空气中含有21％（体积比）的氧，如果把纯氧掺进空气中，使得其中的氧大于21％，这样的混合气体就称做富氧空气。凡是采用富氧空气的熔炼过程，都叫做富氧熔炼。例如鼓风炉富氧熔炼，转炉富氧吹炼等。除了溶炼过程可以采用富氧外，其它冶金过程（如焙烧）也可以采用富氧。采用富氧熔炼不仅可以强化熔炼过程，提高生产率；并且可以降低燃耗，减少了烟气排放量，减轻了对大气的污染。现在世界各国在有色冶炼中，凡能得到廉价氧的地方，均较为普遍地采用富氧冶炼。

稀土的分类 1)轻稀土(又称铈组)：镧、铈、镨、钕、钷、钐、铕、钆。 2)重稀土(又称钇组)：铽、镝、钬、铒、铥、镱、镥、钪、钇。 铈组与钇组之别，是因为矿物经分离得到的稀土混合物中，常以铈或钇比例多的而得名。 稀土金属(rare earth metals)又称稀土元素，是元素周期表ⅢB族中钪、钇、镧系17种元素的总称，常用R或RE表示。它们的名称和化学符号是钪(Sc)、钇(Y)、镧(La)、铈(Ce)、镨(Pr)、钕(Nd)、钷(Pm)、钐(Sm)、铕(Eu)、钆(Gd)、铽(Tb)、镝(Dy)、钬(Ho)、铒(Er)、铥(Tm)、镱(Yb)、镥(Lu)。它们的原子序数是21(Sc)、39(Y)、57(La)到71(Lu)。 钆(Gd) 1880年，瑞士的马里格纳克(G.de Marignac)将"钐"分离成两个元素，其中一个由索里特证实是钐元素，另一个元素得到波依斯包德莱的研究确认，1886年，马里格纳克为了纪念钇元素的发现者 研究稀土的先驱荷兰化学家加多林(Gado Linium)，将这个新元素命名为钆。钆在现代技革新中将起重要作用。 它的主要用途有： (1)其水溶性顺磁络合物在医疗上可提高人体的核磁共振(NMR)成像信号。 (2)其硫氧化物可用作特殊亮度的示波管和x射线荧光屏的基质栅网。 (3)在钆镓石榴石中的钆对于磁泡记忆存储器是理想的单基片。 (4)在无Camot循环限制时，可用作固态磁致冷介质。 (5)用作控制核电站的连锁反应级别的抑制剂，以保证核反应的安全。 (6)用作钐钴磁体的添加剂，以保证性能不随温度而变化。 另外，氧化钆与镧一起使用，有助于玻璃化区域的变化和提高玻璃的热稳定性。氧化钆还可用于制造电容器、x射线增感屏。 在世界上目前正在努力开发钆及其合金在磁致冷方面的应用，现已取得突破性进展，室温下采用超导磁体、金属钆或其合金为致冷介质的磁冰箱已经问世。金属钆氧化钆钆铁合金A.增强CT上显示为低密度额叶病灶；B.钆增强MRI上表现为低密度病灶；C.肿瘤在MRI T2W上显示为边缘清晰的高信号影

一、阿舍勒铜矿规划的根本情况 （一）矿石性质与规划流程和目标 阿舍勒铜矿的矿石属铜锌多金属硫化矿，首要金属矿藏有黄铁矿、黄铜矿、砷黝铜矿和闪锌矿，其间黄铁矿占矿藏相对含量的66.5%；黄铜矿占矿藏相对含量的5.81%；砷黝铜矿占矿藏相对含量的0.63%；闪锌矿占矿藏相对含量的1.76%。铜矿藏和锌矿藏均与黄铁矿严密嵌布，嵌布粒度较细。铜矿藏多呈集合体，其间黄铜矿嵌布相对简略，与闪锌矿根本不存在固溶体结构；砷黝铜矿嵌布最为杂乱，呈微细粒包裹、告知在黄铜矿、黄铁矿、闪锌矿之中或许边际；闪锌矿呈两期生成，一部分嵌布简略可浮性较好，另一部分呈微细粒杂乱嵌布。首要金属矿藏可浮性次序为：黄铁矿>黄铜矿>闪锌矿>砷黝铜矿。矿石性质标明此矿石是非常杂乱难选的，铜锌别离困难。可选性研讨进行了3种流程的选矿实验：铜锌混选再别离、部分优先和顺次优先，其间铜锌混选再别离流程的目标最优，故被规划选用作为现在出产流程：在85%-74μm磨矿细度条件下进行铜锌混合浮选（以下简称混选段），三次粗选、两次扫选浮选得到的混选粗精矿再磨，再磨细度为95%～43μm；然后进行铜锌别离浮选（以下简称选铜体系），一次粗选、三次扫选、三次精选得到的浮选泡沫产品为终究铜精矿；铜锌别离的尾矿进行锌硫别离浮选（以下简称选锌体系），一次粗选、两次扫选、五次精选得到的浮选泡沫产品为终究锌精矿。 （二）阿舍勒铜矿的浮选药剂根底 1、捕收剂 混合段的捕收剂首要有黄药和PAC（或BK308）；选铜体系的捕收剂首要有BK404；选锌体系的捕收剂首要是黄药。其间黄药对铜锌硫化矿的捕收才能较强，但对黄铁矿（以下简称硫）的挑选性较差，或称捕收铜或锌时的“拉硫”现象较强；PAC或BK308归于挑选性较强的捕收剂，相对于黄药而言，针对硫的捕收才能较弱，或称捕收铜锌时的“拉硫”现象较弱，但针对铜锌之间的挑选性不同不大；BK404亦归于挑选性较强的捕收剂，首要是针对铜锌之间的挑选性好，或称“拉铜”较强而“拉锌”较弱，但其整体捕收才能弱于前两种药并兼有起泡性。 2、按捺剂 混合段的“压硫”按捺剂为石灰，加在二段磨矿的泵池内；选铜体系的按捺锌（以下简称压锌）的组合按捺剂首要为硫酸锌+钠，实施分段增加，先在再磨机增加活性炭和脱药，然后在铜锌别离的一次粗选、三次扫选、三次精选作业中分段增加硫酸锌+钠；选锌体系的压硫按捺剂为石灰。 二、铜精矿出产情况及选矿技能进步 选矿厂于2004年11月试投产，180名职工中仅装备了11名磨浮熟练工人和80名当年技校毕业生，职工对流程、工艺以及操作的熟练程度较低，5名选矿技能人员各把一关，战胜新疆冬天出产和职工技能不熟练等各种困难，经过一个冬天的锻炼，到2005年4月现已可以安稳出产：处理量97t/h，铜精矿档次一般18.9%～20%，铜金属收回率安稳在75%左右，铜精矿含锌4%～5.7%，锌金属收回率23%～30%，距规划目标相差较大。 （一）优化混选操控 北京矿冶研讨总院的选矿研讨报告清晰阐明，阿舍勒铜矿的矿石性质特殊，黄铁矿在浮选中的走向，既影响铜锌的收回目标又影响铜锌两种精矿的别离和杂质互含，石灰用量的操控对选矿调理非常灵敏。所以在调试之初一向在评论和研讨混选的pH值操控的影响程度，观察到选铜体系的粗选、扫选泡沫层呈不正常的过大过厚过黏情况，并且铜粗选的“瓶颈”效应显着，铜锌别离的尾矿（以下简称铜尾）含铜一向高于原矿一倍左右，无法下降，为此曾怀疑是铜锌别离浮选时刻不行之故。在2005年4月与北京矿冶研讨总院的专家评论中，选矿技能人员发现为确保混选的铜锌收回率所操控的混选产率过大，约在35%～42%，而规划要求为35%以下，故此增加了铜锌别离作业的负荷。至此，对混选的详细操控目标有了新的知道： 1、加强混选的“压硫”条件，操控适合的石灰用量（即pH值）； 2、调整混选的药剂准则，到达少“拉硫”的意图，减小混选产率。加大PAC等挑选性较强的捕收剂的用量份额，由规划的45%进步到68%，并且把PAC（或BK308）首要用在混合粗选段，混合扫选段则用捕收力气较强的黄药。 经过一系列药剂准则的调整之后，混选作业的产率根本操控在30%左右，但收回率低于规划值。于2005年11月的矿山大修期间，调整了浮选机的叶轮盖板空隙、充气量等各项操控参数，使浮选机在最佳的情况下作业，混选作业的收回率又得以进一步进步。经过优化混选操控后的混选目标见下表。 混选目标表/%混合段的少“拉硫”药剂计划，进步混选的铜收回率4%～6%，挨近规划目标。 （二）半优先流程改造 阿舍勒铜矿矿石性质杂乱，矿体中各类型矿石散布极不均匀，且矿石档次改动较大，故此形成进当选矿厂的矿石性质、档次改动较大，浮选作业工艺重要条件操控难度较大。经过屡次现场出产流程调查发现：铜锌混合粗选Ⅰ（以下简称混粗Ⅰ）前两槽泡沫含铜档次在19.2%～23%之间，挨近铜精矿档次。 阐明在85%－74μm磨矿细度下，部分现已单体解离的黄铜矿，可浮性好并且浮游速度很快，在混粗Ⅰ前两槽的泡沫产品中得到较好的富集。此刻，部分可浮性较好的闪锌矿，浮游速度也较快，在混粗Ⅰ前两槽的泡沫产品中也较快富集，档次在4%～6%之间，略高于终究铜精矿中的含锌档次。由此发生“半优先选铜”流程思路：让混粗Ⅰ第1、2槽泡沫产品直接进入铜锌别离精选Ⅱ（以下简称铜精Ⅱ）作业，削减铜金属在流程里的停留时刻，进步选铜作用。 流程详细改动为：将混粗Ⅰ的第1、2槽和后3槽的泡沫槽用挡板离隔，则混粗Ⅰ的第1、2槽变成半优先选铜浮选槽（以下简称半优先），后3槽仍作为混粗Ⅰ浮选槽，半优先的泡沫直接进入铜精Ⅱ的第2槽，其他流程不变。流程改造前后的区别在：原混选的前两槽作为半优先作业，半优先作业之后仍是铜锌混选；半优先泡沫与混选后的铜锌别离的泡沫产品在铜精Ⅱ作业集合，经铜精Ⅲ分选后成为终究铜精矿。半优先流程启用后铜精矿目标敏捷好转。针对半优先泡沫所经流程较短、对铜精矿的质量影响较大的特色，进行了半优先不同药剂准则的调试，调试根本分为3大阶段： 1、第一阶段，根本坚持原混选药剂准则。考虑到黄药具有捕收才能较强、挑选性较弱的特色，为确保铜精矿档次，削减黄铁矿的上浮对铜精矿质量的影响，混选前拌和槽停止运用黄药，仅用挑选性较好的捕收剂PAC，以进步半优先泡沫质量，一起在铜锌别离粗选增加黄药运用量，以改进铜锌别离作用。 2、第二阶段，选用部分优先流程的部分优先作业的药剂条件。因为第一阶段调试出产的铜精矿中，锌丢失较大，技能人员重新研讨北京矿冶研讨总院的“阿舍勒铜矿一号矿体选矿实验报告”，以为部分优先流程的部分优先作业的药剂条件，可以切入半优先流程运用，挑选BK404作为半优先作业的捕收剂，以加强半优先泡沫中铜与锌上浮的挑选性差异，下降锌金属在半优先泡沫中的富集量。详细用药为：混选前拌和槽参加“压锌”的按捺剂硫酸锌+钠及捕收剂BK404，混粗Ⅰ的第3槽参加PAC，以坚持混选用药总量。 坚持混选用药总量。 3、第三阶段，改进后的半优先药剂准则。半优先流程实质上是铜锌等可浮+铜锌混选-别离浮选流程。矿浆经过半优先作业之后，进入铜锌混选流程。但第二阶段调试却是在当选前的拌和槽内，参加了很多的硫酸锌和钠，从理论上讲硫酸锌和钠是闪锌矿的组合按捺剂，它们存在于矿浆中，既按捺锌金属在半优先作业的上浮，也按捺锌金属在半优先之后的铜锌混选的上浮，对铜锌混选的锌收回有负面影响；按捺剂用药总量较大，增加了药剂本钱。为此考虑将硫酸锌和钠的增加，改到半优先泡沫槽内，变半优先之前矿浆“压锌”为半优先之后泡沫“压锌”，形成了改进后的半优先药剂准则：选用对铜锌有挑选捕收差异的捕收剂BK404、半优先泡沫抑锌、半优先的选铜“压锌”不影响后续的铜锌混选作用。 整体比较选铜作用，半优先流程具有以下几个长处： 1、半优先流程有利于进步铜金属收回率。 2、半优先流程有利于进步部分设备的处理才能和节省能耗。理论上分析，半优先作业使得一部分铜金属的矿浆跳过再磨机和铜锌别离的粗扫选作业直接进入铜精Ⅱ，减轻了再磨机和选铜作业的负荷，必定程度讲，既节省设备能耗，还进步了再磨机和选铜浮选设备的处理才能。 3、在适合的原矿条件下，半优先流程存在潜能。在出产实践中一般呈现一种浮选现象：闪锌矿绝大多数是在混粗选Ⅱ乃至混粗Ⅲ上浮。它标明原矿中的闪锌矿所具有的两期生成的特性，在混选进程中体现非常显着：除少数易浮的闪锌矿上浮较快、在半优先作业富集外，大部分的闪锌矿仍是滞后于黄铜矿的浮选速率。若在高铜低锌的原矿条件下，易浮锌含量会更少，半优先泡沫中含锌量会随之下降，半优先流程更能充沛发挥优势：既完结铜金属快收早收，对锌金属收回的影响也不大。现在矿山为进一步进步产能和效益，正在进行半优先流程的浮选柱的工程改造。 （三）优化铜锌别离作业 经过混选优化操控和半优先流程改造后，铜精矿目标为，含铜20%左右，铜金属收回率80%左右，含锌3%～4%，铜精矿中锌丢失率25%～30%，铜尾矿含铜依然高于原矿档次。各种痕迹标明铜锌别离难度较大，为此展开了铜锌别离的捕收与按捺机理的研讨，以期寻觅捕收剂与按捺剂的用量符合点，改进铜与锌可浮性的挑选趋向。 1、铜锌别离段的“抑锌”条件改进 研讨铜锌别离浮选的按捺机理和用量合理增加。详细研讨有两点： （1）按捺剂总量的30%～40%参加再磨机。其理论依据一是浮选药剂的参加次序一般为：先加调整剂如按捺剂、活化剂等，后加捕收剂、起泡剂。因而按捺剂加药点从铜锌别离拌和槽向前说到再磨机和脱药拌和槽均可，脱药拌和槽是最佳点，但高差不行，选定按捺剂的加药点为再磨机；理论依据二是别离浮选的按捺剂在浮选前参加满意量，是可以彻底按捺，因而按捺剂的首要量应加在再磨机。经过近一个月的重复调试和验证，断定参加再磨机的按捺剂用量为总量的30%，“压锌”作用显着，铜精矿中锌丢失率显着下降。 （2）调整铜扫选的“压锌”思路。在铜锌别离的扫选部分，规划的按捺剂用量次序为：铜扫Ⅰ>铜扫Ⅱ>铜扫Ⅲ，并且铜扫Ⅲ作业没有钠的加药点，阐明铜扫Ⅲ作业的压锌最弱、铜扫Ⅱ作业的压锌又弱于铜扫Ⅰ作业，即规划时的“压锌”观念为：沿矿浆流向铜扫选作业的“压锌”作用可逐渐下降。而在实践出产中，铜扫Ⅱ、Ⅲ作业常常呈现锌上浮比较严峻的现象，屡次的流程调查数据也显现：铜扫Ⅱ、Ⅲ作业的泡沫中，锌含量高于铜的几倍。每逢呈现这种现象时，铜精矿中的含锌就会上升，只要加大按捺剂用量，或是调整挑选性捕收剂类型的份额，而这些调整都会进步选矿本钱却收效甚微。在重复屡次的调整与评论中逐渐知道到：进步铜扫Ⅱ、Ⅲ作业的按捺剂用量，先在铜扫Ⅱ、Ⅲ作业把锌按捺住，则它们回来铜扫Ⅰ的矿浆中，锌的上浮性弱，再在铜扫Ⅰ作业稍微加点按捺剂，就能改动铜扫选矿浆的铜锌浮选的挑选性；鉴于铜扫Ⅲ作业后的矿浆要进当选锌体系，其按捺剂用量略低于铜扫Ⅱ作业；即按捺剂用量多少的次序为：铜扫Ⅱ>铜扫Ⅲ>铜扫Ⅰ。并增加了铜扫Ⅲ作业钠的加药点，进一步增强了“压锌”作用。 跟着铜扫选“抑锌”思路的改动，铜锌别离作业的铜与锌之间的挑选性呈现根本性改动：铜精矿中含锌档次曾一度低于1%、含锌丢失率15%左右；铜尾矿含铜档次下降到1.2%～2%；铜尾矿含锌高于铜锌别离原矿，一般在4%～6%，随原矿含锌变高曾高达10%以上；铜锌别离的作业收回率由85%左右进步到90%以上。 2、铜锌别离段的少“拉锌”条件趋于合理 深入研讨铜锌别离浮选的捕收剂在各点用量的合理份额。 曾于2005年7月15～19日呈现接连5天铜收回率高于80%但铜精矿档次低于18%的目标，经过细心研讨这5天的药剂准则，捕捉到铜锌别离的捕收剂的各点用量之间存在的份额关系：铜粗选的捕收剂用量占总用量的51%～54%、铜扫Ⅰ的占18%～24%、铜扫Ⅱ的占16%～19%、铜扫Ⅲ的占8%～12%。 8月1日试用铜粗选的捕收剂用量占总用量的50%，接连11天铜收回率高于80%，分析其原因是铜锌别离收回率高于曾经8%。之后于8月21～25日，铜锌别离捕收剂的各点用量的份额严厉按铜粗选：铜扫Ⅰ：铜扫Ⅱ：铜扫Ⅲ=52∶19：19∶9.5增加，铜锌别离收回率高于曾经10%，接连8天铜收回率高于85%。 2005年11月的矿山大修后开机时，铜锌别离捕收剂的各点用量根本按：铜粗选：铜扫Ⅰ∶铜扫Ⅱ∶铜扫Ⅲ=52∶19∶19∶9.5的份额增加，接连半月铜目标稳中有升。当呈现动摇时的调整方法为：当铜尾矿含铜档次高时，将铜扫Ⅱ的份额调高到20%～24%；当铜精矿档次偏高时，将铜粗选的份额调高到52%～54%；当铜精矿含锌偏高时，调整单点捕收剂的BK404与黄药之间的份额，一般BK404：黄药约为：铜粗选（2～3）∶1、铜扫Ⅱ（2～3）∶1、铜扫Ⅲ2∶1；当铜精矿含锌过高时，黄药份额更小或微量。跟着经历的逐渐堆集，使各点捕收剂用量份额的调整能做到有的放矢、趋于合理。 铜锌别离浮选的“压锌”和少“拉锌”药剂计划，下降了铜精矿含锌档次，进步了铜锌别离作业收回率3%～4%。按捺与捕收符合选矿理论在铜锌别离浮选段的成功运用，彻底改动了铜与锌的可浮性的挑选趋向，改进了铜锌别离作业的别离功率。 三、锌精矿出产情况及选矿技能进步 锌硫别离浮选段是阿舍勒铜矿选厂3大浮选段的最终一段，它要接受混选段和选铜体系的剩下矿藏含量、剩下药剂、矿浆酸碱度等，因而选锌体系处于被逼情况，需求前两个浮选段为它供给适合的根底条件：1、混选段，充沛浮锌并强力抛硫，尽量削减锌硫别离的杂质负荷；2、选铜体系，选尽铜尾矿的铜，并把足量的锌赶往铜尾矿，为锌硫别离段供给较好的当选矿藏组成成分；3、选铜体系的剩下药剂需有消除手法或操控在选锌体系可接受的规模之内；4、选铜体系的铜尾矿浆酸碱度的pH值，需能满意锌硫别离段的活化剂与按捺剂的作用条件。 （一）加大锌精选中矿回来量，处理锌精选作业泡沫的“硫夹藏”现象在混选和铜锌别离这两段技能攻关没到达必定程度时，锌精矿档次一般在30%以下；锌硫别离的浮选泡沫中黄铁矿“夹藏”（以下简称“硫夹藏”）现象严峻；泡沫常常呈不正常的“煮稀饭”现象；当铜尾矿含铜档次偏高时，锌硫别离浮选段的泡沫色彩呈黄色，锌精矿档次下降到20%以下，锌精矿中铜的含量高达10%乃至更高；为坚持锌精矿档次，锌硫别离作业的硫酸铜、黄药等浮选药剂常常被逼停加。 为此，选锌攻关详细办法有五项：1、要求混选段尽量少“拉硫”：混选段运用挑选性好的药剂PAC（或BK308），与黄药合理的合作，以竭力削减选锌体系矿浆中硫的含量；2、加强混选的pH值操控：使铜锌别离段的当选pH值操控在9以下，以确保锌硫别离段有满意的调浆时机；3、消除铜锌别离段的剩下药剂：在铜尾矿加活性炭，以脱除部分黄铁矿在铜锌别离浮选段所带的捕收剂，减小黄铁矿上浮的可能性；4、加大锌精选作业的中矿回来量：要求操作中加大锌精选的泡沫冲刷水量、坚持锌精选作业的浮选机的粗砂孔全开；5、改造锌精选Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ浮选机：在浮选机低于液位操控闸板的最低方位，开一个大尺度的中矿回来孔。采纳办法后调试有起色，锌精矿档次于9～10月起已开端徜徉于45%左右，但操作方法异常：选锌的一切浮选机阻滞泡沫刮板；浮选泡沫冲刷水过大，形成磨浮体系的新水与回水的用量失去平衡。选锌收回率一向提不高，只能牵强坚持锌精矿档次一项目标。 （二）加大活化剂用量 在铜锌别离攻关到达必定程度后：铜精矿中含锌丢失率低于20%；铜尾矿含铜降到1.2%～2%；铜尾含锌在4%～6%以上，这才使选锌具有了选其他当选矿藏条件。 2005年12月底正在进行的硫酸铜与石灰增加次序的比照实验标明，硫酸铜的用量超越规划用量一倍时，选锌作用显着变好。现场出产当即选用这一实验作用，大幅度增加选锌体系的硫酸铜用量，现场的锌粗选、扫选泡沫的锌上浮现象非常显着，随之锌精选的泡沫也呈现出锌上浮的现象。当月锌精矿档次45%，锌收回率38%。 （三）调整活化与按捺作用次序，硫酸铜先于石灰增加 规划的锌硫别离根本思路是：先将当选矿浆用石灰调整pH值，在高钙条件下按捺黄铁矿；然后增加硫酸铜，活化在铜锌别离进程中被按捺过的闪锌矿；之后参加黄药、BK201将闪锌矿浮起来。该计划有理论上有一个缺点：硫酸铜对黄铁矿的活化才能要比闪锌矿强，当硫酸铜活化闪锌矿时，矿浆中很多的黄铁矿也会被活化，因而形成锌精选泡沫“硫夹藏”现象严峻，影响了锌精选的作用。硫酸铜的活化机理为：硫酸铜是酸性盐，在水中彻底电离，使溶液呈弱酸性，溶液中有用Cu2＋浓度与矿浆pH值有关。为了避免Cu2＋水解，进步活化功率， 最好在酸性或中性矿浆中运用硫酸铜。而规划硫酸铜是在pH值大于11的碱性条件下运用硫酸铜。此刻，一部分铜离子转化为碱式硫酸铜或碱式碳酸铜，使有用Cu2＋浓度削减，形成活化功能下降。 2006年1月完结了硫酸铜后于石灰增加计划和硫酸铜先于石灰增加计划的比照实验，即先用石灰调浆按捺黄铁矿后加硫酸铜活化闪锌矿的实验，与先用硫酸铜活化闪锌矿后加石灰按捺黄铁矿的实验进行比照。硫酸铜先于石灰增加计划的实验目标，比硫酸铜后于石灰增加计划高出许多：锌粗精矿锌档次高出10.5%，收回率高出18.48%；硫酸铜先于石灰增加实验的锌粗精矿泡沫，黄铁矿“夹藏”现象显着削减。比照实验结果标明，跟着矿浆pH的升高，矿浆中硫酸铜的有用活化成分削减，对闪锌矿的活化才能削弱。 硫酸铜增加点提前到石灰之前的工艺改造于2006年2月24日完结，3月份的累计锌精矿目标：锌档次43%，锌金属收回率43%，选锌目标大为改进。 四、结语 1、选矿处理量稳步进步。由开始的1800t/d进步到3500～3800t/d，出产出合格的铜精矿和锌精矿，铜精矿含铜20%、含锌3%以下，锌精矿含锌42%、含铜3%以下。 2、选铜技能经过优化混选操控、半优先流程改造和优化铜锌别离这3大步攻关，目标大幅度进步，铜精矿中锌丢失率降到22%左右；铜金属收回率由开始的75%进步到85%左右，进步铜收回率10%，矿山经济效益明显。 3、选锌技能经过加大锌精选中矿回来、加大活化剂用量和调整活化与按捺作用次序这三大步攻关，目标大幅度进步，在确保锌精矿质量合格的前提下，锌金属收回率逐渐进步到43%左右，提高矿山的归纳效益。 参考文献 [1] 北京有色冶金规划研讨总院, 乌鲁木齐有色冶金规划研讨院.新疆阿舍勒铜矿初步规划( 3000t/d)[ R] .2001. [2] 北京矿冶研讨总院.新疆阿舍勒铜矿Ⅰ号矿体矿石工艺矿藏学研讨[R] .1996. [3] 北京矿冶研讨总院.新疆阿舍勒铜矿Ⅰ号矿体混合样扩大连选实验报告[R] .1996. [4] 北京矿冶研讨总院.新疆阿舍勒铜矿Ⅰ号矿体矿石选矿实验报告[R] .1996. 作者单位： 新疆阿舍勒铜业股份有限公司（万玲） 四川鑫源矿业有限责任公司（华金仓）

