铜熔化炉铜熔化炉是利用铜材料而制作成的熔化炉。熔化炉是对物体进行熔化处理的一种锅炉，熔化是通过对物质加热，使物质从固态变成液态的相变过程。熔化要吸收热量，是吸热过程。晶体有固定的熔化温度，叫做熔点，与其凝固点相等。晶体吸热温度上升，达到熔点时开始熔化，此时温度不变。晶体完全熔化成液体后，温度继续上升。熔化过程中晶体是固液共存态。非晶体没有固定的熔化温度。非晶体熔化过程与晶体相似，只不过温度持续上升，但需要持续吸热。熔点是晶体的特性之一，不同的晶体熔点不同。铜是一种化学元素，它的化学符号是Cu（拉丁语：Cuprum），它的原子序数是29，是一种过渡 金属 。 铜呈紫红色光泽的 金属 ，密度8.92克/立方厘米。熔点1083.4±0.2℃，沸点2567℃。常见化合价+1和+2。电离能7.726电子伏特。铜是人类发现最早的 金属 之一，也是最好的纯 金属 之一，稍硬、极坚韧、耐磨损。还有很好的延展性。导热和导电性能较好。铜和它的一些合金有较好的耐腐蚀能力，在干燥的空气里很稳定。但在潮湿的空气里在其表面可以生成一层绿色的碱式碳酸铜Cu2（OH）2CO3，这叫铜绿。可溶于硝酸和热浓硫酸，略溶于盐酸。容易被碱侵蚀。铜熔化炉在对铜原料进行熔化处理时的效果十分显著，能够很好处理铜材料。熔化炉适用于铅.锡.镁.锌.铝合金及其它 金属 非 金属 等材料熔化，对于相当多数的一些 金属 材料都可以进行熔化处理，使 金属 成为液态，然后利用模具，使已经熔化的 金属 变成工业上需要的形状，需要的质量等等。在工业上的用途是相当的重要的。 

5 ）、停炉　　停炉分正常停炉和事故停炉。　　正常停炉。　　炉子操作到一定时期需进行中修或大修，这时需进行停炉。　　停炉前，当出完最后一炉铜时，即进行清炉，即升高炉温把溅在炉墙、炉顶上的铜和炉渣熔入熔池，并排放干净。如系中修，则清炉后，在炉内铺撒一层石英砂或黄砂，并用风管搅拌，让黄沙或石英沙与剩余的熔体混合，以保护炉底，然后拉足烟道阐门或开启引风机，炉门，让炉体冷却，冷却 2-3 天开始拆炉。如系大修，则清炉后即大开阐门和炉门，并向炉内浇水进行强冷，使炉底与熔体变样，以利于拆炉。.

固体炉料一般经过炉顶上的两边加料孔参加反射炉。通常在整个炉长三分之二的前段参加质料，三分之一后段参加石英石，以构成依靠两边炉墙的料坡，使炉墙不直接与高温火焰触摸，延伸炉墙寿数，削减炉墙的热丢失。料坡高度一般是操控顶部距炉顶拱脚的间隔，处理生精矿时可取200～400mm，处理焙烧矿时可取300～500mm。处理生精矿简单构成料坡，处理焙烧矿难以构成料坡而成为无料坡熔炼。 炉料参加量和参加速度，首要取决于炉料的熔化速度，可以用人工或机械办法测定料坡高度给予操控。炉料参加量沿炉长分配的份额随炉内温度区域的不同而不同。国内反射炉一般在高温区参加炉料的60%左右。每个加料口每次加料时刻，在高温区不多于90s，中温区不多于60s。 加拿大加斯佩厂设有一台内部尺度为30.2×7.8m的熔炼生精矿的反射炉，每班参加8批炉料，每小时60t。炉料从炉顶两边参加，加料口（203×203mm）散布于距炉头前21m的区段内，其间心距离为915mm。 我国白银一冶原用人工调查料坡巨细来调整加料时刻或加料量，于1972年首要依据侧墙受辐射热随料坡巨细而改变的原理开端加料自动化的实验。1974年，此设备正式投入运转，图1为料坡自动操控系统信号传递示意图。 表1为反射炉料配比实例。 表1  反射炉炉料配比实例  %厂别铜精矿焙烧矿石英石石灰石烟尘大冶78 805 5.55 4.712① 9.8白银一冶65204.55.55芒特·艾萨76177①包含反射炉烟尘和转炉烟尘。     图1  料坡自动操控系统信号传递示意图   1992年，大冶冶炼厂新建转炉渣选矿车间， 转炉渣部分回来反射炉，而另一部分送选 矿车间处理产出渣精矿，和铜精矿配料够 送反射炉。白银一冶以“白银炼铜法”取 代了反射炉熔炼今后，转炉渣回来白银炉处理。     大冶和白银一冶原规划均将液态转炉渣回来反射炉处理。大冶从反射炉前端墙孔倾入转炉渣，白银一冶则从反射炉前部侧墙孔倾入。表2为液态转炉渣倾入反射炉操作条件实例。表3为转炉渣倾入反射炉方位比较。 表2  液态转炉渣倾入反射炉操作条件实例厂别转炉渣量t／d每班倾入包数每班倾入次数每包容量t倾入速度 min／包大冶450～5008～108～15161～3白银一冶450～5109～1010～18162～4 表3  转炉渣倾入反射炉方位比较炉前倾入炉侧倾入1、易于保护炉子头部两边的料坡1、倾进口对对面料坡易被冲垮，倾进口邻近料坡不易保护2、可削减炉坝的构成2、易生成料坝3、溜槽较长，简单损坏，整理劳动强度大3、溜槽较短，能减轻整理劳动强度注：第3条系对反射炉与转炉平行装备而言，如系笔直装备则反之。

熔炼反射炉一般保持微负压（0～－20Pa）操作，也有保持微正压的。压力测点一般设在距烟气出口烟道2～3m处的炉顶中心，炉内压力一般由废热锅炉后的闸门自动控制。加拿大弗林·弗朗厂240m3熔炼反射炉内压力保持为－24Pa，由设在废热锅炉和排风机间的水冷闸门或副烟道进口处的水冷闸门调节。 各种染料的燃烧器都应让染料可充分沿炉长分布，形成广泛的高温区，使大部分炉料在这里发生熔炼作用。燃烧气体距燃烧器端7～8m处温度最高，热量传给炉料及炉渣表面。燃烧气体在接近炉尾时，温度稳定下来，使铜锍和炉渣沉降分离。离炉烟气温度比炉渣温度高50～100℃，将烟气引入废热锅炉可利用约50%～60%的显热。 熔炼反射炉炉头温度一般为1500～1550℃，炉尾温度为1250～1300℃，出炉烟气温度为1200℃左右。当粉煤质量低劣或粒度较粗、水分较高时，炉头温度会降低，炉尾及烟气温度升高。若粉煤挥发分高、质量较好、粒度又很细时，将引起炉头温度过高。 设计应充分考虑对炉内压力和温度的各种测量仪表和自动控制装置，以及当仪表损坏或自动控制失灵时，有由人工处理的可能性。 表1为熔炼反射炉炉内压力和温度测量实例。 表1  反射炉炉内压力盒温度测量实例厂别炉床面积 m2炉内压力 Pa炉头温度 ℃炉尾温度 ℃烟气温度 ℃大冶21715～20①1450～15201200～13001200大冶2700～201450～1500②1200～12501150白银210－5～151500～1550③1250～13001200犹他360～181360～14771200～13401200～1310钦诺21515931270①炉内压力测点在距离炉子后墙9m的炉顶中心； ②炉头温度测点在距炉子前墙6.7m的炉顶中心，炉尾温度测点在距炉子后墙6.05m的炉顶中心，出炉烟气温度测点在斜坡烟道上，炉内压力的测点在距炉子后墙9m处； ③炉内压力测点在距炉子后墙1m侧炉顶中心。

⑴金银铜铝四种材料中，相同条件下，导电性依次是：银→铜→金→铝。注意这里所指的相同条件是指：相同的长度，相同的横截面积，相同的温度。这些条件不相同，是不可比的。这些性质，也叫做材料的电阻率。⑵它们的英文符号分别是：金：Au；银：Ag；铜：Cu；铝：Al。⑶金和银价格太贵，不适宜用来做导线；铜和铝都是做导线的好材料，但铜不适宜做长途输电线，因为密度大，质量（重量）大，不能远距离拉线；铝的密度小，可以拉较远的距离，但其导电性却比铜要差一截，没有铜的好。各有所长，各有所短。你所提到的铜包铝的电线，虽然我是第一次听说，但由以上特点可知，它集合了铜和铝的优点，即是利用了铜的导电性好，又利用了铝的密度小这些各自的优点，既能长距离拉线作远距离输电，又能使电的损失小，因为电的传输主要靠电线的表面，所以只能是铜包铝而不能是铝包铜^_^。至于制造成本，本人不熟悉制造过程工艺和铜、铝的价格，(还要考虑两者的混合比例、技术难度等)故无从给你作比较，但可以肯定的是，即使成本高一点，这种电线一定要比单一的铜导线和单一的铝导线有更多的优势。

反射炉所产铜锍，尤其是熔炼生精矿时，其含硫量较鼓风炉所产铜锍稍高，一般为25%左右或更高一些。 大多数工厂所产铜锍品位为20%～50%，含硫20%～30%，铜、铁、硫三种成分之和一般为90%。当铜锍中含有铅、锌等成分时，铜、铁、硫之和可能降到80%～85%或更低。反射炉所产铜锍的含铁量一般为30%～40%。 在反射炉熔炼中，有少数磁性氧化铁进入铜锍中，铜锍中的氧几乎全部存在于磁性氧化铁中。铜锍品位愈低，其含氧量愈高，品位为20%和40%时，其含氧量分别为4.4%～7%和1.8%～3%。图1为铜锍品位与Fe3O4含量的关系。图1  铜锍品位与Fe3O4含量的关系 在熔炼过程中，炉料中的金95%～97%或以上、银92%～97%或以上进入铜锍中，而铅、锌进入铜锍中的百分数随炉料性质不同而异。熔炼生精矿时，铅、锌 进入铜锍；熔炼焙烧矿时，铅、锌只有少部分（Zn＜20%）进入铜锍。 在铜锍中，SiO2和CaO等各种造渣成分的总含量为3%～6%。 反射炉熔炼过程中，当生精矿中硫铜比高时，铜的富集比小，相应的铜锍产出率较高；当焙烧矿中硫铜比低时，铜的富集比大，铜锍产出率较低。一般炉渣中含铜重量百分数与铜锍品位百分数之比为0.01～0.02. 反射炉产出的铜锍成分实例见表1。 表1  反射炉熔炼产出的铜锍和炉渣成分实例  %厂别炉料产物CuFeSSiO2CaOMgO大冶生精矿生精矿铜锍 炉渣 铜锍 炉渣29.21 0.36 19.45 0.3738.8 35.03 48.46 34.3626.625 1.2～1.71.07 36.03 0.02 36～386.81～101.09白银一冶生精矿 ＋焙烧矿铜锍 炉渣22.58 0.4043 35.0525.56 2.01.01 35.450.73 8.70.12 0.59加斯佩生精矿铜锍 炉渣29 0.2438 3328 0.8407.91.9弗林·弗朗焙烧矿铜锍 炉渣24.3 0.4435.1 31.023.2 1.81.0 34.71.62.8诺兰达焙烧矿生精矿铜锍 炉渣 铜锍 炉渣24.4 0.37 28.6 0.3442.2 35.1 36.3 33.325.8 1.3 27.8 1.638.137.91.11.8奇诺生精矿铜锍 炉渣40.8 0.5629.5 37.224.9 0.80.5 35.14.1阿霍生精矿铜锍 炉渣37.31 0.4633.3 44.725.9 0.737.54.1道格拉斯焙烧矿铜锍 炉渣25.49 0.3542.3 4225.1 0.941.75.6莫伦西生精矿铜锍 炉渣35.72 0.4433.9 4626.3 1.137.34.7芒特·艾萨焙烧矿铜锍 炉渣35.8 0.3831.9 36.524.4 0.935.77.91.9直岛一厂生精矿 ＋焙烧矿铜锍 炉渣40.59 0.6226.73 36.724.96 0.6334.21.74恩卡拉生精矿硫铜 炉渣58.6 1.116 222343.67.83厂别炉料产物PbZnAl2O3SbFe3O4Au g／tAg g／t大冶生精矿生精矿铜锍 炉渣 铜锍 炉渣0.140.26 1.03 0.76 5.30.0316.3 1.2～5.2白银一冶生精矿 ＋焙烧矿铜锍 炉渣2.675.5～8.3加斯佩生精矿铜锍 炉渣2.8弗林·弗朗焙烧矿铜锍 炉渣1.5 0.235.40.02诺兰达焙烧矿生精矿铜锍 炉渣 铜锍 炉渣6.57.717.3 11 11.2 9奇诺生精矿铜锍 炉渣1.6 8.3阿霍生精矿铜锍 炉渣7.06.3道格拉斯焙烧矿铜锍 炉渣4.6莫伦西生精矿铜锍 炉渣4.96.30.72 0.1147.8 0.54艾特·艾萨焙烧矿铜锍 炉渣2.0 0.233.6直岛一厂生精矿 ＋焙烧矿铜锍 炉渣3.31 3.253.810.5647恩卡拉生精矿硫铜 炉渣

