黄铜酸洗流程是什么？黄铜酸洗？黄铜酸洗流程有哪些?黄铜酸洗流程怎样表明？首要，咱们先来了解一下什么黄铜酸洗吧，铜材通知你，黄铜酸洗硝酸或其混合酸中酸洗，如技术条件不注意便会使黄铜表面脱锌或脱铜，失掉原有份额，给氧化膜生成带来困难，有时乃至无法生成氧化膜，如选用铬酸洗则表面会发生钝化膜，用其他酸洗还或许发生置换层。好了，接下来我么接着来说下“黄铜酸洗流程是什么”。酸洗黄铜　　黄铜为什么要酸洗？　　黄铜件铜锌合金。酸洗液由多种酸组成，黄铜件酸洗过程中与各种酸液反响、耗费速度纷歧，酸洗液成分会失控，没有即时补加的话，洗出来产品就会变色。铜溶解随硝酸浓度进步而加速，这时黄铜表面出现灰色，硝酸浓度低时黄铜件表面色彩偏红；浓度高，黄铜件中锌溶解速度加速，工件表面出现褐色，反之则出现淡黄色；硫酸同影响差不多；因而要即时弥补短少成分，色彩就不会变。　　黄铜酸洗流程是什么？　　酸洗技术流程为:装挂→化学除油→水洗→酸洗→水洗→热水烫干　　技术配方:硫酸120～150g/L　　150～180g/L　　酒精80～100g/L　　该配方中利用了硫酸强酸去除铜件上氧化铜,强氧化性去除氧化铜与基体铜之间氧化亚铜,酒精效果是为了安稳,防止较高温度下分化.　　黄铜件酸洗过程中归于放热反响,跟着酸洗进行槽液温度会升高,会分化,因而在夏天加工就用两个酸洗槽进行替换冷却,加工时直接补加硫酸和,往常保护比较简略,操作者简略把握,长期以来未出现问题。　　黄铜酸洗使用说明？　　将抛光液1:2兑水（纯净水）加热到40~45度，抛光容器只需塑料容器耐高温即可，将清洁后铜工件放入到ZJ-503抛光液中，一般黄铜处理1~3min，紫铜处理3-5min待表面构成棕色氧化膜后取出，用水简略漂洗再将铜件放入到含铜材退膜液（1:2）兑水液中浸泡数秒退膜，最终取出工件洗净即可进行后续技术。本技术用于黄铜抛光时可不需退膜。　　黄铜酸洗优势？　　1、不会过腐蚀，因而特别适用于薄璧铜管或灯头号产品，亮光性可与传统三酸配方比美。　　2、可用硝酸纳替代硝酸，如运用硝酸，用量只需传统量10～20%。　　3、加工中氮氧化物气体逸出少，仅需塑料风机抽风，不需治氮氧化纳物专用设备。能节省费用，减轻污染。　　4、运用安全，本钱低价。

酸洗板是一个发展中的钢材品种，目前市场需求主要集中在汽车行业、压缩机行业、机械制造行业、零配加工行业、风机行业、摩托车行业、钢家具、五金配件、电柜货架及各种形状的冲压件等。随着技术进步，热轧酸洗板目前已涉及到家电、集装箱、电器控制柜等行业，其中使用热轧酸洗板代替冷板在一些行业发展很快。 1、汽车行业 热轧酸洗涂油板是汽车业需要的新钢种，其较好的表面质量、厚度公差、加工性能，可以替代车身覆盖件和以往用冷轧板生产的汽车零部件，由此降低原材料成本10%左右。随着经济的发展，汽车的生产也大幅增加，板材的使用量不断提高，国内汽车行业许多车型的零部件原设计要求使用热轧酸洗板，如：轿车的副车架、车轮轮辐、前后桥总成、卡车箱板、防护网、汽车大梁以及零配件等，由于国内热轧酸洗板的供应不足，汽车厂一般用冷板或热板代替或自行酸洗。 酸洗板卷规格2、农用车、摩托车行业 农用车制造业近年来发展迅速，其中山东市场的农用车行业发展较快，全年冷热板整体需求约为40万吨，很多农用车生产厂家愿意用酸洗板代替冷板以求降低成本，其中可“以热代冷”的部位主要是驾驶室内板、挡风板，所需规格主要为0.8—1.5×1000—1250mm等。 摩托车的轮毂也可以使用酸洗板。目前摩托车轮毂一般使用2.0mm冷板，由于成本高和厚规格的冷板较难采购，部分厂家一度改用热轧板，但热轧板又存在表面质量较差的问题，难以满足厂家的需要。使用酸洗板则可以满足用户对成本和质量的双重要求。 3、机械行业 热轧酸洗板主要用于纺织机械、矿山机械、风机以及一些通用机械等。比如制造家用冰箱、空调的压缩机壳体和上下盖，动力压缩机的压力容器和消声器，螺杆式空压机的底座等。其中家用冰箱、空调压缩机使用酸洗板最多，对酸洗板深冲性能要求较高，材质主要为SPHC、SPHD、SPHE、SAPH370，厚度范围在1.0-4.5mm，需求规格以2.0-3.5mm量最大，有关资料显示，今年上半年冰箱压缩机，空调压缩机所需热轧酸洗板分别为8万吨和13.5万吨。风机行业现主要使用冷轧板和热轧板，热轧酸洗板可以代替冷板用于制造鼓风机、通风机的叶轮、壳体、法兰、消声器、底座、平台等。 4、其他行业 其他行业应用主要有自行车零件、各种焊管、电气柜、高速公路护栏、超市货架、仓库货架、栅栏、热水器内胆、制桶、铁梯以及各种形状的冲压件。随着经济的不断发展，零配加工遍布各行业，加工厂如雨后春笋迅速发展，对板材的需求大大增加，同时也增加了热轧酸洗板潜在需求量。 三、酸洗板市场前景 酸洗板是以优质热轧薄板为原料，经酸洗机组去除氧化层，切边，精整后，表面质量和使用要求（主要是冷弯成型或冲压性能）介于热轧板和冷轧板之间的中间产品，是部分热轧板和冷轧板理想的替代产品。与热轧板相比，酸洗板的优势主要在于：1）表面质量好，由于热轧酸洗板去除了表面氧化铁皮，提高了钢材的表面质量，便于焊接、涂油和上漆。2）尺寸精度高，平整后，可使板型发生一定变化，从而减少不平度的偏差。3）提高了表面光洁度，增强了外观效果。4）能减少用户分散酸洗造成的环境污染。与冷轧板相比，酸洗板的优势在于在保证表面质量使用要求的前提下，使用户有效的降低采购成本。目前，许多企业对钢材的高性能、低成本提出越来越高的要求。随着轧钢工艺技术不断进步，热轧薄板的性能正向冷轧板接近，使“以热代冷”在技术上得以实现。可以说，酸洗板是介于冷轧板和热轧板之间的性能价格比比较高的一种产品，有着良好的市场发展前景。但是从目前看，酸洗板在我国各个行业的使用才刚刚起步，专业的酸洗板生产从2001年9月宝钢酸洗生产线投产开始。 酸洗板市场主要体现在以下四个方面：替代冷轧、替代热轧、替代进口和替代小酸洗。其中替代进口和小酸洗实际上是已有的市场，市场有限也不可能完全替代。而随着汽车、机械、轻工等行业的快速发展，企业面临这市场竞争带来的巨大的压力，对产品成本和产品质量要求日益提高，酸洗板以其较高的性价比完全替代部分冷板和热板，必将逐渐为用户所认可。在钢材的深加工加工过程中，需对其表面进行酸洗除锈处理。常用的酸洗液为和硫酸，现大多数企业已不再使用硫酸，改用。 钢材经酸洗后，会产生大量的酸洗废液。酸洗废液的组成主要是氯化氢、氯化亚铁和水等少量杂质。其含量随酸洗工艺、操作温度、钢材品种和规格不同而异，一般含氯化亚铁10～20%，氯化氢 3～10%。 酸洗废液按国家环保要求是不能直接排放的，传统的处理方法是采用焙烧回收法和中和法。焙烧回收法投资巨大，一般企业无法接受。中和法是现有钢铁企业普遍采用的方法，但其存在的缺点也较突出，一方面要消耗大量的碱性药剂（如烧碱、石灰等），处理成本十分昂贵，另一方面又会生成大量难以处置的含铁污泥，对环境造成变相二次污染。 针对钢铁行业酸洗废水的特点，科研单位做了大量的研究开发工作，成功地开发了一套钢材酸洗废液处理系统。该系统为全封闭系统，达到零排放标准，回收和氯化亚铁。如能进一步深加工可生产液体、聚合等水处理絮凝剂产品。 铁盐絮凝剂是目前经济高效的废水处理絮凝剂其独有的脱色能力，适用于染料、染料中间体及印染行业的污水处理。能简化水处理工艺，缩短水处理周期，降低水处理成本，提高处理水质十分有效。对各类电镀废水有明显的处理效果，对废水中各种重金属离子的去除率接近100%。

锰矿重-磁选联合工艺：目前国内已新建和改建成的重-磁选厂有福建连城，广西龙头、靖西和下雷等锰矿。如连城锰矿重-磁选厂，主要处理淋滤型氧化锰矿石，采用AM-３０型跳汰机处理３０～３ｍｍ的洗净矿，可获得含锰４０％以上的优质锰精矿，再经手选除杂后，可作为电池锰粉原料。跳汰尾矿和小于３mm洗净矿径磨至小于１m后，用强磁选机选别，锰精矿品位要提高２４％～２５％，达到３６％～４０％。

