贵 金属冶炼:贵 金属 的冶炼：把贵 金属 从化合态变为游离态。 　　常用冶炼法：用 碳 一氧化碳 氢气等还原剂与 金属 氧化物在高温下反应。 　　冶炼的原理： 　　1.还原法： 金属 氧化物（与还原剂共热）－－→游离态 金属　　2.置换法： 金属 盐溶液（加入活泼 金属 ）－－→游离态 金属　　火法冶炼（Pyrometallurgy） 　　又称为干式冶金，把矿石和必要的添加物一起在炉中加热至高温，熔化为液体，生成所需的化学反应，从而分离出粗 金属 ，然后再将粗 金属 精炼。 　　湿式冶金（Hydrometallurgy） 　　湿法冶金这种冶金过程是用酸、碱、盐类的水溶液，以化学方法从矿石中提取所需 金属 组分，然后用水溶液电解等各种方法制取 金属 。此法主要应用在低本位、难熔化或微粉状的矿石。现在世界上有75％的锌和镉是采用焙烧-浸取-水溶液电解法制成的。这种方法已大部分代替了过去的火法炼锌。其他难于分离的 金属 如镍-钴，锆-铪，钽-铌及稀土 金属 都采用湿法冶金的技术如溶剂萃取或离子交换等新方法进行分离，取得显著的效果。冶炼是一种提炼技术，用于焙烧、熔炼、电解以及使用化学药剂等方法把矿石中的 金属 提取出来；减少 金属 中所含的杂质或增加 金属 中某种成分，炼成所需要的 金属 。常见 金属 冶炼方程汞：热分解法：2HgO=加热=2Hg+O2(气体) 　　铜：置换法：CuSO4+Fe==Cu+FeSO4 （又叫湿法炼铜） 　　铝：电解法：2Al2O3=通电=4Al+3O2(注意不能用AlCl3,因为AlCl3不是离子化合物） 　　镁：电解法：MgCl2（l）==通电== Mg(s)+Cl2(g)↑ 　　钠：电解法：2NaCl=通电=2Na+Cl2 　　钾：原理是高沸点 金属 制低沸点 金属 ：Na+KCl==K+NaCl(反应条件是高温，真空。） 　　铁：热还原法：2Fe2O3+3C=高温=2Fe+3CO2↑想要了解更多关于贵 金属冶炼的资讯，请继续浏览上海 有色 网（ www.smm.cn ） 有色金属 频道。 

贵 金属 冶炼就是一种贵 金属 提炼技术。贵 金属 主要指金、银和铂族 金属 （钌、铑、钯、锇、铱、铂）等8种 金属 元素。这些 金属 大多数拥有美丽的色泽，对化学药品的抵抗力相当大，在一般条件下不易引起化学反应。冶炼是一种提炼技术，用于焙烧、熔炼、电解以及使用化学药剂等方法把矿石中的 金属 提取出来；减少 金属 中所含的杂质或增加 金属 中某种成分，炼成所需要的 金属 。金属 的冶炼：把 金属 从化合态变为游离态。 　　常用冶炼法：用 碳 一氧化碳 氢气等还原剂与 金属 氧化物在高温下反应。 　　冶炼的原理： 　　1.还原法： 金属 氧化物（与还原剂共热）－－→游离态 金属　　2.置换法： 金属 盐溶液（加入活泼 金属 ）－－→游离态 金属　　火法冶炼（Pyrometallurgy） 　　又称为干式冶金，把矿石和必要的添加物一起在炉中加热至高温，熔化为液体，生成所需的化学反应，从而分离出粗 金属 ，然后再将粗 金属 精炼。 　　湿式冶金（Hydrometallurgy） 　　湿法冶金这种冶金过程是用酸、碱、盐类的水溶液，以化学方法从矿石中提取所需 金属 组分，然后用水溶液电解等各种方法制取 金属 。此法主要应用在低本位、难熔化或微粉状的矿石。现在世界上有75％的锌和镉是采用焙烧-浸取-水溶液电解法制成的。这种方法已大部分代替了过去的火法炼锌。其他难于分离的 金属 如镍-钴，锆-铪，钽-铌及稀土 金属 都采用湿法冶金的技术如溶剂萃取或离子交换等新方法进行分离，取得显著的效果。想要了解更多关于贵 金属 冶炼的资讯，请继续浏览上海 有色 网（ www.smm.cn ） 有色金属 频道。 

金属锑为银白色，属六方晶系，很容易结晶，常生成斜方六面体晶形，由液态凝固时，如有熔渣覆盖防止氧化，其表面往往生成凤尾草状花纹，故有星锑之称。     锑能与许多金属熔成合金，重要的含锑合金有蓄电池铅板，轴承和金，锡锑合金，电缆包皮合金及各种硬铅。锑与铝、镓、铟的合化物为主要的半导体材料。     炼锑的主要矿物原料为辉锑矿（Sb2S3）。     生产原理     对含锑高于12%的硫化锑矿石，多采用挥发焙烧，先提制三氧化锑，然后再进行还原熔炼以获得金属锑。生产流程中的主要化学反应为：   2Sb2S3+9O3=2Sb2O3+6SO2 Sb2O3+3C=2Sb+3CO Sb2O3+3CO=2Sb+3CO2

稀贵 金属 冶炼是一种提炼技术，用于焙烧、熔炼、电解以及使用化学药剂等方法把矿石中的 金属 提取出来；减少 金属 中所含的杂质或增加 金属 中某种成分，炼成所需要的 金属 。稀贵 金属 冶炼分类　　冶炼分为火法冶炼、湿法提取或电化学沉积火法冶炼（Pyrometallurgy）　　又称为干式冶金，把矿石和必要的添加物一起在炉中加热至高温，熔化为液体，生成所需的化学反应，从而分离出粗 金属 ，然后再将粗 金属 精炼。湿式冶金（Hydrometallurgy）　　湿法冶金这种冶金过程是用酸、碱、盐类的水溶液，以化学方法从矿石中提取所需 金属 组分，然后用水溶液电解等各种方法制取 金属 。此法主要应用在低本位、难熔化或微粉状的矿石。现在世界上有75％的锌和镉是采用焙烧-浸取-水溶液电解法制成的。这种方法已大部分代替了过去的火法炼锌。其他难于分离的 金属 如镍-钴，锆-铪，钽-铌及稀土 金属 都采用湿法冶金的技术如溶剂萃取或离子交换等新方法进行分离，取得显著的效果。化学反应　　利用某种溶剂，借助化学反应（包括氧化、还原、中和、水解及络合等反应），对原料中的 金属 进行提取和分离的冶金过程。湿法冶金包括4个主要步骤：①用溶剂将原料中有用成分转入溶液，即浸取。②浸取溶液与残渣分离，同时将夹带于残渣中的冶金溶剂和 金属 离子回收。③浸取溶液的净化和富集，常用离子交换和溶剂萃取技术或其他化学沉淀方法。④从净化液中提取 金属 或化合物。　　湿法冶金在锌、铝、铜、铀等工业中占有重要地位，世界上全部的氧化铝、氧化铀，大部分锌和部分铜都是用湿法生产的。湿法冶金的优点在于对非常低品位矿石（金、铀）的适用性，对相似 金属 （铪与锆）难分离情况的适用性；以及和火法冶金相比，材料的周转比较简单，原料中有价 金属 综合回收程度高，有利于环境保护，并且生产过程较易实现连续化和自动化。想要了解更多关于稀贵 金属 冶炼的资讯，请继续浏览上海 有色 网（ www.smm.cn ） 有色金属 频道。

金属 硅冶炼介绍：金属 硅（也叫工业硅）是由石英石(二氧化硅)提炼出来的一种工业用硅，可广泛用于电子、光纤、太阳能产品、建筑、医疗、化工、机械和冶金、橡胶以及绝缘材料、高温涂料等工业和民用方面。可以说,硅是继煤炭、石油后能源替代品——太阳能产品不可或缺的原材料。据英国? 金属 导报?报道：未来世界 金属 硅消费量将平均每年增长3.9%以上。日本、美国等西方国家是用硅大户，我国是工业硅生产和出口大国。目前我国虽然有300多家的生产企业，但普遍是6300KVA以下的小型电炉，能耗高、效率低，产能大于２万吨的企业也不过十几家.90年代以前，人们对矿产资源的关注主要集中在稀有 金属 、 有色金属 、煤炭和建筑原料等方面。随着工业和科技的发展，半导体、太阳能、合成 金属 等材料的大量普及使用，使得工业硅的需求逐步上升，特别是硅铝合金、混凝土、防火材料以及硬玻璃加工使用的等外硅需求量更是巨大！目前工业硅的年需求量大于120万吨,出口在60万吨以上,而全国的年生产能力不到100万吨，且大部分是私营小企业生产，加上受电价以及其他因素影响，实际 产量 不足80万吨；高纯度的多晶硅绝大部分还依靠进口（韩国从我们国家进口工业硅，炼成99.9999％的多晶硅后再出口卖给我们）。在“2007循环经济与可持续发展中日研讨会”上，中国光电技术发展中心主任昌金铭教授表示，我国太阳能光伏 产业 虽然发展迅速，但仍将面临硅材料短缺局面。自2004年至今，太阳能光伏 产业 在德国光伏 市场 的带动下呈现超常规发展， 市场 容量快速扩大，2006年世界光伏电池 产量 增加了42％，这导致对多晶硅原料的需求飞速增长。在此期间，高品位的太阳光能级硅材料直接供应 价格 增长了２－５倍， 市场 采购 价格 更是增长了８－10倍左右。由于硅原料 产业 投资大，建设周期长，目前计划中的产能需要相当时间才能实现。因此，当前硅原料短缺的情况还将持续数年。更多有关 金属 硅冶炼请详见于上海 有色 网

   金属硅冶炼需求增大，金属硅广泛应用于日常及工业生产中。  90年代以前，人们对矿产资源的关注主要集中在稀有金属、有色金属、煤炭和建筑原料等方面。随着工业和科技的发展，半导体、太阳能、合成金属等材料的大量普及使用，使得工业硅的需求逐步上升，特别是硅铝合金、混凝土、防火材料以及硬玻璃加工使用的等外硅需求量更是巨大！目前工业硅的年需求量大于120万吨,出口在60万吨以上,而全国的年生产能力不到100万吨，且大部分是私营小企业生产，加上受电价以及其他因素影响，实际产量不足80万吨；高纯度的多晶硅绝大部分还依靠进口（韩国从我们国家进口工业硅，炼成99.9999％的多晶硅后再出口卖给我们）。  金属硅（也叫工业硅）是由石英石(二氧化硅)提炼出来的一种工业用硅，可广泛用于电子、光纤、太阳能产品、建筑、医疗、化工、机械和冶金、橡胶以及绝缘材料、高温涂料等工业和民用方面。可以说,硅是继煤炭、石油后能源替代品——太阳能产品不可或缺的原材料。  更多关于金属硅冶炼的咨询，请登录上海有色网查询。

在湿法炼锌的净化过程中，经过锌粉的置换沉积而将镉分离出来，以此为质料收回镉。火法冶炼中的大部分搞在焙烧时蒸发进入尘埃中，此亦为收回镉的质料。置换沉积的镉含20-40%Zn, 10-30%Cd,1-20%Cu,首先用锌电解尾液溶解，然后用锌粉里换沉积铜,过滤后用锌粉沉积镉。这种镉为海绵镉，用镉电解尾液溶解，用KMnO4、Ca(OH)2、锌粉净化后，用含镐50-80kg/m’，锌30-70kg/m3,游离硫酸110-140kg/m3的电解液进行电解提取。 最近，因为净化技能的前进.能够得到高纯度的镐的沉积物，沉积物用锌电解尾液溶解后，用KMnO4。中和沉积除掉铅、而后向滤液中浸入锌板，置换分出镉。该海绵福纯度高，脱水、成型，加NaOH溶镉，除锌后铸锭市售。此法比电解提取法工序简洁，特别可得纯度达99.99%的镉。烧结时尘埃中的镉用H2SO4浸出，用锌板从浸出液中置换出镉，所得海绵镉经脱水，成型后熔做，用蒸馏精粹法制得纯镉.