金、银别离选用硝酸法，其基本原理是使银及其他贱金属与硝酸反响，生成可溶性的硝酸盐，而金不与硝酸反响，堆积在反响容器底部，然后到达金银别离的意图。    对一般金、银合金锭进行硝酸法别离时，要求银的质量分数有必要大于75%，以防止颗粒表面被细密的金膜包裹而影响反响顺利进行。但对电积金泥而言，因为金银在复原进程中堆积速度和在阴极上吸附功能不同，构成的产品比较松懈，颗粒细微，很少存在银被金包裹的状况。因而，用硝酸法对电积金泥或载金钢毛进行分银时，对银的含量要求并不严厉，直接用硝酸法别离，相同可到达精粹的意图。    在电积产出的金泥和钢毛中，含有较高浓度的和氢氧化物及少数氯离子（来自中），在分银前，有必要先用水对金泥进行重复洗刷，以防加酸时发生HCN气体损害人身健康，污染环境，影响金银别离作用。    水洗后的金泥在反响容器中所占的容积不能太大，以20%为宜。在初始阶段，因为硝酸与金泥反响十分剧烈，要求加酸遵从少数勤加的准则，以防跑槽构成金属丢失。初始阶段也不能加热拌和。待反响平稳后方可进行加热和拌和，以进步反响速度。加酸量和加水量依据反响状况灵敏把握，一般坚持液固比为3：1。    关于载金钢毛，可预先用质量分数为10%~15%的硝酸（用热水制造）将其溶解，然后与电积金泥一并处理。也可将载金钢毛烘干后配以一定量的硝石、石英砂和硼砂混合熔炼，然后泼珠进行金银别离。    用硝酸法进行金、银别离是分阶段进行的。每一阶段反响完后，将溶液与沉积物别离，并用热水洗刷沉积物2~3次，使已溶银及其他贱金属与金充沛别离，并战胜银表面的钝化现象，以利于下阶段反响的顺利进行。    增加硝酸时，开端应加稀硝酸，跟着反响的进行，硝酸浓度逐步进步。这样不仅可节约硝酸用量，而且能使反响进行得比较完全。一般地，在初始阶段，硝酸与水体积比为1：（4~8），反响后期，硝酸与水体积比为1：（2~4）。这是因为在初始阶段，银及其他贱金属的含量比较大，尤其是载金钢毛构成的金泥，含铁量比较大，只要加稀硝酸，才能使银、铁等得到充沛的浸溶，并防止三价铁离子的发生，避免给后续作业带来费事，从下面的反响式也可看出，选用稀硝酸与浓硝酸会发生不同的耗酸量，这是因为浓硝酸与稀硝酸在反响进程中被复原为不同的产品所造成的。                        Ag＋2HNO3（浓）=====AgNO3＋NO2↑＋H2O                     3Ag＋4HNO3（稀）=====3AgNO3＋NO↑＋2H2O                  Cu＋4HNO3（浓）=====Cu（NO3）2＋2NO2↑＋2H2O                  3Cu＋8HNO3（稀）=====3Cu（NO3）2＋2NO↑＋4H2O                4Zn＋l0HNO3（很稀）=====4Zn（NO3）2＋NH4NO3＋3H2O    在金、银别离反响后期，银及其他贱金属的含量已很少，而金的含量则高达90%左右，此刻只要参加较浓的硝酸并加强拌和，才能使银及其他贱金属充沛溶解，进一步进步金泥质量。    实践证明，在硝酸法分银进程中，对反响物进行加热是十分必要的。一般反响温度操控在90℃左右为宜，温度太低，反响速度慢，温度过高，操作难以操控，且硝酸分化严峻。    金银别离反响完毕后，用热水对沉积的金泥进行充沛的洗刷，如用开水浸煮洗刷作用更好。洗刷后的溶液要保证呈中性，而且参加食盐水后不再呈现白色沉积。经硝酸法处理后的金泥纯度一般可达90%以上，经过滤、烘干后即可熔炼。

反射炉熔炼炉料的能力可从每日400t到1200t左右，最大可达2000t以上。炉床面积通常为210～270m2，最大达360 m2。其主要结构尺寸选择计算如下： 一、炉床面积 炉床面积是指炉内渣线处平面面积，其计算公式为：            （5－1） 式中  F－炉床面积，m2；       A－每昼夜熔炼的固体炉料量，t／d；       a－床能率，t／（m2·d）。 二、炉膛宽度 炉膛内宽在6～10m之间。实践表明，增加炉子宽度有助于提高反射炉熔化料量和降低燃料率。大型熔炼反射炉宽度有达12m左右的。 确定反射炉内宽还须考虑安装燃烧器所需的宽度。            （5－2） 式中  B－炉膛宽度，m；       n－燃烧器个数，个；       S－燃烧器中心距，m；       b－外侧燃烧器中心至炉侧墙距离，m。 表1为熔炼反射炉宽度及燃烧器安装实例。 表1  熔炼反射炉及燃烧器安装实例厂别燃料炉床面积 m2炉膛宽度 m燃烧器个数燃烧器中心距mm燃烧器外距 mm外侧燃烧器到炉侧墙距 mm燃烧器安装角度大冶白银粉煤粉煤217 270 2108.10 9.30 7.806 7 5870 870 902.5620 660 7201875 2040 20803～5 3～5 ～4 三、炉膛长度 熔炼反射炉的炉长一般为27～36m，有的长达40m。在有液态转炉渣返回时，炉子宜长些；对难熔炉料、高粘度炉渣，炉子宜短些。 反射炉的长宽比一般为3.2～4.5，熔炼焙烧矿的炉子，其长宽比通常要比熔炼生精矿的大。 四、熔池深度 熔池平均深度为0.8～1.2m。铜锍产出率较大时，应选择较深的熔池，但熔池过深，不利于铜锍层的过热。铜锍层的厚度一般为0.4～0.7m，渣层厚度一般为0.4～0.5m。根据渣的粘度及炉温高低，一般要求熔体在熔池内停留15～25h。 五、炉膛空间高度 渣面以上的炉膛空间高度通常为2.5～3m，一般可按炉膛内气流速度5～7m／s计算，不宜过大，以延长炉顶寿命。 表2为熔炼反射炉主要结构参数实例。 表2  熔炼反射炉主要结构参数实例名称大冶白银一冶犹他直岛炉料生精矿生精矿＋焙烧矿生精矿热焙烧矿熔炼方式料坡熔炼料坡熔炼料坡熔炼熔池熔炼炉床面积 m2217270210360297炉膛长度m29.943129.593633炉膛宽度m8.19.37.810.679.0长宽比3.73.34.03.13.7炉膛高度m4.104.413.974.403.76熔池深度m1.21.21.21.271.06燃烧器型式圆筒套管圆筒套管天然气烧嘴低压重油喷嘴燃烧器数量／个67586炉顶结构碱性吊顶同左同左同左

为改善阳极炉中金属/炉渣反响以及选择性氧化蒸发，研讨人员研讨了各种反响条件下最重要伴生元素的行为。此外，研讨人员也研讨了各种元素间的彼此反响，特别是与镍有关的反响随温度、元素含量和炉渣成分改动所发作的改变。    铜精粹用的物料除了铜元素之外，还含有其它多种元素，比方镍、铅、锡、锌和铁。铜精粹时，这些元素选用各种办法脱除，比方选择性蒸发和氧化以及电解精粹。简直一切火法冶金（大约占85%）产出的铜都要经过钢电解精粹，大多数二次铜的处理也是如此。电解精粹时，含有杂质的铜在阳极溶解，在阴极结晶出不含杂质的纯铜。时空产率（现在约为0.03t/m3）和单位能耗（约为0.4kwh/kg Cu）是电解精粹首要的要害方针。为了确保工艺出产的经济性，有必要使这两个操作方针优化到最大或许值。增大电流密度，就会遇到阳极钝化的问题，阳极钝化会构成电化学溶解简直中止。其成果是电流功率下降，电压降升高，单位能耗添加。因为需求重熔残极，很多的铜就不得不再次参加阳极炉内。阳极的钝化行为与化学成分有很大联系，伴生元素比方砷、铋、锑、铅、氧和镍的含量影响最大。在许多公司、特别是再生工厂，这些元素的脱除十分困难，因为原猜中或多或少地含有这些元素。为了经济地处理含铜废料，一般需求参加低档次物料。考虑到这些方面的要素，就肯定有必要进一步优化阳极炉的火法精粹。金属和炉渣间的行为和反响以及蒸发条件十分重要，这是因为这些条件直接影响精粹铜和阳极铜的成分，终究也影响了阳极泥的成分。     黑铜吹炼阶段以及随后的火法精粹阶段，一切的贱金属以及部分钢被氧化，然后产出各种金属氧化物含量较高的炉渣。金属氧化物含量以及氧势对炉渣的液相区有激烈的影响。现在，这些炉渣被返至竖炉处理，伴生元素要么积聚在烟尘中，要么转移至黑铜中。为了损坏几种元素的这种结束会议回路，并将它们从工艺中排走，应测验复原阳极炉和吹炼炉炉渣中的金属氧化物。复原进程日益重要，因为铜废料的质量不断下降，就肯定有必要进一步优化火法精粹工艺，以减小电解精粹负荷。此外，应特别注意的是，炉渣应均匀并且初度低，以确保较高的传质速度和反响速度。     一、阳极铜中伴生元素的行为     火法精粹假如没有彻底脱除伴生元素，阳极中就会构成各种化台物，引起电解精粹工艺的一些问题。阳极有多相合金，因为各种元素会构成固溶液及金属互化物。其间，Cu－Ag、Cu－Sb、Pb－Bi和Pb－Sb是典型的固溶液二元系统。Cu－Sb或Cu－Se是Sb和Se含量较高的金属互化物。图1为二次铜冶炼厂阳极中各相的行为。加有外框的相为产品，能够在阳极泥、电解液或阴极的方位处找到。    假如杂质是与铜基质别离的相，或许呈固溶液或金属间化物的形状，关于定性或定量的电化学溶解，就十分重要。机械搀杂的杂质是由杂质相悬浮在电解液中构成的。图2为电解液中阳极溶解进程的特性示意图。正是因为这种特殊的原因，火法精粹的优化就成为进一步研讨的首要方针之一。    二、热力学基础知识     （一）活度     金属氧化物的活度（aMO）是炉渣中相应金属溶解的驱动力。活度系数直接与溶解度成正比。亨利规律在铜中金属含量（M）和炉渣中金属氧化物（MO）的浓度低时有用。金属氧化物的活度系数是温度、氧势和炉渣成分的函数。温度对活度系数的影响见图3。表1  液态铜中的活度系数金属RTlnγM0[cal]γM0Fe（l）9300-0.41T15.95（1573K）Fe12.6Ni（l）23402.11（1573K）Pb（l）8620-2.55T4.37（1573K）Sn（l）-89000.058（1573K）Zn（l）-56400.165（1573K）     表1总结了液态铜中几种金属的活度系数值，图4为活度系数随温度发作的改变。    （二）分配系数     分配系数（方程1）描绘了炉渣和金属间伴生元素的散布，因而分配系数是金属提取功率的方针。       （1）     炉渣中不同的金属（比方Cu、Ni、Zn、Pb、Sn等）以氧化物的方法存在，如方程式2中的反响所示。方程式3为该反响相应的平衡常数。    （2）    （3）     假如铜中金属和炉渣中金属氧化物的行为遵守亨利规律时，分配系数就与 直接成正比。     （三）铜的伴生元素     有必要选用吹炼和精粹的办法从液态铜中脱除投入物料（废铜、泥浆、尘埃和炉渣等）中的杂质。     有必要差异伴生元素中：     氧化物的生成焓较高的贱金属，这些金属有必要分几步转移到炉渣中（比方Fe、A1、Si、P、Zn、Sn和Be）。     能够用铜部分复原的元素，这些元素经过堆集在半产品中或经过电解工艺别离。这些金属是除贵金属元素之外的元素，比方As、Sb、Ni和Pb，它们的氧化物的生成焓与铜附近。     应确保伴生元素不会分配在几个相中（金属、炉渣、烟尘），而是堆集在这些相的某一相中。     熔炼工艺中，含量最多的杂质至少要有部分转移至炉渣中或烟尘中。例外情况就是镍和可防止氧化的贵金属（Au、Ag、铂族金属）溶解在铜中，然后构成电解精粹中的阳极泥。     吹炼阶段，伴生元素经过选择性氧化，要么蒸发要么转至炉渣中。构成的吹炼炉渣再返至竖炉。因为这种做法，一切的伴生元素，要么从头循环，要么转移至后续工序。烟气也要进行净化，然后简直没有元素丢失。     伴生元素能够选用喷入空气或使用氧化渣的方法从铜中脱除。假如喷入空气，元素的氧化行为就取决于烟气流量和温度。锌和锡氧化后，液态铜的氧含量就继续添加，直至到达临界值，然后答应铅的氧化。     液态Cu-Pb-O金属相中，铅的氧化速度低于Cu-Zn-Sn-Pb-O相，标明氧化铅的活度系数（ ）在Cu20与Zn0和Sn0共存的炉渣中更低。     虽然添加流量能够使伴生元素的氧化速度更高，可是这种做发作更多的炉渣，然后构成更多的铜丢失。液态铜中的氧含量随温度的升高添加得十分敏捷。锌和锡的氧化反响是放热反响，温度升高会下降这些元素的氧化速度，而铅的氧化速度简直与温度无关。     火法精粹工艺最重要的方针是产出铜含量低和对伴生元素的氧化物吸附性高的炉渣。为了能够描绘各种元素的行为，有必要在热力学实验和核算中断定相应元素的活度和散布系数。     三、炉渣铜丢失     炉渣中，铜以夹藏金属液滴Cu0以及溶铜Cu+的方法存在。     （一）夹藏的金属铜     炉渣的物理性质，比方密度、表面张力和黏度，决议了夹藏的金属铜量。使金属液滴有满足的沉降时刻，或许削减炉渣中磁铁矿的含量下降炉渣黏度，就能够削减铜丢失。温度较高时，炉渣熔点和黏度的影响确实会消失，可是燃料耗费和加工成本会添加。从这种观念看，研讨的总体方针应该是确保在较低的工艺温度下取得较低的炉渣黏度。     夹藏的金属颗粒的沉降速度能够由斯托克规律预算出来。    （4） 式中，     v―沉降速度（m/S )     g―重力加速度（m/s2）    、 ―夹藏颗粒和炉渣的密度（kg/m3）     rD―夹藏颗粒的半径（m）    ―炉渣黏度（kg/m·s)     依据斯托克规律，小金属颗粒的沉降适当慢。向炉渣/金属中喷入气体，更多的金属就由气泡输送至炉渣中。上升的气泡覆盖了一层液态金属，气泡进入炉渣中时，这一层液态金属就会决裂。这就是为什么夹藏的金属量随流量而添加。湍动较大时，大颗粒的沉降也受到了阻挠。     （二）溶解的氧化铜     炉渣中氧化铜的含量首要取决于PO2，此外，也取决于温度和炉渣成分。     氧化铜依据如下的反响溶解在炉渣中。    （5）    （6）     平衡常数的温度依靠由方程（7)和图5所示的图形决议。    （7）    图6为铜含量和氧势的联系。关于铜在硅渣中的溶解，也能够使用亨利规律。CuO 0.5的活度系数显现了对炉渣成分的依靠。溶解度随SiO2和CaO的添加而减小。此外，CaO、Mg0和A1203参加SiO2饱满的铁橄榄石渣中会下降铜的溶解度。    方程（8)为亨利规律和铜的极限溶解度的成果：    （8）     铜的氧化物的活度系数能够依据方程（9)核算：    （9）     CaO-FeOx-Si02系中，Q为0.45～0.55且R为0.2左右时，能够取得 的较高值（最大为13）。     （三）铜的总丢失     铜的总丢失不只取决于炉渣中铜的溶解度，并且也取决于炉渣总量。炉渣总量则与炉渣中的铁含量直接成正比。假如铜以氧化物形状存在，则能够经过削减Si02含量的方法削减炉渣中的铜含量以及铁橄榄石渣中溶铜的总量。     熔炼和精粹时，能够经过如下办法削减铜丢失：     熔化结块时选用复原气氛（可是有必要彻底防止固体金属铁的构成）     精粹工艺选用氧化气氛，氧化性要尽或许低，可是要能够脱除杂质。     渣型应确保铜的溶解度低且铜的夹藏量少。     四、炉渣镍丢失     镍是铜的一种重要合金元素，是在参加二次物料时带入的。镍比铜更易氧化，在电解精粹进程中在电解液中沉积为硫酸镍脱除。     吹炼炉和阳极炉的炉渣参加竖炉中。经过竖炉的镍丢失适当低，约为0.5%。黑铜和吹炼炉渣中镍的含量最高。     炉渣中镍的氧化溶解反响如下所示：    （10）    （11）     五、实验     实验次数用软件MODDE 7.0核算。反响使用了复原剂的化学计量。核算时，假定炉渣中一切的有色金属氧化物（Cu00.5、NiO、Pb0、Sn0、Zn0）复原成金属，铁仍然留在渣中，可是应由FeO1.5复原成FeO。要得到精确的Fe/SiO2，就需求参加铁。此外，铁也用作为Zn、Pb、Sn、Ni和Cu的氧化物的复原剂，铁则被复原为FeO, FeO也能够经过复原FeO1.5得到。Fe/Si02和Ca0/Si02是这些实验中研讨的参数。所研讨的炉渣的成分参见表2。 表2  阳极炉炉渣的成分（%）（%）Cu28.500As0.016Fe6.9Ag0.035Pb4.9SiO211.0Sn3.1Al2O34.5Ni2.6MgO1.8Sb0.2CaO2.0     研讨是在感应炉中进行的。实验使用了一个高38毫米、直径32毫米、壁厚1毫米的坩埚。坩埚中参加阳极炉炉渣（表2)和几种添加剂（Si02、CaO、Al2O3、MgO、石墨）。每个实验的反响时刻为4小时。     4小时后，移走热电偶，坩埚在炉内冷却。     实验期间温度保持在1300℃，以研讨炉渣的黏度。实验证明，在这一温度时，较高的碱度添加了炉渣的黏度，然后又导致了炉渣中更高的金属含量。     实验首要重视镍（对电解有激烈的影响）和铜的行为。因为镍在阳极中的散布取决于凝结条件，因而镍在阳极截面上的散布会有很大的不同，然后又构成电解进程中的不同状况。图7为镍元素沿阳极截面的散布，这种散布是凝结条件的函数。能够看出，铜的初结晶是树枝状（图8)或球状（图9)十分重要。    图10为炉渣中铜和镍的含量，它们是Ca0/Si02和Fe/Si02的函数。有必要考虑到的一点就是，这些研讨是在1300℃的温度下进行的。因而，炉渣的黏度会影响反响以及液态金属的沉降。在工业实践中，在更高的碱度时，有必要考虑这些要素，以便得到黏度较低的炉渣。     能够依据方程（12)和（13)核算出研讨条件下的铜和镍的含量。    （12）    （13）     更高温度（1400℃）下的更多实验现已标明，元素的含量特别是铜的含量会明显下降。因为这一现实，在将来的实验中，温度也将成为可变的一个参数。虽然这种实践会添加能耗，可是却能够添加产值并改善伴生元素的造渣行为。     六、定论     因为投入物料质量下降以及接连添加时空产值的需求，就不得不优化一次铜工业和二次铜工业的火法冶金进程。选择性氧化和蒸发反响中，工艺条件的改变也改动了伴生元素的行为。就工艺条件的描绘以及进一步的研讨而言，对炉渣的黏度、温度和碱度的了解是十分重要的。研讨标明，温度是影响炉渣黏度的最重要的参数之一。     对终究的电解精粹工艺有问题的操作而言，铜二次冶金中火法精粹工艺的继续改善十分重要。各种元素会激烈影响电解精粹工艺，比方，它们会构成阳极的钝化，然后导致整个工艺的产值下降。更多的研讨应使得在使用低质废料时，产出能够在电解精粹工艺中使用不会受限的阳极铜。

