铜精矿冶炼铜精矿冶炼加工费大幅下跌 铜企所受影响较小&nbsp;&nbsp;&nbsp; 今年以来铜价大幅反弹，但铜精矿的冶炼加工费(TC/RC)却逆向出现了大幅下跌。到底是什么原因？对铜的 期货价格 有什么影响？国内铜冶炼企业，需要大量进口铜精矿，冶炼加工费是上市公司主要的利润来源之一，加工费的暴跌对上市公司业绩有何影响？&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp; TC/RC大幅回落 对铜企三大上市公司影响较小&nbsp;&nbsp;&nbsp; &ldquo;尽管近期铜加工 现货 价已跌至20美元/吨，导致国内大多数铜企利润大幅压缩，但这对国内铜企三巨头江西铜业、云南铜业和铜陵 有色 影响都不大&rdquo;，国海证券 行业 分析师黄皓表示。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 对铜企三巨头影响不大&nbsp;&nbsp;&nbsp; 国内铜企三巨头江西铜业、云南铜业和铜陵 有色 大部分铜精矿资源都需要从国外进口，但比例不太一样。长江证券分析师葛军表示，江西铜业自给率最高为25%，但也仅有约16.7万吨属于公司内部供应，外购铜精矿今年预计在33万吨左右，大概有70%是享受长协价加工费，约为23万吨左右，铜陵 有色 和云南铜业该部分占比明显更大，大约分别为35万吨和27万吨。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 黄皓说道，&ldquo;这三家公司今年都签订了75美元/吨和7.5美分/磅的铜加工费长协价，且公司外购比例都较高。&rdquo;&nbsp;&nbsp;&nbsp; 去年铜加工长协价仅为45美元/吨，在经历去年铜价的暴跌后，国外矿企和国内大型铜企今年新签订的铜加工长协价一下猛增了66%，这对于公司铜矿的自给率仅有6％左右的铜陵 有色 来说，是最有利的，而对于云南铜业和江西铜业15%和25%的自给率来说，仍能部分增加公司的盈利能力。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 盈利有望与去年持平&nbsp;&nbsp;&nbsp; 葛军认为，目前铜正价差加上铜 现货 升水4月均值达到了4400元/吨，为近几年以来的单月最高值，在近期国内外铜持续呈现正价差 走势 下，公司进口冶炼业务单吨至少多赚1000元，如果单月销售进口铜精矿为原料的阴极铜4万吨的话，那么仅进口铜精矿产铜的单月毛利就将达到2亿元以上。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 葛军指出，公司 现货 购入的铜精矿，虽然加工费下跌较大，但在 现货 贴水的情况下，仍有部分利润，而目前看来，加工费已基本达到底部，铜精矿供应一旦恢复正常水平，加工费便会再次上涨。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 不过，黄皓同时指出，对于铜企的另一项重要收入，冶炼铜的副产品硫酸， 价格 已从去年2000元/吨的最高价跌落至如今的200元/吨左右，降幅超过90%，硫酸 价格 的暴跌部分抵消了公司的利润，综合来看，铜企的盈利基本与去年持平。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 低廉的硫酸 价格 拖累业绩&nbsp;&nbsp;&nbsp; 黄皓透露，每炼一吨铜，大概有3吨以上的副产品硫酸，其成本大约在250元左右，而去年硫酸 价格 曾一度达到2000元/吨，全年均价也在1000元以上，在去年4季度铜价暴跌的情况下，成为铜企主要的利润来源点之一。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 以铜陵 有色 为例，去年化工类产品营业收入达到17.26亿元，同比增加超过230%，毛利率高达71.40%，盈利超过10亿元以上。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 大宗商品的大跌，同样也导致副产品硫酸 价格 的大幅回落，今年 价格 也回落至成本线左右。黄皓则认为，今年长协价给铜陵 有色 带来的利润将被副产品硫酸给&ldquo;稀释&rdquo;了。黄皓认为，这样的情况同样会体现在云南铜业和江西铜业今年的利润表上。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 黄皓则认为，在铜加工费 现货价格 暴跌后，对长单加工费比重较大的铜陵 有色 业绩影响很小，对另外两个公司影响也较为有限。综合来看，三大铜企的铜加工盈利情况基本与去年持平。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 铜精矿加工费暴跌对铜价影响有限&nbsp;&nbsp;&nbsp; 年初以来在经济复苏，以及对中国需求的期待，以铜为首的 有色金属 引来了一波强烈反弹。国内铜价从2月初的25000元起步，到4月中旬 价格 已经反弹至41000元。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 与铜价大幅反弹相背离的是，铜精矿的冶炼加工费(TC/RC)却出现了大幅下跌。冶炼加工费从年初的近100美元/吨和10美分/磅，到目前 现货 加工费为30美元/3美分，而最新的消息又显示铜精矿的加工费已经降低至20美元/2美分，降幅近80%。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 铜精矿加工费缘何暴跌？&nbsp;&nbsp;&nbsp; TC/RC 价格 大幅下滑，这在很大程度上说明了目前的铜精矿是处于紧缺的状态。而造成这一紧缺现象的原因，国际 期货 分析师刘旭表示，这主要是因为海外几个主产矿区品味下降，造成了铜精矿的 产量 下滑，其次国内冶炼厂因废铜进口减少，进口了较多的铜精矿；另外就是铜价的反弹刺激了国内冶炼企业的生产积极性， 产量 大幅增长，冶炼生产企业可以通过 产量 的增加来抵消单位效益的下滑。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 铜供应仍然充足&nbsp;&nbsp;&nbsp; 虽然TC/RC 价格 下跌，代表着铜精矿的供应偏紧，但是原料的偏紧并不能说明产品&mdash;&mdash;精炼铜供应的紧张。4月份精炼铜 产量 为33.83万吨，同比增长了2.9%，环比增加6%。1月～4月，中国铜 产量 为126万吨，环比增加6%。另外，海关总署数据也显示了进口的大幅增长，以39.9万吨的进口量创出历史新高，较3月环比增长6.6%。1月～4月累计进口133.6万吨，同比增长40%。对于进口和 产量 创下新高，业内人士更是表达出对中国铜市将步入明显过剩局面的担忧。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 后期 走势 仍看消费脸色&nbsp;&nbsp;&nbsp; 从4月份以来的开工情况看，企业的开工率普遍较预期有所好转。据数据显示，4月份铜线杆企业开工率为66.9%，铜管企业开工率为81.6%，铜板带箔企业开工率为80.6%，电线电缆企业开工率为69.1%，铜冶炼厂的开工率为73%。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 金瑞<a

黄金的冶炼进程一般为：  预处理 ——浸取 —— 收回 —— 精粹 　　  1.4.1矿石的预处理办法矿石的预处理办法分为： 焙烧法、化学氧化法、微生物氧化法、其他预处理办法。 1、焙烧法焙烧是将砷、锑硫化物分化，使金粒露出出来，使含碳物质失掉活性。它是处理难浸金矿最经典的办法之一。焙烧法的长处是工艺简略，操作简洁，适用性强，缺陷是环境污染严峻。 2、化学氧化法化学氧化法首要包含常压化学氧化法和加压化学氧化法。 常压化学氧化法是为处理碳质金矿而发展起来的一种办法。常温常压下增加化学试剂进行氧化，如常压加碱氧化，在碱性条件下，将黄铁矿氧化成Fe2(SO)3，砷氧化成As(OH)3和As203，后者进一步生成盐，能够脱除。 加压氧化法具有金收回率高(90%-98%)、环境污染小、习惯面广等长处，处理大多数含砷硫难处理金矿石或金精矿均能取得满足效果。加压氧化包含高压氧化、低压氧化和高温加压氧化。如加压硝酸氧化法，用硝酸将砷和硫氧化成亚和硫酸，使包裹金充沛化离，金的浸出率在95%以上，缺陷是酸耗较高。 3、微生物氧化法微生物氧化又称细菌氧化，它是使用细菌氧化矿石中包裹了金的硫化物和砷化物而将金暴露出来的一种预处理办法。现在，细菌浸出可用于处理矿石和精矿，对精矿一般选用拌和浸出，关于低档次矿石则多选用堆浸。 4、其他预处理办法石灰一压缩空气预处理法能够代替焙烧法，用以处理含黄铁矿和砷黄铁矿的金矿石，能使砷构成慵懒组分留在残渣中。 炭浸法和炭氯法是处理碳质难浸金矿石的直接办法。炭浸法即在有活性炭存在时对矿石进行浸出。炭氯法是将和活性炭一起参加到矿浆中，金溶解并转化成金氯合作物，然后在炭粒表面还原成金属金。浸出后，从矿浆中筛出载金炭并收回金，金收回率达90%。 1.4.2浸取金的化学性质十分安稳，一般情况下不与酸、碱反响，但与混合酸和一些特殊试剂反响生成可溶性合作物。从含金矿石中提取金的办法有多种，详细挑选哪种办法取决于矿石的化学组成、矿藏组成、金的赋存状况及对产品的要求。 1、物理办法物理办法分为混法、重选法、浮选法 (1)混法：混法是收回粗粒单体金的有用办法。该办法是将含黄金的矿石与碾磨，使Au溶于中成金齐，再将蒸腾便得到粗金。混法提金收率在50%—60%之间。该法对高档次黄金矿处理比较适宜，不适于碲金矿、砷锑金矿。 (2)重选法：重选法是使用黄金与脉石的密度差异进行重力分选的办法，是人们从金矿中收回黄金的最陈旧的办法。重选法在脉金矿的选矿或提取工艺中，首要用于磨矿回路收回粗粒单体金。对砂矿的提金该法占主导，砂矿经粗选后须再选用重选、磁选、电选或由这些办法组成的联合流程精选，最终选用火法冶炼取得成色为85%一92%的制品金。 (3)浮选法：浮选法是一种重要而有用的富集金属矿的办法。该法很合适收回0.84mm的金粒。冶炼低档次金矿和金矿尾矿常用此法，该法对含金、铜、铅、锌的硫化矿也适用。浮选法关键在于捕收剂的挑选。 2、化学办法化学办法分为化法(又分：化助浸工艺、堆浸工艺)与非化法(又分：法、硫代硫酸盐法、多硫化物法、氯化法、石硫合剂法、硫酸盐法、化法、碘化法、其他无提金法)。 (1)化助浸工艺：化助浸工艺首要有富氧浸出和液相氧化剂辅佐浸出，如增加过氧化氢或，助浸，加温加压助浸，加Pb(NO3)2助浸等。 (2)堆浸工艺：一般，因为矿石均匀档次低，堆浸浸出率较低(50%～70%)，但因为堆浸为大规模出产，并且可通过改善制粒和喷淋办法，强化微生物效果，增加强化试剂、纯氧口。别的，浸出设备的改善也可进步浸出率。堆浸法工艺老练，流程简略，成本低，可是对矿石习惯性差，浸出速度慢，周期长，耗量高，废液严峻污染环境，且易受铜、铁、铅、锌、硫和砷等杂质的搅扰。 (3)法：提金办法较多，常见的有铁浆法、炭浆法、离子交换树脂法、锌粉(铝粉，铅粉)置换法、电积法、溶剂萃取法等，工业上使用较多的是铁浆法、锌粉(铝粉)置换法。用提金，溶金速度快，比化法快4—5倍，可避免浸出进程中呈现钝化现象;挑选性高，对一些难选难浸矿石浸出率高。缺陷是它不合适处理含碱性脉石较多的矿石，并且报价较贵，从贵液中收回金的工艺尚不老练比。 (4) 硫代硫酸盐法:硫代硫酸盐浸出法是根据碱性条件下，金能与硫代硫酸盐构成安稳的合作物Au(S2O3)23-。为避免S2O32-分化，常参加SO2或盐作安稳剂。研讨标明，在Cu2+催化效果下，金的溶解速度可进步17～19倍。该法特别适于处理含铜、锰、砷的难处理金矿石及碳质金矿。该法速度快，无毒，对杂质不灵敏，金浸出率高，但硫代硫酸盐耗量高，不安稳，所以至今没有推广使用。 (5) 多硫化物法: 使用含多硫螯合离子S22-、S23- 、S24-、S25-的多硫化物与适宜的氧化剂，通过多硫离子本身的岐化效果与金反响生成合作物。该法适于处理含砷、锑的含金硫化矿精矿。多硫化物的特点是挑选性强，浸出速度快，浸出周期短，金浸出率高达80%～99%。该法的缺陷是热安稳性差，分化发作和气，对环境有污染，对设备密闭性要求高。 (6) 氯化法:氯化法使用的是氯的强氧化性。在金一氯一水体系中，金被氯化而发作氧化并与氯离子合作进入溶液，故亦称水氯化法。氯化法有多种形式，如空气氧化一氯化浸金法，处理含砷碳质金矿，金浸出率达94%;焙烧一氯化浸金法，金浸出率达98%，比直接氯化浸金法高4%;炭氯浸金法，可使矿石预处理、浸出与收回在同一体系中进行;闪速氯化法，对传统的水溶化法进行改善，使通入的高度涣散，可进步6%的金提取率，并下降25%的耗费;电化学氧化法，在矿浆中参加氯化钠然后通电，使用电解发作的次氯酸盐使碳质矿石氧化。 (7)石硫合剂法: 石硫合剂法的原理是电化学一催化原理。可浸出含碳、砷、铜、锑、铅等的难处理矿石。 (8) 硫酸盐法:硫酸盐具有溶解金的才能。在酸性条件下，以MnO2作氧化剂，SCN-作合作剂，使用SCN-与Au的较强的配位才能，MnO2可先将SCN-氧化为可溶于水的(SCN)2，然后由它再将金、银氧化成可溶性配离子。此法金浸出率高，反响速率快，不污染环境。 (9) 化法和碘化法一化物浸出与氯一氯化物浸出类似。化法的特点是浸出快，金收回率高，试剂无毒，药剂费用与氯化法相差不大。 (10) 其他无提金法其他非试剂浸金法还有生物有机试剂法，如基酸类、类化合物和腐植酸类等。基酸类分子在适宜的氧化剂如效果下可使用其分子中的氮氧配位原子与金构成有利的可溶性螯合物，使金溶解。 1.4.3溶解金的收回办法溶解金的收回一般选用锌置换法和炭吸附法，树脂吸附技能也开端用于工业出产。分为：锌置换沉淀法、炭吸附法、离子交换法、其它收回办法。 1、锌置换沉淀法锌置换沉淀法也称为Merrill—Crowe法.金的收回率一般可达97.5%以上，且反响速度快，金停留量小。 2、炭吸附法包含炭吸附法(CIP)与炭浸出法(CIL)。CIP是在浸出完成后将活性炭参加专门的吸附槽中。从矿浆中吸附金，吸附时刻大约为浸出时刻的l/5;CIL则是把炭加在浸出槽中吸附金。 3、离子交换法阳离子交换树脂一般制成强碱性、弱碱性或二者的混合树脂 4、其它收回办法溶剂革取比较固体离子交换剂提金有速度快、挑选性好、抗中毒等长处。 1.4.4精粹办法首要有全湿法，它包含电解法、法、法、氯化法、还原法火法、湿法一火法联合法。

锑矿冶炼工艺概略：锑的冶炼办法有火法和湿法两种。我国用的矿藏质料，主要是硫化矿(辉锑矿)，其次是氧化矿和杂乱锑铅矿(主要是脆硫锑铅矿)。这些矿石一般要用选矿办法选出富块矿和精矿进行冶炼。 (1)火法炼锑 硫化矿经蒸发焙烧或蒸发熔炼，使Sb2S3变成Sb2O3(俗称锑氧)，再经还原熔炼和精粹，成为金属锑。还可用沉积熔炼法直接出产粗锑。 (2)锑氧出产 有4种办法：①硫化锑块矿的蒸发焙烧;②硫化锑精矿闪速蒸发焙烧;③硫化锑精矿鼓风炉蒸发熔炼;④硫化锑精矿旋涡炉蒸发熔炼。 (3)还原熔炼和火法精粹蒸发焙烧和蒸发熔炼所产锑氧含杂质很少，配入煤和少数纯碱(Na2CO3)，在反射炉内还原熔炼成粗锑。如需精粹，可持续参加纯碱，碱熔化后把压缩空气鼓入锑液，进行碱性精粹。 (4)电解精粹 选用电解办法进行精粹，能获得纯度较高的锑并能收回粗锑中的贵金属和其他有价值金属。 (5)沉积熔炼 此法适于处理富矿，不宜处理含铅的矿石。小规划出产多用坩埚炉，大规划出产用反射炉，有的厂用电炉。 (6)氧化锑矿石熔炼用鼓风炉熔炼成粗锑，鼓风炉习惯规划大，能够处理难熔矿石，对矿石档次要求不严厉，还答应氧化矿石中混有部分硫化矿。熔炼时以铁矿石、石灰石为熔剂，以焦炭为还原剂，产出粗锑。 (7)杂乱锑铅矿石熔炼这是一种难冶炼的矿石类型，广西大厂以脆硫锑铅矿为质料，选用欢腾炉焙烧，反射炉还原熔炼，所产粗合金吹炼蒸发锑、锑烟尘还原熔炼精粹出产高铅锑、精铅进行电解产精铅的办法。通过10多年的出产实践，已日趋老练，为杂乱的锑铅矿的处理积累了名贵经历。 火法炼锑是国内外传统选用的出产工艺，但由于在冶炼过程中，砷、硫污染环境严峻，因而迫使研讨使用新的湿法工艺。 (8)湿法炼锑用、溶液浸出硫化锑精矿，硫化锑与效果生成溶于水的硫代亚锑酸钠(Na3SbS3);以此溶液配制成阴极液，以溶液为阳极液，进行隔阂电积，得到含锑96%～98%的电锑。 我国对湿法炼锑的研讨使用已获得可喜的发展。80年代末，“氯化-水解法处理硫化锑精矿制取锑白新工艺实验”，已在几家厂商构成规划出产，“从浸取液中直接提取锑酸钠新工艺”研讨，也已使用于出产。氯(盐)氧化法制取锑酸钠，已在出产中选用。其特点是：质料习惯性强，含铅等杂质较高的锑矿也能处理，能归纳收回质猜中的锑和硫，基本上处理了硫烟污染问题。 (9)锑白出产锑白(Sb2O3)是锑的主要用途之一。我国用精锑出产锑白一般用反射炉。将精锑投入反射炉熔化，向锑液中鼓入一次空气，向液面上鼓入二次空气，使锑蒸气彻底氧化。氧化锑出炉后与很多冷空气集合，敏捷冷却，进入收尘体系，即得优质锑白。 (10)生锑生锑即工业用纯洁Sb2O3，是由高档次辉锑矿熔析而得，呈针状结晶，又称针锑。将硫化锑块矿破碎至粒度为20～30mm，在反射炉中增加1%～2%的纯碱助熔剂，于900～1000℃下，熔融分出，扒出残渣，出炉铸锭，即得含锑71%～73%的生锑。

增产降耗是铁合金生产永恒的话题，碳素铬铁生产亦是如此，尤其是近来铬矿资源馈乏，生产使用的铬矿往往品种杂乱，配矿单一，给工艺控制造成较大难度，稍有不慎则炉况恶化，生产不能顺行，技术经济指标难以控制。重庆铁合金(集团)有限责任公司近年来使用过十余中铬矿，在应对上述不利因素方面作了较多的探索。我们发现铬矿石中MgO与Al2O3的含量能直接反映铬矿的冶炼性能，针对不同的MgO/Al2O3值采取应对措施，效果明显，是碳素铬铁生产取得良好指标的关键。 1铬矿特性大致分类 1.1铬矿中的MgO/Al2O3值 传统上将铬矿石按粒度分为块矿和粉矿，按理化性能分为难熔矿和易熔矿。在生产实践中，我们发现铬矿的冶炼性能主要与其中MgO及Al2O3含量紧密相关。众所周知，矿石的粒度过小会影响炉料透气性，但可以通过一定的措施进行改善(如增大焦炭粒度、多加回炉渣铁等)，矿石的熔化性能也可以通过改变其入炉粒度在一定程度上得到改善。而铬矿中如果MgO及Al2O3含量严重失调，则会使炉况不顺，生态平衡产业指标下滑。在生产实践中我们以铬矿的MgO/Al2O3值作为衡量铬矿冶炼性能的一个重要指标。一般我们将MgO/Al2O3〈1称为低镁铝比矿，MgO/Al2O3〉1.5称为高镁铝比矿，MgO/Al2O3=1~1.5为中度镁铝比矿。 1.2MgO/Al2O3值与铬矿冶炼性能 MgO属碱性氧化物，在溶液中可电离成为Mg2+及O2-,具有较强的导电能力,因此,如果炉料中MgO含量过高,将会使炉料及所形成的炉渣比电阻减小,导电能力增强,电流急剧增大,电极上抬,刺火严重,反应区缩小,炉渣流动性差,产量下降,电耗上升;Al2O3属高熔点氧化物,当其含量过高时,炉料及炉渣比电阻增大,容易使符合使用不足,电极深埋,料面死火,炉温低,产量下降,回收率低,炉渣粘稠,炉衬易损坏.当炉料中MgO与Al2O3的含量达到一定的比例时,形成一种平衡,此时炉料的导电性能\熔化性能以及炉渣的熔点\黏度等都能达到一种良好的状态。在生产过程中我们注意到,无论何种铬矿进行配搭,当炉料MgO/Al2O3 1.5以后,则会呈现前述MgO过高的炉况,而MgO/Al2O3值越高情况越严重。根据铬矿中不同的MgO/Al2O3值,生产中应该采取相应的对策。 2参数选择 2.1二次工作电压 对高MgO/Al2O3矿,应选择较低的二次工作电压;对低MgO/Al2O3矿宜选择较高的二次工作电压。以500kvA电炉为例,当MgO/Al2O3>1.4,二次电压选择为105~110V;当MgO/Al2O3 2.2极心圆直径 高MgO/Al2O3矿及块矿,应选择较大极心圆直径;低错误!链接无效。及粉矿,则应该选择较小极心圆直径。 2.3炉膛深度 通过长期实践摸索我们感觉到,在碳素铬铁生产中,较深的炉膛有利于增加料层厚度,预热炉料,深埋电极,保持炉缸温度,减小热散失,取得较好的技术指标。中小型矿热炉参数一般是通过米库林斯基简易计算法来确定,在计算值的基础上将炉膛加深20%能取得较好的效果。 3渣型与碱度过控制 碳素铬铁生产为有渣冶炼,控制合适的渣型是生产的关键环节。渣型不应是一个固定的形态,不应该只按百分含量去调整其中的氧化物成分,调配渣型最直观的依据是MgO/Al2O3值和碱度。 3.1MgO/Al2O3 在矿种的搭配上,应努力将炉料的综合MgO/Al2O3值调至适中的范围内,我们的实际体会是:如果将MgO/Al2O3值调配在1.05~1.2范围内,再配以合适的碱度能取得较理想的效果,此种渣型导电性能适中,有利于电极深插而用足负荷,炉况稳定,料面火焰均匀,产量高,电耗低,各项指标良好。如果矿石中MgO/Al2O3 3.2炉渣碱度 除了MgO/Al2O3以外,炉渣碱度(MgO+CaO)/SiO2也是一个重要指标.碱度主要是以硅石的配入量来调节,但不能单纯强调碱度,必须要将碱度与MgO/SiO2值进行综合考虑,当MgO/SiO2较大时可适当控制较低碱度,而MgO/SiO2值小时应控制较高碱度,以使炉渣具有恰当的熔点\黏度和导电性能。一般情况,如果MgO/SiO2值在1.05~1.2范围内,碱度控制为1.1~1.25能取得较好效果。 4合金成分控制 合金成分控制主要是指合金中C\Si\S等杂质元素的控制,这些元素在合金中的含量与铬矿的性能及生产技术经济指标有较直接的关系。 4.1[C] 根据铬铁生产精炼脱碳机理,炉内降碳需要两大条件:①要具有较高而且稳定的炉内温度②必须在炉缸高温区存在有足够量的残存Cr2O3。必须同时具备这两个因素,精炼脱碳反应才能进行,产品的含碳量才能有所降低。因此,块矿\高MgO/Al2O3矿能生产出含炭较低的碳素铬铁,反之,粉矿\低MgO/Al2O3矿所生产的铬铁含炭都较高。而生产含炭低的碳素铬铁产品因需要保持较高的炉温和炉缸残存Cr2O3,需造高熔点渣,单位电耗都较高。 4.2[Si] 合金中硅含量与炉温及还原剂用量直接相关,[Si]含量高将使还原剂用量增加,单位电耗升高,但过低的[Si]含量不利于[C]\[S]控制,如果矿石中MgO/Al2O3低时,[Si]过低会导致负荷使用不足。因此合金中[Si]的控制应考虑矿石中MgO/Al2O3值,MgO/Al2O3值高时宜控制较低的[Si],反之,应将[Si]控制得稍高。 4.3[S] 合金中的硫主要是由焦炭代入,在生产过程中控制合金含[S]量的有效手段主要有两方面: 4.3.1调配合适的渣型。适当增加炉渣中CaO的含量,有利于增强炉渣的脱硫能力,增大硫在炉渣中的分配率,降低合金的含硫量。 4.3.2控制合适的合金成分。合金中的[Si]及[C]含量增加,会在一定程度上降低[S]含量。生产过程中的脱硫将增加冶炼的负担,需要控制较高的合金[Si],较高的炉渣(CaO),使焦耗\电耗增加,因此应严格限制入炉原材料中的硫含量。 5结束语  MgO/Al2O3值是铬矿的一个重要指标,在生产中应根据矿石中MgO/Al2O3值,对电炉电气参数\渣型及合金成分等方面采取相应的控制措施,方能取得良好的生产技术经济指标。