富锰渣行情，富锰渣法是一种火法选矿方法,客观存在是将不能直接用于冶炼的高铁高磷难选锰矿石在高炉内或电炉内进行选择性还原，在保证铁磷等元素充分还原的前提下，抑制锰的还原，从而得到高锰低铁，MN/P比值大的富锰渣。品名规格钢厂/产地出厂含税价（元/吨）涨跌备注 富锰渣Mn30% Fe<3.5%广西1280-- 富锰渣Mn33%广西1550-- 富锰渣Mn30%湖南1280-- 富锰渣Mn40-42% Fe<2%P0.02Si20广西--- 富锰渣的用途 　　富锰渣是一种中间产品，其来源可以是采用酸性渣法或偏酸性渣法生产高碳锰铁时的附产品，也可以作为一种产品单独生产。其用途主要有： 　　1） 用做生产硅锰合金的原料。由于富锰渣一般含SiO2较多，主要用于硅锰合金的冶炼。在电炉冶炼普通硅锰合金时，富锰渣的配比一般为30—40%，高的甚至达到70%。其目的主要在于调整入炉原料的Mn/Fe和P/Mn。有特殊要求的高硅硅锰合金，由于要求原料中Mn的含量大于40%，含铁小于1%，含磷小于0.03%，所以几乎全部要用富锰渣。 　　2） 用做生产金属锰的原料。采用电硅热法生产金属锰时全部采用富锰渣做原料，要求为Mn大于40%，含铁小于1%，含磷小于0.03%。用高硅硅锰合金做还原剂。 　　3） 用做生产电炉锰铁和中低碳锰铁的配料。由于原生矿中Mn/Fe,P/Mn往往达不到冶炼要求，一般配入一定比例含SiO2较低的富锰渣进行冶炼。 　　4） 用做冶炼高炉锰铁的配料。高炉锰铁所用的矿石有贫化的趋势，当锰矿中Mn/Fe,P/Mn不符合要求时，可以配入40%--60%的富锰渣或更高，用以调配。 　　目前生产富锰渣的方法有高炉法、电炉法和转炉法。生产富锰渣的高炉和冶炼生铁的高炉相似，主要包括加料、送风、冶炼、收尘几个工序。电炉冶炼富锰渣主要用矿热炉。转炉法工艺我国一般没有采用。更多关于富锰渣的信息和资讯，请继续关注本站锰频道！

富锰渣价格，上海有色网资讯：什么是富锰渣？你说的是工业冶炼方面的问题.就是冶炼后的废弃物,里面的锰含量很高.国家提倡要提高资源的利用率.可以将富锰渣里面的锰再提炼出来或者锰的化合物加以利用.富锰渣的用途只要有四个方面:1用作生产硅锰合金的原料 2 用作生产金属锰的原料 3 用作生产电炉锰铁和中低锰铁的配料 4 用作冶炼高炉锰铁的配料品名规格钢厂/产地出厂含税价（元/吨）涨跌备注相关资源富锰渣Mn30% Fe&lt;3.5%广西1450--查看富锰渣Mn33%广西1550--查看富锰渣Mn30%湖南1450--查看富锰渣Mn40-42% Fe&lt;2%P0.02Si20广西2000-2200<td nowrap="now

中国专利CN1097400A中介绍过这种办法，它是把TiCl4参加液体白腊或120号汽油与的混合溶剂中，参加乙醇，一起通，反响压力0.2MPa左右，反响温度45℃，待溶液的pH值到达8~10时停止反响，过滤后参加添加剂进行水解，别离有机相后，用真空枯燥或冷冻枯燥后煅烧、破坏即为纳米TiO2制品。醇解法出产纳米工艺流程如下图所示。

处理贫锰矿和铁锰矿的方法，目前有三种:一是机械选矿，包括洗矿、焙烧、重选、强磁选、浮选、焙烧磁选等；二是火法选矿，对高铁高磷难选矿石，采用机械选矿效果不好时，采用火法选矿，又称富锰渣法；三是化学选矿，当对产品成分质量要求很纯，而上述方法又不能达到要求时，采用化学提纯(化学选矿)的办法。    高锰渣法是一种火法选矿方法，它是将不能直接用于冶炼的高铁高磷难选锰矿石，在高炉内，或电炉内进行选择还原，在保证铁、磷等元素充分还原的前提下，抑制锰的还原，从而得到高锰低磷，m(Mn)/m(Fe)比值大的富锰渣。这是符合中国情的锰矿石富集的方法，因我国富锰矿很少，而高铁高磷级选锰矿石占我国锰矿储量的40%以上。富锰渣法在我国得到国大力发展，为铁合金生产提供了优质原料。    火法选矿与机械选矿相比有以下优点。    (1)选别效果好，能处理各种类型的锰矿，尤其是对结构复杂含磷呈微细浸染零散布，锰铁胶结的高铁高磷锰矿石，采用机械选难以得到好的指标，而采用富锰渣法效果好(见表1)。表1                   玛瑙山锰矿选矿指标比较项目主要成分（%）m(Mn)m(P)锰回收率/%MnFePm(Fe)m(Mn)机械选矿氧化锰矿17.2327.000.0390.6370.0026　焙烧磁选27.1311.520.0382.350.001463.91火法选矿氧化锰矿17.5141.200.020.4240.0015　富锰渣39.882.700.00814.800.000285.00     (2)产品质量好，主要含锰高，锰铁质量比高，含磷低。    (3)锰回收高，要达85%~90%，比机械选矿一般高5%(见表2)。表2                    高炉冶炼富锰渣的质量指标工厂名称主要成分（%）m(Mn)m(P)锰回收率/%MnFePm(Fe)m(Mn)上海铁合厂35～421～20.0513～380.001581～90湘潭锰矿37.72.03.00.0512.40.001382～88营口铁合金厂35～371.50.00524.10.000290玛瑙山矿39～402.70.00814.80.000285道县治炼厂36～401.5～3.00.00813～240.000280～85东湖桥锰矿38～421.0～2.00.0321～380.000780～85黄阳司治炼厂40～451.5～3.00.02515～270.000680～85     (4)产品物理性能好，高锰渣强度好，且不受环境影响适于长期贮存和远距离运输。    高锰渣生产的不足之处是，冶炼要消耗大量焦炭和电，生产成本略高，冶炼过程只能除去铁和磷及其他有色金属，不能除去脉石，且由于焦炭带入灰分，还使杂质量增加。    富锰渣的主要用途有以下几个方面:    (1)用作生产锰硅合金的原料，在电炉冶炼锰硅合金时，富锰渣配比一般为30%~40%，目的是调整入炉锰原料的m(Mn)/m(Fe)和m(P)/m(Mn)。由于富锰渣含SiO2高，主要用于生产锰硅合金。    生产高硅锰硅合金，由于要求含锰原料中的锰含量大于40%，铁小于1%，磷小于0.03%，几乎是全部使用富锰渣才能冶炼出合格产品。    (2)用于火法生产金属锰的原料，采用电硅热法生产金属锰时，全部使用富锰渣(w(Mn)＞40%,w(Fe)＜1%,w(P)＜0.03%)作原料，用高硅锰合金做还原剂。    (3)用于生产电炉锰铁和中低碳锰铁的配料。    (4)用于冶炼高炉锰铁的配料。(3)(4)项中主要是调入炉原料的m(Mn)/m(Fe)和m(P)/m(Mn)以保证产品质量达到要求。

1.高炉富锰渣的生产    1)高炉冶炼富锰渣特点    高炉冶炼富锰渣工艺流程、主要设备与高炉冶炼生铁、锰铁基本相同，但工艺操作又有显著的特点。主要有：    ①在高炉生产的所有产品中，高炉富锰渣冶炼炉温最低。原则上要求炉温控制在保证铁、磷充分还原，锰不还原或少量还原，且液体渣铁能有效分离的温度范围。一般为1250~1350℃，比生铁高炉低100~150℃，比锰铁高炉低200~250℃。    ②在所有高炉产品中，高炉富锰渣冶炼炉渣碱度最低。不添加熔剂，自然碱度冶炼，碱度一般小于0.4.    ③高炉冶炼富锰渣一般是高负荷，低风温操作。矿石含铁低，风温低，负荷高；矿石含铁高，风温高，负荷低。    ④高炉冶炼富锰渣煤气热能和化学能利用较好。    ⑤富锰渣冶炼为大渣量冶炼，渣铁比高达3~5t/t，富锰渣的含锰量主要决定于矿石含锰和含铁量，锰回收率可达85%~90%。    ⑥入炉原料粒度，一般锰矿5~50mm，冶金焦炭20~80mm。    ⑦高炉冶炼富锰渣的煤气分布特点是，边缘气流要稍发展。因富锰渣冶炼渣量大，负荷重。    2)高炉冶炼富锰渣的操作制度    高炉冶炼富锰渣的操作制度包括热制度、造渣制度、装料制度和送风制度。这些制度的正确选择，是高炉顺行和取得良好技术指标的前提。    ①热制度,高炉热制度是指控制合理而稳定的炉缸温度。冶炼富锰渣的热制度应符合以下要求：    a.有利于铁、磷的充分还原，有利于抑制锰的还原，使产品符合用户要求。    b.保证渣铁顺利从高炉排出，渣铁能有效分离，渣中不夹杂铁珠。    c.有利于充分利用风温和降低焦比。    冶炼富锰渣的热制度通过焦炭负荷和风温调节。一般是稳定焦炭负荷，调节风温来达到炉缸热制度合适而稳定，在稳定焦炭负荷时应考虑以下因素：    a.入炉混合矿含铁量的高低，含铁愈高，负荷应愈低。    b.炉渣中锰含量高时，负荷要适当降低。    c.焦炭质量的好坏，焦炭中含固定碳愈高，负荷愈高。    d.热风温度的高低，热风温度高，负荷愈高。    ②造渣制度合理的造渣制度是高炉冶炼有效进行的基础，日常生产中主要通过控制炉渣碱度(nCaO/nSiO2)和其他氧化物含量来控制产品成分和保证高炉冶炼顺利进行。高炉冶炼富锰渣是选择性还原，对炉渣的要求是：    a.在高炉冶炼中，铁和锰还原在方向上是一致的，关键是温度和所需的热量不同。铁的还原条件在高炉中容易得到满足，因此炉渣成分选择的重点是有利于抑制锰的还原，提高锰的入渣率。    b.因为是低温冶炼，炉渣成分必须保证在低温下有较好的流动性，以利渣铁排放和分离。富锰渣冶炼均采用高MnO的低碱度或自然碱度炉渣,nCaO/nSiO2＜0.4.    c.当渣中Al2O3大于20%，或 MnO高于58%时，渣的粘度大，流动性较差，甚至造成渣铁分离困难和炉况失常，一般是加萤石来改善炉渣性能。萤石加入量是使渣中CaF2达到2%左右。    ③装料制度，装料制度是指料批、料线和装料顺序。它直接关系到高炉的顺行和煤气热能和化学能的利用。    高炉冶炼富锰渣负荷重，炉温低，渣量大，因而料柱良好的透气性和较发展的边缘煤气流是十分必要的。装料制度要特别考虑如下因素。    a.有利于高炉顺行。顺行是高炉生产的基础。    b.有利于煤气热能和化学能的利用。    c.要考虑矿石、焦炭的粒度组成、相对密度、强度、堆角等特点。    富锰渣高炉装料制度是：    a.料线：是指大钟开启后大钟下沿至料面的距离。富锰渣高炉要求比较发展的边缘气流，所以料线在炉料碰撞点以上。    b.料批：是指每批料矿石的重量。富锰渣高炉一般用较大的料批，料批的大小还要考虑原料的粒度组成、高炉内型，特别是炉喉直径的大小，炉喉直径大，料批也要大些。    c.装料顺序：是指矿石、焦炭装入的顺序。矿石先装为正装，加重边缘，反之亦然。富锰渣高炉一般以倒装为主。    料线、料批和装料顺序三者之间既相辅相成，又互相制约。装料制度的调节，主要从炉况顺行、煤气利用是否好、炉喉煤气曲线是否合理来判断。富锰渣高炉较合理的炉喉煤气曲线是边缘CO2较低的双峰曲线。[next]    ④送风制度，高炉送风制度决定煤气流的初始分布和炉缸热量的收支，包括风量、风温和风速的确定。在风量、风温一定时，风速决定于风口个数和风口直径(风口的总进风面积)，富锰渣高炉送风制度选择，主要考虑以下条件：    a.原燃料条件好，强度高，粒度均匀，粉末少，有利于改善高炉料柱的透气性，可以用较大的风量和较高的风温。    b.风口风速要使炉缸活跃，但又不使中心过吹，边缘气流要适当发展又不能使中心堆积。炉缸直径越大，风口风速或鼓风动能也应越大。    c.高炉需要发展边缘，则要降低鼓风动能，即风口风速。    调节送风制度，一般调节风口直径和风温，为活跃炉缸和发挥设备能力都力求全风操作。只是在处理炉况必要时，才减风量。使用高风温是降低焦比的重要手段，一般要尽可能把风温用上去。富锰渣高炉的风温也可使用到800~900℃。    富锰渣高炉冶炼的生产技术经济指标见表1。    3)富锰渣高炉的类型 [next]     富锰渣高炉冶炼即不同于高炉冶炼生铁也不同于高炉冶炼锰铁，具有自身的特点。因此在高炉炉型设计上也应充分考虑高炉冶炼富锰渣的特点，为高炉稳定顺行创造可靠的基础。高炉类型的具体要求是：    ①富锰渣高炉负荷重，原料粒度小，强度差，因此在炉型设计上应有利于边缘气流发展，炉身角β不宜太大，以80°~85°为宜。    ②富锰渣冶炼是大渣量冶炼，渣铁比可达4~5t/t。因此要求有较大的炉缸容积。    ③富锰渣冶炼是低温冶炼，下部要抑制锰的还原，炉缸直径也相对要大些，以使高温区不过于集中。    ④富锰渣高炉的炉型应是较矮胖型，H/D宜在3.5左右。    4)高炉冶炼富锰渣的技术进步    高炉富锰渣生产经过几十年的发展，技术也逐步成熟，综合利用和产品方案的革新取得了良好的经济效益和社会效益。    ①铅银回收。高炉冶炼富锰渣的产品有富锰渣、高锰高磷生铁和煤气。由于我国大部分铁锰矿都是多金属共生矿，含有较高的铅银等有色金属。在高炉内铅、银均被还原为金属，因而回收利用不但可以缓解对高炉生产的不良影响，还可大大冲减富锰渣的生产成本。    回收的方法是利用铅熔点低，相对密度大，渗透力强，在炉底设集铅槽和排铅口，集铅槽一般在炉底2~3层砖下，成丰字型。当炉基温度大于350℃时，可以开铅口排铅，所得粗铅含铅98%，含银1%，同时还含金等。    ②富锰渣和炼钢生铁同步冶炼    富锰渣冶炼主要是处理高铁高磷难选锰矿石，因此得到的副产品是高锰高磷铁，其使用价值大为降低。而我国大部分铁锰矿含磷并不高，一般在0.1%以下。通过配矿可以得到含磷0.4%~0.8%的含锰生铁。生铁中的锰也可以通过冶炼过程的控制来降低。    ③渣口喷吹空气冶炼富锰渣    为了提高富锰渣冶炼锰回收率，降低生铁中锰含量。根据硅、锰、铁、磷等元素对氧的亲合力不同，采取向高炉炉缸强制供氧方法，从高炉渣口喷吹压缩空气，使高炉内已被还原的锰、硅重新氧化返回炉渣中，从而提高锰的富集效果，又降低生铁中锰含量。    使用效果是锰回收率提高1.08%~4.77%，富锰渣含锰提高0.65%~1.29%，副产生铁中锰降到5%以下。    2.电炉富锰渣的生产    1)电炉富锰渣的工艺过程与高炉冶炼富锰渣的工艺过程基本相同，都是渣中锰的富集过程，但在冶炼操作上则有所不同。主要有：    ①电炉冶炼的热源靠电源，电炉的炉料可以搭配部分粉焦和粉矿。    ②电炉的炉身矮，料柱短，煤气量少，故煤气通过料柱的压力降小。    ③电炉冶炼富锰渣质量较好，渣中含锰量高，含磷和铁较低，可以冶炼出w(SiO2) 48%的富锰渣(没有焦炭的灰分参加造渣)。    ④电炉富锰渣不仅可作为冶炼锰硅合金的原料，而且还可以作为冶炼金属锰的优质原料。    ⑤出炉后，为使渣中的铁珠完全沉淀(降低富锰渣含铁、磷)需要在渣坑或渣包内镇静一定时间再放渣浇铸。    2)电炉冶炼富锰渣的原料    电炉冶炼富锰渣的主要原料是含铁的锰矿石、焦炭和萤石(或硅石)。为了满足富锰渣质量要求，普通电炉富锰渣对入炉锰矿石的化学成分要求如下:m(Mn)/m(Fe)=0.3~2.5,w(Mn+Fe)≥38%，w(Mn)≥18%，w(A12O3+SiO2)≤35%，m(SiO2)/m(A12O3)≥1.7,m(CaO)/m(SiO2)0.3。锰矿石的入炉粒度，一般为5~50mm，含粉率小于8%，锰矿石含水要控制在8%以下。焦炭主要是做还原剂用，要求固定碳含量≥80%，灰分≤18%，焦炭粒度为3~15mm。萤石要求CaF2含量≥85%，粒度为5~80mm。硅石要求，SiO2含量大于97%，粒度为20~80mm,电炉富锰渣生产的主要技术经济指标见表2。