反射炉熔池总深度一般为800～1200mm，其中铜锍层和炉渣层约各占二分之一。放渣口通常设在炉尾侧墙或端墙，间断性放渣。表1为反射炉熔池深度控制实例。 表1  反射炉熔池深度控制实例厂别炉床面积 m2总熔池深度 mm铜锍层厚度 mm炉渣层厚度 mm大冶217 2701200 1200450～550 550～700650～750 500～650①白银一冶2101200500～700500～700诺兰达3121016508508直岛一厂2971060660400①每班放渣不少于4次，每次一般不超过15min。 放渣温度约为1150～1250℃，放渣溜槽坡度约为12%。

重熔铝锭相关知识很多，让我们对它进行下介绍。  重熔铝锭   当前价格： 13.00元/kg     最小起订： 10kg    供货总量： 5624588kg    发 货 期： 7 天  种类  A00铝锭  产地  平阴 山东 福建南平 广西 江苏  牌号  1060.1050.3003.5052.6061.6063.  杂质含量  0.2%（%）  含量≥  99.7-99.8%（%）铝锭分类铝锭按成分不同分重熔用铝锭、高纯铝锭和铝合金锭三种：按形状和尺寸又可分为条锭、圆锭、板锭、T形锭等几种，下面是几种常见的铝锭； 　　重熔用铝锭--15kg，20kg（≤99．80％Al）： 　　T形铝锭--500kg，1000kg（≤99．80％Al）： 　　高纯铝锭--l0kg，15kg（99．90％～99．999％Al）； 　　铝合金锭--10kg，15kg（Al--Si，Al--Cu，Al--Mg）； 　　板锭--500～1000kg（制板用）； 　　圆 锭--30～60kg（拉丝用）。主营产品为电解重熔铝锭及其深加工产品,其中电解铝产能11.5万吨,铝的深加工产能4万吨。 *ST关铝4月20日公布的年报显示,当年关铝股份营业总收入17.79亿元,同比下降28.11%;净利润亏损7.12亿元,亏损扩大42.99%;每股收益-1.09元。重熔用铝锭是电解铝企业的主要产品，也是铝及铝制品深加工行业的主要原料，其质量的好坏将直接影响到下一步深加工产品的质量。本文针对重熔用铝锭生产的实际情况，从原铝的排包、配料，以及大K的处理等方面详细的论述了提高重熔用铝锭质量的方法，具有一定的指导意义．近日从中国质量协会公布的2009年度有色金属产品实物质量认定结果中获悉,云南铝业股份有限公司申报的重熔用铝锭、铸造铝合金、电工圆铝杆、铝及铝合金板带材4个主导产品,荣获国家有色金属产品实物质量“金杯奖”,标志着云铝公司4个主导产品达到国际同类产品实物质量水平。通过了解重熔铝锭的知识，我们才可以掌握其真正的价值，你可以登陆上海有色网查找更多的信息。 

1、 确定计算用的长度单位 　　2、 计算铝板的体积 V=长度*宽度*厚度 　　3、 计算铝板的重量G=2.71(铝的比重)*体积 　　铝板的材质份很多牌号：1001，,1002,1003等等之类，每种价格都不一样，常用的铝板是1060。 　　铝板理论计算公式：W=密度x厚x宽x长 如：长1米 *宽800mm*厚度3.0mm的铝板重量多少? 　　W=1000*800*3=2400000(mm³)=2400(cm³), 2400*2.71g=6504g=6.5公斤 　　长1米 *宽800mm*厚度3.0mm的铝板重量为6.5公斤。

一、虹吸式铜锍放出口 如上所述，白银和大冶熔炼反射炉均采用了虹吸式放铜锍方式，其结构见图1。参数见表1。图1  虹吸式铜锍放出口结构图 1－；虹吸口2－反射炉侧墙；3－虹吸池；4－反射炉；5－虹吸池立杆及拉杆；6－虹吸池外壳；7－铜锍放出口；8－虹吸池烟道口 表1  我国工厂铜熔炼反射炉虹吸式放铜口结构参数表厂别炉床面积m2放铜锍量t／d熔池深度m每放一包铜锍炉内液面下降高度mm虹吸池液面最大深度m虹吸池液面最下深度m虹吸池尺寸m虹吸口尺寸mm虹吸池中心线距后端墙外壁m虹吸池铜锍放出口下沿距虹吸池底高度 m辅助洞眼放铜锍个数个白银一冶210550～6000.95～1.15～60①0.960.74长2.23 宽1.35 高1.01宽150 高3306.5050.742大冶270500～5500.9～1.2～60①～1.00.77长2.585 宽1.790 高0.810宽150 高3300.7263①这是生产现场的实测数字。由于熔池内有料堆及结块，液面波动量不能按熔池几何尺寸计算。 二、铜锍口打眼机 美国圣·马纽尔厂1号和3号熔炼反射炉采用打眼放铜锍方式，安装了3台FDG－2型铜锍口打眼机（见图2），基本上能够防止跑铜事故。该机的设备功率为22.35kW，，液压系统压力位10340kPa，可产生10230N的力，把泥塞堵入正在放铜锍的铜锍口。可贮存21.3cm3的泥，足以满足消耗泥量的要求。如果铜锍口冻结时间不长，用该机上的钻头（680r／min）很容易将铜锍口打开或将口内泥塞钻掉，以便再用氧化烧化冻结的铜锍。图2  圣·马纽尔厂FDG－2型铜锍口打眼机示意图

一、粉煤 我国铜熔炼反射炉均采用粉煤作燃料，有时辅以少量重油，厂内均设有原煤贮存和粉煤制备系统。表1为熔炼反射炉对粉煤的一般要求。表2为粉煤成分实例。 表1  熔炼反射炉对粉煤的一般要求粉煤发热量 kJ／kg挥发分 %灰分熔点 ℃灰分 %水分 %粒度 mm＞25200＞25＞1200＜15＜1.580%～85% －0.074 表2  粉煤成分实例厂别发热量 kJ／kg固定碳 %挥发分 %灰分 %水分 %灰分成分%SiO2FeCaOMgOAl2O3大冶26880～2772057～6025～30151～2431312大冶27300～2814058～6229～328～121～1.538.1316.60.782.4532.22白银一冶28140～3066058～6220～2513～15＜1芒特艾萨296106221.316.535.357.38.71.30.218.8 二、重油 重油具有发热量高（达40000～46000kJ／kg）几乎可以完全燃烧而无灰烬以及容易用管道输送等优点。但厂内需设置重油贮存及输油管路系统。表3为铜熔炼反射炉对重油的一般要求。表4为我国几种不同油种的组成及发热量实例。 表3  铜熔炼反射炉对重油的一般要求表可燃物的元素组成 %CHO＋NkJ／kg83～8411～140.5～2.040000 表4  我国几种不同油种的组成及发热量实例油料元素组成 %kJ／kgCHONSAH2O大庆重油86.4712.740.290.280.210.010.240000胜利重油85.9711.970.620.341.000.041.341000锦西石油五厂重油86.8511.540.960.570.1641000南京炼油厂200号重油86.5612.70.50.50.441000胜利渣油85.3312.070.970.591.100.040.141000 三、天然气 熔炼反射炉采用天然气供热具有以下优点： （一）发热值高，可达42MJ／m3，没有灰分。 （二）输送简便。 （三）使用方便，容易控制和调节。 （四）价格便宜 （五）熔炼指标较好，炉子耐火材料消耗较少。 表5为我国几处产地的天然气组成及发热量实例。 表5  我国几处产地的天然气组成及发热量实例产地天然气的平均成分 %kJ／kgCH4C2H6C3H8C4H10CO2＋H2SCOH2N2不饱合烃四川自贡96.670.630.261.640.130.071.3036000四川威远97.780.640.151.640.030.090.0236000四川隆昌95.841.500.411.700.020.100.920.0736000四川邓关镇97.081.060.260.350.030.140.581.1036000辽宁热河台99.561.100.100.100.0236160辽宁黄金带95.131.462.192.190.1238600四川自流井 （纯气田）906.50.53.037800四川某地 （纯气田）97.20.70.21.10.10.7四川南充 （与石油伴生）88.596.062.021.540.20.071.460.0639460辽宁盘锦84.368.865.542.1842600卧龙河3号井93.100.050.311.4335000