目前国内铝行业发展如雨后春笋般突飞猛进，老企业也不断地改造扩大产能，特别是大型预焙电解槽的出现，对铝电解多功能机组的要求也越来越高，各企业都视先进的设备为靠前生产力，作为企业发展竞争的首要优势。　　一、铝电解多功能机组的用途　　铝电解多功能机组是预焙阳极铝电解生产的专用、关键设备。它能完成预焙阳极铝电解槽的下列工艺操作。　　①打壳和覆盖氧化铝。②更换阳极。③出铝。5辅助提升阳极母线。⑤在安装和检修电解槽时，可吊运电解槽上部结构和下部槽壳及其它零星吊运。　　二、铝电解多功能机组的分类　　预焙槽在电解车间的配置方式有横向配置和纵向配置两种，预焙槽按进电方式可分为两点进电槽和大面多点进电槽。合理设计的多点进电槽具有较好的三场分布，生产指标好，因而得到了广泛应用。目前，横向配置多用于新建铝厂；纵向配置国外多见。　　根据工艺配置和电解槽进电方式的需要，铝电解多功能机组可分成电解多功能机组和地面小车两大类。　　电解多功能机组按功能的配备可分为全功能电解多功能机组和简易电解天车两大类，其区别主要在于前者具有全自动更换阳极装置和自己配备有打壳动力源，而后者只有阳极提升、下降机构，同时兼作出铝用。　　铝电解多功能机组按操纵方式可分为驾驶室操纵机组和遥控机组两种形式。驾驶室操纵机组按驾驶室及工具的配置位置又有高位机组和低位机组之分。　　地面小车有：打壳换极车、加料车、出铝车等。　　三、铝电解多功能机组的技术现状　　目前铝电解多功能机组普遍采用了起重机械和工程技术、液气压传动技术、电子技术和较新的科研成果。　　电解多功能机组普遍采用桥式起重机的桥架作为机组机构，在桥架上配置有多个工具机构的工具小车、出铝小车、电葫芦等。　　（1）行走传动系统电解多功能机组国内是从80年代初引进的法国ECL低位机组，采用的是多极电机或电阻调速。靠前批国产的低位机组用于包头铝厂和青海铝厂的行走传动系统为立式齿轮减速机，双齿轮联轴器结构，主要缺点在于减速机易漏油、同心度差、对端梁的破坏性大等。90年代贵州铝厂将该结构的传动方式改为平面二包蜗轮蜗杆传动，减速机输出轴与车轮轴，输入轴与电机轴为整体结构，取消了联轴器，同心度较高。90年代末期至今引进或国内新制作的传动系统大部分设计、制造厂家均倾向于选择进口减速机（三合一），均采用变频调速。　　（2）主小车主小车主要功能：打壳和覆盖氧化铝，更换阳极。主小车可分为低位和高位两种。低位机组主要用于两端进电电解槽，为了便于供电和供气安装有滑环装置，该处故障率较高，随着电解槽的发展，此种车型生产的越来越少。高位机组主要用于多点进电电解槽，打壳机构和下料机构为可伸缩，取消了滑环装置，回转可在270°之内任意旋转。　　（3）出铝小车目前国内出铝小车有两种：一种为单独小车结构，另一种为工具小车结构，即提升机构位于工具小车上，前者较多，后者主要位于简易高位天车上。单独出铝小车又有两种构造方式，一种为硬钩型式，即提升机构在一固定导向框架内升降，受导向框架限制提升高度有限，应用功能较为单一，但吊运物品时无摆动。另一种为软钩型式，在大车大梁底部以下无导向框架，只在大梁底部稍上位置设有导向机构，大车高速运行之前，将吊运物品提升至该位置，可防止摆动。由于提升高度较高，除用于出铝外，还可用于吊运其它物品，应用范围较硬钩广泛。　　（4）气源供给90年代以前因受国内空压机质量影响，国内天车大部分气源由厂房内压缩空气提供，缺点在于运用时必须悬挂风管，使用时不方便。90年代后英格索兰公司进入中国市场，随即英格索兰空压机在电解天车上普遍运用。从近10年使用情况来看效果较好，但因受电解厂房环境因素制约，使用寿命难以达到设计值。据此英格索兰公司专门针对铝电解环境研制了一种抗粉尘空压机（ML37－Ⅲ），并且已投入市场，主要在包头、河南、云南、青铜峡等铝厂使用。　　（5）打壳机构目前国内大部分铝厂使用的打壳机构为气动结构，该结构振动频率高，但本世纪初在云南、焦作铝厂使用的打壳机构为全液压结构，该结构力量大，频率低，但对低位天车来说不易采用，对回转和击头悬挂主架破坏性较大。　　（6）阳极更换装置九十年代末期全液压更换阳极装置的诞生，是专门为预焙阳极铝电解厂多功能机组开发设计制造的电解槽阳极更换机构，以取代早期铝电解多功能机组所使用的四键缸式更换阳极机构，它具有对位准确、动作安全可靠、自动更换阳极等优点。　　（7）驾驶室国内原设计制造的天车在驾驶室中都安装有空调装置，但因天车工作时振动剧烈，厂房内粉尘较大，空调使用寿命均很短，后大部分已取消，取消后驾驶室内冬天采用电热器取暖（主要在北方地区），夏天采用风扇降温，工人作业时极不方便。目前大部分铝厂仍赞成安装空调，产品选用进口的较多，如贵州铝厂、平果铝厂、包头铝厂等厂家。　　（8）整车操作目前国内大部分铝厂的天车操作在驾驶室内完成，但较近几年电子、电气技术飞速发展，先进的技术在天车上得到了运用，遥控天车随即产生，主要在云南、焦作等铝厂制造的天车上。　　四、铝电解多功能机组的发展方向　　1、铝电解多功能机组产品品种的发展方向　　由于横向配置预焙槽可以提高单位面积产量，具有综合经济效益好等优点，目前国内上马在建的铝厂大多选用200KA以上的槽型，多点进电。这就给铝电解多功能机组发展起到推动作用。　　同时还应看到，大型预焙槽及车间的特殊环境对电解多功能机组在可靠性及运转率等方面提出了更高要求。由于驾驶室玻璃的防腐问题和能适合于电解车间环境的高可靠性的空调机尚无法解决，机组作业时，驾驶室处于烟气和热辐射中，司机的视场很不好（高位机组更差），靠地面人工引导作业，严重影响操作和生产效率的提高。　　因而，未来较有发展前途的铝电解多功能机组的品种应是：高可靠性、高运转率、减轻操作工劳动强度、轻而小的多功能机组。　　2、电解多功能机组的技术发展方向（1）轻型化、小型化。（2）功能扩大化。（3）功能机构全液压化。（4）电子化。（5）电气化。（6）调速方式采用变频调速，调速性能好。　　（7）控制方式采用PLC、LOGO，可以减少中间继电器，降低故障率，提高机组的可靠性和运转率。　　（8）操纵方式采用无线电遥控。　　（9）设备集中润滑。

对于A/S为4～7的铝土矿，采用拜耳法和烧结法处理的联合流程，取长补短，可得到比单纯的拜耳法或烧结法更好的经济效果。根据铝土矿的化学成分、矿物组成等不同，联合法有关联、串联和混联三种基本形式。联合法在我国氧化铝生产中占非常重要的地位。     并联法就是把铝土矿分为高硅铝土矿和低硅铝土矿，即矿山能够产出低硅铝土矿和高硅铝土矿。低硅铝土矿用拜耳法溶出，高硅铝土矿用烧结法处理，得到的溶液都进行晶种分解。过程中产出的一水碳酸钠用于烧结法，烧结法产出的苛性碱又用于补充拜耳法的碱损失。     并联法的优点为：（1）可以充分利用同一矿区的铝土矿资源；（2）由纯碱来补充过程损失的碱；（3）烧结法的低苛性比值的铝酸钠溶液加入拜耳法进行种分，能提高晶种分解速度。     对于A/S为4～7的铝土矿，不能够分出低硅铝土矿和高硅铝土矿，就应该采用串联法处理它。即先将铝土矿用拜耳法处理，提取矿中的大部分氧化铝，再用烧结法处理拜耳法的赤泥，进一步回收其中的氧化铝和碱。烧结法得到的铝酸钠溶液与拜耳法溶液混合后，进行晶种分解。种分母液蒸发析出一水苏打，送烧结系统配料。     串联法的优点为：（1）对中等品位的铝土矿，氧化铝回收率高，碱耗低；（2）矿石中大部分氧化铝由拜耳法提取，只有少量是由烧结法处理，减少了烧结的负荷，同时也用纯碱来补充过程损失的碱；（3）所有的铅酸钠溶液进行晶种分解，产品质量高。     串联法处理中等品位的铝土矿时，最大的困难是拜耳法赤泥用烧结法得到的溶液的铝硅比低，烧结温度范围窄，烧结技术较难控制。如果铝土矿中的铁含量低，生产中的碱损失不能全部由串联的烧结法系统提供的铅酸钠溶液补偿。就要添加一部分低品位铝土矿与赤泥一起烧结，以提高熟料的铝硅比，扩大烧结温度范围。这种兼有串联法和并联法的方法称做混联法。     混联法兼有串联法和并联法的优点：（1）铝土矿中氧化铝的回收率高，碱耗低且可用纯碱补碱。例如处理铝硅比为8.5的铝土矿，氧化铝的总回收率为90%～91%，苏打消耗低于60kg。（2）综合利用了低硅铝土矿，烧结过程平稳。（3）用廉价的苏打补碱。     混联法根据溶液汇合点不同，还有几种选择，至于选择哪一种流程生产氧化铝比较经济，要根据各个厂家的情况而定。

铜管清洗工艺流程 一、工艺流程 　　酸洗-水洗-抛光-水洗-钝化-水洗 二、容器原料：塑料或玻璃钢 三、槽液办理 序号　　工序　　品名　　温度(℃)　　时刻（min）  1　　　酸洗　　酸洗剂　常温　　　　2～8  2　　　水洗　　自来水　常温　　　　1～2  3　　　抛光　　抛光剂　常温　　　　0.5～6  4　　　水洗　　自来水　常温　　　　1～2  5　　　钝化　　钝化剂　常温　　　　2～5 秒  6　　　水洗　　自来水　常温　　　　1～2 补白：各道水洗工艺均为溢流水冲刷 四、操作规程 1、酸洗（清洗）： 　　视工件原料、表面情况和处理温度恰当把握处理时刻；及时铲除表面油污，防止二次污染工件；酸洗液杂质太多或处理作用不抱负时，应替换新液。 2、水洗： 　　溢流水冲刷，工件冲刷洁净后方可进入下一道工序；水质有必要常常替换，防止污染下道工序槽液。 3、抛光： 　　视工件原料、表面情况和处理温度恰当把握处理时刻；及时铲除表面油污，防止二次污染工件；抛光作用不抱负时，应倒槽后补加新液；禁止带入其它杂质污染槽液。 4、水洗 　　溢流水冲刷，工件冲刷洁净后方可进入下一道工序；洗净后的工件当即进入下一道工序；水质有必要常常替换，防止污染下道工序槽液。 5、钝化（关闭） 　　严厉把握处理时刻 2～5 秒钟；钝化作用不抱负时，应倒槽后补加新液。禁止带入其它杂质污染槽液。 6、水洗： 　　溢流水冲刷，水洗一定要完全洁净，不然工件表面不匀、发花；水洗后的工件及时凉干。 五、注意事项 1、各道水洗有必要完全洁净，常常替换。 2、处理液处理作用不抱负时，应及时补加或替换。 3、操作人员要注意安全，穿戴好防护用品（耐酸手套、长筒胶靴、防护眼镜、工作服等），如不小心溅到皮肤上或眼睛里，须用很多清水冲刷或送医疗机构。 4、现在归纳考虑需求清洗铜管数量和工艺条件等要素，暂时依照常温下清洗后凉干。待铜管烘干箱投入使用后，将进一步修正本工艺文件。

白钨的可浮性较好，常用重选——浮选联合法处理。 白钨矿浮选，首要处理与硫化矿及非金属矿的别离问题，详细有： 1.白钨与硫化矿别离。浮选白钨矿曾经先用黄药捕获硫化矿藏。浮白钨时，加少数氧化物、，按捺少数未被浮出的硫化物。 2.白钨与方解石、萤石别离。常用浓浆高温法。先把矿浆浓缩至浓度为60~70%，然后参加水玻璃，将矿浆升温至80°C以上，拌和30-60分钟，再用清水稀释，在室温下浮选白钨矿，槽中产品是萤石和方解石。 3.白钨与石英类硅酸盐别离。用油酸作捕收剂，水玻璃作按捺剂，就可按捺石英和硅酸盐类脉石，浮出白钨矿。 4.白钨与重晶石别离。因水玻璃对白钨和重晶石的按捺作用附近，单用水玻璃难以实现别离，还需用烷基硫酸盐或磺酸盐作捕收剂在PH=1.5-3.0条件下反浮选重晶石，在槽内得出白钨矿。 5.钨锡别离。可用电选，也可以用浮选。浮选别离时，用脂肪酸捕收白钨矿，用水玻璃按捺锡石。 6.钨钼别离。先浮选钼，再用油酸浮出白钨矿，浮白钨矿时选用很多水玻璃加温精选法。 白钨常用的捕收剂是油酸、油酸皂液和731氧化石腊皂等。 曾有选矿厂用高温精选法选白钨，出产技术指标：白钨精矿档次67.03%,尾矿0.095%,回收率80.17%。

近10～15年来，俄罗斯在选矿与火法冶金和湿法冶金结合方面获得了很大的成功，选冶联合工艺能够处理贫矿石和杂乱组成的难选矿石。在选用选冶联合工艺的情况下，有用组分的回收率都进步5%～10%，矿藏质料得到综合利用，出产废物削减。     拟定了难选含砷的金矿石高效分选工艺，该工艺可使金回收率进步5%～10%和下降有毒的用量。     在选矿回路中只将易选的有用矿藏回收到精矿中，而将未解离的矿藏分选到中矿中，再给冶金车间处理。在合理考虑中矿冶金处理的前提下，依据矿石的矿藏组成和结构来决议矿藏质料粗加工阶段中的富集比。     诺里尔斯克矿冶公司在磁黄铁矿精矿氧化加压分化中成功地选用了相似的工艺。俄罗斯选矿研讨设计院和国家有色金属科学研讨院选用加压浸出法与浮选和氯化法联合处理铜-锌矿石，该工艺可使铜回收率进步4%～12%，锌回收率进步10%～25%，贵金属回收率进步l0%～20%。用联合流程处理奥泽尔矿床难选多金属矿石，锌回收率进步到80%～90%，铅回收率进步到70%～80%，联合流程包含铅锌矿藏混合浮选、锌的加压浸出和从渣中氯化物浸出铅。     Малеевск矿床的矿石为蜕变矿石，其间一部分黄铁矿变种比磁化系数高，若矿石直接浮选，锌精矿铜杂质含量高，金属回收率低。矿石经磁选预选，磁性产品经硫酸浸出、石灰氢氧化物沉积、硫酸溶解、铁粉沉积，非磁性产品经标准浮选流程处理，得到铜精矿、锌精矿和铅精矿。在同名产品中锌、铅和铜的回收率别离进步5.54%、1.55%和12.85%，同名精矿锌、铅和铜档次别离进步2.77%、0.97%和1.56%。锌精矿中的铜含量从1.97%降至0.65%。     乌多坎铜矿石矿藏组成杂乱，含有很多氧化铜矿藏，低等第氧化的硫化铜精矿不适于惯例火法处理。该矿石氧化-硫酸化焙烧-硫酸浸出-水解工艺半工业实验结果表明，氧化-硫酸化焙烧温度以500℃为宜，此刻，铜浸出率高，浸出时生成的亚铁酸盐量少。浸出液中的铁、铝和硅杂质，可用石灰和中和剂两段水解净化工艺除掉。该工艺铜的浸出率为90%。

