强磁-浮选工艺选锰矿：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。

铬是重要的战略资源，是不锈钢工业的重要原料，在耐火材料、化工及轻工等领域也有广泛应用。随着我国国民经济的发展，对铬铁矿的需求增长迅速。但我国铬铁矿资源严重短缺，保有储量只有1077.9万t（矿石），且富矿只占其中的1/2，大多分布在西藏、新疆等地区，由于基础设施不健全而难以利用。近几年，我国每年所需铬铁矿85%以上依赖进口，资源供应形势十分紧张。因此，在加强国内铬铁矿资源地质找矿的同时，针对铬铁矿资源开展选别技术研究，提高资源利用率已日益引起研究者的关注。     目前，在铬铁矿选别的生产实践中，摇床和跳汰等重选方法被广泛采用，干式强磁选、湿式强磁选、浮选和各种化学选矿法也有实验室研究报道，但在生产中少有应用。本文针对某含铁量高的铬铁矿，确定了以弱磁选选别磁铁矿，强磁选回收铬铁矿的工艺流程，在回收铬铁矿的同时，实现铁资源的综合利用。     一、矿石性质     该矿石属高铁铬铁矿海滨砂矿类型。原矿中含Cr203品位为31.20%，全铁品位（TFe）为29.11%。矿石中金属矿物主要是铬铁矿、铬尖晶石和磁铁矿，次为赤铁矿和钛铁矿；脉石矿物以橄榄石、辉石和角闪石为主，其次是蛇纹石。铬矿物含量为60.3%，其中铬尖晶石所占比例较大，铬铁矿和铬尖晶石的矿物含量比大致为35︰65。由此推断很难从样品中获得高品位的铬精矿。磁铁矿含量达到27.6%，部分磁铁矿因含Cr203较高而属铬磁铁矿的范畴。扫描电镜能谱微区成分分析表明，样品铬矿物中Cr203平均含量为43.58%，磁铁矿平均含铁为60.66%。     矿样中主要粒级为0.1～0.5mm，其中+0.5mm粒级产率仅为0.3%左右，-0.1mm粒级产率小于3%，铬矿物和磁铁矿的解离度分别为93.7%和90.2%。     该矿石化学成分、铬物相分析和主要矿物质量含量分析结果分别列于表1、表2和表3中。 表1  原矿主要化学成分（质量分数）/%Cr203TFeFeOFe203SiO2Ti02A1203Mg0CaO其它31.2029.1119.8119.615.360.399.449.423.011.76 表2  原矿铬物相分析结果铬相含量/%分布率/%铬铁矿与铬尖晶石中Cr20328.0589.90磁铁矿中Cr2030.993.17硅酸盐中Cr2032.166.93合计31.20100.00 表3  原矿矿物组成及相对含量（质量分数）/%铬铁矿、铬尖晶石磁铁矿赤铁矿钛铁矿橄榄石、辉石、角闪石蛇纹石其它60.327.62.90.57.80.70.2     二、试验研究     工艺矿物学研究结果表明，样品中可供选矿回收的主要组分是Cr203，铁可作为综合利用的对象。即该矿物需要去除的脉石矿物主要为橄榄石等硅酸盐矿物，并将有用矿物铬铁矿、铬尖晶石与磁铁矿分离。与脉石矿物相比，磁铁矿、铬铁矿与铬尖晶石密度较大，通过重选可以抛除部分脉石矿物；磁铁矿属强磁性矿物，铬铁矿属弱磁性矿物，弱磁选可实现二者分离，弱磁选精矿为铁精矿，弱磁选尾矿为铬粗精矿；铬粗精矿可采用强磁选提高铬精矿品位。需要说明的是，由于该矿样硅酸盐脉石矿物含量较少，且为非磁性矿物，在磁选过程中亦可实现其与有用矿物的分离，故重选作业可视选别效果选择性采用。     （一）重选试验     重选试验考查了摇床、跳汰与溜槽对原矿的分选效果，试验结果表明，跳汰与溜槽作业对该矿石分选效果较差，摇床分选可以脱除橄榄石、辉石等轻质矿物，对精矿品位有一定的提高，可将原矿Cr203品位由31.04%提高到33.68%，回收率为84.47%。但由于该矿石中低密度脉石矿物较少，重选作业对有用矿物的富集效果并不明显。     （二）弱磁选试验    弱磁选工艺流程如图1所示。弱磁选试验主要考查了弱磁选磁场强度、入选粒度、磁选机辊筒转速等因素对分离效果的影响。     1、弱磁选磁场强度试验     在磨矿粒度为-0.074mm粒级占62%，滚筒转速为50r/min条件下进行了弱磁选磁场强度试验，铁精矿和铬粗精矿的品位与回收率见图2。从图2可知，随着场强增强，虽然铁精矿TFe品位变化不大，但回收率明显提高，同时，铬粗精矿中Cr203品位有一定提高。因此确定弱磁选场强为0.12T，此时铁精矿TFe品位为55.38%。    2、弱磁选入选粒度试验   为考查矿物的解离情况对磁铁矿（Fe304）与铬铁矿（Cr203）分离的影响，在磁场强度为0.12T，滚筒转速为50r/min条件下，进行了弱磁选入选粒度试验，试验中磁铁矿与铬铁矿的分离情况见图3。图3结果表明，物料粒度变细时，铁精矿中Fe304含量与铬粗精矿中Cr203回收率均明显下降。说明矿石细磨可能导致磁选时的机械夹带。因此，该矿样无需磨矿（-0.074mm粒级含量约2%），可直接进行弱磁选，此时，可得到含Fe304 69.24%的铁精矿，作业中Fe304回收率为 97.91%；对于铬粗精矿，Cr203含量为41.55%，作业回收率为80.61%。     3、弱磁选辊筒转速试验     在磁场强度为0.12T时，对不经磨矿的原矿进行了磁选机辊筒转速试验，试验中磁铁矿与铬铁矿的分离情况见图4。从图4可以看出，随着辊筒转速增高，铁精矿中Fe304含量稍有提高，但铬粗精矿品位有所下降，因此确定适宜辊筒转速为50r/min。    （三）强磁选试验     原矿直接弱磁选时，强磁性的磁铁矿进入铁精矿，而弱磁性的含铬矿物与非磁性脉石矿物一同进入尾矿，二者采用强磁选进行分离，试验流程见图5。强磁选试验主要针对原矿不经磨矿直接弱磁选的尾矿，考查了入选粒度和磁场强度等因素对分离效果的影响。    1、强磁选入选粒度试验     为考查矿物解离情况对弱磁选尾矿中铬铁矿指标的影响，进行了强磁入选粒度试验，试验中磁选强度为0.9T，试验结果见图6。由图6可见，强磁选入选粒度对铬精矿中Cr2O3品位和回收率均影响不大，只是在磨矿过细时会降低其回收率，因此弱磁选尾矿可不经磨矿直接进行强磁选。     2、强磁选场强试验     弱磁选尾矿在不同场强下进行强磁选的试验结果见图7。由图7可见，随磁场强度提高，铬铁矿的回收率大幅提高；但场强达到0.7T以后，继续提高磁场强度，铬精矿的品位有所降低，综合考虑，确定强磁选场强为0.9T，此时铬精矿中Cr2O3品位为41.43%，作业回收率为93.01%。    （四）全流程试验     根据上述试验结果，确定了原矿不经磨矿和重选、直接以弱磁选回收磁铁矿、弱磁选尾矿进行强磁选回收铬铁矿的全流程试验。试验流程如图8所示，试验结果见表4。从表4可知，采用弱磁选-强磁选流程，可以从含Cr2O3为31.23%、含Fe为28.81%的原矿中获得Cr2O3品位为41.43%、回收率为79.31%的铬精矿和TFe品位为55.89%、回收率为58.71%的铁精矿。 表4  全流程试验结果产品名称产率/%品位/%回收率/%Cr2O3TFeCr2O3TFe铁精矿30.2615.2155.8914.7458.71铬精矿59.7741.4317.4779.3136.25尾矿9.9618.6414.585.955.04原矿100.0031.2328.81100.00100.00    三、结语     某高铁铬铁矿选别关键在于利用铬铁矿、磁铁矿和脉石矿物三者之间的磁性差异。弱磁选一强磁选工艺可有效选别该矿石，实现铬铁矿与磁铁矿的综合利用。原矿无需磨矿，在弱磁选磁场强度为0.12T，滚筒转速为50r/min时，可以获得TFe品位为55.89%、回收率为58.71%的磁铁矿；弱磁选尾矿经磁场强度为0.9T的强磁选，所得铬精矿Cr203品位为41.43%，回收率为79.31%。

湖南东湘桥锰矿石是供应上海宝钢炼钢、烧结所需原料的重要基地,由于本矿区矿石内锰结核约占30％,且含铁、硅高,属于难选锰铁氧化矿。 多年来不少科研单位及高等院校先后进行了研究,我院自1980年来又试验了焙烧—弱磁、焙烧—重选—弱磁、擦洗—分级—强磁、化学选矿(连二硫酸洗)等流程,进行多方案比较,虽可使原矿锰品位由25％提高到38％±,回收率80％,但由于经济效益问题,难于工业应用。 1983年经冶金部全国锰矿技术委员会评议,通过我院单一强磁选方案为最佳小试验。。。。。。

靖西锰矿氧化锰矿选矿工艺流程

Fe1-xS 【化学组成】FeS理论值为Fe63.53%，S36.47%。但自然界产出的磁黄铁矿往往含有更多的S，可达39%～40%。成分中常见Ni、Co类质同像置换Fe。此外，还有Cu、Pb、Ag等。磁黄铁矿中部分Fe2+为Fe3+代替，为保持电价平衡，结构中Fe2+出现部分空位，此现象称“缺席构造”。故其成分为非化学计量，通常以Fe1-xS表示(其中x=0～0.223)。 【晶体结构】见下文红砷镍矿晶体结构描述。 【形态】通常呈致密块状、粒状集合体或呈浸染状（图L-8）。单晶体常呈平行{0001}的板状，少数为柱状或桶状。成双晶或三连晶。   图L-8磁黄铁矿呈致密块状集合体 【物理性质】暗古铜黄色，表面常具褐色的锖色；条痕灰黑色；金属光泽；不透明。解理不发育；{0001}裂开发育。硬度4。相对密度4.6～4.7。性脆。具导电性和弱～强磁性。 【成因及产状】磁黄铁矿的主要产状有： (1)产于基性岩体内的铜镍硫化物岩浆矿床中，与镍黄铁矿、黄铜矿紧密共生。 (2)产于接触交代矿床中，与黄铜矿、黄铁矿、磁铁矿、铁闪锌矿、毒砂等矿物共生，主要形成于夕卡岩过程的后期阶段。 (3)产于一系列热液矿床中，如锡石硫化物矿床，与锡石、方铅矿、闪锌矿、黄铜矿等共生。在氧化带，它极易分解而最后转变为褐铁矿。 【鉴定特征】暗古铜黄色,硬度小，具弱—强磁性。 【主要用途】为制作硫酸的矿石矿物原料，但经济价值远不如黄铁矿。含Ni较高时可作为镍矿石综合利用。

在磁场或磁矩作用下，物质的电磁特性（如磁导率、介电常数、磁化强度、磁畴结构、磁化方向等）会发生变化。因而使通向该物质的光的传输特性也随之发生变化。光通向磁场或磁矩作用下的物质时，其传输特性的变化称为磁光效应。磁光材料是指在紫外到红外波段，具有磁光效应的光信息功能材料。利用这类材料的磁光特性以及光、电、磁的相互作用和转换，可制成具有各种功能的光学器件，如调制器、隔离器、环行器、开关、偏转器、光信息处理机、显示器、存贮器、激光陀螺偏频磁镜、磁强计、磁光传感器、印刷机等。稀土元素由于4f电子层未填满，因而产生：未抵消的磁矩，这是强磁性的来源，由于4f电子的跃迁，这是光激发的起因，从而导致强的磁光效应。单纯的稀土金属并不显现磁光效应，这是由于稀土金属至今尚未制备成光学材料。只有当稀土元素掺入光学玻璃、化合物晶体、合金薄膜等光学材料之中，才会显现稀土元素的强磁光效应。

磁镀将待镀的制品即镀件处在磁埸中，镀层金属基本上没有处在磁埸中，（排斥的磁埸 例外），含有镀层金属的离子电解质溶液作磁镀液，此离子要求是具有双重性即磁性、 正电荷性的离子，然后将待镀件与镀层 金属用导线相接即实现磁镀。电埸对静止的电荷和运动的电荷均有力的作用，这是学术界公认的，任何磁埸 都是由运动电荷产生的，磁埸对运动的电荷有力的作用，这也是学术界公认的。本实用新型的基本点在于磁埸对溶液中相对静止的铁、钴、镍及铬、锰、铜带正电荷 　　的离子也有力的作用，也就是说，电埸与磁埸对于静止和运动的铁磁性离子同样有 　　力的作用，是等效的。 　　首先，讲讲现有电镀的原理，电镀是电化学反应，在电镀池中装有电解质溶液， 　　此电解质溶液含有镀层金属的离子，通电后，由于待镀件接的电源的负极，因此待 　　镀件 表面聚集大量的带正电荷的镀层金属离子即待镀件被带正 电荷的离子包围并 　　在此得到电子，成为原子沉积下来，镀层金属原子失去电子变为离子进入电解质溶 　　液中，此电子转移的过程，也就是氧化－还原反应，利用这个原埋，在某些金属或 　　在非金属表面经处理为导电层然后表面镀上一层其它金属或合金的过程称为电镀。 　　同理，也可以电铸，铸制物品。 　　这里，谈谈本实用新型的具体构造，如图１所示，用一个长方形绝缘容器，即 　　磁镀池，装入待镀的制品Ａ，镀层金属Ｂ，用含有镀层金属的离子电解质溶液装入 　　绝缘容器中，一般来说是含有镀层金属的盐溶液的此溶液为磁镀 液。为了便于说明 　　问题，将Ａ用的材料是铁，Ｂ用的材料是镍，用含有镍的离子溶液作磁镀液，这里 　　用硫酸镍溶液，铁是磁性材料，受磁埸的作用也具有磁性，镍离子具有双重性，即 　　磁性、正电荷性，受磁埸的吸引，大量的带正电荷的镍离子聚集在铁Ａ的表面， 　　也就是带正电荷的镍离子包围了铁Ａ（注意：与电镀过程中通电后带正电荷的离子 　　聚集在待镀件表面，即带正电荷的离子包围了待镀件类似）而镍Ｂ周围的镍离子被 　　吸引走后，剩下的镍离子就不多了，铁Ａ与镍Ｂ这两端由于聚集的镍离子数量不同， 　　也就是正电荷数量不同，铁Ａ与镍Ｂ之间会形成电势差、产生电压、存在电埸，用 　　导线将铁Ａ与镍Ｂ接通，镍Ｂ上的 电子会移向铁Ａ上去，形成电流流动，铁Ａ表面 　　的镍离子得到电子会成为镍原子，沉积在铁Ａ的表面，而镍Ｂ的镍原子失去电子， 　　成为镍离子进入磁镀液中，这个过程称为磁镀，电子的转移实际上是化学中的氧化 　　－还原反应原理， 铁Ａ表面上的带正电荷的镍离子得到电子（还原）变为镍原子， 　　镍Ｂ上的镍原子失去电子（氧化）变为镍离子。 磁镀就是处在磁埸中的电化学反 　　应。同理，也可以磁铸，铸制物品。 　　图１的磁埸对于磁性离子的方式是吸引，图２的磁埸对于磁性离子用的方式是 　　排斥，磁极用同极，Ｎ、Ｎ极或 Ｓ、Ｓ极。在图２中，Ａ是镀层金属，Ｂ是待镀 　　的制品即 镀件，为了便于说明问题，将Ａ用的材料是镍，Ｂ用的材料是铁，位置 　　在Ｎ、Ｎ极的边缘，电解质用硫酸镍溶液，在磁埸的作用下，Ｎ、Ｎ极或Ｓ、Ｓ极 　　中间部位带正电荷的镍离子受到排斥力，镍Ａ的周围缺少带正电荷的磁性离子，而 　　铁Ｂ的周围带正电荷的磁性离子基本上没有受到排斥力，铁Ｂ的周围带正电荷的磁 　　性离子较多，因此镍Ａ与 铁Ｂ存在电势差，同样会产生电流，实现磁镀。 　　还可以在镀层金属一端处在Ｎ、Ｎ极或Ｓ、Ｓ极，或者超导磁体的磁埸中。 　　待镀的制品即镀件处一端在Ｎ、Ｓ 极的磁埸中。 　　在这些过程中产生的电流同时还可以作为其它的用途， 如电灯照明、电动机 　　电电源等等。还可以作为另外的电 解、电镀、电精炼等等的电源，如电解铝、镀 　　锌、电精炼铜等等。