在反射炉熔炼过程中，由于条件复杂，炉料中各种金属和元素的分布情况只能是一种趋向。 某厂处理含Cu 10.6%、As 0.102%、Sb 0.025%和Bi 0.01%的焙烧矿时，约有62.8%的砷与57.8%的锑进入炉渣，有20.2%的铋进入烟尘。 炉料中的贵金属（金、银和铂族元素）、钴和镍等几乎全部进入铜锍中，表1为一般熔炼炉元素的分布情况。 表1  一般熔炼炉元素的分布情况表元素分布 %铜锍炉渣挥发①金银、铂族元素991锑305515砷355510铋101080镉601030钴955铅301060镍982硒4060碲4060锡105040锌405010碱金属、碱土金属和铝、钛100①不包括从炉子吹出的固体烟尘损失。 大冶于1984年8月进行了一次考察并进行综合分析，其结果见表2。表3为各种元素在反射炉熔炼过程中的分布实测资料。 表2  大冶反射炉熔炼过程11个元素的分布表项目单位CuZnCdAsPbBi入 炉 物 料炉料组成，% t／d17.78 163.0870.47 4.3110.0038 0.0350.3215 2.9490.09 0.8260.0795 0.7292转炉渣组成，% t／d1.748 6.8020.59 2.2960.0026 0.01010.227 0.8830.058 0.2260.0185 0.072粉煤组成，% t／d0.0086 0.0170.0064 0.0130.301 0.002微0.0037 0.00740.0024 0.0048合计t／d169.9066.620.04713.8321.05940.806出 炉 物 料铜锍分布，% t／d96 163.14348.66 3.22161.57 0.02928.55 1.094274.29 0.78764.42 0.5192炉渣分布，% t／d1.2 2.048450.91 3.3725.48 0.01228.96 1.1119.91 0.21120.47 0.165粗烟尘分布，% t／d0.66 1.12120.35 0.02320.85 0.00040.58 0.02210.56 0.00590.56 0.0045电收尘 器烟尘分布，% t／d1.2 1.9942.86 0.189913.7 0.00634.41 0.16898.78 0.09313.97 0.1126放空尘分布，% t／d0.06 0.11140.160 0.01060.85 0.00040.25 0.00940.49 0.00520.78 0.0063烟气分布，% t／d37.25 1.4271合计分布，% t／d99.12 168.4186.81470.04813.8321.10210.8076误 差绝对 相对t／d %－1.488 －0.880.1947 2.940.001 2.1230 00.0427 4.030.0016 0.2项目单位SFCoInSn合计入 炉 物 料炉料组成，% t／d19.21 176.2040.0279 0.2560.0693 0.2560.00085 0.00780.0163 0.1495917.25转炉渣组成，% t／d1.23 4.7860.0049 0.01910.14 0.5450.0017 0.00660.011 0.0428389.13粉煤组成，% t／d1.785 3.5660.008 0.0160.0014 0.00280.00013 0.000260.00015 0.0003199.79合计t／d184.5560.29111.18380.014660.19261506.17出 炉 物 料铜锍分布，% t／d73.22 135.1369.962 0.02960.15 0.71260.17 0.008943.47 0.08374558.25炉渣分布，% t／d3.25 5.99341.223 0.1235.45 0.419631.58 0.0046337.74 0.0727660.79粗烟尘分布，% t／d0.21 0.39730.275 0.00080.388 0.00460.54 0.000080.26 0.00058.33电收尘 器烟尘分布，% t／d0.25 0.45470.893 0.00260.658 0.00782.39 0.000355.187 0.0121.65放空尘分布，% t／d0.014 0.02540.034 0.00010.034 0.00040.14 0.000020.310 0.0006烟气分布，% t／d23.056 42.550.7613 0.1386合计分布，% t／d184.5560.29111.14440.013980.1675误 差绝对 相对t／d %0 00 0－0.0394 －3.32－0.00068 －4.64－0.0251 －13.032表3  各种元素在反射炉熔炼中的分布实测资料表名称加入产出混合干精矿转炉渣筛炉渣②合计铜锍水碎渣数量 t15058.75410201.619321.16825581.54613150.92410929.406Co①含量 t11.44522.4441.34935.23832.2727.978分布 %100～92Ni含量 t7.2885.1010.28912.61811.795微分布 %10093.48Pb含量 t17.0165.2030.20222.42114.9415.355分布 %10066.6423.88Zn含量 t24.39540.2961.78966.4839.5825.466分布 %10059.2438.31In含量 kg204.94163.2265.781409.947196.58992.900分布 %10047.9522.66Ge含量kg42.16512.2420.35354.76013.10613.115分布 %10023.9323.95Se含量kg421.64561.2102.569485.424235.96776.506分布 %10048.615.76Te含量kg225.88166.3102.881295.082183.48387.435分布 %10062.1829.63Ga含量kg97.8240.8060.642139.3313.10676.506分布 %1009.4154.91Au含量kg70.776微72.08372.083无分布 %100100Ag含量kg1069.172105.0771174.2491114.0130.602分布 %10094.872.61①Co在产品中的含量超过入炉总量，有误； ②筛炉渣系转炉造渣期的最后一次渣。

针对某铜矿尾矿库堆存的老尾矿铜氧化率高及部分硫化铜表面存在不同程度的氧化等特点,采用表面处理与活化及高效捕收剂浮选技术强化表面(半)氧化硫化铜浮选。闭路试验获得了铜品位12.02%、含金9.02g/t、含银82.72 g/t、铜回收率51.22%、金回收率54.72%、银回收率23.87%的铜精矿。

反射炉的主要原料是生精矿或焙烧矿，也有将两者混合的，视铜精矿品位和含硫成分而定。 我国大冶和白银一冶原设计均采用流态化焙烧炉进行铜精矿半氧化焙烧，建成后，因铜精矿成分发生变化以及运送焙烧矿发生困难等原因，大冶改用生精矿直接加入反射炉熔炼，白银一冶则将部分铜精矿在焙烧炉进行全氧化焙烧，产出焙烧矿与生精矿混合后加入反射炉熔炼，至1980年，该厂以“白银炼铜法”取代了反射炉熔炼，遂亦不用焙烧炉。 但随着高效率流态化焙烧的发展，近年来，反射炉熔炼焙烧矿又有回升的趋势。与熔炼生精矿相比，可以节约燃料约30%～50%，提高床能率达50%，减少烟气中二氧化硫污染环境的程度，同时，转炉的粗铜生产率也略有提高。 美国麦吉尔厂原为反射炉熔炼焙烧矿，后改为熔炼生精矿。表1为该厂熔炼生精矿与焙烧矿的原料与产品成分实例。 表1  原料与产物成分实例  %原料与产物CuSFeSiO2CaOMgO原料生精矿 焙烧矿11.4 20.434.6 7.230.6 28.05.6 31.9铜锍熔炼生精矿 熔炼焙烧矿30.0 48.0炉渣熔炼生精矿 熔炼焙烧矿0.3 0.4335.4 29.238.0 41.43.8 7.36.8 9.1转炉渣熔炼生精矿 熔炼焙烧矿2.85 4.54.71 48.024.2 21.0注：熔炼焙烧矿时，反射炉渣含SiO2达41.1%，这是为了减少从焙烧矿中带入的大量磁性氧化铁的影响。 一、铜精矿和焙烧矿 表2为美国莫伦西厂铜精矿物相分析。我国白银一冶铜精矿的物相分析实例见表3。表4为铜精矿化学成分实例。 表2  莫伦西铜精矿物相分析  %Cu2SFeS2Fe2O3石英石硅酸盐28.7359.60.334.147.17 表3  铜精矿（100㎏）中铜的物相分析实例CuCuFeS2 （原生铜）Cu＋Cu2S （次生铜）CuO㎏%㎏%㎏%㎏%16.821007.66945.608.97553.450.1560.95 表4  铜精矿化学成分实例  %产地CuFeSSiO2CaOMgOAl2O3PbZnAsAu，g／tAg，g／tH2O大冶18.7426.5127.589.773.195.351.480.220.90.4白银一冶13.4431.133.945.83.920.540.640.344.00.0811.3176.9莫伦西23.028.037.07.30.11.98.25弗林·弗朗12.4431.034.38.430.763.20.550.724.270.169.15125.6加斯佩28.028.029.07.03.01.01.20.40.933124.4现在世界各铜冶炼厂所处理铜精矿品位有越来越高的趋势，大多数均在25%以上，这对改善各项技术经济指标（参见表5）、发挥设备能力、减少投资、充分利用矿产资源、减少运输费用、节约能源控制污染等方米昂均有很大好处。而我国铜精矿品位达25%的较少，应研究改进提高。 表6为焙烧矿化学成分实例。 表5  大冶厂生产中精矿品位与主要技术经济指标的关系表项目精矿品位  %铜精矿品位每提高1%的影响  %101214161820222428日产量，t铜／d79.7294.73109.48124.04138.25152.19166.42179.36205.55年产量，t铜／d268642192436893418024659151289560856044569269＋（4～12）冶炼回收率  %96.2796.6196.7496.8496.9897.1097.1697.2997.46＋（0.03～0.3）劳动生产率， t铜／（人·a）22.2426.4330.5434.6038.5742.4646.4350.0457.34＋（4～12）材料消耗： 煤，t／t铜 电，kW·h／t铜2.89 12402.43 10432.10 9031.86 7971.67 7151.51 6491.38 5941.28 5511.12 481－（3～9）加工费，元／t铜516.99435.06376.46432.25298.1270.8247.64229.8200.5－（3～9）管理费，元／t铜108.1090.9782.7269.4762.3356.6221.7848.0541.92－（3～9） 表6  焙烧矿化学成分实例  %厂   别CuFeSSiO2CaOZnAl2O3白银一冶17.62 14.8737.89 37.231.80 4.585.50 5.903.17 4.803.35 1.85道格拉斯厂 （加拿大）8.027.314.125.74.903.1注：白银焙烧矿系氧化焙烧产品，道格拉斯厂焙烧矿系半氧化焙烧产品。 铜精矿所含脉石和有害杂质应符合YB112－82部颁标准的要求。 铜精矿和焙烧矿随着化学成分和物相组成的不同，其熔化温度相差甚大，在很大程度上影响反射炉的燃料率和床能率。表7为铜精矿和焙烧矿的熔化温度实例。 表7  铜精矿和焙烧矿的熔化温度实例名称化学成分  %熔化温度℃CuFeSSiO2CaOZn白银铜精矿13.7531.1337.956.604.293.65980中条山铜精矿16.3725.3026.9816.203.092.401350铁山铜精矿13.2138.7638.061.980.67960铜录山铜精矿11.5740.431.5513.481.211350白银焙烧矿17.62 14.8737.89 37.231.80 4.585.50 5.903.17 4.803.35 1.851250 1250 二、熔剂和返回物 熔炼反射炉的溶剂有石英石和石灰石等，一般要求粒度不大于3～6mm，石英石含SiO285%～90%以上，石灰石含CaO50%以上，若采用含金石英石作溶剂，由于可回收其中之金，则含SiO2可在70%以上。表8为大冶溶剂成分实例。 表8  大冶溶剂成分实例  %名称SiO2CaOFeAl2O3Au，g／tAg，g／t石英石920.250.75～6含金石英石61.87 852.11 36.73 49.016.86 12.6337.30石灰石4481加入熔炼反射炉的返回物有烟尘和转炉渣等。 返回的烟尘主要是反射炉本身产出的，也有转炉的烟尘。一般是将块状烟尘破碎到3～6mm，与铜精矿配料后加入反射炉。若烟尘中特别是转炉烟尘中含有其它有价元素，应单独处理回收。 表9为反射炉烟尘成分实例。 表9  反射炉烟尘成分实例液体转炉渣是否返回反射炉应视具体情况而定。由于其中含有较多的磁性氧化铁，有时还含有钴镍等有价元素，并助长炉结的生成。故有的工厂将转炉渣单独选矿或用其它方法处理，不返回反射炉。但反射炉熔炼生精矿时，返回转炉渣有较好的助熔作用，也可以调整渣型，增加渣含二氧化硅成分。表10为转炉渣成分实例。表10  转炉渣成分实例  %厂别CuFeSSiO2CaOMgOAl2O3ZnFe3O4Au g／tAg g／t大冶2.9648.992.1820.32.050.782.130.52大冶1.2651.752.6225.565.513.66白银一冶1.4147.51.925.340.9812～15弗林·弗朗3.2138.60.624.00.60.53.98.71.8724.1莫伦西5.745.02.027.43.0直岛一厂3.0448.380.7219.440.413.46芒特艾萨2.850.922.40.400.41.3Pb1.52澳大利亚亚芒特，艾萨厂从1971年起，将一部分转炉渣不返回反射炉而用浮选发处理，提高了反射炉床能率和炉料中精矿对溶剂的比例，铜的损失相应减小并减少炉底结瘤的生成。（见表11） 表11  转炉渣返回数量对反射炉的影响转炉渣返回率%铜锍品位%反射炉渣中铜损失转炉渣选矿尾矿中铜损失Kg／t粗铜10036.116.3076.134.19.57.3041.05.06.2

含金矿石浮选的首要特点是浮出金(在矿石中金的含量是很少的)，特别是收回存在于毒砂或黄铁矿颗粒中的金，可把它们选到硫化物精矿中。浮选所得含金硫化物精矿，假如能用氛化物浸出，则在细磨后进行帆化浸出;假如不能氛化，则有必要经过烙烧或冶炼处理。 一般来说，在下列悄况下含金矿石有或许选用浮选。 ①金与硫化物严密共生。 ②金并不是大部分与硫化物共生。但矿石中含有满足量的硫化矿藏能确保取得安稳的含金硫化物矿化泡沫。 ③矿石不含有硫化物，而含有很多的氧化铁(如铁帽)，这时矿石中所含的储石泥起了泡沫安稳剂的作用。 ④矿石中不含有硫化物或氧化铁。但含有易浮且能够使泡沫安稳的矿藏(如绢云母)。 ③纯的石英质金矿石预先与硫化物矿石混合后;或增加硫化矿藏((3%);或在增加恰当的药剂后可构成安稳的泡沫. ⑥用浮选法收回矿石中的首要有价组分(铜、铅、砷等)后，尾矿再进行氛化处理。 黄药、黑药是金的有用捕收剂. 石灰、像化物、是金的按捺剂。 的作用是溶解矿藏表面构成的疏水性黄原酸金，使其遭到按捺. 的作用首要是下降黄药在矿藏表面的吸附量。对某些轻度氧化的硫化矿石，加人会下降金的收回率;但对激烈地被氧化了的硫化矿石，增加对进步精矿质量与收回率是有利的. 混合运用捕收剂能够改进浮选作用，进步泡沫产品中有用矿藏的收回率与浮选速度，并下降捕收剂的用量。高档与初级黄药混合运用，可使刚开始氧化的含金硫化物的浮选有所改进.在浮选天然金时，选用按必定份额的两种捕收剂混用，其成果比独自运用其间任何一种捕收剂所得的成果都要好。特别是矿石中含有难浮的硫化物时，混合用药显得更为重要。混合运用捕收剂的作用作用随其间一种捕收剂的烃链长度的增加而进步。 另据报道，在用黄药浮选硫化矿(Cu, Pb)进程中，增加非极性油，如锭子油、高压器油、工业润滑油及原油等，能强化浮选进程，并明显地进步浮选工艺目标。这明显可解释为非极性捕收剂能改进矿粒向气泡附着的条件，然后进步分选作用。

