硅锰水渣作为在铸造硅锰合金后残留下来的废物品。如利用硅锰水渣在中频炉中生产硅锰合金以及利用硅锰水渣和锡渣烧制硅酸盐水泥熟料等。每年随着硅锰合金的产出会产生大量的硅锰水渣，如何利用先进技术让这些硅锰水渣变废为宝成为未来一个具有前景的 行业 。  硅锰水渣具有二次回收利用的价值。

一、粗铅浇铸设备     粗铅浇铸设备目前有三种：     （一）铸锭车  一般在铸锭车上放置两个大锭模交替使用，用卷扬机牵引，冷却后用起重设备起吊脱模。     （二）圆盘铸锭机  在铸锭机上可设8～10个大锭模，顺次浇铸，冷却和脱模，其效率较高，运行也可靠。     （三）直线型铸锭机  该机用于浇铸小块铅锭（每块重45～50kg），该机效率高，运行可靠，且易配置。    二、排渣设施     炼铅、炼锌鼓风炉产出的炉渣，其主要成分为SiO2、FeO、CaO、Al2O3和ZnO；炼铅鼓风炉炉渣熔化温度为1000～1100℃，炼锌鼓风炉炉渣熔化温度为1200～1300℃；密度为3.3～3.6g/cm3；炼铅鼓风炉产出的炉渣量为粗铅量的0.8～1.5倍，炼锌鼓风炉产出的炉渣量为粗铅量的2～2.5倍。     1、炉渣用烟化炉吹炼  从鼓风炉放出来的炉渣，我国大中型厂用电热前床进行渣铅分离或进行保温。当烟化炉加料时，才将炉渣从电热前床中放出来注入渣包中，再用双钩桥式起重机将盛有熔渣的渣包吊运至烟化炉前并将熔渣倾入烟化炉。国外则多用大渣包盛放渣铅分离后的炉渣，烟化炉加料时，将大渣包中的炉渣倾入烟化炉。     烟化炉检修时，炉渣通常进行水碎，鼓风炉水碎渣通常作为烟化炉冷料，也可作烧结配料时用的返渣。     2、炉渣不用烟化炉吹炼  从沉淀锅流出来的炉渣直接进行水碎，水碎渣推存或用回转窑挥发以回收渣中的锌、铅、锗等有价金属；若回收不经济时，可予以丢弃。     （一） 炉渣水碎     1、炉渣水碎时的用水量一般按经验确定，通常炉渣与水的重量比为1∶6～10，冲渣水可以循环使用，即碎渣后的水由水碎渣池流入沉淀池，澄清和稍微冷却后流入中间水池，经循环水泵升压后再行冲渣；进入循环水泵时的水温应低于80℃。炉渣水碎的耗水量一般为1～1.5t/t。     铅鼓风炉水碎时水的压力为0.1～0.2MPa；炼锌鼓风炉渣水碎时水的压力为0.5MPa；水压越高，水碎渣的粒度越细；炉渣的熔化温度越高，要求水压越高。     2、水碎渣的粒度     水碎渣的粒度组成实例见表1。     水碎渣的堆积密度为1.7～2.0t/m3。表1 水碎渣粒度组成实例，%炉渣种类粒度，mm＞22～0.50.5～0.250.25～0.10.01～0.05＜0.05铅鼓风炉42.053.02.81.70.40.1锌鼓风炉10.044.025.08.02.90.1    3、炉渣水碎时对水的要求     炉渣水碎循环水中除含有炉渣固体物外，尚含有金属离子，化合物及其他杂质。株冶铅鼓风炉炉渣水碎循环水的水质分析如下（mg/L）：        Cl       Fe      Cu      Pb      Zn      Bi      Ph      17.0     16.0     1.1     10.6     1.9     无     7.0     表2为铅锌冶炼炉渣用蒸馏水浸泡后的水质分析资料。 表2  铅、锌冶炼炉渣蒸馏水浸泡后的水质分析，mg/L成分炼铅鼓风炉 水碎渣炼锌鼓风炉水碎渣烟化炉水碎渣烟化炉水碎渣锌挥发窑窑渣竖罐炼锌罐渣Hg0.0010.00080.0018Cd0.00350.0010.0050.017As0.120.360.0570.0120.025Pb0.640.550.020.3～0.360.17Zn4.297.530.200.23Cu0.010.250.200.037F0.510.2151.700.007～0.01912.70    （二）水碎溜槽和水喷嘴     水碎溜槽不长时可用一段，太长时可分成数段，各段藉凸缘连接起来。炉渣水碎溜槽的深度一般为200～300mm，宽度为250～400mm。溜槽断面呈U形，其两侧壁厚20mm，底厚30mm，材质一般为HT28－48。溜槽安装角度不宜小于7°。     水喷嘴一般采用鱼尾状，喷嘴的水流方向与溜槽夹角为30°，使渣能与水充分接触，粒化效果最佳。     图1为鱼尾状喷嘴示意图     图2为喷嘴、渣流和溜槽的相对位置图1  鱼尾状喷嘴示意图图2  喷嘴、渣流和溜槽的相对位置示意图    （三）水碎渣池     水碎渣池容积大小与炉渣量和采用的捞渣设备有关。大中型厂采用扒渣机捞渣时，水碎渣池为长方形，长10～15m，宽3～4m，深2.5～3m；目前大中型多采用抓斗桥式起重机捞渣，其水碎渣池布置示意图见图3。图3  水碎渣池布置示意图    中小型厂多采用斗式提升机，水碎渣池容积较小，长2.5m，宽1.5m，深0.5～1.0m。     （四）捞渣设备     捞渣设备除与渣量多寡有关外，还与运渣设备有关，如小型厂用手推矿车或汽车运渣，宜用斗士提升机捞渣；大中型厂用汽车运渣，即可用抓斗桥式起重机，也可用扒渣机；但若用火车运渣，则应选用抓斗桥式起重机。     常用捞渣设备的适应性及其特点比较列于表3。 表3  常用捞渣设备的适应性及其特点比较设备名称（适用范围）设备特点抓斗桥式起重机（大中型厂）（1）生产效率高，装卸方便 （2）可将渣直接装入火车或汽车 （3）投资较大斗式提升机（中小型厂）（1）可用于垂直或倾斜方向运输 （2）设备简单，占地面积小 （3）需设中间渣仓，仓下环境不佳 （4）机电设备易被锈蚀，链条和料斗磨损严重，维修量大。扒渣机（大中型厂）（1）设备结构简单 （2）耗电量高，占地面积较大 （3）需设中间渣仓，仓下环境不佳 （4）钢丝绳、扒斗、滑道衬板磨损严重 （5）渣池清理困难且频繁     1、抓斗桥式起重机     抓斗桥式起重机捞渣方式通常是将水碎渣从水碎渣池中抓起来，在空中停留片刻，沥出大量的水后直接装入自卸汽车或火车车厢中运往渣场或烧结系统的精矿仓。也可将水碎渣抓出后先放置在水碎渣池旁边的地坪上将水沥干，再抓入运载车辆中，这样可降低水碎渣含水量，从而减少运输时的漏洒水量，减轻对运渣道路的污染。     水碎渣池和装载场地通常采用露天布置，因此抓斗桥式起重机应选用露天作业型，在南方多雨地区，尚需在桥式起重机上交雨棚，或可驶入有屋檐的避雨场所。     2、斗式提升机     用斗式提升机捞渣时，水碎渣从水碎渣池中被捞出并提升至贮渣中间仓。炼铅（锌）炉渣磨损性高，宜选用带斗式斗式提升机，对于硅酸盐含量高的炉渣可选用链斗式。提升铅鼓风炉水碎渣的斗式提升机性能实例如下：     斗容积   提升容积  生产能力  电动机功率  运行速度     4.4L      9.0M      4～8t/h    5.5Kw      0.7m/s    图4为斗式提升机提升水碎渣示意图。图4  斗式提升机提升水碎渣示意图 1－渣仓   2－斗式提升机   3－水碎渣池   4－渣溜槽    3、扒渣机     扒渣机的卷扬系统，多数工厂已实现自动控制。     扒渣机扒斗容积按下式计算：            式中  V－扒斗容积，m3；           Q－扒渣机的生产能率，t/h；          γ－水碎渣的堆积密度，t/m3；          φ－扒斗的充满系数，一般取0.6～0.9；          v1－重扒斗运行速度，m/s，一般取0.9～1.2；          v2－空扒斗运行速度，m/s，一般取1.4～1.7；          tn－扒斗扒料和卸料时间和，s，此值根据实际情况确定；          L－扒斗运行距离，m     表4为扒渣机技术性能实例。 表4  扒渣机技术性能实例性能甲厂乙厂扒斗有效容积，m30.280.6扒渣机生产能率，t/h21～2840滑道倾角23°30°滑道衬板规格，mm1920×1000×601850×820滑道衬板块数2519滑道衬板材料HT15－32HT12—28电动机功率，kW2230设备总重，t5236占地面积，㎡6555    图5为扒渣机布置示意图。            图5  扒渣机布置示意图 1－渣池；2－扒斗；3－渣仓；4－导向轮；5－双筒卷扬机； 6－滑道；7－尾部滑轮

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

目前粗铅火法精炼的方法备受业内人士关注以及交流学习。粗铅火法精炼是分段脱除熔融粗铅中的杂质，产出精铅的过程，为火法炼铅流程的重要组成部分。铅熔炼产出的粗铅，除含有铜、镍、钴、铋、锡、砷、锑、锌、硫等杂质外，还有金、银等贵金属和硒、碲等稀有金属，杂质总量约为1％～4％。因此，精炼的目的不仅要脱除对铅性质有不良影响的杂质，使精铅符合用户的要求，而且还要综合回收粗铅中的有价金属。粗铅精炼有火法精炼和电解精炼(见铅电解精炼)两种方法。中国、加拿大和日本等国的炼铅厂，一般采用粗铅火法精炼脱铜后再进行电解精炼的工艺流程，世界其他国家都采用火法精炼流程。火法精炼流程所产的精铅约占精铅总量的80％。与电解精炼相比，火法精炼的主要优点是设备及工艺操作简单，基建投资省；可处理成分复杂的粗铅，产出不同品级的精铅；生产周期短，能耗少。但火法精炼过程繁杂，产出一系列的副产品，每种副产品都需要单独处理，增加了处理费用，降低了综合回收率。无论是采用火法精炼或电解精炼，都可获得纯度达99．99％的精铅。火法精炼由除铜，除砷、锑、锡，加锌脱银，除锌，除铋和除钙镁等作业组成。其中粗铅中去铜是最最关键的一步。因为从粗铅中分离铜的过程不论是火法精炼还是电解精炼，粗铅除铜都是精炼的第一道作业。粗铅除铜的方法有熔析法和加硫法两种方法，大多数工厂都采用先熔析、后加硫的两段除铜方法。所以运用好粗铅除铜技术对粗铅的提炼师非常重要的。