湿法冶炼是将锌精矿焙烧为ZnO，用硫酸溶液(锌电解尾掖)浸出，将所得ZnSO,溶液经过电解提取金属锌的办法。该锌的纯度高达99.997%以上，且此法比火法冶炼简单采纳环保办法，针对一向成为向题的浸出残渣的处理，也发明晰新办法。现在国际出产锌锭的80%，日本锌锭的60%选用湿法冶炼。锌精矿的焙烧运用多膛焙烧炉，现在运用欢腾焙烧炉。在1170-1270K焙烧，则可得到含硫约为1.0%(硫化物形状的硫低于0.5%)的培烧矿。当锌精矿中有铁时，则生成难溶于稀硫酸溶液的铁酸锌(ZnO.Fe3 O3),下降锌的收回率。关于收回这种形状的锌将在今后介绍。炉气含8-10SO2，为制作硫酸的质料。因为焙烧矿也有粗粒，所以在破坏后用电解尾液浸出。浸出办法是用单式的酸性或复式的中性一酸性的接连浸出法。浸出液中的Fe2+经MnO2或空气等氧化，沉积出Fe(OH)3，此刻砷、锑、锗等有害杂质也因共沉而除去。过滤洗刷后，调整泌液为中性送往净液工序。此滤液中除锌外还含有铜、钻、镍、镉，因而，有必要除去这些杂质。开始加锌粉和As203或Sb203,置换沉积铜、钻、镍后除去，用压滤机过滤，滤饼送往炼铜厂。滤液中再加锌粉，置换沉积镉，过滤后的沉积作为镉的质料。滤液送往电解工序。钴和α-亚硝墓β-酚反响生成溶解度小的有机化合物而除去，为削减试剂的用量，在用锌粉彻底除去铜、镉后参加溶液中除钻。净化后原液的标准组成的一例为Zn100-160kg/m3,Mn3kg/ m3 ,Cu3, Cd<0.2g/m3，Co<0.5g/m3，Ni<0.05g/m3，As, Sb,Ge<0.03g/m3, C1<50g/m3,F<10g/m3因冶炼厂各异而多少不同。电解提取是使用锌的氢超电压大，所以净化工序在湿式冶炼中最为重要。该净化后的原液和锌电解液(Zn50-60kg/m3,H2S04150-200kg/m3)混合，为使阴极表面平坦加胶、为避免酸雾加豆饼渣，阳极用Pb-Ag合金(0.7-1.0%Ag)，阴极用铝极，用250-600A/m2的阴极电流密度电解24-48小时，剥掉在铝极上分出的锌，用低频电炉熔融.铸为锌锭。

砷白铜的来历和特性&nbsp; 我国古代有一种砷白铜，它是砷铜合金。这种砷白铜则是中国古代炼丹家的突出贡献。不过他们叫它&ldquo;药银&rdquo;，意思是用丹药点化而成的白银。点化这种&ldquo;药银&rdquo;比冶炼镍白铜要更困难，而且很容易中砷毒。因此炼丹家们为取得这项成就曾付出了很大的代价。　砷白铜是用砷矿石（砒石、雄黄等）或砒霜（As2O3）点化赤铜而得到的。铜中合砷小于10％时，呈金黄色，炼丹家称其为&ldquo;药金&rdquo;（即砷黄铜）；当含砷量等于或大于10％时（砷白铜），就变得洁白如雪，灿烂如银，称为&ldquo;药银&rdquo;。作合金添加剂生产铅制弹丸、印刷合金、黄铜（冷凝器用）、蓄电池栅板、耐磨合金、高强结构钢及耐蚀钢等。黄铜中含有重量砷时可防止脱锌。高纯砷是制取化合物半导体砷化镓、砷化铟等的原料，也是半导体材料锗和硅的掺杂元素，这些材料广泛用作二极管、发光二极管、红外线发射器、激光器等。砷的化合物还用于制造农药、防腐剂、染料和医药等。 　用于制造硬质合金；黄铜中含有微量砷时可以防止脱锌；砷的化合物可用于杀虫及医疗。砷和它的可溶性化合物都有毒。 　　元素辅助资料：&nbsp; 砷中毒表象砷在地壳中含量并不大，但是它在自然界中到处都有。砷在地壳中有时以游离状态存在，不过主要是以硫化物矿的形式存在如雌黄（As2S3）、雄黄（As2S2）和砷黄铁矿（FeAsS）。无论何种 金属 硫化物矿石中都含有一定量砷的硫化物。因此人们很早就认识到砷和它的化合物。以上就是砷白铜的来历和特性，更多信息请详见上海 有色 网

砷黄铁矿是一种复合矿，它含有有色金属和贵金属。跟着这种矿石处理量的添加，迫切需要作出选择，或把砷和尾矿一同弃掉，或把它分选成砷产品和混合产品。 在砷黄铁矿矿石中稀散有色金属的含量有不少到达0.01%～0.15%。在这种矿石中金主要与硫化物呈胶态－低涣散缔合，银则呈磺酸盐存在。与金不同，有色金属和银不总是与砷共生。在采金部分当用化法处理这种矿石时，磺酸盐中向银进入了尾矿，乃至有色金属也丢失掉了。 砷黄铁矿的显着的矿藏学特征和工艺特征，决议了稀散的有色金属和银有必要以优先浮选法富集于供火法熔炼的含砷最低的独自产品中，随后再把金－砷矿藏浮选到精矿中。 矿藏主要有砷黄铁矿、黄铜矿、铁硫砷钴矿。辉铋矿。矿石特点是有色金属和贵金属与砷黄铁矿共生程度很高。为了尽可能地使各矿藏得到别离，矿石磨至96%－0.074毫米粒级。 浮选选用基酸作捕收剂使有色金属和砷别离。在浮选过程中选用脂肪族基酸和芳族基酸可使有色金属和贵金属别离，这些金属与基酸构成实际上无砷的络合物（见表1）。 表1  矿石用基酸作捕收剂的浮选成果产品称号产  率品  位回收率酸称号CuAsCuAs泡沫产品0.646.423.2568.50.50丁二酸槽内产品99.360.0194.5031.599.5泡沫产品0.75.483.063.70.5基醋酸槽内产品99.30.0204.2563.399.5泡沫产品1.153.946.7075.51.7对酸槽内产品98.850.0154.5024.598.3泡沫产品1.04.449.074.01.98间酸槽内产品99.00.0164.526.098.02泡沫产品1.24.105.5082.01.5磷酸槽内产品98.80.0114.4018.098.5某些基酸（以钠盐方式）、丁二酸、基醋酸、磷酸、间酸和对酸的效果比较标明，磷酸（2－酸）是最有用的捕收剂，它可确保泡沫产品中具有较高的金属回收率。 与砷缔合的钴和金是借助于丁基黄原酸钾回收到砷黄铁矿精矿中。矿石用两种捕收剂经两段浮选的成果列于表2中。 表2  用两种捕收剂浮选富集有色金属和砷黄铁矿的成果（%）产品称号产率品    位药剂称号Au 克/吨Ag 克/吨CuBiCoAsAuAgCuBiCoAs泡沫产品Ⅰ2.027.5100.03.114.40.2813.220.180.498.2678.13.75.75磷酸 （pH＞5）－250克/吨 苏打－3公斤/吨 硫酸铜－300克/吨 丁基黄药－120克/吨 T－66－90克/吨 磁酸铜－150克/吨 丁基黄药－150克/吨 T－66－30克/吨 —泡沫产品Ⅱ16.811.81.80.0020.050.8022.872.312.10.57.589.683.4中间产品2.42.11.20.0010.020.2915.51.81.20.040.44.68.10槽内产品78.80.20.20.0010.020.0040.165.36.31.214.02.12.75 游离的有色金属和贵金属被邻酸富集到泡沫产品中，其产率为1.5%～2.0%。在第一次浮选精矿中铜、铋、银档次别离到达3.11%、4.40%、100克/吨，回收率—97%、80%、78.10%和80.4%、该产品中砷回收率为5%，看来要靠浮选选别连生体的砷黄铁矿。 当该矿石在一段混合浮选中仅用丁基黄药时，混合精矿中铜、铋和钴的档次别离为0.8%、0.3%和0.95%。此刻砷含量达35%。第2次泡沫产品是砷黄铁矿精矿，砷回收率为92%，档次为22%～23%。 依据所取得的材料分析，关于砷黄铁矿型含砷量较高的矿石，可引荐运用两种捕收剂的两段浮选流程。在浮选过程中运用基酸能够确保游离的有色金属和贵金属的必定回收率。运用黄药能够辅佐富集砷黄铁矿、黄铁矿及与其共生的金属。

重金属冶炼厂规划(engineeringdesignof heavynon—ferrous metallurgicalworks) 以冶金方法经从选矿富集的精矿中提取铜、铅、锌、镍、钴、锡、锑和等的冶炼厂规划。规划规划包含铜冶炼厂规划、铅冶炼厂规划、锌冶炼厂规划、镍，台炼厂规划、钴冶炼厂规划、锡冶炼厂规划、锑7台炼厂规划和，台炼厂规划，以及重金属，台炼厂质料预备车间规划、重金属冶炼厂收尘设备规划、重金属冶炼厂二氧化硫烟气制酸设备规划。         因为质猜中除主金属外，还别离含有伴生的有价元素，包含重金属铋、镉，贵金属金、银和铂族元素，稀散金属铟、、镓、锗、硒、碲，稀有金属钽、铌和非金属硫、砷等。因而，重金属冶炼厂规划还包含重金属冶炼厂稀散元素归纳收回设备规划。 20世纪以来，跟着机械、电器、化工、航空和航天等现代化工业的开展和科学技能的前进，世界各国相继建立了现代化重金属冶炼工业，我国在50年代后规划建成一批重金属冶炼厂，成为重要的重金属生产国之一。       质料重金属矿石以硫化矿为主，也有一部分是氧化矿，冶炼质料多是经过选矿富集的精矿。各种重金属冶炼的首要质料为：金属类别铜铅锌镉镍锡锑铋冶炼质料主金属含量硫化铜精矿含铜15％～30％硫化铅精矿含铅45％～70％硫化锌精矿含锌45％～55％铅或锌冶炼中间产品硫化铜镍精矿含镍3％～10％氧化镍矿含镍1％～2．5％含钴黄铁矿精矿含钴0．3％～0．5％砷钴矿精矿含钴10％～20％钴土矿含钴0．3％～2％铜或镍钴冶炼中间产品氧化锡精矿含锡40％～60％硫化锑精矿或块矿含锑约55％硫化铋精矿铅冶炼中间产品含铋15％～30％含硫化96％～98％规划规划及产品规划规划首要取决于质料来历和市场需求状况，一个重金属冶炼厂的最大年产金属量可达30～50万t，最小年产金属量为1000t以下。重金属冶炼产品的纯度要求较高，一般应不低于：铜，99．7％～99．97％；铅，99．9％～99．99％；锌，99．5％～99．99％；镍，99．5％～99．99％；镍铁(镍+钴)，30％～48％；钴，98％～99．98％；锡，99％～99．95％；锑，99％～99．85％；铋，99．9％～99．99％；镉，99．9％～99．998％；，99．99％～99．999％。 产品中还包含归纳收回的贵金属和稀散、稀有金属等。硫酸和硫的制品是重金属冶炼厂的首要副产品。 工艺流程因金属种类和质料性质而异，大体可分为火法、湿法和火法一湿法联合三类，须经过具体比较断定，可别离拜见铜、铅、锌、镍、钴、锡、锑和冶炼厂规划。      技能要求首要有：(1)重金属矿藏大多与多种有价元素共生，规划有必要考虑归纳利用；(2)重金属矿藏大多是硫化物，规划有必要考虑硫的收回，排放烟气须到达环保要求；(3)铅、镉、等有毒金属的冶炼，须有严厉的防护措旃；(4)火法冶炼须充分利用质料的反应热，以到达自热熔炼和充分利用烟气余热节约能源的意图；(5)选用必要的检测和操控外表，尽可能完成自动化操作和计算机操控；(6)须有完善的炉渣处理，炉渣归纳利用和弃渣堆存等设备。

HSn70-1锡黄铜是含有微量砷的铜锌锡三元系的a单相黄铜，中国国家标准 (GB5232&mdash;85)分类中列为加砷黄铜。微量砷能抑制脱锌腐蚀，进一步提高合金的耐蚀性能。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 砷黄铜具有良好的力学性能，用于制作换热器和接触腐蚀性液体的导管，特别广泛应用于内陆热电厂制作高强耐蚀的热交换器冷凝管。近年来研究证明，向砷黄铜中添加微量硼、镍等元素，能更好地提高合金的耐蚀性能。砷黄铜有应力腐蚀破裂倾向，对冷加工管材必须进行消除应力低温退火。HSn70-1热压加工时易裂，要严格控制杂质的含量。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 砷黄铜化学成分：锌(Zn)余量,铅(Pb)&le;0.05,铁(Fe)&le;0.10,锑(Sb)&le;0.005,磷(P)&le;0.01,铋(Bi)&le;0.002,锡(Sn)0.8～1.3,砷(As)0.03～0.06,铜(Cu)69.0～71.0,杂质总和％&le;0.3&nbsp;&nbsp;&nbsp; 砷作合金添加剂生产铅制弹丸、印刷合金、黄铜（冷凝器用）、蓄电池栅板、耐磨合金、高强结构钢及耐蚀钢等。黄铜中含有重量砷时可防止脱锌。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 在我国商代时期的一些铜器中有砷，有的多达4%。铜砷合金中含砷约10%时呈现白色，有锡时含砷少一些，也可得银白色的铜。我国古代劳动人民创造了白铜。我国古代有一种砷白铜，它是砷铜合金。这种砷白铜则是中国古代炼丹家的突出贡献。不过他们叫它&ldquo;药银&rdquo;，意思是用丹药点化而成的白银。点化这种&ldquo;药银&rdquo;比冶炼镍白铜要更困难，而且很容易中砷毒。因此炼丹家们为取得这项成就曾付出了很大的代价。砷白铜是用砷矿石（砒石、雄黄等）或砒霜（As2O3）点化赤铜而得到的。铜中合砷小于10％时，呈金黄色，炼丹家称其为&ldquo;药金&rdquo;（即砷黄铜）；当含砷量等于或大于10％时（砷白铜），就变得洁白如雪，灿烂如银，称为&ldquo;药银&rdquo;。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 更多关于砷黄铜的资讯，请登录上海 有色 网查询。&nbsp;