现在，从硫化铜矿中提铜所选用的办法首要是火法冶炼，特别是以黄铜矿为首要矿藏成分的硫化矿选用传统的选冶工艺仍是最合理的挑选。可是，火法炼铜对铜精矿的档次和杂质含量都有严厉的要求，不能独自处理档次低或杂质不合格的铜精矿。一同，该法存在着出资大、本钱高和污染严峻等缺点，使其难以推广使用。因而，研讨出一种高效、环保，并且能够归纳收回金银铜硫等元素的湿法冶金工艺具有十分重要的现实意义。     针对原矿的特殊性质，本研讨选用低温低压浸出铜，浸出液萃取提取铜，从浸铜渣中收回及提取金银的归纳收回金、银、铜和元素硫的湿法冶金工艺。与传统炼铜工艺比较，该工艺无需对硫化矿进行焙烧，既克服了的污染，又免去了焙烧作业和制酸工程，一同金、银、铜和硫的归纳收回率较高，有着明显的经济效益。     一、矿样性质     原矿判定成果标明，金首要赋存在黄铜矿、磁黄铁矿、含铋硫酸盐中，部分金还以次显微金的方式赋存在各类金属矿藏中，归于难处理的多金属含金矿石。     表1的多元素化学分析成果标明该矿中金、银和铜含量较高，应该作为有价金属进行收回；该矿样含硫较高而钙镁含量较低，归于典型的酸性矿样。 表1  矿样的多元素化学分析成果(质量分数)/%Au1）Ag1）CuTFeFe(II)SSiO2Al2O3MgOCaO46.2585.6913.6828.1611.7426.3315.706.050.740.38Na2OK2OTiO2ZnAsSbNiMnPbLOSS0.380.770.300.130.100.060.020.020.0116.33     1)单位为g/t。     二、实验     （一）基本原理     操控必定的温度和压力，首要载金矿藏——黄铜矿(CuFeS2)、黄铁矿(FeS2)等金属硫化物矿能够被氧化，铜和铁等贱金属能够溶于硫酸溶液中。矿藏中首要元素在浸出液及浸铜渣中的详细散布方式如下：铜基本上悉数以硫酸铜存在于浸出液中，渣中铜操控得尽量少并且以黄铜矿存在，然后确保下一步金银化浸出的顺利进行；大部分硫被氧化为单质硫(S0)存在于渣中或以黄铁矿方式存在于渣中未被氧化，少数被氧化为硫酸；少数铁以二价或三价铁离子存在于浸出液中，大部分以Fe2O3或黄铁矿等方式存在于渣中。首要的化学反响如下： CuFeS2＋2H2SO4＋O2==CuSO4＋FeSO4＋2H2O＋2SO FeS2＋H2S04＋0.5O2==FeS04＋2SO＋H2O 4FeSO4＋2H2S04＋O2==2Fe2(SO4)3＋2H2O Fe2(SO4)3＋3H2O== Fe2O3＋3H2S04     （二）实验办法     热压浸出在FCH型2L拌和衬钛高压釜中进行。将矿样和浸出剂按必定的液固比首先在烧杯中浆化，然后将其倒入高压釜中加盖密封，通入部分氧气，边拌和边升温，当温度升至要求时将氧气补充到必定的氧分压并计时，反响完毕后通水冷却降温，矿浆固液别离后，渣样烘干后与液样一同送检测。     三、成果与评论     （一）热压浸出实验     吉林某矿山的浮选铜金精矿是一种含铜较高的铜金混合精矿，常温常压下，将矿样直接酸化浸铜，硫酸浓度为110g/L时，铜的浸出率大约只要12%。原矿直接化，即便用量高达20kg/t时，金和银的化浸出率仅分别为56.32%和8.65%。     热压预氧化进程首要是为了将金银的载体矿藏结构损坏，并将黄铜矿中铜以液相方式浸出，有利于后续萃取提铜、化提取金银及溶剂收回元素硫。热压浸出实验先后调查了矿样粒度、氧分压、开始酸度、开始NaC1浓度、浸出时刻和浸出温度对铜和铁浸出率的影响。     实验固定条件：矿样粒度－0.044mm90%，液固比5：1，开始 (H2SO4)=91.5g/L，开始 (NaC1)=20g/L，氧分压0.60MPa，浸出温度110℃，浸出时刻3h，拌和速度750r/min。     1、矿样粒度对铜铁浸出率的影响     图1示出了矿样粒度对铜铁浸出率的影响。从图l能够看出，矿样粒度对铜浸出率影响较大。粒度减小，铜浸出率明显进步。而粒度对铁浸出率影响比较小。因而矿样越细，关于铜的浸出越有利。归纳考虑本钱要素，矿样粒度－0.044mm(－325目)90%最佳。    2、氧分压对铜铁浸出率的影响     图2示出了氧分压对铜铁浸出率的影响。图2标明，氧分压较低时(＜0.45 MPa)，铜的浸出率跟着氧分压的添加明显进步。其原因是硫化矿在高压反响釜中的浸出涉及到固、液、气三相体系，假如要加速硫化矿的氧化，就要增大氧气在液相中的溶解度。当氧分压为0.45 MPa时，反响的供氧量已满足，这时氧化反响的动力学由扩散操控转变为化学反响操控，再持续添加氧分压对铜的浸出率影响不大；一同铁的浸出率在氧分压为0.45MPa邻近有一最低值，考虑到铁在溶液中的溶解度太高对后续铜的萃取晦气，因而选定最佳氧分压为0.45Mpa。    3、开始酸度对铜铁浸出率的影响     图3示出了开始酸度对铜铁浸出率的影响。从图3能够看出铁的浸出率随酸度添加而明显添加，但铜的浸出率添加缓慢。这是由于在低酸度时，三价铁简略水解并以Fe2O3等方式沉积于渣中；高酸度时，铁以FeSO4方式溶于溶液中。因而进步酸度，虽可添加铜的浸出率，但铁的浸出率进步得更快。别的，酸度过高，对设备原料的要求添加，一同滤液酸度也相应进步，对后续对铜的萃取也晦气。归纳考虑以上要素，挑选初始酸度为90g/L左右。    4、开始NaC1浓度对铜铁浸出率的影响     图4是开始NaC1浓度对铜铁浸出率影响的联系图。图4标明，氯离子浓度增大，铜的浸出率添加，而铁的浸出率下降。氯离子有利于三价铁的水解，然后使铁的浸出率下降。一同铁的水解，添加了溶液中硫酸的浓度，有助于黄铜矿的进一步溶解，然后使铜的浸出率添加。但进步盐浓度对设备的原料要求相应添加，因而挑选NaCl初始浓度为20g/L。    5、浸出时刻对浸出率的影响     浸出时刻对浸出率的影响见图5。图5标明，在浸出时刻为2.5 h时，铜的浸出率已到达较高值；再添加浸出时刻，对铜及金银的浸出率影响不大。但浸出时刻过长，会使出资费用和运转本钱添加。    6、浸出温度对铜铁浸出率的影响     图6为浸出温度对铜铁浸出率的影响曲线。从图6中能够看出，温度升高，铜的浸出率添加。当浸出温度较低时(90～100℃)，铜浸出率较低，当温度进步到l1O℃，铜浸出率可达90%以上。这是由于升高温度能够加速反响速度，缩短浸出时刻，在相同的反响时刻内进步浸出率。鉴于浸出进程的复杂性，浸出的最佳温度只能由实验来断定。在90～120℃温度升高，铁浸出率改变不大；超越120℃，铁浸出率添加较快。一同，单质硫易于熔融结块，然后阻止反响的进一步进行。坚持浸出温度为110～115℃左右，既可坚持较高的铜浸出率和较低的铁浸出率，又可进步反响速度，添加单位时刻设备的处理量。    （二）铜的萃取     为了使萃余液能很好的坚持H2SO4和NaCl浓度，削减闭路循环中热压浸出体系H2SO4和NaCl的耗量，选用浸出原液直接进行铜的萃取实验。通过条件实验，断定选用的萃取工艺为：三级萃取二级反萃一级洗刷，萃取剂为Lix984N，浓度为20%，比较O/A为2/1，混合时刻为3min，洗刷液用硫酸浓度为5g/L的水溶液。此刻的萃取率到达96.5%以上，萃余液中的H2SO4和NaCl浓度能得到很好的坚持，到达热压体系循环运用的要求。     （三）金银化浸出     浸铜渣中Ag、Cu的档次较高(63.2g/t、0.57%)，合适选用全泥化锌粉置换工艺。浸铜渣直接选用炭浆法化，即便参加量为20kg/t，金的浸出率只要80%左右。分析余液中的铜离子溶度，可到达0.8～1.5g/L。阐明反响进程中，生成了可溶性的铜络离子。为了进步金银的化浸出率及下降用量，选用法。法的特点是用NH3-CN-混合溶剂浸出，能够进步金的浸出率，下降的耗费。     通过条件实验，断定选用的化条件为：矿浆浓度为40%、NaCN用量为8.0 kg/t、NH4HCO3用量为75kg/t、化时刻为16 h。此刻，金、银、铜的浸出率分别为98.3%、82.7%、98.1%。此刻，金、银的浸出率分别为98.3%、82.7%。     （四）的收回     热压酸浸后浸铜渣含有很多的元素硫(18.O3%)，在收回金银铜的一同，研讨的收回技能，不只能够充分使用硫资源，并且能够下降的耗量。通过浮选法、化学法、热过滤法和溶剂溶解法等多种工艺的归纳比较，最终断定选用火油溶解来收回浸铜渣中的元素硫。通过两段火油溶解，单质硫的收回率可达99.2%，并且得到的纯度可达97%以上。脱硫渣通过洗刷晒干后，进行化，在确保金银收回率的前提下，的用量能够进一步下降到5kg/t。     四、定论     选用低温热压浸铜工艺，设备原料要求较低，出资较小，操作流程简略，结合传统的萃取－电积工艺和全泥化工艺，能够对其间金、银和铜进行有用收回。使用火油溶解来收回单质硫，收回率高，纯度高，火油能够重复运用，收回本钱低，并且能使后续的耗量下降，具有很高的经济价值。因而，含铜金精矿选用热压浸铜，火油收回，化浸出金银，工艺可行，金、银、铜和硫的归纳收回率高，出资省，见效快，为中小矿山直接出产铜和金银供给一项可行的新工艺，有着宽广的工业化使用远景。

重熔用精铝锭是一种投资者较为关注的一个信息，让我们来了解下。重熔用精铝锭是生产铝制品的主要原料，是一种质量轻、耐腐蚀、易导热导电、可延展、能循环使用的绿色环保型金属材料，广泛应用于建筑、电力、包装、交通运输和日用消费品等多个行业。1 范围本标准规定了重熔用精铝锭的要求、试验方法、检验规则及包装、标志、运输、贮存本标准适用于二层液电解法生产的重熔用精铝锭。2 引用标准下列 标 准 包含的条文，通过在本标准中引用而构成为本标准的条文。本标准出版时所示版本均为有效。所有标准都会被修汀，使用本标准的各方应探讨使用下列标准最新版本的可能性GB /T 6 9s7，1一6987.21一1986 铝及铝合金化学分析方法GB /T 6 987，22一6987.23一1987 铝及铝合金化学分析方法GB /T 6 铭7.24一1988 铝及铝合金化学分析方法GB /T 7 999一1987 铝及铝合金的光电光谱分析方法GB /T 1s 7o 1987 数值修约规则YB /T o 25一1992 包装用钢带3 外观精铝 锭 应 无积渣、无裂纹、无飞边。允许有浇铸冷却凹面4 化学成分的仲裁分析方法重熔 用 精 铝锭的化学成分分析方法可按GB/T6978.1一6987.24或GB/T了999的规定进行化学成分仲裁分析方法按GB/T6987.1一6987，24的规定进行 表面质量检验方法重熔用精铝锭的表面外观质量用目视检查 重熔用精铝锭1、性能与特点：　　铝是一种轻金属，其化合物在自然界中分布极广，地壳中铝的含量约为8％（重量），仅次于氧和硅，居第三位。在金属品种中，仅次于钢铁，为第二大类金属。采用氧化铝-冰晶石通过电解法生产，铝锭进入工业应用之后有两大类：铸造铝合金和变形铝合金。铝的密度小、强度高、导电导热性好、耐蚀延展性良好、易加工。2、用途：　　应用范围十分广泛，用于轻工、电力、电气、电子、汽车、机械制造、建筑、包装等行业。3、重熔用铝锭化学成分执行标准为GB／T1196-2002。4、重熔用铝锭按化学成分分为六个牌号：Al99.85、Al99.80、Al99.70、Al99.60、Al99.50、Al99.00。铝是一种银白色金属，在地壳中含量仅次于氧和硅排在第三位。铝的密度铝锭小，仅为铁的34.61%、铜的30.33%，因此又被称作轻金属。铝是世界上产量和用量都仅次于钢铁的有色金属。铝的密度只有2.7103㎏/m3，约为钢、铜或黄铜密度的1/3左右。由于铝的材质轻，因此常用于制造汽车、火车、地铁、船舶、飞机、火箭、飞船等陆海空交通工具，以减轻自重增加装载量。铝在军工中也有广泛应用。 　　 如果你想更多的了解关于重熔用铝锭的信息，你可以登陆上海有色网进行查询和关注。 

废铝炉有很多规格和类型，在这里我们对废铝炉作一下简单的介绍。熔池式熔化炉：主要用于铝厂，对电解铝锭和废铝进行混合熔化，单位能耗低，余热回收利用率高，元素烧损低，污染物排放低，操作方便，使用寿命长，熔化率高，熔池容量大。双室式废铝回收熔化炉：不需要添加熔盐，不需要对废料进行处理，能源消耗低，熔化率高，操作安全，带有或没有铝液强制循环系统。连续铸造机：用于铝挤压锭、轧制锭生产，铸造坑内装有两个T形液压驱动铸造平台，两台集水泵安装在铸造坑内，液面高度自动控制，一个支撑架，一个水箱，安装在铸造坑上面，一个铸造平台，安装在轨道上，可水平横向移动。带有移动淬火槽的悬链式炉：工件分层码放，每层隔开，有力于炉气循环，提高温度均匀性，设备结构紧凑、 产量 高、均热时间长，工件输送平稳，防止表面擦伤，与生产线相配套的自动装卸料设备。输送链式铝合金导线时效炉：参考技术数据：导线直径：1.8—4.5  mm，线卷直径：外径630 mm，高475 mm，外径500 mm，高375 mm，线卷重量：216 kg，108 kg，生产能力：10卷/小时，或2160  kg/小时，加热方式：电加热，强制对流循环，装出料：机械手自动装出料。挤压铝型材时效炉：采用电或燃气加热，强制循环，气流流向可以是横向，也可以纵向，处理过程全自动控制。铝带卷/铝箔退火炉：独立运行的炉室并排安装在一起，组成一条线，一台共用的升降式装料机构在炉室下面轨道上行走，为每台炉子装出料，根据 市场 需求和投资情况，可分期建设，每个炉室的工艺参数（温度、时间等）单独设定，互不影响，设备灵活性高，结构紧凑，占地面积小，整条线的运行由PLC和计算机控制系统控制，统一管理，可以和工厂的物流系统或高架仓库相衔接。更多废铝炉的相关信息，或者需要购买废铝炉的情况的话，可以登陆上海 有色 网的商机平台寻找合适您的合作伙伴！