熔炼产出的粗铅纯度在96%-99%规模，其他1%-4%为贵金属金银、硒、碲等稀有金属以及铜、镍、硒、锑和铋等杂质。粗铅中的贵金属的价值有时要超越铅的价值，有必要提取出来，而杂质成分对铅的展性和抗蚀性发作有害影响，有必要除掉。因而要对粗铅进行精粹。    粗铅精粹有火法精粹和电解精粹两种。我国和日本的炼铅厂一般选用电解精粹，国际其他国家均选用火法精粹法。火法精粹设备与工艺简略，建造费用较低，能耗低，出产周期短。其缺陷是进程冗杂，中间产品种类多，均需独自处理，金属收回率较低；电解精粹出产率高，金属直收率高，易于机械化和自动化，可一次产出高纯度精铅。但建造出资大，出产周期较长。      （一）粗铅火法精粹    该法一般由熔析和加硫除铜一氧化精粹除砷锑一加锌提银一氧化或真空除锌一加钙镁除铋等工序组成。我国西北铅锌冶炼厂等厂选用此法。    1．粗铅熔析和加硫除铜    粗铅含铜一般为1.2%-2.0%，选用熔析法下降铅中含铜。熔析法的基本原理是，粗铅中的铜能与砷、锑生成安稳的难熔的化合物—砷化铜和锑化铜，这些化合物不溶于铅而以固态进入浮渣与铅别离。熔析法可将粗铅中铜降至0.1％以下。    熔析法所用设备有反射炉和熔析锅，大型炼铅厂多用熔析锅。熔析锅用铸钢制成，容量30-370t，以重油作燃料。熔析温度500-600℃，熔析渣浮出铅液面用捞渣器捞出。    为进一步脱铜，熔析处理的铅再进行加硫处理。该办法是使用铜对硫的亲和力大于铅对硫的亲和力，生成密度比铅小的Cu2S ,且在320-340℃作业温度下Cu2S不溶于铅的特性，在熔铅中参加硫黄将铜进一步除到0.001％-0.002％。    2．粗铅氧化精粹    此办法的意图是从除过铜的粗铅中进一步除掉锡、砷、锑等杂质。精粹在反射炉中进行，炉温控制在800-900℃，开着炉门靠流入空气自然通风氧化杂质，使锡、砷、锑与铅生成铅盐浮渣，然后用入工捞出。    3．粗铅加锌除银与随后除锌    向熔铅中参加锌，即可与铅中的金和银生成锌金化合物和锌银化合物。此生成物性质安稳、熔点高、密度比铅小，不溶于为锌饱满的铅，因而以固体形状浮于铅液表面构成银锌壳，使贵金属与铅别离。    加锌提银在加锌锅中进行，加锌量为铅重的1.5%-2%，作业温度分450-480℃、330-340℃和420-430℃三段进行。捞出银锌壳，铅液含银低于2g/t。[next]    除银后铅中常含有0.6%-0.7%的锌需求除掉。一般选用氧化除锌法，该法使用锌氧化成的ZnO不溶于铅并浮出铅水而除掉。进程在750-900℃进行，氧化剂可所以空气、水蒸气或氧，经此氧化铅含锌能够降至0.0025%。    4．粗铅除铋    该法选用加钙镁熔炼以除掉铅中的铋，熔炼时钙、镁与铅中铋生成的不溶于铅和密度小于铅的Bi3Ca和Bi3Mg2浮渣壳。出产中钙以Pb-Ca合金方式参加，操作温度380-390℃。通过两次除铋作业，可将粗铅中铋从0.5％-1.0％降到0.005％以下。除铋后粗铅还要通过一次精粹除钙镁，办法有吹风氧化、吹及碱性精粹法，其间以碱性精粹法效果最好。    （二）粗铅电解精粹    电解时以铅和为电介质，在直流电效果下，将粗铅电解成精铅。我国铅电解精粹工艺流程由火法除铜精粹和电解两段作业组成。    1．粗铅接连脱铜    这是我国沈阳冶炼厂开发的粗铅除铜技能，同上述分批除铜法比较，本工艺燃料耗费低，中间产品少，处理简略，出产效率高。接连脱铜在一设有隔墙的反射炉中进行，炉内分为加料区（熔池深1.2m）、熔炼区（熔池深2m）和储存区。熔炼炉产出的铅水直接参加熔炼区，加硫熔析，使铅中铜生成铜锍，并加碱（Na2CO3）下降锍中含铅量一起使砷、锑与碱效果生成盐进入炉渣。储存区与熔炼区间隔墙下开有通道，精粹脱铜铅经由通道进入储存区，再由虹吸口放出，铸成阳极，送电解工序。    2．电解    电解时，以电解铅片作阴极，脱铜后的铅作阳极，在和铅水溶液中进行电解。在直流电效果下，阳极氧化成铅离子进入溶液，阴极上溶液中铅离子复原分出：    阳极                   Pb→Pb2++2e    阴极                   Pb2++2e→Pb    电解进程中，标准电极电位较铅负的金属，如铁、锌、锡、镍、钻等与铅一道电化溶解进入溶液，而电极电位较铅正的金属，如银、金、铜、砷、蹄等不溶解而构成阳极泥沉于电解槽底。通过必定周期，残阳极回来精粹炉熔炼，阴极分出铅通过熔化除微量锡、砷、锑杂质后，铸成精铅锭。阳极泥用于收回贵金属。    电解在内衬耐腐蚀材料的钢筋混凝土制成的电解槽内进行。铅电解的首要技能条件为：电解液总酸量120-160 g/L,含铅90-125 g/L,电解温度32-45℃，电流密度120-200A/m2，同极矩95mm，精铅含铅99.98％-99.99％。

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

粗铅价格是很多铅投资人士、很多粗铅企业关注的焦点，及时掌握粗铅的价格信息、交易状况、市场供求关系、行情走势等，是在粗铅投资交易中获得成功的关键。    2010年8月18日讯，现货粗铅价格今报16150-16350元/吨，持平。隔夜伦铅得利好消息的提振，继而收升摆脱连日颓势。国内现货方面，对于隔夜外盘的提振收涨，可能是由于下游蓄电池生产偏淡的缘故，贸易商今日依然对现货粗铅价格报价持不变态度。此外，部分下游制造商仍对粗铅价格会有调整的预期，现不愿接货，成交平平。    中国国家统计局相关人士周三(8月11日)表示，由于安徽省一家大型铅冶炼企业此前误漏报其废铅冶炼产量，经加补相关数字后，1-7月铅产量因而大幅上修28.1万吨，该数字接近全国单月产量。统计局数据显示，中国1-7月累计铅产量为222.1万吨，而此前公布的1-6月铅产量仅为155.6万吨，二者之差达66.5万吨，而7月产量仅为38.4万吨。其分项数据亦显示，本期铅产量数据调整量为28.1万吨。    伦铅结束其短暂的一日涨势，再次陷入跌势。国内现货方面，由于外盘的下挫，今日市场报价普遍下调50元/吨附近。据了解，目前下游方面仍有拿货需求。相反上游部分厂家没有报价，使得下游接货有所不顺从而再次陷入僵持，市场交投一般。现货市场某铅贸易商说：“隔夜外盘的再度走低，促使今日国内市场粗铅价格普遍下调价格50元/吨左右。我们今日报价也在16300元/吨附近，出金沙铅。下游制造商拿货今天还蛮多，上午出了150吨货。”另一铅贸易商说：“今天我们报价下调个50元/吨，云南一带产的粗铅价格和金沙铅分别报在16100元/吨、16300元/吨左右，上午一共出了145吨货。上游厂家部分没有报价，我们也接不太到多少货，目前只能消耗自己原有的库存。”        国内铅市在经过早盘的混乱后，在国内期货回调的背景下，云南铅交投重回16250一线，品牌粗铅价格回落至16400附近，但交投不佳。伦铅连续三日自高位回落，显示2250上方抛压非常巨大，短期多空双方继续胶着。MACD指标顶部背离，KDJ指标短线死叉，OBV量能指标动能趋缓，后市并不乐观。唯有均线指标继续向上发散，暗示短期仍处于多头市场。    更多关于粗铅价格的资讯，请登录上海有色网查询。     

2010年粗铅价格走势受到诸多不确定因素影响，这主要是由于铅价格的摇摆不定而导致的。上海有色网结合2010年粗铅行业所处的特殊环境，全面考虑内外部多重影响因素，对2010年中国粗铅价格走势及影响因素做了深入透彻研究并最终审核成稿。此外粗铅还经常被用于粗铅火法精炼。分段脱除熔融粗铅中的杂质，产出精铅的过程，为火法炼铅流程的重要组成部分。铅熔炼产出的粗铅，除含有铜、镍、钴、铋、锡、砷、锑、锌、硫等杂质外，还有金、银等贵金属和硒、碲等稀有金属，杂质总量约为1％～4％。因此，精炼的目的不仅要脱除对铅性质有不良影响的杂质，使精铅符合用户的要求，而且还要综合回收粗铅中的有价金属。下图可以帮助您可直白地了解：通过上述信息，您可以对2010年中国粗铅价格走势做出更科学的判断，从而为企业的生产、采购做出更科学的安排；您可以对影响2010年粗铅价格走势的诸多因素更理性的区别对待，从而能更有条不紊的推进企业战略规划的实施。 