锰矿强磁选工艺：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。

铜板能隔磁吗？

（1）矿石性质：桃江锰矿有响涛源和棠甘山两个矿区。1985年生产以响涛源矿区为主，该矿区为浅海相沉积碳酸锰矿床，矿石构造以薄层为主，矿石结构为隐晶质。锰矿物以锰方解石为主，其次为钙菱锰矿和锰白云石。脉石矿物以石英为主，其次为方解石、铁白云石及微量粘土矿物、绢云母等。金属硫化物有黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿等。矿物嵌布粒度一般为0.3~0.03mm。该矿区矿石属低磷、低铁、自熔性中贫锰矿石，多元素分析见下表。 响涛源矿区矿石多元素分析元素MnTFeSiO2CaOMgOAl2O3PCaOMn每1%Mn含P量SiO2TFe一般含量，%16~232~312~1615~193~41~2.50.04~0.07　　　平均含量，%192.315.517.53.520.051.138.30.0026    （2）工艺流程：该矿区是地下开采，废石混入率8%，采出原矿品位20%左右。矿石经水洗筛分后，大于10mm的块矿进行手选，品位提高到21%左右，再经土圆窑焙烧，品位达28~29%，供冶炼用；小于10mm的粉矿品位17%左右，进行强磁选处理。强磁选采用三种不同规格的强磁选机分别处理不同粒级的粉矿，锰精矿品位达20.5%左右，回收率为84~87%，生产工艺流程见下图，生产工艺指标、主要消耗指标、强磁选机的工艺参数与操作条件分别见下表： [next] 主要消耗指标（按原矿计）项目名称电水单位Kw.h/tM3/t数量6.42.9

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

在铝合金用的合金化元素中，锌和镁是在铝中溶解度zui高的元素，早在上世纪20年代初，冶金学家就发现Al-Zn-Mg系合金有时效硬化能力，但因应力腐蚀敏感性高，所以长期以来一直没有得到应用。但自上世纪70年代发现Al-Zn-Mg系合金有优 秀的可焊性，同时应力腐蚀敏感性可通过Zn、Mg含量控制即（Zn+Mg）≤7%，以及添加稳定剂Mn、Cr、Zr等可予以解决后，才引起人们重视，广泛用于制造轨道车辆车厢及其他交通运输装备。合金化元素及杂质元素的作用 Zn和Mg：Al-Zn-Mg系合金随着Zn、Mg含量的增加，其抗拉强度性能及热处理效果一般是随之上升的。合金的应力腐蚀倾向与Zn、Mg含量的总和有关，高Mg低Zn或高Zn低Mg的合金，只要Zn、Mg质量分数之和不大于7%，合金就具有相当好的抗应力腐蚀性能。合金的焊接裂纹倾向随Mg含量的增加而下降。 Al-Zn-Mg系合金中的微量合金化元素有Mn、Cr、Cu、Zr、Ti等，Fe和Si是主要杂质元素。 Mn和Cr：添加Mn和Cr提高合金的抗腐蚀性能，含0.2%Mn——0.4%Mn时效果显著；加Cr的效果更大些，如果Mn和Cr同时加入，对降低应力腐蚀倾向的效果更强，Cr的添加量以0.1%——0.2%为宜。 Zr：显著地提高Al-Zn-Mg系合金的可焊性，在AlZn5MgCu0.35Cr0.35合金中加入0.2%Zr后，焊接裂纹倾向大大下降。Zr还提高合金的再结晶终了温度，向AlZn4.5Mg1.8Mn0.6合金添加>0.2%Zr，合金的再结晶终了温度升到500℃以上，因此，材料在固溶处理后仍保留着变形组 织。向含Mn的Al-Zn-Mg系合金添加0.1%Zr——0.2%Zr，还可以提高抗应力腐蚀性能，但是Zr的效果不如Cr的。 Ti：向Al-Zn-Mg系合金添加Ti能细化铸造组 织，并可改善合金的可焊性，但其效果比Zr的低。若Ti与Zr同时加入效果更好。向含0.12%Ti的AlZn5Mg3Cu0.3合金添加>0.15%Zr，即有较好的可焊性和相当高的伸长率，还可获得与单独添加>0.2%Zr时相同的效果。Ti也能提高合金的再结晶温度。 Cu：向Al-Zn-Mg系合金添加少量Cu，可提高合金的抗应力腐蚀性能和抗拉强度，但是合金的可焊性却降低。 Fe：它是Al-Zn-Mg系合金的杂质，降低合金的可抗蚀性和力学性能，尤其对Mn含量的合金尤其如此，所以Fe含量应尽可能低，应限制 Si：也是合金固有的杂质，降低合金的抗蚀性和力学性能，加大合金裂纹倾向，应限制其限量 合金的组 织 Mg在Al中的zui大溶解度为 17.4%（450℃），室温时为1.0%。Zn的溶解度更高，在共析温度（275℃）为31.6%，在200℃为12.6%，室温时为≥2%。因此，Zn、Mg与Al可形成高浓度三元固溶体。由Al-Zn-Mg系三元相图可知，该系合金除α、β、η和γ等相外，还有一个三元化合物T（Al2Mg3Zn3），T相还可以用浓度范围（AlZn）49Mg32表示。工业用Al-Zn-Mg合金的成分多位于图中M所示的影线范围内，主要强化相是T和η，所以工业合金称之为α+T型合金。η相和T相不仅在Al中有极大的溶解度，而且有相当大的溶解度变化，故有很强的时效硬化作用。β相的分子式-Al3Mg2，T-Al2Mg3Zn3，η-MgZn2，γ-MgZn5。T相的Zn/Mg比约为2.71，但因T相的Zn、Mg浓度变化范围很宽，Zn/Mg比为1——4的合金的主要强化相为T，只有Zn/Mg>4的合金才有η相出现，Zn/Mg=6——7的合金才完全由η相组成。

