04月17日讯 钼丝主要是指线切开加工时带有高压电场接连移动以切开工件的一种由钼等宝贵金属制造而成的耗材，即线切开机床加工工件时接连移动的细金属丝叫做电极丝（也叫电极），它可以对工件进行脉冲火花放电蚀除、切开金属成型。钼丝还有其他许多的用处。下面小编带您一同了解钼丝的用处特色。用处 1.纯钼丝GMPM．一1用于绕丝芯线、支架、引出线、加热元件、钼箔带、线 钼丝的使用-快走丝机床 钼丝的使用-快走丝机床 切开、汽车零件喷涂等。 2.镧钼丝GMHI—M．一2用于绕丝芯线玻璃封接件、钼箔带、炉体加热材料、线切开高温构件等。 3.钇钼丝GMHYM．一3用于支架、引出线、电子管、栅极、炉体加热材料、高温构件。 4.线切开专用钼丝GMPM．一1，GMHI．M．一2用于各种有色金属、钢铁和磁性材料的切开加工。具有强度高、放电性能好、表面光洁度高、切开速度快、寿命长等特色。.

3月23日消息： 废钼丝因为单价比较高，在回收过程中比较容易出现假货、掺杂其它物质的现象，为了防止上当受骗，掌握废钼丝的鉴别方法是非常必要的，下面介绍几种鉴别真伪的方法。 　　1,因为钼丝溶点高，达2500多度，用手拉开（无须很紧）用火机燃烧，正常最少十几秒才可烧断，如果10秒内断掉基本上为假货。而且假货一般断掉的一瞬间带火星。 　　2,钼丝不上磁，用强磁吸也不吸磁。所以用磁铁吸钼丝，吸住的为假货。 　　3,钼丝打结拉紧，（不要拉断）再松开，会看见钼丝一条分开二条或以上。 　　4,一团钼丝放到煤气炉上烧，一分钟左右拿下来,钼丝很快氧化成蓝色。 　　5,一团钼丝，淋一些浓硝酸下去马上飘黄烟。（此方法请小心使用，因浓硝酸腐蚀性很强） 　　6、在卷成团的废钼丝中，如果感觉重量过重，可能掺杂铁块，拿起钼丝往地下摔，如果有硬物碰击地板的声音，即可能有铁块在中间。卷成团的钼丝，如果挤压弹性较差，中间可能有布块等，应拆开检查。 　　7、别外对废钼丝上有较多重油、机油等，应对重量打折。  (miki)

粗铂矿溶解后进行铂族金属别离的进程。粗铂矿指富砂铂矿和砂铂精矿，有的还混有锇铱矿或砂金，首要产于哥伦比亚、俄罗斯、加拿大、埃塞俄比亚、美国、印尼、塞拉利昂、南非等地，成分(质量分数w／％)为：铂30～85，铑痕量～2.5，钯痕量～2.0，铱微量～10，锇、钌微量～28，很多铁及少数铜、镍。历史上砂铂矿曾是铂的首要原料之一，但现已挨近采竭，20世纪80年代哥伦比亚的年产值仅约300kg，俄罗斯远东阿尔丹等地年产也仅约3t，其他产值缺乏100kg。成分杂乱的粗铂矿处理工艺由溶解，铂、钯、金提取，铑、铱、锇、钌提取三个阶段组成。 溶解 通常用溶解粗铂矿中的铂、钯、金，而使铑、铱、锇、钌保存于渣中。20世纪70年代以来也用水溶化、加过氧化氢或加来溶解粗铂矿。 铂、钯、金提取 溶液用蒸腾浓缩赶去硝酸后，用FeSO4、FeCl2或SO2复原沉积出金。沉积金后的母液用NH。Cl将铂沉积为(NH4)2PtCl6，沉积铂后的母液用NH40H使钯生成合作物，继而以酸化得Pd(NH3)2C12。 铑、铱、锇、钌提取 不溶渣加铅熔炼成贵铅，贵金属进入贵铅熔体。用硝酸溶解贵铅中的铅。硝酸不溶物先加熔融，然后用水浸出，浸出液用亚沉积铑。熔融后的不溶物用熔融，然后用水浸出，浸出液进行蒸馏，所得锇、钌吸收液别离送锇精粹和钌精粹。最终的不溶物经或氯化溶解后送铱精粹。 20世纪70年代以来粗铂矿和铂精矿的溶解液常用溶剂萃取法来提纯(见铂族金属革取别离)。

一些矿山或工厂生产的金、银产品，不是成品金和成品银，而是成色不高的粗金、粗银或未经分离金银的合质金。由于这些产品不在该单位进行提纯而直接销售，故需进行熔炼铸锭。 粗金、粗银和合质金的熔铸，都可参照上述成品金、银锭的熔铸方法进行。但由于这些半成品或中间产品含有较多的贱金属杂质，为了尽可能通过熔炼除去其中的大部分或一部分杂质，以提高金、银的含量，熔铸时应适当增加熔剂和氧化剂的加入量，熔炼时间也应适当延长，具体操作应视原料的不同成色增减。 粗金、合质金经氧化造渣并清除渣后，金属液面上一般不带燃烧木块除氧。它们冷凝时虽也有气体逸出，并可能在锭面上出现鼓泡，但不会因气体大量喷出而带走大量微细金属球，造成喷溅损失。浇铸时，为了隔离渣，也可在坩埚浇口处加一个小草把，以吸附液面余渣，并浇铸于经预热至100℃以上的水平铸铁模中。待锭冷凝后，将其倾于石棉板上，剔除飞边毛刺称量入库。由于粗金和合质金锭中还含有相当量的银及铜等贱金属，铸出的锭不必进行酸浸，以免影响外观。 粗银通常不含金或含金很低，浇铸前应向坩埚内金属液面上加入木块和草把，燃烧除去银液中溶解的部分氧，以免锭冷凝时大量气体逸出，造成银的喷溅损失。

从金的选矿可知，火法粗炼金的质料首要有以下五种：    （1）化金泥：是用锌粉或锌丝从化法提金含金贵液中置换金得到的一种富含金银的泥状沉淀物。化金泥经火法冶炼得到粗金。    （2）载金炭灰：一些矿浆或废液虽含金但档次很低，用活性炭收回经济上不合算，所以用煤焦炭吸附金。将吸附金的煤焦炭燃烧而得到的炭灰即叫载金炭灰。    （3）膏：是用混提金法得到的一种金合金。膏中除含金（一般为30%～40%）、外、有时还搀杂一些矿砂。    （4）重砂：又名毛金，是用重选法得到的富含金的物料。重砂中除含金外，首要还含有黄铁矿、钛铁矿、锆英石、石英等。    （5）含金钢棉：是电积法在阴极上的产品，含有钢棉残留物、铜、锌等杂质。

硫酸浸煮法精炼金是用浓硫酸在高温下进行长时间浸煮，使粗金中的银及铜等贱金属形成硫酸盐而被除去，以达到提纯金的目的。此法要求粗金中金的含量不大于33%，铅的含量不大于0.25%并尽可能的低。如果含铅高，产出的金中将含有大量铅杂质等。    此法操作步骤与硝酸法相似，有以下几个步骤：    （1）熔融：即将粗金熔融。    （2）泼珠：将熔融粗金缓缓倒入盛有冷水的容器内，制成星状、片状、雪花状的颗粒。    （3）酸浸：将泼出的珠放入带搅拌器的耐酸搪瓷反应罐或耐酸瓷槽中，按水：硝酸=5：1的配比缓慢加入硝酸进行酸浸。    （4）洗涤：酸浸完毕，将溶液冷却静置，沉渣（金渣）用70℃热水洗涤5~10次，溶液及洗液（合称浸液）合并一起去置换银。    （5）干燥：将金渣放在炉上烘干。    （6）铸锭：将烘干后的金渣配以10%碳酸钠、12%硼砂放入坩埚内熔炼铸锭。    （7）置换银：将浸液加入食盐生成氯化银，再加入锌或铁置换银。

自然界已发现的钨矿物约有20种，其中具有工业价值的为黑钨矿和白钨矿两种。钨矿石一般也分为黑钨矿类和白钨矿类。我国是世界上钨矿最丰富的国家，石英脉型钨矿占我国当前开采量的90%以上，钨矿物以黑钨矿为主，常含有白钨矿，另有锡石、辉钼矿、辉鉍矿、黄铜矿、黄铁矿、方铅矿、闪锌矿等金属矿物，非金属矿物以石英、长石、云母为主。    黑钨矿的主要选矿方法是重选，粗、中粒用跳汰机，细粒用摇床。在重选过程中，一些密度较高的矿物，如锡石、白钨矿和大多数的硫化矿，都伴随黑钨矿一道进入粗精矿中。因此，需要精选以提高钨精矿的品位，同时回收各种副产品。    黑钨矿属于弱磁性矿物，而锡石、白钨矿是非磁性矿物，因此，利用磁选法可将它们分开。下图是我国某钨矿精炼厂钨粗精矿磁选精选流程：分选前将物料用对辊机破碎到-3mm，筛分成0.83～3mm、0.2～0.83mm和0～0.2mm三级，分级磁选得到黑钨精矿。 某钨矿精炼厂钨粗精矿磁选精选流程     其中0.83～3mm的磁选尾矿，经对辊机破碎到1.17mm以下，使钨的连生体解离，再分级磁选，各粒级磁选作业的次数，视物料的性质而定。使用ø900mm单盘磁选机分选，磁场强度为955～1194kA/m。分选过程除可调整电流、电压、极距和给料粒度外，物料水分和铁污染的程度也会影响分选指标。磁选尾矿包含白钨矿、锡石和硫化矿，可用其他方法综合回收。    磁选分选结果见下表： 磁选分选结果产品名称产率品位/%回收率/%/%WO3SnSWO3Sn原矿10056.984.21　100100黑钨精矿70.270.930.130.4887.312.17中矿I2.3724.210.88　10.5中矿II1.934.23.88　1.141.75尾矿22.5220.82①17.469.028.2393.37破碎粉尘1.3244.872.4　1.040.75磁选粉尘0.6449.872.19　0.560.33风机粉尘0.7537.745.82　0.491.03铁屑0.1155.763.79　0.110.1片状钼矿0.1914.43②　　0.05　注：①白钨矿的品位为18.41%WO3;②筛分得出，含35.21%Mo。

