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。

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。

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。

钠复原法生产出的钽粉粒形杂乱，比表面积大，适于制取各种钽电容器，因而成为国内外最广泛选用的办法。通常以K2TaF7为质料，以作复原剂。为了进步钽的纯度和细化钽粉颗粒，复原前将K2TaF7在氩气维护和在325～375℃下进行活化处理，以除掉杂质和进步K2TaF7晶体的活性。用铜或不锈钢丝网或金属陶瓷过滤器过滤或真空蒸馏等办法除掉其间的和等有害杂质。复原温度为840～925℃，而的熔点为97℃，沸点883℃，因而参与反响的既有液态钠，又有气态钠，反响速度极快。首要反响为：   K2TaF7＋5Na＝Ta＋5NaF＋2KF       反响的比热效应为－1250kJ/kg（液态钠）和－2295kJ/kg（气态钠）。K2TaF7的熔点为775℃，因而反响一经激起便主动进行，并将反响物加热到900～1000℃。为操控反响速度不至于过火剧烈，防止发作炉料喷溅或爆破等不良后果，反响时参加稀释剂NaCl、KCl或NaF、KF，以下降熔盐温度（熔点），使反响操控在较平稳的840～925℃范围内以操控晶粒兼并长大进程。复原生成的海绵状钽物料，用纯水或酒精处理，除掉残留的，然后用热水浸洗以除掉残留的K2TaF7，再用洗以除掉Fe、Ni、Cr等金属杂质，最后用HF酸处理除掉硅和因水解生成的氢氧化钽。全流程钽回收率为90%～94%。

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。

在真空条件下用碳将Nb2O5复原成金属铌的进程，为金属铌制取的首要工业办法之一。有碳热直接复原法和碳热直接复原法之分。前者产出的是铌条，这种铌条可直接经电子束熔炼提纯制取高纯铌锭，用作超导和高温合金材料；或将铌条加工成铌材，用于电子、化工、冶金等工业部门。后者产出的是铌粉，这种铌粉用于制作电子工业用的电容器。碳热复原出产钽的办法与铌类同。 机理：因为碳对氧的亲和势大于铌对氧的亲和势，复原剂碳可与Nb2O5反响生成CO气体。碳热直接复原法的总反响式为： Nb2O5＋7C＝2NbC＋5CO↑ Nb2O5＋5NbC＝7Nb＋5CO↑ 碳热直接复原法的总反响式为： Nb2O5＋5C＝2Nb＋5CO↑ 两种复原办法的总反响是通过一系列中间反响完成的，在不同的复原温度下会生成不同形状的贱价中间氧化物和碳化物，如NbO、NbO2及Nb2C等。首要的中间反响为： Nb2O5＋5NbC＝2NbO2＋5NbC0.8＋CO↑ 2NbO2＋5NbC0.8＝2NbO＋2Nb2C＋Nb＋2CO↑ 2NbO＋2Nb2C＋Nb＝7Nb＋2CO↑ 依据碳与铌氧化物反响自由能改变数据核算的结果表明，Nb2O5、NbO2和NbO与碳的反响开端温度为1500～1750K。 在高温文高真空条件下可加快NbO2、NbO蒸发及使CO气体很多逸出，有利于复原反响的进行。如在约2273K温度和133Pa的CO气体压力下，铌中碳和氧的含量可别离降到≤0.5％和≤0.07％。所得复原产品再在高温、高真空下垂熔烧结或电子束熔炼进一步提纯，取得延性好的金属铌。 碳热复原法出产钽的反响机理与铌相同，但前者的反响温度稍高于后者，且中间产品有所不同。汉密尔顿(C．B．Hamilton)等以为，反响进程中只生成Ta2C等贱价中间碳化物，而不生成TaO和TaO2等贱价中间氧化物： Ta2O5＋7C＝2TaC＋5CO↑ Ta2O5＋12TaC＝7Ta2C＋5CO↑ Ta2O5＋5Ta2C＝12Ta＋5CO↑ 碳热复原所得金属铌(钽)中的碳、氧、氮等杂质固溶体的平衡浓度与气体分压、温度有关，进步碳热复原温度和真空度能进一步下降金属中的杂质含量。 工艺：碳热直接复原法是先制取NbC，然后再用NbC将Nb2O5复原成金属铌；而碳热直接复原规律是以石墨粉为复原剂直接将Nb2O5复原成金属铌，工艺流程如图。  碳热复原法工流程图 碳热直接复原法包含铌的碳化和真空复原两首要环节。将Nb2O5按必定配碳比配入石墨粉，混合均匀后装入石墨皿中压紧，置于电阻加热的水平式石墨炭管炉中，选用接连推舟进料办法，推舟速度为10mm／min。在此进程中，Nb2O5碳化成NbC。为保证产品纯度和所需NbC粉粒度，出产上选用高温两次碳化的办法。第一次按缺碳约2％配料，第2次再补碳制取总碳含量约11．5％的NbC。碳化反响在约1573K温度下开端，但出产上选用2073～2173K的高温碳化准则，整个进程在流的复原性气氛中进行。真空复原是将NbC磨细至0.147mm粒级后，按过氧比约3％与Nb2O5混合配料；将混合配好的物料压成坯条，坯条上端穿入钼丝，并吊装于石墨坩埚上部的石墨条上，以避免复原时坯条的缩短曲折；最终在电阻加热的真空立式石墨炭管炉中进行复原。为保证复原彻底，选用分段保温的升温复原准则。 直接复原包含复原和氢化制粉两首要环节。将石墨粉按过氧比约3％与Nb2O5直接混合配料。混合配好的物料经压形后直接装入石墨坩埚中进行真空复原，在真空复原后的降温进程中通入使产出的金属铌条氢化，冷却出炉后破碎并脱氢后制得铌粉。 碳热直接复原法的出产能力比碳热直接复原法高2～3倍；回收率也较高，前者的总回收率为99％，后者为96％左右。碳热直接复原法铌条的杂质含量(质量分数ω／％)为：Ta0.13，Ti0.006，Fe0.03，Si0.01，Cu0.05，Na0.005，O0.1，N0.12，H0.002，C0.08。碳热直接复原法铌粉的杂质含量(质量分数ω／％)为：C0.025，O0.25，N0.03，Fe、Si、W、Mo、Al、Mg、Ti、H等均≤0.005。 有碳热复原法和铝热复原法出产金属铌之分，我国首要选用碳热复原法。碳热复原法用非金属石墨粉作复原剂，报价便宜，反响生成的CO气体可由真空泵排出，出产工序少，铌回收率比铝热复原法高，可达98％以上；产出的铌条可直接进行电子束熔炼提纯。但碳热复原法存在须用较宝贵的真空石墨炭管炉及电能耗费较大等问题。为此，设法进步复原设备利用率，添加炉产值，并下降电能耗费是碳热复原法的发展方向。别的，碳热复原法还可用于出产高压电容器级钽粉以及中压中比容电容器级钽粉。跟着金属铌的需要量增大，在扩大出产时亦可考虑选用铝热复原法出产金属铌。

流程概述     硅热复原法是以白云鄂博的稀土富渣、稀土精矿渣或稀土精矿等为稀土质料，75硅铁为复原剂，石灰为熔剂，当炉渣含氟量最低时，也参加萤石为辅佐熔剂，在电弧炉内制备稀土硅铁合金的办法。     国外多选用稀土氧化物、氢氧化物、稀土精矿球团[16，17]等为质料，复原剂有硅铁、、硅锰、铝粉或其他复合硅合金，也有参加的，熔剂是碱金属和碱土金属的盐类或氧化物。     图1扼要描绘了我国硅热法出产稀土硅铁合金的工艺流程。     表1列出了当时我国稀土硅铁合金的国家标准。   表1 稀土硅铁合金化学成分要求（GB4137－84）牌   号化学成分/%RESiMnCaTiFe不 大 于FeSiRE21 FeSiRE24 FeSiRE27 FeSiRE30 FeSiRE33-A FeSiRE33-B FeSiRE36-A FeSiRE36-B FeSiRE39 FeSiRE42 FeSiRE4520.0～＜23.0 23.0～＜26.0 26.0～＜29.0 29.0～＜32.0 32.0～＜35.0 32.0～＜35.0 35.0～＜38.0 35.0～＜38.0 38.0～＜41.0 41.0～＜44.0 44.0～＜47.040.0 45.0 43.0 40.0 40.0 40.0 39.0 39.0 39.0 37.0 35.04.0 4.0 4.0 4.0 4.0 4.0 4.0 4.0 3.0 3.0 3.05.0 5.0 5.0 4.0 4.0 4.0 4.0 4.0 3.0 3.0 3.03.5 3.5 3.5 3.5 3.5 1.0 3.0 1.0 3.0 3.0 3.0余量 余量 余量 余量 余量 余量 余量 余量 余量 余量 余量       钇基重稀土硅铁合金是我国20世纪70年代初开发的一个种类。钇基重稀土硅铁合金作为铸铁球化剂，也和轻稀土元素相同，除了具有激烈的脱氧脱硫作业外，还能使石墨化，进步铸铁的耐性与延展性。钇基重稀土的抗球化阑珊才能特别强，它在大断面铸铁件、稀土耐热钢以及铸铁焊条等范畴运用，弥补了轻稀土球化剂功能的缺乏。  稀土富渣石灰75硅铁       ↓  电弧炉  ↓  别离罐              冷却  ↓ ↓ 二次渣 稀土硅铁合金↓ ↓渣场 破碎包装  ↓  入库     （1）对原材料的要求     稀土富渣  为进步稀土收率和产值，要求REO≥12%，MnO≤2%，Fe≤1%，P2O5＜1%，碱度为1.0±0.2，不得有显着的铁皮搀杂及砂土等，粒度为10～250mm。     石灰  要求CaO＞85%，其他按炼钢用材料要求，粒度大于50mm，禁止粉石灰入炉。     硅铁  按国家标准75硅铁，含硅量大于75%，块度不大于150mm。     （2）配料  按所要求出产的稀土硅铁合金的化学成分，以炉料的化学成分为根据，按炉装入量核算出稀土富渣、硅铁、石灰量组成批量。炉料间的相对配比，随各种因素（如合金档次，各质料成分改变等）的改变而改变。经过长时刻的出产实践，现已总结出来几个经历公式。     ①稀土富渣与复原剂比（简称渣剂比）是断定稀土富渣配比的主要参数，可按下式核算：                                                 A·(R)·f=C·[R]·g                     [1] 这一公式可写成：                                                  A/C=g·[R]/f·(R)                        [2] 式中  A——稀土富渣量，kg；       C——含硅量，kg；      [R]——合金中稀土金属含量，%；      （R）——富渣中稀土氧化物含量，%，换算成稀土金属需乘以0.835；       g——合金率，即产出的合金与参加的硅铁质量比，可根据经历断定，%；       f——稀土回收率，%。     ②碱度与石灰。出产实践证明，按式（1）表明的配料碱度保持在3.0～3.5，出炉前的终渣碱度应在2.0～2.5为宜。  SiO2＋2 C ==== Si＋2CO        （1）  碱度=A[CaO]－1．47[F2]＋B[CaO′][3]A[SiO2]＋B[SiO′2]    式中  A——稀土富渣量，kg；       B——石灰量，kg；     [CaO]、[F2]、[SiO2]——CaO、F2、SiO2、在稀土富渣中的含量，%；     [CaO′]、[SiO′2]——CaO、SiO2、在石灰中的含量，%。    3MgO＋2Si(1)====Mg2Si(1)＋MgO·SiO2(1)              (2)        由式（2）可核算出石灰参加量。此公式适用于稀土富渣，假如运用稀土精矿渣为质料时，因为稀土氧化物也是碱性氧化物，当其含量大于30%，应对式[3]进行恰当批改，出产一一般选用的渣灰比经历公式是：                    B=（0.5～1.0）A                     [4]       稀土精矿渣宜选用低限，稀土富渣运用高限。     （3）冶炼工艺操作     ①加料熔化  送电前，应查看炉子机电设备、炉衬等是否正常，必要时要进行处理和修补。用大电压小电流送电起弧，当3个电极均有电流时即可进行加料。稀土富渣和石灰可由炉顶部两个加料漏斗参加，富渣和石灰替换进行放料；也可手艺参加。新炉壳容积小，可分两批放料，直到把悉数配料加完。石灰应尽量加在炉子中心区。电流一般安稳5min左右，即可将电流增加到变压器的答应值，以加快熔化。在熔化过程中，要勤推料，不断将炉内四周的未熔料，面向炉子中心的高温区。     ②复原  当炉料熔化约70%～80%时，即可停电抬起电极（也可不停电操作），将炉内四周未熔料面向中间，将凝结的大块打碎，最好拌和一下，使炉温各部成分均匀。然后，向炉心参加硅铁，尽量把硅铁加到高温三角区。如有硅铁显露液面，要及时把它压下，以削减硅铁烧损。此刻，可以用低电压大电流送电，使硅铁快速熔化，但应留意不要形成渣下金属过热。     在升温过程中，要留意炉顶逸出炉气的色彩和浓度改变及熔体液面状况。假如炉气由黄褐色，逐步变成灰白色，最终为蓝色，并观察到电极周围的渣面触摸处不断翻滚时，表明硅铁现已化完。渣温达1350～1400℃时，即可停电。抬起电极将炉体后倾必定视点，向炉内刺进中性气体管进行拌和，气体压力0.2～0.4MPa。开始时送风量要小，把风管刺进上部渣层试搅，以防俄然激烈拌和形成跑炉。逐步加大压力，把拌和管下插，视炉内反响欢腾状况前后倾动炉体，拌和方位随时改变，不留死角，要求炉内一直激烈欢腾而不溢渣。在拌和过程中炉内反响生成的气体很多逸出，焚烧旺盛，火焰由黄褐色变为灰白色，最终变成白色。一般火舌从电极孔穿出很高，当火焰下降欢腾削弱即可完毕拌和。拌和时刻一般为5～15min，长短由熔体量决议。取样分析后，决议是否持续拌和或出炉。     ③出炉  当炉前分析合金中稀土含量到达要求档次时，选用高电压中级电流提温至1350℃。出炉前先把门坎用石灰和焦粉垫起，使炉体趋于水平，停电3～5min，使渣铁很好别离。翻开出铁口，先将大部分炉渣放入渣罐，此刻，倾炉有必要缓慢，避免带出合金，然后将剩下炉渣和合金放入另一罐中，将合金彻底放出。出炉后将罐吊至规则地址冷却。冷却时刻表为4～6h。当合金冷至400～600℃时，即可翻罐。放完合金后把炉子康复到正常方位，进行下炉的送电起弧加料。    参 考 文 献    16、B.п.зaйko дp.,CMaль.1983,6:37    17、л.B.Cлeпobaдp.,CMaль.1983,1:25

