金属镁还原炉是镁生产的核心设备,国内外普遍采用的是外加热卧式还原罐还原炉。目前,国内应用的金属镁还原炉的炉型较多,根据所用燃料的不同,大体上可分为两类:用煤气或重油加热的还原炉与以煤为燃料的还原炉。 　　用煤气或者重油为燃料的还原炉用煤气或者重油作为燃料的还原炉,通常是16个横罐的还原炉,其规格为10.54×3.59×2.94(m)。这种还原炉为矩形炉膛,还原罐间中心距约为600mm,罐呈单面单排排列,炉子背面一般分布有多支低压烧嘴。火焰从燃烧室进入炉膛空间,绕过还原罐周边,靠烟囱抽力将燃烧后的烟气抽入炉底部支烟道,经烟道与烟道闸门后进入烟囱。二次风由二次风管再通过炉底第二层二次风道送入炉内。 　　还原炉底部两个还原罐中间设有燃烧室或烟室。还原炉既是一个倒焰炉又是一个贮热炉。炉膛内一般装有16支镍铬合金钢制的还原罐。16个还原罐分成四组,即4个还原罐组成一组,与一个真空机组相连接(真空机组由滑阀泵和罗茨泵组成),每台还原炉还设有一个备用真空机组,因此一台还原炉一般有5个真空机组,每台还原炉设有一个水环泵作为预抽泵。 　　以煤为燃料的还原炉在我国,金属镁还原炉以燃煤为主,随着镁冶炼工艺的不断发展与进步,出现过多种燃煤还原炉,典型的有下面几种。 　　1.单火室单面单排罐还原炉该炉型与燃煤气、重油还原炉炉型相似,单面单排布置还原罐。燃烧室设置在后面,炉内装有14~16支还原罐,在两支还原罐中间设置一过火孔。该炉型由于只有单排罐,又是单面布置,故操作十分方便,车间布置便于机械化,但其产量和热效率都低。该炉型属于矩形倒焰窑,火焰从燃烧室通过挡火板反射至炉顶,受烟囱抽力火焰向下,使还原罐受热,再经过火孔,支烟道至主烟道排出。 　　2.双火室双面双排还原罐该炉型也是矩形倒焰窑,装有10支还原罐,在长度方向分两端各装5支上、下排列。炉型设置了四个对称分布在两侧面的燃烧室(每面两个),燃烧室内有倾斜15°的梁式炉栅,火焰从窑两侧燃烧室翻过挡火墙,流向炉膛中心窑顶,然后火焰倒流向炉底吸火孔、支烟道再由一端的主烟道排入烟囱。该炉的优点是炉子结构简单,罐子排列较紧凑,炉膛空间利用率较高,其缺点在于炉子四面均为操作面,加煤烧火与还原出镁、扒渣、装料互有干扰,操作条件差,车间布置困难。该炉型也有炉膛空间扩大而布置14~22支罐的。 　　3.单火室双面双排罐还原炉该炉型是两端面双排布罐,单火室烧火的还原炉。在两个端面各分上、下排装6支罐,共布罐12支,在一个侧面设多个燃烧室,这样燃煤操作比较方便,空间利用率也较高,但还原罐数量有限,产量小。 　　4.国内应用最为广泛的单火室单面双排罐还原炉该炉型也属于外加热火焰反射炉(俗称倒焰炉)。炉内还原罐上下错开上牌布置,空间利用率较高;炉长方向没有限制,故可以布置较多的还原罐,一般有30~40支;还原罐单面开口,与真空机组的连接较方便;燃烧室设置在炉膛后面,由挡火墙隔开,火焰从燃烧室通过挡火墙反射至炉顶,受烟囱抽力火焰向下,使还原罐受热,再经炉底过火孔、支烟道至主烟道排出。相对于上述其他炉型,该炉型产量大、空间利用率较高、能源消耗较低、经济性好,因此在国内得到了广泛的应用。

经了解，山东地区还原铅价近日上涨较快，有厂家表示昨天14400的成交价，今日已经14550成交了，几乎每天都有150-200元的涨幅，而且现在市场成交情况也很好，很多临沂地区的小厂每天都是全负荷生产，不过这有可能是安徽地区多数厂家停产整改，而增加了山东还原铅厂家的客户群；今日安徽地区还原铅市场交易情况有所好转，因界首停产导致当地还原铅产量有所削弱，另外受废电瓶的高价推动，还原铅厂家报价都比较坚持。此外还原铅的生产企业以中小型企业居多，还原铅价格较低企业亏损时，更多是惜售保价，避免亏损，除非企业面临非常大的资金压力，否则很难让其赔本销售，这种心理在一定程度上维持还原铅价格不跌反涨。 还原铅价由于受到经济危机的影响，汽车、电动自行车蓄电池更换的频率下降，也导致了还原铅的原料废电瓶供应减少，广东、广西地区海关在09年开始严格检查，国外进口的废电瓶数量大幅下降，尽管目前有很多私人手中仍存有大量的高价废电瓶(相关调查数据见表-2)，但以目前价格其很难进入市场流通环节，所以废电瓶的价格出现上涨，原料价的格高启使得还原铅生产成本也居高不下。  

今日还原铅价在电解铅价格持续调整的同时，还原铅价格却不受影响，反而逆市上涨，还原铅价格从6月中旬的11350涨至目前的11900元/吨，涨幅在5%左右，而同期铅价的跌幅是2%，为什么再生铅的价格和电解铅价格会有如此大的反差?我们需要深入分析。第一，从09年初开始，由于铅价较低，国内很多中小型的铅矿山纷纷停产、减产，导致铅精矿的供应紧张，但是大中型冶炼厂并没有因为原料紧张和下游蓄电池企业销售不好就压缩电解铅产量，而是积极拓宽原料的供应途径，很多冶炼厂纷纷采购还原铅作为原料来生产电解铅，因此还原铅的价格没有因为电解铅价格下跌而有所调整。 第二，由于经济危机的影响，汽车、电动自行车蓄电池更换的频率下降，也导致了还原铅的原料废电瓶供应减少，广东、广西地区海关在09年开始严格检查，国外进口的废电瓶数量大幅下降。第三，还原铅的生产企业以中小型企业居多，其在价格较低企业亏损时，更多是惜售保价，避免亏损，除非企业面临非常大的资金压力，否则很难让其赔本销售，这种心理在一定程度上维持还原铅价格不跌反涨。所以通过以上3点原因我们就知道为什么今日还原铅价在电解铅价持续调整的同时却不受到重大影响。更多关于今日还原铅价的信息您可以登录上海有色网进行查看。

氧化铜还原后就会变成金属铜，颜色也会发生变化，由原本的黑色变成红色。在氧化铜还原的反应中，氧化铜做氧化剂，同时我们需要加入一种还原剂，这样才能使氧化铜还原的反应得以进行。可以还原氧化铜的常见的还原剂有：氢气H2、一氧化碳CO、碳C等。氢气还原氧化铜：H2+CuO=Cu+H2O一氧化碳还原氧化铜：CO+CuO=Cu+CO2碳还原氧化铜：C+2CuO=2Cu+CO2氧化铜还原的实验现象，我们会看到氧化铜由原本的黑色变成红色，说明生成单质铜，将生成的气体通入澄清石灰水，会看到澄清石灰水变浑浊说明生成的气体是二氧化碳。氧化铜的稳定性好，所以氧化铜还原的反应需要在加热的条件下进行。

还原氧化铜是指把具有还原性的化学物质与氧化铜一起反应，将氧化铜还原成单质铜。可以还原氧化铜的常见的还原剂有：氢气H2、一氧化碳CO、碳C等。氢气还原氧化铜：H2+CuO=Cu+H2O一氧化碳还原氧化铜：CO+CuO=Cu+CO2碳还原氧化铜：C+2CuO=2Cu+CO2还原氧化铜的实验现象，我们会看到氧化铜由原本的黑色变成红色，将生成的气体通入澄清石灰水，会看到澄清石灰水变浑浊说明生成的气体是二氧化碳。氧化铜的稳定性好，所以还原氧化铜的反应需要在加热的条件下进行。

还原铅是以废铅做原料，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。

最近上海有色网发现有很多用户提出了一个问题，那就是还原铅价格与什么有关？针对用户提出的此问题，上海有色网天南地北地搜索各方面关于还原铅价格方面的信息，为您解决心中的疑问。简单来说，还原铅价格主要是政策上和技术上的作用，主要是出口退税率的提高，拉动了还原铅出口，造成国内资源紧缺，促使还原铅价格走高。国际市场转暖与国内扩大内需，推动还原铅消费。今年国际铅消费市场增势平稳，国内铅出口量一直较大，耗铅量占60％。以上的铅酸蓄电池出口量大幅增加。据统计，今年前9个月，我国铅酸蓄电池净出口量达1289．47万只，同比提高49．39％。另外，我国电动自行车今年预计销售将突破10万辆，电动自行车蓄电池耗铅量增加，也促使国内一些大的氧化铅企业纷纷采用还原铅作为原料。据预测，2010年还原铅价格不会再明显上涨，可能出现一定的回落，但回落幅度不会太大。利用废铅再生而成的还原铅，自今年下半年以来，价格一路攀高，由年初的平均每吨3500元飙升至目前的平均每吨3750元。因国际精铅市场价格走势平稳，国内还原铅价格达到目前水准后，其价格上升空间已经很小。 