一、粗炼直收率与回收率以及冰铜含铋与渣含铋。 直收率和回收率，是衡量工厂技术水平和经济效果的重要指标，主要决定于冰铜与渣的产量和冰铜含铋与渣含铋。烟尘由于返炉重炼，所以对直收率和回收率影响不大。在铋的火法粗炼中冰铜产出量大，约为渣量的一倍，而且冰铜含铋，约为渣含铋的一倍，故冰铜所带走的铋约为渣带走的铋的四倍。所以，提高直收率与回收率的重要途径，是控制冰铜产出量与降低冰铜含铋量。但是冰铜产出量常由炉料含硫量及加入铁屑量所决定，难以减少。所以，采取有效措施，降低冰铜含铋，是提高粗炼直收率与回收率的关键。当冰铜含铋过高时，常常不得不返炉重炼。 影响冰铜含铋与渣含铋因素很多，主要决定于配料比、熔炼温度、沉淀时间、操作制度等方面。 二、燃料消耗。 包括反射炉煤耗与转炉油耗。熔炼每吨粗铋所消耗的燃料，与炉子处理量、炉料含铋品位、炉料熔化温度、炉型及炉膛抽力，热利用率及余热利用等因素有关。当炉况正常时，主要影响因素是处理量与炉料品位。加大炉子处理量，提高炉料品位，对降低燃料消耗有利。 三、单位生产率。 是衡量炉子生产强度的指标。与炉料性质、配料比、炉温、炉况、操作质量等因素有关。为了提高炉子单位生产率，宜选用含铋高、含难熔组分低的原料，掌握最佳配料比，适当选择添加剂，保持高而稳定的炉温，避免生成炉结，要及时处理炉结，要求操作工严守操作规程。

锡精矿中伴生的铟在复原熔炼时，大约有65％蒸发进入烟尘，30％被复原进入粗锡。粗锡在结晶法除铅时，铟少数入精锡，绝大部分在焊锡内，有时焊锡含铟达0.02%～0.03％。焊锡电解精粹时，铟溶入电解液。电解液重复使用时，铟不断堆集，含铟可达0.3～0.5g/L或更多。云锡一冶用HCl-SnC12电解液电解焊锡时，阴极锡上夹藏的电解液在阴极板熔化初期的金属液面上构成一层淡黄色浓缩物，俗称“油头水”，可作为提铟质料。油头水的成分（g/L）为：280～430Sn, 1.5～4.0Pb，0. 4～0. 9Zn，9～13Fe，2~5In，0.1~0.3Cd。该厂选用P204萃取法从油头水中提铟，其流程见下图，操作数据如下： 图   P204萃取铟的流程     稀释与中和：    （1）将油头水加纯水稀释至含铟1g/L左右，在中和槽内加碳酸钠中和除锡，使锡成为氢氧化物沉积。    （2）中和进程操控PH＝2.5~4.0，可使溶液含锡削减至1g/L。    （3）过滤后的氢氧化锡滤渣可作提锡质料，滤液（中和液）送萃取铟。    铟的萃取：    （1）中和液加调Ph＝1~1.5，Cl-＝80g/L，用P204作萃取剂萃取铟。P204参加50%火油组成有机相。有机相与水相之比（体积比）为1：2，作南北极萃取。萃余液含铟可降至0.07~0.15g/L，大部分杂质（如铁）保留在萃余液中。    （2）含锢有机相参加氧化剂(H2O2），使Sn2+变为Sn2+而保留在有机相中，用6mo1/L反萃铟，作三级反萃取。反萃液含铟达40g/L,其间Sn：In= 1：500～2000。铟的提取率达90％以上。    （3）反萃铟后的有机相用8mo1/L洗刷去大部分锡，并使P204变为H+型，供回来萃取。有机相中少数铁可参加SnCl2溶液使Fe3+变为Fe2+以便于洗去；SnCl2参加量为含Sn0.1～0.3g/L。洗刷用的量为有机相体积的一半。    铟的收回：    （1）反萃液的酸度调至pH=3～4后，用铝板置换得海绵铟。    （2）用烧碱作掩盖剂，于380～400℃的温度下熔化海绵铟得粗铟（含90％～95％In）。    （3）粗铟在260～280℃的熔融状态下进行氯化除。参加的除剂为Zn：ZnCl2：NH4C1=100：15：5。    （4）除后的粗铟进行电解精粹，电流密度90～50A/m2，电解液pH=2～3，液温为常温，槽电压0.2～0.5V，同极距45mm。    （5）电解所得阴极铟进行真空蒸馏产出“五九”高纯铟。真空蒸馏的条件为：真空度13.332～1.333Pa，温度860～900℃。    锡的收回：    （1） “油头水”中和除锡产出的氢氧化锡滤渣，用烧碱和硝石熔融，产出锡酸钠。温度300～500℃，锡碱比为1：0.55～0.60，锡硝比为1：0.21～0.25。    （2）水浸得锡酸钠粗溶液。浸出时液固比为4：1，浸出液密度1.18～1.20g/cm3。    （3）浸出液用脱铅。用量(g)与溶液体积(ml)之比为1：3，温度80～85℃。    （4）脱铅后的锡酸钠溶液用锡片置换脱锑，温度为91～93℃。    （5）脱锑后的溶液进行浓缩。一次浓缩的母液比重大于35Be；二次浓缩的母液比重大于40Be。    （6）浓缩液冷却结晶所得的结晶体，经过滤后烘烤、粉磨得一、二级锡酸钠产品。    （7）油头水的归纳收回率：Sn高于98％，In高于80％。    还有报导，某厂粗锡在火法精粹时，铟在各种精粹浮渣中的分配数据（％）如下：含铁浮渣4.7，硫渣19.8，铝渣18.2，含铅浮渣44.0，精锡0.7，丢失12.6。标明很多铟会集在铅浮渣内，含量到达0. 19～0.20％。该厂将铅浮渣加锌处理后，铟进入氯化锌渣中，然后用水浸出以别离锌，滤渣含铟可达0.6%～0.8％，再用碱浸出使其间大部分铅、锌、锡进入溶液，而铟则以In (OH)3形状富集在浸出渣中，含铟增至2.8％。此渣在中溶解，用锡、锌置换可得含铟80％以上的粗铟，或用沉积法沉铟再熔炼成粗铟，粗铟经精粹而成纯铟。

铋的冶炼有必要阅历粗炼与精粹两个阶段.粗炼是将含铋质料经过火法或湿法的开始处理，产出中间产品粗;铋精粹是将粗铋进一步精粹，产出精铋.粗炼与精粹的办法许多，常依据质料不同而挑选不同的办法. 一、粗炼 1. 精矿的反射炉熔炼钮精矿与还原剂煤粉、置换剂铁屑、熔剂纯碱等配料混合后，参加反射炉混合熔炼，产出渣、冰铜与粗镶。 2.氧化渣的转炉熔炼将铅阳极泥还原熔炼产出的贵铅，装入分银炉吹炼，在氧化吹炼过程中产出的氧化钻渣，与黄铁矿配料，参加转炉熔炼，产出渣、冰铜与铅铭合金. 3.铅浮渣的碱性熔炼将火法精粹铅时产出的钙镁秘渣，与NaOH一道熔炼，产出铭铅合金. 4.浸出一沉积法将铜转炉烟尘氛化浸出，使韧进入溶液，随后可选用水解法或置换法，别离秘沉积，然后再熔铸成粗铋 二、精粹 1.火法精粹将粗w装入钢质精粹锅，经熔析精粹、氧化精粹、碱法精粹、加锌精粹、氛化精粹、终究精粹等工序，除掉其间的铜、砷、锑、锡、磅、银、铅、锌等杂质，产出精锡.   2.电解精粹粗韧经开始火法精粹后，铸成阳极板，选用氛盐溶液或盐溶液作电解液，产出电铃，再进一步火法精粹为精铋.

