铝塑板包柱图与铝塑板包柱比较:盒式蜂窝铝板最大板面可以做到1500mm×4500mm，因为板本身为复合材料，内部的铝制蜂窝为板本身承受自己身重量提供了保证，使得板本身不需要加任何的加强筋。而普通铝单板在宽度大于1m或长度大于2m的时候就必须在板背后加入加劲肋。加劲肋需要焊接在板的背面，因为加劲肋与板本身的热膨胀系数不相同，若干次的冷热变化后，板的正面会出现凹凸不平的现象。且这种现象通常在项目完工后的半后到一年就开始出现。　　铝塑板包柱属于单层产品，加工相对简单，造型能力强，但精度较差；蜂窝板为复合产品，加工速度和能力较弱，但精度有保障。盒式蜂窝铝板所采用的是扣盖系统，有胶缝外露和隐胶缝两种系统可供选择，系统充分考虑热胀冷缩对板面本身的影响，板面的四个方向都可以自由伸缩，有效避免了温度应力对板面平整度的影响。普通单层铝板只有胶缝外露系统，且安装都是用安装码固定在龙骨上，没有合适空间释放温度应力，导致板面容易发生翘曲。蜂窝板为复合型板材，具有质量轻，强度高，平整度好，板面大，安装简便，易维护，环保性好，可重复利用，抗热胀冷缩性能优异等优点。更多有关铝塑板包柱的内容请查阅上海 有色 网

浮选是以经过药剂处理的矿粒，在两相界面上的选择性附着为根据的选矿法。现今最适用的是泡沫浮选，它的特点就是由矿化的气泡所组成的集合体浮在矿浆的表面，加入矿浆中的药剂造成稳定的矿化泡沫，并与可浮矿物的表面发生作用，从而使可浮矿物选择地附着在气泡上。其过程一般是将矿粒磨得较细(粒度小于0.3mm)的矿浆在浮选机中搅拌，加入适当的浮选药剂，使某些矿粒的润湿性减少，而能附着于弥散在矿浆中的气泡上而上浮，这些附着于气泡上而上浮的矿物称为精矿，落在浮选机底部或飘悬在矿浆中不上浮的称为尾矿。    矿物可浮性能的好坏一般是用矿物的表面润湿性(亲水性和疏水性)来判断。在实践过程中，我们则可以用浮选药剂来改变其表面性质，扩大矿物可浮性的差别，从而提高浮选效率及应用范围。因此浮选法的适用范围很广，有色金属、黑色金属、化学工业及建筑工业用原料均可采用，而且特别适于贫矿和结晶细的矿石，其不足之处是要磨细矿石和添加药剂，增加成本费用。    锰矿石大部分是碳酸盐类和氧化矿物，其表面易被水润湿，可浮性能差，因此浮选法较少应用于工业生产上。国外仅有前苏联的恰拉图矿区的中央浮选厂和日本的大江浮选厂曾采用浮选法回收锰矿物，而且还是属于综合回收利用设施，生产规模不大，目前已不见有生产报导。    我国仅遵义铁合金厂建有浮选厂富集锰矿石。    遵义铜锣井锰矿系原生海相沉积矿床，锰矿物以菱锰矿、锰方解石为主，矿石中的铁主要以黄铁矿、白铁矿及菱铁矿形态存在，脉石矿物主要是碳质及粘土矿物等。    菱锰矿呈他形粒状，锰矿物晶粒一般为0.047~0.079mm，密度3.42~3.5g/cm3，比磁化系数85.7~87.1x10-6cm/g.锰方解石单体晶粒一般为0.032~0.099mm，密度约2.74g/cm3，黄铁矿单体晶粒一般为0.002~0.100mm密度4.6~5.2g/cm3,比磁化系数为7.5~47x10-6cm/g，碳质粘土及泵泥石的单晶一般为0.016~0.095mm根据矿物工艺研究可知各种主要矿物基本上呈单晶赋存于矿石中，而且晶粒一般偏粗，矿石磨至-0.074mm为80%左右时，均可基本解离。该矿从1959年开始进行试验，不同流程的选别指标见表1。1975年按全浮选流程建成并处理原矿60万t选矿厂(设计流程及工艺选别指标见图1，表2)，但生产一直不正常，并进行国多次整改，调试。目前还在继续攻关。 [next]表1                     遵义铜锣井锰矿石不同流程选别指标试验时间流程试验规模产品名称产率/%品位/%m(Mn)锰回收率/%MnFeS/m(Fe)一九五九年重浮小型Ⅰ级锰11.1934.98　　　16.88Ⅱ级锰29.8428.48　　　36.66Ⅲ级锰29.3126.18　　　33.1综合70.3428.55　　　86.64原矿10023.189.555.07　100一九五九年浮重小型Ⅰ级锰12.4833.75　　　19Ⅱ级锰21.7928.59　　　28.11Ⅲ级锰21.8326.71　　　26.31综合56.129.01　　　73.42原矿10022.16　5.15　100一九六六年强磁扩大Ⅰ级锰27.2134.744.210.418.2544.03Ⅱ级锰5.5931.454.970.236.338.2Ⅲ级锰9.2428.536.950.44.1112.25Ⅳ级锰17.8722.199.491.892.3418.47综合59.9129.736.280.834.7382.98原矿10021.479.153.32.35100一九七零年浮选扩大(浮选柱)Ⅰ级锰9.5732.653.520.199.2817.13Ⅱ级锰13.2430.034.890.216.1421.8Ⅲ级锰28.6124.128.962.412.737.83综合51.4227.226.91.423.9476.76原矿10018.2410.744.04　