拉丝处理是要在冲压之后再做的，拉丝可根据装修需求，制成直纹、乱纹、螺纹、波纹和旋纹等几种。     直纹拉丝是指在铝板表面用机械磨擦的办法加工出直线纹理。它具有刷除铝板表面划痕和装修铝板表面的两层效果。直纹拉丝有接连丝纹和断续丝纹两种。接连丝纹可用百洁布或不锈钢刷经过对铝板表面进行接连水平直线磨擦(如在有靠现设备的条件下手工技磨或用刨床夹住钢丝刷在铝板上磨刷)获取。改动不锈钢刷的钢丝直径，可取得不同粗细的纹理。断续丝纹一般在刷光机或擦纹机上加工制得。制取原理：选用两组同向旋转的差动轮，上组为快速旋转的磨辊，下组为慢速滚动的胶辊，铝或铝合金板从两组辊轮中经过，被刷出细腻的断续直纹。     乱纹拉丝是在高速工作的铜丝刷下，使铝板前后左右移动磨擦所取得的一种无规则、无显着纹理的亚光丝纹。这种加工，对铝或铝合金板的表面要求较高。     波纹一般在刷光机或擦纹机上制取。使用上组磨辊的轴向运动，在铝或铝合金板表面磨刷，得出波浪式纹理。     旋纹也称旋光，是选用圆柱状毛毡或研石尼龙轮装在钻床上，用火油谐和抛光油膏，对铝或铝合金板表面进行旋转抛磨所获取的一种丝纹。它多用于圆形标牌和小型装修性表盘的装修性加工。     螺纹是用一台在轴上装有圆形毛毡的小电机，将其固定在桌面上，与桌子边缘成60度左右的视点，别的做一个装有固定铝板压茶的拖板，在拖板上贴一条边缘齐直的聚酯薄膜用来约束螺纹竞度。使用毛毡的旋转与拖板的直线移动，在铝板表面旋擦出宽度共同的螺纹纹理。     喷砂处理是为了取得膜光装修或纤细反射面的表面，以契合光泽柔软等特殊规划需求。均匀适度的喷砂处理，基本上也能够战胜铝材表面的常见缺点。     对外观零件，不管是用拉丝仍是喷砂，一般都是需求再做表面氧化处理的。至所以挑选哪种加工工艺，应该是与造型相关要考虑的一个问题，两种工艺可取得的表面质感仍是有不同的。     别的有一种工艺和喷砂挨近，可是用的是一种化学腐蚀的办法进行，俗称化学烂砂处理或许化学砂面腐蚀，尤适用于铝材表面处理，其砂面的均匀性远优于喷砂处理。化学砂面腐蚀分酸性腐蚀和碱性腐蚀。经过不同的腐蚀溶剂和砂面剂能够取得不同的表面颜色和砂粒粗细度。

铅锌是人类从铅锌矿石中提炼出来的较早的金属之一。铅锌广泛用于电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等范畴。此外，铅金属在核工业、石油工业等部分也有较多的用处。在铅锌矿中铅工业矿藏有11种，锌工业矿藏有6种，以方铅矿、闪锌矿最为重要。方铅矿的化学式为PbS，晶体结构为等轴晶系，硫离子成立方最严密堆积，铅离子充填在一切的八面体空地中。新鲜的方铅矿表面具有疏水性,未氧化的方铅矿很易浮选，表面氧化后可浮性下降。黄药或黑药是方铅矿的典型的捕收剂，黄药在方铅矿表面发作化学吸附，白药和乙硫氮也是常用捕收剂，其间丁铵黑药对方铅矿有选择性捕收作用。重铬酸盐是方铅矿的有用按捺剂，但对被Cu2+活化的方铅矿，其按捺作用下降。被重铬酸盐按捺过的方铅矿，很难活化，要用或在酸性介质中，用氯化钠处理后才干活化。不能按捺它的浮选,对方铅矿的可浮性很灵敏，过量硫离子的存在可按捺方铅矿的浮选;二氧化硫、及其盐类、石灰、硫酸锌或与其它药剂协作可以按捺方铅矿的浮选。 闪锌矿的化学式为ZnS，晶体结构为等轴晶系,Zn离子散布于晶胞之角顶及一切面的中心。S坐落晶胞所分红的八个小立方体中的四个小立方体的中心。浓度为4～6×10-5摩尔/升时对活化的闪锌矿有较强的按捺作用，浓度偏高时却使其杰出浮游。其作用机理为：浓度低时与闪锌矿表面活化膜及表面晶格离子反响生成的金属羟基化合物起按捺作用并使黄药脱附，浓度高时则在矿藏表面发作氧化复原反响生成许多元素硫。 可以激烈的按捺闪锌矿,此外硫酸锌、硫代硫酸盐等都可以按捺闪锌矿的浮选。 黄铁矿是地壳中散布最广的硫化物，构成于各种不同的地质条件下，与其他矿藏共生。黄铁矿能在多种安稳场中存在是因为Fe2+的电子构型，使它进入硫离子组成的八面体场中获得了较大的晶体场安稳能及附加吸附能。因此，黄铁矿可构成并安稳于各种不同的地质条件下。 除了黄铁矿的晶体结构、化学组成、表面结构等要素对其可浮性有影响之外,许多研讨也标明，黄铁矿的矿床成矿条件、矿石的构成特色、矿石的结构结构等要素也有影响。石透原对日本十三个不同矿床的黄铁矿的化学分析成果指出，各矿样的S/Fe比值大都在1.93～2.06范围内动摇，S/Fe比愈挨近理论值2，则黄铁矿可浮性愈好。陈说文等对八种不同产地的黄铁矿的可浮性进行了研讨，以为单纯用硫铁比来判别其可浮性有必定的局限性，黄铁矿的可浮性还与其半导体性质及化学组成有关。两者的关系为：S/Fe比高的黄铁矿为N型半导体，其温差电动势为负值，可浮性差，易被Na2S、Ca2+等离子按捺;S/Fe比挨近理论值2者既可能是P型也可能是N型半导体，在酸性介质中可浮性好，在碱性介质中可浮性差;S/Fe比值低的黄铁矿为P型半导体，温差电动势大，在碱性介质中可浮性好，难以被Na2S、Ca2+等按捺，但在酸性介质中可浮性差。 短链黄药是黄铁矿的传统捕收剂，其疏水产品为双黄药。在黄药作用下，黄铁矿在pH小于6的酸性介质中易浮,但pH为6～7间有不同研讨标明其可浮性变差或更好浮。凌竞宏等研讨则标明这一现象和矿样处理方式有关。在碱性条件下，黄铁矿可浮性跟着pH值的升高而下降。 黄铁矿的活化剂一般运用硫酸，此外也可用Na2CO3或CO2来活化。作用机理为：其一是下降溶液pH值，使黄铁矿表面Ca2+、Fe2+、Fe3+等离子构成络合物或难溶盐从黄铁矿表面脱附而进入溶液，康复黄铁矿的新鲜表面;其二是因为活化剂的存在使黄铁矿表面难以被氧化，然后被按捺的黄铁矿得以活化而上浮。当黄铁矿表面氧化较深时，可被Cu2+活化。其机理为Cu2+可替代黄铁矿晶格中的Fe2+使表面生成含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附作用;但当黄铁矿吸附捕收剂或遭到石灰按捺较深时，则需在酸性介质中或经酸清洗后方可被CuSO4活化。 3.2铅锌浮选捕收剂 铅锌矿的常用捕收剂有： 1、黄药类这类药剂包含黄药、黄药酯等。 2.硫氮类，如乙硫氮，其捕收才能较黄药强。它对方铅矿、黄铜矿的捕收才能强，对黄铁矿捕收才能校弱，选择性好，浮选速度较快，用处比黄药少。对硫化矿的粗粒这生体有较强的捕收比它用于铜铅硫比矿分选时，可以得到比黄药更好的分选作用。 3.黑药类 黑药是硫化矿的有用捕收剂，其捕收才能较黄药弱，同一金属离子的二烃基二硫代磷酸盐的溶解度积均较相应离子的大。黑药有起泡性。 工业常用黑药有：25号黑药、丁铵黑药、胺黑药、环烷黑药。其间丁铵黑药(二丁基二硫代磷酸铵)为白色粉末，易溶于水，潮解后变黑，有必定起泡性，适用于铜、铅、锌、镍等硫化矿的浮选。弱碱性矿浆中对黄铁矿和磁黄铁矿的捕收才能较弱，对方铅矿的捕收才能较强。 3.3铅锌浮选调整剂 调整剂按其在浮选进程中的作用可分为：按捺剂、活化剂、介质pH调理剂、矿泥分散剂、凝聚剂和续凝剂。 调控剂包含各种无机化合物(如盐、碱和酸)、有机化合物。同一种药剂，在不同的浮选条件下，往往起不同的作用。 一、按捺剂 1.石灰石灰(CaO)有激烈的吸水性，与水作用生成消石灰Ca(0H)2。它难溶于水，是一种强碱，参加浮选矿浆中的反响如下： CaO+H2O=Ca(OH)2 Ca(OH)2=CaOH++OH- CaOH+=Ca2++0H- 石灰常用于进步矿浆PH值，按捺硫化铁矿藏。在硫化铜、铅、锌矿石中，常伴生有硫化铁矿(黄铁矿、磁黄铁矿和白铁矿、硫砷铁矿(如毒砂)，为了更优点浮选铜、铅、锌矿藏，常要加石灰按捺硫化铁矿藏。 石灰对方铅矿，特别是表面略有氧化的方铅矿，有按捺作用。因此，从多金属硫化矿中浮选方铅矿时，常选用碳酸钠调理矿浆pH。假如因为黄铁矿含量较高，有必要用石灰调理矿浆pH时，应留意操控石灰的用量。 石灰对起泡剂的起泡才能有影响，如松醉油类起袍剂的起泡才能，随PH的升高而增大，酚类起泡剂的起泡才能，则随pH的升高而下降。 石灰自身又是一种凝聚剂，能使矿桨中微细颗粒凝聚。因此，当石灰用最适其时，浮选泡沫可坚持必定的粘度;当用量过大时，将促进微细矿粒凝聚，而使泡沫粘结胀大，影响浮选进程的正常进行。 2.(NaCN、KCN)是铅锌分选时的有用按捺剂。首要是和，也有用的。 是强碱弱酸生成的盐，它在矿浆个水解，生成HCN和CN- KCN=K++CN- CN+H2O=HCN++OH- 由上述平衡式看出，碱性矿浆中，CN-浓度进步，有利于按捺。如pH下降，构成HCN(氢酸)使按捺作用下降。因此，运用，有必要坚持矿浆的碱性。 是剧毒的药剂，多年来一直在进行无或少按捺剂的研讨。 3.硫酸锌 硫酸锌其纯品为白色晶体，易溶于水，是闪锌矿的按捺剂，一般在碱性矿浆中它才有按捺作用，矿浆pH愈高，其按捺作用愈显着。硫酸锌在水中发作下列反响： ZnSO4=Zn2++SO42- Zn2++2H20=Zn(OH)2+2H+ Zn(OH)2为**化合物，溶于酸生成盐 Zn(OH)2+H2S04=ZnSO4+2H2O 在碱性介质中，得到HZnO2-和ZnO22-。它们吸附于矿藏增强了矿藏表面的亲水性。 Zn(OH)2+NaOH=NaHZnO2+H2O Zn(OH)2+2NaOH=Na2ZnO2+2H2O 硫酸锌独自运用时，共按捺作用较差，一般与、、盐或硫代硫酸盐、碳酸钠等协作运用。 硫酸锌和联合运用，可加强对闪锌矿的按捺作用。一般常用的份额为：：硫酸锌=1:2—5。此刻，CN-和Zn2+构成胶体Zn(CN)2沉积。 4.、盐、S02气体等 、盐、二氧化硫气体这类药剂包含二氧化硫(SO2)、(H2S03)、钠和硫代硫酸钠等。 二氧化硫溶于水生成： S02十H2O=H2S03 二氧化硫在水中的溶解度随温度的升高而下降，18℃时，用水吸收，其间的浓度为1.2%;温度升高到30℃时，的浓度为0.6%。及其盐具有强复原性，故不安稳。可以和许多金属离子构成酸式盐、氢盐或正盐(盐)，除碱金属正盐易溶于水外，其他金属的正盐均微溶于水。在水平分二步解离，溶液中H2SO3、HSO3-和SO32-的浓度，取决于溶液的pH值。运用盐浮选时，矿桨PH常操控在5—7的范围内。此刻，起按捺作用的首要是HSO3-。二氧化硫及(盐)首要用于按捺黄铁矿、闪锌矿。用溶解有二氧化硫的石灰构成的弱酸性矿桨(pH=5—7)，或许运用二氧化硫与硫酸锌、硫酸亚铁、硫酸铁等联协作按捺剂。此刻方铅矿、黄铁矿、闪锌矿遭到按捺，被按捺的闪锌矿，用少数硫酸铜即可活化。还可以用硫代硫酸钠、焦钠替代盐)，按捺闪锌矿和黄铁矿。 关于被铜离子激烈活化的闪锌矿，只用盐其按捺作用较差。此刻,假如一起增加硫酸锌，或，则可以增强按捺作用。盐在矿浆中易于氧化失效，因此，其按捺作用有时刻性。为使进程安稳，一般选用分段增加的办法。 5.起泡剂 起泡剂应是异极性的有机物质，极性基亲水，非极性基亲气，使起泡剂分子在空气与水的界面上发作定向摆放，大部分起泡剂是表面活性物质，可以激烈地下降水的表面张力。同一系列的有机表面活性剂表顶活性按“三分之一”的规则递加，此即所谓“特芳贝定则”。起泡剂应有恰当的溶解度。起泡剂的溶解度，对起泡性能及构成气泡的特性有很大的影响，如溶解度很高，则耗药量大，或敏捷发作许多泡沫，但不能耐久，当溶解度过低冰来不及溶解，随泡沫丢失，或起泡速度缓慢，连续时刻校长，难于操控。

铟矿藏多伴生在有色金属硫化矿藏中，特别是硫化锌矿，其次是方铅矿、氧化铅矿、锡矿、硫化铜矿和硫化锑矿等。虽然在一些有色金属精矿中铟得到开始富集，但因为铟档次低，一般不行直接作为提铟质料。而上述有色金属精矿经过冶炼或高炉炼铁后得到的粗锌、粗铅、炉渣、浸出渣、溶液、烟尘、合金、阳极泥等是提铟的首要质料。 铟的提取工艺以萃取-电解法为主，这也是如今世界上铟出产的干流工艺技能。其准则工艺流程是：含铟质料→富集→化学溶解→净化→萃取→反萃取→锌(铝)置换→海绵铟→电解精粹→精铟。 铟大都与其性质类似的锌、铅、铜和锡等共生，现已发现有天然铟、硫铟铁矿(FeIn2S4)、硫铟铜矿(CuInS2)、硫铜锌铟矿[(Cu，Zn，Fe)3(In，Sn)S4]和羟铟矿[In(OH)3]等5种含铟矿藏。铟在硫化矿中的含量最高，闪锌矿是首要工业来历，铜矿、方铅矿、黄锡矿与锡石也含有较高的铟，但因为产值很少，十分涣散，不能作为直接出产铟的质料，一般是从锌、铅、锡等重金属冶炼的副产品中收回出产。因为稀散金属离子在化学性质上有许多类似之处，构成别离、富集、收回上的困难，近年来，跟着铟需求量不断添加，关于铟的富集、收回进行了许多的研讨。 世界上铟产值的90%来自铅锌冶炼厂的副产品。铟的冶炼收回办法首要是从铜、铅、锌的冶炼浮渣、熔渣及阳极泥中经过富集加以收回。依据收回质料的来历及含铟量的不同，使用不同的提取工艺，到达最佳装备和最大收益。常用的工艺技能有氧化造渣、金属置换、电解富集、酸浸萃取、萃取电解、离子交换、电解精粹等。当时较为广泛使用的是溶剂萃取法，它是一种高效别离提取工艺。离子交换法用于铟的收回，还未见工业化的报导。在从较难蒸发的锡和铜内别离铟的过程中，铟大都会集在烟道灰和浮渣内。在蒸发性的锌和镉中别离时，铟则富集于炉渣及滤渣内。出产铟的办法虽然有多种，可是据有关资料报导，现在最常见、并且卓有成效合适于工业出产开展需要的办法有下列几种： 1.从炼锌副产品中收回铟 日本同和矿业公司以炼锌中发生的净液残渣作为质料，先别离和浸出，脱铜、脱铝，除掉质猜中与镓铟性质类似的重金属，然后在富集镓铟的溶液中参加，混合拌和，调整酸度之后，再用醚萃取铟，使它和镓及其它金属别离。最终用水反萃出铟，再经置换，熔融和电解。在每次电解中需调整电流密度和电解液的酸度，以除掉微量的镉、锡和铝等，出产出4 N以上的金属铟。此外，铟的挑选性别离法是把铅、锌冶炼过程中发生的含有微量的铟烟尘、阳极泥等各种残渣以及电解排出液作为质料，选用含萃取剂二(2-乙基己基)酯的有机溶剂，于pH小于1.0的条件下，对含铟及其它金属的硫酸溶液萃取，然后用在30-700C进行反萃，然后挑选性别离铟。其萃取铟的功率可高达98%以上。 2.硬锌真空蒸馏提锌和富集锗铟银 “硬锌真空蒸馏提锌和富集锗铟银”项目归于材料学科，冶金技能领域科研项目。硬锌是粗锌火法精馏过程中产出的一种中间产品，是由粗锌中的高沸点物质组成，其首要是以锌铅铁砷为主体并含有锗铟银等元素的多元合金。硬锌的产出率约占粗锌处理量的4%。由昆明理工大学中国工程院院士戴永年等人掌管研讨的“硬锌真空蒸馏提锌和富集锗铟银”项目获得了2003年度国家技能创造奖二等奖。 该技能用“真空蒸馏法提锌和富集锗铟银”的新流程及新工艺，并成功地研发了与该工艺流程配套的出产设备，打破了惯例的在现有出产技能上进行技能改造的传统做法，获得了成功。有关专家点评道，该创造工艺属国内首创，且安全可靠，操作便利，无“三废”污染，属“绿色冶金”新技能，契合国家所倡议的资源归纳利用的可持续开展战略，具有新颖性、创造性和实用性。 3.从矿渣中收回金属铟 从锑、锌矿渣中收回金属铟一般选用酸化浸出-萃取法。在其他矿渣中如铁矾渣、铜渣等也含有稀散金属铟。冰铜冶炼转炉吹炼得到的铜渣中铟含量达0.6%～0.95%，具有较大的收回价值。从铁矾渣中富集、收回铟可选用复原蒸发处理和萃取提铟新工艺，将铁矾渣在高温下用炭复原，并参加某助剂使铟从渣中蒸发出来，构成富铟物料，再进行浸出-萃取-电积，可得到纯度为99.99%的高纯铟，铟收回率大于80%，一起处理了铁矾渣的污染问题。 4.从烟灰中收回金属铟 冶炼烟灰中首要含有锌、铅、铜和铁等金属，一起含有少数铟。铟在冶炼烟灰中首要以In2O3，In2S3和In2(SO4)3等物相存在。从冶炼烟灰中收回铟首要选用酸浸—溶剂萃取法。株洲冶炼集团选用硫酸直接浸出—萃取法从铅浮渣反射炉烟尘中提取铟，在200g?L-1硫酸溶液中浸出，铟的浸出率为90%，用P204作萃取剂，恰当条件下溶液中铟的萃取率可达85%，用HCl作反萃剂，反萃率在95%以上。在酸浸过程中参加NaCl有利于进一步进步铟的浸出率。对铅烟灰进行酸化焙烧—水浸，铟浸出率进步到88%以上。在萃取过程中选用P204水平箱萃取法，铟的萃取率从90%进步到95%。 5.从废水中收回金属铟 1)萃取法 在铟的富集与收回中，萃取是重要的办法，萃取剂包含二(2一乙基己基)(HDEHP、P204)，P5708、P507D、P350、PV?HQPF、Cyanex923、TR-PO、TBP和石油亚砜等。 2)离子交换法 萃淋树脂具有萃取剂流量少，柱负载量高，传质性能好等长处，广泛使用于别离工程。 3)液 液膜别离法是一种高效、快速、节能的高新别离技能。以P291为活动载体，L113A为表面活性剂，液体石腊为膜增强剂，火油为膜溶剂，硫酸和硫酸肼水溶液为内相试剂，用该乳状液膜系统对铟进行别离富集。 6.从合金中收回金属铟 以铅、锡等为主体的多元合金及金属化合物，含有铟、锗等有价金属，可选用碱熔、酸浸的办法收回铟、锗等有价金属。如电炉底铅是以铅、锡等为主体的多元合金及金属化合物，往电炉底铅中参加NaOH，进行碱熔和碱煮，将细浸出渣酸浸，两段酸浸的铟总浸出率达99%，铟直收率达84.3%。 我国铟的提取工艺在上世纪90年代初获得打破，在有色金属工业快速开展的大布景下，铟的提取工艺遍及十分快，特别是铟价高涨之后，铟的归纳收回遭到厂商的遍及注重，国内科研单位和出产厂商针对各种含铟物料的提铟工艺又获得长足进展，因而我国铟产值增加敏捷。首要出产供应商工艺特色在于针对不同的含铟质料采纳不同的开始富集办法和溶解技能，再依据介质状况挑选合适的萃取剂。如华锡集团和柳州铟泰科技有限责任公司提铟质料为含铟量大约0.2%的炼锌铁钒渣;葫芦岛锌厂、韶关华力公司、韶关冶炼厂则是从含铟2%～3%的硬锌块中提铟;株洲冶炼厂用置换渣(铟2%～3%)作为提铟质料;柳州锌品公司从出产立德粉的浸出渣(含铟0.2%)中提炼。