铋是粗锑中较常见的杂质之一，对锑的功能影响很大。在锑精粹标准中，要求铋含量低于0.005%。现有的粗锑火法精粹工艺中，前人没有针对粗锑脱铋进行专门研讨。锑的熔盐电解精粹阴极法能够较好地脱除铋，但因为其具有一些无法战胜的缺陷，如操作温度高、脱除的杂质种类少、电解槽结构杂乱、电解质的净化和循环使用难等，在工业上推行使用还需进一步改善。 粗锑水溶液电解精粹所选用的电解液系统分为碱性系统和酸性系统两大类。碱性系统首要是碳酸钠一系统和锑的硫化碱系统。因为碱性系统缺陷较多，如阴极只能得到海绵锑、堆积层薄、不能用于含贵金属粗锑的电解等，未能得到推行。现在，工业生产中首要选用－硫酸系统。酒石酸系统和柠檬酸系统因为报价昂贵，使用规模小。针对系统电解液再生困难，阴极易发生爆锑等缺陷，北京矿冶研讨总院在杂乱锑铅精矿矿浆电解进程中选用－氯化铵系统替代系统，较好地完成了锑铅别离，有用地避免了阴极上爆锑的生成。但该系统阳极易发生，对电解车间的环境晦气。 因为锑铋的标准电极电位附近，传统的水溶液电解精粹理论以为锑铋在电解中互相不容易彻底别离。因而，本文作者针对从铅阳极泥产出的金属锑具有含铅铋高、贵金属富集等特色，进行水溶液电解精粹除铋的实验研讨。在室温文高电流密度的条件下，选用H2SO4－NH4F－SbF3电解液系统，草酸以增加剂方式参加到电解液系统中，能够有用脱除杂质铋，取得的精锑到达国标一号。粗锑中As、Pb、Bi、Fe和Ag等杂质均能够有用被脱除，并经过阳极泥的处理得到收回。 一、实验 （一）粗锑阳极的成分分析 阳极选用云南蒙自某冶炼厂所产粗锑浇铸而成，质量为300g，首要成分见表1。 表1  锑阳极的化学分析成果（二）电解液组成 选用H2SO4－NH4F－SbF3电解液系统，电解液由蒸馏水制造，其成分见表2。 表2  电解液根本成分（三）仪器及试剂 仪器为：WYJ－1550型可调式直流稳压稳流电源，DT－1000型电子天平，C59－A型电流表，HH－6型数显恒温水浴锅，医用蒸馏水机，EPMA-100型扫描电子显微镜。 试剂为：三氧化二锑，硫酸，，，草酸等，均为分析纯。 （四）实验办法 电解作业在150mm×85mm×100mm聚氯乙烯原料的电解槽中进行，经过可调式直流稳压稳流电源和电流表操控电流密度，选用水浴锅恒温25℃。阳极选用粗锑板，用涤纶袋维护；阴极选用不锈钢板，有用尺度为45mm×60mm，用聚氯乙烯软质通明胶布封边。电流密度为400A／m2，异极距为50mm，电解24h后出槽。电解设备装置示意图如图1所示。图1  电解设备示意图 阴极锑电解24h后，剥板，破碎，研磨成－200目金属粉末。用2∶1及硝酸加热溶解粉末后，用酒石酸络合掩蔽锑，EDTA络合掩蔽其他金属离子，用2－（5－－2－偶氮）－5－二乙基（5－Br－PADAP）－Bi－NaOH极谱催化波系统直接测定其间的铋含量。电解后液中铋离子的浓度经过化学法分析测定。阳极泥用蒸馏水冲刷搜集，减压过滤后，滤饼在60℃干燥箱里烘干，研磨成粉末后选用化学法分析成分。 二、成果与评论 经过改动电解的温度、电流密度、增加剂浓度等要素，调查其对电解进程中铋散布的影响。依据粗锑中杂质的标准电极电位及其电化学行为，杂质可分为3类：（1）比锑的电性更正的杂质，首要是银和硫。因为粗锑中含有砷和硫，99%以上的银在电解进程中不溶解而转入阳极泥中。（2）电极电位与锑挨近的杂质，首要是铜，砷，铋。铜在粗锑中的含量很少，且电解液中存在NH4＋离子，构成的铜络合物更难在阴极放电分出；砷、铋与相应的增加剂构成溶解度很低的合作物，大部分留在阳极泥中。（3）负电性杂质，首要是铅和铁。铅与SO42－生成硫酸铅，从阳极上脱落到阳极泥中，然后下降阳极泥的电阻，有利于电解的进行；当电解液中的草酸坚持必定浓度时，90%左右的铁以Fe3（SO4）4·14H2O的形状进入阳极泥中，10%左右的铁进入电解液。 （一）温度对电解进程的影响 在无增加剂的条件下，坚持电解液的根本组分、电流密度及极距离不变，改动电解温度，改动规模为25～55℃，电解24h，调查温度的改动对杂质铋电化学行为的影响，成果如图2所示。图2  温度对杂质铋电化学行为的影响 从图2中能够看出，升高温度促进了酸对阳极泥的化学作用，阳极中的杂质铋很多溶解进入电解液中，其在阳极泥中富集的数量削减，在电解液中的含量升高，终究进入阴极锑，下降阴极锑的质量。 （二）电流密度对电解进程的影响 在未加增加剂的条件下，坚持电解液的根本组分、电解温度及极距离等条件不变，改动电流密度，改动规模为100～500A／m2，电解24h，调查电流密度的改动对杂质铋电化学行为的影响，成果如图3所示。图3  电流密度对杂质铋电化学行为的影响 由图3中能够看出，跟着电流密度的增大，铋进入阳极泥的含量升高，进入电解液的铋离子浓度下降，终究阴极锑的铋含量也大幅度下降。这可能是因为在高电流密度下，阳极中的砷和锑易被氧化成五价，此刻，铋将以难溶的铋和锑酸铋方式进入阳极泥。 （三）草酸增加量对电解进程的影响 1、草酸增加量对杂质铋电化学行为的影响 在25℃，电流密度为400A／m2，异极距为50mm的条件下，调查草酸增加量对杂质铋电化学行为的影响，成果如图4所示。图4  草酸增加量对杂质铋电化学行为的影响 由图4可知，跟着草酸浓度的升高，进入阳极泥的铋含量升高，电解液中的铋离子浓度下降，阴极的铋含量也下降。当草酸浓度大于5g∕L后，铋离子浓度改动趋势不显着。若电解液中草酸浓度过高，将导致草酸根离子在阴极放电，影响阴极堆积层的质量。 2、草酸对锑阴极堆积描摹的影响 当草酸作为除铋剂参加电解液时，微量的草酸也的阴极镀层电子探针图。从图5（a）和图6（a）能够看出，锑的晶体均呈三角棱锥结构，旁边面为高指数面且包括有台阶，电结晶按螺旋位错成长机理进行。图5（b）和图6（b）别离显现了三角棱锥旁边面台阶的形状。增加草酸取得的锑镀层，其三角棱锥旁边面的微观台阶密度显着比纯电解液锑镀层的小，但台阶面可观察到显着的波纹状微观台阶。这可能是因为增加了草酸后，阴极上杂质金属原子削减，微观台阶难靠拢成为微观台阶的原因。若向电解液中增加10g∕L草酸会引起阴极锑堆积描摹的纤细改动，但不影响电解的顺利进行。归纳考虑各方面要素，以为适宜的草酸增加量为10g∕L。图5  纯电解液阴极锑板电子探针图图6  增加10g∕L草酸阴极锑板电子探针图 三、定论 （一）高的电流密度和低的电解温度有利于杂质铋的脱除。 （二）若向电解液中增加10g∕L草酸，铋会以难溶金属络合物形状进入阳极泥，阴极锑中铋的含量下降到0.005%以下。 （三）阴极镀层的SEM图标明，锑电结晶按螺旋位错成长机理进行，其晶体呈三角棱锥结构，旁边面为高指数面且包括有台阶。增加草酸对阴极锑堆积描摹有纤细影响，但不影响电解的顺利进行。

电解前先将金质料熔铸成粗金阳极板。当质料为合质金或其他含银高的质料时，应在熔铸前先用电解法或其他办法别离银。粗金阳极板的熔铸一般在石墨坩埚内于柴油地炉中进行。地炉和坩埚容量的巨细，视生产规模而定，一般常用60～100号坩埚。如用100号坩埚，则每锅熔炼粗金75～100kg。为进步阳极板的纯度，需往质料中参加少数硼砂和硝石，在1200～1300℃熔化造渣1～2h。质料熔化后，还可依据造渣状况参加少数硝石等氧化剂进行造渣。过程中因为激烈的氧化和碱性炉渣的浸蚀，坩埚液面的部位常会遭到严峻腐蚀，乃至被烧穿。为此，可视坩埚状况参加适量洁净枯燥的碎玻璃，用以中和碱渣来维护坩埚，并吸附液面的渣。熔炼造渣完成后，用铁质东西铲除液面浮渣，取出坩埚，浇铸于经预热的模内。浇铸时不要把阳极模子夹得太紧，避免阳极板在冷凝时开裂。因为金阳极小，冷凝速度快，故除要烤热模子外，浇铸的速度亦要快。阳极板的规格各厂纷歧，在某些工厂为1.60mm×90mm×厚10mm，每块重3～3.5kg，含金在90%以上。待阳极板冷凝后，撬开模子，趁热将板置于5%左右的稀液中浸泡20～30min，除掉表面杂质，洗净凉干送金电解提纯。

由化金泥取得的粗金，含金量可达15～37%，最高也不超越50%。膏蒸馏后炼出的粗金含金在50～70%左右。重砂炼得的粗金含金量可达80～92%。由于粗金中含杂质较多，因而需求进一步精粹。    精粹办法有：    1.火法精粹，将鼓入熔融金液中，使银及其它金属变成氯化物而除掉。因而办法产品质量不稳定，劳动条件又差，所以现在已很少运用。    2.化学精粹法：这是一种广泛应用的办法。其中有硝酸法、硫酸法、法等三种办法。产品中的金含量可达98～99.9%。    3.电解精粹法，此法分两步进行，第一步是银电解，第二步是金电解精粹。此办法产品中含金高达99.99%。

二次沉钴得到的氢氧化钴含水约50%，配入少数石油焦，在反射炉中烧结成多孔氧化钴团块，然后与脱硫剂CaO、复原剂（石油焦）及造渣剂SiO2一同装入电炉，在高温下熔炼，插湿木进行复原和拌和，使氧化钴复原成金属钴，并脱去杂质，浇铸得到含钴超越95%的粗钴阳极板，用于钴的电解精粹。 反射炉煅烧的意图有3个： （一）使氢氧化钴脱水、分化，转变为氧化钴，并烧结成多孔的团块； （二）参加石油焦，使氧化钴半复原； （三）脱除部分硫。 反射炉可用煤、煤气、液化、天然气或重油作燃料。金川公司用重油作燃料，选用低压喷嘴，具有能耗低、雾化好的特色。进料配比为石油焦∶水＝100∶8，与氢氧化钴一同在拌和机内拌和均匀后参加炉内，炉温操控在1000～1100℃。 反射炉产出的氧化钴含钴76%左右，按要求配比：氧化钴∶石油焦∶石灰石＝100∶（8～9）∶（5～7）配料后装入电炉，物料表面铺少数粗钴残极，以利于起弧熔炼。炉料熔化后，操控炉温在1550～1650℃，经造渣、扒渣操作，提温浇铸成阳极板。金川公司的阳极板规格为530mm×230mm×40mm。粗钴阳极板的化学成分为Co＞95%、Ni＜0.45%、Cu＜0.65%、Fe＜1%、Pb＜0.003%、Zn＜0.002%、S＜0.6%、C＜0.05%。

铋的火法粗炼的添加剂，有铁屑、煤粉、纯碱、萤石粉、黄铁矿等。粗炼时添加剂的投入种类与投入量，必须适当，过多过少，都会造成不利影响。这就要求运用实际生产经验，根据生产情况及时判断调整，并且还必须进行必要的配料计算。 冶金炉熔炼的热工过程是复杂的、多相的、综合的热力学反应，影响各种添加剂配入量的因素很多，各种物料在冶炼过程的行为与状态，也与理论上的理想状态有很大出入，所以，配料计算只能考虑主要因素，进行简略运算，力求使配料计算简化，迅速、准确、提供生产时作配料的依据。 下面举一个配料计算的实例。 一、精矿及氧化铋渣合理成分计算。 混合铋精矿成分（%）：Bi 27.62、Pb 6.07、Fe 18.57、S 25.29、SiO2 9.3、Al2O3 2.0、Cu 2.8、As 0.29、CaO＋MgO 3.0、其它1.85。（见表1） 表1  铋精矿的物相组成（%）氧化铋渣成分（%）：Bi 51.73、Pb 19.28、Cu 8.35、Ag 1.50、As 2.5、Sb 4.1、Fe 0.65、Te 1.05、SiO2 3.1 （CaO＋MgO）2.15、其它5.54。（见表2） 表2  氧化铋渣物相组成（%）将铋精矿与氧化铋渣以重量1∶1混合配料，取混合料100千克进行计算：（见表3） 表3  混合料的物相组成（%）二、物料中各成分在产物中的分配。 根据第三节中叙述的各组分在粗炼时的行为，选取物料中各成分在产物中的分配百分比列于表4。 表4  物料中各成分在产物中分配比（%）三、产物成分和数量的计算。 见表5。 表5  产物的成分和数量四、添加剂数量的计算 （一）铁屑加入量的计算。冰铜小含硫12.825千克，其形态主要为FeS、PbS、Cu2S，其中： 以FeS形态存在的硫量：以Cu2S形态存在的硫量：以PbS形态存在的硫量：合计为3.714＋1.306＋1.215＝6.235干克 冰铜实际含硫量12.825千克，则需配入铁量为：取铁屑含铁95%，则所需铁屑量为：（二）煤粉加入量的计算。混合料中以Bi2O3形态存在之铋量为25.865干克；以PbO形态存在之铅量为9.64千克;以Cu2O形态存在之铜量为4.175千克；以Sb2O3形态存在之锑量为2.05千克。根据物料中各成分在粗铋中船分配比例，并换算成为所需的碳量： 入粗铋的Bi2O3中的铋还原所需碳量：   还原入粗铋的PbO中的铅所需碳量：还原入粗铋的Cu2O中的铜所需碳量：还原入粗铋的Sb2O5中的锑所需碳量：合计为：0.854＋0.089＋0.01＋0.202＝1.155（千克） 取煤粉含碳75%，考虑到不完全燃烧与保持炉内弱还原性气氛，取过剩系数为1.3，需要碳量：故煤粉投入量约为原料重量的2%。 （三）纯碱加入量计算。纯碱的主要作用是造渣，包括两方面反应：一方面是与SiO2造渣：所需纯碱量为：一方面是使FeS氧化为FeO入渣： FeS＋Na2CO3＝Na2S＋FeO＋CO2 所需纯碱量为：合计为：9.125＋5.273＝14.4（千克） （四）萤石加入量计算。萤石加入后参与造渣反应，能降低炉渣的熔点和粘度，改善渣的流动性。由于萤石参与造渣的机理十分复杂，这方面研究得还很不够，无法用简单的反应式表示，所以对萤石用量也无法进行计算。 图1介绍往渣中加入CaF2时粘度的变化情况。图1  与CaF2含量有关的炉渣等温线 由图1可见，在熔炼温度范围（1150～1250℃）内，加入3%的CaF2时对精度降低影响显著，超过5%时则影响不大，这与生产实践中萤石粉加入量控制在渣量的3%～5%十分吻合。现取值4%。 根据以上计算，作出物料平衡表于表6。 表6  熔炼物料平衡表（千克）五、熔炼物料平衡表。 见表6。 由于上述配料计算较复杂，生产实践中，常凭经验或经验公式计算。下面介绍一组计算添加剂量的经验公式。 铁屑加入量＝2×∑S－∑Fe 式中∑S－炉料含硫总量；     ∑Fe－炉料含铁总量。 纯碱加入量＝炉料重量的7%～12% 煤粉加入量＝炉料重量的2% 萤石粉加入量＝炉料重量的3%～5%