&nbsp; 拥有自主知识产权的红土镍矿冶炼经高炉镍铬生铁的发明专利及生产出大批镍生铁的实际成效是我国和世界镍 金属 生产技术的重大突破。技术变革及其快速进人生产应用领域，成功狙击了国际 市场 的疯狂炒作，2007年6月国际 市场 镍价大幅下降.　　在 市场 高镍价的情配下，2005年开始，国内民营企业开始利用炼钢高炉转产冶炼红土镍矿矿石生产镍生铁。经过10年试验，2006年3月由刘光火先生发明，并以其儿子刘沈杰名字向我国国家知识产权局申请的发明专利&mdash;红土镍矿经高炉冶炼镍生铁工艺技术的全部资料，由国家知识产权局予以公开发布。从海关进出口统计资料看，同年1月和2月红土镍矿进口量分别只有1.8万吨，3月以后我国民营企业开始大规模利用从菲律宾和印度尼西亚进口的红土镍矿矿石冶炼镍生铁，此后进口矿石量逐月增加，到年底利用进口矿石约300多万吨，产出镍生铁的含镍量约3万吨。2007年全国生产镍生铁的中小企业达到100多家，1~9月进口矿石1200万吨左右，目前许多矿石积压在港。　　目前我国中小企业生产的镍生铁的含镍量多在4%~8%，只能用作冶炼不锈钢的配料，在冶炼不锈钢时，尚需加人一定量的精炼纯镍。只有提高技术使镍生铁中的含镍量达到12％~15％，才能在冶炼不锈钢时完全替代纯镍。这就是产生矿石积压在港口的原因，也是今后民营企业需要攻克的技术难关。据最新资料，个别技术先进的企业已经可以生产出镍含量10％以上的镍生铁了。　　　　在众多的民营企业中，最大的、技术水平最高的企业是浙江青山控股集团。浙江青山控股集团的青浦镍生铁项目使用的生产流程为：矿石&rarr;矿石＋生水&rarr;烧结&rarr;烧结矿石冷却破碎&rarr;烧结破碎矿石+石灰石+焦炭&rarr;高炉冶炼&rarr;铸锭&rarr;铸锭精整包装。产品为镍铁（镍含量4％~7%)， 产量 18万吨／年。另外，该集团正在印尼OBI岛筹建镍生铁新项目，图谋在海外创业和发展。　　　　我国使用火法利用红土镍矿冶炼镍生铁，使不锈钢生产原料构成发生了重大变革，改变了全球不绣钢生产原料镍的供需格局，也改变了世界不锈钢 产业 的格局。低成本利用矿石质量较差的红土镍矿资源，符合资源节约型的历史发展趋势，翻开了我国不锈钢生产史的新篇章。　　目前高炉法的低品位产品 市场 容量已经饱和，加快发展10％以上品位的回转窑＋矿热炉工艺，可以进一步扩大红土矿火法镍的 市场 容量。到周边红土镍矿冶炼资源国家建立镍生铁企业，可降低运输成本，降低国内能耗，减少国内工业污染。

3月30日音讯： 高铝铁矿商场资源比较富余，本钱优势显着。日钢在成功处理高铝铁矿烧结问题的根底上，又在冶炼过程中处理造渣问题，以确保渣相组成合理，炉况顺行，完成了氧化铝负荷70～80kg/t的正常冶炼。 　　针对高铝铁矿冶炼的负面影响，日钢在炉料结构以及炉渣组戍操控研讨方面取得了以下发展: 　　(1)进步烧结矿中FeO含量。归纳入炉铁矿石FeO含量大约在8%～10%，远高于同行业界的水平，尤其是酸性烧结矿的FeO操控在12%～14%。烧结矿内FeO含量增高，尽管要进步烧结温度，添加高炉燃料耗费，但能有用操控烧结矿的低温复原粉化率。生产实践标明，RDI每升高5%，燃料比上升1%，产值下降1.5%。因而，日钢高炉考虑归纳目标，取得了非常好的效益。 　　(2)调理炉渣中氧化镁(MgO)含量，操控炉渣中MgO:Al2O3=0.65～0.80，三元碱度R3=1.50+0.05，四元碱度R4=0.95+0.05，取得合理渣相组成，改进炉渣流动性。一起，改进炉渣的脱硫才能。 　　(3)进步铁水物理热。跟着渣中Al2O3含量的添加，炉渣的熔化温度显着上升，有利于高炉炉缸的蓄热，操作时要确保铁水物理热T=1500±20℃，来改进渣动性。 　　(4)恰当进步冶炼渣量，操控烧结矿的Al2O3/SiO2比。进步烧结矿内Al2O3含量的一起考虑恰当进步SiO2含量，添加炉渣的稳定性。一般高炉冶炼高铝铁矿的经历，操控Al2O3/SiO2比为0.1～0.35，以确保烧结矿的质量，跟着Al2O3/SiO2比上升，Al2O3含量添加，烧结矿中玻璃质易于构成，烧结矿强度直线下降。日钢的高炉冶炼中炉渣Al2O3/SiO2比现已说到0.5～0.6，仍能够满意高炉操作，取得较好的效益。 　　(5)探索出不同Al2O3含量炉渣下适合的工艺办法，为完成低本钱冶炼奠定根底:ω(Al2O3)=15%～17%，操控炉渣二元碱度1.05～1.15，三元碱度1.50左右，四元碱度0.97左右，MgO/Al2O3比0.65～0.70，炉温操控ω[Si]<0.40%，能够确保物理热到达1480℃以上，冶炼顺畅。(Fiona)

铅锌矿冶炼办法：硫化铅精矿是炼铅的首要矿藏质料，其冶炼办法有火法和湿法两种。现在以火法为主，湿法处于实验研讨阶段。火法炼铅选用烧结焙烧 -鼓风炉熔炼和反响熔炼、沉积熔炼等办法。铅的精粹首要选用火法精粹，其次是电解精粹。 硫化锌精矿是炼锌的首要矿藏质料，也有火法和湿法冶炼。火法冶炼选用竖罐蒸馏、平罐蒸馏或电炉;湿法炼锌，近 20年来开展很快，已成为炼锌的首要办法。火法炼锌所得粗锌选用蒸馏法精粹或直接使用;而湿法炼锌所得电解锌，质量较高，无需精粹。 关于难分选的硫化铅锌混合精矿，一般选用一起产出铅和锌的密闭鼓风炉熔炼法处理。关于极难分选的氧化铅锌混合矿，我国有共同的处理办法，即用氧化铅锌混合矿原矿或其富集产品，经烧结或制团后在鼓风炉熔化，以便取得粗铅和含铅锌熔融炉渣，炉渣进一步在烟化炉烟化，得到氧化锌产品，并用湿法炼锌得到电解锌。此外，还可用回转窑直接烟化取得氧化锌产品。 我国铅、锌精矿产品中含有丰厚的伴生组分，在冶炼进程已归纳收回，经济效益非常可观。冶炼铅时归纳收回的有铜、硫、锌、金、银、铂族金属、铋、、镉、硒、碲等产品。冶炼锌时归纳收回的有硫、铅、铜、金、银、铟、镓、锗、镉、钴、、等产品。

我国的镍矿类型首要分为硫化铜镍矿和红土镍矿。红土镍矿的镍含量低于硫化镍矿，曩昔不受注重，但跟着可挖掘的硫化镍矿资源的日益干涸和镍需求的报价举高，厂商开端把注意力转向红土镍矿，国内乃至有些钢铁厂商计划很多进口印尼红土镍矿，以加工下降出产成本。跟着红土镍矿资源不断地开发，红土的镍矿冶炼工艺也越来越遭到人们的重视。 一般来说，现在咱们将红土镍矿的冶炼工艺分为三类，即火法工艺、湿法工艺以及火法-湿法结合工艺。下面我国矿产商业网专家就为您详细解说各个冶炼工艺的处理流程。 1、火法工艺 红土镍矿的火法冶炼工艺还能够分为：镍铁工艺、镍硫工艺以及复原焙烧-磁选法三类。 (1)镍铁工艺 镍铁是选用火法工艺处理镍红土矿的产品，其工艺流程为：首先将矿石破碎到50-150mm，在回转窑煅烧，700℃产出焙砂，将其加电炉，再参加10-30mm的挥发性煤，经过1000℃的复原熔炼，产出粗镍铁合金，再经过吹炼产出制品镍铁合金。 (2)镍硫工艺 该工艺是在出产镍铁工艺的1500-1600℃熔炼进程中，参加，产出低镍硫，再经过转炉吹炼出产高镍硫。出产高镍硫的主见工厂有：法国镍公司、印尼的苏拉威西.梭罗阿科冶炼厂。 (3)复原焙烧-磁选法 该法是使用粉煤灰作为复原剂，在450℃高温下激烈复原固相氧化镍和氧化钴，使焙砂中的镍和钴100%呈金属状况，然后经过湿式磁选收回镍和钴。 2、湿法工艺 红土镍矿的湿法冶炼工艺可分为：复原焙烧-浸工艺和常压酸浸工艺，此外还有加压酸浸工艺、微波加热-FeCl3氯化法、生物浸出工艺等。 (1)复原焙烧-浸工艺 该法是由Caron教授创造，最早在古巴得到应有。工艺为：将红土700℃温度复原焙烧成镍、钴合金，再经过多级逆流浸。镍、钴等金属进入浸出液。浸出液经硫化沉积，沉积母液再除铁、蒸，产出碱式硫酸内，煅烧后转化成氧化镍，也可经复原出产镍粉。 (2)常压酸浸工艺 该法是现在红土矿处理工艺研讨较为抢手的方向。工艺为：对镍红土矿先进行磨矿和分级处理，将磨细后的矿浆与洗涤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，过滤进行固液别离，得到浸出液用CaO或Na2S做沉积剂进行沉镍。 3、火法-湿法结合工艺 火法-湿法结合工艺的工厂，现在世界上只要日本冶金公司的大江山冶炼厂。首要工艺进程为：原矿磨细与粉煤混合制团，团矿经枯燥和高温复原焙烧，焙烧矿团再磨细，矿浆进行选矿别离得到镍铁合金产品。   信任跟着硫化镍矿资源的日益匮乏，镍产值的扩大将首要依托与红土镍矿。红土镍矿的冶炼工艺也将成为镍职业能否快速开展的关键所在。

直接往含钒铁水中增加6%的纯碱、8%的铁皮，处理后得钠化钒渣。含钒铁水的脱钒率可达60%～80%。钠化钒渣含V2O5达6%以上。主要成分为NaVO3、Na4V2O7、Na3VO4的复合物。硫构成Na2S进入渣相，脱硫率大于80%；磷构成Na3PO4进入渣相，脱磷率60%～80%。所得半钢的硫、磷含量均低于制品钢的规格，因而可在转炉内完成无渣或少渣炼钢。 选用天然碱处理含钒铁水得到的钠化钒渣，曾在四川西昌410厂进行过湿法提钒及收回钠盐的扩展试验。天然碱取自河南吴城及内蒙古西林郭勒盟及鄂尔多斯湖等地。天然碱是Na2CO3及少数NaHCO3、Na2SO4、NaCl的混合物。所得钠化钒渣的成分如下：成分V2O5Na2OPSiO2S%12.8840.861.289.42.09 工艺流程共分6步：1）碳酸化浸取；2）浸取液的氧化及净化；3）深度碳酸化、浓缩结晶分出NaHCO3；4）碱性铵盐沉钒、制取；5）沉钒后液蒸、回来沉钒、后液回来浸取；6）NaHCO3煅烧得纯碱、煅烧得产品V2O5。 此流程在技术上有诱人的远景，扩展试验已成功，产品合格。但纯碱直销严重，故未能施行。

创建铁矿粉综合品位性价比计算法 2014年初以来，由于铁矿资源供大于求的局面出现，铁矿石价格大幅度下滑，迅速由卖方市场转变为买方市场。在这一情况下，钢铁企业如何采购铁矿资源，优化配矿结构?总的认为，优化配矿结构降低炼铁成本应该转变为建立新的主矿体系和实行铁矿资源性价比的最优化。 面对我国钢铁企业布局的现实，沿海港口企业和内地企业在配矿结构和铁矿资源优化问题上，应有所区别。沿海港口企业基本零运费，内地企业要考虑运费对成本的影响，其与铁矿资源高价时代相比，运费占成本的比例大大升高了，内地企业更需要精料，不能把成本花费在负价值的酸性脉石和水分上。但不论港口企业还是内地企业，都应该用铁矿资源冶金价值的性价比作为降低炼铁成本的主要措施。配矿结构的优化应让位于性价比的优化，但不等于没有配矿结构优化的问题了，优化配矿仍然是降低炼铁成本的一项重要内容。 优化铁矿粉性价比和配矿结构的思路 一些企业的采购和配矿部门，直接采用进矿单位比上表观品位。例如，购进铁矿粉的价格为干吨480元，表观品位为62%，单位品位的性价比即为480/62=7.74元/百分比。这样的计算方法与实际差别很大，它缺少了两大步：一是没有根据其脉石含量和有害元素评定和计算综合品位，二是没有依据表观品位价与综合品位价计算岀综合品位性价比。而这两者恰是优化铁矿粉性价比的新思路和新概念。 现在与2014年以前相比，铁矿石价格的大幅下滑造成配矿结构状态变化：内地企业运输费占矿价的比重大大增加了，低价矿等经济炉料在混合矿中的性价比大大降低了。配矿结构的这种状态变化说明，SiO2和Al2O3等脉石含量和有害元素高的铁矿粉占烧结、炼铁成本的比例大大升高了，即矿价大幅下滑后配矿结构的思路和理念须要调整，高品质矿的品位性价比已呈现相对合理的状态，低品质矿的性价比已不如高品质矿。如此，优化配矿结构就回到高品位、低SiO2和Al2O3的赤铁矿或磁铁矿与高、中水化程度的褐铁矿的合理搭配上。 铁矿粉综合品位性价比评价更科学 铁矿粉综合品位评价与计算。众所周知，铁矿粉的不同脉石含量和S、P、K2O、Zn等有害元素对其造块和高炉冶炼都有不同程度的消耗和影响。所谓铁矿粉综合品位价，即扣除不同脉石含量、烧损和有害元素后的实际品位，铁矿粉综合品位评价法是根据前苏联科学院院士M.A.巴洛夫提出的铁矿石冶金价值的计算方法经修正得出的用于粉矿的计算方法：TFe =TFe/(1-LOI)×[100+2R2(SiO2+Al2O3)/(1-LOI)-2(CaO+MgO)/(1-LOI)+2(S+P)/(1-LOI)+5×(K2O+Na2O+Pb+Zn+Cu+As+CL)/(1-LOI)]-1×100%。式中，R2为炉渣二元碱度，其余均为铁矿粉的化学成分，LOI为烧损值。 根据表1数据，买进表观55.7%品位的马来西亚矿粉，由于其含酸性脉石和有害元素，经综合计算后的品位仅为41.84%。41.84%品位的铁矿粉用于烧结和高炉炼铁，依据不同品位铁矿石冶金价值理论，不但没有效益，而且会造成负的经济损失，这就是铁矿粉综合品位评定的价值。 铁矿粉综合品位性价比的计算法。铁矿粉用于造块和高炉冶炼，由于品位高低不同和铁矿石的酸碱度不同，会造成高炉炼铁渣铁比、吨铁用矿量和燃料比不同。品位低的铁矿石，用于高炉炼铁，不仅吨铁用矿量大，而且渣铁比大，造成高炉冶炼的效率低、产量低和燃料比高。因此，不同品位铁矿石的冶金价值是不一样的，不同含铁品位铁矿石的冶金价值列于表2。65%品位的铁矿粉，单位品位的价值为9.23元，而50%品位的价值为2.22元，当品位低于46%后不仅没有价值而且成了负值。 1%品位价格低不等于综合品位性价比高，企业采购铁矿粉应选择综合品位性价比高的采购。同时还应遵循不同品位的冶金价值和配矿结构的合理性，由于综合品位≤45%的冶金价值为负值，企业采购品位低于45%的铁矿粉不会给企业带来降低成本的效果，反而由于高炉指标的恶化和燃料比的升高，会提高生产成本。 由表3和表4各项计算结果可见： 企业采购铁矿粉决定成本的依据不是到厂价和1%品位的价格最低(俗话说最便宜)。硫酸渣的到厂价最低，但由于硫酸渣的综合品位仅有48.12%，在15种铁矿粉中性价比排名第10位，也就是说综合品位性价比是很低的，不值得采购。以此类推，水洗粉、马来西亚粉和巴西粗粉(低)也是由于它们的综合品位性价比低，企业采购这些矿粉，经济效益会很低，甚至会是负效益。特别是水洗粉和马来西亚粉，它们扣去了酸性脉石和有害元素的影响，综合品位均低于45%，不会给企业创造效益。 决定铁矿粉综合品位的因素主要是其酸性脉石(称负价元素)、碱性脉石(称有价元素)和有害元素(也是负价元素)的含量。如外蒙粗粉本身品位并不高(58%)，但其酸性脉石(SiO2+Al2O3)低，两项之和仅为3.2%，而其有价元素含量高，CaO+MgO之和为7.2%，形成实际品位高于表观品位，它的性价比达到>1.00的程度，其性价比排序为第1;若其硫含量不是3%，而是 由以上分析可见，综合品位性价比不仅反映了表观的品位和到厂价，同时还包含了其综合品位及其价格，它是评价铁矿粉性价比的一种科学计算法。 如何优化配矿结构 在低矿价的现状下，烧结、高炉炼铁再吃低价矿和经济炉料，应采用科学的计算方法，算算它们的综合品位和性价比去采购。这样采购来的铁矿粉，烧结不能采用单一的铁矿粉生产，而需要建立主矿体系和配矿结构。企业建立主矿体系和配矿结构应有合理的战略举措和实施方案。 优化配矿结构的两大战略举措。烧结是高炉的主料，降低炼铁成本首先要抓降低铁料采购和烧结的成本。降低铁料的采购成本，其战略举措：一是降低采购成本，不降低入炉料的质量，建立长期稳定的主矿体系，确保烧结生产的产、质量稳定;二是坚持低燃料比的战略举措。虽然铁矿石的价格大幅度回落了，但燃料的价格变化不大，焦炭的价格还在1100元/吨徘徊，燃料比占炼铁成本的比重已由以往的30%上升到目前的40%。同时，高燃料比不符合节能减排的大方针，也不符合低成本和环境保护要求。 优化配矿结构的3项实施方案。执行降低采购成本、不降低入炉料质量的战略举措，依据新日铁的经验，建立企业长期稳定的主矿体系，可采用以下3个实施方案： 一是以高水化程度褐铁矿(杨迪矿和罗布河矿)作为原料(其用量为40%~70%)，其余部分配入高品位、低SiO2、低Al2O3的赤铁矿(巴西矿或南非矿)或相应的国产磁铁矿粉相配合，所得到的烧结矿与采用全优质赤铁矿粉具有同样优良的成品率和性能。 二是以中等水化程度的马拉曼巴褐铁矿粉(西安吉拉斯粉、麦克粉、何普当斯粉)作主要原料时，由于其粒度细，料层透气性差，可以采用比生石灰更优的黏结剂强化制粒，改善料层透气性和提高成品矿强度。 三是同时以高水化程度的褐铁矿和马拉曼巴矿为主要原料的烧结技术，以粗粒作制粒的核心，以几种微粒作包裹料强化制粒，改善烧结料层的透气性，确保生产率不下降。 实施以上3个方案，提高褐铁矿的使用比例，可降低采购成本，不降低入炉料的质量。 坚持低燃料比的原则。烧结和高炉炼铁的低燃料比战略，既是低成本战略，也是节能减排、改善环境保护的战略。依据国外和我国宝钢的经验，降低高炉炼铁的渣铁比，主要通过优化高炉炉料结构和改善烧结矿质量两个方面来实施。当前，优化高炉炉料结构应适当提高烧结矿碱度，增加高品位球团矿和块矿的入炉比例，而不是降低烧结矿碱度，增加烧结矿的比例;改善烧结矿的质量首先应掌控烧结矿1.9～2.4的最佳碱度范围和提高烧结矿的含铁品位，将影响烧结矿的主要化学成分掌控在合理的范围内，合理的炉料结构和高而稳定的烧结矿质量是高炉炼铁低燃料比的重要基础。