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%。

该法用铝作还原剂还原Nb2O5生产金属铌（钽）和铌铁。铝热还原是一种自热反应过程，工序短，设备简单，投资省，是所有还原方法中最经济的一种。总反应式为：   3Nb2O5＋10Al＝6Nb＋5Al2O3       总反应式的△Z2980＝－0.2855M，△H2980＝2.66M，△H931＝3.224MJ（931K为铝的熔点），△H1785＝2.713MJ（1785K为Nb2O5的熔点），△H2030＝3.237MJ（2030K为Al2O3的熔点），△H2741＝2.571MJ（2741K为铌的熔点）。还原反应释放出的热量，不仅可使反应自动进行，而且可以使反应物达到2200～2400℃，这种温度足以使铌充分还原，并与熔渣分离开来。       铝热还原较多采用炉外法。还原熔炼反应在无外加热的容器内进行，反应完毕，拆除容器，取出 产物，将金属和炉渣在炉外分离。       铝热还原生产的金属铌含较多的铝，可再用真空热处理（1800℃）、电解精炼和电子束炉熔炼等方法脱除铝和其他杂质。经过两次电子束炉熔炼后的铌可以达到极高纯度，铌中杂质含量可以低到：Al为0.002%，O2为（300～500）×10－6，C为（50～100）×10－6。

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。

（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％。

硅热还原法生产稀土硅铁合金的冶炼设备，通常借用标准炼钢电弧炉及配套设备。对设备的总体要求是能适应不同原料生产多种产品，节约能源，有较高的机械化和自动化程度，生产效率高，使用寿命长，易于维护和有利于环境保护。冶炼稀土硅铁合金国内常用电弧炉的主要技术参数列于表1。 表1 电弧炉主要技术参数型号HGT-0.5HGX-1.5HGX-3HGX-5电弧炉容量/t 变压器容量/kVA 炉壳直径/mm 炉膛直径/mm 熔池直径/mm 电极直径/mm 电极最大行程/mm0.5 500 1480 950 240 150 8501.5 1200 2230 1600 290 200 11003 1800 2740 2000 360 250 13005 2250 3240 2520 430 300 1700       电弧炉容量可以根据设计产品产量、品种及所使用的原料状况以及变压器容量来确定，一般可用下式计算：                                  W=P/（K·N·T）                            [1] 式中  W——变压器公称容量，kVA；       P——稀土硅铁合金产量，t；       K——原料系数，一般取1.0～1.3，稀土富渣取下限，稀土精矿渣取上限；       N——电弧炉利用系数，t/(MVA·d)；       T——年作业时间，d。     （1）炉顶料斗装料  由于固体稀土富渣的导电性不良，对其只能采用先起弧后装料的方式。先将炉料装入料斗进行计算，然后用吊车运往炉顶料仓内贮存。电弧炉起弧后，需要加料时可将料仓的闸门打开，炉料通过导料管从炉盖的加料孔流到炉内。每台电弧炉可以根据其容量的大小设1～2个加料孔。     （2）增大熔池深度  由于冶炼稀土硅铁的炉料体积大，而且在冶炼时常出现熔渣沸腾的现象，因此必须增大熔池深度，扩大熔池体积，以满足冶炼稀土硅合金的要求。实践中常采用提高炉门坎位置来增大熔池深度。     （3）采用炭质炉衬  由于含氟稀土炉渣对用碱性工酸性耐火材料砌筑的炉衬有较强的腐蚀性，炉衬寿命较短，降低了电弧炉的作业率，因此需改用耐氟的炭质炉衬。     （4）增设排烟除尘设施  电弧炉冶炼稀土硅铁合金过程中产生了大量的烟气，其含尘量可达2g/m3，并且含有氟等有害气体，严重恶化了作业环境。目前稀土合金生产厂普遍采用烟罩收集烟气，用引风机将烟气通过布袋或静电除尘，达到排放标准的烟气对空排放。 如图（1）给出了5t电弧冶炼稀土硅铁合金的设备系统。  图1 冶炼稀土硅铁合金的设备系统示意图

近年世界钢产量随着亚洲特别是中国经济的快速发展而持续增长，现在的生铁主要靠高炉生产，而高炉生产效率的提高主要靠大型化，但伴随着增大的烧结设备和焦炉，也增加了对生态环境的污染。和高炉法类似的还原法生产中,典型如MIDREX法属于气基还原法，由于受天然气资源的限制难以在全球普遍推广，据此，神户制钢和美国Midrex公司共同开发成功煤基还原的FASTMET法、FASTMELT法和ITmk3法则具有以下优点：         (1)有利于节能和降低对生态环境污染;(2)投资和运行成本低;(3)对原料和能源的适应性广。以下对其系统介绍，以供参考选用。煤基还原铁生产法(1)煤基还原铁生产法的地位。从目前世界上的还原铁生产量来看，气基用块矿的MIDREX法和HYI法居首位，以粉矿为原料的CIRCOREO法、FIOR法和FINMET法等次之;而煤基用粉矿为原料的FASTMET法，FASTMELT法和ITmk3法则居第三位，以块矿为原料的SL/RL法和COREX法则居第四位，并已呈现出后来居上的趋势。        (2)其工艺流程如下：将矿粉和煤粉混合后用造球机制成球状团块，经干燥后加入环形炉内加热并还原。团块在炉内铺成1-2层，FASTMET和FASTMELT法为加热到1250-1350℃还原为还原铁后排出炉外;ITmk3法则在加热到1450℃并还原、熔融为粒铁后排除炉外。FASTMET法将高温还原铁冷却后制成低温原铁的DRI成品，或者趁热将高温还原铁压成更大团块的HBI成品，以便对外出口海运途中不至于因氧化而发热，从而有利于扩大直接还原铁的市场。FASTMELT法则将是将从环形炉出炉的高温还原铁趁热装入熔化炉制成铁水。ITmk3法则将在环形炉和渣分离的粒铁与渣一块出炉后，再经过磁选机将粒铁选出为成品。         (3)煤基还原铁生产法的反应过程。首先以FASTMET法为例对团块在环形炉的反应简介如下：含碳团块在炉内加热至700-1400℃，氧化铁被所含碳还原而产生CO在炉内燃烧并成为主要热源，同时并加入15-20%的辅助燃料，采用LNG、LPG、COG和重油均可。主要的还原反应式为：Fe3O4+4C=3Fe+4CO，Fe3O4+4CO=3Fe+4CO2，Fe2O3+3C=2Fe+3CO，Fe2O3+3CO=2Fe+3CO2，C+CO2=2CO。由上可以看出，由含碳团块产生的CO可充分燃烧使碳的使用率增高，从而可降低能耗和CO2的发生量。且还原过程仅6-12分钟，还原结束后即冷却至1000-1200℃出炉。由于反映过程非常短，故开炉、停炉及调整产量均较为方便。而FASTMELT法则将出炉的高温还原铁直接加入熔化炉化为铁水，为降低熔化过程的负荷，应按固体还原的最大限度适当延长在环形炉的还原时间，ITmk3法除在环形炉内加热到1450℃外，从时间上务必保证渣铁分离。经试验炉分段取样观察，固块入环形炉3分钟后，固块部分被还原但中心尚未还原，5分钟后一部分开始熔融，6分钟后基本熔融，9分钟后熔融的铁和渣完全分离。

