在低温(400～600℃)还原时，由赤铁矿变成磁铁矿发生了晶格的变化，前者为三方晶系六方晶格，而后者为等轴晶系立方晶格，还原造成了晶格的扭曲，产生极大的内应力，导致铁矿石在机械力作用下碎裂粉化。影响铁矿石(烧结矿及球团矿)低温还原粉化性能的因素有矿石的种类、Fe2O3的结晶形态、人造富矿的碱度、还原温度及铁矿石中的其他元素的含量。 检验方法　　铁矿石低温还原粉化性的强弱已有国际标准化组织(ISO)制订的“铁矿石—低温粉化试验—静态还原后使用冷转鼓的方法”以及各国制订的方法进行检验，这些方法大同小异，可分为静态检验和动态检验法。 静态检验法主要有以下3种： (1)ISO检验方法。(ISO4696—1984)检验设备与测定铁矿石还原性的设备相同。试样粒度为10～12.5mm、质量为500g。在还原煤气成分为CO20%，CO220%，H22%及N258%，允许杂质含量O2 (2)日本钢铁厂的检验方法。先将试样在还原性检验装置(见铁矿石还原性)中进行还原试验。试样粒度：矿石、烧结矿为19～22.4mm，球团矿为10～12.5mm，质量500g，在还原煤气成分为CO30%、N270%，流量为15L/min，温度为500℃的条件下还原30min。然后把还原后的试样装入标准转鼓(φ130mm×200mm)，以30r/min速度转动30min后对试样进行筛分，以小于3mm粒级的质量与还原后入转鼓前试样总质量之比的百分数作为低温还原粉化率，以RDI( (3)中国国家标准(GB/T13242—91)检验方法所使用的装置及工艺参数，与铁矿石还原性检测方法基本相同。但还原温度为500℃±10℃，还原时间为60min，还原气体成分为CO20%，CO220%，N260%;H2的浓度 动态检验法主要有以下3种： (1)国际标准化组织检验方法(ISO/DP4697)，使用标准转鼓(φ130mm×200mm)，内设4个挡板(高20mm，厚2mm);(图2)试样粒度10～12.5mm，质量500g，在还原气体成分为CO20%、CO220%、H22%及N258%，允许杂质含量为O2 (2)德国奥特弗莱森(Othfresen)研究协会检验方法。使用非标准转鼓(φ150mm×500mm)，内有4个挡板(高20mm)，转鼓速度10r/min。试样粒度：烧结矿12.5～16mm，矿石和球团矿10～12.5mm;还原气体成分为CO24%、CO216%、N260%，流量15L/min，其他作业参数和粉化指数表示法，与ISO/DP4697相同。 (3)前苏联国家标准检验方法(ГОСТ19575—84)。使用非标准转鼓(φ145mm×500mm)，内有4个挡板(高20mm)，置于长1100mm，内径240mm的电炉内，转鼓转速10r/min。试样粒度10～15mm，质量500g，还原气体成分为CO35%及N265%，允许杂质含量为H20.5%、O20.1%和H2O0.2%，流量15L/min。采用升温加热制度：开始以15℃/min升温至600℃，共40min，以后以1.43℃/min升温至800℃，共2h20min。以小于10mm、5～0.5mm和小于0.5mm粒级的质量分别与试样总质量之百分比作为还原强度指数、还原粉化指数及还原磨损指数。 静态法在设备上可与还原性检验方法使用同一装置，转鼓检验在常温条件下进行，工作条件好，容易密封;在操作上还原反应管温度分布均匀，温度测量点更接近实际，试验结果稳定误差较小。动态法的优点是还原与转鼓在同一装置内完成，操作简单。两种方法的检验结果具有密切相关关系，然而不论静态或动态法的检验结果只具有相对意义，与高炉内实际取样的结果有定性的相关关系，但绝对值相差甚大。1980年中国包头钢铁公司55m3高炉炉身取样表明：太原钢铁公司烧结矿的低温还原粉化率(<3mm)为9.89%，包头钢铁公司烧结矿为8.41%，而按日本钢铁厂检验方法检验所得RDI值分别为27.1%及21.9%。升温法所得的还原粉化率比通行的恒温法更接近于生产实际。