摘要：本文从浮选药剂、浮选理论、分选工艺流程研讨方面介绍了铁闪锌矿与磁黄铁矿别离技能现状，并指出了其分选进程中存在以下缺点，铁闪锌矿高效捕收剂、活化剂功能不高及磁黄铁矿按捺剂挑选性不行，理论研讨不行全面，分选工艺流程单一。加强铁闪锌矿与磁黄铁矿分选理论研讨、新式药剂开发、优化分选工艺流程将成为往后铁闪锌矿与磁黄铁矿别离研讨的开展方向。 要害词：铁闪锌矿;磁黄铁矿;浮选药剂;浮选理论、工艺流程 跟着易选闪锌矿锌资源的逐步削减，以铁闪锌矿为主的杂乱难选锌资源的开发及运用已显得尤为重要。铁闪锌矿的可浮性与磁黄铁矿、黄铁矿十分挨近，磁性又与磁黄铁矿十分挨近。一般铁闪锌矿又与磁黄铁矿共生在同一矿体中，使得分选难度大大添加，使得锌金属收回率低或难以取得质量较高的锌精矿。因而，成功处理铁闪锌矿与磁黄铁矿高效别离的问题是开发运用铁闪锌矿的要害。 1 铁闪锌矿及磁黄铁矿的性质 铁闪锌矿与磁黄铁矿难以别离的原因首要是它们具有许多类似的理化性质。 一般铁以类质同象混入闪锌矿中，闪锌矿中含铁量大于6%时即称之为铁闪锌矿，其化学式为(Zn，Fe)S，铁闪锌矿含铁最高可达26.2%。铁闪锌矿含铁的多少首要取决于矿床成因与矿床的构成进程。因为闪锌矿晶格上的锌原子被Fe3+替代，使化合价和电荷状况失去平衡，导致了2个Zn2+变为Zn+，下降了空穴浓度，添加了电子密度，使得闪锌矿与黄原酸阴离子作用时发作必定的排斥力，晦气于捕收剂的吸附，然后影响其可浮性，因而，铁闪锌矿可浮性比闪锌矿的可浮性低。另一方面，因为铁闪锌矿中铁含量较高，因而其又具有必定的磁性，且铁含量越高磁性越强。 磁黄铁矿中含铁量一般不同，一般以Fe1-xS 标明，一般x 为0～0.223左右。磁黄铁矿的可浮性与其晶体结构、化学组成和氧化性质等密切相关。当其结晶结构为单斜晶格结构时，为铁磁性，可浮性较差;其为六方晶格结构时，磁性弱，可浮性好，但可浮性均低于黄铁矿。 2 铁闪锌矿与磁黄铁矿选矿别离研讨现状 2.1 选矿药剂的研讨 2.1.1 浮选介质pH 值的研讨 铁闪锌矿浮选收回作业中介质pH 值是影响其收回率的要害要素，一般铁闪锌矿的浮选选用传统的“高碱抑硫”工艺时，铁闪锌矿受按捺明显，收回率低。 刘荣荣选用铁闪锌矿单矿藏调查石灰用量对铁闪锌矿上浮率的影响时，在不加活化剂硫酸铜的情况下，选用丁基黄药作为铁闪锌矿捕收剂，其用量为3.125×10-3mol/L，跟着石灰用量的添加，铁闪锌矿上浮率不断减小，当石灰用量为1.25g/L即溶液pH 值为12.23 时，铁闪锌矿的单矿藏上浮率仅有6.82%。可见，石灰即矿浆pH 值对铁闪锌矿单矿藏上浮率有很大的影响，矿浆pH值越高，铁闪锌矿单矿藏上浮率越低。 罗仙相等人以安徽某含铁闪锌矿锌矿为研讨目标，在分选该铁闪锌矿时，选用石灰作为矿浆pH值调整剂，发现高碱条件下对锌的浮选晦气，为取得较优的浮选目标，矿浆pH 值有必要操控在10～11。 方夕辉等人探究青海某低档次难选铅锌矿石挑选合理选矿流程时发现，铁闪锌矿与磁黄铁矿可浮性十分挨近，矿浆pH值过高时磁黄铁矿被按捺的一起，铁闪锌矿亦遭到了激烈的按捺，导致锌收回率较低，并以为铁闪锌矿浮选时最佳矿浆pH 值为10.5。 经过浮选介质pH 研讨可见，铁闪锌矿浮选进程中其收回率随介质pH 值的升高而下降，最佳的浮选介质pH 值应操控在10～11。 2.1.2 铁闪锌矿活化剂的研讨 单一的锌矿床很少见，常与铜、铅、硫等共生，在浮选分选它们时往往选用抑锌浮铅(铜)的优先浮选工艺，锌矿藏遭到了激烈的按捺，因而，在浮选锌矿藏时需添加活化剂。其他，铁闪锌矿较闪锌矿表现出浮游性差、不易活化、对介质灵敏等特色，且其又与磁黄铁矿性质十分类似，因而对铁闪锌矿高效活化剂的研讨显得更为火急。铁闪锌矿活化剂有铜、铅、银、镉离子、各种新式活化剂等，其间Cu2+是运用最为广泛的铁闪锌矿活化剂。 Cu2+作为铁闪锌矿活化剂研讨应用技能较为老练，实践运用中也最为广泛。以Cu2+作铁闪锌矿活化剂时，具有活化才能强、浮选进程安稳、药剂添加操作简略等特色。聂光华等对某铁闪锌矿进行浮选实验研讨，选用硫酸铜作为铁闪锌矿活化剂，其间硫酸铜用量为1000g/t，可取得含锌48.41%、锌收回率92.42%的锌精矿。李志锋对辽宁清原铁闪锌矿型多金属矿进行选矿实验研讨时，在浮锌进程中选用500g/t硫酸铜作为锌矿藏活化剂，可取得含锌45.13%、锌收回率90.77%的锌精矿。 冷崇燕等研讨了铵盐活化铁闪锌矿时对其浮选行为的影响，在必定的条件下，选用了最为常见的五种铵盐对铁闪锌矿进行活化实验研讨。研讨指出，用硫酸铵作活化剂时，铁闪锌矿的收回率为48%;选用作活化剂时铁闪锌矿的收回率可达92%;而用氯化铵作活化剂时，铁闪锌矿的收回率可到达95%，但氯化铵用量较大。五种铵盐对铁闪锌矿的活化作用次序为：氯化铵>铵>硫酸铵>硫代硫酸铵>过硫酸铵。 谢贤，童雄等选用从云南澜沧铅矿中挑选出来的铁闪锌矿单矿藏为研讨目标，以丁基黄药作为铁闪锌矿捕收剂，调查了、氯化铵、硫酸铜及T-1对铁闪锌矿的活化功能的差异，发现各活化剂对铁闪锌矿均有必定的活化作用，其间以硫酸铜及T-1活化才能最强。硫酸铜在介质pH 值等于13 时活化作用最佳，铁闪锌矿最高收回率可达61.30%;新式活化剂T-1 在介质pH 值等于10，其用量为700g/t时具有最佳的活化作用，此刻铁闪锌矿收回率为64.10%。 现在，以Cu2+作为铁闪锌矿活化剂仍占主导地位，其活化才能缺乏，药剂本钱高的现状仍未改动，关于更高效更实惠的新式铁闪锌矿活化剂的研讨已火烧眉毛。 2.1.3 铁闪锌矿浮选进程中磁黄铁矿按捺剂的研讨 铁闪锌矿与磁黄铁矿浮选别离进程中按捺剂的作用十分要害，挑选性的按捺了磁黄铁矿可大大进步锌精矿的档次，取得质量较好的锌精矿。因而，磁黄铁矿挑选性按捺剂的研讨十分重要，许多学者为此展开了许多的研讨。 方夕辉等人研讨青海某低档次难选铅锌矿石时，在浮选锌进程中，以石灰作为磁黄铁矿及黄铁矿的按捺剂，取得了质量较高的锌精矿。李志锋在对辽宁清原铁闪锌矿型多金属矿进行选矿实验研讨时，亦选用石灰作为磁黄铁矿的按捺剂，成功完成了其与铁闪锌矿的别离。 孙伟等研讨标明，有机按捺剂DMPS 在按捺磁黄铁矿时，带有亲水基团的DMPS 吸附于磁黄铁矿标明阻挠了黄药与磁黄铁矿的作用;徐竞等研讨标明，有机按捺剂RC也能够阻挠黄药与磁黄铁矿的作用，然后完成了铁闪锌矿与磁黄铁矿的浮选别离。 陈中金等以铁闪锌矿和磁黄铁矿单矿藏为研讨目标，在中性介质中，选用氯化钙与腐植酸钠组合按捺剂作为磁黄铁矿按捺剂，成功完成了铁闪锌矿与磁黄铁矿混合矿的别离。加拿大专利2082831介绍，在浮选含磁黄铁矿、铁闪锌矿的硫化矿矿石时，选用多硫化钙和聚胺调浆，可有用按捺磁黄铁矿。多胺是很强的螯合剂，这种胺能下降矿浆中金属离子的浓度，一起多胺可大大下降黄药在磁黄铁矿表面的吸附，使磁黄铁矿遭到按捺。 石灰是磁黄铁矿、黄铁矿最常用的按捺剂，用量小时，按捺强度缺乏，别离作用差，用量过大时，铁闪锌矿亦会被按捺，使得锌收回率较低。在许多按捺剂中还很难寻觅到挑选性很高的磁黄铁矿按捺剂，因而开发高挑选性的磁黄铁矿按捺剂势在必行。 2.1.4 铁闪锌矿捕收剂的研讨 寻觅对铁闪锌矿具有较高挑选性的捕收剂是完成铁闪锌矿与磁黄铁矿有用别离的要害之举，因而，铁闪锌矿捕收剂的研讨显的十分重要。 吴伯增等人以丁基黄药作为铁闪锌矿捕收剂时，在介质pH 值小于6.0 时，铁闪锌矿可浮性较好，其收回率可达60%，这以后跟着pH值的升高，铁闪锌矿的收回率逐步下降，当pH=9.18 及pH=11.0时，无论怎样调理矿浆电位，铁闪锌矿浮选收回率均低于50%。丁基黄药在铁闪锌矿表面的吸赞同氧化构成疏水性物质以进步矿藏的浮游性;在高碱条件下，铁闪锌矿本身的氧化严峻阻滞了丁基黄药在其表面的吸赞同氧化构成疏水物质。 杨玮[18]以丁铵黑药作为铁闪锌矿中捕收剂进行了浮选机理研讨，结果标明，铁闪锌矿在弱酸性及中性的介质条件下可浮性较好，丁基铵黑药在铁闪锌矿表面为化学吸附，其表面生成双黑药，参加Cu2+后在铁闪锌矿表面生成正二丁基二硫代磷酸铜，使铁闪锌矿可浮性得以大大改进。 罗仙相等在处理某铁闪锌矿时选用脂肪酸类为主的组合捕收剂，该组合捕收剂能增强其在铁闪锌矿晶格中锌的表面吸赞同固着强度，增强铁闪锌矿表面疏水性，然后有利于进步锌的收回率。据报道，锡铁山选矿厂在浮选铁闪锌矿是选用以柴油为主，丁基黄药为辅的组合捕收剂，较好地处理了铁闪锌矿与黄铁矿的别离，取得的较好的工业目标。工业实验取得的锌精矿档次进步3.72%，锌收回率进步10.85%。在西林铅锌矿相同选用以柴油为主、丁基黄药为辅的组合捕收剂选别铁闪锌矿，取得锌精矿档次进步2.3%，锌收回率进步5.48%。一般情况下，选用组合捕收剂浮选铁闪锌矿时作用较好，其间又以非极性捕收剂与阴离子捕收剂联合运用时作用更为明显。 杨久流在分选某铁闪锌矿时选用新式捕收剂ZC 作为锌矿藏捕收剂，研讨标明，ZC 对铁闪锌矿具有很强的捕收才能及杰出的挑选性，联合选用GF作为起泡剂，可使铁闪锌矿取得较好的富集分选目标。 选用以丁基黄药为主，其他捕收剂为辅的组合捕收剂作为铁闪锌矿捕收剂表现出更强的捕收功能，取得更高的选别目标，组合捕收剂的运用给铁闪锌矿浮选带来了更大开发价值。 2.2 浮选理论研讨 浮选理论研讨是为了更深化的解说浮选进程中的作用机理，然后促进铁闪锌矿与磁黄铁矿别离技能的开展。 2.2.1 吸附机理研讨 选矿药剂与矿藏首要是发作吸附作用，研讨药剂与矿藏表面发作的吸附方法、吸附量、吸附强弱以及影响吸附作用的外界要素对矿藏的浮选有着重要的指导意义。 余润兰等人以为，选用乙基黄药作为铁闪锌矿捕收剂时，在弱酸性条件下，铁闪锌矿表面带正电，有利于乙基黄原酸根阴离子(X-)的吸附，吸附量大;碱性条件下，矿藏表面带负电，晦气于乙基黄原酸根阴离子(X-)的吸附，吸附量小，pH值越高，铁闪锌矿表面负电性愈强，乙基黄原酸根阴离子(X-)的吸附量愈小。因而，乙黄药在铁闪锌矿表面的吸附量随pH 值增大而下降。当pH 值为7时，乙基黄药与铁闪锌矿作用在其表面生成疏水性的双黄药，但在弱酸性条件下还会生成少数的EPX 盐，在弱碱性条件下又会生成少数的MTC 盐。 饶峰在Cu2+活化铁闪锌矿机理研讨中以为：①因为铁闪锌矿大都为电子型半导体，其晶格表层上有许多的电子富集，因而很难安稳地吸附黄药。部分Cu2+吸附在矿藏表面，这些二价铜离子能够从铁闪锌矿晶格的表面层取得电子，然后使铁闪锌矿表面层电子浓度下降，闪锌矿表面导电性由电子型转为空穴型后，就能安稳地吸附黄药。②浮选进程是在弱碱性或中性介质中进行时，所参加的Cu2+首要会水解成氢氧化铜或碱式盐，这些水解产品也能够活化铁闪锌矿。水解产品在溶液中会发作电离并发作少数的Cu2+、Cu(OH)等离子，这些离子会敏捷地被铁闪锌矿表面所吸附，并生成硫化铜。因为Cu(OH)2的溶度积大于CuS，因而氢氧化铜电离转化为CuS的进程将不断的继续下去，并以硫化铜薄膜的方法沉积在铁闪锌矿的表面，以到达活化作用。 徐竞等研讨标明，有机按捺剂RC 对磁黄铁矿具有按捺作用是因为带有许多亲水集团的RC 与黄药类捕收剂在磁黄铁矿表面发作竞赛吸附，RC在磁黄铁矿标明的吸附速度高于黄药，然后阻挠了黄药在磁黄铁矿表面的吸附，即按捺了磁黄铁矿的上浮。 经过药剂吸附机理的研讨，关于铁闪锌矿与磁黄铁矿浮选别离时能够更精确的挑选药剂，以取得更好的浮选别离目标。因而，经过吸附机理研讨不只能够为其浮选别离供给理论依据，并且还能够进步铁闪锌矿选其他经济效益。 2.2.2 电化学理论研讨 硫化矿浮选电化学理论首要研讨硫化矿藏在浮选系统中，硫化矿藏-溶液界面的电化学反响，其电化学反响分为三个方面：捕收剂在矿藏表面的电化学反响;矿藏表面静电位对药剂作用的影响;矿浆电位对浮选进程的影响。铁闪锌矿与磁黄铁矿均归于硫化矿，对其所进行的电化学理论研讨首要是矿藏-溶液界面的电化学反响的研讨。 铁闪锌矿浮选进程中其浮游性受矿浆电位及矿浆pH 值影响明显，丁基黄药作为铁闪锌矿捕收剂时，吴伯增等人以为，铁闪锌矿在pH 60%，可浮性较好，在pH>8.0 的弱碱性条件下，其收回率急剧下降，可浮性较差。pH=6.0 时，铁闪锌矿在0.2～0.6V的电位区间，收回率>50%;当pH=9.18和pH=11.0时，无论怎样调理矿浆电位，铁闪锌矿浮选收回率低于50%，原因在于，在更强的碱性条件下，铁闪锌矿表面的S0敏捷腐蚀成SO42-而不易于吸附捕收剂，即铁闪锌矿本身的氧化严峻阻滞了丁基黄药在其表面的吸赞同氧化构成疏水性物质。 铁闪锌矿与磁黄铁矿在浮选进程中因为本身的氧化在矿藏表面会发作疏水性物质，如元素S0 等，矿藏本身氧化与矿浆电位及pH值联系密切，因而能够经过调理矿浆电位及pH 值来操控矿藏表面的电化学反响，马前锋以为，矿浆电位>0.3V 或许pH 值>11.0时，磁黄铁矿表面发作的S0 将会削减，磁黄铁矿的可浮性下降。程琍琍研讨发现，矿浆pH 值在6.86~10.1 区间时，跟着pH值增大，铁闪锌矿的腐蚀电流增大，即铁闪锌矿表面腐蚀的氧化反响速度增大。Fe2+脱离铁闪锌矿晶格进入溶液时，易于铁闪锌矿的氧化和羟基化，构成“羟基化富硫中间态”，随pH值的增大，这个中间态-羟基化富硫层的安稳性越差，氧化腐蚀反响速度增大。当pH>11.0时，腐蚀电流又减小，可能与矿藏表面发作氧化直接生成了Fe(OH)3、SO42-、ZnO22-有关，然后使得铁闪锌矿的浮游性变差。 电化学理论研讨提醒了铁闪锌矿与磁黄铁矿在浮选进程中其浮游性与矿浆电位、pH 值的联系，这两种矿别离有各自的最佳浮选矿浆电位、pH值，若能将电位调控浮选运用于铁闪锌矿与磁黄铁矿浮选别离进程中，将大大下降浮选药剂本钱，进步分选作用，下降浮选时刻。 2.3 工艺流程研讨 铁闪锌矿与磁黄铁矿十分类似，别离难度高，对其别离选其他工艺流程的研讨从未中止，现在首要有以下工艺流程。 (1)惯例单一的“抑硫浮锌”工艺流程。王仁东等人选别西部某铁闪锌矿时选用“抑硫浮锌”的高碱工艺，取得锌收回率85.66%的锌精矿。聂光华等人对某铁闪锌矿进行浮选实验研讨时也选用该工艺，取得含锌48.41%的锌精矿。 (2)先磁后浮工艺流程。罗仙相等人以内蒙古某低档次铅锌矿石为研讨目标，该矿锌首要赋存于铁闪锌矿中，并含有许多的磁黄铁矿，在抑硫浮锌工艺流程下无法取得合格的锌精矿，选用了“弱磁选别离磁黄铁矿-弱磁选尾矿浮锌”工艺流程，取得了含锌44.11%的合格锌精矿。 (3)抑硫浮锌-中矿独自处理工艺流程。车河选矿厂原工艺流程中选用中矿次序回来形式，但在精选时被按捺的磁黄铁矿回来上一作业后，又进入泡沫产品中，形成恶性循环，不只难以取得合格的锌精矿，并且在添加按捺剂石灰用量时还导致锌收回率下降。针对该现状，广州有色金属研讨院提出中矿独自处理工艺流程，即中矿先浓缩、脱药再回来再磨再选，改动了磁黄铁矿的表面性质，有利于按捺磁黄铁矿，处理了该选厂的难题。 (4)浸出工艺流程。浸出工艺常用于处理档次较低达不到冶炼要求铁闪锌矿精矿，这种铁闪锌矿精矿常含有许多的磁黄铁矿。王书明等选用高氧浸工艺，即在25℃、氧分压为600kpa、浸出时刻8h的条件下处理某铁闪锌矿精矿取得锌浸出率97%，铁的浸出率小于0.5%的较佳目标。刘祺等在100℃、4个大气压、浸出时刻3h 的条件下选用酸浸方法处理铁闪锌矿精矿，取得锌浸出率93%。 以上四种工艺流程是铁闪锌矿与磁黄铁矿选矿别离时常用的工艺流程，也在许多矿山得到了广泛的运用，并取得了很好的经济效益。但是，因为各地的铁闪锌矿与磁黄铁矿含铁量各不相同，矿石性质也存在差异，因而，挑选适合的工艺流程对分选铁闪锌矿具有重要意义。 3 结语及展望 近几年铁闪锌矿与磁黄铁矿别离的研讨取得了必定的发展，并把这些研讨应用于出产取得了必定的经济效益，但别离功率低、锌精矿质量差、铁闪锌矿收回率低一级问题仍未处理。其首要体现在：首要，在高碱条件下别离铁闪锌矿与磁黄铁矿现状未得到改进，新式高效的闪锌矿捕收剂技能没有老练，高效的铁闪锌矿活化剂不老练，磁黄铁矿按捺挑选性不强;其次，铁闪锌矿与磁黄铁矿别离的理论研讨不行全面，研讨深度不行;最终，工艺流程单一。为进步铁闪锌矿与磁黄铁矿分选作用，加强铁闪锌矿与磁黄铁矿方面的理论研讨、开发新式高效的浮选药剂、优化选别工艺流程是铁闪锌矿与磁黄铁矿别离研讨的开展方向。