做钌精制技能时，为该公司拟定钌精粹程序，其中粗钌熔融的操作颇具危险性，又加该公司曾经就因碱熔融粗钌引起过触目惊心的爆破，所以对碱熔有所忌婵，为避免该类事再次发生自己拟定了严厉的熔融程序并做了2000克粗钌的熔融演示。 办法如下： 1)将100目左右的粗钌用水湿润，在钢板槽内摊开。厚度1公分左右， 2)先加按量的5分之1烧碱混匀，再加按量3分之2再混匀，然后参加剩下五分之三的烧碱和悉数的混匀。 3)将剩下烧碱放入铁坩埚使其在炉上熔融后，将拌和均匀的料渐渐参加，每加少数使其熔融成液体后搅动时感觉无结块时再加少数，直到料悉数加完后进步火温到700度左右坚持3小时 4)调查熔体通红透亮无杂色时封闭火炉，冷却进入后续程序。

钽铁矿－铌铁矿粗精矿一般组成杂乱，分选困难，常常需求选用磁选、重选、浮游重选，浮选、电选、化学处理等办法中一至二种或多种办法组合。特别是钽铁矿、铌铁矿与某些难选矿藏的别离，更需选用多种选别办法组合。如钽铁矿－铌铁矿与石榴石、电气石别离，一般选用磁选、电选或浮选。       磁选别离       它们的比磁化系数：钽铁矿为2.4×10－5厘米3/克，铌铁矿为2.5×10－5厘米3/克，铌铁矿为2.5×10－5厘米3/克，褐钇铌矿为5.8××10－5厘米3/克，石榴石和电气石则随其铁的含量而改变，石榴石当Fe2O3含量由7％增到25％时，其比磁化系数则由11×10－6厘米/克添加到124×10－6厘米/克（添加11倍），电气石当Fe2O3含量由0.3％添加到13.8％时，其比磁化系数则则由11×10－6厘米3/克添加到124×10－6厘米3/克（添加11倍）。为了进步矿藏在磁场中别离的选择性，一般先用酸（固∶液＝1∶5）作短时间（5～15分钟）处理，以铲除矿藏表面铁质，然后在不同强度的磁场中别离出石榴石和电气石，可获得钽铌精矿。       电选别离       先将物料进行窄等级筛分分级，然后别离加温，在复合电场中进行电选：大于0.2毫米粒级一般选用低电压（20～35千伏）、大极距（80～100毫米）、慢转速（低离心力）（辊筒或鼓转数为33～38转/分）。－0.2～＋0.08毫米粒级一般用高电压（35～45千伏）、小极距（50～80毫米）、快转速（高离心力）（辊筒转数为70～118转/分）。可将钽铁矿－铌铁矿与石榴石别离。       浮选别离       用十六烷基磺酸钠作捕收剂，氟化合物作调整剂，呆将铌铁矿与石榴石别离。       钽铌铁矿与独居石别离       粗粒级一般选用电选：细粒级（－0.075毫米）用油酸或米糖油作捕收剂，碳酸钠（Na2CO3）作调整剂，硅酸钠（Na2SiO3）,（Na2S）作抑制剂（Na2SiO3∶Na2S＝3∶1），在pH9的条件下浮出独居石，可使铁钽矿（铌铁矿）与独居石别离。       细晶石与锡石别离       粗粒级一般选用静电选（电压16千伏）；细粒级先用2％的处理15分钟，然后用烷基硫酸钠（600克/吨）作捕收剂，用钠（Na2SiF6）作抑制剂，在pH2～2.3的条件下浮出锡石，可使细晶石与锡石别离。       钽铌铁矿与磁性锡石别离       粗粒级一般选用风力摇床分选；细粒级，我国广州有色金属研讨院研讨拟定氧化焙烧（800～900℃）磁选新工艺，能很好地别离出钽铌铁矿、钽金红石和锡石。       钽铌铁矿与黑钨矿别离       一般选用水冶。首先将物料磨至－0.04毫米，加碳酸钠（Na2CO3）焙烧（800℃），或在常压下用浓碱煮，过滤后滤渣用HCl（5％）分化，可获得人工钽铌精矿。滤液为钨酸钠溶液，通过调酸（pH2～2.5），萃取、中和、结晶等工序，可获得氧化钨（WO3）产品。       铌铁矿与锆英石别离       可选用磁选或浮选。浮选可用油酸钠作捕收剂，氯化铅、水玻璃和氯化铅、草酸作调整剂，能将铌铁矿与锆英石别离。

含铋、铅高的粗锡用硫酸-磺酸-硫酸亚锡溶液电解精粹所产的阳极泥中，锡、铅、铜、锑首要呈硫酸盐及金属形状。处理时有将阳极泥进行氧化焙烧，使锡成为不溶于酸的SnO2，而铜则成为易溶于酸的CuO，然后用稀硫酸浸出铜，随后用浸出铋，残存的渣则还原熔炼成铅锡合金。其工艺流程见下图。     阳极泥中假如铜、锑高则可考虑以轴承合金作为收回铜、锑的产品。有的则用NaOH和NaNO3同阳极泥混合后在450～500℃下进行碱性熔炼，使锡转变为锡酸钠，然后用湿法工艺提纯，制成锡酸钠产品。  图  粗锡电解阳极泥处理流程

线切开加工大厚度“紫铜件”切切断丝的处理办法： 因为紫铜件不同于其它钢材料，当厚度超越50mm时，操作者如仍按加工钢材料工件时运用的电参数来加工，就会发作切开速度慢、电流不稳定、短路频频、断丝等现象。要正常加工采纳的相应措施主要有： （1）不能运用现已用过较长时刻的乳化液，尽量运用新乳化液。而且最好选用佳润－3、佳润－4、南光-Ｉ工作液。因为铜材料粘，旧乳化液中的杂质较难冲掉，还会使紫铜加工时的导电功能受到影响。运用新乳化液就能防止以上现象的发作。而且上述引荐的工作液因为电解性较好，切缝较宽，能够改进切缝中的排屑情况。一起选用较高的走丝速度有利排屑。 （2）消除电流短路现象，当紫铜夹杂物出现在切开线路中时，加工电流稳定性就会受到影响，使短路现象常常发作，如不正确处理会断丝。选用大电流大脉宽加工的办法，使功率增强。靠脉冲的能量击穿比较小的夹杂物，可使加工正常进行。此刻,应特别留意脉间也要增大,使停歇时刻增加。一起大脉宽可确保放电能量不会因紫铜的杰出传热性而会损耗掉。 （3）留意装卡方向。应该把切开道路最短的一面装卡在第三向限，也就是Ｘ负方向，使钼丝尽量少走Ｘ负方向，这样能够削减断丝几率。 （4）停止工作时，用火油把丝筒上的丝清洗一遍，使反沾在钼丝上紫铜沫很多削减，等下次开机持续运用时，作用就会更好。 (miki)

粗晶缺陷是铝合金模锻件常见缺陷之一，它降低锻件的强度。在锻件中的粗晶组织以及由粗晶组织向细晶组织急剧变化的过渡区，锻件的疲劳强度降低[1-2]。本文主要讨论在铝合金模锻件生产过程中避免和减少粗晶缺陷的措施。　　　　1粗晶出现机制　　　　金属经过塑性变形后自由能提高，组织处于不稳定状态，当将其加热到适当温度时重新形成晶核并长大，由新晶粒构成的显微组织叫做再结晶。再结晶之后一般可得到细而均匀的等轴晶粒，但是如果加热温度正利于晶粒长大或加热保温时间过长，再结晶晶粒会长大成为粗大晶粒[3-4]。晶粒长大的过程可以分为两种类型：一种是逐渐地长大，表现为各个晶粒之间的相对大小基本接近；另一种是反常的长大，表现为各个晶粒之间的相对大小极为悬殊，有的晶粒长得非常粗大。在铝合金模锻件粗晶缺陷废品中，出现再结晶晶粒反常长大的几率要较大。　　　　2避免或减少模锻件的粗晶缺陷　　　　铝合合金模锻件的粗晶缺陷与锻件的材质、锻造工艺参数、锻件形状、模具温度、热处理工艺参数等有关。　　　　2.1锻件的材质　　　　制造模锻件的铝合得奖号不同，其产品出现粗晶的几率有很大差别。铝-锌-镁-铜系合金的锻件较少出现粗晶缺陷，而铝-铜-镁系、铝-镁-硅系合金，锻件出现粗晶缺陷的几率相对较多。　　　　2.2锻造工艺参数和模具温度　　　　(1)选择合理的终锻温度　　　　终锻温度过低则锻件很容易出现粗晶，特别是铝-铜-镁系、铝-镁-硅系合金一定要严格控制终锻温度，如2A11(LY11)合金桨叶模锻件终锻温度必须高于390℃，否则很容易出现粗晶。锻件的材质不同对终锻温度的要求也不同，但所有的铝合金模锻件均要求其终锻温度不低于370℃。　　　　（2）模具预热温度不宜过低　　　　模具温度过低会加速型腔内金属冷却速度，从而使金属的变形温度过低，令金属难以充满型腔且可能在锻件表面形成粗晶。模具的预热温度与锻件的形状和铝合得奖号等因素有关，一般要求控制在300℃～400℃。　　　　（3）变形程度不宜过小　　　　尤其是较后一火的变形程度不宜过小，若变形程度很小，再结晶晶核较少，孕育期又很长，模锻件再次加热（或热处理）后将会形成粗大的晶粒。如果变形程度小到临界变形程度（大约3％～15％左右）的范围内，再结晶晶粒会急剧长大，使锻件会出现粗晶缺陷。在生产中要严格控制模锻件的模锻火次及每火压下量，避免因为模锻火次过多，一次压下量过小而使锻件处于临界变形状态。在保证金属能较终充满模具型腔及低倍流线要求的情况下，尽量减少模锻火次。形状简单易于成形的锻件可以一火成形，形状复杂不易成形的锻件模锻火次尽量不要超过3次。　　　　（4）毛料余量不宜过大　　　　尤其是对于带高筋的锻件，如果当金属已充满型腔后仍剩有多余金属，上下模若继续靠拢，腹板处的多余金属就会沿着筋条根部以较近的路线直接流入毛边槽，可能使此处因变形量过大而出现局部粗晶。　　　　2.3热处理参数的选择　　　　热处理时淬火温度过高、保温时间过长都容易使铝合金锻件出现粗晶。特别是对于铝-镁-硅系、铝-铜-镁系合金一定要严格控制淬火温度及保温时间。