复原法，又称－肼或联复原法。此法运用与适量合作的复原剂。 从溶液或氯化银浆猜中复原产出的银粉，具有粒度细（小于160目）、纯度高（大于99.9%）的特色，是制作各种银系列电触头号的抱负材料。加之复原法具有工艺流程短、设备简略、操作简单、出产效率高、本钱低一级长处，因此是现在制取粉末冶金用纯银粉的一种很有出路的新方法。 一、复原银的原理 能把许多金属盐复原成金属，使之呈粉末状的非均一晶粒堆积于反响器壁上或基片上。 复原过程中，当肼被氧化成和水时能释放出氢离子，因此，它是一种具有速度常数K1和K－1的反响。 N2H4 N2＋4H＋＋4e－ 就                             A B＋H＋来说 － ＝K1（A）－K－1（B）（H）＋ 反响过程中，跟着氢离子浓度的添加，K1（A）与K－1（B）（H）＋两数值逐步挨近，而使反响速度减慢。为了坚持过程中的反响速度，需向系统中参加适量。 在室温下，从溶液中复原银的根本反响为： AgNO2＋N2H4·H2O＝Ag↓＋NH4NO3＋ N2↑＋H2O 当参加调整pH后，其反响则为： 4Ag（NH3）2NO3＋N2H4＝4Ag↓＋N2↑＋4NH3＋4NH4NO3 从AgCl浆猜中复原沉积银的根本反响为： 4AgCl＋N2H4＋4OH－＝4Ag↓＋N2↑＋4H2O＋4Cl－ 因为浆猜中的氯化银系呈悬浮的固体状况存在，所以反响速度较慢。虽然氯化银加水浆化后，在不加、参加、通入气三种情况下的反响热力学核算值是附近的，但向此系统中参加或通入气时，因能溶解部分氯化银而生成Ag（NH3）2＋络离子，因此可加快反响的进行。 二、用法从合银废猜中制取纯银粉 从银触头、银合金、镀银件、焊药、抛光废料、切削碎屑等废猜中精制纯银粉，需预先用1∶1稀硝酸来溶解其间的银使之生成液，过滤别离不溶渣，送去收回其他金属。 滤出的液，多含有铜、镉、镍、铁等重金属杂质，需往其间参加使银呈氯化银沉出而与重金属杂质别离。但的参加量不宜过量太多，避免过量的Cl－与银生成不沉积的AgCl2－、AgCl32－络阴离子，而下降银的收回率。 沉出的，过滤洗刷后加水浆化，再参加适量调整pH＝10～11。然后在室温文杰出拌和条件（不要有死角）下缓慢参加两倍理论量肼的水溶液，经复原30min（溶液精亮，再加少数，若色彩无变化是氯化银复原彻底的标志），静置取得细粒海绵银。通过滤，再水洗、酸煮（1∶HCl）、洗刷、枯燥和筛分，至产出合格银粉。 用此法处理含有重金属杂质的工业废酸性，也具有很好的作用。 三、用法从块状纯银或从纯液中制取纯银粉 从块状纯银或从纯液中精制纯银粉一般不运用含氯含钠的药剂。块状纯银先加稀硝酸溶解制备成纯液。纯液加渊整pH至8～10，在室温文拌和下缓慢参加两倍理论量肼的水溶液，复原30min，静置产出细粒海绵银。通过滤、洗刷、枯燥、筛分产出合格银粉。 四、复原的工艺关键 通过实验室实验和小批量出产的实践证明，复原的工艺和技能要求为： （一）复原银的最佳条件：原液含银浓度10～200g∕L（氯化银的浓度对复原无明显影响），pH值一般为8～10（氯化银最好为10～11）；N2H4的用量为理论量的两倍，在室温文杰出拌和下复原30min或更长。 （二）从含银废猜中出产纯银粉，银的浸出率一般为96～99%，复原率一般在99%以上。收回率高，复原后的母液中含银均在0.001g∕L以下，到达抛弃程度。 （三）的报价虽较贵，但它的复原力强，复原当量大。故药剂的单项本钱乃至比碳酸钠、钠、铜粉等复原剂低。如将复原后的母液回来运用，还可削减肼和的耗费。 （四）为保护环境，溶银过程中放出的NO、NO2气体可经稀NaOH液吸收；不回来运用的母液，可参加少数等氧化剂氧化后排放。

此法是前西德南德意志公司（SKW）安排研讨的，在惯例浸出法基础上向硫脉浸金系统中通入复原剂SO2的办法。 此法是鉴于安稳功能差，易于氧化。在含Fe3＋。和O2的浸出金过程中更易氧化，而导致耗费量过高。若在含Fe3＋较高（3～6g∕L）的溶液中，会因为下列反响而失效 SCN2H4 （SCN2H3）2＋2H＋SCN2H4＋亚磺化物 2CNNH4＋2S0 以上反响是分二步进行的。第一步是可逆反响，能氧化生成二硫甲脒，在有复原剂时生成的二硫甲脒又可复原为。第二步是不行逆反响，二硫甲脒受歧化效果部分复原为，部分生成组分不明的亚磺化物。第三步也是不行逆反响，它们被终究分化为基和元素硫。基还可进一步分化为尿素。因为这一反响，使在浸金过程中的氧化损耗量常高于作为溶金药剂的纯耗费量许多倍。且终究分化生成的元素硫具有粘性，它会掩盖在所有固态物料的表面使它们发作钝化，使金等的浸出率下降。 为战胜这些困难，应避免上述反响中二硫甲脒的不行逆分化。即避免二硫甲脒在溶液中浓度过高，或许参加复原剂使二硫甲脒经过可逆反响部分复原成。这个想象就是SKW法研讨的根本指导思想。 二氧化硫是一种高效的复原剂，在浸金的特定条件下，研讨者发现只需有二硫甲脒存在，它就不会去复原其他氧化剂。 在用0.2～0.7mm银粒进行浸出实验中，当不加SO2时银粒表面掩盖有一层暗色膜，银的浸出率约25%，这显然是Fe3＋开始浓度较低（0.5g∕L）的原故。若向浸液中供入过量SO2，银粒表面出现亮堂的金属状况，银的溶解率可达100%。当过程中SO2供入量缺乏，银的浸出率又会下降。 当选用相同的办法浸出金粒时，则发作了料想不到的现象。即当SO2供入量缺乏时，金粒表面亮堂，金的溶解率几近100%；而供入过量SO2时，金的溶解速度反而下降。虽如此，但这种现象是可用化学动力学解说的。 经过实验证明；在浸金的实践运用中，将矿浆温度进步至40℃，以加快氧化生成二硫甲脒；并以恰当速度向矿浆中供入SO2来复原矿浆中过量的二硫甲脒。SO2的供入速度以操控矿浆中总量的50%坚持二硫甲脒的氧化状况，就能完成金、银的高速浸出和下降耗费。这一办法就是SKW法成功的要害。 下表是对含Pb 50%、Zn 6.8%、Fe 26.5%、Ag 315g／t、Au 10.6g∕t的一种难处理氧化矿，别离选用化法、惯例法和SKW法进行比照实验的成果。从表中看出，SKW法往浸出矿浆中供入SO2 6.5kg／t，在5.5h内金、银的浸出率比化法和惯例法高得多，完成了金银的高速浸出，并可使的耗费世降至0.57kg∕t。因为SKW法的耗费已降至如此低的水平，且浸出时刻大大缩短，它不光用来处理高档次的金精矿是经济的，就是用来处理低档次的金矿石也可能是经济有用的。 表  不同办法对难处理氧化矿的浸出比照实验目标化法惯例法SKW法药剂耗费∕kg·t－1734.40.57浸出时刻∕h24245.5SO2耗费量∕kg·t－16.5金浸出率∕%81.224.785.4银浸出率∕%38.61.054.8 浸出液中的金、银能够选用活性炭、强酸性阳离子交换树脂或硫醇树脂吸附，再用热酸或液进行解吸。因为用量如此之少，可不必考虑再收回它。 SKW法小试成果表明： （1）进步作业温度至40℃，可加快氧化生成二硫甲脒； （2）操控SO2的供入速度，经过SO2的复原效果将过量的二硫甲脒复原为，使矿浆中总量的50%坚持二硫甲脒状况，可避免给料的钝化，以取得最高的金、银溶解速度； （3）供入适量SO2,使过量的二硫甲脒复原为，避免矿浆中二硫甲脒浓度过高而发作不行逆化学氧化降解丢失，以进步的再生和运用，下降耗费。 依据小试成果，R.G.舒尔策选用图1的工艺实验流程。实验给料1.1t（其间含水100kg），浸出用来自再循环液，新增加1.05kg参加洗刷段，氧化剂运用H2O2。作业过程中（tu，g∕L），Au（mg∕L）和溶液流量（L）的平衡数值亦示于图中。其作业技能关键和目标为： （1）供入质料为含水10%的湿料，不管选用硫化矿的浮选精矿或经预先酸洗处理的氧化矿，都脱除了较多的杂质，减步了矿石处理量； （2）吨矿SO2总耗为6.5kg，浸出后将剩下SO2通入矿浆中，使二硫甲脒进一步复原为，并使氧化生成的硫彻底沉积，为后继作业供给功能安稳的溶液； （3）浸出作业用的氧化剂Fe3＋，由质料本身所含铁经酸溶解和H2O2氧化而得； （4）浸出后的矿浆，经一次过滤贵液送一次吸附。滤饼中所含的Au，Ag运用含15g∕L的热（50℃）溶液进行简略洗刷后进行二次过滤，滤液送二次吸赞同作二次洗液用。滤渣再用贫液进行三次洗刷，洗液送三次吸附。终究滤饼和废液加石灰或碱性矸石中和后排入尾矿坝； （5）实验给料的1t干猜中含金总量为35g，浸出液中金的收回率88%，两次洗刷收回率10%，总浸出收回率98%。终究滤饼中渣含金0.7g，液含金0.05g，算计丢失0.705g，丢失率2%。其间渣中丢失较大。若要再进步收回率，可在过滤Ⅱ设备中加水再洗刷终究滤饼一次，并进行第四次吸附（如图中虚线所示）后排放； （6）贵渡中Au、Ag的收回，若选用活性炭吸附载金容量高达100kg∕t，可经煅烧后熔炼或进行解吸处理；若选用离子交换树脂吸附，树脂的载金容量虽比炭小，但可用少数浓液解吸产出富金贵液，送电解或置换收回。本实验运用活性炭吸附，金的吸附收回率第一次为80%，二次16.37%，三次1.49%，总吸附收回率97.86%。图1  SKW法提金工艺实验流程及物料平衡 经上述1t规划的工艺实验后，R.G.舒尔策给出的炭浆法工业生产流程如图2。此工艺与化炭浆法工艺流程极为类似。但因为浸出金的作业时刻比化法短得多，故选用先浸出后吸附的无过滤炭浆法。其他条件则与上述的工艺实验流程条件附近。图2  SKW炭浆法工业流程

以铜镉渣为原料生产金属镉的电积法工艺流程如图1所示。图1  从铜镉渣生产金属镉电积法的工艺流程 铜镉渣的成分一般波动范围为：2.5%～12%Cd，35%～60%Zn，4%～17%Cu，0.05%～2.0%Fe铜镉渣中还含有少量As，Sb，SiO2，Co，Ni，T1，In等杂质。 为了加速浸出过程，有的工厂在浸出前将铜镉渣堆放在空气中氧化。这样也增加了铜溶解的损失，只有在处理含铜较低的铜镉渣时才适用这种处理。浸出过程得到的铜渣成分为：30%～50%Cu，10%～15%Zn，0.3%～1.0%Cd。 在浸出中，除了锌和铜的溶解外，还有一些Ni，Co，In，T1进入溶液，得到的浸出液成分为：120～130g/LZn，8～16g/LCd，0.3～0.8g/LCu，3～9g/LFe，0.05～0.1g/LCo，0.05～0.1g/LNi。浸出液经加锌粉净化除去铜后，送去加锌粉置换沉淀镉。置换沉淀镉一般分两段操作。在第一段维持温度为333K，使溶液中的镉降到1g/L为止。过滤分离铜镉渣后的溶液再进行第二段操作，可进一步使镉的含量降到10～15mg/L。第二段得到的海绵镉（Ⅱ）含镉低，反回铜镉渣的浸出过程。第二段置换后的溶液中含有Co，T1，In等，用黄药除钴后去进一步回收T1与In。 第一段置换沉淀镉得到的海绵（Ⅰ）用镉电解液浸出。溶液中硫酸的浓度为200～250g/L，浸出温度353～363K，加入MnO2或KMnO4以加速镉海绵的溶解，浸出终了的pH值为4.8～5.2，铜水解进入渣中。 分离铜渣后的镉绵浸出液，加SrCO3除铅，加锌粉置换除铜，加KMnO4氧化T1与Fe，再水解沉淀。 镉溶液的电积一般采用电解液不循环操作制度，其作业条件及技术指标： 加入电解液成分/（g·L－1）      160～220Cd，20～30Zn，12～15H2SO4 电积后废液成分/（g·L－1）      15～20Cd，150～180H2SO4 电解液温度/K                  303～308 电流效率/%                    70～92 槽电压/V                   2.5～2.6 电积周期/h                 24 电能消耗/（kW·h·t－1）     1400～1700 采用电解液循环的生产方式，可以得到较高的电流效率。