从铜矿中开采出来的铜矿石，经过选矿成为含铜品位较高的铜精矿或者说是铜矿砂，铜精矿需要经过冶炼提成,才能成为精铜及铜制品。　　目前，世界上铜的冶炼方式主要有两种：即火法冶炼与湿法冶炼(SX-EX)　　　1. 火法:　　通过熔融冶炼和电解精火炼生产出阴极铜，也即电解铜，一般适于高品位的硫化铜矿。　　　除了铜精矿之外,废铜做为精炼铜的主要原料之一，包括旧废铜和新废铜，旧废铜来自旧设备和旧机器，废弃的楼房和地下管道；新废铜来自加工厂弃掉的铜屑(铜材的产出比为50%左右),一般废铜供应较稳定，废铜可以分为：裸杂铜:品位在90%以上；黄杂铜(电线):含铜物料(旧马达、电路板)；由废铜和其他类似材料生产出的铜，也称为再生铜。　　　2.湿法:　　　一船适于低品位的氧化铜，生产出的精铜称为电积铜。　　3. 火法和湿法两种工艺的特点　　比较火法和湿法两种铜的生产工艺，有如下特点：　　(1)后者的冶炼设备更简单，但杂质含量较高，是前者的有益补充。　　(2) 后者有局限性，受制于矿石的品位及类型。　　(3) 前者的成本约在70-80美分/磅(约合1540-1760美元/吨)，后者仅为30-40美分/磅(约合660-880美元/吨)。　　可见，湿法冶炼技术具有相当大的优越性，但其适用范围却有局限性，并不是所有铜矿的冶炼都可采用该种工艺。不过通过技术改良，这几年已经有越来越多的国家，包括美国、智利、加拿大、澳大利亚、墨西哥及秘鲁等，将该工艺应用于更多的铜矿冶炼上。湿法冶炼技术的提高及应用的推广，降低了铜的生产成本，提高了铜矿产能，短期内增加了社会资源供给，造成社会总供给的相对过剩，对价格有拉动作用。1997年铜的期价由1996年的2600美元/吨高位跌至目前1998年11月的1600美元/吨左右，与湿法冶炼工艺比重的大大提高导致大量低成本铜上市有着直接的关系。　　目前由于铜的平均生产成本在1400-1600美元/吨(64-73美分/磅)，期价下跌是价格向价值的合理回归，随着冶炼工艺中其比重的不断增加，铜的价格走向将会受到越来越深远的影响。据报道，目前湿法炼铜最低成本只有20美分/磅(合450美元/吨)，最高77美分/磅(合1697.5美元/吨)，平均约低于50美分/磅(合1100美元/吨)。需要指出的是，在1995年湿法炼铜的平均生产成本还只有39美分/磅，近来湿法炼铜平均生产成本有所上升，主要是由于湿法炼铜工艺推广到了处理铜的硫化矿物的缘故。湿法炼铜工艺较适合处理铜的氧化矿物和贫矿，而处理硫化矿物及较富矿石时，或当矿山地处寒冷地区，采用湿法炼铜工艺，其生产成本亦较高，多在50美分/磅以上。　　中国自70年代开始研究从低品位铜矿中提取铜技术，1983年建立了第一座湿法冶炼铜的工厂，年产120吨，近来由于引进了国外优良的铜莘取剂，加上地方铜工业的发展，现在已建成了几十座小型的湿法冶炼厂，规模从几百到2000吨不等，但年产铜仅1.5万吨，这与我国年产精炼铜100万吨的规模相比远远不够。目前我国铜的生产成本大约在18500元左右，远远高于世界平均水平1477美元(67美分)。"95"期间国家计委和中国有色金属工业总公司把湿法冶炼项目列为重点攻关项目，在德兴铜矿、玉龙铜矿、大冶铜录山铜矿等地建几个示范工厂，经过几年努力，估计至本世纪末我国的湿法技术会有较大发展，届时年产能估计可达5万吨以上。　　据统计，1980年湿法炼铜的精铜产量占世界精铜产量的2.5%，1994年该比重提高到10%，1997估计提高到18%预计最终湿法产铜的比例将提高到25-35%之间。　　单位：万吨1980199419971998湿法产铜比重2．5%10%18%20-25%湿法产铜量24108172．3225

拉丝处理是要在冲压之后再做的，拉丝可根据装修需求，制成直纹、乱纹、螺纹、波纹和旋纹等几种。 　　直纹拉丝是指在铝板表面用机械磨擦的办法加工出直线纹理。它具有刷除铝板表面划痕和装修铝板表面的两层效果。直纹拉丝有接连丝纹和断续丝纹两种。接连丝纹可用百洁布或不锈钢刷经过对铝板表面进行接连水平直线磨擦（如在有靠现设备的条件下手工技磨或用刨床夹住钢丝刷在铝板获取。改动不锈钢刷的钢丝直径，可取得不同粗细的纹理。断续丝纹一般在刷光机或擦纹机上加工制得。制取原理：选用两组同向旋转的差动轮，上组为快速旋转的磨辊，下组为慢速滚动的胶辊，铝或铝合金板从两组辊轮中经过，被刷出细腻的断续直纹。 　　乱纹拉丝是在高速工作的铜丝刷下，使铝板前后左右移动磨擦所取得的一种无规则、无显着纹理的亚光丝纹。这种加工，对铝或铝合金板的表面要求较高。 　　波纹一般在刷光机或擦纹机上制取。使用上组磨辊的轴向运动，在铝或铝合金板表面磨刷，得出波浪式纹理。 　　旋纹也称旋光，是选用圆柱状毛毡或研石尼龙轮装在钻床上，用火油谐和抛光油膏，对铝或铝合金板表面进行旋转抛磨所获取的一种丝纹。它多用于圆形标牌和小型装修性表盘的装修性加工。 　　螺纹是用一台在轴上装有圆形毛毡的小电机，将其固定在桌面上，与桌子边缘成60度左右的视点，别的做一个装有固定铝板压茶的拖板，在拖板上贴一条边缘齐直的聚酯薄膜用来约束螺纹竞度。使用毛毡的旋转与拖板的直线移动，在铝板表面旋擦出宽度共同的螺纹纹理。 　　喷砂处理是为了取得膜光装修或纤细反射面的表面，以契合光泽柔软等特殊规划需求。均匀适度的喷砂处理，基本上也能够战胜铝材表面的常见缺点。 　　对外观零件，不管是用拉丝仍是喷砂，一般都是需求再做表面氧化处理的。至所以挑选哪种加工工艺，应该是与造型相关要考虑的一个问题，两种工艺可取得的表面质感仍是有不同的。 　　别的有一种工艺和喷砂挨近，可是用的是一种化学腐蚀的办法进行，俗称化学烂砂处理或许化学砂面腐蚀，尤适用于铝材表面处理，其砂面的均匀性远优于喷砂处理。化学砂面腐蚀分酸性腐蚀和碱性腐蚀。 经过不同的腐蚀溶剂和砂面剂能够取得不同的表面颜色和砂粒粗细度。

铟矿藏多伴生在有色金属硫化矿藏中，特别是硫化锌矿，其次是方铅矿、氧化铅矿、锡矿、硫化铜矿和硫化锑矿等。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。虽然在一些有色金属精矿中铟得到开始富集，但因为铟档次低，一般不行直接作为提铟质料。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。而上述有色金属精矿经过冶炼或高炉炼铁后得到的粗锌、粗铅、炉渣、浸出渣、溶液、烟尘、合金、阳极泥等是提铟的首要质料。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。 铟的提取工艺以萃取-电解法为主，这也是如今世界上铟出产的干流工艺技能。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。其准则工艺流程是：含铟质料→富集→化学溶解→净化→萃取→反萃取→锌(铝)置换→海绵铟→电解精粹→精铟。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。 铟大都与其性质类似的锌、铅、铜和锡等共生，现已发现有天然铟、硫铟铁矿(FeIn2S4)、硫铟铜矿(CuInS2)、硫铜锌铟矿[(Cu，Zn，Fe)3(In，Sn)S4]和羟铟矿[In(OH)3]等5种含铟矿藏。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。铟在硫化矿中的含量最高，闪锌矿是首要工业来历，铜矿、方铅矿、黄锡矿与锡石也含有较高的铟，但因为产值很少，十分涣散，不能作为直接出产铟的质料，一般是从锌、铅、锡等重金属冶炼的副产品中收回出产。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。因为稀散金属离子在化学性质上有许多类似之处，构成别离、富集、收回上的困难，近年来，跟着铟需求量不断添加，关于铟的富集、收回进行了许多的研讨。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。 世界上铟产值的90%来自铅锌冶炼厂的副产品。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。铟的冶炼收回办法首要是从铜、铅、锌的冶炼浮渣、熔渣及阳极泥中经过富集加以收回。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。依据收回质料的来历及含铟量的不同，使用不同的提取工艺，到达最佳装备和最大收益。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。常用的工艺技能有氧化造渣、金属置换、电解富集、酸浸萃取、萃取电解、离子交换、电解精粹等。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。当时较为广泛使用的是溶剂萃取法，它是一种高效别离提取工艺。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。离子交换法用于铟的收回，还未见工业化的报导。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。在从较难蒸发的锡和铜内别离铟的过程中，铟大都会集在烟道灰和浮渣内。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。在蒸发性的锌和镉中别离时，铟则富集于炉渣及滤渣内。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。出产铟的办法虽然有多种，可是据有关资料报导，现在最常见、并且卓有成效合适于工业出产开展需要的办法有下列几种： 1.从炼锌副产品中收回铟 日本同和矿业公司以炼锌中发生的净液残渣作为质料，先别离和浸出，脱铜、脱铝，除掉质猜中与镓铟性质类似的重金属，然后在富集镓铟的溶液中参加，混合拌和，调整酸度之后，再用醚萃取铟，使它和镓及其它金属别离。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。最终用水反萃出铟，再经置换，熔融和电解。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。在每次电解中需调整电流密度和电解液的酸度，以除掉微量的镉、锡和铝等，出产出4 N以上的金属铟。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。此外，铟的挑选性别离法是把铅、锌冶炼过程中发生的含有微量的铟烟尘、阳极泥等各种残渣以及电解排出液作为质料，选用含萃取剂二(2-乙基己基)酯的有机溶剂，于pH小于1.0的条件下，对含铟及其它金属的硫酸溶液萃取，然后用在30-700C进行反萃，然后挑选性别离铟。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。其萃取铟的功率可高达98%以上。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。 2.硬锌真空蒸馏提锌和富集锗铟银 “硬锌真空蒸馏提锌和富集锗铟银”项目归于材料学科，冶金技能领域科研项目。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。硬锌是粗锌火法精馏过程中产出的一种中间产品，是由粗锌中的高沸点物质组成，其首要是以锌铅铁砷为主体并含有锗铟银等元素的多元合金。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。硬锌的产出率约占粗锌处理量的4%。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。由昆明理工大学我国工程院院士戴永年等人掌管研讨的“硬锌真空蒸馏提锌和富集锗铟银”项目获得了2003年度国家技能创造奖二等奖。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。 该技能用“真空蒸馏法提锌和富集锗铟银”的新流程及新工艺，并成功地研发了与该工艺流程配套的出产设备，打破了惯例的在现有出产技能上进行技能改造的传统做法，获得了成功。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。有关专家点评道，该创造工艺属国内首创，且安全可靠，操作便利，无“三废”污染，属“绿色冶金”新技能，契合国家所倡议的资源归纳利用的可持续开展战略，具有新颖性、创造性和实用性。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。 3.从矿渣中收回金属铟 从锑、锌矿渣中收回金属铟一般选用酸化浸出-萃取法。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。在其他矿渣中如铁矾渣、铜渣等也含有稀散金属铟。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。冰铜冶炼转炉吹炼得到的铜渣中铟含量达0.6%～0.95%，具有较大的收回价值。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。从铁矾渣中富集、收回铟可选用复原蒸发处理和萃取提铟新工艺，将铁矾渣在高温下用炭复原，并参加某助剂使铟从渣中蒸发出来，构成富铟物料，再进行浸出-萃取-电积，可得到纯度为99.99%的高纯铟，铟收回率大于80%，一起处理了铁矾渣的污染问题。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。 4.从烟灰中收回金属铟 冶炼烟灰中首要含有锌、铅、铜和铁等金属，一起含有少数铟。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。铟在冶炼烟灰中首要以In2O3，In2S3和In2(SO4)3等物相存在。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。从冶炼烟灰中收回铟首要选用酸浸—溶剂萃取法。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。株洲冶炼集团选用硫酸直接浸出—萃取法从铅浮渣反射炉烟尘中提取铟，在200g?L-1硫酸溶液中浸出，铟的浸出率为90%，用P204作萃取剂，恰当条件下溶液中铟的萃取率可达85%，用HCl作反萃剂，反萃率在95%以上。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。在酸浸过程中参加NaCl有利于进一步进步铟的浸出率。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。对铅烟灰进行酸化焙烧—水浸，铟浸出率进步到88%以上。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。在萃取过程中选用P204水平箱萃取法，铟的萃取率从90%进步到95%。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。 5.从废水中收回金属铟 1)萃取法 在铟的富集与收回中，萃取是重要的办法，萃取剂包含二(2一乙基己基)(HDEHP、P204)，P5708、P507D、P350、PV?HQPF、Cyanex923、TR-PO、TBP和石油亚砜等。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。 2)离子交换法 萃淋树脂具有萃取剂流量少，柱负载量高，传质性能好等长处，广泛使用于别离工程。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。 3)液 液膜别离法是一种高效、快速、节能的高新别离技能。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。以P291为活动载体，L113A为表面活性剂，液体石腊为膜增强剂，火油为膜溶剂，硫酸和硫酸肼水溶液为内相试剂，用该乳状液膜系统对铟进行别离富集。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。 6.从合金中收回金属铟 以铅、锡等为主体的多元合金及金属化合物，含有铟、锗等有价金属，可选用碱熔、酸浸的办法收回铟、锗等有价金属。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。如电炉底铅是以铅、锡等为主体的多元合金及金属化合物，往电炉底铅中参加NaOH，进行碱熔和碱煮，将细浸出渣酸浸，两段酸浸的铟总浸出率达99%，铟直收率达84.3%。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。 我国铟的提取工艺在上世纪90年代初获得打破，在有色金属工业快速开展的大布景下，铟的提取工艺遍及十分快，特别是铟价高涨之后，铟的归纳收回遭到厂商的遍及注重，国内科研单位和出产厂商针对各种含铟物料的提铟工艺又获得长足进展，因而我国铟产值增加敏捷。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。首要出产供应商工艺特色在于针对不同的含铟质料采纳不同的开始富集办法和溶解技能，再依据介质状况挑选合适的萃取剂。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。如华锡集团和柳州铟泰科技有限责任公司提铟质料为含铟量大约0.2%的炼锌铁钒渣;葫芦岛锌厂、韶关华力公司、韶关冶炼厂则是从含铟2%～3%的硬锌块中提铟;株洲冶炼厂用置换渣(铟2%～3%)作为提铟质料;柳州锌品公司从出产立德粉的浸出渣(含铟0.2%)中提炼。

鉴于钼的选矿特性，在主产钼矿选矿实践中，其工艺往往明显分作两段：粗选段，“粗磨-粗选”；精选段，“多段再磨-多次精选”。     “粗磨-粗选”：众所周知，球磨机的能耗是与磨矿产品新生比表面积相关。当产品磨矿细度增加，所需能耗也将增大，球磨机处理能力将下降。相反，当细度降低，能耗也将减少，球磨机处理能力将上升。克莱麦克斯在研究邦德可磨性指数为10~13的钼矿石时，其磨矿细度与球磨机处理能力间关系见下图。国内的小型试验或工业（试验）研究也发现类似结果．     显然，“粗磨”是很经济的。但“粗磨”在生产中能否实施，关键还在能否满足“粗选”的需要。也就是说，“粗磨”所产生的大量连生体，尤其贫连生体能否上浮。 下表列出了磨矿细度与磨机处理能力关系。    图  磨矿细度与球磨机处理能力   表  磨矿细度与磨机处理能力  选  厂磨矿细度（%-200目）处理能力提高（%）备    注试前试后变化金堆城小选厂 栾川钼矿 杨家杖子71~77 62.35  58 55.76  -13~19 -6.59 -8~1016.5 20左右 12~15工业研究，1983年 工业研究，1983年 小    试       由于辉钼矿所特有的天然可浮性，即使粗达0.6mm的贫连生体，只要表面裸露有1%的辉钼矿，它就能顺利上浮，也就是说在一定条件下“粗磨”时，钼矿石的“粗选”是可行的。烃油、辛太克斯、奥方MCO等药剂的应用，使钼矿石“粗磨”粒度可以放得更粗。     “多段再磨-多次精选”：要以“粗磨-粗选”所产出的，含有大量连生体的粗精矿选出“富矿比”高达500的钼精矿。就需要经过再磨，使之充分解离，并经多次精选。 美国克莱麦克斯以“粗磨-粗选”产出的粗精矿粒度约80％-65目，经再磨选出80%—20μm含MoS2 90％以上的钼精矿。磨至如此细，精选段设了三段再磨。     金堆城一选厂为获得优级品钼精矿，在精选段设置了两段再磨，第二段再磨产品细度达80％—500目。     尽管为了使辉钼矿充分单体解离而再磨得很细，由于再磨物料不是原矿的全部，仅是占原矿极少部分的粗精矿，“粗磨-粗选”与“多段再磨-多次精选”在获得高质量，高回收率钼精矿的同时，又能尽量节省能耗。该工艺已成为主产钼矿通用流程。     对钼的另一重要来源——铜-钼矿山，钼精矿是以副产形式回收的。它的生产通常分作两段：铜-钼混合浮选与铜-钼分离。