火法粗炼的产出物，包含粗铋、冰铜、炉渣、烟尘与烟气。 一、粗铋 粗铋是火法粗炼的首要产品，除含生成分金属铋外，还含有一些杂质，如铅、铜、银、砷、锑、碲、铁等，这些杂质的含量，随炼铋炉料的不同而动摇很大。表1列出了粗铋的化学成分。 表1  粗铋的化学成分（%）从表1可见，铅是粗铋中的首要杂质金属，这是因为提铋原猜中含铅高，在粗炼进程中又没有除铅工序所造成的。有的工厂为了除铅，在炉猜中配入1%～2%的食盐，但脱铅效果并不显着，而且使部分铋氯化蒸发，然后影响铋的熔炼直收率。而且，铅复原入粗铋虽下降了粗铋的档次，却有利于在精粹阶段收回铅。 粗铋档次的凹凸，首要决定于炉料含铅量，炉料含铅高则粗铋主成分低，炉料含铅低则粗铋主成分高。一般从有利于铋的精粹操作，又有利于铅的收回考虑，要求粗铋档次操控含铋80%左右，粗铋中铋与铅高于95%。 二、冰铜 火法粗炼产出的铋冰铜，由金属硫化物组成，其间也溶解了少数金属铅与银。首要的金属硫化物为硫化亚铁，、硫化亚铜、硫化铅等。 造冰铜的意图有二：一是使铋精矿中的硫与铁屑反响生成FeS进入冰铜，而使铋复原为金属进入粗铋，然后到达硫与铋别离的意图；二是使氧化铋渣中的铜与参加之黄铁矿反响，生成Cu2S进入冰铜，而使Bi2O3复原为金属进入粗铋，到达铜与铋别离的意图。 铋冰铜的化学成分列于表2。 表2  铋冰铜的化学成分（%）表2中，铋冰铜中含硫15%～30%，铁15%～35%，铜5%～30%，三者是构成冰铜的首要成分，所以研讨铋冰铜的性质，可参阅Cu－Fe－S三元系状况图（图1）。图1  Cu－Fe－S三元系状况图 从图1可见，在图右侧的冰铜熔体存在区域较狭隘，在Cu2S一端为富冰铜区，在FeS一端为贫冰铜区。因为铋冰铜含铜动摇在5%～15%左右，最高含铜不超越35%，所以属贫冰铜区。在熔炼温度下，若冰铜含硫量下降，则贫冰铜将进入固－液两相平衡区，分出金属铁的固熔体堆积于炉底，构成炉底结，会使炉况恶化。跟着温度升高，冰铜熔体区将由狭变宽，而金属熔体与冰铜熔体共存液相分层区将变窄，也就是说，冰铜对铁的溶解度变大，不易分出金属铁的固熔体。所以，升高炉温可防止积铁发作。 依据Cu－Fe－S三元状况图，可开端挑选冰铜的熔点与成分。 铋冰铜的熔点挑选在850～1050℃之间较好。PbS和Na2S会使冰铜熔点下降，而Fe3O4和ZnS会使冰铜熔点升高。 冰铜的密度取决于其间各种金属硫化物的含量，可运用加和法近似核算。 表3列举了冰铜中有关的金属硫化物的密度。 表3  金属硫化物的密度（克／厘米3）以表3所列冰铜成分为例，取Cu 10%、Fe 30%、S 33%、Pb 5%核算铋冰铜的密度，先换算成金属硫化物并使其总和为100%，则得Cu2S 32.2%、FeS 60.4%、PbS 7.4%，核算冰铜的密度ρM：铋冰钢的密度，一般挑选在4.5～6之间，Na2S量添加时，铋冰铜的密度下降，PbS量添加时，铋冰铜的密度升高。 混合熔炼中铋冰铜产出量多，一般为投入炉料总量的一半。这是因为铋精矿中首要为硫化矿，并存在单体硫。因为含硫高，置换硫所用的铁屑耗量大，生成的硫化亚铁多，故冰铜量大。所以，下降冰铜含铋，削减从冰铜中带走的铋量，是进步铋的火法粗炼直收率的首要途径。 因为FeS和Cu2S都是贵金属的杰出捕集剂，所以铋冰钢中溶解了必定数量的银，炉猜中的银约有25%乃至50%进入冰铜，所以，冰铜的再处理以收回银十分重要。有条件的工厂，常将铋冰铜返铜体系或铅体系处理；有的工厂当产出的冰铜含银与铋高时，则进行二次熔炼，以收回其间锻和铋；而有的工厂为了收回银，则变革工艺流程，法粗炼为湿法处理，以便在粗炼阶段进行归纳收回。 三、炉渣 火法粗炼产出的炉渣，为各种金属氧化物与脉石氧化物组成，其成分动摇规模列于表4。 表4  铋炉渣的化学成分（%）由表4可见，冶金炉渣是金属氧化物的硅酸盐。因为炉渣产出量大，冶金反响与沉降别离在炉渣中进行，所以，冶炼进程要求炉渣具有杰出的物化性质，如熔点、粘度、密度、电导率等。炉渣的性质与其结构有关，关于对炉渣结构的研讨，存在两种理论，即分子理论与离子理论。 炉渣结构的分子理论以为：炉渣是由各种简略的与杂乱的氧化物组成的，跟着温度的升高，杂乱氧化物离解成简略的氧化物的趋势增大，在液态炉渣中，杂乱氧化物只要离解出游离的氧化物后，才干参加反响，如：关于熔渣中游离氧化物的浓度，现在还不能进行测定，只能依据经历断定，这是分子理论的不足之处，特别是分子理论还不能解说炉渣的性质。 炉渣结构的离子理论以为：熔渣由阴离子与阳离子组成，金属氧化物离解为金属阳离子与氧阴离子：而SiO2吸收氧阴离子构成络合阴离子，硅酸盐的结构杂乱，但存在如下共性：结构中的Si4＋离子不存在直接的联接键，键的联接通过氧离子来完成；每个Si4＋离子存在四个O2－离子为极点的四面体的中心，构成硅氧四面体，它是硅酸盐晶体结构的根底；硅氧四面体的每个极点，即O2－离子最多只能为两个硅氯四面体所共用；两个附近的硅氧四面体之间，只以共顶而不以共棱或共面相联接。X射线结构分析证明，硅酸盐中硅氧四面体有岛状、组群状、链状、层状和架状五种方式。 运用离子理论可对炉渣的理化性质阐明如下： 硅酸盐炉渣的粘度；是因为各层液体运动速度不同，发作内摩擦的成果。硅酸盐炉渣的粘度随组成改变的联系是离子间的相互效果能及其与组成浓度的联系。金属氧化物对粘度影响具有两重性，它既使硅氧阴离子团解聚，下降粘度，又因其电价较高而半径不大，能攫取硅氧阴离子团中的O2－离子来围住自己，导致硅氧阴离子团聚合，被夺去O2－离子使粘度增大。 流动性好的冶金炉渣，粘度在0.5～5泊之间。5～20泊的炉渣，尚能满意工艺要求；而大于30泊的粘渣，则流动性差，不能选用。 硅酸盐炉渣的导电度：熔融的硅酸盐炉渣的电导率，随金属氧化物含量的添加而增大，随SiO2含量的添加而减小。因为金属氧化物量的添加会促进熔渣电子导电效果增大，而SiO2量的添加会使离子导电件用增大，而使电导率下降，更重要的是当熔渣中硅酸度增高时，因为复合阴离子SixOy2－的错综与兼并，随同发作硅氧离子的聚合效果，使阴离子淌度下降，影响到熔渣电导率下降。 硅酸盐炉渣的密度：依据炉渣的分子结构理论，由组成炉渣的氧化物的密度，选用加和法核算。表5列举了炉渣中有关氧化物的密度。 表5  氧化物的密度（克／厘米3）铋炉渣的密度挑选在3～4克／厘米3。 以表2所列炉渣成分为例。取FeO 20%，SiO2 30%、Na2O 20%、CaO 15%。核算铋炉渣的密度。先将其换算为总和100%，则FeO 23.5%、SiO2 35.3%，Na2O 23.5%、CaO 17.7%。 核算炉渣的密度ρs：     能够依据硅酸度来挑选炉渣。一般硅酸度K值操控在1～2。即：K值大于1.5，相当于酸性渣，K值小于1，相当于碱性渣，K值在1～1.5之间相当于中性渣。仍以上述渣型FeO 23.5%、SiO2 35.3%、Na2O 23.5%、CaO 17.7%为例核算硅酸度。现在，关于铋炉渣的研讨工作还很不行，因为没有固定的渣型，所以对炉渣的熔点、密度、粘度也没有测定数据。出产实践中首要是凭经历调整和把握渣型。一般挑选流动性好、密度小、呈乌亮玻璃光泽的炉渣。当渣呈暗灰色时，则应削减炉猜中纯碱的参加量；当炉渣粘度大，流动性差时，则应添加纯碱与萤石粉的投入量。炉况正常时，这种弱酸性渣可使渣含铋稳定在0.1%左右。 因为铋精矿大多与钨、钼共生，所以铋精矿中常含少数钨与钼。粗炼时，钨、钼以氧化物状况，一部分蒸发入炉气，一部分进入炉渣与纯碱效果生成钨酸盐、银酸盐。 四、烟尘 在反射炉熔炼进程中，燃料焚烧发作之二氧化碳、等气体，与熔池内反响发作的炉气一道，夹藏很多粉尘，从炉尾逸出，进入烟道。沿途有部分颗粒较粗、密度较大的烟尘在烟道沉降；部分融熔状况的粉尘，冷却后粘附在烟遭壁上，构成烟道结，而大部分烟气进入收尘体系经搜集、净化后排放。铋烟尘化学成分列于表6。 表6  烟尘的化学成分（%）铋烟尘中首要成分的形状如下： 铋：铋蒸气蒸发冷凝后之金属铋微粒、铋化合物蒸发后之粉尘（如氧化铋沸点447℃，易蒸发；硫化铋易蒸发）。 铅：铅蒸气冷凝后之金属铅微粒、铅化合物蒸发后之粉尘（如氯化铅易蒸发，在1140℃时燕汽压达3099帕；硫化铋易蒸发，995℃时蒸汽压达2366帕；氯化铅易蒸发，沸点954℃）。 砷：As2O3蒸发后之粉尘及硫化砷（沸点为707℃）蒸发后之粉尘。 锑：Sb2O3蒸发后之粉尘及硫化锑（沸点为1080℃）蒸发后粉尘。 钼：三氧化钼（沸点1155℃）蒸发后之粉尘。 钨：三氧化钨（在850℃开端剧烈提高，1350℃时欢腾）蒸发后之粉尘。 硫：生成SO2进入炉气，烟灰中的硫为各种硫化物带入的。如硫化铋、硫化铅、硫化砷、硫化锑等。 碳：烟尘中的碳是在弱复原性气氛中来被焚烧的碳黑粉末。 五、烟气 冶金炉含尘炉气冷却进入收尘室，经袋滤器净化后，烟气与烟尘别离，烟气中含有CO、CO2、H2O、O2、SO2、N2等气体，烟气的化学组成列予表7。 表7  烟气的化学组成（%）净化后烟气含尘小于0.03克／标米3，到达排放标准。