3.防止四价钛的过量复原    钛的出产进程中，为了按捺钛液的二价铁氧化成三价铁，必须用铁屑或铁粉将悉数三价铁复原为二价铁，而且还要将少数四价钛复原为三价钛。其复原反响式如下：    一般常压水解的钛液要求含有三价钛1-3g/L,加压水解钛液含有三价钛为2-5g/L.超越这个量就归于复原过量。依据核算，每复原过量2g/L,则1吨钛就要多耗费硫酸16. 4kg,多糟蹋钛13. 4kg.原因是这些多耗费的硫酸是无效酸，这些复原过量的三价钛在水解时不能水解为偏钛酸沉积，而随废酸排放掉了。不过有些供应商在水解前用三价钛很低的钛液来分配，使之得以拯救。    4.防止氧化过量    在酸解时将熟化好的热料冷却，需求鼓人空气将其吹冷；在浸取时为了加快固相物的溶解，需求鼓人空气进行拌和；在加铁屑或铁粉复原时，相同需求鼓人空气进行拌和，直到放料前才中止拌和。鼓入空气的进程，也是空气中的氧气氧化钛液中的二价铁成三价铁或将三价钛氧化成四价钛的进程。这个氧化进程也需求耗费一定量的硫酸。其氧化反响式如下：    依据这个氧化反响的核算，每鼓人空气1L,就要耗费硫酸1. 84g,这种酸归于无效酸。一起被氧化成的三价铁终究又要用铁屑或铁粉将其复原为二价铁，这个铁屑复原也需求耗酸。由此可见，出产进程中过多地鼓人空气是有害的。酸解每锅需加人等量的硫酸和等量的钛铁矿，而每锅终究的有用酸不同，乃至有些距离很大。这首要是因为每锅鼓人的空气量不相同，其所耗费硫酸的量不相同所造成的。

十三、浓硫酸和废硫酸参加量的核算    酸解时浓硫酸和废硫酸的加人量能够选用下列核算公式进行核算：式中  x—浓硫酸加量，kg;      y—废硫酸加量，L；      f—酸矿比；      C1—浓硫酸浓度，％；      C2—废硫酸浓度，％；      p—废硫酸密度，kg/L；      C3—反响时硫酸浓度，％；      G—矿粉投料量。    【例】试核算，投矿粉3100kg,酸矿比为1.55：1，浓硫酸浓度为95％，废硫酸浓度为21％，废硫酸密度为1. lkg/L,反响时硫酸浓度为87. 5％，求应加浓硫酸和废硫酸各多少？    解：设应加浓硫酸为xkg，应加废硫酸为yL    十四、影响浸取的要素    1.固相物的多孔性    若固相物为多孔物，则遇水易渗人微孔内部，触摸面大，极易溶解；若固相物结实少孔，则难以浸取。    2.固相物的温度    固相物温度高有利于浸取。可是>80℃，易使钛液安稳性变差，乃至发作前期水解。    3.浸取的浓度    浸取钛液的浓度越高，则浸取越慢，但浓度不能过低，过低会发作前期水解，会添加浓缩的工作量，乃至对水解产品偏钛酸的结构发作不良影响。[next]    4.是否发作前期水解    固相物如发作不同程度的前期水解，浸取时就有许多僵块，溶化不掉，影响浸取速度。    5.加浸取水的速度    加浸取水的速度要与固相物的溶解速度相适应。一般来说，设备大加水速度要快，设备小加水速度可慢些。    十五、固相物的浸取操作    依据影响钛液安稳性的酸、水、热的联系，在铁铁矿与硫酸进行酸解今后，对固相物浸取时，一开端溶液浓度低、酸度小、温度高，易发作前期水解，即易由其热敏性而发作胶体物。或一开端加水多，刚加到固相物表面的那部分含钛少，部分到达稀释度而发作前期水解。为了避免发作这种缺点，应先加人大流量的收回废酸和有必定酸度的洗残渣、洗硫酸亚铁晶体的淡钛液，使其添加酸度，一同加人大流量的水。并加大冲气、加速浸取，要是加浸取水的速度太慢、量太少，则浸取初期的温度太高，浸得的钛液安稳性会下降，亦简单发作前期水解。因而要严格操控浸取时的温度、酸度和浓度，尽量避免钛液发作前期水解，避免影响钛液沉降、净化和后期水解。水洗，进而构成钛产值和质量的下降。    十六、钛液的复原    铁在钛铁矿中以二价和三价两种不同状况存在，因而在浸取的钛液中既有硫酸亚铁(FeS04），又有硫酸高铁「Fe2(S04 )3〕。这两种铁盐在必定条件下，会发作水解而生成沉积，其水解反响式如下：    上述两个反响只要在到达必定的pH值时才会发作。硫酸亚铁在酸性溶液中是安稳的，只要在pH值大于6.5时才开端水解，因而在钛液水解过程中，因为钛液酸度大，它始终保持溶解状况，待到偏钛酸洗刷时才得以除掉。而硫酸高铁在溶液中的危害性比较大，因为它在pH值为1.5的酸性溶液中即开端水解，生成氢氧化高铁沉积。在偏钛酸洗刷时，当pH值到达1. 5就会水解生成氢氧化高铁沉积稠浊在偏钛酸中，待到媛烧时即变成红棕色的三氧化二铁混在钛中，而影响产品的白度。为了避免这种现象的发作，在钛液中就不允许有三价铁的存在，因而有必要把三价铁复原成二价铁。    铁屑或铁粉是一种廉价的复原剂，加人铁屑或铁粉的意图主要是将钛液中的三价铁复原成二价铁。其复原反响的反响式如下：[next]    终究复原到什么程度才算将三价铁复原结束呢？钛液中高价态的有三价铁和四价钛，因为三价铁的被复原势大于四价钛的被复原势，有必要将三价铁悉数复原结束，才轮到四价钛的被复原，也便是说，当钛液中呈现三价钛，阐明钛液中现已没有三价铁了，三价铁现已悉数复原成二价铁了。其四价钛复原为三价钛的反响式如下：    加铁屑的另一个意图是能够将一部分重金属离子复原为金属随残渣而被除掉。    因为在生产过程中钛液常常遇到与空气触摸或以压缩空气拌和等氧化条件，要是没有三价钛存在，则二价铁很快被氧化为三价铁。可是，因为三价钛的被氧化势大于二价铁的被氧化势，有氧化条件的话，其必定先将三价铁悉数氧化完，才轮到二价铁的被氧化。因而在钛液中保持有必定量的三价钛，能够确保二价铁不被氧化，使钛液始终保持没有三价铁的存在。不过，过多的三价钛存在是晦气的，因为在水解时，三价钛不会发作热水解生成偏钛酸沉积，冷水解也要在pH值>3才干水解，故其留在母液的废酸里，若废酸不加以收回运用，则会构成钛的丢失。    十七、酸解、浸取和复原需求操控的目标    ①硫酸浓度＞92.5％。    ②钛铁矿的质量要求。    ③蒸汽压力≥0. 5MPa。    ④空气压力≥0. 3MPa。    ⑤酸矿比为（1.50一1.60）：1（加压水解法），或（1.45～1.55）：1（常压水解法）。    ⑥反响时硫酸浓度85％-90％。    ⑦预热引发温度80-120℃。    ⑧老练时刻1-6h。    ⑨助冷时刻10 - 30min o    ⑩浸取温度 。这90kg硫酸是与非钛杂质起反响而耗费的，是白白浪费了的，归于无效酸。因为总有用酸基本上是操控在必定规模的，无效酸多了，相对来说有用酸就少了。为了使钛液确保含有必定量的有用酸，就有必要多用酸·要对错钛杂质少了，一就能够少用酸，然后能够节省硫酸，而且能够削减生产上除杂质的困难程度。为此，有些供应商将买回的矿砂在破坏之前进行一次磁选。    2.选用含Fe203少的矿和铁屑    在钛铁矿含总铁大体相同的前提下，其间含Fe203越多，其耗费硫酸就越多；在运用铁屑或铁粉时，铁锈（含Fe203）越多，其耗费酸也越多。其反响式如下：    从上述反响式可知，1 mol Fe2O3（相当于2mo1 Fe)，需求耗费3mo1硫酸，而1 mol FeO或lmol Fe,只需求耗费l mol的硫酸，阐明钛铁矿或铁屑中Fe2O3含量高，耗费的硫酸就多。别的，Fe2O3与硫酸效果生成的是三价的硫酸铁，终究要用铁屑或铁粉悉数复原成二价的硫酸亚铁，复原越多，耗用的硫酸和铁屑都多。因而，为了节省硫酸和铁粉，生产上就应该选用含Fe2O3较少的钛铁矿和铁屑。

一、工艺流程     该办法是根据在必定条件下，可使锆的四卤化物复原为三卤化物，而铪的四卤化物则不易被复原，然后到达锆与铪别离的意图，运用质料为粗Zr（Hf）Cl4。此办法是较有出路的办法，国外已完结半工业实验，工艺流程见图1。图1  （铪）选择性复原别离工艺流程     二、首要反响     复原反响与歧化反响： 3ZrCl4（g）＋Zr＝4ZrCl3（s） 3HfCl4（g）＋Zr＝3HfCl3（s）＋ZrCl3（s） HfCl3（s）＋ZrCl4（g）＝HfCl4（g）＋ZrCl3（s） ZrCl4（g）＋ZrCl2（s）＝2ZrCl3（s）     三氯化锆歧化生成二氯化锆的反响是杂乱的，其反响如下： 12ZrCl3（s）＝10ZrCl2.8（s）＋2ZrCl4（g）     （115～300℃） 10ZrCl2.8（s）＝5ZrCl1.6（s）＋5ZrCl4（g）     （310～450℃） 5ZrCl1.6（s）＝4ZrCl（s）＋ZrCl4（g）        （500～600℃） 4ZrCl（s）＝3Zr（s）＋ZrCl4（g）            （570～700℃）

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。

原料制备是冶炼稀土硅铁合金的第一步工序。原料质量的优劣明显影响着冶炼的技术经济指标。冶炼稀土硅铁合金同样应遵循精料的方针，包头稀土铁合金厂实践表明，精料入炉可以使稀土硅铁合金的产量增加10%～30%，产品质量也得到明显的改善。随着稀土硅铁合金生产工艺的不断完善的和技术进步，高质量、多品种的稀土硅铁合金对原料提出了更高的要求。 原料概述     硅热还原法制取稀土硅铁合金的原料可以分为三类，即稀土原料、还原剂和熔剂。     （1）稀土原料  硅热还原法制取稀土硅铁合金的稀土原料有多种，我国较为常用的是白云鄂博富稀土中贫铁矿高炉除铁渣（简称“稀土富渣”，下同）、稀土精矿除铁渣（简称“稀土精矿渣”，下同）、稀土氧化物（混合稀土氧化物或单一稀土氧化物）、稀土氢氧化物和稀土碳酸盐等。后者由于成本较高，只有特殊需要时才采用。前苏联、美国等根据各自的资源情况使用稀土氧化物、稀土氢氧化物及稀土精矿球团和压块等作原料。     在高炉冶炼过程中，无论是原矿还是人造富矿入炉，稀土将全部转移到炉渣中，产出所谓的稀土富渣。稀土富渣在20世纪80年代前是冶炼稀土硅铁合金的主要原料。随着选矿技术的发展，中高品位的稀土精矿从原矿中分离，铁含量很低，不需要进入高炉进行处理，所以从80年代以后，稀土富渣不再生产。80年代又开拓了稀土精矿经电炉脱铁除磷制备含磷制备含稀土更高的稀土精矿渣，稀土精矿渣成为稀土硅铁合金生产的主要原料。近年来，生产中主要用包头稀土精矿、山东微山湖稀土精矿、四川冕宁氟碳铈矿经过简易的造块处理，直接入炉冶炼稀土硅铁合金[14]。     （2）还原剂  由于75硅铁具有较高的含硅量和较低的杂质，冶炼稀土硅铁铁合金采用75硅铁作还原剂，较经济合理。     （3）熔剂  冶炼稀土硅铁合金所用熔剂主要是石灰。石灰中CaO含量越高越好，SiO2及其他杂质越低越好。生产中一般要求石灰中含CaO＞85%，SiO2＜5%。    参 考 文 献    14、毕群等，钢铁，1983，18（12）：8