1、置换法产镉从处理镉原料所得含镉溶液中，用锌粉置换出海绵镉并加以精炼制取精镉的进程，为镉生产方法之一。因为电解堆积法出产镉的电耗大(每吨镉耗电约1300kw&bull;h)，许多工厂将电解堆积法改为置换法以节约电能。此法首要用于处理镉渣。工艺流程包含镉渣的浸出、溶液净化、置换、海绵镉精炼和熔铸等进程。2、电解堆积法产镉从含镉原料制得的纯净镉电解液，经电解堆积出产金属镉的进程，为镉出产方法之一。首要用于处理铜镉渣，包含铜镉渣硫酸浸出、锌粉置换沉淀海绵镉、海绵镉溶解造液、镉电解堆积和镉熔铸等进程。

砷　　砷有黄、灰、黑褐三种同素异形体。其间灰色晶体具有金属性，脆而硬，具有金属般的光泽，传热导电，易被捣成粉沫。密度5.727，熔点817℃，加热到613℃便可不经液态，直接提高成为蒸气。砷在空气中加热至200℃时，有萤光呈现，温度更高(400℃)时焚烧，呈蓝色火焰，构成(As2O3)烟雾。游离砷易与氟和氮化合，在加热情况下也与大多数金属和非金属发作反响。砷不溶于水，溶于硝酸和，也能溶解于强碱，生成盐。　　一切的可溶砷化物都有毒，无机砷比有机砷毒性更大，三价砷比五价砷毒性大20倍。出产中严禁用喷水来冷却含砷的热渣和把含砷废渣露天堆积，要有严厉的劳作保护措施。是剧毒的气体，在制备化合物半导体如镓砷磷时，要避免中毒。在空气中的最大容许浓度为0.05ppm。　　砷在地壳中有时以游离状况存在，大多以硫化物方式夹杂在铜、铅、锡、镍、钴、锌、金等矿石中。常见的含砷矿藏有斜方砷铁矿(FeAs2),雌黄(As2S3),辉钴矿(CoAsS),雄黄(AsS)，砷黄铁矿(又称毒砂FeAsS),辉砷镍矿(NiAsS)，硫砷铜矿(Cu3AsS4)等。　　氧化砷的制取：通常是将含砷高(As0.3％以上) 的硫化物精矿在回转窑、多膛炉或流态化炉内于600～700℃焙烧，砷以As2O3蒸腾，蒸腾率可到达90～95％。含砷烟气应在进入收尘器曾经，敏捷经过175～250℃温度区，避免冷凝成玻璃砷而粘结阻塞管道。收集到的烟尘一般含As2O3 1～30％，把它和煤、黄铁矿或方铅矿混合，在反射炉中于500～700℃焙烧，得到含As2O3 90％的粗白砷。粗白砷在反射炉内再提高一次，得到 As2O3含量为99％的精白砷。　　金属砷的制取：一般选用As2O3碳复原法。将白砷与焦炭混合，放入钢罐内，用电炉或其他工业炉，加热至700～800℃，使砷蒸腾，冷凝收回，可得纯度超越99％的金属砷。　　高纯砷的制取：半导体材料（如硅）所需的掺杂剂用砷为99.999％的高纯砷，而化合物半导体（如）则要求砷的纯度到达 99.9999～99.99999％。我国制备高纯砷的工艺流程为：粗砷→氯化→精馏→氢复原，首要提纯进程是精馏。特别是选用砷填料精馏塔，可有效地除掉硫和硒等难除的杂质。　　金属砷首要用作合金添加剂，例如用于出产印刷用合金、黄铜(冷凝器和蒸腾器)、蓄电池栅板（硬化剂）、耐磨合金、高强度结构钢以及耐海水腐蚀用钢等。在铅中参加0.5％的砷，可增加铅的硬度，这种铅用来铸造弹丸。高纯砷首要用于出产化合物半导体如、砷化铟、镓砷磷、镓铝砷等以及用作半导体掺杂剂。这些材料广泛用于制作二极管、发光二极管、隧道二极管、红外线发射管、激光器以及太阳能电池等。　　砷的化合物用于制作农药、防腐剂、染料、医药等。砷的最重要的化合物是，俗称，是烈性，砷的化合物都是有毒的，被很多用于制作无机农药。假如人畜不小心而误中砷毒，可服用新鲜的氢氧化亚铁悬浮液来解毒。砷的其他化合物，如、亚钙、铅、钙、锰等也都是常用的农药。在制作这些含砷农药的工厂里，空气中的含砷量有必要低于0.3毫克／米3。

砷有黄、灰、黑褐三种同素异形体。其间灰色晶体具有金属性，脆而硬，具有金属般的光泽，传热导电，易被捣成粉沫。密度5.727，熔点817℃，加热到613℃便可不经液态，直接提高成为蒸气。砷在空气中加热至200℃时，有萤光呈现，温度更高(400℃)时焚烧，呈蓝色火焰，构成(As2O3)烟雾。游离砷易与氟和氮化合，在加热情况下也与大多数金属和非金属发作反响。砷不溶于水，溶于硝酸和，也能溶解于强碱，生成盐。 一切的可溶砷化物都有毒，无机砷比有机砷毒性更大，三价砷比五价砷毒性大20倍。出产中严禁用喷水来冷却含砷的热渣和把含砷废渣露天堆积，要有严厉的劳作保护措施。是剧毒的气体，在制备化合物半导体如镓砷磷时，要避免中毒。在空气中的最大容许浓度为0.05ppm。 砷在地壳中有时以游离状况存在，大多以硫化物方式夹杂在铜、铅、锡、镍、钴、锌、金等矿石中。常见的含砷矿藏有斜方砷铁矿(FeAs2),雌黄(As2S3),辉钴矿(CoAsS),雄黄(AsS)，砷黄铁矿(又称毒砂FeAsS),辉砷镍矿(NiAsS)，硫砷铜矿(Cu3AsS4)等。 氧化砷的制取：通常是将含砷高(As0.3%以上)的硫化物精矿在回转窑、多膛炉或流态化炉内于600～700℃焙烧，砷以As2O3蒸腾，蒸腾率可到达90～95%。含砷烟气应在进入收尘器曾经，敏捷经过175～250℃温度区，避免冷凝成玻璃砷而粘结阻塞管道。收集到的烟尘一般含As2O31～30%，把它和煤、黄铁矿或方铅矿混合，在反射炉中于500～700℃焙烧，得到含As2O3 90%的粗白砷。粗白砷在反射炉内再提高一次，得到As2O3含量为99%的精白砷。 金属砷的制取：一般选用As2O3碳复原法。将白砷与焦炭混合，放入钢罐内，用电炉或其他工业炉，加热至700～800℃，使砷蒸腾，冷凝收回，可得纯度超越99%的金属砷。 高纯砷的制取：半导体材料(如硅)所需的掺杂剂用砷为99.999%的高纯砷，而化合物半导体(如)则要求砷的纯度到达99.9999～99.99999%。我国制备高纯砷的工艺流程为：粗砷→氯化→精馏→氢复原，首要提纯进程是精馏。特别是选用砷填料精馏塔，可有效地除掉硫和硒等难除的杂质。 金属砷首要用作合金添加剂，例如用于出产印刷用合金、黄铜(冷凝器和蒸腾器)、蓄电池栅板(硬化剂)、耐磨合金、高强度结构钢以及耐海水腐蚀用钢等。在铅中参加0.5%的砷，可增加铅的硬度，这种铅用来铸造弹丸。高纯砷首要用于出产化合物半导体如、砷化铟、镓砷磷、镓铝砷等以及用作半导体掺杂剂。这些材料广泛用于制作二极管、发光二极管、隧道二极管、红外线发射管、激光器以及太阳能电池等。 砷的化合物用于制作农药、防腐剂、染料、医药等。砷的最重要的化合物是，俗称，是烈性，砷的化合物都是有毒的，被很多用于制作无机农药。假如人畜不小心而误中砷毒，可服用新鲜的氢氧化亚铁悬浮液来解毒。砷的其他化合物，如、亚钙、铅、钙、锰等也都是常用的农药。在制作这些含砷农药的工厂里，空气中的含砷量有必要低于0.3毫克/米3。

跟着钢铁工业的快速开展，现在铁矿石资源日趋严峻，一些杂乱铁矿资源正在被大力的开发运用。我国贮藏有很多的含砷铁矿，到1990年国内探明的含砷铁矿储量达18.8亿t。砷作为钢材中的有害元素，对钢材功能发作一系列不良影响。例如，含砷钢在正常轧制的工艺条件下，即氧化气氛中长时刻的高温加热，会呈现表面富集层，构成热加工表面龟裂。它在钢中偏析严峻，促进钢材带状安排的开展，下降钢的冲击韧性，易使钢在热加工进程中开裂。有特殊用处的钢，如石油钻杆钢、大型发电机转子钢、核工业用钢等，乃至要求不含砷。此外，砷及其化合物大都为剧毒物质，对含砷矿石的处理睬带来严峻的环境问题。进行含砷铁矿石脱砷研讨，关于下降砷在冶炼系统中的损害，完成含砷矿产资源的综合运用有着十分重要的含义。 理论分析及实验研讨标明，高炉炉渣及炼钢进程氧化均无法完成脱砷。铁水预处理脱砷本钱较高，合适作为深度脱砷手法，当铁水砷含量较高时，该办法显得并不经济，单纯依托预处理脱砷无法完成含砷铁矿有用运用。矿石中含砷化合物在高温下易分化气化，国内外冶金工作者运用这一特性，选用焙烧和烧结的办法做了很多矿石预处理脱砷的研讨，矿石中的砷含量得到了有用操控。与铁水预处理脱砷比较，气化脱砷具有本钱低价、处理规划大、工艺简略等特色，是开发运用含砷铁矿资源、下降钢材中砷含量的有用途径。 铁矿石气化脱砷工艺主要有球团脱砷、烧结脱砷、氯化脱砷。 球团脱砷：球团矿出产以煤为发热剂，出产温度较高，属弱氧化-复原性气氛，具有气化脱砷的根本条件，在合理的出产工艺条件下，可以取得较高的脱砷率。可是，矿石脱砷率与球团矿抗压强度之间却存在一些对立。例如，球团矿抗强度随氧体积分数添加而上升，矿石脱砷率却与氧体积分数成反比联络；球团矿抗强度与配煤量成正比，但若配煤量过大而导致复原性气氛太强，脱砷率反而下降。因而，怎么完成最大化脱砷一起又确保球团矿质量是该工艺的关键所在。 烧结脱砷：烧结矿出产规划较大，可以很多处理含砷铁矿石；焚烧层及冷却层料温很高，料层高温区停留时刻较长，含砷化合物可以充沛的分化；烧结机底部设有抽风设备，负压操作工艺更有利于砷化物分化气化。此外，烧结出产可选用不同矿石及质料调配运用，可供调理手法较多。但是，烧结脱砷除了上述优势外也具有一些缺陷。例如，现在烧结工艺遍及选用高碱度烧结，这将大大按捺烧结脱砷；烧结进程伴跟着一系列杂乱的物理化学变化，各个工艺参数联络严密、相互影响，模拟实验及工业实验都很难精确取得每个工艺参数对烧结脱砷的详细影响；此外，烧结进程归于“黑箱”模型，关于烧结脱砷机理的深入研讨存在很大难度。 氯化脱砷是在必定温度和气氛条件下，用氯化剂使矿藏质猜中的意图组分转为气相或凝集相的氯化物，以使意图组分别离富集的工艺进程。砷将以低沸点化合物氯化砷(AsCl3)方式气化，AsCl3在温度121.4℃时，蒸汽压即为105Pa，而As4O6分压到达105Pa，需求温度478.8℃，因而AsCl3在焙烧进程中更简单蒸发。此外，AsCl3在高温下不易被氧化，可以有用避免钙、铁等固态砷化物的生成，理论上具有大幅进步脱砷率的可能性。 影响铁矿石气化脱砷的要素有反响温度、反响气氛、矿石中的碱性氧化物和反响时刻等。 单质As熔点为300～320℃，沸点为550～600℃。As2S2等硫化砷熔点为300～320℃，沸点为550～600℃。FeAsS分化温度为510～530℃，FeAsO4分化温度为980～1050℃。跟着温度升高，As2S2、FeAsS、FeAsO4、As2O5等固相砷化物都将逐步分化。而Fe2As、FeAs、FeAs2安稳性则随温度升高而加强，但其仅在低硫势、低氧势的条件下存在。As2S2O气相系统，跟着温度升高，As2S2、As2S3安稳性大大下降，简单发作反响生成As4O6及SO2。 在氧化性气氛下砷化物将以As4O6方式气化，但若氧势过高则简单发作反响，构成As2O5、FeAsO4固相产品而下降脱砷率。 在氧化性气氛下，As4O6可以与CaO等碱性氧化物发作反响生成安稳的盐而下降脱砷率。 在混合气体流量为200L/h(空气∶氮气=1∶1)、焦粉配入量6%、反响温度1100℃的条件下，反响进行到3min时脱砷率已达90%以上，随时刻的延伸脱砷率持续添加；恒温时刻在8～15min内，脱砷率均达95%以上，且15min时脱砷率到达最大；恒温时刻大于15min后脱砷率添加不明显或反而下降。 跟着矿石的日趋贫化及资源的日渐干涸，加大对我国含砷铁矿的开发和运用契合我国国情和钢铁开展的需求，具有重要的现实含义。现在，经过选用合理的脱砷工艺，铁矿石中的砷质量分数得到必定操控，根本可以满意高炉出产要求。但进一步进步铁矿石脱砷率有必要研讨各个工艺条件下的脱砷机理，树立热力学、动力学理论，特别是进行含砷化合物在不同条件下固态-气态-固态转化机制相关研讨。此外，氧化砷、氯化砷、硫化砷等气化脱砷产品均属剧毒性气体，直接排放将带来严峻的环境问题。因而，铁矿石脱砷还应加强含砷废气的无害化处理及收回运用相关研讨。