我国每年耗费许多的金属铜，铜精矿许多依靠进口，因而从炼铜炉渣中收回铜显得越来越重要。炼铜炉渣是铜高温火法冶炼进程中的产品，其首要成分有铜硫化物、磁铁矿、硅酸盐类矿藏及玻璃体等。铜火法冶炼工艺变革后，硫化物削减而氧化物稍有添加，导致炉渣的性质更为杂乱。实践证明，用选矿法处理铜渣，与惯例火法熔炼法比较，具有成本低、铜收回率高、弃渣档次低和耗电少等长处，在铜渣的有价元素归纳收回领域中占有重要的位置。影响炉渣浮选的要素有许多，如冶炼进程、炉渣的冷却办法及炉渣成分等，其间炉渣的冷却办法对炉渣的选矿目标起到决定性的效果。高温炉渣在水淬进程中会使炉渣构成非晶质结构，并且铜矿藏结晶粒度细而涣散，且嵌布在呈树状或针状的其它矿藏中，会阻挠晶粒分出和搬迁集合，然后阻挠分出的铜相粒子的长大，即便细磨也很难使大部分单体铜粒子同脉石解离，致使炉渣中的铜难以收回。现在，有关反射炉水淬渣的选矿报导很少，其首要原因是浮选收回率较低，仅为40％－50％左右。本文通过对炉渣性质的分析和浮选工艺参数的评论，以寻求进步炉渣中铜收回率的最优条件。        一、试样的性质        试样为湖北某铜冶炼厂反射炉车间的水淬渣。外观呈黑色，质脆坚固，结构细密，渣样多元素分析成果及铜物相分析成果别离见表1、表2。   表1  炉渣的多元素分析成果（质量分数）/％CuNiPbZnSnSbMoFeSSiO2Al2O31.0600.0080.8671.7110.1880.1450.08036.411.82125.4313.756   表2  炉渣铜物相分析成果相别含量/％占有率/％硫化铜0.89684.53氧化铜0.13712.9金属铜0.0272.57总铜1.06100        表1、表2分析成果标明，该炉渣中铜的含量为1.06％，首要以硫化铜的方式存在，其次为氧化铜，金属铜含量相对较少。炉渣中最多的元素是铁和硅，选用Mossbauer法进一步分析标明，炉渣中的铁有53.3％以铁橄榄石相存在，14％以钙铁橄榄石存在，其他32.5％以Fe3O4存在；硅除了与氧化铁构成铁橄榄石外，大部分呈硅灰石及无定形的玻璃体。并且炉渣中的铜、铁、硅等矿藏严密共生，相互交织，呈细粒不均匀嵌布，致使炉渣中的铜难以与脉石单体解离，严重影响选别目标。      二、试验办法      （一）试样预备      来自现场的炼铜水淬渣，通过破碎、筛分处理，得到试样粒度为－1mm，用于浮选试验。      （二）试验设备及药剂      XMQ－240X90型锥形球磨机，XFD－0.75L单槽浮选机， 101型电热鼓风干燥箱。      丁基黄药（工业用），丁铵黑药（工业用），松醇油（工业用），（分析纯），六偏磷酸钠（分析纯）。      （三）试验办法      称取必定量的炉渣，选用60％的浓度磨至必定粒度，放入浮选槽中调浆，调药，浮选6min，对浮选产品烘干、称量、分析，并核算铜收回率。      浮选流程如图1所示。图1  浮选试验流程        三、试验成果与评论        （一）矿浆pH值试验        在磨矿粒度为－0.074mm粒级含量占90％，浮选浓度30％，丁基黄药用量80g/t，松醇油用量60g/t等条件下调查矿浆pH值对浮选目标的影响，成果见图2。  图2  pH值对浮选目标的影响        由图2能够看出，pH在5.0－8.0范围内铜的收回率根本坚持不变，因而挑选在自然水条件下（即pH在7.0左右）进行浮选，无需添加pH调节剂。        （二）磨矿粒度试验        浮选矿浆浓度30％，pH值7.0，丁基黄药用量80g/t，松醇油用量60g/t，磨矿粒度对浮选目标的影响成果见图3。    图3  磨矿粒度对浮选目标的影响        从图3能够看出，－0.074mm粒级含量从75％添加到95％时，铜的收回率有显着进步，从18.6％添加到了39.02％，而－0.074mm粒级含量从95％添加到98％时，铜的收回率进步并不显着，仅从39.02％添加到39.45％，但铜精矿的档次却从4.6％下降到4.3％。这是因为磨矿粒度到达必定程度后，矿藏的单体解离大大进步，但一起矿石的泥化现象比较严重，导致铜精矿档次急剧下降。因为炉渣自身坚固难磨，考虑到生产成本，断定磨矿粒度为－0.074mm粒级含量占95％为宜。        （三）矿浆浓度试验        丁基黄药用量200g/t，松醇油用量60g/t，磨矿粒度－0.074mm粒级含量占95％，pH值7.0条件下，矿浆浓度对浮选目标的影响成果见图4。  图4  矿浆浓度对浮选目标的影响        从图4可知，跟着矿浆浓度的添加，铜精矿档次逐步增大，铜收回首先增大后减小，归纳考虑铜的收回率与档次，断定最佳矿浆浓度为30％。        （四）活化剂用量试验        由铜物相分析可知，炉渣中有一部分氧化铜，氧化铜矿藏的浮选办法首要选用硫化浮选，是氧化铜矿藏的首要活化剂。矿浆浓度30％，磨矿粒度－0.074mm粒级含量占95％，pH值7.0，丁基黄药用量200g/t，松醇油用量60g/t，调查了用量对浮选目标的影响，成果见图5。    图5  用量对浮选目标的影响        由图5能够看出，用量从200g/t添加到800g/t时，铜档次和收回率逐步添加，当用量为800g/t时，铜精矿档次到达最大值，用量添加到1000g/t时，铜收回率根本坚持不变而铜的档次却急剧下降。这是因为用量低于800g/t时，首要使氧化铜活化，当用量超越800g/t时，炉渣中的其它矿藏和脉石上浮份额增大，导致浮选精矿中铜的档次下降。因而，断定最佳用量为800g/t。        （五）涣散剂用量试验        以六偏磷酸钠为涣散剂，矿浆浓度30％，磨矿粒度－0.074mm粒级含量占95％，pH值7.0，丁基黄药用量200g/t，松醇油用量60g/t，六偏磷酸钠用量对浮选效果的影响成果见图6。    图6  六偏磷酸钠用量对浮选目标的影响        由图6能够看出，六偏磷酸钠用量从200g/t添加到800g/t时，铜的收回率从44.06％添加到54.69％，六偏磷酸钠的用量持续添加到1000g/t时，铜收回率添加不显着，而铜精矿档次却从4.3％下降到3.9％。这是因为水淬渣在细磨进程中产生了泥化现象，六偏磷酸钠能够削弱颗粒间的电性，使矿粒涣散，改进了浮选条件，进步了铜的收回率。因而，断定六偏磷酸钠最佳用量为800g/t。        （六）捕收剂品种及用量试验        经探究试验发现，运用单一丁基黄药作为捕收剂对水淬渣中铜的收回效果较差，因而本试验选用丁基黄药与丁铵黑药混合运用。在磨矿粒度为－0.074mm粒级含量占95％、pH值7.0、矿浆浓度30％、用量800g/t、六偏磷酸钠用量800g/t等试验条件下进行试验，不同品种的捕收剂用量对浮选目标的影响成果见图7。  图7  捕收剂对浮选目标的影响   1－黄药＋黑药（1∶1）混合运用时精矿档次：2－运用黄药时精矿档次； 3－运用黑药时精矿档次；4－黄药＋黑药（1∶1）混合运用时铜的收回率； 5－运用黑药时铜的收回率；6－运用黄药时铜的收回率        从图7能够看出，相同用量的条件下，丁基黄药与丁胺黑药混合运用的浮选效果优于丁基黄药与丁胺黑药独自运用的效果。混合药剂用量从80g/t添加到240g/t时，收回率从48.17％添加到64.65％，铜精矿档次到达4.54％。当用量超越240g/t时，铜收回率添加不大，且档次逐步下降。这是因为丁基黄药对硫化铜矿的捕收效果较好但对氧化铜矿的捕收效果较差，而丁铵黑药对氧化铜矿除了具有较好的捕收效果外，还兼有细微的活化效果，二者混合运用弥补了单一捕收剂的缺乏。黑药与黄药的份额是依据探究试验所得，在捕收剂用量必定的条件下，假如添加黄药的用量削减黑药的用量，铜收回率会添加但档次会下降，相反，添加黑药用量，因为黑药的挑选性好但捕收才能较差会异致铜的收回率下降，归纳考虑断定黄药和黑药的份额为1∶1，最佳用量为240g/t。        （七）归纳试验        依照图1所示流程，原矿铜档次1.06％，磨矿粒度为－0.074mm粒级占95％，矿浆浓度为30％，pH＝7.0，捕收剂（丁铵黑药与丁基黄药按1∶1制造）、活化剂（）、涣散剂（六偏磷酸钠）的用量别离为240、800、800g/t时，可获得铜档次4.54％，铜收回率64.65％的铜粗精矿。        四、定论        （一）反射炉水淬渣因性质杂乱，铜、铁、硅等矿藏严密共生，相互交织，呈细粒不均匀状况散布，导致炉渣中的铜难以收回。        （二）试验标明，细磨和混合捕收剂的运用能有用进步铜的收回率。当磨矿粒度－0.074mm粒级含量占95％、矿浆浓度为30％、pH值7.0、捕收剂（丁铵黑药与丁基黄药按1∶1制造）、活化剂（）、涣散剂（六偏磷酸钠）的用量别离为240、800、800g/t时，一段粗选铜的收回率为64.65％，粗精矿铜的档次到达4.54％。

一、电热前床我国无炉缸鼓风炉用电热前床进行渣铅分离；有炉缸鼓风炉用电热前床使渣进一步沉淀并起到保温作用，结构形式一般为长圆形、长方形或圆形，长圆形前床采用较广泛。 电热前床的计算包括三部分：炉用变压器的选择计算、电极直径和前床主要尺寸的确定。 （一）炉用变压器 1、炉用变压器的功率，即电热前床的功率，按下式计算：                                       (1) 式中  P－炉用变压器功率，kVA；       A－液态渣的电能消耗，kW·h/t；       Q－液态渣的最大处理量，t/d；       K1－功率利用系数，一般为0.93～0.96；       K2－时间利用系数，一般为0.85～0.94；      cosφ－功率因素，一般为0.9～0.95。 由于电热前床的功率一般均较小，通常采用一台三相炉用变压器即可。 2、炉用变压器的二次电压，主要与炉渣的电导系数有光，一般炼铅炉渣的电导系数为0.4～1.3Ω-1·cm-1，但通常是根据同类型工厂的实践经验进行选择。 电热前床的炉用变压器的二次电压可做成5～8级，级差为8～12V。虽然工作电压一般在40～50V之间，但考虑到烘炉起弧电压比正常生产电压要高，因此，最高一级电压不宜小于90V。 电热前床采用石墨电极时，炉用变压器可采用手动无载调压。 （二）电极直径 电极直径按下式计算确定：                                      （2） 式中  D－电极直径，mm；      Imax－炉用变压器最大电流强度，A；      j－电极许用电流密度，A/cm2。 表1为石墨电极许用电流密度。 表1  石墨电极许用电流密度，A/cm2级别石墨电极直径，mm75100150200250300350400500优级262824201817161513一级262621181616151412二级242418161515141311 三相炉用变压器的最大电流强度按下式计算。                                    （3） 式中  Imax－炉用变压器的最大电流强度，A；       P－炉用变压器的功率，kVA；       Vmin－炉用变压器二次电压中的最小一级电压，V。 （三）电热前床主要尺寸的确定 1、炉膛长度   前床长度按下式计算：                                     （4） 式中   L－渣线处炉膛的长度，m；        l－电极中心距，m，通常为3～4D；        l1－渣线处入渣口端墙至最近电极中心的距离，m，通常为4.5～5.5D；        l2－渣线处出渣口端墙至最近电极中心的距离，m，通常为2.5～3.5D。 2、炉膛宽度  前床的炉膛宽度按下式计算：                                       （5）     式中  B－渣线处的炉膛宽度，m。 3、炉膛高度  前床的炉膛空间高度，当不在炉墙上设排烟孔时，可按下式计算：                                   （6） 式中  H －炉膛空间高度，m；       h－熔池深度，m，其中包括放一次渣的渣层高度和炉内存留的熔体（炉渣、粗铅、铜锍）的高度。通常每次放渣后，存留在前床内的熔体高度为0.75～0.85m。 4、床面积  前床的面积按下式计算： 长方形                                          (7) 长圆形                                  (8) 式中  F－床面积，m2。为了进一步检验炉用变压器的功率与床面积是否匹配，可用经验公式进行验算。                                      （9） 式中   ΔP－单位床面积功率，kVA/m2，一般为45～60。 最后还要参照同类工厂的电热前床的实际资料，进行一些必要的调整。表2为电热前床炉用变压器实例。 表3为电热前床的主要技术性能实例。 图1为13㎡电热前床示意图。 表2  电热前床炉用变压器性能实例床面积，㎡相数级数高压侧低压侧功率，kVA电压，V电流，A电压，V电流，A10316000 Y/Δ接线44.235.97600400258.647.87600610372.159.37600750472.171.06370750572.182095490750672.193.64810750133110000 Δ/Δ接线40508000694/248608000830356.2708000970464.18080001105572.29080001250110000 Y/Δ接线28.98000400234.68000480340.48000560446.280006405528000724 表3  电热前床技术性能实例项目单位床面积，㎡项目单位床面积，㎡101316.75①101316.75①前床内部尺寸：长 宽 高㎜520056006200电极中心距㎜120012001200㎜200026002700电极直径㎜400400500㎜175019602390变压器功率kVA7501250750电极数量根333①扩大前的床面积为14㎡。图1  13㎡电热前床 1－进渣口；2－放渣口；3－放铅门；4－电极 （因故图表不清，需要者可来电免费索取） 二、沉淀锅 有炉缸铅鼓风炉在炉内完成渣铅分离，从鼓风炉放出来的炉渣如采用回转窑挥发或堆存时，则先经沉淀锅分离出被渣夹带出的少量铅后，在进行水碎。 沉淀锅一般需要两台，分二级串联配置在不同标高上。沉淀锅的容积视鼓风炉渣量而定，为使渣与粗铅和铜锍沉淀分离得好，每台锅的生产能率可取10～14t/(m3·h)。 表4为铅鼓风炉沉淀锅尺寸实例 表4  铅鼓风炉沉淀锅尺寸实例名称单位鸡街冶江西冶炉渣产量t/d175～20040～50沉淀锅级数22沉淀锅容积m3/个0.770.38沉淀锅直径m1.261.00沉淀锅深度m0.750.66