九、钛液的安稳性及其对出产的影响    安稳性又称安稳度，就是在钛出产中，铁液在条件改变的情况下，有发作前期水解而分出白色胶体粒子的倾向，这种倾向的强弱程度称为钛液的安稳度。表明这种倾向强弱的特性称为钛液的安稳性。钛液的安稳性是以每毫升钛液，用25℃的蒸馏水稀释到刚呈现白色污浊时，所需求蒸馏水的毫升数来表明：    安稳性是衡量钛液质量好坏的重要目标。一般颜料级加压水解钛液的安稳性操控在K≥350;常压水解钛液能够放宽到K≥300。要是呈现安稳性差的钛液，则会对钛出产带来下列不良影响：    ①钛液简单呈现前期水解而生成胶体微粒悬浮于钛液中，形成沉降和压滤的困难，以至于影响产值的进步；    ②钛液发作的含钛胶体微粒，终究要跟残渣一同沉降而被除掉，使钛的回收率下降；    ③钛液归于非颜料级钛液，只能出产出等级低的珐琅钛，这种钛报价较低；    ④钛液后期水解所生成的偏钛酸，有一部分粒子较小，简单形成水洗穿滤丢失，直至锻烧时从烟囱飘散不少，使回收率下降；    ⑤这种钛液自身就现已发作前期水解而生成有胶体微粒，这种胶体微粒极易穿过滤层而存在于钛液中，到后期水解时，成为不良的结晶中心，使水解得到的偏钛酸粒子巨细不均匀，简单吸附较多杂质，不只使水洗时刻延伸而影响产值，还使产品带色影响白度。一起不规则的小颗粒多，还会形成锻烧时易烧结，而使产品的白度、消色力和涣散功用下降，影响到产品的质量。    十、钛液的前期水解及影响钛液安稳性的要素    一般来说，从酸解后到未进行后期正式水解之前，钛液中不该含有偏钛酸和正钛酸这两种胶体粒子，可是有时在钛液的浸取、复原、运送和寄存过程中，由于操作不妥或条件改变，而在钛液中呈现上述两种白色胶体物质，这种现象称为钛液的前期水解。    要想了解影响钛液安稳性的要素，还得从钛铁矿的酸解和钛液的水解中去找原因。    1.由酸解的反响式(1)、反响式(2)比较可知，在相同的钛铁矿下，反响式(1)用酸多，得到的是安稳的硫酸钛，而反响式(2)用酸少，得到的是不安稳的硫酸氧钛，阐明酸解时用酸多对进步铁液的安稳性有优点。[next]    钛液水解的首要反响式如下：    从反响式(7)、反响式(8)、反响式(9)可知，三个水解反响都生成新硫酸，阐明钛液中酸多会使水解反响可逆，能够按捺前期水解的发作。所以酸解时用酸较多或浸取时加废酸较多，使钛液中含酸浓度增大，对进步钛液的安稳性有优点。    从实验可知，取浓钛液1mL,测得其安稳性为400；若取相同的浓钛液1mL，再加人浓硫酸1滴，成果测得其安稳性为450，阐明多加酸其安稳性会进步。    2.从水解的反响式(7)、反响式(8)、反响式(9)可知，水是反响物，按化学反响规则，添加反响物会使反响向右进行，添加了水，就添加了反响物，就有利于水解的进行，而使钛液不安稳，阐明水多没有优点。    由反响式(8)、反响式(9)比较可知，在平等的硫酸氧钛的情况下，反响式(9)加水多，反响式(9)在冷的条件下也能发作水解反响。由此可见，在相同的条件下，钛液越稀（水越多）其安稳性就越差。    3.从反响式(7)、反响式(8)、反响式(9)三个水解反响式可知，钛液的水解是吸热反响，因而加热会使反响向右进行，会促进钛液发作前期水解而使钛液不安稳。从实验可知，同是1mL钛液，在12℃，K=500；在25℃，K＝400；在65℃，K＝200；在100℃，K=0。由此可见，温度上升，钛液的安稳性下降，加热对钛液的安稳性晦气。    综上所述，影响钛液安稳性差的首要原因是酸少、水多、加热。那么要进步钛液的安稳性，就有必要针对钛液的酸度、浓度、温度这三个首要要素进行分析研究并加以操控。    1．酸度    酸解用酸多既可进步钛液的安稳性，又可使酸解反响较彻底而进步酸解率，可是用酸过多，既会添加硫酸的耗费，增大钛的出产成本，又会增大后工序钛液后期水解的困难，由于从水解反响式可知，酸多会使水解反响可逆，偏钛酸粒子难以长大，水解率下降，水洗时由于偏钛酸粒子细而呈现穿滤丢失形成丢失。因而要权衡利弊，优化出一个既使钛液安稳，不至于呈现前期水解，又要有利于后期水解的最佳用酸量。    依据酸解反响式核算，要想得到安稳性高的硫酸钛，则要按反响式(1)反响，这样其酸矿比是1. 932：1,也就是说，1吨钛铁矿要用1. 932吨的硫酸；要想得到安稳性差的硫酸氧钛，则要按反响式(2)反响，这样其酸矿比是1.29：1，也就是说，1吨钛铁矿要用1. 29吨的硫酸。除此之外，其他化合物特别是铁的氧化物也要耗费必定量的酸。一般来说，酸矿比越大，用酸越多，钛液就越安稳；酸矿比越小，用酸越少，钛液就越不安稳。从理论分析和实践运用证明，加压水解流程选用酸矿比在(1.50-1.60)：1为最佳比值；常压水解流程选用的酸矿比在(1.45-1.55)：1为最佳比值。终究选用多少才适合，还要视钛铁矿的质量、工艺要求的酸度和浸取时是否加废酸及废酸加人量而定。[next]      2.浓度    ①酸的浓度  运用硫酸的浓度和操控反响时硫酸的浓度，对铁液的安稳性影响较大。运用时硫酸其浓度大于96％时，酸解反响所得到的固相物结实，多孔性差，浸出时很难溶解，所得钛液的安稳性会下降，当然酸解率也低；若运用的硫酸浓度小于92％，则酸解后的固相物不易固化，乃至呈糊状，反响不彻底，浸出所得的铁液安稳性也差，还会形成沉降等净化的困难，酸解率也不高。一般运用硫酸的浓度在92％-96％之间为宜。现在许多供应商都探索并把握了浓酸反响的规则而直接选用98％的硫酸进行酸解。    反响时硫酸的浓度大于90%，则反响温度高，使反响初期的生成物在反响完毕时已发作前期水解而使钛液不安稳；反响时硫酸的浓度小于85％，浸取所得铁液的安稳性也差，一般操控反响时硫酸的浓度在85％-90％之间。实践证明，运用越浓的硫酸，反响时稀释的浓度要偏低限；运用较稀的硫酸，反响时稀释的浓度要偏高限。不过运用稀酸时，由于酸解加水较少，水与硫酸效果发作的热量少，常常需求用加蒸汽的办法来进步引发热，才干取得较好的酸解效果。    ②钛液的浓度  较少、钛液的Ti02浓度较高，溶液不简单分出胶体颗粒，安稳性较好；水太多，浸取的浓度太低，则钛液不安稳，简单发作前期水解，一起对后期水解产品偏钛酸的颗粒巨细和结构也会发作不良影响，还会添加浓缩的工作量。为此在加水浸取时，有必要严格操控，相对密度一般操控在1. 5-1. 55之间，即总Ti02含量要≥120g/Lo为了削减水分，在将钛液结晶时，除掉大部分硫酸亚铁的一起，也带走了许多的结晶水，使钛液的总Ti02浓度得到进步，有利于钛液安稳性的进步。为了削减水分，还有必要将钛液进行浓缩，使其持续除掉一部分水，使总Ti02含量到达(200±5) g/L（加压水解）或215-230g/L（常压水解），以利钛液浓度增大、安稳性进步和后期水解时制出具有优胜颜料功用的钛。    依据酸度小、浓度低（水多）会引起钛液安稳性差，易呈现前期水解现象，因而洗残渣、洗硫酸亚铁晶体、洗设备的水，尽量不用许多的自来水，而用少数的废酸水。    3.温度  温度上升，钛液的黏度下降，这对杂质颗粒的沉降有利，可是对钛液的安稳性却晦气。由于温度过高，钛液的安稳性下降，会呈现前期水解。钛液要采纳负压蒸腾浓缩的原因，一就是由于常压蒸腾温度高，钛液安稳性下降，很快就会呈现前期水解。而钛液水解的临界温度为80℃，选用真空浓缩，沸点能够下降到80℃以下，这样既确保了水分的许多蒸腾，又确保了不会呈现前期水解。由此可见，温度上升，钛液的安稳性下降，温度下降对钛液的安稳性有利。一般浸取时操控温度要小于75℃，净化时操控温度在（60士5）℃。[next]    若钛铁矿中三价铁含量高，其酸解浸取所得的钛液其安稳性会差一些。原因之一是三价铁含量高，其酸解反响放出的热量多，温度高，反响剧烈，有时乃至呈现冒锅现象，极简单呈现前期水解而使钛液不安稳；原因之二是三价铁含量高，酸解反响自身就需求多耗费硫酸，何况制出的钛液需求许多铁屑（或铁粉）来将三价铁复原成二价铁，而多耗费铁屑复原，也需求多耗费硫酸，这些耗费的硫酸归于无效酸。在定量的酸中，无效酸多了，相对来说有用酸就少了，即游离酸少了，这样钛液的安稳性就会下降。    影响钛液安稳性的三个要素效果次序为：温度＞酸度＞浓度。在较低的温度和较弱的酸度下，浓度高，含水少，钛液较安稳；浓度低，含水多，钛液安稳性差。可是在温度高、酸度大的情况下，钛液浓度的凹凸影响钛液的安稳性居次要位置。在80℃以下，钛液的安稳性随酸度的增大而进步。可是在80℃以上乃至更高的温度下，酸度偏大的钛液也不安稳，也能进行热水解而生成偏钛酸，只不过酸度大，水解将遭到必定程度的按捺，乃至难以水解，水解得到的偏钛酸粒子偏小，水解率也偏低。当然酸度很大的话，那就不是按捺水解的问题了，而是反响可逆，生成的偏钛酸被溶解的问题了。    十一、酸解锅的结构及酸解操作    酸解锅的结构是：外壳为钢板，锅内先搪一层铅，然后用耐酸胶泥砌上两层耐酸砖；烟囱用钢衬两层耐酸砖，或用厚的硬聚氯乙烯塑料板制成，要大一些，使反响发作的许多水蒸气、S02、S03等气体能及时排出；锥底的散布板用铅或耐酸陶瓷制成，开孔的视点要确保紧缩空气能均匀地吹到反响锅的四周而不留死角，好让固相物溶解彻底，大型酸解锅的散布板常规划成泡罩形，有利于紧缩空气散布均匀和防止杂物阻塞孔眼；放料阀既要耐温、耐腐蚀，又要能满意放料、通紧缩空气、通蒸汽的功用；国内一般运用的容积为12-50m3，国外一般为90m3，引入国外的3套设备的容积都为130m3，酸解每锅投矿为27-30吨。酸解锅的高度（含锥底部分）是直径（圆柱部分）的两倍。锥底夹角a为60°。酸解锅的结构如下图所示。    酸解的操作：在我国引入的技能中，酸解前遍及选用质料硫酸预稀释和矿酸预混合。酸解是在酸解锅中进行的。在锥底通人紧缩空气激烈地拌和下，先按配方投人硫酸，然后投人矿粉，使矿粉与硫酸充沛混合，再加定量的稀释用的废酸水，持续拌和，由于废酸中的水与硫酸发作水化效果而生成许多的热，使锅内物料的温度上升很快。再用蒸汽直接加热（若水化热已满足引发主反响，就不用外加热）。当锅内反响物温度升高到80-120℃时，当即中止加热，一般加完稀释废酸水后10-20min，即发作剧烈反响。由于反响是放热反响，反响物的温度会急剧上升，在数分钟内到达最高温度（约250℃）。在这一阶段内，反响十分剧烈，酸解锅会呈现能够察觉到的震动感，一起排出许多的SO2、SO3和水汽，反响通过黏稠阶段而逐步凝结成多孔的蜂窝状固相物。主反响完毕后，中止鼓人紧缩空气，让其熟化一段时刻，使其持续反响而反响得更彻底，有利于进步酸解率。熟化时刻往后，即通人紧缩空气进行助冷，当冷却到90-120℃，即加废酸、淡钛液和自来水进行浸取。然后加铁屑（或铁粉）进行复原，即得到钛液。有时加铁屑复原时，反响剧烈，有气泡冒锅，可撒人少数洗衣粉消泡。[next]    国内钛厂的浸取，大都是从锅顶一次性加人，这样浸取液自上而下地渗人固相物，遭到从底部上升的用来拌和的紧缩空气流阻遏，渗人的速度较慢，坐落固相物上部的浸取液的酸度不能很快进步，加水量又大，溶液浓度稀，酸度小，就会或多或少地发作前期水解，导致沉降效果的恶化。    国外有选用将少数废酸加人洗渣水和洗硫酸亚铁晶体的淡钛液中，然后将其从酸解锅的底部加人，这样，简单将固相物空地中的空气排出，并且酸水在上升的过程中，酸度逐步进步，当酸水充溢固相物时，开端用紧缩空气拌和，这时固相物上部的温度可达80℃，但不会发作前期水解现象。原因是温度高的浸取液，酸度也高，随着水的持续加人，温度很快降到70℃以下。    十二、酸解率和进步酸解率的办法    溶液中可溶钛总量（以Ti02计）占所投铁铁矿中所含钛总量（以Ti02计）的百分比，称为酸解率：    能够从下列八方面进步酸解率。    1.恰当延伸熟化时刻    酸解反响后要进行熟化，其意图是让固相物逐步冷却，在这个冷却过程中，让一部分未酸解的矿粉持续与存在的游离酸效果，以利进步酸解率。熟化时刻长，酸解率得到进步，但固相物温度低，浸取速度慢；熟化时刻短，固相物温度高，浸取时刻短，但酸解率抵。一般依据酸解锅容积的巨细、投矿量多少、室温凹凸而操控在1-6h,投矿量大，熟化时刻要长，投矿少，熟化时刻要短。笔者做过这样的实验，在12m3的酸解锅中，熟化时刻由3h缩短到1h,其酸解率并未见下降。对此笔者以为，在酸解剧烈反响阶段，硫酸浓度大、反响温度高，能起反响的矿都应该起反响了。而反响后，特别是再经熟化1h后，酸度和温度都大为下降。这样，寄望于延伸熟化时刻来进步酸解率是有困难的。延伸了熟化时刻，只能延伸酸解周期，影响到产值的进步。    2.恰当进步反响硫酸的浓度    硫酸是一种生动的强酸，能够任何份额溶于水，一起放出许多热，硫酸浓度对酸解反响影响较大，在酸矿比必守时，恰当进步反响硫酸浓度，有利于加速酸解速度和进步酸解率。大于96％的硫酸比92. 5％的硫酸反响急剧，这不只由于将其稀释至工艺要求时放出的热量多，并且由于浓度增大时，H+离子和S02-4离子渗人钛铁矿物表面裂缝中的概率增大，使H+-SO2-4离子对的偶极效果和固体表面的在位效果加强而使钛铁矿的分化速度加速。[next]    3.恰当进步酸矿比    酸矿比越高，反响越彻底，酸解率也越高。但过高的酸矿比使硫酸单耗上升，而酸解率的进步却不明显。    4.恰当进步酸解温度    钛铁矿粉与硫酸的分化反响，自身会放出许多的热，反响式如下：    一般情况下，开端时物料需求恰当加温，以引发酸解反响，这种引发热，常常是在加人稀释的废酸时，由于水与浓硫酸效果而发作必定量的热，若所发作的这些热没有到达引发热的要求，则要外加蒸汽加热；若这些热已足以到达引发热的要求，则不用再加热。    一般来说，温度越高，反响越剧烈，也越彻底，酸解率也越高，可是酸解反响是放热反响，当引发反响开端时便放出许多的热，使反响温度敏捷上升，短时刻内到达200℃以上。要是事前估计不足，加热过多，物料温度过高，例如＞130℃，则会使主反响来得过早，不只会使反响过于强烈而发作冒锅或前期水解现象，还使酸解率下降，乃至生成的固相物难以浸取；假如加温过低，例如＞60℃，则引发主反响的时刻长，反响不剧烈，简单生成难溶的固相物，酸解率也低。主反响完毕，当即中止吹风，持续坚持高温，有利于进步酸解率。    5.矿粉粒度小而均匀    矿粉粒度越大，反响越慢，乃至有些粗颗粒不反响，而使酸解率下降；矿粉粒度不均匀，有粗有细，在反响时，细粒先反响，细粒反响后，硫酸浓度下降了，粗粒反响不彻底，酸解率也低。    6.拌和要均匀    反响前拌和不均匀，有未分散的矿粉团，会影响酸解率。拌和得太猛，物料过多地溅在锅壁上，无法反响，也会下降酸解率。    7.选用好矿    选用酸溶性好的矿，钛溶出率高，酸解率也高；由于金红石型矿极难被硫酸分化，因而有必要选用金红石成分少的矿，方能进步酸解率。    8.防止发作前期水解和呈现不溶的固相物。由于呈现这些现象都会使酸解率下降。