跟着易选闪锌矿锌资源的逐步削减，以铁闪锌矿为主的杂乱难选锌资源的开发及运用已显得尤为重要。铁闪锌矿的可浮性与磁黄铁矿、黄铁矿十分挨近，磁性又与磁黄铁矿十分挨近。一般铁闪锌矿又与磁黄铁矿共生在同一矿体中，使得分选难度大大添加，使得锌金属收回率低或难以取得质量较高的锌精矿。因而，成功处理铁闪锌矿与磁黄铁矿高效别离的问题是开发运用铁闪锌矿的要害。 1 铁闪锌矿及磁黄铁矿的性质 铁闪锌矿与磁黄铁矿难以别离的原因首要是它们具有许多类似的理化性质。 一般铁以类质同象混入闪锌矿中，闪锌矿中含铁量大于6%时即称之为铁闪锌矿，其化学式为(Zn，Fe)S，铁闪锌矿含铁最高可达26.2%。铁闪锌矿含铁的多少首要取决于矿床成因与矿床的构成进程。因为闪锌矿晶格上的锌原子被Fe3+替代，使化合价和电荷状况失去平衡，导致了2个Zn2+变为Zn+，下降了空穴浓度，添加了电子密度，使得闪锌矿与黄原酸阴离子作用时发作必定的排斥力，晦气于捕收剂的吸附，然后影响其可浮性，因而，铁闪锌矿可浮性比闪锌矿的可浮性低。另一方面，因为铁闪锌矿中铁含量较高，因而其又具有必定的磁性，且铁含量越高磁性越强。 磁黄铁矿中含铁量一般不同，一般以Fe1-xS 标明，一般x 为0～0.223左右。磁黄铁矿的可浮性与其晶体结构、化学组成和氧化性质等密切相关。当其结晶结构为单斜晶格结构时，为铁磁性，可浮性较差;其为六方晶格结构时，磁性弱，可浮性好，但可浮性均低于黄铁矿。 2 铁闪锌矿与磁黄铁矿选矿别离研讨现状 2.1 选矿药剂的研讨 2.1.1 浮选介质pH 值的研讨 铁闪锌矿浮选收回作业中介质pH 值是影响其收回率的要害要素，一般铁闪锌矿的浮选选用传统的“高碱抑硫”工艺时，铁闪锌矿受按捺明显，收回率低。 刘荣荣选用铁闪锌矿单矿藏调查石灰用量对铁闪锌矿上浮率的影响时，在不加活化剂硫酸铜的情况下，选用丁基黄药作为铁闪锌矿捕收剂，其用量为3.125×10-3mol/L，跟着石灰用量的添加，铁闪锌矿上浮率不断减小，当石灰用量为1.25g/L即溶液pH 值为12.23 时，铁闪锌矿的单矿藏上浮率仅有6.82%。可见，石灰即矿浆pH 值对铁闪锌矿单矿藏上浮率有很大的影响，矿浆pH值越高，铁闪锌矿单矿藏上浮率越低。 罗仙相等人以安徽某含铁闪锌矿锌矿为研讨目标，在分选该铁闪锌矿时，选用石灰作为矿浆pH值调整剂，发现高碱条件下对锌的浮选晦气，为取得较优的浮选目标，矿浆pH 值有必要操控在10～11。 方夕辉等人探究青海某低档次难选铅锌矿石挑选合理选矿流程时发现，铁闪锌矿与磁黄铁矿可浮性十分挨近，矿浆pH值过高时磁黄铁矿被按捺的一起，铁闪锌矿亦遭到了激烈的按捺，导致锌收回率较低，并以为铁闪锌矿浮选时最佳矿浆pH 值为10.5。 经过浮选介质pH 研讨可见，铁闪锌矿浮选进程中其收回率随介质pH 值的升高而下降，最佳的浮选介质pH 值应操控在10～11。 2.1.2 铁闪锌矿活化剂的研讨 单一的锌矿床很少见，常与铜、铅、硫等共生，在浮选分选它们时往往选用抑锌浮铅(铜)的优先浮选工艺，锌矿藏遭到了激烈的按捺，因而，在浮选锌矿藏时需添加活化剂。其他，铁闪锌矿较闪锌矿表现出浮游性差、不易活化、对介质灵敏等特色，且其又与磁黄铁矿性质十分类似，因而对铁闪锌矿高效活化剂的研讨显得更为火急。铁闪锌矿活化剂有铜、铅、银、镉离子、各种新式活化剂等，其间Cu2+是运用最为广泛的铁闪锌矿活化剂。 Cu2+作为铁闪锌矿活化剂研讨应用技能较为老练，实践运用中也最为广泛。以Cu2+作铁闪锌矿活化剂时，具有活化才能强、浮选进程安稳、药剂添加操作简略等特色。聂光华等对某铁闪锌矿进行浮选实验研讨，选用硫酸铜作为铁闪锌矿活化剂，其间硫酸铜用量为1000g/t，可取得含锌48.41%、锌收回率92.42%的锌精矿。李志锋对辽宁清原铁闪锌矿型多金属矿进行选矿实验研讨时，在浮锌进程中选用500g/t硫酸铜作为锌矿藏活化剂，可取得含锌45.13%、锌收回率90.77%的锌精矿。 冷崇燕等研讨了铵盐活化铁闪锌矿时对其浮选行为的影响，在必定的条件下，选用了最为常见的五种铵盐对铁闪锌矿进行活化实验研讨。研讨指出，用硫酸铵作活化剂时，铁闪锌矿的收回率为48%;选用作活化剂时铁闪锌矿的收回率可达92%;而用氯化铵作活化剂时，铁闪锌矿的收回率可到达95%，但氯化铵用量较大。五种铵盐对铁闪锌矿的活化作用次序为：氯化铵>铵>硫酸铵>硫代硫酸铵>过硫酸铵。 谢贤，童雄等选用从云南澜沧铅矿中挑选出来的铁闪锌矿单矿藏为研讨目标，以丁基黄药作为铁闪锌矿捕收剂，调查了、氯化铵、硫酸铜及T-1对铁闪锌矿的活化功能的差异，发现各活化剂对铁闪锌矿均有必定的活化作用，其间以硫酸铜及T-1活化才能最强。硫酸铜在介质pH 值等于13 时活化作用最佳，铁闪锌矿最高收回率可达61.30%;新式活化剂T-1 在介质pH 值等于10，其用量为700g/t时具有最佳的活化作用，此刻铁闪锌矿收回率为64.10%。 现在，以Cu2+作为铁闪锌矿活化剂仍占主导地位，其活化才能缺乏，药剂本钱高的现状仍未改动，关于更高效更实惠的新式铁闪锌矿活化剂的研讨已火烧眉毛。 2.1.3 铁闪锌矿浮选进程中磁黄铁矿按捺剂的研讨 铁闪锌矿与磁黄铁矿浮选别离进程中按捺剂的作用十分要害，挑选性的按捺了磁黄铁矿可大大进步锌精矿的档次，取得质量较好的锌精矿。因而，磁黄铁矿挑选性按捺剂的研讨十分重要，许多学者为此展开了许多的研讨。 方夕辉等人研讨青海某低档次难选铅锌矿石时，在浮选锌进程中，以石灰作为磁黄铁矿及黄铁矿的按捺剂，取得了质量较高的锌精矿。李志锋在对辽宁清原铁闪锌矿型多金属矿进行选矿实验研讨时，亦选用石灰作为磁黄铁矿的按捺剂，成功完成了其与铁闪锌矿的别离。 孙伟等研讨标明，有机按捺剂DMPS 在按捺磁黄铁矿时，带有亲水基团的DMPS 吸附于磁黄铁矿标明阻挠了黄药与磁黄铁矿的作用;徐竞等研讨标明，有机按捺剂RC也能够阻挠黄药与磁黄铁矿的作用，然后完成了铁闪锌矿与磁黄铁矿的浮选别离。 陈中金等以铁闪锌矿和磁黄铁矿单矿藏为研讨目标，在中性介质中，选用氯化钙与腐植酸钠组合按捺剂作为磁黄铁矿按捺剂，成功完成了铁闪锌矿与磁黄铁矿混合矿的别离。加拿大专利2082831介绍，在浮选含磁黄铁矿、铁闪锌矿的硫化矿矿石时，选用多硫化钙和聚胺调浆，可有用按捺磁黄铁矿。多胺是很强的螯合剂，这种胺能下降矿浆中金属离子的浓度，一起多胺可大大下降黄药在磁黄铁矿表面的吸附，使磁黄铁矿遭到按捺。 石灰是磁黄铁矿、黄铁矿最常用的按捺剂，用量小时，按捺强度缺乏，别离作用差，用量过大时，铁闪锌矿亦会被按捺，使得锌收回率较低。在许多按捺剂中还很难寻觅到挑选性很高的磁黄铁矿按捺剂，因而开发高挑选性的磁黄铁矿按捺剂势在必行。 2.1.4 铁闪锌矿捕收剂的研讨 寻觅对铁闪锌矿具有较高挑选性的捕收剂是完成铁闪锌矿与磁黄铁矿有用别离的要害之举，因而，铁闪锌矿捕收剂的研讨显的十分重要。 吴伯增等人以丁基黄药作为铁闪锌矿捕收剂时，在介质pH 值小于6.0 时，铁闪锌矿可浮性较好，其收回率可达60%，这以后跟着pH值的升高，铁闪锌矿的收回率逐步下降，当pH=9.18 及pH=11.0时，无论怎样调理矿浆电位，铁闪锌矿浮选收回率均低于50%。丁基黄药在铁闪锌矿表面的吸赞同氧化构成疏水性物质以进步矿藏的浮游性;在高碱条件下，铁闪锌矿本身的氧化严峻阻滞了丁基黄药在其表面的吸赞同氧化构成疏水物质。 杨玮以丁铵黑药作为铁闪锌矿中捕收剂进行了浮选机理研讨，结果标明，铁闪锌矿在弱酸性及中性的介质条件下可浮性较好，丁基铵黑药在铁闪锌矿表面为化学吸附，其表面生成双黑药，参加Cu2+后在铁闪锌矿表面生成正二丁基二硫代磷酸铜，使铁闪锌矿可浮性得以大大改进。 罗仙相等在处理某铁闪锌矿时选用脂肪酸类为主的组合捕收剂，该组合捕收剂能增强其在铁闪锌矿晶格中锌的表面吸赞同固着强度，增强铁闪锌矿表面疏水性，然后有利于进步锌的收回率。据报道，锡铁山选矿厂在浮选铁闪锌矿是选用以柴油为主，丁基黄药为辅的组合捕收剂，较好地处理了铁闪锌矿与黄铁矿的别离，取得的较好的工业目标。工业实验取得的锌精矿档次进步3.72%，锌收回率进步10.85%。在西林铅锌矿相同选用以柴油为主、丁基黄药为辅的组合捕收剂选别铁闪锌矿，取得锌精矿档次进步2.3%，锌收回率进步5.48%。一般情况下，选用组合捕收剂浮选铁闪锌矿时作用较好，其间又以非极性捕收剂与阴离子捕收剂联合运用时作用更为明显。 杨久流在分选某铁闪锌矿时选用新式捕收剂ZC 作为锌矿藏捕收剂，研讨标明，ZC 对铁闪锌矿具有很强的捕收才能及杰出的挑选性，联合选用GF作为起泡剂，可使铁闪锌矿取得较好的富集分选目标。 选用以丁基黄药为主，其他捕收剂为辅的组合捕收剂作为铁闪锌矿捕收剂表现出更强的捕收功能，取得更高的选别目标，组合捕收剂的运用给铁闪锌矿浮选带来了更大开发价值。 2.2 浮选理论研讨 浮选理论研讨是为了更深化的解说浮选进程中的作用机理，然后促进铁闪锌矿与磁黄铁矿别离技能的开展。 2.2.1 吸附机理研讨 选矿药剂与矿藏首要是发作吸附作用，研讨药剂与矿藏表面发作的吸附方法、吸附量、吸附强弱以及影响吸附作用的外界要素对矿藏的浮选有着重要的指导意义。 余润兰等人以为，选用乙基黄药作为铁闪锌矿捕收剂时，在弱酸性条件下，铁闪锌矿表面带正电，有利于乙基黄原酸根阴离子(X-)的吸附，吸附量大;碱性条件下，矿藏表面带负电，晦气于乙基黄原酸根阴离子(X-)的吸附，吸附量小，pH值越高，铁闪锌矿表面负电性愈强，乙基黄原酸根阴离子(X-)的吸附量愈小。因而，乙黄药在铁闪锌矿表面的吸附量随pH 值增大而下降。当pH 值为7时，乙基黄药与铁闪锌矿作用在其表面生成疏水性的双黄药，但在弱酸性条件下还会生成少数的EPX 盐，在弱碱性条件下又会生成少数的MTC 盐。 饶峰在Cu2+活化铁闪锌矿机理研讨中以为：①因为铁闪锌矿大都为电子型半导体，其晶格表层上有许多的电子富集，因而很难安稳地吸附黄药。部分Cu2+吸附在矿藏表面，这些二价铜离子能够从铁闪锌矿晶格的表面层取得电子，然后使铁闪锌矿表面层电子浓度下降，闪锌矿表面导电性由电子型转为空穴型后，就能安稳地吸附黄药。②浮选进程是在弱碱性或中性介质中进行时，所参加的Cu2+首要会水解成氢氧化铜或碱式盐，这些水解产品也能够活化铁闪锌矿。水解产品在溶液中会发作电离并发作少数的Cu2+、Cu(OH)等离子，这些离子会敏捷地被铁闪锌矿表面所吸附，并生成硫化铜。因为Cu(OH)2的溶度积大于CuS，因而氢氧化铜电离转化为CuS的进程将不断的继续下去，并以硫化铜薄膜的方法沉积在铁闪锌矿的表面，以到达活化作用。 徐竞等研讨标明，有机按捺剂RC 对磁黄铁矿具有按捺作用是因为带有许多亲水集团的RC 与黄药类捕收剂在磁黄铁矿表面发作竞赛吸附，RC在磁黄铁矿标明的吸附速度高于黄药，然后阻挠了黄药在磁黄铁矿表面的吸附，即按捺了磁黄铁矿的上浮。 经过药剂吸附机理的研讨，关于铁闪锌矿与磁黄铁矿浮选别离时能够更精确的挑选药剂，以取得更好的浮选别离目标。因而，经过吸附机理研讨不只能够为其浮选别离供给理论依据，并且还能够进步铁闪锌矿选其他经济效益。 2.2.2 电化学理论研讨 硫化矿浮选电化学理论首要研讨硫化矿藏在浮选系统中，硫化矿藏-溶液界面的电化学反响，其电化学反响分为三个方面：捕收剂在矿藏表面的电化学反响;矿藏表面静电位对药剂作用的影响;矿浆电位对浮选进程的影响。铁闪锌矿与磁黄铁矿均归于硫化矿，对其所进行的电化学理论研讨首要是矿藏-溶液界面的电化学反响的研讨。 铁闪锌矿浮选进程中其浮游性受矿浆电位及矿浆pH 值影响明显，丁基黄药作为铁闪锌矿捕收剂时，吴伯增等人以为，铁闪锌矿在pH 60%，可浮性较好，在pH>8.0 的弱碱性条件下，其收回率急剧下降，可浮性较差。pH=6.0 时，铁闪锌矿在0.2～0.6V的电位区间，收回率>50%;当pH=9.18和pH=11.0时，无论怎样调理矿浆电位，铁闪锌矿浮选收回率低于50%，原因在于，在更强的碱性条件下，铁闪锌矿表面的S0敏捷腐蚀成SO42-而不易于吸附捕收剂，即铁闪锌矿本身的氧化严峻阻滞了丁基黄药在其表面的吸赞同氧化构成疏水性物质。 铁闪锌矿与磁黄铁矿在浮选进程中因为本身的氧化在矿藏表面会发作疏水性物质，如元素S0 等，矿藏本身氧化与矿浆电位及pH值联系密切，因而能够经过调理矿浆电位及pH 值来操控矿藏表面的电化学反响，马前锋以为，矿浆电位>0.3V 或许pH 值>11.0时，磁黄铁矿表面发作的S0 将会削减，磁黄铁矿的可浮性下降。程琍琍研讨发现，矿浆pH 值在6.86~10.1 区间时，跟着pH值增大，铁闪锌矿的腐蚀电流增大，即铁闪锌矿表面腐蚀的氧化反响速度增大。Fe2+脱离铁闪锌矿晶格进入溶液时，易于铁闪锌矿的氧化和羟基化，构成“羟基化富硫中间态”，随pH值的增大，这个中间态-羟基化富硫层的安稳性越差，氧化腐蚀反响速度增大。当pH>11.0时，腐蚀电流又减小，可能与矿藏表面发作氧化直接生成了Fe(OH)3、SO42-、ZnO22-有关，然后使得铁闪锌矿的浮游性变差。 电化学理论研讨提醒了铁闪锌矿与磁黄铁矿在浮选进程中其浮游性与矿浆电位、pH 值的联系，这两种矿别离有各自的最佳浮选矿浆电位、pH值，若能将电位调控浮选运用于铁闪锌矿与磁黄铁矿浮选别离进程中，将大大下降浮选药剂本钱，进步分选作用，下降浮选时刻。 2.3 工艺流程研讨 铁闪锌矿与磁黄铁矿十分类似，别离难度高，对其别离选其他工艺流程的研讨从未中止，现在首要有以下工艺流程。 (1)惯例单一的“抑硫浮锌”工艺流程。王仁东等人选别西部某铁闪锌矿时选用“抑硫浮锌”的高碱工艺，取得锌收回率85.66%的锌精矿。聂光华等人对某铁闪锌矿进行浮选实验研讨时也选用该工艺，取得含锌48.41%的锌精矿。 (2)先磁后浮工艺流程。罗仙相等人以内蒙古某低档次铅锌矿石为研讨目标，该矿锌首要赋存于铁闪锌矿中，并含有许多的磁黄铁矿，在抑硫浮锌工艺流程下无法取得合格的锌精矿，选用了“弱磁选别离磁黄铁矿-弱磁选尾矿浮锌”工艺流程，取得了含锌44.11%的合格锌精矿。 (3)抑硫浮锌-中矿独自处理工艺流程。车河选矿厂原工艺流程中选用中矿次序回来形式，但在精选时被按捺的磁黄铁矿回来上一作业后，又进入泡沫产品中，形成恶性循环，不只难以取得合格的锌精矿，并且在添加按捺剂石灰用量时还导致锌收回率下降。针对该现状，广州有色金属研讨院提出中矿独自处理工艺流程，即中矿先浓缩、脱药再回来再磨再选，改动了磁黄铁矿的表面性质，有利于按捺磁黄铁矿，处理了该选厂的难题。 (4)浸出工艺流程。浸出工艺常用于处理档次较低达不到冶炼要求铁闪锌矿精矿，这种铁闪锌矿精矿常含有许多的磁黄铁矿。王书明等选用高氧浸工艺，即在25℃、氧分压为600kpa、浸出时刻8h的条件下处理某铁闪锌矿精矿取得锌浸出率97%，铁的浸出率小于0.5%的较佳目标。刘祺等在100℃、4个大气压、浸出时刻3h 的条件下选用酸浸方法处理铁闪锌矿精矿，取得锌浸出率93%。 以上四种工艺流程是铁闪锌矿与磁黄铁矿选矿别离时常用的工艺流程，也在许多矿山得到了广泛的运用，并取得了很好的经济效益。但是，因为各地的铁闪锌矿与磁黄铁矿含铁量各不相同，矿石性质也存在差异，因而，挑选适合的工艺流程对分选铁闪锌矿具有重要意义。 3 结语及展望 近几年铁闪锌矿与磁黄铁矿别离的研讨取得了必定的发展，并把这些研讨应用于出产取得了必定的经济效益，但别离功率低、锌精矿质量差、铁闪锌矿收回率低一级问题仍未处理。其首要体现在：首要，在高碱条件下别离铁闪锌矿与磁黄铁矿现状未得到改进，新式高效的闪锌矿捕收剂技能没有老练，高效的铁闪锌矿活化剂不老练，磁黄铁矿按捺挑选性不强;其次，铁闪锌矿与磁黄铁矿别离的理论研讨不行全面，研讨深度不行;最终，工艺流程单一。为进步铁闪锌矿与磁黄铁矿分选作用，加强铁闪锌矿与磁黄铁矿方面的理论研讨、开发新式高效的浮选药剂、优化选别工艺流程是铁闪锌矿与磁黄铁矿别离研讨的开展方向。