砷的化学性质首要取决于其氧化状况，即三价砷和五价砷。 1.三价砷As3+，其固态物料常见以As2O3方式存在，液体中则以砷化物——亚的阳离子存在。结晶盐常见、亚银和亚铜等。亚的解离如下：2.五价砷As5+，见以As2O5方式存在。五价被结晶为三元酸，用2AsO4H3 •H2O分子式表明。 在溶液中的解离平衡：砷由磷的电子结构及原子半径相类似，因此这两种元素的化学性质亦十分类似，尤以五价正酸的酸度简直相同，因此可利用这些性质来改进从水中除砷的功率。自然界的砷矿藏首要有硫砷铜矿(Cu3AsS4)、三硫化二砷或称雌黄(As2S3)、砷钴矿(CoAsS2)、砷黄铁矿或称毒砂(FeAsS)等，这些矿藏的pH值呈中性，微溶于水，当经过化学处理收回有用共生元素金时，将转为易溶的砷化合物。如对硫化矿收回金的工艺过程中，矿石进行酸化焙烧，砷则变为细粉末状的亚砷氧化物，经过气相和焙烧矿化而溶解于液相需进行处理，不然对环境形成污染。

锡冶炼进程有价金属的收回 在焊锡电解精粹进程，铅成为氯化铅沉积，与不溶的锑、砷、铋、铜、银同时留在阳极泥中，铁、铟溶于电解液中。熔铸阴极锡时，夹藏的电解液也随之蒸腾浓缩漂浮在锡液上面，称为“油头”。“油头”含铟和锡，可用溶剂萃取法收回。阳极泥用氯化蒸馏法处理，产出的二气体冷凝后，回来作电解液;留在氯化锅中的粗铅，经电解精粹得电铅，并可从铅阳极泥中收回锡、铋、银等。 反射炉烟尘回来，进行二次还原熔炼，使锡、铅还原成金属，锌、铟、镉、锗富集在二次烟尘，再从中收回。熔析渣经焙烧后回来熔炼，焙烧所得烟尘用蒸馏法提取白砷。脱铜渣经浮选，得铜精矿和细粒锡产品。铜精矿经氧化焙烧、硫酸浸出、浓缩结晶产出结晶硫酸铜。我国有些锡矿从炼锡炉渣中收回钽、铌、钨。

柳州冶炼厂流态化炉焙烧锡精矿的高砷烟尘成分见表1。该厂本来用火法出产白砷，将此烟尘先压制成椭圆形团矿，天然枯燥后放于方形料篮里，吊入蒸馏炉内加热至600～700℃，炉内压力为-20～-30Pa，蒸馏8h，砷蒸发率80％～95％，产出纯度为96％的白砷，残渣含砷5%～8%。可是蒸馏车间内砷蒸气超支严峻，污染环境，因而展开湿法提取优质白砷的研讨。1987年11月，该法已完成了每周期投料50kg烟尘，日100kg白砷的半工业性实验，其准则流程见图1中。半工业性实验所用烟尘的化学成分和砷的物相分析见表2。  表1  柳州冶炼厂锡精矿焙烧烟尘的成分序号AsSnSbFeSPbZn1 235.94 48.858.16 3.713.36 4.189.45 6.181.07 1.025.52 4.321.12 0.22       首要设备    浸出槽        夹套加热的500L珐琅反应罐    真空吸滤盘    ￠1100mm ×（600＋100）mm    中和槽        规格与浸出槽相同    离子交换柱    ￠200mm ×3000mm，内有￠120mm ×3000mm的加热管。每柱可装45kg（湿基）树脂    列管蒸发器    不锈钢焊制，加热面程4m2，容积约800L    冷却结晶槽    规格与浸出槽相同    离心脱水机    SS-600型，用于白砷晶体脱水    远红外线加热炉   CB80-18型烘箱，主动控温80℃，用于白砷晶体烘干    首要技能条件：    浸出：两段热水浸出，液固比7：1。渣率66.57%，渣成分（%）为：4.81As，38.19Sn，3.04Sb，6.02Pb，1.65Zn，13.19Fe。    净化：因为浸出液PH＝5，已挨近中性，故省略中和作用，仅经过中和过滤，滤液清亮。操控必定温度，让中和滤液经过离子交换柱脱杂，随后进行活性炭脱色，以保证产品皎白度。    首要技能经济指标：    烟尘含砷    24.31%      砷浸出率    85.57%    白砷直收率   73.26%     白砷总回收率   80.03%    砷的平衡率   98.80%    产品：    白砷含As2O3大于99%，其间特级品（As2O3大于99.5%）占78.7%    湿法与火法产出的白砷质量比较列于表3。  图1  从含锡高砷烟尘湿法提取优质白砷的准则流程   表2  含锡高砷烟尘的化学成分和砷的物相分析成分AsSbSnPbZnFeSSiO2%24.312.1325.174.251.178.671.254.30砷的物相类别As2O3As2O3或盐%21.061.95成分CaAlMgMnCdCBiCuTiO2%1.420.420.280.390.0651.130.130.051.71砷的物 相类别硫化砷总砷理论浸出率%1.3024.3186.63表3  湿法与火法产出的白砷质量比较工艺类别烟尘 含砷 / %总产品中各级品占百分数/ %白度/ %浸出渣 含砷/ %特级品一级品二级品三级品四级品＞99.599.5~9999~9898~9797~95湿法工艺 电热回转窑法 电弧炉法 蒸馏炉法24.31 45~5778.7 4.1521.30 12.24  18.66  37.56  27.5980~100 65~855± 14~1795%~99% As2O3 （无白度和分级数据） 92%~95% As2O3 （无白度和分级数据）

在有色金属厂商归纳处理质料进程中，不管从技术上，仍是多经济上考虑，砷总是-种最有害的杂质。直到现在为止，关于所处理质料的各种产品中的砷散布状况仍难以进行核算。现在，正在研讨各种产品中的砷散布状况仍难以进行核算。现在，正在研讨各种产品中的砷散布和脱砷以及使砷以合格产品方式加以收回的办法。表1为各种矿石的选别产品中的砷散布状况。 在选别多金属矿石时，约有84.7%的砷仍留在尾矿中。在很大程度上，可将砷收回到铅精矿中，即约占原矿中砷总量的7.8%。在铜矿石和铜-锌矿石的选别进程中，砷将进入铜精矿，其量约为原矿中砷含量的30.1%。在选矿进程中砷收回串高的原因或许在于；砷在矿石中是以黝铜矿、含硫酸盐和砷黄铁矿形状存在。 铜精矿中含有0.5~1.0%的砷，而选别多金属的锡矿石时所得之精矿中含砷为5~8%。 大大都矿石（例如，多金属矿石，锡矿石、大都的铜矿石和铜-锌矿石）选别后的终究尾矿都不需求脱砷，或许可用硫化-硫酸法很容易地脱除砷。 因而，寻觅抱负的办法使砷进入终究尾矿中，然后下降精矿中砷含量，对铜选矿厂的联系极大。下降精矿中砷含量，就能大大削减砷在本厂内或各厂之间的循环。这样将能削减冶金厂商中用于捕收含砷废料及脱砷的基建出资和出产费用。 砷在铅、锌、锡、镍和钴等产品中的散布状况见表2。有必要指出，进入循环产品中砷的数量是很大的。在铅出产进程中，这部分砷的数量特别大，约为进入炼铅厂中砷总量的62.1%。    大部分砷（占总量的62.4%）随铜精矿和含金精矿进入冶炼厂。将精矿通过冶金处理取得粗铜时，绝大部分砷转入气相中，其量约占50~70%。因而，炼铜厂假如没有对废气进行精除尘和卫生净化系统，那么排人大气中砷的数量会是很大的。为了削减炼铜厂中的砷排出量，就需求尽量采纳有用的对废气进行精收尘和卫生净化以及对硫酸出产的洗涤液进行净化的办法。这个问题关于阿拉维尔迪采矿-冶金公司和中乌拉尔炼铜厂来说，尤为尖利和火急。有关在铅和铜的出产中，砷在厂内循环的状况（见表3）具有很大实际含义。在炼铅厂中，大部分砷与烟尘和含铜浮渣一同作为循环料回来，而在炼铜厂中，砷则与烟尘和熔渣-起作为循环料回来。烟尘的处理已成为一个独立的问题。为了解。决这个问题，还需求拟定一些新的和行之有用的办法以求能归纳处理烟尘和脱砷。 现在，炼钢厂和炼铅厂的烟尘脱神处理是一个本钱最高的作业。虽然烟尘中铜，锌、铅的含量等于或许超越砷的含量，可是这一作业所需之费用要比从烟尘中收回铜，锌、铅的费用高2~4倍。用来别离砷的出产费用约占其总费用的20%，所需的出资占总出资的10%。  由于在粗铅脱铜进程中所得到的含铜浮渣中含铜不超越10%，所以一些冶炼厂往往把这些含铜浮渣回来熔炼。为了削减砷在炼铅厂内的循环，最好是拟定 一个脱铜工艺，以便从粗铅中使神最大极限地转入含铜浮渣中。然后再对其进行处理和对所得之终究含砷产品进行脱毒。 在独自的循环中处理烟尘和含铜浮渣可以使砷在厂内的循环量削减50~60%，使各工厂之间的砷循环量削减45~55%。 最为经济和有发展前景的办法是不只能对含砷废料脱毒，并且在此基础上又能得到合格的含砷产品。归于这类产品的有：，防腐剂、木质防腐，用来维护海船壳体的涂料，中间合金等等。但在现阶段，为了扩展合格含砷产品的品种和增加对砷及砷化合物的需求量，各中心有关部和机关有必要处以满足的注重和有力的合作。 从含砷废猜中以微毒产品的方式别离砷和含砷废料的脱毒，对国民经济具有严重的含义。砷的硫化物或许铁砷黄渣是砷的最抱负的方式。在这些化合物中，砷的含量分别为35~50%和45~50%。最抱负的办法是使砷呈铁砷黄渣状况产出。 这是由于铁砷黄渣不会使与其触摸的水的污染程度超越容许的极限，并能存放在露天库场中保存。一起铁砷黄渣在将来有或许成为出产合格含砷产品的质料。 拟定和完成脱砷的合理办法和制成合格砷产品就能确保有色冶金部分和整个国民济经部分的经济效益进 一步增加，从根本上下降对周围环境的污染程度。