100一九八零年强磁(细粒)浮选小型Ⅰ级锰10.332.693.950.158.2818.02Ⅱ级锰10.4831.065.30.215.8617.42Ⅲ级锰32.6425.777.540.33.4345综合53.4228.146.40.254.480.44原矿10018.6910.122.82　100表2                 遵义锰矿浮选厂设计选别工艺指标品名 指标 项目贫锰矿富锰矿产率/%锰品位/%锰回收率/%产率/%锰品位/%锰回收率/%Ⅰ级锰9.5732.6517.0428.6435.0246.61Ⅱ级锰13.2430.0321.681.99029.942.71Ⅲ级锰28.6124.1237.5728.7234.7933.08综合锰精矿51.4227.2176.2959.3529.982.4黄铁矿精矿7.746.182.817.4507.742.69综合尾矿37.849.3121.5033.209.6714.91原矿100.018.55　100.021.52　     锰矿泥的浮选在国外应用较多，捕收剂多采用碳氢化合物、硫酸化皂、粗塔尔油及其乳液、含40%~50%脂肪酸皂、烷基磷酸盐、含C7~C12伯脂肪酸钠盐等。[next]    前苏联恰拉图矿泥采用混合浮选，硫酸化皂和塔尔油乳液作捕收剂，采用如图2所示的工艺流程图进行选别，获表3所列指标。前苏联的格鲁谢夫选矿厂尾泥则选用伯脂肪酸钠盐作捕收剂进行浮选，获表4所列指标。表3      恰拉图矿泥混合浮选工艺指标品名产率/%锰品位/%锰回收率/%精矿23.933.359.9中矿7.316.29.0尾矿42.92.718.6-10μ矿泥26.011.522.5原矿100.013.2100.0表4        格鲁谢夫选矿厂选别工艺指标品名产率/%锰品位/%锰回收率/%精矿56.241.584.4中矿16.31811.1尾矿27.54.54.5原矿10027.4100                   注:原矿用药量7kg/t.

太钢矿业公司峨口铁矿选矿厂1978年建成投产，原采用二段阶段磨矿三段弱磁选原则流程，2000年-2002年改造成三段阶段磨矿四段弱磁选一段磁重选别原则流程，其中磁重选别设备采用重力磁团聚机。改造后选矿厂按球磨机配置方案分为“321”和“221”两种系统。“321”系统具体流程结构相对简单，处理量大，但精矿品位普遍低于65.5%;“221”系统具体流程结构相对复杂，精矿品位可达67%，但产量较低。2007年峨口铁矿将生产能力达到年产200万t铁精矿粉扩能改造工程列入日程，并且要求扩能改造后选矿厂总精矿品位达到67%以上。这样，在不允许考虑浮选工艺的前提下，如何使处理量大的“321”系统若仍采用原来的重力磁团聚机作为精矿品位的把关设备，将难以达到预期目标。为此，峨口铁矿选矿厂在“321”系统中引入新的磁重选别设备磁选柱进行了生产考虑，结果表明，磁选柱精选效果令人满意。一、重力磁团聚机存在问题 重力磁团聚机在选矿厂“321”系统中的位置如图1所示。        图1 重力磁团聚机在“321”系统中的位置        由图1可见，重力磁团聚机处于流程的末端，应起剔除夹杂于弱磁选精矿中的矿泥和贫连生体，保证最终获得高品位铁精矿的作用。但是实际生产表明，重力磁团聚机由于选别区域大、磁场强度弱且不可调等原因，磁场作用深度不够，限制了上升水对矿物的淘洗作用，精矿品位提高幅度有限。表现在两个方面：一是上升水速小时，大颗粒的脉石矿物和贫连生体会进入精矿中，而且无法清洗附着在磁性矿物颗粒表面的细粒级脉石矿物，因此不能选出口位高于67%的精矿;二是上升水速大时，选别区域矿浆呈紊流状态，难以形成稳定的分选作用，因而也不能选出高品位的精矿，同时较小的团聚体会被上升水冲入尾矿，造成尾矿品位过高。两种上升水速下“321”系统中重力磁团聚机产品的粒度分析结果如表1、表2所示。表1 小上升水速下重力磁团聚机产品的粒度分析结果产品粒级/mm产率/%品位/%精矿＋0.0744.5035.80－0.074＋0.0554.8048.80－0.055＋0.04522.6060.50－0.04568.1066.30合计100.0062.78尾矿＋0.0744.6014.90－0.074＋0.0555.8016.40－0.055＋0.04523.1022.90－0.04566.5027.90合计100.0025.48表2 大上升水速下重力磁团聚机产品的粒度分析结果产品粒级/mm产率/%品位/%精矿＋0.0742.6029.40－0.074＋0.0554.5047.80－0.055＋0.04525.6061.00－0.04566.9066.90合计100.0063.54尾矿＋0.0743.0016.90－0.074＋0.0554.4022.70－0.055＋0.04523.6035.30－0.04569.0051.20合计100.0045.16        表1、表2表明：小上升水速时，精矿品位和尾矿品位都低;精矿中矿泥、细粒贫连生体脱除得不彻底，在颗粒连生体则脱除得很少。