熔炼反射通常和转炉一起考虑车间配置。配置方式有反射有反射炉厂房纵向中心线与转炉厂房纵向中心线相互平行（见图1）和相互垂直（见图2）两种。原则上，平行配置适用于仅有1台反射炉的车间，垂直配置适用于有两台以上反射炉的车间。图1  210m2熔炼反射炉车间与转炉车间平行配置图 1－反射炉；2－粉煤燃烧器；3－螺旋给煤机；4－加料胶带输送机；5－铜锍包；6－渣罐车；7－转炉渣溜槽；8－50t转炉；9－粉煤仓；10－料仓；11－胶带输送机；12－鼓风机；13－桥式起重运输机 因故图表不清，需要者可来电免费索取。图2  240m2熔炼反射炉车间与转炉车间垂直配置图 1－反射炉；2－粉煤燃烧器；3－螺旋给煤机；4－加料胶带输送机； 5－铜锍包；6－卷扬机；7－渣罐车；8－转炉渣溜槽；9－50t转炉； 10－粉煤仓；11－吊车；12－吊车 因故图表不清，需要者可来电免费索取。

用于铜精矿半氧化或氧化焙烧、半硫酸化或硫酸化焙烧的流态化焙烧炉，其结构基本上相同。     流态化焙烧炉有矩形和圆形两种。矩形炉炉床砖型简单，砌筑方便，炉体结构强度较小，但受热时膨胀不均匀，而且直角处炉料常成旋涡，容易导致流态化不良甚至烧结，小型炉采用，有利于改善炉料短路。圆形炉炉床砖型较多，空气分布均匀，密封性较好，大、中、小型炉均适宜，故广泛采用。     流态化焙烧炉炉膛形状可分直筒型和扩散型两种。由于扩散型炉膛能降低炉内气流速度，减小烟尘率，改善烟尘质量，故采用较为普遍。炉膛扩散角一般为20°～25°，炉膛与流态化床直径之比一般为1.3～1.5。     一、炉床面积     （一）按床能率计算                                                          （1） 式中 —炉床面积，㎡；     A＝炉子、日处理干精矿量。t／d；     a＝炉子床能率，t／（㎡·d）。     （二）按风量平衡计算                                           （2）     式中 —过剩空气系数；       —焙烧1kg精矿所需的理论空气量，        ／kg；     —流态化床空气直线速度，m／s；     — ；     —流态化床温度，℃。     每台焙烧炉的炉床面积：                                                           （3）     式中 —每台炉子的炉床面积，㎡；       —选择炉子的台数。     圆形炉子的炉床直径：                                     （4）     式中 —圆形炉子的炉床直径，m；       —前室面积，㎡；       —本床面积，㎡。    大、中型炉通常设有前室，前室的面积通常为炉床面积的5～10%，较小炉子选大值。小于5㎡的炉子一般可不用前室。     对矩形炉  炉长∶炉宽＝3∶1。     二、流态化床高度     通常由炉料在炉内停留时间，床内热稳定性、流态化的均匀性以及冷却的安装条件等因素确定流态化高度，通常为0.9～1.5m。     三、炉膛有效高度     炉膛有效高度是指溢流口下沿至排烟口中心线的高度。确定炉膛有效高度通常有两种方法：     （一）根据烟气在炉膛空间的停留时间来确定，一般停留18～28s，计算公式如下：                                        （5）     式中 —炉膛有效高度，m；          —每吨炉料所产生的烟气量， ／h（标）；        —烟尘在炉膛内必须停留的时间，s，烟尘在炉膛内的速度可近似取烟气的速度；        —炉膛面积，㎡，炉膛面积比炉床面积多为1.7～2.2。     （二）按经验公式估算炉膛空间容积，从而可求出 ：                                              （6）     式中 —炉膛空间容积，    采用公式4～10时，取较大的系数有利于提高烟尘质量。若系制粒焙烧或湿法加料，烟尘量少，可取偏低值。氧化焙烧的系数较大；硫酸化焙烧的系数较小。目前，有增加炉膛高度和容积的趋势。     四、热排装置     铜精矿流态化焙烧是热放反应，为了稳定流态化床温度，多余的废热可用两种冷却方式排出：直接排热和间接排热。     直接排热采用直接向炉内喷水的办法，优点是炉温调节灵敏，操作方便，但废热没有利用，水蒸气进入烟气，给收尘、制酸系统造成困难，通常这种办法仅作为特殊情况下的临时降温措施。     间接排热是流态化床内废热通过冷却元件传给冷却水，使之变成蒸汽或热水而加以利用。常用的冷却元件有箱式水套和管式水套。箱式水套一般嵌在流态化床炉墙内，用水冷却，使用寿命较长。管式水套多用于汽化冷却，以U型管式插入流态化床中，也可以在箱式水套的内壁上焊接数根伸入流态化床的弯管，形成箱管式结合水套，用水冷却时，出水温度约为50～60℃，只能供生活用。汽化冷却产出0.3～0.35MPa的低压蒸汽，可供生产用，用水量可节约几十倍，故多采用。     水套的传热系数 变动范围较大，可以进行计算（参照《重有色冶金炉设计参考资料》冶金工业出版社，1979年版P.326、公式8—20）。也可以从实测数据中选取。     当采用水冷却时：     对于箱式水套 ＝120～210W／（㎡·℃）     对于管式水套 ＝175～270 W／（㎡·℃）     当采用汽化冷却，且水套外壁无粘结物时（水套内壁有一定厚度的水垢）：     对于箱式水套 ＝210～260 W／（㎡·℃）     对于管式水套 ＝270～320 W／（㎡·℃）     在高温焙烧时，物料常粘结于水套外壁上，使传热系数下降，此时对于箱式水套 ＝130～175 W／（㎡·℃）     对于管式水套 ＝175～210 W／（㎡·℃）     废热锅炉的传热系数 一般为175～230W／（㎡·℃）     水套的热负荷应由热平衡计算确定，也可按下式计算：                                              （4—11）     式中 —水套的热负荷，kJ／h；         —流态化床对冷却介质的传热系数，kJ／（㎡·h·℃）；         －流态化床冷却介质的平均温度差，℃；   —水进口温度，℃；    —水（或汽、水混合物）出口温度，℃；    —流态化床温度，℃；    —水套的热传面积，㎡。     通过水套的水量为：               式中 —通过的水套的水量，㎏／h；          —水的比热，kJ／（㎏·℃）；            —水套冷却水出口温度，℃；          —水套冷却水进口温度，℃。     流态化焙烧炉结构特性实例列于表1。     国外铜精矿半氧化焙烧炉技术性能实例列于表2。 表1  流态化焙烧炉结构特性实例项目白银一冶马 坝冶炼厂江 西有色冶炼厂通 化冶炼厂赣 州冶炼厂新 泰冶炼厂东 风 冶炼厂大宝山冶炼厂焙烧性质半氧化氧化硫酸化炉型圆形圆形炉底面积，㎡3622.52.029.04.13.55.04.65.7前室面积，㎡1.01.00.4流态化床直径，m6.641.613.42.32.12.522.422.7炉膛直径，m6.86.82.54.53.32.954.03.573.68流态化床高度，m1～1.11～1.11.1～1.31.1～1.31.21.11～1.31.21.2炉膛总高度，m6.08.35～5.57.75.56.4～7.25.96.6扩散角2020203012202520分布板开孔率，%0.71.010.50.40.410.520.950.49风帽型式侧孔式侧孔式风帽数量，个1115700127433183271375311风帽孔眼尺寸，㎜Ф6×8Ф6×8Ф5×4Ф4.5×6Ф5.5×4Ф4.5×4Ф4.5×8Ф5×4冷却器型式管式管式管式箱式箱式管式管式冷却方式汽化冷却水冷却汽化冷却水冷却水冷却水冷却水冷却冷却面积，㎡24～2724～270.5113.62.25    注：白银一冶22.5㎡炉系由36㎡炉改造而成，炉长径6.64m,短径4.64m。 表2  国外铜精矿半氧化流态化焙烧炉技术性能实例项目前苏联美国保加利亚前南斯拉夫美国赞比亚日本炉床面积，㎡3210.520183529.222炉子直径，m6.3～7.53.66～4.575.04.8／5.26.76.15.3炉子高度，m114.88105.38.0流态化床高度1.10.9～1.21.21.31.2焙烧温度，℃680～720620720～750600～650700630鼓风量，kg3／h18～206.8～10.213.3～14.82342.51718空气直线速度，m／s0.17～0.180.18～0.270.18～0.200.350.340.160.23空气分布板孔眼率，%0.320.4炉底鼓风压力，kPa20～2128～3217～19炉子生产能力，t／a670～700200～300460～500770900～1000500460床能率 t／（㎡·d）对炉料21～2219～2923～254326～461721对硫2.7～3.42.8～4.52.5～3.27.74脱硫率,%50～5350～606345～5540～75进入电收尘器的烟气含SO2，%12.5～12.811.6～12.612～1414～1611鼓风耗量，m3／㎏精矿0.65～0.680.8～0.820.7～0.710.721.1～0.60.820.94     注：原资料只署国名，难查厂家，列此仅供参考。

熔炼反射炉所需总热量的80%～90%由燃料焚烧供应，其他10%～20%来自熔炼进程的放热反应及炉料、燃料、空气（常温）带来的显热。 选用燃料的不同，供热和供风的技能操作条件也各异。 一、焚烧粉煤 选用粉煤作燃料的铜冶炼厂一般设有粉煤制备车间，将原煤经破碎机和磨煤机制成粉煤储存于粉煤仓中，然后用压力200kPa左右的压缩空气送到反射炉头部的粉煤仓待用。仓顶设有布袋收尘器，以收回废气中的粉煤。压缩空气耗费量约为0.06m3／kg粉煤。布袋收尘器排出的废气经管道送入反射炉炉膛。 粉煤仓中的压力不能大于2.5kPa，温度不能高于70℃，仓内粉煤面至仓顶的空间高度运用浮标或其它信号器丈量，操控在1～2.5m。若仓内粉煤面过高或过低都有或许引起仓内压力的剧变，导致粉煤主动经过仓下螺旋给煤机、下煤管和焚烧器很多涌入反射炉炉膛内，构成所谓“跑粉”现象。该厂在270m2熔炼反射炉上设备7个焚烧器，每个焚烧器独自由1个螺旋给煤机供煤。为测定粉煤仓粉煤面高度挑选了电容式、音叉式及浮筒式三种设备并用。电容式能在外表室接连显现粉煤高度规模，差错0.5～1m。当需求精确测出粉煤面高度时，再用浮筒式料位计。为避免操作人员如果不小心发作“跑粉”事端，又在粉煤仓的安全上限（上空1.5m处）设备了音叉式料位计，能及时宣布警报信号，乃至能够切就义粉煤体系的电源。 粉煤仓的螺旋给料机一般选用调速的，按量分别给入反射炉头部的各个粉煤焚烧器中，然后操控好空气与燃料的份额。或在给煤机尾部装规划量器，经过累计给煤机转数核算给煤量，操控粉煤量和炉温散布。 粉煤焚烧所需的空气与粉煤的质量有关，表1为熔炼反射炉用发热量25MJ／kg以上的粉煤焚烧所需空气量。 表1  熔炼反射了用 ＝25MJ／kg以上的粉煤燃料所需空气量理论空气 m3／kg过剩空 气系数空气量份额 %一次二次三次7.51.1～1.1528～3855～657 国外某厂运用灰分高（26.46%），蒸发分低（19.8%）、发热量低（22260kJ／kg）的粉煤时，一次空气量为68%～70%，二次空气量为30%～32%。这是因为粉煤灰分高，需求运用较多的一次空气，不然，灰分在炉内将构成“灰门坎”，并在烟道中堆积很多熔结或熔融的灰渣。 表2为粉煤焚烧技能操作条件实例。 表2  熔炼反射炉粉煤焚烧技能操作条件实例厂别一、  二次 空气量之比一次空气二次空气实践空气耗费量 m3／kg粉煤焚烧量 t／d空气单耗 m3／t炉料空气量 m3／h空气压力 kPa空气量 m3／h空气压力 kPa大冶 （217㎡）1∶1.8～2.115～161.2～1.329～331.7～2.0约715. ～1701240～1400大冶 （270㎡）1∶1.8～2.0200.8336～400.8～0.857～7.5184～2351220～1670白银一冶1∶2.3～2.416～171.5～2.040～4525.0～6.06.5～7.01621200～1260巴尔哈什1∶2.3～3.019.444.045.362.07.2216弗林·弗朗1∶0.511.45.948.4136953注：1、大冶的，一、二次空气的压力测点在风管闸口之后，处理生精矿；     2、白银的一、二次空气压力测点在风管闸口之前，并选用了压力为知300kPa的压缩空气作为三次空气，处理生精矿和焙烧矿；     3、弗林弗朗厂处理焙烧矿。 直岛一冶熔炼反射炉原选用重油作燃料，后改为选用40%的粉煤和细焦粉与60%的重油混烧，后又停止运用焦粉，研制出粉煤与重油混烧的专用焚烧器，见图1。图1  反射炉火油混烧焚烧器图 二、焚烧重油 焚烧重油时，一、二次空气量的份额和油压随重油的品种、喷嘴方式的不同而异。1kg重油焚烧约需耗费空气12～14.5kg。 表3为前苏联基洛夫格勒厂熔炼反射炉焚烧重油的技能操作条件实例。表4为加拿大斯佩厂反射炉焚烧重油的技能操作条件实例。 表3  基洛夫格勒厂反射炉焚烧重油的技能操作条件实例重油进入喷嘴前压力 kPa一次空气压力 kPa一次空气耗费量 m3／kg重油一次空气占空气耗费总量 %150～20023～251.6～1.7510～15 表4  加斯佩厂反射炉焚烧重油技能操作条件实例焚烧率 L／t料 （固）耗油量 L／min重油进入喷嘴前每吨炉料 耗热量MJ空气耗费量 m3／min一次空气风机二次空气风机压力 kPa温度 ℃压力 kPa风量 m3／min压力 kPa风量 m3／min11045～50701154654516～5703.33701.5370 三、焚烧天然气 天然气一般在150 kPa压力下送入烧嘴，每座反射炉一般规划4～5个天然烧嘴。 表5为美国犹他厂314㎡生精矿熔炼反射炉焚烧天然气的技能操作条件实例。 表5  犹他厂反射炉焚烧天然气技能操作条件实例项目焚烧条件焚烧需求的理论空气量，m3空气／m3天然气9.923焚烧的理论烟气量，m3烟气／m3天然气11.043天然气耗费量，m3／h5417.5到烧嘴的预热空气量，m3／min830过剩空气系数1.08天然气热值，kJ／m340000干固体炉料耗热量，MJ／t5140烟气温度，℃炉头最高 最低 均匀1462 1346 1396炉尾最高 最低 均匀1327 1190 1250 美国奇诺（Chino）厂215㎡生精矿熔炼反射炉焚烧天然气，其2号炉的操作数据如下：日熔化炉料量735t天然气焚烧量428 m3／h空气预热器焚烧天然气量632 m3／h天然气发热量41500kJ／min预热空气量（15.56℃）588m3／min反射炉最高温度1270℃炉料耗热量6660MJ／t