摘要介绍了我国砷矿资源的特色、除砷的必要性及含砷矿石难选的原因，总述了近年来国内外含砷矿石除砷的研讨发展情况，并对各种除砷的药剂和工艺等进行了分析与讨论，提出了发展方向和趋势。砷在国际范围内广泛存在，地壳中砷的丰度约2g/t，因为砷归于亲硫元素，不少硫化矿都伴生有砷。自然界砷矿藏约有150多种，首要为毒砂和砷黄铁矿，大多见于高温文中温热液矿床，并且常常与黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿、辉锑矿、方铅矿、闪锌矿、锡石等硫化矿藏和贵金属金银亲近共生。此外，硫砷铜矿和斜方砷铁矿也较常见。据统计，国际上有15%的铜矿资源砷与铜之比为1：5，有5%的金矿资源砷金比达2000：l。而简直在所有的情况下，砷都是不期望有的杂质。选矿中砷的存在，不只影响了精矿产品的质量。晦气销价与供应，一同也影响了后续的冶金处理进程，并带来了严峻的环境问题。跟着环境立法的日趋完善与严厉，对冶炼精矿产品中所答应的砷含量也日趋下降。我国有关质量标准规则冶炼精矿中As l含砷硫化矿的除砷研讨发展 1.1 含砷铜矿与硫化铜矿的别离铜砷别离是选矿范畴的一大难题，国内外对铜砷别离进行过许多研讨。铜精矿中砷的来历首要有3种途径：①砷以类质同象方式存在于铜矿藏中，选用浮选无法别离，但一般对铜精矿含砷影响不大;⑦含砷铜矿藏如硫砷铜矿、砷黝铜矿等在铜精矿中富集;③含砷矿藏(首要是毒砂)的混入。硫砷铜矿(Cu3AsS4)是最常见的含砷铜矿。因为硫砷铜矿和其伴生的硫化铜矿(铜蓝Cu2S、辉铜矿cuzs、黄铜矿CuFeS2等)表面性质相似，可选性也十分挨近，因而在惯例的浮选流程中，含砷铜矿会不行防止地跟着其它铜矿藏进人精矿中。处理含砷铜矿的存在问题可从两处着手：即在浮选铜矿藏时按捺硫砷铜矿，或是在终究铜精矿中挑选性除掉硫砷铜矿。许多学者研讨了硫砷铜矿的电化学性质及浮选特性。几个学者提出了硫砷铜矿与黄药反响的成果。H.龚为找出硫砷铜矿的最佳浮选电位，研讨了硫砷铜矿在戊基钾黄药(PAX)中的电位和潮湿性。Tajadod和Yen就报导过，在一般混合浮选条件下，用黄药做捕收剂，硫砷铜矿和黄铜矿的表面特性和浮选性质简直相同，惯例的按捺剂如石灰、、硫化物以及都不能有用地完成硫砷铜矿和硫化铜矿的别离。他们曾简略说到经过MAA(镁铵良合物：0.5M六水氯化镁、2.0M氯化铵、1.5M氢氧化铵混合而成)来下降铜精矿中砷的含量。sH Castro和SHonores经过丈量硫砷铜矿的Zeta电位、甄砷铜矿的静电位和哈利蒙特管实验，研讨了硫砷铜矿的表面性质和可浮性，以为硫砷铜矿是一种易于被被黄药浮选的磺酸盐矿藏，其表面存在的硫代盐基团使它在碱性介质中比铜的其它硫化物更能阮抗氧化剂的按捺。有关操控矿浆电位，浮选脱除硫砷铜矿的研讨成果现已宣布。这些成果标明，调理矿浆电位，可将硫砷铜矿与硫化铜矿浮选别脱离。W T Yen和JTajadod就研讨了硫砷铜矿和黄铜矿的两种优先浮选办法，有用地完成了黄铜矿的脱砷作业，其一是黄药用量为20 mg/L，电位一250mV，pH=9.0，按捺黄铜矿而反浮选硫砷铜矿;其二是在相同的pH和黄药浓度下，选用250mg/L的MAA按捺硫砷铜矿浮选黄铜矿。Jaime和Cifuentes也企图经过改动矿隙电位来下降铜精矿中的砷含量，选用这种办法，砷的档次由0.72%降到0.32%。但操控矿浆电位浮选办法在工业上运用的挑选性不高。硫砷铜矿还有一个显着性质是它能反抗强氧化剂的按捺作用。据此，Hunch(1993年)申请了一项用H202和其它氧化剂挑选性地氧化按捺辉铜矿，从辉铜矿铜精矿中挑选性浮选硫砷铜矿的专利。而D.Fomasiero等则以矿藏的挑选性氧化位为根底，提出了挑选性氧化一溶解别离法：在弱酸性介质(pH=5.0)顶用H202挑选氧化，或在碱性介质(pH=11.0)用H202氧化后接着添加EDTA(强络合剂乙二铵四醋酸)挑选性除掉表面氧化物，能够很好地将含砷铜矿和硫化铜矿别离。XPS分析成果标明：用H2O2能很好地别离这些矿藏是因为含砷矿藏遭到的氧化程度比不含砷矿藏要强。此外值得一提的是，细菌浸取技能在除砷方面的运用。细菌浸取铜精矿中硫砷铜矿的原理为：在H20和02存在的条件下，在氧化亚铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌及氧化铁铁杆菌及复合细菌作用下，硫砷铜矿发作直接浸出反响：Cu3AsS4+6H20+1302→4H3AsS04+4CuS04.北京有色金属研讨总院的温建康等经过对我国某含砷低档次硫化铜矿的浮选精矿的细菌浸出实验研讨，指出经过选育优秀浸矿菌种，可有用地直接提取铜精矿中的硫砷铜矿1.2含砷矿藏(毒砂)与(含金)硫化矿的分选 以毒砂为主的含砷矿藏与(含金)硫化矿的别离是选矿作业者一向研讨也是比较扎手的课题。 1.2.1毒砂的可浮性研讨研讨标明：毒砂在中强碱的水一气介质中易氧化，表面生成相似臭葱石[Fe(AsO4)·2H20]结构的亲水膜，尤其在氧化剂存在时，将会激烈促进这一盐的构成。此亲水膜能阻挠黄药捕收剂的吸附，然后大大下降了毒砂的可浮性，在pH=6-11间呈直线下降，pH=9.5时就根本不行浮，pH>11时则彻底受按捺。 1.2.2毒砂与(含金)硫化矿分选的浮选药剂研讨发展 浮选新药剂首要是研讨高效、低成本、无毒或少毒混合药剂。(1)高挑选性捕收剂。毒砂与(含金)硫化矿浮选别离的捕收剂的研讨着重于高挑选性捕收剂的研讨。所用捕收剂首要有巯基阴离子型、硫代酯类和基酸类捕收剂。众所周知，在黄药保存时构成的三硫代碳酸盐类化合物会下降黄药在硫化矿藏表面上构成金属的才能。烷基三硫代碳酸盐(R—s—CS—SNa)能够从毒砂矿藏表面上排出黄药，下降它的疏水性。美国的一些学者申请了归于烷基或芳基三硫代碳酸盐类浮选药剂的专利。BA钱图里亚以丁基与过量的丙稀氯醇为根底制取了新式IIPOKC药剂，它由丙稀基三硫代碳酸盐(11TFK)和丙氧基化硫化物(OIIC)组成，IIPOKC药剂的组分固着在毒砂的表面上，下降了毒砂的可浮性，阻挠了黄药在毒砂表面上的吸附使其表面亲水。在含金黄铁矿和毒砂的浮选时，在黄药前添加IIPOKC药剂可按捺毒砂和进步黄铁矿的可浮性。孟书青等在研讨高砷多金属硫化矿浮选降砷时，发现乙硫氟和胺醇黄药具有相同的作用，使历年出产的含砷3.00%的铜精矿降砷至0.50%左右，并以为这两种药剂与黄药别离以3：5混合运用比独自运用作用更佳。法国选用钾黄药和巯基并噻唑浮选含金毒砂矿石，金精矿档次得到大幅度进步。唐晓莲等人在研讨黄铜矿和毒砂的分选时，发现甲基硫酯具有显着的挑选性，是铜砷别离的有用捕收剂，而黄药简直没有挑选性。基酸类捕收剂运用于硫化矿的除砷研讨报导多见于国外。前苏联学者运用基酸类捕收剂从黄铁矿——砷黄矿矿石中浮选有色金属硫化矿，发现联合运用挑选性基酸类捕收剂和电解溶液，能够进步别离浮选精矿中有色金属的收回率，并能够把少数的有色金属和贵金属从黄铁矿和砷黄铁矿的主体矿石平分选出来。(2)石灰组合型按捺剂。毒砂与硫化矿藏有不同的临界pH值。石灰是常用的碱性pH调整剂，又可促进矿藏表面溶解或氧化。B.Bali和R.S.Rich-ard以为石灰首要经过阻挠硫化矿藏表面双黄药的构成而到达按捺硫化矿的意图的。但是，单一石灰法在毒砂或硫化矿遭到活化或按捺时，其作用往往欠安。所以，石灰常常与其它药剂混合运用以到达较好的按捺作用。童雄等人将石灰与铵盐(硝酸铵、氯化铵)一同参加矿浆中，发现黄铁矿因受铵盐的维护不受按捺，而毒砂则因石灰的按捺而失掉可浮性。将石灰与钠混用，使毒砂在溶有石灰的矿浆中被钠按捺，而硫化矿则依然坚持浮游状况。关于石灰与硫酸铜联合用药，一般以为：被铜离子活化的毒砂在用石灰调整的矿浆中能坚持浮游才能，黄铁矿则因石灰的作用处于按捺状况;或许在石灰的矿浆中参加硫酸铜，能够使被按捺的毒砂康复可浮性，而黄铁矿依然处于按捺状况。研讨标明：当原矿中含许多次生铜矿藏时，可选用石灰与共用，此刻S-与Cu2+生成难溶沉淀物，然后消除了cu2+的活化作用。贺政等人以为进步矿浆pH值对锌砷别离有利，因为闪锌矿浮选的最佳pH值是9—12，而在这种pH值下毒砂表面易构成FeAsO4和Fe(OH)3，然后有用地阻挠了Cu2+在表面的吸附。北京矿冶研讨总院纪军经过将CaCI：和石灰联合运用，摆脱了Cu2+对砷黄铁矿的活化作用，完成在中性和弱碱性矿浆中砷黄铁矿和多金属硫化矿的别离，在原矿含砷高达5.17%的情况下，铅、锌精矿中的砷含量别离降至0.44%和0.35%。(3)氧化剂型按捺剂。毒砂比较简单氧化，长期拌和或加各种氧化剂可激烈按捺毒砂的可浮性。氧化剂品种许多，常见有、、二氧化锰、漂、过氧二硫酸钾(K2S2O8)、次、重等。用或次作氧化按捺剂按捺预先活化的砷黄铁矿，发现当pH值大于7时，氧化剂对砷黄铁矿的按捺作用得到了加强，强的氧化剂能够按捺预先浮选的砷黄铁矿。在酸性条件下，作氧化剂时，选用十二烷基磺酸钠，从黄铁矿和毒砂的混合精矿中浮选含金毒砂，作用杰出。MJ VBeattie等用或许次作氧化剂按捺剂，用作调整剂，导致砷黄铁矿表面氧化构成铁的氢氧化物薄膜，然后按捺了它的可浮性，完成了对砷黄铁矿的别离。别的，进步矿浆温度可加快氧化进程。许多实验作业标明，操控温度在40-50℃，能够强化对毒砂的按捺。(4)碳酸盐型按捺剂。首要包含碳酸钠和碳酸锌。运用碳酸钠作按捺剂，它对黄铁矿等硫化矿表面的氧化产品有必定的清洗作用(溶解作用)，然后活化黄铁矿等硫化矿，使硫化矿与砷矿藏的可浮性差异增大，大大加强了别离的作用。而对碳酸锌而言起作用的实际上是胶体碳酸锌。明景范等发现：当硫酸锌与碳酸钠以必定比倒混合配制成胶体碳酸锌作按捺剂时，能取得满足的按捺毒砂的作用。朱申红又发现不管碳酸钠和硫酸锌的配比怎么，对含金黄铁矿的浮选没有影响，并且发现碳酸钠和硫酸锌适宜的配比应在硫酸锌含量30.00%以下比较适宜。李广明等联合运用碳酸钠和漂，发现能够强化对毒砂的按捺，恰当操控药剂的参加次序，能够改善或活化黄铁矿的浮选。(5)硫氧化合物类按捺剂。将硫氧化合物类药剂运用于抑砷已有许多报导，在工业上也有所运用。这类药剂首要有钠、硫代硫酸盐、、过氧二硫酸钾以及+等。钠就是黄铁矿和毒砂别离中常用的、价廉的有用无机调整剂，它能够有用地抑砷。研讨标明：运用过氧二硫酸钾氧化剂按捺砷黄铁矿，这种办法比用许多的石灰或许在石灰的碱性介质中处理砷黄铁矿作用要好得多。朱申红等在氧化法别离含金黄铁矿和毒砂的研讨中发现过氧二硫酸钾作按捺剂时，其氧化才能适中，挑选性较强，且别离浮选不受氧化时刻影响，能够较好地完成两种矿藏的别离。罗小华经过对以含毒砂为首要砷矿藏的硫化铜进行细磨以及对粗精矿再磨，完成了钠对毒砂的充沛按捺，进步了除砷作用。(6)有机按捺剂的研讨。有机药剂价廉且对环境友好，用来作按捺剂的研讨日益遭到选矿作业者的注重.例如，糊精、腐植酸钠(铵)、丹宁、聚酰胺、木质素磺酸盐及其混台物在已在硫化矿除砷中有所运用，并且取得了满足的作用，展现了有机按捺剂夸姣的运用远景。一同人们发现，有机按捺剂和无机按捺剂组合运用，作用更显着。刘四清运用烤胶与硫酸钠组合对毒砂进行按捺，取得了满足的金精矿。王湘英在研讨含金黄铁矿和毒砂时，运用有机小分子按捺剂，发现H23与未经cu2+活化的毒砂表面发作化学反响，而与含金黄铁矿则没有反响，她以为H23归于硬碱类药剂，毒砂是比含金黄铁矿稍硬的酸，硬酸对碱具有更强的亲和力，这是H23挑选性按捺毒砂的原因。 1.2.3含砷矿藏(毒砂)与(含金)硫化矿分选的其它研讨发展近年来，在浮选技能和联合工艺方面也有必定的发展。例如，选用电位操控含金砷硫化矿的浮选，用氮气替代空气能够精确操控矿浆电位。金矿藏浮选时，砷矿藏能到较好的按捺。又例如，在碳酸钠介质中，充入空气，能够有用进步砷黄铁矿的可浮性。Matsuoka Lsao等选用通电氧化法脱除铅锌精矿中的砷，发现这种办法相同适用于黄铁矿、黄铜矿等硫化矿与毒砂矿的别离。 A MAbeidu等用含镁化合物作黄铁矿与黄铜矿、毒砂别离的调整剂，发现它能够挑选性地按捺毒砂与黄铜矿，而对黄铁矿没有按捺作用。 2含砷金矿的除砷研讨发展含砷金矿石的处理，根本上能够概括为2种办法：①含砷量低且毒砂中含金较少的矿石，用浮选法脱砷，即浮选别离硫化矿与毒砂(此类含砷金矿的脱砷浮选可拜见1.2章节，在此不再论说);②含砷较高并且毒砂中含金较高的矿石(多为含砷难处理金矿型)，经过浮选得到含砷金精矿，再按相应的工艺脱砷。2.1含砷难处理金矿脱砷研讨发展在黄金提取范畴，因为易选金矿资源的不断削减，含砷难浸金矿已逐步成为提金的首要原料。统计资料显现，含砷难浸金矿的开发与运用，将成为国际黄金产值大幅添加的要害。因而，对含砷难浸金矿中金的收回研讨，各国均说到重要日程。在我国，含砷金矿在黄金矿产资源中占适当份额。自20世纪70年代中期以来，已相继在全国16个省区发现了此类金矿。其间，在湖南、云南、贵州、四川、甘肃、新疆等省区都发现了大中型砷金矿，但适当部分为含砷的微细粒浸染型金矿，如湖南的黄金洞、四川的东北寨、贵州的丹寨、甘肃的坪定和久源、新疆的哈图等金矿。因为此类含砷金矿(和浮选含砷金精矿)中金呈显微或次显微金，嵌布粒度十分细，赋存于毒砂或黄铁矿等硫化矿的晶格中，而机械法很难到达单体解离，毒砂又会发作化学搅扰，全泥化或浮选精矿直接化不只使金的浸出率很低，并且形成精矿含砷很高。针对含砷难处理金矿的工艺矿藏学特性，可从3处着手：①强化或改善化条件;②进行脱砷预处理;③选用非化法，防止搅扰化进程的物质的晦气影响，如硫代硫酸盐、法等。现在，强化或改善化条件的研讨还没有实质性发展，所以各国均致力于脱砷预处理和非化法的研讨。 2.2含砷难处理金矿的脱砷预处理研讨发展(1)焙烧氧化法脱砷。焙烧氧化法是工业中运用较广的脱砷硫法。现在，焙烧法首要有欢腾炉焙烧和回转窑焙烧两种，设备方面从单膛炉发展到多膛炉，由固定床焙烧发展到流动态欢腾焙烧直至闪速焙烧。工艺方面从一段焙烧发展到两段焙烧，从运用空气焙烧到富氧焙烧。许多学者都对焙烧脱砷法进行了许多的研讨：熊大民等在维护性气体条件下对高砷金精矿进行的焙烧新技能实验研讨，脱砷率达97.32%，一同他们选用溶解硫然后收回硫，以高纯氢复原硫化砷制取金属砷。我国湖南黄金洞的含砷精矿选用了两段回转窑焙烧脱砷工艺。该工艺在缺氧的气氛下脱砷，脱砷率达99.16%，在有氧的气氛下脱硫，产出的多孔焙砂化浸出率可达93%。但焙烧法在处理进程中排放了必定量的粉尘和砷尘，跟着环保认识的日益增强，它的运用将会不断遭到限制。眇的研讨中发现过氧二硫酸钾作按捺剂时，其氧化才能适中，挑选性较强，且别离浮选不受氧化时刻影响，能够较好地完成两种矿藏的别离。罗小华经过对以含毒砂为首要砷矿藏的硫化铜进行细磨以及对阻精矿再磨，完成了钠对毒砂的充沛按捺，进步了除砷作用。(6)有机按捺剂的研讨。有机药剂价廉且对环境友好，用来作按捺剂的研讨日益遭到选矿作业者的注重.例如，糊精、腐植酸钠(铵)、丹宁、聚酰胺、木质素磺酸盐及其混台物在已在硫化矿除砷中有所运用，并且取得了满足的作用，展现了有机按捺剂夸姣的运用远景。一同人们发现，有机按捺剂和无机按捺剂组合运用，作用更显着。刘四清运用烤胶与硫酸钠组合对毒砂进行按捺，取得了满足的金精矿。王湘英在研讨含金黄铁矿和毒砂时，运用有机小分子按捺剂，发现H23与未经Cu2+活化的毒砂表面发作化学反响，而与含金黄铁矿则没有反响，她队为I{23归于硬碱类药剂，毒砂是比含金黄铁矿稍硬的酸，硬酸对碱具有更强的亲和力，这是H23挑选性按捺毒砂的原因。1.2.3含砷矿藏(毒砂)与(含金)硫化矿分选的其陀研讨发展近年来，在浮选技能和联合工艺方面也有必定的发展。例如，选用电位操控含金砷硫化矿的浮选，用氮气替代空气能够精确操控矿浆电位。金矿藏浮选时，砷矿藏能到较好的按捺。又例如，在碳酸钠介甑中，充入空气，能够有用进步砷黄铁矿的可浮性。Matsuoka Lsao等选用通电氧化法脱除铅锌精矿中的砷，发现这种办法相同适用于黄铁矿、黄铜矿等硫化矿与毒砂矿的别离。 A MAbeidu等用含镁化合物作黄铁矿与黄铜矿、毒砂别离的调整剂，发现它能够挑选性地按捺毒砂与黄铜矿，而对黄铁矿没有按捺作用。 2 含砷金矿的除砷研讨发展含砷金矿石的处理，根本上能够概括为2种方陆：①含砷量低且毒砂中含金较少的矿石，用浮选法脱砷，即浮选别离硫化矿与毒砂(此类含砷金矿的瞻砷浮选可拜见1.2章节，在此不再论说);②含砷I较高并且毒砂中含金较高的矿石(多为含砷难处理险矿型)，经过浮选得到含砷金精矿，再按相应的工艺脱砷。