大上升水速时，精矿品位有所提高，但同时尾矿品位增幅更大;-0.045mm粒级的精矿品位与小上升水速时相比没有明显变化，而-0.045mm粒级的行矿品位比大上升水速时升高23.30个百分点，达51.20%，表明有单体解离较高的细粒级富矿进入尾矿中。二、磁选柱的应用磁选柱和重力磁团聚机都属于磁重选设备，但磁选柱克服了重力磁团聚机的缺点，有足够的磁场力把磁性铁矿物聚在一起，加快了磁性矿物的下降速度，同时也有足够的上升水力使非磁性和弱磁性铁矿物漂浮起来，下部给水又有利于延长对矿物的淘洗时间，而且上升水在进入选别区域前形成稳定的上升水层，有利于在选别区域产生稳定的分选作用，消除紊流引起的脉石矿物在磁性矿物中的混杂。另外，磁选柱还具有将磁性颗粒团聚-分散-再团聚的多次循环往复作用，使上升水能够充分把夹杂在团聚体内的矿泥、脉石矿物和贫连生体分选出来;上部设计的固定磁场则可以把未及时形成团聚体的富连生体和已单体解离的细粒磁性矿物阻止在选别区内，保证金属回收率的提高。鉴于重力磁团聚机在“321”系统中难以使精矿品位达到67%以上，为适应200万t/a铁精矿粉扩能改造工程的需要，峨口铁矿选矿厂于2007年下斗年在“321”系统安装了1台磁选柱，进行了生产实用性考察。磁选柱与重力磁团聚机生产指标的对比列于表3，磁选柱产品的粒度分析结果列于表4。 表3磁选柱与重力磁团聚机生产指标对比 %磁重选设备给矿品位精矿品位尾矿品位磁选柱60.5667.4334.49重力磁团聚机60.5365.0036.74表4 磁选柱产品粒度分析结果产品粒级/mm产率/%品位/%精矿＋0.0742.4034.90－0.074＋0.0552.8052.20－0.055＋0.04521.4064.40－0.04573.4069.90合计100.0067.39尾矿＋0.0748.8014.80－0.074＋0.0554.2017.80－0.055＋0.04531.6031.60－0.04555.4045.40合计100.0037.19给矿＋0.0744.2026.60－0.074＋0.0552.4039.90－0.055＋0.04523.0056.80－0.04570.4064.10合计100.0060.27       由于表3可见，在一致的给矿品位下，磁选柱的精矿品位达到67.43%，比重力磁团聚机高2.43个百分点，同时尾矿品位比重力磁团聚机低2.25个百分点。由表4可见，磁选柱尾矿中各粒级的品位普遍低于大上升水速下重力磁团聚机尾矿中相应粒级的品位，尤其是-0.045mm粒级的品位，低 5.80个百分点。表3和表4结果说明，磁选柱不仅可以充分把精矿中的矿泥、脉石矿物和贫连生体分选开来，而且可以很好地阻止富连生体和已单体解离的细粒磁性矿物进入尾矿中，实现高品位情况下的高回收率。鉴于磁选柱优良的精选效果，目前该设备已在峨口铁矿选矿厂“321”系统中全面取代重力磁团聚机，下一步将推广到“221”系统和即将扩建的新系统。 三、结语磁选柱在峨口铁矿选矿厂“321”系统中应用的成功，使峨口铁矿采用无化学污染工艺生产高品位铁精矿粉成为可能，并为简化“221”系统工艺流程，进一步提高生产能力，实现年产200万t铁精矿粉的目标奠定了良好的基础。但磁选柱还存在耗水量大、单机处理量低的缺陷，有待改进。

解吸柱用于炭浆法提金工艺中，将载金炭装入解吸柱，与通入的介质溶液相互作用，使金从载金炭中别离生成贵液。     国产解吸柱由中国有色院规划，主要由内机、诸矿和乳机出产，现在有3种规格，其技能功能列于表1，外形尺寸别离示于图1、2表和图2。     鑫海矿机出产的解吸柱技能参数见表3，表面见图3。     图1  图2  图3      表1、2、3

当料液中的交流离子分散到树脂表面后，还需求以下进程才干完结交流的完好进程：①膜分散即溶液中的交流离子抵达离子交流树脂和溶液构成的表面膜后，在向这层膜内进行分散；②粒子分散即交流离子抵达离子交流树脂相后，持续在离子交流树脂颗粒内部进行分散；③发作交流反响；④交流下来的离子在离子交流树脂内分散，分散到离子交流树脂颗粒表面；⑤交流下来的离子持续分散穿过颗粒表面膜。    影响离子交流反响速度的要素有交流树脂的品种、交流离子、离子浓度、搅搅拌作业温度等，真实影响交流速度的是分散。    （六）电渗析    是一种以电．位差为推动力，使用离子交流膜的挑选透过性，从溶液中脱除或富集电解质的膜别离技能。电渗析的功用首要取决于离子交流膜，它以高分子材料为基体，接上可电离的功用基团而成。按功用基团的性质，能够把交流膜分为阳膜和阴膜两类。从膜结构上分析阳膜含有酸性功用基团，能离解出阳离子，只允许透过阳离子。阴膜含有碱性功用基团，能离解出阴离子，只允许透过阴离子。离子交流膜的挑选透过性是根据膜上固定离子的电性效果，由于它的电荷和活动离子的电荷电性相反，故能招引溶液中的异性电荷离子进人膜内，随后又透过膜转人另一侧溶液中；与此一起排挤同性电荷离子，不能进人膜内，留在溶液中。    进行电渗析的设备为电渗析器，它由离子交流膜、隔板和电极组成。