铅从原矿开端，经过采矿和选矿，得到含铅45%-70%的铅精矿，然后送入冶炼厂进行冶炼。 炼铅质料 炼铅质料大部分是硫化铅精矿，小部分是铅锌氧化矿，其间所含有价金属简直都可在冶炼进程中收回。我国硫化铅精矿中常含有以下有价金属：铅、锌、铜、砷、锑、铋、镉、、金、银、硒、碲、铟、锗、。在烧结进程，95%以上的进入烟气;70%的，30～40%的镉、硒、碲，以及一小部分砷、锑、铋等金属进入烟尘;其他留在烧结块和返粉中。在鼓风炉熔炼进程中，简直悉数的金、银和大部分铜、砷、锑、铋、锡、硒、碲进入粗铅，95%以上的锌、锗，50%以上的铟进入炉渣，80～90%的镉进入烟尘。在火法开端精粹进程，粗铅中的铜、锡、铟大部分进入浮渣，金、银、铋等金属留在铅中。在铅电解精粹进程，比铅更正电性的金属如金、银、铜、锑、铋、砷、硒、碲等不溶解而留在阳极泥，比铅更负电性的金属如铁、锌、镍、钴与铅一道溶解，进入电解液，但不在阴极分出。 从烧结机烟气中可收回，烟尘一般回来配料，经循环富集后收回镉和。处理鼓风炉烟尘可收回镉、锌、铟、等金属。 浮渣熔炼时产出粗铅、冰铜(包含砷冰铜)、炉渣和烟尘，可从冰铜和炉渣中收回铜、铅，从烟尘中收回铟和砷。处理含锡较高的粗铅时，高锡浮渣可经重选得到铅精矿和锡精矿，别离收回铅、锡。 我国低档次铅锌氧化矿在鼓风炉化矿进程中，一部分铅、锌、镉、锗蒸发进入烟尘，一部分进入粗铅，大部分留在熔渣。熔渣经烟化炉蒸发，铅、锌、镉、锗进入烟尘，再从烟尘中收回。 精粹 经过初级冶炼后得到的粗铅进一步精粹，有火法和湿法两种。现在世界上以火法为主，湿法炼铅尚处于实验研讨阶段。国外以火法为主，我国以电解精粹为主。电解法的特点是能更好地收回金、银、铋等有价金属，并得到纯电铅。火法精粹则较灵敏，可依据粗铅中杂质状况和商场的需求安排出产，出资也省。首要冶炼工艺介绍 基夫塞特(Kivcet)炼铅：1967年前苏联有色金属矿冶研讨院开端实验;1988年完结了工业化连续出产。该工艺是由原苏联的莫斯科有色研讨院和哈萨克斯坦一起研发完结的。意大利萨米公司购买了该项专利权并在威斯麦港(VesmePort)建设了一座8万吨/年粗铅厂。许可证和根本设计费高达1000万美元，出资巨大。基夫塞特法炼铅对物料的制备要求严厉，入炉炉料经配料后要求充沛枯燥至水份0.5%以下，粒度要求100目左右。终渣含铅3%以上，仍有低空污染问题，出产能耗高。 QSL炼铅：由德国鲁奇公司等研发的，已在我国、德国、韩国建厂，该工艺对质料制备要求相对较为宽松，物料水份、粒度组成不受严厉的约束。因为氧化与复原在同一个设备中完结，终渣含铅为5%-10%，氧耗高、电耗高。 富氧顶吹浸没熔炼法(ISA和Ausmelt炼铅)：是澳大利亚联邦科学工业研讨安排(简称CSIRO)在20世纪70年代初开端研讨开发的顶吹浸没喷技能衍生出来的熔炼办法，属熔池熔炼领域。20世纪70年代末澳大利亚MIM与CSiRO协作开发熔炼技能直接炼铅，并以艾萨炼铅法获得专利权。20世纪80年代初顶吹浸没喷技能发明人组建了Ausmelt公司并在喷和一些新的运用领域进行了开发，至此MIM和Ausmelt两家公司均获得了该项技能的转让权。该技能选用两台相同结构的竖式炉子别离进行氧化、复原熔炼。现在，ISA法氧化段出产已趋正常，氧化炉产出的SO2烟气可供制酸，但复原段出产稳定性较差。一起，该工艺氧替换频频，一般4-7天需替换一次，作业率低，换组织杂乱，且出资较大。 卡尔多转炉炼铅：由瑞典波立登公司开发的技能，是氧气冶金在顶吹转炉上的一种运用，也属熔池熔炼领域。 炼铅工艺分两段进行：富氧熔化并氧化，熔融物料复原熔炼，渣含铅可依据复原剂用量和复原时刻断定，渣含铅也在3%左右。但氧化和复原产出的烟气，二氧化硫含量有较大差异。氧化段烟气，二氧化硫浓度高达16%，复原段产出烟气二氧化硫浓度低于400PPm。为了酸厂的连续出产，氧化段烟气先经紧缩冷凝使50%的二氧化硫液化，剩下的烟气中的二氧化硫制酸。 ISA和Kaldo实践意义上都不是一步炼铅，只要Kivcet和QSL法属一步炼铅，前者要不是两个炉子别离氧化复原，要不分阶段进行。 鼓风炉法炼铅：该工艺铅冶炼出产能耗高，发生SO2浓度低，不能完结两转两吸制酸，污染较为严峻，劳动条件差。依据设备不同又分为烧结锅-鼓风炉、烧结机-鼓风炉和密闭鼓风炉ISP。烧结锅-鼓风炉国家已明确规定在2000年前有必要筛选。现在大部分现在出产的厂商首要用的是烧结机-鼓风炉工艺。ISP技能能够运用混合铅锌矿质料进行冶炼，具有质料习惯规模广，工艺本钱低一级长处。 氧气底吹炼铅(SKS)：1998年，多家单位出资协作使用水口山底吹炼铅实验车间，展开了氧气底吹熔炼-鼓风炉复原炼铅(即SKS法)验证实验作业，经两个多月的实验证明，工艺牢靠、目标可行。完结了用底吹熔炼替代传统炼铅工艺中的烧结和返粉破碎工序。因为底吹炉烟气SO2浓度高，利于制酸，硫的收回率高达95%～96%，一起因为取消了烧结返粉破碎，彻底根治了SO2和铅扬尘污染。底吹熔炼进程不需外加燃料，彻底自热并可使用部分余热发电节能。 更首要的是底吹进程约有50%的铅经过交互反响直接产出粗铅，进入鼓风炉的高铅渣含铅40%～45%，与烧结块含铅平起平坐，因而鼓风炉熔炼的物料与烧结工艺比相应削减约50%，因而，焦炭耗量显着下降，从而使炼铅本钱低于传统工艺，加上硫酸的赢利，可获得杰出的经济效益。该工艺质料习惯性强，既可直接处理各种档次的铅精矿，也能够处理各种含铅物料、次生料，如铅极板、废旧蓄电池等。

一、前言 我国属于铬矿资源贫乏地区，大部分铬矿依靠国外进口。因此，研究供应充足、价格便宜的粉状铬矿生产高碳铬铁的工艺流程具有重要意义。 目前，粉状铬矿冶炼高碳铬铁的工艺流程主要有直接入炉冶炼和预处理－冶炼两种。前一种根据冶炼设备不同，有矿热炉冶炼和等离子扩冶炼两种不同工艺；后一种根据预处理方式不同，有烧结－冶炼、制球－冶炼和压块－冶炼三种不同工艺。 比较而言，烧结铬矿的热稳定性和还原性较好，烧结－冶炼流程的工艺成熟，矿耗和能耗低，经济效益好，各广家采用较多。对烧结工艺和烧结矿的物化性能进行了详细的论述；本文着重介绍不同配比方案的试验情况。并旦在此基础上。对烧结铬矿冶炼高碳铬铁的炉内状况作一分析。 二、矿热炉冶炼高碳铬铁炉内基本状况 （一）炉内物料特征区域 在正常的冶炼情况下，矿热炉冶炼高碳铬铁炉内有八大物料特征区域。从上至下分别是散料层、融熔层、残熊层、带焦渣层、炉渣层、残矿层、出炉金属层和积铁层。各区域的化学反应类型强度，炉料和炉气的组成、状态不同，并且在一个冶炼周期内其变化是时间的函数。 （二）炉内主要化学反应 矿热炉冶炼高碳铬铁所涉及的主要化学反应可概括为三种类型：它们是矿物氧化成份的还原反应、成渣反应和金属液的脱碳、脱硅反应。 1、还原反应2、成渣反应3、脱碳、脱硅反应（三）炉料和炉气运动规律 在矿热炉内炉料和炉气相向运动，互为阻力，彼此依存，互为消长。 1、炉料下降取决于如下力学关系     P＝P有效－△P     式中P为决定炉料下降的力；         P有效为有效重力，由下式决定：         P有教＝P料－（P摩＋P液）         P料为炉料拄本身重力；         P摩为炉衬对炉料和料块内部之间的磨擦阻力；     △P为炉气通过炉料的总压差，近似表示上升炉气对炉料的阻力或支撑力，其影响因素可概括为如下通式：f为阻力系数，在矿热炉条件下，其为无因次常数； w为一定温度和压力下，炉气通过炉料层的实际流速，m/s； ρ为气体实际密度，Kg／m3； H为炉料层的高度，m； D为散料颗粒间通道的当量直径，由下式决定： D＝4ε/s，(m) S为单位容积散料总表面积，即此表面积： ε为料层空隙率，即料层空隙体积与散料堆体积之比。 2、炉气上升是因为炉料柱存在着上下压差△P。由式(3)变形可知，炉气上升的影响因素有炉科的当量直径D和炉料层的高度H等。 三、试验 （一）试验条件  1、 设备主要参数 生产试验在3000KVA的矿热炉内进行 表1  电炉设备的主要参数变压器容量一次测电压二次电压电极直径极心圆直径炉膛直径炉膛高度3000KVA10KV105V600mm1400mm3070mm1552mm 2、原料化学成份和粒度 表2  试验所涉及的主要原料的化学成份和粒度原料化学成份（%）粒度（mm）名称Cr2OaFeOSiO2CaOMgOAl2O3固定碳水份矿151.1714.366.392.6311.6711.83-2.5≤50矿250.1712.366.442.8017.339.43-3.0≤30矿331.3720.8413.41.1215.649.18-3.2≤30矿451.6714.446.42.5411.5811.88-11.5粉状焦炭------83.8119.86～18 注：矿1、矿2、矿3和矿4分别为烧结铬矿、高品位块状铬矿、低品位块状铬矿和粉状铬矿。 （二）试验方案 表3  按因素转换法安排试验，方案方案精矿配比（kg）入炉铬矿综合成份（%）矿1矿2矿3矿4Cr2OaFeOSiO2MgOAl2O3CaO一3000200043.2516.959.1913.2610.772.03二3500150045.2516.308.4312.3611.042.18三300010010047.3114.067.7912.4511.312.31四010919020043.6413.199.0714.3812.652.06 注：铬矿配比以500kg为基准。 （三）试验过程参数 表4  试验过程的主要操作参数及炉渣平均成份方案平均有功功率kwh平均视在功率kwh焦矿比t/t功率因子%炉渣情况Cr2OaSiO2CaOMgO碱度一277639600.19190.146.8730.012.5327.801.01二275537870.17691.0410.3026.622.7526.101.08三264937190.19690.8213.0522.592.7323.871.16四272333810.10089.117.2524.672.1123.461.24 （四）试验结果 表5  各方案的合金平均成份和技术经济指标方案合金主要成份平均百分比技术经济指标CrSiC日产电耗回收率矿耗焦耗成本一59.943.067.8319.2863333.788.801.9090.36522582二61.262.517.8518.5203373.778.832.1010.36992282三62.861.858.2921.9242786.993.511.6530.32422282四61.761.878.2318.2533400.488.651.9020.37812362   注：1、成本指每吨铁的电耗、矿耗和焦耗的费用之和，即工艺成本。  2、日产、电耗、矿耗、焦耗和成本的单位分别为吨/天、kws/t、t/t、t/t和元/t。 四、讨论 （一）烧结铬矿冶炼高碳铬铁的特点 矿热炉冶炼高碳铬铁过程充满着矛盾。例如炉料下行与炉气上行的矛盾；炉温与反应速率的矛盾；焦矿比与电极有效工作端的矛盾；冶炼强化与顺行的矛盾等等。在一定的设备和原料条件下，这些矛盾制约着冶炼的强化、生产率和综合效益的提高。 烧结铬矿结构疏松多孔，表面积大，反应性能好，同时其具有一定的残焦含量（见表2）。因此，在烧结铬矿冶炼高碳铬铁时，焦炭的利用率高、配入量小，焦矿比低，有利于冶炼负荷的控制。 同时，烧结铬矿具有一定的高温强度且内部存在着大量的微孔隙，料层空隙率占大，由式(4)可知，其散料颗粒间通道的当量直径D大，料层透气性能好，在强化冶炼条件下，有利于炉况的稳定。 烧结铬矿的这些性能特征为提高入炉铬矿的综合品位进行强化冶炼提供了可能性。根据试验情况，由于烧结铬矿的加入冶炼，在保持较低的视在功率和较高的功率因素的情况下，与方案四比较，方案一、方案二和方案三入炉铬矿的平均综合品位和平均日产分别提高1.62%和9.08%．冶炼强化效果明显。 另外，烧结铬矿表面积大，根据传热方程： Dq＝a×F×△T×d 在一定的初始温度差△T的奈件下，炉气和炉料单位时间内交换的热量Q大，排出炉外的炉气的温度低，能量利用率高，冶炼的负荷要求和电耗低（见表4、5）。 （二）烧结铬矿的配入量问题 方案一和方案二试验结果表明，在铬矿配比中烧结铬矿的比例不能过大。烧结铬矿透气性能好，颗粒间通道的当量直径D大。由式(3)可知在矿热炉冶炼条件下，D增大，则炉气的流速w提高，炉气在炉内停留时间变短。这导致炉气和炉料热交换不充分，排出炉外的炉气的温度高炉气带走的热能总量多，电耗增加。 同样，由式(3)可知，烧结铬矿的用量增加。炉气的速率W提高，炉气的密度ρ减小。加上炉气与炉料热交换不充分，上部炉料的温度过低。主要在散料层和融熔层上部进行的反应，实际分下面二步进行： 3（FeO－Cr2O3)＋3CO＝3Fe＋3Cr2O3)＋3CO2 3CO2＋3C＝6CO 其在温度低、炉气(主要成份为CO)密度小的情况下，反应的速率和限度大大降低。此加重了残焦层等区域的反应负担，甚至大量残矿和残焦到达炉子下部反应区，使带焦渣层、炉渣层和残矿层成为一个混合渣层。 因为大量的呈固体颗粒状的残矿和残焦的存在，混合渣溶点高，流动性差，下部反应区的反应条件恶化，矿和焦大量流失，矿耗增加。 另外，由于烧结矿具有一定的C含量且表面积大反应性能好，其配入量过大，入炉的焦矿比降低，比较而言，负荷给不足，视在功率和有功功率都有所降低（见表4）。 （三）有关搭配铬矿的问题 方案三在：方案一的基础上，使用高品位的粉状铬矿代替50%的低品位块状铬矿，日产和回收率分别提高13.68%和4.71%，电耗下降16.40%，获得好的技术经济指标。这表明方案一的透气性能指标较其炉内反应强度过剩。 与方案一比较而言，方案三入炉铬矿的综合品位提高4.06%，这有利于提高炉内反应强度，增加单位时同内的炉气流量，从而使冶炼强化透气性能指标的过剩量减少，有利于炉况的活跃和稳定。同时，入炉铬矿的综合品位提高，层渣量减少，炉渣带走的铬元素总量和热量减少，矿耗和电耗下降（见表5）。 粉状铬矿代替块状铬矿，散料颗粒间通道的当量直径D减小，炉气速率下降，炉气和炉料热交换充分，有利降低电耗。另外，低价位的粉状铬矿的加入，在保证炉况正常的情况下，亦有利降低成本，提高综合效益。 五、结论 （一）烧结铬矿冶炼高碳铬铁是可行的。 （二）烧结铬矿冶炼高碳铬铁，搭配一定量的块矿、粉矿是获得好的经济效益所必需的。

一、导言 我国归于钼资源大国和出产大国，每年钼出口量占总产量的一半以上，产品以钼铁、钼精矿、钼酸铵为主。因为选冶工艺相对落后，大部分产品中杂质超支，因而急待开展钼工业的选冶研讨，特别是钼提取工艺的研讨，具有十分重要的经济和社会含义。提取钼的首要质料为辉钼矿，处理钼精矿的工艺首要分为火法工艺(焙烧-浸)和全湿法工艺两大类，其间占主导地位的是火法工艺。 二、火法工艺 该工艺是将辉钼矿进行焙烧得到钼焙砂，然后经过进步法或湿法制得三氧化钼，再经氢复原出产金属钼粉。依据焙烧设备或添加组分的不同，可将辉钼矿的焙烧工艺分为回转窑焙烧工艺、反射炉焙烧工艺、多膛炉焙烧工艺、流化床焙烧工艺、闪速炉焙烧工艺。 （一）传统焙烧工艺 现在国内大部分中小厂商均选用回转窑焙烧工艺。与多膛炉比较，回转窑出资小，设备及工艺简略。回转窑焙烧工艺的首要问题是出产才能小，炉体寿命短，出产率低，焙砂含MoO2高，影响后续浸工序钼的提取率，因而国外很少用这种工艺。 反射炉是一种陈旧的工艺办法，现在国内部分小厂商仍选用反射炉出产MoO3。辉钼矿焙烧时的加料、出料及炉料的拌和都是人工操作，焙烧热量由煤重油或煤气焚烧供应，结合炉门操控焙烧温度。 国外厂商多选用多膛炉焙烧工艺，climax公司较早选用多膛炉焙烧工艺处理辉钼矿，我国现在最大规划的多膛炉为金堆城钼业公司的12层四耙臂多膛炉。多膛炉的缺陷是处理量有限，可移动部件太多，炉子寿命短，温差大。 钼精矿的流态化焙烧被认为是现在较为抱负的焙烧办法。流化床焙烧是一种较先进的焙烧技能，具有氧化脱硫率高的长处，广泛用于硫化矿的冶炼出产。1998年堤岸化学公司规划并出产出由振荡给料、气流分配设备、流化气预热设备和胀大器等构成流化床焙烧炉。该炉已替代了运用了60多年的多膛炉，获得了好的作用，氧化钼转化率可达99%。 不少学者进行了辉钼矿闪速炉焙烧的实验研讨，获得了满足的成果，但未见工业化的报导。选用闪速焙烧的办法处理钼精矿是选用闪速炉焙烧出产MoO3。钼精矿经预热(650～750℃)后从顶部参加闪速炉中，与预热的富氧空气或氧气和二氧化硫混合气逆流触摸。焙烧进程中经过炉膛中的冷却水管调理反响带的温度为550～650℃，以便操控辉钼矿的氧化速度，确保物料中大部分铼的进步，并尽可能避免钼的蒸发，并经过烟气收回铼。钼、铼的收回率均很高，其间铼的收回率在95%左右。因为焙烧进程氧气运用较充沛，烟气中二氧化硫可以经过液化制备液态二氧化硫，然后避免了含硫烟气的环境污染。 焙烧工艺的研讨首要会集在改善焙烧炉或焙烧办法，运用焙烧工艺处理硫化钼精矿得到MoO3，该工艺存在许多问题：⑴钼精矿焙烧进程中发生很多烟气，严峻污染环境。烟气中含很多SO2，且浓度低不易收回。此外，还含有很多金属粉尘。⑵在焙烧进程中，约有3%左右的钼以粉尘方式从烟气中丢失，在后续浸进程中又有5%以上的钼以渣方式丢失掉，整个出产进程钼收回率仅为85%～90%，辉钼精矿中伴生的稀有元素铼简直悉数随烟气跑掉，现在国内只要很少数供应商进行收回，且铼收回率仅在70%左右。⑶传统工艺不适合处理低档次矿石和杂乱矿，跟着钼工业的开展，高档次和简略处理的含钼矿石会越来越少，而低档次和杂乱矿的比例会逐步添加。 （二）改善的焙烧工艺 为处理以上问题对焙烧工艺进行了改善，首要有以下几个方面： 1、添加碱性物质焙烧工艺。为处理辉钼精矿在焙烧进程中含SO2烟气环境污染和铼的收回问题，在焙烧时添加石灰，使钼和铼别离转化成为钼酸钙和高铼酸钙。精矿中的硫元素转化为硫酸钙，从烟气中排放出来的SO2大为削减，且得到的焙砂可以选用稀硫酸浸出，然后方便地完结钼(铼)与杂质(硫酸钙、不溶残渣)的别离。 针对石灰焙烧工艺中生成不溶于水的钼酸盐CaMoO4，而选用苏打灰焙烧则一步生成可溶性的钼酸盐Na2MoO4。因而简略用酸或碱进一步处理，得到三氧化钼(MoO3)。添加Na2CO3焙烧辉钼矿，能挑选性地将钼和铼转变成可溶的钠盐，焙砂经水浸出后可完结钼和铼与其他不溶性杂质的别离，浸出液净化后用活性炭吸附别离钼和铼，精矿中的硫转入硫酸钠中，可按捺部分SO2的生成。添加纯碱焙烧工艺适宜于处理低档次钼精矿，既可从钼焙砂碱浸渣中收回钼，也可从废催化剂中收回钼。 石灰强化复原工艺运用H2、CO和C作为复原剂，将辉钼矿复原成钼金属。MoS2的石灰强化碳热复原工艺具有一系列的长处，包含强化该反响在热力学上的可行性;改善动力学和硫的固定，以致于不会有SO2逸散到大气中。因而，它在从钼的硫化物或硫化矿石中提取钼和其他多种贱金属(例如铜、镍、锌)均具有吸引力。 2、部分复原焙烧工艺。运用软锰矿的氧化性和硫化矿的复原性， 20世纪70年代开展了硫化矿藏(如黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿)与软锰矿的联合浸出工艺。软锰矿来历广，且报价低廉，曾用于含硫烟气的湿法脱硫工艺，它松懈多孔且疏水，在辉钼矿中涣散均匀，利于气体的传输，增大有用反响面积和反响活性中心;别的，MnO2氧化性极强，在较低温度下能直接或促进辉钼矿的氧化分化，发生的SO2气体能被MnO2氧化转化成为较安稳的硫酸锰。该工艺具有流程短、设备简略、环境污染小的特色，已成功地完结工业化出产，该工艺有望成为能归纳收回钼、铼、锰的一种资源化、短流程的洁净冶金工艺。 还可运用锰铁作为复原剂，参加到辉钼精矿中混匀制粒，在石墨坩埚中熔融拌和，得到的焙烧产品为钼铁，铜、硫含量别离小于0.05%、0.1%。该工艺能使钼的总收率进步1%～2%。添加的氧化铁具有如下作用：①催化作用，传递氧源加快氧化脱硫反响;②涣散焙烧物料，按捺MoO3熔化而发生的烧结现象;③生成部分钼盐，可避免MoO3在焙烧和冶炼进程中的高温进步。 3、氯化(氧化)分化法。氧化可在固定床中进行，也可在流化床中进行。在火法冶金工艺中，氯化法选用的氯化剂是或许氯与氧的混合物，它们别离将钼精矿中的钼转化成MoC15和MoO2C12。选用在流化床中氯化低档次辉钼矿精矿收回钼工艺存在环保问题，该工艺释放出的S2Cl2和SO2气领会污染空气，因而需求进行冗杂的废气处理，工业上更倾向于选用有氧存鄙人的混合氯化氧化法，其原因在于产品MoO2Cl2较MoCl5具有更低的沸点，可以更好地和别离，别的MoO2Cl2很简略溶入水中。 4、直接热解工艺。该工艺运用含硫化钼纯度很高的纤细颗粒钼精矿加填充剂形成小球，将小球放在高温真空条件下充沛反响，分化硫化钼，并抽出硫等蒸发性物质，在高温文真空条件下通入流持续热处理，提纯多孔隙的金属钼并提取残留硫，尔后得到的热处理过的小球含有不少于90%的金属钼。真空冶金对环境无污染或很少污染，流程短，金属收回率高，占地少，耗费少，效益好，能完结一些常压冶金处理不了的问题。 三、湿法 20世纪70年代末80年代初，钼的全湿法氧化浸出工艺研制成功，并在工业出产中得到日益广泛的使用，现在已研制出的有硝酸氧化工艺、强酸性(或强碱性)介质中氧压煮工艺、电氧化工艺及其他强氧化剂氧化工艺。辉钼矿的湿法工艺是在矿浆状况下将MoS2氧化浸出，进程不会发生任何烟气，且有利于归纳收回多种有价元素，对当时愈来愈火急的低档次杂乱矿石的冶炼具有较强的优势。使钼的浸出率和终究收回率大为进步，且相对能改善车间出产劳动条件，完结连续出产和浸出进程的自动化。 （一）酸性碱性条件下氧化 无论是酸性条件仍是碱性条件下的氧压法都是在高压釜内使MoS2氧化为可溶性钼酸盐。 氧压煮法和硝酸氧化法首要耗费廉价的氧化剂——空气或纯氧，但进程需求高温高压，对反响设备要求很高，反响条件严苛，出产技能难度较大，浸出进程中的工艺条件也较难操控，且出产中存在必定的安全隐患，一般较难使用于中小型出产供应商，现在国内已有供应商停用该法。 考虑到软锰矿(MnO2)为强氧化剂，而工业出产中为从软锰矿制取硫酸锰需复原焙烧后再浸出，若将它作为氧化剂处理MoS2，则在MoS2自身被氧化的一起，MnO2将直接转化成MnSO4，获得两全其美的作用。 （二）次法 在处理低档次钼矿藏质料时，次是一个很有用的氧化浸出剂。在氧化浸出进程中，次自身也会缓慢分化分出氧，其他的一些金属硫化物也会被次氧化，这些金属的离子或氢氧化物又会与钼酸根生成钼酸盐沉积，使进入溶液的钼又返回到渣中。操控恰当的进出条件，可以削减其他金属硫化物的氧化浸出。反响式如下： MoS2+9OCl-+ 6OH-→MoO42-+9Cl-+2SO42-+3H2O 次法虽然反响条件温文，出产易操控，对设备要求不高，设备出资本钱低，但质料次耗费量大而形成出产本钱过高，该法常用于低档次中矿、尾矿的浸出，其改善工艺———氯碱法虽可恰当下降药剂本钱，但存在氯源供应约束及氯污染问题。 （三）电氧化法 电氧化法处理辉钼矿是由次法改善而来，即在电解槽中集NaOCl的生成和辉钼矿的氧化为一体。将现已浆化的辉钼矿藏料参加到装有氯化钠溶液的电解槽中，在电氧化进程中，电解槽南北极电化学进程如下： 阳极电化学反响： 2Cl-→Cl2+2e 阴极电化学反响： 2H2O+2e→2OH-+H2 阳极产品Cl2又与水反响，生成次氯酸根OCl-。OCl-再氧化矿藏中的硫化钼，使钼以钼酸根形状进入溶液中。 电化学办法可提供极强的氧化、复原才能，并能经过改动电化学要素，如电流密度、电极电位、电催化活性及挑选性等，较为方便地操控、调理反响的方向、极限、速率。它承继了次法浸出率高、反响条件温文、无污染的特色。 为进步电氧化法的电流效率、下降能耗，进程中引进超声波强化浸出。超声场可显着削减电极表面的掩盖物，进步电解电流，促进MoS2氧化分化。一起在强酸介质中，前言Mn3+/Mn2+氧化才能很强，能将MoS2氧化分化为MoO3和硫酸，且锰离子可以循环运用。符剑刚选用Mn3+/Mn2+间接电氧化法湿法分化辉钼矿，钼的浸出率为88.5%。以上办法进步了经济效益、下降了能耗，一起反响设备易处理、出资小，条件易操控，操作简略。但现在仍处于实验阶段，没有可以完结工业化。 四、结语 就现在而言钼工业多选用焙烧工艺，但焙烧才能依然处于缺少状况，焙烧才能的缺乏使氧化钼和钼铁求过于供，焙烧才能的瓶颈会使氧化钼和钼铁报价高居不下。传统的焙烧-浸工艺首要朝以下三个趋势开展：⑴焙烧阶段经过添加固硫剂或添加烟气处理工序(柠檬酸吸收法、双碱法等)来削减SO2烟气污染，别的经过进步焙烧进程中的自动化程度，来下降能耗，进步焙砂的质量。⑵因为矿的档次日趋贫、杂，在焙砂浸出前经过添加HCl+NH4Cl或HNO3+NH4NO3溶液浸取的预处理工序，来下降杂质含量，进步金属收回率及质量，下降处理本钱方向。⑶将焙烧工艺与离子交换法、溶剂萃取法相结合，来下降劳动强度与出产本钱，完结自动化出产。如最近一些焙烧厂对焙烧作业进行了改善，可出产出“高溶性工业氧化钼”(在液中具有高溶解度)，深受钼酸铵出产商的重视与喜爱，显着进步了浸时钼的收回率。 全湿法工艺其浸出本钱及设备问题是限制全湿法工艺开展的首要要素，因而现在全湿法工艺开展的趋势是寻觅更为优秀廉价的氧化剂，削减工艺流程，下降对出产设备的要求及出产本钱，并与溶剂萃取法、离子交换法相结合开展计算机操控的智能化现代出产工艺。