一种用于能精炼高纯金属镁的真空冶炼炉，它包括：真空泵、阀门、波纹管、连接管道、变压器、电源控制柜和新设计的套筒容器真空冶炼炉装置组成，使被粗炼的金属粗镁，放在真空冶炼容器炉内，抽真空和直接加热，并控制温度冶炼，得到高纯结晶金属镁或粉末镁，达到含量为99.99％，亦可大批量生产，同时，对不稳定金属镁冶炼生产进行安全监控和保护措施，防止事故发生，设备使用安全、可靠、实用。

一、焙烧       为了取得适合于冶炼深加工所需成份的冰铜，熔炼前有时需求经过焙烧脱除精矿中含有的硫和蒸发性杂质（比方砷）。焙烧一般在多膛炉中进行（El Indio矿便是如此），有的则在欢腾炉中进行（Lepanto冶炼厂便是如此）。研讨人员已对焙烧进行了很多研讨，发现蒸发法脱砷首要取决于温度、停留时间及焙烧设备中的气氛类型。如果在硫化物氧化时供应的空气有限，蒸发就很简单进行。在这样的条件下，当温度到达218℃砷完结提高后，能够经过过滤设备从烟尘中别离出（As2O3）：   As2S3＋41/2O2→As2O3＋3SO2             （1）       不过，在有过量空气存在的状况下，砷就会构成不会蒸发，且简单在315℃时熔化的（As2O5）：   As2S3＋51/2O2→As2O5＋3SO2             （2）       这种砷的氧化物一般与矿石中的氧化铁结合在一起、构成铁：   Fe2O3＋As2O5→2FeAsO4             （3）       终究成果，在空气供应有限的状况下砷黄铁矿一般会氧化，蒸发构成（As2O3）。在这样的条件下，焙烧猜中剩余的将首要是铁的氧化物－磁铁矿：   3FeS2＋8O2→Fe3O4＋6SO2             （4）       二、熔炼       熔炼的意图是为了将铜精矿或焙砂中的金属硫化物与脉石别离，在有熔剂存在的状况下熔炼一般在1250℃时进行。熔炼时，参加炉内的质料将别离成两层液体－即浮在上面由脉石和造渣物料构成的炉渣层及沉在下面由金属硫化物组成的冰铜层。       因为砷能以氧化物的方法蒸发，原猜中的砷将被部分脱除。高温时构成的冰铜由最安稳的硫化物组成。比方，Cu2S和FeS分别是铜和铁的最安稳的硫化物，它们是冰铜的首要成份。   据1986年的铜厂商陈述，当冰铜档次挨近80%时，砷的脱除就会发作反转。据分析首要原因为：（一）高档次冰铜中金属铜的存在，影响了砷的别离；（二）砷易于在金属铜中溶解。在智利现有5种不同的熔炼体系中，熔炼和吹炼时砷的散布和脱除状况，见表1和图1。   表1  各种火法工艺中的砷的散布（%）输入时的散布反射炉＋PSC特尼恩特 反应炉＋PSC诺兰达 反应炉＋PSC奥托昆普 炉＋PSC三菱炉粗铜6.73.33.511.44.6炉渣27.07.29.021.543.0转炉渣6.10.22.02.56.6350℃搜集的烟尘31.81.92.034.79.2250℃搜集的烟尘－85.183.513.336.6进入烟囱的烟尘28.42.3－16.6－总  计100.0100.0100.0100.0100.0                                      图1  不同工艺熔炼和吹炼时的脱砷状况       从上述的表图中能够看到，不同的铜冶炼工艺脱砷率差异很大。脱砷工艺（熔炼/吹炼）的不同能够用各家冶炼厂操作条件不同来解说。比方，物料成份、熔炼温度、吹炼速度、富氧浓度、烟气成份、产品成份不同和产品相对量有差异等，导致砷的脱除率不同。在熔炼阶段砷首要经过蒸发和造渣的方法脱除：       反射炉，砷首要经过蒸发和造渣的方法脱除。因为反射炉内的气氛归于弱复原性质，而且炉子具有较大的容量，砷易于经过焙烧蒸发的方法脱除。在P－S转炉中，更多的砷则是经过焙烧蒸发和造渣的方法脱除。       特尼恩特和诺兰达反应炉，蒸发方法脱砷率较高，造渣方法脱砷率则较低。P－S转炉的脱砷率跟着鼓入空气量的增多而添加，这样，处理低档次冰铜时，砷的脱除率就较高。这两种反应炉的冰铜档次大致相同（70%左右）。       特尼恩特和诺兰达反应炉的富氧浓度，分别为38%和33%。而P－S转炉则选用非富氧空气。       奥托昆普型闪速炉和P－S转炉。这类设备经过蒸发途径脱除的砷量更少，因为炉内气氛归于强氧化性，有利于As2O5的构成，从而在渣中能够脱除更多的砷。能够看出，因为有很多的烟尘循环，这类设备砷的脱除率比特尼恩特炉和诺兰达炉低。       三菱熔炼炉。熔炼阶段，砷在炉渣和烟尘中的散布显着不同。吹炼过程中，砷在炉渣、烟尘和粗铜的散布率则大致相同。经过加强氧化处理，能够将粗铜中的砷更多地转移到炉渣中。熔炼和吹炼作业中富氧浓度分别为48%和33%。

&nbsp; &nbsp; &nbsp; &nbsp; &nbsp; &nbsp; &nbsp; 铅锌冶炼的相关信息：&nbsp; &nbsp; &nbsp; &nbsp; &nbsp; &nbsp; 工业协会铅锌部主任赵翠青9月11日称，2010年全年中国铅产量预计为400至405万吨，同比增加7%-8%；锌产量预计为495至500万吨，同比增加14%-15%。受2009年铅锌产量&ldquo;前低后高&rdquo;的影响，今年下半年铅锌产量环比增速将放缓。在&ldquo;2010上海铅锌峰会&rdquo;上，赵翠青详细介绍了我国今年1至7月铅锌工业的运行情况。数据显示今年1至7月，铅月产量由1月的23.17万吨稳步递增至7月的36.32万吨；而同期锌月产量则呈现&ldquo;倒U型&rdquo;，5月最高单月产量达45.22万吨，7月回落至40.26万吨。赵翠青认为，尽管电解铅产量同比增幅下降了近10%，但7月单月产量已上升接近去年12月份时产量，而这其中再生铅是1至7月铅增产的主导因素。据中国有色金属工业协会统计，今年1至7月，铅产量共计216.32万吨，同比增加6.87%，其中矿产铅140.59万吨，同比增加4.36%。由此可推算出今年1至7月中国再生铅产量约为75.73万吨，同比增加11.88%。在谈到铅锌工业的固定资产投资时，赵翠青指出，今年1至7月冶炼完成投资118.1亿元，已远远超过矿山完成投资的88.99亿元。反映了近年来冶炼产能增幅加速，矿山产能增幅赶不上的情况，这将容易造成无矿企业吃不饱的局面。因此，赵翠青明确表示不鼓励无矿、少矿企业扩张冶炼流水线，特别是在&ldquo;十一五&rdquo;节能减排冲刺的关键时刻。同时冶炼产能的扩张过度将引起原料供应紧张，导致加工费下降，从而使行业陷入恶性循环中。更多有关铅芯冶炼请详见于上海有色网。