片状的阳膜和阴膜替换摆放，隔板放置在其间，隔板仅1-2mm厚，内有隔网起坚持膜的距离和扰动液流，这样构成一系列相间的小水室，设有进出水管。渗水器的两头设电极室，端侧有电极，阳极用石墨或涂钉的钦制造，阴极则用不锈钢制造。    当含盐溶液通人渗析器的每个水室时，在直流电场的效果下，溶液中的离子作定向的搬迁。由于阳膜只允许阳离子经过而截留阴离子，反之也相同，其结果是相邻的水室，一个室变成无离子的无盐溶液，另一室则聚集了离子，到达浓缩和别离的意图。在湿法冶金中电渗析作为技能别离杂质或富集金属的单元技能得到广泛使用。    （七）膜别离技能    是在外加推动力下，使溶液中的溶剂或溶质挑选性地经过隔阂的别离办法。根据外加推动力和别离膜的不同，膜别离包含反浸透、超滤、微孔过滤、分散渗析和液膜别离等。反浸透、超滤和微孔过滤以不同的压力差作外加推动力，到达溶剂与溶质、巨细溶质粒子和悬浮物与溶液别离的意图。分散渗析以离子浓度差作为推动力。液膜别离则使用物质在液膜中的溶解度和浸透速度不同完成物质的别离。    膜别离在湿法冶金使用中的开展趋势是：①开展新式膜材料和别离技能，以习惯湿法冶金中高温高酸碱介质的要求，进步材料的稳定性和使用寿命；②开展别离技能的归纳工艺，扩展使用规模，进步别离功率；③结合膜别离和惯例别离技能，以下降能耗、节约出资、进步经济效益；④开展新式膜别离设备。[next]    四、从溶液中提取金属    把水溶液中所含的金属物料经过金属状况的转化从溶液中分出收回单元的操作进程，是湿法冶金的重要进程之一。从溶液中提取金属的办法分电解法和化学法两种。而化冶金则是兼具二者的一种特殊冶金办法。    电解提取又称电解堆积，是向含金属盐的水溶液或悬浮液中经过直流电而使其间的某些金属堆积在阴极的进程。    化学提取是用一种复原剂把水溶液中的金属离子复原成金属的进程。    电解提取和化学提取各有其优缺陷。电解提取不需很多试剂，对环境污染小，特别适合于大规模出产，是工业上从水溶液中提取铜、镍、锌的首要办法。但该法耗费很多电能，不适用于电力缺少的区域。此外，一次性设备出资大，占地面积大，操作周期长。而化学提取规律具有不需求耗费很多的电能、设备出资少、占地面积小、操作周期短等长处；缺陷是需求耗费复原剂，发作的废液经处理才干排放。    精粹冶金是使用浸取固体物猜中的金属，然后用歧化沉积从含液中提取金属的进程。化冶金只适用于提取铜、银等少量几种金属，除电解提取则详见第三节电冶金部分。现别离叙说化学提取和腈法冶金。    （一）电解提取    内容详见第三节电冶金部分。    （二）化学提取    用复原剂把水溶液中的金属离子复原为金属态分出的提取金属的办法。工业常用的复原剂有、SO2气体、亚铁离子、铁、锌、铝、铜等金属以及草酸和联胺等。    1．加压氢复原法    在压煮器（高压釜）内用使水溶液中的金属水溶物复原成金属、化合物或贱价离子的化学提取办法。    氢从水溶液中分出金属的反响为： [next]    当金属的电极电位大于氢的电极电位（ФMe>ФH）时，能够用氢复原分出金属，直至ФMe=ФH停止。    经过上式可知，增大金属复原程度，其一是经过增大氢分压和进步溶液的pH值来下降氢电位；其二是靠添加溶液中金属离子浓度来进步金属电位。跟着复原进程的进行，溶液中的金属浓度不断下降，ФMen+/Me也不断下降，而H+浓度不断添加，Ф2H+/H2不断上升，当ФMen+/Me=Ф2H+/H2时复原反响到达平衡。当然，随之压力、温度升高对复原金属是有利的。为了处理分出金属的新相生成问题，需预先往水溶液中加人晶种。现在该办法用于别离金属和出产金属粉末与金属氧化物。    2．二氧化硫复原法    以二氧化硫为复原气体将溶液中的金属离子复原成贱价离子或金属的化学提取办法。    SO2溶于水生成H2SO3 ,是杰出的复原剂。因而，二氧化硫的复原效果实质上是经过进行的。电极SO42-/SO32-的标准电极电位Ф0=+0.20V，因而，二氧化硫能将溶液中电位较正的一些金属离子复原成贱价离子或金属。    二氧化硫复原法在湿法冶金中广泛用于铜、金和锌等出产中。    3．亚铁复原法    以亚铁离子为复原剂将溶液中金属离子直接复原沉积出金属的化学提取办法。由于亚铁具有较正的标准电极电位，因而许多常见杂质难以分出而可得到高纯度金属粉末，且亚铁复原剂制备简单和报价便宜。    4．置换    用电极电位较负的金属将金属盐水溶液或某些不溶盐悬浮液中电极电位较正的金属离子复原成金属的进程。具有电极电位较渗（的金属称为置换剂。在湿法冶金出产进程，置换既可作为溶液中金属提取的一种手法，也可作为溶液净化的办法。    按金属在水溶液中标准电极电位排序，任何一种金属都可将其后边的金属置换出来。任何一种金属都能够作为置换剂。常见金属的标准电极电位列入表1中。