一、高炉冶炼富锰渣的配料计算    正常炉况下的富锰渣成分，主要决定于配矿，富锰渣中的锰主要决定于矿石含锰量和锰铁比，或锰加铁总量。富锰渣中的磷含量和铁含量主要决定于炉温，前者主要由配料控制，后者主要由操作控制。在正常炉况下，都不会造成铁、磷出格，因此主要是搞好配料计算以解决锰合格问题。    1)配料计算的一般过程    (1)首先决定各元素和氧化物的分配率，根据理论分析和生产实践，各元素和氧化物的分配如表1。表1        富锰渣治炼各元素和氧化物的分配元素和氧化物入渣率/%入铁率/%吹损/%Mn85～903～83～8Fe2～585～903～8P2～585～903～8Al2O3,CaO,MgO92～9703～8SiO2其余以Si0.5计3～8     (2)确定矿石配比    ①根据原料的化学成分，确定初步配比。    ②计算入炉混合矿成分(用加权平均法)。    ③根据数理统计，含量35%的富锰渣入炉矿石的Mn和Fe的关系式如下：                              m(Fe)≥81.5-2.6m(Mh矿)    式中:m(Mn矿)为计算出的混合矿含锰量；m(Fe)为混合矿含m(Mn矿)时，得到含Mn35%的富锰渣要求含Fe的最小值。    计算确认m(Fe矿)≥m(Fe)时，一般可得到合格富锰渣。    (3)确定焦炭负荷。焦炭负荷根据生产实践经验来确定，理论计算复杂，日常生产中极少应用。焦炭负荷与入炉矿石含铁密切相关，一般混合矿含铁高，焦炭负荷轻。一般矿石含铁量20%左右，焦炭负荷取3~3.5，当含铁30%左右时，焦炭负荷取2.5~3.0。    (4)富锰渣和副产生铁成分的计算    ①以100kg矿石和相应的焦炭量，按入渣率计算成渣物量，并将其中锰、铁和磷换算成低价氧化物。    ②各种渣物量相加即为100kg矿石的渣量，然后进一步计算成分。    ③由渣量计算焦比和矿比。    ④同样以100kg矿石和相应的焦炭量，按入铁率计算铁量，并以生铁含碳4.5%折算出100kg矿石所得的铁量。    ⑤检验渣成分是否合格，若合格就计算出铁渣比。锰成分不合格或渣中A12O3大于20%，则调整配比后，再进行计算。    2)富锰渣配矿计算实例    以A,B,C三种不同类型的矿配矿，冶炼含锰35%以上，38%以下的富锰渣。[next]    (1)矿石成分及焦炭成分见表2。表2               矿石成分及入炉混合矿成焦炭灰分及成分（%）矿种MnFePSiO2CaOMgOAl2O3配比A28.015.00.2525.01.00.57.060B18.534.00.110.02.01.58.030C28.527.50.19.501.50.54.510混合矿25.1521.950.1918.951.350.87.05100焦炭灰分（含量20%）　　0.2508.0　42.0　     (2)拟定配矿比为:A矿60%，B矿30%，C矿10%；    (3)计算入炉混合矿成分，m(Mn)/m(Fe)=1.14,W(Mn+Fe)=47.1%;    (4)计算m(Fe):m(Fe)=81.5-2.6 m(Mn矿)=16.11，m(Fe矿)≥m(Fe)    可知冶炼所得的富锰渣可以含Mn量≥35%    (5)计算富锰渣成分    ①假定焦炭负荷为3.3，即100kg矿石需用30kg焦炭。    ②按100kg矿石和相应30kg焦炭计算渣量。    a.进入渣中的锰和氧化亚锰(锰入渣率按90%计算)。                                m(Mn)=25.15×90%=22.64kg                             m(MnO)=22.64×71÷55=29.22kg    b.进入渣中的铁和氧化亚铁(铁入渣率取3%计算)。                                m(Fe)=21.95×3%=0.66kg                               m(FeO)=0.66×72÷56=0.8kg    c.进入渣中的SiO2量，以SiO2入渣，其总量是入炉量的95%。    计算铁量，副产品铁含量80%~90%，以88%计算，铁元素进入生铁取92%计算，    则生铁量为:Q=21.95×92%÷88%=22.9kg     生铁Si含量为0.5%，则铁中Si量为                                m(Si)=22.94×0.5%=0.12kg    还原需要SiO2量为                                 0.12×60÷28=0.25kg    则进入渣中的SiO2量：                       m(SiO2)=18.95×95%+30×20%×50%×95%-0.25                              =20.6kg    d.进入渣中的Al2O3量，Al2O3入渣率取95%计：                       m(Al2O3)=7.05×95%+30×20%×42%×95%=9.09kg    e.进入渣的CaO和MgO量，CaO,MgO的入渣率取95%计：                       m(CaO)=1.35×95%+30×20%×8%×95%=1.73kg                       m(MgO)=0.8×95%=0.76kg    f.进入渣中的P2O5量                      m(P2O5)=(0.19+30×20%×0.2%)×3%×144÷62                            =0.014kg表3                富锰渣量及成分成分MnOFeOSiO2Al2O3CaOMgO质量/kg29.20.8420.69.091.730.76含量/%46.951.3433.114.62.771.22成分P2O5总和m(Mn)m(Fe)m(P)　质量/kg0.01462.2422.640.660.0075　含量/%0.02810036.361.050.012 　[next]     (6)检验:富锰渣m(CaO+MgO)/m(SiO2)=0.12,m(SiO2)/m(Al2O2)=2.26,含Mn,Fe,P均符合要求。    (7)副产生铁成分计算    a.锰入铁量，锰入铁率取5%                        m(Mn)=25.15×5%=1.26kg    b.铁入铁量，铁入铁率取92%计                        m(Fe)=21.95×92%=20.19kg    c.还原入铁的Si量                        m(Si)=0.12kg    d.P入铁量，P入铁率取92%计                         m(P)=(0.19+30×20%×0.2%)×92%=0.19kg表4               生铁量与成分表元素MnFeSiPC总和质量/%1.2620.190.120.190.12522.89含量/%5.5488.20.520.834.9499.99     (8)矿比、焦比计算       矿比:1000÷62.24×100=1607kg/t       焦比:1607÷3.3=487kg/t    二、电炉富锰渣冶炼配料计算    比实例介绍一种简易计算方法    1)计算的原始条件    (1)锰矿石的化学成分    化学成分  Mn      Fe      P    SiO2    Al2O3    CaO    MgO    含量/%   24.50  31.00   0.03  12.5    12.5     0.6    0.5    (2)焦炭成分    固定碳:80%;灰分:17%表5         各元素的分配率/%项目MnFeP炉渣中8555生铁中139575挥发2　20     (3)焦炭的利用率为92%。    (4)设定由Fe2O3→FeO和MnO2→Mn3O4全为受热分解，不直接消耗焦炭。而由FeO→Fe,Mn3O4→MnO和MnO→Mn全部用焦炭还原。Si和P等还原耗焦炭甚少，由电极消耗来补充，而不另外耗焦炭，以简化计算。    2)简易配料计算    以100kg矿石为基础的计算方法，100kg锰矿石消耗干焦炭约13.5kg.    (1)富锰渣含量按下式计算    式中  w(Mn(矿))、w(Fe(矿))——锰矿石中含锰量、含铁量，%；          ηMn(入)、ηFe(入)——锰的入渣率、铁的入渣率，%；          A——每100kg矿所用焦炭灰分的重量，kg；          B——每100kg矿含SiO2,Al2O3,CaO,MgO的总重量，kg。[next]    将原始数据代入上式，则得富锰渣的含锰量为    从上述计算得出：    100kg锰矿石生产的富锰渣和生产铁数量和主要成分见表6。表6                富锰渣和生铁的数量与成分名称化学成分（%）产量/kgMnFeP富锰渣39.112.910.00353.25生铁9.2685.640.134.39     (3)焦炭消耗量的计算    焦碳消耗主要用于铁、锰的还原和生铁的渗碳等方面。    还原进入富锰渣的锰所需碳量：Mn3O4+C=3MnO+CO                            53.25×0.391×12÷165=1.15kg    还原进入生铁的锰所需碳量：MnO+C=Mn+CO                             34.29×0.0926×12÷55=0.68kg    还原进入生铁的铁所需碳量：FeO+C=Fe+CO                             34.39×0.8564×12÷56=6.31kg    副产生铁中渗碳量：34.39×0.045=1.55kg    上面四项合计需碳量为                              1.51+0.68+6.31+1.55=10.05kg    折合成干焦炭量为:10.05÷0.90×0.80=13.96kg    (4)锰矿石与焦炭的配料比为       锰矿石量/焦炭量=100/13.96    (5)每吨富锰渣消耗       锰矿石：1000÷53.25×100=1878kg       焦  碳：1878÷13.96=262kg

富锰渣冶炼是自然碱度，不需要加熔剂，只有在少数情况下，为改善炉渣流动性，需添加少量萤石。因而富锰渣冶炼的原料主要是锰矿石、焦炭。        (1)锰矿石的化学成分     锰矿石的化学成分直接影响到富锰渣的产量、质量和消耗。锰矿石的化学成分王要有Mn,Fe,P,SiO2,Al2O3,CaO,MgO等。在高炉冶炼富渣时，锰有85%以上进入炉渣，SiO2,A12O3,CaO,Mg0几乎全进入炉渣，Fe和P大约90%进入生铁。     锰矿石含锰量增高时，富锰渣的含锰高，产量高，焦炭和矿石的消耗量则低。而当锰矿石含铁量增高时，矿石的化学失重大，富集效果好，有利于获得高品位的富锰渣。锰矿石含铁量高，去磷效果也好，因磷被还原后进入生铁。锰矿石含铁过高也不好，铁高富锰渣产量低，附产生铁多，焦炭消耗量大，锰的回收率低，同时操作上也难维持低炉温操作。     冶炼富锰渣，对矿石中锰和铁的要求，通常以m(Mn)/m(Fe)和w(Mn+Fe)两个指标来表示。当m(Mn)/m(Fe)一定时，w(Mn+Fe)愈高，渣的含锰愈高，但渣的产量却随w(Mn+Fe)增大而降低。这是因为w(Mn+Fe)增大，矿石中脉石减少的原因。而当w(Mn+Fe)一定时,m(Mn)/m(Fe)愈高，渣的含锰量和渣的产量均随之增加。这是因为m(Mn)/m(Fe)增加，矿石中铁量减少，进入渣中MnO增多。图1表示富锰渣品位、渣量和矿石m(Mn)/m(Fe)和w(Mn+Fe)的关系曲线。对锰矿石脉石要求，Al2O3,含量要尽可能低，因Al2O3高，增加炉渣粘度，升高炉渣熔点。要求矿石含CaO，MgO低一些，因CaO，MgO增高会促进锰的还原。当矿石中SiO2高时，富锰渣中SiO2会高，对冶炼锰硅合金的用户，要求富锰渣有一定含量的SiO2。而对冶炼碳素锰铁则要求SiO2低。     为了保证富锰渣的质量，要求锰矿石m(Mn)/m(Fe)在0.3~2.5时，其w(Mn+Fe)应为38%~60%，当m(Mn)/m(Fe)高时，w(Mn+Fe)则为低值。反之m(Mn)/m(Fe)低时,w(Mn+Fe)为高值。因此要求w(A12O3+SiO2)≤35%，m(SiO2)/m(A12O3)≥1.7,m(CaO+MgO)/m(SiO2)≤0.4。     在生产实践中，都是通过几种锰矿石配矿，调整炉料成分，最。终使入炉的混合矿成分能满足富锰渣生产的要求，同时又能获得好的技术经济指标。     各种锰矿的冶炼效果见表1。(2)锰矿石的物理性能     冶炼富锰渣与高炉冶炼锰铁一样，要求锰矿石粒度均匀，最好是8~40mm，含粉率低，小于5mm部分应小于5%，强度要求好，以改善料柱透气性和减少炉顶吹损。        (3)焦炭和萤石的要求     冶炼富锰渣要求焦炭强度好，粒度合适(20~80mm)、质量稳定。要求萤石含有效CaF2高，成分稳定，粒度均匀(20~40mm)，含粉率低。

高炉富锰渣的冶炼工艺特点 高炉冶炼生产富锰渣在我国较普遍，其工艺流程、生产设备与高炉生铁、锰铁、锰硅合金基本相同，但与其它高炉产品在工艺操作上有自己的特点： 1.在所有高炉产品中，高炉富锰渣冶炼温度是最低的。理论上要求炉温控制在保证铁、磷从相图研究和生产实践来看渣的熔化温度一般在1000—1200℃，将炉温控制在1280—1350℃之间能使锰的入渣率达到85%左右，铁、磷入渣率在5%左右。 2.在所有高炉产品中，高炉富锰渣的炉渣碱度是最低的。大部分为自然碱度的酸性渣冶炼，碱度一般控制在0.3以下。而生铁炉渣碱度为1.0左右，硅锰合金渣碱度在0.6—0.8左右。 3.高炉冶炼富锰渣一般是高负荷低风温操作，其负荷与入炉的矿的含铁量有关。含铁低时风温低负荷高，含铁高时风温高负荷低。 4.高炉冶炼富锰渣煤气热能利用好。顶温一般只有200—300℃，但化学能利用相对较差，混合煤气中CO2一般仅10%左右。 5.富锰渣冶炼为大渣量冶炼渣铁比高的达3—4，低的也在1以上。其含锰的高低主要取决于矿石中的含锰和含铁量，锰的回收率一般可达到85%—90%。 6.入炉原料粒度一般锰矿为5—50mm，冶金焦碳为15—100mm。 电炉富锰渣的生产 1)电炉富锰渣的工艺过程与高炉冶炼富锰渣的工艺过程基本相同，都是渣中锰的富集过程，但在冶炼操作上则有所不同。主要有：①电炉冶炼的热源靠电源，电炉的炉料可以搭配部分粉焦和粉矿。 ②电炉的炉身矮，料柱短，煤气量少，故煤气通过料柱的压力降小。③电炉冶炼富锰渣质量较好，渣中含锰量高，含磷和铁较低，可以冶炼出w(SiO2) 48%的富锰渣(没有焦炭的灰分参加造渣)。④电炉富锰渣不仅可作为冶炼锰硅合金的原料，而且还可以作为冶炼金属锰的优质原料。⑤出炉后，为使渣中的铁珠完全沉淀(降低富锰渣含铁、磷)需要在渣坑或渣包内镇静一定时间再放渣浇铸。 2)电炉冶炼富锰渣的原料电炉冶炼富锰渣的主要原料是含铁的锰矿石、焦炭和萤石(或硅石)。为了满足富锰渣质量要求，普通电炉富锰渣对入炉锰矿石的化学成分要求如下:m(Mn)/m(Fe)=0.3~2.5,w(Mn+Fe)≥38%，w(Mn)≥18%，w(A12O3+SiO2)≤35%，m(SiO2)/m(A12O3)≥1.7,m(CaO)/m(SiO2)0.3。锰矿石的入炉粒度，一般为5~50mm，含粉率小于8%，锰矿石含水要控制在8%以下。焦炭主要是做还原剂用，要求固定碳含量≥80%，灰分≤18%，焦炭粒度为3~15mm。萤石要求CaF2含量≥85%，粒度为5~80mm。硅石要求，SiO2含量大于97%，粒度为20~80mm