粗铅冶炼厂以铅精矿等为原料，生产粗铅或电铅，并回收伴生有价元素的重金属冶炼厂设计。其设计范围包括：铅、锌精矿烧结车间设计、铅鼓风炉熔炼车间设计、氧气底吹炼铅法熔炼车间设计、基夫赛特炼铅法熔炼车间设计、铅精炼车间设计和铋冶炼车间设计等。粗铅冶炼厂的原料以含铅55%～65%的硫化铅精矿为主，其次是含铅高于25%的氧化铅精矿以及废杂铅料。铅、锌矿物常共生，铅与锌在同一厂冶炼，有利于伴生有价元素的综合回收和环境的治理。粗铅冶炼厂主要产品为精铅(或电铅)、并副产硫酸和氧化锌，一般还综合回收金、银、镉、铋等金属，处理废杂铅料时产品还有铅合金。因此，粗铅冶炼厂设计需重视环境保护和防治，提高机械化程度，加强设备密封和环境通风，有污染源的车间通常与主导风向垂直配置，并置于下风向，以减轻铅蒸汽及铅粉尘的有害影响。

表1铁精矿成分分析列出了铁精矿中Pb、Zn、Cu等杂质的含量别离为0.29%、0.36%、0.32%，课题要求铁精矿中的Pb的含量要降到0.1%以下，其他的杂质脱除率越高越好，而简略的筛分、洗矿并不能显着地下降铁精矿中Pb、Zn、Cu等的含量。 表1  二段磁选－螺旋溜槽铁精矿成分分析(%)产品称号FeSSiO2PbZnCu铁精矿（Ⅰ＋Ⅱ）62.230.239.470.240.360.32关于硫铁矿烧渣中的铅、锌等其他杂质，实验拟选用酸浸的办法加以去除。稀酸能够使烧渣中的铜、铅、锌、钙、镁等生成水溶性的物质，通过洗矿、过滤等手法。便可使这些水溶性的物质从浸出液中别离，然后到达脱除铜、铅、锌、钙、镁等杂质的意图。 因为在制酸过程中，硫铁矿一般都要通过800～1000℃的高温焙烧，云峰化学工业公司在制酸过程中的焙烧温度为800～850℃，高温焙烧使烧渣中的铁氧化物结构细密而活性下降，与酸的反响速度比较慢。所以在酸浸之前，先用将硫铁矿烧渣用浓酸做熟化处理，以提高烧渣中铁氧化物的反响活性。 实验别离试用了H2SO4、HCl、HF的酸浸作用，以及用碱浸处理硫铁矿烧渣的试探性实验。假如作用好，就做进一步的实验，假如作用欠好，则用其他的办法处理。具体办法如下：别离称取20g烧渣质料4份和铁精矿4份。取其间的6份用H2SO4、HCl、HF熟化1小时，然后用稀H2SO4、稀HCl、稀HF把熟化过的烧渣，按液固比1∶2浸出24小时；别的的2份直接用浸出，液固比相同为1∶2，时刻24小时，经水洗、烘干后称重，化验。（见表2） 表2  硫铁矿烧渣酸浸、浸脱杂探究实验称号试剂S（%）Pb（%）Cu（%）Zn（%）原 渣H2SO42.840.200.360.34HCl0.760.140.310.32HF0.410.100.260.291.040.270.120.15铁 精 矿H2SO40.480.0750.210.13HCl0.210.0550.0820.097HF0.190.0580.0930.110.220.0890.0360.076 成果标明，四种试剂均能对硫铁矿烧渣中杂质的去除，均有较显着的作用。HCl和HF对Pb的脱除率比较高，相对而言，HF对几种杂质均有较高的脱除率；而浸关于Cu和Zn的浸出率较高，可使Cu和Zn的浸出率到达90%以上；用H2SO4浸出后的烧渣，S的含量有所增加，阐明用H2SO4浸出，一是会带入一部分S，增加了S的含量，二是或许水洗不完全，对酸浸后的烧渣中可溶性的硫酸盐没有清洗掉，造成了S的含量有所增加。因为硫铁矿烧渣通过上选矿工艺流程后，粒度比较细，在过滤洗刷过程中，很难对可溶性的硫酸盐清洗完全。 总归，用酸浸和碱浸的办法都能有用的将铁精矿中的Pb、Zn、Cu等杂质去除。用正交实验别离对选用不同的试剂酸浸（浸）脱杂过程中的影响要素做一详尽的研讨。酸浸（浸）工艺见图1图1  酸浸、浸脱杂实验流程图 一、HCl浸出正交实验 用三要素三水平正交实验对HCl酸浸作析因实验分析。正交表各要素、各水平如表3所示：表3  HCl酸浸正交实验各要素水平取值要素HCl用量（mL）（A）固液比（B）浸出时刻（h）（C）水平131∶15251∶1.510381∶224 正交实验不考虑各要素之间的交互效应，表4为正交实验表头规划。表4  HCl酸浸正交实验L9（34）表头规划列号1（A）2（B）3（C）含Pb量（%）实验号①1110.059②1220.060③1330.058④2120.054⑤2230.068⑥2310.065⑦3130.059⑧3210.064⑨3320.057∑Ⅰ10.1770.1840.188∑Ⅰ20.1870.1920.171∑Ⅰ30.1800.1800.185极差0.010.0120.017从表4看出，A要素的极差值最小，B要素的极差值次之，C要素的极差值最大，因为铅的含量越小，目标越好，阐明A要素对铅的含量影响最显着，B要素次之，接下来为C要素。图2各要素的位级和分布图标明，当A要素为榜首水平常，所得的目标即含铅量应最低；同理，B和C别离为第三水平缓第二水平常铅的含量最低，即AlB3C2的配比是较优的实验计划。依据此条件的实验成果，HCl酸浸铅的含量为0.053%。图2  HCl酸浸正交实验位级和柱形分布图 二、HF浸出正交实验 表5  HF酸浸正交实验各要素水平取值要素HCl用量（mL）（A）固液比（B）浸出时刻（h）（C）水平131∶15251∶1.510381∶224 表5看出B要素的极差值最小，C和A两要素的极差值次之，阐明B要素对铅的含量影响最显着，接下来依次为C和A。图3各要素的位级和分布图标明，当A要素为榜首水平对，含铅量最低；B要素第二水平与第三水平的位极和持平，阐明在第二水平缓第三水平常，能够到达持平或许类似的目标，所以按小值取B要素的第二水平：C为第三水平常铅的含量应该最低，即B2C3A1的配比是较优的实验计划。依据此条件的实验成果，HF酸浸铅的含量0.056%。 表6  HF酸浸正交实验L9（34）表头规划列号1（A）2（B）3（C）含Pb量（%）实验号①1110.058②1220.062③1330.054④2120.060⑤2230.056⑥2310.064⑦3130.064⑧3210.060⑨3320.060∑Ⅰ10.1740.1820.180∑Ⅰ20.1800.1780.182∑Ⅰ30.1840.1780.174极差0.010.0040.008图3  HF酸浸正交实验位级和柱形分布图 三、NH3·H2O浸出正交实验 表2标明选用NH3·H2O浸对Zn和Cu的脱除率比较高，以下是浸脱Cu正交实验（见表7、表8）。 表7  NH3·H2O浸正交实验各要素水平取值要素NH3·H2O用量（mL）（A）固液比（B）浸出时刻（h）（C）水平151∶152101∶1.5103151∶224 表8  NH3·H2O浸正交实验L9（34）表头规划列号1（A）2（B）3（C）含Cu量（%）实验号①1110.036②1220.028③1330.031④2120.025⑤2230.024⑥2310.033⑦3130.027⑧3210.021⑨3320.029∑Ⅰ10.0950.0880.090∑Ⅰ20.0820.0730.082∑Ⅰ30.0770.0930.082极差0.0180.020.08表8看出C要素的极差值最小，A要素的极差值次之，B要素的极差值最大，因为铜的含量越小，目标越好，阐明C要素对铅的含量影响最显着，A要素次之，接下来为B要素。图4各要素的位级和分布图标明，当A要素为第三水平常，含铜量最低，B要素为第二水平，C要素的第二水平缓第三水平位级和持平，按小值取第二水平较优，即C2A3B2的配比是较优的实验计划。依据此条件的实验成果，NH3·H2O浸铜的含量为0.023%，其间锌的含量也降为0.067%。图4  NH3·H2O浸正交实验位级和柱形分布图 最终，铁精矿中杂质的脱除率是比较显着的。S的含量为0.21%，Pb、Zn、Cu、SiO2的含量别离为0.053%、0.067%、0.023%、8.26%。铁精矿的主要成分见表9： 表9  铁精矿的成分分析成分FeSiO2CaOSPCuZnPb含量（%）62.348.261.210.210.0120.0230.0670.053