[next]表3-1  常见金属的标准电极电位（298K，1mol/L溶液）金属电极标准电极电位Ф0/V金属电极标准电极电位Ф0/V金属电极标准电极电位Ф0/VK+/K-2.925Fe2+/Fe-0.44Sb2+/Sb0.1Ca2+/Ca-2.87Cd2+/Cd-0.402Bi3+/Bi0.2Na+/Na-2.713Co2+/Co-0.3As3+/As0.3Mg2+/Mg-2.37Ni2+/Ni-0.25Ca2+/Ca0.337Al3+/Al-1.66Sn2+/Sn-0.14Ag+/Ag0.8Mn2+/Mn-1.19Pb2+/Pb-0.126Mg2+/Mg0.854Zn2+/Zn-0.7632H+/H2±0.000Au3+/Au1.5    在挑选置换剂时，首要考虑的是电极电位的巨细，一起还有必要考虑溶液特性、金属收回的难易程度和经济要素以及是否污染溶液对提取金属发作影响等。常用的置换剂有铁、锌、铅、镍、钻等，其形状有板、粒和粉，粉状的表面积大，效果最好。置换广泛用于浸出液提取金属，并用于溶液净化。    5．联胺复原法    联胺即用N2H4·H2O与适量合作将水溶液中的金属盐复原成金属粉末的化学提取办法。又称肼或复原法，是制取金属粉末的重要办法之一。    联胺是一种无色油状液体，但有毒和有气味，具有很强的复原效果。联胺将金属离子复原成金属，无论是不溶性盐（AgCl）或可溶性盐（AgNO3），都是先与效果转变成金属配离子，然后将金属配离子复原成金属，如：[next]                      AgCl＋2NH3·H2O====Ag（NH3）2·Cl＋2H2O            4Ag（NH3）2Cl＋N2H4＋4H2O====4Ag＋N2＋4NH4Cl＋4NH3·H2O    该法出产的银粉粒度细、纯度高，是制造银触头的抱负材料。    6．歧化沉积法    操控必定条件使溶液或溶盐中具有多种价态的金属离子，发作本身的氧化复原生成高价态的离子和金属的化学办法。    一些具有多种价态的金属如铜、镓、铟、铝、钛、锆、铪、铌和钽等，都可用歧化沉积法提纯，其特点是金属有必要具有多价态的特性。如铟的歧化沉积提纯，是先用氯化氢使铟生成InCl：                        2In（I）＋2HCl（g）→2InCl（s）＋H2（g）    制得的InCI（s）在水中发作歧化反响得到高纯海绵铟。                          3InC1（s）→InCl3（t）+2In（海绵）    （三）腈法冶金（nitrile metallurgy)    是用腈的水溶液提取金属的一种湿法冶金办法。又叫甲基腈，是出产腈的一种副产品。对Cu+和Ag+有很强的合作力。此法是由澳大利亚人帕克（A.J.Parker）在20世纪70年代提出的。    在的存在情况下常温反响：                      Cu0＋Cu2＋====2Cu+    向右进行平衡常数K=10-6，但当有时，以上反响的K=108-1022，并随浓度的添加，K值持续增大，阐明Cu0简单氧化成Cu+而进人溶液。这是帕克提出该法的根据。    该法首要用于从含铜的固体物料（粗铜粉、置换铜、废杂铜屑以及氧化铜离析产品），氧化铜矿和硫化铜中提取铜。应该说，该法仍是一种很有出路的办法，由于该法出资少，总处理费用低，产品质量高。但现在还处在实验阶段，真实用于工业出产，还需做很多的作业。

提铁降硅是我国选矿行业的一项重要研究内容。国外已经广泛利用浮选柱提纯铁精矿，而我国依然是浮选机占主导地位，在铁精矿浮选柱反浮选方面的研究尚处于起步阶段。鞍多集团弓长岭选矿厂作为国内首家应用阳离子反浮选法分选磁铁矿的大型选厂，经过两年多的运行实践，阳离子反浮选泡沫粘，浮选过程不畅，已成为制约生产指标和经济效益的难题，为获得高品质铁精矿，提高企业经济效益和选矿技术水平，鞍钢集团弓长岭矿业公司选择浮选柱作为磁铁精矿高效精选设备，在反浮选工业试验中获得铁精矿品位高于69%，SiO2含量低于4.5%的先进指标。       一、浮选柱结构及工作原理       FCSMC浮选柱主要由柱浮选、旋流分选、管流矿化构成，其分选原理如图1所示。整个设备为柱体，柱浮选位于柱体上部，它采用逆流碰撞矿化的浮选原理，在低紊流静态化分选环境中实现对微细物料的分选，在整个柱分选方法中起到粗选与精选作用；旋流分选与柱浮选呈上、下结构连接，构成柱分选的主体。旋流分选包括按密度的重力分离以及在旋流力场背景下的旋流浮选。旋流浮选不仅提供了一种高效矿化反应模式，而且使得浮选粒度下限大大降低，浮选速度大大提高。旋流分选以其强回收能力在柱分选过程中起到扫选柱浮选中矿的作用。管流矿化利用射流原理，通过引入气体及粉碎成泡，在管流中形成循环中矿的气固液三相体系并实现了高度紊流矿化。管流矿化沿切向与旋流分选相连，形成中矿的循环分选。图1  FCSMC浮选柱分选原理       二、矿石性质       工业试验矿样来自弓长岭选矿厂一选车间细筛筛下磁铁矿，TFe品位63.63%，SiO2含量10.51%，TFe3O4含量在90%以上。随着粒度变细，铁含量增加，－0.030mm粒级铁品位达到66.54%。矿样单体解离度为92.7%，＋0.074mm粒级的单体解离度也达到了87.9%，矿样解离效果比较理想。