一、前语受经济危机影响，镍价在2008年急速下滑，国内成交价一度降到8万元／t，红土镍矿报价也随之狂跌，1.8％档次红土镍矿的港口价跌至每1千吨180～500元。现在水泥、钢材和机电设备的报价处于低位，这正是建造现代化镍铁厂的好时机。镍的表观消费量中，不锈钢消费约占总消费量的50～65％，电镀职业约占20％，在研讨镍的消费量时首先要分析不锈钢的出产、消费所发生的影响。二、我国原生镍商场巨大（一）不锈钢消费量的快速添加将拉动镍消费量的进步跟着我国经济的展开和人民生活水步，不锈钢出产消费快速添加。铬镍系不锈钢是消费镍的首要不锈钢种类，因为其优异的归纳功能，得到广泛运用，占不锈钢总产值的60～75％。近年镍价和铬价高启，不锈钢厂商着力开发铁素体不锈钢和节镍不锈钢，已取得必定效果。但业界普遍以为，300系不锈钢仍将占有不锈钢总产值50％以上。估计2010年我国不锈钢粗钢消费量将达1100万t，其间Cr－Ni系不锈钢占600万t以上。不锈钢产值的添加将拉动镍金属消费量添加。不锈钢出产所需镍金属首要来历于金属镍、镍铁和不锈钢废钢。跟着不锈钢产值添加，我国镍金属依托进口的局势短期内不会改动。据海关计算，2007年我国净进口镍金属量15万t(包含精粹镍、镍铁、不锈废钢中含镍等)，加上国内镍金属产值13万t，镍铁200万t，不锈废钢182万t，三者算计折合镍金属直销量约26万t，总的镍直销量约41万t。（二）估计2010年，镍金属直销将持续依托进口1、20l0年将比2007年增产150万t铬镍系锈钢，镍需求量将添加10～15万t。2、我国不锈钢社会积存量低，并且不锈钢出产周期长，国内不锈废钢资源难以快速添加，不锈废钢进口也不行能很多添加，不锈钢废钢紧缺的局势将持续存在。3、现在国内多家厂商在海内外筹建镍(铁)厂，将会添加镍的直销。但总体上看，因为遭到基础设备、技能、资金、人文环境等方面的约束，展开较慢，规划偏小。我国还没有现代化镍铁厂，不锈钢厂年耗费约8万t低档次含镍生铁，首要产自高污染的小高炉和低功率、高能耗的小型矿热炉，产品质量不契合ISO6501标准。跟着环保方针执行和商场竞赛加重，这种工艺将在近年内筛选。 三、国家方针积极支撑“开发低档次红土镍矿高效运用关键技能”长时刻以来，我国镍的出产以金川公司为主，其质料是当地产硫化镍矿，是不行再生资源，资源量渐少、挖掘难度增大，从国家战略储藏考虑，应对金川镍矿这一名贵资源进行保护性开发，而从国际商场购买硫化镍矿处理国内缺少的可能性很小，因而应学际上老练的镍铁冶炼技能，开发适宜国内质料和动力条件的技能，运用国际上简单购得的氧化镍矿出产镍铁，满意经济展开要求。2008年发改办高技【2008】301号《国家发革委办公厅关于安排施行2008年度严峻工业技能开发专项的告诉》第三条中清晰指出：“资源归纳运用关键技能方面：开发杂乱多金属共伴生矿高效开发运用技能、冶炼进程中稀有稀散元素提取技能、低档次红土镍矿高效运用关键技能、金属矿山二次资源中有价元素高效捕收技能”。将高效运用低档次红土镍矿关键技能列为国家严峻工业技能开发专项内容之一。国家《有色金属工业长时刻展开规划(2006～2020年)》中也指出：“因为硫化镍矿资源紧缺，开发镍土矿具有重要意义”。可见，运用国外氧化镍矿资源，学际上老练先进、节能环保的火法冶炼镍铁技能，开发适宜国情的红土镍矿高效运用技能，建造现代化镍铁厂，是受国家方针支撑、商场潜力大的好项目，也是我国镍工业展开的必然趋势。四、学际上老练的RKEF工艺，开发低档次红土镍矿高效运用技能湿法冶炼工艺适宜高镍、高钴，低镁的红土镍矿，以液态酸(或)作浸出剂，提取Ni和Co，其他很多的铁和少数的铬悉数成为固体废弃物。浸出剂仅部分收回运用，其他经处理后以液态方式排入江河或废液池，湿法冶炼中还发生很多Co。这些废固、废液、废气无法循环运用，环境危害大，现在咱们还没有把握相关的无害化处理技能。以低档次红土镍矿为质料，选用高压酸浸工艺出产镍硫，进而出产电解镍的工艺在国际上现已老练，可是受出资、技能引进、环境保护措施的约束，在国内建造这种工艺的镍厂还需进行技能开发和研讨，建厂条件还不老练。实际的做法是消化国外先进老练的火法冶炼镍铁的技能，按我国的动力条件对这种工艺技能进行改善。建造适宜我国国情的现代化镍铁厂。（一）国内以红土镍矿为质料的镍(铁)冶炼工艺现状我国的现代化镍铁冶炼还处于空白状况，现在出产低镍生铁的小高炉和小矿热炉工艺因为高能耗、高污染，在剧烈的商场竞赛下正逐步退出历史舞台。1、鼓风炉(小高炉)工艺鼓风炉工艺是最早呈现的红土镍矿冶炼镍铁的技能，1875年，在新喀里多尼亚小高炉就已运用，后法国也有选用，但该法因耗费很多优质焦炭、污染严峻而为人诟病。终究该工艺在商场竞赛和环保压力下中止，1985年日本矿业公司佐贺关冶炼厂的最终一座镍铁高炉熄火，标志着鼓风炉冶炼镍铁技能在欧美、日本等发达国家与世长辞。前几年我国快速展开的不锈钢出产拉动了镍铁需求，在高镍价、贱价焦炭、低环保门槛的条件下，部分出资者运用钢铁工业方针筛选的炼铁高炉冶炼镍铁，取得暴利。但跟着焦炭价位回归合理、镍价跌落和环保方针执行，现在高炉镍铁厂大部分已停产。高炉冶炼镍铁技能必将被筛选的首要原因是：(1) 质料适应性差、高炉无法大型化红适用“高铁低镁(低镍)”红土镍矿，当红土矿含镍1.5％、含铁35％时可得到含镍约  4％的低镍生铁。假如用低铁高镁(高镍)矿，高炉渣量大、粘度大炉况顺行难以确保。因为炉料强度低，只能选用小型高炉(矮高炉)出产镍铁。(2) 产品质量难以契合炼钢要求高炉含镍生铁档次低，一般在2～8％，大多在5％以下，冶炼不锈钢时需求协作参加较多的镍板，这进步了单位质料镍的本钱。该工艺焦炭、熔剂的用量大，P、S大部分进入产品，镍铁档次低、ω   (S)、ω(P)含量高，添加了不锈冶炼的担负。(3) 出产工艺不安稳镍铁的成分动摇大，不易操控，难以大批量安稳供货。(4) 焦比高出产含镍2％的镍铁，每吨镍铁的焦炭耗费大于1.0t；出产含镍5％的镍铁，每吨镍铁的焦炭耗费量约2.0t。(5) 污染严峻除掉传统高炉污染，氟化物的污染更严峻。为坚持高炉顺行，有必要参加萤石以进步炉渣流动性，萤石参加量占炉料总量的8～15％，国内镍铁小高炉没有脱氟设备，悉数放散，对人和环境损伤巨大。2、冷料入炉“烧结机－矿热炉”镍铁工艺因为焦炭提价和用户要求高含镍量的镍铁，国内建造了一些用烧结机出产红土镍矿烧结矿，冷却后入矿热炉冶炼镍铁的工厂。其间很多是改造旧的铁合金电炉来出产镍铁，变压器容量多为6.3MVA、9MVA和12.5MVA，最大的为25MVA。该工艺不必焦炭，质料适应性比小高炉好，产品镍含量更高，但仍存在能耗高、功率低的缺点。某厂用2％档次的镍矿，出产含镍11～14％的粗镍铁，每吨粗镍铁冶炼电耗(1～1．2)×104kWh/t，折合吨金属镍电耗8.8万kWh，是RKEF工艺的2倍多。原因在于：“烧结机－矿热炉”工艺无法为矿热炉供应预复原的高温料。 25MVA矿热炉4h出一次铁，每次出铁量约15t，折合lMW功率年产镍金属量仅140t。高电耗和低功率与冷料入炉相关，很多时刻和电力用于炉料升温。笔者所见的“烧结机(有的还选用土法烧结工艺和烧结锅工艺预备矿热炉用质料)－矿热炉”工艺的产镍铁厂都没有完善的环保设备，特别是矿热炉为敞开式或许半密闭的小烟罩式，不能收回煤气，不光污染环境，还形成煤气糟蹋。烧结机也悉数没有设备余热收回运用设备，这类工厂不具备现代化、大规划的镍铁出产条件。有的工厂运用电弧炉处理烧结矿，出产镍铁，效益更差，基本上已停产。3、复原造锍工艺 开始在鼓风炉内进行出产，因为能耗高遭到筛选。现在有些厂商在电炉内进行造锍熔炼，得到低钢冰镍。该工艺与传统硫化镍处理工艺相同。因为红土矿档次低，低冰镍产品含镍少，渣量巨大，并且能耗高，使得该工艺无法与硫化镍矿传统处理流程进行竞赛。选用该工艺的厂商不多。（二）RKEF工艺技能老练，在镍铁冶炼范畴占主导方位RKEF工艺技能(“回转窑－矿热炉”法)始于20世纪50年代，由Elkem公司在新喀里多尼亚的多尼安博厂开发成功，因为产品质量好、出产功率高、并且节能环保，RKEF工艺很快代替了鼓风炉工艺。跟着冶金科学技能的展开，RKEF工艺也吸纳了包含自动化、清洁出产在内的很多最新技能效果，在规划制作、设备调试和出产操作上日臻老练，已成为国际上出产镍铁的干流工艺技能，占有操控方位。现在全球选用RKEF工艺出产镍铁的公司有十几家，出产厂广泛欧美、日本、东南亚等地，其间最大年产能达7～8万t金属镍，在长时刻的运营中，虽然国际镍职业风云变幻、镍价大起大落，但这些镍铁厂大都坚持着杰出的成绩。2005年美国金属学会查询了国际红土镍矿冶炼厂及年产值，见表1。 表1   2005年美国金属学会查询的国际红土镍矿冶炼厂及年产值这13家镍冶炼厂的年产值总计约36.5 万t，约占国际原生镍总产值的30％，占红土矿火法冶炼镍铁产值的8l％(2007年国际总产镍量142万t，氧化镍矿的奉献为42％，以镍铁方式出产金属镍量约45万t)。可见，在国际规模，以廉价的红土镍矿为质料，选用RKEF火法冶炼镍铁的工艺技能具有很强的适用性和经济性。（三）RKEF工艺介绍1、对质料的要求关于“回转窑(RK)－矿热炉(EF)”流程，矿石成分很重要，有3个目标是选用RKEF工艺应该关怀的：(1) Ni档次，期望在1.5以上，最好 2.0以上。(2) Fe／Ni，期望在6～10，最好挨近6，中Ni档次高；假如Fe／Ni>10，则很难冶炼出含20％的镍铁，因为质猜中Fe过高，很难在回转窑中操控氧化铁的复原度。(3) MgO/SiO2，在0.55～0．65较适宜，少数参加熔剂就能够得到低熔点的炉渣结构。以上3个条件仅仅适宜的条件，而不是有必要的条件，在矿石条件不契合上述要求时，能够出产档次较低的镍铁，技能经济目标将遭到影响。复原剂（烟煤或无烟煤均可)和石灰石也是RKEF工艺所必需的，这两种质料在我国资源丰富，简单得到。2、典型工艺流程、主体设备结构(1) 出产流程质料场→筛分、破碎和混匀配料→回转窑→矿热炉→铁包脱硫→精粹转炉→浇铸。在这个基础上，展开了对质料预枯燥、质料制球、回转窑节能和余热发电、矿热炉高效冶炼和低熔点渣系配料、选用底吹或侧吹精粹转炉代替顶吹转炉、镍铁粒化等技能，适用于不同条件的工厂。(2) 典型工艺配备组成2台5.0×100m回转窑、2台63MVA的密闭矿热炉、40t的底吹精粹转炉，造粒和铸块设备。年产镍铁10.12万t(镍金属2～2.2万t)。鉴于国产设备的老练度和运送条件限制，为下降出资，国内的在建工厂选用4座回转窑、2台48MVA矿热炉的计划将能够缩短建造周期，收到好的经济效益。(3) 工艺概述矿石、石灰石、复原剂在质料场、备料间加以筛分破碎后，混匀配料送入回转窑。在回转窑中，质料经枯燥、焙烧、预复原，制成约1000℃的镍渣，回转窑烟气经余热锅炉、除尘、脱硫化后排放，粉尘与质料混合后再次入窑。镍渣在关闭隔热状况下(高架送料小车)参加矿热炉料仓(内衬耐火砖)，依据工艺要求经过不同方位的下料管分配到矿热炉内。矿热炉为全关闭式，自焙电极，埋弧冶炼，复原并熔分粗制镍铁和炉渣，一同发生含Co约75％的矿热炉荒煤气，荒煤气经过净化送到回转窑烧嘴，与煤粉一同作为燃料，除尘灰经处理后，回来到质料场。矿热炉炉渣经过水淬后可作为建筑材料，用于路途建造、制砖。矿热炉的产品是粗制镍铁，出铁前预先在铁水包加脱硫剂，出铁一同脱硫，粗制镍铁含Si、C、P等杂质，需求持续精粹，扒渣后，兑入酸性转炉，吹氧脱硅，一同参加含镍废料以防铁水温度偏高，脱硅后扒渣(或许挡渣出铁)，兑入碱性转炉，吹氧脱磷、脱碳，一同参加石灰石造碱性渣，碱性转炉精粹后的镍铁水送往浇注车间，铸成合格的产品镍铁块或许制成粒状镍铁。(4) 工艺特色①质料适应性强。可适用镁质硅酸盐矿和含铁不高于30％的褐铁矿型氧化镍矿，以及中间型矿。最适宜运用湿法工艺难以处理的高镁低铁氧化镍矿石。②镍铁档次高，有害元素少。相同的矿石，RKEF工艺出产的镍铁档次高于高炉法和“烧结矿－矿热炉”工艺。该工艺的脱硫和转炉精粹工序能够将镍铁的有害元素下降到ISO6501标准所要求的规模内，为炼钢用户所欢迎。③节能环保，循环运用。质料水分较多，料场和筛分破碎运送的进程中不发生粉尘，回转窑烟气余热可收回蒸汽用于发电，经过烟气脱硫满意环保要求后排入大气，回转窑和矿热炉烟尘回来料场；矿热炉煤气经除尘后送回转窑作燃料，炉渣水淬后成为建筑工业原材料。转炉烟气余热收回蒸汽，煤气收回运用，炉渣磁选回炉，尾渣可铺路或制作水泥。从含水炉料进入回转窑直到矿热炉出铁出渣的整个进程产中，炉料处于全关闭，环保节能。④镍渣热料入矿热炉。回转窑产的镍渣在900℃以上的高温下入炉，相关于“烧结矿－矿热炉”的冷料入炉，节省了很多的物理热和化学热，明显下降了电能和复原剂的耗费，进步了出产功率。我国是不锈钢出产和消费的大国，镍铁需求巨大，十分有必要把握运用RKEF技能，以低本钱高功率地出产镍铁，满意国民社会展开需求的一同发明杰出的经济效益。该工艺的大多数设备为冶金工业常用设备，以我国冶金设备制作才能，均可国产化，大大下降出资。RKEF氧化镍矿火法冶金技能由日本、加拿大和前苏联所具有。2005年以来经过与前苏联专家触摸，讨论协作的可能性，并调查了由前苏联建造、地处乌克兰的帕布什镍铁厂。现在已有中钢沿海公司、福建德胜镍业、天津荣程钢铁公司购买了该技能，这些项目都在进行中，估计l～2年内将建成投产。五、对RKEF技能进行改善和立异 虽然RKEF是老练技能，但因为各国各地的外部条件不同，比方电和动力结构，将影响出产本钱。国内选用该技能有必要进行改善。首先要研讨配料模型。国内氧化镍矿资源贫乏，要依托进口，进口矿来历杂乱，缺少安稳的质料基地，使得配料模型的开发更为重要。配料模型断定后，还要进行小型工业试验，以取得炉渣熔点、渣铁熔分特性和适宜的烧结温度等数据，以辅导出产。其次，展开对回转窑的余热运用和烟气脱硫的研讨。因为天然气资源紧缺，国内建造项目的回转窑多用煤粉为燃料，为保护环境，有必要清晰回转窑烟气特性，脱除烟尘和硫分，一同研讨回转窑低温余热运用问题。再次，矿热炉是镍铁冶炼出资最大的工序，关于炉型、耐火材料、电极直径、极心圆直径、电极电流密度及电压调整等需求进行研讨，断定最适宜的参数，完成节电和延伸炉衬寿数。最终，转炉的问题。在国内看到的几座镍铁精粹转炉沿用了炼钢用顶吹转炉的规划，喷溅严峻，原因是镍铁精粹转炉的渣量大，约是炼钢转炉渣量的10倍。别的，粗制镍铁是高硅镍铁水，普通炼钢转炉处理起来很困难。国内建造中的镍铁厂选用氧气底吹转炉将很好地处理以上问题。转炉炉渣收回运用和镍铁粒化工艺也是重要的研讨内容。六、典型RKEF流程工厂的出资和首要技能经济目标 1、出资预算项目的设定：建造一个年产10万t镍铁(镍含量20％、镍金属量2万t)，产品契合ISO650l标准的镍铁厂。出资预算内容：(1) 质料场。包含装卸料的抓斗机、胶带运送机，给料机、除铁器等，贮存量由质料直销条件决议，能够满意1个月正常出产的用料。(2) 筛分破碎工段。包含胶带运送机、板式给料机、锤式破碎机、格筛、吊钩桥式起重机等。(3) 备料工段。圆盘给料机、计量皮带、悬挂式起重机等。(4) 回转窑工段。回转窑，自行卸料小车等。(5) 矿热炉工段。密闭式矿热电炉。(6) 精粹工段。喷吹脱硫设备，精粹转炉。(7) 浇铸工段。铸铁机或环形浇注机。(8) 公辅设备、厂区路途：总降、制氧、动力中心、安全供电设备、烟气净化、余热(煤气)收回设备、渣处理、喷吹煤预备、水处理、机修、制品库等。出资预算费用见表2。                    表2  出资预算表（单位：万元）上述预算是大略的，项目所在地不同会有必定改变。2、首要技能经济目标和本钱计算 镍矿转运到工厂料场后的含水量25～30％(物理水)，经堆存配料天然枯燥后，入回转窑时的含水量为22～25％。表3中的1.7％是指干基的镍矿含镍量。表3  首要技能经济目标   在上述条件下，RKEF工艺本钱计算见表4。 表4  镍铁本钱预算   3、本钱和盈余才能分析由表4可见，在国内选用RKEF工艺出产镍铁的本钱低，赢利空间大。RKEF工艺的本钱对红土镍矿和电的报价改变最灵敏，其次是复原剂、燃料(煤)报价。矿价、电费和煤价对出产本钱的影响见图一。图一  国内条件下RKEF工艺的出产本钱取红土镍矿报价动摇规模为200～1600元/t干矿。电价考虑了0.4元／kWh、0.6元/kWh，0.8元/kWh三种状况，煤价考虑了700元/t、1000元/t、1300元/t三种状况，做出该质料条件下典型RKEF工厂的出产本钱曲线。电价和煤价动摇20～30％的状况下，镍的出产本钱上下起浮约1000美元；质料、动力较贵时，RKEF工艺的出产本钱约11000美元/t金属镍，质料、动力廉价时，RKEF工艺的出产本钱不到10美元／t金属镍。经过计算2001～2007年的国内镍价和 1.8～1.9％之间的红土镍矿报价进行对数趋势分析，得到图一中的弧线，可见，当镍价低于10000美元／t时，RKEF法出产镍铁是不经济的，当镍价在10000～11000美元时，RKEF法出产镍铁处于微利，当镍价高于11000美元时，RKEF法出产镍铁是盈余的。七、结语  经过上述分析，以为短期内国内镍的供应仍将小于需求。国家方针支撑低档次红土镍矿高效运用技能的开发，为我国镍铁业的展开发明了机会。 国内小高炉镍铁工艺和“烧结机－矿热炉”镍铁工艺都存在高能耗、高污染、质量差的问题，正在被逐步筛选。 RKEF工艺广泛用于镍铁冶炼，技能老练、节能环保，是国际上镍铁出产的最首要办法。研讨我国特定的质料条件和动力结构，打破配料模型，回转窑以煤粉为燃料的焙烧和复原，底吹氧气转炉冶炼等关键技能，开发适宜我国国情的RKEF工艺将为我国镍铁职业的展开做出奉献。  虽然镍价处于历史上的低位，可是本钱分析标明，选用先进的镍铁冶炼工艺，充分运用设备和建筑材料贱价时期的优势，建造现代化的镍铁厂，仍有很好的经济效益。

一、浸取 依据钒渣来历及性质的不同，浸取的溶剂可所以中性、酸性或碱性。 （一）焙烧熟料的中性浸取 通过高温下化焙烧的熟料，钒现已转化为五价钒的钠盐，易溶于水。因而，大部分的钒均可溶解。因为熟猜中残留少数的碱，故溶液呈碱性，pH值约为7.5～9。一些可溶性离子如Fe2＋、Fe3＋、Cr3＋、Mn2＋、Al3＋等均将水解而构成沉积。上述各离子的水解pH值如下：离子Fe2＋Fe3＋Mn2＋Cr3＋水解pH值6.5～7.51.5～2.37.8～8.83.3～44～4.9 （二）焙烧熟料的酸性浸取 当酸度增加时，将使贱价钒酸盐如Ca（VO3）2、Mn（VO3）2、Fe（VO3）2、Fe（VO3）3部分溶解。为此残渣在第2段浸取时将选用酸性浸取，以进步钒的浸取率。 四价钒用硫酸浸取时，可生成安稳的VOSO4： VO2＋H2SO4＝VOSO4＋H2O 进步酸度虽使钒浸取率进步，但浸取液中的杂质也相应增加，给净化工序增加了困难。 （三）焙烧熟料的碱浸及碳酸化浸取 含钙高的质料及增加氧化钙焙烧的熟料可选用碱性溶液浸取钒。例如：因为CaCO3的溶度积小于Ca（VO3）2，故在上述复分化反应中，使Ca（VO3）2分化构成CaCO3沉积，而 被浸取。通过CO2则可使溶液pH值下降，更有利于Ca（VO3）2的分化与浸取。 （四）直接酸浸 含钒质料的直接酸浸，首要用于处理含钒铀矿，一起收回铀和钒。浸取时一起增加氧化剂如二氧化锰或。运用浓硫酸在挨近沸点下浸取。铀、钒的浸取率可别离到达98%、85%。 （五）加压碱浸 含钒质料的直接碱浸，可在高压下200℃左右，通入压缩空气，使贱价钒氧化为五价钒而溶解。最终以Na3VO4·（5～12）H2O的结晶收回。 含钒原猜中的钒若以五价钒的状况存在，则亦可用浸取法提取。可选用50～300℃，0.1～20MPa，NH32～8mol／L的条件进行浸取。 二、浸取设备 在焙烧进程中会发生烧结及结团现象，为此浸取时仍需细磨以进步浸取率。一般是将熟料先水淬，再进湿球磨，细磨至－100目以下，然后可明显进步钒的浸取率，缩短钒的浸取时刻。一般通过湿球磨后，浆料即已完结浸取，进而送至稠密机进行固液别离。 焙烧熟料的碱浸，湿球磨后需要碳酸化浸取，一般是在机械拌和槽内进行，在槽底鼓入CO2气体（焙烧熟料的尾气或石灰窑气）。也能够运用气体拌和槽，俗称巴秋卡槽。假如质料是疏松多孔的块矿或焙烧球团，则可用渗滤浸取器。以上均参见图1。图1  浸取槽 a－气体拌和槽（巴秋卡槽）；b－浸滤浸取槽

铜冶炼渣选矿与自然矿石相比，选矿多一道炉渣缓冷工序，这也是渣选矿与自然矿石选矿最大差别之处，钢冶炼炉渣实际是一种人造矿石，这种矿石中的铜矿物颗粒与相组成取决于炉渣冷却方式与冷却速度，炉渣的冷却方式有三种：自然冷却、水淬、保温冷却+水淬，其中保温冷却+水淬有利于铜的浮选回收。炉渣中铜矿物的结晶粒度大小和炉渣的冷却速度密切相关，炉渣缓冷有利于铜相粒子迁移聚集长大，即在炉渣的缓冷过程中，炉渣溶体的初析微晶可通过溶解-沉淀形成成长，形成结晶良好的自形晶或半自形晶，同时有用矿物因此扩散迁移、聚集并长大成相对集中的独立相，使其易于单体解离和选别回收。 目前，我国铜冶炼渣年产1100万吨，含铜27.5万吨，是二次铜资源的重要组成部分。铜冶炼炉渣的处理方式主要有火法贫化、湿法浸出和选矿富集几种。火法贫化的弃渣含铜高、能耗高、环境污染严重;选矿富集工艺虽然渣缓冷场占地面积大，基建投资较高，但铜回收率较高，选矿尾渣含铜可以控制在0.3%以内，并且渣中金银回收率较高、能耗低、成本低，因而被广泛应用。国内采用选矿富集处理铜冶炼渣的企业主要有白银有色集团、江西铜业集团、铜陵有色集团、大冶有色集团及祥光铜业集团等。 江西铜业贵溪冶炼厂、山东阳谷祥光铜业冶炼厂目前已成功应用“铜冶炼渣缓冷—半自磨+球磨—铜矿物浮选。”新工艺，有效解决了铜冶炼渣中铜晶体粒度过细导致难以单体解离、常规破碎因冶炼渣中夹带冰铜块导致的中细碎设备生产能力和运转率低等一系列技术难题，实现了钢冶炼渣中铜的有效回收。3年应用数据表明，对于含铜2.7%左右的铜冶炼渣，获得的铜精矿品位大于26%，尾渣品位含铜低于0.3%。 白银有色集团排渔场堆存的白银炉渣约为700万吨，并且毎年还在产出新的白银炉渣约30万吨。因白银炉与其他铜冶炼工艺的差异，决定了白银炉渣性质的特殊性，其选矿工艺及技术指标也有不同。为实现该二次资源综合利用，白银有色集团140×10 4t/a渣选矿系统于2012年5月投产，并于2012年年底达产达标，该项目采用“铜冶炼渣渣包缓冷—粗碎+半自磨+球磨—铜闪速浮选—中矿集中返回再磨”。新工艺代替冶炼过程的贫化电炉工艺后，每年可减少冶炼过程中SO2的排放量270t，渣尾含铜降低至0.28%，年回收铜金属2.2万吨。 刘春龙针对某铜冶炼炉渣选矿后铜尾矿品位较高的问题，开展了炉渣选矿试验研究，把中矿单独再磨再选改为返回二段球磨分级再磨，对药剂制度进行优化，重点保证一段浮选的药剂用量，强化对粗粒级和中粒级矿物的捕收。当炉渣含铜2.9%时，获得的铜精矿含铜26.20%、铜回收率92.26%，铜渣选矿尾矿铜品位降低至0.25%。王国红针对贵溪冶炼厂铜冶炼炉渣缓冷工艺提出了解决“渣包放炮”和“翻出红包”的多项措施，指出了延长渣包使用寿命、及时报废更新渣包、保证渣包使用安全、降低生产成本的途径。 云南某铜冶炼渣含铜0.62%、含铁35.58%，主要含铜矿物为黄铜矿、蓝铜矿和辉铜矿，铜矿物与主要脉石矿物橄榄石等嵌布关系复杂，嵌布粒度细微。王祖旭等人研究在细磨条件下、以冰铜为“载体”进行“载体浮选”，获得的铜精矿中含铜21.30%、铜回收率86.20%。