一、酸解方法    根据参与反应的硫酸浓度和最终反应产物的状态，钛铁矿酸解的方法有液相法、两相法和固相法三种。    1.液相法    采用55%-65％的硫酸，酸解反应在液相进行，反应温度为130℃-140℃，反应时间为12-16h,为了防止早期水解，酸比值（F）控制在3-3.2，直接得到硫酸钛溶液。    2.两相法    采用65%-80％的硫酸，反应温度为150-200℃，反应时间为6-8h，F值控制在1.8-2. 2，加热至有沉淀析出为止，所得产物呈糊状，加水浸取后，生成悬浮溶液，反应率达85％一90％。    3.固相法    采用80％以上的硫酸，反应剧烈迅速，在5-30min内完成，反应最高温度达250℃，由于硫酸的沸点为338℃，所以能够适应这一要求。所得产物为固相物，然后加水浸取为溶液，控制F值在1. 6-2. 0，最高酸解率可达97％。    二、固相法酸解的优点    液相法和两相法酸解的反应时间长，耗用硫酸多，钛铁矿的分解率低。与这两种方法比较，固相法具有下列优点：    ①耗用硫酸量最少；    ②反应最迅速，可减少加温时间，缩短生产周期，提高设备利用率和产量，节约燃料；    ③酸解率最高；    ④溶液F值比较低，有利于后期水解的进行；    ⑤设备强度大，生产能力高。    正是由于固相法酸解的优点多，所以工业生产一般都采用固相法。    三、酸解发生的化学反应    钛铁矿的化学组成是偏钛酸亚铁(FeTi03），它是一种弱酸弱碱盐，能与强酸反应，并能进行得比较完全。硫酸分解铁铁矿的反应一般认为是按下列反应式进行： [next]     酸解后生成的硫酸钛和硫酸氧钛之间的比例，由酸解条件而定，从反应式(1)、反应式(2)可以看出，每生成lmol的硫酸钛，需要2mo1的硫酸，而每生成lmol的硫酸氧钛，只需要1 mol的硫酸。由此可见，硫酸过量得越多，越有利于反应的进行，且生成硫酸钛。    四、有效酸    在酸解产物浸取所得的钛液中，硫酸主要以三种形式存在：①与钛结合的硫酸；②与其他金属（主要是铁）结合的硫酸；③未被结合，过剩的游离酸。由于无法单独测定与钛结合的酸和游离酸，只能测定这二者的总和，因此就把这两者的总和称为有效酸。                有效酸=与铁结合的酸＋游离酸    同样的钛液，如果经过浓缩或稀释，其浓度变化了，但其性质仍没有变化。    五、酸比值及其影响因素，酸比值的高低将产生的影响    钛液中有效酸与总钛含量之比值称为酸比值，酸比值又称酸度系数，通常用F来表示：    从公式看，游离酸、与钛结合酸和总TiO2含量等三个因素会影响F值。但是F值只是一个酸比值，它在很多情况下，并不能说明一些本质的问题。例如，钛液经过浓缩或稀释后，其总TiO2浓度和有效酸浓度变化了，但其性质和F值是保持不变的，溶液中硫酸氧钛与硫酸钛的比值改变时，游离酸也随之而变，但是其F值却不会改变；有效酸的测定由于终点不够明显，也容易出现误差，因此F值只能作为生产参考，对其数值要结合工艺过程进行具体分析。    F值的高低，除了能显示钛液中钛的组成、能评价酸的效果与质量外，还会影响水解速率、水解率和水解产物偏钛酸的结构。    六、固相法酸解所得钛液可用硫酸氧钛表达 [next] 中，既有硫酸钛，也有硫酸氧钛。可以认为，如果全部是硫酸钛，则其F值应为2. 45，再加上铁液中尚有一定量的游离酸，那么，其F值更应该大于2. 45。但是固相法浸取所得的钛液的F值，一般只有1.6-2.0，其F值远远没有达到2. 45，更没有超过2.45，因此铁液中硫酸钛的含量不会很多，而铁液的F值＜2. 45时，都说明其含量是以硫酸氧钛为主。固相法钛液的F值只有1.6-2.0，就可以用硫酸氧钛表达。在酸解反应的200℃以上，反应物水和反应生成的水都已蒸发了，具备生成Ti(S04)2的条件，但是用酸矿比为(1. 45-1. 55)：1，不足以将钛变成Ti (S04）2，所以在固相物中还存在TiOS04。Ti (S04）2只存在于固相物，一旦浸取遇水即水解生成TiOS04，因此钛液的钛均以TiOS04的形式存在。    七、与钛结合酸和游离酸的计算    固相法酸解得的钛液，一般F值在1.6-2. 0之间，则FOA值就在30. 45％-63. 07％之间。F值每相差0.1，则FOA值相差8.15％，使用FOA值来表示，更易于控制。