直接复原铁是铁矿在固态条件下直接复原为铁，能够用来作为冶炼优质钢、特殊钢的纯洁质料，也可作为铸造、铁合金、粉末冶金等工艺的含铁质料。这种工艺是不必焦碳炼铁，质料也是运用冷压球团不必烧结矿，所以是一种优质、低耗、低污染的炼铁新工艺，也是全国际钢铁冶金的前沿技能之一。 直接复原炼铁工艺有气基法和煤基法两种，按主体设备可分为竖炉法、回转窑法、转底炉法、反响罐法、罐式炉法和流化床法等。现在，国际上90%以上的直接复原铁产值是用气基法出产出来的。可是天然气资源有限、价高，使出产值添加不快。用煤作复原剂在技能上也已过关，能够用块矿，球团矿或粉矿作铁质料(如竖炉、流化床、转底炉和回转窑等)。可是，由于要求原燃料条件高(矿石档次要大于66%，含SiO2+Al2O3杂质要小于3%，煤中灰分要低一级)，规划小，设备寿数低，出产本钱高和某些技能问题等原因，致使直接复原铁出产在全国际没有得到迅速开展。因而，高炉炼铁出产工艺将在较长时刻内仍将占有主导地位。 1. 直接复原铁的质量要求 直接复原铁是电炉冶炼优质钢种的好质料，所以要求的质量要高(包含化学成份和物理功能)，且期望其产品质量要均匀、安稳。 1.1 化学成份 直接复原铁的含铁量应大于90%，金属化率要>90%。含SiO2每升高1%，要多加2%的石灰，渣量添加30Kg/t，电炉多耗电18.5kwh。所以，要求直接复原铁所用质料含铁档次要高：赤铁矿应>66.5%，磁铁矿>67.5%，脉石(SiO2+Al2O3)量 1.2 物理功能 回转窑、竖炉、旋转床等工艺出产的直接复原铁是以球团矿为质料，要求粒度在5～30mm。隧道窑工艺出产的复原铁大大都是瓦片状或棒状，长度为250～380mm，堆密度在1.7～2.0t/m³。 出产进程中发生的3～5mm磁性粉料，有必要进行压块，才干用于炼钢。强度：取决于出产工艺办法、质料功能和复原温度。改进质料功能和进步温度有利于进步产品强度。产品强度一般>500N/cm²。 2. 直接复原铁发生工艺技能介绍 2.1 竖炉法 气基竖炉法MIDREX、HYL法直接复原铁发生中占有绝对优势，该工艺技能老练、设备牢靠，单位出资少，出产率高(容积运用系数可达8～12t/m³·d)，单炉产值大(最高达180万t/年)等长处。通过不断改进，其出产技能不断完善，完结规划化出产。 (1)MIDREX技能 Midrex法标准流程由复原气制备和复原竖炉两部分组成。 复原气制备：将净化后含CO与H2约70%的炉顶气加压送入混合室，与当量天然气混合送入换热器预热，后进入1100℃左右有镍基催化剂的反响管进行催化裂化反响，转化成CO24%～36%、H260%～70%、CH43%～6%和870℃的复原气。后从风口区吹入竖炉。 竖炉断面呈圆形，分为预热段、复原段和冷却段。选用块矿和球团矿质料，从炉顶加料管装入，被上升的热复原气枯燥、预热、复原。跟着温度升高，复原反映加快，炉料在800℃以上的复原段逗留4～6小时。新海绵铁进入冷却段完结终复原和渗碳反响，一起被自下而上通入的冷却气冷却至 工艺多用球团和块矿混合炉料。球团粒度9-16mm占95%，球团冷压强度>2450N/球，块矿粒度10～35mm占85%;要有高软化温度和中等复原性;化学成分铁量要高，酸性脉石低(≯3%-5%)，CaO 如今Midrex法作业目标为：产品金属化率86%～96%，有用容积运用系数10t/m³·d，能耗10.47GJ/t，电114kWh/t，水1.64m³/t。 Arex法是Midrex法的新改进，天然气被氧气(或空气)部分氧化后送入竖炉，运用新生热海绵铁催化裂化，省去了复原气重整炉。改进后吨铁电耗可下降50Kwh。 (2) HYL(罐式)法与HYL-Ⅲ(竖炉)法。 HYL法由4座罐式反响炉和1座复原气重整炉构成。该工艺作业安稳、设备牢靠。产品含碳2%左右，不易再氧化，不发生炉料粘结;只因复原气要重复冷却、加热，体系热功率低，能耗偏高，气体耗费为20.93GJ/t;1975年后再没建新厂。 对HYL罐式法作出变革，保存原复原制备工艺，但将复原气重整转化与气体加热合一;4个罐式反响炉改为接连式竖炉，称HYL-Ⅲ竖炉法。 该工艺选用高氢复原气，高复原温度(900-960℃)和0.4-0.6MPa高压作业。改进复原动力学，加快复原发应;含硫气不通过重整炉，延长了催化剂和催化管运用寿数;复原和冷却作业别离操控，能对产品金属化率和含碳量进行大范围调理，产品均匀金属化率90.9%、操控碳量1.5%-3.0%，质量安稳;装备CO2吸收塔，挑选性地脱除复原气中H2O和CO2，进步复原气运用率;重整炉发生高压蒸汽发电。最低出产能耗为10.43-11.2GJ/t，电耗90kWh/t。HYL(罐式)法已逐步被HYL-Ⅲ(竖炉)法替代，算计产值占国际总产值的25%左右。 该法的新改进是天然气进入反响器直接裂解，出产高碳(3.8%)DRI产品。最近又推出HYL-Hytemp出产体系。将热复原铁(650℃)力量输送到电炉车间，喷入电炉。冶炼时刻缩短，电极和耐火材料耗费下降，金属收率进步。吨钢电耗下降112kW·h，电极耗费下降0.55kg，冶炼时刻缩短16min，产率进步16%，吨钢本钱可下降4.6美元。 2.2 气基流化工艺 (1)F1NMEF工艺 该工艺运用 (1) Circored和Circofer工艺 两种工艺中心设备都包含一座循环液化床和一座普通流休床。Circored是用天然气为动力，Circofer以煤为动力。铁精矿粉是通过预热后(约900℃)进入循环流化床参加反响，使动力学条件得到改进，在4个大气压条件下，铁矿与氢在630℃时可被复原(在气体环路中参加部分氢)。 2.3 转底炉法 将铁矿粉、钢铁厂含铁粉尘、煤粉和粘结剂按必定份额混合，压制成含碳球团矿，送入烘干机内进行烘干，脱除水份。将枯燥的含碳球团均匀地铺在转底炉上(只铺一层)，在高温1200～1400℃下球团矿内氧化铁与碳反响，放出CO，在炉膛内焚烧成CO2，并构成高温废气(在1000℃以上)。一般反响只需20分钟左右。 将废气收引出预热煤气(400℃)和助燃空气(900℃)，低温废气从蓄热室和换热器引出，再去烘干生球团。这时废气温度在100℃左右。从节能视点看，动力运用功率较高。转底炉的高温气体由焚烧器来供给(运用煤气加热)。转底炉能够处理含Zn、Pb高粉尘，能够防止配入烧结矿中后，在高炉冶炼进程中Zn、Pb的富集形成的负面影响。现在的山西翼城，河南巩义已有外径为16.3米的转底炉，年产值在7万吨，金属化率达85%，每吨铁出资为182元。 2.4开发运用焦炉煤气，对含碳球团在竖炉内进行直接复原。焦炉煤气含55%左右的氢。在化学反响中，氢对氧化铁的复原率是最高的。现在，首钢预备展开这方面的作业。焦炉煤气要进行裂解，进步H2的含量，并要预热到930～950℃，在参加复原反响，反响后气体要脱除CO2，再循环运用。 用氢作复原剂存在的首要技能问题： ▪ H2复原铁的其它氧化物都是吸热反响，需求足够的热。在满意复原和供热的煤气的最佳H2含量为32.05%。 ▪ 富氢预复原会导致物料的粉结。采纳分段直销富氢和非富氢供气准则。 3.直接复原铁开展现状 3.1全国际直接复原铁开展比较快，2003年产值为4960万吨，2004年为5460万吨，2005年约为6000万吨。年添加率在10%以上。在直接复原铁出产工艺中，气基直接复原占92%。 3.2 我国状况 2005年我国出产直接复原铁为约50吨，而出产能为比产值要高出20%。首要是技能、质料、本钱等要素影响。 全国现有30多个直接复原铁厂商，其总出产才能约60万吨。总体上讲，规划小，出产本钱高，短少高品质的质料。大都厂商用隧道窑反响罐法，出产工艺落后，能耗高，环境污染严峻。 (1) 天津直按复原铁厂出产实践 2004年产直接复原铁33.2万吨，2005年约产34万吨，设备作业率在98%以上。 该厂是选用DRC法煤基直接复原出产工艺：两条φ5X80m回转窑----冷却筒----产品分选----制品。运用巴西球团矿(含铁档次68%，SiO2+Al2O3约为2%)适合配入煤和石灰石，进行混均，从回转窑给料端参加。窑体是歪斜装置，慢速旋转，使炉料朝卸料端运动，一起，矿石被加热和复原(留意温度操控在不要使脉石熔融，避免结圈)。煤作为热源和复原剂，一部分随铁矿石一起参加，另一部分从窑的卸料端喷入窑内。供煤所焚烧的空气，通过沿窑长度方向装置在窑壳上不同方位的风机由轴向吹入窑内。热的复原产品通过冷却筒冷却，然后筛分、磁选及风选，别离出非磁性物，得到制品。来自窑内的烟气经余热锅炉收回余热(发生蒸汽)，废气经布袋除尘，用废气风机送入烟囱。 操作的技能要害： ▪ 确保窑内复原气氛，操控好风量 ▪ 操控好窑体内各部分的适合温度，不让脉石熔融 ▪ 窑的卸料端坚持微正压，20~30Pa 操控直接复原铁金属化率在91.1%～94.6%，质量合格率在94%，是最经济的目标。金属化率高和低，均会形成回转窑和电炉炼钢目标的恶化。(炼钢进程参加直接复原铁份额最好操控在15%～35%，并要操控好料流参加速度32～34Kg/兆瓦▪分，避免呈现钢水的欢腾现象以及喷溅)。 影响产品金属化率的要素是：频频停窑、非正常条件下出产(难以调控)，窑和冷却筒密封性不良、煤的成份动摇和质量操控点挑选不妥。 (2)首钢密云冶金矿山公司煤基链篦机─ 回转窑 ─ 一步法 该公司直按复原铁年出产才能6.20万吨， ▪ 出产工艺：配料 ─ 造球 ─ 枯燥(链篦机)─ 回转窑(复原)─ 冷却 ─ 制品。 ▪ 铁精矿水份严厉操控在5.5%～6.5%。 ▪ 造球配皂土(粘结剂)0.8%～1.0%，台时产值20±2吨。 ▪ 链篦机带速为0.5m/min，布料厚度100～120mm。 生球抗压强度≧1.2Kg/个，落下强度≧5次/0.5m，水份操控在7.5%左右，粒度6～16mm占85%以上。 ▪ 回转窑及热工体系操作 窑头喷煤总量在7.0±0.5吨/小时，精煤压力操控在60KPa，细煤压力操控10～14KPa。 窑尾加煤操控在800±50Kg/h，禁止窑尾煤量过值。 窑温操控：窑头箱 回转窑电机转速操控在400～440转/分，主风机的回热风阀门开度45%～50%，转速800～850转/分，回热风机进口负压780±20KPa，温度310～350℃。枯燥风机阀门开度65%～70%，转速800～850转/分。产品质量标准的厂标是：铁档次≧88%，S≦0.04%，金属化率>90%。 (3)山东莱芜鲁中冶金矿山公司直接复原铁厂用冷固球团----回转窑工艺出产直接复原铁，年出产才能5万吨。后改为块矿回转窑法。 ▪ 福建大田海绵铁公司用sic反响罐----隧道窑法出产直才能5万吨/年。 ▪ 喀左海绵铁厂、哈尔滨市海绵铁厂、吉林复森海绵铁公司、吉林桦甸海绵铁厂等也具有了年出产才能2.5万吨。

碳热还原法的主要优点是可以一步直接还原出金属，还原剂便宜，能源利用合理。可以大批量连续生产。     硅热还原法反应速度快，产品易于调整控制，适于多品种小批量生产。     碳热法达到无渣操作时，稀土回收率在90%以上。硅热法增加二次回收工艺，其回收率也才能达到80%。硅热法生产稀土中间合金，其原料和电能的消耗超过用碳热法相应消耗的30%。

COREX是现在仅有已投入实践运用的高炉以外的炼铁技能(南非伊斯科钢铁公司：日产1000t；韩国浦项钢铁公司和印度京德勒钢铁公司等，日产2000t)，它运用的是普通煤。其工艺流程是先把普通煤装入熔融气化炉，然后吹入氧使煤焚烧、分化，将发作的煤气作为复原煤气导入复原竖炉，接着在复原竖炉内将块矿石和矿石颗粒复原到金消融率为95%左右。浦项公司在将日产从1000t进步到2000t的规划扩展阶段中，为安稳熔融气化炉的操作，除了运用粉煤外，还运用了大约10%的焦炭，别的为保证复原煤气量，发现煤的挥发份存在着最佳值等，它受煤档次的约束。现在因为对煤种的挑选和复原竖炉中金属化率的安稳化等采取了办法，焦炭的运用量能够削减到大约3%～5%。因为矿石几乎是在竖炉内完结复原，因而复原所需的煤气量大，熔融气化炉的煤单耗也高。成果用于体系外的能量也必定增大。印度京德勒钢铁公司Vijayanagar厂运用日产2000t的2座COREX设备发作的煤气来带动2台13MW的发电设备。         别的，在南非的Saldanha钢铁公司还一起设置了直接复原铁出产法(MIDREX)，能日产大约2500t的直接复原铁(DRI)。为处理铁矿石粒度约束的问题，浦项公司开发了运用3段气泡流化床的FINEX来替代复原竖炉，现在日产2000t的COREX所发作的煤气以分流的方式用于日产150t规划实验流化床炉的实验。计划在2003年之前与COREX本体衔接，到达年产60万t规划，其后到2010年浦项公司的1号和2号高炉就要开端大修，到时除了将这两座高炉更换成FINEX外，还预备向海外推行这一技能。          我国钢铁工业的快速开展对焦炭需求日趋添加。我国焦炭资源有限，炼焦厂商出于环保要求又被约束开展，焦炭求过于供已成为必定趋势，非焦炼铁也将势在必行。熔融复原炼铁工艺是前沿炼铁技能，它运用非焦煤出产液态铁，流程短，本钱低，污染小，铁水质量好。熔融复原炼铁附产很多煤气，可运用化工进程将之转化为甲醇或清洁燃料。工艺概算标明，联合工艺可使动力运用功率进步一倍，产品能耗下降60%，吨钢本钱下降50%。关于传统的炼焦—钢铁联合厂商，运用很多剩下焦炉煤气作为质料出产化工产品亦是进步资源运用功率，减轻环境污染的可行途径。在新技能基础上构建新式钢铁—煤化工联合厂商或生态工业园区，对未来的冶金、化工环保和动力的开展具有重要意义。

镍电解系统净化产出的钴渣，主要元素组成列于表1。 表1  钴渣的主要金属元素的含量Co、Ni、Cu、Fe等金属在钴渣中主要以氧氧化物形式存在，在液固比为（3～4）∶1及机械或鼓风搅拌条件下，用硫酸调pH＝1.5～1.7，通入SO2还原溶解。但在初期未通入SO2之前，因Cl－被氧化而放出氧气，还原浸出期间Ni、Co和Cu呈二价离于进入溶液，在鼓空气搅拌浸出时部分Fe氧化成三价。主要化学反应可表示为：在鼓空气搅拌情况下，可发生亚铁离子的部分氧化，如：还原浸出液的成分列于表2。 表2  钴渣还原浸出液主要成分