富锰渣法是一种火法选矿方法，客观存在是将不能直接用于冶炼的高铁高磷难选锰矿石在高炉内或电炉内进行选择性还原，在保证铁磷等元素充分还原的前提下，抑制锰的还原，从而得到高锰低铁，MN/P比值大的富锰渣。火法选矿的优点： 1、选别效果好，能处理各种类型的锰矿。 2、产品质量好，含锰高，锰铁质量比高，含磷低，3、锰回收高，达85-90%，比机械选矿高水5%。4、产品物理性能好，适合长期贮存及长途运输。不足之处：需要大量的焦炭和电，生产成本略高，冶炼只能除去铁磷和其它有色金属，不能去脉石，由焦炭带入灰份，增加杂质量 富锰渣的用途富锰渣是一种中间产品，其来源可以是采用酸性渣法或偏酸性渣法生产高碳锰铁时的附产品，也可以作为一种产品单独生产。 其用途主要有： 1)用做生产硅锰合金的原料。由于富锰渣一般含SiO2较多，主要用于硅锰合金的冶炼。在电炉冶炼普通硅锰合金时，富锰渣的配比一般为30—40%，高的甚至达到70%。其目的主要在于调整入炉原料的Mn/Fe和P/Mn。有特殊要求的高硅硅锰合金，由于要求原料中Mn的含量大于40%，含铁小于1%，含磷小于0.03%，所以几乎全部要用富锰渣。2) 用做生产金属锰的原料。采用电硅热法生产金属锰时全部采用富锰渣做原料，要求为Mn大于40%，含铁小于1%，含磷小于0.03%。用高硅硅锰合金做还原剂。 3)用做生产电炉锰铁和中低碳锰铁的配料。由于原生矿中Mn/Fe，P/Mn往往达不到冶炼要求，一般配入一定比例含SiO2较低的富锰渣进行冶炼。 4)用做冶炼高炉锰铁的配料。高炉锰铁所用的矿石有贫化的趋势，当锰矿中Mn/Fe，P/Mn不符合要求时，可以配入40%--60%的富锰渣或更高，用以调配。目前生产富锰渣的方法有高炉法、电炉法和转炉法。生产富锰渣的高炉和冶炼生铁的高炉相似，主要包括加料、送风、冶炼、收尘几个工序。电炉冶炼富锰渣主要用矿热炉。转炉法工艺我国一般没有采用。富锰渣的生产方法-.高炉富锰渣的生产 1)高炉冶炼富锰渣特点 高炉冶炼富锰渣工艺流程、主要设备与高炉冶炼生铁、锰铁基本相同，但工艺操作又有显著的特点。主要有：①在高炉生产的所有产品中，高炉富锰渣冶炼炉温最低。原则上要求炉温控制在保证铁、磷充分还原，锰不还原或少量还原，且液体渣铁能有效分离的温度范围。一般为1250~1350℃，比生铁高炉低100~150℃，比锰铁高炉低200~250℃。②在所有高炉产品中，高炉富锰渣冶炼炉渣碱度最低。不添加熔剂，自然碱度冶炼，碱度一般小于0.4.③高炉冶炼富锰渣一般是高负荷，低风温操作。矿石含铁低，风温低，负荷高;矿石含铁高，风温高，负荷低。 ④高炉冶炼富锰渣煤气热能和化学能利用较好。⑤富锰渣冶炼为大渣量冶炼，渣铁比高达3~5t/t，富锰渣的含锰量主要决定于矿石含锰和含铁量，锰回收率可达85%~90%。⑥入炉原料粒度，一般锰矿5~50mm，冶金焦炭20~80mm。 ⑦高炉冶炼富锰渣的煤气分布特点是，边缘气流要稍发展。因富锰渣冶炼渣量大，负荷重。 2)高炉冶炼富锰渣的操作制度 高炉冶炼富锰渣的操作制度包括热制度、造渣制度、装料制度和送风制度。这些制度的正确选择，是高炉顺行和取得良好技术指标的前提。①热制度，高炉热制度是指控制合理而稳定的炉缸温度。冶炼富锰渣的热制度应符合以下要求： a.有利于铁、磷的充分还原，有利于抑制锰的还原，使产品符合用户要求。b.保证渣铁顺利从高炉排出，渣铁能有效分离，渣中不夹杂铁珠。 c.有利于充分利用风温和降低焦比。冶炼富锰渣的热制度通过焦炭负荷和风温调节。一般是稳定焦炭负荷，调节风温来达到炉缸热制度合适而稳定，在稳定焦炭负荷时应考虑以下因素：a.入炉混合矿含铁量的高低，含铁愈高，负荷应愈低。 b.炉渣中锰含量高时，负荷要适当降低。 c.焦炭质量的好坏，焦炭中含固定碳愈高，负荷愈高。d.热风温度的高低，热风温度高，负荷愈高。②造渣制度合理的造渣制度是高炉冶炼有效进行的基础，日常生产中主要通过控制炉渣碱度(nCaO/nSiO2)和其他氧化物含量来控制产品成分和保证高炉冶炼顺利进行。高炉冶炼富锰渣是选择性还原，对炉渣的要求是：a.在高炉冶炼中，铁和锰还原在方向上是一致的，关键是温度和所需的热量不同。铁的还原条件在高炉中容易得到满足，因此炉渣成分选择的重点是有利于抑制锰的还原，提高锰的入渣率。b.因为是低温冶炼，炉渣成分必须保证在低温下有较好的流动性，以利渣铁排放和分离。富锰渣冶炼均采用高MnO的低碱度或自然碱度炉渣，nCaO/nSiO2 富锰渣高炉装料制度是： a.料线：是指大钟开启后大钟下沿至料面的距离。富锰渣高炉要求比较发展的边缘气流，所以料线在炉料碰撞点以上。b.料批：是指每批料矿石的重量。富锰渣高炉一般用较大的料批，料批的大小还要考虑原料的粒度组成、高炉内型，特别是炉喉直径的大小，炉喉直径大，料批也要大些。c.装料顺序：是指矿石、焦炭装入的顺序。矿石先装为正装，加重边缘，反之亦然。富锰渣高炉一般以倒装为主。料线、料批和装料顺序三者之间既相辅相成，又互相制约。装料制度的调节，主要从炉况顺行、煤气利用是否好、炉喉煤气曲线是否合理来判断。富锰渣高炉较合理的炉喉煤气曲线是边缘CO2较低的双峰曲线。④送风制度，高炉送风制度决定煤气流的初始分布和炉缸热量的收支，包括风量、风温和风速的确定。在风量、风温一定时，风速决定于风口个数和风口直径(风口的总进风面积)，富锰渣高炉送风制度选择，主要考虑以下条件：a.原燃料条件好，强度高，粒度均匀，粉末少，有利于改善高炉料柱的透气性，可以用较大的风量和较高的风温。b.风口风速要使炉缸活跃，但又不使中心过吹，边缘气流要适当发展又不能使中心堆积。炉缸直径越大，风口风速或鼓风动能也应越大。c.高炉需要发展边缘，则要降低鼓风动能，即风口风速。调节送风制度，一般调节风口直径和风温，为活跃炉缸和发挥设备能力都力求全风操作。只是在处理炉况必要时，才减风量。使用高风温是降低焦比的重要手段，一般要尽可能把风温用上去。富锰渣高炉的风温也可使用到800~900℃。富锰渣高炉冶炼即不同于高炉冶炼生铁也不同于高炉冶炼锰铁，具有自身的特点。因此在高炉炉型设计上也应充分考虑高炉冶炼富锰渣的特点，为高炉稳定顺行创造可靠的基础。高炉类型的具体要求是：①富锰渣高炉负荷重，原料粒度小，强度差，因此在炉型设计上应有利于边缘气流发展，炉身角β不宜太大，以80°~85°为宜。②富锰渣冶炼是大渣量冶炼，渣铁比可达4~5t/t。因此要求有较大的炉缸容积。③富锰渣冶炼是低温冶炼，下部要抑制锰的还原，炉缸直径也相对要大些，以使高温区不过于集中。 ④富锰渣高炉的炉型应是较矮胖型，H/D宜在3.5左右。 4)高炉冶炼富锰渣的技术进步 高炉富锰渣生产经过几十年的发展，技术也逐步成熟，综合利用和产品方案的革新取得了良好的经济效益和社会效益。①铅银回收。高炉冶炼富锰渣的产品有富锰渣、高锰高磷生铁和煤气。由于我国大部分铁锰矿都是多金属共生矿，含有较高的铅银等有色金属。在高炉内铅、银均被还原为金属，因而回收利用不但可以缓解对高炉生产的不良影响，还可大大冲减富锰渣的生产成本。回收的方法是利用铅熔点低，相对密度大，渗透力强，在炉底设集铅槽和排铅口，集铅槽一般在炉底2~3层砖下，成丰字型。当炉基温度大于350℃时，可以开铅口排铅，所得粗铅含铅98%，含银1%，同时还含金等。②富锰渣和炼钢生铁同步冶炼富锰渣冶炼主要是处理高铁高磷难选锰矿石，因此得到的副产品是高锰高磷铁，其使用价值大为降低。而我国大部分铁锰矿含磷并不高，一般在0.1%以下。通过配矿可以得到含磷0.4%~0.8%的含锰生铁。生铁中的锰也可以通过冶炼过程的控制来降低。③渣口喷吹空气冶炼富锰渣为了提高富锰渣冶炼锰回收率，降低生铁中锰含量。根据硅、锰、铁、磷等元素对氧的亲合力不同，采取向高炉炉缸强制供氧方法，从高炉渣口喷吹压缩空气，使高炉内已被还原的锰、硅重新氧化返回炉渣中，从而提高锰的富集效果，又降低生铁中锰含量。使用效果是锰回收率提高1.08%~4.77%，富锰渣含锰提高0.65%~1.29%，副产生铁中锰降到5%以下。 富锰渣的生产方法---电炉富锰渣的生产1)电炉富锰渣的工艺过程与高炉冶炼富锰渣的工艺过程基本相同，都是渣中锰的富集过程，但在冶炼操作上则有所不同。主要有：①电炉冶炼的热源靠电源，电炉的炉料可以搭配部分粉焦和粉矿。 ②电炉的炉身矮，料柱短，煤气量少，故煤气通过料柱的压力降小。③电炉冶炼富锰渣质量较好，渣中含锰量高，含磷和铁较低，可以冶炼出w(SiO2) 48%的富锰渣(没有焦炭的灰分参加造渣)。④电炉富锰渣不仅可作为冶炼锰硅合金的原料，而且还可以作为冶炼金属锰的优质原料。⑤出炉后，为使渣中的铁珠完全沉淀(降低富锰渣含铁、磷)需要在渣坑或渣包内镇静一定时间再放渣浇铸。 2)电炉冶炼富锰渣的原料电炉冶炼富锰渣的主要原料是含铁的锰矿石、焦炭和萤石(或硅石)。为了满足富锰渣质量要求，普通电炉富锰渣对入炉锰矿石的化学成分要求如下:m(Mn)/m(Fe)=0.3~2.5，w(Mn+Fe)≥38%，w(Mn)≥18%，w(A12O3+SiO2)≤35%，m(SiO2)/m(A12O3)≥1.7，m(CaO)/m(SiO2)0.3。锰矿石的入炉粒度，一般为5~50mm，含粉率小于8%，锰矿石含水要控制在8%以下。焦炭主要是做还原剂用，要求固定碳含量≥80%，灰分≤18%，焦炭粒度为3~15mm。萤石要求CaF2含量≥85%，粒度为5~80mm。硅石要求，SiO2含量大于97%，粒度为20~80mm，