冶炼富锰渣的过程，就是锰在渣中的富集过程，包括在高温下矿石结晶水的分解，碳酸盐的分解，锰高价氧化物还原为低价氧化物的失氧和在还原气氛中铁、磷的选择性还原等作用。其中最根本的是铁、磷的选择性还原。    富锰渣冶炼的理论基础是按照热力学和动力学原理，通过控制热量和造渣过程对矿石中的氧化物进行选择性还原。    (1)富锰渣冶炼中氧化物的还原    锰矿石中的MnO2,Mn2O3,Mn3O4,Fe2O3,P2O5等氧化物都容易被CO或H2还原成MnO和FeO，但MnO和FeO进一步被C还原成金属，其条件就有所不同，MnO还原所需的温度和热量要高得多。其反应方程式如下：    由上面的反应方程式看出，铁和磷的还原温度较低，所需的热量也较少，故易还原，而锰的还原温度高，消耗热量大，还原较难。所以在还原剂适当的条件下，冶炼温度控制在1350℃以下，铁、磷优先还原出来，而锰则以MnO形式富集于炉渣中。    用焦炭还原含有二氧化硅、锰、铁、磷氧化物的锰矿石，若采用的焦炭量和温度不同时，则得到不同的产品(表1)。表1              采用不同温度和不同焦炭量进行选择还原所得的不同产品℃治炼温度/℃用焦碳量氧化物焦碳还原开始反应温度/℃得到的产品1300焦碳仅够FeO和P2O5FeO/P2O5～750～820富锰渣和高磷生铁1500焦碳完成以上反应还够还原MnOMnO～1420高碳锰铁1700焦碳完成以上反应，还够还原 SiO2SiO2～1650锰硅合金2000焦碳完成以上反应，还够还原Al2O3Al2O32000锰硅铝合金     在高炉冶炼条件下，各元素还原的先后和还原的程度不一样，产生这些差异的原因是各元素要求的还原条件不同，即高炉内所能创造的还原剂成分、温度和压力等条件下对还原反应所需达到平衡的难易程度有所不同。[next]    氧化物被还原的难易取决于元素对氧的亲合力的大小，也就是取决于氧化物分解压力的大小，可以用氧化物平衡分解压力Po2来衡量(见表2)与(图1)。对氧的亲合力大，氧化物分解压力小的元素还原就较难，氧化物就较稳定。反之亦然。表2          各种氧化物的热效应和不同温度下的分解压力氧化物名称标准热效应/kJ不同温度下的分解压力（lgPO2）500℃1000℃1500℃2000℃FeO54000-49.1-20.8-11.2-6.9MnO779580　-28.8-17.1-11.5SiO2870220-81.7-36.1-20.9-13.3Al2O310099780-103.8-46.4-27.3-17.7MgO1223380-116.3-52.5-31.2-20.6CaO1270271-121.7-55.4-33.3-22.2     从图表中可看出，温度愈低，纯氧化物的分解压愈小，各种纯氧化物之间的压差愈大，熔渣中氧化物的还原度愈小，各种氧化物之间还原度之差愈大。反之，温度愈高，分解压差愈小，熔渣中氧化物的还原度愈大，各种氧化物还原度之差愈小。    也由此看出，在高炉条件下，Cu2O,NiO和FeO较易被还原,因此在高炉内几乎全部被还原成金属；而Cr2O3,MnO,SiO2和TiO2是较难还原的氧化物；因此在高炉内只能被还原一部分。Al2O3,CaO,MgO在高炉内不能被还原，而全部进入炉渣。[next]    锰矿石中的锰大都是以MnO2,Mn2O3,Mn3O4,MnO等形式存在，锰的高价氧化物不如低价氧化物稳定，因而前三种氧化物容易在烧结或高炉冶炼过程中被烧损式还原成低价氧化物。锰的氧化物的还原过程与铁的氧化物还原一样，也是按高级氧化物到低级氧化物依次进行的。在高炉内反应方程式如下：                       2MnO2+CO===Mn2O3+CO2+226840kJ         (1)                      3Mn2O3+CO===2Mn3O4+CO2+170240kJ        (2)                        Mn3O4+CO===3MnO+CO2+51920KJ          (3)    反应(1)、(2)是不可逆的，在高炉压力和还原气氛下，反应很容易进行。反应(3)虽可逆，但实际上达到平衡时，气相中CO的浓度很小，因此在高炉内Mn3O4也是容易还原的。    MnO是相当稳定的氧化物，用CO还原MnO是非常困难的(图2).在1400℃时用CO还原MnO,其平衡相中CO2浓度为0.03%。用CO还原MnO只有在大量固体碳存在并不断与CO2作用的条件下才能进行，这样反应实际上已是直接还原，反应式如下：                                MnO+CO===Mn+CO2-121590kJ                                       C+CO2===2CO-157890kJ                                              MnO+C===Mn+CO-279480kJ     因MnO在反应前已进入炉渣，该反应实际上是在固相与液相之间进行的。在高炉条件下要抑制锰的还原，必须降低CO的分压和降低MnO的活度。这其中影响最大的是温度和炉渣碱度。    (2)冶炼温度的选择    富锰渣冶炼要抑制锰的还原，实际上就是控制渣中MnO的还原条件。MnO的直接还原反应MnO+C=Mn+CO是吸热反应。平衡气相中CO的分压，随温度上升而增加。即随冶炼温度升高，MnO还原加剧。因而控制冶炼温度是控制MnO还原，提高富锰渣品位的关键措施。图3是冶炼温度与MnO和MnSiO3还原度的关系曲线。图4是炉渣温度与渣中MnO含量的关系曲线。 [next]    富锰渣冶炼处理贫锰矿，渣中SiO2量比较高。在有足够SiO2存在的条件下，高炉内温度为1170℃时，几乎全部MnO与SiO2结合形成炉渣。从熔渣中还原Mn比从独立相中还原困难得多。试验指出，在1300℃条件下，MnSiO3只还原3%，另一方面，铁的还原比较容易进行，铁的还原FeO+C=Fe+CO从685℃就开始了，而高价氧化铁还原为低价氧化铁(FeO)在900~1000℃时即已完成，当温度达到1250℃时，硅酸铁(Fe2SiO4)也大量被还原。因而从保证铁充分还原与抑制锰的还原来看，富锰渣冶炼温度控制在1280~1350℃是适应的。在此温度下，炉渣的流动性也是有保证的。    (3)炉渣碱度的选择    碱性氧化物CaO和MgO对SiO2的亲合力比MnO大，故以将MnO从硅酸盐中置换出来，使之以自由MnO形态存在，MnO活度增大，降低了MnO开始还原温度，促进锰的还原。其反应式为                             MnSiO3+CaO===MnO+CaSiO3+59030KJ                                        MnO+C===Mn+CO-279470KJ                                                MnSiO3+CaO+C===Mn+CO+CaSiO3-220440KJ     这对富锰渣冶炼是不利的，因此在富锰渣冶炼中必须控制炉渣碱度。一般富锰渣冶炼中比值控制在0.4以下。贫锰矿自身的碱度就很低，所以在冶炼操作中通常是采用不添加熔剂的自然碱度。

一、概述 用普通大型高炉冶炼钒钛磁铁矿,尤其是冶炼时炉渣中TO2>22%的高钛型钒钛磁铁矿,曩昔国内外都认为是不可能的。因为技能上的原因,用惯例办法冶炼将会呈现炉渣粘稠,渣铁不分,炉缸堆积等现象,使正常出产难以进行。 我国攀枝花区域蕴藏着丰厚的钒钛磁铁矿,是我国三大铁矿之一。与铁矿共生的钒、钛资源在全国和国际都占有重要位置。 通过60年代中期的大规划工业性科学实验,处理了根本工艺问题,创始了高炉冶炼钒钛矿技能,为攀枝花资源的开发利用奠定了根底。并因而曾获国家发明奖。但因为一些重要的技能难题未能处理,如泡沫渣、铁水粘罐、铁损高以及档次低、渣量大等问题长时间困扰出产,冶炼工艺及操作技能也尚不彻底    泡沫渣、铁水粘罐、粘渣、铁损高、脱硫才能低是老练,使攀钢高炉目标低下。自1970年投产后,历经10年,高炉利用系数才到达不高的规划目标(1－40t/m3·d ),尔后长时间徜徉在1.5～1.6t/m3·d的较低水平,且耗费高,焦比在620kg/t以上,经济效益差,比年亏本。 进入90年代中期,攀钢以钒钛磁铁矿高炉强化冶炼为中心,展开了体系的科技攻关,进行了系列的科学实验和理论研讨,成功地开发了钒钛磁铁矿高炉强化冶炼的新技能,获得严重的打破性发展。使各项目标大幅度进步,在入炉档次低的质料条件下,高炉利用系数到达国内外先进水平,自1998年下半年以来,利用系数(未经折算的实践值)一向保持在2.0t/m3·d以上，1999年一季度均匀利用系数为2.143t/m3·d，入炉焦比降到484kg/t，吨铁喷煤98.54Kg，获得巨大经济效益（表1）。 表1　攀钢炼铁厂1990～1998年度首要技能经济目标 Table1 Maintechnicaleconomicindexfrom21990to1998forIronmakingPlantofPangang二、首要技能难题的打破 泡沫渣、铁水粘罐、粘渣、铁损高、脱硫才能低是钒钛矿高炉冶炼实验中的重要技能难题,也是攀钢高炉投产后长时间困扰出产的首要问题。 （一）泡沫渣问题       冶炼钒钛矿的高炉渣流入渣罐后,发生很多气体,使炉渣成泡沫状欢腾上涨,溢出罐外。而涨落之后,罐内只要小半罐渣,渣罐容积不能充分利用,而高炉则因出不净渣铁,导致炉内压差升高,被逼减风,无法进步冶炼强度。 通过理论研讨和出产实验,弄清了泡沫渣构成机理并找到了消除办法。从热力学分析，渣中TiO2被TiC以及饱满碳和非晶太碳复原发生很多CO气体，是导致欢腾现象的原因（图1） 图1  有关TiC反响的△G与t的联系从动力学分析，当渣中发生的CO气泡的生成速率和气泡的稳定性到达必定程度时，泡沫渣就发生欢腾现象。 Vt≥15.56u-0.3016式中Vt－气泡发生速度 CTi(C,N)－Ti(C,N)在渣中的浓度 u－参数，取值1～8 △    G－形核的活化能 △    Gf－气、渣二相体积自由能改变 △    Gh－复原成CO的化学反响自由能改变。 根据对首要参数的分析，可得出泡沫渣构成的区间（图2） 图2  泡沫渣构成的条件（全钒钛高钛渣）通过调整炉渣成分，操控渣中TiO2在23%～24%，改变了钛渣结构，使渣中TiO2活度下降，并进步炉内高温区的氧势,然后按捺了TiO2的过复原,有用地消除了泡沫渣欢腾现象。 （二）铁水粘罐问题 铁水粘罐是钒钛矿冶炼的特有现象。普通矿冶炼时铁水罐尽管也有粘结的状况,但其粘结物的熔化温度低于出铁温度,下次出铁时可被熔化,罐衬越刷越薄,一般可用300～400次。而钒钛铁水的粘罐物中则因含有V、Ti的氧化物,熔点很高,高于出铁温度,在下次出铁时不能被熔化,越结越厚,铁水罐只能用几十次。严重影响了高炉正常出产。 在研讨弄清了粘罐的机理后,发明晰吹氧化罐和氧燃化罐技能熔化粘罐物,又采纳冷扣罐、喷涂和运用腊石砖砌罐帽,炉前选用焖砂口操作根绝高炉渣过渣进罐,铁水罐加蛭石保温等办法,彻度处理了铁水粘罐问题。 （三）消除粘渣和下降铁损 跟着高炉内复原进程的进行,炉渣中一部分TiO2被复原生成钛的碳、氮化合物。TiC的熔点为3140℃±90℃,TiN 熔点为2950℃±50℃,远高于炉内最高温度,它们通常以几微米但具有极大比表面积的固相质点弥散在炉渣中和包裹在铁珠周    围,使铁珠难以聚合,渣中带铁增多,粘度增大数十倍,构成粘渣和高铁损。因为构成“高温亲液胶体”和“类网状结构”,其粘度已不能用牛顿力学核算。实验标明,在1480℃变稠的炉渣粘度η＝2.817e105.34φ,其间 高炉选用低硅、钛操作,操控炉热水平,以按捺TiO2过复原。又选用特殊办法,使变稠的炉渣消稠,并活泼炉缸。强化炉前操作,缩短渣铁在炉内停留时间以及选用合理炉料结构,操控TiO2在适宜规划,然后有用地消除了粘渣,下降了铁损。 (四) 钛渣脱硫才能的改进 因为TiO2在炉渣中呈弱酸性,所以高钛渣的脱硫才能远低于普通高炉渣,Ls仅为5～9,而一般炉渣Ls为20～30。 实验室研讨标明,钛渣的碱度R 可表达为系数α＝0.7，β＝0.15，γ＝0.6。 通过科技攻关，采纳优选适宜的炉温、炉渣碱度，关在冶炼操作中削减其标准偏差，改进钛渣功能，添加流动性，强化冶炼，活泼炉缸以及改进入炉质料质量，进步风温，下降硫负荷，然后改进了钛渣脱硫才能,明显地进步了生铁质量,使铁水均匀含硫由0.075%降至0.054%。 三、优化炉料结构,进步钒钛烧结矿的强度 为改进质料质量,将烧结矿碱度由1.2进步到1.75,避开了钒钛烧结矿低强度区间,削减了粉末,又使高炉配猜中不再加石灰石,促进焦比下降。 为了施行精料政策,改变大渣量对强化冶炼构成的困难,近年来,将进步入炉矿石档次作为优化炉料结构的要点之一。通过适度进步钒钛铁精矿档次,添加烧结中富矿粉用量以及进步熔剂的有用CaO等办法,使入炉矿石档次由1995年的45.47%进步至1998年的46.57%，1999年1季度又进步至47.01%。不只入炉铁量添加,并且因为渣量削减,改进了炉内压差散布,下降了铁损和焦比,使攀钢高炉获得了进步1%档次,添加产值3%以上的效益。 高钛型钒钛磁铁精矿的特色是TiO2、Al2O3高, SiO2低,成球性差,液相量少,是一种特别难烧的矿石。针对上述特色,成功地开发了一系列技能办法,如高负压厚料层操作、配加生石灰和钢渣、富氧焚烧、添加复合粘结剂、选用ISF偏析布料技能、燃料二次分加、烧结矿喷洒卤化物等，使钒钛烧结矿的冷、热强度明显进步，质量改进，产值添加。 四、高炉操作的优化与冶炼的强化 在处理了钒钛矿冶炼的技能难题、出产步入正常的根底上,环绕高炉冶炼,不断优化工艺操作参数和操作准则,发明晰一套完善的工艺技能。包含钒钛矿冶炼合理的热准则与造渣准则,上部调剂的高压操作、无钟炉顶的多环布料与中心加焦技能,中部调剂操控适宜的暖流强度,下部调剂以120～150KJ/s的高鼓风动能以及防止钛渣变稠的特有办法来到达活泼炉缸,强化冶炼的意图。 喷吹煤粉关于冶炼高钛型钒钛矿的攀钢高炉,长时间以来一向是技能领域里的一个禁区。1967年在首钢老2号高炉进行钒钛矿冶炼模仿实验时,曾两次试喷煤粉均告失败。因为一部分未彻底焚烧的煤粉进入炉缸，与高温熔渣触摸，构成渣焦反响，碳与效果的成果，生成高溶点的钛的碳氮化合物。TiO2＋3C＝TiC＋2CO2，    △F0t＝125500－80.29T；TiO2＋3C＋1/2N2＝TiN＋2CO2，△F0t＝90100－61.24T。使炉渣变稠，渣铁难分，正常出产无法进行，被逼停喷。 从80年代开端,攀钢高炉再次实验喷吹煤粉。为了确保煤粉的快速彻底焚烧,防止炉渣变稠,研发发明晰氧煤喷。据查新,其时在国内外均属创始。1991年攀钢高炉氧煤混喷技能又列入国家“八五”要点科技攻关项目,进一步完善了喷吹体系,并进行了不同结构氧煤的出产实验(图3),获得较好效果,完成了用最少数氧到达最大喷煤量的意图。现在,喷煤量已到达均匀120kg/t的水平。 此外,攀钢高炉还开发了钒钛矿冶炼的富氧鼓风、炉前操作的强化技能与焖砂口的运用等。 图3  氧煤结构示意图    为了树立高炉冶炼钒钛矿的数学模型,以逐步完成冶炼进程的自动化操控,在攀钢4号高炉开发了核算机专家体系。用美国西屋公司WDPF核算机开发炉况判别和热状况判别两个子体系,热状况又以预告铁水钛含量作为高炉操作炉热水平操控的根据。［Ti］的预告选用自适应和人工神经网络归纳预告体系，当炉况正常时用自适应体系，炉况不顺时用人工神经网络体系预告，在差错±0.03%规划内命中率为86.8%,有必定参阅效果(图4、5、6。) 图4　攀钢4号高炉炉况断定及操作辅导专家体系结构图图5　铁水钛含量归纳预告体系结构图6　神经网络预告钛含量结构五、冶炼钒钛矿的高炉炉体解剖及护炉效果研讨 为了深化探究高炉冶炼钒钛矿的规则,在410厂0.8m3小高炉进行了解剖实验0。该高炉用攀枝花钒钛矿冶炼,炉渣TiO2为27%～28%。 通过解剖看出,整个微观状况仍然明显地存在自上而下的块状带、软熔带、滴落带和风口回旋区。炉内剖面如图7。 图7　0.8m3高炉冶炼钒钛磁铁矿的剖面状况通过解剖实验,了解了高炉内铁、钒、钛等元素的行为,炉内温度的散布状况以及Ti (C ,N)的生成状况(图8),对钒钛矿高炉冶炼的理论研讨和出产实践都有重要参阅效果。 图8　不同高度上t, RFe RTi,η的改变冶炼钒钛矿对高炉的炉缸、炉底有维护效果。这是在攀钢1、2、3号高炉大修停炉查询时观察到的。 冶炼钒钛矿的高炉在炉缸和炉底的砖衬上有一层结构细密的沉积物,经化学物相、岩相、X射线和扫描电镜分析,它是含有很多高熔点贱价钛化合物与特殊形状的金属铁和其它渣相矿藏的一种多相物质。沉积物的上部含有较多的黑钛石,下部含有较多的Ti(C，N)固溶体。因为熔点高,熔化终了温度达1500℃以上,在该区域的温度下不能熔化,然后维护了炉缸炉底的砖衬（图9）。 图9　攀钢2号高炉炉缸炉底腐蚀状况冶炼钒钛矿的高炉、炉缸、炉底腐蚀远较冶炼普通矿的高炉轻缓，用粘土砖砌筑炉底就可保10年以上寿数。在冶炼普通矿的高炉中配加少数含钛物料（TiO27～15Kg/t）也可起到护炉效果。1980年今后在国内高炉逐步推行，已有64座高炉运用攀枝花的钒钛矿护炉，对延伸高炉寿数起了很大效果。 六、体系理论的树立 通过很多的科学实验研讨和出产实践验证,树立了钒钛磁铁矿高炉冶炼的体系理论,归于国际创始。 这一理论包含高炉冶炼钒钛磁铁矿的根本原理,钒钛磁铁矿的复原进程,铁、钒、钛等元素在高炉内的行为,钒、钛氧化物复原反响的热力学和动力学以及高钛渣的各种特性及其机理,高炉冶炼钒钛磁铁矿的规则以及钒钛磁铁精矿的烧结特性等。 在正确理论的辅导下,攀钢高炉冶炼钒钛磁铁矿的出产技能得到迅速发展。 七、结语 攀钢高炉通过科学实验和技能攻关,成功地开发了钒钛磁铁矿强化冶炼的新技能,树立了善的理论与运用技能,使首要出产目标获得严重打破。在入炉矿石档次仅46%的条件下,运用难冶炼的钒钛矿,高炉利用系数到达2.0t/m3·d以上,居国内外同类型高炉前列。因为规划产值添加,耗费下降,质量改进以及钒制品收益添加,每年为攀钢添加经济效益达数亿元。此外,钒钛矿护炉效果在国内高炉推行运用,为延伸高炉寿数起了很大效果,社会效益也非常明显。

我国的砂金资源首要散布在东北和西北各省，一半以上的砂矿资源正在开发利用。砂金矿中金档次一般为0.2 g/m3,金矿藏多是密度大和化学慵懒的天然金。其粒度散布规模很宽，从大金块（历史上入类采到的10 kg以上的金块约有8000-10000块，最重的285 kg)到毫米级粒状、到数微米至数十微米的弥散微细状都有。重选是从砂矿中提金的首要办法。但惯例的重选办法，很难高效、高收回率地收回细粒度（< 200μm）及呈薄片状的金粒。因而，重选时，往往还辅以化、混等办法以进步金的收回率。化可有用收回＜200μm细粒金，混可收回70μm~1.5mm的金粒。    混法是一种陈旧和简略的物理提金办法，在水介质中可选择性的滋润金属状况的金、银，并构成“齐合金”将金银从矿石中捕集出来。混时有必要使与涣散的金粒充沛触摸，可将参加磨矿机中在磨矿的一起进行混（称为内混），或磨矿后在别的的混器（如溜槽、研磨混器、冲力振荡摇床、干式混设备等设备）中进行混（称为外混）。混产出的齐合金密度大，沉于矿浆底部，其他矿砂则被水流冲走。搜集的齐合金再用水冲刷除掉杂质及重砂，用帆布织物压滤别离剩余的，然后在420-800℃下蒸馏别离收回，残余物即为海绵状粗金。    因为的毒性及环境和劳动保护的严格要求，该法已约束运用。

硅锰合金冶炼渣是冶炼硅锰合金时产生的固体废渣，一般呈绿色，硬脆，含有一定量的硅锰合金颗粒嵌布其中。硅锰合金冶炼渣如果不及时经过客户有效的处理，会对环境和人类健康造成一定的危害，这里公开一种新型的硅锰合金冶炼渣处理工艺流程及设备配置，不仅有效解决了硅锰合金渣的处理，还能够产生可观的经济效益。处理过程对环境不产生二次污染，具有高效，节能，环保等优势。基本可实现废渣的全吸收。 硅锰合金冶炼渣中存在一定量的硅锰合金颗粒，回收这些合金颗粒即可产生相当可观的经济效益，利用此工艺流程及设备配置投资小，见效快，是一种科学有效的硅锰渣处理工艺流程。下面详细介绍该工艺流程及设备配置。 回收硅锰渣中的合金颗粒就必须使合金颗粒和固体废渣基本单体分离，这就要求将废渣进一步破碎或研磨，选择破碎或者研磨需要根据废渣的具体情况确定，如果废渣中合金颗粒嵌布粒度较小，则考虑采用棒磨或者球磨，如果合金颗粒嵌布粒度较粗，直接进行破碎即可，选用高效细碎机或者细破碎机即可完成破碎过程。 破碎后的废渣中合金颗粒和废渣基本单体解离，由于合金颗粒具有较大的比重而废渣的比重较小，两者有较大的比重差，利用这一特点，我们可以采用重选的方法使合金颗粒和固体废渣分离。金属颗粒可再次冶炼或直接出售，其余废渣则销向水泥厂或新型建材厂作为新型建材产品的原材料。 硅锰合金冶炼渣的具体分选设备为跳汰机。跳汰机是一种重力选矿设备，它可以根据矿物与脉石的比重差进行分选，比重差越大分选效果越好，处理量越大。