一、铁矿藏磁化焙烧图    弱磁性氧化铁矿藏改变为强磁性氧化铁矿藏，可用铁—氧系图来研究其磁化焙烧进程。一般将其称为铁矿藏磁化焙烧下图：    图所表明温度对铁的各种氧化物彼此改变联系。图中A点为赤铁矿(约30%氧和70%铁）,L点为褐铁矿,C点为菱铁矿。    菱铁矿在400℃下开端分化，到500℃时完毕(CBD线段),完结磁化进程。    褐铁矿在300～400℃下开端脱水，脱水完毕后，变成赤铁矿。    赤铁矿在400℃时，在复原气氛中开端脱氧,570℃时，较快变成磁铁矿(D点）。    当赤铁矿复原反响终止于D点或G点时，变成磁铁矿，并完结磁化进程。    磁铁矿在无氧气氛中敏捷冷却时，其组成不变，仍是磁铁矿(DM线段)。    磁铁矿在400℃以下，在空气中冷却，则被氧化成强磁性的(γ-Fe2O3(DEN线段);如在400℃以上，在空气中冷却，则被氧化成弱磁性的a-Fe2O3(DB线段).    从图中看出，最佳磁化进程是沿着ABDM或ABDEN线段进行的。焙烧温度要适合。温度过高时将生成弱磁性的富氏体(Fe3O4-FeO固溶体)和硅酸铁；温度过低时，复原反响速度慢，影响出产能力。在工业出产中，赤铁矿石的有用复原温度下限是450℃,上限是700～800℃.如选用固体复原剂时，复原温度是800～900℃.[next]    二、焙烧温度和复原时刻    影响磁化焙烧的主要因素是焙烧温度和复原时刻，复原时刻的长短与焙烧温度、矿石粒度巨细、矿石性质和复原剂成分有关。铁矿石在复原焙烧进程中,一般经过焙烧条件实验来断定适合的焙烧温度和复原时刻,也可用下列经历公式进行核算：      t———矿石复原时刻,min;      a———煤气流速系数，关于流速较慢的竖炉、转炉a=b-10关于流速较快的欢腾炉a=0;      b,c———与矿石性质有关的系数,关于鞍山式铁矿石b=1～1.5,c=2～3;      T———焙烧温度,选用绝对温度T=t+273;      A、B———常数,选用H2作复原剂时A=2762,B=5.3;选用CO作复原剂时A=2306,B=3.36;      P———复原剂的分压,等于煤气气压乘以复原剂成分的体积百分数；      R———焙烧矿石半径,mm.    从式中能够看出,在温度一守时,焙烧矿石粒径愈大所需的复原时刻愈长,在焙烧矿石半径相同的情况下,温度愈高,所需的复原时刻愈短.煤气经过料层的流速愈高,复原时刻愈短    三、焙烧用燃料和复原剂    矿石磁化焙烧加热用燃料和复原进程用的复原剂可分为气体、液体和固体三种.工业上最常用的是煤气、重油和煤。   （一）煤气和天然气    常用的煤气为焦炉、高炉和发生炉煤气。    焦炉煤气含成分高,并要求到1026℃时,才干分化,在复原进程中往往不能参加反响,故用焦炉煤气做复原剂时作用均较差.一起因为热值高m加热矿石时也往往呈现过焙烧m焦炉煤气也不适用于焙烧软化点低的矿石。    高炉煤气可燃成分和热值低,与焦炉煤气混合运用,则成为铁矿石磁化焙烧的杰出燃料和复原剂.我国出产中高炉与焦炉煤气混合份额为78：    发生炉煤气可独自用于铁锰矿石磁化焙烧,也可与焦炉煤气混合运用。    天然气中可燃成分主要是,热值高,可用于直接加热矿石,作为复原剂时,需经裂化才干运用。   （二）重油    重油可用做加热矿石,也可选用蓄热裂解法出产裂化气。   （三）煤    磁化焙烧用的固体燃料和复原剂主要是煤.可量体裁衣选用,但在磁化焙烧中多用褐煤和烟煤。   （四）各种燃料的某些特性    煤气具有毒性和爆破性.在焙烧出产时,要严厉按安全技能操作规程进行。    空气中煤气到达必定浓度时,遇到火就会引起爆破。

于氩气气氛中，用金属镁复原制取海绵锆的出产办法，又称克劳尔法。复原产品经锆真空蒸馏别离除掉其他组分后即可取得海绵锆。 此法于1944年由美国矿务局(U．S．BureauofMine!)的克劳尔(w．J．Kroll)首要研讨成功，1950年用于工业出产。我国于1957年初次用这种办法制得，1964年用它出产原子能级的锆厂投产。这种办法仍是世界各国如今出产海绵锆的重要办法，一般出产规模为年产海绵锆2000～3000t。 原理 镁复原是在多元系ZrCl4－Mg－zr－MgCl2－ZrCl3－ZrCl2中进行的，为多相反响，复原进程和镁热复原法出产海绵钛类似。其总反响式为：ZrCl4(g)＋2Mg(1)→Zr(s)＋2MgCl2(1)反响伴跟着物料的熔融、蒸发、传热、传质、滋润等的进行，海绵锆的生成可分为三个阶段。在第一阶段中，与镁液反响，生成和MgCl2，使镁液的湿润性进步，镁液不断显露自由面而进行气(ZrCl4)一液(Mg)反响。生成的锆沉入反响器底部，随后生成的锆在其熔体表面集合长大。因为镁液沿器壁上匍匐，生成的锆都粘结在器壁表面上。在第二阶段中，足量的镁使反响速度加速，反响区温度增高，此刻主要在熔体表面进行气(ZrCl4)一液(Mg)和气(ZrCl4)一气(Mg)反响。跟着镁液的耗费，镁液自由面消失，反响进入第三阶段。到第三阶段时，生成的锆占有反响器的大部分容积，剩下的镁液经过海绵锆的毛细孔上移而与气态ZrCl4持续反响，MgCI。顺毛细孔流下，海绵锆成为金属镁和MgCl2的搬迁载体。因为镁的削减和它在毛细孔中分散速度的下降，反响速度变慢。当镁耗费65％～70％时复原反响结束。在反响后期，常会呈现因为镁直销缺乏，ZrCl4被复原成活性大而易燃的贱价氯化物(ZrCl2和ZrCl3)的状况，这些锆的贱价氯化物俗称黑粉。 设备 复原炉是一个不锈钢板焊成的柱式圆筒，按ZrCl4参加方法可分为一次性加料和接连加料两种不同的炉型。一次性加料复原炉(图)由复原炉和用法兰与之相连的蒸发炉组成。镁锭预先装好在复原炉内的反响坩埚内，坩埚上方的套筒中心为ZrCl4气体导管。装有ZrCl4的蒸发炉放置在复原炉上。炉盖与真空体系、充氩体系相通。反响生成的MgCl2熔体从溢流管定时从炉内排出。复原结束时所剩的MgCl2可从排放管放尽。产品冷却后连同反响坩埚同时取出送真空蒸馏。这种复原炉的单炉出产能力为700～800kg海绵锆，作业周期48h，镁利用率68％～72％。接连加料复原炉按参加的ZrCI4是固体或气体分为两种炉型。加固体ZrCl4的复原炉的MgCl2排放设备坐落罐身底部，罐盖与ZrCl4料仓相连，ZrCl4经螺旋加料机计量参加。加气体ZrCl4的复原炉分为可拆装的上下两部分，下部是反响坩埚，上部旁侧设MgCl2排放管，顶盖有多路管道，别离与真空体系、加料体系和氩气体系衔接。反响进程中的压力用压力调理管调理。 工艺 一次性加料复原炉开端工作时，先将镁锭放入坩埚，再将蒸发炉连同ZrCl4冷凝器移到复原炉上。两台炉子经过法兰密封对接，抽真空后充入氩气。准备工作结束后，把复原炉升温到1023K熔化镁锭。然后把蒸发炉加热至573～633K温度使ZrCl4逐步蒸发，气体从导管进入复原炉开端反响。反响温度一般为1053～1173K，炉压1．1～1．8×105Pa，反响速度与氩气和ZrCl4的分压比有关。ZrCl4蒸发快，浓度高，反响加速；反之，反响变慢。正确地调理温度和压力就可使复原作业平稳进行。当ZrCl4耗尽时，炉压会急剧下降，标明反响现已完结。 一次性加料复原炉示意图 1－复原炉；2－炉胆；3－坩埚；4－套筒；5－导管；6－蒸发炉； 7－炉盖；8－溢流管；9－MgCl2排放管；10－法兰；11－ZrCl4

用活性较强的金属作复原剂金属化合物以出产金属或合金的办法。复原进程中常发生满足的热量（有时需外加热），以保持反响的自发进行。金属复原剂的挑选应考虑：报价较廉；纯度较高；不与被复原的金属构成合金；渣和杂质易除掉等。常用的复原剂有钠、镁、钙和铝等。在稀有金属出产中，金属热复原法占有明显的位置。金属的氟化物多用钠复原，因生成的易熔；氯化物多用镁复原，因镁相对价廉且生成的氯化镁易熔；氧化物多用钙复原，因钙的活性较强，复原可较彻底。

铬是冶炼不锈钢、内热钢、合金工具钢、合金结构钢以及多种类型铸铁的重要合金元素。随着国民经济的发展，需要更多的不锈、内热、高强度的钢材，铬合金的消耗量也迅速增加。我国铬矿资源短缺，大型富矿少，小矿品位低、贫而杂，大量开采经济上不合理，得不到充分利用。国内有些厂家曾做过铬矿还原直接合金化的工业性试验，铬矿还原率平均为90%，但所采用的铬矿粉为进口铬矿、铬精矿等。因受资源的限制，难以满足大工业生产的需要。铬矿大部分依靠进口，致使铬合金供应紧张，价格高。 为充分利用有限的铬矿资源，降低钢材的生产成本，采用内蒙古乌拉特中旗所产的低品位铬矿，进行铬矿直接还原合金化的试验研究，实验室和半工业性试验证明，铬矿直接还原合金化是可行的。它可以代替高碳铬铁用于炼钢，反应速度快，经济合理，收得率高。在3t电弧炉上冶炼35CrMo钢的工业性试验中，铬矿中的铬的收得率在89.6%~96.7%，平均为92.92%。 1、铬矿中铬的回收率为89.6%～96.77%，平均为92.92%。 2、还原铬矿入炉后25min左右，已得到较好的还原，不延长炼钢冶炼时间。 3、用还原铬合金剂炼钢，钢中增碳量与使用高碳铬铁基本相符。因此，可以代替高碳铬铁使用。 4、还原铬合金剂生产工艺简单，技术容易掌握，生产率高，能改善劳动条件，避免了冶炼铬铁造成的环境污染。 5、采用本还原铬合金剂冶炼35CrMo钢，可使吨钢成本下降，经济效益显着。 6、可提高铬的总回收率约10%，解决了矿山日益增多的廉价铬矿粉的利用问题。

金属镁还原炉是镁生产的核心设备,国内外普遍采用的是外加热卧式还原罐还原炉。目前,国内应用的金属镁还原炉的炉型较多,根据所用燃料的不同,大体上可分为两类:用煤气或重油加热的还原炉与以煤为燃料的还原炉。 用煤气或者重油为燃料的还原炉用煤气或者重油作为燃料的还原炉,通常是16个横罐的还原炉,其规格为10.54×3.59×2.94(m)。这种还原炉为矩形炉膛,还原罐间中心距约为600mm,罐呈单面单排排列,炉子背面一般分布有多支低压烧嘴。火焰从燃烧室进入炉膛空间,绕过还原罐周边,靠烟囱抽力将燃烧后的烟气抽入炉底部支烟道,经烟道与烟道闸门后进入烟囱。二次风由二次风管再通过炉底第二层二次风道送入炉内。 还原炉底部两个还原罐中间设有燃烧室或烟室。还原炉既是一个倒焰炉又是一个贮热炉。炉膛内一般装有16支镍铬合金钢制的还原罐。16个还原罐分成四组,即4个还原罐组成一组,与一个真空机组相连接(真空机组由滑阀泵和罗茨泵组成),每台还原炉还设有一个备用真空机组,因此一台还原炉一般有5个真空机组,每台还原炉设有一个水环泵作为预抽泵。 以煤为燃料的还原炉在我国,金属镁还原炉以燃煤为主,随着镁冶炼工艺的不断发展与进步,出现过多种燃煤还原炉,典型的有下面几种。 1.单火室单面单排罐还原炉该炉型与燃煤气、重油还原炉炉型相似,单面单排布置还原罐。燃烧室设置在后面,炉内装有14~16支还原罐,在两支还原罐中间设置一过火孔。该炉型由于只有单排罐,又是单面布置,故操作十分方便,车间布置便于机械化,但其产量和热效率都低。该炉型属于矩形倒焰窑,火焰从燃烧室通过挡火板反射至炉顶,受烟囱抽力火焰向下,使还原罐受热,再经过火孔,支烟道至主烟道排出。 2.双火室双面双排还原罐该炉型也是矩形倒焰窑,装有10支还原罐,在长度方向分两端各装5支上、下排列。炉型设置了四个对称分布在两侧面的燃烧室(每面两个),燃烧室内有倾斜15°的梁式炉栅,火焰从窑两侧燃烧室翻过挡火墙,流向炉膛中心窑顶,然后火焰倒流向炉底吸火孔、支烟道再由一端的主烟道排入烟囱。该炉的优点是炉子结构简单,罐子排列较紧凑,炉膛空间利用率较高,其缺点在于炉子四面均为操作面,加煤烧火与还原出镁、扒渣、装料互有干扰,操作条件差,车间布置困难。该炉型也有炉膛空间扩大而布置14~22支罐的。 3.单火室双面双排罐还原炉该炉型是两端面双排布罐,单火室烧火的还原炉。在两个端面各分上、下排装6支罐,共布罐12支,在一个侧面设多个燃烧室,这样燃煤操作比较方便,空间利用率也较高,但还原罐数量有限,产量小。 4.国内应用最为广泛的单火室单面双排罐还原炉该炉型也属于外加热火焰反射炉(俗称倒焰炉)。炉内还原罐上下错开上牌布置,空间利用率较高;炉长方向没有限制,故可以布置较多的还原罐,一般有30~40支;还原罐单面开口,与真空机组的连接较方便;燃烧室设置在炉膛后面,由挡火墙隔开,火焰从燃烧室通过挡火墙反射至炉顶,受烟囱抽力火焰向下,使还原罐受热,再经炉底过火孔、支烟道至主烟道排出。相对于上述其他炉型,该炉型产量大、空间利用率较高、能源消耗较低、经济性好,因此在国内得到了广泛的应用。