将拜耳法与烧结法组合起来一起运用即为联合法。联合后，相互扬长避短，使流程愈加完善。联合法又可分为并联法和串联法。相关法－由拜耳法和烧结法两种办法平行组成。以拜耳法处理低硅铝土矿，烧结法处理高硅铝土矿。由两个体系所发生的铝酸钠溶液混合，进行晶种分化，该法适合于既有高档次铝土矿又有低档次铝土矿的矿石产区。串联法－用来处理含氧化铁低的高硅铝土矿及中等档次的铝硅比（A/S）＝4～7左右的铝土矿。该法首先将矿石用拜耳法处理所得赤泥含有很多的氧化铝和，进一步用烧结法处理，得到的铝酸溶液与拜耳法溶出后的铝酸酸钠溶液混合进行晶种分化。

矿产资源是人类赖以生存和开展的重要的根底质料，我国约有95%的动力和80%的工业质料都直接或间接地来自矿产资源，跟着技能的前进和工业生产的开展，人们对矿产资源的需求还将进一步添加。这无疑意味着尾矿的数量也将日积月累，尾矿不只污染环境，损害人类的生命，并且还占用了很多的土地、耗费资金、影响厂商的经济效益。但是，依据前史与技能原因，如分选配备陈腐以及分选技能落后，尾矿中仍含有很多有用物质，乃至是富矿，这些资源的搁置，造成了巨大的糟蹋。因而，进行有价元素的收回，对完成尾矿的综合利用具有重要意义[1，2]。本文首要介绍了酸洗对包钢稀土尾矿中稀土元素富集的作用，为下一步进行单一稀土元素的提取奠定了根底。 一、实验 （一）首要质料 本实验所用首要质料为包钢稀土尾矿，其化学成分分析如表1所示，矿藏成分如图1。 表1  包钢稀土尾矿元素含量/%元素TFeFeOCaOM2OSiO2Al2O3TiO2NbREK2ONa2O含量/%17.64.7522.42.1823.10.02≤0.010.710.770.911.19图1  质料矿藏物相分析 （二）实验原理 首要是依据以下化学反响，来到达去除杂质、富集稀土的意图。被溶解的稀土与溶液中的氟化氢反响，生成氟化稀土而沉积在未分化的稀土矿藏中。由于REF3溶度积（Ksp=8×10－16）小于CaF2溶度积（Ksp=217×10－11），因而式（1）、（2）、（3）所示的化学反响不断地进行，既能除掉很多的铁和钙，稀土的损失率又很小[3]。 （三）实验办法 将质料在破碎筛分的根底上，要点调查了酸洗浓度、酸洗时刻、固液比和拌和时刻对富集作用的影响，经过很多的比照实验，断定了最佳参数。 二、结果与评论 （一）浓度的影响 用不同浓度的对尾矿进行酸洗，所得浓度对各元素在酸洗渣中含量的影响如图2所示。图2  酸洗渣中元素含量和浓度的联系 从图2中能够看出，跟着浓度增大，铁的失重率先是减小后又增大，这是由于有如下反响所造成的：当浓度为60%时，CaSiO3根本反响彻底，铁在酸洗渣中的含量到达最大值，当浓度再增大时，跟着FeS和Fe2O3的反响越来越彻底，酸洗渣中铁的含量便逐步削减，因而铁的浸出率便逐步增大。钙和硅的改变根本类似，在浓度小于60%时，硅首要以硅酸的方式分出，钙被溶解，以CaCl2的方式被去除，因而，在浓度低于60%时，硅和钙在酸洗渣中的含量逐步下降，浓度大于60%时，跟着浓度添加，铁越来越能充沛的与反响，钙和硅的含量显着添加，首要以CaF2和SiO2的形状存在，因而，浓度越大，对杂质的去除作用越显着。 （二）固液比的影响 在未拌和的状态下，操控不同的固液比，所做比照实验如图3所示。从图3中能够看出，失重率跟着固液比的增大先是添加后又下降，当固液比为1∶3时，失重率最大，到达48.6%，从图3中能够得出以下几点定论：（1）固液比在1∶3之前，失重率急剧增大，这是由于的量比较少，矿藏反响不彻底所造成的；（2）固液比在1∶3之后，失重率越来越小，是由于酸与矿藏中的铁反响生成Fe（OH）3胶体溶液，还有一部分硅以胶体硅酸的方式存在，跟着酸的液体量逐步增大，在没有拌和的情况下，液固别离，使部分酸不能与矿藏充沛触摸，致使矿藏不能充沛反响。图3  固液比与矿藏失重率的联系 （三）拌和时刻的影响 操控不同的拌和时刻，所做比照实验如图4所示。图4  拌和时刻与矿藏失重率的联系 从图4中能够看出，跟着拌和时刻的添加，失重率逐步增大，当拌和时刻为6h时，曲线趋于平衡，由于在酸洗过程中，跟着拌和时刻的添加，矿藏和能充沛反响，当拌和时刻为6h时，反响根本彻底，所以再跟着拌和时刻的添加，失重率改变不大。跟着拌和时刻的不同，酸洗渣中各元素含量的改变如图5所示。图5  拌和时刻与酸洗渣中元素含量的联系 从图5中能够看出，钙的含量先是下降后又升高，这是由于在反响之初，钙的化合物跟着拌和时刻的添加，反响越来越充沛，当拌和时刻为3h时，钙根本反响彻底，跟着铁含量的下降，钙的含量又逐步添加，铈跟着拌和时刻的添加含量不断添加，当拌和时刻大于5h时，改变不大。 三、定论 （一）包钢尾矿在磨碎的情况下，用浓酸洗作用比较好，操控固液比为1∶3，能使铁的浸出率到达91.97%。 （二）酸洗最佳拌和时刻为6h，使酸洗渣中铁的含量下降到212%，铈的含量添加到515%。 （三）此办法工艺简略，合适包钢尾矿这种稀土低档次矿藏，为稀土元素特别是铈的进一步提取奠定了根底。 参考文献： [1] 胡天喜.文书明,陈明洁,等.我国尾矿综合利用的一些发展[J].国外金属矿选矿,2006,43 （2）:152181. [2] 向武.尾矿综合利用新途径[J].有色金属矿产与勘查，1998,7 （2）:12021221. [3] 吴文远.稀土冶金学[M] .北京:化学工业出版社,2005. 482491.

厂商怎么与联合国经商？在日前举办的“政府收购与联合国收购推介会”上，我国我国世界经济技术交流中心主任助理董洪给我国厂商进军联合国收购开出六剂“药方”。 　　靠前，要讲诚信。董洪指出，联合国收购方法首要有３种：当地收购、直销途径收购和世界竞标，３种方法各占收购额的１／３。厂商对来自联合国的问询一定要及时回复。 　　第二，要有耐性。现在联合国没有在我国设任何收购中介机构，厂商要自行到指定网站请求注册，才干进入直销商花名册。他主张厂商常常阅读联合国网站，莫错失收购信息。 　　第三，不要讨价还价。董洪分析，联合国资金首要来自成员国的捐款，所以审计非常严厉，平等情况下肯定会挑选报价便宜的竞标者，而不喜欢像商人那样讨价还价。 　　第四，提高售后服务质量。“这一点国内厂商应该特别注意，”董洪着重，“曾经有我国厂商入围联合国收购竞标名单，但较后落马。不是产品质量过不了关，而是售后服务不到位。” 　　第五，集腋成裘。联合国收购中二三万美元的小单子特别多，“千万别嫌小，其间以小生意打听的成分居多，假如两边协作顺畅，今后天然会有机遇拿到大单”。 　　第六，看准收购产品标准。联合国每一次收购的产品都可能改换规格标准。 　　“联合国收购是一个５０多亿元的大‘蛋糕’，我国厂商只拿到缺乏１％。”董洪说，“联合国收购的产品中很多是‘我国造’，可大部分却是经过其它途径和中间环节曲折卖到联合国。现在国内厂商进军联合国收购的机遇不错，联合国现已看到我国厂商的实力。”这位官员特别主张，厂商可捉住当时联合国重视的环境保护、艾滋病防治等相关范畴做文章。