黄铜在日常日子中运用越来越广泛，而在黄铜的制作技术中，黄铜焊接成为必不可少的制作技能。那么接下来咱们来看一下黄铜的焊接技术。　　   黄铜的焊接技术　　1、黄铜的焊接性　　黄铜是铜锌合金，因为锌的沸点较低，仅为907℃，故焊接进程中极简单蒸腾，这一点成为黄铜焊接的最大问题。在焊接高温作用下，焊条电弧焊时锌的蒸腾量高达40%，锌的很多蒸腾，导致焊接接头的力学功能和耐蚀功能下降，还使之对应力腐蚀的敏感性增大。蒸腾的锌在空气中立即被氧化成氧化锌，构成白色的烟雾，给操作带来很大困难，并且影响焊工身体健康，因而，焊接黄铜的场所，应加强通风等防护办法。黄铜的焊接性不良，焊接时会发生气孔、裂纹、锌的蒸腾和氧化等问题。为了处理这些问题，在焊接时常用含硅的焊丝，因为硅在熔池表面会构成一层细密的氧化硅薄膜，阻挠锌的蒸腾和氧化，并避免氢的侵略。焊后可经470～560℃的退火处理，以消除应力避免“自裂”现象。黄铜管焊接　　2、黄铜的焊接办法　　加工中常用的焊接黄铜的办法是焊条电弧焊和氩弧焊等，其技术关键如下：　　（1）焊条电弧焊焊条选用青铜芯焊条，如ECuSn-B（T227）、ECuAl-C（T237）。补焊要求不高的黄铜铸件可选用纯铜芯焊条，如ECu（T107）。电源选用直流正接，V型坡口视点不该小于60°～70°。板厚超越14mm时，焊前焊件表面应细心整理，铲除全部会发生的油类杂质。操作时应当用短弧焊接，焊条不做横向和前后摇摆，只沿焊缝的直线移动。焊接速度要快，不该低于0.2～0.3m/min。多层焊时，层与层之间的氧化膜及渣应铲除洁净。黄铜的铜液流动性大，故溶池最好处于水平方位，若溶池有必要歪斜，则倾角不该大于15°　　（2）氩弧焊手艺钨极氩弧焊时，焊丝选用锡黄铜焊丝HSCuZ-1（HS221）、铁黄铜焊丝HSCuZn-2（HS222）、硅黄铜焊丝HSCuZn-4（HS224）。这些焊丝含锌较高，焊接时烟雾较大。亦可用青铜焊丝HSCuSi（HS211）、HSCuSn（HS212）。手艺钨极氩弧焊焊接黄铜的焊接参数见表。　　手艺钨极氩弧焊焊接黄铜的焊接参数材料板厚/mm坡口方式钨极直径/mm电源品种及极性焊接电流/A氩气流量/（L/min）预热温度 /℃普通黄铜1.2端接3.2直流正接1857锡黄铜2V型3.2直流正接1807　　因为锌的蒸腾损坏氩气的维护作用，所以焊接黄铜时应选用较大的喷嘴孔径和氩气流量。焊前一般不预热，只要焊接厚度大于10mm的接头和焊接边际厚度相差比较大的接头时才需预热，后者只预热焊件边际较厚的部分。电源可选用直流正接，也能够选用沟通。用沟通电源焊接时，锌的蒸腾量较小。焊接参数宜选用较大的焊接电流和较快的焊接速度。厚16～20mm黄铜板的焊接参数为：焊接电流260～300A，钨极直径5mm，焊丝直径3.5～4.0mm，喷嘴孔径14～16mm，氩气流量20～25L/min。　　为了削减锌的蒸腾，操作时可将填充焊丝与焊件“短接”，在填充焊丝上引弧和坚持电弧，尽或许避免电弧直接作用到母材上，母材首要靠熔池金属的传热来加热熔化。焊接时，应尽或许进行单层焊，板厚小于5mm的接头，最好能一次焊完。焊后焊件应加热到300～400℃进行退火处理，消除焊接应力，以避免黄铜构件在使用时决裂。　　黄铜气焊的技术要求　　黄铜气焊的技术要求大多与气焊纯铜类同。黄铜的首要合金元素锌在420℃时熔化，在906℃时气化蒸腾。所以，避免锌的氧化烧损，不至于形成力学功能和抗蚀性下降，是气焊黄铜的杰出问题。　　1）为避免锌的氧化与蒸腾，选用含硅的焊丝，硅氧化为SiO2，细密的SiO2表膜在熔池表面，阻挠熔池内锌的氧化与蒸腾，并能避免氢的溶入。一起焊丝中还应含有Fe、Sn等元素，这些元素均能进一步避免锌的氧化与蒸腾。常用的焊丝有HS221、HS222、HS223、HS224。　　2）选用极弱小的氧化焰。　　3）黄铜导热性比纯铜差，所以，薄件焊前可不预热，厚度大于6mm时预热300～400℃，厚度在15mm以上时预热550℃。　　4）气焊黄铜时可不必垫板。　　5）选用左向焊，焰芯距熔池5～10mm。焊丝与焊件触摸，削减锌的蒸腾。　　6）焊后进行350～450℃消除应力退火处理。　　以上为黄铜的焊接技术的全部内容，期望对您能有所协助。 

红铜即纯铜，又叫紫铜，具有很好的导电性和导热性，塑性极好，易于热压和冷压力制作，很多用于制作电线、电缆、电刷、电火花专用电蚀铜等要求导电性杰出的产品。特性高纯度，安排细密，含氧量极低。无气孔、沙眼、疏松，导电性ir1u1et能极佳，电蚀出的模具表面精度高，经热处理技术，电极无方向性，合适精打，细打，具有杰出的热电道性、制作性、延展性、防蚀性及耐候性等。    红铜成分很纯，除天然的微量（0.10.2％）杂质外，没有人工参加锡或铅使成合金。红铜的硬度虽较差，但直接通过捶打就能制成各种东西和装饰品。可应用于电器、蒸溜建筑及化学工业，特别端子印刷电器路板，电线遮盖用铜带上海废铜收回、气垫，汇流排端子。电磁开关、笔筒、屋根板等。    红铜的密度8.96g/(cm)    红铜的比重8.89g/(mm)    Cu≥99．95％ O

金矿选矿设备加工技能首要选用浮选、磁选、重选等工艺或湿法冶炼等办法。而金矿石冶炼工艺首要有火法冶炼、湿法冶炼。依据矿藏质料性质和有害组分锌、砷、氟、镁等含量、赋存状况而选用不同的冶炼工艺。    火法冶炼是常用的炼铜工艺，又分为鼓风炉熔炼、反射炉熔炼、电炉熔炼、闪速炉熔炼、诺兰达接连炼铜法等。湿法冶炼首要用于处理氧化矿石或含天然铜不高的单一矿石。因为运用的浸出剂不同，可分为：    1、硫酸浸出法，用以处理二氧化硅含量很高的酸性氧化矿石；    2、浸出法，用以处理含多量碱性矿藏的氧化矿石或天然铜贫矿；    3、细菌浸出法，用以处理低档次硫化矿石。    依据矿石天然类型的不同按其氧化铜和硫化铜的份额划分为三种类型：硫化矿石、氧化矿石、混合矿石。其加工技能如下：    1、硫化矿石多金属硫化矿石，针对矿石组分特性而别离选用混合浮选法、优先浮选法、混合优先浮选法、浮选和重选联合选矿法、浮选和磁选联合选矿法，以及浮选和湿法冶炼联合处理等；    2、氧化矿石选矿常用浮选与湿法冶炼联合处理或用离析法与浮选联合处理；含结合式氧化铜高地矿石，常用湿法冶炼处理；    3、混合矿石选矿常用浮选法，它能独自处理，或与硫化矿石一同处理；也能选用浮选和湿法冶炼联合处理。

黑钨矿的浮选 常见的黑钨矿藏有钨锰铁矿(Fe，Mn)W04、钨铁矿(FeW04)和钨锰矿(MnW04)。它们是类质同象矿藏。这三种矿藏的可浮性次序为： 钨锰矿>钨锰铁矿>钨铁矿 浮选黑钨矿常用的捕收剂有油酸、磺丁二酰胺、和。水杨氧肟酸也是浮黑钨矿很有出路的捕收剂。油酸的捕收力较强，但选择性较差。 用油酸浮选黑钨矿的pH值与白钨矿类似，以碳酸钠作调整剂。用、类浮选黑钨矿，都在酸性介质中进行，运用调整剂是硫酸或。常用作活化剂。 黑钨矿的浮选浮选黑钨矿的脉石按捺剂是：钠、水玻璃、水玻璃和硫酸铝的混合物(6：1)，重铬酸盐、硫酸与氟氢酸等。可是，黑钨矿自身可被大用量的革酸、钠(4kg/t以上)和水玻璃等药剂按捺，所以有必要严格控制有关按捺剂的用量。

钼是钢铁工业重要的合金元素之一，添加有钼的钢铁量占了世界钢铁总产量的1/10。     作钢铁的合金添加剂是钼最重要的用途，近年世界总消费量的83%~85%用作钢铁合金添加剂。     钼添加进钢铁时，通常以钼铁、钼酸钙和钼压块形式，尤以钼铁形式最常见。     钼与铁可以按任何比例组成合金，申哈认为钼-铁固体化合物通常为MoFe（它在1180~1540℃时稳定）、Mo2Fe3（它到1480℃稳定）、MoFe2（它到950℃是稳定的）。钼铁合金中，除了含有Mo、MoFe、Mo2Fe3、MoFe2外，其他成份是Fe。     钼是难熔金属，熔点2622℃±10℃，钼铁合金的熔点随其中钼含量的增加而上升。含钼高于50％后的钼铁熔点比较高，含钼60％的钼铁熔点约为1800℃。所以，冶炼时欲放出熔融的液态钼铁将很困难。     铁合金冶炼通常都是金属氧化物被还原成金属的过程，钼铁的冶炼正是氧化钼还原为钼的反应。其原料是钼焙砂——工业（粗）三氧化钼粉。     钼的氧化物中，不论是三氧化钼，或者是二氧化钼。它们都能很容易地被碳、硅或铝还原成金属钼。 钼铁冶炼所用还原剂可以是碳，亦可以是硅或硅加铝。随所用还原剂的不同，冶炼方法、工艺和设备也迥异。钼铁产品标准见下表。   表  钼铁质量标准  标准等级含       量（%）备注Mo≥WSiSPCCuAsSbSnPb≤中国 GB3649-87FeMo7065~75 1.50.100.050.100.5    最大块10kg＜1mm小块5%FeMo6060.0 2.00.100.050.150.5 0.040.04 FeMo55A55.0 1.00.100.080.200.5 0.050.06 FeMo55B55.0 1.50.150.100.251.0 0.080.08 美国ASTMA 132-64A55~70 1.50.250.102.0~2.51.0     B60.0 1.00.150.050.101.0  0.0100.01美国克莱麦克斯1971标准 60.0 1.00.150.050.100.2     原西德 DIN17561FeMo7060~75 1.00.100.100.100.5     FeMo6258~65 2.00.100.100.51.0    日本JISG 2307-1967FMoH55~65 3.00.200.106.00.5     FMoL60~70 2.00.080.060.10.5    前苏联ROCT4759-69￠M158.00.60.80.100.050.050.50.030.020.015  ￠M255.01.01.50.150.100.101.50.050.050.050 ￠M355.01.02.00.200.200.202.50.100.100.100       其它主要成份主要为Fe。

连续浇铸可分为混合炉浇铸和外铸两种方式。均使用连续铸造机。混合炉浇铸是将铝液装入混合炉后，由混合炉进行浇铸，主要用于生产重熔用铝锭和铸造合金。 　 　　外铸是由抬包直接向铸造机浇铸，主要是在铸造设备不能满足生产，或来料质量太差不能直接入炉的情况下使用。由于无外加热源，所以要求抬包具有一定的温度，一般夏季在690～740℃，冬季在700～760℃，以保证铝锭获得较好的外观。 　　混合炉浇铸，首先要经过配料，然后倒人混合炉中，搅拌均匀，再加入熔剂进行精炼。浇铸合金锭必须澄清30min以上，澄清后扒渣即可浇铸。   　　浇铸时，混合炉的炉眼对准铸造机的第二、第三个铸模，这样可保证液流发生变化和换模时有一定的机动性。炉眼和铸造机用流槽联接，流槽短一些较好，这样可以减少铝的氧化，避免造成涡旋和飞溅，铸造机停用48h以上时，重新启动前，要将铸模预热4h。铝液经流槽流入铸模中，用铁铲将铝液表面的氧化膜除去，称为扒渣。流满一模后，将流槽移向下一个铸模，铸造机是连续前进的。   　　铸模依次前进，铝液逐渐冷却，到达铸造机中部时铝液已经凝固成铝锭，由打印机打上熔炼号。当铝锭到达铸造机顶端时，已经完全凝固成铝锭，此时铸模翻转，铝锭脱模而出，落在自动接锭小车上，由堆垛机自动堆垛、打捆即成为成品铝锭。铸造机由喷水冷却，但必须在铸造机开动转满一圈后方可给水。每吨铝液大约消耗8-10t水，夏季还需附吹风进行表面冷却。铸锭属于平模浇铸，铝液的凝固方向是自下而上的，上部中间较后凝固，留下一条沟形缩陷。铝锭各部位的凝固时间和条件不尽相同，因而其化学成分也将各异，但其整体上是符合标准的。

几十年来，堆浸工艺伴随着技术进步和立异，敏捷生长、开展，规划方面也积累了不少经历和常识，其具有出资省、成本低、基建时间短、出产环节少等长处，在国际上现已得到了广泛推行。接下来，咱们将结合工艺特色，带你知道金矿堆浸。 工艺简介 金矿堆浸就是将低档次的金矿破碎至必定粒度（或造粒），堆积在由沥青、混凝土或塑料等材料铺筑的防漏底垫上，用低浓度、碱性溶液、无毒溶剂或稀硫酸等溶液在矿堆上喷淋，使金溶解，含金的溶液，从矿堆上渗滤出来，然后用活性炭吸附或锌粉置换沉积等办法收回金。 简而言之工艺流程 鑫海的堆浸工艺流程图1 原矿处理 原矿经过破碎到达必定粒级（30-50mm）后，直接去堆淋； 或许进行制粒处理（使较细颗粒聚会成粗粉团粒），之后将矿石经过铲车运至矿堆处进行筑堆。 Tips：在破碎之后，有时还需求进行磨矿，才进行制粒。 那么，问题来了！ 很多人会古怪，为什么要将矿石碎粒之后，又制粒增大体积，是否多此一举？ 破碎的意图是什么？就是使得金颗粒从矿石中暴露出来，才干在之后的环节中与化溶液充沛发作反响。同理，磨矿也是相同，都是为了确保金颗粒的充沛解离。 粉状不是更适合滋润吗？为什么还要制粒？ 1）在未经制粒矿石的堆浸过程中，简单呈现沟流，也就是渗透性欠好，化溶液没有充沛与矿石反响就丢失； 2）再者，制粒的矿石筑堆时，能够防止粉矿搬迁，确保了堆矿的稳定性。 其实，不管制粒与否，两者各有优势，一般实践规划时，需求经过详细试验才干知道哪种方法更适合客户的矿。 2 堆淋体系 在铺设好的矿堆上，设置堆淋体系。化溶液与矿堆反响后，从矿堆底部渗出含金溶液（贵液），流入贵液池，经贵液泵打入吸附柱，活性炭吸附后的溶液为贫液，贫液回来喷淋体系再利用。 堆淋分为喷淋和滴淋两种方法。喷淋通常是喷头将管道体系输送来的溶液经过喷嘴喷射到空中，构成下雨的效果撒落在矿堆表面客户堆浸现场的滴淋体系，相似植物灌溉中的滴灌，是近距离小面积渗落的 因为喷淋时浸金溶剂内含的更简单分散到空气中，会形成环境污染。相比较之下，滴淋工艺运用更为广泛。 3 解析电解 在活性炭吸附金后，进入解吸电解体系进行金的别离处理。 堆浸与化炭浆法 关于堆浸与化炭浆法，都运用化药剂，那么，它们有什么区别呢？ 相同的效果机理 4Au+8NaCN+O2+2H2O→4Na[Au(CN)2]+4NaOH 不相同的效果方法在同一矿山中，化炭浆法或锌置换工艺可与堆浸法一起并存，因为堆浸法的收回率低，所以在高档次金矿石选别中，为了能到达杰出的效益，并不能替代化炭浆法，行将高档次矿石送入选矿厂或化厂处理，而低档次矿石、表外矿或废石则进行堆浸法处理。

现在国内出产铜管的办法技能有三种，分别为上引法、连铸连轧法、揉捏法。三种工艺的差异及优缺陷如下：1.上引法：此出产法为电解铜经熔化后直接上引出铜管。 长处：出资本钱少、出产本钱低、成品率较高、报价便宜。 缺陷：管材安排疏松，不耐高压、只适合于出产小规格空调铜管。2.连铸连轧法：此出产法为电解铜熔化后直接铸造出空心铜坯，通过行星轧制出产出铜管。 长处：出产本钱低、出产效率高。 缺陷为：管材因安排疏松，不耐高压，只限于小规格空调铜管的出产。3.揉捏法：此出产法为电解铜熔化后铸造出铜锭，经二次加热后用大型揉捏机揉捏出铜管。 长处：质量最好、安排结构细密、密度大、耐高压、曲折变形量大，能适用于冷热交流频频、温差改变大的工作环境，可出产大规格铜管。 缺陷：成品率低、出产本钱高，报价高。揉捏铜管出产法是现在国内外铜管出产法中产品质量最安稳、最优的铜管出产办法，只要该工艺出产的铜管最适合应用于暖通范畴，是未来铜管业开展的方向。 钢管的出产工艺就给我们介绍到这儿，期望对我们有所协助。         

硫化铜镍矿选矿 该类型矿石多为岩浆熔离型铜镍矿，其间含镍3%以上的富矿石可供直接冶炼;含镍小于3%的矿石，则需选矿处理。 则需选矿处理。 (1)硫化铜镍矿的矿藏组成和选矿办法 该类矿石中常见金属矿藏有：磁黄铁矿、镍黄铁矿和黄铜矿，此外还有磁铁矿、黄铁矿、钛铁矿、铬铁矿、墨铜矿、铜蓝、辉铜矿、斑铜矿以及铂族矿藏等;脉石矿藏有：橄榄石、辉石、斜长石、滑石、蛇纹石、绿泥石、阳起石和云母等，有时还有石英和碳酸盐等。 铜镍矿石中铜首要以黄铜矿形状存在;而镍首要呈镍黄铁矿、针硫镍矿、紫硫镍铁矿等游离硫化镍形状存在，有适当一部分镍以类质同像赋存于磁黄铁矿中，还有少数硅酸镍。 硫化铜镍矿石的选矿办法，最首要的是浮选，而磁选和重选一般为辅助选矿办法。 (2)首要镍矿藏的可浮性及铜镍矿石的浮选特色 镍黄铁矿、针硫镍矿和含镍磁黄铁矿均可用丁基或戊基等高档黄药有用浮选。镍黄铁矿和针硫镍矿的可浮性介于黄铜矿与磁黄铁矿之间。镍黄铁矿在弱酸性、弱碱性或中性介质中均能获得较好浮选;针硫镍矿在弱酸性、中性或弱碱性介质中也可用丁基黄药较好浮选;含镍磁黄铁矿适于在酸性或弱酸性介质中浮选，但浮选速度较慢。 镍黄铁矿、针硫镍矿和含镍磁黄铁矿三者均可用石灰按捺，但其程度不同。磁黄铁矿较易按捺，而按捺镍黄铁矿和针硫镍矿则要求过量石灰。与磁黄铁矿和黄铁矿不同，其他碱不按捺镍黄铁矿和针硫镍矿。独自运用石灰别离镍黄铁矿和黄铜矿的作用不够好，一般需加少数来按捺镍黄铁矿。镍黄铁矿能较快地被空气中的氧所氧化，在其表面生成氢氧化铁膜，可浮性下降，磁黄铁矿比镍黄铁矿在空气中氧化更快。硫酸铜是镍黄铁矿，尤其是磁黄铁矿的活化剂。镍矿藏被石灰(而不是被氧化物)按捺后，可用硫酸铜再活化。为了改进硫酸铜对镍矿藏的活化，有时需预先添加少数。 硅酸镍矿藏现在尚不能用工业浮选法选出，因而，矿石中的硅酸镍含量的多少是影响镍收回率凹凸的重要因素。 根据铜镍矿石的性质，其浮选工艺具有下列特色：浮选流程较简略、浮选时间长、精选次数少、涣散精选多点出精矿，尽早收回镍矿藏;镍精矿档次一般为4~8%，高者可达13~15%。脱除磁黄铁矿以及滑石、绿泥石、阳起石、蛇纹石、云母等易浮脉石是改进镍精矿质量的要害;为强化镍矿藏浮选，常选用混合捕收剂;为脱除磁黄铁矿常选用浮选和磁选联合流程。 (3)铜镍矿石的浮选流程 浮选硫化铜镍矿石时，常选用浮选硫化铜矿藏的捕收剂和起泡剂。断定浮选流程的一个根本原则是，宁可使铜进入镍精矿，而尽可能防止镍进入铜精矿。因为铜精矿中的镍在冶炼过程中丢失大，而镍精矿中的铜能够得到较彻底的收回。铜镍矿石浮选具有下列四种根本流程： (4)直接优先浮选或部分优先浮选流程 当矿石中含铜比含镍量高得多时，可选用这种流程，可把铜选成独自精矿。该流程的长处是，可直接获得含镍较低的铜精矿。 (5)混合浮选流程 用于选别含铜低于镍的矿石，所得铜镍混合精矿直接冶炼成高冰镍。 (6)从矿石中混合浮选铜镍，再从混合精矿平分选出含低镍的铜精藏和含铜镍精矿。该镍精矿经冶炼后，获得高冰镍，对高冰镍再进行浮选别离。 (7)混合-优先浮选并从混合浮选尾矿中再收回部分镍 当矿石中各种镍矿藏的可浮性有很大差异时，铜镍混合浮选后，再从其尾矿中进一步收回可浮性差的含镍矿藏。 (8)铜镍别离 铜是镍冶炼的有害杂质，而在铜镍矿石中铜档次又具有工业收回价值，因而铜镍别离技能是铜镍矿石选矿中的一个重要课题。铜镍别离技能分为铜镍混合精矿别离和高冰镍别离工艺两种。一般，铜镍矿藏粒度较粗且互相嵌布联系不甚严密的矿石，多选用混合精矿别离办法;而对铜镍矿藏粒度细且互相嵌布非常细密的矿石，则多选用高冰镍别离工艺。 (9)铜镍混合精矿别离工艺 现在，该工艺最常用的别离办法为石灰-法和石灰-法，有时选用矿浆加温办改进别离作用。此外，还有氢盐法等。 (10)高冰镍混合精矿别离工艺 该工艺比别离熔炼和水冶处理办法有更好的技能经济作用，故使用较广。 高冰镍的组成首要有硫化铜(Cu2S)和硫化镍(Ni3S2)，其次是Cu-Ni合金，此外还有钴和铂族金属以及一些铁杂质。高冰镍的组成可在冶炼过程中人为的操控。含铁量和冷却速度是高冰镍浮选别离的两个首要因素，它们不只影响高冰镍的物质组成，并且影响其晶体结构。 铁是高冰镍别离浮选的有害杂质，它可导致高冰镍的组成杂乱化。当含铁量﹤1%时，会呈现相似斑铜矿和镍黄铁矿的化合物，而不利于浮选，并影响钴的收回;当铁含量﹥4%时，不只使高冰镍组成更为杂乱，晶体结构也变得更细，而不利于浮选。出产经历标明，高冰镍中铁含量以操控在2～4%范围内为宜。 高冰镍的冷却速度对其别离也有很大影响。当其从800℃缓慢冷却至200℃时，铜和镍矿藏的结晶粒度变粗，特别是当缓冷温度降至510～520℃时，硫化镍发作晶变，由-NiS2转变为a-Ni3S2，使溶于硫化镍中的硫化铜分出，然后有利于下降硫化镍矿中的含铜量。因而，确保高冰镍的缓冷速度，能够改进高冰镍浮选的别离作用。 氧化镍矿处理 氧化镍矿中的镍红土矿含铁高，含硅镁低，含镍为1~2%;而硅酸镍矿含铁低，含硅镁高，含镍为1.6~4.0%。现在，氧化镍矿的开发利用是以镍红土矿为主。因为氧化镍矿中的镍常以类质同象涣散在脉石矿藏中，且粒度很细，选用机械选矿办法直接处理，难以获得杰出作用。矿石经焙烧处理改动矿藏结构后，虽可获得较好技能指标，但费用较高，没有用于工业出产。 现在，氧化镍矿处理多选用破碎、筛分等工序预先除掉风化程度弱、含镍低的大块基岩矿块，富集比较低。 近年来，因为炼镍技能的不断发展和镍耗费量的添加以及硫化镍富矿资源的不断削减，氧化镍矿的开发利用日益受到重视。氧化镍矿床一般埋藏较浅，适于露天大规模挖掘，亦可进行选择性挖掘。因为采矿本钱较低，与硫化镍矿比较，具有必定的竞争能力。 氧化镍矿的冶炼富集办法，—可分为火法和湿法两大类。火法冶炼又可分为造锍熔炼、镍铁法和粒铁法。湿法冶炼又有复原焙烧—常压浸法、高压酸浸法等。 火法冶炼中的回转窑粒铣法，归于陈旧办法，其缺陷是，流程杂乱，粒铁含镍低，镍收回率低，不能收回钴;电炉熔炼的特色是镍收回率高，一部分钻进入镍铁，可在精粹过程中收回，该法适于处理硅镁镍矿。当其用于含铁高的红土矿时，铁的收回率较低，且电能耗费较大。 湿法冶炼中的常压浸法，具有钴收回率较低的缺陷;而高压酸浸法适合于处理含硅酸镁低的氧化镍矿。 现在，氧化镍的处理多选用电炉炼冰镍法;而回转窑炼粒铁法已罕见。湿法冶炼办法，如浸和酸浸法等已在工业上使用。其他氧化镍新冶炼办法，如高温氯化、硫酸化焙烧等提取工艺，现在仍处于研讨阶段，已获得必定发展。