21世纪以来，由于科技的进步，橡胶的性能不断地被开发并应用，目前橡胶制品已存在于人们生活的方方面面，支持着人们的衣食住行。橡胶的作用如此巨大，除了橡胶本身拥有其他材料无可比拟的优点以外，填料还能赋予橡胶更多宝贵的性能，使其应用更加广泛。何为橡胶的补强? 填料是橡胶工业的主要原料之一，属粉体材料。填料用量相当大，几乎与橡胶本身用量相当。在橡胶加工中又将填料分为补强剂和填充剂。 橡胶的补强是指在橡胶中加入一种物质后，能够提升硫化橡胶的耐磨性、抗撕裂强度、拉伸强度、模量、抗溶胀性等的行为。凡具有这种作用的物质称为补强剂。 常用补强剂：炭黑、白炭黑、短纤维、无机纳米材料等。 橡胶用炭黑 炭黑是橡胶工业中最重要的补强性填料，可以毫不夸张的说，没有炭黑工业就没有现在蓬勃发展的橡胶工业。 按炭黑在橡胶中的作用将炭黑分为硬质炭黑和软质炭黑。 硬质炭黑：粒径在40nm以下，补强性能高的炭黑，如超耐磨、中超耐磨、高耐磨炭黑等。 软质炭黑：粒径在40nm以上，补强性低的炭黑，如半补强炭黑、热裂法炭黑等。 橡胶用炭黑一般按照ASIM-1765-81标准来分类命名。命名系统由四部分组成。第一个英文字母代表硫化速度，N代表正常硫化速度，S代表缓慢硫化速度。后面跟着三个数字，第一个代表炭黑平均粒径范围，共分为0~9个等级。第二和第三个数字则是由美国材料试验协会负责炭黑和术语的D24.41委员会指定的，反映不同的结构程度，也就是炭黑大概的高低结构确定的，有一定的任意性。相对而言，数字越大，结构越高。 ASIM的炭黑分类命名炭黑补强机理 近半个世纪以来，人们对炭黑补强机理曾进行了广泛的讨论提出了多种补强学说。 容积效应 弱键和强键学说 Bueche的炭黑粒子与橡胶链的有限伸长学说 壳层模型理论 橡胶大分子链滑动学说 前四种机理虽然都能说明一定的问题，但有局限性。随着时间进展，专家们对机理不断的深化完善，橡胶大分子滑动学说的炭黑补强机理就是一个比较完善的理论。 橡胶大分子链滑动学说 这是比较新和比较全面的炭黑补强理论。该理论的核心是橡胶大分子能在炭黑表面上滑动，由此解释了补强现象。炭黑粒子表面的活性不均一，有少数的活性点以及一系列的能量不同的吸附点。吸附在炭黑表面上的橡胶链可以有各种不同的结合能量，有多数弱的范德华力的吸附以致少量强的化学吸附。吸附的橡胶链段在应力作用下会滑动伸长。 大分子滑动学说概念图(1)表示胶料原始状态，长短不等的橡胶分子链被吸附在炭黑离子表面上。(2)表示胶料伸长时状态。这条最短的链不是断裂而是沿炭黑表面滑动，原始状态吸附的长度用点标出，可看出滑动的长度。这时应力有多数伸直的链承担，起应力均匀的作用，缓解应力集中为补强的第一个重要因素。(3)当伸长再增大，链再滑动，使橡胶链高度取向，承担大的应力，有高的模量，为补强的第二个重要因素。由于滑动的摩擦使胶料有滞后损耗。损耗会消去一部分外力功，化为热量，使橡胶不受破坏，为补强的重要因素。 (4)是收缩后胶料的状况，表明再伸长时的应力软化效应，胶料回缩后炭黑粒子间橡胶链的长度差不多一样，再伸长就不需要再滑动一次，所需应力下降。 炭黑补强橡胶性能 补强橡胶的目的是为了提高橡胶的拉伸性能、抗撕裂能力、定伸应力和耐磨性等性能，使橡胶制品更有弹性，经久耐用。炭黑主要通过炭黑粒径的大小、结构度、和用量来调节补强橡胶的效果。 (1)拉伸性能 炭黑粒径小，表面活性大，结构度高，拉伸强度高;随炭黑用量增大，拉伸强度先增后降。 (2)撕裂强度 贪黑的粒径小，撕裂强度高;粒径相同时，对结晶性橡胶，结构度低的碳黑，撕裂强度高;对非结晶性橡胶，结构度高的炭黑，撕裂强度高;随炭黑用量增大，撕裂强度先增后降。 (3)定伸应力和硬度 炭黑粒径小，结构度高，表面活性大，用量大，胶料的定伸应力和硬度高，其中以结构度影响最大。炭黑对胶料定伸应力和硬度的影响要比胶种、硫化体系大得多。 (4)耐磨性 炭黑粒径小，表面活性大，分散性好，胶料耐磨性好。 (5)弹性 粒径小、结构度高、表面活性大，用量大，胶料的弹性差。其中炭黑用量影响最大。 由此可见，根据橡胶制品的不同选择合适的炭黑种类对橡胶进行补强至关重要。结合ASIM对炭黑的分类，你知道该选择哪种炭黑了吗?

我国经济开展快速，导致对钢铁产品的需求巨大。铁矿石作为炼铁的质料，其分选技能的开展直接关系到铁矿石质料的使用水平。跟着简单选的矿石一天天削减，关于小储量难选的矿石的开发使用显得日益重要。 某铁矿石的档次为46.16％，首要含铁矿藏为磁铁矿和赤褐铁矿，有害元素硫含量比较高，选用单一的磁选办法处理，其间弱磁性的赤褐铁矿无法有用的使用。本研讨针对该矿的性质，选用磨矿-弱磁选-强磁粗选，粗精矿细磨精选-摇床扫选的工艺流程处理，能够取得铁矿档次和铁回收率别离为：64.73％和16.51％的磁铁矿精矿、及铁档次和铁回收率别离为56.51％和46.58％的赤褐铁精矿，两种铁精矿硫含量均不超支。 一．矿石的性质 原矿化学多元素分析和铁物相分析成果别离见下表1和表2。由表1和表2可得知，原矿中铁首要是以磁铁矿和赤褐铁矿（多为赤褐铁矿）方式存在，其他为少数碳酸铁和黄铁矿。依据表1，原矿有害元素磷和砷含量不高，均低于0.10％，但硫偏高为0.36％；依据表2数据，原矿硫化铁的铁档次很低为0.045％，故原矿中硫不是来源于硫化铁。原矿光谱分析成果表明，原矿的含量较高为0.40％；因而，原矿中的大部分硫或许来自脉石矿藏重晶石（BaSO4）。显着，该种硫能够通过物理选矿办法去除。 二．实验研讨及成果 1、原矿磨矿细度实验原矿碎至2mm以下，挑选磁选管磁感应强度0.15T，进行磨矿细度实验，成果见下图1。由图1可知，随磨矿细度进步，弱磁选铁精矿的铁档次坩加，而铁回收率减小；这是因为原矿磨矿粒度越细，铁矿藏解离越充沛。考虑到出产实践的可行性，磨矿细度为-0.074mm占90％，对应弱磁铁精矿的铁档次到达65.71％ 。 2、原矿弱磁选实验磨矿细度为-0.074mm占90％，铁精矿目标随弱磁选的磁感应强度改动见图2。可见，随磁感应强度进步，铁精矿档次下降，铁精矿收率上升。首要考虑铁精矿的铁档次目标，原矿弱磁选的磁感应强度挑选0.15T为宜。 3、原矿弱磁选尾矿强磁选实验由表2铁物相分析成果，原矿中赤褐铁矿的铁散布率占总铁的75.65％；因而，对该类铁矿藏的有用分选是完成原矿有用分选的关键因素。对该类型铁矿藏，使用SLon-100周期式脉动髙梯度永磁筒式磁选机，固定脉动冲程6mm和冲次200r/min，挑选2 mm棒磁介质，改动布景磁感应强度，进行脉动高梯度磁选实验，成果见图3。可见，随感应场强度进步，铁精矿的铁档次下降，超越0.8T，铁档次下降显着，而铁回收率趋于稳定值；显着，原矿高梯度磁选的磁感应强度，宜挑选0.8T。此刻，取得铁精矿的铁档次为49.87％，铁回收率60.90％。因而，原矿经弱磁选除掉强磁性的磁铁矿后，离梯度磁选仅能得到铁档次约50％的铁精矿；对该铁精矿的显微镜现察发现，其铁档次不高的首要原因，是因为存在很多连生体。一起，这一实验成果表明原矿中的磁铁矿和赤褐铁矿具有不同的单体解离度。 4、高梯度强磁粗精矿细磨精选实验为了取得更高铁档次的赤褐铁精矿，对前面高梯度磁选的粗铁精矿（细度为-0.074mm占91.37％）进行细磨精选实验研讨，成果见下图4所显现。本实验的操作条件挑选脉动冲程6mm，脉动冲次200r/min，2mm棒介质及磁感应强度0.8t。 跟上图4，随磨矿细度进步，铁精矿档次和铁回收率上升的起伏显着变缓，而铁回收率显着下降。因而粗精矿细磨粒度宜控制在-0.074mm占97％左右适合。此刻铁精矿的铁档次由49.87％进步至55.86％，铁回收率为39.95％。对铁精选的铁精矿，显微镜调查发现铁矿藏已根本完成单体解离。 因而，对髙梯度磁选粗选得到的粗精矿，进行细磨精选，能够显着地进步铁精矿的目标。为了进一步进步髙梯度磁选的精选目标，探究出最佳操作条件，对粗稍矿細磨精选作业进行条件优化实验，成果见下表3。由表3成果能够得出如下两点定论：一是为保证精选作业铁回收率，精选的磁感应强度不能太低；而是2mm棒介质的作业回收率高于3 mm棒介质，虽然后者的铁精矿档次略高。精选作业的操作条件宜挑选磁感应强度0.8T和2mm棒介质。 5、高梯度强磁精矿尾矿重选实验 由上表3可见，高梯度精选作业的尾矿铁档次扔然比较高，直接作为尾矿丢掉将严重影响总铁回收率；因而，为探究进一歩进步总铁回收率的或许性，对最佳高梯度精选操作条件得到的铁尾矿进行摇床扫选实验。实验成果表明，对高梯度精选的铁尾矿扫选；可取得扫选铁精矿的铁档次和铁冋收率别离为52.76％和3.58％的技能目标，作用较显着。 三．引荐工艺流程与连选实验成果 1、工艺流程为验证以上实验在出产实践中的可行性，选用上述各条件实验断定的最佳操作参数，对原矿进行连选实验，实验流程见图5。实验成果见表4。连选实验中，高梯度磁选粗选和精选验均选用2mm棒介质。由表4可知，原矿通过图5工艺流程处理，取得了铁档次和铁回收率别离为64.73％和16.51％的磁铁矿精矿、及铁档次和铁回收率别离为56.51％和46.58％的赤褐铁精矿。两种铁精矿的分析成果表明，原矿通过上述流程处理后，铁精矿硫、磷和砷含量别离为0.18％、0.1％和0.006％，赤褐铁精矿硫、磷和砷含量别离为0.20％、0.04％、和0.006％，而一级铁精矿中硫、磷和砷的含量要求低于0.6％、0.05％和0.05％，因而该铁精矿有害元素均不超支；这一成果一方面证明晰前面分析的正确性，另一方面说明晰该工艺流程的实践可行性。该工艺流程为同类型铁矿石的分选供给了一种可行途径。

凹山选矿厂采用三段一闭路破碎系统和两段全闭路磨矿系统以及弱磁－强磁选别工艺（图3）。选厂1998年主要生产指标见表1。图3 凹山选厂选矿流程                                       表1 1998年选厂生产指标产品名称产量/万t产率/%品位/%回收率/%原 矿502.89100.0029.12100.00精 矿181.2336.0463.8679.02尾 矿321.6763.969.5520.98        所产铁精矿中V2O5为0.3%，品位较低，供冶炼钢提钒用。近年来铁精矿产率30.64%，TFe64.09%，铁回收率79.82%，尾矿TFe9.23%，原矿TFe26.04%，铁精矿中V2O5仍为0.3%左右。

不锈钢为什么也会带磁? 　　人们常认为磁铁吸附不锈钢材，验证其好坏和真伪，不吸无磁，认为是好的，名副其实；吸者有磁性，则认为是假货。其实，这是一种极端片面的、不实在的过错的区分办法。 　　不锈钢的品种繁复，常温下按安排结构可分为几类： 　　1．奥氏体型：如304、321、316、310等； 　　2．马氏体或铁素体型：如430、420、410等； 　　奥氏体型是无磁或弱磁性，马氏体或铁素体是有磁性的。 　　一般用作装修管板的不锈钢多数是奥氏体型的304原料，一般来讲是无磁或弱磁的，但因冶炼形成化学成分动摇或加工状况不同也或许呈现磁性，但这不能认为是或不合格，这是什么原因呢？ 　　上面说到奥氏体是无磁或弱磁性，而马氏体或铁素体是带磁性的，因为冶炼时成分偏析或热处理不妥，会形成奥氏体304不锈钢中少数马氏体或铁素体安排。这样，304不锈钢中就会带有弱小的磁性。 　　其他，304不锈钢通过冷加工，安排结构也会向马氏体转化，冷加工变形度越大，马氏体转化越多，钢的磁性也越大。好像一批号的钢带，出产Φ76管，无显着磁感，出产Φ9.5管。因泠弯变形较大磁感就显着一些，出产方矩形管因变形量比圆管大，特别是折角部分，变形更剧烈磁性更显着。 　　要想彻底消除上述原因形成的304钢的磁性，可通过高温固溶处理开康复安稳奥氏体安排，然后消去磁性。 　　特别要提出的是，因上面原因形成的304不锈钢的磁性，与其他原料的不锈钢，如430、碳钢的磁性彻底不是同一级其他，也就是说304钢的磁性一直显现的是弱磁性。 　　这就通知咱们，假如不锈钢带弱磁性或彻底不带磁性，应判别为304或316原料；假如与碳钢的磁性相同，显现出强磁性，因判别为不是304原料。 　　咱们主张，购买不锈钢产品应选有诺言的供应商的产品，不要贪便宜，谨防受骗。.

一、技术类型 非金属矿山高效选矿技术。 二、适用范围 各种类型硅线石资源。 三、技术内容 (一)基本原理 硅线石矿石基本分两大类型，一是黑云硅线片岩，属易选矿石，二是石榴硅线片岩和石榴黑云硅线片岩，内含大量含铁矿物，属难选矿物，原浮-磁工艺流程很难选出合格产品，通过加强预先磁选脱除大量“可浮性相近”的含铁矿物，增加硅矿石矿物可浮性。 (二)关键技术 采取高效节能的湿式强磁式永磁磁选机，对浮选前矿物预先磁选，抛除30%左右的含铁矿物，从而减少影响浮选作业的难选矿物含铁矿物杂质含量，提高了硅线石矿物的可浮性，使产品质量合格率由40%左右提高到95%以上，使原不可利用矿石变为可利用矿石。 (三)工艺流程 硅线石原矿---破碎---磨矿---脱泥---湿式强磁永磁磁选---浮选---脱水---烘干---干式强磁永磁磁选---硅线石精矿。 四、主要技术指标 天盛公司原(国企)的“三率”指标分别为：开采回采率80%，选矿回收率56%，贫化率7.5%，民营后经过技改采用“磁浮磁”新技术后实际达到的“三率”指标为：开采回采率95%，选矿回收率80%，贫化率4.8%以下。 五、典型实例及成效 鸡西天盛非金属矿业有限公司自2006年采用该技术后，打破了原设计的“浮磁”工艺，使选矿技术有了重大的突破，解决了精矿合格率低、回收率低等重大难题，此工艺适合各种类型硅线石矿，属国内首创。天盛公司自2006年改造后至今累计入选各种品位硅线石矿石25余万吨，产出硅线石精矿1.5余万吨。 六、推广前景 该技术针对黑龙江鸡西地区硅线石特点采用磁-浮-磁选矿工艺流程，提高了精矿品位和回收率，在国内同类型硅线石矿床开采、选矿方面具有推广价值，对硅线石矿产资源节约与综合利用有重要意义。

隔夜LME市场伦铜继续反弹。由于在金融市场发生大幅动荡之后有所走稳，伦铜上涨了100多美元。但是，经过了连续的下挫，市场信心仍未恢复。次级债所引发的全球股市大幅波动的阴影仍未完全退散。而本轮伦铜的下跌，美国地区铜升水下降也是原因之一，而COMEX库存的走平也验证了眼下美国需求可能出现了小幅下降，但这并不能说明美国后期的需求将持续走软。在次级债风波的影响下，LME市场顺势进行价格走势的调整，而后期由于中国对于精铜的需求仍将继续维持在高位，全球铜价仍有进一步上扬的动能。近期国内铜价在65000一线应该可以看作是短期多空平衡点。操作上不建议在65000及以下作空。.