1 前言 目前某钼矿露天开采最大块度为500～1 200mm.井 下开采最大块度为300～750ramt”，矿石中有用矿物粒度一般都以毫米计，两者大小差距悬殊。减小矿石粒度是 选矿厂的首要任务，而粗碎是减小矿石粒度第一步，通 常粗碎作业把矿石破碎到200～300mm。粗碎站是进行粗碎作业的场所，设计的合理与否直接关系到今后生产的稳定。 某大型矿山选矿厂设计于20世纪70年代，80年代 建成投产。经多次技术改造后已达20 000t/d生产规模。矿山为进一步提高企业经济效益，确定对原选矿厂 进行技术升级改造。通过新建一条10 000t/d生产线，使 选矿厂能力提高到30000t/d。为了尽可能减少投资，缩 短工期，需对现有粗碎站进行技术改造，主要改造内容 为更换1台旋回破碎机满足扩产后的生产需要。 2粗碎设备选择 粗碎站改造的关键是更换粗碎设备，现国内外大型 矿山的粗碎设备多选用旋回破碎机。20 000t/d旧系统 有2台旋回破碎机，一台是机械式旋回破碎机，型号为PX 1200/180，安装于80年代初;另一台是液压式旋回破 碎机，型号为PYZ 1200/160，安装于90年代末。旧系统正常生产只需一台工作，另一台作为备用。由于新建 10 000t/d生产线，此两台旋回破碎机单机工作不再能满足生产需要，因此，粗碎设备的更换选型成为改造的第一步。 对现有2台旋回破碎柳进行分析对比，PX 1200/180 破碎机属于机械式旋回破碎机;PYZ 1200/160破碎机属于液压旋回破碎机。液压式旋回破碎机比机械 式旋回破碎机具有以下方面的优势口：排矿口调整 方便，可在保证产品粒度的条件下随时调整，不影响生产;破碎机过铁保护处理方式简单，易操作， 保险装置可靠性好;机件承载情况好。其次，考虑 PX 1200/180破碎机已经使用近30年，设备经多年使用和维修主要部件已老化。因此，应更换 PX 1200/180机械式旋回破碎机。液压旋回破碎机 主要由沈阳北方重工集团和国外的美卓、山特维克以及富勒史密斯等公司生产。国产旋回破碎机是 80年代引进国外技术发展起来的1，属于第二代技 术。国外的旋回破碎机已经应用第三代技术，在机械强度、运转速度、功率等方面进行了多项改进。主要体现在：增加超级横梁，采用整体锻造主轴和动锥 总成，采用主轴护套，采用平衡设计等m3j。 此次改造原则是提高生产能力、更新生产技术、 提高经济效益，确保稳定生产。通过对比机械式和 液压式旋回破碎机、国内外旋回的优缺点，经过计算，选用1台MK—II 42—65旋回破碎机更换 PX 1200/180机械式旋回破碎机。该旋回破碎机处 理能力为1800t/h，能够满足30000t/d选厂的需要。 3设备更换 MK一1I 42—65旋回破碎机和要更换的PX 1200/180 旋回破碎机是两类完全不同的设备，在外形、使用和维修等方面都存在差异。为确保不影响生产，须对 两台设备进行详细对比分析，采取有效措施指导设 计、施工和安装。两台破碎机主要差异如下。 (1)外形尺寸、基础差异。 如图1所示，新旋回 破碎机小巧简单，高度比原破碎机低1 166mm。基 础不同，如图2所示，新旋回破碎机的地脚螺栓为长方形、在长度和宽度方向都比原破碎机长，分别长 367mm和88mm。为了利用原有粗碎站的结构，减 少施工难度和时间，确定采用“上补下垫”方法进行设计和施工。“上补”是从上部补做一个钢受料漏斗， 高度366mm;“下垫”是下部增加旋回破碎机转换钢 底座，高度800mm，弥补了两台破碎机的高度差距。同时通过增加转换钢底座可利用原有地脚螺 栓，减少施工难度，节约施工时间。另外，需增高电机混凝土基础确保电机和旋回破碎机的连接。(2)传动方式、润滑冷却方式不同。 原破碎机采用三角皮带传动，新破碎机为联轴器直联传动方 式。设计安装时废弃原有设备基础，在直联电机相 应位置增补钢梁，浇注混凝土基础。原破碎机润滑站冷却采用水冷，新破碎机的润滑站采用风冷，且润 滑站大，占用空问大。在确保利用原有基础的情况 下，应用原有孑L洞连接各个润滑管路出口。 (3)主要检修件不同。 原破碎机为机械式，主要 检修件为动锥。新设备为液压式，除动锥外液压缸 也是主要检修部件。液压缸的检修成为实施更换设备的一个难点。根据现场实际情况，设计在粗碎 站一5.00m平台增开检修门，底部铺设活动钢轨，采 用液压缸检修小车等多项措施，为新设备的更换和后期检修创造条件。通过采用检修小车和活动轨道 的检修方式，降低了劳动强度，提高了检修效率。 4新旧系统供矿 更换旋回破碎机后能满足选厂30 000t/d的生 产需求。如何实现1台旋回破碎机工作向新、旧两 系统供矿成为改造关键。重点对两个方案进行了论证，一是改造预先筛分厂房矿仓;二是改造粗碎产品 皮带给矿机。改造预先筛分厂房需要增加矿仓，同 时由于受已有厂房限制，增加的矿仓有效容积小、分矿易偏析、实施工程量大，影响旧系统生产。改造粗碎产品皮带给矿机，粗碎站主体结构不变，只需更换 部分设备，实施简单，易操作，工程量小。 改造粗碎产品皮带给矿机方案是把原破碎产品 4台皮带给矿机改为3台皮带给矿机，其中24皮带给 矿机设计为可逆皮带给矿机，能实现向2台带式输送机供矿(输送矿石至预先筛分厂房)。预先筛分厂房4台棒条筛分成2组，分别供给新、旧两系统。 此方案实施只需要利用选矿厂大修时间就能完成。 此方案在实施过程中24可逆皮带给矿机出现如下问题：①当24可逆皮带给矿机逆转时，螺旋拉紧装置的张紧力不够引起皮带打滑;②单电机驱动力不 足，当2。可逆皮带给矿机逆转时操作不方便影响运行;③当2”可逆皮带给矿机逆转时，导致另一破碎机 矿仓内矿石运输阻力大。针对以上情况对24可逆皮 带给矿机进行了特殊设计，一是改螺旋拉紧装置为垂直拉紧装置;二是采用双电机驱动和双排滚子链 联轴器配套作业，确保逆转时尾部驱动器与皮带给 矿机脱开;三是增设变频器调整给矿速度保证供矿;四是采用重型液压平板闸门控制矿仓下料口，当破 碎机不工作时矿仓重型液压平板闸门关闭。 5结语 大型矿山粗碎站改造是一个复杂工程，不能影 响旧系统生产。本文从设备选择、更换设备、新旧系 统供矿3个方面进行了详细分析。通过对比，选择1 台MK—1142—65旋回破碎机更换1台PX 1200/180 机械式旋回破碎机;采用“上补下垫”即增加受料漏 斗、增设设备转换底座等有效措施为设备更换节约时间;采用改造粗碎产品皮带给矿机等一系列有效 措施顺利实现新旧两个系统供矿。该矿山粗碎站改 造顺利完成，达到预期效果。此次改造在确保生产的情况下，花费尽可能少的时间完成，为今后生产提 供了保证，为企业经济效益提高提供了支持。与此同 时，此次粗碎站改造为类似矿山粗碎站改造提供了经验。