我国锰矿绝大多数属于贫矿，必须进行选矿处理。但由于多数锰矿石属细粒或微细粒嵌布，并有相当数量的高磷矿、高铁矿和共（伴）生有益金属，因此给选矿加工带来很大难度。目前，常用的锰矿选矿方法为机械选（包括洗矿、筛分、重选、强磁选和浮选），以及火法富集、化学选矿法等。     １.洗矿和筛分    洗矿是利用水力冲洗或附加机械擦洗使矿石与泥质分离。常用设备有洗矿筛、圆筒洗矿机和槽式洗矿机。洗矿作业常与筛分伴随，如在振动筛上直接冲水清洗或将洗矿机获得的矿砂（净矿）送振动筛筛分。筛分可作为独立作业，分出不同粒度和品位的产品供给不同用途使用。    ２.重选    目前重选只用于选别结构简单、嵌布粒度较粗的锰矿石，特别适用于密度较大的氧化锰矿石。常用方法有重介质选矿、跳汰选矿和摇床选矿。    目前我国处理氧化锰矿的工艺流程，一般是将矿石破碎至６～０mm或１０～０mm，然后进行分组，粗级别的进行跳汰，细级别的送摇床选。设备多为哈兹式往复型跳汰机和６-Ｓ型摇床。    ３.强磁选    锰矿物属弱磁性矿物〔比磁化系数Ｘ＝１０×１０-6～６００×１０-６cm３/g〕，在磁场强度Ho＝８００～１６００kA/m（１００００～２００００oe）的强磁场磁选机中可以得到回收，一般能提高锰品位４％～１０％。    由于磁选的操作简单，易于控制，适应性强，可用于各种锰矿石选别，近年来已在锰矿选矿中占主导地位。各种新型的粗、中、细粒强磁机陆续研制成功。目前，国内锰矿应用最普遍的是中粒强磁选机，粗粒和细粒强磁选机也逐渐得到应用，微细粒强磁选机尚处于试验阶段。    ４.重-磁选    目前国内已新建和改建成的重-磁选厂有福建连城，广西龙头、靖西和下雷等锰矿。如连城锰矿重-磁选厂，主要处理淋滤型氧化锰矿石，采用AM-３０型跳汰机处理３０～３ｍｍ的洗净矿，可获得含锰４０％以上的优质锰精矿，再经手选除杂后，可作为电池锰粉原料。跳汰尾矿和小于３mm洗净矿径磨至小于１m后，用强磁选机选别，锰精矿品位要提高２４％～２５％，达到３６％～４０％。    ５.强磁-浮选    目前采用强磁-浮选工艺仅有遵义锰矿。该矿是以碳酸锰矿为主的低锰、低磷、高铁锰矿。    据工业试验，磨矿流程采用棒磨-球磨阶段磨矿，设备规模均为φ２１００mm×３０００mm湿式磨矿机。强磁选采用shp-２０００型强磁机，浮选机主要用CHF型充气式浮选机。经过多年生产的考验，性能良好，很适合于遵义锰选矿应用。强磁-浮选工艺流程试验成功并在生产中得到应用，标志着我国锰矿的深选已经向前迈进了一大步。    ６.火法富集    锰矿石的火法富集，是处理高磷、高铁难选贫锰矿石一种分选方法，一般称为富锰渣法。其实质是利用锰、磷、铁的还原温度不同，在高炉或电炉中控制其温度进行选择性分离锰、磷、铁的一种高温分选方法。    我国采用火法富集已有近４０年的历史，１９５９年湖南邵阳资江铁厂在９.４m３小高炉上进行试验，并获得初步结果。随后，１９６２年上海铁合金厂和石景山钢铁厂分别在高炉冶炼出富锰渣。１９７５年湖南玛瑙山锰矿高炉不但炼出富锰渣，同时还在炉底回收了铅、银和生铁（俗称半钢），为综合利用提供依据。进入８０年代以后，富锰渣生产得到迅速发展，先后在湖南、湖北、广东、广西、江西、辽宁、吉林等地都发展了富锰渣生产。    火法富集工艺简单、生产稳定，能有效地将矿石中的铁、磷分离出去，而获得富锰、低铁、低磷富锰渣，这种富锰渣一般含Mn３５％～４５％，Mn／Fe １２～３８，P/Mn＜０.００２，是一种优质锰系合金原料，同时也是一般天然富锰矿很难同时达到上述３个指标的人造富矿。因此，火法富集对于我国高磷高铁低锰难选矿而言，是很有前途的一种选矿方法。    ７.化学选锰法    锰的化学选矿很多，我国进行了大量研究工作，其中试验较多，较有发展前途的是：连二硫酸盐法、黑锰矿法和细菌浸锰法。目前尚未付诸工业生产。

钼在地壳中的元素丰度约为1×10-6，在岩浆岩中以花岗岩类含钼最高，达2×10-6。钼在地球化学分类中，属于过渡性的亲铁元素。在内生成矿作用中，钼主要与硫结合，生成辉钼矿。辉钼矿(MoS2)是自然界中已知的30余种含钼矿物中分布最广并具有现实工业价值的钼矿物。其他较常见的含钼矿物还有铁钼华([Fe3+(MoO4)8·8H2O])，钼酸钙矿(CaMoO4)，彩钼铅矿(PbMoO4)，胶硫钼矿(MoS2)，蓝钼矿(Mo3O8·nH2O)等。在冶金工业中，钼作为生产各种合金钢的添加剂，或与钨、镍、钴，锆、钛、钒、铼等组成高级合金，以提高其高温强度、耐磨性和抗腐性。 金属钼大量用作高温电炉的发热材料和结构材料、真空管的大型电极和栅极、半导体及电光源材料。因钼的热中子俘获截面小和具高持久强度，还可用作核反应堆的结构材料。在化学工业中，钼主要用于润滑剂、催化剂和颜料。钼的化合物在农业肥料中也有广泛的用途。 钼矿选矿工艺流程一般采用浮选工艺流程，三次破碎流程，分别是粗碎，二次破碎和细碎;二次球磨机磨矿;两次粗选，多次精选作业流程。具体流程为：先破碎，通过振动给矿机均匀给矿，送入球磨机进行粉碎作业，再分级，最后将物料和化学药剂送入搅拌桶充分搅拌，送入浮选机进行浮选作业。 钼矿选矿设备包括：振动给料机，颚式破碎机，反击式破碎机，球磨机，螺旋分级机，浮选机，浓缩机和烘干机等设备。

1　前　言 锡是人类历史上最早发现和使用的金属之一。锡具有熔点低、可塑性好、耐腐蚀、抗疲劳、无毒性等诸多优点,锡在国民经济和国防建设各个领域中都有广泛的用途。以前锡大量用于生产马口铁、焊锡和合金。随着科学技术的发展,锡的应用领域日益扩大,从而导致世界对锡的需求不断增长。随着易采易选砂锡资源的减少,提高对细粒、微细粒锡资源的选别水平,寻找新的选矿方法,对锡矿业的发展、繁荣有着重要的现实意义。 2　锡矿石的种类及分布 2. 1　锡矿石的种类 锡矿物约有60种,在矿石中的存在形式以锡石为主。如锡石-硫化物矿石和矽卡岩型锡矿石,这两种类型的矿石是锡工业的主要矿物资源;含锡铅锌矿,如青海锡铁山矿区;铁锡矿,如四川冕宁县泸沽铁矿、内蒙古克什克腾旗黄岗铁锡矿、南岭地区铁锡矿;大理岩型多金属矿床,如湖南柿竹园矿区等。 2. 2　国内外锡矿分布 2. 2. 1　国内锡矿分布 我国锡矿资源丰富,截止2007年底,查明资源量483.66 万t, 其中基础储量152.25 万t,占31.5%。主要集中在云南、广西、湖南、内蒙古、广东和江西等省区,这六省区锡矿资源量占全国查明资源储量的97. 89%。 铁锡矿在我国有很大的储量,铁锡矿中富含锡的接触交代型铁矿或亲铁系列锡矿,铁锡矿的综合开发利用对国民经济的发展具有十分重要的现实意义。铁锡矿往往以大型-超大型矿床形式出现,锡石颗粒细,加之锡呈离子状态分布在磁铁矿等矿物晶格中的比例较高,致使锡与其它有价元素综合回收十分困难,因而可选性差。多数此类矿山要么只分选出单一含锡较高的铁精矿,要么因选矿难度大而未有效回收,使得此类资源的整体综合利用率不高。 2. 2. 2　国外锡矿分布 国外锡矿主要集中分布于少数几个地区。世界最大的锡矿带在东南亚,马来西亚、印度尼西亚和泰国是东南亚最重要的锡生产国。其次是南美中部、澳大利亚的塔斯马尼亚岛和前苏联的远东,中南非洲和欧洲西部濒临大西洋地区。 3　国内外选锡研究现状 由于各国的锡矿床类型、矿石性质不一样,历史条件和发展情况各不相同,因此各国的锡选矿状况差别非常大。选矿方法有的非常简单;有的则较复杂,在选锡的同时综合同收其它有价金属。近年来由于科学技术的进步,使得各国锡选矿工艺与技术都有了一定的提高。其中值得重视的是重介质预选、浮选锡石、细泥选别、老尾矿再选、综合回收等。 3. 1　锡石-多金属硫化矿选矿研究 锡矿石的选矿方法是由其本身的特性所决定的。由于锡石的密度比共生矿物大,因此锡矿石传统的选矿工艺为重力选矿。同时由于锡石多金属硫化矿中含有其它有用金属矿物和脉石,在对这类锡矿石分选时会有浮选、磁选、电选等辅助流程的出现,这些辅助流程和重选一起组成联合流程以对锡石进行分选。 江西尖峰坡锡矿属锡石多金属硫化矿类型矿床,原矿中含有大量硫化矿及相当数量的氧化铁矿物和铁的碳酸盐矿物,锡石嵌布粒度细,分散率较高。针对该难选的锡石多金属硫化矿,采用“优先脱硫浮锌2浮选尾矿重选选锡”的工艺流程进行选别,在原矿Sn品位0.70%的情况下,最终可得到品位54. 38%、回收率54. 28%的锡精矿;同时得到高品位的锌产品。锡和锌都得到有效回收。 鲁军对广东信宜银岩锡矿的选矿工艺进行了研究,该矿属斑岩型锡矿床,矿石中除含锡外,尚含有少量钨、钼、铋、铜等有价元素。采用先浮选硫化矿,以重选2细泥浮选2重选组合流程从浮硫尾矿中回收锡石,获得含锡56.11%、回收率74. 20%的锡精矿,同时回收含钼47. 22%、回收率67. 65%的钼精矿产品。该工艺技术可行,经济有效、流程简单,指标可靠。 李正辉在对老厂锡石多金属氧硫混合矿进行选矿试验时也采取了浮选、重选联合流程。采用细碎入磨、选前抛废、浮选脱杂、强化浮洗等工艺,提高锡选矿回收率1.28个百分点。 尹文新等在对某锡石硫化矿进行分选时,利用了先重选后浮选的重精反浮选试验方法来提高锡精矿的质量和回收率。由于该矿物中含有锡石和硫化矿,利用重选得到的精矿中含有大量不能分离开的硫化矿,影响锡精矿的质量。然后利用浮选把易浮选的硫化矿选出,浮选槽内剩余的就是富集的锡精矿。 张杰等对云南某锡石多金属硫化矿进行了综合回收工艺的研究。该锡石多金属硫化矿是组成复杂的难选多金属矿,除Sn和Zn外,还伴有Cu、S、Fe、As等组分,此外还含有Ge、Ga、Cd、In、Ag等稀有及贵金属元素。通过对该矿物的工艺矿物学分析和分选工艺的研究,采用先混选铜硫2再选锌-磁选铁-重选锡的原则流程,并进行了原矿粗磨、原矿细磨和原矿粗磨2硫粗精矿再磨入选等多种磨矿条件的小型闭路试验,对浮选尾矿进行了摇床重选流程和复合力场重选设备抛尾2摇床精选流程的试验,取得了较好的选矿效果,最终获得锡精矿品位49.64%、回收率54.03%;锌精矿品位42.79% ,回收率88.41% ,其它稀有及贵金属也得到了富集。 从以上例子可以看出,重选是锡石多金属硫化矿选别的最主要方法。目前一个重要的发展趋势是由单一的重力选矿向重、浮、磁、电多种选矿技术的联合,从回收单一锡精矿产品向多种有用精矿产品综合回收过渡。 3. 2　铁锡矿的选矿研究 铁锡矿是矽卡岩锡矿石的一种。铁锡矿中因为含有磁铁矿、褐铁矿、赤铁矿等铁矿物,这些铁矿物对锡石的分选有较大影响,使锡石不能和铁矿物有效分离。因此在选别前应先除去铁,然后再对除铁尾矿进行摇床重选得到锡精矿。这种矿物分选的一般原则流程见图1。 李广涛等对云南某铁锡矿的选矿研究为该铁锡矿矿床的开发利用奠定了基础。该矿床下部为锡矿,上部为含锡磁铁矿。含锡磁铁矿铁品位相对较高,锡品位相对较低,铁除了以磁铁矿存在外,还有少量的赤铁矿和褐铁矿。原矿中有回收价值的矿物主要为磁铁矿和锡石,根据二者性质的差异,先利用弱磁选得到铁精矿,再对磁选尾矿进行重选,最终得到合格的锡精矿。 管则皋等在对某锡铁矿进行选别试验时,采用了先磁选后重选的流程,取得了比较理想的效果。该矿石中主要回收的矿物为铁矿物和锡矿物,铁矿物主要是磁铁矿和穆磁铁矿,锡矿物主要是锡石。先用弱磁选选出磁性铁矿物,然后磁性粗精矿再磨再精选,两段磁选的尾矿合并进入重选,经磁-重工艺流程选别,当原矿铁品位为31.10%、锡品位0.6%时,经二段磨矿、二段磁选,获得铁精矿品位63.45% ,回收率74.66%的指标;选锡的给矿为磁选尾矿, 经二段摇床选别, 获得锡精矿品位48.35%,回收率57.84%的指标。 牛福生对内蒙某铁锡矿进行了选矿厂选矿工艺优化的研究。该矿属于低贫锡铁矿石,其主要可回收的元素为铁和锡。原生产工艺磨矿产品粒度过粗,矿物单体解离不够,且在分选时同时对锡和铁进行回收,造成铁、锡产物质量不高。经过对该矿选矿工艺的改造,实行了弱磁选和强磁选选铁,再对磁选尾矿进行重选回收锡精矿的流程,最终有效实现了铁和锡的回收。 内蒙古克什克腾旗黄岗矿业有限责任公司与北京矿冶研究院协作,进行铁锡分离技术攻关。该研究基于黄岗铁锡矿中铁的品位高,且铁矿物主要为磁铁矿的工艺矿物学特征,开发出“磁选-浮选-重选”流程,对磁选尾矿进行浮选得到锌、砷精矿并同时实现除去对回收锡影响大的杂质,最后利用重选得到锡精矿,综合回收矿石中的有价元素铁、锡、钨、锌、砷,提高了资源的综合回收,并使多年来未解决的呆矿得以开发利用。 铁锡矿在我国有着广泛的分布。这种矿石中的锡石颗粒细,呈离子状态分布在磁铁矿等矿物晶格中的比例较高,导致铁锡分离困难。因此在铁锡矿进行分选时出现了磁选作业,这种磁选作业是以锡铁分离为主要目的。对磁选尾矿再进行重选流程选别,最终可得到合格产品,这是目前较常用的技术。随着我国铁、锡资源形势的日益恶化,加强对此类资源的选矿技术研究,具有重要的理论意义和实际应用价值。 3. 3　含锡尾矿选矿研究 锡矿石性脆,在磨矿过程中会产生大量的细粒级锡石和锡矿泥。这些细粒级的锡矿物和锡矿泥在选别的过程中,由于当时回收技术手段的限制而成为尾矿排入尾矿库存放。存放的尾矿既造成资源浪费,又污染环境。随着世界对金属锡需求量的增大和易采易选锡矿的减少,对尾矿库中的锡进行综合回收利用已成为当务之急。 当锡石粒度小于19μm时,重选回收的效率大幅度下降,锡石浮选成为回收细粒锡石的有效方法。对尾矿中锡泥的浮选工艺流程见图2。 何名飞等对某矿冶公司白牛厂矿区铅锌浮选流程中的尾矿进行了浮锡研究。先是对该尾矿进行了重选处理以回收锡,由于尾矿中锡的嵌布粒度细,用摇床回收率低,效果不理想,考虑用浮选方法回收锡矿。以BY-9为捕收剂,P86为辅助捕收剂,BY-5和碳酸钠为脉石抑制剂,一次浮锡可获得锡品位8.56% ,回收率61.61%的锡粗精矿,锡粗精矿再浮,锡精矿品位达到53.58%,作业回收率81.35%。两次浮锡即获得高品位锡精矿, 锡总回收率50.12%。 邬武进对车河选矿厂细泥锡石进行了研究,该细泥锡石是两次重选尾矿的分级溢流。由于浮选给矿中的含泥量较大,浮锡难度增大,所以对该细泥锡石进行了脱泥-浮锡和脱硫-脱泥-浮锡两种工艺流程的比较,后一种流程更经济合理,精矿质量更高。对脱硫-脱泥-浮锡流程产出的泡沫精矿再进行不脱泥直接浮选,可以获得品位50%、回收率90%以上的锡精矿。 佘克飞等对湖南省香花岭矿区尾矿库中的尾矿进行了实验研究。香花岭尾矿库中尾矿所含主要金属矿物为锡石、闪锌矿、黄铁矿、黄铜矿等矿物。脉石矿物为石英、伊利云母、黄玉、绿泥石、方解石白云石、萤石等。除锡石外,其它元素大都以硫化矿存在于尾矿中。利用浮选从尾矿中获得锡精矿存在困难,但是可以先通过浮选脱除尾矿中的含硫成分,为锡石的富集、分选创造条件。最终得到品位在53%～55%、回收率大于52%的锡石精矿。 任浏祎等在对某锡石-多金属硫化矿尾矿中的锡矿物进行综合回收的研究中,探索了锡矿物的浮选条件和药剂制度,提出了综合回收该尾矿中锡的浮选工艺。由于给矿中硫的含量很高,要想把锡分离出来,首先利用硫酸把硫脱除。根据对矿物性质的研究发现,锡石主要存在于细粒级,粗粒级中锡品位低。要先把粗粒级脱去,提高细粒的回收率。进行浮锡实验时,对几种药剂进行比较选别,最终确定用BY-9做捕收剂,碳酸钠为抑制剂进行浮锡实验。对一次浮锡所得粗精矿再进行二次浮锡,二次浮锡直接加入固体药剂,锡精矿含锡48.76%,作业回收率81.35% ,一、二段浮锡获得锡总的回收率49.88%。 由上可见,由于尾矿中锡的粒度较细,重选对细粒级锡的回收有一定的局限性,而浮选比重选有效回收的下限粒度要细得多,所以回收尾矿中的锡以浮选工艺为主。浮选在选别分离、回收和脱除伴生矿物方面起到了很大作用,同时可以从粗锡精矿中分离回收各种有用矿物。随着高效浮选药剂的研发,利用浮选技术对尾矿进行处理得到高品位的锡精矿是一个很好的选择。 3. 4　锡矿石的其它选矿方法 锡矿石的种类很多,根据不同的锡矿石性质进行分选。由于锡矿石中往往有各种氧化铁矿物存在,这些矿物用浮选和重选均不能与锡石很好地分离,因此在锡选矿流程中出现了磁选作业,这种磁选作业是以锡铁分离为主要目的。湿式强磁选机在锡选矿流程中显示出重要作用,磁选作业一般可用于原矿、次精矿和精矿的选别。对于细粒、微细粒锡石的研究还有电浮选、载体浮选、絮凝及选择性絮凝、液-液萃取、离心机选矿等。我国云锡公司、昆明冶金研究院和北京矿冶研究总院等单位共同研究的回转窑高温氯化法,用于低锡高铁的难选锡中矿,以综合回收锡、铅等有价金属,可使云锡现有选矿回收率提高6～7个百分点,并能从历年堆存的尾矿中,回收大量的锡和其他金属。在国外,这一技术尚属锡冶金界研究的前沿课题,而我国在锡的氯化冶金方面已居世界领先地位。 4　结　语 锡是一种用途极为广泛的金属。锡矿石组成复杂,分选困难,常常需要采用磁选、重选、浮游重选、浮选、电选、化学处理等方法中1～2种或多种方法组合获得精矿。实际选别锡石以重选法居多,阶段磨矿、阶段选别是锡石重选的主体流程。重选法处理锡石细泥时所得指标较低,相当一部分有用矿物损失在细泥中,浮选法是回收锡石细泥的有效途径之一。铁锡矿在我国分布广泛,针对目前易采易选的砂锡矿资源越来越少的状况,对铁锡矿进