磁炭（Magchar）法是磁性炭炭浆法的简称。此工艺于1946年由N.海德利等创始，并于1947年取得专利（US Pat.，No.2479930）。 此专利转让给美国公司后，曾于1948年在内华达州格特切尔实验厂进行过1.81～2.72t∕h矿石的接连半工业实验，和在亚利桑那州萨毫里塔实验厂进行过2.27t∕d矿石的接连实验，都取得了成功。但因为其时的金价很低（35美元／盎司），且牵涉专利权的法律问题，而未持续取得开展。近些年，因为该专利权已过期，以及金价的高涨和处理低档次矿石的需求，特别是跟着炭浆法工艺的开展，为了战胜活性炭易磨损的缺陷，磁炭法作为炭浆法流程的改进而被从头提出来。 磁炭法与炭浆法不同之处只是在于前者用磁选机来替代后者的细孔筛，然后可战胜运用细孔筛时存在的一些严重缺陷。因此简直一切的炭浆法选厂，在必要时都可垂手可得地改为磁炭法选厂。 制备磁炭大体上有两种办法。一是将磁性颗粒粘在活性炭颗粒的表面粘结在一起；二是将炭粒与磁性颗粒混合制成活性炭。运用榜首种办法需用粘结剂。当选用硅酸钠作粘结剂时，制备的活性炭枯燥后，粘结剂不会溶于化矿浆中，且具有很高的耐热耐碱功能。 运用磁炭法吸附收回金，首要有必要除掉矿石中的磁性物质，避免磁性物质混入载金磁炭中形成贫化。 格特切尔实验厂运用榜首种办法制备的磁炭，其组分大致为（%）：水果核活性炭58.8，磁铁矿（－0.043mm，325目）35.3，硅酸钠5.9。其间的活性炭粒度为：＋0.83mm12.1%，    －0.83mm（20目）～＋0.4mm（35目）85.5%，－0.4mm（35目）2.4%。而萨毫里塔实验厂是用匹兹堡焦化公司出产的0.83～0.246mm（20～60目）GW型活性焦炭，选用上述相同的办法制备成磁炭。制成的磁炭枯燥后，一般需经过活他处理（但不是十分必要的）。制备磁炭时，因为炭粒与磁性颗粒散布不均匀而产出的弱磁性炭，可先运用干式磁选法除掉。 这两个厂出产的磁炭产品均未进行活化处理。 磁炭法的工艺流程和设备示如图1。来自磨矿和分级机的矿浆经24目筛，筛上产品回来，筛下产品顺流进入第1～第4浸出吸附槽进行4段化。磁炭由第4槽供入经4段逆流吸附。矿浆由空气提高器接连供入槽上0.83mm筛（20目）别离后，矿浆进入下一槽，磁炭逆流进入前一槽。经浸出吸附后的矿浆经过磁选机的5个磁极次序排矿，产出磁精矿。非磁性尾矿经0.701mm（24目）筛处理，筛上产品送冶炼厂，筛下尾矿迭尾矿坝。饱满的载金磁炭经摇床除掉碎屑送解吸工段解吸并活化。图1  磁炭法工艺流程及设备示意图 萨毫里塔实验厂1948年进行的磁炭法半工业实验条件为：矿石粒度－0.074mm（200目）86%～91%，矿浆浓度30%，炭的吸附时刻16h，不同矿石的实验成果如下表。表  磁炭法半工业实验成果（g∕t）产品试样1试样2金银金银给矿0.68678.8575.14310.286磁炭精矿161.8293390.8751473.6994.286尾矿液0.0241.4740.1270.446尾矿渣0.34561.7140.5143.429    虽然磁炭法吸附金的实验取得成功，但它在工业运用上却遇到了费事。其一，运用硅酸钠作粘结剂，它能阻塞炭的孔穴，下降炭的吸附功能；其二，磁性颗粒粘结在炭粒表面，一经磨去，炭就失掉磁性而使磁选收回率下降。因此没有用于工业出产。     鉴于上述情况，中科院金属研讨所经过化学热处理进行椰壳炭、杏核炭、山楂核炭的磁化研讨，制得了表里均一的三种磁性活性炭（MAC）。此炭经电子显微镜扫描，炭的内部孔穴中均弥散地散布着粒度1～2μm的磁性体。这种炭在运用过程中既使被磨损或磨碎，它的碎片仍具有磁性。经吸附、解吸和再生实验，其功能与同种活性炭适当，且经屡次循环运用仍坚持磁性。

我国部分以磁赤铁矿为主的矿山，因矿石风化严重，致使选矿过程中含泥量大，选出的铁品味在35%～45%之间，大量的尾矿被堆放弃置，为了提高铁回收率需要对主要成分为褐，赤铁矿的尾矿进行回收。 选后尾矿粒度在6mm以下，由于风化原因含泥量大，泥沙难沉降，褐铁矿是其中主要的铁矿物，还包括赤铁矿和磁铁矿少量，脉石矿物含有辉石，石英，高岭土等。工艺上采用阶段磨矿阶段磁选－反浮选联合工艺选别以褐铁矿为主的难选矿物，具体流程为尾矿干燥后经电磁振动给料机给矿，胶带输送机送至一段磨矿，一段磨矿采用格子型球磨机与分级机闭路，分级机溢流细度小于200目的占60%，经弱磁－强磁得铁粗精矿。粗精矿进第二段磨矿，二段磨矿采用旋流器与溢流型球磨机闭路，细度采用－200目90%的旋流器溢流进第二段弱磁—粗—精选得到磁铁精矿，尾矿进入第二段强磁选机，强磁选精矿进反浮选作业提质降杂，反浮选流程为一粗一精一扫。 采用阶段磨矿－反浮选联合工艺选别工艺，其可行性及优点分析如下： 1、第一段磨矿以回收率为重心，磨矿的重点是目的铁矿物与脉石和非目的铁矿物（硅酸铁等）的大部分单体解离，磁选最大限度地回收目的铁矿物单体和富连生体。一段磨选丢掉65%左右的尾矿，铁品味38%左右的粗精矿进第二段磨选，大大减少了第二段磨选量，降低了第二段磨选成本。 2、脉动高梯度强磁选机用于赤褐铁矿等弱磁性矿物的粗精选，不仅大量丢尾，而且脱出了大量原生次生矿泥，为反浮选作业创造了条件，对工艺的成功应用起到了至关重要的作用。 3、高效射流浮选机用于第二段铁精矿的反浮选提质降杂，浮选指标稳定，该设备利用向下高速射流原理矿化浮选，浮选泡沫层厚，单台富集高，反浮流程只设一粗一扫一精，简化了流程，铁精矿品位53%，比试验高2%，与配置机械搅拌式浮选机比较，节省占底面积60%，节省机械投资40%，节电55%。反浮选采用耐低温的醚胺类捕收剂，矿浆温度8摄氏度左右可正常浮选，节省了矿浆加温成本。 4、第二段分级机设备采用水利旋流器，由于入选物料含泥，含水差异大，原矿仓常有堵塞现象发生，供矿不稳定，造成旋流器给矿矿浆体积和矿量波动频繁，旋流器溢流跑粗，反浮选铁精矿品位受粗粒连生体的影响，品位偏低。设置一台高频筛网筛，筛出反浮选精矿矿粗粒级低品位铁矿，返回第二段磨矿，是反浮选精矿品稳定在53%以上。

1   概论 在氧化铝生产过程中会产生大量的废弃物赤泥，赤泥是制铝工业从氧化铝中提炼铝后残留的一种红色、粉泥状高含水的强碱固体废料。赤泥的组成性质复杂，含有碱及少量放射性物质，主要化学成分百分比见下表，赤泥粒度过细，目前国内赤泥堆场大多采用堆场湿存法和脱水干化后长期堆放，前者滤水渗入地下污染地下水质，后者长期堆放干燥后易造成粉尘飞扬，严重污染环境，危害人的健康。成分TFeAL2O3SiO2Na2OCaO含量2817.3216.85.53.2成分FeOK2OMgOSP含量0.160.290.160.160.11 赤泥一方面是造成环境污染的工业垃圾，另一方面也有其资源性。通过对赤泥经过实验室实验证明，可以从赤泥中回收有价金属如Ca、Te、Ti等。本着减少固体废物的产生量和危害，充分合理利用固体废料并进行无害化处置的原则，对赤泥进行开发利用，可以有效的促进环境清洁化、节能减排及循环经济的发展。 2   强磁选矿提铁工艺技术的发展 赤泥中的铁基本上是以Fe2O3的形式存在，一般含量有10%—45%。赤泥中提取的铁粉直接作为炼铁原料含铁品位较低。有些国家先将赤泥预配烧后进入沸腾炉内，在温度下700—800摄氏度还原，使赤泥中的三氧化二铁转变成四氧化三铁。还原后再经冷却、粉碎后用湿式或干式磁选机分选，得到含铁62%—81%的磁性产品，铁回收率为83—93%，是一种高品位的炼铁精料。前苏联采用串联回转窑法从赤泥中炼制生铁，而我国平果铝直接采用高梯度磁选机全磁选工艺流程回收铁半工业实验取得成功。采用高梯度强磁性矿物选别工艺技术，并进行了多次室内小型试验后，取得了从赤泥中提取回收铁的经验和方法。并在平氧铝厂进行了从赤泥中提取铁的工业性试验，对赤泥矿浆在工艺过程中的浓度、粒级、铁品位等方面进行了研究和试验，取得了一定进展。 氧化铝赤泥主要成分组成及含量分析： 铁是赤泥中的主要成分，并以Fe2O3的形式存在，主要成分含量：TFe 20%—30%；Al2O3 12%—19%；SiO2 15%—25%；Na2O 5%—15%；CaO 3.1%—4.1%，其中的有价金属具有较高的回收价值。 氧化铝赤泥粒级组成及含量分析： 在氧化铝生产过程中产生的残留尾矿矿浆细度与粒级取决于铝土矿的磨矿细度，尾矿原矿桨粒级细度直接影响赤泥提铁工艺过程，对铁精粉品位有直接影响。下面对不同阶段的尾矿原矿浆粒级进行分析研究，对选矿工艺过程进行了不断优化和改进，见下表：矿样粒度 /目质量 /g质量比 /%品位 /%备注1#尾矿样+80 —80+120 —120+200 —200 总计49.5 34.2 39.7 726.77 850.175.82 4.02 4.67 85.49 10032.86 33.95 30.21 21.75 23.28（尾矿浓度42% —325目占50%）2#尾矿样+80 —80+120 —120+120 ——200 总计150.7 33.3 35.5 481 700.521.51 4.75 5.07 68.67 10036.37 35.16 30.01 22.57 26.51（尾矿浓度43.75% —325目占50%） 经过对尾矿原矿浆粒级粗略分析：粒级分布上—200目约75%；—80+200目约10%；+80目约15%；最大颗粒直径小于1mm.。 对尾矿原矿浆粒级组成进行了多次化验分析，—325目级别占总量的80%以上，赤泥粒级组成泥化含量较高。赤泥尾矿经过分级、细磨后全部进入磁选工序，在选别过程中，虽经调整，但是由于受泥化影响，铁精粉的品位仅达到36%—38，而且严重影响过滤效果，铁精粉含水量平均达到25.7%。 高梯度强磁矿物选别工艺流程 （1）赤泥提铁工艺过程。选厂赤泥提铁原料经铝厂排放管道泵送至选厂矿浆池，原矿浆稀释到设计浓度后，泵送至磨矿室进行分级、细磨，磨矿产品进入强磁机进行粗选，粗选尾矿再用强磁机进行扫选，两端精矿进入高效浓密机浓密，浓密后的产品进入过滤工序脱水，脱水后产品运转至精矿库。 (2)选厂对尾矿进行了半负荷、全负荷工业赤泥提铁试验，对工艺全过程各工序中生产参数、氧化铝赤泥原矿浆的含铁率在各工序中的含量进行了分析对比，对各工序中原矿浆的入料浓度分别进行了试验调整。重点对粗选、扫选生产过程中如何提高铁粉品位，对设备各种技术性能参数及工艺参数进行研究，见下表（表中数据均为百分比）：号原矿尾矿精粉精粉精粉精粉项目SiO2  Fe2O3  Al2O3SiO2  Fe2O3  Al2O3SiO2  Fe2O3  Al2O3水分铁回收率矿砂产率1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 平均值17.6     50     13.3 21.32    40.72  13.85 22.33    40.36  15.5 20.01    32.5   20.1 22.45    33.57  19.6 27.5     41.08  13 21.25    32.14  20.65 21.13    33.76  15.9 22.93    36.43  17.3 20.29    31.79  20.8 21.68    37.2   1729.66  35.36  14 25.09  31.45  20.4 19.81  37.86  18.75 25.33  28.25  20.3 28.7   25.18  18.9 32.06  25.43  19.9 22.69  28.93  20.9 22.21  27.5   21.75 25.33  26.007  21 27.86  23.57  23.2 25.9   29    19.99.05    56     9.5 10.35   58    10.8 7.14    56.05   8.4 12.12   59     12.8 8.68    60      9 7.5     58      9.4 8.81    59     11.1 11.33   60      8.7 9.33    61     10.5 10.57   62     10.2 9.48    58.91   10.424.4 28.6 22.9 23.5 23.5 27.6 26.8 24.4 28.8 28 25.850.63 0.5 0.41 0.19 0.23 0.39 0.17 0.32 0.49 0.41 0.370.48 0.23 0.14 0.11 0.18 0.41 0.08 0.17 0.29 0.21 0.23|    初次工业试验赤泥选铁全磁选工艺 通过全磁选工艺流程初次赤泥全磁选工业试验，铁精粉平均品位41%，而且在后期提高产量的情况下，铁精粉平均品位仅38%。产品含泥较多，直接影响精粉的过滤效果，精粉含水率平均为25.85%，没有达到流程的设计指标。 3    赤泥全磁选提铁工艺优化 经过初次赤泥全磁选选铁工业实验分析认为，赤泥粒级组成对磁选、过滤影响较大。为此，对进入粗选前布料器内的原料及扫选的尾矿进行了粒级分析，见下表： 通过对来料原矿浆粒级，分级细磨后矿浆粒级、扫选尾矿粒级分析化验，发现—325目微细颗粒占较大比例，影响SLon立环脉动高梯度强磁机的选别效果。将全磁选工艺进行了如下优化调整：粗细分级—抛细留粗—粗料细磨—强磁粗选—抛精留尾—粗尾再选—抛尾留精—精矿粗狂浓密—过滤脱水。 粒级 /目质量 /g质量比 /gTFe品位 /%备注布料器  +80 —80+120 —120+200 —200 总计90.0 50.0 40.5 290.2 470.719.12 10.62 8.6 61.65 100.0030.17 31.87 29.38 17.42  物料重量 浓度28.55%； 铁品位22.54%扫选尾矿+200 —200+325 —325 总计42.8 4.8 131.6 179.62.68 23.89 73.43 10020 19 17 18.6  物料重量 浓度12.69%； 铁品位18% 工艺优化后的效果 1.全磁选工艺优化调整 通过一个月的工业实验，产品铁精粉的选别指标见表（表中数据均为百分比）成分TFeSiO2FeOAl2O3Na2OCaO水分铁回收率含量41.239.480.3510.043.212.625.8537 2.旋流器分级抛细留粗优化 在磁选工艺中，由于部分矿浆泥化，使得矿浆的粘稠度增大，精矿产品中脉石矿物夹杂、包裹、吸附现象严重、降低了精矿浆质量，同时，增加了浓密机工作量，恶化了工作条件，使得颗粒在沉降过程中，速度过缓，并且，泥化的矿浆很难通过自然沉降使其下沉进行浓缩，这些都造成了矿浆返浆现象。 对超细泥化部分影响立环脉动高梯度强磁机的选别和铁精粉的过滤，对此进行了工序优化。磨前工序改为粗细分级—抛细留粗。将超细泥化部分直接进入尾矿池，不参加选别作业，粗粒级经细磨后进入下一道工序。 经过试生产，铁精粉的质量指标有了很大改善。其铁精粉的选别效果见下表（表中数据均为百分比）：成分TFeSiO2FeOAl2O3Na2OCaO水分铁回收率含量48100.3510.043.212.61837 工序优化后，经多次试生产试验，铁精粉的品位基本稳定在48%以上，最高可提高到52%，含水率稳定在18%以下，基本达到了工序优化的目的。 4   结论 (1)SLon立环脉动高梯度强磁机在赤泥提铁项目中选别效果比较好。该设备具有独特的磁介质结构，不易堵塞；依靠有效的脉动使颗粒选分过程中始终保持松散状态，能有效的消除非磁性颗粒的机械夹杂等现象，加之有效地调整液位、冲程、冲次、激磁电流等可操作性强的特点，选矿指标有了很大改善。最终铁精粉品位从38.00%提高到52%，提高了14个百分点。 (2)对尾矿原矿浆粒级组成进行了多次化验分析，赤泥粒级组成泥化部分含量较高。赤泥尾矿经过分级、细磨后全部进入磁选工艺，在选别过程中，虽经调整，但是由于受泥化影响，产品铁精粉的品位仅达到了36%—38%，而且严重影响产品过滤效果，产品铁精粉含水平均达到25.%，因而认为超细泥化部分直接影响立环脉动高梯度强磁机的选别效果，影响铁精粉的过滤效果。 (3)实施赤泥全磁选工艺优化后，理顺了设备流程、矿浆管线，使本来有害的尾矿成功的转化成了客观的经济效益，对赤泥废料合理利用并进行无害化处置具有特定的理论和实际意义。