试验从细度和单体解离度方面都能代表正常的生产样。矿样粒度与单体解离度测定结果见表1和表2。   表1  矿样粒度测定结果粒度/mm产率/%品位/%分布率/%＋0.07411.2451.409.070.045～0.07415.5661.7415.070.030～0.04517.4964.4917.70－0.03055.7166.5458.16合计100.0063.73100.00   表2  矿样单体解离度测定结果样品品位/%单体/%连生体/%＞3/4＞1/2＞1/4＜1/4原矿63.7392.72.51.91.41.5＋0.074mm粒级样51.4087.94.33.82.61.4       三、工艺流程       （一）浮选机选矿工艺流程       弓长岭矿区磁铁矿石属鞍山式沉积变质铁矿床，有用矿物主要是磁铁矿、假象赤铁矿；脉石矿物主要是石英，其次是阳起石、角闪石、绿泥石等。选矿厂磁铁矿浮选机浮选车间分选系统为五段粗选四段精选共九段反浮选、粗选中矿泡沫再选工艺流程，反浮选药剂为十二胺，实行分段多点加药。       现场浮选机选别流程如图2所示。磁选车间的筛下精矿经过浓缩后，经泵送至浮选给矿箱，加入捕收剂后给入搅拌桶，充分搅拌后给入3个系列27台BF-20粗选浮选机，经刮板刮出泡沫中矿后，含铁68%以上的精矿产品自流至精矿泵箱，泵送至过滤车间脱水。粗选刮出的泡沫中矿经泵送至一段精选磁选机，经一精一扫抛尾浓缩后，精矿自流给入球磨机进一步磨矿，磨矿产品经泵送至脱水槽，抛尾后精矿给入二段磁选机进一步抛尾，进一步抛尾后二段磁选机精矿经中矿泵返回浮选机给矿箱杂再选。精选刮出的中矿泡沫直接经精尾中矿泵返回浮选给矿箱进行再选。一段扫选磁选机、脱水槽、二段磁选机产生的尾矿自流给入盘式磁选机做进一步尾矿回收，精矿一部分经泵送至一段磁选机进一步磨矿，一部分自流给入球磨机再磨再选，尾矿自流给入浓缩机浓缩后废弃。图2  浮选机工艺流程       该选别系统存在的主要问题为：①选别段数多，设备占地面积大，磁选、磨矿、脱水槽等多段辅助作业，使得浮选工艺流程复杂，运行成本高；②由于采用阳离子十二胺作为反浮选捕收剂，泡沫粘、浮选过程不畅，影响流程顺行和分选效果。       （二）浮选柱工业试验流程选择       浮选柱工业试验流程的选择主要以半工业分流试验为依据。主体分选系统采用浮选柱一次粗选，两段扫选流程；扫选中矿经浓缩磁选后返回粗选前矿浆搅拌桶，构成分选中矿的内部循环，粗选精矿作为最终浮选精矿，二段扫选尾矿和磁选机尾矿合并作为最终尾矿，如图3所示。图3  浮选柱工艺流程       作为唯一的动力来源，每个浮选柱配套一台渣浆泵。泡沫转载与输运不再落地用泵池转载，采用泡沫吸浆输送模式，即在浮选过程中利用安装在后续浮选柱内部的泡沫吸浆输送装置将前段浮选柱的浮选泡沫自吸进后段浮选柱，并对后续浮选柱实行给料，不影响设备内部的矿浆流态，同时改善浮选作业环境，优化分选指标。       该柱分选系统具有几方面优势：①配置系统流程简化，配置简单，自带泡沫槽，采用底部承重支撑，安装方便。②处理能力大，电耗低。③分选选择性好，效率高。④设备操作简单运行稳定可靠，指标波动小。除泵事故外，设备维护工作量低。⑤浮选泡沫吸浆输送，流程顺行，布置简洁，解决了阳离子泡沫粘，中矿顺行和富集十分困难的难题。⑥底流排矿自动控制。采用压力传感器→数显仪→电控阀门闭路控制，可实现液面的稳定调控，同时留有远程控制接口，可实现集中控制。       （三）工业试验方法       工业试验在鞍钢集团弓长岭矿业公司选矿厂浮选车间进行，入料为一选车间的细筛筛下产品，该产品经浓缩机浓缩后由泵输送至1、3系列的分矿箱。工业试验浮选给料同现场浮选机一样，从分矿箱底部焊接管道经阀门控制后直接给入到浮选柱前的矿浆搅拌桶。因此，试验的入料性质变化与实际生产一致，铁品位一般在63%～65%之间变化，SiO2含量在10%～12%之间变化，个别最高铁品位为67%，最低61%；给矿细度－0.074mm含量一般为88%～90%。为了避免来料波动对浮选柱分选系统产生影响，浮选柱给料浓度、给矿量及加药方式均实行自动控制。选矿厂负责试验样品采集和化验工作，试样主要分析铁的品位。       四、工业试验结果及评述       （一）十二胺用量对浮选柱选别效果的影响       十二胺用量对浮选柱选别效果的影响见图4。由图4可见，随着十二胺用量的增加，回收率呈下降趋势，TFe品位开始上升幅度较大，当药剂用量达到180g/t后，精矿品位上升趋势渐缓。当用药量在160～180g/t之间变化时，分选优势较为明显，精矿品位和回收率均处于较高的水平。图4  十二胺用量对分选指标的影响       （二）循环矿浆压力对浮选柱选别效果的影响       循环矿浆压力是浮选柱提高分选效率，强化分选回收的重要工作参数，它间接反应了浮选柱底部旋流力场的强度和循环矿浆量的大小，同时也是浮选柱对矿物实现分选的唯一能量来源，其压力的大小直接关系到整个设备的运行状态和分选效果。由于粗选浮选柱的运行状态直接关系到铁精矿质量，为此，试验中具体考察了粗选循环矿浆压力对分选指标的影响，结果见图5。