富锰渣法是一种火法选矿方法，客观存在是将不能直接用于冶炼的高铁高磷难选锰矿石在高炉内或电炉内进行选择性还原，在保证铁磷等元素充分还原的前提下，抑制锰的还原，从而得到高锰低铁，MN/P比值大的富锰渣。 火法选矿的优点： 1、选别效果好，能处理各种类型的锰矿。 2、产品质量好，含锰高，锰铁质量比高，含磷低。 3、锰回收高，达85-90%，比机械选矿高水5%。 4、产品物理性能好，适合长期贮存及长途运输。 不足之处： 需要大量的焦炭和电，生产成本略高，冶炼只能除去铁磷和其它有色金属，不能去脉石，由焦炭带入灰份，增加杂质量 富锰渣的用途富锰渣是一种中间产品，其来源可以是采用酸性渣法或偏酸性渣法生产高碳锰铁时的附产品，也可以作为一种产品单独生产。 其用途主要有： 1)用做生产硅锰合金的原料。由于富锰渣一般含SiO2较多，主要用于硅锰合金的冶炼。在电炉冶炼普通硅锰合金时，富锰渣的配比一般为30—40%，高的甚至达到70%。其目的主要在于调整入炉原料的Mn/Fe和P/Mn。有特殊要求的高硅硅锰合金，由于要求原料中Mn的含量大于40%，含铁小于1%，含磷小于0.03%，所以几乎全部要用富锰渣。 2)用做生产金属锰的原料。采用电硅热法生产金属锰时全部采用富锰渣做原料，要求为Mn大于40%，含铁小于1%，含磷小于0.03%。用高硅硅锰合金做还原剂。 3) 用做生产电炉锰铁和中低碳锰铁的配料。由于原生矿中Mn/Fe，P/Mn往往达不到冶炼要求，一般配入一定比例含SiO2较低的富锰渣进行冶炼。 4)用做冶炼高炉锰铁的配料。高炉锰铁所用的矿石有贫化的趋势，当锰矿中Mn/Fe，P/Mn不符合要求时，可以配入40%--60%的富锰渣或更高，用以调配。 目前生产富锰渣的方法有高炉法、电炉法和转炉法。生产富锰渣的高炉和冶炼生铁的高炉相似，主要包括加料、送风、冶炼、收尘几个工序。电炉冶炼富锰渣主要用矿热炉。转炉法工艺我国一般没有采用。 富锰渣的生产方法-.高炉富锰渣的生产 ： 1)高炉冶炼富锰渣特点 高炉冶炼富锰渣工艺流程、主要设备与高炉冶炼生铁、锰铁基本相同，但工艺操作又有显著的特点。 主要有： ①在高炉生产的所有产品中，高炉富锰渣冶炼炉温最低。原则上要求炉温控制在保证铁、磷充分还原，锰不还原或少量还原，且液体渣铁能有效分离的温度范围。一般为1250~1350℃，比生铁高炉低100~150℃，比锰铁高炉低200~250℃。 ②在所有高炉产品中，高炉富锰渣冶炼炉渣碱度最低。不添加熔剂，自然碱度冶炼，碱度一般小于0.4. ③高炉冶炼富锰渣一般是高负荷，低风温操作。矿石含铁低，风温低，负荷高;矿石含铁高，风温高，负荷低。 ④高炉冶炼富锰渣煤气热能和化学能利用较好。 ⑤富锰渣冶炼为大渣量冶炼，渣铁比高达3~5t/t，富锰渣的含锰量主要决定于矿石含锰和含铁量，锰回收率可达85%~90%。 ⑥入炉原料粒度，一般锰矿5~50mm，冶金焦炭20~80mm。 ⑦高炉冶炼富锰渣的煤气分布特点是，边缘气流要稍发展。因富锰渣冶炼渣量大，负荷重。 2)高炉冶炼富锰渣的操作制度高炉冶炼富锰渣的操作制度包括热制度、造渣制度、装料制度和送风制度。这些制度的正确选择，是高炉顺行和取得良好技术指标的前提。 ①热制度，高炉热制度是指控制合理而稳定的炉缸温度。冶炼富锰渣的热制度应符合以下要求： a.有利于铁、磷的充分还原，有利于抑制锰的还原，使产品符合用户要求。 b.保证渣铁顺利从高炉排出，渣铁能有效分离，渣中不夹杂铁珠。 c.有利于充分利用风温和降低焦比。 冶炼富锰渣的热制度通过焦炭负荷和风温调节。 一般是稳定焦炭负荷，调节风温来达到炉缸热制度合适而稳定，在稳定焦炭负荷时应考虑以下因素： a.入炉混合矿含铁量的高低，含铁愈高，负荷应愈低。 b.炉渣中锰含量高时，负荷要适当降低。 c.焦炭质量的好坏，焦炭中含固定碳愈高，负荷愈高。 d.热风温度的高低，热风温度高，负荷愈高。 ②造渣制度合理的造渣制度是高炉冶炼有效进行的基础，日常生产中主要通过控制炉渣碱度(nCaO/nSiO2)和其他氧化物含量来控制产品成分和保证高炉冶炼顺利进行。高炉冶炼富锰渣是选择性还原，对炉渣的要求是： a.在高炉冶炼中，铁和锰还原在方向上是一致的，关键是温度和所需的热量不同。铁的还原条件在高炉中容易得到满足，因此炉渣成分选择的重点是有利于抑制锰的还原，提高锰的入渣率。 b.因为是低温冶炼，炉渣成分必须保证在低温下有较好的流动性，以利渣铁排放和分离。富锰渣冶炼均采用高MnO的低碱度或自然碱度炉渣，nCaO/nSiO2 ③装料制度，装料制度是指料批、料线和装料顺序。它直接关系到高炉的顺行和煤气热能和化学能的利用。高炉冶炼富锰渣负荷重，炉温低，渣量大，因而料柱良好的透气性和较发展的边缘煤气流是十分必要的。装料制度要特别考虑如下因素： a.有利于高炉顺行。顺行是高炉生产的基础。 b.有利于煤气热能和化学能的利用。 c.要考虑矿石、焦炭的粒度组成、相对密度、强度、堆角等特点。 富锰渣高炉装料制度是： a.料线：是指大钟开启后大钟下沿至料面的距离。富锰渣高炉要求比较发展的边缘气流，所以料线在炉料碰撞点以上。 b.料批：是指每批料矿石的重量。富锰渣高炉一般用较大的料批，料批的大小还要考虑原料的粒度组成、高炉内型，特别是炉喉直径的大小，炉喉直径大，料批也要大些。 c.装料顺序：是指矿石、焦炭装入的顺序。矿石先装为正装，加重边缘，反之亦然。富锰渣高炉一般以倒装为主。料线、料批和装料顺序三者之间既相辅相成，又互相制约。装料制度的调节，主要从炉况顺行、煤气利用是否好、炉喉煤气曲线是否合理来判断。富锰渣高炉较合理的炉喉煤气曲线是边缘CO2较低的双峰曲线。 ④送风制度，高炉送风制度决定煤气流的初始分布和炉缸热量的收支，包括风量、风温和风速的确定。在风量、风温一定时，风速决定于风口个数和风口直径(风口的总进风面积)，富锰渣高炉送风制度选择，主要考虑以下条件： a.原燃料条件好，强度高，粒度均匀，粉末少，有利于改善高炉料柱的透气性，可以用较大的风量和较高的风温。 b.风口风速要使炉缸活跃，但又不使中心过吹，边缘气流要适当发展又不能使中心堆积。炉缸直径越大，风口风速或鼓风动能也应越大。 c.高炉需要发展边缘，则要降低鼓风动能，即风口风速。调节送风制度，一般调节风口直径和风温，为活跃炉缸和发挥设备能力都力求全风操作。只是在处理炉况必要时，才减风量。使用高风温是降低焦比的重要手段，一般要尽可能把风温用上去。富锰渣高炉的风温也可使用到800~900℃。 富锰渣高炉冶炼即不同于高炉冶炼生铁也不同于高炉冶炼锰铁，具有自身的特点。因此在高炉炉型设计上也应充分考虑高炉冶炼富锰渣的特点，为高炉稳定顺行创造可靠的基础。高炉类型的具体要求是： ①富锰渣高炉负荷重，原料粒度小，强度差，因此在炉型设计上应有利于边缘气流发展，炉身角β不宜太大，以80°~85°为宜。 ②富锰渣冶炼是大渣量冶炼，渣铁比可达4~5t/t。因此要求有较大的炉缸容积。 ③富锰渣冶炼是低温冶炼，下部要抑制锰的还原，炉缸直径也相对要大些，以使高温区不过于集中。 ④富锰渣高炉的炉型应是较矮胖型，H/D宜在3.5左右。 4)高炉冶炼富锰渣的技术进步 高炉富锰渣生产经过几十年的发展，技术也逐步成熟，综合利用和产品方案的革新取得了良好的经济效益和社会效益。 ①铅银回收。高炉冶炼富锰渣的产品有富锰渣、高锰高磷生铁和煤气。由于我国大部分铁锰矿都是多金属共生矿，含有较高的铅银等有色金属。在高炉内铅、银均被还原为金属，因而回收利用不但可以缓解对高炉生产的不良影响，还可大大冲减富锰渣的生产成本。回收的方法是利用铅熔点低，相对密度大，渗透力强，在炉底设集铅槽和排铅口，集铅槽一般在炉底2~3层砖下，成丰字型。当炉基温度大于350℃时，可以开铅口排铅，所得粗铅含铅98%，含银1%，同时还含金等。 ②富锰渣和炼钢生铁同步冶炼富锰渣冶炼主要是处理高铁高磷难选锰矿石，因此得到的副产品是高锰高磷铁，其使用价值大为降低。而我国大部分铁锰矿含磷并不高，一般在0.1%以下。通过配矿可以得到含磷0.4%~0.8%的含锰生铁。生铁中的锰也可以通过冶炼过程的控制来降低。 ③渣口喷吹空气冶炼富锰渣为了提高富锰渣冶炼锰回收率，降低生铁中锰含量。根据硅、锰、铁、磷等元素对氧的亲合力不同，采取向高炉炉缸强制供氧方法，从高炉渣口喷吹压缩空气，使高炉内已被还原的锰、硅重新氧化返回炉渣中，从而提高锰的富集效果，又降低生铁中锰含量。使用效果是锰回收率提高1.08%~4.77%，富锰渣含锰提高0.65%~1.29%，副产生铁中锰降到5%以下。 富锰渣的生产方法---电炉富锰渣的生产1)电炉富锰渣的工艺过程与高炉冶炼富锰渣的工艺过程基本相同，都是渣中锰的富集过程，但在冶炼操作上则有所不同。主要有： ①电炉冶炼的热源靠电源，电炉的炉料可以搭配部分粉焦和粉矿。 ②电炉的炉身矮，料柱短，煤气量少，故煤气通过料柱的压力降小。 ③电炉冶炼富锰渣质量较好，渣中含锰量高，含磷和铁较低，可以冶炼出w(SiO2) 48%的富锰渣(没有焦炭的灰分参加造渣)。 ④电炉富锰渣不仅可作为冶炼锰硅合金的原料，而且还可以作为冶炼金属锰的优质原料。 ⑤出炉后，为使渣中的铁珠完全沉淀(降低富锰渣含铁、磷)需要在渣坑或渣包内镇静一定时间再放渣浇铸。 2)电炉冶炼富锰渣的原料电炉冶炼富锰渣的主要原料是含铁的锰矿石、焦炭和萤石(或硅石)。为了满足富锰渣质量要求，普通电炉富锰渣对入炉锰矿石的化学成分要求如下:m(Mn)/m(Fe)=0.3~2.5，w(Mn+Fe)≥38%，w(Mn)≥18%，w(A12O3+SiO2)≤35%，m(SiO2)/m(A12O3)≥1.7，m(CaO)/m(SiO2)0.3。锰矿石的入炉粒度，一般为5~50mm，含粉率小于8%，锰矿石含水要控制在8%以下。焦炭主要是做还原剂用，要求固定碳含量≥80%，灰分≤18%，焦炭粒度为3~15mm。萤石要求CaF2含量≥85%，粒度为5~80mm。硅石要求，SiO2含量大于97%，粒度为20~80mm。

二丁基卡必醇是二乙二醇二丁醚的商品名称，它的分子式为C12H20O3，结构式是C4H9－O CH2－CH2－O－CH2－CH2－O－C4H9。 世界镍公司加拿大分公司从硫化铜、镍矿石中收回贵金属，曩昔是将电解阳极泥富集成贵金属精矿，再经处理，取得含金、铂、钯的溶液和铑、钌，铱及氯化锻的不溶渣。然后用硫酸亚铁复原溶液中的金，并再次溶于和用硫酸亚铁复原成粗金后，送电解提纯，以取得成色99.99%的纯金。此法虽能取得较高纯度的金，但置换金时参加很多的FeSO4，会给收回溶液中的铂族金属带来费事，且金的电解需花费时刻和耗用人力物力。 在化学分析中，溶液中的3价金可被碱性溶剂所萃取，但难于应用在工业出产中。D.F.C.莫里斯（Morris）等研讨了加拿大铜、镍阳极泥所产贵金属精矿后，于1968年发布了二丁基卡必醇（Dibutyl Carbitol）于氯化液中萃取别离金的研讨结果。据此，世界镍公司于1971年在阿克顿建成了第一个运用二丁基卡必醇萃取金的车间。经两年的出产实践，总结如下： 二丁基卡必醇具有挥发性低（沸点245.6℃）及在水中溶解度小（20℃时为0.3%）的长处，能够定量地和挑选性地从溶液中萃取金而使之与铂族金属别离。萃取后的有机相经稀洗刷，可除掉其他贱金属杂质，然后用草酸直接从有机相中复原金。 一、金的萃取 二丁基卡必醇从液中萃取金时，两相中金的平衡浓度如图1。从图中看出：当有机相中萃取的Au3＋浓度高达25g∕L时，萃余液中Au3＋的浓度也不超越10mg∕L，分配比为2500，由曲线可知：在原液含Au3＋浓度低的状况下，跟着Au3＋浓度的增大，分配比也随之添加。这与用萃取Au3＋和某些金属的状况类似。而在原液含Au3＋浓度高时，跟着Au3＋浓度的添加，分配比反而略有下降。图1  金在两相中的平衡 在实验室实验中，原液含金4g∕L、水相∶有机相＝6∶1时，金的萃取作用也好。 二、杂质的萃取和别离 用二丁基卡必醇作萃取剂，虽不会萃取溶液中的铂族金属，但原液中的许多贱金属可与金一同被萃入有机相。图2示出了金和贱金属萃取率与溶液中浓度的联系。图中的数据是在相比为1∶1的条件下得到的。从图中可见，在浓度1～1.5mol时，金实践上彻底被萃取，而贱金属在更高的酸度下也只能部分被萃取。如原液含3mol，Sn4＋的萃取率为70%，Fe3＋为30%，而As3＋、Sb5＋、Te4＋的萃取率则较低。从锡的分配比曲线看，好像酸的浓度越低，越有利于锡的萃取别离。但在低酸条件下锡会水解沉积，而严重影响有机相和水相的别离。图2  不同酸度时金属的萃取率 有机相中的贱金属杂质，可通过低酸水溶液洗刷来除掉。实践中，运用1.5mol等体积的液流海有机相3次就可除尽杂质，然后确保能从有机相中复原出高纯度的金。 三、有机相中金的复原 二丁基卡必醇萃取金的分配比虽很大，但反萃很困难。即用水进行反萃时，金不会从有机相中转入水相，而使金的反萃成为不可能。但因为金是极易复原的，为此，向含金的卡必醇有机相中参加5%草酸溶液，就能把Au3＋复原成金： 2HAuCl4＋3（COOH）2＝2Au↓＋6CO2＋8HCl 用草酸复原金，不会影响有机相的再生运用。但因为金的复原沉积使溶液中呈现“三相”。这虽是萃取进程应力求防止的，但在有拌和桨的复原反响器内进行反萃，能确保“三相”充沛混合，且在坚持液温不低于90℃的状况下，复原出的金能生成粗粒沉积于水相的底部。不然，构成的“三相”是难以别离的。 金的复原反响进程较慢，约须3h才干完结。草酸的参加量应比理论量稍过量一些，以确保能得到高的复原率。实验中曾运用对二酚和二氧化硫等作复原剂，但金的纯度均比用草酸低。 四、出产流程、设备及操作 二丁基卡必醇萃取金的车间出产流程及设备如图3和图4。因为出产规模不大，萃取分配比很大，以及金是从有机相中直接复原出来等作业特色，出产选用间断性操作。图3  二丁基卡必醇萃取金流程图4  二丁基卡必醇萃取金的进程及设备 为萃取作业制备的液组分为（g∕L）：金4～6，铂、钯各25，锇、铱、钌微量，铜、镍、铅、砷、锑、铋、铁、碲等总量不多于20，浓度3mol，Cl－总浓度6mol。将等体积的液和二丁基卡必醇有机相参加萃取器内混合。所用的萃取器用QVF玻璃制成，容量为200L，并配有QVF玻璃高速涡轮拌和器，以确保两相能杰出混合。经萃取后弄清，从底部排出水相，有机相留于萃取器内，再加一份新液萃取。一份有机相共萃取6份液（液的份数，视液中含金浓度断定，一般要求有机相终究含金25g∕L左右为结尾）。萃取了金的有机相，用1.5mol等体积的液洗刷3次除掉杂质后，将有机相送复原器还复原金。 复原反响器外部用电阻丝加热，并带有拌和桨和二氧化碳排气装置的回流冷凝器，以确保“三相”充沛混合和温度不低于90℃（温度低复原的金粒过细）。复原反响停止后，将溶液彻底冷却、弄清、有机相经虹吸管放出回来再用。再过滤别离金粉，产出的金粉先用稀液洗刷（洗液会集处理以收回其间的微量贵金属），再用洗刷收回吸附的有机相。最终熔融金粉并水淬成粒，产出的制品含金达99.99%。 1973年后，该厂出产规模有所扩展，萃取和复原均改在容量600L的内衬Ptaudler的容器内进行。配有90r／min的可调速的拌和器。 五、出产小结 经工作两年的出产实践标明：上述流程较曩昔选用的硫酸亚铁复原－电解提纯流程时刻短，成本低。但萃取进程中有少数有机相溶解于排放液中，形成丢失。依照二丁基卡必醇在20℃的水中溶解度为0.3%核算，通过萃取、洗刷、复原和有机相再生，溶剂的丢失率为3%，实践到达4%，在出产成本上占相当大的份额。鉴于有机相易被某些物质吸附，如选用处理排放液的办法收回它，还不如改用衬胶反响器或塑料容器等从排放液中吸附有机溶剂，然后用洗刷收回。

跟着陆地矿产资源的日趋干涸和人类对海洋资源知道的日益深化，大洋多金属矿产已成为21世纪引人注意图战略资源，我国自20世纪80年代开端，相继展开了大洋多金属结核与富钴结壳的资源勘查、采矿、加工与使用技术的研讨。 开发大洋多金属结核及富钴结壳的首要意图是提取其间的有价金属，如Co，Ni，Cu等，现在正在试验中的湿法提取工艺，会发作相当于原矿分量35%左右的固体残渣（浸出渣）。这些浸出渣若不能被使用，长时刻堆积将引起环境问题。 大洋多金属结核与富钴结壳资源现在没有进行大规模挖掘，其冶炼浸出渣或许发作的环境公害越来越受到重视，但对浸出渣功用与使用的研讨滞后。 本研讨以大洋多金属结核和富钴结壳浸出渣的开发使用为方针，展开了浸出渣化学成分、物相组成、物化功用的分析测验，发现浸出渣中含有很多纳米矿藏，具有较大的比表面积和表面活性，在环境保护范畴具有杰出的使用远景；研讨了稀土元素的赋存状况，以为轻稀土首要呈离子态被吸附在纳米颗粒表面，具有潜在开发价值。 一、样品与测验 多金属结核和富钴结壳均采自太平洋世界海域，多金属结核的粉末（粒径约为0.074mm者占86%）经浸工艺提取Ni，Co，Cu后的固体残渣称作浸渣（代号Nod，下同）；富钴结壳的粉末（粒径约为0.074 mm者占77.8%）经酸浸工艺提取Ni，Co，Cu, Mn，Zn后的固体残渣称作酸浸渣（代号Cru，下同）。 对浸渣和酸浸渣别离进行了常量元素（湿化学分析法）、微量与稀土元素（中子活化法）含量分析。X射线粉晶衍射分析(DMAX-RC型)、差热分析(LCP-1型)及矿藏巨细和形状丈量（日立H8100透射电子显微镜，TEM）；测定了比表面积(Autosorb-1型比表面仪)、密度(U1-1000型真密度仪)、pH值(PHS-3C型酸度计)及对饱满NaCl水蒸气及SO2气体的吸附率。 二、成果与评论 （一）矿藏组合与含量，根据X射线粉晶衍射(图1)和差热分析（图2）断定了浸出渣的矿藏组合，结合化学成分估算了它们的含量，成果为：Nod中菱锰矿含量约为50%，其次为石英、高岭石、长石(三者总含量约15%)。另据X射线衍射曲线20背底值在30左右升高的特征判别，Nod中还含有约35%的非晶态或结晶度很低的固体：Cru中半水石膏含量约为20%，针铁矿和石英含量都在10%左右，黄钾铁矾含量低于5%：非晶态或结晶度很低的固体含量约55%。与原矿比照发现，菱锰矿、半水石膏、黄钾铁矾和针铁矿是湿法冶炼进程中的重生矿藏，石英、高岭石、长石是原矿中的残留矿藏，能谱分析（表1）进一步证明Nod中有菱锰矿存在，并发现了菱铁矿。图1  浸渣与酸浸渣的X射线粉晶衍射图图2  浸渣与酸浸渣的差热分析图 表1  菱锰矿、菱铁矿与黄钾铁矾的化学成分(%)a) a)由中国地质大学矿藏岩石材料国家专业试验室选用日立H8100透射电子显微镜的能谱仪（薄膜样品，无标样）分析 据X射线粉晶衍射特征峰核算，菱锰矿的晶胞参数为：a0=b0=0.48nm，c0=1.573nm，γ=120°，六方晶系；半水石膏的晶胞参数为：a0=1.206 nm，b0=1.272nm，c0=0.692nm，γ=90.19°，假斜方晶系，浸渣：114℃脱去H2O－，134℃脱去H2O+，508℃菱锰矿分化，798℃Mn2O3变为Mn3O4;酸浸渣：124℃脱去H2O-, 174℃半水石膏脱水，416℃黄钾铁矾脱水，634～656℃黄钾铁矾分化，1132℃ CaSO4部分分化。 （二）矿藏形状与粒度。TEM调查发现，Nod中菱锰矿多呈纤维束状(图3(a))，纤维束直径多在15～20nm，长100nm左右。Cru中半水石膏有粒状(图3(b))和纤维束状两种：前者粒径大多在12～15nm；后者纤维束直径在80nm左右，长400 nm左右。图3  菱锰矿和半水石膏的TEM相片 （三）密度与酸碱度。Nod和Cru粉末的实测真密度（8次丈量的均值）别离为3.065和2.827g/cm3。它们在水溶液中的pH值别离为8.94和3.38。 （四）比表面积与吸附。Nod和Cru的实测比表面积别离为109.56和252.8 m2/g。由图4可见，Nod对N2的等温吸附－脱附曲线仅在相对压力(P/P0)较低和较高时相交，特征与不具孔道结构的固体类似，与Nod不同，Cru的脱附曲线在P/P0约为0.52时呈现陡变，且很快与吸附曲线重合（图4），特征与具有2∶1型层状结构的蒙脱石类似。标明Cru中存在具有孔道结构的矿藏，但这种矿藏的孔体积较小，仅为1.23×10-2mL/g，由孔结构发作的内比表面积也只要30m2/g。这与石膏煅烧进程中失掉结构单元层中的部分水分子而留下的孔结构有关。图4  浸渣与酸浸渣对N2的吸附－脱附曲线 550℃枯燥处理2小时后的Nod，Cru和天然纯洁石膏粉末（粒径约为0.074mm者占85%以上），在30℃恒温密闭容器中对饱满NaCl水蒸气12小时的吸附率试验标明，颗粒细、比表面积大、具有微孔结构的Cru吸附量为12.90%；颗粒较粗、不具微孔结构的Nod，吸附率为10.64%；颗粒最粗的天然石膏吸附率只要3.00%。Nod和Cru粉末（室温，30分钟）对SO2气体的吸附量别离为2.47和2.25 cm3/g。Nod和Cru粉末对饱满NaCl水溶液蒸气及SO2较强的吸附才能与纳米颗粒存在很多原子配位显着缺乏、极易与其他原子和分子结合的表面原子有关。 由比表面积(Sw／m2·g-1)和密度(ρ／g·cm-3)，按公式(d=6×103/ρ·Sw)核算了颗粒的均匀直径(d/nm，假定颗粒呈球形)：Nod和Cru均匀颗粒直径别离为17.9和9.5 nm，与TEM丈量成果大致符合。 （五）稀土－微量元素与化学成分。Nod的稀土元素含量与深海堆积黏土(669.5μg/g)附近，但Cru的稀土元素含量比深海堆积粘土高1倍多(表2)，特别是Cru的轻稀土元素含量(1391.6μg/g)已达到风化壳离子吸附型稀土矿的工业档次(1000μg/g)，用浓度为1mol/L的MgCl3溶液对浸出渣中稀土元素的提取试验（每克浸出渣加15mL MgCl3溶液，室温下拌和20分钟，过滤后测清液中稀土元素含量）发现，Sm，Eu，Tb，Yb等元素可交换率都在80%以上（表3），标明它们首要呈离子态被吸附在纳米颗粒表面。此外，两个样品的∑FeO含量较高（表4）；Cru的P2O5显着富集，有害元素As和U含量较高（表5）。 表2  浸渣和酸浸渣的稀土元素含量(μg/g)a) a)中国科学院高能物理研讨所选用中子活化法测定 表3  浸渣和酸浸渣中可交换态稀土元素含量(μg/g)及可交换率(%)a) a)中国地质大学（北京）电感耦合等离子体质谱仪试验室选用ICP-HEX-MS质谱仪分析 表4  浸渣和酸浸渣的化学成分(%)a) a)中国地质大学（北京）化学分析室选用湿化学分析法测定 表5  浸渣和酸浸渣的微量元素含量(μg/g)a) a)中国科学院高能物理研讨所选用中子活化法测定 （六）纳米矿藏构成机制。浸进程中，多金属结核中的锰矿藏（镁锰矿、水羟锰矿、钠水锰矿等）在CO和Cu+的效果下发作复原反响，Mn4+被复原为Mn2+，并与溶液中的CO32-结合构成MnCO3（菱锰矿）。酸浸工艺中，富钴结壳中的锰（铁）矿藏、碳酸盐等在H2SO4和SO2效果下被分化，发作的Ca2+和Fe3+，K+离子又别离与SO42-结合，构成CaSO4·2H2O（石膏）和K2O·3Fe2O3·4SO4·6H2O（黄钾铁矾）。上述进程中，溶液中的CO32-和SO42-发挥了沉淀剂的效果，对纳米颗粒的构成具有积极意义。 纳米颗粒的构成是与原矿中矿藏的分化同步发作的，且整个进程是在较短时刻（浸工艺90～120分钟；酸浸工艺30分钟）、较低温度（浸工艺50℃；酸浸工艺30℃）、沉淀剂浓度不断改变和拌和的动态条件下进行的，这有利于晶核的很多构成，但无益于晶体的快速长大，是操控纳米级矿藏构成的动力学要素。 反响进程中发作的石膏在110℃烘干时失掉3/2结晶水变为半水石膏，构成平行于(010)面的开口毛细孔，并奉献1.23×10-2mL/g孔体积和30m2/g的内比表面积。 三、定论 大洋多金属结核经浸提取Co，Ni，Cu后的固体残渣（浸渣）以及富钴结壳经酸浸提取Co，Ni，Cu，Zn，Mn后的固体残渣（酸浸渣）都含有很多纳米矿藏，因此具有较大的比表面积和表面活性，对饱满NaCl水蒸气，N2，SO2以及金属阳离子等具有较强的吸附才能，是环境保护范畴具有潜在使用价值的纳米吸附材料，酸浸渣具有较高的∑FeO，P2O5和离子吸附态稀土元素含量，有望成为纳米功用材料的质料。