1.电磁体系    电磁体系是本机的首要组成部分，用以发生本机分选区的强磁场，激磁线圈全机(11)在两个铁芯(13)上别离各装4个，选用四并二串接法(见图4)。激磁电流以在铁芯中激起的磁通经过极头(9)穿过分选空隙与另一组铁芯相通。线圈所发生的磁通互为串联，然后构或完好的主磁回路(见图5)。[next]     2.感应辊    感应辊为本机直接作业部件，是由26个成形齿盘及各种规格的齿间铝罩和中间盘所组成，与铁芯Ⅰ、Ⅱ构成主磁回路。    3.传动体系    此体系由两台JO2-61-6(n=970r/min, P=l0kW)三相异步电动机，经过三角皮带经减速别离传动左、右感应辊，在减速器与感应辊之间用十字滑块联轴器联合。    4.接矿斗    接矿斗是矿藏经过感应轴分选之后，接受和别离产品的容器，中部设分矿板，分矿板，分矿板顶边至轴心可调理，分矿板摇摆视点可在18°规模内依据需求调整。    5.冷却通风体系    此体系由离心通风机、风管及通风罩所组成，风机作业时，在风罩中构成必定风量、风压的气流，使密封于风罩内的激磁绕圈得到冷却。    6.机架    全机架由型钢焊接组成，上部由螺丝和基梁连接一同，是各体系承重部件。    粗粒度强磁选机在研发与出产进程中，有几个问题是值得参议的：    (1)首先是处理才能问题，为了尽量削减粗矿粒自身重力给磁选添加担负，一般都是选用上部给矿泥，因而要求给矿非常均匀有序，这将有利于分选作用和进步产值。为了探究设备的处理量潜力，以80-1型磁选机为例，从理论上核算其处理才能，80-1型磁选机的感应辊直径380mm，转速为35r/min。因而，可核算出其线速度为0.696m/s。假设给矿是抱负的均匀接连给矿，那么必将得到如表3所列的理论核算处理量。表3                    80-Ⅰ型磁选机理论核算的处理才能当选粒度/mm每颗矿石分量/g感应辊每小时运载的矿石数/颗选机最大理论处理量/(t·h-1)磁性矿藏非磁性矿藏磁性矿藏非磁性矿藏206.663.446.52×10643.4122.43155.222.428.69×10645.3621.03103.731.4913.03×10649.2519.4152.340.4726.06×10660.9812.25     依据出产实测的精、尾矿粒度组成与精、尾矿产率的份额核算，其理论产值应该是41.25~44.71 t/台时，而咱们出产实测仅为6.06t/台，与理论量相差数倍之多。应该说该设备的潜力还很大，关键是怎么再合理开发。    (2)其次是分选区磁场强度的散布特性问题，影响矿藏在分选区内的选别作用的要素许多，但分选区内的磁场强度散布状况是起决定性作用的要素。    矿藏在磁场区内所受的力可简化成如图6所示。    F为辊面法线方向的重力分力;gcosa为辊面法线方向的重力分力;gsina为辊面线切线重力分力；υ2/R为矿粒法线方向的离心力;a为轴面上矿粒方位的夹角。[next]    要使磁性矿藏牢牢地吸在感应辊上，有必要是磁力大于离心力和重力的合力。不然矿藏将会脱离辊面进入尾矿，达不到分选意图。矿藏进入分选磁场后除受图6所示的各要素影响外，还将遭到矿藏间的彼此干与，所以很难分析出运动进程中磁场中矿藏的运动轨道。但实践中，在感应辊处在停止状态下，即摩擦力为零，离心力也等于零时,可实测出不同粒级的磁性矿藏(硬锰矿)和非磁性矿藏脱离感应辊的方位和该点的磁场强度,见表4。表4                 实测出的磁场强度矿藏性质粒度/mm脱离时的视点脱离时的弧长/cm脱离点的磁场强度(H)/(A·m-1)磁性矿藏2055°18.2145001565°21.5121001078°25.812000581°28.211000非磁性矿藏　27°9′　 　     需求阐明，测验时所选用的矿藏是从出产现场上恣意选取的，有关数据是每颗粒矿藏经屡次测定的平均值，但丈量的手法仍是粗糙的，而现象对错常显着的。非磁性矿粒都在45°前脱离感应辊，而磁性矿粒则跟着其粒径(也可称质量)变小而脱离视点逐步加大。测验成果给工业出产断定了一个清晰的启示，当选矿藏粒度规模不宜太宽，不然别离的视点纷歧，易稠浊非磁性矿粒。一起在分选区内高磁场区应尽量上移，防止粗颗粒磁性矿藏因为磁力缺乏而过早地脱离辊面而与非磁性矿粒稠浊。    还要着重的一个问题是分隔板的形状与装置方位，矿藏在磁场中运动，因为其比磁化系数等要素不同而发生不同的运动轨道。分隔板则是区别磁性矿藏与非磁性矿藏的首要部件。分选的矿藏是由圆筒形感应辊带人磁场，脱离感应辊表面时是成抛物线轨道运动，它的初速是弧形，假如分隔板也做成弧形，从切线方向装置则能精确、有效地别离磁性矿藏与非磁性矿藏。其次，是分隔板必定要装置在感应辊与磁极头之间的下方，这时矿藏作业轨道已变形，重力已起主导作用。因而在笔直下降期分离隔，这样往往会形成密度较大的非磁性矿藏混入到磁性矿藏中。在出产实践中调查发现两种现象：一对错磁性矿藏在脱离感应辊表面后又碰撞到磁极头而反弹到磁性矿藏中；另一现象对错磁性矿藏下降时碰到分隔板顶端而又弹到磁性矿藏中，假如将分隔板升高，这样一方面可防止了反弹现象，并且也可补偿感应辊面上的磁场强度缺乏。粗粒强磁选分选氧化锰矿的作用见表5。表5                  粗粒强磁选分选氧化锰矿胡作用　当选粒度/mm原矿含锰/%精    矿尾矿含锰/%补白产率/%锰档次/%锰回收率/%平乐锰矿25～520.1357.8129.4684.627.79燕水矿区样，用CGD-38型磁选机荔浦锰矿20～525.9382.9329.6994.398.28用SGC-35型磁选 机大蒙锰矿20～519.1656.8630.991.73.69用SGC-35型磁选 机武宣锰矿20～522.3660.8130.683.219.8用SGC-35型磁选 机六座锰矿20～529.6185.0633.1295.159.61用SGC-35型磁选 机马山锰矿20～526.887.729.4496.347.99用SGC-35型磁选 机八一锰矿20～520.6868.227.390.856.06用80-1型磁选 机桃江锰矿20～618.8581.6921.1791.728.5用CGD-38型磁选 机 [next]    20世纪90年代国内掀起了一股用永磁磁选机替代电磁感应式磁选机的热潮。这首要是永磁材料由本来的氧体改善为钕铁硼体（也有称稀土型磁块），由长沙矿冶研究院、桂林天云选矿机械厂、柳州远健磁力设备制作厂研发的于式永磁强磁选机在湖南、广西、云南等地的锰矿山取得了推行，取得了必定的经济效益。分选的技能经济目标见表6。表6               大新锰矿中粗氧化锰矿永磁干选分选作用粒度品名 目标 项目产率/%锰档次/%锰回收率/%补白0～7mm精矿75.7933.4185.2选别方法:一粗一扫中矿9.931.6810.55算计85.933.2195.75尾矿14.318.824.25给矿10029.7210015～30mm精矿64.8335.170.41选别方法:一粗一扫中矿21.4231.6320.96算计86.2534.2491.37尾矿13.7520.368.63给矿10032.321007～15mm精矿65.8535.4369.4中矿19.1335.3320.1算计84.9835.4189.5尾矿15.0223.510.5给矿10033.62100     应该特别指出，选别粗颗粒矿石要点要考虑战胜粗颗粒自身较大的重力，因而选别粗颗粒矿石的强磁选机绝大部分都选用上部给矿方法，并且是在空气介质中进行，所以对当选的矿石含水有较严厉的要求，不然因为矿石间的潮湿而发生的毛细吸附现象将影响到磁力的分选作用。一起因为分选是在空气中进行，操作环境较差，要加通风除尘设备。    关于锰矿石而言，用粗粒级磁选进行预富集，具有宽广的开发远景，尤其是我国锰矿石均为贫、细、杂。因而预富集更是不行少的作业，应大力开发。    二、中颗粒的强磁选机    对中颗粒的含义，在锰矿石加工范畴中原指5~lmm等级，因为某些磁选机的分选磁场较高，也有把上限扩大到小于7mm。    处理中颗粒的强磁选机，根本上是下部给矿，湿式、电磁感应辊式强磁选机。我国最早在锰矿体系中使用由沈阳矿山制作厂引入前苏联的样机Gc-200强磁选机，该机最早在湘潭锰矿进行工业实验，但因当选粒度较小，磁场强度不高而未能取得推行。较老练并取得广泛推行使用的中颗粒强磁选机应该是由马鞍山研究院和八一锰矿一起研发的CS-1型电磁感应辊式强磁选机。该机于1978年由马鞍山矿山研究院供给规划图纸，八一锰矿进行制作，在研发进程中因某些缺点而进行屡次整改。1979年制成并投入长达两年的试作业，1982年5月经过冶金工业部安排的技能鉴定。    (1)CS-1型电磁感应辊式强磁选机研发是成功的，结构根本合理，作业平稳，作业牢靠，操作便利，简单保护整修。    (2)该机感应轴与轴头选取不同功能的材料，轴头与辊体连接方法选用组合结构，辊齿规划参数合理。因为采纳各项措施使该机漏磁削减，轴间磁场散布比较均匀，可选目标较好，为中颗粒贫氧化锰矿以及弱磁性矿石的选别开展了新机种。依据现在把握的材料标明，国内外尚无这种场强高、处理量大、选别粒度上限粗三结合的中粒级感应辊式强磁选设备，该机处于领先地位。[next]    CS-1型电磁感应辊式强磁选机结构见图7。分选进程暗示见图8。    输入本机给矿箱4的原矿石，应均匀地散布在给矿箱的长度上，给矿箱中有给料辊11。磁选机开动时，经过感应辊1的链传动带动给料辊旋转，此辊旋转时把原矿从给矿箱侧壁上的桃形孔拨出，沿溜板和波浪形板给入感应辊和磁极头(又称坐板)之间的分选空隙。在空隙中因为本机电极体系所形成的强磁场，使原矿分为两部分，即磁性部分(精矿)、非磁性部分(尾矿)。旋转的感应辊将精矿带入精矿箱12内，尾矿从分选区经过磁极头梳齿状的缺口流入尾矿箱13中。排放精矿和尾矿是经过出口断面可调的球形阀14来进行。    电磁体系与80-1型粗粒强磁机类似。    CS-1型强磁选机的技能功能如下。    感应辊：        直径  375 mm        数量  2个        转数  40，45，50r/min    处理量(与所选矿种及粒度有关)：6~l0t/h    磁场强度：当分选空隙14mm时最高可达1.8T    传动功率：26kW    激磁功率：5.5kW    冷却风机功率：0.34kW    激磁线圈答应温度：130℃    分选空隙：14~28mm间调整    最大零件分量：1.795t    机器分量：14.8t    机器外形尺寸(长x宽x高)：3250mmx2374mmx2277mm