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。

锡是元素周期表中第五周期第ⅣA族主族元素，原子序数50，元素化学符号Sn，原子量为118.69，原子外层电子构型为5S25p2。    锡有同素异形现象。13.2℃以上温度时以β-白锡形状安稳存在，密度为7.298g/cm3，温度在13.2℃以下时以。一灰锡存在，密度为5.846g/cm3。锡的熔点为231.9℃，沸点2260℃。一般的白锡转变为灰锡时会涣散成细粉状——锡疫现象。当曲折锡棒时，随同锡棒变形会发出声音——锡鸣现象。锡能够加工成锡箔。锡在低温时电阻极小，在-269.37℃时锡转变成超导体。    在室温下锡的化学性质很安稳，不与水、CO2起作用。锡在稀酸中缓慢溶解，易溶于浓和硝酸。    锡在地壳中的丰度为2×10-4%，锡的国际总储量为3700万吨，我国的锡储量达550万吨，我国是国际首要产锡国之一，1998年产锡7.9万吨，占当年国际总产量25.6万吨的31％。锡的用处很广，如罐头盒镀锡，制做运输工具轴承、机器零件以及焊料等，锡化合物的用量正逐步上升。锡的化合物有无机化合物和有机化合物，其间氧化锡（SnO2）在地壳中以锡石矿藏形状存在，最具冶金价值。锡矿石含锡很低（0.01%-0.2%），通过选矿处理，可得到含锡高于40%的锡精矿和含锡低于20%的中矿。    锡精矿中均含有与SO2复原性质附近的铁氧化物Fe2O3和Fe3O4，依据精矿中含锡档次和铁含量的多少，炼锡办法首要有以下三种：    （1)适于处理含Fe20％-30％、Sn 40％-50％质料的复原熔炼一富渣硫化蒸发法；    (2)适于处理含Sn>60％、Fe    （一）炼锡设备    炼锡首要设备为反射炉。该炉型的供热特点是由燃料焚烧高温烟气及炉拱辐射热传递热量，炉内物料吸收辐射热进步本身温度，完结一系列冶金反响。我国现有炼锡反射炉床面积大多在10-41m2，炉体以优质耐火砖砌筑，外面用钢板加固，炉体支架在砖柱上。炉顶摆放有加料斗，侧墙开有多个操作炉门，一面端墙装设供热焚烧器，对面端墙为排烟道。侧墙一侧挨近炉底有放出口。无炉头焚烧器反射炉，均在与炉子端墙相连处砌筑固体块状燃料焚烧室，热烟气通过隔墙上方进入反射炉内。    （二）工艺操作    首先将锡精矿（档次45％-55％）、复原剂、无烟煤、熔剂、返料等各种炉料充沛混合，混好炉料关于小型炉子可一次参加，大型炉子应分批加料。熔炼进程所需热量的90%来自燃料焚烧热，炉料自热不过10%左右。炉内熔炼温度正常作业时为1300℃，微负压操作。一炉料熔炼周期一般在8-10h，粗锡与炉渣从同一个出口放出，锡通过流槽进入锡锅，炉渣经流槽放入前床沉清，使夹藏粗锡从炉渣别离出来，前床中炉渣放入渣包。    粗锡在锡锅逐步冷却，至800℃先捞出硬头（含Fe>30%的Sn-Fe合金），400℃时捞出乙锡（含Fe、As较高的粗锡），最终得到含杂质Fe和As较低的甲锡。以上三种产品化学成分如下（％）：          称号    Sn      Fe     As     Sb    cu          甲锡  75-85    0.04   0.6    0.5   0.3          乙锡  65-75    7-8    4.2    0.06   0.4          硬头    36     37     11     0.02   0.18    反射炉产出烟尘送烟化炉硫化蒸发处理，含锡高于18%的烟尘可回来反射炉配料。为避免铁复原而操控弱复原气氛条件炼锡，产出富渣含锡8%-9%，均选用硫化蒸发法予以收回。[next]    反射炉的床能率1-1.2 t/(m2.d)，锡直收率80%-85%，燃料率40%-60%。    反射炉熔炼产出的粗锡还要进行精粹，精粹办法有火法精粹和电解精粹两种。    （三）粗锡火法精粹锡    制取精锡并归纳收回Cu、Pb、Bi、As等有价成分的炼锡进程。火法精粹出产的精锡数量占总产量的90%以上，电解精粹法产锡量缺乏10%。火法精粹锡由熔析除As、Sb、离心过滤除Fe、As、加硫除Cu、电热结晶除Pb、Bi各工序组成。    (1)乙锡熔析除As、Sb  在熔锡炉中操控温度高于锡熔点以上和Sn-Fe和Sn-As化合物熔点以下，使乙锡中的Sn熔化而与固态化合物别离。    (2）离心过滤除Fe、As  在熔析和凝析进程中，甲、乙锡含有的高熔点As、Fe、Sn化合物将与低熔点Sn分红固液两相，使用离心过滤机将二者别离，得到含Fe 25%-30%、As 15％-20％的浮渣和含Fe<0.1％、As<0.2％的精粹锡。    (3)加硫除Cu  在脱铜锅中进行，加硫量按Cu2S分子式核算理论值的1.1-1.2倍为宜。进程温度250-280℃，每锅作业1h，脱Cu功率96％-98％，硫黄耗费2-3.5kg/t Sn。    (4）电热结晶除Pb、Bi  电热接连结晶机除Pb、Bi是我国的一项专利技术，其设备结构是一呈歪斜状的带有旋转螺旋片的电热U形槽，沿槽长由低到高用电加热构成温度梯度。除Cu后锡液降温时，会呈现锡晶体，将Pb、Bi留在液体中，下降了晶体中的含Pb、Bi量。当液锡参加U形槽后，随同温度下降有晶体发生，在旋转螺旋带动下，晶体不断上升，顺次通过若干温度递升的熔析区，在每一区间均呈现新的晶体和熔体，待晶体提升到上端232℃温度区时，晶体中的Pb、Bi已降到精粹目标。较高温度熔体沿斜槽回流，至尾部降至185℃，构成含Sn 63%-67%、Pb 32%-36%的焊锡。除Pb功率可达99.5%，除Bi 96％-98%，进程电耗38kWh/t Sn。    (5)加铝除As、Sb  使用铝与As、Sb生成的化合物具有密度比锡低而熔点远高于锡的特性，将锡液中As、Sb以浮渣形状除掉。进程在精粹锅中进行，所用铝片长50-100 mm,宽10-20mm，厚1-2mm，用量1.2kg/t Sn。    (6)除残铝  在除As、Sb锡液中参加木屑和NH4Cl,在320℃温度下，可将锡液中Al降到0.007％，到达精锡标准。

硅热还原法制取稀土硅铁合金的原料可以分为三类，即稀土原料、还原剂和熔剂。 一、稀土原料  硅热还原法制取稀土硅铁合金的稀土原料有多种，我国较为常用的是白云鄂博富稀土中贫铁矿高炉除铁渣（简称“稀土富渣”，下同）、稀土精矿除铁渣（简称“稀土精矿渣”，下同）、稀土氧化物（混合稀土氧化物或单一稀土氧化物）、稀土氢氧化物和稀土碳酸盐等。后者由于成本较高，只有特殊需要时才采用。前苏联、美国等根据各自的资源情况使用稀土氧化物、稀土氢氧化物及稀土精矿球团和压块等作原料。 在高炉冶炼过程中，无论是原矿还是人造富矿入炉，稀土将全部转移到炉渣中，产出所谓的稀土富渣。稀土富渣在20世纪80年代前是冶炼稀土硅铁合金的主要原料。随着选矿技术的发展，中高品位的稀土精矿从原矿中分离，铁含量很低，不需要进入高炉进行处理，所以从80年代以后，稀土富渣不再生产。80年代又开拓了稀土精矿经电炉脱铁除磷制备含稀土更高的稀土精矿渣，稀土精矿渣成为稀土硅铁合金生产的主要原料。近年来，生产中主要用包头稀土精矿、山东微山湖稀土精矿、四川冕宁氟碳铈矿经过简易的造块处理，直接入炉冶炼稀土硅铁合金。 二、还原剂  由于75硅铁具有较高的含硅量和较低的杂质，冶炼稀土硅铁合金采用75硅铁作还原剂，较经济合理。 三、熔剂  冶炼稀土硅铁合金所用熔剂主要是石灰。石灰中CaO含量越高越好，SiO2及其他杂质越低越好。生产中一般要求石灰中含CaO＞85%，SiO2＜5%。