因为饱满树脂能够选用不同的淋洗剂淋洗，因而得到的淋洗富液的性质也不相同。在断定淋洗富液的处理办法时，能够依据淋洗富液的性质，结合现场的具体条件，断定其处理办法。但运用最遍及的是加碱（如、、石灰或氧化镁等）沉积，铀以重铀酸盐的方式沉积出来（即得到黄饼）。 一、沉积的一般常识 咱们知道，不同的物质在必定的温度条件下，在水中都有必定的溶解度。当溶液的浓度超越饱满浓度时，就有结晶分出（即沉积生成）。关于任何结晶进程来说都包含两个阶段：即晶核的构成和晶粒的长大。而晶核的构成与晶粒的长大均与溶液的过饱满度有关。所谓过饱满度，就是过饱满溶液浓度与该条件下的饱满溶液浓度之比，即： S＝式中，S－溶液的过饱满度；       C－过饱满溶液的浓度；       C＋－该条件下的饱满溶液浓度。 若溶液的过饱满度过大，则晶核构成的速度大于晶粒生长的速度。因而，结晶进程应将溶液操控在较低的过饱满度内进行。而溶液的过饱满度与溶液的浓度和温度有关。若溶液的温度不变，添加溶液中的沉积剂浓度会使溶液的过饱满度升高；当溶液浓度不变时，下降溶液的温度也可使未饱满的溶液到达饱满或过饱满而分出沉积。如图1所示。图中纵坐标表明溶液的浓度，横坐标表明溶液的温度，图内实线为饱满溶液线。当溶液浓度处在不饱满浓度的区域内时，无结晶构成（图中实线以下部分）；溶液的浓度或过饱满度到达结晶能主动分出的区域，该区称为不安稳区（图中虚线以上部分）；当溶液浓度处在这两区之间，该区称为介稳区（图中虚实线之间部分），这时尽管溶液浓度亦已超越饱满浓度，但结晶还不或许主动分出。由图中能够看出，当不饱满溶液的浓度添加或保持浓度不变下降溶液温度时，都能够添加溶液的过饱满度，而使其到达不安稳区，发生结晶。一般以为，介稳区因为过饱满度小，首要决议晶粒的生长；而不稳区，过饱满度大，首要决议晶核的很多构成。因而，为了得到粒度大的结晶可将溶液操控在介稳区并且具有较低的过饱满度，即接近实线为宜。图1  沉积与温度、浓度的联系 二、淋洗富液的碱沉积工艺 （一）沉积铀 沉积铀的反响如下： 2UO22＋＋6NaOH  Na2U2O7↓＋4Na＋＋3H2O 沉积的pH值一般操控在6.5～6.8。所用的一般配成30%浓度的溶液缓慢参加。也能够选用或往淋洗富液中通气沉积铀，还能够用氧化镁沉积铀。 （二）碳酸铵沉积铀 碳酸铵沉积反响如下： UO22＋＋3（NH4）2CO3  （NH4）4［UO2（CO3）3］↓＋2NH4＋ 沉积得到的三碳酸铀酰铵是黄色结晶，室温下三碳酸铀酰铵在空气中缓慢分化，温度升高时分化速度加速，分化反响为 （NH4）4［UO2（CO3）3］ UO3＋4NH3↑＋3CO2↑＋2H2O 加热温度一般操控在95℃左右，分化释放出的气和二氧化碳能够收回循环运用。 三、淋洗富液的过氧化氢沉积 过氧化氢沉积铀的反响如下： UO22＋＋H2O2＋xH2O  UO2·xH2O＋2H＋ 沉积的pH值一般操控在1.5～3.5。在酸性介质中沉积铀，因为其他杂质一般在此pH条件下不发生沉积，因而，用过氧化氢沉积铀得到的产品质量很高。 四、影响沉积的要素 （一）pH值 操控沉积进程的pH值十分重要，假如pH值过低，铀的沉积不完全。可是假如pH值过高，溶液中杂质的沉积添加，有的杂质水解构成胶体，使产品的过滤功能变差，终究产品的质量下降，含水率添加，并且碱的耗量也明显添加。 （二）温度 升高温度，溶液的粘度下降，溶液离子的运动速度加速，有利于沉积的进行。更重要的是，因为沉积进程构成的微细晶粒和粗晶粒的溶解度差异，恰当进步溶液温度，使微细晶粒处于安稳区，即未饱满区，加速微细晶粒的溶解，而关于粗晶粒则仍处于介稳区，即处于过饱满状况，溶解的细晶粒从头结晶到粗晶粒的表面，加速粗品粒的增长速度。因而进步温度对沉积进程有利。 可是，沉积的温度并不是越高越好。例如用沉积或用过氧化氢沉积时，因为温度升高，及过氧化氢极易分化，使沉积剂的用量急骤添加。美国矿业局沙比尔（Shabbir）等人曾报导，用过氧化氢沉积铀，温度在20～100℃范围内，温度每添加10℃，过氧化氢的耗量添加2.2倍。 （三）拌和 拌和的效果在于使沉积进程的温度、沉积剂浓度散布均匀。并且拌和有利于细晶核的溶解及粗晶粒的增大。因而，恰当地拌和能够加速沉积进程的进行。但有必要留意，拌和强度不能太大，不然，拌和会将现已构成的晶粒打碎，阻止沉积的进行。 （四）沉积剂的剩下浓度 一般沉积进程并不是严厉按化学式计量进行的。由浓度积原理可知，沉积剂剩下浓度的进步，有利于下降母液中的铀浓度，进步铀的收回率。因而，一般沉积进程沉积剂都是不同程度地过量参加。 （五）分步沉积 假如淋洗富液含铁过高，要得到较纯的黄饼产品，考虑分步沉积是必要的。首要缓慢参加石灰乳，调整溶液的pH到3.5左右，溶液中构成石膏沉积，能够下降溶液中的硫酸根和铁含量。将沉积别离后再加碱调整溶液的pH到6.5左右沉积铀。这样能够得到较纯的产品。并且通过第一步石膏沉积除掉硫酸根和铁，有利于沉积母液回来制造淋洗液。（六）淋萃流程    假如用硫酸作淋洗剂，得到的淋洗富液因为酸度高而不宜用碱沉积。一般是将硫酸淋洗的富液送到萃取工段去进一步纯化和富集铀，这就是所谓淋萃流程（在北美称之为Eluex，而在南非简称为Bufflex）。含硫酸的萃余液能够回来作淋洗液，以下降淋洗的本钱。而富集了铀的反萃液能够用前面叙说的几种办法处理。

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

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

该法是利用SnS在高温下具有较高蒸气压的物理性质，向熔融富锡渣中鼓入空气、粉煤和黄铁矿，使渣中锡还原硫化挥发在烟气中再氧化，以烟尘形式予以富集回收。    炼锡炉渣中含锡主要以SnO形态存在，当向熔融炉渣鼓入硫化剂黄铁矿时，即产生如下反应：    生成的硫化亚锡在熔炼温度1200-1300℃下，蒸气压达9.96％-27.7kPa，从而呈气态自渣中挥发出去。在炉子顶部SnS又被鼓入的空气氧化成SnO进入烟尘，在收尘器中被捕集下来。    (1)炉型结构有立式炉和卧式炉两类。立式炉为一矩形断面的竖式炉。断面尺寸一般为1.2m×2.2m，高5m，四壁用水套组装而成，炉底也为冷却水套。炉壁下部两侧有鼓入空气、还原剂和硫化物的风口，炉底一边开有放渣口，炉子中部有固体和液态物料加入口各一个。平炉顶向一边通向排烟道。    (2)原料与产物烟化炉除处理反射炉富锡渣外，还用来处理锡中矿和含锡中间产品。富锡渣的主要成分为（％）：10.3-11.1，Pb 0.26，Zn 0.6-1.3，As 0.1-0.17，S O.85,FeO 45-46，SiO221。常用硫化剂为硫精砂，燃料（还原剂）为粉煤。烟化炉主要产物有尘、废渣和粗锡。技术条件及主要指标如下：作业温度1150-1280℃，床能率17-30 t/(m2.d），炉内压力30-100Pa，锡挥发率95%-99%，硫化剂用量0.1-0.2t/t渣，燃料率25%-40%，空气过剩系数0.8，作业周期1.5-2.5h，炉渣含锡0.075%，烟尘率11.7％-15.5％，烟尘含锡35％-45％。

选用高压氧替代压缩空气进行拌和浸出，或向机械拌和浸出槽中供入高压氧的富氧浸出工艺，早巳在国外受到重视，它能进步金的浸出速度，缩短浸出时刻，改善浸出目标。 在我国，富氧浸出工艺和应用研究也取得了重大进展，并已应用于出产实践中。如河北东坪金矿是一个全泥化厂，1994年将压缩空气拌和改为富氧浸出。在原有浸出设备不变的条件下，只添加一台PASO制氧机组替代原用的S2－3型空压机。改善后的实践标明：浸出时刻由本来的36～42h缩短至20h左右，金的浸出率创立矿以来的最好水平，NaCN消耗量由2.5kg∕t降至2.23kg∕t。因为浸出时刻的缩短，原浸出设备的出产能力由300t∕d进步到643t∕d。为此，又对破碎、筛分、磨矿、浓缩及置换体系进行了扩展改造，以习惯浸出作业的需求。 经判定核算，选用富氧浸出建造一个相同规划的新厂，可节省出资210万元。投产后年节省电费及维修费160万元，浸出功率的进步可年增效益54万元，算计增效节支214万元。它对老厂的改造和新厂的建造都具有指导意义。

鹰桥（Falconbridge）镍公司挪威精粹厂原处理含贵金属总量0.002%的转炉高冰镍，是先将高冰镍磨细，再用浓挑选性浸出镍，使硫化铜和贵金属留于浸出渣中。浸出渣经溶剂萃取除上杂质后产出结晶氯化镍，再于欢腾反响器内转化为粒状氧化镍，继而在回转窑顶用复原，产出含98%镍的产品镍。浸出渣经焙烧除硫后，用废的铜电解液浸出铜。再从除铜浸出渣中收回贵金属。 当该工厂用此法处理来自南非的富含铂族金属（1～2kg∕t）的镍冰铜时，发现在焙烧、浸出工序中贵金属丢失较大，严重影响经济效益。故将浓浸出镍后的浸出渣改用水溶化法浸出除锅，产出不到镍冰铜分量1%的贵金属精矿。 一、富铂镍冰铜和高冰镍的化法浸出 在富铂镍冰铜经浓浸出除镍后的浸出渣中，铜首要以硫化铜的方式存在。化法浸出硫化铜，是向含铜。镍的溶液和硫化铜浸渣的混合矿浆中通入。浸出进程中，为避免生成氯化亚铜沉积，浸出液中有必要含有如氯化镍或游离等氯化物。此刻，铜的氯化反响为： 2Cu＋＋Cl2 2Cu2＋＋2Cl－    （1） Cu2S＋Cu2＋ CuS＋2Cu＋    （2） CuS＋Cu2＋ 2Cu2＋＋S      （3） S＋2e S2－                （4） Cu2＋＋S2－ CuS           （5） 铜的彻底浸出取决于反响式（3）。反响式（4）和（5）只表明铜是呈硫化物沉积仍是经过调整浸出进程的氧化复原电位（用铂与饱满甘电极刺进溶液中测定）使铜进入溶液？即在高的氧化复原电位下，反响按（3）式进行；而在低的氧化复原电位和特定的温度、酸度、铜浓度条件下，会加快反响式（4）和（5）的进行，而生成很多的硫离子和硫化物。当其间的硫化铜浓度超越它的溶度积时，则会生成硫化铜沉积，这时的铜就不能彻底被浸出。 为使铜尽或许彻底浸出一切必要的最低氧化复原电位，首要取决于溶液中的铜浓度、酸度和温度。但在实践中，浸出作业的电位规模（图1）在0.35～0.45V之间。在此电位规模内铜的氧化浸出率最高，且贵金属基本不溶解。这或许因贵金属在此电位区间不发生溶解，或或许与铜的反响相同，溶解后再接式（6）、（7）反响再次生成沉积： S＋2e S2－       （6） P3＋＋S2－ PS     （7）图1  不同电位的溶解率 浸出进程中，一切游离硒，都会与贵金属离子反响〔或许像式（6）和（7）那样〕生成不溶性的硒化物沉积。 为了进步铜的浸出率和尽或许不让贵金属进入溶液，能够预先从图1的曲线中选用适宜的氧化复原电位。但应该指出，图中铜和贵金属的溶解曲线会受溶液中的铜浓度、酸度和温度改变的影响。当在高酸、低铜浓度的溶液及高温的操作条件下，曲线会略微移向左边；而在低酸度和高铜浓度以及低温的操作条件下，曲线会略微移向右侧。 水溶化法浸出富铂镍冰铜的工艺，也适用于处理该厂本来的含有贵金属、硫和硒的转炉高冰镍。当在所挑选的氧化复原电位下浸出由上述组成的高冰镍浸出渣时，浸出渣经浸出除硫后，精矿中贵金属的含量比高冰镍进步100倍。故此法能够统筹处理富铂镍冰铜和高冰镍以收回贵金属精矿。这样就能够削减工厂向鹰桥总厂运送中间产品高冰镍，并充分利用挪威厂的镍精粹才能。 二、富铂镍冰铜化浸出的工艺流程 挪威镍精粹厂，经改善后用于处理南非富铂镍冰铜（和转炉高冰镍）的工艺流程和产品状况如下。 （一）浓浸出镍。镍冰铜经磨细后，于橡胶面料的拌和浸出槽中浸出。镍以氯化镍方式进入溶液，硫化铜和贵金属留在浸出渣中。氯化镍液经萃取净化除掉杂质后，制成结晶氯化镍，并于欢腾反响器中转化为粒状氧化镍，再于回转窑顶用复原产出纯度98%的产品金属镍。 （二）除镍浸出渣的脱铜。浸出镍后的渣首要含硫化铜。将其于氯化镍或液中通氯化，硫和贵金属留于浸出渣中。浸出除铜亦用橡胶面料的拌和浸出槽。浸出槽装有两套各自独立的铂－饱满甘电极，所测定的数据送电子计算机处理。一套电极用于丈量浸出进程的氧化复原电位，以操控的供入最；另一套用于宣布预调的氧化复原电位规模过高或过低时的报警信号，并随时能够读出高于或低于预调电位的数值，以确保在所选定的氧化复原电位规模内操作。选用这样的设备，首要是为了确保供入的不会过量，避免因氧化复原电位的升高而导致贵金属的溶解，或因电位过低而使铜的溶解不彻底。除铜停止后，经丙二醇酯板框压滤机压滤，产出含硫的贵金属精矿。向过滤出的液中通入使铜生成硫化铜沉积，送铜体系处理。 （三）除铜精矿的脱硫。压滤的滤饼，经由装有称量传感器的供料槽，接连供入由夹套直接加热的玻璃面料拌和槽中，参加热溶免除硫，溶解硫后的矿浆，由不锈钢离心泵接连泵至蒸汽外套加热的密封压滤机压滤出贵金属精矿。滤液分出硫结晶后，经离心机脱水收回硫。液经再生回来下次脱硫用。 （四）贵金属精矿的富集。脱硫后的精矿于小型焙烧炉内进行硫酸盐化焙烧。焙烧是将精矿置于炉内的钢盘中，调理空气入炉速度以操控焙烧速度。为了避免空气入炉速度过快而引起焙烧尘粒的丢失，焙烧速度不宜过快。炉温操控在约500℃。焙砂经稀硫酸浸出除掉重金属硫酸盐，过滤、洗刷、烘干，于“V”型旋转混料器（容量1000kg）中混匀排出，称重和主动取样送化验。实践中所产出的终究贵金属精矿档次，在很大程度上取决于镍冰铜质料的贵金属含量和不溶组分。在不溶组分中，以硅的含量影响最大。在通常状况下，处理含0.07%～0.08%铅的镍冰铜质料时，产出的贵金属精矿含15%～30%铂和相当量的其他贵金属。 因为出产进程系接连作业，所以要精确测定一批质料和精矿的分量与档次是很困难的。表1和表2所列为实验室分批处理富铂镍冰铜所得的分析数据，这些数据不包括出产进程中运送和烟尘等的丢失。从表中能够看出，在此处理进程中，各种贵金属在精矿中均富集到330倍以上，收回率均大于92%。终究精矿的产出率小于1%。 表1  镍冰铜和精矿的档次及贵金属富集率分类组分及富集倍数AuPtPdRhRuIr镍冰铜∕%0.00690.07320.03290.00330.00740.0013精矿∕%2.4326.5511.771.202.640.43富集率∕倍352362357363357330 表2  质料和产品的金属平衡分类质量∕g组分及富集倍数AuPtPdRhRuIr镍冰铜∕%900062165882961297666117精矿∕%25.0160866402944300660108收回率∕%0.2897.90＞10099.42＞10099.9992.30