一般扣板配用专用龙骨，龙骨为镀锌钢板和烤漆钢板，标准长度为：3000MM。。 　　1， 根据同一水平高度装好收边角系列。 　　2， 按合适的间距吊装轻钢龙骨（38或50的龙骨），一般间距1-1.2米，吊杆距离按轻钢龙骨的规定分布。 　　3， 把预装在扣板龙骨上吊件，连同扣板龙骨紧贴轻钢龙骨并与轻钢龙骨成垂直方向扣在轻钢龙骨下面，扣板龙骨间距一般为1米，全部装完后必须调整水平（一般情况下建筑物与所要吊装的铝板的垂直距离不超过600MM时，不需要中间加38龙骨或50龙骨，而使用龙骨吊件和吊杆直接连接）。 　　4， 将条扣板按顺序并列平行扣在配套龙骨上，条扣板连接时用专用龙骨系列连接件接驳。 　　5， 板面安装时必须带手套，如不慎留下指印或污渍，可用洗洁精开水清洗后抹干即可，好的安装工艺拆卸方便。删除

杯士铜耐蚀、耐磨，有较好的力学功能和技术功能，并能很好地焊接和钎焊，冲击时不发生火花。    杯士铜含锡量一般在3~14%之间,首要用于制造弹性元件和耐磨零件。变形杯士铜的含锡量不超越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。杯士铜中加铅可改进可切削性和耐磨性，加锌可改进铸造功能。这种合金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、轴套、抗磁元件等涂层。    杯士铜是铸造缩短率最小的有色金属合金，用来加工形状杂乱、概括明晰、气密性要求不高的铸件，杯士铜在大气、海水、淡水和蒸汽中十分耐蚀，广泛用于蒸汽锅炉和海船零件。含磷杯士铜具有杰出的力学功能，可用作高精密工作母机的耐磨零件和弹性零件。含铅杯士铜常用作耐磨零件和滑动轴承。含锌杯士铜可作高气密性铸件。    分为制作杯士铜和铸造杯士铜。用于压力制作的杯士铜含锡量低于6%~7%，铸造杯士铜的含锡量为10%~14%。杯士铜是铸造缩短率最小的有色金属合金，可用来加工形状杂乱、概括明晰、气密性要求不高的铸件。杯士铜在大气、海水、淡水和蒸汽中十分耐蚀，广泛用于蒸汽锅炉和海船零件。含磷杯士铜具有杰出的力学功能，可用作高精密工作母机的耐磨零件和弹性零件。含铅杯士铜常用作耐磨零件和滑动轴承。含锌杯士铜可作高气密性铸件。

随着钢铁工业与化学工业的发展，超级铁精矿的用途也越来越广，研究和开发超级铁精矿成为矿山企业和各研究部门又一个发展方向。超级铁精矿泛指TF e≥71％、SiO2≤1.5％的铁精矿，它既是选矿的深加工产品，又是一种很有发展潜力的新型功能材料，主要用于粉末冶金、生产金属化球团、磁性材料、化工、环保、食品保鲜和污水处理等领域，具有巨大的应用价值和市场潜力。截止目前，国内粉末冶金、磁性材料等行业的原料主要依靠铁鳞，因为铁鳞性能不稳定，化学成分复杂，且供应量有限，很难满足高档粉末冶金制品的需求。而超级铁精矿由于生产规模大，成分稳定，有害杂质少，许多发达国家均以此为原料生产粉末冶金制品及磁性材料。随着我国高新技术产业的不断发展，对高档还原铁粉和铁氧体的需求也会日益增加。 超级铁精矿粉是用普通铁精矿粉经过充分提纯处理获得的高纯度磁铁矿粉。铁矿石中磁铁矿和赤铁矿都能有效地提取超级铁精矿，一般根据选矿厂普通精矿的脉石种类、嵌布粒度以及与铁矿物的共生关系确定选矿工艺与方法。主要的选矿方法包括：浮选、磁选、电选和细筛。生产技术可以利用矿山企业原有设备，经改造与扩建实现其产品的升级换代，提高产品的经济价值。 板石矿业公司选矿厂主厂房工艺流程为“阶段磨矿阶段选别、细筛自循环流程”，选矿厂磨选厂房与过滤厂房相距200米左右，磨选精矿经管路自流进入过滤厂房，经浓缩磁选进入过滤机进行脱水。磨选车间由磁选柱作为最后的把关选别，保证精矿品位67%以上。而实际生产过程中，由于磁选柱可以有效减少未单体解离颗粒进入精矿，生产精矿经常出现68%以上的精矿，甚至69%以上的精矿也有发生。 一、试样概述 选矿厂生产铁精矿为磁铁矿，精矿品位67.63%，主要杂质SiO2含量4.05%，S、P含量都比较低，细度为－200目（－0.074mm）占87%。在显微镜下分析，含铁矿物有磁铁矿物、少量的赤铁矿，未单体解离的铁矿物多为自形晶、半自形晶嵌布在脉石中，磁铁矿主要与石英连生，颗粒较大的常被石英所包裹，也有极少量磁铁矿中包裹细小脉石。磁铁矿物以浸染状构造为主，脉状较少。铁精矿化学全分析如表1。二、试验方案的确定 根据选矿厂的厂房空间和实际的布置情况，选矿厂只有在过滤厂房分出一部分精矿通过增加筛分、磁选工艺达到提纯的目的，而对精矿进行再磨再选或浮选等工艺对于选矿厂来说很难实现。所以整个试验方案只考虑采用筛分与弱磁相结合的方法对精矿进行提纯。 三、试验方法 为了进一步弄清试验精矿的组成和结合状态，判断在现有粒度下，精矿品位可否通过磁选有所提高。首先采用磁选管对试样进行低场强磁选试验，试验结果如表2。通过试验结果可以看出，在现有粒度下通过磁选方法，精矿品位不能达到目的品位。（一）筛下细度试验 为了能够进一步提高精矿品位，在不进行再磨的情况下,通过筛分和磁选工艺把精矿提高到目的品位。分别采用200目、300目、400目的检查筛筛分进行筛分试验，筛上和筛下粒级铁矿物品位如表3。由筛分试验结果可以看出，随着筛下粒度逐渐变细，筛下精矿品位也明显提高，在显微镜下观察，筛下矿粒基本单体解离。 （二）不同条件下的磁选试验 为了进一步降低杂质SiO2含量，提高铁品位，分别对三个筛下产品进行低场强磁选试验。试验结果如表4。从试验结果可以看出，低场强磁选平均提高0.5%品位左右，场强高低对品位影响较小。通过上述试验，可以确定：当筛下粒度达到－400目以下的情况下，精矿品位就能够达到超级铁精矿的要求，再通过磁选精矿品位又可以提高0.5%左右。所以最佳的试验条件为筛下粒度达到－400目，再进行磁选提高精矿品位。四、拟改造方案 （一）方案的提出 根据多条件试验结果分析和选矿厂实际情况，认为可以从浓缩磁选的给矿部分增设一个分流阀，分流小部分精矿进行提纯，在过滤厂房增设一台Derrck高频细筛和一台磁选柱，筛上进入精矿池，因其品位仍在65%左右，可以用泵直接返回浓缩磁选与普通精矿混合，由于其量相对较少对普通精矿品位影响较小，仍可以保证普通精矿67%以上的精矿品位，筛下给入磁选柱，磁选柱精矿作为最终的超级精矿进入过滤系统，中矿返回精矿池与筛上精矿混合返回浓缩磁选。拟改造工艺流程如图：（二）设备选择 在细颗粒分级设备中，美国公司德瑞克生产的Derrck高频细筛及其0.05mm的聚酯筛网已经在国内外其它矿山的应用中取得了良好的分级效果,可以有效的控制筛下粒度－0.038mm达到90%以上。所以着重推荐使用Derrck高频细筛作为极细颗粒的分级设备。 在弱磁选别设备中，常规磁选设备(筒式磁选机)由于磁场力很大，对磁铁矿选别过程存在强大的“磁团聚”作用。磁团聚使磁选过程选择性降低，产生“磁性夹杂”和“非磁性夹杂”。磁性夹杂使连生体进入磁选精矿，非磁性夹杂使单体脉石进入磁选精矿。从而用单一磁选法难以获得高品位磁铁矿精矿。磁选柱是一种既能充分分散磁团聚，又能充分利用磁团聚的电磁式低弱磁场高效磁重选矿设备。在鞍山设计研究院采用磁选柱提纯超级铁精矿试验中，通过对磁选柱的上升水流、磁场强度、磁场变换周期和排矿阀大小的合理控制有效生产出72%以上的超级铁精矿。磁选柱是磁铁矿提纯超级铁精矿的最佳选别设备。  过滤厂房共有5台过滤机，现生产使用两台，三台备用。改造工艺可利用一台备用的过滤机，在不影响现有生产的情况下，不仅可以节省投资成本，还可以充分利用现有设备。 五、结束语 （一）原铁精矿中磁铁矿以细粒浸染状构造为主，属细粒嵌布，其晶型结构完整，细粒级有用矿物与脉石矿物易达到完全解离，经选别后的磁性颗粒，比较纯净，是理想的磁性原材料。 （二）由于选矿工艺及厂房位置限制，试验只能在不增加磨矿设备的基础上采用筛分和磁选工艺进行提纯。 （三）在原精矿经筛分后，－400目粒级品位就能达到超级铁精矿的要求品位，再经过磁选效果较好的磁选柱抛出部分中矿可以得到含TFe71.76%， SiO2≤0.50%的超级铁精矿，同时可以保证普通精矿品位67%以上，没有尾矿抛出，没有金属流失。 （四）此工艺的关键是要选择分级粒度，为了能满足分级需要，选用细粒级筛分效果好的Derrck高频细筛进行筛分和磁选效果好的磁选柱进行选别。 （五）拟改造方案是根据选矿厂实际情况制定的，避免了通过磨选和浮选工艺来提高精矿品位。 （六）该方案易改造，基本不影响现有生产工艺。引用的新型设备具有技术先进、能耗低，对精矿品位提高幅度大等优点。 参考文献： （1）张锦瑞 论超级铁精矿的研究现状与方向 （M）矿冶工程 2000－12。