一般常用来还原氧化铜的还原剂有氢气H2、一氧化碳CO、碳C，他们都是非 金属 元素，而我们同样也可以用一种 金属 来还原氧化铜，例如铁还原氧化铜。铁还原氧化铜需在高温真空的条件下，会发生置换反应，把 金属 铜置换出来。2Fe+3CuO=3Cu+Fe2O3铁和氧化铜的反应中，铁作还原剂，氧化铜做氧化剂，类似于氢气还原氧化铜的实验原理。那为什么反应的生成物是氧化铁，而不是氧化亚铁或四氧化三铁呢？这是因为氧化亚铁的化学稳定性差，而四氧化三铁只有在高温煅烧时才会生成。并不是所有的 金属 都可以和氧化铜发生置换反应，选用的 金属 有一个要求，该 金属 活性要在 金属 铜之前。K、Ca、Na、Mg、Al、Zn、Fe、Sn、Pb、(H)、Cu。。。

在稀土精矿的生产上存在两大问题，严重影响了包头稀土 产业 的可持续发展。　　第一个是稀土精矿品位，产品单一，处理工艺也比较单一，稀土选矿厂生产的大部分是50%REO的精矿，处理工艺也是单一的浓硫酸焙烧工艺，给地区环境造成较大影响，黄河附近的稀土冶炼企业威胁黄河水源，处于半停产和全体等待迁徙的境地。如果稀土精矿品位提高到55%或60%以上，则从工艺上进行改变，就可从根本上改进和解决稀土冶炼企业的三废对环境带来的不利影响，因此改变稀土精矿产品结构，生产高品位稀土精矿是一项紧急和迫切的任务。　　第二个是稀土回收率太低，目前，用包头资源生产稀土精矿的选矿厂回收率不高，大部分选矿厂实际回收率都不超过60%，有的还要低，远远低于四川和美国同类选矿厂的水平，因此，提高包头资源稀土精矿回收率就更具有特殊的意义。其一是集中回收稀土矿物，使铁精矿的质量和回收率得到提高。由于铁精矿中的磷、氟严重影响了钢铁冶炼，铁的选矿回收率往往也是受到稀土矿物、萤石矿物等的影响，提高稀土精矿回收率对解决包头资源的全面综合利用具有重要的意义；其二是钍的回收利用得到保证，因为包头资源中的钍主要集于稀土矿物中，或者说绝大部分钍与稀土共生于稀土矿物中，要回收钍必须从稀土冶炼过程中回收，稀土回收率提高了，钍的回收率也提高了。而钍被认为是解决未来核能发电的长期核燃料来源，因此，提高稀土精矿回收率对钍的回收利用也具重要意义。其三是对放射性钍元素的环境影响也有很大的积极帮助，钍集中回收和利用，避免了放射性钍元素的扩散并避免对其他产品、空气、水源等造成污染和影响。在进行工业生产试验，本试验的目的就是既要提高稀土精矿品位，又要同时提高回收率。用不同工艺生产稀土精矿品位53%和59%的产品，回收率分别达到84%和90%以上，而且由于精矿品位和回收率的大幅提高，产品档次提高，生产效率提高，使选矿的经济效益大幅增长。这次提高稀土精矿品位和回收率的试验是在选矿闭路串级理论的基础上进行的，而这一理论又是在稀土萃取串级理论的基础上完成的，根据这一理论，对某一种选矿体系，可以通过计算和设计来达到我们人为要想达到的技术指标，这一理论的应用已经得到实验的证实，如能推广应用，对提高矿产品的质量和回收率是很有意义的，对矿产资源的节约利用和发展循环经济也将具有重要的意义。更多有关稀土精矿的内容请查阅上海 有色 网

锌是微量元素的一种，在人体内的含量以及每天所需摄入量都很少，但对机体的性发育、性功能、生殖细胞的生成却能起到举足轻重的作用，故有&ldquo;生命的火花&rdquo;与&ldquo;婚姻和谐素&rdquo;之称。人体正常含锌量为2-3克。绝大部分组织中都有极微量的锌分布，其中肝脏、肌肉和骨骼中含量较高。锌是体内数十种酶的主要成分。锌缺乏时全身各系统都会受到不良影响。尤其对青春期性腺成熟的影响更为直接。概况锌精矿一般是由铅锌矿或含锌矿石经破碎、球磨、泡沫浮选等工艺而生产出的达到国家标准的含锌量较高的矿石。