出产中一般选用在高温条件下熔融酸化处理高碳铬铁试样，然后再进行分析。这样在别离对高碳铬铁中各元素进行测守时，很多的时刻糟蹋在试样的熔融酸化预处理进程中。为此，拟定用系统分析法测定高碳铬铁中铬、磷、锰含量。　　碱熔酸化试样后，硫酸亚铁铵滴定法测定铬量及硫酸肼复原钼蓝光度法测定磷量已有报道。本法在此基础上作了改善：　　(1)热水浸取后，省去加热煮沸分化H2O2程序，直接以硫酸中和后，在催化剂存鄙人，用过硫酸铵氧化或许被H2O2复原的少数三价铬为六价。　　(2)碱熔酸化后，直接加高氯酸和挥铬后，用钼酸铵硫酸肼显色，用钼蓝光度法测定磷量。以上两项改善使铬和磷的测定程序简洁、快速，成果精确，分析周期大为缩短,剩下试液还能够用过硫酸铵银盐氧化光度法测定锰量。     一、仪器和试剂　    　721型分光光度计。　　    ：固体；　　    硫酸：1+1；　    　磷酸：ρ约1.70g/mL；　　    硫酸锰溶液：4%；　　    溶液：1%；　　    过硫酸铵溶液：15%；　　    氯化钠溶液：5%；　　    N-代指示剂：0.2%；　　    硫酸亚铁铵标准溶液：0.08mol/L；　　    高氯酸：ρ约1.67g/mL；　　    ：ρ约1.19g/mL；　　    亚溶液：10%；　　钼酸铵溶液:称取钼酸铵20g溶解于200mL温水中,边拌和边参加700mL硫酸(1+1),再以水稀释至1000mL，摇匀；　　硫酸肼溶液：称取1.5g硫酸肼溶解于200mL水中，以水稀释至1000mL，摇匀；　　显色剂溶液：运用时取25mL钼酸铵溶液，10mL硫酸肼溶液及65mL水，混匀；　　EDTA溶液：5％。    二、实验部分    (一)试液的制备　　称取0.5000g试样置于预先盛有5g的铁坩埚中，拌和混匀，再掩盖1g，将坩埚置于低温电炉上加热烘烤至焦黄色。盖上坩埚盖，移入高温炉内升温至700℃时熔融5min，取出稍冷却，置于预先盛有100mL热水的400mL烧杯中，加热使坩埚内熔融物浸溶后，用水冲净坩埚及盖。加硫酸(1+1)至pH试纸呈酸性停止，并过量10mL硫酸(1+1),加热煮沸至残渣溶解，如不全溶，须再加硫酸直至溶液弄清(杯底不得留有任何残渣，如有残渣存在即系此熔融处理未曾彻底).冷却后移入250mL容量瓶中，用水稀释至刻度，摇匀为试液。    (二)过硫酸铵氧化容量法测定铬　　移取试液50mL于500mL锥形瓶中，参加12mL硫酸(1+1),8mL磷酸，用水稀释至试液体积约200mL。顺次加3滴硫酸锰溶液，10mL溶液，15mL过硫酸铵溶液，加热煮沸至铬彻底氧化为高价铬(试液呈高锰酸的紫红色时，标明铬现已被氧化为六价),持续煮沸4～6min，使过量的过硫酸铵彻底分化。加10mL氯化钠溶液，加热煮沸至紫红色消失，如有剩余紫色不用失时，需再加3～5mL氯化钠溶液，持续煮沸至氯化银沉积凝集下沉，溶液变清亮。取下稍冷却(避免俄然用流水冷却，锥形瓶破损),用流水冷却至室温，加20mL硫酸(1+1),用硫酸亚铁铵标准溶液滴定溶液变黄绿色时，加N-代指示剂3滴，持续滴定至溶液玫瑰色消失转为亮绿色为结尾。按下式核算铬的含量：　　                        Cr%=TCr×V    式中 TCr——每毫升硫酸亚铁铵标准溶液相当于铬的百分含量；     　　V——滴定试样时所耗费硫酸亚铁铵标准溶液的毫升数。[next]    (三)钼蓝光度法测定磷　　移取试液50mL于200mL高型烧杯中，加20mL高氯酸，加热蒸腾至冒白烟(杯底试液呈高价铬黄色时),滴加使铬蒸腾(棕色氯化铬酰气体),持续加热将被复原的铬氧化后，再滴加重复进行蒸腾除铬，直至不再呈现氯化铬酰棕色蒸气，持续加热冒白烟30s以除掉氯。　　取下稍冷却后，参加50mL热水溶解可溶性盐类(硅酸不溶悬浮在试液中)煮沸，取下，用脱脂棉过滤于250mL容量瓶中，用温水洗刷沉积(硅酸)及滤纸4～6次，弃去沉积，滤液用流水冷却至室温后，以水稀释至刻度，摇匀。　　移取滤液25mL于100mL容量瓶中，参加10mL亚溶液，在沸水浴中加热至溶液无色，取下，当即参加25mL显色剂溶液，再在沸水浴中加热10min，取下，稍冷却，流水冷却至室温，以水稀释至刻度，摇匀。移显色液于3cm比色皿中，以水为参比液，于分光光度计波长700nm处，丈量吸光度值。　　称取含磷量不同的高碳铬铁标样3～5个，用与试样相同的分析办法丈量吸光度值，并以磷含量为横坐标，吸光度值为纵坐标制作作业曲线。    (四)过硫酸铵银盐氧化光度法测定锰　　移取试液50mL于200mL高型烧杯中，加20mL高氯酸，加热蒸腾至冒白烟(杯底试液呈高价铬黄色时),滴加使铬蒸腾(棕色氯化铬酰气体),持续加热将被复原的铬氧化后，再滴加重复蒸腾除铬，直至不再呈现棕色气体停止，持续加热煮沸冒白烟以除掉氯。　　取下稍冷却，加30mL热水，加热近沸溶解可溶性盐类。用脱脂棉过滤于150mL锥形瓶中，用热水洗刷沉积(硅酸)及滤纸4～6次。于滤液中加5mL硫酸(1+1),3mL磷酸，此刻试液体积应为60mL左右(如试液体积过多应加热蒸腾之).加5mL溶液，10mL过硫酸铵溶液，加热煮沸1min，取下稍冷却后，用流水冷却至室温，移入100mL容量瓶中，以水稀释至刻度，摇匀。　　将部分显色液移入两个3cm比色皿中，其间一个加2滴EDTA溶液，待紫红色褪去后作为空白溶液。于分光光度计波长530nm处，测定吸光度值。从作业曲线上查得锰百分含量。　　称取含锰量不同的高碳铬铁标样3～5个，用与试样相同的分析办法丈量吸光度值，并以锰含量为横坐标，吸光度值为纵坐标，制作作业曲线。    三、成果与评论用高碳铬铁标样以本法别离对铬、磷、锰进行实验，测定成果比照别离见表1～3。表1  高碳铬铁标样铬丈量成果（n=6） %标样号标准值丈量平均值标准偏差RSDBH0310－358.3758.50.140.24BH0310－461.7461.750.350.57GBW142468.7568.760.320.46FeCr67C9.568.0868.070.370.55[next]表2  高碳铬铁标样磷丈量成果（n＝6） %标样号标准值丈量平均值标准偏差RSDFeCr55C10000.0220.02250.00073.14GBW014240.0250.02530.00124.75BH0310－40.0490.0490.00142..95BH0310－30.0730.0730.00283.87表3  高碳铬铁标样锰丈量成果（n＝6） %标样号标准值丈量平均值标准偏差RSDFeCr67C9.50.190.190.0073.72BH0310－31.31.290.0211.64BH0310－40.510.5080.0193.76FeCr55C10000.340.3420.0123.51 　　用铁坩埚以熔融试样时，应预先在低温电炉上加热烘烤至焦黄色后，再移入700℃的高温炉内熔融。不然，熔剂中的水分遇高温易溅起坩埚，使分析失利。用过硫酸铵氧化铬时，溶液酸度对分析成果影响较大，酸度大时，铬氧化缓慢；酸度小时，易分出MnO2沉积。一般以为酸度在100mL溶液中含4～8mL浓硫酸或磷酸最适合。　　在铬未被彻底氧化为六价铬前，试液中避免HCl或Cl-存在，因CL-与AgNO3中的Ag+生成AgCl沉积，致使AgNO3失掉催化剂的作用，使分析失利。　　N-代指示剂自身具有复原性，加2～3滴即可，多加铬分析成果会偏低。试液中的铬、三价铁影响磷的测定，加高氯酸将铬氧化为高价铬，重复滴加使铬生成棕色氯化铬酰气体蒸腾消除铬的搅扰。三价铁的搅扰可加亚煮沸以消除。　　测定磷时，参加显色剂，在加热煮沸条件下，与钼酸铵生成磷钼黄，随即被硫酸肼复原为磷钼蓝络合物，以进步测定磷的灵敏度。　　测定锰时，试液中铬和三价铁及氯根对分析锰有搅扰，加高氯酸将铬氧化为高价铬，重复滴加使铬生成棕色氯化铬酰气体蒸腾去除搅扰,氯根在高氯酸冒白烟时也一起蒸腾除掉.参加磷酸可与Fe3+生成[Fe(PO4)2]3-无色络合物消除搅扰，磷酸的存在使锰的氧化规模扩展，能够避免MnO2的生成，并且还能够增加高锰酸的稳定性。　　本实验办法适用于中碳铬铁和氮化铬铁中Cr、P、Mn的联合测定，对莱钢进厂的氮化铬铁试样研细经过0.088mm筛孔，用本法测定的Cr、P、Mn精密度和精确度都很高。低碳、微碳铬铁改用饱满20mL溶解试样，加10mL高氯酸蒸腾至冒白烟，取下冷却，加水50mL，煮沸溶解盐类，用脱脂棉过滤于250mL容量瓶中，热水洗刷6～8次，冷至室温，以水稀释至刻度，摇匀。以下操作同高碳铬铁中Cr、P、Mn的联合测定。    四、结 论　　本研讨用碱熔酸化的办法处理高碳铬铁试样，作用较好。用同一母液对铬、磷、锰等元素进行测定，减少了试样的预处理进程，大大缩短了分析周期，用此办法对不同含量的高碳铬铁标样进行测定，实验成果标明，只需操控好各元素测定的酸度和条件，办法的精密度和精确度都很高，分析成果差错彻底在国标差错规模内，办法是可行的。

我国大冶式铁矿，属接触交代-热液铁矿床，其矿石为含铜磁铁矿石。该矿床原生矿石中的含铁矿物主要是磁铁矿，铜矿物主要是黄铜矿、硫和钴含量较高，且具有工业价值。脉石矿物为石英、绿泥石、绢云母、高岭土、方解石、白云石和普通角闪石等。脉石呈致密状构造，为磁铁矿的细粒和微细粒组成，颗粒间为非金属矿物所充填，黄铜矿颗粒和集合体的大小在0.2～0.001mm之间。    选别该类矿石采用下图所示的浮-磁联合流程，生产实践表明，采用该种流程不仅能保证铜精矿和铁精矿的质量和回收率，而且还能达到综合回收硫、钴的目的。当原矿品位为：45.75%Fe、0.492%Cu、2.112%S、0.021%Co时，可获得品位为58.1%Fe、回收率89.81%Fe的铁精矿，品位为18.37%Cu、回收率64.56%Cu的铜精矿，品位为33.25%S及0.24%Co、回收率26.80%Co的硫钴精矿。    该矿为了回收弱磁选尾矿中的菱铁矿，增设了湿式强磁选机，可获得品位43%Fe左右的强磁精矿，从而提高了铁的回收率。 含铜磁铁矿石选别流程

国外广泛选用选冶联合流程对铜尾矿进行再选。美国密执安州将铜尾矿再磨和浮选（或浸），处理8200万t，产出铜33.8万t；美国还采纳一种相似炭浸法提金的工艺，将浸渍有萃取剂的炭粒加到铜尾矿矿浆中收回铜，关键是萃取剂要廉价。俄罗期阿尔马累克选厂将尾矿磨至－74µm占50%左右浮选，能够将尾矿中80%的铜再选收回。哈萨克巴乐哈什选厂经浮选、再磨；精选工艺从贫斑铜矿的尾矿中收回了铜和钼。       现在，用浸出法从铜尾矿收回铜取得很大成功，一般以为，用硫酸浸出铜尾矿建厂出资少、时间短、污染小、可利用冶金厂商副产的硫酸，成本底，尾矿数量大时更为经济。美国亚利桑那州莫伦西铜厂即用硫酸处理堆存的氧化铜尾矿，铜收回率73.8%，年产5万t阴极铜，占该厂铜产值的13%。智利丘基卡马选用大浸出槽硫酸浸出－电解，以每年产出5.25万t铜的速度从堆存多年的很多老尾矿中已累计收回了90万t铜。俄罗斯、西班牙选用细菌浸出工艺从尾矿中收回铜也有杰出作用。       国外也再选铜尾矿收回除铜以外的其他组分。例如印度从浮选铜的尾矿中先用摇床重选，后用湿法收回铀；南非弗斯克公司从选铜尾矿顶用浮选再选取得含P2O536.6%、收回率65.6%的磷精矿；日本赤金铜矿从选铜尾矿中再选收回铋和钨。

金绿宝石是一种含铍较高的重要铍矿藏，国外研讨甚少，迄今未见开发利用。     在我国，金绿宝石矿是仅次于绿基石的重要铍矿资源，湖南一金绿宝石矿不只档次高，并且储量大，是我国潜在的重要铍质料基地。该矿分为尖晶石含铍条纹岩、尖晶石含铍大理岩和电气石尖晶石含铍条纹岩等类型。其特点是金绿宝石与萤石、方解石和尖晶石细密共生，嵌布很细，选矿很难别离。在50～60年代末，我国对该矿进行了选矿和选－冶联合流程研讨工作：用阳离子捕收剂或阴离子捕收剂浮选金绿宝石；用浮选－酸浸－浮选、浮选－焙烧－浮选处理金绿宝石矿等。这一时期，苏联选矿研讨设计院也对该矿进行了重选－浮选（部分加温）实验研讨。这些研讨工作都取得了必定效果，为该资源的开发利用做出了奉献。可是这些实验或是得不出可以满意冶炼要求的产品铍精矿或是虽能处理富矿（l％BeO），取得档次达ll％Be0以上的铍精矿，但回收率极低(21％）。       针对上述情况，70年代初，我国选矿工作者从选冶结合的视点考虑，又展开了很多的实验研讨工作，取得了突破性发展。       前已述及，该矿的特点是金绿宝石与萤石、方解石、尖晶石等矿藏细密共生，嵌布很细，难于用单一选矿办法完成有用别离；可是，在铍精矿冶炼时却又常常需求增加很多的助熔剂－萤石。因此选矿工作者提出了先用浮选产出一种含有适量萤石和方解石的低档次、高回收率的铍精矿，然后再用恰当冶炼办法处理这种铍精矿的研讨方案。经过多年尽力，总算完成了用“浮选－浸出－溶剂萃取法”从金绿宝石矿石中提取的实验室实验。后经扩展实验验证，必定了该工艺的可靠性和合理性。       该工艺的首要进程是：原矿先经细磨，浮选出硫化物和部分方解石，然后在水玻璃和钠等调整剂效果下，加脂肪酸皂作捕收剂浮选金绿宝石，最终从浮铍尾矿中选出萤石。因为要求铍精矿泡沫产品中含有必定量的萤石和方解石，铍精矿的档次可恰当下降，因此铍浮选的作业回收率就大为提高了。将这种铍精矿进行焙烧－浸出－萃取，最终取得成产品。实验的原矿档次为0.4％Be0,取得的产品纯度在97％以上，选矿回收率高于80％，对原矿的选冶总回收率为60％。试料的矿藏组成及实验准则流程别离示于表和图1。    表1  试料的矿藏组成矿藏称号金绿宝石硅铍石萤石云母方解石电气石角闪石氟硼镁石硫化物含量，％2.080.0534.8220.3930.917.653.190.93    图1  金绿宝石矿选矿－浸出－溶剂萃取实验准则流程