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

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

东营方圆有色金属有限公司建于1998年，以废杂铜为质料出产电解铜，出产规模20万t/a,新筹建的10万t粗铜冶炼厂于2008年投入出产。选用的工艺是高富氧底吹熔池造锍熔炼、PS转炉吹炼、阳极炉精粹流程。熔炼炉和吹炼炉的烟气别离收回余热，电收尘后送到硫酸厂，收回其间的SO2出产硫酸。收回余热发作的蒸汽进行发电。底吹炉用的氧气由自建的10000m3／h深冷法制氧站供应。其间富氧底吹造锍熔炼是我国自行研发的新炼铜工艺，具有我国自主知识产权。其他吹炼、精粹、烟气制酸、制氧都是惯例工艺。本文首要介绍高富氧底吹熔池熔炼造锍新工艺的原理与1年来的出产实践。     一、高富氧底吹熔池炼铜新工艺简介     （一）主体设备底吹炉     主体中心设备是1台φ4.4m×16.5m的卧式可反转的反响炉（见图1)，内衬铬镁砖，外形相似诺兰达炉和智利的特尼恩特熔炼炉。区别是诺兰达炉和智利特尼恩特炉通过风口送氧，而底吹炉是通过氧送氧。底吹炉共有9支氧，分两排安置：下排呈7（°）角，5支氧，上排呈22（°）角，4支氧。上下排的氧夹角为15（°），错开摆放；选用深冷法、才能为10000 m3/h的制氧站与其相配套；烟气处理选用才能为每小时12万立米硫酸出产系列配套；3台(φ3.8m×8.1m的转炉体系；还有相应的余热锅炉、电收尘和渣缓冷、渣选矿体系。图1  底吹炉示意图     （二）出产工艺流程     混合矿料不需求枯燥、磨细，配料后由皮带传输，接连从炉顶加料口参加炉内的高温熔体中。氧气和空气通过底部氧接连送入炉内的铜锍层。烟气进入余热锅炉，经电收尘后进入酸厂处理。炉渣从端部守时放出，由渣包吊运至缓冷场，缓冷后进行渣选矿。铜锍从旁边面放锍口守时放出，由铜锍包吊运至P－S转炉吹炼。     二、高富氧底吹熔池炼铜新工艺出产指标     氧气底吹炉的首要出产指标见表1。 表1  首要出产指标    三、高富氧底吹熔池炼铜工艺特色和优势     （一）质料适应性强     公司现已处理过的矿种有：高硫铜精矿、低硫铜精矿、氧化矿、金精矿、银精矿、高砷矿、高硅矿、块矿等。实践证明，其他炼铜工艺欠好处理的杂乱矿料，底吹炉都能处理，不只铜的收回率到达97.98％，金、银等贵金属的收回率也都超越97％。     （二）高氧浓度出产，熔炼强度高     各种办法的熔炼强度及富氧浓度见表2。 表2  各种熔炼办法的床才能和富氧浓度项目ISA瓦纽科夫三菱法奥斯麦特方圆底吹炉富氧浓度/%5255～8042～4840～4575面积床才能/（t·m－2·d－1）6540～7019～2149.541.7溶积床才能/（t·m－2·d－1）13.48.3～11.7－5.5～6.014.8     （三）高氧浓、高负压、无粉尘、无烟害     因为送入炉内的富氧浓度高达75％，烟气体积小，二氧化硫浓度高，操控炉子的负压较高（－50～－200Pa)，确保了炉子内的烟气与尘土不外溢。     （四）高氧压、高氧浓、高氧寿数、高作业率     咱们曾做过一系列关于氧压的实验。当炉前氧压为2.5kg/m2时，仍不会发作灌，但冶金反响进程不抱负。当氧压到达4.5 kg/m2左右时，在氧出口处会构成Fe3O4“蘑菇头”，能够很好的起到维护氧的效果。     因为氧的寿数长，一般无需进行替换，在其它辅佐设备不出现问题影响正常出产的情况下，底子不需求停炉，因此选用方圆氧气底吹熔炼多金属捕集技能，可确保首要配备—底吹炉体系有较高的作业率，一般情况下能到达95％以上。     （五）自热熔炼程度高     “氧气底吹熔炼”工艺，因其共同的炉体规划结构，使得它成为完成了彻底自热熔炼的一项冶炼工艺。实践上，当投料量到达30 t/h时，炉内就现已到达了能够保持自热熔炼的热平衡。     （六）能源耗费低     因为氧浓高，烟气量小，热丢失少，炉猜中不需求别的配煤。现在，各种首要炼铜工艺在熔炼进程配入燃料的焚烧热在热平衡中占的份额与离炉烟气带走热量所占的份额见表3。 表3  燃料焚烧热与烟气带走热在热平衡中的份额炉型热平衡中燃料热的份额配煤率烟气带走的热所占份额文献三菱熔炼炉23.2932.24［1］35.1230.736.07［2］ISA炉38.524.1748.7034.933.1249.2338.393.6350.38大冶诺兰达38.5346.38［3］水口山底吹炉22.063.326.49［2］36.5948.84［2］白银炉41.8947.66金昌澳斯麦特47.187.0737.98［3］方圆底 吹炉规划17.692.6424.79出产实践20.84瓦纽科夫炉31.5731.71［1］     由表3可见，跟着燃料率的添加，燃料焚烧热在热平衡中占的份额也在升高，有的乃至高达40％，相应的，烟气带走的热也随之升高。“氧气底吹熔炼”工艺底子不配入其它燃料，因此烟气带走的热量，即热丢失，在各种熔炼工艺中也最少。     （七）无碳造锍熔炼     在现有的熔炼工艺中，无论是闪速熔炼仍是其它熔池熔炼工艺，都需求配入必定的碳质燃料，配煤率约为;3%～6％，燃料焚烧热在热收入中约占23％～40％。“氧气底吹熔炼”工艺在造锍熔炼进程中，却能够做到不配煤。以处理每吨矿料计，可减排CO2110～220 kg,或以出产每吨粗铜计，约减排CO2 800kg。若年产20万t粗铜，则可年减排CO2约16万t。     （八）耗氧量低     造锍熔炼的化学反响耗氧量各种工艺办法是相同的。不配煤削减了燃料焚烧耗费的氧气，这个氧量也是可观的。     （九）出产操作易于把握     “氧气底吹熔炼”工艺操作简单易行，要害工艺在于操控氧料比、熔体温度、冰铜档次、炉渣铁硅比等参数，整套体系选用了DCS操控，自动化程度较高，易于把握。     （十）简单调控铜锍档次、不易发作“泡沫渣”     （十一）出产才能调理规模大     当炉子规格必守时，“氧气底吹熔炼”主配备逐个底吹炉实践处理料量的才能可在规划值根底上有上下50％的动摇规模。     四、分析与评论     未经预枯燥、细磨和制粒的炉料直接参加炉内剧烈运动着的气一液一固三相高温“乳化液”中，炉料很快被吞没熔化，并敏捷氧化复原，造渣与造锍反响，冰铜与渣的微粒彼此磕碰别离构成渣相与冰铜相。     作者曾核算过它的卷流速度、循环速度、雷诺准数、努歇尔准数和批改的弗劳德准数，数据标明均有很好的反响条件。     底吹是彻底的吹冰铜层，而冰铜的流动性比渣的流动性要好50～125倍，当其它条件相一起，底吹时熔体中雷诺准数要高许多，相应的许多参数都优于其它吹熔体的的办法。     底吹时，气体在熔体中是顺势而上，在上升进程中，气体很简单被流动性很好的冰铜分割成许多小气泡，相同气体数量时它有较大的气一液相界面面积，有较好的反响动力学条件，所以反响敏捷，熔体被过热，并加快了渣和冰铜的别离。在气泡上浮进程中，又具有“气泵”的效果，跟着气泡上浮能量逐步消失，所以无显着噪音。     氧送入熔体的气流直径是经风口送的气流直径的1/10，因此气泡体积小，逗留时间长，构成“乳化液”体积大。底吹时停留气泡体积为熔体的三分之一，而诺兰达侧吹仅为19％。     吹冰铜因总有FeS存在，生成Fe3O4的时机少。且富氧气体首要通过冰铜层的反响，进入渣层时它的氧势已明显下降，气相的SO2浓度明显升高，因此不具备很多生成Fe3O4的条件。     （一）氧结构的优化     最佳结构的氧送人炉中的气体应具有较高的速度，许多较细的气流分裂成许多小气泡，使熔体拌和均匀，无“死区”且不剧烈冲刷耐火材料面料。现用的氧搅动过于剧烈，有待进一步改善。     （二）合理的氧布局及合理的距     现7（°）和22（°）两排安置有动摇叠加的问题，单排置布为好。依据冷态实验给出的回归方程，有用拌和直径Deff/W随批改的弗劳德准数Fr'、液位深度H及氧直径的添加而增大，随炉子内径Db、氧距离W的添加而减小。为了消除熔池底部的死区和氧气的吸收，实验者主张规划取Deff/W＝1.2～1.5m为合理距离。     作者以为，从二维平面上看这个距离过大，有相当大的部分未被搅动。应在此距离的根底上乘以0.62为宜。     （三）渣的沉降别离     底吹炉、诺兰达炉和智利的特尼恩特熔炼炉相同都是炉内别离，反响区要求熔体处于较强的搅动状况以利于化学反响的进行，沉降区则期望熔体安静，以利于渣相与冰铜相的别离。在一个炉内动与静的对立难以处理，合理的炉体结构，按炉内尺度核算相似炉子的长径比列于表4。 表4  各种卧式炉尺度公司炉型内部尺度/m长径比我国方圆有色底吹炉3.5×154.29我国大冶有色诺兰达炉3.94×17.064.33加拿大霍恩诺兰达炉4.35×20.584.73智利科泰科特尼恩特炉4.24×21.245.0     由表4可见，跟着炉子直径加大，炉子长径比也有进步的趋势，可是必定规模内加大长径比，关于下降渣含铜并没有用果，智利科泰科公司特尼恩特炉的渣含铜为4%～8％。为了进步直收率，下降能源耗费，削减半成品周转，最好建电热贫化炉，将含铜4％左右的炉渣，放入贫化炉，进行沉降和复原，将渣含铜降至0.8％以下，再送去选矿弃渣含铜降至0.35％以下，以削减铜的肯定丢失，这样直接进步了铜的直接收回率，也进步了铜的总收回率。     （四）合理渣型的挑选     当精矿含铜20.3％时，Fe/SiO2别离为1.1、1.2、1.3、1.4、1.5、1.6、1.7、1.8、1.9时，吨铜产渣量别离为(t)：4.10、3.64、3.33、3.06、2.84、2.65、2.48、2.40、2.32。     不同的工艺和技能条件有相适应的Fe/SiO2渣型，各出产厂商，因为工艺办法和质料的不同，选用不同的Fe/SiO2渣型，好像瓦纽科夫炉，诺里斯尔克厂的Fe/SiO2＝1.47～1.5，巴尔哈什为1.27～1.30，中乌拉尔则为1.30～1.40。     Fe/SiO2的挑选要归纳考虑产渣量、熔剂耗费，渣含铜，应以铜的肯定丢失和铜的周转循环量最少为好。     （五）渣贫化道路的挑选     现在诺兰达工艺造高铁渣→渣选矿，弃渣含铜低，直收率低；智利特尼恩特炉是造高铁渣沉降别离，弃渣含铜高，直收率高；挑选最佳Fe/SiO2的炉渣沉降复原别离，弃渣含铜低，直收率高；     另一种计划是在特尼恩特那样沉降别离后再加FeS造低档次（如30%Cu)冰铜进行二次贫化，弃渣含铜低，直收率高，总收回率也高。     渣选矿、渣缓冷占地面积大和直收率低的问题，要求咱们赶快研讨处理渣贫化的合理计划。     五、定论     富氧底吹熔池炼铜新工艺，具有出资省、运转成本低、能耗低、操作与作业条件好、工人操作简单把握等长处，是一个比较老练和完善的先进工艺。

四方金矿选矿厂规划规划100t/d，选用全泥化－炭浆提金工艺，经过二期扩建及技能改造，规划已到达800t/d，各项出产目标均优于原规划要求。但为了下降出产本钱，进步经济效益，2003～2004年选用先进的富氧浸出工艺替代惯例浸出。经过实验及出产使用均证明该工艺能显着进步浸吸速度，下降耗量，获得显着的经济效益及社会效益。     一、矿石性质     矿石类型为石英脉型及蚀变千枚岩金矿石，首要金属矿藏为褐铁矿、黄铁矿、磁黄铁矿、少数黄铜矿。脉石矿藏首要是石英、绢云母、铁白云石，次为绿泥石、方解石、菱铁矿等。金矿藏首要是天然金，少数以银金矿的方式存在。     金矿藏以中细粒金为主，其间+74 的粗粒金约占28.38%，－100+74 中细粒金约占63.24%，－100 的微粒金仅占8.38%，天然金常呈不规则粒状、浑圆状、片状、枝叉状等。     二、出产工艺流程     破碎选用两段一闭路，粗碎选用JC40×60，细碎为PYD1200mm圆锥破碎机，振荡筛网16mm×16mm，破碎产品粒度－14mm。     球磨分为两系列，每系列均为两段两闭路(其间一段磨矿为ZQM2100mm×2700mm，分级机为FLG1500mm，二段磨矿为ZQM1500mm×3500mm，旋流器为 300mm )，总处理才能为800t/d，磨矿细度－74 占88%。     浸吸选用惯例化浸出，分为两系列(每系列均为一个预浸槽和七个炭浸槽，炭浸槽规格为 5000mm×5500mm)，1号浸槽[CN」为3.5/万，矿浆浓度为40%～42%,pH为9～11。     三、富氧浸出机理     在溶液中有氧存在时金按下式被溶解 4Au+8CN-+2H2O+O2=4Au(CN)2-+4OH-     依分散理论，可推导出，[CN-]/[O2]=6时，金溶解速度到达极限，也就是说当浸出溶液中游离根和溶解在水中分子氧即溶解氧浓度到达6时，金的浸出速度最佳。     选用惯例浸出，1号浸槽[NaCN]为3.5/万，即[CN]为7.15×10-3mol/L，而[O2]最高只到达8～1Omg/L，即0.25×10－3mol/L，此刻[CN]/[O2]=28～23，金溶解速度即浸出速度遭到[O2]的约束而违背最佳状况，欲进步金的溶解速度，应添加[O2]，使之到达38mg/L。在常温常压下水中[O2]的饱满值为8.2mg/L(即0.25×10－3mol/L)无法完成。但在常温常压下向矿浆中充入氧气，可使[O2]显着进步，一般可到达0.85×10-3mol/L以上，而使[CN]/[O2]趋于6，到达进步溶解速度的意图。     四、小型实验     在两份工艺条件完全相同的矿浆中，别离充入相同压力的氧气和压缩空气，实验4h。取开始样和完毕样，一切样品均取平行样，以下数据为平均值，所加炭为洗后新炭。实验容器为两个2000m1的量筒。     三次小型实验的工艺条件和分析成果见表1、表2。 表1  小型实验的工艺条件实验序号时刻/h体积/ml压力/MPa浓度/%细度/%[CN]/万[CaO]/万加炭量/g1 2 34 4 42000 2000 20000.06 0.06 0.0640 42 4288.6 57.4 90.43.1 3.1 3.06.0 5.4 3.540 40 40 表2  小型实验分析成果项目渣样水样炭样浸出率差开始完毕浸出率开始完毕开始完毕1富氧 惯例1.025 1.1000.1 0.3190.24 71.820.02 0.0230.02 0.0230 040.6 22.6218.422富氧 惯例2.940 3.3850.15 1.29594.90 61.740.100 0.1300.035 0.0350 051.04 27.8433.163富氧 惯例1.335 1.4150.33 0.7075.28 50.530.02 0.020.02 0.020 030.16 20.1324.75         三次小型实验验证，富氧比惯例浸出率进步了25.44%，从炭样的档次也能很好地验证富氧浸出状况优于惯例浸出。     五、半工业实验     该实验是在一系列2号浸吸槽中进行的，实验时把该槽从体系中断开，实验时刻8h。取开始、4h、完毕三次样。     富氧比惯例前4h浸出率高出44.39%，8h高出17.18%。     从以上数据能够看出，富氧浸出工艺对我矿矿石性质是习惯的。平等条件下和惯例浸出比较，能显着进步浸出率。为了获取更为翔实的数据，需要做进一步的工业实验。     六、工业实验     在工艺条件根本相同的两个系列中，别离充入氧气(用两组氧气瓶替换供气)和空气，经过对样品分析成果的纵向和横向比照分析，断定富氧浸出工艺作业条件。工业实验工艺条件、实验开始时槽内炭密度及档次状况和实验成果见表4、表5、表6。 表3  实验条件和分析成果项目时刻 /h浓度/%细度/%[CN]/万[CaO]/万炭密度/ (g·L-1)开始 渣样4h渣样浸出率/%8h渣样浸出率/%惯例 富氧8 840 39.590.8 89.52.2 2.13.4 3.521.16 23.691.01 0.740.735 0.2127.23 71.630.31 0.169.31 86.49 表4  工业实验工艺条件项目处理量/(t·h-1)矿浆浓度/%磨矿细度/%供气压力/MPa[CN]/万[CaO]/万作业时刻/h实验系列 惯例系列16.35 15.9440.73 40.6490.87 90.640.121 0.1212.85 2.843.64 3.7032 32 表5  实验开始时槽内炭密度及档次状况槽号2345678实验系列炭密度/(g·L-1) 档次/(g·t-1)22.11 1653.9020.53 1637.2522.74 1082.2524.32 715.9517.79 416.2523.69 222.0023.69 144.30惯例系列炭密度/(g·L-1) 档次/(g·t-1)23.69 1670.5522.11 1326.4522.11 904.6523.26 555.0025.26 277.5024.00 155.4022.11 172.05         从以上实验成果能够看出，在现有条件下，选用富氧工艺，4个槽子浸出能够合格，6个槽子吸附能够合格。和惯例工艺比较，浸出时刻缩短一半，吸附时刻能够缩短25%。     七、出产状况     依据工业实验成果，咱们对浸出体系进行改造，具体措施是装置PAS－80m3/h的制氧机组给两个浸吸系列供氧，自投入出产以来，制氧机组工作正常，各项目标均到达规划要求。制氧机组运转根本目标见表7。     施行富氧浸出工艺后，矿浆中溶解氧显着进步，实测成果见表8。     为了与曾经的出产状况比照，在选用富氧工艺前后别离进行流程调查，成果见表9。 表6  实验成果样品称号浸原1号 排矿2号 排矿3号 排矿4号 排矿5号 排矿6号 排矿7号 排矿固样档次/ (g·t-1)实验系列 惯例系列1.418 2.1551.111 1.9480.731 1.7400.219 1.4300.072 1.1250 0.7190 0.4330 0.210作业浸出率/%实验系列 惯例系列0 021.65 9.6134.20 10.6870.04 17.2867.12 21.23100 36.09100 39.78100 51.50累计浸出率/%实验系列 惯例系列0 021.65 9.6148.45 19.2684.56 33.6494.92 47.80100 66.64100 79.91100 90.23累计浸出时刻/h0481216202428样品称号浸原1号排矿2号排矿3号排矿4号排矿5号排矿6号排矿7号排矿水样档次/ (g·t-1)实验系列 惯例系列0.028 0.1130.335 0.4930.320 0.4180.275 0.3150.155 0.220.061 0.1350.0336 0.1080.0113 0.040作业吸附率/%实验系列 惯例系列0 00 045.61 33.8358.42 49.7941.55 57.5569.95 72.4944.92 66.8466.37 84.42累计吸附率/%实验系列 惯例系列0 00 045.61 33.8366.76 47.1883.25 72.4993.73 87.3996.55 91.4498.84 97.16累计吸附时刻/h004812162024表7  制氧机组运转根本目标制氧量/(m3·h-1)纯度/%充氧压力/MPa氧气罐压力/MPa左右制氧罐压力/MPa空气罐压力/MPa空压机/Mpa83.8920.140.260.28/0.280.330.16/0.38 表8  溶解氧实测成果充气条件系列12345678充氧气/ (mg·L-1)1 228.3 28.735.4 36.737.6 40.143.5 42.344.2 44.941.8 43.542.3 43.440.04 44充空气/ (mg·L-1)1 25.5 3.47.5 4.88.1 4.57.9 5.27.7 7.27.8 7.57.8 7.97.2 7.4 表9  流程调查分析成果比照项目浸原1号 排矿2号 排矿3号 排矿4号 排矿5号 排矿6号 排矿7号 排矿8号 排矿渣样/ (g·t-1)选用 未选用1.349 1.3400.999 1.1600.573 0.8500.286 0.6600.141 0.5000.100 0.3400.100 0.2200.100 0.1400.100 0.120作业浸出率/%选用 未选用25.95 13.4342.64 26.7250.09 22.3550.7 24.2429.08 320 35.290 36.360 14.29累计浸出率选用 未选用25.95 13.4357.52 36.5778.8 50.7589.55 62.6992.59 74.6392.59 83.5892.59 89.5592.59 91.04累计浸出时刻/h选用 未选用4.491 4.9668.982 9.93213.473 14.89817.964 19.86422.455 24.83026.946 29.79631.437 34.76235.928 39.728项目浸原1号 排矿2号 排矿3号 排矿4号 排矿5号 排矿6号 排矿7号 排矿8号 排矿水样/ (g·m-3)选用 未选用0.345 0.290.344 0.220.258 0.150.149 0.0890.0571 0.0660.0224 0.0420.020 0.0240.020 0.022作业吸附率/%选用 未选用33.50 32.6551.8 56.7357.99 65.3367.61 66.2760.77 71.2310.71 74.830 41.07累计吸附率/%选用 未选用33.50 32.6541.10 66.9181.50 84.1193.14 90.1097.31 94.3897.60 9797.60 97.30累计吸附时刻/h选用 未选用4.491 4.9668.982 9.93213.473 14.89817.964 19.86422.455 24.83026.946 39.79631.437 34.762补白未选用时处理量为674.42t/d，NaCN耗量444.83g/t； 选用时处理量745.62t/d，NaCN耗量402.35g/t。         八、NaCN的耗量实验     在确保出产目标的条件，应尽量削减NaCN的消耗量，经过实验断定在富氧条件下NaCN最经济合理的单位耗量，为此进行了NaCN的耗量实验(在保持正常出产条件下，仅对NaCN的耗量进行调整)，实验成果见表10。     从表10能够看出，选用富氧浸出可下降NaCN耗量，单耗下降0.22kg/t，年节约NaCN 52.8t，节约本钱73.92万元。 表10  实验成果NaCN的耗量/(kg·t-1)[CN]/万浸原档次/%尾渣档次/%尾液档次/%浸出率/%吸附率/%回收率/%浸吸时刻/h0.42 0.30 0.203.5 2.0 1.21.42 1.63 1.380.10 0.10 0.100.02 0.02 0.0292.96 93.87 92.7597.72 98.03 97.7690.84 92.02 90.5824 28 32         九、结语     富氧浸出在四方金矿使用是成功的。选用该技能可进步浸吸速度，下降出产本钱，年发明效益73.92万元，在黄金矿山具有推广使用价值。