一、生精矿加料设备 我国熔炼反射炉的加料设备均选用带式运送机，炉料经反射炉头部料仓下的圆盘给矿机或带式给料机给入带式运送机，并由带式运送机上的卸料小车按规则时刻主动参加炉子各个加料口。 美国海登厂10.7×36.6m熔炼生精矿反射炉炉顶两边上方各装有32个加料斗，料斗上设有操控阀门合主动打扫器，炉料经炉头顶上的490t料仓经带式给料体系加到抛料机上，再通过加料斗参加炉内。 国外还有选用刮板运输机或移动式带式给料机或梭式带式运送机进行加料的。 二、焙烧矿加料设备 白银一冶选用密封矿车运送焙烧矿并参加反射炉。此种密封矿车较难密封好，进料与出料处矿尘飞扬丢失大，烟尘逸出较严峻，简单伤人，劳动条件欠好。此外，焙烧矿参加反射炉内，不易构成料坡，却易构成很多浮料和料坝，添加金属丢失，一起，发生很多烟尘也给炉后废热锅炉的正常作业带来晦气影响。因而，该厂将全氧化焙烧与生精矿分层分次参加反射炉，但由于化料缓慢，后又改为将热焙烧矿用管道运送至精矿仓内，与生精矿混合配料后参加反射炉。 美国埃尔·帕索厂的焙烧矿用7t直流电动矿车送往反射炉。 为适用焙烧矿的熔炼，澳大利亚的芒特·艾萨厂研究出移动式瓦格斯塔夫型移动式给料喷，密封作用好，其结构见图1。此种给料的端头用310型耐热不锈钢管制成喷嘴，使用寿命达14周。炉子每侧一般设置1～3台移动式给料喷，焙烧矿用密封矿车运来，其车底与给料喷嘴进口接通（联接处有密封设备），焙烧矿由矿车经给料喷参加炉内，能使焙烧矿均匀分布于熔池表面。图1  移动式给料喷图

反射炉炉渣的主要成分为SiO2、FeO和CaO等，此外，还有少量的其它氧化物。表1为熔炼反射炉通常采用的炉渣成分。 表1  熔炼反射炉通常采用的炉渣成分  %炉料炉渣成分SiO2FeOCaO生精矿32～38.538～402～10焙烧矿36～4035～382～10 炉渣成分直接影响渣含铜及回收率。图1至图3分别为大冶熔炼反射炉炉渣中SiO2／Fe、液态渣密度与渣含铜的关系和渣中CaO与渣含铜的关系（实测数据）。该厂渣中含硫一般为1.23%～1.66%。图1  大冶反射炉渣中SiO2／Fe与渣含铜的关系的  图2  大冶反射炉液态渣密度与渣含铜的关系图3  大冶反射炉渣中CaO与渣含铜的关系 实践证明，渣含二氧化硅为35%～40%的接近饱和的条件下，铜分离入铜锍最完全。当渣中有较大数量的氧化钙时，还可以增加二氧化硅量到40%～42%。因此，可以将石英石溶剂直接加入熔炼炉或加入转炉形成转炉渣返回熔炼炉，以达到此条件。美国阿霍厂将石英石溶剂全部加入转炉内，造成高硅转炉渣，对转炉内衬没有显著影响，能减少返回反射炉的转炉渣中磁性氧化铁量，且相应增加了反射炉的精矿处理量，这是该厂的操作特点。 铜锍的密度较大（约4.4t／m3），粘度较低（约10mPa·s），能够沉积在炉渣（密度约为3～3.7 t／m3，粘度约为500～2000Pa·s）下面，而炉渣密度较大时，不利于铜锍沉积，则渣含铜较高。 氧化钙几乎完全与渣相结合，并且倾向于稳定炉渣－铜锍的不相混溶性，所以，氧化钙的少量存在（直到大约10%）有利于降低炉渣含铜。反射炉炉渣成分实例见本网站技术手册－铜冶炼设计手册中铜熔炼反射炉所产铜锍一文中反射炉熔炼产出的铜锍和炉渣成分实例表1。 由于熔炼反射炉内温度高于1200℃，炉渣流动性好，易与铜锍分开，渣中铜损失降低。强氧化条件（如氧化性火焰或过氧化焙烧矿）使渣中铜损失增高。故反射炉熔炼较闪速熔炼、诺兰达法、三菱法的炉渣含铜低。 熔炼反射炉生产过程中通主要损失于炉渣含铜。影响渣含铜的因素有：铜锍品位及炉渣组成、熔点、密度、粘度等。当精矿含硫和熔炼的脱硫率固定不变时，铜精矿品位高，所产铜锍品位也高，虽然炉渣含铜因铜锍品位的提高而增加，但产出炉渣量相对减少，渣含铜损失的绝对量通常也相对减少。

含金矿石浮选的首要特点是浮出金(在矿石中金的含量是很少的)，特别是收回存在于毒砂或黄铁矿颗粒中的金，可把它们选到硫化物精矿中。浮选所得含金硫化物精矿，假如能用氛化物浸出，则在细磨后进行帆化浸出;假如不能氛化，则有必要经过烙烧或冶炼处理。 一般来说，在下列悄况下含金矿石有或许选用浮选。 ①金与硫化物严密共生. ②金并不是大部分与硫化物共生。但矿石中含有满足量的硫化矿藏能确保取得安稳的含金硫化物矿化泡沫。 ③矿石不含有硫化物，而含有很多的氧化铁(如铁帽)，这时矿石中所含的储石泥起了泡沫安稳剂的作用。 ④矿石中不含有硫化物或氧化铁。但含有易浮且能够使泡沫安稳的矿藏(如绢云母)。 ③纯的石英质金矿石预先与硫化物矿石混合后;或增加硫化矿藏((3%);或在增加恰当的药剂后可构成安稳的泡沫. ⑥用浮选法收回矿石中的首要有价组分(铜、铅、砷等)后，尾矿再进行氛化处理。 黄药、黑药是金的有用捕收剂. 石灰、像化物、是金的按捺剂。 的作用是溶解矿藏表面构成的疏水性黄原酸金，使其遭到按捺. 的作用首要是下降黄药在矿藏表面的吸附量。对某些轻度氧化的硫化矿石，加人会下降金的收回率;但对激烈地被氧化了的硫化矿石，增加对进步精矿质量与收回率是有利的. 混合运用捕收剂能够改进浮选作用，进步泡沫产品中有用矿藏的收回率与浮选速度，并下降捕收剂的用量。高档与初级黄药混合运用，可使刚开始氧化的含金硫化物的浮选有所改进.在浮选天然金时，选用按必定份额的两种捕收剂混用，其成果比独自运用其间任何一种捕收剂所得的成果都要好。特别是矿石中含有难浮的硫化物时，混合用药显得更为重要。混合运用捕收剂的作用作用随其间一种捕收剂的烃链长度的增加而进步。 另据报道，在用黄药浮选硫化矿(Cu, Pb)进程中，增加非极性油，如锭子油、高压器油、工业润滑油及原油等，能强化浮选进程，并明显地进步浮选工艺目标。这明显可解释为非极性捕收剂能改进矿粒向气泡附着的条件，然后进步分选作用。