近年来，工业硅冶炼的新工艺，新技术不断出现，我国工业硅的生产和技术有了很大的发展。现在工业硅的发展和出口量，在世界上均居于首位。2000年以来，工业硅年出口量实际以达30万吨以上，但是，出口 价格 严重偏低，效益低下。这虽然与我国工业硅出口体制，各工业硅厂家竞相降价，外商有意压价有关外，其核心的问题还是我们的产品质量不高，化学用硅比例小，出口价值低。如2002年上半年日本从中国进口工业硅的到岸价平均 价格 是每吨865美元，而同期挪威的是1764美元，法国的是1260美元，中国的工业硅 价格 最低，比最高 价格 低了近一半，严重制约着我国工业硅的发展。所以，我国的工业硅要进一步扩大出口，要增加效益，进一步提高产品质量，扩大产品品种，是必须重视的一个重要方面。扩大和提高化学用硅生产比例，大力发展化学用硅生产是提高工业用硅 市场 竞争力的途径。一、高温冶炼冶炼工业硅与硅铁相比，需要更高的炉温，生产硅含量大于95%以上的工业硅，液相线温度在1410℃以上，需要在1800℃以上高温冶炼，此外，由于炉料不配加钢屑，所以SiO2还原热力学条件恶化，破坏SiC的条件也变得更加不利。由此产生三个结果：其一是炉料更易烧结；其二是上层炉料中生成的片状SiC积存后容易使炉底上涨；其三是Si和SiO高温挥发的现象更加显著。为此，在冶炼过程中必须做到：1）控制较高的炉膛温度。2）控制Si和SiO挥发。3）使SiC的形成和破坏相对平衡。为了提高炉温，减少Si和SiO的挥发损失，基本上应保持SiC在炉内平衡。在具体操作中必须千方百计地减少热损失，基本上保持或扩大坩埚。 在工业硅生产中，采用烧结性良好的石油焦，有利于炉内热量集中，但料面难以自动下沉。与小电炉生产75硅铁相比，可以采用一定时间的焖烧和定期集中加料的操作方法。二、正确的配加料正确的配加料是炉况稳定的先决条件。对于小电炉生产工业硅来说，更应强调这一点。正确配比应根据炉料化学成分、粒度、含水量及炉况等因素确定，其中应该特别注意还原剂使用比例和使用数量，正确的配比应使料面松软又不塌料，透气性良好，能保证规定的焖烧时间。炉料配比确定后，炉料应进行准确称量，误差应不超过0.5%，均匀混合后入炉。 炉料配比不准或炉料混合不均都会在炉内造成还原剂过多或缺少现象，影响电极下插，缩小&ldquo;坩埚&rdquo;，破坏正常冶炼进行。三、沉料捣炉在工业硅生产中采用烧结性良好的石油焦，以自动下沉，一般需要强制沉料。当炉内炉料焖烧到规定的时间时，料面料壳下面的炉料基本化清烧空，料面也开始发白发亮，火焰短而黄，局部地区出现刺火塌料，此时应该立刻进行强制沉料操作。沉料时，先用捣炉机从锥体外缘开始将料壳向下压，使料层下塌。然后用捣炉机捣松锥体下脚，捣松熟料就地推在下塌的料层上，捣出的大块黏料和死料推向炉心，同时铲净电极上的黏料。沉料时高温区外露，热损失很大，因而，沉料捣炉操作必须快速进行。四、炉料形状和焖烧提温沉料捣炉完毕后，应将混合炉料迅速集中加于电极周围炉心地区，使炉料在炉内形成一平顶锥体，并保持一定的料面高度。不准偏加料，一次加入新料数量相当于1h左右的用料量。 新料加完后，进行焖烧，焖烧时间控制1h左右，焖烧和定期沉料的操作方法，有利于减少热损失，提高炉温和扩大：&ldquo;坩埚&rdquo;。五、扎透气眼集中加料时，大量生料加入炉内，可能使反应区温度下降。因而在加料前期，炉温较低，反应进行得缓慢，气体生成量不会太多，在焖烧一段时间后，炉温迅速上升，反应趋于激烈，气体生成量也将急剧增加，此时为了帮助炉气均匀外逸，有必要在锥体下脚&ldquo;扎眼透气&rdquo;。石油焦具有良好的烧结性能，集中加料焖烧一段时间后，容易在料面形成一层硬壳，炉内也容易出现块料，为了改善炉料的透气性，调节炉内电流分布，扩大&ldquo;坩埚&rdquo;，除扎眼氧气外，还应用捣炉机或钢棒松动锥体下脚严重的部分炉料。至于彻底的捣炉，则在沉料时进行。六、炉况正常的标志及不正常炉况的处理电炉生产工业硅，炉况容易波动，较难控制，因此必须正确判断炉况并及时处理。和生产75%硅铁一样，影响炉况的因素是很多的，但是在实际生产中，影响炉况最主要的因素还是还原剂用量，还原剂用量不当会使炉况发生急剧变化。一般来说，炉况变化通常反应在电极插入深度、电流稳定程度、炉子表面冒火情况，出铁情况及产品质量波动情况等几方面。1）炉况正常的标志是电极深而稳地插入炉料，电流电压稳定，炉内电弧响声稳而低，料面冒火区域广而均匀；炉料透气性好，料面松软而且有一定的烧结性，各处炉料烧结程度相关不大，焖烧时间稳定，基本上无刺火塌料现象；出铁时炉眼好开，流头开始较大，而后均匀变小，产品质量稳定。2）不正常炉况的处理。原料含水量波动，还原剂质量变化，称量准确程度较差，操作不当等各种因素，均会影响实用碳量，炉子出现还原剂不足或过剩现象。 炉子还原剂过剩的特征是料层松散，火焰变长，火头大多集中于电极周围，电极周围下料快，炉料不烧结，&ldquo;刺火&rdquo;塌料严重，电极消耗慢，炉内显著生成SiC，锥体边缘发硬，电流上涨，电极上抬，当还原剂过剩严重时，在电极周围窄小区域内频繁&ldquo;刺火&rdquo;塌料，其他地区的料层发硬，不吃料，坩埚大大缩小，热量高度集中于电极周围，电极高抬，热损失严重，电弧声很响，炉底温度严重下降，假炉底很快上涨，铁水温度低，炉眼缩小，有时甚至烧不开炉眼，被迫停炉。更多有关硅冶炼请详见于上海 有色 网

废锡冶炼是投资锡的人较为关心的一个信息，其特性需要掌握。冶炼是一种提炼技术，用于焙烧、熔炼、电解以及使用化学药剂等方法把矿石中的金属提取出来；减少金属中所含的杂质或增加金属中某种成分，炼成所需要的金属。&nbsp;金属冶炼金属的冶炼：把金属从化合态变为游离态。 　　常用冶炼法：用 碳 一氧化碳 氢气等还原剂与金属氧化物在高温下反应。 　　冶炼的原理： 　　1.还原法：金属氧化物（与还原剂共热）－－&rarr;游离态金属 　　2.置换法：金属盐溶液（加入活泼金属）－－&rarr;游离态金属 　　火法冶炼又称为干式冶金，把矿石和必要的添加物一起在炉中加热至高温，熔化为液体，生成所需的化学反应，从而分离出粗金属，然后再将粗金属精炼。 　　湿式冶金，湿法冶金这种冶金过程是用酸、碱、盐类的水溶液，以化学方法从矿石中提取所需金属组分，然后用水溶液电解等各种方法制取金属。此法主要应用在低本位、难熔化或微粉状的矿石。现在世界上有75％的锌和镉是采用焙烧-浸取-水溶液电解法制成的。这种方法已大部分代替了过去的火法炼锌。其他难于分离的金属如镍-钴，锆-铪，钽-铌及稀土金属都采用湿法冶金的技术如溶剂萃取或离子交换等新方法进行分离，取得显著的效果。&nbsp;废锡的形成：静态熔融焊料的氧化根据液态金属氧化理论，熔融状态的金属表面会强烈的吸附氧，在高温状态下被吸附的氧分子将分解成氧原子，氧原子得到电子变成离子，然后再与金属离子结合形成金属氧化物。暴露在空气中的熔融金属液面瞬间即可完成整个氧化过程，当形成一层单分子氧化膜后，进一步的氧化反应则需要电子运动或离子传递的方式穿过氧化膜进行，静态熔融焊料的氧化速度逐渐减小;熔融的SnCu0.7比Snpb37合金氧化的要快。毕林-彼德沃尔斯（Pilling-Bedworth）〈1〉理论表明：金属氧化膜是否致密完整是抗氧化的关键，而氧化膜是否致密完整主要取决于金属氧化后氧化物的体积要大于金属氧化前金属的体积；熔融金属的表面被致密而连续氧化膜覆盖，阻止氧原子向内或金属离子向外扩散，使氧化速度变慢。氧化膜的组成和结构不同，其膜的生长速度和生长方式也有所不同；熔融SnCu0.7和Snpb37合金从260℃以同等条件冷却凝固后，SnCu0.7的表面很粗糙，而Snpb37的表面较细腻。从这一角度反映了液态SnCu0.7合金氧化膜得致密完整度较Snpb37 要差。哈佛大学的Alexei Grigoriev〈2〉 等人用99.9999%的纯锡样本放置在坩埚中，并在超低真空下加热到240℃，然后向其中充纯氧，通过X光线衍射、反射及散射观察熔融Sn的氧化过程。他们在研究中发现，在没到达氧化压之前，熔融锡液具有抗氧化能力。压力达到4&times;10﹣４Pa至8.3&times;10﹣４Pa范围时，氧化开起发生。在这个氧分压界限上，观察到了在熔融锡表面氧化物&ldquo;小岛&rdquo;的生长。这些小岛的表面非常粗糙，并且从清洁锡表面的X射线镜面反射信号一致减少，这种现象可以证明氧化碎片的存在。表面氧化物的X射线衍射图案不与任何已知的Sn氧化物相相匹配，而且只有两个Bragg峰出现，它的散射相量是&radic;3/2，并观察到强度很明确的面心立方结构。通过切向入射扫描（GID）测量了熔融液态锡表面结构,并与已知锡氧化物进行比较。可以说熔融液态锡在此温度和压力情况下，在纯氧中的氧化物相结构不同于SnO或SnO2。另外，不同温度下SnO2与PbO的标准生成自由能不同，前者生成自由能低，更容易产生，这也在一定程度上解析了为什麽无铅化以后氧化渣大量的增加。表一列出了氧化物的生成Gibbs自由能，可以看出SnO2比其他氧化物更易生成。通常静态熔融焊锡的氧化膜为SnO2和SnO的混合物。氧化物按分配定律可部分溶解于熔融的液态焊料， 同时由于溶差关系使金属氧化物向内部扩散，内部金属含氧逐步增多而使焊料质量变差，这在一定程度上可以解释为何经过高温提炼（或称还原）出来的合金金属比较容易氧化，且氧化渣较多；氧化膜的组成、结构不同，其膜的生常速度、生长方式和氧化物在熔融焊料中的分配系数将会有很大差异，而这又和焊料的组成密切相关。此外，氧化还和温度、气相中氧的分压、熔融焊料表面对氧的吸收和分解速度、表面原子和氧原子的化合能力、表面氧化膜的致密度、以及生成物的溶解、扩散能力等有关。&nbsp;如果你想更多的了解废锡冶炼等其他信息，你可以登陆上海有色网进行查询。

当要求合金中碳含量低.用碳质还原剂达不到低碳含量的要求时.则需采用金属还原剂。用做还原剂的金属，其氧化物稳定性一定要大大地高于被还原金属氧化物的稳定性。很多金属都可以做还原剂.但根据资源、经济性和可行性.大多采用Si, A!做还原剂。当还原稳定性非常强的氧化物时.用Al, Mg作还原剂。Mn, Cr, Mo, V的氧化物稳定性较差，可用还原能力较弱的Si及其合金作还原剂来生产相应的低碳合金。Ti的氧化物稳定性强，当生产钦铁时，则用还原能力强的Al及其合金做还原剂。 采用金属还原剂冶炼铁合金时.其还原过程是放热反应。只要每千克还原剂在还原过程中放热值大于2300kJ.反应就能自动进行，这种冶炼方法称为金属热法.也叫炉外法。Si元素的还原能力弱.反应放出的热量较少，达不到大于2300kJ/kg的要求(钥铁例外).需外加热量.故在电炉中冶炼.这种冶炼工艺称为电硅热法。铝的还原能力强，反应放出热量大.一般能满足炉外法要求.不需要从外界供应热量，就能使全部金属和炉料熔化.并加热到冶炼所需的高温，冶炼是在无外加热源的炉子中进行.此法又称为铝热法。如钦铁、钥铁、妮铁、金属铬就是用这种方法生产的，这种方法生产可以获得含碳很低的合金，但合金中含有一定数量的所用的还原剂的金属成分，如钦铁中含有一定数量的Al元素等。采用金属热法冶炼时，反应迅速且设备简单。

NiAs 【化学组成】可有Fe、Co、S等呈类质同像混入。此外，还有Sb、Bi、Cu，其赋存状况未明。 【晶体结构】六方晶系；；a0=0.361nm,c0=0.502nm;Z=2。   图L-9红砷镍矿的晶体结构 (引自潘兆橹等，1993)   红砷镍矿为一典型结构：As按六方最严密堆积,Ni充填一切八面体空地(图L-9)。［NiAs6］八面体共面平行c轴方向联成直线型链，在水平方向上［NiAs6］八面体共棱。Ni除被6个As所围住外(配位数为6)，往往与上下二个Ni间隔较近，成为它最近的相邻者,这使红砷镍矿中的键性明显地向金属键过渡。 【形状】一般成细密块状、粒状集合体，有时呈状等胶体形状。单晶呈六方柱状或板状，但很少见。 【物理性质】新鲜面淡铜赤色，风化面具灰或黑色的锖色；条痕褐黑，金属光泽。解理平行{1010}不完全；断口不平坦。硬度5。相对密度7.6～7.8。性脆。具强导电性。 【成因及产状】常见于热液矿床中，有时见于基性、超基性岩有关的铜镍硫化物岩浆矿床后期热液进程。 【判定特征】浅铜赤色和金属光泽。易熔，在木炭上以氧化焰烧之构成As2O3白色被膜，并有生蒜臭味。 【主要用途】镍的矿石矿藏质料。