废铜水,通俗的讲就是含铜的废水，废铜水是怎么产生的？怎么处理掉那，来和小编一起看看吧。   随着经济的发展、城市化进程的加快和人民生活水平的提高，垃圾的排放量迅速增加。每年新增垃圾100亿t。对垃圾泛滥成灾的现实，世界各国的视线已不再仅仅停留在如何控制和消毁垃圾这一老问题上，而是采取积极的态度和有力的措施，着手科学地处理、利用垃圾，将垃圾列为维持经济持续发展的“第二资源”，向垃圾要资源、要能源、要效益。    目前，我国历年垃圾堆存量已达60亿t，占用耕地5亿m2。全国为660个，城市中有200个城市陷入垃圾包围之中。以城市人口2.6亿为例，如每人每年产生440 kg垃圾计算，年产生垃圾量为1.14亿t。    20世纪50年代到60年代中期，是垃圾污染矛盾激化的年代。60年代中期以后，大体形成了填埋、焚化、堆肥等一系列处置方法。如在美国，垃圾用填埋法处理的占85%，焚化法处理的仅占10%。日本国土不大，填埋法处理的只占26.9%，而焚化法处理占的61%。瑞士也是以焚化法为主，占53%。西欧几个国家以填埋法为主，并多为有控制的填埋法。20世纪70年代以来，日、美、英、法等国，由于受资源和能源危机的影响，对废物采取了“资源化”的方针，垃圾、粪便的处理不断向“资源化”的方向发展。尤其对于废物，日本已有25.3%的城市开展了从垃圾中分选回收物品的活动，1976年回收废物达3900万t，占当年废物排量的49.5%。近年来，有些国家还发展了无机垃圾堆山法，并在垃圾山的表面上种植树木、花草，发展街心公园，起到美化城市的作用。    1 现有城市垃圾处理方法    解决垃圾问题的目标是将垃圾减容、减量、资源化、能源化及无害化处理。目前主要有填埋、堆肥及焚烧处理三种方法。    1.1 填埋处理    垃圾填埋历史久远，是普遍采用的处理方法。因为该方法简单、省投资，可以处理所有种类的垃圾，所以世界各国广泛沿用这一方法。从无控制的填埋，发展到卫生填埋，包括滤沥循环填埋、压缩垃圾填埋、破碎垃圾填埋等。    采用填埋处理法，首先要防止从废物中挤压出的液体滤沥及雨水径流对地下水的污染。一般规范要求回填地最低处的标高要高出地下水位3.3 m以上，并且回填地的下部应有不透水的岩石或粘土层。否则需另设粘土、沥青、塑料薄膜等不透水层。其次，填埋场应设置排气口，使厌氧微生物分解过程中释放出的甲烷等气体能及时逸出，避免发生爆炸。回填后的场地，一般在20年内不宜在其上修建房屋，避免由于回填场不均匀下沉造成的结构破坏，但可作绿地、农田、牧场等使用。    填埋处理用地，尽量选用天然的或人工挖出的洼地，开发资源后的废粘土坑、废采石场、废矿坑等。将垃圾填埋于坑中，有利于恢复地貌，维持生态平衡，但如果在大面积的洼地、港湾、山谷等回填，则需考虑是否会破坏生态平衡。    1.2 堆肥处理    堆肥是我国、印度等国家处理垃圾、粪便、制取农肥的最古老技术，也是当今世界各国均有研究利用的一种方法。堆肥是使垃圾、粪便中的有机物，在微生物作用下，进行生物化学反应，最后形成一种类似腐殖质土壤的物质，用作肥料或改良土壤。    堆肥处理是利用微生物分解垃圾有机成分的生物化学过程。在生物化学反应过程中，有机物、氧气和细菌相互作用，析出二氧化碳、水和热，同时生成腐殖质。    堆肥的关键，在于提供一种使微生物活跃生长的环境，以加速其致菌分解过程，使之达到稳定。堆肥主要受废物中的养分、温度、湿度、pH等因素的控制。    根据堆肥原理，可分为厌氧分解与好氧分解两种。厌氧分解需在严格缺氧条件下进行，厌氧微生物分解生长较慢，故不多用。好氧分解过程可同时产生高温，可以杀灭病虫卵、细菌等，我国主要采用好氧分解法。    堆肥技术的工艺比较简单，适合于易腐有机质含量较高的垃圾处理，可对垃圾中的部分组分进行资源利用，且处理相同质量垃圾的投资比单纯的焚烧处理大大降低。堆肥技术在欧美国家起步较早，目前已经达到工业化应用的水平。    1.3 焚烧处理    焚烧是指垃圾中的可燃物在焚烧炉中与氧进行燃烧过程。实质是碳、氢、硫等元素与氧的化学反应。垃圾焚烧后，释放出热能，同时产生烟气和固体残渣。热能要回收，烟气要净化，残渣要消化，这是焚烧处理必不可少的工艺过程。    焚烧处理技术的特点是处理量大，减容性好，无害化彻底，焚烧过程产生的热量用来发电可以实现垃圾的能源化，因此是世界各发达国家普遍采用的一种垃圾处理技术。    通过焚烧可以使可燃性固体废物氧化分解，达到去除毒性、回收能量及获得副产品的目的。几乎所有的有机性废物都可以用焚烧法处理。对于无机-有机混合性固体废物，如果有机物是有毒有害物质，一般也最好采用焚烧法处理。焚烧法适用于处理可燃物较多的垃圾。采用焚烧法，必须注意不造成空气的二次污染。日本以及欧洲的瑞士、瑞典等国在一般焚烧法基础上，还发展了高温与中温分解，使垃圾在1650 ℃以上的高温下基本或完全燃烧，并回收释放的能量作为能源。    焚烧是销毁垃圾利用热能的一种垃圾处理技术。但是，只有对那些不能回收有价物，只能回收热能的垃圾，垃圾焚烧处理才是科学、合理的。    2 现有城市垃圾处理方法的局限性    2.1 填埋处理的局限性    填埋处理埋掉了可利用物，填埋场地的选择越来越困难，运输、填埋、管理等费用也不断提高。填埋场占地面积大，同时存在严重的二次污染，例如垃圾渗出液会污染地下水及土壤，垃圾堆放产生的臭气严重影响场地周边的空气质量，另外，垃圾发酵产生的甲烷气体既是火灾及爆炸隐患，排放到大气中又会产生温室效应。而且填埋场处理能力有限，服务期满后仍需投资建设新的填埋场，进一步占用土地资源。员本┪绻捎孟衷诘募际酰本┦?2000 t/d的垃圾进行卫生填埋处理，单是建设投资就高达7.2亿元人民币（不含征地费用），而且填埋场的寿命也只有12 a。基于以上原因，国外从80年代以来，卫生填埋设施有逐渐减少的趋势，成为其他处理工艺的辅助方法，用来处理不能再利用的物质。    2.2 堆肥处理的局限性    堆肥处理不能处理不可腐烂的有机物和无机物，垃圾中的石块、金属、玻璃、塑料等废弃物不能被微生物分解，这些废弃物必须分捡出来，另行处理，因此减容、减量及无害化程度低；堆肥周期长，占地面积大，卫生条件差；堆肥处理后产生的肥料肥效低、成本高，与化肥比销售困难，经济效益差。引进国外技术投资巨大，不适合我国国情。发达国家由于生活垃圾中的易腐有机物含量大大低于我国的一般水平，因此靠堆肥只能处理15%左右的垃圾组分，这在一定程度上阻碍了堆肥技术的推广。堆肥技术必须是将新鲜的垃圾首先进行分类后再将易腐有机组分进行发酵，才能有效地防止重金属的渗入，从而保证有机肥产品达到国家标准，真正实现无害化和资源化。    2.3 焚烧处理的局限性    焚烧处理对垃圾低位热值有一定要求，不是任何垃圾都可以焚烧的。垃圾中可利用资源被销毁，是一种浪费资源的处理方法，即使回收热能也只能做到废物一次性再生的目的，无法实现资源的多次循环利用。焚烧产生的大量烟气，带走的热能又是一种很大的损失。产生的烟气必须净化，净化技术难度大、运行成本高。焚烧产生的残渣还必须消化。还有，焚烧设备一次性投资大，运行成本高。    3 城市垃圾处理方法的综合利用    表1为美国垃圾处理方式及各年所占比重。综合利用应包括以下几个方面的内容：    （1）可用物资（废纸、金属、玻璃等）的回收再生利用；    （2）易腐有机物的堆肥处理；    （3）高热值不易腐有机物的能量利用；    （4）灰渣的固化处理，实现灰渣的材料化。    废铜水在许多国家垃圾处理实践表明，其中的 70% 可以回收，废铜水成为再生原料供重复利用。城市垃圾被誉为&ldqu

废锡水是投资锡的人较为关心的一个信息，其特性需要掌握。产品名称：废锡水产品价格：6000-7000元/吨公司所在地：四川 成都发布时间：2010-8-12 15:44:25产品描述：供应：废锡水废锡水按含量计价，测定可找专业从事测定检验实验室，4.1就是含锡的百分比，即100克含锡4.1克.退锡水是一种因应目前线路之发展需求，而研发出的单液剥锡铅液，适用在常温下喷洒或浸泡操作方式。以硝酸为主要成分，但不含任何氟化物，故不浸蚀底材及铜面，即使长期使用不会产生“白点”现象，咬铜速率低，且有抗氧化性能。另有以下特点：     1极少的沉淀产生，机器维护保养容易；    2全系列不含氟，不浸蚀底材和铜面，废水处理容易；    3剥锡铅速度快、稳定、高锡铅咬蚀量（100%/L以上）；    4适用于喷洒或浸泡的设备，维护管理容易，操作简便    5低咬铜速率；剥除锡铅后光泽性好，不易氧化；如果你想更多的了解废锡水等其他信息，你可以登陆上海有色网进行查询。

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。

MnO(OH) 【化学组成】常含SiO2、Fe2O3、Al2O3、CaO等混入物。 【晶体结构】单斜晶系；a0=0.888 nm,b0=0.525 nm,c0=0.571 nm,β=90°；Z=8。注意：水锰矿也是β=90°的单斜晶系。 【形态】晶体常呈柱状。沿c轴伸长，柱面具清晰纵纹。集合体成束状。双晶以(011)为接合面。沉积成因者多呈隐晶质块体,也有成鲕状或钟乳状者。 【物理性质】暗钢灰至黑色；半金属光泽。解理平行{010}完全,平行{110}和{001}中等。硬度3.5～4。相对密度4.2～4.33。性脆。 【成因及产状】形成于较还原环境中，在低温热液矿脉中常呈晶簇状与重晶石、方解石共生。沉积作用形成的水锰矿则常呈块状或鲕状，此时为四价锰矿物(软锰矿)和二价锰矿物(菱锰矿)之间的过渡产物。在氧化条件下水锰矿不稳定,易氧化成软锰矿。 【鉴定特征】以其晶形,柱面条纹和褐色条痕初步鉴定。与其类似矿物的可靠区别需用差热曲线和X射线粉晶数据进行鉴定。 【主要用途】锰的重要矿石矿物。

锡水铜线是应用比较广泛的一种铜线，此外，铜线还分为镀银铜线:镀银铜线在某些场合称之为镀银铜丝或镀银丝，是在无氧铜线或低氧铜线上镀银后，经过拉丝机拉细而成的细线。镀银铜线分为镀银软圆铜线和镀银硬圆铜线。镀银软圆铜线是经过退火，改变其物理特性，以达到变软的目的。好的镀银铜线镀层连续牢固地附在导体表面，经试样后样品表面不变黑。镀银的镀层表面应该光滑连续、没有银粒、毛刺、机械损伤等有害缺陷镀银铜线是铜芯上同心地镀覆银层而制成的。它综合了两种 金属 的特点，具有很好的导电性能，以及明亮而光泽的表面，而且银层具有很高的耐腐蚀性。正因为这些优点，镀银铜线成为高频线和 有色 纺织线的首选产品。康铜丝是以铜镍为主要成份的电阻合金。特点：具有较低的电阻温度系数，较宽的使用温度范围（480℃以下），加工性能良好，具有良好的焊接性能。主要用于制作仪器仪表，电子以及工业设备中的电子元件。此外还有一种新康铜电阻合金,为铜铁基同合金，它具有与康铜一样的电阻率，基本相近似的电阻温度系数，和相同的使用温度。新康铜与康铜电阻合金相比由于不含 价格 较高的镍，而具有低 价格 的优胜，但抗氧化性能比康铜差。在比较多的方面能够替代康铜丝电阻合金.   还有漆包铜线线是绕组线的一个主要品种，由导体和绝缘层两部组成，裸线经退火软化后，再经过多次涂漆，烘焙而成。但要生产出即符合标准要求，又满足客户要求的产品并不容易，它受原材料质量，工艺参数，生产设备，环境等因素影响，因此，各种漆包线的质量特性各不相同，但都具备机械性能，化学性能，电性能，热性能四大性能。    更多关于锡水铜线的相关信息请更多关注上海 有色 网。 

龙水岭选矿厂规划规划为100t/d，1979年投产。1984年又建有一座规划为10t/d在提金车间。   （1）矿石性质：龙水岭矿石属中温裂隙充填型含金硫化物矿床，矿体赋存在黄岗岩与砂页岩地层触摸部位。矿石中首要金属矿藏有黄铁矿，其次有方铅矿、黄铜矿、少数闪锌矿、斑铜矿和天然金等。脉石矿藏以石英为主，少数绢云母、白云石、方解石、重晶石等。    天然金首要赋存在黄铁矿裂隙中，一般与黄铁矿和石英共生。金的嵌布粒度不均匀，并且粒度较细，大部分都在0.1mm以下，一般为0.01~0.006mm。矿石密度2.87t/m3，普氏硬度8~10。   （2）工艺流程：用浮选取得含金硫精矿，精矿再磨后进行浸出、铁板置换，产出金泥和副产硫精矿，金泥熔炼后得终究产品合质金。工艺流程见下图。    提金工艺是当今世界上黄金选冶的一项新技术。龙水选矿厂提金车间是我国第一座较为完好的工业型实验工厂。提金工艺是当今世界上黄金选冶的一项新技术。龙水选矿厂提金车间是我国第一座较为完好的工业型实验工厂。提金无毒，本钱与惯例化法附近，关于我国数量较多的含金硫砷矿藏提金更具有优越性。    该工艺经过河北峪耳崖金矿和张家口金矿的半工业实验，以及龙水金矿的工业实验标明，浸出置换工艺目标较高，浸出与铁置换在同工序完结，流程较短。该车间规划对置换铁板的提取、清洗、金泥脱落等设有自动化设备，取得了较好的作用。缺陷是，铁板置换在板上简单发生坑洼而缩短铁板的使用寿命，一起金泥中铁含量较高，添加金熔炼的复杂性。为此，从往后的工艺开展和完善出产动身，应对-炭浆法（树脂矿浆法）提金进行研究，以改善法提金和熔炼工艺。龙水岭选矿厂工艺目标见表一，单位耗费目标见表二，首要设备见表三。 表一表二表三