（一）重选及混    砂铂矿的特点是：①铂族金属以铂、铱、锇的天然金属或合金矿藏为主，有时还含少数天然金。天然铂类矿藏是以铂为主含少数铁的天然合金，含铁>12%叫铁铂矿（密度12-15g/cm3),含铁6%-11%叫粗铂矿（密度14-19g/cm3),含铁更少叫天然铂（密度约19g/cm3)，含铁越高磁性越强，都溶于。锇铱矿藏是以锇铱两种金属为主，含少数钉、铂、铑的天然合金，含锇高(41％-86％）时称为铱锇矿（密度20-22.5g/cm3），含铱高(44%-77%）时叫锇铱矿（密度17-21g/cm3)，化学性质非常安稳，中都不溶解；②铂族金属矿藏都已单体解离；③大都砂铂矿中天然铂矿藏占80％以上，阿拉斯加及塔司马尼亚砂矿中锇铱矿藏含量较多，别离达54％和28％。天然铂矿藏粒度多在0.1-3mm规模，但不规矩。一切砂铂矿中天然铂矿藏都比锇铱矿藏粗大，在乌拉尔找到的最大天然铂矿块重达9.61 kg。    与砂金矿相似，砂铂矿也都用溜槽、跳汰机、摇床等重选收回铂矿藏。磁性强的铁铂矿较多时还辅以磁选，磁铁矿多而铁铂矿少时，则用磁选别离磁铁矿。砂铂矿坐落水面下时，用采金船作业，取得粗精矿。    大都砂铂矿的铂族金属矿藏粒度粗，可用系列重选流程直接选出铂精矿。以乌拉尔砂铂矿为例，重选精矿成分规模见表。 乌拉尔砂铂矿重选精矿成分规模元素PtOsIrIrPdRhFeCuNi含量69.1~82.32.0~17.60.6~4.50.3~1.00.5~0.76.1~14.00.8~2.8痕~0.4     重选的粗精矿以天然铂、天然金矿藏为主，矿藏粒度较细且泥质包裹严峻时，可用混法提取铂、金。如乌拉尔泥质粗精矿（含铂+金155-350g/t）的混条件是：在2-2.5mol/L NaCl溶液顶用NaHSO4调pH＝3-3.5，拌和使矿泥疏松分化，参加捕集铂、金，齐蒸馏后再用硫酸溶解铁，即可取得含铂+金50％以上的精矿。    南非威特沃特斯兰德陈旧超蜕变砾岩中的金铀砂砾矿床中含饿铱矿藏（档次约0.03g/m3，粒度0.04-0.19mm)。因为该矿是国际最大的黄金矿山，年产黄金最高时达1000t（1971年），副产饿铱精矿可达数百千克。金铀砂砾矿重选精矿先用混法收回金，残渣再用摇床或绒面溜槽重选～硝酸溶解铁矿藏～苛性钠溶解硅铝氧化物，即可取得含锇33%-36％、铱29％-36％、钌12％-15％、铂8％-13％的铂族精矿。[next]    我国内蒙达茂旗多金属共生矿，上部已风化蚀变为褐土型、氧化一角闪岩型矿石。首要脉石为角闪石、石英、斜长石及氧化铁矿藏（褐铁矿、磁铁矿）。铂族金属矿藏首要是砷铂矿（0.1-1mm粒级占80%），把矿藏很细（0.013 mm占70%）。原矿铂档次4.9g/t,把1.9g/t，磨矿至约74μm占60％后旋流器脱泥一两段摇床重选→磁选别离磁铁矿→取得含铂7.8%的重选精矿，铂收回率80%。把因粒度太细，70%以上丢失在旋流器脱泥的细泥中。    （二）从重选精矿中提取铂    重选铂精矿用煮沸溶解，铂及贱金属转入溶液，溶解铂的反响为：                      Pt＋2HNO3＋8HCI====H2PtCl6＋2NOCO＋4H2O    存在把时也按上式溶解。若天然铂矿藏粒度较粗，层层剥蚀溶解的速度较慢，需屡次补加新鲜直至反响彻底。过滤后，从溶液中别离精粹铂、钯，不溶残渣以锇铱矿藏为主，含少数其他铂族金属。    （三）锇铱矿处理    砂铂矿溶解提取铂后残留物为化学慵懒的锇铱矿藏，经典办法是用氧化碱熔法从中别离及提取锇、铱。即锇铱矿颗粒物料与（或过氧化）、（或碳酸钠）混匀后置于镍或铁坩埚中加温至600-700℃熔融，锇铱矿藏分化，锇被氧化为锇酸钠：                  Os＋6Na2O2＋2NaOH====2Na2OsO4＋5Na2O＋H2O    精矿中含钌时，也氧化生成钌酸钠Na2RuO4 ,铱被氧化生成IrO2。熔块用冷水浸出取得含锇、钌酸钠的碱性溶液。熔融-水浸可能要重复屡次才能将锇铱矿藏彻底损坏转化彻底。碱溶液再用氧化蒸馏办法提取锇、钌，即向溶液中参加氧化剂（如、、酸钠等），使用反响发生的新生态氧使锇、钌酸钠分化，进一步氧化为低沸点的高价和四氧化钌蒸发，再从头别离用碱液和液吸收并精粹产出金属锇和钌。用氧化蒸馏吸收锇的反响如下：                       蒸馏    Na2OsO4＋Cl2====2NaCl＋OsO4↑                    吸收    2OsO4＋4NaOH====2Na2OsO4＋O2＋2H2O    反响非常剧烈，操作有必要非常当心。    碱熔一水浸后的残渣以IrO2为主，再用溶解后精粹产出金属铱。    也可用锌、铝屡次熔融“碎化”，熔融物酸溶贱金属后使贵金属转化为微细活性状况，再用强酸及强氧化剂溶解贵金属。最先进的办法是锍熔一铝热还原法。

岩金矿是20世纪国内外最首要的提金资源。大都岩金矿除金及少量银外，很少有其他有价金属或有害矿藏共生，用化技能能有用地提取金和银。另一些则很难用化法提取金银。化提金进程包含矿石碎磨、浸出溶解金、含金溶液（“贵液”）富集、精粹金等进程。矿石碎磨是溶金的重要预处理进程，要使金矿藏充沛解离露出。    （一）从矿石中溶金    从矿石中溶金有氯化、化、含硫化合物溶解等多种办法。“溶金”技能是国内外提金的首要技能。我国60％以上的金用化法出产。    1．化法    (1)原理及特色金很难溶于单一的硝酸、硫酸、等强酸，但却易溶于一个很弱的氢酸的钾钠盐中，曾有许多观念解说其机理，现在比较共同的观点是：“溶金”并非直接溶解黄金，而是一个电子搬运的氧化复原进程，CN-的效果是使金离子生成可溶性合作物，而不是生成不溶的AuCN。溶解需在氧化剂和碱性溶液中进行，防止AuCN生成。空气中的氧不能直接氧化金，但在含有CN-及OH-的水溶液中，O2却能发作“动力”使Au失掉电子转化为Au+。发作如下化学反响：              2Au＋4NaCN＋O2＋2H2O→2NaAu（CN）2＋2NaOH＋H2O2                  2Au＋H202＋4NaCN→2NaAu（CN）2＋2NaOH    总溶解反响：                  4Au＋8NaCN＋O2＋2H2O→4NaAu（CN）2＋4NaOH    反响的平衡常数很大。反响可进行到一切的耗尽或一切的金溶完停止。    依据矿石特性断定的浓度，一般运用的NaCN浓度为0.05%-0.2%（用量约0.5-2kg/t矿石），浸出时向矿浆中鼓入空气即可。    溶金进程首要受氧的分散速度（即溶液中氧的浓度）操控，进程中应尽量防止一同发作亚铁离子、硫离子氧化耗氧的副反响。工业上运用加压化法前进化速度和溶金功率，如高压釜化、管道加压化。2205kPa压力管道化含金20g/t的矿石，15min的化率即可达95％以上。[next]    浸出进程有必要在碱性溶液中进行，一般用石灰作调节剂以促进矿浆沉降，pH 10.5-11.50若pH 12溶金速度将下降。    矿石中的磁黄铁矿、贱金属的硫、砷、锑化合物及一切贱金属阳离子都耗费，砷、锑化合物还会吸附在金粒表面阻挠金的化。特别硫化物极端有害，乃至5×10-6％以下的硫离子也将大大减缓金的溶解速度。当矿石中有害杂质含量较低时，矿浆可在化前充沛鼓气氧化预处理，使硫离子和亚铁离子氧化和使硫化物尽量转化为可溶硫酸盐，经过滤、洗刷后再化。实践还标明，少量铅、、铋等金属离子对化进程有利，可部分战胜砷、锑、硫的损害及加速金的溶解。必要时可在磨矿中参加少量氧化铅。    在激烈充气及拌和条件下，实测的溶金速率为3.25mg/(cm2•h)，即一粒0.37μm厚的金片约需11h溶解彻底。因而大粒金应在化前用重选或混法预先收回。化前矿石细磨，化时激烈拌和，是前进溶金速度和功率的基本条件。用微波辐照矿石（内焙烧）或在矿浆中导入超声波或微波，可促进矿石解离决裂或部分前进浸出温度，有利于露出及活化纤细金粒的表面，加速金的溶解速度。    (2)办法及设备化法处理不同档次的金矿石或浮选金精矿，首要选用渗滤、槽浸或堆浸。“全泥化法”直接处理矿石，即在磨矿时参加化剂、pH调整剂，然后在浸出槽中拌和鼓气浸出。一般选用多槽串联阶梯装备，矿浆顺流经过每个浸出槽确保预订的浸出时刻。为了前进浸出功率，现遍及运用重复多段浸出，浸出后矿浆用浓缩、倾析、过滤等办法固液别离，并细心洗刷收回贵液。过滤设备首要是大型圆筒真空过滤机及水平带式真空过滤机。如我国某矿全泥化含金5.26g/t的原矿，用贫液补加回来磨矿，磨至-200目占85%-90%（磨矿时即有50％金被浸出），后在5个串联槽中接连浸出10h以上（浓度0.037%~0.042%，pH 10-11），金浸出率87％-93%,四段浓缩逆流洗刷率98.07％。    堆浸一无过滤化工艺是20世纪60年代开展的技能，工艺简略、本钱低、见效快，对矿石档次、性质及矿床规划习惯性强。将含金＜2g/t的低档次矿石和石灰混合，均匀堆置于预先处理后不渗漏的底垫上，矿石量可达数百吨至数十万吨规划。化液组成与槽浸相似，但需均匀地喷淋在矿堆顶部，喷淋中一同增氧。浸出液均匀顺畅地浸透经过矿层溶解金银，防止“短路”。贵液最终流入沉积池，上清液送去提金，贫液弥补化剂后回来喷淋。[next]    2．其他溶金办法    剧毒，且很难溶解某些“难处理金矿石”，长期以来入们一向在研讨和探寻更安全有用的溶金新试剂。先后发现、硫代硫酸盐、硫酸盐、腐植酸盐、氯硫化物（如S2Cl2、SCl2）、、多硫化物、石硫合剂、含卤素（氯、）溶液等许多无机和有机试剂（大都为含硫试剂），都能以不同的反响机理在不同的条件下溶解黄金，但至今只要法远景看好，其他办法的经济本钱、运用条件及对矿石的习惯性、贵液的后处理等方面仍难与化法竞赛。    (1)法  是无毒的有机化合物CS(H2N)2 ,简写代号TU,水中溶解度达142g/L。TU在水溶液中也并非直接溶解黄金，而是在酸性介质中金被“适合的”氧化剂氧化为Au+后构成可溶性的配位的配阳离子。当用Fe3+作氧化剂时反响表明为：                      Au+Fe3++2TU→Au（TU）2++Fe2+    也被氧化生成一个中间产品二硫甲眯RSSR[R为C(NH)NH2]，并参加溶金进程。但它也易被持续氧化为无用的基、、元素硫等，不只增大耗费，还阻止溶金进程。因而适合的氧化剂一般用Fe3+或H2O2，溶液的氧化电位不超越140mV。与化法比较，不同如表1。表1  法与化法的比较项目化法法试剂NaCN，CaOTU，H2SO4，SO2，NaHSO4氧化剂空气中的O2Fe3+，H2O2，O2介质Ph10.5~1.5，碱性1~2，酸性运用规划大都矿石或精矿，可用于堆浸特殊矿石或精矿，不用于堆浸反响速度慢，数十小时块，数小时产品金的阴离子合作物Au（CN）2-金的合作物阳离子Au（TU）2+[next]     现在以为法污染小，速度快，铜、锌、砷、锑等元素搅扰不严峻，对化法难处理的高档次精矿，法有运用优势。但安稳性差，耗量大且报价贵，又约束了该法的广泛推广运用。    我国研讨的“铁浆法”，在浸金时置入铁板一同置换出金泥。浸金时导入5-7V直流电压（又称“电浆法”），以强化铁板或铅板阴极的复原效果，下降硫酸耗费。浸出时无铁板耗费，由铁板上刮下的金泥档次1％-2%，工艺进程进一步简化。    (2)硫代硫酸盐溶金  长处是试剂毒性小，耗费少，反响速度快，适于处理含铜的物料。缺陷是浸出时需加温，能耗大。溶金反响为：              2Au＋4S2O32-+H2O＋0.5O2→2Au（S2O3）23-＋2OH-    (3)多硫化铵法  多硫化铵是一种赤色溶液，含NH3 8%, S 22%, (NH4)2S 30%,处理含砷、锑高的金矿方面有必定的长处。常温常压下浸出矿石后生成NH4AuS及(NH4)3SbS4可溶化合物，砷留在渣中。但试剂耗费大，金浸出率低，直接处理矿石不经济。    (4)石硫合剂提金  我国研讨的无毒石硫合剂LSSS,系石灰和硫黄经简略化学合成，含S2~52-及S2O32-的枣赤色通明试剂，溶金、银速度快，对含砷、锑、铅的金矿石习惯性强。首要缺陷是试剂安稳性差，进程较难操控。    (5)卤素浸出近代离子交流及萃取技能的开展，从头引起了卤素浸出的爱好，如用电解食盐溶液发作新生态氯浸出，浸出的余氯吸收回来运用，氯化剂直接在地下浸出贫矿；溶金，即在弱酸至中性溶液中加氧化剂及或化物，可使金生成易溶的金酸盐MAuBr4（M为NH4+或碱金属阳离子），反响快且挑选性好。但转化为从矿石中提金的有用技能不多。    除氯化介质外，其他大都溶剂都能一同溶解矿石中的金、银。固液别离后的溶液——“贵液”一同含有金、银。    （二）从贵液中提金    浸出矿石取得的含金银溶液中金的浓度都很低，一般小于10g/m3。需再用置换、活性炭吸附、离子交流、溶剂萃取等办法从贵液中二次富集。[next]    1．置换法    用电负性金属从碱性溶液或酸性溶液中置换出金银的进程，常用置换剂是锌和铝，置换速度快而彻底。置换时要求细心过滤贵液，将固体悬浮物降至小于5mg/L,前进金沉积物的金档次，还需严厉操控贵液中溶解的氧及游离量，以下降锌的耗费。一般，贵液在9kPa真空塔中经两段真空脱氧可将氧浓度降至0.1g/m3以下。为减轻硫离子对置换进程的阻止效果，常参加少量（0.5-2g/gAu）溶液。锌粉耗量约5-10g/g Au,置换率99%-99.9%。贫液合金0.01-0.02g/m3。贵液中的银与金一同被置换，一般金泥含金银20％-40％、锌20％-40％、少量铜、铅硫化物及二氧化硅。    锌置换出金泥首要用10％-15%浓度的硫酸溶解夹藏的锌，铅也一同转化为不溶的PbHSO4。过滤后滤渣用15% NaOH溶液在90℃下溶摆脱铅。过滤后的金泥再用稀硫酸和氧化剂（如二氧化锰）溶摆脱铜。脱铜后的金泥烘干后在1200-1300℃下熔炼，熔炼时用硼砂、石英、苏打作熔剂造渣，加少量硝石氧化硫、铅、锌使之蒸发脱除，最终取得金银含量80%-90%及少量铜的合金。    我国研讨运用操控电位挑选氯化技能湿法处理金泥，即在4mol/L HCl溶液中定量供入，并操控溶液氧化电位0.4-0.45V（Pt-甘电极），90℃下使99%以上的铜、铅、锌挑选性氯化溶解。过滤后溶液冷却至室温即结晶别离PbCl2，再用铁置换铜。控电氯化渣从头在溶液中通入溶解金，过滤后溶液中和至pH l.5-2用草酸复原为粗金。不溶渣中的银用浸出后，用水合膦复原为海绵银。    2．活性炭吸附    用活性炭从贵液中富集收回金是一种与化溶金技能配套的办法。进程包含3个首要环节：活性炭制备及从化的贵液中吸附金、银；从载金炭上洗提重溶金、银及别离精粹为产品；活性炭再生复用。现在该技能已开展为直接从化矿浆中富集收回金的先进工艺-“炭浆法”和“炭浸法”。    活性炭是一种具有很大比表面积、多孔结构的吸附剂，用密实的含碳物质，如煤、椰壳、果核等在适合的氧化气氛及800-1000℃下缎烧活化制得。从氯化或化溶液中吸附金、银的机理至今没有结论。但存在钙、钠阳离子对吸附至关重要。过滤后的贵液流过充填活性炭的炭柱，金、银被吸附。活性炭对金的吸附容量可达数十毫克／克炭，但一般用到10mg/g以内。    从载金炭中提取（洗脱）金有Zadro法，Duval法，Murdoch法，AARL法等。    (1) Zadro法  是最简略通用的办法，首要用水洗，接着用约90℃的稀溶去钙及其他贱金属，然后用0.1％-0.2％NaCN和1％NaOH溶液于85-95℃下流过炭柱溶金、银，取得含金150mg/L的溶液。[next]    (2) Duval法  是现在最好的办法，用含乙醇10%、NaOH 1%、NaCN 0.2%的溶液在80℃及100kPa下加速洗提重溶速度，时刻可从Zadro法的24-60h缩短至6-10h。溶液金浓度同上，但乙醇有易燃和易蒸发丢失的缺陷。    (3) Murdoch法  用含40%, NaOH 1% , NaCN 0.2的溶液在70℃及100kPa压力下洗脱金、银的法，时刻缩短为4-6h,溶液金浓度可高达4g/L。    (4) AARL法  用5% NaCN及2% NaOH溶液在95-100℃及100kPa下洗脱8h，可取得含金0.8g/L的溶液。在高温（160℃）高压（350kPa）下洗提，则更快，但添加了设备出资。    洗提金银后的活性炭含金约150g/t,首要用稀洗去碱性氧化物，然后在回转窑中于600-800℃下锻烧康复活性，挑选后复用。洗提液多用锌置换法收回金。也可用电积法处理，金沉积在钢纤维或碳纤维阴极上，取出后熔炼为金锭。    3．离子交流、萃取法    用阴离子交流树脂从贵液或矿浆中交流吸附金，具有简略调整和操控树脂的物理性能及交流容量、交流速度快、能一同收回溶液中其他有价金属、不吸附钙离子、淋洗再生温度低、耐磨等长处。但也有挑选性较差、价贵（重复运用后需燃烧收回金）、树脂颗粒密度低及质软等缺陷。除最早在俄罗斯，后来南非及我国少量厂直接处理金矿外，未能遍及推广运用。    许多种有机萃取剂可从酸性氯化物溶液中萃取收回金的氯配阴离子，并已在贵金属别离精粹工艺中成功运用。入们一向在研讨从碱性溶液中萃取收回金的办法。    4．含废水的处理    贵液提金后的废液含0.5-1g几，有必要处理到达我国政府规则的答应排放浓度0.5mg几的水平，或收回循环复用，或损坏转化为无毒。首要办法是：在密闭体系顶用硫酸酸化废液，逸出的HCN气体从头用NaOH溶液吸收转化为NaCN复用；或废水中参加硫酸锌固，沉积出白色化锌，再用硫酸溶解逸出化体经碱液吸收为复用。最终含约0.1g几的废水，在碱性条件下参加强氧化剂-漂、次、等使CN-转化为无毒的CO2和N2。最新办法是在调整溶液pH 7-10的条件下，向废水中鼓入含SO2 1%-3%的空气或参加碳酸氢钠，使CN-转化为无毒的CNO-。0.5h即可使废水含CN-从500mg/L降至0.5mg/L以下。[next]    （三）无过滤氛化法    湿法冶金中的固液别离是一个高耗低效的进程。化矿浆过滤时要防止固体微粒穿滤，又要细心洗刷残渣收回贵液，功率很低。因而无过滤提金技能开展很快，并成为衡量提金技能先进性的重要标准。除堆浸法外，还有碳浆法、碳浸法、树脂矿浆法等，将化溶金及活性炭或树脂直接从矿浆中吸附金结合为一个进程，免去了过滤工序，还因及时吸附并下降溶液中金配离子活度而加速化溶金速度。前两个办法已获工业运用。    (1)碳浆法将含金、银的矿浆送入多级串联的吸附槽，与逆向活动的活性炭进行多级直接交流吸附。每个吸附槽用双桨叶机械拌和，矿浆用管道提升至槽上部，经过筛子别离矿浆和炭，载金炭从第一个吸附槽排出。炭在每槽的吸附时刻约1h。    (2)炭浸法将炭直接参加到化槽一同进行化和吸附，比炭浆法更简略。    两个办法对活性炭都有较严厉的要求，有必要有均匀适宜的粒度（一般为6-10目）及满足的强度，以削减载金炭被固体磨损后构成金的飘浮丢失。送入化槽的矿浆也应严厉别离砂砾、木屑、塑料等杂物。一般入矿浆浓度50%，活性炭用量10g/L。当原矿金档次约5g/t时，载金炭含金可达12-15kg/t，活性炭耗费量约0.015 kg/t矿。载金炭随后经洗提重溶一电积一熔炼为金锭。吸附率、洗提解吸率、电积率等目标皆大于99％，金的总收回率可达90%以上。还可将炭预先处理使之带磁性，加磁场收回以削减载金炭丢失。    树脂矿浆法的本质是用阴离子交流树脂替代活性炭直接从化矿浆中交流吸附金，载金树脂用溶液淋洗解吸金，最早运用于俄罗斯。    （四）难处理金矿的选冶    世界上1/3的金矿资源，用惯例化工艺处理时浸出率很低，被称为“难处理金矿”。难处理的原因是：①天然金以微细粒为主，多被黄铁矿、砷黄铁矿、氧化铁等矿藏严峻包裹，或浸染在微晶石英、燧石中，还有恰当份额的金呈难溶的AuSb2、Au2Bi、AuTe2等类矿藏存在；②矿石含沥青、腐殖酸等有机碳化物或许多黏土可从化液中从头吸附已溶解的金；③矿石含辉锑矿、雄黄、雌黄、辉铋矿、黄铜矿、磁黄铁矿等矿藏较高，化时耗及氧，或它们在化时的反响产品掩盖包裹金粒，阻止化的进行。这类资源的有用运用已成为黄金冶金范畴重视的热门。研讨的办法许多，一类是经预氧化处理后再用化或其他老练的办法提金，另一类是先浮选选出金精矿再处理。[next]    1．预氧化处理    意图是损坏“劫金”的有机碳及阻止化的硫、砷化物，尽量将金粒露出便于化。有焙烧、化学浸出、加压氧浸、催化氧化、细菌氧化、矿浆中电化学氧化等办法。    (1)焙烧法是国内外运用较早的办法。在空气中550-750℃下将矿石中有机碳氧化为二氧化碳，将黄铁矿(FeS2)和砷黄铁矿(FeAsS)等矿藏氧化为Fe2O3，硫、砷氧化为蒸发性氧化物。缺陷是硫、砷烟气严峻污染环境，能耗高，物料或许烧结反而包裹金粒等。近年来该法在技能及设备两方面都取得了严重前进，如将空气焙烧改为富氧焙烧，前进蒸发物浓度便于吸收；操控温度及氧量，添加烧碱或石灰使硫、砷转化为不蒸发且可溶解的硫酸盐和盐（“固硫”和“固砷”），便于从溶液中收回硫、砷；又如严厉操控空气量及温度（620-650℃）下焙烧，生成无毒的硫化砷：                  16FeAsS＋12FeS2＋45O2====14Fe2O3＋4As4S4＋24SO2    焙烧设备已由最早运用的回转窑、多膛炉开展为欢腾炉和闪速焙烧炉。    (2)化学氧化法向矿浆中直接参加强氧化剂（如硝酸、、氯酸盐、锰酸盐、铬酸盐等）进行常压化学氧化，或再加直流电场的电化学氧化，如直接用浓度约200g/L的硝酸溶液在75-85℃下浸出浮选金精矿中的硫、砷化物，过滤后的滤渣再化提金。硝酸单耗约200kg/t矿，该法有用性的关键是从浸出液中经济高效的脱硝并再生硝酸复用。    (3)加压氧化法是20世纪50年代开展的新技能，长处是：对矿石中硫、砷、锑、铅等有害元素含量的习惯规划宽，可综合运用，功率高，污染小。将矿石磨细后配成固体浓度40%-45%的矿浆，依据矿石性质调整矿浆为酸性或中性至弱碱性，接连或接连地注入密闭耐压反响釜中，在高温（170-225℃）下通入空气（1500-3000kPa）或纯氧（350-700kPa)，使硫、砷化物别离氧化为硫酸盐和盐，并部分氧化有机碳化物，使包裹金充沛游离露出而利于化。若在矿浆中预先配入石灰或氯化钙，可使砷转化为不溶的钙。至今已有几十家运用该技能。    （4）催化氧化法在浸出进程中参加硝酸起传递氧的“催化”效果，即HNO3氧化硫化矿藏后被复原为NO，并敏捷被气相中的氧氧化为N2O3或NO2，溶于水后再生出硝酸持续氧化硫化物。如在约90℃及常压下的“NITROX’法，约100℃及高压（0.4-0.8MPa）下的“ARSENO”法，约200℃及0.4-0.8MPa下的“Redox”法及我国开展的“COAL”法等。Redox法系用硫酸和硝酸（各70-110g/L）混合介质高温、高压浸出，速度很快，进程可自热保持，8min即可达90％-99％的硫、砷氧化率，并生成安稳的铁和硫酸钙，可用不锈钢管道浸出，后续金化率大于90％。我国创造的“催化氧化酸浸-化（COAL）法”，在100℃及0.2-0.4 MPa总压的氧气气氛下进行，矿浆浓度20％-25％，用硫酸调整矿浆pH≈l，硝酸浓度小于10g/L，参加占矿重0.05％-0.2％的木质磺酸钠作硫的表面活性剂，预处理后金的化率也达90％以上。当金矿石含许多砷黄铁矿及雄黄（As2S2）、雌黄（As2S3）时，可先用浸脱砷再用硝酸催化氧化。[next]    （5）细菌氧化法依托铁硫杆菌、硫化裂片菌、钩端螺旋铁氧菌等菌种，在酸性（pH≈1-2）环境中使黄铁矿、砷黄铁矿缓慢分化并氧化为硫酸盐和盐。有两种机理：经过菌内特有的铁氧化酶及硫氧化酶直接氧化金属硫化物；或细菌将Fe2+氧化为Fe3+后再由Fe3+氧化金属硫化物，构成氧化一复原循环浸出。硫化矿区中这些细菌天然存在，收集菌种后在含氮、磷酸盐、微量钙、镁、钾的培育液中恒温繁衍，针对待处理矿石经中间实验后运用。一般矿石需磨细至约35μm，浸出时参加细菌繁衍必需的营养液并恰当充气，细菌分化硫、砷化物更有利于包裹金的露出。缺陷是速度太慢（20-40天），细菌的活性对温度太灵敏。温度低于15℃细菌繁衍很慢。温度超越40℃大都细菌就失掉活性。热天处理含硫较高的矿石，因为氧化进程放热会导致部分温度过高，有必要采纳降温办法。挑选和培育对温度习惯规划更宽的菌种，缩短氧化时刻（如我国的7-10天氧化技能已进入半工业实验规划），堆浸预氧化后直接转为化等方面开展很快。    以上几种预氧化处理办法各有好坏，各种不同的办法都有不同的运用条件和有用规划，工艺的挑选和拟定有必要针对详细矿石经过实验断定。国外针对同种矿石，用不同工艺处理，首要目标比较如表2。表2  各种工艺办法的比较首要目标工艺办法直接化焙烧-化细菌氧化-化加压氧化-化金收回率/%32778797设备出资（相对）130100200出产费用（相对）130100100     显着，细菌氧化和加压氧化一化两种工艺在金收回率和出产费用方面有优势。但近几年因为焙烧法在操控硫、砷污染及高效设备方面的发展，使其康复了显着的竞赛条件。1996年还有大型焙烧厂（7200t/d）投产。[next]    2．浮选富集    当金矿石中金的赋存粒度细并被铁及有色金属硫化物包裹，或呈固溶体存在于硫化物晶格中时，常用浮选法富集产出金精矿。要到达较高的富集率和收回率，有必要对矿石进行工艺矿藏学研讨，查清矿藏组成及连生联系、嵌布特色和粒度组成规划，断定适宜的磨矿细度和矿浆浓度，挑选恰当的介质调整剂、活化剂、起泡剂、捕收剂，拟定合理的磨-浮工艺流程。现在首要是移植和运用重有色金属硫化矿的浮选技能和设备，侧重处理含砷矿藏（毒砂）的有用按捺，下降金精矿的含砷量。    金精矿的产率、成分及金档次首要取决于原矿中铁硫化物的含量。如北美一含黄铁矿1.5%的金矿石浮选，精矿中含FeS 25 %，金收回率可达90%-95%。但我国的浮选收回率多低于90％。我国对浮选金精矿的质量规则如表3。表3  我国对浮选金精矿的质量规则等级特123456789金档次>/(g/t)36032028024020016014012010080含砷≤/%0.10.10.20.20.30.30.40.40.4     金精矿中硫、砷含量较高，有必要预氧化处理，然后可用针对金矿石的一切溶金办法提取金、银。但现在首要用于铜冶炼厂，在铜锍转炉吹炼除铁时作为熔剂，运用其间的二氧化硅参加铁造渣，金则捕集在锍中，并从铜电解阳极泥中收回。但因含砷，会添加冶炼厂砷害，配矿量受到约束，就地处理办法研讨一向十分活泼。