多晶硅还原炉电气系统的主要设备是大功率调压器。调压器所带负载是多晶硅棒串联而成的纯电阻负载。调压器的作用实际上是对负载电阻进行电加热，并且保持硅棒表面温度恒定（一般1080℃）。硅棒串联而成的电阻是一个变化的电阻：第一，硅棒温度从常温上升到1000℃，Φ8直径硅芯电阻从几百kΩ下降到几十Ω；第二，保持硅棒表面温度1080℃，硅棒直径从Φ8增加到Φ150，硅棒电阻从几十Ω下降到几十mΩ。可见硅棒电阻大范围变动引起调压器输出电压和电流的调节范围大是这种调压器的设计特点。按照实际工作的性质，调压器分为硅棒温度从常温加热到1000℃的预热调压器和硅棒直径从Φ8增加到最终直径并且始终保持硅棒表面温度1080℃的还原调压器。　　预热调压器工作过程中硅棒温度从常温加热到1000℃，其主要困难是硅棒初始电阻R太大，加热功率正比于V2/R，电阻大必然要求供电电压高（甚至需十几kV），一般应尽可能降低电阻R。常用方法有提高炉壁冷却液的温度，加粗硅芯直径，对硅芯参杂，炉内注入高温等离子体或放置卤钨灯等等。预热调压器工作时间十几分钟，功率30－200kVA。　　还原调压器输出功率用于加热硅棒，硅棒再通过辐射、传导和对流方式将功率传递给还原炉内的反应气体和炉壁的冷却液。随硅棒直径增长，反应气体流量加大，炉内的反应气体和炉壁的冷却液带走的热量增加，调压器输出功率越来越大。工艺对还原炉提出的技术要求如图一所示。还原调压器设计必须满足工艺上随直径Φ变化，电压V、电流I和功率P的供电要求。同时，重点考虑高电压的电气结构问题、大电流的电气结构问题、负载电阻变化引起的调节器参数设计问题、调压范围大引起的功率因数低和谐波问题、结构上的环流问题、硅棒碰壁、裂棒检测及断电再上电等辅助功能问题。　　多晶硅还原炉电气系统除了调压器以外还有一套计算机管理、操作系统。它的主要功能是：1.对管辖的所有还原炉电气设备（调压器、变压器、开关柜）进行数字通信。2.对管辖的所有还原炉电气设备的电气数据进行画面显示和曲线记录，并且对所有还原炉电气设备的故障进行画面提示和记录。3.对管辖的所有还原炉电气设备进行画面操作。

碳还原氧化铜原理：在加热的条件下，碳能从氧化铜中夺取氧使氧化铜还原成铜。2CuO+C=2Cu+CO2↑用品：试管、单孔塞、酒精灯、铁架台、木炭、氧化铜、粉笔、石灰水。操作：1．把木炭放在研钵里，研磨成极细的粉末。按1：10的质量比称取木炭和氧化铜，放在研钵里搅拌半分钟，使两者充分研细混均。2．取一段玻管（直径10mm左右），把一端拉细。3．取干燥的15×150mm试管，按图1所示装置。在试管里放2g上述混合物，用干燥的粉笔，沿试管内壁放入，大端跟混合物接触，另一端跟单孔塞接触。4．用酒精灯先均匀加热，然后集中加热反应物。5．随着反应的进行。澄清的石灰水变浑浊，说明生成了二氧化碳。6．当反应放出的热量足以维持反应的进行时，管底的反应物开始发红。这时移去酒精灯，剧烈的放热反应在几秒钟内很快蔓延到管内所有反应物，使它发生红光。7．反应停止后，生成的铜在二氧化碳气氛中逐渐冷却到室温时，取出金属铜粒。备注：1．本实验用酒精灯加热，只需3~4min，就能生成较大的铜粒，实验现象明显。2．反应物木炭和氧化铜的用量比是做好本实验的关键之一。3．本实验所用的氧化铜中20%为工业品，80%为化学纯。如果全部用工业品，生成物中含有较多的氧化亚铜。如果全部用化学纯氧化铜，虽能生成铜粒，但需要高温，而且时间较长。4．所用的木炭和氧化铜都要烘干。5．本实验的装置中，把一端拉细的粗玻管装在石灰水液面的目的有两个：防止反应完毕因试管冷却而石灰水倒吸；保证还原出来的铜在未冷却前保持在二氧化碳的气氛中，不致被空气氧化。6．用粉笔是为了防止反应剧烈时，混合物冲出，如果一支不够，可以放两支。。 

铁矿石(烧结矿及球团矿)在低温还原过程中发生碎裂粉化的特性。在高炉炼铁过程中，当铁矿石进入高炉后，炉料下降到400～600℃的区间，在这里受到来自高炉下部的煤气的还原作用，会发生不同程度的碎裂粉化。严重时则影响高炉上部料柱的透气性，破坏炉况顺行。铁矿石这种性能的强弱以低温还原粉化指数(RDI)来表示，或称LTB(LowTempera-ture Break-down)。 低温还原粉化的根本原因是矿石中的Fe2O3在低温(400～600℃)还原时，由赤铁矿变成磁铁矿发生了晶格的变化，前者为三方晶系六方晶格，而后者为等轴晶系立方晶格，还原造成了晶格的扭曲，产生极大的内应力，导致铁矿石在机械力作用下碎裂粉化。影响铁矿石(烧结矿及球团矿)低温还原粉化性能的因素有矿石的种类、Fe2O3的结晶形态、人造富矿的碱度、还原温度及铁矿石中的其他元素的含量。 检验方法　　铁矿石低温还原粉化性的强弱已有国际标准化组织(ISO)制订的“铁矿石—低温粉化试验—静态还原后使用冷转鼓的方法”以及各国制订的方法进行检验，这些方法大同小异，可分为静态检验和动态检验法。 静态检验法主要有以下3种： (1)ISO检验方法。(ISO4696—1984)检验设备与测定铁矿石还原性的设备相同。试样粒度为10～12.5mm、质量为500g。在还原煤气成分为CO20%，CO220%，H22%及N258%，允许杂质含量O2 (2)日本钢铁厂的检验方法。先将试样在还原性检验装置(见铁矿石还原性)中进行还原试验。试样粒度：矿石、烧结矿为19～22.4mm，球团矿为10～12.5mm，质量500g，在还原煤气成分为CO30%、N270%，流量为15L/min，温度为500℃的条件下还原30min。然后把还原后的试样装入标准转鼓(φ130mm×200mm)，以30r/min速度转动30min后对试样进行筛分，以小于3mm粒级的质量与还原后入转鼓前试样总质量之比的百分数作为低温还原粉化率，以RDI( (3)中国国家标准(GB/T13242—91)检验方法所使用的装置及工艺参数，与铁矿石还原性检测方法基本相同。但还原温度为500℃±10℃，还原时间为60min，还原气体成分为CO20%，CO220%，N260%;H2的浓度 动态检验法主要有以下3种： (1)国际标准化组织检验方法(ISO/DP4697)，使用标准转鼓(φ130mm×200mm)，内设4个挡板(高20mm，厚2mm);(图2)试样粒度10～12.5mm，质量500g，在还原气体成分为CO20%、CO220%、H22%及N258%，允许杂质含量为O2 (2)德国奥特弗莱森(Othfresen)研究协会检验方法。使用非标准转鼓(φ150mm×500mm)，内有4个挡板(高20mm)，转鼓速度10r/min。试样粒度：烧结矿12.5～16mm，矿石和球团矿10～12.5mm;还原气体成分为CO24%、CO216%、N260%，流量15L/min，其他作业参数和粉化指数表示法，与ISO/DP4697相同。 (3)前苏联国家标准检验方法(ГОСТ19575—84)。使用非标准转鼓(φ145mm×500mm)，内有4个挡板(高20mm)，置于长1100mm，内径240mm的电炉内，转鼓转速10r/min。试样粒度10～15mm，质量500g，还原气体成分为CO35%及N265%，允许杂质含量为H20.5%、O20.1%和H2O0.2%，流量15L/min。采用升温加热制度：开始以15℃/min升温至600℃，共40min，以后以1.43℃/min升温至800℃，共2h20min。以小于10mm、5～0.5mm和小于0.5mm粒级的质量分别与试样总质量之百分比作为还原强度指数、还原粉化指数及还原磨损指数。 静态法在设备上可与还原性检验方法使用同一装置，转鼓检验在常温条件下进行，工作条件好，容易密封;在操作上还原反应管温度分布均匀，温度测量点更接近实际，试验结果稳定误差较小。动态法的优点是还原与转鼓在同一装置内完成，操作简单。两种方法的检验结果具有密切相关关系，然而不论静态或动态法的检验结果只具有相对意义，与高炉内实际取样的结果有定性的相关关系，但绝对值相差甚大。1980年中国包头钢铁公司55m3高炉炉身取样表明：太原钢铁公司烧结矿的低温还原粉化率(<3mm)为9.89%，包头钢铁公司烧结矿为8.41%，而按日本钢铁厂检验方法检验所得RDI值分别为27.1%及21.9%。升温法所得的还原粉化率比通行的恒温法更接近于生产实际。

一般常用来还原氧化铜的还原剂有氢气H2、一氧化碳CO、碳C，他们都是非 金属 元素，而我们同样也可以用一种 金属 来还原氧化铜，例如铁还原氧化铜。铁还原氧化铜需在高温真空的条件下，会发生置换反应，把 金属 铜置换出来。2Fe+3CuO=3Cu+Fe2O3铁和氧化铜的反应中，铁作还原剂，氧化铜做氧化剂，类似于氢气还原氧化铜的实验原理。那为什么反应的生成物是氧化铁，而不是氧化亚铁或四氧化三铁呢？这是因为氧化亚铁的化学稳定性差，而四氧化三铁只有在高温煅烧时才会生成。并不是所有的 金属 都可以和氧化铜发生置换反应，选用的 金属 有一个要求，该 金属 活性要在 金属 铜之前。K、Ca、Na、Mg、Al、Zn、Fe、Sn、Pb、(H)、Cu。。。

即使用一些金属的氧化复原电位低于Hg2+，如Fe2+、Cu、Fe、Zn、Al、Mg等，将其相应的金属屑装入填料塔置换出废水中的Hg2+离子。例以Fe除反响：                           Fe+Hg2+=Fe2++Hg↓     电对Fe2+/Fe的E°为-0.44，电对Hg2+/Hg的E°为0.854，因而上述反响能够进行。金属复原法还能够与其它办法联合除，如滤布过滤和在碱液中以铝粉置换的联合办法净化含水。例如国内某金铜矿（混-浮选流程）对铜精矿澄清水实验标明，澄清水含7.28毫克/升时滤布过滤除率为81.51%，总除率为97.64%。但有机不能选用金属直接复原法处理，可先用氧化剂（如氯）将其转化为无机，再用金属置换。