联合流程是由单一流程组成的互补流程。对硫铁矿烧渣而言，常用的联合流程有弱磁－强磁、磁选－重选、重选－磁选、磁选－反浮选等。 由该矿物的工艺矿物学与矿石可选性研究可以看出，该种矿物在选别铁精矿的过程中适宜于磁选、重选。在除杂、分离过程中可以考虑用浮选、化学选矿的方法。 将烧渣预处理后，首先进行单独的磁选及重选试验。由表1和表2可以看出，磁选处理烧渣，其品位58.70%，回收率78.24%；试用摇床和螺旋溜槽重选处理，其品位可达64.50%，但回收率仅为24.67%。可见单独的磁选或重选试验难以达到较为理想的选别指标，可以综合考虑采用联合工艺流程进行处理。经过初步探索性试验结果分析和对各单一流程的分析比较，确定了图1所示的工艺作为试验原始流程。 表1  磁选探索性试验产品名称产率（%）品位（%）回收率（%）FePbSFePbS精矿1#23.6660.170.310.5528.4821.577.48尾矿2#76.3447.610.312.1171.5278.4392.52精矿3#37.6060.790.300.4347.2033.189.29尾矿4#62.4043.010.302.5352.8066.8290.71 表2  摇床、螺旋溜槽单一选矿试验选矿方法精矿品位产率（%）尾矿品位Fe的精矿回收率（%）S的含量摇床63.1619.8547.7624.670.272螺旋溜槽60.2356.6838.5067.180.296图1  试验原始流程

矿石中除了含有硫化物以外，还含有金的氢氧化铁和氧化铜矿藏，这类矿石比较难处理。在一般情况下仍可选用“浮选—化”流程处理。但作用较差，由于氧化铜比较难浮，而含金的氢氧化铁简直无法用浮选法收回。实施化也很困难，由于矿石中含有易溶于化溶液的同矿藏。为了进步对金属矿藏的选别作用，处理这类矿石只能选用更为杂乱的选冶联合流程（如下图）。  图示：  部分氧化金铜矿石选别流程       榜首段浮选收回含金硫化物，第二段用来收回氧化铜和表面有薄膜的金以及包裹在氧化物中的金，第三段用来收回矿藏表面在酸浸过程中已被洁净了的含铜和含金的硫化物。     彻底氧化了的金—铜矿石其选别工艺特色基本上与部分氧化金—铜矿石相同。

摆脱困境、走出低谷……沪锌跌破15000元/吨的所谓“铁底”之后，铅锌企业上周末又聚在一起，共同商讨生存大计。“2008上海铅锌峰会”上一片凄风惨雨，不仅7月份联合减产一事最终流产，矿山企业的惜售，冶炼加工费的续降，加上下游消费的不见起色，让众多分析人士得出了——锌价筑底之旅远未结束的结论。 　　7月联合减产名存实亡 　　面对铅锌价格的节节下挫，7月中旬，国内27家铅锌矿山和冶炼企业在上海宣布，铅锌冶炼企业将利用7-9月的消费淡季，联合减产，减产幅度在10%左右。 　　然而，减产宣言已经发布了将近两个月的时间，铅锌的过剩问题似乎并没有多大的好转。上海期货市场库存达到了72000多吨，而业内人士指出，实际库存远超过15万吨，加上冶炼厂自身的库存储备，国内整体库存估计超过30万吨。 　　随之而来的是，沪锌的进一步走低，就在铅锌企业联合减产消息发布一个月后，沪锌一度跌至13465元/吨，此前众多冶炼企业所预测的15000元/吨的“铁底”被无情击穿，而国内锌价曾在两年多前站上35900元/吨的高位，锌价缩水6成以上。 　　所谓的联合减产究竟有何效果？有统计显示，今年7月单月精锌产量达到33.12万吨，同比增幅高达18.6%，高于前7个月8.3%的增速。这意味着，27家铅锌企业在联合减产宣言发布的当月，产量增速与此前相比不降反升。 　　矿企惜售气氛浓郁 　　“目前，矿山投资与冶炼投资的增速正呈现逆向而行的走势。”云南昊龙实业集团有限公司副总经理锁芳在接受记者采访时表示，2004年国内铅锌采选业完成投资26.11亿元，2005年是36.35亿元，2006年是64.45亿元，到了2007年达到113.57亿元。而有关数据显示，今年1-5月，中国铅锌采选业完成固定资产投资额为31.14亿元。她认为，种种迹象表明，受到2008年市场价格下滑的影响，采选业的投资热情正在下滑，许多计划中的投资项目推迟运营，矿山投资项目高峰即将结束。 　　反观铅锌冶炼投资则依然保持增长，据预测，2008年全国新增冶炼产能55万吨，冶炼产能增速虽然放缓，但仍然呈现增长态势。 　　“这样的情况将直接导致铅锌冶炼企业在未来的生产经营中将面临‘无米下锅’的窘境。”锁芳这样感慨道。事实上，“无米下锅”的情况不是“将来时”而已经演化成“进行时”了。一位长期为株冶集团供应锌精矿的民营矿企老板告诉记者，株冶在湖南设有5个矿石堆放场，这5个堆放场自今年5月18日起，就几乎收不到货了。湖南周边的民营矿企已不再向株冶继续供货，目前只有湖南有色的一家关联矿企继续为其供应锌精矿。 　　“虽然大家手中都有存货，但这样的价格，我们是不会卖的。”这位矿企老板坦陈，精矿价格下滑让众多民营矿企惜售情绪浓郁。 　　加工费续降 锌价筑底 　　一边是矿山惜售，一边是锌价低迷。国内冶炼企业不得不让出原本就少得可怜的加工费。西安方圆进出口有限公司总经理张衡告诉记者，国外锌加工费已经从年初的330美元降至190美元，而国内加工费也从7000元降至5500元。 　　而锌的下游消费则呈现持续低迷的态势。统计显示，锌的最大下游使用领域——镀锌板在2007年虽然创下出口量新高，但增幅只有54.05%，远低于2006年227.4%的增幅。而从2007年10月份开始，中国镀锌板的出口量开始出现负增长，2008年2月起，中国镀锌板产量和汽车产量更是出现大幅下降。 　　消费不见起色，加上成本进一步挤压，分析人士认为加工费的下调无疑是开启了锌价新的下行通道。申银万国期货经纪有限公司分析师李俊超表示，虽然锌价已经货真价实地运行在成本区域，但只要消费没有起色，锌价今后的运行趋势仍然会以反复筑底为主调。.

铝是有色金属之首，产量在所有金属中也仅次于钢铁，但其生产耗电巨大，2006年我国电解铝产量935万吨，综合交流电耗1。4671亿千瓦时，总耗电量1372亿千瓦，占全国电力消耗总量的4。9%，而总产值不到全国GDP的1%，因此电解铝已成为首屈一指的高耗能行业，电力来源与保证供应是电解铝产业的命脉。　　　　近年来，随着煤炭价格的持续上涨和国家实施的“节能减排”限制高耗能产业政策的实施，使电解铝行业的电价高于普通电价，从而导致产业利润大幅缩水，从长远发展角度看，电价持续上涨趋势将继续下去，在此形势下积极探索电解铝产业电力来源新途径就更加具有普遍的现实与长久性的影响。风力发电是新能源产业的重要组成部分，我国风能资源十分丰富，在电解铝企业分布较多的沿海、东北、西北及内陆中北部腹地山区的广大地区，均拥有十分丰富的风能资源，然而直接采购现有的风力发电机组产生的电力是不行的，因为其上网电价还大大高于现有的煤电。　　　　采用联合聚风特大功率风力发电机组发电联合聚风风电机组较新发明技术是将多个长菱形设计形态的“分风式风力发电机组”(以下简称分风机组)间隔并列联合设置，因此在相邻间隔设置的各个长菱形机组的两侧，均可形成由分风机舱分风与其相互影响聚风形成的聚风过流通道，形成相互聚风的效果。而立式双桨轮风轮的桨叶正好并列处于聚风过流通道中，从而使聚集风力持续不断地切向冲击桨轮风轮的较大力矩处，推动其旋转形成较大出力能力转换。　　　　“分风机组”是由立式双桨轮风轮相互齿合联合构成，并可通过并列设置的机组相互联合，使若干个机组实现联合联动的一体化出力态势。可通过菱形聚风斜面的双向合并天然构成机组的设备间(分风机舱)。分风机舱为面对风向的完全固定形态，其对风方法是利用自然界风力路径直线来回运动的特点，通过桨轮风轮正、反旋转方向的调节变化适应风力方向的整体变化，因聚风通道有顺风作用，桨轮风轮对风向又没有特别严格的要求，因此在风向小角度左右偏离主线方向的情况下，不会对机组运行产生任何影响;其通过“分风聚风、联动出力、桨轮径、高、叶面三重设计拓展能力”的共同作用，可使单机超过10兆瓦~100兆瓦特大功率设计成为现实，通过其“伞式桨叶伸缩调控系统”可简单、准确、快速、有效地整体调控桨轮风轮各个桨叶的伸展幅面，实现微风启动、随风调频与刹车减力的控制，并可有效消除台风的影响，其通过多发电机组的并列设置与调控可使机组充分利用微风与强风发电，可实现大功率、低成本维护等众多全新优势的集成，可形成不同规格功率的系列产品。　　　　产生的风电直接输送到电解铝企业风力发电并入国家公共电网输送是电力输送的通常做法，但其技术难度大，控制实施难，设备成本高，涉及的部门多。此外，与公共电网的电力指标比较，应用于电解铝产业的电力指标要求具有特殊性，如对频率的要求、直流输电等，其指标可以大幅度降低，因此采用单独建设风电厂与电解铝企业之间的输电线路进行单独大规模直接输电具有多方面的突出优势和长久效益。展望与效益成熟完善的“联合聚风风电机组”为上述设想提供了坚实的技术能力保证，建设完成后可使该风电设备长期在“大致无成本”的状态下运行;其可使风电的上网电价低于煤电;而“将风电直接输送到电解铝企业使用”设计方式不仅提供了更加简单具体的可行实施保证，还将使其电力价格进一步下降。中国是电解铝生产与出口大国，我国的电解铝企业如果规模化采用无任何消耗与污染排放的风电不仅是长久巨大获益的基础，大幅度增加产品竞争力，还可为国家实现“十一五”节能减排整体目标做出无法估量的贡献。