1、重选 1)跳汰选金 2)摇床选金 3)溜槽选金 4)螺旋选矿机选金 5)圆锥选矿机选金 2、混选法 1)内混法 2)外混法 3、化法 1)离子交流树脂法 2)锌丝置换法 3)拌和化法 4)渗滤化法 5)堆浸化法 6)锌粉置换法 7)炭浆法 4、浮选法 1、重选 重选法是依据矿藏相对密度(一般称比重)的差异来分选矿藏的。密度不同的矿藏粒子在运动的介质中(水、空气与重液)遭到流体动力和各种机械力的作用，形成合适的松懈分层和别离条件，然后使不同密度的矿粒得到别离。 重选是选金最陈旧、最遍及的办法之一。在砂金矿中，金一般是呈单体天然金形状存在，粒度一般大于16吨/米3，与脉石密度差大，因而重选是选别砂金矿最首要、最有用、最经济的办法。但在脉金，重选是很少独自运用，不作为联合提金流程的一部分，一般是在磨矿与分级回路中，选用跳汰机和螺旋溜槽与摇床合作，提早收回一解理的粗粒单体金，以利于这以后的浮选和氢化作业，并可取得合格的金精矿。这种办法在小型金矿和当地群采矿才用得较遍及，如内蒙的金厂沟梁、洪流清等金矿。 重选选金的首要设备是各种办法的溜槽、跳汰机和摇床。除惯例重选设备外，依据我国金矿的出产特色，在消化、吸收国外先进设备基础上，我国研发了皮带溜槽、罗斯溜槽、圆形跳汰机、砂金离心洗选机组等新式重选设备，在黄金出产中以取得杰出作用。如山东金矿金场选矿厂在磨矿分级回路设置软覆面(毛毯)溜槽，金的收回率可达70%。软覆面溜槽还用来处理浮选和混尾矿，以进步金的收回率。混法按其出产办法可分为内混和外混。在砂金矿山遍及用混法别离金与重砂矿藏;而在脉金矿山，混一般作为联合流程的一部分与浮选、重选、化等配和，首要用来捕收粗粒单体金。 1)跳汰选金法 跳汰选金法是以跳汰机为选金设备的选金进程。跳汰机是常用重选设备，类型许多。现在我国选金厂多选用典瓦尔型隔阂跳汰机。 典瓦尔型隔阂跳汰机的作业原理是：当偏疼传动组织带动隔阂作往复运动时，跳汰室内里的水便透过筛网发作的笔直交变的脉动水流。当选物料给到床层上面，与床层矿石及水组成粒群系统。当水流向上冲击时，粒群呈松懈悬浮状况，此刻轻重巨细不同的矿粒以不同的速度沉降，大密度粗颗粒(床石)沉降于基层。当水流下降时，发作吸入作用，密度大粒度小的矿粒穿过床层空隙进入基层。 2)摇床选金法 摇床选金法是以摇床为首要设备的选金进程。摇床是在水平介质流中进行选矿的设备，由床面和传动组织两部分组成(见下图)，床面由传动组织带动作纵向往复运动。矿古在摇床上的分选是在床面往复运动进程中逐渐完结的。促成矿粒运动的要素，除本身重力外，首要是冲流和床面差动运动。矿粒在运动中饱尝笔直于床面的分层作用和平行于床面的别离作用。两项作用的结果是不同矿粒自床面的不同区间排出。 摇床依据所选其他矿石粒度的不同，可分为粗砂床(>0.5毫米)、细砂床(0.5～0.074毫米)和矿泥床(0.074～0.037毫米)三种。 3) 溜槽选金法 溜槽选金法是一种陈旧且迄今仍在运用的重选办法。溜槽选金的首要设备是溜槽。溜槽是一倾角为3°～4°(最大不超越14°～16°)的木制(或钢材)细长斜槽。黄金职业可就地制作。分选原理是:矿浆从槽头给入溜槽后，在水流作用力、矿粒重力(或离心力)、矿粒与槽底间摩擦力等力的联合作用下，不同密度的矿粒松懈分层和别离，密度大者在槽底成为精矿，密度小者成为尾矿。溜槽为间歇作业，当槽底精矿堆积到必定高度时，中止给矿，清出精矿。 溜槽分粗砂溜槽和矿泥溜槽，前者适于处理粗粒级的物料，后者适于处理细粒级物料。粗粒溜槽槽底装有铺物和挡板。 粗粒溜槽是砂金矿选矿的首要设备，广泛运用于陆地上及采金船上。陆地上的大溜槽一般为15米左右，采金船上的一般为4～6米。 4)螺旋选矿机选金法 螺旋选矿机选金法是以螺旋选矿机为首要设备的选金进程。螺旋选矿机是运用重力、磨擦力、离心力和水流的归纳作用，使矿粒按比重、粒度、形状别离的一种斜槽选矿设备(下图左)。其特色是整个斜槽在笔直方向曲折成螺旋状。其分选进程是：从斜槽上方给入的矿浆，沿斜槽以螺旋线状向下活动。在活动进程中，矿粒进行分层。密度小的大颗粒散布在螺旋槽的外缘，密度大的细颗粒散布在螺旋槽的内缘(下图右)。分层后的重产品运用截取器由内侧槽底的排料口排出，轻产品则由螺旋槽的结尾排出。 螺旋选矿机结构简略，简略制作，无传动组织，不需动力;缺陷是选别6毫米以上、0.05毫米以下及含有扁平状脉石的物料作用较差。国外遍及用于选别砂金矿。 5)圆锥选矿机选金法 圆锥选矿机是依据尖缩溜槽(又称扇形溜槽)的原理演化而来的。尖缩溜槽呈扇形，槽长约1米，给矿端宽125～400毫米，排矿端宽25～9毫米，槽面歪斜放置。 矿浆由上端中心给入，经分配锥分配，进选别锥。矿粒在分选锥上的活动进程中按密度分层，终究截料口将轻、重产品分隔。国外还有一种广泛运用于砂金预选的赖克特圆锥选矿机，它是将几个圆锥笔直堆叠，可一次完结几段选别。 2、混选法 混法按其出产办法可分为内混和外混。在砂金矿山遍及用混法别离金与重砂矿藏;而在脉金矿山，混一般作为联合流程胡一部分与浮选、重选、化等合作，首要用来促捕收粗粒单体金。 内混是在混筒或磨矿机内进行，能够较好操控污染。 外混的首要设备是混板，它由支架、床面、板三部分组成。板材料由紫铜板、镀银铜板、板等，以镀银铜板的混作用最好。为了镀银和出产上替换便当，常常将电解铜板裁成宽400～600毫米，长800～1,200毫米的小块，镀银后，按支架的歪斜方向一块块铺设在床面上。 板面积的断定与处理矿石量、矿石性质和和和混作业在选金流程中的作用有关。一般，在板面上矿浆流深度为5～8毫米，流速0.5～0.7米/秒的条件下，处理一吨矿石所需的板面积为0.05～0.5平方米/吨·日。若混只为捕收大颗粒游离金，其尾矿需求浮选、重选和化时，公办定额可定为0.1～0.2平方米/吨.日。 混作业条件：给矿浓度10～25%，给矿粒度3～0.4毫米，矿浆流速0.5～0.7米/秒。耗费量为3～8克/吨。 读防护：能以液体、盐类和蒸汽的形状通过皮肤、粘膜和呼吸道侵入人体。能游积于、肝、脑、肺、骨骼等器官中使人中毒。尤其是蒸气对人的损害最大，可引起急性或缓慢中毒。我国规则空气中含量不允许超越0.01～0.02毫克/米3，工业废水中及其化合物的最高容许浓度为0.05毫克/升。 为了维护环境不受污染，维护工人的身体健康，混应约束运用。国外有些国家已制止运用混，我国仅仅单个金矿和一些当地小型矿山还在运用混。关于设有混作业的全场，有必要做好毒的防护：(1)拟定严厉的混操作准则。装器皿要密闭，谨防蒸气溢出;进行混操作时有必要身着防护用品，防止与皮肤直触摸摸;在有的房间内不寄存食物、吃东西、吸烟。(2)混车间和炼金室要加强通风，膏洗刷等作业应在具有通风设备的密闭操作橱内进行。(3)凡具有带作业的厂房地上应挑选不吸的材料砌筑，地上做成1～3%的斜度，墙与地上应坚持光滑，定时用肥皂水或溶液(1：1,000)洗刷。(4)操作橱下、室外的污水井内都应有集设备，尽量不使丢失。(5)带操作的车间应定时用二氧化锰吸收法净化，该法对空气中的蒸气的吸速率可达99%。 1).内混法 内混法是指在磨矿设备内，一面使矿石破碎，一面混提金的办法。磨矿设备一般是辗盘机、捣矿机、混薪水筒或专用的小型球磨机、棒磨机等。 内混法提金诉作业进程是：在磨矿进程中参加矿石的一起，参加液，矿石磨矿的一起与混合，新露出出来的金粒即与触摸而化。经内混后，矿浆和膏由内混设备排出，接着用捕集器、溜槽、分级机等将膏别离出来。 内混法的首要缺陷是的粉化。当破坏矿石时，被分割成微粒。这些微粒被贱金属的氧化物膜、光滑油膜及矿泥微粒等包裹和掩盖，然后失掉互相结合的才能而形成粉化。粉很难从所处理的矿石中分出，大部分的粉都将丢失掉，并且还会带走一些金。 当含金矿石中铜、铅、锌矿藏含量甚微，不含易使很多粉化的硫化物，且金的嵌布粒度较大时，常选用内混法。砂金矿山也运用内混法使金与其它重矿藏别离。 2).外混法 外混法是指在磨矿设备外进行的混提金的办法。 外混法提金常用混板。混板有固定式和振荡式。固定混板又分平面式、阶梯式和带中间捕集沟式三种。现在我国多选用固定式平面混板。平面式固定混板由支架、床面和板三部分组成，结构见下图。支架和床面可用木材或钢材制成，床面有必要不漏矿浆。床面上铺的板为镀银铜板，厚3～5毫米，宽400～600毫米，长800～1000毫米。板按支架歪斜方向一块一块地塔接在床面上。 外混法提金的作业进程是：将把液涂在板的镀银面上，矿浆从板面流过，便与触摸。开端作业后，再往矿浆中参加。混作业进行了一段时刻后，面上便当停留一层膏，及时刮下。 外混法合适于处理含金的多金属矿，首要用来捕集其间的粗粒金。在选金厂，混板大多安装在球磨机的排矿口，以捕集磨矿产品中的粗粒游离金。 3.化法 自1887年运用于矿山提取金银以来，已有近百年的前史，工艺比较老练。因为其收回率高，对矿石适应性强，能就地产金，所以至今仍是黄金出产的首要办法之一。 化法可分为拌和化和渗滤化。拌和化用以处理重选、混后的尾矿和浮选的含金精矿，或用于全泥化;而渗滤化用于处理浮选尾矿和低档次含金矿石的堆浸等。 惯例化法是一种很老练的工艺，它包含浸出质料的制备;拌和化浸出;逆流洗刷固液别离;浸出液净化和脱氧;锌粉置换和酸洗;熔炼铸锭等首要作业。 a、浸出质料制备：一般是将采出矿石经破碎、磨矿(或选矿)，制备成合适化浸出的矿浆。磨矿细度视天然金的嵌布特性而定。对含金石英脉矿石，一般磨至60～70%-200目;而对硫化矿藏含金矿石，多选用浮选富集，精矿再磨至90～95%-325目;对含砷或磁黄铁矿高的矿石，则采纳浮选精矿焙烧脱硫脱砷后，焙砂进行化;此外尚有含炭高而搅扰化浸出的矿石。 b、拌和化浸出：在矿浆浓度35～50%，pH值10～10.5，浓度0.03～0.06%的条件下，充沛拌和浸出24小时以上。使95%以上的金被溶解为金络合物。 拌和浸除槽有机械拌和式和空气拌和式两种。 c、逆流洗刷固液别离：为使化浸出液与金渣得到充沛别离，一般选用多台单层或多层浓缩机组成多级逆流洗刷;选用过滤机进行多级过滤洗刷;选用多台浓缩机和过滤机组成联合洗刷。后者国外比较常见，而国内则首要是选用单层或多层浓缩机进行多段逆流洗刷。 d、浸出液的净化和脱氧：从洗刷作业得到的浸出液(贵液)，一般含有70～80ppm乃至更高的固体悬浮物。为了给锌粉置换作业预备条件，有必要使贵液中的悬浮物含量降到5～7ppm，含氧量降到1ppm一下，因而要对贵液进行净化和脱氧。 e、锌粉置换和酸洗：用锌粉置换溶液中的金络合物使金堆积分出。为了使锌粉取得更有用的置换反响，在溶液中应坚持0.005%左右的铅盐和0.05%左右的浓度。 f、熔炼铸锭：金泥与熔剂一般按1：0.8～1的配比，即硼砂30～40%，硝石25%，石英砂15～20%，萤石5～10%，其他为苏打、氧化锰等。在1000～1100℃的炉温进行3小时左右的熔炼除渣，可取得含金银为85%以上的金锭(合质金)。 1).离子交流树脂法 离子交流树脂法是运用离子交流树脂从化矿浆中吸附收回金的办法，分RIP和RIL两种提金办法。RIP称为树脂矿浆法，是先浸出后吸附，前苏联已运用多年，西方世界仅有南非JoldenJubilee金矿一家选用;RIL是边浸出边吸附，听说还没有工业运用的比如。也有人将RIP和RIL合称树脂矿浆法。 离子交流树脂法的原理是：离子交流树脂在溶液中能解离出两种离子化基团：不能进行离子交流的固定离子(R)和与固定离子电性相反的可交流离子。按可交流离子所带电荷的正负，离子交流树脂分阳离子交流树脂和阴离子交流树脂。在化矿浆中，金以阴离子络合物Au(CN)的办法存在，所以选用离子交流树脂法提金时，有必要选用阴离子交流树脂。用离子交流树脂从化液中提金所发作的离子交流反响是： R-OH+Au(CN)2-═R-Au(CN)2+OH- 树脂矿浆法提金的根本工艺进程是： (1)吸附：含金化液通过交流树脂柱时，发作离子交流反响，金在树脂上吸附。 (2)解吸：用解吸剂使树脂上的金解吸进入溶液。对弱碱性载金树脂，可在常温常压下用pH=13的溶液解吸;对强碱性载金树脂，可用次法、酸性法、锌络合物法及硫络合物法解吸。 (3)收回金：用锌粉置换法、碱液堆积法或电解法从含金较富的解吸液中收回金。 现在用于从化液中吸附金的离子交流树脂有：强碱性阴离子交流树脂AM、AB-17，弱碱性离子交流树脂AH-18、704，混合碱性离子交流树脂AM-2B、A-2等。原苏联出产中较为广泛运用的是AM-2B。AM-2B是一种大孔结构的双官能团树脂，它兼有比其他树脂好的挑选性、机械强度及吸附、解吸功能。 2).锌丝置换法 锌丝置换法的根本原理是锌与含金化浸出液作用，金被锌置换转化为金属状况而分出： 2Au(CN)2-+Zn═2Au+Zn(CN)42- 锌丝置换法是在锌丝置换堆积箱(俗称金柜)进行的。锌丝置换堆积箱是一用木板、钢板或水泥制成的敞口长方形箱体。箱长3.5～7米，宽0.45～1米，深0.75～0.9米。箱内由横间壁分红若干个(5～20个)格，每格内还有一个间壁。榜首格一般用作含金溶液的澄清和增加(以进步溶液的浓度);终究一格用于被溶液带走的金泥;其他各格均放置有带6～12目筛网的铁框，且筛网上装有锌丝。这样的结构是为了使含金溶液由前到后流到每个装有锌丝的格中。手柄是固定于筛网上的。要定时悄悄提起上下颤动使锌丝松动并使金泥脱离锌丝堆积于箱底。金泥一般每月排入1～2次，平常排放口用木箱堵住。金泥是冶炼的质料。 锌丝置换法是从含金化液中提取金的传统办法，早在1888年就得到工业运用。该法耗费锌丝和NaCN量大、所得金泥含锌高及占地上积大，现已根本被广泛运用的锌粉置换法替代。但该法操作简略、不耗动力且箱体简略制作，因而在我国的一些小型金矿和当地采金中仍有运用。 3).拌和化法 拌和化法是化浸出的工艺办法之一，是将含金矿石磨矿和分级后得到的矿浆浓缩水至合适的浓度，置于浸出槽中，增加化液，充气拌和进行浸出。此法适用于粒度小于0.3～0.4毫米的物料。 拌和化浸出法的首要设备是化浸出槽。依据拌和办法的不同，化浸出槽分为三种： (1)机械拌和式浸出槽是选金厂现在遍及运用的浸出槽。 (2)空气拌和式浸出槽是运用压缩空气的气动作用来拌和矿浆，最为常用的是巴丘克浸出槽。 (3)空气-机械联合拌和浸出槽是上述两种槽子的结合，兼有用机械和空气两种拌和设备。首要长处是金的溶解速度快。 拌和化浸出终了后，需用洗刷办法从矿浆中别离出含金溶液。洗刷办法有三种： 一是倾析法：分间歇法和接连法。前者因操作时刻长及所用溶液量大等缺陷而很少选用。接连倾析法按逆流准则进行洗刷，即矿浆由前向后顺次给入浓缩槽，而洗刷液则由后向前顺次回来，这样每次矿浆浓缩所用的洗刷液均用下一次浓缩时的溢流。这种洗刷办法可用串联几台单层浓缩机或多层浓缩机完结。 二是过滤法：用过滤机完结别离和洗刷作业。一般用接连式真空过滤机来完结。 三是流态化法：洗刷进程是在洗刷柱中完结的。现在此法在我国选金厂沿处于实验阶段。 4).堆浸化法 堆浸化法，又称堆浸法、堆淋法，是化浸出的工艺办法之一，首要用于处理低档次金矿石。1971年世界上榜首家工业规划的金堆浸场在美国内华达州投产，现在已开展成为老练的工艺。 堆浸化法是含金低档次矿石破碎或团矿成为3～10毫米的块矿，堆垛在防渗的底垫上，用化液从矿堆顶部喷淋，使矿石中的金溶解，含金贵液从矿堆中渗滤出来，聚集流入贵液池中。堆浸得到的含金贵液可用金属锌置换法、活性炭吸附法等收回金，收回后的贫液回来堆浸作业循环运用。堆浸化法出产成本低，可很快投产，堆浸规划可大可小，每堆矿石多可至数万吨，在美国，每堆万吨矿石是标准堆;档次低于0.6克/吨的矿石棉般不经破碎直接堆浸，0.6～1.0克/吨的矿石破碎至必定粒度后堆浸，档次更高者破坏后制粒堆浸。 5)渗滤化法 渗滤化法是化浸出的工艺办法之一，是依据化溶液浸透通过矿石层而使含金矿石中的金浸出的办法，适用于砂矿和疏松多孔物料。 渗滤化法的首要设备是渗滤浸出槽。渗滤浸出槽一般为木槽、铁槽或水泥槽。槽底水平或稍歪斜，呈圆形、长方形或正方形。槽的直径或边长一般为5～12米，高度一般为2～2.5米，容积一般为50～150吨。 渗滤化法的工艺进程： (1)装入矿砂及碱：要求布料均匀，粒度共同，疏松共同。有干法和湿法两种装法。干法适于水分在20%以下的矿砂，可用人工或机械装矿。湿法是将矿浆用水稀释后，用砂泵扬送或沿槽自流入槽内。 (2)渗滤浸出：装料结束后即可把化液送入槽中。化液在槽中的流向有两种：一种是进步下出。即化液从槽顶注入，并在重力作用下自上而下通过矿砂层;一种是下进上出，好化液靠压力作用自下而上通过矿砂层。浸出完结后用水洗刷化尾矿。 (3)尾矿排出：有干法和湿法两种。干法通过槽底作业门排出化尾矿;湿法是用高压水冲刷化尾矿，让尾矿浆沿预先安排好的尾矿管(槽)流出。 6).锌粉置换法炭浆法 锌粉置换法是将锌粉与含金溶液混合，金被锌置换后堆积，然后过滤，金粉与过剩的锌粉进入滤饼(即化金泥)，与脱金后液别离。其根本原理同锌丝置换法。因为锌粉单位分量的表面积比锌丝大得多，所以锌粉置换法的功率比锌丝置换法大得多。 在出产实践中，含金溶液在置换堆积之前，一般用脱氧塔脱氧。脱氧塔结构见图左。 锌粉置换的设备联络图右。锌粉和含金脱氧溶液给入混合槽混合，然后通过槽底部的管自流下锌粉置换堆积器进行堆积和过滤，此刻在真空泵吸力的作用金泥堆积于滤布上，而脱金溶液则透过滤布经由支管和总管排出。金泥的卸出是间歇进行曲，进行接连置换堆积时需有2～3个替换用的锌粉置换堆积器。 锌粉是用进步的办法使锌蒸气在大容积的冷凝器中敏捷冷却而制得的，粒度小于0.01毫米，很易氧化，因而在运送或储存中有必要严厉密封。 7).炭浆法 炭浆法(Carbon inPulp，简称CIP)，是从完结化浸出的矿浆顶用活性炭吸附收回金的一种新工艺。1973年世界上榜首个工业化CIP厂在美国霍姆斯塔克金矿投产，这以后被敏捷推行至世界各国。 (1)预处理：化矿浆在吸附之前要筛分除掉粗颗粒物料(如砂粒)和木屑等，防止这些杂质影响吸附及载金活性炭与脱金矿浆的别离，也防止活性炭磨损加快及脱金活性炭再生困难;活性炭在进入吸附槽之前，也应预磨以磨掉尖角和棱边。如不预磨，这些碎屑将进入脱金矿浆中形成金的丢失。 (2)吸附：往经充沛浸出的矿浆中参加活性炭，活性炭吸附化矿浆中的金而成为载金炭。吸附在吸附槽(炭浆槽)中进行。吸附槽有多种。处理含泥较细的矿浆，宜选用低速中心拌和的普通多尔型槽;处理粒度较粗的矿浆，宜用巴丘克空气拌和槽。出产中吸附槽串联运用。吸附完结后，运用炭浆槽上装有的筛子将载金活性炭和脱金矿浆别离。 (3)解吸：对从脱金矿浆中别离出来的载金炭进行脱金处理称解吸。常用的解吸办法有常压解吸法和加压解吸法。解吸在解吸柱中进行，将用清水洗净的载金炭装入解吸柱，再用4%的NaCN和2%的NaOH水溶液浸没炭层，在常压或加压条件下加热至90℃~95℃，2~4小时后开端用水洗刷金，悉数解吸时刻为12~24小时。解吸后得到富含金的解吸液和解吸炭。 (4)沉金：从富含金的解吸液中收回金。从解吸液中沉金的办法首要是电积法。 (5)解吸炭再生活化：解吸出金的贫炭经再生后按份额配入新活性炭中并在工艺进程中重复运用。 如今黄金出产中所运用的活性炭，国外多为椰子壳炭，国内多为杏核炭。挑选运用活性炭时，首要应考虑活性炭的强度(即耐磨性)、吸附才能、解吸和再生功能、挑选性及报价等，其间以强度最为重要。 炭浆法首要适用于矿泥含量高的含金氧化矿石。我国从80年代起对炭浆法进行研究。已先后在河南灵湖金矿、吉林赤卫沟金矿等建成20多座炭浆法提金工厂。 4、浮选法 浮选法是依据矿藏表面物理化学性质的不同，经浮选药剂处理，使有用矿藏挑选性地附着在气泡上，到达分选的意图。有色金属矿石的选矿，如铜、铅、锌、硫、钼等矿首要用浮选法处理;某些黑色金属、稀有金属和一些非金属矿石，如石墨矿、磷灰石等也用浮选法选别。 浮选是黄金选矿厂处理脉金矿石运用最广的办法之一。在大大都情况下，浮选法用于处理可复性很高的硫化矿藏含金矿石，作用最明显。因为通过浮选不只能够把金最大极限的富集到硫化矿藏精矿中，并且可抛弃尾矿，选矿成本低。浮选法还用来处理多金属含金矿石，例如金-铜、金-铅、金-锑、金-铜-铅-锌-硫等矿石。关于这类矿石，选用浮选法处理能够有用地辨认选出各种含金硫化物精矿，有利于完结对矿藏资源的归纳收回。此外，关于不能直接用混法和化法处理的所谓“难溶矿石”，也需求选用包含浮选在内的联合流程进行处理。当然浮选法也存在局限性;对粗粒嵌布、金粒度大于0.2毫米的矿石，对不含硫化物的石英质含金矿石，调浆后很难取得安稳的浮选泡沫，选用浮选法就有困难。 近年来，金矿石的浮选工艺有很大发展，首要表现在工艺流程的改造、研发新药剂、改进规划等方面。选用顶级磨矿;顶级选别流程是现在浮选选金的开展趋势，国外大都选金常选用两段乃至三段，我国遂昌金矿、湘西金矿选用两段磨矿;两段特别流程;金的收回率进步2%～6%;改动药剂准则，选用多种药剂混合增加，也可改进选金作用，遂昌金矿和金厂峪金矿用丁胺黑药和黄药增加，金的收回率进步2%～5%。 浮选的一般流程为： 通过洗净和分级的矿藏混合料经拌和桶拌和均匀后被送入浮选机，金矿一般用碳酸钠作调整剂，使黄金上浮。一起用丁黄药与胺黑药作补收剂，使金矿粉与矿渣别离，产出金精矿粉。新式浮选机中气泡与矿粒动态磕碰和气泡颗粒结合体静态别离的环境较好，有利于细粒或微细粒金矿的选别，别的，该浮选机完结了自动操控，因而比较合适于金矿的精选。浮选后的矿藏精矿中一般含有较多的水分，需运用新式高效浓缩机把精矿水分降到国家规则的标准。各个出产环节能够输送机，给料机联接。 因为浮选法只能将金最大极限地富集到各种硫化物精矿中，不能终究取得制品金，因而，选用单一浮选流程的选金厂为数不多，一般是将浮选作为联合流程的一个进程选用。现在我国选用单一浮选流程的选金有遂昌、岫岩等金矿以及一些当地群采小金矿。