热还原炼镁有半连续法和皮江法两种。    （一）半连续法（Magnethem Process)    该方法以白云石为原料，经过煅烧得到锻白（CaO·MgO），然后在电热真空炉内熔融状态下以硅铁为还原剂制取金属镁。半连续法炼镁工艺流程见图1。白云石是碳酸镁与碳酸钙的复盐，化学式CaCO3·MgCO3。天然白云石含有杂质。半连续法炼镁用的白云石成分要求为MgO≥20 %，CaO 30 %-33%，SiO2≤1％，Fe2O3≤0.5，A12O3不限，Na2O＋K2O≤0.1%，ZnO [next]     出窑煅白趁热装入密闭料斗。还原剂硅铁成分要求为含Si≥75 %，粒度20mm以下。为了降低炉渣熔点，需要添加铝土矿。铝土矿成分要求为含A12O3≥65%。铝土矿破碎成3-30mm，用回转窑在1280℃温度下煅烧，除去挥发分。出窑铝土矿趁热装入密闭料斗。    装有煅白、硅铁和铝土矿三种炉料的密闭料斗运至还原炉炉顶处，分别连接各自的加料机，向还原炉加料。还原炉结构见图2。还原炉呈圆筒形，内径约3m，高约4m，非导磁钢外壳，内衬耐火砖和炭砖，一根电极从炉顶插入，电极头为石墨块，导电杆为水冷铜管；另一电极位于炉底。炉顶有3个加料口和1个抽真空管口。靠近炉底处侧壁上有1个排渣口。冷凝器连接在抽真空系统上，冷凝器内有盛镁的坩埚。还原炉功率4500kW，用1台8400kW单相变压器供电。用计算机控制加料，加料方式：煅白，1min加料1次，1h加入2.8t;铝土矿，2min加料1次，1h加入450kg;硅铁连续加入，1h加入430kg。还原炉通电加热，温度达1600℃；用真空泵抽真空，使炉内压力达到4655Pa;炉料在熔融状态下进行还原反应，还原反应式如下：          2（CaO·MgO）+（XFe）Si＋nA12O3====2CaO·SiO2·nA12O3＋XFe＋2Mg [next]     还原出的镁蒸气从炉内抽出，进入冷凝器冷凝成液态流入铸钢坩埚。随着料的加入，炉渣越来越多，加料10h左右时，打开渣口排出熔渣。还原周期结束，取下盛镁坩埚，装上空坩埚，开始下一个还原周期。一个还原周期24h，产镁7t，排渣2次。1台炉年产镁2500 t。还原出1t镁，需白云石13-14.5t，铝土矿1-1.1t,硅铁1.1-1.2t，电11500kW·h。    在镁蒸气从炉内被抽入冷凝器坩埚的过程中，一些物料粉尘也被抽入坩埚，混在镁中。为了去除这些杂质，必须将还原出的镁精炼。盛镁坩埚运至精炼车间，放入精炼炉。精炼炉用气体燃料加热，使坩埚中镁熔化并升温。同时加入氯盐熔剂，熔剂成分为MgCl2 40 %、NaCl 27、KCl 27%。当镁全部熔化、温度达到670-700℃时，用气动搅拌器搅拌，使杂质随熔剂沉降到坩埚底。精炼后，用气动泵抽取液体镁注入铸锭机铸成镁锭。    半连续法炼镁，原料白云石来源广泛，生产过程中无有害物排出，还原炉产能大，自动化程度高，但镁中含Si较高。

热复原法出产金属铝就是用、钾和镁等生动金属复原或它与氯化钠的混合融盐而得到金属铝。有镁热法和钠热法复原法两种流程。热复原法在铝工业开展的初期小规模出产。全世界用热复原法出200t金属铝。随后就为电解法所替代。

（二）皮江法    该办法以白云石为质料，通过煅烧得到煅白（CaO·MgO），然后在外加热的耐热钢复原罐内于固态下用硅铁复原缎白制取金属镁。皮江法炼镁是加拿大多伦多大学教授皮江（L. L. Pidgeon）在1941年研讨成功的。皮江法炼镁工艺流程见图3。皮江法炼镁用的白云石成分要求为MgO≥20%、CaO 30%-33%, SiO2≤0.5 %,Fe2O3＋A12O3＜0.5％、Na2O＋K2O≤0.05％、ZnO≤0.001％、Mn≤0.005％。复原剂硅铁成分要求为含Si≥75 %。首先将白云石破碎至5-30mm，以回转窑缎烧成煅白，煅烧温度1200℃。因为复原反响在固态下进行，物料触摸严密有利于反响进行。因而，需把物料磨成粉并压成球团。为增大反响速度，还需增加萤石粉。萤石粉含CaF2≥95%，粒度200目左右，增加量为炉料总量的2%-3%。煅白和硅铁别离磨成粉，粒度100目左右，依据煅白、硅铁成分和复原反响，断定配料比。按配料比称量煅、硅铁粉和萤石粉，混匀，并用对辊式压团机压成球团。球团形状和巨细好像核桃。制球压力137-170MPa。球团易吸潮。球团吸潮后，复原功率下降。因而，把球团装入防潮纸袋，并且储存时刻不要超越4h。 [next]     球团料由加料机推入复原炉中复原罐内进行镁复原。复原炉结构见图4，复原炉为矩形、耐火砖砌筑，炉内水平放置一排16个复原罐，每2个罐1室。复原炉选用气体或液体燃料，烧嘴坐落罐尾炉墙上。复原罐为直径300mm，长约3m，壁厚30mm的镍铬钢铸造管，一端封住，另一端焊上带有抽真空管口的水冷钢套管。复原罐还有遮热板、镁结晶器和钾钠结晶器。遮热板由2块带孔镍铬钢板组成，两块板上孔彼此错开，既能遮挡辐射热又能阻挠料粉尘。镁结晶器是长约500mm的巨细头管，坐落冷却水套部位。钾钠结晶器是由2块钢板焊成的空心圆盘，圆盘上进出冷却水管从罐盖穿出。球团料参加复原罐后，顺次放入遮热板、镁结晶器，盖上带有钾钠结晶器的罐盖，然后开端抽真空。一般4个复原罐连于一个真空体系。一个真空体系由1台预抽真空泵和1台主抽真空机组组成。预抽真空泵一般选用滑阀式机械真空泵，用于盖上罐盖后的开端阶段扫除复原罐内空气、水蒸气和粉尘，并抽成必定真空度。主抽真空机组由1台低真空泵和1台高真空泵组成，低真空泵为滑阀式机械真空泵，高真空泵为罗茨泵（或增压泵）。主抽真空机组使复原罐内压力到达复原反响进行所需压力1-5Pa。在1-5Pa压力下，罐内球团料被加热到复原反响温度1200℃时，球团猜中MgO被Si复原，生成的镁蒸气由球团逸出。复原反响式为：                        2（CaO·MgO）＋Si====2Mg＋2CaO·SiO2 [next]     镁结晶器坐落复原罐头部冷却水套部位，温度较低，是复原罐冷凝区。镁蒸气分散至镁结晶器，冷却结晶在结晶器上，构成结晶镁。被复原出的极少量的和钠蒸气在温度更低的钾钠结晶器上结晶，然后与镁分脱离。复原进程完毕后，用出镁机拉出结晶镁，排渣机排渣，再参加球团料，开端下一个复原周期。复原罐装球团料210kg,产结晶镁35kg,复原周期12h。复原出1t结晶镁，需白云石11-12t，硅铁1.06-1.1t，燃料9×107kJ。也有选用较小或较大复原罐的，复原周期相应为8h和24h。复原进程中物料粉尘会被抽吸到结晶区域，粘附在结晶器上然后进入结晶镁，结晶镁从复原罐取出后，在空气中会被氧化成氧化镁。为了除掉这些杂质，还需将结晶镁熔化精粹并铸成镁锭。    皮江法炼镁，质料白云石来历广泛，工艺流程短，出产设备简略，产出的镁质量好；但复原进程热利用率低，烟气带走热量约50％。

氧气顶吹熔融复原炼铁实验：介绍了氧气顶吹熔融复原技能的工艺、设备和氧在反响中最佳喷溅作用的模仿；此工艺选用浸入式水冷喷把富氧空气直接喷吹到渣层中来加强对熔池的拌和，强化传热传质．经过用昆钢供给的质料开始实验，得到了与传统高炉质量适当的优质铁水．该工艺能够运用传统高炉无法运用的高磷铁矿石作为炼铁质料，且能冶炼出含磷下降的铁水，脱磷也是这种工艺的特色之一。