对某硫钼矿选用原矿硫酸浸出，浸液钼铀萃取别离，浸渣浮选，浮选混合精矿水冶处理，可取得以下产品：钼酸钙，含钼40.77%,收回率85%;重铀酸铵，含铀70.37%，收回率88%;金银精矿，含金24.6克/吨，收回率90%，含银490克/吨，收回率36.8%(蒸发部份未计)。钼产品与金银精矿放射性强度均达国家标准。 1.硫钼矿的特征与某钼铀矿的性质 硫钼矿与辉钼矿均属钼的硫化物(MoS2)。从该矿床标本研讨标明，硫钼矿以非晶质或隐晶质矿藏存在，别离不出单物，经电子探针分析，，含钼49.66%、硫43.59%、铁6.210.54%。硫钼矿在氧化带和露出于空气中很不安稳，易氧化成兰钼矿。其体现“长白毛，出兰汗。”原矿磨至-200目占60%左右水泡24小时，钼的水溶率达9%左右。 某钼铀矿首要金属矿藏有硫钼矿、兰钼矿、黄铁矿。其次为闪锌矿、辉铜矿、方铅矿、褐铁矿;首要脉石矿和扔石英、钾长石、钠长石、水云母、钾明矾、高岭土等。硫钼矿与黄铁矿、闪锌矿共生亲近。铀矿藏首要以离子吸附涣散状况存在。铀的独立矿藏(沥青铀矿、方钍石，黄钼铀矿等)含铀量不超越10%。金银矿与黄铁矿闪锌矿等硫化矿共生亲近。原矿化学分析见表1。钼物相分析见表2。表1 钼的物相分析项目总钼氧化钼中的钼硫化钼中的钼氧化率%含量%0.3110.1510.16148.4表2 原矿化学分析项目MoUAuAgThK2O含量%0.3170.0781.19（克/吨）66.5（克/吨）0.00256.9项目CuPbZnNa2OCSiO2含量%0.050.2620.1540.80.1172.48项目Al2O3TFeFe2O3FeOCaOMgO含量%11.541.561.180.950.080.34项目TiO2MnOP2O5SH2O-灼失含量%0.0750.0890.0130.910.572.612.硫钼矿加工工艺特色与某钼铀矿计划挑选 矿藏加开工艺首要取决于矿石性质。硫钼矿为非晶质或隐晶质矿藏，别离不出单矿藏，往往以胶结的含钼集合体存在。硫钼矿易氧化溶于水的兰钼矿，有硫钼矿存在的矿床，往往也有兰钼矿存在。因为硫钼矿有这些特性，一般选矿办法难以得到合格精矿。某钼铀矿经一次粗选四次精选，取得精矿含钼仅7%左右。而兰钼矿与铀的水溶性(钼水溶率9%、铀水溶率1.3%以上)，形成浮选水处理与金属收回的困难。单用选矿办法得不到合格精矿，单用冶金办法处理低档次矿石，经济上不合算，因而处理硫钼矿选用选冶联合流程较为合理。 对某些钼铀矿研讨过程中，考虑到钼铀伴生元素的归纳收回，曾做过原矿焙烧一硫酸浸出，硫酸熟化浸出实验，但浸出作用均欠安。依据该矿石中硫钼矿与兰钼矿共生，且硫钼矿与黄铁矿、闪锌矿等硫化矿共生亲近的特性，终究挑选了原矿硫酸浸出(浸出钼的氧化物)，浸渣浮选(浮硫钼矿及其他硫化矿)，浮选混合精矿水冶处理的流程。其实验准则流程如下图所示。3.选冶实验 (1)原矿硫酸浸出实验 对钼铀浸出的影响要素有硫酸用量、氧化剂、粒度、温度、时刻和液固比等。实验成果标明，影响钼铀浸出率的首要要素是硫酸用量、氧化剂(MnO2)用量与温度其他要素影响不大。终究断定工艺条件为：酸耗6%矿重，氧化剂(MnO2)1.2%矿重，浸出时刻1.5～2.0小时，液固比1：1,粒度0.5毫米。钼的浸出率在58～61%，铀的浸出率在87～89。浸液化学分析见表3。表3 浸液多项化学分析成份MoUTFeSiO2Al2O3含量（克/升）1.80.7462.660.171.74成份K2OP2O5ASSO4-2余酸含量（克/升）0.580.0480.04854.729.4(2)浸出液钼铀萃取别离 浸液中有收回价值的成份首要有钼、铀。浸液用5%P2O4+3%TBP火油三级逆流优先萃取铀、萃铀饱满有机相用0.75%草酸钠(pH=4～4.5)三级逆流洗刷钼，洗钼后铀钨和有机相用10%碳酸钠砖瓦级逆流反萃取铀，反萃液用沉积重铀酸铵产品，萃铀余液与洗刷相的洗水按份额兼并作为萃取钼的原液。用2.5%N235+7.5%TBP火油三级逆流萃取钼。萃钼饱满有机相用15%硫酸洗刷铀，然后用2.5%溶液反萃取钼，反钼液用石灰乳沉积钼取得钼酸钙产品。 (3)酸浸渣浮选 依据探究实验成果和水冶对浮选精矿的要求以及归纳考虑精矿档次与收回率，拟定一粗一扫一精流程。浮选精矿含钼1.5～2%送水冶处理。为了进步钼和金、银的收回率，选用强化的药剂准则，选用丁基黄药与25号黑药作捕收剂，把硫钼矿、金、银和其他硫化矿富集到泺，实际上是硫化矿混合浮选。 钼的浮选介质一般用碳酸钠作矿浆pH调整剂，矿浆为碱性，弱碱性和中性。因为钼、金、银与黄铁矿共生亲近，因而浮选计划的断定不能不考虑黄铁矿的浮选。经酸、碱性浮选介质计划比较，钼、金、银的收回率在酸性介质中浮选较在碱性介质中浮选高10～20%。选用酸性介质浮选还可使用原矿浸出残留于矿石中的余酸。因而挑选了酸性介质浮选。 增加Na2S和CuSO4活化表面氧化的硫化矿，有利于钼、金、银的收回。水玻璃用量对钼的收回率影响不大，但对精矿档次影响较明显。 经条件实验，终究断定磨矿细度-200目占99.3%，浮选药剂用量如表4所示。表4 浮选药剂准则药剂（克/吨）硫酸水玻璃硫酸铜丁基黄药25号黑药2号油粗选8300385690230151275扫选-231231-771332精选精矿与扫选精矿兼并作为浸渣浮选的钼、金、银混合精矿。浮选混合精矿化学分析成果见表5。浸渣浮选目标见表6。表5 浮选混合精矿多项化学分析项目MoUAuAgCuZnPbK2O含量（%）1.60.022618.82(克/吨)918.09(克/吨)0.4523.655.68项目固定炭Ma2OFeSAl2O3CaOMgOSiO2含量（%）0.640.659.4311.879.550.820.2548.68表6 浮选目标项目MoUAuAg目标浮选作业收回率（%）76.514.39086.5对原矿收回率（%）30.91.790-(4)浮选混合精矿的处理 浮选混合精矿中有价成份首要有钼、金、银。选用氧化焙烧将硫钼矿与其他硫化矿转变为易溶于水或稀酸的氧化物，然后用硫酸浸出，浸液萃取收回钼、铀;浸渣为金、银精矿。 钼的焙烧温度450～500℃较适宜，为下降金、银精矿放射性污染，焙烧温度进步到650℃，焙烧时刻90分钟。浸出硫酸用量5～8%矿重，浸出温度80℃，液固比值为1.5，浸出时刻30分钟。钼的浸出率84.2%，铀的浸出率81.7%。浸液与浸渣化学分析见表7。浮选精矿浸渣与浸液多项分析项目MoUAuAgCuZnPbTFeSSO4-2余酸浸渣含量%0.3370.003424.64(克/吨)490(克/吨)0.110.764.411.351.41　　浸液含量(毫克/升)685099.58.75196886309.41120798828700浮选混合精矿浸液用5%N235+12.5%TBP火油萃取钼，含钼钨和有机相用15%H2SO4洗刷铀，洗铀后的含钼饱满有机相用5%溶液反萃钼，反钼液含钼35.85克/升，铀4毫克/升。为消除放射性对钼产品的污染，用AlCl3•6H2O作载体沉积除铀，除铀后的钼溶液加热到80～90℃，用中和到pH=3～4，参加石灰乳沉积钼，取得钼酸钙产品。 硫钼矿矿均是钼的硫化物(MoS2)但它们的结构与组不相同，在性质上有较大的不同，因而硫钼矿在加工工艺方面较辉钼矿杂乱和困难，但选用选冶联合流程归纳收回硫钼矿是具有经济含义的。

铝带材横切机组的主要工作是将经冷轧机轧制完毕的铝带材切去头尾、切边、矫直、横切、垛板。主要设备有开卷机、切头剪、圆盘剪、矫直机、飞剪、皮带机、垛板台等。飞剪是其中的关键设备，它在保证剪刃和机列其它设备及带材的速度同步配合的情况下，将平动中的带材按要求的定尺进行高精度的剪切。 　　系统技术性能参数： 　　较高机列速度：60m/min、剪切长度：1000-4500mm、剪切误差：小于±0。5mm、 　　开卷较大张力：20000N、开卷卷径：φ500-φ1700mm来料宽度：620-1260mm、 来料厚度：0。2-3。2mm（取决于矫直机）。 　　A、 将传统的接近开关定位，改为剪刃脉冲码盘自动定位（调试时或更换码盘时进行一次自动定位），消除了接近开关有死区、易受温度、震动等因素影响的缺点； 　　B、 主程序执行的循环时间不到1mS，从根本上保证了控制精度； 　　C、 在线更改机列速度或剪切长度，不影响正常剪切； 　　D、 采用特殊的优化开方程序，大大减少了开方程序的执行时间； 　　E、 PLC采用PROFIBUS总线结构的主从方式，大大地减少了现场电缆及接线工作，同时系统的可靠性也得到较大提高。

该厂商坐落乌兹别克斯坦的克齐尔库姆沙漠境内。该厂处理的穆龙陶金矿矿区名为扎拉弗珊。该金矿从1969年开端建造投产后经4次扩建，现在的生产才能为5万t/d，年产金80 t，约占苏联产值的1/3。    1)采矿    露天开采现已采到笔直深度达200m以下的梯段。矿石为硅化页岩，悉数为氧化矿。矿石中含SiO2 70%、Au 0.5~10g/t（一般为3~5g/t）、Ag约为Au的1/10，还有少数的钨和微量的把，流程中都尽量加以收回。采矿进程中，应用了活化分析仪对矿山样品做金的快速测定，以便区别废石与矿石以及凹凸档次矿石的调配，辅导采矿。采矿中一般不需爆炸，直接由挖掘机采出，装入载重汽车运走。    2)破磨和重选    破碎用圆锥破碎机，功率600kW，进矿块度不大于2000mm，出矿粒度不大于160mm，生产才能2000t/h。    磨矿为多体系磨矿，选用两段闭路湿磨法，榜首段选用Ф7m半自磨机，容积80m3，装Ф60~100 mm的钢球80t，出料粒度-35mm。第二段选用球磨机，其出料粒度-200目占80%。半自磨机与球磨机别离与双螺旋分级机组合。两段磨机之间设有跳汰机和摇床等重选设备，对矿石进行重选。两段磨机的螺旋分级机的溢流集合后送往稠密机。    3)矿浆稠密    稠密机为Ф50m周边传动式，共6台并联运转。向球磨机和稠密机中加石灰乳调整pH。向稠密机中心管中参加聚酞胺，用量为15g/t，以促进矿泥絮凝沉降。各稠密机底流进入一贮槽，由一台才能为3000m3/h的砂泵将矿浆送入分配器，在这里与主动加料器供应的浸剂NaCN溶液混合，然后均匀分配给8条预化和矿浆浸出吸附生产线。    4)矿浆预化和浸出-吸附体系    在预化和树脂矿浆吸附浸出的8条生产线中，均选用帕丘卡塔，规格为Ф5m×25m。单塔容积500m3。每条生产线由12个塔水平串联摆放，空气拌和，其间头3塔为预化塔，后9个塔为树脂矿浆吸附浸出塔。每个吸附浸出塔装8块面积均为1m2的正方形筛网，其筛孔为0.4mm，装在塔内顶部，分两头摆放，每边4块，斜向刺进塔内，两头筛网上部的张角约140，每块筛网可独自抽出查看有无破损。    在树脂矿浆吸附浸出体系中，矿浆和树脂均接连活动，两者呈逆流。塔内矿浆的环流、矿浆与树脂的别离以及树脂的提高，均用压缩空气。[next]    预化和吸附浸出目标：NaCN用量300g/t, pH为10.5~11.5,预浸出时刻为4~6h,预浸和吸附浸出共16~18h，矿浆含氧6~7mg/L，树脂AM-2Б投入量为矿浆体积的1%，粒度为0.5~1.2mm,树脂容量为每克干树脂含6~10mg/g，尾矿含金0.18~0.2g/t，尾浆液相含金浓度为0.02~0.05mg/L,树脂总损耗为每吨矿10g,均匀运用寿命为4年。筛网经过才能为80~100m3/（m2·h），空气耗量0.05~0.1m3/（min·m3），剩下CN-浓度为100mg/L。    5)载金树脂解吸和再生    载金树脂解吸和贫树脂再生共经9个工序，25个塔。这些塔的规格均为Ф2m×12m,内衬橡胶和瓷砖，树脂从每塔上部进入，再从塔的下部经过塔内中心提高管间歇提高，以完成树脂在塔之间的搬运，提高1个塔的树脂时刻为1~2h。各种溶液均从塔的底部参加，由下向上活动。有必要指出的是，该厂商的解吸总时刻为180h，制品液含金质量浓度为0.5~1.0g/L,银8mg/L,再生树脂的剩余金容量低于0.1mg/g,每吨矿石耗费20g。    6)解吸制品液的处理及金的纯化、精粹    该联合厂商不选用苏联提金工业中常用的电解法，其工艺流程如图所示，从一硫酸制品解吸液中收回贵金属，是选用堆积法，将酸性的解吸制品液于50~60℃加碱至pH=11，使金、银及贱金属等堆积，这样一方面收回其间的贵金属，一方面将解吸液净化，以便调整组成后回来解吸进程运用。    对贵金属堆积物，焙烧后用硝酸溶解以别离金、银。关于溶解的银，加以AgCl方式堆积，然后经一系列处理而得银锭，关于档次较高的金泥加助熔剂锻烧，制成粗金块，并在HCl-HNO3介质中电解精制。阴极和阳极均为钛板，粗金块挂于阳极上并一同装于塑料编织袋内，以搜集金块溶解时的散落物。金不断溶解，并堆积于阴极上得到纯化，最终熔炼制得高纯度的金锭（成色达999.9%）。电解时，槽内溶液因蒸腾而削减，需补加水以坚持液面及酸度。当电解液中杂质含量超越必定浓度时，则作为电解尾液将其与解吸制品液一同堆积处理。