锌 是一种常用有色金属,是古代铜、锡、铅、金、银、汞、锌等7种有色金属中提炼最晚的一种,金属锌具蓝白色，硬度2.0，熔点419.5℃，沸点911℃，加热至100～150℃时，具有良好压性，压延后比重7.19。锌能与多种有色金属制成合金，其中最主要的是锌与铜、锡、铅等组成的黄铜等，还可与铝、镁、铜等组成压铸合金。锌主要用于钢铁、冶金、机械、电气、化工、轻工、军事和医药等领域。锌精矿是生产金属锌、锌化合物等的主要原料。金属锌主要是生产铜合金、铅合金、镁合金 、 铅锌合金及锌化合物用于钢铁、冶金、机械、电气、化工、轻工、军事和医药等领域。市场行情由于全球锌精矿增产，特别是中国矿山扩产带来供应增加，2012年全球锌精矿供应首次由短缺转为过剩，过剩数额36.99万吨，受此影响，锌精矿加工费逐渐回升，行业利润格局出现向冶炼环节转移倾向，中国产业洞察网《锌精矿行业当前现状及未来趋势发展预测报告》数据显示2013年全球锌精矿加工费已敲定210.5美元/吨，增幅为10.2%，中国锌精矿加工费从2012年的4247元/吨，上升到了5060元/吨，增幅19.1%。矿产商在TC上的让利有利于提振生产企业热情，中国产业洞察网分析师调研，今年1月中国冶炼企业开工率73.41%，较去年相比维持高位，2月份受春节假期影响开工率略低，但仍能维持在70%上方。资源锌的单一锌矿较少,锌矿资源主要是铅锌矿。中国铅锌矿资源比较丰富，全国除上海、天津、香港外，均有铅锌矿产出。产地有700多处，保有铅总储量3572万吨，居世界第4位；锌储量9384万吨，居世界第4位。从省际比较来看，云南铅储量占全国总储量17%，位居全国榜首；广东、内蒙古、甘肃、江西、湖南、四川次之，探明储量均在200万吨以上。全国锌储量以云南为最，占全国21.8%；内蒙古次之，占13.5%；其他如甘肃、广东、广西、湖南等省(区)的锌矿资源也较丰富，均在600万吨以上。铅锌矿主要分布在滇西兰坪地区、滇川地区、南岭地区、秦岭-祁连山地区以及内蒙古狼山-渣尔泰地区。从矿床类型来看，有与花岗岩有关的花岗岩型(广东连平)、夕卡岩型(湖南水口山)、斑岩型(云南姚安)矿床，有与海相火山有关的矿床(青海锡铁山)，有产于陆相火山岩中的矿床(江西冷水坑和浙江五部铅锌矿)，有产于海相碳酸盐(广东凡口)、泥岩-碎屑岩系中的铅锌矿(甘肃西成铅锌矿)，有产于海相或陆相砂岩和砾岩中的铅锌矿(云南金顶)等。铅锌矿成矿时代从太古宙到新生代皆有，以古生代铅锌矿资源力量丰富。生产工艺与质量指标锌精矿的选矿工艺一般是由铅锌矿或含锌矿石经破碎、球磨、泡沫浮选等工艺,生产出达到国家标准的锌精矿,锌精矿的主要成份根据产品等级规定，锌含量为40--55%。质量指标等 级Zn(%)Cu(%)Pb(%)Fe(%1≧55≦0.8≦1.0≦6.02≧53≦0.8≦1.0≦6.03≧50≦1.0≦1.5≦8.04≧48≦1.0≦1.5≦12.05≧45≦1.5≦2.0≦12.06≧43≦1.5≦2.0≦12.07≧40≦2.0≦2.5≦14.08≧40≦2.0≦2.8≦18.0

铜是人类最早 发现和使用的金属之一，紫红色，比重8.89，熔点1083.4℃。铜及其合金由于导电率和热导率好，抗腐蚀能力强，易加工，抗拉强度和疲劳强度好而被广泛应用，在金属材料消费中仅次于钢铁和铝，成为国计民生和国防工程乃至高新技术领域中不可缺少的基础材料和战略物资。在电气工业、机械工业、化学工业、国防工业等部门具有广泛的用途。铜精矿是低品位的含铜原矿石经过选矿工艺处理达到一定质量指标的精矿， 可直接供冶炼厂炼铜。1)火法冶炼一般是先将含铜百分之几或千分之几的原矿石，通过选矿提高到20－30%，作为铜精矿，在密闭鼓风炉、反射炉、电炉或闪速炉进行造锍熔炼，产出的熔锍（冰铜）接着送入转炉进行吹炼成粗铜，再在另一种反射炉内经过氧化精炼脱杂，或铸成阳极板进行电解，获得品位高达99.9%的电解铜。