从图5可以明显看出，随着压力的增加，TFe品位呈上升趋势，当压力超过0.30MPa时，精品位变化幅度不大。因此在操作过程中循环矿浆压力的大小应适可而止，以满足分选的旋流强度及适当的吸气量为原则。图5  循环矿浆压力对分选指标的影响       （三）矿浆浓度对浮选柱选别效果的影响       矿浆浓度对浮选柱分选效果的影响见图6。由图6可知，过低的矿浆浓度不利于铁的回收，但给矿浓度过高时，气泡通过回收区的阻力也相应增大，气泡上升困难，导致TFe品位下降。当浓度达到适宜程度时，再增加给矿浓度，回收率呈下降趋势。给矿浓度在40%～45%时，技术指标较好。图6  矿浆浓度对分选指标的影响       （四）给矿量对浮选柱选别效果的影响       给矿量对浮选柱分选效果的影响见图7。由图7可知，随着处理能力的增加，精矿品位逐渐降低，回收率呈递增趋势。当系统处理能力在70t/h左右时，综合分选指标相对较好。该指标完全达到了系统设计预期的65t/h的处理能力。图7  给矿处理量对分选指标的影响       五、浮选柱与浮选机分选指标对比       此次浮选柱工业试验系统采用Φ3.6m、Φ3.0m和Φ2.6m3台FCSMC浮选柱，构成一粗二扫中矿磁选浓缩的阳离子全流程反浮选工艺。与浮选机生产系统的一粗一精以及中矿再磨磁选、尾矿回收工艺相比，大大简化了流程。通过工业试验，在给矿处理量为70.61t/h、磨矿粒度为－0.074mm粒级占89.30%、铁品位63.59%情况下，获得了精矿铁品位69.15%，SiO2含量4.40%，尾矿铁品位22.37%，铁回收率95.81%的较好指标。与浮选柱生产指标相比，在精矿品位基本相同时，精矿产率提高1.27个百分点，回收率提高1.27个百分点，一级品位提高2.13个百分点，合格率提高2.28个百分点；尾矿比回收机给矿（浮选机尾矿）品位低11.78个百分点，比回收机最终尾矿低4个百分点。分选结果对比见表3。   表3  浮选柱与浮选机工业系统分选指标对比选矿 系统浮选铁精矿指标/%尾矿品位/%生产班次品位一级品率合格品率产率回收率回收机 给矿回收机 尾矿浮选机69.2380.7588.2686.8494.5434.1526.3739浮选柱69.1582.8890.5488.1195.8122.3740       六、结语       （一）利用浮选柱分选弓长岭磁铁矿，可以获得铁品位69.15%，SiO2含量4.40%，铁回收率95.81%的优质铁精矿，较理想的工业试验操作参数为：十二胺药剂用量160～180g/t，粗选循环矿浆压力为0.30MPa，矿浆浓度40%～45%，处理能力70t/h左右。       （二）采用浮选柱一粗二扫工艺流程，可以实现阳离子捕收剂对磁铁精矿提纯、中矿扫选，与现有浮选机五段粗选四段精选、粗选中矿泡沫再磨再选工艺流程相同时，浮选柱精矿产率提高1.27个百分点，铁金属回收率提高1.27个百分点，一级品率提高2.13个百分点，合格率提高2.28个百分点；尾矿品位比浮选机尾矿品位低11.78个百分点，比回收机尾矿品位低4个百分点。

第一套希金斯离子交换柱是由希金斯在美国橡树岭国立实验室发明的，如图1所示。图1  希金斯移动床离子变换柱 整个设备组成一个闭合回路。在吸附段，树脂向上移动，而浸出液与树脂呈逆流接触向下流动。同时淋洗液以逆流方向通过淋洗段。 操作时，浸出液与淋浸液间断进入塔内。每隔几分钟切换一次，此时淋洗后的树脂由脉冲进入吸附段下部。一个吸附周期约5～20min，这取决于吸附流速和浸出液铀浓度。吸附时，阀门A，B，C，D均关闭，可同时进行淋洗。吸附循环结束时，阀门A，B，C，D都打开，水在压力作用下通过阀门7进入脉冲段迫使树脂沿着回路向前移动，然后几个阀门又关闭，浸出液和淋洗液又可进液，吸附、淋洗循环又重新开始。树脂每次移动时间不到1min，因此，吸附淋洗时间比树脂移动时间大得多。 美国怀俄明矿物公司于1977年建造了两套直径为2.44m的这样的装置用于从铜矿浸出液中回收铀。两套装置处理能力为1727m3／h，浸出液铀浓度为6～7mg／L，流速可达到163m／h。由于流速很高，导致床层压力降很大，使凝胶型树脂破裂。为了克服这一缺点，将吸附段的长度从原来的2.44m减少为1.525m，吸附流速也从原来的163m／h减少到110m／h。同时将凝胶型树脂换成轫性更好的大孔树脂。饱和树脂用1.5mol／L硫酸淋洗，淋洗富液铀浓度为0.5～1.0gU3O8／L，进去萃取将铀富集到35gU3O8／L。由于树脂磨损严重和动力学减慢，据称每年更换的树脂为投入量的70%。尽管如此，希金斯移动床技术仍是离子交换技术的一个重大突破。