1．铝屑的回收 　　铝铸件进行切削加工时，切屑约占铸件重量的20％，最高达30％左右。回收产品机加工过程中的铝屑可降低生产成本，具有良好的经济效益。铝屑回收工作应往意以下几点：（1）当某一材质牌号的工件加工完毕后，应及时国收，以防铝屑混号。回收时，应把参加切削的各种机床底盘中的铝屑圭部清理干净，（2）回收的铝屑应严格按牌号分类分号堆放于贮放场规定的格仓中，并标明铝屑的种类牌号，有条件时应及时重熔，避免混号。（3）应避免泥沙、棉纱等杂物混入铝屑。 　　1．1铝屑的预热烘烤 　　铝屑带有大量的油和水分。油和水分来自机加工过程，或其它工艺过程（如为了提高活塞零件的失效均匀程，采用的油溶炉棵温失效等工艺），氧化锈蚀严重，所以应及时进行预热烘烤．铝屑的烘烤温度必须根据各方面因素宋确定。温度过高,不仅热量损耗大，而且会造成铝屑的强烈氧化。所以一般烘烤温度应拄制在250～300C之间。 　　铝屑烘烤最简便方法是将铝屑放置在钢板上加热，烤到不冒烟为止。也可采用将铝屑放入"烤料车"中，推入烘干窑进行烘烤或将铝屑加入工频炉中，放入铸铁坊锅内烘烤，使油和永在高温下挥发和燃烧，然后进行熔炼（当然这种方法的缺点是劳动条件差，烟雾充满车间）J铝屑预热烘烤不但可去除铝屑中的油和水，而且可以缩短熔炼时间，在降低电耗的同时，可以提高熔炼设备的生产率，降低烙炼（重熔）成本。 　　l.2铝屑的筛分 　　铝屑在烘烤完毕后，最好进行筛分处理，以去除可能产生的氧化粉末或夹杂的泥砂及带入的钢屑。但如果铝屑很"新鲜"又干净，而且烘烤温度正常，则不必筛分。通过以上预处理的铝屑，就可以用来回炉重熔，浇注成再生锭，以供熔炼铝合金时使用。 　　2.铝屑在工频炉中的熔炼 　　铝屑的熔炼方法一般有二种：①两次熔炼法：第一次是将铝屑熔化成铸块（再生锭）后按其化学成份分类堆放；第二次熔炼时将再生锭搭配入炉熔炼出成品。（2）直接加入法：使用这种方法时，可直接在炉中对铝屑进行烘烤（利用余热或底温情况下），等铝屑烘干后，再升温使其熔化并加入各种主、辅料进行熔炼。 　　两种方法相比，两次熔炼，电耗及元素烧损较大．管理工作烦琐，浪费人力和物力。而第二种方法只适用于连续生产一种牌号的铝铸件时使用，同一时期生产多神牌号的铝件时，用第一种方法较为适用。

 铝青铜的技术条件        经过正交实验和比照实验优化了Cu14AlX铝青铜合金的硬化热处理技术，找出了热处理过程中影响该合金硬化功能的4种要素的主次次序是：固溶温度、时效时刻、时效温度和固溶时刻。进一步研讨证明经过840～880℃油淬固溶和570～600℃空冷时效处理，合金可以得到48.2HRC的最高硬度。硬化的原因是时效过程析相γ2的均匀细化和κ相的弥散分出。　    铝青铜合金材料的硬度功能与许多要素有关，像浇注温度、冷却速度、净化程度、热处理技术等，其间热处理技术参数的正确挑选与匹配是进步合金材料硬度的首要途径之一。铝青铜的强化首要是经过固溶、沉积、弥散等办法进行的，热处理的固溶、时效的温度和时刻等要素是影响合金的相变及相散布的首要要素，假如经过实验来逐个确认一切技术参数的最佳匹配值，既浪费了很多的人力物力，一起也无法找出归纳可信的实验定论。因而选用正交实验，有方案、合理地在正交表上组织较少的实验次数，较短的实验周期，敏捷找出影响成果目标的首要要素，从而找到较优技术条件。

铝基非晶合金材料不只具有高的比强度,还具有出色的耐性、超塑性、耐磨性和耐蚀性等利益,是一种具有广大运用前景的新式结构材料。铝基非晶合金材料可以选用急冷法或机械合金化等方法来获得,但这些方法所获得的材料,通常是带材、丝材或许粉末,将这些材料制备成可利用的块状材料,尚需求一些特别的成型技术。当时制备块体铝基非晶合金的方法有温揉捏法、热揉捏法、动能成型法、粉末轧制法、喷发成型法、超高压固结成型法、电火花烧结法等。以上这些制备成型技术均可获得较为纯真的铝基非晶态合金材料,且具有优秀的功用,但是这些方法存在过于繁琐的缺点,不符合成形制备一体化思想,而且出产周期较长,本钱较高。 　　与传统制备方法比较,热喷涂技术在制备非晶材料方面具有其一同的优势,该技术不只可快速升温熔化材料,一同具有快速冷却凝结材料的特征,有利于构成非晶相涂层;而且选用热喷涂技术,既可以体现热喷涂优质、高效、低本钱的优势,又可以获得具有优质耐磨、防腐等功用的表面防护涂层。因而,选用热喷涂技术制备铝基非晶涂层是铝基非晶合金材料制备的新拓展,具有广大的工业运用前景。 　　当时,选用热喷涂技术制备非晶态合金的技术主要有等离子喷涂、超音速火焰喷涂和高速电弧喷涂等制备技术。等离子喷涂和超音速火焰喷涂选用的原材料为预制的非晶粉末,而高速电弧喷涂依据材料制备与成形一体化的思路,喷涂富含非晶涂层构成元素的粉芯丝材,在喷涂过程中可完成构成非晶涂层。尽管高速电弧喷涂技术在制备Fe基非晶纳米晶复合涂层方面已经有不少成功的报道,但选用该技术制备铝基非晶涂层仍是一个簇新的研讨领域。 　　近来成功运用高速电弧喷涂技术制备出了铝基非晶纳米晶复合涂层。该高速电弧喷涂系统主要是该实验室自行研制的由机器人控制的高速喷和电源系统组成。在喷涂前对基体试样进行喷砂处置。经过优化的最好喷涂技术参数为:喷涂电压为34V,喷涂电流为120A,空气压力为0.7MPa,喷涂距离为200mm。对所获得的涂层查看成果标明,涂层与基体联络出色,涂层组织较为细密,孔隙少;涂层呈现出典型的层状结构,且层与层之间联络非常细密;涂层由非晶相和晶化相一同组成的。Al基非晶涂层的显微硬度值约为HV311,与传统制备方法获得的铝基非晶合金材料的显微硬度值恰当。据评价,此类材料很可能成为将来的防腐换代涂层材料。 　　作业标明,在高速电弧喷涂过程中,熔化态液滴在基体表面扁平化过程中具有极高的冷却速率,简略获得非晶涂层或许非晶纳米晶复合涂层,而且涂层的堆积率较高,本钱低,在大面积制备铝基非晶涂层方面将有重要的运用前景。

幕墙铝板的处理工艺可分为二种办法，一种是阳极氧化，另一种是静电喷涂。阳极氧化的氧化膜一般在12μ以上，色彩只要古铜色和白色两种，色彩单调，更为严重的缺陷是每块铝板板面的色彩深浅纷歧，许多块幕墙板组合在一同构成一个幕墙全体作用十分丑陋。这个缺陷可以说无法消除，并非出产技术形成的，而是因为铝板并非是由一批号，化学成份，均有小的不同，再加上氧　　化时电解槽液电流密度等要素均无法彻底相同，所以氧化后的色彩多少均有差异，单张看或许不显着，若都排在一同即十分显着。所以铝板幕墙的铝板表面处理，决不能用阳极氧化。　　幕墙铝板表面处理的另一种办法是静电喷涂。喷涂又分为粉沫喷涂和液体喷涂。粉沫喷涂材料主要为：聚酯、聚胀树脂、环氧树脂等质料配以高保色性颜料，可得到几十种不同色彩的喷涂粉沫。该喷涂粉沫，耐撞碰耐磨擦，在50公斤碰击下，铝板变形，喷涂层无裂纹，无掉层完整无损，抗稀酸及砂浆。仅有的缺陷怕紫外线长时间照耀，几年后易发生阴阳面色彩的差异。国内不少厂　　家出产的喷涂粉沫，分量差异甚大，有的粉沫含金屑这种粉沫在挂到墙面今后，随阳光视点改变，白天和傍晚有改变，墙面色彩深浅有差异，选用粉沫喷涂料希引起留意。删去

浮选技能被广泛运用于硫化矿的富集与别离，可以完成对低档次矿藏的有用运用。19世纪末浮选技能完成工业运用，阅历了全油浮选、表层浮选和泡沫浮选三个阶段，浮选捕收剂也由几种简略的矿藏油、焦油不断开展，呈现了黄药、黑药、硫代磷酸盐等硫化矿捕收剂，浮选别离效果得到了增强和改善。跟着黄铜矿资源日趋“贫、细、杂”，单一的浮选工艺和传统捕收剂现已难以到达要求。近年来研讨者对浮选工艺和浮选捕收剂进行了广泛研讨，尤其在高挑选性、强捕收才能浮选药剂的研发和运用方面获得了长足的前进。本文就黄铜矿浮选工艺和浮选捕收剂的研讨进展进行了扼要概述。 1 黄铜矿矿藏特征和浮选特性 1.1 黄铜矿的矿藏特征 天然界已发现的含铜矿藏有280 余种，首要为黄铜矿、辉铜矿和斑铜矿，其间黄铜矿占70% 左右。黄铜矿的晶体结构为四方晶系，晶格能为17500kJ，Cu原子和Fe原子处在四面体的顶角，每个S 原子被2 个Cu 原子和Fe原子围住，常为细密块状或粒状。黄铜矿具有很好的电子导电功能，可以促进药剂与矿藏表面的效果，增强其可浮性。 到2012 年，我国已探明的铜储量为3000 万t，根底储量为6300 万t，居国际第6位，绝大部分散布在江西、云南、湖北、安徽、甘肃、内蒙古、四川、山西等省区。我国的铜矿类型首要为黄铜矿、斑铜矿、黝铜矿等，低档次多金属难处理矿石较多，矿石均匀档次仅为0.87%，而且常伴生钼、金、银等稀贵金属，归纳收回难度大。 1.2 黄铜矿的浮选特性 黄铜矿是天然界中自诱导可浮性和捕收剂诱导可浮性较好的矿藏之一，在弱碱性及中性环境下具有杰出的疏水性，但在高碱环境下会与水构成氢键，然后下降其可浮选性。Gardner等用改性的单泡浮选管对黄铜矿浮选粒子进行了研讨，研讨标明，矿藏表面的阳极氧化生成的附着在矿藏表面的单质硫是改动矿藏亲水性的关键要素。 Heyes等研讨了黄铜矿的天然可浮性，并以为黄铜矿的可浮性与其氧化复原电位和阳极氧化亲近相关。他经过分批浮选试验对混合单矿藏进行了浮选研讨。成果标明，黄铜矿在氧化环境下表现出天然的可浮选性。在浮选进程中运用铁制球磨机会发生较强的复原环境，然后影响其浮选功能，随后添加氧化剂或许与空气触摸，则可以康复其浮选功能。 2 黄铜矿浮选工艺 黄铜矿浮选工艺流程依据矿石的性质和对精矿质量要求而异，现在得到工业运用的工艺流程首要有混合浮选、全优先浮选、部分优先-混合浮选和等可浮浮选等工艺。 2.1 混合浮选工艺 混合浮选流程先浮选出黄铜矿以及矿石中存在的其它的有用矿藏，然后选用优先浮铜而按捺其它矿藏的流程，得到合格的铜精矿。该工艺合适于处理原矿档次低、矿石性质简略的矿石，具有节省磨矿费用、浮选药剂、浮选设备的长处;可是该工艺流程有有用矿藏之间别离较为困难、精矿档次不高级缺陷。 Ge 等对九顶山铜钼硫化矿石浮选工艺进行改善，选用一次球磨混合浮选工艺，获得铜档次19.23%，收回率85.5%;钼档次48.53%，收回率90.96%的浮选目标，与原铜钼混合精矿再磨别离工艺比较，可以防止再磨时或许发生的过磨现象，进步浮选目标。 2.2 全优先浮选工艺 黄铜矿的全优先浮选流程首要有两种方式，一是经过添加石灰等按捺剂来按捺黄铁矿等伴生矿藏，这种工艺尽管可以到达很好的浮选效果，可是一般需求耗费许多的石灰，还会下降铜精矿的档次和铜和伴生的Au、Ag、Mo等稀贵金属的收回率。还有一种途径是运用对黄铜矿具有高效挑选性的药剂在中性至弱碱性条件下浮选黄铜矿。全优先浮选工艺合适于处理成分简略、可收回有用矿藏品种不多、有用矿藏之间的浮选差异较大，或许与黄铜矿共生的矿藏可以被很好的按捺而对黄铜矿的浮选则没有显着影响的矿石。 王立刚等对蒙古某铜钼矿进行了浮选工艺技能研讨，依据矿石中有用矿藏可浮性的差异选用优先浮选工艺进行试验，优先得到铜钼混合精矿而按捺黄铁矿，得到的铜精矿的档次和铜收回率别离为24.32%和96.77%，钼和金、银的收回率别离为81.04%，82.00%和84.03%，浮选目标抱负而且具有工艺流程简略、易于施行，粗精矿不需求再磨等长处。 2.3 部分优先-混合浮选工艺 部分优先-混合浮选工艺流程是先快速浮选出易浮选的铜矿石，再混合浮选出铜和其它有用矿藏的混合精矿，之后进行混合精矿的浮选别离，并依据实践情况兼并或独自处理铜精矿。该工艺流程合适处理矿石中存在的部分易浮选的黄铜矿，可以在磨矿细度不是很高的情况下优先浮选出来，完成铜的快收、早收，较难浮选部分在再磨或许不再磨的情况下，可以运用捕收功能强的捕收剂和其他矿藏一同收回的矿石。该工艺可以下降药剂的运用量，消除剩余药剂对别离浮选的影响，进步浮选目标，首要缺陷是需求更多的浮选设备。 Liu 等对德兴某铜钼矿石浮选工艺流程和浮选药剂进行研讨，选用部分优先-混合浮选工艺流程时，先运用MC-103浮选易浮选的铜钼矿，再运用具有强捕收才能的药剂浮选难浮的铜钼矿。整个浮选流程可以将钼档次和收回率别离进步到48.83%和90.60%，处理了钼收回率低下这一难题，而且减少了药剂用量，节省本钱。 2.4 等可浮浮选工艺 等可浮工艺合适处理多金属矿石，而且矿石中要有一种矿藏可浮性较好，其它矿石又可分为易浮选和难浮选两部分。等可浮浮选一般不需求添加调整剂、按捺剂和活化剂，坚持了矿藏天然可浮性。可浮性较好的矿藏可以在不遭到按捺剂影响的条件下天然上浮，一同又防止活化剂的效果使有用矿藏一同上浮，导致需求耗费许多药剂和设备进行矿藏别离的缺陷。该流程一般可以获得很好的技能目标，而且可以较少药剂的运用，简化浮选设备。 Liu等对以黄铜矿为首要铜矿藏的多金属铜、钼、钴、铁矿石进行了浮选试验研讨。矿石中铜矿藏散布率很大，到达91.36%，钴和铁亲近共生。选用等可浮浮选工艺，先浮选出铜钼混合精矿，再从尾矿中浮选出钴精矿和铁精矿。终究获得的铜、钼、钴、铁的档次和收回率别离为21.25%，45.78%，0.46%，63.73%和93.38%，45.72%，46.42%，38.26%。 在实践出产进程中，浮选工艺的挑选较为灵敏，而且常常会遭到药剂的浮选功能的影响，厂商会依据矿石的性质和出产经历，选用合适本身开展的工艺流程。跟着黄铜矿贫、细、杂的开展，以及与多种金属伴生，考虑到收回其间的有用元素，单一的浮选工艺较难获得满足的目标，一般选用多种浮选工艺的联合运用，如分步优先浮选工艺流程是依据矿石中有利矿藏浮选的难易程度，依照必定的次序别离进行优先浮选，可以得到独自的合格精矿。该流程一般可以获得较高的精矿档次，简化工序流程，而且有利于矿藏中伴生的稀贵金属的收回。 3 黄铜矿浮选捕收剂 黄铜矿浮选捕收剂分子内部一般都含有硫原子，只对硫化矿具有捕收才能，而对脉石矿藏则根本不浮选。依照捕收剂中官能团来区分，可以将常见的捕收剂分为黄药及其衍生物类捕收剂、黑药及其衍生物类捕收剂、硫氮类捕收剂、巯基化合物和其它新式黄铜矿捕收剂这五类，不管是依据何种浮选工艺，浮选捕收剂的研讨都是为了进步其捕收才能和挑选性。 3.1 黄药及其衍生物类捕收剂 黄药及其衍生物类捕收剂首要有黄药、双黄药、黄原酸酯和硫酯这四类化合物。黄药是现在工业上运用最为广泛的黄铜矿捕收剂，具有很强的捕收才能。普通的黄药挑选性较差，会将其它的硫化矿藏一同浮选上来，添加了后续的别离进程，在工业上构成不方便。朱继生将甲基和、依照摩尔比1.1 ∶ 1. 1 ∶ 1. 2 的份额，制备出无味、性质安稳且水溶性极好的新式甲基异戊基黄药，具有浮选速度快和挑选性好等长处，将其与丁基黄药依照1∶ 1配成复合黄药，对冬瓜山混合铜硫矿进行试验，发现复合黄药的挑选性和捕收才能要好于甲基异戊基黄药，甲基异戊基黄药又好于丁基黄药。 黄原酸酯类捕收剂是浮选Cu、Au 以及Pb、Zn、Hg、Mo 等硫化矿的优秀捕收剂。蔡春林等对丁基黄原酸乙酯(BXEF)的组成工艺及其对黄铜矿的浮选功能进行了研讨，断定了BXEF 的最佳组成工艺条件为: 丁基黄药和氯乙酯依照摩尔比1.04∶ 1，在25 ℃下反响200min，可以到达94.5%的产率。用BXEF对武山铜矿进行研讨，获得铜精矿含铜22.8%，铜收回率82.40%的目标，与平等条件下丁基黄药的浮选成果比较，BXEF展现出更强的捕收力和较好的挑选性，可以获得更高的收回率和更高的铜精矿档次。 硫酯(ROCSNR’R’’) 具有挑选性强、用量少的特色。乙硫酯( Z-200) 是最常用的硫酯类捕收剂，俞继华对Z-200的组成工艺进行了改善，选用一步法制备Z-200，产品纯度大于96%，产率大于95%，组成工艺简略易于操作，产率和纯度高。 3.2 黑药及其衍生物类捕收剂 黑药及其衍生物类捕收剂一般具有很好的挑选性，可是捕收才能稍差，可以用于分选含有黄铁矿的铜矿石，首要包含黑药、双黑药和黑药酯。朱一民以、和液为质料，组成了新式的异丁基铵黑药。用异丁基铵黑药和正丁基铵黑药别离作捕收剂，对辽宁八家子铜铅锌矿进行了比照试验，试验标明，异丁基铵黑药作捕收剂，获得的铜、铅、锌、硫、银的收回率都有进步，阐明异丁基铵黑药的捕收功能要强于正丁基铵黑药，而且存在着质料报价较廉价许多的长处。 3.3 硫氮类捕收剂 硫氮类捕收剂运用较多的是乙硫氮，是将、、和水依照摩尔比为 1.07∶ 1∶ 1∶2的份额在冰盐水浴里反响制备的。乙硫氮的捕收功能与黄药类似，可是效果比黄药好，具有更强的捕收功能，可以使药剂用量较黄药成倍乃至数十倍的下降，而且具有更快的浮选速度和更好的挑选性。 硫氮酯一般比相应的硫氮具有更强的捕收才能和挑选性，是将硫氮与烯烃类化合物反响制得的，首要有硫氮酯、硫氮腈酯、硫氮酯(酯-105)等。王彩虹研讨了酯-105对酒钢桦树沟铜矿石的选别效果，而且与丁基黄药进行了比照。用酯-105作捕收剂，添加少数的水玻璃就可以获得铜精矿档次22.51%，铜收回率93.41% 的技能目标，而丁基黄药作捕收剂铜精矿的档次仅有18.79%，阐明酯-105比丁基黄药具有更强的捕收才能和挑选性。 3.4 巯基化合物 巯基化合物首要有硫醇、硫酚、白药、噻唑、咪唑硫醇等，一般都用作硫化矿捕收剂，既可以独自运用，也可以与黄药复合运用。东川矿务局运用咪唑对以黄铜矿和斑铜矿为首要硫化铜矿藏的难选高钙镁的因民矿石进行了小型的浮选研讨，成果显现，不管独自运用咪唑，仍是与黄药复合运用，都可以使铜精矿的档次根本保持不变，可是收回率可以进步2.98%。 3.5 其它新式捕收剂 Natarajan 等组成并研讨了几种芳基氧肟酸在Cu-Zn硫化矿上的运用，展现了很好的挑选性，对黄铜矿具有很强的捕收才能，而对锌和铁则很弱，而且捕收才能会跟着酰基上烷烃碳原子数的添加而增强，可是当添加到6个时，反而会下降浮选功能，丁酰基基羟胺显现出最佳的浮选功能，在药剂用量很低时，铜收回率达93%，铜档次32%，浮选效果较好。 焦芬等研讨了捕收剂Mac-10、丁黄、680 在不同试验条件下对黄铜矿的捕收功能。成果标明，Mac-10具有更好的挑选性和更强的捕收功能，可以在运用更少的捕收剂、在广泛的矿浆pH 下完成铜硫别离，并获得较好的浮选目标。 顾国华等经过单矿藏浮选试验研讨了捕收剂DLZ 对黄铜矿和黄铁矿的捕收机理。成果显现，捕收剂DLZ在中性及弱碱性条件下对黄铁矿的捕收才能很弱，可以完成铜硫别离。FTIR分析标明，DLZ 在黄铜矿表面是化学吸附，而在黄铁矿表面只发生了物理吸附。 孙小俊等研讨了捕收剂CSU31 对黄铜矿和黄铁矿的捕收机理。单矿藏试验研讨标明，在整个pH 范围内，CSU31对黄铜矿都具有很好的浮选功能，而且在弱碱性条件下受石灰的影响不大，而对黄铁的浮选才能则相对弱的多。CSU31 与矿藏效果的动电位测验标明，CSU31可以更多的吸附在黄铜矿表面，对黄铁矿具有挑选性，可以用于铜硫浮选别离试验。 祈忠旭研讨了新式药剂DY-1 对矿石性质杂乱、硫含量高、多种矿藏的可浮性类似、铜硫别离困难的实践矿石的浮选功能。试验时将DY-1与丁基黄药组合运用，闭路试验获得铜精矿铜档次为20.54%，铜收回率72.96%，选矿技能目标抱负。 覃文庆等比照了不同的捕收剂Z-200、丁黄、二丁基二硫代磷酸铵和新式捕收剂MBT 对铜-锌矿的挑选性浮选，试验标明，MBT在浮选黄铜矿和铁闪锌矿时显现出最好的挑选性。循环伏安法和极化曲线研讨显现，在铁闪锌矿的表面构成有氢氧化锌和氢氧化铁，会导致矿藏表面亲水，阻止MBT对其浮选，而在黄铜矿表面则会构成疏水物质(MBT)2和Cu(MBT)2，促进对黄铜矿的浮选，因而，MBT 可以用于铜-锌硫化矿的浮选与别离。 传统的硫化矿捕收剂对黄铜的捕收才能很强，但一般挑选性较差，构成黄铜矿与其它矿藏的别离功率较低，难获得满足的浮选目标，一些捕收剂存在着毒性较大、水溶性差等缺陷，也约束了它们在黄铜矿浮选中的运用，为此，依据药剂的捕收机理规划并制备新式高效适用性强的黄铜矿捕收剂遭到了广泛注重。 近年来，组合捕收剂的运用也得到越来越多的运用，一般选用一种捕收功能强与另一种挑选性好的捕收剂联合运用，不只可以节省药剂本钱，而且可以进步浮选目标。Hangone研讨了、二硫代磷酸盐、二硫代基盐类及其混合药剂在浮选Okiep矿山硫化铜矿上的运用，试验成果显现，运用单一的捕收剂，2-乙基-二硫代基盐浮选功能最差，2-乙基-二硫代磷酸盐获得的收回率最高，而且还有起泡性; 将90%的乙基和10%的2-乙基-二硫代磷酸盐进行组合，可以获得最高的铜收回率; 90%的乙基黄药和10%的二硫代基盐组合可以获得最高的铜精矿档次。试验成果标明，合理配比的组合药剂可以表现出比独自药剂更好的浮选目标，在工业上可以得到很好的运用。 4 结束语 黄铜矿捕收剂品种许多，浮选功能各异，其间黄药类捕收剂因其质料来历便当、报价廉价、浮选才能强有利等要素，在往后仍将得到广泛运用，但其存在着的挑选性差、有臭味和一般需求合作运用许多石灰等缺陷也需求得到正确认识和改善，规划而且制备出具有挑选性、气味较弱以至于无味且环境友好的新式黄药将是未来黄药研讨的要点范畴。 面临日趋稀缺的铜矿资源，高效的运用贫、细、杂的铜矿石现已成为必然趋势。近年来，国内外选矿研讨人员，对杂乱难选的硫化铜矿进行了广泛研讨，研讨开发了一些高效的新式捕收剂，并得到工业运用，发明了巨大的经济价值，对一些旧的浮选工艺进行了改造，运用愈加合理的新工艺，进步了资源运用率。依据药剂与矿藏的效果机理来研发高效、低毒、高挑选性的新式黄铜矿捕收剂和研讨新式工艺流程进步有用矿藏收回率和多金属矿藏的别离功率，然后完成现有资源的充分运用应得到越来越广泛的注重。