盐湖沉积锂矿床是锂的重要来源，在美国、智利、苏联、玻利维亚和我国,这类资源十分丰富。从沉积锂矿床中提取锂化物采用的是化学法或化学—浮选联合法。     早在1936年美国就采用化学—浮选联合工艺从西尔斯湖卤水中生产锂盐。西尔斯湖位于美国加利福尼亚州境内,其卤水含钾、钠、硼和锂等多种有价元素,锂是作为副产品回收的。该工艺的主要过程为:将卤水抽到预热器中加热到50℃,然后送到具有强循环和对流运动的蒸煮器中,蒸煮器的温度为：一室500℃、二室85℃、三室120℃。经蒸煮由卤水中结晶出KCl、Na2CO3、Na2SO4和Li2NaPO4,接着进行水力分级,KCl结晶粗大,进入底流,Na2CO3•Na2SO4和Li2NaPO4呈悬浮状进到溢流，经浓缩、过滤进入滤饼中。此后将滤饼调成浓浆，用脂肪酸处理后加入热碱溶解,结果Na2CO3•Na2SO4大部分溶解，而Li2NaPO4晶体表面因脂肪酸皂覆盖而不溶,往矿浆中加入起泡剂并通入空气,在浮选机中将Li2NaPO4作泡沫刮出，尾矿进一步处理以回收苏打。泡沫精矿给到沉淀槽中并加热到60℃，再一次溶解Na2CO3•Na2SO4，最后进行过滤、烘干，得到含Li2020~22%的锂精矿，回收率90%。     另外一种工艺就是化学法，即将卤水在晒场上蒸发，钠盐和钾盐沉淀析出，氯化锂浓度提高到6%左右,然后将其送入工厂,用苏打灰法将氯化锂转变成碳酸锂固体产品。

将硫铁矿烧渣（干矿）经100目筛子筛分，筛下产物在棒磨机中磨矿5min，磨矿浓度为C＝70%，搅拌5～8min，然后在摇床上重选，重选的精矿和尾矿分别在磁选机上磁选，磁场强度均为2500奥斯特。流程如图1所示：图1  摇床－磁选联合工艺流摇图 得到四种产物：精矿Ⅰ、精矿Ⅱ、中矿、尾矿。试验结果如下表所示： 表  摇床－磁选试验产品名称产率 （%）品位（%）回收率（%）FeSFeS精矿Ⅰ8.2763.160.26010.281.24中矿11.5557.290.23213.021.54精矿Ⅱ27.3461.200.25632.924.03尾矿52.8442.093.0743.7693.19合计10050.821.74100100 由上表试验结果可知，硫铁矿烧渣在相同的预处理条件下，用摇床－磁选联合工艺流程得到的铁精矿产品质量较低。虽然精矿Ⅰ和精矿Ⅱ精矿的品位比较高，可以达到63.16%和61.20%，但累积精矿产率和回收率却较低，分别为47.16%和56.24%。

近日，中国铝业贵州分公司积极开展技术创新，通过四个步骤，推进“三级合流”，实现了拜耳－烧结两大工艺合流技术创新，形成了改进型联合法氧化铝生产工艺技术。在拜耳--烧结合流技术创新过程中，形成了具有自主知识产权的一系列创新技术成果，在世界上首次创新使用无搅拌柱状流分解技术，取得了明显效果。 　  中铝公司作为全国首批“创新性企业试点工作单位”，依靠自主研发的选矿拜耳法氧化铝生产技术、强化烧结法氧化铝生产技术、石灰拜耳法氧化铝生产技术，在氧化铝生产领域不断推进自主技术创新，开展科研攻关，拓展了资源利用空间，显著降低了能源消耗。

一种铜矿石的联合堆浸工艺，其特征在于：它包括以下步骤： (1)硫化铜矿石的细菌堆浸； (2)用(1)中硫化铜矿石的细菌堆浸液经铜萃取后的萃余液进行氧化铜矿石的堆浸； (3)含铜浸出液的净化； (4)净化液中铜的萃取和反萃取； (5)铜的电积；

将硫铁矿烧渣（干矿）经100目筛子筛分，筛下产物在棒磨机中磨矿5min，磨矿浓度为C＝70%，搅拌5～8min，然后用螺旋溜槽处理该矿物，重选的精矿和尾矿分别在磁选机上磁选，磁选磁场强度均为2500奥斯特。流程如图1所示：图1  螺旋溜槽－磁选联合工艺流程图 试验结果如下表所示： 表  螺旋溜槽－磁选试验产品名称产率（%）品位（%）回收率（%）FeSFeS精矿Ⅰ16.7164.500.22521.222.16精矿Ⅱ38.6159.670.21445.334.75精矿Ⅲ8.1261.440.2589.821.20尾矿36.5630.754.3722.1291.89合计10050.821.74100100 根据上表试验结果表明，硫铁矿烧渣在相同的预处理条件下，用螺旋溜槽－磁选联合工艺流程可以得到较为理想的选别指标。三种精矿的品位都比较高，分别达到64.50%、59.67%和61.44%，累计产率63.44%，累计回收率76.37%。S的含量也可降至0.3%以下。

包钢选矿厂是我国大型铁矿石选厂之一，处理白云鄂博铁矿石。白云鄂博铁矿是以铁、稀土、铌、氟为主，并有磷、锰、钾等多金属共生的矿床。矿石按铁档次凹凸及氧化程度分红富氧化矿；中、贫氧化矿和磁铁矿三类，实施分采、分选。故在选厂的规划和出产中形成了多种类型的选别流程。    选厂原规划8个系列，第1、2、3系列选用浮选法处理富氧化矿；第4、5系列选用磁选法处理磁铁矿；第6、7、8系列选用焙烧磁选法处理中、贫氧化矿。    因为原规划没有考虑对稀土等有价金属的归纳收回，加之分采、分选作业在实践出产中遇到许多问题，故对原规划流程做了许多改造。在已建的7个系列中，只要1、2系列是按原规划流程施工建造的，其它系列流程计划都做了严重改变。    流程改造是在各个时期对选别工艺和选别设备实验研讨成果的基础上进行的。首要是为了处理三个问题：其一，为完成稀土金属的归纳收回；其二，为改进铁矿藏的选别目标；其三，为习惯富矿直接入炉后的原矿石结构改变。到现在已建的7个选矿系列中，有5种工艺流程类型。    多年来的实验和选厂的出产、改建的实践标明，要归纳收回白云鄂博矿石中的有用矿藏，有必要选用包含多种选矿工艺办法的联合流程。    A  选择性絮凝脱泥的实验研讨    选择性絮凝是七十年代国外在处理微细粒铁矿藏方面的一项取得了严重突破性发展的选矿新工艺。北京矿冶研讨总院在展开对包头白云鄂博铁矿选矿办法的研讨中，环绕细粒赤铁矿和含铁硅酸盐的别离问题，做了很多的实验研讨工作。终究研讨出用水玻璃或水玻璃和进行选择性絮凝的别离办法，提出了浮选—选择性絮凝工艺流程。半工业实验所取得的实验目标是：精矿含铁档次62.83%、含氟0.2%、含磷0.1%,铁收回率82.4%.在半工业实验的基础上,1981年将2号系列按此工艺流程进行了改造，并于1984年进行了工业实验。流程结构如图1所示。    该流程的规划目标是：原矿档次29.90%、铁精矿档次60%、铁收回率78.04%.流程的首要特色是：首先将原矿磨至-200目占95%以上，经浓缩脱水，选用、水玻璃、氧化石腊皂的药剂组合，在pH为9的碱性矿浆中，按一次粗选、一次扫选、两次精选的浮选流程，把重晶石、萤石、稀土等易浮矿藏选出，槽内产品为铁和含铁硅酸盐矿藏的含铁粗精矿，这样就把矿藏分红了两组加以别离处理。    含铁粗精矿在参加、水玻璃的条件下，磨细至-400目占97.43%(或-325目98.6%),进行榜首段选择性絮凝脱泥，其沉砂再别离参加和水玻璃，调浆后进行第二、三、四段闭路选择性絮凝脱泥，第四段脱泥斗的沉砂即为低氟、低磷的优质铁精矿。    1984年4～12月进行了初次工业实验，其成果为原矿档次32.90%、铁精矿档次63.30%、铁收回率84.30%.流程取得的目标是先进的，为微细粒嵌布矿石的选矿拓荒了一条途径。[next]    B  弱磁-强磁-浮选归纳收回    铁、铌、稀土工艺流程这一流程是长沙矿冶研讨院在很多实验研讨工作的基础上提出的，其特色是：在磨矿粒度到达-200目占95～96%时，选用弱磁选收回磁性铁矿藏，以强磁选放弃含铁硅酸盐，并使稀土矿藏，铌矿藏在强磁中矿中得以开始富集，再从强磁中矿中以浮选法收回铌矿藏及稀土矿藏，到达归纳收回铁、铌，稀土的意图。按此流程实验所得的目标是：原矿含铁档次30.50%,铁精矿档次65.29,铁收回率77.13%.稀土和铌精矿产品目标也很好。现在已取得工业性实验的验证。    C  处理其生矿的国外引荐流程    此工艺流程由德国哥哈德(KHD)公司供给，准则流程如图2.    该流程的特色是：全流程选用优先联合选矿工艺，阶段磨矿、阶段选别。按有用矿藏可选性特色，顺次选出磁铁矿、萤石、赤铁矿、稀土矿藏和铌矿藏，终究放弃尾矿。用弱磁选收回磁性铁；用正浮选法收回萤石，用强磁-正浮选工艺收回赤铁矿；用正浮选-重选法收回稀土矿藏；用酸浸法收回铌。小型实验目标为：原矿含铁档次30.87%,铁精矿档次65.90%,铁收回率74.10%.稀土、铌、氟等有价原素都得到了较充分地收回。首要问题：    (1)终究磨矿粒度过细,-20μm含量增多，在精矿中一般达33～42%,单个的高到85%以上，磨矿作业与精矿过滤作业困难较大。    (2)实验中哥哈德公司选用克己的琼斯型强磁选机，作业富集比大，强磁精矿档次约进步33～43%,而包钢选厂出产和实验用的各种类型强磁机，精矿档次仅能进步12～15%.因而对未来工业出产用琼斯型强磁选机的功能应予验证。    (3)实验中所用药剂有些是国内所没有的，将来怎么取得功能适当的药剂，以及这些药剂的来历和本钱状况也需进行考虑。以便终究断定这一流程的实用价值和过渡到大规模工业出产上的现实性和可能性。