磁选过程是在磁选机的磁场中，借助力与机械力对矿粒的作用而实现分选的。不同磁性的矿粒沿着不同的轨迹运动，从而分选为两种或几种单独的选矿产品。    回收到的磁性颗粒的运动轨迹，是由作用于磁性颗粒上的磁力与机械力的比值来决定，而无磁性矿粒的轨迹则由机械力决定。    为使磁选过程能正常进行，磁力应该大于机械力并克服运动着的磁性颗粒的惯性所需之力的合力，即:   FMQPH＞ΣFXlX+FXN     式中  FMQPH——作用于磁性矿粒上的磁力；          FXlX——与磁力方向相反的机械力；          FNH——磁性矿粒的惯性力，与运动速度有关。    物质按其磁性可分为两大类：反磁性物质与顺磁性物质。矿物从磁选的角度可按照比磁化系数的大小进行分类，一般可以分为四类。    (1)强磁性矿物：比磁化系数大于3000x10-6cm3/g,可用0.15T的弱磁场磁选机选出，如磁铁矿、赤铁矿、黑镁锰矿等。    (2)中磁性矿物：比磁化系数为600x10-6cm3/g~3000x10-6cm3/g,可用0.3~0.6T的中磁场磁选机回收，如假象赤铁矿等。    (3)弱磁性矿物：比磁化系数为15X10-6cm3/g~600x10-6cm3/g,需要用0.6~1.8T的强磁选机才能回收，如锰矿物、铁、钦、钨等。    (4)无磁性矿物：比磁化系数＜15x10-6cm3/g的物质，如白钨、锡石和非金属石英、方解石等。    弱磁性矿物的比磁化系数，可用图1的设备进行测定。    将磨至粒度小于0.2mm的矿物样品倒入小玻璃瓶中，后者吊在分析天平的一个秤盘上，先秤装有试样的玻璃瓶，然后秤装有标准样品的玻璃瓶，再将它们置于特殊电磁铁磁场的一定区域内，在电磁绕线圈中通以一定电流，并分别测定作用在样品上和标准样品上的磁引力。    被测试样品的比磁化系数可用下式计算：    式中  X——标准样品的比磁化系数,cm3/g;          F0——作用于标准样品上的引力，g;          Q0——标准样品的质量，g;          F1——作用于被试样品上引力，g;          Q1——被测试样品的质量，g.    在线圈中通以不同电流，测定三、四次，然后计算被测试样品的比磁化系数的平均值。标准样品一般采用焦磷酸锰，其比磁化系数为117x10-6cm3/g.[next]    在资料上查找，一般矿物的比磁化系数列于表1。表1               一般常见矿物的比磁化系数矿物粒度/m比磁化系数/(cm3·g-1)矿物颜色磁铁矿0.8320000×10-6　磁黄铁矿0.835400×10-6　钛铁矿0.83399×10-6黑云母铁矿1292×10-6暗赤式有光泽赤铁矿0.42290×10-6暗赤褐铁矿0.8380×10-6黄褐黄铁矿0.8347×10-6粉红水锰矿0.1381×10-6　黑水锰矿0.8328×10-6褐软锰矿0.8327×10-6　黑锰土0.8375×10-6暗赤褐锰矿0.83120×10-6　菱锰矿　50～250×10-6　黑锰矿　50～250×10-6　硅酸锰　＜15×10-6　偏锰酸矿　＜150×10-6　钨锰铁矿0.1366×10-6黑褐黑云母0.8340×10-6　菱铁矿0.8375×10-6　斑铜矿0.1314×10-6黑刚玉0.1310×10-6淡青色磷灰石0.1318×10-6白色石英0.1310×10-6　闪锌矿0.8390×10-7红褐萤石0.8348×10-7　石膏0.8343×10-7黄白菱镁矿0.8314×10-7灰色     根据前苏联选矿研究设计院资料，磁选机按照其给方式：上部给矿、下部给矿；选环境：干式、湿式；磁场产生方式：电磁感应，永磁块；处理矿石粒度：粗、中、细颗粒；磁选机：平环、立环、筒式、辊式、盘式、带式等又产生出种类繁多、各式各样的磁选机。锰矿石是属于弱磁性矿物，要用强磁场的磁选机才能分选，针对当前我国的锰矿石的磁选现状，为便于叙述，采用按给矿粒度粗细为序进行分类较为合适，现分述如下。[next]    一、粗颗粒强磁选机    按照锰矿行业的惯例，粗颗粒级别指矿石粒径大于5mm的矿石。    采用粗粒强磁选作为锰矿石的粗选作业是简单易行的有效措施。从20世纪70年代末我国开始试用ф380mmx400mm电磁感应辊式强磁选机，接着有沈阳矿山机器厂、长沙黑色金属矿山设计研究院、平乐锰矿、荔浦锰矿、桃江锰矿、八一锰矿、木圭锰矿等单位先后研制出不同型号的处理粗粒级矿的干式电磁感应辊式强磁选机。20世纪90年代又有长沙矿冶研究院、北京矿冶研究总院、桂林天云选矿机械厂、柳州远健磁设备制造厂先后研制了不同型号的永磁式的强磁选机，并在工业生产上获得应用。其中较主要的各种电磁与永磁磁选机的技术性能列于表2。要特别说明：某些性能参数，如分选区磁感应强度处理量等是由生产厂厂家说明书中提供，从各方面数据分析，可能与现场实测数据有较大差距。    80-1型粗粒上部给矿电磁感应双辊式强磁选机是1980年研制并投入生产，1982年通过冶金部组织技术鉴定的选机。[next]    80-1型强磁选机是集中了当时已研制成功并应用于工业生产的各种类型磁选机的特征，并针对粗粒锰矿分选的要求而研制的。它是利用不同矿石的比磁化系数差异而达到分选的目的。如图2所示。当矿物粒子从磁选机感应辊的磁场中经过，由于磁性矿粒与非磁性矿粒所受的磁力不同，产生不同的运动轨迹，从而使矿粒按矿物磁性不同分选为两种产品，由分矿器分别排出，达到分选目的。    磁选机的结构见图3，主机是由六个部分组成。

由于工业生产发展的需要，马鞍山矿山研究院近年来又先后研究开发出CS-2型DQC-1型,DQC-2型等系列磁选机及永磁机，龙头锰矿也制造出SHC-1型强磁选机在工业生产上应用，地矿部选矿设备研究院也设计出2CQGS-330x1600强磁选机，在湘潭锰矿试制成功，设备性能汇总见表7。    中颗粒磁选机在锰矿行业中应用十分广泛，选别效果汇总见表8。表8            中颗粒磁选机选别氧化锰矿石的技术指标矿样名称原矿锰品位/%精矿尾矿锰品位/%选别所用机型产率/%锰品位/%锰回收率/%土湖矿样28.8671.0436.0588.7411.22CS-1型(工业生产指标)八一矿样23.4581.727.3195.156.21CS-1型(工业生产指标)武鸣板苏32.5579.2637.5891.5113.32CS-1型(工业生产指标)平乐银岭23.9785.2227.1596.535.63DQC-1型(工业生产指标)大新下雷31.6230.5440.6539.2627.65CS-2型(工业生产指标)上林矿样32.3182.9135.6891.568.88SHP-1800型(试验指标)荔浦矿样28.4786.0431.8096.108.06SHP-1800型(试验指标)钦州大角24.390.7126.0097.067.71SHP-1800型(试验指标)马山矿样23.4875.9130.2497.772.71SHP-1800型(试验指标)龙头矿样17.5051.8128.7079.407.6SHP-1800型(试验指标)木圭矿样27.7489.6830.2197.676.26SHP-1800型(试验指标)     根据技术发展，市场上也出现众多的永磁系列强磁选机，但大多数是粗、中颗粒混合使用。因为制造成本低、重量轻，又全是干式入选，因此,得到中小企业，特别是个体零星加工点的欢迎。[next]    除上述提到的干式中颗粒磁选机有大量生产以外，柳州远健磁力设备制造厂研制出一种新型的湿式永磁强磁选机(见图9),该设备辊筒表面磁场达1.2T，重量轻，耗电省，选别中颗粒锰矿石效果良好。但由于是用辊体直接选别，因此磁性矿物的脱落较困难，曾采用高压水冲刷和用不锈钢圆筒刷强制擦落，效果都不十分理想，但其发展方向是正确的，如果能解决磁性矿物的脱落，其应用前景是无限的。    三、细颗粒强磁选机    粒度小于1mm的矿粒，对锰矿物而言，一般均称为细颗粒矿石，选别细颗粒，甚至微细颗粒的强磁选机类型很多，但选别细颗粒锰矿石的磁选机，在工业生产上获得应用的，目前仅有SHP系列强磁选机和盘式强磁选机两种。    湘潭锰矿在1989年即建成用SHP-1000型磁选机回收矿泥的生产流程(图10)。 [next]     兰桥锰矿、城口锰矿及遵义锰矿也先后用SHP系列磁选机进行强磁选作业，均获得较好的技术指标(表9)。表9                   SHP系列强磁选作业技术指标矿山名称 指标 项目精矿产率/%锰品位/%锰回收率/%备注原矿精矿尾矿兰桥锰矿85.5412.2641.127.3748.6用SHP-1000磁选机，入选粒度1～0mm城口锰矿146.1238.5141.3136.1174.59①SHP-700磁选机精选作业269.6135.9438.5130.0549.47②SHP-1000磁选机粗选遵义锰矿68.0820.1624.7210.3583.61用SHP-2000磁选机选碳酸锰矿石     SHP系列磁选机可以有效地用于锰矿物的分选作业，但锰矿物中往往含有不等量的铁磁性矿物，在分选过程中点板极易堵塞，因此必须增加脱除强磁性物质的措施，但“磁堵”现象而将已安装生产的SHP-700磁选机拆除。其次从湘潭、遵义等生产厂反映，对于粒度小0.03mm的锰矿泥用SHP系列回收效果不佳。因此他们增设旋流器预选脱泥，既可提高磁选机的台时处理量，又可减缓齿板堵塞，由于减少精矿泥质，过滤效果也得到改善。    SHP系列磁选机的设备性能见表10。表10       SHP系列磁选机的设备性能型号SHP-700转盘直径700mm转盘转速3～6r/min主传动电机JZT32-4功率3KW转速120～1200r/min磁场强度0～15000T奥斯特最大激磁功率11Kw线圈允许温升80℃给矿点数量4个处理能力4～6t/h给矿粒度上限0.9mm给矿矿浆浓度45%～50%中矿冲洗水压2～4kg/cm2精矿冲洗水压(常用)5kg/cm2精矿冲洗水压(备用)8～10kg/cm2最大部件重量＞120kg机重12532kg,326kg外形尺寸(长×宽×高)2940mm×1752mm×3205mm     盘式磁选机是干式选别，以往在钨锡分离方面应用较广，近十年来有个别小型企业主用于分选化工用的锰粉，入选粒度＜2mm，锰精矿含二氧化锰品位达60%以上，但尾矿品位高，生产效率低，还无法大规模推广应用。    对于微细颗粒的锰矿石磁选，目前有用高梯度磁选，振荡高梯度强磁选等探索试验，技术指标也不错，但鉴于锰矿石价格低廉，经济问题无法解决，因此只能停留在试验阶段，还没有在工业生产上应用的报导。

由于新型强磁选机不断研制成功，使得单独用磁选方法大规模处理弱磁性矿石，特别是氧化铁矿石成为可能。但是，在某些场合，磁选仍需与其他选矿方法联合，才能达到分选目的和要求。    琼斯湿式强磁选机已被大量用于氧化铁矿石的磁选。现在已有巴西、挪威、利比里亚、加拿大、西班牙、美国、瑞典等国家采用德国洪堡尔特DP317型琼斯磁选机分选氧化铁矿石。我国酒泉钢铁公司选矿厂、大冶铁矿选矿厂和海南铁矿选矿厂等采用我国制造的SHP型湿式强磁选机分选氧化铁矿石。    酒泉钢铁公司选矿厂采用两段连续磨矿、弱磁一强磁选流程处理0—10mm粉矿。粉矿经一段、二段磨矿和分级，用1.0m圆筒筛脱渣，1050mm×2100mm中磁磁选机选出强磁性矿物，其尾矿再用SHP3.2m双盘磁选机进行一次粗选、两次扫选，其流程见下图。 酒钢选矿厂强磁选流程图

1 磁滚筒 对于粒度较大的磁铁矿矿石的分选, 目前最常用的分选设备是磁滚筒 ( 全磁系称之为磁滑轮 ), 根据磁源的不同,磁滚筒可分为电磁和永磁两种。电磁磁滚筒是在线圈上加载电流来产生磁场, 优点是磁场强度可以根据需要进行调节, 缺点是长时间工作时容易发热, 磁场强度不高,且消耗一定的电能,生产成本亦较高。永磁磁滚筒采用永磁材料作为磁源来产生磁场, 具有性能稳定、 结构简单、 运行成本低等优点,现已逐步取代电磁磁滚筒并得以广泛应用。随着高性能钕铁硼磁性材料的不断发展, 永磁磁滚筒的表面磁场强度已达到 600 mT 以上。 根据“多碎少磨”的原则要求, 磁滚筒主要用于低品位铁矿石的细碎或磨矿前的预选作业, 分离出矿石中混入的围岩和脉石, 提高入选矿石的品位, 减少入磨矿量,降低能耗。由于预选处于流程的前段,矿石的粒度比较大, 经过一段破碎之后最大粒径可达 3 50 mm 以上, 待处理的矿石量巨大,且需要较高的磁场强度和磁场深度才能够满足生产需要, 大型化和高场强是磁滚筒今后的发展方向。目前, 北京矿冶研究总院已研制出 CT - 1424规格的大型磁滚筒, 滚筒直径 1 _x0002_ 4 m, 适用皮带宽度为 2 m, 皮带表面磁场强度 350 mT , 处理能力 2000 t /h 以上,用于鞍钢大孤山铁矿排岩系统中回收铁矿石。在生产过程中, 采用该超大磁滚筒进 行抛尾, 矿石品位从 11 %提高到 2 6 % 左右,使原不能入选的矿石得到回收,极大地提高了资源的利用率。 贫磁铁矿的干式预选可用于破碎段的各个作业。由于磁滚筒对矿石粒度的适应性较好, 可将颚破后的大块矿石直接入选,也可对细碎分级后粒度较小的矿石进行分选。在实际应用中, 为了达到更好的分选效果, 可以在细碎后再采用磁滚筒抛尾一次, 使入磨前的矿石品位进一步提高。近些年来,随着磁滚筒的大规模应用, 有力地促进了贫磁铁矿选矿工艺的发展, 降低了选矿成本, 提高了企业的经济效益。 2.箱体式干选机 对于经过细碎之后粒度较粗的铁矿石, 既可以采用磁滚筒进行分选, 也可以采用箱体式干式磁选机进行分选。采用箱体式干选, 可以减少粉尘的污染,而且占地面积较小。该类型的磁选机分选时, 矿石经振动给料器直接送到磁选机的磁筒上, 磁性矿物被磁场吸引, 在筒体的转动下被带入底部的精矿斗得到回收,废石等弱磁性物在惯性力作用下被筒体抛离。 该机的磁系结构有两种形式, 一种是沿圆周方向 N、 S 极交替排列, 这样可以使矿物在分选过程中发生多次翻转, 减少其中脉石矿物的夹杂,有利于精矿品位的提高, 适用于精选段作业; 另一种磁系结构是沿轴向 N、 S 极交替排列, 这种结构可以避免矿物在分选时多次翻转, 减少了磁性矿物的流失,有利于提高磁性矿物的回收率, 适用于粗选段作业。采用干式磁选机对磁铁矿进行分选作业时, 根据矿物磁性和粒度的不同选用相应的磁场强度, 粗选抛尾时磁场强度一般在300 mT 左右, 精选时磁选机磁场多在 150 ~ 200 mT 之间。另外, 筒体转速对于分选效果有重要影响, 干式磁选机需配备变频调速器,针对不同性质的矿物, 通过调整磁筒的转速,可以对精矿的产率和品位进行调节。

我国大冶式铁矿，属接触交代-热液铁矿床，其矿石为含铜磁铁矿石。该矿床原生矿石中的含铁矿物主要是磁铁矿，铜矿物主要是黄铜矿、硫和钴含量较高，且具有工业价值。脉石矿物为石英、绿泥石、绢云母、高岭土、方解石、白云石和普通角闪石等。脉石呈致密状构造，为磁铁矿的细粒和微细粒组成，颗粒间为非金属矿物所充填，黄铜矿颗粒和集合体的大小在0.2～0.001mm之间。    选别该类矿石采用下图所示的浮-磁联合流程，生产实践表明，采用该种流程不仅能保证铜精矿和铁精矿的质量和回收率，而且还能达到综合回收硫、钴的目的。当原矿品位为：45.75%Fe、0.492%Cu、2.112%S、0.021%Co时，可获得品位为58.1%Fe、回收率89.81%Fe的铁精矿，品位为18.37%Cu、回收率64.56%Cu的铜精矿，品位为33.25%S及0.24%Co、回收率26.80%Co的硫钴精矿。    该矿为了回收弱磁选尾矿中的菱铁矿，增设了湿式强磁选机，可获得品位43%Fe左右的强磁精矿，从而提高了铁的回收率。 含铜磁铁矿石选别流程

3月25日消息：7Mn15Cr2Al3V2WMo钢是一种高Mo-V系无磁钢。该钢在各种状态下都能保持稳定的奥氏体，具有非常低的磁导系数，高的硬度、强度，较好的耐磨性。由于高锰钢的冷作硬化现象，切削加工比较困难。采用高温退火工艺，可以改变碳化物的颗粒尺寸、形状与分布状态，从而明显地改善钢的切削性能。采用气体软氧化工艺，进一步提高钢的表面硬度，增加耐磨性，显著提高零件的使用寿命。该钢适于制造无磁模具、无磁轴承及其她要求在强磁场中不产生磁感应的结构零件。此外，由于此钢还具有高的高温强度和硬度，也可以用来制造在700℃～800℃以下使用的热作模具。特性：    在各种状态下都能保持稳定的奥氏体，且有非常低的磁导率，高的强度、硬度、耐磨性，但切削加工性差.    国内开发的无磁模具钢有18Mn12Cr18NiN（代号A18）、8Mn15Cr18（代号WCG）、50Wn18Cr4WN（简称50Mn）等。其中50Mn具有低磁导率（H≤1.1H/m），较高强度和良好的加工性能，经1020-1070℃（水冷）固溶处理后，硬度HRC30左右。    随着全球经济产业结构调整，制造业等传统工业由于欧美市场的日趋饱和，劳动成本逐年跳高，利润减少，重心向发展中国家转移。我国劳动力资源丰富、便宜，所以，中国的模具潜在市场很大，决定了中国必然将发展成为模具制造大国，在世界模具产值中，比例显著提高，模具钢的用量也在显著增加  (miki)