金在通常情况下只能溶解于和碱金属溶液中，因而工业上发作的含金废液首要有含金废溶液和含金化废液两类。 1、含金废将含金固体废料溶于是最常用的将金转入溶液的办法。所得溶液酸度较大，常称为含金废，金在其间以+3价氧化态存在。从中收回金的根本原理是向这些游离状况或配位状况的金离子供给电子，使其转化为原子状况而得到金的单质。常用的向金离子供给电子的办法有两种：一是在废溶液中参加恰当的复原剂使金离子得到复原；二是经过电解办法向金离子供给电子，使金在阴极分出。 现在在工业上得到运用并可用于收回废中金的复原剂首要有硫酸亚铁、钠、生动过渡金属(如锌粉和铁粉等)、亚(NaHSO3)、草酸、和等。运用复原法收回金时有必要留意废的酸性和氧化性的强弱。通常情况下，废的酸性和氧化性很强，在参加复原剂之前有必要设法下降其酸性和氧化性。常用的办法是将含金废过滤除掉不溶性杂质，所得滤液置于瓷质或玻璃内衬的容器中加热煮沸，在此进程中以少数屡次的办法滴加必定量的，使废中的氮氧化物气体逸出。此操作俗称为赶硝。赶硝是否彻底的简略判别标准是从废中逸出的气体色彩有必要为无色。 硫酸亚铁是工业用处很广的廉价无机复原剂，它与废效果发作的氧化复原反响如下： 3FeSO4+HAuCl4HCI→FeCl3+Fe2(SO4)3+Au↓ 将经过过滤和赶硝的含金废趁热抽人高位槽，在拌和下滴加到过量的饱满硫酸亚铁溶液中，硫酸亚铁溶液能够恰当加热。当取少数0.1mol/LHAuCl4溶液滴加到少数硫酸亚铁的反响混合物中无显着反响时，能够以为反响混合物现已没有复原性。中止滴加废，持续拌和2h后，静置沉降。用倾桁法别离堆积下来的黑色金粉，用水洗净后铸锭得到粗金。所得滤液会集起来，用锌粉进一步处理。 因硫酸亚铁的复原才干较小，用硫酸亚铁处理含金废时除贵金属以外的其他金属很难被它复原，因而即便处理含贱金属较多的含金废液，其复原产出的金的档次也可达98%以上。但此法效果缓慢，结尾不易判别而且金不易被彻底复原，因而需求锌粉进一步处理尾液。 钠也是一种工业上常用的廉价复原剂，许多冶炼厂商在焙烧含硫矿藏或其他物料时，为了下降烟尘中的二氧化硫含量，通常将除尘后的烟气导入溶液中，所得溶液中钠的含量较高，能够用此溶液直接作为处理含金废的复原剂以到达以废治废和综合运用的意图。将经过除尘和净化的含二氧化硫的气体直接通入含金废中能够到达相同的效果。钠复原含金废的反响方程式如下： Na2SO3+2HCl→SO2+2NaCl+H2O 2SO2+2HAuCl4+6H2O→2Au↓+8HCl+3H2SO4 具体操作如下：将经过过滤和赶硝的含金废趁热抽入高位槽，在拌和下滴加到过量的饱满钠溶液中，复原时恰当加热溶液，有利于产出大颗粒黄色海绵金。参加少数聚乙烯醇(参加量约为0.3～30g/L)作凝聚剂以利于漂浮金粉沉降，充沛反响后静置。用倾析法别离堆积下来的黑色金粉，用水洗净后铸锭得到粗金。 锌粉是黄金精粹进程中常用的金属复原剂，其特点是复原容量大，置换金的速度快。缺陷是过量锌粉与置换所得金粉混在一同，有必要再用硝酸或将剩余的锌粉溶解掉才干得到较纯的金粉。将经过过滤和赶硝的含金废趁热抽入高位槽，调理溶液的pH＝1～2，参加过量锌粉。充沛反响后离心别离，所得金锌混合物用去离子水重复清洗到没有氯离子中止。在拌和下用硝酸溶煮，所得金粉的色彩为正常的金黄色，聚会杰出，用水洗净后铸锭得到粗金。置换进程中操控pH=1～2的意图首要是为了避免锌盐水解，有利于产品澄清和过滤。置换产出的金属堆积物含有过量锌粉，可用硝酸或将其溶解。需求留意的是选用溶解时，堆积中不该含有硝酸根，除银、铅、外，其他贱金属都易被溶解。选用硝酸溶解时，硝酸简直能溶解夹杂在金粉中的一切普通金属杂质，但堆积中不该含氯离子，不然复原所得的金粉有或许再次被溶解掉。别的，还可选用硫酸来溶解锌及其他杂质，堆积金不易从头溶解，但钙、铅离子不能与堆积别离，产品易呈黑色。 对含金量很低且量大的废，赶硝处理时能源耗费太大，能够选用亚(NaHSO4)作为复原剂进行复原处理，用亚进行复原时不需求赶硝。具体操作是：将含金废过滤后，先用碱金属或碱土金属的氢氧化物(例如含质量25%～60%的NaOH或KOH)或碳酸盐的溶液调整含金废的pH值为2～4，并将其加热至50℃并坚持一段时间，参加少数硬脂酸丁酯作凝聚剂。在拌和下滴加NaHSO4饱满溶液堆积金。所得金粉经洗刷后能够熔铸成粗金，含量约为98%。 运用草酸、、抗坏血酸和等有机复原剂对含金废进行复原处理的最大优点是不会引进新的杂质，但本钱较高，从含金废中收回金粉时很少选用，在将电解金加工成特定粒度的金粉工业产品时用得较多。 各种复原剂收回金后的尾液中是否还含有金，即收回是否彻底，可选用以下办法进行判别：按尾液色彩判别，若尾液无色，则金已根本堆积提取彻底；用氯化亚锡酸性溶液查看，有金时因为生成胶体细粒金悬浮在溶液中，使溶液呈紫红色；不然阐明尾液中金已提取彻底。 2、含金化废液第二大类含金废液是含金化废液，首要包含电镀进程发作的镀金废液(一般酸性镀金废液含金4～12g/L，中等酸性镀金废液含金4g/L，碱性废液含金达20g/L)、化法提金发作的废水以及含金化产品(如化亚金钾等)出产进程中发作的废水。常用的含金化废水中金收回办法首要有电解法、置换法和吸附法等。依据含金化废水的品种和金含量的凹凸能够挑选单种办法处理，也能够采纳几种办法联合处理。 ①电解法将含金化废水置于一敞开式电解槽中，以不锈钢作为阳极，纯金薄片作为阴极，操控液温为70～90℃，通人直流电进行电解，槽电压约5～6V。在直流电的效果下，金离子迁移到阴极并在阴极上堆积分出。当槽中镀液经过守时取样分析且金含量降至规则浓度以下时完毕电解，再换上新的废镀液持续电解提金。当阴极分出金堆集到必定数量后取出阴极，洗刷后铸成金锭。 电解法处理含金化废水除选用上述开槽电解外，还能够用闭槽电解进行处理。即选用一关闭的电解槽进行电解作业，溶液在体系中循环，操控槽电压为2.5V进行电解。当废镀液含金量低于规则浓度时中止电解，然后出槽、洗净、铸锭。电解尾液经吸收槽处理合格后，抛弃排放。闭槽电解的自动化程度较高，对环境比较友爱，但一次性设备投入较大。 ②置换法含金化废水中的金通常以[Au(CN)2]－的方式存在。在含金化废水中参加恰当复原剂，即可将[Au(CN)2]－中的金复原出来。依据含金化废水的品种和含金量，复原剂能够选用无机复原剂(如锌粉、铁粉、硫酸亚铁等)或有机复原剂(如草酸、、抗坏血酸、甲醛等)。无机复原剂报价比有机复原剂低，但处理含金化废水今后，过量的无机复原剂有必要设法除掉。有机复原剂报价较高，但复原金合作物后的产品与金很简单别离。因为金在收回进程中首要得到粗金，后边提纯在所难免。因而，实际操作中一般选用无机复原剂(特别是锌粉和铁粉)进行复原，将金置换成黑金粉沉人槽底。锌粉复原的反响方程式如下： 2KAu(CN)2+Zn→K2Zn(CN)4+2Au↓ 具体操作进程为：将含金化废水取样分析，断定其间的含金量。将废液置于塑料容器中，参加约1.5倍理论量的锌粉，拌和。为加快置换进程，含金废镀液应恰当稀释和酸化，操控pH=1～2。在酸化废液时易放出HCN气体，所以有关作业应在通风橱中进行。置换产品过滤后，浸入硫酸以去除剩余的锌粉，再经洗刷、烘干、浇铸即得粗金。滤液经过分析含金量和游离含量，当含金量和游离含量低于规则值时能够排放；不然应进一步进行处理。 ③活性炭吸附法活性炭对金合作物具有较高的吸附才干，活性炭吸附的作业进程包含吸附、解吸、活性炭的返洗再生和从返洗液中提金等进程。 含金化废水经化验含金量后，置于塑料容器中。参加恰当粒度的活性炭，充沛拌和。将吸附混合物离心脱水，所得液体搜集后会集处理。将所得湿固体参加到由10%NaCN和1%NaOH组成的混合液中，加热至80℃，充沛拌和下进行解吸金。过滤或离心脱水，所得滤液即为含金返洗液，将活性炭参加到去离子水中，充沛拌和，脱水，重复三次。所得滤液并人含金返洗液中，活性炭经枯燥后能够从头运用。返洗液中金的含量现已大大提高。可用电解或复原的办法将返洗液中的金提取出来。 用活性炭处理含金化废水时，废液中[Au(CN)2]－被活性炭的吸附一般以为是物理吸附进程。活性炭孔隙度的巨细直接影响其活性的巨细，炭的活性愈强对金的吸附才干愈大。常用活性炭的粒度为10～20目和20～40目两种。活性炭对金吸附容量可达29.74g/kg，金的被吸附率达97%。南非专利以为，先用臭氧、空气或氧处理废化液，再用活性炭吸附可获得更好效果。此外，解吸剂可选用能溶于水的醇类及其水溶液，也可选用能溶于强碱的酮类及其水溶液。这类解吸剂的(体积百分数)组成为：H2O(0～60%)，CH3OH或CH3CH2OH(40%～100%)，NaOH(≥0.11g/L)；或许CH3OH(75%～100%)，水(0～25%)，NaOH(20.1g/L)。 ④离子变换法因为含金化废水中金以[Au(CN)2]阴离子的方式存在，因而能够选用恰当的阴离子交流树脂从含金废液中离子交流金，再用恰当的溶液将[Au(CN)2]一阴离子从树脂上冼提下来。将阴离子交流树脂装柱，先用去离子水试验柱的流速，调理适宜后将经过过滤的含金废液经过离子交流柱，守时检测流出液含金量。当流出液的含金量超出规则标准时中止通入含金化废水。用溶液或溶液重复洗提金，使树脂再生。洗提液含金量大大提高，用电解或复原的办法将洗提液中的金提取出来。 ⑤溶剂萃取法其根本原理是运用含金化废水中的金合作物在某些有机溶剂中的溶解度大于在水相中的溶解度而将含金合作物萃取到有机相中进行富集，处理有机相得到粗金。试验标明，可用于萃取金的有机溶剂有许多，如、醚、二丁基卡必醇、甲基异丁基酮(MIBK)、磷酸三丁酯(TBP)、三正辛基氧化膦(TOPO)和三辛基甲基胺盐等都能够从含金溶液中萃取金。萃取作业时，含金废液的萃取道次一般操控在3～8次，如萃取剂挑选恰当，萃取收回率一般都能到达95%以上。 重法（CODCr） 概述 一、原理 在强酸性溶液中，必定量的重氧化水样中复原性物质，过量的重以试亚铁灵作指示剂、用硫酸亚铁铵溶液回滴。依据用量算出水样中复原性物质耗费的氧。 二、搅扰及其消除 酸性重氧化性很强，可氧化大部分有机物，参加硫酸银作催化剂时，直链脂肪族化合物可彻底被氧化，而芳香族有机物却不易被氧化，不被氧化，挥发性直链脂肪族化合物、等有机物存在于蒸气相，不能与氧化剂液体触摸，氧化不显着。氯离子能被重铬酸盐氧化，而且能与硫酸银效果发作堆积，影响测定成果，故在回流前向水样中参加硫酸，使成为络合物以消除搅扰。氯离子含量高于2000mg/L的样品应先作定量稀释、使含量下降至2000mg/L一下，再行测定。 三、访法的适用规模 用0.25mol/L浓度的重溶液可测定大于50mg/L的COD值。用0.25mol/L浓度的重溶液可测定5～50mg/L的COD值，但精确度较差。 仪器 1、回流设备：带250ml锥形瓶的全玻璃回流设备（如取样量在30ml以上，选用500ml锥形瓶的全玻璃回流设备）。 2、加热设备：电热板或变组电炉。 3、50ml酸式滴定剂。 试剂 1、重标准溶液（1/6＝0.2500mol/L：）称取预先在120℃烘干2h的基准或优级纯重12.258g溶于水中，移入1000ml容量瓶，稀释至标线，摇匀。 2、试亚铁灵指示液：称取1.485g邻菲啰啉，0.695g硫酸亚铁溶于水中，稀释至100ml，贮于棕色瓶内。 3、硫酸亚铁铵标准溶液：称取39.5g硫酸亚铁铵溶于水，边拌和便缓慢参加20ml浓硫酸，冷却后移入1000ml容量瓶中，加水稀释至标线，摇匀。临用前，用重标准溶液标定。 标定办法：精确西艘10.00ml重标准溶液与500ml锥形瓶中，加水稀释至110ml左右，缓慢参加30ml浓硫酸，混匀。冷却后，参加三滴试亚铁灵指示液（约0.15ml）用硫酸亚铁铵滴定，溶液的色彩由黄色经蓝绿色至红褐色及为结尾。 式中，c—硫酸亚铁铵标准溶液的浓度（mol/L）；V—硫酸亚铁铵标准滴定溶液的用量（ml）。 4、硫酸－硫酸银溶液：与2500ml浓硫酸中参加25g硫酸银。放置1～2d，不时摇摆使其溶解（如无2500ml容器，可在500ml浓硫酸中参加5g硫酸银）。 5、硫酸：结晶或粉末。 精密度和精确度 六个试验室分析COD为150mg/L的邻笨二氢钾一致分发标准溶液，试验室内相对标准偏差为4.3%；试验室间相对标准偏差为5.3%。 留意事项 1、运用0.4g硫酸络合氯离子的最高量可达40mL，如取用20.00mL水样，即最高可络合2000mg/L氯离子浓度的水样。若氯离子浓度较低，亦可少加硫酸，是坚持硫酸：氯离子＝10∶1（W/W）。如呈现少数堆积，并不影响测定。 2、水样去用体积可在10.00～50.00mL规模之间，但试剂用量及浓度按相应调整，也可得到满足成果。 3、关于化学需氧量小于50mol/L的水样，应该为0.0250mol/L重标准溶液。回滴时用0.01/L硫酸亚铁铵标准溶液。 4、水样加热回流后，溶液中重剩余量应为参加少数的1/5～4/5为宜。 5、用邻笨二氢钾标准溶液检测试剂的质量和操作技能时，因为每克邻笨二氢钾的理论CODCr为1.167g，所以溶解0.4251L邻笨二氢钾与重蒸馏水中，转入1000mL容量瓶，用重蒸馏水稀释至标线，使之成为500mg/L的CODCr标准溶液。用时新配。 6、CODCr的测定成果应保存三位有用数字。 7、每次试验时，应对硫酸亚铁铵标准滴定溶液进行标定，室温较高时特别留意其浓度的改变。