从国际范围看，挖掘的镍资源有硫化矿和红土镍矿两类，现在约有70%的镍是从硫化镍矿中提取的。可是，跟着国际镍硫化矿资源的日益干涸，低档次红土镍矿的开发和归纳运用逐步成为研讨热门。 红土镍矿资源为硫化镍矿岩体经风化、淋滤和堆积后构成的地表风化壳矿床，矿石天然类型以褐铁矿型和腐岩型为主，工业类型为硅酸镍矿石，镍元索首要以硅酸盐矿藏办法赋存，因而选用传统选矿工艺难以收回红土镍矿中的镍资源，这严峻约束了红土镍矿的有用运用。 红土镍矿矿床由三层组成：上层含铁较高，镍与褐铁矿共生在一起，称之为褐铁矿型红土镍矿;基层硅酸盐矿藏比较富集，镍与硅酸盐矿藏共生，构成硅镁镍矿，称之为硅镁镍矿型红土镍矿;褐铁矿和硅镁镍矿之间的部分称之为过渡型红土镍矿。因为红土镍矿的成分杂乱、矿石性质多变悬殊，现在研讨标明，选用火法冶金工艺处理红土镍矿制取镍铁产品是最有用办法，但火法冶金进程中的相变转化影响着镍铁产品的富集收回。 现在，研讨较多并得到工业运用的首要是高压酸浸(HPAL,PAL)和复原焙烧浸(CARON工艺)两种工艺，但两种工艺都存在着必定的问题。CARON工艺的浸出率低，且能耗高，大大约束了此法的开展运用。HPAL工艺关于镍的档次低、镁铝含量高和泥质含量高的红土镍矿，该工艺硫酸的消耗量比较大，处理起来并不经济;基础建设出资大、高温高压操作条件严苛，工程化方面存在一些问题，例如高压釜结垢，影响接连化出产加压浸出需用高盐度水，而高盐度水对设备、管道及阀门的腐蚀较为严峻。 针对传统焙烧工艺的缺点，近几年学者们首要做了如下研讨：(l)活化焙烧，经过活化焙烧对矿石进行预处理，使部分矿相的晶型改动，导致矿藏原有结构坍塌，使得比表面积和孔隙增加，有利于后续的浸出进程;(2)加盐焙烧，碱金属盐或氯化铵使金属氧化物的晶格点阵发作畸变，以及使复原产品发作微孔、加快复原气体的内分散，然后使得以类质同象办法赋存于铁氧化物中的镍露出出来;(3)直接复原焙烧，在红土镍矿中配加必定质量的复原剂、熔剂和其他增加剂，制成红土镍矿含碳球团，运用直接复原的办法出产含镍粒铁，有用地除去粒铁中所含的硫。 在浸出方面，首要的研讨进展为：(l)酸浸方面，除了选用传统的硫酸作为浸出剂外，选用浸出并用抗坏血酸做复原剂，镍的浸出率高达95%以上;(2)碱浸方面，探究了一次浸出两次洗刷工艺和高浓度碱浸红土镍矿提硅工艺;(3)高压浸出方面，探究了加碱预处理酸浸物料、十二烷基磺酸钠除垢、硝酸高压浸出等工艺;(4)其他方面，首要是研讨了参加高能物理场的复合能场的办法和微波水热法以及加温法。 1 焙烧工艺的开展 在镍矿的焙烧方面，研讨者们对镍矿焙烧进程中复原剂、增加剂等要素对镍矿焙烧的影响机理做了深人的讨论。在焙烧工艺方面首要是提出了参加不同增加剂的焙烧、活化焙烧和直接复原焙烧等新工艺。 A 参加增加剂焙烧工艺 不同的增加剂会对焙烧发作不同的影响，研讨者们经过热力学、动力学等的分析对增加剂的影响机理有了较清晰的论述。孙体昌选用石煤和无烟煤进行的比照实验发现，用石煤作复原剂所得镍铁精矿中镍、铁档次均高于相同用量的无烟煤所得到的镍、铁档次，但镍、铁的收回率比相同用量的无烟煤要低。石剑锋以硅镁型和褐铁矿型红土镍矿为研讨目标，选用硫酸化焙烧-水浸工艺，对硫酸钠在硫酸化焙烧进程中的影响机理进行了研讨。卢杰则研讨了硫酸钠对红土镍矿在和气氛下的复原性。此外，石剑锋等人研讨了焙烧红土镍矿的机理。经过对反响的热力学分析，发现进步低温焙烧温度能促进蛇纹石与的反响，但会按捺橄榄石与的反响。 参加增加剂可以有用地进步焙烧后镍的浸出率。史唐明研讨了增加含硫增加剂强化红土镍矿固态复原焙烧。单质硫(S)、硫酸钙(CaSO4)、(Na2S)、磁黄铁矿(FeS)、硫酸钠(Na2SO4)五种含硫增加剂可以强化红土镍矿复原焙烧-别离作用，其间硫酸钠(Na2SO4)作用最为明显。王志坚等人增加硫酸钠的硫酸化焙烧，得到了相同的抱负作用。胡宝磊等人选用硫酸铵焙烧-水浸工艺，镍浸出率为82.99%，钴浸出率为84.56%。彭俊等人针对现行镍钼矿处理工艺存在的钼镍需求别离提取的缺点，提出镍钼矿加钙氧化焙烧-低温硫酸化焙烧-水浸提取镍钼的新工艺。经过对贵州遵义镍钼矿的研讨实验，在最佳工艺条件下，钼的浸出率为97.33%，镍的浸出率为93.16%。李光芒等人发现配加钠盐焙烧可改善红土镍矿的复原-磁选作用，明显进步磁性产品的镍、铁档次及收回率。符芳铭等人运用氯化铵氯化焙烧办法处理红土镍矿完成了挑选性氯化。运用水浸时，将镍、钴和锰等有价金属浸出，而铁和镁很少浸出。为了下降焙烧本钱，阮书锋等人用烟煤作复原剂挑选性复原焙烧低档次红土镍矿可以获得较好的经济效益。 B 活化焙烧工艺和直接复原工艺 李金辉等人选用活化焙烧红土矿的处理办法，经过焙烧之后，可以在较短的时刻、较低的酸度以及较低的反响温度下到达在其他相对严苛的浸出条件下相同的镍浸出率，一起，在必定程度下按捺了铁的浸出，有利于后续的净化富集工序。 煤基直接复原工艺处理红土镍矿是红土镍矿冶炼的一个十分重要的办法，而红土镍矿的含水量很高，一般含有25%～30%(质量分数)的游离水和结晶水，使高温复原熔炼进程能耗过高，而且将导致出产进程无法顺利进行，在冶炼进程中需求对其进行枯燥处理。张建良对脱水进程机理进行了深化的研讨，发现红土镍矿在升温进程中存在4个质量丢失台阶，红土镍矿的复原进程也可分为3个阶段。此外，毛瑞等人研讨了红土镍矿直接复原出产含镍粒铁脱硫工艺。以红土镍矿为质料，配加复原剂、熔剂和增加剂MnO制成含碳球团，在高温下进行复原和熔分，制取含镍粒铁。脱硫率由51.4%增至77.6%，脱硫作用明显进步，且增加MnO对粒铁中镍、铁档次和镍、铁收回率影响较小。 2 浸出工艺的开展 关于含镍矿藏的浸出处理，依据浸出剂的挑选分为酸浸和碱浸，依据浸出办法又分为加压浸出和常压浸出。 A 酸浸 近年来，研讨者们对镍酸浸进程进行了许多的热力学和动力学分析。苏秀珠调查了微波酸浸进程的动力学，得到镍的浸出进程受表面化学反响操控，钴的浸出进程受内分散操控。王刚等人研讨了硫酸浸出蛇纹石动力学，蛇纹石的硫酸浸出属液-固多相反响进程，硫酸浸出蛇纹石矿中的镍时，硫酸浓度、浸出温度和矿石粒径对镍浸出率有明显影响，拌和速度对镍浸出率影响较小，所研讨的蛇纹石酸浸提镍进程遵从未反响缩短核模型的动力学规则，浸出进程受化学反响操控。罗伟等人对硫酸进出系统动力学进行核算得出镍和锰的活化能别离53.9kJ/mol和69.4kJ/mol。李金辉等人研讨浸出系统，经过热力学核算分析成果标明，矿藏中存在的各矿相(除Fe2O3，)常压下均能与发作反响，而且随看温度的升高反响平衡常数逐步下降。 经过对惯例酸浸工艺的改善，研讨者们获得了较好的工艺目标。在常压酸浸范畴，李建华等人针对金川表外低档次氧化镍矿提出了酸法制粒堆瓷工艺。范兴祥等人对硫酸酸浸工艺进行改善，选用稀硫酸两段逆流浸泡法从红土镍矿中浸出镍。在最佳条件下，镍浸出率在78%以上，酸耗在64t/t镍左右，作用较为抱负。罗伟等人发现，选用硫酸常压酸浸工艺处理红土矿，选用低温(90℃左右)并延伸浸出时刻有助于进步镍的浸出率。刘瑶等人选用常压硫酸()浸出工艺，很简略从腐殖土矿中溶解镍。佘宗华选用浸出-中和-沉镍工艺，处理印度尼西亚Manuran岛的腐殖土矿也是可行的。周晓文等人选用常压酸法处理定南某红土镍矿，镍的归纳收回率可到达75%以上，将氢氧化亚镍沉积参加浓硫酸蒸腾结晶，得到的结晶硫酸镍到达国家GB6392-1986二级品的要求。 R.G.McDonald对红土矿先进行磨矿和分级处理，将磨细后的矿浆与洗刷液和硫酸按必定的份额在加热的条件下反响，将矿石中的镍浸出进入溶液，再选用碳酸钙进行中和处理，往后进行液固别离。高岩研讨了常压浸出工艺提取红土镍矿中的镍钴镍、钴、锰、铁、镁的浸出率别离到达93.94%、60.5%、94%、56%、94%。符芳铭讨论了对云南沅江区域的红土镍矿进行浸出的工艺条件，镍的浸出率到达93.94%。符芳铭又用抗坏血酸作复原剂，用稀浸出红土镍矿，镍浸出率达95%。 除了处理红土镍矿，车小奎选用硫酸常压浸出硅镍矿，浸出贵液中镍的浸出率为86%左右，浸渣中含镍0.12%左右。王宝全等人对碳酸钠焙烧后的褐铁矿型红土镍矿碱浸渣选用常压硫酸浸出，镍、钴和铁的浸出率别离达99.2%、99.5%、97.8%。 B 碱浸和浸 姜波等人依据镍、铜浸出率与时刻的联系，经过拟合核算得出了浸进程的动力学方程，成果契合内分散操控模型。部分氧化镍以类质同相形状进入硅酸镁矿藏晶格中，这部分镍在-铵盐-水系统下不能浸出是镍浸出率偏低的首要原因。此外，牟文宁等人经过正交实验得到红土镍矿高浓度碱浸提硅的优化条件为浸出进程选用一次浸出两次洗刷的工艺，SiO2的提取率可达85%以上。红土镍矿经高浓度碱浸后，镍、镁、铁等元素在渣中得到了富集，其间镍含量可达2.89%。可见，选用高浓度碱浸红土镍矿提硅技能可行，为红土镍矿的高附加值归纳运用拓荒了一条新的途径。 C 加压浸出 针对加压浸出常呈现的高压釜易结垢、高酸对设备腐蚀较大等问题，研讨者们对加压浸出的工艺作了必定的改善，取得了较好的作用。高压酸浸红土镍矿的研讨，浸出温度均在250～280℃，在此温度下，压力较高，对高压釜要求较高，存在安全隐患。汪云华对传统高压酸浸(HPAL)工艺进行改善，在反响初始充入必定量的氧气，在较低温度下浸出澳大利亚干型红土镍矿。镍、钴浸出率别离为99.83%、90.44%，与250℃不充入氧气时的镍、钴浸出率大致适当。翟秀静等人研讨了红土镍矿高压酸浸进程中反响器结垢问题，发现十二烷基磺酸钠可以减小矿浆表面张力和黏度。张永禄等人选用碱性预处理办法处理红土镍矿，在混合酸介质中加压浸出，工艺具有杰出的稳定性，镍与钴浸出率别离保持在95%和80%左右。马保中选用硝酸对红土镍矿加压浸出工艺进行了中试研讨。镍、钴浸出率别离为84.50%和83.92%，而铁浸出率低至1.08%，完成了镍(钴)与铁之间的高效别离，且工艺稳定性杰出。 此外，关于镍钼矿的浸出，朱军等人在焙烧温度为500～550℃，焙烧时刻为4h的条件下，完成了钼、镍硫化物向氧化物的转化，终究镍的浸出率可达97.18%，钼的总浸出率可达92.72%。别的，张邦胜提出了一种加压酸浸-常压碱浸-萃取相结合的全湿法处理镍钼矿的新工艺。在加压酸浸时，钼的转化率可以到达98.3%以上，镍的浸出率到达98.7%。经过碱浸-萃取后钼镍归纳收回率达92%以上。 D其他浸出工艺 近年来，研讨者们经过改动浸出进程的物理条件来进步浸出作用。韩朝辉等人选用功率为40KW的高能物理场的复合能场来强化镍的浸出。 微波水热法是镍矿浸出的一种新办法。翟秀静选用微波办法浸出，镍、铁浸出率和反响系统的温度跟着微波辐射功率的进步而增加，得到镍的浸出率为99%。赵艳等人进一步研讨水热系统微波浸出工艺，微波水热浸出系统与普通水热浸出系统比较，镍、钴的浸出作用最好。 此外，张仪等人选用加温办法处理了红土镍矿极易泥化、板结，直接人堆浸出，渗透性差，镍浸出率很低的问题，薛娟琴等人在浸出系统中参加硫代硫酸盐，发现镍的浸出率跟着Na2S2O3浓度的增加而增大。跟着温度的升高，镍浸出率增大，可是当温度高于70℃后，浸出率的进步不明显。罗永吉等人经过实验，发现含镍蛇纹石矿在常压下运用硫酸拌和浸出是可行的，硫酸对镍和铁的浸出具有很好的挑选性。 3 新工艺的开展 A 离析 为了下降焙烧进程的高污染、高能耗问题，许多研讨者研讨了氯化离析提镍工艺。镍红土矿氯化离析首要是经过将其间的有价金属氯化，然后使氯化物在复原剂表面得到复原和富集。这个杂乱的化学变化进程首要是遭到复原剂用量、离析温度、离析时刻、升温准则和外界增加剂等的影响。 贺振江等人经过实验得出复原剂的用量为6%左右、氯化剂用量(以氯元素计)为8%、离析温度在1000℃、离析时刻为60min、升温进程中在600℃保温40min和增加0.1%的铁粉是最佳的氯化离析条件。肖军辉等人选用离析-磁选工艺，成果也十分抱负。陈晓鸣对元江硅酸镍矿进行了半工业实验，取得了抱负的实验目标。选用原矿粉磨增加氯化剂、复原剂团球、离析焙烧磁选的新工艺，可以得到档次10.33%、收回率87.22%的镍精矿。 B 萃取和沉积 李玲等人发现基磷酸树脂的功用团结构能较好的组成，对镍和铁的别离有明显作用，具有较好的运用远景，可以运用于离子交换法提取镍，处理收回贫杂溶液中镍的难题，该树脂很有开展远景。姜承志以Span80为表面活性剂，TBP为活动载体，Na2S为内相试剂，选用乳状液，其对镍的提取作用可达80%以上。  在沉积工艺方面，王玲等人以Na2S·9H2做沉积剂，常温常压下，对开始除铁后的红土镍矿酸溶浸出液中镍、钴等有价金属进行富集收回，镍、钴等有价金属富集收回率高，办法简略，便于操作，特别是与高浓度的镁有用别离，获得了高档次镍精矿。齐建云对某进口红土镍矿进行研讨，用硫酸在常压下浸出，操控必定条件，镍浸出率可达78.62%。