有关镍铁冶炼的工艺：虽然红土镍矿处理工艺主要分为湿法冶炼工艺和火法冶炼工艺，但目前世界范围内比较成熟的利用红土镍矿冶炼镍铁合金的工艺方法仍旧以火法冶炼为主。火法冶炼镍铁是在高温条件下，以C（或Si）作还原剂，对氧化镍矿中的NiO及其他氧化物（如FeO）进行还原而得。同时采用选择性还原工艺，合理使用还原剂，按还原顺序NiO、FeO、Cr2O3、SiO2进行还原反应。NiO+C&rarr;Ni+CO&uarr; T=420℃ （1）FeO+C&rarr;Fe+CO&uarr; T=650℃ （2）Cr2O3+C&rarr;Cr+ CO&uarr;SiO2+C&rarr;Si+CO&uarr;因不同产地的镍矿成分不同，NiO及各种氧化物之间组成的化合物也有所不同，因而，在镍铁冶炼过程中，其实际反应较复杂。反应生成的Ni和Fe能在不同比例下互溶，生成镍铁。从上述（1）、（2）反应式中可看出：NiO、FeO还原反应开始温度较低，而且，NiO的开始反应温度比FeO约低200℃；因而，火法冶炼镍铁过程中，尽管所采用的镍矿NiO含量较低，但NiO 90％以上被还原，而且，在Ni／Fe很低的情况下，可通过不同的工艺操作，使产品含Ni量提高到较高水平，与铁合金其他产品（如高碳铬铁、锰硅合金等）相比，电炉粗镍冶炼难度相对较低。目前我国镍铁冶炼主要采用高炉法和电炉法两种：1、高炉法：镍矿&rarr;脱水、烧结、造块&rarr;配入焦炭、熔剂&rarr;高炉冶炼&rarr;粗镍铁&rarr;精炼降Si、C、P、S&rarr;镍铁。在国内，近年采用的火法冶炼镍铁较为普遍，主要是借用于现有炼铁小高炉直接转产，具体操作与小高炉生产生铁操作相似，特别适合于使用低Ni、高Fe镍矿生产低Ni镍铁（含镍生铁）。该工艺仍以焦炭燃烧放热作为冶炼热能，入炉镍矿中FeO可被焦炭中的C充分还原，故粗镍铁中的Ni含量高低基本受限于入炉镍矿Ni／Fe的比值大小。由于国家限制400 立方米以下小高炉的使用，而使用矿热电炉，利用低镍高铁镍矿，直接生产低Ni镍铁，其工艺的合理性和易操作性，似乎不及高炉法，因而采用大容量高炉冶炼低Ni镍铁值得关注和研究。2、电炉法镍矿&rarr;脱水、造块&rarr;配入焦炭、熔剂&rarr;电炉冶炼&rarr;粗镍铁&rarr;降C、Si、P、S精炼&rarr;镍铁。电炉法是以C作还原剂，在电能高温条件下，对镍矿中的NiO、FeO等氧化物进行还原，冶炼出镍铁，因而，在电炉冶炼过程中，调整合适的配炭量，限制FeO还原，可生产出Ni含量较高的电炉镍铁。国外火法冶炼镍铁主要采用此工艺，国内厂家生产含Ni大于10％的产品时亦普遍采用。主要冶炼设备为矿热电炉，国内个别厂家也有使用与电弧炉结构相似的电炉生产（其设备最大容量为9 MVA），其镍矿预处理方式，冶炼工艺的具体操作，精炼工艺设备配套情况及精炼效果均不尽相同，各项指标对比也存在一定差异。更多有关镍铁冶炼请详见于上海 有色 网

紫铜技术集一种用于紫铜厚板不预热TIG焊接的方法本发明提供的是一种用于紫铜厚板不预热TIG焊接的方法。将Ti或Ti合金预置于焊接坡口内坡口内，熔敷 金属 按质量百分比铜占66～99％、钛或钛合金占1～34％；采用氩氮混合气体保护，普通氮气比例：50～85％，高纯氮气比例：20～85％；采用TIG焊接；焊接时焊枪采用左右摆动前进的焊接方式进行。本发明的焊接方法在焊接紫铜厚板时不需要预热，同时消除了焊缝的气孔和裂纹，它还具有操作简单、节能、高效、成本低的特点，有利于在工业生产中推广。一种紫铜管弯制方法本发明涉及一种紫铜管弯制方法，其具体步骤：选择干燥的铸造用的粒度为40-80目擦洗砂；选择木材车制成锥状木塞；将待弯紫铜管下端塞入木塞竖立放置，从紫铜管的上口灌入擦洗砂边灌充边用木棰均匀敲打管壁使擦洗砂灌实，当擦洗砂与紫铜管管口平齐后将木塞从紫铜管上口打入同时用木棰均匀敲打紫铜管壁，使擦洗砂均匀填实；将灌好擦洗砂的紫铜管平放在设有胎具的平台上划好弯曲位置，放好弯曲胎棒并固定在平台上，用气体火焰加热弯曲区域，用小型绞车牵引紫铜管的管端并有小量过盈；用样杆检查弯管精度及麻坑深度，校正，交检。本发明优点是：经弯曲的管子仍保持内壁光滑，弯曲线型光顺，弯曲角度、圆度完全符合设计标准，适合大小管径的弯制。紫铜螺旋管表层燃烧室常压热水炉本实用新型涉及一种紫铜螺旋管表层燃烧室常压热水炉。它由排烟器、内壳、标牌座、外壳、表层燃烧室、炉门、清灰门、炉箅子、紫铜螺旋管构成。内壳和外壳套装在一起，紫铜螺旋管装在内壳的上部，排烟器安在外壳的顶端，表层燃烧室设在内壳炉箅子上部，清灰门安在炉箅子下部，炉门设在外壳的下部。该产品采用表层燃烧室燃烧，煤排出可燃物时面积、数量、温度、配氧、燃烧稳定。自然形成燃烧干净，达到了节能又环保的目的。它具有使用寿命长、维修方便、体积小等优点。一种用于不需预热焊接紫铜厚板的复合焊丝及其焊接方法一种用于不需预热焊接紫铜厚板的复合焊丝及其焊接方法，它涉及焊接厚铜板的焊料及其焊接方法，解决了焊接紫铜厚板需要预热和焊缝易出现气孔和裂纹的问题。用于不需预热焊接紫铜厚板的复合焊丝由元素铜和钛组成，按质量百分比紫铜占66～99％、钛占1～34％，复合焊丝由上述的两种材料中的一种包裹另一种形成。用于不需预热焊接紫铜厚板的方法步骤如下：A.将要焊接的紫铜厚板3对接；B.采用氮氩混合气体保护；C.在紫铜厚板3的对接部填充复合焊丝4；D.焊接时焊枪采用摆动的方式进行。本发明的复合焊丝及其焊接方法，在焊接紫铜厚板时不需要预热，同时消除了焊缝的气孔和裂纹，它还具有操作简单、节能、高效、成本低的特点。厚壁紫铜管对接焊缝不预热单面焊双面直接成形焊接方法本发明涉及厚壁紫铜管对接焊缝不预热单面焊双面直接成形焊接方法，步骤如下：加工紫铜管焊接坡口，加工铜镍合金熔化垫圈或合金定位塞块；焊前清除焊缝两侧污物及氧化皮并用丙酮擦拭干净；将熔化垫圈或定位塞块置入焊接坡口定位；采用钨极氦弧焊焊接定位焊缝、打底焊缝和充填焊缝。本方法焊制的焊缝质量可满足国家射线检验标准GB3323-87的二级质量要求，采用特殊的钨极氦弧焊方法，来提高电弧功率和电弧熔透能力，实现厚壁紫铜6-30mm不预热焊接，通过焊接材料中加入一定数量的Ni和脱氧Si、Mn合金元素，提高液态焊缝 金属 表面张力，降低液态 金属 流动性，提高焊缝 金属 熔点方法，使得焊接成形好，接头强度高、塑性好，同时改善了工作环境。厚板紫铜不预热氩弧熔焊方法厚板紫铜不预热氩弧熔焊方法，它涉及厚壁紫铜板焊接方法的改进。本发明是这样实现的：a、在紫铜厚板试件上开坡口，将陶瓷垫片或耐高温材料垫于紫铜板坡口的下方；b、调整焊接电流，加热母材坡口，填充合金焊料，使紫铜板被加热的坡口处 金属 与填充合金相互溶解；c、向前移动电弧，重复b步骤，实现整条焊缝的焊接。本发明可实现氩气保护下的厚板紫铜无预热焊接；焊接表面无须特殊处理，操作简单；焊接温度较低，可有效的减少母材热影响区的宽度及晶粒的粗大程度；焊逢的余高低于熔焊的余高，可有效节约焊材；背面成形好，变形小；焊接速度比TIG熔焊方法提高1倍多；接头拉伸强度&ge;95％，弯曲角&ge;170&deg;，焊接接头韧性比电弧钎焊提高4倍。发泡塑覆紫铜管及其制造模具本实用新型提供一种发泡塑覆紫铜管及制造发泡塑覆管的模具，该发泡塑覆紫铜管包含内层的紫铜管(A)、发泡的高分子化合物形成的中间保温层(B)，以及阻燃的高分子化合物形成的外保护层(C)，所述内层、中间保温层和外保护层为同轴套叠的圆筒体。该制造发泡塑覆管的模具，包含发泡芯模座(1)、发泡段导流套(2)、模体(3)、发泡体阻流环(4)、发泡段支撑环(5)、发泡段口模(6)、塑覆段导流套(7)、发泡段芯模(8)、塑覆段芯模(9)、塑覆段阻流环(10)、塑覆段口模(11)、固定件(12)和调整螺钉(13)。紫铜盘管连续光亮退火的管内吹扫装置本实用新型公开了紫铜盘管连续光亮退火的管内吹扫装置，其特征在于：料架设有进气管、进气接口、排气管和排气接口，在料架上装有紫铜盘管，紫铜盘管的两端与进气管或排气管连通，在料架的一侧设有进气装置，在料架的另一侧设有排气装置。保证盘管在整个退火过程中不断地有新鲜的高纯保护气体通过，管内不氧化，光亮，可实现不同区域的保护气管内连续吹扫，盘管管内始终不受氧化及外界污染。一种具有紫铜内衬层的聚丙烯直管本发明公开了一种具有紫铜内衬层的聚丙烯直管，包括外层管和内衬层，直管一侧设有与其相连通的包括外层管和内衬层的第一支管，第一支管，外层管1采用的材质为聚丙烯，内衬层采用的材质为紫铜。本发明的直管检测结果表明，卫生性能符合GB/T17219规定的生活饮用水输配水设备的安全型评价标准，机械性能达到GB/T7306-1987，GB/T611-1985所规定的要求。本发明的直管，由于在设置了紫铜作为内衬层，又采用了具有应当强度的聚丙烯，因此，强度较高，耐腐蚀性能优良，能够保证流通介质的质量。利用废旧紫铜生产无氧铜的装置一种利用废旧紫铜生产无氧铜的装置，属于 金属 冶炼领域。本发明包括：熔炼炉、流槽、保温炉、吹氧装置、除渣装置、过滤脱氧装置，其连接关系为：熔炼炉和保温炉都采用工频感应加热，它们通过熔炼炉底部的流槽相通，吹氧装置悬浮于熔炼炉中，除渣装置设置于流槽的两端，过滤脱氧装置浸没于保温炉，并紧靠流槽的端部。本发明装置简单，成本低廉，无污染。采用熔剂净化技术和泡沫陶瓷过滤板两级过滤，去除氧化物夹渣；采用碳化硅结合氮化硅材料作为过滤器框架，内部充填块状煅烧木炭作为过滤介质的过滤脱氧装置对熔体脱氧，使熔体中氧含量降至10ppm，甚至5ppm以下，制品的电阻率不大于0.017241&Omega;.mm2.m-1。利用废旧紫铜生产无氧铜的工艺一种利用废旧紫铜生产无氧铜的工艺，属于 金属 冶炼领域。本发明首先将废旧紫铜进行分拣，分拣后的废旧紫铜进行烘烤，再经水洗并烘干后直接投炉，然后通过石墨管向熔炼炉内鼓入压缩空气或富氧空气，将熔体中的杂质氧化，采用熔剂覆盖熔炼炉，采用石墨粉覆盖保温炉，在流槽两端安装泡沫陶瓷过滤板，在保温炉中安装木炭过滤脱氧装置，最终进入保温炉的熔体全部进入木炭过滤脱氧装置彻底脱氧。采用该工艺，废旧紫铜的熔体成分均匀，工序简单、能耗低，而且废旧紫铜用量占炉料的比例不受限制，制品的氧含量低于10ppm，甚至在5ppm以下，电阻率不大于0.017241&Omega;.mm2.m-1。一种紫铜螺纹管接件的生产方法本发明公开了一种紫铜螺纹管接件的生产方法，其特征在于：选用含铜量在99％以上的紫铜管坯作为原料，该紫铜管坯料为厚壁，将紫铜管坯料按5-30厘米的尺寸截下，将截下管坯料放入挤压模具中，然后在专用压力机挤压的外力作用下将坯料冷挤压成型为半成品，该专用挤压机的每个液压缸的压力必须大于50吨，最后将半成品紫铜管件进行金加工切削后即为完整的产品。本发明减少了生产设备的投入，减少了生产工序过程，减少了生产过程中的环境污染，减少了能源的浪费，减少了产品的耗材，提高了产品的质量，提高了产品的材质纯度，本发明采用含铜量在99％以上的紫铜管坯原料生产各种螺纹管接件可用于各种管道上的连接接头，特别是一些特定要求的管道使用中，是一种目前较理想的生产新方法。高强度紫铜合金焊丝及其用途本发明公开了一种高强度紫铜合金焊丝，焊丝是由合金材料铝、锰、铁、镍、锌、镁、硼砂、铜按一定配比经电炉熔炼后，拉拔成丝而成，其制作过程是首先将各合金材料按上述配比，放入感应电炉进行熔炼，熔炼温度为1300-1400℃，达到终点温度时可以进行浇注，铸成圆棒深加工，再