中国铌储量较大，已探明江西、广东、广西、内蒙等十几个省都有铌矿，但原矿中铌品位低。铌在钢中能够起到细化晶粒、固溶入铁素体内使之强化的作用，NbC、NbN沉淀强化作用使铌钢的强度增加，铌在钢中具有提高晶粒粗化温度，降低钢的过热敏感性和回火脆性，提高钢的韧性，改善奥氏体不锈钢晶间腐蚀等性能。铌钢的应用越来越广泛，这对开发中国铌资源，扩大铌应用有着重要意义。       一、热力学分析图1是Nb各种氧化物标准状态下生成自由能与温度的关系图，由图1可以看出，在Nb的所有氧化物中NbO是最难被还原的;CO的氧势线与NbO的氧势线的交点所对应的温度是1489℃，表明标准状态下，C直接还原NbO的最低理论温度为1489℃;但在其他条件相同的情况下，C直接还原FeO的最低理论温度(705℃)要比1489℃低得多。因此，可在705～1489℃之间先还原含铌尾矿中的铁，再分离铁与铌氧化物，使铌进一步富集。再在1489℃以上，用C直接还原铌氧化物，进而制取低级铌铁，达到提取铌的目的。二、熔点试验铁矿粉的直接还原属于固态还原。因此须在确定矿粉熔化性能的基础上，进行不同装料制度的罐式法直接还原试验，所以预先进行矿粉熔化性能的试验，目的是为确定罐式法还原的还原温度。矿粉熔化性能试验的示意图，如图2所示。三、罐式法还原试验 (一)试验方法 1、原料条件 试验所用原料的化学成分如表1，表2所示。 表1 矿粉的化学成分(质量分数)% TFeCaOSiO2Nb2O5其他含铌尾矿16.2631.9915.470.1429.96铁精矿65.89＜0.15.6－3.37表2 煤粉成分及性能试样灰分/%挥发分/%全硫/%黏结指数/%胶质层/mm固定碳/%A煤8.6729.630.23781159.54B煤10.2210.220.30——79.562、试验条件 罐式法还原的试验条件如表3所示。 表3 罐式法还原试验条件时间柱状罐式法(850、950℃)饼状罐式法(950℃)配碳压块罐式法 (850、950℃)2、4、6、8h2、4、6、8h2、4、6、8h表面积/体积/mm-10.1450.1470.285试验步骤： 1)将压制好的试样放到载物台的垫片上; 2)将试样送入炉内的恒温区，加热炉开始升温; 3)当炉温升至600℃，开始采集试样的图像。试验过程中，计算机自动识别试样在不同温度下的收缩率，并自动采集和存储相应的图像;4)试样收缩到80%以上，试验测定完成。停止升温，试样在炉内自然冷却。试验过程中摄像机(CCD)可全程监控试样的熔化过程，并通过计算机采集试样在不同温度和不同收缩率下的图像。根据特征熔化温度和熔化时间的定义，相应采集所需要的图像。图3是熔化性能试验的结果，由图3可见，温度为 1020℃时，试样开始收缩为 5%，1200 ℃时收缩率为 20%，1230℃时收缩率为50%，1320℃时收缩率达70%。所以，罐式试验的还原温度不应超过1000℃，本研究选取 850℃和 950℃。 3、装料方式罐式法还原试验是在高135mm，内径75mm，外径85mm耐热钢坩埚内进行的，将矿粉以柱状、饼状及配碳压块(配A煤)的方式装入耐热钢坩埚的中心，用B煤填充坩埚内的剩余空间，然后将坩埚放入已升到预定温度的马弗炉内，进行还原，(罐式法还原的装料方式如图4所示)。柱状罐式法，制作高85mm，内径为30mm的纸筒，放在耐热钢坩埚的中心，在纸筒内装入含铌尾矿粉，再用B煤填充坩埚内的其他空间;饼状罐式法，在坩埚内装入半罐高的煤粉，在煤粉上放置一张圆纸片(目的是支撑矿粉)，其直径约为75mm，在纸片上铺放含铌尾矿粉，其体积与柱状装料时矿粉体积相同，装料后其厚度约为13mm，然后在罐内剩余的空间内充满B煤。配碳压块，利用煤的黏结性，将煤粉和含铁粉料黏结成块。将煤粉、铁矿粉按一定的比例配料混合，恒温加热，然后热压成块，得到配碳压块。其加热温度要保证使煤发挥良好的热塑性。此工艺不加黏结剂，充分利用煤的热塑性，在煤软化、熔融时与含铁原料黏结成块。熔融煤中的碳侵入含铁原料颗粒的空隙中或覆盖在颗粒的表面上，含铁原料与煤粉颗粒充分接触。胶质体形成过程如图5所示。配碳压块的具体制作方法为： l)将含铌尾矿粉和煤粉混合均匀后，称取7g，装入模具，放入 500℃马弗炉中，恒温加热 12min;2)取出模具，将其放在加压器上加压至30MPa(表压)，恒压lmin，然后脱模取出配碳压块，配碳压块成品为21mm×19mm×13mm椭球形压块。        (二)试验结果与分析1、柱状还原试验 含铌尾矿和铁精矿的柱状罐式法还原试验结果如图6所示。 l)850℃含铌尾矿还原最终金属化率约55%，950℃最终金属化率约73%。这是由于高温有利于气体反应物和气体产物在矿粉和煤粉间的扩散，即改变温度也相应的改变反应的热力学和动力学条件，从而使金属化率高。2)850、950℃条件下，含铌尾矿和铁精矿都在还原约4h后，金属化率达到最大，延长还原时间，金属化率增加不明显。3)950℃时，还原一定时间后，铁精矿的金属化率约为90%，含铌尾矿的金属化率约为73%，这是由于相同的还原气氛下，高品位的铁精矿(ωTFe为66%)中铁氧化物与还原气接触条件好，有利于金属化率提高。2、饼状还原试验 含铌尾矿和铁精矿的饼状罐式法还原试验结果如图 7所示。由图7可见：950℃时，含铌尾矿和铁精矿还原4h后，金属化率基本达到最大值(前者约为84%，后者约90%)，继续延长时间，金属化率增加不明显。含铌尾矿由于铁品位较低(ωTFe为16%)，铁氧化物与还原剂的接触条件差，致使其金属化率低于铁精矿(ωTFe为66%)。3、配碳压块还原试验 配煤10%和20%的含铌尾矿配碳压块还原试验结果如图8所示。l)还原温度对配碳压块金属化率有重要影响，无论配碳10%或20%，950℃时的金属化率都明显高于850℃时(约高14%)。这是由于C直接还原是吸热反应，提高温度改善了反应的热力学条件，同时加快了气体反应物与气体反应产物的扩散反应速率等动力学条件，因此，升高温度有利于提高配碳压块的金属化率。2)配碳压块金属化率随还原时间的延长而增加，但2h后增加幅度渐缓。这是因为随着反应的进行，铁氧化物大部分被还原，剩余的铁氧化物与还原剂接触面积逐渐减小，反应动力学条件变差，导致反应速率下降。3)配煤量对配碳压块金属化率的影响。850、950℃配煤20%的压块金属化率比10%高2%～3%，可见，与温度相比，配煤量对压块金属化率影响不明显。这是因为本试验用原料为铁品位较低的含铌尾矿(ωTFe约16%)，配煤量的增加对铁氧化物与碳接触条件的影响不明显，从而使配碳压块金属化率受配煤量影响不明显。4、不同装料制度的对比分析 综合以上的研究，本文考察了相同的还原条件下，不同装料制度对含铌尾矿金属化率的影响(图9)。1)对任一装料制度，矿粉的金属化率都随着还原时间的增加而提高，但2h之后，增加速度明显减慢。本试验条件下，还原时间从2h延长到8h，金属化率仅增加7%～8%。2)对于柱状与饼状装料方式而言，随着表面积与体积比的增加，矿粉的金属化率也随之增加，增加的幅度大约为10%。3)在相同的还原条件下，配碳压块(配煤10%或20%)和饼状装料方式金属化率相差不大(小于4%)，但都明显优于柱状装料制度。4)对于柱状、饼状及配碳压块装料方式而言，随着装料方式和还原温度的变化，Nb2O5的富集程度也随之发生变化，具体的变化情况如表4所示。(富集率为还原后分离金属铁后的Nb2O5含量与还原前的Nb2O5含量的比值。)如表4所示可知，在相同的还原条件下，随着矿粉的金属化率的提高，Nb2O5的富集程度也随之提高。但对于配碳压块而言，随着配碳量的增加，随之带入的灰分也随之增加，导致在相同还原温度下，随着配碳量增加，Nb2O5的富集率随之减小。在本研究的试验情况下，饼状罐式法Nb2O5的富集率最高。对于饼状装料，相同还原条件下，其金属化率比柱状装料高10%左右，原因可能是两种装料方式的矿粉体积相等，但表面积不相等;饼状装料的反应面积在oh时就比柱状装料的大;随着反应的进行，饼状装料的反应面积不变，而柱状装料的反应面积逐渐减小，即饼状装料与柱状装料的反应面积差逐渐增大(表面积与体积比逐渐增大)，上述原因导致饼状装料的金属化率比柱状装料的高。 表4 还原后Nb2O5的富集情况参数柱状罐式法饼状罐式法配碳压块850℃950℃950℃配碳10% 850℃配碳20% 850℃配碳10% 950℃配碳20% 950℃金属化率/%55738469.4273.9083.7788.37富集率1.1461.2041.2421.2061.1761.2271.225对于配碳压块，产生上述结果的原因是：配碳压块的表面积与体积比大于饼状与柱状装料;另外主要原因是配碳压块内配碳，且具有良好的微观结构，煤、矿颗粒紧密接触，而且碳的气化和铁氧化物还原反应同时进行并相互促进，为还原反应提供了良好的热力学和动力学条件。但配碳压块内配碳的同时，带入一定量的灰分，使渣相中Nb含量降低，在一定程度上削弱了其优势。且配碳压块在压块阶段，物料需要加热，并加压制块，需要消耗大量的能量。所以本试验条件下，综合考虑影响含铌尾矿还原特性的因素，本文认为最佳的装料方式应是饼状罐式法，还原温度为 950℃、时间为4h。 四、结论(一)在其他还原条件相同的情况下，提高还原温度，矿粉的金属化率随之升高。(二)不论对含铌尾矿还是铁精矿而言，还原一定时间后，继续延长还原时间，矿粉的金属化率增加幅度不明显。(三)对于柱状、饼状和配碳压块3种装料方式而言，随着表面积与体积比的增加，矿粉的金属化率也随之增加。(四)对配碳压块而言，在相同的还原条件下，随着配煤量的增加，金属化率也随之增加。 本试验条件下，最佳的装料方式是饼状罐式法，还原温度 950℃、时间4h。

铁矿石(烧结矿和球团矿)中与铁结合的氧被气体还原剂夺取的难易程度。它是铁矿石的一种重要冶金性能。通常采用一定粒度和质量的铁矿石试样，加热至一定温度，在一定化学成分和流量的还原气体下进行还原，根据铁矿石试样质量的减重或还原后试样中全铁和氧化亚铁的含量来计算氧的脱除率或脱除速率，作为铁矿石的还原性指数。世界上现有不少国家的钢铁厂已把铁矿石还原性检验作为常规的检验项目之一，以预测和指导高炉的冶炼操作，改进烧结矿和球团矿的生产。 对高炉冶炼的影响     铁矿石作为高炉炼铁的主要原料，其还原性的好坏直接影响炼铁的经济指标。高炉冶炼时，易还原的铁矿石中含氧量大部分在高炉中上部被高炉煤气所还原，称为间接还原，此时焦炭消耗较低；难还原的铁矿石中相当多的含氧量要到高炉下部依靠碳的直接还原来完成，此时焦炭消耗高。为了降低焦比，应尽可能以间接还原的方式夺取含铁原料中的氧，因此要求入炉铁矿石有良好的还原性。 影响铁矿石还原性的因素 粒度、气孔率、矿物组成及结构、脉石成分等是影响铁矿石还原性的主要因素。 (1)粒度。在一定还原条件下，粒度细还原速度快。因为粒度小、比表面积大，而还原速度与矿石的比表面积成正比。冶炼实践证明，小块矿石还原比大块快，在高炉内间接还原比例较高，节约焦炭消耗。但矿石粒度过分小，会使料柱透气性变坏。 (2)气孔率。天然矿石由于成因的不同气孔率也不相同。磁铁矿结构比较致密，气孔率低，还原性较差。焙烧时Fe3O4被氧化成Fe2O3，引起矿块某种程度的疏松，气孔率提高，还原性改善。褐铁矿是由赤铁矿风化而成，组织疏松，气孔率高，还原性好。矿石中气孔有大小、开口或闭口、厚壁或薄壁之分，但只有当矿石中开口气孔多时，才能获得较高的还原性。 (3)矿物组成及结构。赤铁矿还原时，Fe2O3发生相变，由αFe2O3变为γFe2O3相，晶格发生变化，体积膨胀，试样开裂，增加了还原性，磁铁矿还原时就没有这种体积膨胀的现象。酸性烧结矿主要含有铁橄榄石矿物，还原性很差，而高碱度烧结矿主要含有铁酸钙矿物，还原性较好。鲕状结构的天然矿石没有明显的晶体，还原反应是逐层进行的，如果矿石是条带结构，还原反应在各层同时进行，还原速度较前者快。高品位球团矿由于在烧结过程中铁矿物晶粒长大，晶桥联结而形成一种固相扩散固结结构，开口微气孔多且分布均匀，有很高的还原性。酸性烧结矿是黏结相固结结构，难还原的低熔点黏结相紧密地包围铁矿物，大大阻碍了它的还原反应，影响了它的还原性。 (4)矿石中的脉石成分。它影响矿石的软化及熔化性能。矿石过早的软化及熔化，使其中的气孔堵塞或黏结，还原性变坏。矿石中含有碱金属脉石，如黑云母、纳闪石等，在中温(900℃)还原时有加速铁矿物还原的作用，但它的软化及熔点温度低，高温(1100℃)还原性差。普通烧结矿原料中的石英脉石在烧结过程中形成低熔点的硅酸盐液相，降低它的中温及高温还原性。酸性球团矿在高温还原时发生停滞现象也是由于生成低熔点2FeO•SiO2 的缘故。有一些脉石成分却使矿石的软化与熔化温度升高，例如在烧结料及球团料中配加白云石、蛇纹石、橄榄石等。提高了烧结矿及球团矿的高温还原性。 改进铁矿石还原性的方法有缩小铁矿石的粒度，提高铁矿石的气孔率，发展其易还原的矿物组成及结构，提高矿石的含铁品位，减少硅酸盐矿物以及增加有益的脉石成分。