遂昌金矿是一家挖掘了20多年的矿山，是国内罕见的高含银石英脉金矿床。现选用阶段磨矿阶段浮选一金精矿化一锌粉置换一污水酸化收回的工艺进行出产。矿石属易选易冶金矿石。因为多年来在选冶技能的不断进步，金、银收回率一向坚持较高的水平。可是，近年来跟着挖掘深度和挖掘矿体的改动，矿石性质发作显着改动，导致金、银的浮选收回率下降。矿石性质改动的直观表现为：①由外观上，矿石中的中深色矿藏含量大幅上升；②矿石中的磁性矿藏含量添加，破碎的除铁器都会将矿块吸出；③矿石比曾经难磨；④矿浆中的含泥量上升，粘性增大。 为此，经过请多家研讨单位进行实验和研讨，对矿石性质和浮选收回率下降原因有了必定的知道。 矿石性质改动首要表现为金的嵌布粒度变细、赋存情况及矿藏组成发作改动，矿石中辉石石墨、磁铁矿、磁黄铁矿、绿泥石和绿帘石等中深色矿藏含量添加。金矿藏中大于0.14颗粒由70%削减到23%。金的载体矿藏发作改动，由黄铁矿向脉石中搬运，其间约有5%金呈超微细粒涣散在脉石中。 因为矿石中金的嵌布粒度变细，在必定程度上，细磨能够进步浮选收回率，可是，金精矿的质量会下降。经过显微镜下调查在现场出产流程中的产品也发现：在一段浮选的金精矿中，因为部分黄铁矿嵌布粒度较细，与石英没有单体解离，很多的黄铁矿与石英的连生体，乃至是部分黄铁矿的贫连生体混人，而二段浮选的金精矿中又有很多的絮团状矿泥与黄铁矿。这是因为有用矿藏的90%在一段浮选得到收回，二段磨矿后浮选的情况恶化，剩下的10%的有用矿藏太少，很难以大富集比得到收回，而矿泥吸附浮选药剂后与黄铁矿一同混人二段金精矿中，导致终究金精矿的杂质含量上升。 对此，有一种观念以为，磨矿细度和磨浮工艺设置方法是影响浮选收回率及金精矿档次的重要要素，在现有设备条件下，将本来的阶段磨矿阶段浮选工艺，改为二段磨矿一次浮选工艺，磨矿细度坚持在－0.074mm占85%以上，能够进步浮选收回率，一起还能够下降金精矿产率，削减化处理量，下降化本钱，进步厂商全体经济效益 那么，在实践上。改动现有的磨浮工艺设置方法是否能够进步金精矿档次及确保浮选收回率，并下降化本钱，进步厂商经济效益呢?为了验证比照这两种工艺设置方法的技能经济目标，遂昌金矿运用选厂现有的两个磨浮出产体系，别离选用阶段磨矿阶段浮选和二段磨矿一次浮选流程，进行了工业实验。 一、原矿性质 遂昌金矿为中温热液、浅成、贫硫化物型、含金银告知石英脉型矿床，有用组分是金银。该矿石的矿藏成分较简略，除微量金银矿藏外，首要金属矿藏是黄铁矿，其次还有磁黄铁矿、黄铜矿、白铁矿、闪锌矿和方铅矿，微量的辉铜矿、斑铜矿和辉银矿等。首要非金属矿是石英和长石，其次是绿泥石、绿帘石、白云石和方解石，还有少数绢云母、伊利石和高岭石。 矿石中的金首要呈白然金方法存在于硫化物和脉石中，而显微金是金矿藏的首要产出方法，显微金矿藏赋存情况有包裹金、粒间金和裂隙金。天然金在硫化物中占70%，在脉石中约占30%，其巾约5%呈超微细粒涣散在脉石中。 金矿藏的首要共生矿藏是黄铁矿和石英其次金矿藏还与绿帘石有严密的嵌连联系。黄铁矿的首要连生矿藏是石英，其他与之的连生矿藏简直包含矿石中呈现的一切硫化物、金矿藏及绿帘石等非金属矿藏。 原矿多元素分析成果见表1。二、实验流程 咱们将两个磨浮体系中的甲体系坚持原有的阶段磨矿阶段浮选工艺，而将乙体系改造为二段磨矿一次浮选工艺，一起进行出产。工艺流程如图1所。两个体系的磨矿设备相同，处理量都是150t/d。一段磨矿细度为－0.074mm占60%，二段磨矿细度坚持在－0.074mm占85%以上，捕收剂运用丁按黑药和Y89黄药，起泡剂是2号油。不同的是甲体系运用石灰作调整剂，而乙体系运用碳酸钠作调整剂，还添加了水玻璃作涣散剂。 三、实验数据及核算处理 工业实验继续进行了82d，共241个班次，取得了很多数据。咱们运用VFP程序进行目标核算核算，运用核算分析软件包SPSS对悉数数据和二次数据进行处理分析。 （一）实验成果描绘 对两个体系的出产数据进行处理，别离得到了金档次与收回率、银档次与收回率和硫档次与富集比的散点图及它们的拟合曲线如图2－4所示。由以上3个图能够看出，与阶段磨矿阶段浮选工艺比较，选用二段磨矿一次浮选工艺，尽管富集比进步了，可是金、银收回率都显着下降。由两个体系工业实验的目标累计平均值(见表2)也能够看出其不同。 表2两个体系工业实验的目标皿计平均值比照（二）技能经济比较 1、选用不同工艺的目标技能比照 由图2、图3和图4的曲线能够测算出：以两个体系的金累原矿档次最低值10.24g/t计，二段磨矿一次浮选工艺与阶段磨矿阶段浮选工艺比较，其金、银收回率别离下降1.14和1.74个百分点，但富集比进步了1.09,金精矿产率下降了1.1个百分点。 2、选用不同工艺的经济效益比较 就乙体系而言，选用二段磨矿一次浮选工艺，药剂本钱添加额为0.1万元/月。因浮选机削减而节省的电等费用是2.2万元/月。金银的化收回率别离按95%和90%计，浮选收回率下降形成的经济丢失是： 金：4404t/月×10.24g/t×1.14%×95%×70元/9＝34188元/月 银：4404t/月×156.79g/t×1.74%×90%×0.98元/g＝10597元/月 按遂昌金矿化单位金属量本钱2.3元/g计 因削减金精矿金属量而节省的化本钱是： 4404t/月×10.248/t×1.14%×2.3元/g＝1182元/月 由此能够看出，与阶段磨矿阶段浮选工艺比较如两个体系都选用二段磨矿一次浮选工艺，则每月选厂的经济效益会下降4.5万元。 四、关于磨浮工艺设置方法及影响化本钱要素的评论 （一）磨浮工艺设里方法 该矿石中天然金的粒度在。0.074～0.14mm的约占45%，大于0.14mm的约占23%，即大于0.074mm的约占69%，小于0.074mm的约占23%,且产在硫化物中的天然金粒度和散布率都大于脉石中的天然金。 选用二段磨矿一次浮选工艺，能够较好地操控二段磨矿浓度等工艺条件，进步磨矿功率，防止矿泥及黄铁矿与石英的连生体很多进入金精矿中，进步精矿档次。可是，原矿中有23%的天然于0.14mm，这部分金在一次磨矿到－0.074mm占85%的细度时，不能得到及时收回，因为金的粒度不均匀，一次磨矿产生的矿泥还会污染金颗粒表面，下降金的可浮性，这就不可防止地影响了金的收回。 该矿石的天然金粒度规模相对较大选用阶段磨矿阶段浮选工艺，能够削减过磨，在一段磨矿后能及时收回粗粒金，在二段浮选时，使细颗粒金得到充沛单体解离，又有满足的时刻将不能与脉石彻底解离的金收回一部分，这样尽管使很多连生体进人精矿，但能够恰当进步收回率。可是，二段浮选后的矿浆浓度下降，使二次磨矿的磨矿功率下降，两次浮选所用的浮选槽添加。使浮选本钱上升。 （二）抓化本钱的构成及影响要素 咱们对遂昌金矿近年来的化出产本钱数据进行分析，从分析成果来看，化直接本钱中所占份额较大的几项如表3所示。 表3  化直接本钱的首要项目对以上6项化直接出产本钱数据，除掉反常数据后，运用SPSS进行偏相关分析(3)，得到了化处理量、原档次与化直接本钱首要构成项的偏相关联系如表4所示。 表4  化处理量、原档次与化本钱首要项目的偏相联系数由表4能够看出：①电、和锌粉本钱与化处理量的不相关概率都小于0.5%，偏相联系数大于0.5，线性相关；②原档次与上述几项本钱不相关概率都大十5%，无相关联系。阐明化直接本钱首要受化处理量影响。 可是，对遂昌金矿近5年来的化首要材料单耗进行相关分析，得到了化处理量、原金银档次与化首要材料单耗的相关联系见表5(为使表格简练、无相关联系的数据不列出，下同)。 结合表4能够看出，电的本钱受化处理量影响，电单耗和单耗受金原档次影响，金银原档次都会影响单耗。 表5  化处理量，原金银档次与化首要材料单耗的相联系数进一步分析得到化处理量、原档次与化首要材料单耗的偏相关联系如表6所示。 表6  化处理量、原档次与化首要材料单耗的偏相联系数归纳以上几个方面，能够看出：电和硫酸的用量在必定规模内改动，其单耗跟着化处理量的添加而下降，所以相对化处理量来说呈负相关联系；电和的单耗跟着金原档次的增大而增大；而污水处理所用的和硫酸的单耗则跟着金银原档次的增大而增大。 咱们以为，因为富银金矿石在化出产时，其置换工艺要求在高高碱浓度下进行川，在化处理量必守时，金原档次高，原中的金属量就高。要保持高浓度所需的用量增大，的单耗上升；而跟着原金银档次的进步，污水处理所用的硫酸等材料耗费上升。 因而，关于富银金矿石来说，单位本钱的巨细，与化处理量和原档次都有关，即与原金银的金属量有关。在化单位本钱不变时，削减浮选金精矿量对下降化总本钱有必定影响，可是削减浮选金精矿量使原档次进步，反过来会使化单位本钱添加，所以，下降金精矿产率，进步金精矿档次，是不会下降化总本钱的。就收回率丢失而言，选用二段磨矿一次浮选工艺对进步厂商经济效益无积极意义。 五、结语 （一）R寸于遂昌金矿嵌布粒度变细的富银石英脉金矿石，在实践上，阶段磨矿阶段浮选工艺与二段磨矿一次浮选工艺比较，金银的收回率更好。 （二）富银金矿石不同于一般不含银或含银少的金矿石，其金精矿化出产本钱，既受处理量的影响，又受原档次的影响。所以，选用二段磨矿一次浮选工艺尽管能够进步遂昌金矿富银金矿石的精矿档次，下降化处理量，但对下降金精矿化的出产本钱无作用，磨浮工艺流程的设置应首要考虑进步收回率。 （三）就浮选金精矿化工艺而言，遂昌金矿现在处理的富银石英脉金矿石，适合选用阶段磨矿阶段浮选工艺进行出产。

该工艺是将钛醇盐气化成蒸气或经喷嘴雾化成微小的液滴，然后与水蒸气反应，可以用来合成单分散的球形纳米TiO2。由于反应温度不高，所制备的纳米TiO2通常为非晶型或锐钛型，如要得到金红石型纳米TiO2，还需要经过高温煅烧。其反应式如下：                   nTi(OR)4(g)+4nH2O(g)===nTi(OH)4(s)+4nROH(g)                      nTi(OH)4(s)===nTiO2·H2O(s)+nH2O(g)                      nTiO2·H2O(s)===nTiO2(s)+nH2O(g)     胡黎明等用低温氮气冷激高温氮气携带的Ti(OC4H9)4蒸气，形成亚微米级的液滴，再与水蒸气反应，在较低温度下合成了纯度高且单分散性好的纳米TiO2粒子，将上述过程分解为混合段和反应段，导出表征颗粒成核与生长的全混反应器串级模型。该模型较好地解释了实验现象和结果，理论预测和实验研究表明，产物颗粒的粒径与反应器中流动、混合状况及反应体系的热力学性质有关。     日本曹达株式会社和出光兴产株式会社利用氮气、氦气和空气除为载气，把钛醇盐蒸气分别导入反应器的反应区，进行瞬间混合和快速水解反应。通过改变反应区中各种蒸气的停留时间、摩尔比、流速、浓度以及反应温度来调节纳米TiO2的粒径和粒子形状。这种制备工艺可以获得平均原始粒径为10~150mm，比表面积为50~300m2/g的非晶型纳米TiO2。如果将钛醇盐蒸气、水蒸气和有机表面处理剂一起导入反应器，在钛醇盐蒸气气相水解、形成纳米TiO2以后，可以对TiO2粒子再进行有机表面处理，制备的纳米TiO2可用于油漆、高分子材料催化剂等领域。这种工艺的特点是操作温度低，能耗小，对材质要求不是很高，并且可以连续化生产。缺点是原料成本高，不能直接合成金红石型纳米TiO2。

在富铂镍冰铜经浓浸出除镍后的浸出渣中，铜首要以硫化铜的方式存在。化法浸出硫化铜，是向含铜、镍的溶液和硫化铜浸渣的混合矿浆中通入。浸出进程中，为避免生成氯化亚铜沉积，浸出液中有必要含有如氯化镍或游离等氯化物。此刻，铜的氯化反响为： 2Cu＋＋Cl2 2Cu2＋＋2Cl－    （1） Cu2S＋Cu2＋ CuS＋2Cu＋    （2） CuS＋Cu2＋ 2Cu2＋＋S      （3） S＋2e S2－                （4） Cu2＋＋S2－ CuS           （5） 铜的彻底浸出取决于反响式（3）。反响式（4）和（5）只表明铜是呈硫化物沉积仍是经过调整浸出进程的氧化复原电位（用铂与饱满甘电极刺进溶液中测定）使铜进入溶液？即在高的氧化复原电位下，反响按（3）式进行；而在低的氧化复原电位和特定的温度、酸度、铜浓度条件下，会加快反响式（4）和（5）的进行，而生成很多的硫离子和硫化物。当其间的硫化铜浓度超越它的溶度积时，则会生成硫化铜沉积，这时的铜就不能彻底被浸出。 为使铜尽或许彻底浸出一切必要的最低氧化复原电位，首要取决于溶液中的铜浓度、酸度和温度。但在实践中，浸出作业的电位规模（图1）在0.35～0.45V之间。在此电位规模内铜的氧化浸出率最高，且贵金属基本不溶解。这或许因贵金属在此电位区间不发生溶解，或或许与铜的反响相同，溶解后再接式（6）、（7）反响再次生成沉积： S＋2e S2－       （6） P3＋＋S2－ PS     （7）图1  不同电位的溶解率 浸出进程中，一切游离硒，都会与贵金属离子反响〔或许像式（6）和（7）那样〕生成不溶性的硒化物沉积。 为了进步铜的浸出率和尽或许不让贵金属进入溶液，能够预先从图1的曲线中选用适宜的氧化复原电位。但应该指出，图中铜和贵金属的溶解曲线会受溶液中的铜浓度、酸度和温度改变的影响。当在高酸、低铜浓度的溶液及高温的操作条件下，曲线会略微移向左边；而在低酸度和高铜浓度以及低温的操作条件下，曲线会略微移向右侧。 水溶化法浸出富铂镍冰铜的工艺，也适用于处理该厂本来的含有贵金属、硫和硒的转炉高冰镍。当在所挑选的氧化复原电位下浸出由上述组成的高冰镍浸出渣时，浸出渣经浸出除硫后，精矿中贵金属的含量比高冰镍进步100倍。故此法能够统筹处理富铂镍冰铜和高冰镍以收回贵金属精矿。这样就能够削减工厂向鹰桥总厂运送中间产品高冰镍，并充分利用挪威厂的镍精粹才能。