依据钨精矿的质量标准，除WO3的含量应大于65%以上外，其他有害杂质的含量要低于相应标准，特级品钨精矿质量要求还高。钨精矿中的S、P、As、Mo、Ca、Mn、Cu、Sn、SiO2等杂质均有相应标准。当物理选矿办法达不到要求时则选用化学选矿办法。这样不只能够进步钨精矿质量等级，一起还能够归纳利用其他有用成分。 一、钨精矿除锡办法 锡矿石中的锡以锡石的单体存在时，可用强磁选和电选办法使其别离与黑钨矿及白钨矿别离。 出产中常用固体氯化剂对超锡的钨粗精矿进行氯化焙烧，使锡蒸发以到达除锡的意图。进程的首要反应为： SnO2+CaCL2 +C = SnCl2↑+CaO +CO↑(850) 2FeWO4+2CaO +1/2 O2 = 2CaWO4+Fe2O3 2FeWO4+6CaCl2 +3/2 O2 = 6CaWO4+ 4FeCl2 +Fe2O3 钨粗矿氯化焙烧除锡时常用的氯化剂为腐蚀性小并且易收回的氯化铵、等;为了确保反应在复原气氛中进行，配料时需参加必定数量的木炭粉或锯木屑，反应式如下： SnO2 + 2NH4Cl +3C +O2 = SnCl2 ↑+2NH3↑ +3CO ↑+H2O 焙烧时氯化铵的参加量视钨精矿含锡量的不同而异。氯化焙烧温度为850左右，进程可在反射炉或回转窑中进行。为了进步脱锡功率，氯化焙烧2-4小时后可翻料一次，保温一段时刻以进行氧化焙烧，脱锡率可达90%以上，锡含量可降至0.2%以下。 某矿钨精矿氯化焙烧除锡时的配料比 nequot="" medium="" collapse="">含锡量（%）木屑用量（千克）氯化铵（千克）矿量（千克）复原焙烧时刻氧化焙烧时刻（小时）1-234510-2010-2010-2010-201220242817517517517523442344二、钨精矿除砷办法 钨精矿中含砷首要为毒砂(FeAsS)、雄黄(AsS)、雌黄(As2S3)、石(As2O3)和各种盐的形状存在。脱除砷的办法： (1)浮和浮选法能够脱除大部分硫化砷： (2)弱氧化焙烧或复原焙烧法脱砷。 焙烧前配料时据原猜中砷含量的凹凸参加质料分量的2-6%的木炭粉或煤粉，在700-800度的温度下焙烧2-4小时，焙烧在反射炉或回转窑中进行。假如木炭粉达不到脱砷要求可参加少数硫黄，进程首要反应为： 2FeAsS+6O2 +C = As2O3+Fe2O3+2SO2+CO2 2As2S3+10O2 +C = 2As2O3+6SO2 +CO2 Fe3(AsO4)2+C =As2O3 +3FeO +CO2 CaO ·As2O5+C =As2O3+CaO +CO2 砷的贱价氧化物(As2O3 )为易蒸发物。高价砷氧化物(As2O5)较难蒸发，它能够与某些碱性氧化物生成安稳的盐： As2O3 +SiO2 +O2 =As2O5 +SiO2 FeO·CaO)+As2O5 =FeO·As2O5(或CaO·As2O5) 因而，用焙烧法脱砷宜在弱氧化气氛中或复原气氛中进行，此刻方可使砷呈贱价砷氧化物蒸发，并使高价砷氧化物(或盐)复原为贱价砷氧化物，然后进步脱砷率。 三、钨精矿脱磷办法 钨精矿中含磷常以磷灰石Ca5(PO4)3(F、Cl、OH)、 磷钇矿YPO4 和独居石(Ce、La、Th)PO4等磷酸盐的形状存在。脱磷办法有： (1)稀浸出法脱磷。此法适用于脱除磷灰石，一般用1：3-5的稀作浸出剂，粗粒精矿用渗浸法，细粒精矿用拌和浸出，能够使含磷量降到0。05%，以下。 (2)浮选法脱磷。若钨精矿中含磷钇矿、独居石等形状存磷杂质时，则无法用稀除磷，可用浮磷抑钨的办法，用和油酸混合捕收剂，草酸作抑制剂，碳酸钠用调整剂，可到达降磷意图，并归纳收回了磷钇矿。 四、钨精矿除钼办法 钨精矿中的钼常呈辉钼矿和钼氧化物(钼酸钙、钼华等)形状存在。一般用浮或浮选能够脱除钼的硫化物或许用次氢酸溶液浸出，亦可除掉辉钼矿形状存在的钼。浸出宜在低于40度温度下进行，此刻铁、铜硫化物的氧化速度比辉钼矿小，且有较高的选择性。若钼以氧化物形状存在，降钼比较困难，现在尚无经济有用办法。一般可用酸浸或碱浸办法处理，如用20-30%的在加热条件下可使悉数钼酸盐转变为易溶于的钼酸钙，部分铜和钨也可转入溶液中，钨的酸溶量随浓度和温度的添加而添加。 五、钨精矿脱铜办法 在钨精矿中的铜若呈硫化物形状存在时，一般用浮选反浮选办法将其脱除。 选用上述办法除掉某一杂质时，皆可随同除掉适当部分的其他杂质，如氯化焙烧降锡或复原焙烧除砷时均可除掉适当于数量的硫。酸浸法除钼、磷时，可除掉适当量的钙、铋、铜等杂质。有时可从酸浸液中收回铋，用次溶液除钼时，可除掉部分铜、砷硫化物等。 钨精矿中其他杂质超支状况罕见，一般用物理选矿法屡次精选及化学选矿法除杂质，可使钨精矿中杂质含量降到标准规定值以下。

依据钨精矿的质量标准，除的含量廊大于65%以上外，其他有害杂质的含量要低于相应标准，特级品钨精矿质量要求还高。钨精矿中的S、P、As、Mo、Ca、Mn、Cu、Sn等杂质均有相应标准，当物理选矿办法达不到要求时则选用化学选矿办法，这样不只能够进步钨精矿质量等级，一起还能够归纳利用其他有用组分。 (1)钨精矿除锡办法锡矿石中的锡以锡石的单体存在时，可用强磁选和电选办法使其别离与黑钨矿及白钨矿别离。 出产中常用固体氯化剂对超锡的钨粗精矿进行氯化焙烧，使锡蒸发以到达除锡的意图。进程的首要反应为：钨粗矿氯化焙烧除锡时常用的氯化剂为腐蚀性小并且易收回的氯化铵、等。为了确保反应在复原气氛中进行，配料时需参加必定数量的木炭粉或锯木屑，反应式如下：焙烧时氯化铵的参加量视钨精矿含锡量的不同而异。氯化焙烧温度为850℃左右，进程可在反射炉或回转窑中进行。为了进步脱锡功率，氯化焙烧2～4小时后可翻料一次，保温一段时间以进行氯化焙烧，脱锡率可达90%以上，锡含量可降至0.2%以下。 (2)钨精矿除砷办法 钨精矿中含砷首要以毒矿(FeAsS)、雄黄(AsS)、雌黄、石和各种盐的形状存在，脱除砷的办法有： ①浮和浮选法能够脱除大部分硫化砷; ②弱氧化焙烧或复原焙烧法脱砷。 焙烧前配料时依据原猜中砷含量的凹凸参加质料质量的2%～6%的木炭粉或煤粉，在700～800℃的温度下焙烧2～4小时，焙烧在反射炉或回转窑中进行，假如木炭粉达不到脱砷要求可参加少数硫黄。进程首要反应为：砷的贱价氧化物为易蒸发物。高价砷氧化物较难蒸发，它能够与某些碱性氧化物生成安稳的盐：因而.川焙烧法脱砷宜在弱氧化气氛中或复原气氛中进行，此刻方可使砷呈贱价砷氧化物蒸发，并使高价砷氧化物(或盐)复原为贱价砷氧化物，然后进步脱砷率。 (3)钨精矿脱磷办法 钨精矿中含磷常以磷灰石、磷钇矿和独居石等磷酸盐的形状存在。脱磷办法有两种。 ①稀浸出法脱磷 此法适用于脱除磷灰石，一般用1：(3～5)的稀作浸出剂，粗粒精矿用渗浸法，细粒精矿用拌和浸出，能够使磷含量降到0.05%以下。 ②浮选法脱磷 若钨精矿中以磷钇矿、独居石等形状存在磷杂质时，则无法用稀除磷，可用浮磷抑钨的办法，用和油酸混合捕收剂，草酸作抑制剂，碳酸钠作调整剂，可到达降磷意图，并归纳收回了磷钇矿。 (4)钨精矿除钼办法 钨精矿中的钼常呈辉钼矿和钼氧化物(钼酸钙、钼华等)形状存在。一般用抬浮或浮选能够脱除钼的硫化物或许用次氯酸溶液浸出，亦可除掉辉钼矿形状存在的钼。浸出宜在低于40℃温度下进行，此刻铁、铜硫化物的氧化速度比辉钼矿小，且有较高的选择性。若钼以氧化物形状存在，降钼比较困难，现在尚无经济有用的办法。一般可用酸浸或碱浸办法处理，如用20%～30%的在加热条件下可使悉数钼酸盐转变为易溶于的钼酸钙，部分铜和钨也转入溶液中，钨的酸溶量随浓度和温度的添加而添加。 (5)钨精矿脱铜办法 在钨精矿中的铜若呈硫化物形状存在时，一般用浮选或浮办法将其脱除。 选用上述办法除掉某一杂质时，皆可随同除掉适当部分的其他杂质，如氯化焙烧降锡或复原焙烧除砷时均可除掉适当数量的硫。酸浸法除钼、磷时，可除掉适当量的钙、铋、铜等杂质。有时可从酸浸液中收回铋，用次溶液除钼时可除掉部分铜、砷硫化物等。 钨精矿中其他杂质超支状况罕见，一般用物理选矿法屡次精选及化学选矿法除杂质，可使钨精矿中杂质含量降到标准规定值以下。

有些矿山或工厂生产出的粗金不再进行提纯而直接销售，因而需要熔炼铸锭。操作基本同成品金锭子熔铸，但熔剂和氧化剂的加入量应大为增加。经造渣净渣后，一般在水平模具中铸成锭块。冷凝后将锭倾于石棉板上，剔除飞边毛刺入库。