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。

现出产中广泛运用的碳热复原法制取硅铁合金工艺特点是：可运用报价比较廉价的含有高于55%REO的氟碳铈精矿；选用优先强化经焙烧的氟碳的氟碳铈矿中稀土的碳化进程，改进假炉衬的绝缘功能；运用较低的操作电压和较高的极心圆功率；在冶炼进程中挑选适合的配料组成，亏碳操作，使电极深刺进炉猜中，确保炉底具有较高的温度，避免炉底碳化物的生成和集结，达到了炉况顺行、炉底不上涨、无渣冶炼的作用；产品合金成分均匀，不夹渣，不粉化；稀土复原进入合金的收率高于95%；含有30%稀土金属的稀土硅化物合金每吨工艺电耗低于9500kW·h，与出产一吨FeSi75合金电耗适当。 碳热复原法制取稀土硅铁合金的根本原理     金属氧化物与碳相互作用的复原机制是杂乱的，乃至对一种金属来说，在不同的条件下和反响的不同阶段，其首要反响就不同，往往几种复原机制一同存在。一般说来，碳热复原的首要进程不外乎以下三个进程：气相参与的相互作用；固相的相互作用；液相反相互作用。在稀土中间合金熔炼进程中气相参与的反响或许有着重要意义。也就是说凝集的氧化物和气态复原剂，气态氧化物和凝集的复原剂以及气态氧化物和气态复原剂之间的相互作用都是或许的。     碳热复原制取稀土中间合金的首要反响能够表达为：              MxOy＋C ====MxOy－1＋CO↑                     （1）            MxOy＋(z＋y)C ====MxCz＋yCO↑                    (2)          zMxOy＋yMxCz ==== x（z＋y）M＋xyCO↑               (3) 式中，M为稀土，硅、钙等合金元素。低氧化物可进一步复原，直至构成金属。中间产品碳氧化物也是存在的。它可进一步与氧化物和碳反响，终究构成金属。以研讨得比较充沛的碳从二氧化硅中复原出硅的进程为例，能够简略列成下式[18]：SiO2(s)CSiO(g )CSiC(s)SiO2，SiOSi(1)SiO2SiO（g）    （4）→→→→＞1600℃＜1800℃1800～1580℃＞1850℃       对Si-O-C-Ce（Y）系统的热力学和动力学研讨标明，下列反响是存在的：          Ce2O3＋7C ==== 2CaC2＋3CO↑            (5)       Y2O3＋7C ==== 2YC2＋3CO↑             (6)         SiC＋SiO ==== 2Si＋CO↑               (7)         SiC＋SiO2 ==== Si＋SiO＋CO↑             (8)  CeC2＋2SiO ==== CeSi2＋2CO↑             (9)  SiC＋CeO ==== CeSi＋CO↑              (10)     当温度高于1600℃时，开始将复原出硅，一同有中间产品SiO、SiC和稀土碳化物等生成。而复原稀土金属则需求更高的温度（高于1800℃）。     复原硅和稀土金属的中间凝集产品是碳化物，它们可与一氧化硅或二氧化硅相互作用而分化。在其他条件相同的情况下，生成碳化硅比生成稀土碳化物简单；跟着稀土硅化物的构成，稀土碳化物比碳化硅更简单分化。碳化硅等的集合，若不及时分化，极易构成炉底堆积，构成炉瘤，在碳热复原进程的实践条件下生成和分化的稀土金属和硅的数量比将由热力学和动力学要素的总和决议。     与碳热复原时总要配入许多的硅石，一方面复原产品硅能够与稀土、钙构成安稳的硅化物，降低了这些伤心原元素的开始复原温度；另一方面不可避免地将发作安稳的硅酸盐和其他杂乱氧化物，这些氧化物恶化了复原元素的热力学和动力学条件。     用碳热复原法出产稀土硅化物合金的根本原理，首要包含二氧化硅被碳复原为硅和一氧化硅及稀土化合物碳化生成碳化物和稀土物被一氧化硅复原为稀土金属这两部分。当然还有其他一些副反响和中间反响，如碳化硅的生成和损坏，硫酸的分化与复原，杂质钙、铝化合物的复原，还有稀土金属与硅生成稀土硅化物等。     （1）碳复原二氧化硅的根本化学进程  用碳复原二氧化硅的根本化学理论，自硅铁合金面世和工业硅出产以来，已经有许多学者进行过充沛的研讨，已是比较老练的理论，现概括为以下几个根本化学反响。     SiO2＋2 C ==== Si＋2CO                      (11)     SiO2＋C ==== SiO＋CO                       (12)                         SiO＋2C ==== SiO＋CO                    （13）                           2SiO ==== Si＋SiO2                               (14)                        2SiC＋3SiO2 ==== Si＋4SiO＋2CO              （15）     式（11）为总反响式。在碳量缺乏的条件下，二氧化硅的反响进行得不充沛，可许多生成一氧化硅[式（12）]；在碳量过剩的条件下，会许多生成碳化硅[式（13）]。现实上，在矿热炉中，一氧化硅生成经炉料过滤与焦炭跌碳反响首要生成的是SiC[式（13）]，这些碳化硅再被分化和复原生成硅。式（14）为一歧化反响，有许多学者证明这个反响在炉中存在。     （2）稀土精矿在炉中的化学反响  氟碳铈矿的化学式原则上可写为REFCO3，为稀土碳酸盐和稀土氟化物的复合矿藏，在自然界以晶体存在。在必定的温度条件下，稀土碳酸盐发作分化，生成稀土氟氧化物[19～21]。REFCO3====REFO＋CO2                         (16)           △ 式（17）就是稀土碳化反响的化学方程式。     在矿热炉中，实践存在的系统为Si-O-C-RE系统，会有以下首要反响发作[22～26]：             REFO＋3C ==== REC2＋CO＋[F]                   (17) 1REC＋SiO====1[RE]si＋CO（18）22        至于式（17）中的稀土碳化反响是生成REC2仍是生成RE2C3或者是生成REC，有待进一步去研讨和承认，但稀土合物与碳反响生成碳化物已是被实践所证明的现实。     复原出的稀土金属与硅生成稀土硅化物合金，氟则与二氧化硅或一氧化硅化合生成氟硅化物随炉气排出。     在稀土精矿入炉之前，要进行焙烧，分化放出二氧化碳[式（16）]，添加稀土化合物的活性；一同避免了所制稀土球团入炉后，因为氟碳铈矿剧烈分化放出二氧化碳而使球团破坏。     为了加快完成稀土碳化物的生成，在稀土精矿制团时，参加高活性复原剂-焦炭粉和木炭粉，使得稀土化合物充沛与碳触摸，在炉中的高温下，使稀土首要生成碳化物[式（17）]。为了强化稀土在团块中生成碳化物的进程，在将稀土焙烧矿与碳复原剂一同制团时，所配入碳量为稀土化合物彻底转变为稀土碳化物（REC2）所需碳量的1～3倍。     从反响[式（18）]的要求动身，要在炉中构成生成满足SiO的条件，以利于稀土碳化物被一氧化硅所复原。要构成SiO气氛，必须在碳量缺乏的条件下，这就是工艺中要求亏碳操作的根本化学原理。     当然，在炉中，稀土氧化物被硅复原的反响也会存在，但不构成主反响。      参 考 文 献    18、清华大学稀土铸铁课题组.稀土铁合金和碱土铁合金，北京：冶金工业出版社，1991    19、涂赣峰，任存治等，氟碳铈精矿的煅烧分化，有色矿冶，1999，6：18～20    20、张世荣，涂赣峰等，氟碳铈矿热分化行为的研讨，稀有金属，1998，22（3）：185～187    21、涂赣峰，张世荣等，粉状氟碳铈矿热分化反响动力学模型，我国稀土学报2000，18（1）：24～26

目前所选用的稀土硅铁合金生产工艺，即富稀土中贫铁矿经高炉脱铁后的稀土富渣、稀土精矿脱铁渣或稀土精加石灰、硅铁矿石奄弧炉中冶炼合金，这是结合我国稀土资源特色开发的工艺流程。工艺比较安稳老练，生产才能和产值高，本钱低，与国外比较，具有独创性。 该工艺虽经多年的不断革新完善，但至今尚处于开展阶段，潜力很大。 多年来，国内许多研讨单位为简化工艺环节、进步回收率、降低本钱、改进技能经济指标等，进行了不断地探究和开辟。这些探究性的作业首要表现在依据不同用处改动稀土质料结构、复原剂挑选和工艺操作等诸方面。 (1) 选用精料 跟着我国稀土合金工业的开展，稀土质料阅历了炼铁高炉渣(REO4%～6%)，中贫矿稀土富渣(REO10%～17%)和稀土精矿(REO>30%)的革新，质料由粗到精，扩展了产值，节省了动力，减轻了环境污染，推动了我国稀土中间合金的开展，但稀土精矿价高，影响了合金本钱。 此工艺不只本钱低，末渣综合利用后，环境污染也削减。 (2)进步复原剂的复原才能 当时工业生产中所运用的复原剂由硅、、铝和等，从经济的视点考虑首要运用硅铁，以75硅铁为主。怎么进步硅的利用率，削减氧化烧损至关重要。从冶炼进程中硅含量的改变发现，复原进程中合金硅含量下降的数量接近于合金中稀土添加的数量。也就是说在正常冶炼情况下，稀土与硅的置换当量为1左右，与化学反响式中核算的数据相差很大。 在稀土中间合金冶炼进程中，硅的效果首要是：①合金中稀土、钙、镁、锰、钛和铝等元素的复原;②与各元素构成安稳的硅化物，③氧化、烧损蒸发的硅量。在冶金进程中只要“自在硅”方能参与复原反响，影响着冶金进程稀土元素的收率和合金中稀土档次。

硅热复原法制取稀土硅铁合金进程，因为稀土金属及其化合物的热力学数据缺少，含稀土炉渣熔体和RE-Si-Fe系合金熔体中有关元素的活度数据缺少，然后造就了运用热力学数据核算实践冶炼进程的困难。但能够运用冶金热力学的基本原理，结合生产实践，对冶炼进程可能发作的化学反响进行揣度，然后进一步加深对反响机理的知道。  炉料熔化期的化学反响     熔化期是指从开端参加稀土质料和石灰到加硅铁之前的冶炼阶段，其使命是熔化炉料构成渣相。运用稀土富渣或稀土精矿渣作质料 [其矿藏组成有铈钙硅石、晶石、萤石和硫化钙等，稀土元素存在于铈钙硅石矿藏（3CaO·Ce2O3·SiO2）中]，当冶炼温度到达1100～1200℃时，熔化的炉渣和石灰发作化学反响，并促进了石灰的熔化，这时有下列反响发作。     ①铈钙硅石分化：                   3CaO·Ce2O3·2CiO2＋CaO====Ce2O3＋2(2CaO·SiO2)        （1）     ②晶石分化：                              3CaO·CaF2·2SiO2＋CaO====CaF2＋2(2CaO·SiO2)          (2)     ③在有足够的CaO条件下：                             2CaO·SiO2＋CaO====3CaO·SiO2                       (3)  复原期的化学反响     复原期为参加硅铁到合金出炉的冶炼阶段。跟着硅铁的熔化，在炉内呈现了两相，即熔融的渣相和合金相。此刻的化学反响由以下三部分组成：两相界面上进行的复原反响、渣相中的造渣反响和合金相中的合金化反响。     （1）硅复原稀土氧化物  因为溶渣中有很多的游离RE2O3呈现，硅铁中有很多的游离硅存在，在两相界面上RE2O3被硅复原[反响式（-1）]。     物相分析结果表明[13]，合金中的稀土以硅化物的形状存在，渣中SiO2以硅酸盐形状存在。然后证明，被复原出来的稀土金属和硅发作合金化反响构成稀土硅化物存在于合金相中：                     [RE]＋[Si]====[RESi]                     （4）                      [RESi]＋[Si]====[RESi2]                   （5）     复原生成的SiO2与渣中CaO反响生成硅酸钙存在于渣中：                  （CaO）＋（SiO2）====(CaO·SiO2)                (6)                  2(CaO)＋(SiO2)====(2CaO·SiO2)                (7)                   3(CaO)＋（SiO2）====(3CaO·SiO2)             （8）     稀土硅化物和硅酸钙的生成，大大降低了合金中稀土的活度和渣中SiO2的活度，使反响式与下式能够顺利进行。  2（RE2O3）+[Si]====4[RE]+（SiO2） 33       （2）复原稀土氧化物  为了进一步探究稀土氧化物的复原机理，研讨工作者按硅热法制取稀土硅铁合金的实践条件，配制成不含稀土的组成渣，其组成见表1。组成渣熔融后，用75硅铁复原，冶炼进程中合金含钙量和含硅量随时刻的改变如表2所示。 表1  组成渣的组成组成CaOSiO2CaF2Al2O3S含量/%48.9714.5328.143.200.82   表2  合金中钙和硅的含量改变时刻/min02.55101530405075120合金含钙量/%0.3915.93 21.5321.1522.3321.8721.3019.0515.20合金含硅量/%75.7067.5059.10 56.1056.10 55.7055.8057.00        从表1可见，用硅铁复原不含稀土的组成渣，能够获得含钙量22.33%的合金，但在相同的条件下用硅铁复原稀土炉渣，终究稀土硅铁合金的含钙量不大于5%。在冶炼稀土硅铁合金进程中，取样分析改变状况，证明被复原出来的钙或参加了稀土氧化物的复原，有下列反响存在：             （RE2O3）＋[CaSi] === 2[RE]＋(CaO·SiO2)                  (9)                        [RE]＋[Si] === [RESi]                           （10）     因而，渣中CaO被硅复原，对稀土氧化物的复原是有利的。 辅佐反响     在冶炼稀土硅铁合金进程中，电弧炉有很多的烟气逸出，跟着温度的升高，还会发生熔体的欢腾现象，这是因为电弧炉选用碳素炉衬和石墨电极，其间的碳也能够参加复原反响，例如：                                               （FeO）＋C === [Fe]＋CO↑                     （11）                                            （MnO＋C）=== [Mn]＋CO↑                     (12)                                                 (SiO2)＋C === SiO↑＋CO↑                     (13)     炉渣中有很多子的CaF2存在，并与SiO2效果：                                  2（CaF2）＋2(SiO2) === (2CaO·SiO2)＋SiF↑          (14)     炉渣中SiO2与合金中Si反响：                        （SiO2）＋[Si] === 2SiO↑                      (15)     上述反响发生的气体使熔体欢腾，起到了拌和效果，使熔融渣相和合金相的触摸条件得到改进，也有利于反响物的分散，改进了复原反响的动力学条件。     总归，依据多年的实验和生产实践，能够揣度硅热复原法制取稀土硅铁合金的反响，是在很多石灰参加反响的条件下，硅首先将石灰复原成钙构成合金，再将稀土氧化物复原成稀土金属，也不扫除硅直接将稀土氧化物复原成稀土金属的可能性。稀土金属进一步与硅合金化，以硅化物相存在于合金中。这是一个适当杂乱的氧化复原反响进程，因而，经过操控冶炼工艺条件，如炉料配比、复原温度和时刻等能够有用操控合金组成。    参 考 文 献    13、董一诚等，钢铁，1983、18（12）：43