我公司创造的熔融铅氧化渣侧吹复原技能在济源金利公司施行并取得成功。熔融复原体系已接连运转3个月，完全替代了原有的鼓风炉，顺利完成了和底吹炉的联接配套出产。    氧气底吹熔炼—鼓风炉复原炼铅工艺开发成功后，我公司随即展开熔融复原技能的研究作业，并制订了多个技能发展道路，其间侧吹复原技能于2005年10月取得国家创造专利授权，2007年4月，我公司与济源金利公司签订了联合开发工业化设备合同，同年该项目被确定为国家严重工业技能开发项目，国家发改委拨付专项资金予以支撑。　 在深入研究冶金原理，重复证明技能计划的基础上，我公司于2008年7月完结工业设备的规划作业，2009年2月，该设备在金利公司底吹车间预留场地上建成，进入工业实验阶段。　 在工业实验过程中，公司专家和专业人员同济源金利公司技能人员一道，对复原炉结构、喷结构进行了严重改进，对工艺操作参数重复探索和优化，总算在2009年10月完成了接连安稳出产，底吹炉产出的熔融铅氧化渣悉数直接流入到复原炉处理，鼓风炉完全停用。　 和鼓风炉复原工艺比较，熔融侧吹复原技能选用廉价的复原剂替代报价昂贵的冶金焦，铅冶炼能耗和出产成本大幅下降，据3个月接连出产计算，粗铅体系的出产能耗低于200kg标煤/t粗铅。一起，复原炉的环保较鼓风炉也显着改进。尤为可贵的是，困扰熔融复原的技能难关被霸占，要害工艺目标―渣含铅和直收率接连安稳到达和优于鼓风炉的操作目标。和其它复原技能比较，具有显着的技能和经济优势。　 熔融铅氧化渣侧吹复原技能的开发成功为选用第一代底吹工艺炼铅厂的技能晋级拓荒了新的发展方向。

云南冶金集团总公司历时８年攻克粗铅冶炼技术难题，自主研发出高效、节能、清洁炼铅新技术“富氧顶吹熔炼—鼓风炉还原炼铅工艺”，在世界上首次采用该技术在曲靖实施工业化应用获得成功。　　云冶集团已建成年产８万吨的粗铅生产线，从投产至今累计生产粗铅１０万吨，实现销售收入１２．２８亿元，新增利润５．７８亿元，自２００５年在曲靖实现工业化应用以来节约资金达５００万元。将该技术应用于粗铅冶炼首获成功，是我国粗铅冶炼的重大技术突破，标志着我国粗铅冶炼技术达到世界领先水平。　　长期以来，世界８０％以上的粗铅均采用传统的烧结—鼓风炉熔炼工艺从硫化铅精矿中提取，但该工艺能耗高、污染严重，并造成硫资源的浪费，因此，被国家列为限期淘汰的生产工艺。而“富氧顶吹强化熔炼技术”作为世界上先进的冶炼技术，虽已成功应用于铜、锡的熔炼，但在铅精矿的粗铅冶炼上一直未能实现工业化应用。　　在国家发改委和省发改委、省科技厅支持下，云南冶金集团总公司引进国外先进的艾萨炉“富氧顶吹强化熔炼技术”，在消化吸收再创新的基础上，与集团自主研发的“富铅渣鼓风炉还原熔炼技术”及“鼓风炉强化熔炼技术”进行集成创新，形成了国际独创、具有自主知识产权的“富氧顶吹熔炼— 鼓风炉还原炼铅工艺”，为产业化提供了经济效益好、环境污染小、能源消耗低的全套生产工艺技术。与传统技术工艺相比，该技术既发挥了富氧顶吹熔炼环保、节能的特点，又发挥了鼓风炉还原熔炼处理量大、投资低、工艺简单、操作维护方便的优点，具有广阔的推广应用前景。应用该技术，粗铅冶炼过程中排放的烟气可回收制酸，解决了烟气直接排放对环境的污染问题，且每吨粗铅可减排０．６至０．８吨二氧化硫，总硫利用率达９８．５％，粗铅直收率为５０％，烟尘率被控制在１５％左右；通过余热回收等技术，使每吨粗铅的冶炼综合能耗为４２３吨标准煤，比传统工艺少消耗２１２吨标准煤；该技术适应性广，在高杂质铅精矿、不同返料比例、各种铅渣等的冶炼中均可应用。.

废退锡水是与废锡相关的产物，是广大投资者也比较关注的一个方面。退锡水 是一种因应目前线路之发展需求，而研发出的单液剥锡铅液，适用在常温下喷洒或浸泡操作方式。以硝酸为主要成分，但不含任何氟化物，故不浸蚀底材及铜面，即使长期使用不会产生“白点”现象，咬铜速率低，且有抗氧化性能。另有以下特点：    ①极少的沉淀产生，机器维护保养容易；    ②剥锡铅速度快、稳定、高锡铅咬蚀量（100%/L以上）；    ③全系列不含氟，不浸蚀底材和铜面，废水处理容易；    ④低咬铜速率；剥除锡铅后光泽性好，不易氧化；    ⑤适用于喷洒或浸泡的设备，维护管理容易，操作简便废锡水按含量计价，测定可找专业从事测定检验实验室，4.1就是含锡的百分比，即100克含锡4.1克.如果你想对废退锡水有更加进一步的了解，你可以登陆上海有色网进行查看和咨询。

在粗铅的火法精粹中，铋是最难除掉的杂质，国外一些厂常选用加钙、镁办法除铋。因为钙、镁与铋生成难熔的金属间化合物，构成浮渣而与铅别离。 图1是Ca－Bi系状态图。钙与铋构成两个化合物：Ca3Bi2和CaBi3。其间Ca3Bi2含铋77.66%（分量），熔点不低于1200℃：而CaBi3在507℃分解为Ca7Bi4。图1  Ca－Bi系状态图 从图1可见存在两个共晶：Ca3Bi2与铋构成的共晶熔点270℃，组成挨近纯铋，而Ca3Bi2与钙构成的共晶熔点786℃，含铋12%（原子）或含铋41.5%（分量）。因为Ca－Bi构成难熔的金属间化合物Ca3Bi2，所以用于粗铅脱铋。 图2描绘了Bi－Mg系状态图。图2  Bi－Mg系状态图 从图2可见，铋和镁构成化合物Bi2Mg3，熔点823℃。Bi2Mg8与Bi组成的共晶点温度为551℃，含Bi14.3%（原子），而Bi2Mg8与Mg组成的共晶点温度260℃，含Bi95.7%（原子）。И.И.柯尔里洛夫指出，铋与镁构成有限固熔体，在铋中镁的溶解度在300℃时约15.0%（原子），500℃时约30.0%（原子）；在镁中铋的溶解度在400℃时为0.18原子%，在551℃时为1.12%（原子）。 下面介绍几个实例： （一）比利时巴伦电锌厂火法精粹粗铅中，选用加钙、镁除铋的办法产出高铋浮渣，作为提铋质料，其工艺流程如图3。图3  巴伦电锌厂收回铋工艺流程 此流程首要包含熔化、Pb－Bi电解与氯化精粹三道工序：熔化中包含碱性除钙、镁、电解的意图是完成铅、铋别离，氯化精粹是除掉残铅。因为在铅的火法精粹中，脱铋前，现已除铜、砷、锑、银、锌等杂质，所以，浮渣别离钙、镁、铅后，就可以产出精铋。 （二）西德北德铅精粹厂产出之粗铅，首要经过真空脱锌，脱锌后铅含铋0.05%～3.5%，对含铋高于3.5%的脱锌铅，直接铸成阳极电解，别离铋与铅，而对含铋低于3.5%之脱锌铅，选用加钙，镁除铋办法，将高铋渣熔化后碱性精粹，产出之Pb－Bi阳极含铋4%～8%，铜0.005%～0.01%，银50克／吨，用电解法别离，电解液中Pb70克／升，Cu＜0.002克／升，Bi＜0.002克／升，产出阳极泥中B188%～90%，Pb2%～4%，Cu0.06%，作为提炼精铋的质料，其工艺流程如图4。图4  北德铅精粹厂收回铋工艺流程 此流程的特点是含铋高（Bi＞3.5%）的脱锌铅选用电解精粹，而含铋低（Bi＜3.5%）的脱锌铅选用火法精粹，从Pb－Bi电解所产出的阳极泥中精粹收回铋。 （三）加拿大伯列顿冶炼厂将开始火法精粹后之粗铅，加钙，镁除铋，产出之浮渣含铋2%～4%，经碱性富集后，产出之Pb－Bi合金含铋8%～10%，直接选用通富集铋，富集至Pb－Bi合金含铋高于65%时，加锌除银，氯化脱锌、铅，然后进行碱性精粹，产出一号精铋。其工艺流程如图5所示。图5  伯列顿厂收回铋工艺流程图 此流程的特点是分两次氯化脱铅，第一次氯化起富集铋（Bi＞65%）的效果；第2次氯化起除残铅的效果。