靖西锰矿氧化锰矿选矿工艺流程

随着我国钢铁工业的高速发展，国内铁矿石资源日益紧张，可利用的铁矿资源日益趋向于贫、细、杂。为提高我国铁矿石资源的自给率，缓解进口铁矿石的压力，需要研究开发利用大量的难选铁矿石。我国铁矿资源中硫、磷、二氧化硅等有害杂质含量高，杂质与有用铁矿物紧密共生，给铁精矿除杂造成了一定的难度。磷是钢铁冶炼过程中主要的有害元素之一，严重影响炼钢工艺和钢材产品质量。随着冶金工业的发展和新工艺的实施，对铁精矿的质量要求越来越高，对磷的含量也有严格的限定，因此铁精矿高效降磷迫在眉睫[1－3]。 目前国内外对难选低品位高杂质褐铁矿的选矿多采用强磁选－正浮选、弱磁选－强磁选－正浮选、分级－重选－细粒级浮选、絮凝－强磁选、反浮选－焙烧－弱磁选、焙烧－弱磁选－反浮选等联合流程[4]。 云南某褐铁矿石资源量好，铁矿物粒度嵌布复杂，含磷高，且泥化现象严重，属难选呆矿石，长期以来一直没得到开发。为了开发利用矿产资源，提高企业矿产资源自给率，企业方委托昆明理工大学对该矿石进行选冶试验研究。经一系列探索性试验研究，发现采用常规单一的强磁选，重选，浮选方法选别后得到的精矿铁品位很难达到48％以上，含磷却在0.8％以上。针对这种情况，研究了反浮选－磁化还原焙烧－超细磨磁絮凝的选冶联合工艺，最终获得了铁品位为69.57％，回收率为71.62％的铁精矿，其中含磷0.29％、含硫0.17％、含硅5.75％、获得了令人满意的技术指标。 一、矿石工艺矿物学研究 云南某铁矿是一个多期、多因、多类型叠加的具有复合特征的大型铁矿床，地质储量达19．94亿t，主要分为原生矿和氧化矿两大类别。氧化矿石分布于矿体露天，占总储量的16％，氧化矿石矿物组分以褐铁矿为主，分子式为2Fe2O3•3H2O，含量约占70％。矿石中的褐铁矿通常是多矿物的集合体，由针铁矿、纤铁矿、水针铁矿、水纤铁矿、以及含水的氧化硅、泥质等机械混人物组成。褐铁矿常呈不规则粒状、网状、胶状嵌布在石英中，由于矿物单体大部分粒度细小，彼此大多互相呈浸染状分布而不易区分；脉石矿物主要为石英和绿泥石，其次为胶磷矿和蒙脱石。褐铁矿粒度一般为0.004～0.15mm，最小为0.002mm。该矿石中的褐铁矿有两种成因类型，一种为沉积型褐铁矿，是在沉积岩形成的过程中形成，常以胶结物的形式分布于石英碎屑之间，中间常混入细小的蒙脱石、绿泥石。沉积型褐铁矿呈隐晶状集合体；褐铁矿的第二种成因类型为外生作用下经氧化水解形成褐铁矿集合体。这种类型褐铁矿的成分差异比较大，其中磷的含量也有较大的变化。石英嵌布粗细不均，产出粒度为0．015～1mm。矿石中有3种成因形成的石英，第一种为沉积形成的硅质岩后重结晶形成显微粒状的石英；第二种为石英碎屑；第三种为后生石英，粒度相对较大，常成脉状条带状分布。矿石中有害元素磷是以胶磷矿的形式存在，胶磷矿是由极细的磷灰石集合体构成，胶磷矿产出粒度为0.003～0.2mm。矿石中含磷较高，而磷并不是以独立矿物的形式存在，而是有90％以上呈类质同象和极细的机械混入物的形式存在于载体矿物褐铁矿中。 原矿主要化学元素分析结果如表1所示。从表1可见，原矿全铁含量为43.75％，杂质硅和磷含量较高，而硫含量较低。原矿铁物相分析结果如表2所示。从表2可见：原矿中主要含铁矿物为褐铁矿，褐铁矿之中的铁占69.10％，其它矿物中的铁很少。鉴于对原矿工艺矿学的研究以及在对类似铁矿石研究的基础上，曾得出单一的选矿或冶金都不是最佳的方法，只有通过选矿与冶金的有机联合，才能获得比较好的经济效益，以下研究工作主要思路：通过选矿的方法尽量降低原矿中磷的含量，同时要确保铁的回收率，再将所得脱磷粗精矿进行磁化还原焙烧－弱磁选或磁絮凝试验，最终得到合格铁精矿。 二、选矿工艺技术的研究 （一）强磁选流程试验 褐铁矿与脉石矿物的磁性差异较大，具备强磁选的分选条件，因此进行强磁选流程试验。将原矿磨至－0．074mm占90％，调解好冲洗水，给矿浓度及分选时间等条件后，在磁场强度为880kA／m下进行强磁选，试验结果见表3。从表3可见，强磁选作业得到的铁精矿品位和回收率分别为45.35％，69.03％，磷在精矿中有所富集。其原因是双重的。一方面，铁物相分析结果表明硅酸铁占有率为17.67％，这部分铁在强磁选中不能很好地回收。另一方面，由于原矿中磷灰石嵌布粒度非常细，无法使其与铁矿很好地解离，因而不能降低精矿中磷的含量，最终磷随铁精矿的富集而富集。原矿经磨矿后，铁矿物的粒度两极分化严重，使得部分细粒铁矿物又损失在尾矿中，因此强磁选作业并没有达到预先抛尾保铁降磷的效果。 （二）直接反浮选脱磷流程试验 在一定的浮选条件下，利用弱磁性铁矿物与磷灰石矿物表面性质的差异，采用阴离子捕收剂进行直接反浮选脱磷试验[5]，来达到“保铁降杂”的目的，下面对这一工艺的浮选条件及合理的药剂制度进行了探索性试验。 1、磨矿细度试验 磨矿细度对选矿的标影响非常大，对于细粒嵌布铁矿而言，磨矿不仅要使矿物达到单体解离的目的，同时不能使矿石泥化而影响分选指标。在矿浆自然pH为6.5的条件下，进行了磨矿细度试验。试验流程为一段反浮选脱磷粗选，试验结果见表4。从表4可见，随着磨矿细度的增加，铁精矿铁品位变化不大，但铁的回收率有所下降。磷品位有所上升，脱磷率不高。当磨矿细度增大后含磷矿物解离度会增加，同时褐铁矿也容易泥化，使得捕收剂选择性变差，此外由于含磷矿物基本上是以类质同象及极细的机械混入物的形式存在于褐铁矿中，通过细磨也无法使含磷矿物单体解理出来。综合考虑，反浮选磨矿细度－0．074mm占90％较为适宜。 2、Na2CO3用量试验 在磨矿细度为－0．074mm占90％下，为消除矿浆中Ca2+，Mg2+等有害离子的影响，同时反浮选脱磷宜在碱性矿浆中进行，试验采用Na2CO3调节矿浆pH值，进行Na2CO3用量试验，试验结果见表5。从表5可见，随着Na2CO3用量的增大，铁精矿中铁品位呈上升趋势，磷品位变化不大，铁回收率有所上升，尾矿中磷品位增大。综合考虑，Na2CO3用量6．5～7．4kg／t比较适宜，此时矿浆pH=9～10之间，铁精矿含磷0．75％，铁回收率为93．61％。 3、捕收剂种类试验 在磨矿细度为－0.074mm占90％，pH=9～10，新调整剂(1)240g／t，水玻璃4 000g／t，淀粉800g／t下，进行捕收剂种类试验，试验结果见表6。从表6可见，捕收剂M反浮选脱磷效果相对较好，M为脂肪酸类捕收剂按一定比例配制而成，当用量为600g／t时，得到精矿铁品位为44.86％，含磷0.74％，铁的回收率为93.23％。 4、二段反浮选脱磷试验 粗选条件探索性试验表明：一段反浮选脱磷后，槽内铁精矿含磷为0.74％，为进一步降低槽内铁精矿中磷的含量，进行了二段浮选脱磷试验，试验流程及条件如图1所示。试验结果见表7。   从表7可见，粗选2并没有使槽内精矿磷进一步降低，其尾矿含磷仍有0.84％，磷的脱除率低，同时损失近4个百分点的铁矿物回收率。因此通过多段反浮选来降低槽内铁精矿中磷含量的效果并不明显。此外，抑制剂及捕收剂用量探索性试验结果表明该矿石采用反浮选深度降磷的难度非常大，槽内精矿含磷在0．75％左右，铁矿物回收率在90％左右。 三、磁化还原焙烧工艺技术的研究 （一）焙烧温度试验 上述选矿工艺技术研究结果表明，整个作业磷的脱除率不高，铁精矿品位不到45％，含磷0．75％左右。为提高铁精矿品位，同时降低铁精矿中磷的含量，将脱磷铁精矿进行了磁化还原焙烧试验。磁化还原焙烧－弱磁选是在矿石中加入还原剂碳粉及助剂Na2CO3进行焙烧，使褐铁矿等弱磁性铁还原成强磁性铁矿物。助剂Na2CO3改变有害杂质的物相组成，然后采用弱磁选方法分选出铁精矿。影响焙烧的因素较多，主要有矿石性质、焙烧温度、焙烧时间、入烧粒度、焙烧气氛以及助剂种类和用量等。经一系列条件探索性试验后，确定了煤粉用量为15％，助剂Na2CO3用量为10％，焙烧时间为120min的条件。在最佳条件组合下，考察了焙烧温度的影响。脱磷精矿还原焙烧试验流程见图2，焙烧温度试验结果见表8。     从表8可见，在不同的温度下，脱磷精矿经磁化还原焙烧后，有5％～8％的烧失率，焙烧后铁品位能提高1％～3％。同时磷含量由0．75％上升到0．8％左右。还原焙烧温度对分选指标也有很大的影响，温度从800℃增大到1 070℃，精矿铁品位从51．52％升到63．80％，铁回收率从34．76％上升到74．31％。但铁精矿中磷品位含量超标。焙烧温度为1 070℃时，铁精矿含磷量也高达0．63％，试验中发现温度超过1 100℃后，矿石发生软熔，弱磁选作业铁回收率很低，因此取焙烧温度为1 070℃。 （二）磁絮凝试验 为降低最终铁精矿中磷的含量，对焙烧矿样进行超细磨以增大铁矿物与磷矿物的解离度，考虑到常规的弱磁选设备不能很好地回收细粒级铁矿物，试验中采用磁絮凝的方法来分选磁性矿物，同时进行了磁絮凝与磁选管对比试验。磨矿细度对磁絮凝的影响试验结果见表9。从表9可见，磨矿细度对磁絮凝指标影响比较大，随着磨矿细度的增加，最终精矿铁品位有所提高，磷含量明显降低。磨矿细度为38μm占90％时，磁絮凝精矿铁品位为68.06％，含磷0.3％，铁回收率为82.74％。同时通过表8数据对比可以看出，磁絮凝比磁选管能获得更高的铁回收率，精矿磷含量由0.63％降至0.30％；同时对38μm占90％的焙烧矿样进行了磁选管试验，在磁场强度为96kA／m下经1次粗选，最终铁精矿铁品位为70.12％、含磷0.28％、铁回收率为60.59％。这表明焙烧矿样经过超细磨后，增大了铁矿物与磷矿物的解离度，采用磁絮凝能很好地降低精矿中磷的含量。此外磁絮凝过程中微细粒铁矿物被外加磁场所磁化形成絮凝，进而增大了分选粒度，克服了弱磁选设备对微细粒铁矿物回收差的弊端，从而获得更高的铁回收率。 四、全流程试验 在以上试验的基础上，进行了反浮选－磁化还原焙烧－磁絮凝的全流程试验，试验全流程如图3，精矿主要化学元素分析结果见表10。试验结果表明，在反浮选－磁化还原焙烧－磁絮凝全流程试验中，可以获得品位为69.57％、回收率为71.62％的铁精矿。铁精矿含磷0.29％，含硫0.17％，含硅5.75％。 五、结论 (1)工艺矿物学研究表明：云南某褐铁矿铁石性质复杂、矿物粒度嵌布微细、泥化现象严重、含磷高、且大部分磷以类质同象和极细的机械混入物的形式存在褐铁矿中，属难选呆矿石。 (2)常规单一的强磁选、重选、浮选工艺对该矿石几乎没有分选效果。为此采用反浮选－磁化还原焙烧－超细磨磁絮凝的工艺流程处理该矿石，获得了铁品位为69.57％、回收率为71.62％、铁精矿含磷为0.29％、含硫为0.17％，含硅为5.75％，技术指标令人满意。 (3)超细磨－磁絮凝能很好降低精矿中磷的含量，提高精矿品位，同时解决常规弱磁选设备不能有效回收微细粒级铁矿物的问题。这一工艺为难选高磷铁矿石的提铁降杂提供了一种新的方法。试验中最佳参数的确定需要作进一步研究。 (4)随着矿石资源的日益紧张和对冶炼原料的要求越来越高，用简单的物理选矿工艺处理难选矿石变得越来越困难，寻求新的选矿工艺显得尤为重要。本研究为类似难选褐铁矿石的分选提供了一种新的思路。 参考文献 [1] 袁致涛，高太，印万忠，等．我国难选铁矿石资源利用的现状及发展方向[J]．金属矿山，2007(1)：1－6． [2] 褚  永，李玉平．国际铁矿石资源市场均衡价格探讨[J]．金属矿山，2008(2)：13－15． [3] 孙克己，卢寿慈，等．弱磁性铁矿石脱磷选矿试验研究[J]．中国矿业，1999(6)：61－64 [4] 孙炳泉．近年我国复杂难选铁矿石选矿技术进展[J]．金属矿山，2006(3)：11－14 [5] 胡为柏．浮选[M]．北京：冶金工业出版社．1997． [6] 罗立群，张泾生，高远扬，等．菱铁矿干式冷却磁化焙烧技术研究[J]．金属矿山，2004(10)：28－31．