难选的低档次钽铌矿，特别是含钽铌的冶炼渣（如锡渣、铁渣、钨渣等），因为档次低，难处理，一般需选用冶金办法进行富集，取得的钽铌富集物可用惯例办法别离和提取钽铌。 一、酸浸出－酸分化法处理锡渣 含钽铌的锡渣组成如下（%）：                  Ta2O5   Nb2O5    TiO2      ZrO2    WO3     Sn    SiO2    CaO 3～9    3～10   15～40    3～13   3～12   2～6  5～15   2～7 将上述锡渣用0.5%～10%的硫酸于50℃以上浸出，浸出得到的钽铌富集物用硫酸分化，1㎏物料用98%的浓硫酸，一同参加1.5㎏硫酸铵，在180℃下拌和1h，能够得到含Ta2O5 16.2%，Nb2O5 7.2%和TiO2 13.1%的矿石产品。 二、复原－氧化法处理锡渣 复原－氧化法处理工艺流程见图1。图1  锡渣处理工艺流程 锡渣组成如下（%）Ta2O5Nb2O5CaOSiO2TiO2FeOAl2O3WO3MnOMgOZrO2V2O53.853.8523.121.310.72108.183.281.281.20.850.21 进程首要分为四步 （一）将锡渣和焦碳在敞开式电弧炉内进行复原熔炼，得到含（TaNb）2O5 20%～25%的碳化钽铌富集物； （二）将碳化物和一同进行氧化熔炼，得到氧化熔炼产品； （三）氧化熔炼产品经破碎后，用热水于95℃拌和浸出2h，以除掉过量的碱和其他水溶性钠盐（硅酸钠，钨酸钠等），得的首要含钽酸钠、铌酸钠、氢氧化铁、碳酸钙等的滤饼。 （四）将滤饼再用20%，在75～100℃拌和浸出2～4h，这时铁被溶解除掉，而钽酸钠、铌酸钠转变为含水的氢氧化物。 三、复原－电解法处理锡渣 质料是用反射炉冶炼马来西亚锡沙矿所得的锡渣，其成分如下（%）：Ta2O5Nb2O5WO3Y2O3SnTiO2ZrO21.7～2.12.3～3.51.0～3.00.20.7～2.57～103～6FeSiO2CaOMgOAl2O3MnOP2O54～726～2924～263～59～130.5～1.00.5～1.0 将锡渣1000㎏、硫酸渣（焙烧硫化铁产品含Fe 60%，Cu 0.2%，S 2%）700㎏、焦炭粉150㎏、石灰石100㎏，参加到电炉内，在1400℃下进行熔融复原，可得到含Nb3.6%、Ta3%、W2.9%的铁合金，以FeCl2、HCL、（NH4）2SO4的混合液作为电解液，铁合金作为阳极进行电解，钽、铌、钨呈细微颗粒得到浓缩而收回。 电解的反应为：3FeCl→Fe＋2FeCl3 当FeCl3添加时，可参加铁屑，使FeCl3被复原成FeCl2，在电解进程中，FeCl3是循环运用的，铁合金的溶解残渣先用石油再用苏打水洗刷脱硫，得到Ta 25%、Nb 30%、W 24%的钽铌浓缩物。

硅锰合金冶炼渣也称为硅锰渣，是冶炼硅锰合金时产生的固体废渣，由于受冶炼工艺的限制，这些硅锰渣中含有一定量的硅锰合金，处理这些硅锰冶炼渣，回收其中的硅锰合金可以获取较为客观的经济效益，同时具有投资小，风险小等优势，因此硅锰合金冶炼渣的处理项目近年来被众多的中小型投资者所看中。下面介绍一种硅锰合金冶炼渣的处理工艺流程，仅供参考。 硅锰合金冶炼渣的处理工艺流程与铬铁合金冶炼渣的处理工艺流程基本相似，但也有一定的区别。铬铁合金冶炼渣中存在较粗的铬铁合金颗粒，而硅锰合金冶炼渣中的硅锰合金一般呈细粒不均匀嵌布，因此在处理工艺上，铬铁合金冶炼渣处理工艺为尽可能回收粗粒铬铁合金，同时回收细粒铬铁合金，而硅锰渣中由于基本上不存在粗粒硅锰合金颗粒，因此可直接破碎至细粒，然后依次选别回收所有的细粒硅锰合金。具体回收方法和设备主要是重选，重选法可以获得节能，高效，环保等选矿效果，同时选别效果也非常理想，对环境不产生二次危害。采用的重选设备主要是跳汰机，有时也用到摇床。 以下为硅锰合金冶炼渣的处理工艺流程图：由于硅锰合金渣硬度较大，该工艺采用了两段破碎流程，且均为鄂式破碎机，可有效降低破碎机的磨损，从而降低硅锰冶炼渣处理的成本。再跳汰机的选型上根据多年来调查发现，处理硅锰合金冶炼渣大多采用JT1070/2锯齿波形跳汰机，该机正常工作产生的跳汰周期曲线呈锯齿波型，对细粒级重矿物的回收效果极佳，而硅锰渣中又存在细粒的硅锰合金颗粒，因此采用锯齿波跳汰机处理硅锰渣是较为理想的选择。

在炼钢前或炼钢过程中吹炼含钒生铁，可得到钒渣。炼钢前先经雾化吹钒发生的钒渣称为雾化钒渣。其特点是钒含量高，但铁含量也高，而钙等杂质则含量较低。在含钒生铁炼钢过程中发生的炉渣，钙、磷、硅等杂质含量都比较高。现在南非、俄罗斯和我国出产的钒渣基本上都是雾化钒渣。     一、前苏联丘索夫厂     其流程如图1所示。图1  前苏联丘索夫厂湿法流程     （一）除铁：先选用手选除掉大块铁，然后磨细至1.0mm，磁选别离铁粒；     （二）化焙烧：配加钠化剂Na2CO3、NaCl、Na2SO4，在850～950℃之间焙烧，所用回转窑直径2.5m，长42m，处理量2500～3200kg/h。焙烧后钒的水溶转浸率为85%～92%。     （三）浸取：先加水中性浸取，液固比3.5/1，40～50℃，过滤后残渣含0.6%的V2O5，送到第二步加酸浸取。     （四）沉钒：选用酸性水解沉钒，得红饼。最终得熔片含89%～90%的V2O5。     二、峨嵋铁合金厂     针对攀枝花钢厂雾化钒渣所选用的流程如图2所示。图2  峨嵋铁合金厂提钒流程钒渣的粒度20目60目80目100目筛余/%2331.247.955.8钒渣成分：V2O5FeSiO2Al2O3含量/%15.0844.0311.863.52        （一）试剂：纯碱，Na2CO3 98%；硫酸铵，工业品；芒硝，Na2SO4 98%；硫酸，工业品；氯化钙，工业品。     （二）浸取、净化：在湿球磨浸取并加CaCl2除磷，加亮为0.5～1.5kg/m³溶液，净化后的溶液成分见表1。 表1  攀钢雾化钒渣净化后液成分        （g/L）样  号VPSiFeK2ONa2OpH值注17.70.00770.270.001360.0197.39.5二次渣液315.70.00760.270.00320.004831.99.5二次渣液        （三）沉钒：所用设备为机械搅拌罐，转速16r/min，直接蒸汽加热，先打入定量的净化后液，然后缓慢参加硫酸，调理pH值至2～3再参加硫酸铵，通蒸汽加热至85℃，60min，硫酸加量系数为1～1.3。沉钒结尾控制在上清液含钒0.1g/L以下。沉钒率为99%，钒酸铵熔片含V2O5 98%以上。     因为沉积夹藏约50%的游离水，故应运用1%～2%的硫酸铵溶液洗刷，以脱除游离水中的Na2O。     （四）的脱熔化：熔化在12m³的水冷熔化炉中进行。燃料用煤气，热分化第一阶段为600℃，第二阶段为800～900℃。V2O5熔片的成分如表2所示。 表2  V2O5熔片的成分    （%）炉号V2O5SiO2FePSAsK2ONa2O398.870.2750.2690.02740.01630.001850.120.967299.50.150.1970.01810.00590.0550.389

本实验是在前人提出的石煤焙烧—水浸—树脂交流—解吸—铵盐沉钒—煅烧制五氧化二钒工艺[1]基础上开展工作的。原工艺进程中，水浸能将焙烧样中70%的钒浸出。本文作者经过进一步的研讨发现，将水浸后的渣再用稀酸浸出，可使钒总浸出率进步10个百分点以上。但用稀酸浸出水浸渣中钒的一起，杂质硅、铝、铁、磷等也进入酸浸液。有材料标明，杂质的存在影响后续沉钒，故酸浸液沉钒前有必要进行除杂净化处理。本实验依据酸浸液含钒浓度低、杂质含量高级特色，用掩蔽溶液中的钒，再用铜铁试剂络合杂质离子，然后经过调理溶液pH值使杂质络合物发作沉积而被除掉，到达钒与杂质的有用别离，以便后续作业能顺畅收回钒。       一、酸浸液       对江西某石煤矿样（V2O5档次为0.87%）进行钠化焙烧，焙烧样经过两次水浸后，水浸渣再用稀酸处理，得到实验用酸浸液。酸浸液的钒浓度为0.1～0.3g/L，pH值在1.5～2之间，其首要离子成分分析成果见表1。   表1  酸浸液首要离子成分分析成果        mg/L离子VSiAlCa浓度281.33512.33406.332090.00离子CuFeZnP浓度35.5027.50365.331020.00       二、首要试剂和仪器       首要试剂：，，铜铁试剂。别离将铜铁试剂配成浓度为1g/L的溶液，的配成质量分数为33%的溶液备用。       首要实验仪器：79－1磁力加热拌和器，SHB－Ⅲ循环水真空泵，Model pHs－3C型pH计，全谱直读等离子体发射光谱仪。       三、实验办法       由表1能够看出，酸浸液中除含有低浓度的钒（281.33mg/L）外，还存在很多Zn2＋、Al3＋、Fe3＋、Cu2＋等杂质。因为很多杂质的存在，该酸浸液不能直接进入后续处理作业，否则将构成后续沉钒功率大大下降，乃至使沉钒作业不能进行。尽管直接调理酸浸液的pH值能使杂质离子在不同的pH值下别离沉积而除掉，但生成的Al(OH)3、Fe(OH)3、Zn(OH)2等胶体沉积会很多吸附溶液中的钒酸根离子，构成钒很多丢失，有时丢失率达50%以上。依据材料，酸浸液中钒首要以VO43－的方式存在，VO43－中的O2－离子可被过氧化氢（H2O2）中的过氧离子O22－替代，生成黄色的二过氧钒酸根阴离子络合物[VO2（O2）2]3－，然后掩蔽溶液中的钒酸根离子，阻挠钒酸根离子与溶液中的水合金属离子经过氢氧键的“架桥”效果而络合；而铜铁试剂分子羟上的氧和亚硝基特殊结构使其能吸附酸浸液中的杂质金属离子，按捺pH值调整进程中杂质离子生成的胶体颗粒在溶液中的运动，促进它们沉积而除掉，然后到达酸浸液的净化和削减钒丢失率的意图。       实验时，每次取400ml酸浸液，边拌和边参加适量，反响10min后，再参加必定体积的铜铁试剂溶液，持续反响10min后，用溶液酸处理液的pH值，生成杂质沉积，沉积充沛后固液别离，滤液即为酸浸液的净化液。实验流程如图1所示。图1  酸浸液净化除杂实验流程       四、实验成果与评论       （一）pH值对钒丢失率的影响       为断定Zn2＋、Al3＋、Fe3＋、Cu2＋等离子适合的pH沉积点，先直接对酸浸液进行了pH值调整实验。用调理酸浸液pH值别离为4、5、6、7和9，酸浸液中钒丢失率的改动如图2所示。图2  pH值对钒丢失率的影响       由图2能够看出，钒丢失率随pH值的改动曲线在pH值为5时呈现一个波峰，在pH值为6～7之间呈现波谷。当pH值小于5时，酸浸液中首要是Fe3＋生成氢氧化铁沉积，因为氢氧化亚铁胶体的吸附效果，会使钒有必定丢失；跟着pH值增大，酸浸液中的Al3＋开端生成沉积，当pH值为5时，Al3＋完全生成Al(OH)3沉积，因为Al(OH)3胶体的吸附效果激烈，使酸浸液中钒的丢失率到达57.90%，构成前述波峰；pH值持续升高到6～7之间进，溶液中钒的丢失率有所下降，呈现波谷，可能是生成的Al(OH）3胶体再溶解，使胶体吸附效果下降；当pH值超越7后，酸浸液中的钒丢失率再次急剧添加，可能是因为锌离子和铜离子生成沉积构成钒丢失，而跟着pH值持续上升，钙离子也开端沉积，且溶液中钙离子浓度较高，使得酸浸液中的钒丢失率也不断增大。因为后续作业要求净化液的pH值为6～8，归纳考虑，挑选沉积杂质时的pH值为6.5。       （二）用量对钒丢失率的影响       是常用的强氧化剂，将其参加含钒酸浸液中，可使酸浸液中的V（Ⅳ）氧化成V（Ⅴ），有利于后续沉钒作业；一起的O22－离子也可与酸浸液中的VO3-离子络合，阻挠VO3－离子在pH值改动时生成沉积。       在酸浸液与铜铁试剂的体积比为8∶1、酸浸液终究pH值调至6.5的条件下，按图1流程进行用量实验，使与酸浸液中钒的物质的量之比别离为5、10、15和20，酸浸液中钒丢失率的改动如图3所示。图3  用量对钒丢失率的影响       由图3能够看出：用量对酸浸液中钒的丢失率影响显着。跟着用量的添加，酸浸液的钒丢失率呈下降趋势，当与酸浸液中钒的物质的量之比为15时，钒丢失率降到最小值，为15.42%；持续添加用量，钒丢失率改动不大，简直呈与横轴平行的直线。与酸浸液中钒的物质的量之比小于15时钒的丢失率较大，可能是没有满足的氧根离子与VO3－离子络合，无法起到络合掩蔽效果。依据实验成果，与酸浸液中钒的物质的量之比取15较适合。       （三）铜铁试剂用量对钒丢失率的影响       铜铁试剂在不同pH值下可与多种金属离子构成络合物和沉积物，广泛用于贵金属的湿法冶金。实验发现，参加铜铁试剂后，可使酸浸液中发作的沉积方式发作改动，由胶体沉积转变为粒度更大的粒状沉积，不光使固液别离进程晚简单进行，还可大幅度下降因为胶体吸附效果构成的酸浸液净化进程中钒的丢失。       在与酸浸液中钒的物质的量之比为15、酸浸液终究pH值调至6.5的条件下，按图1流程进行铜铁试剂用量实验，当铜铁试剂溶液（1g/L）的用量别离为20mL、30mL、40mL、50mL、60mL和80mL时，酸浸液中钒的丢失率改动如图4所示。图4  铜铁试剂对酸浸液钒丢失率的影响       由图4看出：跟着铜铁试剂用量添加，酸浸液的钒丢失率明显下降，当铜铁试剂用量为50mL时，钒的丢失率到达最小值，为15.42%；再添加铜铁试剂参加量，钒的丢失率改动不大。因而，断定铜铁试剂用量为50mL，此刻酸浸液与铜铁试剂的体积比为8。       铜铁试剂在促进杂质离子发作沉降的一起，还可有用削减钒的丢失，可能是因为铜铁试剂破坏了Zn2＋、Al3＋、Fe3＋、Cu2＋等离子所构成的胶体颗粒的带电性，然后削弱了它们对VO43＋的吸附效果。       （四）归纳实验       依据上述实验成果，在与酸浸液中钒的物质的量之比为15、酸浸液与铜铁试剂的体积比为8、杂质沉降pH值为6.5的条件下，按图1流程对400mL酸浸液进行净化处理，用全谱直读等离子体发射光谱仪检处理前后果酸浸液中首要离子浓度的改动，成果见表2。   表2  净化处理前后酸浸液中首要离子的浓度  mg/L酸浸液VSiAlCa处理前281.33512.33406.332090.00处理后237.67330.1732.501211.67酸浸液CuFeZnP处理前35.5027.50365.331020.00处理后0.000.003.0075.98       由表2能够看出，净化处理后，酸浸液中Zn2＋、Al3＋、Fe3＋、Cu2＋等离子均大幅度去除，而酸浸液中残留的P、Si、Ca2＋等不会对后续提钒发作晦气影响，此刻酸浸液中的钒也大部分保存，钒丢失率仅15.52%。       五、定论       使用和铜铁试剂的掩蔽、除杂效果，对杂质含量高、钒浓度低的石煤提钒水浸渣酸浸液进行除杂净化处理，在与酸浸液中钒的物质的量之比为15、酸浸液与铜铁试剂（1g/L）的体积比为8、杂质沉降pH值为6.5的条件下，有害杂质去除比较完全，钒丢失率仅为15.52%，为后续提钒发明了良好条件。

效果称号：黄金冶炼化尾渣提金及归纳使用请求单位：清华大学判定编号：鉴字[教SW2003]第008号判定日期：2003年09月07日学　　科：土建水效果简介：　　该技能在国内外未见报导，由金涌院士掌管的项目评价以为，该技能到达国际先进水平。由教育部掌管的项目判定以为，该项目工艺先进可行，立异显着，规模经济效益高。　　跟着金矿挖掘程度的加深，难选金矿的产值越来越大，使用传统的化法提金，会发生很多金含量高的黄金冶炼尾渣。在现有的现已揭露的技能或宣布的专利文献中，对难选金精矿或黄金冶炼尾渣，特别是含硫化物或砷化物较多的难选金精矿，可以工业化的技能一般选用焙烧法，此法能使金的收回率有所进步，也可以收回其间硫，但金的收回率进步的起伏有限，并且发生很多的污染废渣，砷也难处理。含硫铁矿较高的尾渣大多外卖到水泥厂，作水泥辅料，发生硫、砷和铅的污染。假如堆放在冶炼厂邻近，会发生自燃，也会发生煤烟污染，跟着天然雨水等进入地下水，引起环境恶化。为此研讨催化氧化法处理难选金精矿和尾渣：该办法选用催化剂，在常压下使用空气中的氧气氧化黄金冶炼化尾渣，以提取金属银、金属铜、铅的化合物、锌的化合物，制备铁系颜料等，一起提取黄金。处理后尾渣中包裹金的硫化物、砷化物被催化氧化，添加金与催化剂触摸的几率，进步金的收回率。一起，还可归纳收回银、铜、铅、砷等，使用其间的铁出产通明超细铁红，各种污染物质也一起变为无污染物质。　　催化氧化后的尾渣残有量20％左右，有的低于5％，并可以归纳使用，金、银、同铁盒铁的收回率到达99％。因而，该办法不光处理了含硫化物或砷化物较高的金精矿金收回率低的难题，还最大极限进步有价金属的收回率，处理了黄金冶炼尾渣堆放活处理难的问题。　　别的该技能的成功开发，有利于改善厂商落后的化提金工艺，进步科学技能水平，增强厂商在国际贸易中的竞争力，添加工作。　　该技能现已在蓬莱黄金冶炼厂施行，估计处理三万吨化尾渣，出资5000万元，厂商获效益3000万元。