一、脉金矿的选矿    国内开发的脉金矿石类型繁复,首要可概括为:含金石英脉或含金黄铁矿石英脉型；含金钠铁矿蚀变花岗岩型；含金鑫金属硫化矿石英脉型，含金氧化矿石英脉型和含金钨砷矿石英脉型五类。依据各类型矿石的特色，选用重选、混选、浮选、化、、炭浆和树脂吸附等办法中的一种或多种归纳性的工艺进行选别，有时还辅经水冶、热处理法等。    （一）重选法选金    重选是选金最陈旧、最遍的办法之一。在砂金矿中，金一般是呈单体天然金形状存在,密度一般大于16吨/米3，与脉石密度差大，因而重选是选别砂金矿最首要、最有用、最经济的办法。但在脉金选厂,重选则很少独自运用，多干什么为联合提金流程的一部分,一螌在磨矿与分级回路中,选用跳汰机或螺旋溜槽与摇床合作,提早收回已解离的粗粒单体金,以利于这以后的浮选或化作业，并可或得合格的金精矿。这种办法在小型金矿和当地群采矿山用得较遍及，如内蒙的金厂沟梁、洪流清等金矿。    重选选金的首要设备是各种形式的溜槽、跳汰机和摇床。除惯例重选设备外，依据我国金矿的出产特色,在消化、吸收国外先进设备基础上,我国研发了皮带溜、罗斯溜槽、圆形跳汰机、砂金离心洗选机组等新式重选设备,在黄金出产中已取得杰出效果。如山东金矿金场选厂在磨矿分级回路设置软覆面（毛毯）溜槽,金的收回率可达70%。软覆面溜槽还用来处理浮选或混尾矿、以进步金的收回率。    （二）混法提金    混法按其出产方法可分为内混和外混。在砂金砂山普通用混法别离金矿与重砂矿藏；而在脉金矿山，混一般作为联合流程的一部分与浮选、重选、化等合作，首要用来捕收粗粒单体金。    内混是在混筒或磨矿机内进行，可以较好操控的污染。    外混的首要设备是混板，它由支架、床面、板三部分组成。板材料有紫铜板、镀银铜板、纯银板等，以镀银铜板的混效果最好。为了镀银和出产上替换便利,常将电解铜板裁成宽400~600毫米,长800~1200毫米的小块,镀银后，按支架的歪斜方向一块块铺设在床面上。    板面积的断定与处理矿石量、矿石性质和混作业在选金流程中的效果有关。一般，在板面上矿浆流深度为5~8毫米,流速0.5~0.7米/秒的条件下,处理1吨矿石所需的板面积为0.05~0.5米2/吨•日。若混只为捕收大颗粒游离金,其尾矿需求浮选、重选或化时，板定额可定为0.1~0.2米2/吨•日。各种条件下的板定额列于表1。 表1  板出产定额混在选金流程中的方位矿石含量，g/t﹥10~15﹤10细粒金粗粒金细粒金粗粒金混，作为独立作业 混，然后溜槽扫选 混，这以后有浮选或化0.4~0.5 0.3~0.4 0.15~0.20.3~0.4 0.2~0.3 0.1~0.20.3~0.4 0.2~0.3 0.1~0.150.2~0.3 0.15~0.2 0.05~0.1     混作业条件：给矿浓度10~25%，给矿粒度3~0.4毫米，矿浆矿速0.5~0.7米/秒。清耗量为3~8克/吨。    毒防护：能以液体、盐类和蒸气的形状皮肤、粘膜或呼吸道浸入人体。游积于、肝、脑、肺、骨骼等器官中使人中毒。尤其是蒸气对人的损害最大,可以引起急性或缓慢中毒。我国规则空气中含量不允许超越0.01~0.02毫克/米3，工业废水中及其化合物的最高容许浓度为0.05毫克/升。[next]    为了维护环境不爱污染,维护工人的身体健康,混应约束运用。国外有些国家已制止运用混，我国仅仅单个金矿和一些当地小型矿山还在运用混。关于设有混作业的选厂,有必要做好毒的防护:(1)拟定严厉的混操作准则。装器皿要密闭，谨防蒸腾逸出；进行混操作时有必要身着防护用品，防止与皮肤直接触摸；在有的房间内不寄存食物、吃东西、吸烟。(2)混车间和炼金室要加强通风，膏洗刷等作业应在具有抽风设备的密闭操作橱内进行。(3)凡具有带作业的厂房地上应挑选不吸的材料砌筑，地上做成1~3%的斜度，墙与地上应坚持润滑,定时用肥皂水或溶液(1：1000)洗刷。(4)操作橱下、室外的污水井内都应有集设备,尽量不使丢失。(5)带操作的车间庆定时用二氧化锰吸收法净化，该法对空氧中的蒸气的吸收率可达99%。    （三）浮洗法选金    浮选是黄金选矿厂处理脉金矿石运用最广的办法之一。在大大都情况下,浮选法用于处理可浮性很高的硫化矿藏含金矿石,效果最明显。因为经过浮选不只可以把金最大极限地富集到硫化矿藏精矿中,并且可抛弃尾矿,选矿成本低。浮选法还用来处理多金属含金矿石,例如金-铜、金-铅、金-锑、金-铜-铅-锌-硫等矿石。关于这类矿石,选用浮选法处理可以有用地别离选出各种含金硫化物精矿,有利于完结对矿藏资源的归纳收回。此外，关于不能直接用混法或化法处理的所谓“难溶矿石”,也需求选用包含浮在内的联合流程进行处理。当然浮选法也存在局限性；对粗粒嵌布、金粒度大于0.2毫米的矿石,对不含硫化物的石英质含金矿石，调浆后很难取得安稳的浮选泡沫，选用浮选法就有困难。    近年来，金矿石的浮选工艺有很大发展,首要表现在工艺流程的改造、研发新药剂、改善规划等方面。选用阶段磨矿、阶段选别流程是现在浮选选金的发展趋势，国外大都选金厂选用二段乃至三段,我国遂昌金矿、湘西金矿选用两段磨矿、两段选别流程、金的收回率进步2~6%；改动药剂准则，选用多种药剂混合增加,也可改善选金效果遂昌金矿和金厂峪金矿用丁胺黑药与黄药混合增加，金的收回率进步2~5%。    因为浮选法只能将金最大极限地富集到各种硫化矿藏精矿中,不能终究取得制品金，因而选用单一浮选流程的选金厂为数不多,一般是将浮选作为联合流程的一个进程选用。现在我国选用单一浮选流程的选金厂有遂昌、岫岩等金矿，以及一些当地群采小金矿。    （四）、化法提金    化法自1887年运用于矿山提取金银以来,已有近百年的前史,工艺比较老练。因为其收回率高，对矿石适应性强,能就地产金，所以至今仍是黄金出产的首要办法之一。    化法可分为拌和化和渗滤化。拌和化用以处理重选、混后的尾矿和浮选的含金精矿,或用于全泥化；而渗滤化用于处理浮选尾矿和低档次含金矿石的堆浸等。    惯例化法是一种很成塾的工艺，它包含浸出质料的制备；拌和化浸出；逆流选涤固液别离；浸出液净化和脱氧；锌粉置换和酸洗；熔炼铸锭等首要作业。其准则工艺流程见图1。 图1  惯例化法准则工艺流程图[next]     1．浸出质料制备：一般是将采出矿石经破碎、磨矿(或选矿),制备成合适化浸出的矿浆。磨矿细度视天然金的嵌布特性而定。对含金石英脉矿石，一般磨至60~70%-200目；而对硫化矿藏含金矿石，多选用浮选富集，精矿再磨至90~95%-325目；对含砷或磁黄铁矿高的矿石，则采纳浮选精矿焙烧脱硫脱砷后,焙砂进行化；此外尚有含碳高而搅扰化浸出的矿石，需进行加氯氧化后进行浸出等。    2. 拌和化浸出：在矿浆浓度35~50%，pH值10~10.5，浓度0.03~0.06%的条件下，充沛拌和浸出24小时以上。使95%以上的金被溶解为金络合物。其反响式为 4Au+8NaCN+O2+2H2O→4NaAu（CN）2+4NaOH     拌和浸出槽有机械拌和式和空气拌和式两种。我国的黄金化厂曩昔选用浮选调浆用的拌和槽作浸出槽,种类规格少,功耗高,现在已逐步被筛选。跟着黄金出产的迅速发展，在消化、吸收国外先进设备的基础上,已研发了几种大型新式节能型浸出槽，如ф3000×8500毫米空气拌和浸出槽，ф3000×5000轴流式机械拌和浸出槽等，尤其是双叶轮中空轴进气机式拌和浸出槽，容积大，功耗低，中空轴进气，使空气经过叶轮能更好地涣散到矿浆中,可进步浸出效果，并可下降供风体系的压力和风量,然后又削减了空压机的设备功率。因而，它是现在国内外公认的比较先进的浸出槽。北京有色冶金规划研讨总院规划的双虽轮、中空轴进气机械拌和浸出槽系列产品的规格和技能功能列于表2。 表2  双叶轮中空轴进气机械拌和浸出槽规格及技能功能 类型规格有用容积 m3叶轮直径 mm电动机类型功率，kWФ2000×2500 Ф2500×3150 Ф3150×3550 Ф3550×4000 Ф4000×4500 Ф4500×5000 Ф5000×56006 13 24 35 50 71.5 100Ф740 Ф925 Ф1160 Ф1320 Ф1550 Ф1750 Ф1900Y100L-6 Y112M-6 Y132S-6 Y132M1-6 Y132M2-6 Y160M-6 Y160M-61.5 2.2 3 4 5.5 7.5 7.5       所需浸出槽的总容积核算与浮选槽核算类似。    式中  V—所需浸出槽的总容积，m3;          Q—日处理矿量，t/d;          t—所需浸出时刻，hr;          δt—矿石密度，g/cm3或t/m3;          R—浸出矿浆液固比；          K—浸出槽容积利用系数：浮选金精矿化K=0.8～0.88；合泥化K=0.9～0.95。    依据核算出来的总容积挑选浸出槽，然后核算浸出槽的台数。应当指出，一般化浸出为4～8段，因而浸出槽台数不该少于4台。[next]    浸出槽按其槽容积的充气量定额m空气拌和槽为0.013～0.025米3/米3•分；机械拌和槽为0.002米3/米3•分。     3. 逆流选涤固液别离：为使化浸出液与浸渣得到充别离离，一般选用多台单层或多层浓缩机组成多级逆流洗刷；选用过滤机进行多级过滤工洗刷；选用多台浓缩机和过滤机组成联合洗刷。后者国外比较常见,而国内则首要是选用单层或多层浓缩机进行多段逆流洗刷。    三层浓缩机可以接连操作，作业牢靠，办理便利,动力耗费省,可削减占地上积,因而得到广泛运用。三层浓缩机的核算与一般选矿厂运用的单层浓缩机相同。三层浓缩机因为结构上的原因,只要中心传动式一种。现在出产上运用的三层浓缩机的技能规格列于表3。 表3    三层浓缩机技能规格型 号内径 m深度 m沉积面积 m2耙架转速 r/min传动电动机运用矿山类型功率，kWФ7m三层 Ф9m三层 Ф11m三层 Ф12m三层   Ф15m三层  7.0 9.0 11.0 12.0   15.0  2.4×3 2.0×3 2.3×3 2.55 2.2；2.48 2.7；2.35 2.7538.5 63.5 95 113   186  0.246 0.221 0.154 0.2   0.15  Y112M-6 Y132M1-6 Y160M-6 Y132M2-6   Y160M2-6  2.2 4 7.5 5.5   5.5  金厂峪茅坪 焦家新城 五龙 三山岛   海沟       多级逆流洗刷流程的核算:假定各级洗刷作业的排矿量与给矿量持平；洗水和各级洗刷的溢流所含固体忽略不计；在洗刷作业中没有浸出效果，液体金不发生沉积。依据逆流洗刷流程的液体量平衡，液体含金量平衡原理,可推导出各级逆流洗刷功率的公式： [next]     式中  E1、E2、E3、E4、E5——各级洗刷功率，%;          F—洗刷水与给矿量之比（洗水比）；          R—各级浓缩机排矿的液固比；          L—浸出后矿浆的液固比；                      a洗——洗水含金档次;；a1——榜首级浓缩机中液体含金档次。    实例：已知化原矿含金52克/吨，浸出率96.15%，浸出浓度33.33%，洗刷浓缩机排矿浓度50%，稀释到20%再进入下级浓缩机，新水不含金。    依据已知条件，L=2，R=1，K=0，F=3，用上列方法核算的各级洗刷功率、贵液档次，排液档次成果列于表4。 表4  各级洗刷功率、贵液档次、排液档次洗刷级数二三四五洗刷功率，% 贵液档次，g/m3 排液档次，g/m394.12 11.765 2.9498.11 12.264 0.94599.38 12.423 0.3199.79 12.474 0.105     4. 浸出液的净化和脱氧：从洗刷作业得到的浸出液（贵液），一般含有70～80PPm乃至更高的固体悬浮物。为了给锌粉置换作业预备条件,有必要使贵液中的悬浮物含量降到5～7ppm。含氧量降到1ppm以下，因而要对贵液进行净化和脱氧。    现在出产上运用的贵液净化设备有板框式真空过滤器和管式过滤器，脱氧用真空脱氧塔来完结。    板框式真空过滤器：它是一个长方形槽，内装若干片过滤板框，板框一端与槽外真空汇流管相接，板框外套滤布袋。出产时要在滤布外涂上1～2毫米厚的硅藻土做助滤剂，当贵液给入槽内时，液体经过滤布被吸到脱氧作业，固体悬浮物则留在滤布表面，到达净化意图。当滤片上阻力增大，流量削减到不能坚持正常出产时，就要用高压水冲刷滤布,或用稀（5%）洗掉滤布上的结垢。    依据某些化厂的出产实践材料,板框式真空过滤器的出产定额为2.7米3/米3•日板框式真空过滤器结构简略,制造便利,净化效果好，但滤饼整理不方便,每周都要逐片取出用水冲刷,工人劳动强度大。在新规划的化厂较少运用。    管式过滤器：它是现在出产中用得最广泛和较好的贵液净化设备，首要由下锥圆桶形过滤罐体和36根过滤管组成(见图2)。多孔的过滤管外套滤布袋，过滤时，溶液由罐体下部旁边面进液管压力给入，经过滤布进入滤管,滤渣留在滤布上,净液由滤管上部经聚流管排出，然后到达溶液净化的意图。卸渣时,以压缩空气从聚流管的排液口向滤管内反吹,使滤饼从滤布上卸下并从锥底的排渣口排出。    现在出产上运用的管式过滤器只要20米一种规格。     图2  管式过滤器    1—罐体；2—过滤器；3—聚流管；4—衔接支管；5—支架[next]     脱氧塔：它是一底锥圆柱形塔体，塔内上部装有溶液喷淋器，中部为塑料点填料层，填料堆由塔下部的筛板支承,筛板下方是脱氧液储存室，并设有液面操控设备(见图3)。脱氧塔内的溶液是由真空吸入塔的顶部,由喷淋器淋洒到填料层上,在真空效果下,液体内溶解的气体被脱出,到达脱氧意图。脱氧液由锥底的排液口由泵吸出并压入置换作业。     图3  脱氧塔1—淋液器；2—外壳；3—点波填料；4—进液管；5—液位调理体系；6—蝶阀；7—真空管；8—真空表；9—液位指示器；10—入孔口     出产中脱氧塔真空度一般为9.06～9.6×104帕，脱氧率可达95%以上,脱氧液含氧量在0.5克/米3以下。现在化厂运用的脱氧塔有ф1000×3000；ф1200×3600；ф1500×3600；ф1800×4000毫米等几种规格。脱氧塔的配套真空设备一般选用水喷射泵。    5. 锌粉置换和酸洗：用锌粉置换溶液中的金络合物使金沉积分出。为了使锌粉取得更有用的置换反响，在溶液中应坚持0.005%左右的铅盐和0.05%左右的浓度。    锌粉置换的首要设备是板框式压滤机。出产时,要将压滤机的滤框和滤板的压紧面清洗洁净、涂上黄油、套以双层滤布,压紧后，先在滤布上挂上一层2～3毫米的硅藻土作助滤剂，然后再挂上一定量的锌粉，最终才压力给入加有锌粉的贵液，当贵液经过滤布上的锌粉层即完结置换反响。压滤机每半月或一月卸一次滤饼(即金泥)。金泥含水30～40%。    金泥中含有很多的残锌和其他溅金属，选用酸洗除掉，以得到高档次的金泥。    6. 熔炼铸锭：金泥与熔剂一般按1：0.8～1的配比,即硼砂30～40%,硝石25%,石英砂15～20%，萤石5～10%,其他为苏打、氧化锰等。在1000～1100℃的炉温进行3小时左右的熔炼除渣，可取得含金银为85%以上的金锭(合质金)。    我国黄金化厂始建于60年代,20多年来在工艺流程的改善和新设备的研发方面均有较大发展。金厂峪、招远金矿选用两浸、两洗工艺，进步了金的收回率；选用ф6～15米三层洗刷浓缩机作多级逆流洗刷，节约出资和占地上积；改锌丝置换为锌粉置换，用管式过滤器净化贵液,进步了产品质量；在含污水处理上用硷氯法和酸化法替代曩昔的漂白汾法,大大节约了污水处理费用以及合质金的进一步电解完结金银别离等等。    现在我国的化首要是处理与硫化物共生关系密切的石英脉含金矿石、石英-黄铁矿石、石英-黄铜矿-黄铁矿石，这类矿石经浮选将金富集到硫化矿藏精矿中后,再用化法处理。如金厂峪、小巧、新城、焦家、五龙等金矿归于这种类型。    全泥化首要用来处理低硫化物含金的氧化矿石英脉矿石吸含泥高的矿石,如赤卫沟、联合沟、海沟、柴胡栏子、达茂旗金矿等。

混法是一种陈旧的提金办法。因为对金粒有杰出的潮湿性，所以在她们触摸时，首要构成固溶体，这以后构成Au3Hg、Au2Hg、AuHg3等化合物，即所谓膏。膏组成由不均匀至均匀直至挨近Au2Hg成份的进程称为齐化。 游离状况的银能够直接齐化;化合物的银则需参加复原剂使银复原后才干混构成膏。 对金银的湿润才能杰出;齐化首要要求金粒暴露出新鲜的表面，亦即矿石应先磨碎才与混合。别的，据研讨，中溶解有金、银、铜、铅，都能进步对金的湿润性。升高温度可下降的表面张力，有利于对金的湿润。 对银的湿润性略低于金，加上矿石中的游离银很少，致使混法提银简直被化法所替代。银多以辉银矿和角银矿存在。辉银矿混时，有必要参加胆矾和食盐，此刻生成，然后将银复原： CuSO4+2NaCl=Na2SO4+CuCl2 Fe+CuCl2=Cu+FeCl2 Ag2S+2CuCl=2Ag+CuS+CuCl2 而角银矿混是因为或铁(磨矿机的铁件带入)与氯化银作用而生成银： 2AgCl+2Hg=2Ag+Hg2Cl2 2AgCl+Fe=2Ag+FeCl2 因为铂粒表面易钝化，使混提铂变难。参加锌膏并在酸性介质或氯水中进行混，能够溶去铂粒表面的氧化膜;别的，锌与酸作用发生的能复原氧化膜，使铂粒表面净化，易于湿润。 影响混作用的要素： 1.液的组成少数金银和贱金属可下降的表面张力，改进潮湿作用。但贱金属过量时，因为他们在表面构成氧化物薄膜。在酸介质中此氧化物薄膜呗溶解，故对湿润作用影响不大;在酸介质中则会损坏对金的湿润。 2.触摸面的清洁度金银微粒表面和珠表面的清洁度都影响对金银的湿润。银和贱金属氧化膜、硅酸盐膜、磨矿时压入金粒表面的铁屑和石英微粒、机油、矿浆的浮泥、水中的杂志等，都不利于对金粒的湿润，乃至彻底不能湿润。珠表面若有贱金属氧化膜、机油、矿浆浮泥、氧化物等附着物时，也影响他对金粒的湿润;一起会使珠过于涣散，不易凝集成粗粒，也不利于混。 3.矿浆性质矿浆适量含酸或可防治氧化膜的生成。但酸不利于矿泥凝集而污染金粒。磨矿用的水若含有铜离子，他会被磨矿设备的铁置换并与构成铜合金，使膏变硬变脆，不方便搜集和处理。矿石磨得过细会污染触摸面，还会引起病，使混变坏。 4.温度混的适合温度为27～300C.稍高的温度有利于湿润和分散。但温度太高时，贱金属类盐易溶入液和介质中，且添加的蒸发。温度过低时，齐易硬化，不易凝集，并导致病。 5.的表面阴极化 阴极化能下降的表面张力。阴极能放出氢使金粒表面活化，然后有利于混进程。 混法本分混法和外混法两种。细磨和混同一设备进行的称内混法;磨矿后在另一设备中混的称为外混法。 内混和外混得到的膏经调稀后，用热水把其间的矿粒和杂质重复洗掉，用磁选除掉铁质，直至膏表面像镜子相同亮光停止，然后用布袋压滤出其间剩余的液。压滤后的膏在密闭式蒸馏罐中加热至的沸点以上，使气化并在冷凝器冷凝为液体搜集之。留在蒸馏罐中的金取出后，配以苏打、硼砂、硝石进行熔炼，杂质进入浮渣被除掉，然后铸成金锭送去精粹。收回的的杂质含量太多，可先过滤出去渣子，然后用硝酸溶去杂质，在回来运用。 混法提银与提金相同。

图1  博尔厂焙烧炉与反射炉配置示意图 1—贮料仓；2—带称量装置的运输机；3—运输机；4—中间仓； 5—流态化焙烧炉；6—鼓风机；7—旋风收尘器；8—辐射冷却器； 9—洗涤塔；10—高温电收尘器；11—加料装置；12—反射炉