下表介绍了几个厂炉子主要尺寸与指标。 表  铋熔炼炉主要尺寸及指标

氧化锆陶瓷是近年来引进口腔范畴的新式修正材料，具有杰出的机械强度，可用于制造三、四单位的后牙长桥以及更杂乱的修正体。修正体与粘接剂间的粘接强度对修正的胜败关系密切，尤其是在修正体的机械固位较弱时，粘接固位力更是至关重要;因此，进步氧化锆与树脂粘接剂的粘接强度成为近年来修正范畴研讨的热门，首要分为表面粗化和表面改性两个方面。 氧化锆表面粗化 氧化锆表面喷砂 喷砂能使氧化锆表面粗糙不规则，然后与树脂发生微机械嵌合作用，增大粘接面积，进步其表面能和可潮湿性，以便树脂进入。Kern等人的成果显现，只要喷砂后运用含有磷酸酯单体的树脂水门汀才能使氧化锆发生最大的抗拉伸强度和最耐久的粘接。 Aboushelib等发现，MDP运用于未经处理的氧化锆表面几乎没有粘接力，阐明喷砂发生的微固位才是粘接力的最首要来历;可是，以含不同成分的处理剂喷砂往后的氧化锆可发生差异性的粘接强度，即处理剂成分和氧化锆之间的确存在化学反应，处理剂成分首要为含磷酸酯单体，可构成P—O—Zr功能键。 氧化锆表面的选择性浸透蚀刻 有学者做了多项关于SIE处理后的氧化锆表面与树脂粘接强度的研讨，成果表明，经SIE处理过的氧化锆表面与树脂粘接的微拉伸粘接强度(MTBS)在人工老化(AA)进程前后，皆能够保持在40~50MPa以上，经喷砂处理后的MTBS可到达35 MPa左右，其在人工老化进程后则有显着的下降。 Nobel Bond表面处理 一种称为Nobelbond的表面处理办法，近年被用于氧化锆表面的粘接。这种办法对氧化锆功能没有危害，并且供应商现已将其用于氧化锆修正体的制造。Phark等比较了氧化锆经过Nobelbond和喷砂处理后的抗剪切强度，成果表明，前者在热循环老化前后均具有较高的抗剪切强度，后者则在人工热循环老化后抗剪切强度大幅度下降。 表面改性 内涂层技能 Kitayama等运用内涂层技能(INT)处理切削过的氧化锆修正体，能够减小修正体边际及内面存在的空隙，一起极大地进步氧化锆的粘接强度。可是该试验数据为体外试验获得，并没有临床试验数据，故INT仍需更多的研讨。 硅涂层技能 硅涂层处理是一种添加氧化锆表面硅元素含量的技能，即运用硅烷偶联剂添加氧化锆与树脂的粘接强度。 化学冲突法 化学冲突法结合运用含MDP的硅烷偶联剂处理，能够获得较高的粘接强度;但值得注意的是，此办法所制得的硅涂层结合强度存在争议，化学冲突硅涂层后应该当心用水冲刷，不能运用超声清洗，由于其会削减约30%质量分数的硅质量，影响粘接作用。 热分解法 热分解法是以和四乙氧基硅烷混合物经过便携式喷火器把焚烧火焰喷向氧化锆表面，高温使四乙氧基硅烷分解成有机硅片段并构成厚度为0.1~1μm的硅涂层。经过运用硅烷偶联剂处理，能够有用进步氧化锆表面与树脂的粘接强度。 溶胶-凝胶法 王瑜等在用溶胶-凝胶法在氧化锆基体材料上制备硅膜时发现，溶胶-凝胶法可在氧化锆修正体表面制备超薄硅涂层，联合硅烷偶联剂可增强氧化锆修正体与树脂粘接剂的粘接强度。 SiCl4蒸汽硅涂层 Piascik等用SiCl4和水蒸汽处理氧化锆表面约15min，在氧化锆表面构成超薄的SixOy种子层。这种二氧化硅样表面层运用传统的硅烷偶联剂和树脂水门汀粘接获得的前期粘接强度与玻璃瓷粘接强度附近，2.6nm厚度的硅涂层的粘接强度最高，以混合损坏为主。 纳米氧化锆-氧化硅涂层技能 Chen等将混有二氧化硅和氧化锆纳米填料的活动树脂涂塑在氧化锆表面烧结，然后构成结实的氧化锆-氧化硅涂层。纳米氧化锆-氧化硅涂层技能联合硅烷偶联剂和含MDP的树脂水门汀，可显着改进氧化锆的粘接强度，但该办法并没有供给涂层烧结后详细的晶相结构。 小结 表面粗化研讨环绕添加其表面粗糙度和表面孔隙率，然后添加其机械嵌合力。表面改性则添加表面硅元素含量，然后进步其化学结合力。尽管国内外学者做了许多关于氧化锆材料表面处理研讨，但均存在着氧化锆的机械功能下降，技能杂乱，设备贵重等缺乏，因此氧化锆修正材料的粘接面处理仍有待于进一步探究。

一、概述       粗硫酸镍系铜电解废液净化进程的副产品。我国自1954年开端实验由粗硫酸镍出产电解镍，1955年开端实验由粗硫酸镍出产电解镍，1955年投入出产。该工艺所出产的电解镍质量契合世界三号镍标准。其工艺进程包含制备硫酸镍溶液与电解提镍两个部分。其工艺流程见图1。    图1  粗硫酸镍出产电解镍工艺流程       二、质料       无水粗硫酸镍淡黄色，在空气中因为吸收水分而变成绿色。粗硫酸镍的成分为（％）：  NiCuFeZnH2SO415～202～30.5～11.5～210～30      粗硫酸镍在20～25℃时，部分溶解于水，不溶物为54％；在80～100℃时，易溶于水，不溶物为1％，不溶残渣呈灰白色，大部分为锑的化合物，夹杂着铜、铁、砷、铅及少数的镍。       三、技能操作条件       （一）粗硫酸镍溶解       粗硫酸镍在溶解槽内加水溶解，液固比为3∶1，用蒸汽加热至80～85℃，通风拌和2～3h，物料溶解后溶液呈深蓝色，密度1.25～1.35t/m3，溶液含镍80～120g/L及铜、铁、锌、砷、锑、锡等杂质与游离硫酸。       （二）一次中和除杂质       粗硫酸镍溶解后进行一次中和。一次中和结尾pH＝4.2～4.5，温度85℃，中和剂为碳酸钙乳液。中和后，一部分铜、铁、锡、铋等杂质水解沉积入渣。一次中和液含镍80～90g/L。       （三）二次中和除杂质       一次中和过滤后液进行二次中和。二次中和结尾pH＝6.65～6.75，温度85℃，中和剂为碳酸钙乳液。中和后，铜、铁、锌等杂质大部分水解沉积入渣。二次中和液含镍50～60g/L，供电解运用。二次中和渣含镍7％左右，回来溶解配料。       （四）一次中和渣处理       一次中和渣含镍1.5％～2.5％，以硫酸溶解，pH＝1.5～2.0，温度80℃。溶解液含镍20g/L以上，并含有铜、铁、锌等杂质，溶解液回来运用。       中和的pH值直接影响金属盐的沉积率，一次中和pH＝4.2～4.5，铁入渣率约90％，铜入渣率约70％，锌入渣率约15％。二次中和pH＝6.65～6.75，铁、铜入渣率达99％，锌入渣率达98.5％，镍入渣率约30％。       （五）镍电积       用不溶阳极电解法出产电解镍，阳级为含银1％～3％的铅银合金板，阴极种板为铝板，电解质为硫酸镍溶液。电解液组成（g/L）:镍50～60、铁≤0.05、铜≤0.02、锌≤0.05、铅0.04、硫酸2～3、20～25、硫酸钠50～100。电解液循环方法为进步下出。       1、电解液含镍       电解液含镍量，对电流效率的影响见图2。含镍高，可按捺阴极上氢离子放电，进步电流效率。电解液中含镍量以80～120g/L为宜。    图2  电解液含镍与电流效率的联系       2、电解液含酸       电解液含酸量，对电流效率的影响见图3。含酸高时，在阴极上氢离子易放电，阴极镍片易决裂，易形成短路，使电流效率下降。出产中坚持电解液含酸3g/L为宜。图3  电解液含硫酸与电流效率的联系       3、电流密度       电流密度的巨细，一般依据出产任务、产值巨细、电力直销、电力报价等要素挑选。电流密度高，氢的过电压相应增大，能按捺氢离子放电，电流效率明显进步，但电流密度进步后，跟着镍的应力增大，镍片易决裂，致使形成短路，使电流效率下降。实验证明，进步电流密度至350A/m3，阴极镍的物理形状尚好，电流效率达80％左右，但电流密度过高是不经济的。电流密度一般为180～300A/m2。电流密度与电流效率的联系见图4。  图4  电流密度与电流效率的联系       4、电解液温度       电解液温度坚持为60℃。       （六）净液（电解液的调整）       跟着电解进程的进行，电解液中镍离子浓度不断下降，硫酸浓度不断上升。抽出一部分电解出液参加碳酸镍中和脱酸，再配入部分新溶液回来电解体系，用其他的一半加碳酸钠中和制备碳酸镍，别的的一半经浓缩后与碳酸镍同时配入电解液中。       四、产品       电解镍       电解镍的成分实例见表1。   表1  电解镍成分，％NiCuFeCoPbZn99.6060.0440.0230.0250.1020.3099.2700.0540.0240.1350.0670.4599.4650.1080.0360.0830.1080.2099.4500.1220.0640.0620.1420.46      五、技能经济指标       镍中和直收率      50％～70％       镍中和总收率      92％～95％       镍电解直收率      45％～55％       镍电解总收率      98.5％～99.5％       全体系回收率      90％～93％       电流密度          150～200A/m2       槽电压            3.5～4.0V       电流效率          60％～70％       硫酸耗费         2400kg/t镍       烟煤耗费         2000 kg/t镍       碳酸钙耗费       6500 kg/t镍       碳酸钠耗费       450 kg/t镍       六、首要出产设备实例       （一）电解槽，10个，规格为1300×850×1000mm，槽体为钢筋混凝土制成，内衬3mm厚的铅皮。       （二）净化槽，4个，规格为φ1600×3000mm，槽体为钢筋混凝土制成，内衬3mm厚的铅皮，槽内装有铅盘形加温管及风管。

重选法对铁矿来说，主要用于选别磁性铁矿石，其应用有两种：一种矿床地质品位较高(50%左右)，但矿体较薄或夹层较多，采矿时废石混入，使矿石贫化，对这种矿石可采用只破碎不磨矿，在粒度较粗的情况下，通过重选丢弃粗粒尾矿，从而恢复地质品位。获得粗粒的中等品位精矿，或进一步加工处理，或直接送高炉冶炼，这种称为粗粒重选。另一种是对嵌布粒度较细的红矿或混合矿(即含弱磁性的红矿和强磁性的磁铁矿)，经破碎，磨矿使铁矿物单体分离后，通过重选或磁重联选，得到细粒高品位精矿，这种称为细粒重选。　某铁矿属中高温热液矿床。矿石中主要金属矿物为赤铁矿、假像赤铁矿、磁铁矿、镜铁矿、褐铁矿等;主要脉石矿物为石英、方解石、磷灰石、铁质粘土等，铁矿物在矿床中呈细粒集合体构成致密块状，疏松块状，部分呈浸染状和蜂窝状嵌布于脉石中，浸染粒充一般在0.03mm，矿体地质品位42%，开采贫化后品位为36%～7%，采用如图的重选工艺流程选别，当原矿品位36.5%Fe时，可获得精矿品位47%Fe，尾矿品位18.8%Fe，回收率80.8%Fe，精矿成本22.81元/t。

6XXX系合金的首要合金元素是镁和硅，安排也适当简略，首要安排组成物为Mg2Si相，在热处理状态下，Mg2Si固溶于铝中，使得合金有人工时效强化才能。6063属Al-Mg-Si系铝合金中对应力腐蚀不灵敏的合金,具有中等强度、优秀的揉捏功能、杰出的耐蚀性、可焊性及杰出的加工功能,因此得以广泛使用[1]。跟着科学技术的开展及使用商场的拓展，有的客户对制品的要求越来越高，对晶粒度也提出了要求。　　　　许多的铝合金揉捏制品经热处理（淬火、退火）后，在制品的周边构成一层很深的粗大的再结晶晶粒环，且粗晶区和细晶区有着显着的边界，并且粗晶环的深度从揉捏制品的前端到尾端是添加的。粗晶环是铝合金揉捏制品中的首要缺点之一，当断面构成适当大部分的粗晶环区域时，材料的力学功能、疲劳强度明显下降。而在对制品进行一些表面处理（氧化雪白等）时，制品表面会呈现线纹和花斑，影响装修作用。而6063铝合金在出产较厚的板材时，极易呈现粗晶环。本文将研讨削减和操控6063铝合金在揉捏厚板呈现粗晶环的办法。