该流程简短、适应性强，铜的回收率可达95%，但因矿石中的硫在造锍和吹炼两阶段作为二氧化硫废气排出，不易回收，易造成污染。近年来出现如白银法、诺兰达法等熔池熔炼以及日本的三菱法等、火法冶炼逐渐向连续化、自动化发展。2)现代湿法冶炼有硫酸化焙烧－浸出－电积，浸出－萃取－电积，细菌浸出等法，适于低品位复杂矿、氧化铜矿、含铜废矿石的堆浸、槽浸选用或就地浸出。湿法冶炼技术正在逐步推广，预计本世纪末可达总产量的20%，湿法冶炼的推出使铜的冶炼成本大大降低。主要矿物铜是一种典型的亲硫元素，在自然界中主要形成硫化物，只有在强氧化条件下形成氧化物，在还原条件下可形成自然铜。目前，在地壳上已发现铜矿物和含铜矿物约计250多种，主要是硫化物及其类似的化合物和铜的氧化物、自然铜以及铜的硫酸盐、碳酸盐、硅酸盐类等矿物。其中，能够适合目前选冶条件可作为工业矿物原料的有16种。即自然元素：自然铜（含铜近100%）；铜的硫化物：黄铜矿（含铜34.6%，括号指铜含量，下同）、斑铜矿（63.3%）、辉铜矿（79.9%）、铜蓝（66.5%）、方黄铜矿（23.4%）、黝铜矿（46.7%）、砷黝铜矿（52.7%）、

钨属于稀有元素，在地壳中含量仅为0.007%，我国钨（钨精矿）储量约占世界总储量的55%，居首位。华北、西北和西南都有产出，尤其是西起广西，经湖南、广东， 江西，东至福建的南岭山脉一带，钨矿最多。其中又以江西南部最为集中，大小矿山达数百处，大吉山、西华山、岿美山、盘古山等都是世界有名的钨矿山。我国选冶钨矿物原料与国外不同 国外长期以来开发的钨矿，主要是白钨矿，占总生产能力的60%。而我国尽管白钨矿已探明储量376万t，占全国钨矿总储量的71%，但由于一些大型、超大型钨多 金属 矿床的矿石物质成分复杂，嵌布粒度细，选冶技术尚未彻底解决，因而现阶段开采仍以石英脉型黑钨矿为主，占全国采出矿量的90%。 　　性质： 　　钨属亲石元素，主要以钨酸盐的形态存在于伟晶岩和热液矿床中；已知的钨矿约有15种，其中主要有黑钨矿和白钨矿两种。 　　(1)黑钨矿(Fe,Mn)WO4，又名钨锰铁矿，含WO3约76%，呈褐黑色至黑色，显半 金属 光泽，比重为7.1～7.9；属单斜晶系，晶体常呈厚板状，晶面上常有纵纹。黑钨矿常与石英脉共生在一起。 　　(2)白钨矿CaWO4，又名钨酸钙矿，含WO3约80%，常呈灰白色，有时略带浅黄、浅紫、浅褐等色，显金刚光泽或油脂光泽，比重为5.9～6.1；属四方晶系，晶形常呈双锥状，集合体多为不规则粒状或致密块状。白钨矿常与辉钼矿、方铅矿和闪锌矿共生在一起。 　　已知的含钨矿石主要有石英&mdash;黑钨矿矿石，硅卡岩&mdash;白钨矿矿石和砂矿等类型。 　　用途：钨精矿是生产钨铁、钨酸钠、仲钨酸铵（APT）、偏钨酸铵(AMT)等钨化合物的主要原料,其下游产品主要有三氧化钨、蓝色氧化钨、钨粉、碳化钨、硬质合金、钨钢、钨条、钨丝等。 　　生产工艺： 　　钨精矿的选矿工艺一般是由钨矿石(黑钨矿或白钨矿)经破碎、球磨、重选(主要有摇床、跳汰)、浮选、电选、磁选等工艺过程,生产出达到国家标准的黑钨精矿或白钨精矿,钨精矿的主要成份三氧化钨含量可达到65%以上。&nbsp;钨广泛应用于刀刃具、模具等的生产中。这种暴涨主要是供求关系所造成的，而造成这种供求关系的深层次原因，除了包含加工制造业发展因素以外，还有出口过量的因素在内。由于我国的汽车工业、机械加工工业以及采矿业的不断发展， 市场 对硬质合金、高速钢刀刃具的需求正在快速递增，同时对耐震钨丝、钨合金、钨电极等焊接材料的需求也以同样的比例增长。而在供给方面，尽管所有的钨矿点都在高速运转,但今年一季度 产量 仍然不比去年.今年一季度我国钨精矿 产量 为16300吨，比去年同期下降1.6%。