软锰矿不溶于硫酸，必须把它还原成一氧化锰（MnO），才能和硫酸反应制得硫酸锰。因此，软锰矿的还原效果，将直接决定整个工艺过程中锰的利用率。回转窑、反射炉、固定床煤还原焙烧－硫酸浸出工艺，已有半个多世纪的历史，是传统而实用的工艺，但存在着热耗高、操作条件差等缺点。通过对堆积与悬浮软锰矿还原工艺的研究，探索最佳反应条件，提高锰利用率；同时，也可以为工业化进行最优设计和最优控制，从而为生产提供理论指导。     一、 试验原料 本次试验所用矿石由广西新振锰业集团有限责任公司提供。表1、表2分别为原矿的成分分析和粒度组成。 表1  新振锰矿石多元素分析结果/（wt,%）试样MnMnO2MnOTFeSiO2Al2O3CaOMgOSPLOi粗样24.9836.022.838.2134.348.410.642.380.0370.1612.43 表2  新振锰矿粒度筛析/（wt,%）粒级/mm＋0.0740.074～0.041－0.041含量/%10.049.6480.32     将块样和粉样分别磨制光片和薄片，对其矿石的矿物组成进行观察和分析。根据块样矿石的结构构造，锰矿石可归纳为两类：角砾状锰矿石和条带状锰矿石。     角砾状锰矿石：矿石呈褐色一黑褐色，角砾状构造，黏土矿物、石英和锰矿物组成角砾，被赤铁矿（褐铁矿）胶结。     锰矿物（复水锰矿）：复水锰矿颗粒细小，不透明，和细粒的石英、绢云母（伊利石）交织在一起，分布在角砾内。不规则的锰矿物的集合体一般6～31μm，最小1～2μm。可能还有少量的其他锰矿物，镜下不易区别。     脉石矿物：赤铁矿（褐铁矿）：呈网脉状分布，以胶结物或团块的形式存在，把锰矿物、石英、黏土矿物等组成的角砾胶结在一起。网脉宽15～48μm，团块状的可达103μm 。     条带状的锰矿石：矿石呈褐黑色，染手，微细粒结构，条带状构造。条带由深浅不同的颜色显示，条带的宽窄不同，主要是因为不透明矿物含量不同造成。颜色较深的条带富含锰矿物和赤褐铁矿，条带浅的部分富含石英、绢云母（伊利石）等脉石矿物。     锰矿物：根据下述的探针及镜下鉴定，主要是复水锰矿。锰矿物和黏土矿物（高岭石、伊利石等）、石英交织在一起，颗粒一般10～34)μm，最小1～2μm。     脉石矿物：主要是石英、赤褐铁矿、绢云母、粘土矿物等，特征同角砾状矿石中的脉石的特征。     根据显微镜下观察、化学分析、XRD衍射分析和探针分析，原矿石平均样的矿物含量是：复水锰矿40%；石英25%；绢云母（伊利石）5%；黏土矿物10%；方解石5%；长石3%；赤铁矿（褐铁矿）10%；其他2%。     对锰矿原矿的矿物工艺学研究表明，锰矿石可归纳为两类：角砾状锰矿石和条带状锰矿石。原矿石平均样的矿物，主要是复水锰矿、石英、赤铁矿（褐铁矿）10%；次要矿物是绢云母（伊利石）5%、黏土矿物、方解石、长石等。锰矿物少量呈单体存在，85%的锰矿物和脉石矿物交织在一起。     试验用固体燃料－煤粉为武钢乌龙泉矿水泥厂普通燃煤，其主要指标见表3。 表3  试验用煤粉工业分析结果/%煤粉种类水分挥发分灰分固定碳硫热值/（kj·kg-1）燃煤4.018.831.2955.400.4927181     二、马弗炉焙烧试验     对于还原焙烧工艺，影响还原效率的主要工艺参数为：①还原剂用量；②温度、③反应时间。为此，针对不同工艺参数，进行矿石焙烧条件试验，再用磁选管对焙烧产品进行磁性物分离除铁试验。     为了研究氧化锰矿的悬浮态焙烧效果和工艺条件，先在马弗炉进行还原焙烧。焙烧是在高温箱式电阻炉(12kW)内进行的，每次装矿量为50g，通过调节温度、焙烧时间和粉煤配比来考查焙烧效果。焙烧后的产物，直接进水冷却，然后进行脱水干燥、缩分、磨矿、磁选。弱磁选试验是使用天津矿山仪器厂生产的XCGS-73型磁选管上完成。磁选管弱磁选试验激磁电流为1.5A，磁场强度为119.4kA／m。     （一）焙烧温度试验     马弗炉焙烧温度试验条件为：煤粉用量10%，焙烧时间50min，试验结果见表4。当温度在800℃以上时，M02转化为MO的转化率在90%以上，还原反应比较充分。当温度达到900℃，Mn02全部转化为MnO。试验选择反应温度800～850℃作为马弗炉焙烧最佳温度条件。 表4  焙烧温度试验结果温度/℃Mn/%MnO/%MnO2/%转化率/%75022.5625.324.6686.9580021.1024.143.8188.6085022.9328.211.7195.2990022.6129.190100.0095020.2926.200100.00     （二）焙烧时间及磁选试验     焙烧时间试验及磁选试验的目的，主要是考察焙烧时间对还原转化率和磁选除铁的影响。考虑到能源消耗问题，锰矿还原温度为750℃左右，试验温度选定为750℃，煤粉用量l0%。试验结果见表5。 表5  马弗炉焙烧时间试验结果/%时间/min产品产率TFe铁回收率MnMnOMnO2转化率30磁精17.2013.9830.1723.9621.528.1476.43磁尾82.806.7269.8321.81合计100.007.97100.0022.1850磁精17.8814.0030.9824.9722.716.6380.77磁尾82.126.7969.0221.78合计100.008.08100.0022.3580磁精12.0916.9624.0923.7920.688.2075.57磁尾87.917.0475.9121.20合计100.008.24100.0021.51     由表5可知，焙烧时间在30～50min，无论是MnO2还原转化率和磁选除铁效果均比较稳定，可以丢掉30%左右的铁金属量，但铁的品位降低不多，因此，确定马弗炉焙烧时间为50min较为合理。     煤粉用量试验条件及结果见表6。由表6可知，在850～900℃温度条件下，煤粉用量在5%～15%的范围内，MnO2还原转化率均可达到90%以上。因此，的确定合适的还原剂用量为煤粉用量10%。 表6  马弗炉焙烧煤粉用量试验温度/℃时间/min煤粉用量/%Mn/%MnO/%MnO2/%转化率/%90050823.0429.75010090050522.7329.270.199.72850501520.6924.522.6991.79850801022.4127.082.2893.58     以上试验表明，广西新振锰业集团有限公司的锰矿，经过马弗炉堆积态还原焙烧，在温度为800～950℃的温度范围内，可以实现氧化锰转化率大于90%，原矿还原焙烧弱磁选除铁率达到30%，而Mn、Mn0的损失率不足3%的较好指标。因此，采用还原焙烧是实现对该类氧化锰矿资源利用的有效办法。但是，由于常规焙烧需要的时间长、生产效率低，要真正实现对该矿石的利用，需进行更深入的研究。研发新的还愿焙烧方法及装置，简化工艺流程，缩短焙烧时间。     三、悬浮态还原焙烧半工业试验研究     在实验室型悬浮还原焙烧试验结果的基础上，设计了多级悬浮还原焙烧反应半工业试验装置，由预热器、多级悬浮反应炉、风管及热风炉等组成。对于“多级悬浮还原焙烧反应－磁选”新工艺，在气固流场稳定的情况下，影响MnO2快速还原转化为Mn0的主要工艺参数为： CO浓度、温度、固气比、矿石粒度。为此，针对不同工艺参数，在图1所示的半工业试验装置中，进行矿石焙烧条件试验和连续试验。 图1  多级悬浮还原焙烧半工业试验工艺流程图    物料分散悬浮在气流中，气流对物料传热所需时间很短，其实际传热速率是很高的。气固相间的传热系数为较传统的回转窑，传热系数提高了3000倍以上，气固接触面积增加了数万倍。多级悬浮还原焙烧试验，采用悬浮预热及反应炉技术，物料在悬浮预热器预热，在反应炉内反应，部分细粒级在三级旋风筒提前发生了快速还原焙烧反应。对三级筒下料口取样分析表明，氧化锰 (MnO2·n H2o)转化成Mn0的转化率为70%左右。     多级悬浮还原焙烧系统，由四级旋风筒和一级反应炉组成。为了提高热效率及收尘效率（气固分离效率），极大限度地减少跑料、掉料（短路），首先进行冷态试验，寻找避免跑料、掉料（短路）最少的压力风量工艺参数，为确定热模装置的设计参数及工艺参数提供数据。     根据小试试验结果，半工业多级悬浮焙烧试验，改变气氛条件，选定其他条件在较小范围内变化，多级悬浮反应炉温度在1000～1050℃范围，处理量约500kg／h，试验条件和结果见表7。 表7  软锰矿悬浮还原焙烧半工业试验试验结果试验 编号反应炉/℃上部温度/℃反应炉 进口CO/℃尾气 进口CO/℃Mn/%MnO/%MnO2/%转化率/%1202B－110339606.962.4622.8829.5401001202B－24.8527.2733.442.1795.401202A10429583.501.6021.1327.020.3299.491202D10239622.780.625.4827.736.3484.671202E10389722.780.624.9228.104.9987.72     气氛条件试验结果表明，在反应炉温度为1050℃左右，上部温度达到958～972℃，当CO含量在3.5%以上，Mn02转化率达到了99%以上，效果比较理想。但由于原矿粉粒度偏细，目前的半工业实验炉在处理此类物料时，在收尘率设计上尚有待完善。     四、氧化锰悬浮还原焙烧能耗分析     为了确定氧化锰悬浮还原焙烧工艺的技术经济指标，以连续试验为例，进行了系统的热平衡能耗分析（表8），基本原始数据如下： 表8  氧化锰悬浮还原焙烧半工业试验热平衡表热收入项热支出项序号项目×103kj/kg%序号项目×103kj/kg%1LPG燃烧热1.43274.161出炉物料带出热0.97650.542化学反应热0.0693.572尾气带走热0.41921.703回风带入热0.43022.273CO损失热0.0251.294物料水分蒸发热0.26013.465窑壁散热0.25113.00合计1.931100.00合计1.931100.00     锰矿粉比热为1.22kj/kg·℃；CO热值为1.18MJ/kg，消耗量按气体体积的3%计算；废气比热为1.424kJ／标m3·℃；烧失热量消耗为260kj/kg，锰矿烧失12.43%。     根据半工业试验焙烧生产装置计算的热平衡，见表8。     反应MnO2+CO  Mn0+C02热效应：15.123 kj/mol（放热），4.54kj/kg；     回风量：50%；筒体散热：10%；处理量： 500 kg／h；固气比：0. 5kg／标m3；成品温度：800℃；废气排放温度：150℃。     据热平衡表计算可得，焙烧1t原矿需要补充的热耗为：1.432×106kJ/t（原矿），折合标煤，氧化锰悬浮还原半工业试验能耗：48.94kg（标煤）／t（原矿）。     五、结  语     （一）软锰矿经过堆积态还原焙烧，在温度为800～950℃的温度范围内，软锰矿转化率（二氧化锰转化为一氧化锰）大于90%，原矿还原焙烧弱磁选除铁率达到30%，Mn、Mn0的损失率不足3%o。     （二）通过处理量500kg/h级的多级悬浮还原焙烧半工业实验研究，物料在系统中的停留时间仅为数秒钟。根据连续试验结果，对新振锰矿进行悬浮还原焙烧，合适的操作参数为：多级悬浮反应炉温度1050～950℃，在半工业试验时，多级悬浮反应炉人口气体CO浓度4.5%～7.5%，多级悬浮反应炉中固气比0.5～0.8kg／Nm3，二氧化锰的转化率达到了90%以上。    （三）试验表明，悬浮还原焙烧工艺具有较宽温度、气氛、固气比的操作范围，操作方便，系统运行稳定可控。据热平衡计算可得，焙烧1t原矿需要补充的热耗为：2.010×l06kj/t（原矿），折合标煤，氧化锰悬浮还原半工业试验能耗：48.94kg（标煤）/t（原矿）。

真空碳还原法是目前国内外生产金属铌的主要方法之一。该法是利用碳对氧的亲和力大于铌对氧的亲和力，用碳作还原剂还原Nb2O5生产铌条。其优点是产品收率高（＞96%），还原剂便宜，生产成本低，没有钠还原等方法的副产物需要湿法处理的问题，可获得较高纯度的铌条和金属粉。工业上有直接碳还原和间接碳还原两种工艺。前者是用碳直接还原Nb2O5，反应温度为1800～1900℃，总反应式为：   Nb2O5＋5C＝2Nb＋5CO       直接碳还原生产出的铌呈海绵状，其表面积较大，金属杂质和氮含量较低，有利于铌粉的比容量。因此该工艺适于生产电容器级铌粉。间接碳还原是先制备碳化铌，再用碳化铌作还原剂还原Nb2O5。反应为：   Nb2O5＋7C＝2NbC＋5CO Nb2O5＋5NbC＝7Nb＋5CO       间接还原的特点是设备生产能力大，工艺稳定，制得的金属铌条比较致密，外形尺寸比较规矩，适于做铌条、铌锭和铌加工材。       为了降低还原温度，碳还原需在真空条件下进行。这是因为碳还原Nb2O5实际上是阶段反应，有的起始反应温度达2680℃，但在真空中当CO分压为10－6Pa时，起始还原温度仅为1271℃；此外真空还有利于除去氧、氮和低熔点的Si、Fe等杂质，使设备的石墨容器免受氧化。实际生产时还原温度一般保持在1800～1900℃。温度过高，电能消耗大，且易损伤碳管。碳还原一般在真空碳管炉内进行。