广西龙水金矿属中温热液含金黄铁矿型。在浮选金精矿中首要收回金、少数银。精矿中金属矿藏以黄铁矿为主，含有少数的黄铜矿、方铅矿、毒砂、闪锌矿、磁铁矿、菱铁矿、褐铁矿等。脲石矿藏以石英、硅酸盐等为主、含有少数的绢云母、石墨等。    精矿中的金绝大多数是以细粒、微细粒状况存在的，小于0.01mm以下粒级金占54.89%，精矿中包裹金占11%，其间脲石包裹金占1.83%，硫化物包裹金占9.17%。精矿多元素分析成果详见表1。碳物相分析成果详见表2。表1  精矿多元素分析表元素称号Au/（g·t-1）Ag/（g·t-1）CuPbZnFeSC含量/%45.33113.170.3380.6720.1822.3321.772.32元素称号AsMnCaOMgOAl2O3TiO2SiO2　含量/%0.110.0840.881.99.070.7830.87表2  碳物相分析表物相C石墨C有机C无机C总精矿中金量/%1.610.130.582.32相对含量/%69.45.625100     为了完成浸出一堆积一步法工艺，可在酸性介质中别离选用泥金属置换法、吸附法和溶剂萃取法提取浸出矿浆中的金，以下降Au[SC（NH2）2]2+离子浓度。因为Au[SC（NH2）2]2+/Au电对的标准电位为+0.38V，加之金络阳离子的浓度较低，金属置换时需选用负电性的金属。金属的负电性愈大，其酸溶性也愈大。故金属置换法的酸耗和金属置换极的耗量恰当高，添加操作本钱。近年虽有溶剂萃取金的报导，但现在直接从矿浆中萃取金仍有恰当困难。吸附法虽可选用活性炭或离子交换树脂作吸附剂，但其选择性仍有待实验研讨。因而，一步法工艺中较有工业远景的是浸出-电积一步法。浸金时，因“一步法”工艺中浸-置一起进行，故浸出流程较简略，详细工艺如1流程图所示。[next]    扩展实验工艺的主体是多槽组合的浸置槽，其结构如图2所示。    槽中极板部分是置换区，拌和部分是浸出区。整个槽体及内部衔接螺丝都选用硬聚氯乙烯材料，轴与叶轮都衬有环氧树脂层。接连浸出附属设备是：整流器和选用光电半自动程序操控的进步极板行走机构。    浸出的作业程序是：金精矿在溶液中不断拌和下被浸出，并经过带负电位的铅极板置换出金，金呈松懈层附着在极板上，每小时由榜首槽起次序将槽中极板提起沿导轨送至洗泥槽洗去杂质，最终再送至刷金泥槽，将附着在极板上的金泥刷下刷净的极板送回原槽再行置换，设置洗泥槽的意图是将极板上附着的硫化物粒子洗去，使金泥纯洁。洗刷下来的杂持量不超越浸量的2%，并经分级，粗粒回来榜首槽复浸，细粒的可作为金泥处理。    浸出-电积一步法提金工艺除具有提金所固有的无污染外，还具有流程短、操作简洁、操控要素单纯、本钱低一级一系列长处，有较好的工业化远景。只需恰当操控硫酸用量、用量、槽电压等要素，即可得到较满足的浸金率和沉金率。    ①硫酸用量。浸出矿浆的酸度、电导率和电极电位皆随硫酸用量的增大而增大。但阳极电位添加的梯度比阴极电位大。当阳极电位增至某值时将使氧化，且跟着阳极电位的进步，阳极的电流密度也进步，氧的超电压也进步，矿浆温度将显着升高，致使热分化。一起因为阳极析氧速度加大，在矿浆面上构成-粘稠的炭质泡沫层，不利于操作。因而，浸出-电积目标开端随硫酸用量的增大而增大，但有一峰值。一般矿浆pH以1.0~1.3为宜。    ②用量。在必定的酸度条件下，浸出-电积目标随用量的添加而显着进步。但矿浆的电导率、pH和电极电位等参数根本安稳。因而，在必定的酸度条件下，首要呈分子状况存在于矿浆中。添加用量将进步浸出分散动力，可加快浸出进程。[next]    ③槽电压。固定其他条件时，随槽电压的添加，电极电位和电流密度显着升高，尤以阳极电位升高为甚，致使矿浆酸度和温度升高。槽电压高时还将在矿浆面上构成炭泡沫层，影响操作。故操作时槽电压不宜过高。矿浆酸度高时能够下降些（3V左右），酸度略低时能够进步些（5V左右）。    ④电极电位。电极电位首要与槽压和矿浆酸度有关。随槽电压和硫酸用量的添加，阴极电位逐突变负，阳极电位逐突变正，但阳极电位的改变梯度大，而阴极电位改变的梯度小。金在阴极堆积首要与阴极电位有关。阴极电位为-5mV（对饱满甘电极）时，即可使金满足地沉析出来。因而，丈量阴极电位是操控进程的一个简洁办法。    ⑤磨矿细度。浮选金精矿再磨的脱药效果十分显着。再磨后浸出一电积槽面不会构成安稳的炭泡沫层，但再磨使耗酸物质（如方解石、绢云母等）的解离度添加。硫酸用量需成倍添加才干确保浸出矿浆的酸度。对实验试样而言，以不再磨为宜。此刻-300目含量为55.45%，50%以上的金散布于-360意图粒级中。    ⑥阴极板原料。在实验介质中，铅、铁、铜阴极在不通电时的电位有显着的差异。但在相同的电积条件下，不同原料阴极板的电位简直相同。因而，阴极板原料对金的电堆积无显着影响。但从耐蚀方面考虑，宜用铅、铜或银板制造阴极板、以Pb-Ag合金板作阳极，平行放置为佳。这样可下降电流密度和氧的超电压。    ⑦氧化剂。用浸出金精矿时，不可避免地会有Fe2+、Fe3+等离子转入浸出液中，电积进程中阳极不断析氧，可使Fe3+不断再生，矿浆中溶解氧的浓度可维持安稳。因而，浸出一电积时不需另加氧化剂，并且虽然仅用浸出的初速度和浸出一电积进程的浸出初速度简直附近，但浸出一电积进程可维持较高的浸出速率。    ⑧拌和强度。一般浸出时，拌和除使矿粒悬浮有利分散外，还要求有必定的吸气效果以添加矿浆中溶解氧的浓度。因为浸出一电积时阳极不断析氧，故其拌和速度能够低些，为下降矿浆对阴极板的冲刷效果，可将拌和区和堆积区分隔，这样更有利于参数的调理。

废镍渣有铁磁性和延展性，能导电和导热。常温下，镍在潮湿空气中表面形成致密的氧化膜，不但能阻止继续被氧化，而且能耐碱、盐溶液的腐蚀。块状镍不会燃烧，细镍丝可燃，特制的细小多孔镍粒在空气中会自燃。加热时，镍与氧、硫、氯、溴发生剧烈反应。细粉末状的金属镍在加热时可吸收相当量的氢气。镍能缓慢地溶于稀盐酸、稀硫酸、稀硝酸，但在发烟硝酸中表面钝化。镍的氧化态为－1、＋1、＋2、＋3、＋4 ，简单化合物中以＋2价最稳定，＋3价镍盐为氧化剂。镍的氧化物有NiO和Ni2O3。氢氧化镍〔Ni(OH)2〕为强碱，微溶于水，易溶于酸。硫酸镍（NiSO4）能与碱金属硫酸盐形成矾 Ni(SO4)2o6H2O(MI为碱金属离子)。＋2价镍离子能形成配位化合物。在加压下，镍与一氧化碳能形成四羰基镍〔Ni（CO）4〕，加热后它又会分解成金属镍和一氧化碳。废镍渣银白色金属，密度8.9克/厘米3。熔点1455℃，沸点2730℃。化合价2和3。质坚硬，具有磁性和良好的可塑性。有好的耐腐蚀性，在空气中不被氧化，又耐强碱。在稀酸中可缓慢溶解，释放出氢气而产生绿色的正二价镍离子Ni2+；对氧化剂溶液包括硝酸在内，均不发生反应。镍是一个中等强度的还原剂。镍不溶于水，二价镍可能是主要生物类型，在生物体内能与很多物质络合、螯合或结合。废镍渣大量用于制造合金。在钢中加入镍，可以提高机械强度。如钢中含镍量从2．94％增加到了7.04％时，抗拉强度便由52．2公斤／毫米2增加到72．8公斤／毫米3。镍钢用来制造机器承受较大压力、承受冲击和往复负荷部分的零件，如涡轮叶片、曲轴、连杆等。含镍36％、含碳0.3-0．5％的镍钢，它的膨胀系数非常小，几乎不热胀冷缩，用来制造多种精密机械，精确量规等。含镍46％、含碳0．15％的高镍钢，叫“类铂”，因为它的膨胀系数与铂、玻璃相似，这种高镍钢可熔焊到玻璃中。在灯泡生产上很重要，可作铂丝的代用品。一些精密的透镜框，也用这种类铂钢做，透镜不会因热胀冷缩而从框中掉下来。由67．5％镍、16％铁、15％铬、1．5％锰组成的合金，具有很大的电阻，用来制造各种变阻器与电热器。

三水铝石的化学组成为Al(OH)3、晶体属单斜晶系 P21/n空间群的氢氧化物矿物。与拜三水铝石(bayerite)和诺三水铝石 (nordstrandite)成同质多象。旧称三水铝矿或水铝氧石。以矿物收藏家C.G.吉布斯(Gibbs)的姓于1822年命名。晶体结构与水镁石相似，由夹心饼干式的(OH)-Al-(OH)配位八面体层平行叠置而成，只是Al3+不占满夹层中的全部八面体空隙，仅占据其中的2/3。三水铝石的晶体一般极为细小，呈假六方片状，并常成双晶﹔通常以结核状、豆状、土状集合体产出。白色，或因杂质染色而呈淡红至红色。玻璃光泽，解理面显珍珠光泽。底面解理极完全。摩斯硬度2.5～3.5，比重2.40。三水铝石主要是长石等含铝矿物化学风化的次生产物，是红土型铝土矿的主要矿物成分。但也可为低温热液成因。俄罗斯南乌拉尔的兹拉托乌斯托夫斯克的热液脉中产出有达5厘米大小的晶体。用途见铝土矿。 　　三水铝石（Gibbsite） 　　Al(OH)3 　　[晶体化学] 理论组成(wB%)：Al2O3 65.4，H2O 34.6。常见类质同像替代有Fe和Ga，Fe2O3可达2%，Ga2O3可达0.006%。此外，常含杂质CaO、MgO、SiO2等。 　　[结构与形态]单斜晶系，a0=0.864nm，b0=0.507nm，c0=0.972nm，β=94°34'；Z=8。晶体结构与水镁石相似，属典型的层状结构。不同者是Al3 仅充填由OH-呈六方最紧密堆积层(∥(001))相间的两层OH-中2/3的八面体空隙，因为Al3具有比Mg2 高的电荷，故以较少的Al3 数即可平衡OH-的电荷。 　　斜方柱晶类，C2h-2/m(L2PC)。晶体呈假六方板状，极少见。主要单形：平行双面a、c，斜方柱m。常依(100)和(110)成双晶。常见聚片双晶。集合体呈放射纤维状、鳞片状、皮壳状、钟乳状或鲕状、豆状、球粒状结核或呈细粒土状块体。主要呈胶态非晶质或细粒晶质。 [物理性质]白色或因杂质呈浅灰、浅绿、浅红色调。玻璃光泽，解理面珍珠光泽。透明至半透明。解理极完全。硬度2.5~3.5。相对密度2.30~2.43。具泥土臭味。 　　偏光镜下：无色。二轴晶( )，2V=0°。Ng=1.587，Nm=Np=1.566。 　　[产状与组合] 主要由含铝硅酸盐经分解和水解而成。热带和亚热带气候有利于三水铝石的形成。在区域变质作用中，经脱水可转变为软水铝石、硬水铝石（140~200℃）；随着变质程度的增高，可转变为刚玉。

六水硫酸镍分子式:NiSO4.6H2O分子量：262.8产品性质：本品一般为六水硫酸镍和七水硫酸镍，六水物比重2.03,外观为兰绿色颗粒状晶体，溶于水和乙醇。在低于31.5℃所得结晶为绿宝石色斜方棱形晶体，是七水硫酸镍，其分子式为NiSO4.7H2O,分子量280.87,比重1.98，熔点98-100℃，也溶于水和乙醇。在103℃失去六分子结晶水，280℃失去全部结晶水成为无水物NiSO4,是黄绿色晶体，比重3.68, 溶于水，不溶于乙醇和乙醚，在840℃分解，失去硫酸根，变成氧化镍。指标依据：冶金部部标准 YB-750-70 指标名称 指标一级 指标二级含量 (Ni+Co) % ≥ 21.3 20.8水不溶物 % ≤ 0.05 0.1铁 (Fe)% ≤ 0.003 0.005铜 (Cu)% ≤ 0.002 0.005铅 (Pb)% ≤ 0.002 0.003锌 (Zn)% ≤ 0.004 0.01硝酸根(NO3) % ≤ 0.01 0.01注：硝酸根系根据电镀厂实际需要。主要用途:六水硫酸镍主要用于电镀行业镀镍，硬化油吸收氢的触媒，制镍催化剂，漆油催干剂，织物还原印染的媒染剂。并用作蓄电池、陶瓷器金属着色剂及制造其他镍盐等。