纳勒库帕（Narecoopa）选矿厂于1969年4月投产，是位于澳大利亚金岛的一个海滨砂矿。该矿床含重矿物约50%，主要有用矿物为锆英石和金红石，其次是白钛石，钛铁矿、磁铁矿、石榴子石和锡石。选矿厂分粗选厂和精选厂两部分。 采出原矿进入粗选厂先经筛孔为4毫米筛的预先筛分，筛上物丢弃，筛下产品给至32台福特（Ford）型螺旋选矿机进行粗选，粗选中矿再经12台螺旋选矿机进行再选。两次螺旋选矿机精矿用砂泵扬至3台吉尔（Gill）型磁选机进行磁选。磁性产品即为钛铁矿精矿。非磁性产品经过Linatex喷射冲击箱进行擦洗，然后给入8台摇床选别，摇床精矿为锡精矿，次精矿为含锆英石、金红石的粗精矿，摇床中矿返至本作业，尾矿返至中矿再选的螺旋选矿机再造。该厂粗选工艺流程见图1。图1  纳勒库帕金红石公司湿选厂流程 粗精矿精选采用高压电选、强磁选及风力摇床干选联合流程（见图2）进行。精选得到锆英石和金红石精矿。图2  纳勒库帕金红石公司干选厂流程

富钴结壳是继锰结核之后被人类发现的又一深海矿产资源，是生长在水深500-3000m的海山坡硬质基岩上的“壳状”沉积物，因其富含钴而得名。据估计，海底有635万km2被钴结壳覆盖，厚度为0～20cm，呈板状、结核状及砾状，可生产10亿吨钴。目前，钴的主要生产地为非洲的扎伊尔、赞比亚、俄罗斯、澳大利亚和加拿大等国。2008年世界每年钴消耗量为56159t，其中中国消耗15550t，并且以较快的速度递增。因此，发达国家如美国、德国、日本、俄罗斯和法国等，以及发展中国家如中国、韩国等对大洋钴矿产展开了勘探、开采和选冶回收试验研究。     在富钴结壳采样过程中不可避免地夹带大量的富钴结壳所附着的基岩及脉石矿物而引起所采集富钴结壳样品的贫化，就像陆地矿采矿过程夹带一些围岩及脉石矿物而引起矿石贫化一样。如该矿石直接进行冶炼，回收其中富钴结壳中有价金属元素时，富钴结壳中夹杂大量的基岩及脉石矿物不仅增加冶炼处理量，提高冶炼成本，同时这些基岩脉石矿物将吸附有价金属，从而降低有价金属冶炼回收率。为了解决这些问题，可采用选矿预富集方法提取大洋富钴结壳，剔除基岩脉石。本文主要对板状富钴结壳的浮选试验研究情况进行介绍。     一、富钴结壳化学分析结果     富钴结壳中的钴主要以吸附态吸附在氢氧化物、水合氧化物和硅酸盐混合的胶体沉淀物上，化学分析结果见表1。 表1  板状富钴结壳化学分析结果%成分CoCuNiMnFeCaOMgOSi02A1203K20Na2O含量0.370.120.2612.709.9814.161.5414.273.170.162.16     二、选矿工艺研究     验证试验结果表明，“十五”期间所开发的工艺流程适应性较强，在磨矿细度－74μm占65%条件下浮选指标最佳，钴、锰的回收率均在94%以上。由于大洋资源为稀缺资源，因此为了进一步提高钴、锰的回收率，对原有药剂制度进行了优化。     （一）捕收剂的选择     1、捕收剂种类试验     原矿在－74μm占65%条件下进行了捕收剂种类试验，试验主要研究了以SHS、油酸、TL、石油磺酸钠为捕收剂时板状富钴结壳的浮选特性，工艺流程见图1，试验结果见图2。由试验结果可知，采用SHS作捕收剂时，对富钴结壳的选择性较强，采用TL作捕收剂时，对富钴结壳的捕收能力较强，因此考虑采用二者按一定比例混合后的复合捕收剂进行浮选试验，以便发挥药剂的协同效应，改善浮选指标。     2、复合捕收剂配比试验     复合捕收剂的总用量为8000g/t，进行TL与SHS配比试验，试验的序号及两种捕收剂TL与SHS用量（g/t）分别为：1号，0、8000；2号，2000、6000；3号，4000、4000；4号，6000、2000；5号，8000、0。试验流程见图1，试验结果见图3。由试验结果可知，当TL与SHS配比为3:1时，浮选指标较好，因此选择复合捕收剂的YS与SHS配比为3:1，以下试验均采用该配比进行试验。1－钴品位；2－锰品位；3－钴回收率；4－锰回收率；下同     （二）分散剂CN用量试验    当磨矿细度－74μm占65%时，在抑制剂TH用量为2000g/t、复合捕收剂用量8000g/t,辅助捕收剂BK用量1500g/t，松醇油用量300g/t条件下，进行分散剂CN用量试验，试验流程见图1，试验结果见图4。由试验结果可知，随着CN用量的增加，浮选指标变差，因此确定不添加分散剂CN。     （三）抑制剂TH用量试验    当磨矿细度－74μm占65%时，在复合捕收剂用量8000g/t，辅助捕收剂BK用量1500g/t，松醇油用量300g/t条件下，进行抑制剂TH用量试验，试验流程见图1，试验结果见图5。由试验结果可知，随着TH用量的增加，浮选指标明显改善，当TH用量为2000沙后，钴、锰的回收率降低，因此确定TH用量为2000g/t。    （四）复合捕收荆用量试验     当磨矿细度－74μm占65%时，在抑制剂TH用量2000g/t、辅助捕收剂BK用量1500g/t、松醇油用量300g/t条件下，进行复合捕收剂用量试验，试验流程见图1，试验结果见图6。由试验结果可知，随着复合捕收剂用量的增加，钴、锰回收率增加，复合捕收剂用量为6000g/t后，钴、锰的回收率本不变，因此确定复合捕收剂用量为6000g/t。    （五）开路试验    在条件试验确定好的最佳参数的基础上，进浮选开路试验，试验流程见图7，试验结果见表2。 表2  开路试验结果%产品名称产率品位回收率CoMnCoMn富钴结壳精矿54.940.5718.6379.7279.67中矿19.290.3110.037.337.25中矿27.350.258.254.684.72中矿310.700.185.944.904.95中矿44.540.165.281.851.87中矿53.430.0752.480.650.66尾矿9.750.0351.160.870.88原矿100.00.3912.85100.0100.0     （六）闭路试验    板状富钴结壳闭路试验浮选工艺流程见图8，试验结果见表3。由试验结果可知，采用优化后的浮选工艺处理板状富钴结壳，钴、锰的回收率较高，可以抛弃产率为30.30%的基岩脉石。表3  闭路试验结果%产品名称产率品位回收率CoMnCoMn富钴结壳精矿69.700.5117.8296.0796.95尾矿30.300.0481.423.933.35原矿100.00.3712.85100.0100.0     三、结论     （一）优化后的工艺所得富钴结壳精矿钴、锰回收率均在96%以上。     （二）该浮选工艺药剂种类少，操作简单。     （三）研究结果为下一步工业化生产提供了技术保障。

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

富钴铁锰壳生成于全球大洋的海山、海脊、海台，那里数百万年来水流不断冲刷岩石，因而没有堆积物。这些富钴铁锰壳从周围严寒的海水中堆积到岩底上，构成最厚达250毫米厚的铺砌层。富钴铁锰壳之所以重要，首要是因为这或许是钴的来历，一起也因为其间含有钛、铈、镍、铂、锰、、碲、钨、铋、锆等其他金属。富钴铁锰壳生成于水深400至4000米处，最厚、含钴量最高的矿壳生成于水深800至2500米处。矿壳的散布和厚度受地崩等重力进程、堆积物外层、水下和水面礁石以及水流的影响。 矿壳在各式各样的底面岩石上生成，因而用遥感数据难以区别矿壳和底层，而遥感数据是开展勘探技能的一个重要方面。幸亏矿壳的伽马辐射高得多，因而据此能够将两者加以区别。矿壳的物理特征包含均匀孔隙度高（60%），均匀表面面积极大（每克300平方米），成长速度极慢（每一百万年1～6毫米）。这些特征有助于将许多有经济价值的金属从海水里吸到矿壳表面。 矿壳由水合软铁矿（氧化锰）和大方纤铁矿（氧化铁）构成，厚的矿壳还有一定量的碳酸氟磷灰石（CFA），大都矿壳都含有少数石英和长石。水合软铁矿一般吸收的元素包含钴、镍、锌和；氧化铁吸收的有铜、铅、钛、钼、砷、钒、钨、锆、铋和碲。 大块矿壳的钴含量最高为1.7%，镍含量最高为1.1%，铂含量最高为百万分之一点三。就大片海洋水域而言，矿壳的均匀含钴量达0.5%至1%，因而矿壳成为陆地和海岸外最丰厚的潜在钴矿。在大陆边际和接近西太平洋火山弓弧处，矿壳的钴、镍、钛和铂含量削减，而硅和铝含量添加。矿壳生成处的水越深，水合软铁矿相关元素削减，铁和铜添加。在矿壳中钴、铈、、钛、铅、碲和铂的高集度很高，高于其他金属之上，因为这些金属经氧化反响生成较为安稳、较不活动的化合物。稀土元素一般为0.1%至0.3%不等，连同其他水成元素、钴、锰、镍等等，均来自海水。铈是一种稀土元素，在矿壳中高集度很高，具有重要的经济潜力。 矿壳在其上成长的海山和海脊阻止海洋水体活动，然后发生许多由海山引发的水流，相对自海山向外的水流而言，这种水流的能量一般较强。在海山峰端外沿，这些水流的效应最强，那里的矿壳最厚。这种海山特有的水流还增强涡流混合，形成上升流，然后增强了初级生成率。这些物理进程对海山生物群落发生了影响，而不同的海山有不同的生物群落。海山群落的特征是，在矿壳最厚、含钴量高的当地，密度相对较低，差异相对较小，海山群落构成的决定因素是：水流形状、地势、底部堆积和岩石形状及掩盖规模、海山巨细、水深以及氧气最少区的巨细和规模。如要编写关于环境影响的文件，现有常识是不行的，需求更好地了解海山生态体系及群落。 约有40次研讨调查飞行是专门研讨富钴壳的，研讨工作首要由德国、日本、美国、大韩民国、俄罗斯联邦、我国和法国进行。所估量的40次调查不包含作者不知道的由苏联（后因由俄罗斯联邦）和我国进行的一些调查。但从1981年至2001年约42次调查飞行的状况来看，每艘调查船及实地科学研讨费用估量约为3 200万美元，陆上研讨费用估量约为4 200万美元，投资总额约为7 400万美元。 矿壳挖掘技能的研讨与开发刚刚起步。矿壳散布详图尚缺，对小型海山地势也尚无全面了解，但这些关于拟定最为恰当的采矿战略是不可或缺的。实地勘探作业一般是制作海束水深图、衍生反向散射和斜角图，编制地震概略，同时用以挑选采样点。进行调查时，在每一海山挖泥取样和抽取岩心15～20份。随后，用摄像机进行调查，判定壳、岩和堆积类型和散布状况，如有或许，还判定壳厚度。因为底部声测信标许多，需有大型拖曳设备，搜集的样品也许多，因而这些勘探活动需求用大型、设备精巧的研讨船舶。在勘探的高级阶段进行定点调查时，拟运用深水拖曳侧扫描声纳，包含宽带测深技能，并可运用系联线遥控车，借以制作和标划小规模的地势。可采用挖泥取样，抽取岩心，用遥控车勘察，并用一种尚待研发的用具进行短距离取样等办法对堆积物进行广泛的取样。伽玛放射丈量将判定壳厚度，并判定薄堆积层下有无矿壳存在。要了解海山环境，需求运用流量仪系泊设备，需求进行生物抽样和调查。 现己制定的12条矿壳勘探挖掘原则如下： 一、“区域”原则： （一）浅于1000～1500米的大火山机体； （二）2000万年以上的火山机体； （三）顶部没有大型环礁或礁石的火山结构； （四）底部水流强、且不断的区域； （五）开展完善的浅海氧气最少区； （六）不受许多河蚀岩屑和风成岩屑影响的区域。 二、定点原则： （七）平整小规模地势； （八）峰端平顶、峰脊线低点和斜道； （九）斜坡安稳； （十）当地无火山活动； （十一）均匀含钴量≥0.8%； （十二）壳均匀厚度≥40毫米。 从技能上来说，矿壳挖掘比锰结核挖掘更为困难。挖掘锰结核之所以相对简单，是因为锰结核下面是软质堆积层，而矿壳则与基底岩石或紧或松连在一起。为了挖掘成功，有必要使壳脱离基底岩石，因为基底岩石会大大下降矿石等级。矿壳挖掘或许有五种作业办法：碎裂、破坏、进步、接取和别离。拟议的矿壳挖掘办法是运用海底爬行车，用液压管升降体系和电缆与水面的采矿船联合。采矿机自行推动，速度每秒钟约20厘米。在根本采矿状况下，物料经过量为1000000t∕y。在这种状况下，合理的采矿才能为碎裂功率80%，基底岩石在矿壳中的掺混率25%。提议用于挖掘矿壳的一些具有创造性的新体系包含：用喷水器使壳脱离基底；现场过滤技能；用声波使壳脱离基底。这些主张给人带来期望，但有待进一步研讨。 矿壳所含金属对世界经济的重要性从其消费办法中清楚明了。锰、钴和镍的首要用处是制作钢，这些金属使钢具有特性。钴还用于电力、通讯、航空、发动机和东西制作工业。镍也用于化工厂、炼油厂、电器和机动车。钴是铜矿挖掘的副产品，因而，钴的直销与对铜的需求密切相关。碲的景象也相同，碲是铜和金挖掘的副产品。因为直销不安稳，厂商只得寻求钴和碲的替代品，成果曩昔十年中钴和碲的商场添加很有限，因而报价较低。假如这些金属的其他丰厚的来历得到开发，在产品中从头运用这两种金属的积极性就会随之添加，商场就会扩展。 最近经判定，矿壳除含有锰、钴、镍、铜和铂以外，还含有或许使人们更有积极性挖掘的其他金属。例如，钛的价值仅次于钴，铈的价值高于镍，锆的价值与镍适当，碲的价值近乎是铜的两倍。上述分析假定对每种金属都能研讨出经济上可行的冶金提炼办法。 依据等第、总吨数和海洋条件，中赤道太平洋区域矿壳挖掘潜力最大，约翰斯顿岛专属经济区（美国）、马绍尔群岛和中太平洋山的国际水域特别如此，但法属波利尼西亚、基里巴斯和密克罗尼西亚联邦的专属经济区也应予以考虑。 在矿壳中发现的许多金属对保持现代工业社会功率、进步21世纪生活水平至关重要。人们日益认识到，富钴壳是重要的潜在资源。因而需求经过研讨、勘探和技能开发，添补关于矿壳挖掘各方面问题的信息距离。

目前产冶炼富锰渣的方法有高炉法、电炉法和转炉法三种，其中高炉法和电炉法是选择性还原，而转炉法是选择性氧化。其工艺分如下:    (1)高炉法生产富锰渣的工艺与一般生铁高炉相似，其秤工艺流程如图1。    高炉冶炼富锰渣是火法富集处理高铁高磷难选贫锰矿的主要方法，也是国内外应用得较多的方法。其基本原理是选择性还原(铁、磷被还原进入生铁，锰的高价氧化物还原为低价氧化物)和高温作用下的碳酸盐分解与结晶水的挥发，从而达到锰富集的目的。其中最关键的是选择性还原。    它的基本流程是，将合格的炉料(锰矿和焦炭)从炉顶装入炉内，热风从下部风口鼓入炉内，燃烧焦炭，生成煤气(CO,CO2,H2,N2)上升，并放出大量热。在高炉内，煤气上升和炉料下降这一相对运动中，发生一系列物理化学变化。矿石中的铁和磷还原生成生铁，而锰的高价氧化物还原为低价氧化物，则以MnO再与脉石中SiO2生成Mn2SiO4而进入炉渣。煤气从炉顶逸出经除尘净化后，再作热风炉的或别的燃料。冶炼好的渣铁经铁口排出，在炉前经分离后分别在铁模和渣盘铸块，或直接送给用户。    (2)电炉冶炼富锰渣大都采用还原电炉(矿热炉)，其工艺流程见图2。    电炉冶炼富锰渣基本原理与高炉冶炼富锰渣是一致的。所不同的是热源不同，高炉冶炼是焦炭燃料燃烧发热，而电炉冶炼是电能发热，加入少量的焦炭仅做还原剂用，加入少量萤石或硅石作熔剂，电炉不是鼓风冶炼，故煤气发生量少。[next]    电炉冶炼富锰渣是将配合好的炉料(锰矿石、焦炭、萤石或硅石)从炉顶装入炉内，接着把三根电极插入炉料中，电流从电极导入炉内，电炉依靠产生的电弧热和电流通过炉料、炉渣和金属时所产生的电阻热进行加热，使矿石熔化进行冶炼。炉内冶炼过程中一系列物理化学反应与高炉相同。冶炼产生的金属和炉渣集于炉底，通过出铁口定期排放。锰渣和铁水流出后，经分离后分别铸块，随着炉料的熔化，新的炉料不断从炉顶加入，冶炼过程连续进行。    (3)转炉冶炼富锰渣采用选择性氧化、低温吹炼，炉温控制在1350~1400℃。转炉工艺生产富锰渣，我国没有采用，实际应用也不多。    转炉冶炼富锰渣的基本原理是选择性氧化，根据锰、铁、磷、硅等元素不同的氧化性能，在保证硅和锰充分氧化的同时，抑制磷和铁的氧化。转炉富锰渣的冶炼过程，就是用镜铁(低品位的锰铁)在转炉中吹氧，并添加造渣熔剂，使铁水中的锰优先并以MnO形态富集于渣中而成富锰渣，而铁水中的铁和磷尽量使其不氧化或少氧化，不进入或少进入炉渣中而成为半钢。    本结只对应用较多的高炉法和电炉法进行讨论。表1列出了电炉富锰渣和高炉冶炼富锰渣基本特征的比较。相关指标对比见表2。表1            高炉法和电炉法治炼富锰渣技术指标比较项目高炉法电炉法备注治炼原理选择性还原选择性还原　生产方式连续连续　锰回收率/%85～9085～90　影响锰回收率的主要因素焦比高，碱度高、回收率低电耗高，碱度高、回收率低　还原剂焦碳及CO焦碳及CO　热原焦碳燃烧电能　煤气量大小　煤气中N2多少　煤气中CO及发热值CO低，发热值低CO高，发热值高　富集效果Mn较低，P较高Mn较高，P较低相同原料成分时表2                       高炉法与电炉法技术指标对比项目 单位 方法电炉法高炉法吉林遵义鞍山玛瑙山苏联湘潭广西玛瑙山上海鞍山营口炉量/KVA(或m3)9000180018001800　558313215513日产量/(t·d-1)47　　14　125　335012058电耗/(KW·h·t-1)12311100123520192082100120147105100125焦耗/(kg·t-1)181110127327　460410880510500490锰回收率/%　8686.78284.790　87889596富锰渣含Mn量/%40.664534.842.525337.9　39.537.336.536     采用什么方法冶炼富锰渣，一要看能源供应情况，二要看对富锰渣的质量要求，在电能丰富、对产品质量要求高时可采用电炉法，否则用高炉法。