废铅蓄电池和其它再生含铅质料的熔炼产品是粗铅、难熔浮渣、炉渣和烟尘。     主要在与原生硫化物质料一道处理再生物料的厂商里得到的铅要进行彻底的精粹。在这种情况下，人们选用铅冶炼教科书上介绍的标准流程。含锑的粗铅是在鼓风炉熔炼和电炉熔炼再生物料所得，为了得到产品产品----铅锑合金而进行除铜、锡和砷的精粹。     用粗除或精除铜法精粹粗铅除铜。用熔析法分两个阶段进行粗除铜。熔析法的根底在于铜的溶解度小以及低温下的铅化合物。铅冷却时，在密度约为9克／厘米3的铜中（图1）结晶出铅的固液体，它漂浮在铅液的表面，构成铜浮渣。                           图1 铅-铜体系状态图Ⅰ、ⅡⅢ-液体    用这种办法彻底除掉铜不成功，因为低熔混合物（共晶体）在326℃下降固，而且仍含铜0.06%。在实践中，铸锭后，铅中含铜约0.1%。    浮渣的基本成分是机械带走的铅。在低温下，浮渣中混入较多的铅，故称之为肥渣。在高温时，得到含有少数铅的干浮渣。    液态粗铅注入精粹锅驼机中。用电预热来坚持必要的温度。铅液在除掉干浮渣时的温度为500～550℃。从液态铅锅中除掉干浮渣，借助于桥式起重机用撇渣漏勺来完结。干浮渣的产值为粗铅总量的15～20%。干浮渣的成分为（%）：铅57～68，铜13～23，硫2.3～4.5，锑0.5～1.1，砷3.1～4.6。    取出干浮渣后，粗铅被送入下道工序精粹锅驼机中，在温度降到300～335℃时，取出肥渣。把渣产出量为粗铅总量的6～8%。把渣的成分为（%）：铅近95，铜3～5。    肥渣取出后当即除铜。往精粹铅的槽中，用机械拌和机混入元素硫，在25～30分钟内。精粹锅中铅的温度为315～335℃。研磨过的硫的粒度约为3毫米。    溶解在铅中的固若金汤与熔融的元素硫相互作用：                               [Cu]铅＋S液=CuS固             （1）                               [Cu]铅＋CuS=Cu2S固            （2）    因为熔点高（1170℃），硫化亚铜实际上不在粗铅里溶解而漂浮在表面上，其密度为5.6克／厘米3。    在精除铜时，进行铅的硫化处理：                                  [Pb]铅＋S液=[PbS]液                     （3）    一起断定，铜在低温时的硫化反应速度大大高于铅的硫化反应速度，故这可确保用硫更安全、更激烈地除掉铅中的铜。    漂浮在表面上的硫化物浮渣放入钢锭模并装入锅中，为了彻底除掉铜，参加2～3种硫的添加剂。    硫化物浮渣的产出量为粗铅总量的近12%。除过铜的铅含铜不大于0.05%，含砷和锑不大于1.7%。    由炉熔炼后所得到的粗的铅锑合金进行熔析并往熔体中一起掺入木块和木屑料，促进硫化物的浮渣很好地从熔体上分离出来。硫物浮渣（干浮渣）含有铜、铅、锑、砷的硫化物。干浮渣的产出率为粗铅总量约14.5%。干浮渣的成分为（%）：铅近85，锑近4.9，硫近9。木屑的耗费是每1吨被精粹的合金用去1.5～2.0千克木屑。浮渣中铅和锑的含量高，致使必须在电炉里依照苏打流程图加以处理。    碱性精粹铅锑合金的意图是用空气中的氧氧化杂质，在其与熔化的苛性钠相互作用时，伴随下一步生成锡酸盐、盐和钠的锑酸盐。苛性的钠的耗费量取决于所精粹的合金的成分、温度，每1吨产品铅锑合金耗费2～3千克苛性钠。    杂质的氧化并随之转入碱性渣中的次序是：砷-锡-锑-铅。碱性精粹进程在分散操控区进行。对这一进程发生巨大影响的是熔体中杂质的饱和度和拌和速度。在实践踢用机械拌和机进行拌和的。参加烧碱的持续时间是2.0～2.5小时。    在精粹合金时，不期望彻底除掉锑。为除掉锡和砷，故要参加必要数量的碱。进程常常要操控的是锡和砷的剩余含量。    碱性熔体的发生量为精粹合金总量的0.25%。含铅41～46%和含锑3.5～9.2%的碱性渣送往电炉处理。在出产时，碱性精粹锑含量低（低于2%）的合金后，在450～480℃温度下，往精粹过的铅中掺入核算量的金属锑。    牌号CCyAA的制品铅锑合金在水平传送带上倒入生铁锭子模。铸锭机的出产能力7.5吨／小时，铸件分量35～40千克。

钛渣：钛铁矿（钛精矿）配加一定量的含碳还原剂通过电炉熔炼，使矿中的铁氧化物被C还原，从而实现铁钛分离，钛氧化物被富集在炉渣中所形成的产品。      酸溶钛渣： 用作硫酸法钛白生产原料的钛渣     氯化钛渣： 用作氯化法钛白或海绵钛生产原料的钛渣     富钛料： 将钛铁矿通过各种方法进行富集而得到的高品位的含钛物料的总称     预处理： 在矿物进入电炉冶炼前，为了改善矿物性能等而对矿物进行一定的处理。     预还原： 在矿物进入电炉冶炼前，对矿物先进行还原处理，将矿中部分铁氧化物还原成低价铁或金属铁的处理方法。     预氧化： 在矿物进入电炉冶炼前，将矿物在中性或氧化气氛中进行焙烧的处理方法。     电炉冶炼法： 通过电炉并由电极输入电能来进行冶炼的方法。      电极： 将电流输入电炉内，并由此将电能转化为矿物冶炼所需要的能量的导电物体。     石墨电极： 采用石墨作为电极的主要原料，是一种已焙烧成形的电极。     自焙电极： 将电极糊填充在电极筒套中，通过冶炼过程中产生的热量来焙烧成形的电极。     还原剂： 用于将高价氧化物还原成低价氧化物或金属单质的物料     炉况： 电炉冶炼过程中炉内的状况。     翻渣： 在钛渣冶炼时，因炉料突然陷落造成还原反应瞬间激烈发生，产生大量CO气体经熔渣逸出，使渣出现沸腾和喷溅现象。     低价钛： 化合价低＋4价的含钛化合物。     半钢： 钛渣冶炼时铁氧化物被还原后所生成的一种铁水，因含C介于钢与铁之间，故称半钢。      不溶钛： 不溶于硫酸的钛化合物。     挂渣： 在冶炼钛渣时，为防止钛渣对炉壁的腐蚀，在炉内壁挂上一层钛渣以保护炉壁的方法。     直流电炉： 采用直流电源的电炉。     交流电炉： 采用交流电源的电炉     明弧冶炼：在冶炼钛渣时，通过电极顶端发出弧光热量来熔化物料进行冶炼的方法。     埋弧冶炼： 冶炼时电极插入物料中通过物料的电阻产生热量来进行冶炼的方法。     铁、钛总量：原料中二氧化钛和三氧化二铁与氧化亚铁的总和。     配碳量：根据原料中铁含量与还原剂的碳含量及其还原程度来确定配碳的比例关系。

F. Fumen等从烧渣中收回铜、镍、钴、锌等有价金属取得成功。在550℃的温度下，对烧渣预焙烧60min，随后将预焙烧后的烧渣－黄铁矿混合物（黄铁矿与熔渣之比为0.25）在550℃温度下再焙烧60min，在矿浆深度为10%和室温下用水浸出约15min。在此条件下，能够从Ergani一次转炉熔渣和James Bridge二次熔渣中收回95%以上的铜。James Bridge熔渣中98%以上的钴能被提取。从Ergani转炉渣中提取的钴、镍、锌别离为58%、35%和29%。 魏祥松介绍了在硫铁矿烧渣中收回有色金属的几种办法。高温氯化焙烧法：以氯化钙为氯化剂与烧渣均匀混合［（4～9）∶100］，造球枯燥后于1100～1300℃焙烧内焙烧，烧渣中的铜、铅、锌等有色金属以氯化物方式蒸发，通入收回塔收回，烧剩的渣即球团矿用于炼铁。此法对烧渣有必定的要求，即FeO的含量应低于3%，砷低于0.1%，硫低于0.7%、铅低于0.2%，此外，铜、锌的含量也要在必定的范围内。日本光和精矿有限公司户钿工厂选用此法收回硫铁矿烧渣中收回含铜70%的堆积铜、含铅50%的氢氧化铋和锌、金、银等有价金属。所以高温氯化焙烧又称光和法。我国河南开封钢铁厂选用此法取得的铜蒸发率为60%～83%，锌的蒸发率为58%～88%，硫的蒸发率67%～98%；中温氯化焙烧法：将硫铁矿烧渣、硫铁矿、食盐按必定份额混合于550～650℃炉内焙烧氯化，烧渣中的有色金属氧化物、硫化物生成可溶性的氯化物或硫酸盐，焙烧冷却后以稀酸浸出，再从溶液中别离收回铜、锌、钴、金、银等，残渣约为烧渣的85%，以烧结后作炼质料。浸出萃取法：含钴较高的硫铁矿，制取硫酸烧渣中铜、钴、镍等绝大部分以硫酸盐方式存在，可溶于水，经空气拌和用酸浸出，浸出液以脂肪酸萃取，不同的条件萃取不同的金属，剩下的滤渣仍作炼铁质料。 为防止硫酸烧渣对环境的污染，以硫酸烧渣为质料，经过增加活性复原剂（C6H12O6），用废硫酸直接复原浸出铁并制铁黄，然后用以P204（二－2乙基磷酸）为主体的三元萃取剂萃取收回浸液中的铜，用全泥化和锌粉置换工艺从浸渣中提取金银，较经济有效地收回利用了烧渣中的有价金属，铁、铜和金的收回率别离达到了93．31％、80．78％和90.18％。 硒作为生命科学的重要元素越来越遭到人们的重视。国外从硫铁矿烧渣中收回了很多的硒。出产硫酸的过程中，硫铁矿中的硒在欢腾炉内升华为气态二氧化硒，溶于洗刷酸中。并被洗刷酸中的二氧化硫复原为单体硒。硒与洗刷酸中的尘埃一起堆积在弄清槽、收集器和酸冷却器内，构成酸泥。溶于雾滴中的二氧化硒，也相同被复原。

火法富集锰，是提高锰品位的一种方法，火法富集锰的主要产品是富锰渣渣和副产品生铁。生铁作为钢铁生产的用料，而富锰渣扎除作为硅锰合金的主要原料外，在化工上也有广泛的用途。用它作为化工原料，与原矿相比可以节省许多工序和能源。比如：生产硫锰。用它直接与硫酸反应，这样就省去用原矿煅烧还原的工序。    但是，目前富锰渣的价格较高，而且价格以其品位的提高而提高。目前的价格是每度43.00元，用它来生产硫酸锰很不合算，而生产富锰渣的另一副产品——渣皮其价格较便宜，每吨随市场价一般在250—400元之间。用它来作为生产锰盐及其他化工产品有着广阔的前景。笔者长期接触高炉火法集锰，在工作过程中摸索出渣皮中含有各种成分及数据：锰含量：24~30%，泥沙：32~36%，铁：12~15%，磷：1.5~1.8%，水分：6~8%渣皮中的含锰量与该高炉生产的富锰渣含量有直接的关系。渣皮中的二氧化硅含量除原矿原来含有之外，还与该高炉的操作工和业主的素质有关，渣皮中生铁的存在，是造成渣皮含铁高不能与富锰渣等价卖出的主要原因，渣皮中的水分，是长期堆放在露天日晒雨淋造成的。笔者通过研究和反复实验，成功地解决上述问题，为渣皮的用途翻开了新的一页。    目前这一技术已经形成成熟的生产工艺，生产的产品主要元素如下：粒度30目的含锰量为31%，含铁量为3.8，二氧化硅含量为28，磷为0.064~0.09，水分为1；粒度20目的含锰量为31%，含铁量为4.2，二氧化硅含量为29，磷为0.064~0.09，水分为1；粒度10的含锰量为30.57%，含铁量为4.58，二氧化硅含量为30.35，磷为0.064~0.09，水分为1。