铜锍中的杂质Pb和Zn在吹炼中简直悉数进入烟尘，As和Sb大部分以氧化物形状或蒸发除去或进入炉渣，少数残留于粗铜中，贵金属Au和Ag则悉数转入粗铜。    2．转炉结构    现代锍吹炼转炉均为水平卧式转炉，又称PS型转炉（见图7）。炉壳用锅炉钢板制成圆筒状，内衬优质耐火砖，炉壳外固定有两圈钢环，借此钢圈将转炉体支撑在4对滚轮上。炉体一端有齿轮圈，电动机和减速器组成的驱动组织经过小齿轮操控滚动的作业方位。在转炉作业方位后侧沿炉子轴线方向设有等距离的一系列风口，风口上装有可用于整理风口结渣的风盒，压缩空气经由风口进入炉内。转炉上部中心开有炉口，这是进料、出料、烟气出炉的必经之路。炉口上有水冷或汽化冷却烟罩。转炉首要尺度规格见表3。表3  主转炉规格目标规格粗铜容量/t155080100直径×炉长/mФ（2.2×4.3）Ф（3.6×7.7）Ф（4×9）Ф（4×10.7）风口直径×个数/mmФ（50×13）Ф（48×34）Ф（49×48）Ф（49×48）送风量/（m3/min）140340500540处理铳量/（t/炉）20100160204[next]     3．工艺操作    铜锍转炉吹炼成粗铜的进程分为两个周期。榜首周期是从参加榜首包铜锍开端，经过分批参加铜锍和熔剂吹炼，直到所加铜锍到达额外容量，并悉数吹炼成由Cu2S组成的白冰铜倒出最终一批炉渣止。这一周期的效果是将铜锍中的FeS组分别离以2FeO·SiS2炉渣和SO2方式除去，一同除去部分杂质元素。第二周期炉内不加任何物料，只经过风口鼓风使部分Cu2S氧化成Cu2O和SO2，再靠Cu2O与Cu2S反响取得粗铜。第二周期有必要严厉把握吹炼结尾，当炉内粗铜档次到达98.5%-99%时，即可滚动转炉风口显露液面、停风，将粗铜倒入铜水包中，或送精粹炉精粹，或送浇铸机铸锭。为进步生产率和烟气SO2浓度，现遍及选用转炉富氧鼓风吹炼。    首要技能经济目标：送风时率80％-90%；粗铜档次98.5％-99.1％；送风压力60-120kPa；粗铜工艺能耗0.87-0.91标煤/t；氧气浓度23%-28%（造渣期）；炉渣含铜4％-4.5％。    （三）铜的精粹    这是除去粗铜中的杂质产出精铜的炼铜进程。粗铜精粹分为火法精粹和电解精粹。    1．铜火法精粹    矿产粗铜或紫杂铜在精粹炉中氧化除杂和复原熔炼产出精粹铜，铸成阳极板供电解精粹用。有些含杂质低、不含贵金属的紫杂铜，经过火法精粹后，即可直接直销商场。    矿产粗铜常含有S、Fe、Pb、Zn、Ni、As、Sb、Sn、Bi等杂质，其总量约占粗铜总量的1%-2%。这些杂质均具有易氧化、氧化物比Cu20安稳和在铜液中溶解度低的特性。使用杂质元素的这些性质，先向熔铜中鼓入空气，将杂质氧化成氧化物，或成气体蒸发或和参加的熔剂造渣除去。因为少数杂质散布于主体铜水中，所以鼓入空气中的氧首要氧化的是铜，所生成的Cu2O作为一种氧化剂再将杂质氧化，氧化除去杂质后，再通以碳氢质复原剂除去铜水中的氧，产出契合电解要求的精粹铜。火法精粹包含氧化和复原两个进程。    (1)氧化进程空气吹炼时，铜首要被氧化：                                  4Cu＋O2====2Cu2O    生成的Cu2O可溶于铜水中，经再与熔铜中杂质元素效果，将它们氧化，自身被复原成金属：                                Cu2O＋Me====MeO＋2Cu[next]    杂质中的Zn和As、Sb的贱价氧化物均可在高温条件下变成气体蒸发除去，而Fe、Pb、Co、Sn以及As、Sb高价氧化物则与参加的石英、石灰、碳酸钠等熔剂生成各种盐类进入炉渣。当金属杂质氧化完毕时，Cu2S开端剧烈氧化，放出SO2气体：                                Cu2S＋O2====2Cu＋SO2    经核算，当氧化精粹后期铜液中含氧0.6%、系统温度1373 K时，铜液中S含量可降到0.001％。以Cu2O形状存在的氧鄙人一步复原进程除去。    (2)复原进程  通常以重油和作复原剂，这些有机物受热分化发作H2、CO和C等强复原剂，它们再和Cu2O效果发作以下复原反响：                                Cu2O＋H2====2Cu＋H2O                                Cu2O＋CO====2Cu＋CO2                                  Cu2O＋C====2Cu＋CO    复原期结尾判别十分重要，复原缺乏或过复原，都会下降用火法精粹铜铸成的阳极板的成分和物理性质。别的要求铜中氧量降到0.05%-0.1%的水平。    (3)精粹炉结构  我国现有两种精粹炉炉型：反射炉和回转式炉。前者使用遍及，后者使用时刻较晚，至1999年全国只要2家冶炼厂选用。精粹炉首要技能特色见表4。表4  我国要为法精粹炉首要参数目标参数炉子容量/t2680120150240100炉型反射炉反射炉反射炉反射炉回转炉回转炉炉床面积/m210152123Ф3.9m×9.2mФ3.4m×7.5m复原剂品种柴油重油重油木炭粉重油复原剂用量/（kg/t）1198137　阳极板重/（kg/块）125150220210370　[next]     ①反射炉精粹  精粹炉外形与铜熔炼反射炉类似，但尺度相对较小，炉顶密闭无加料口，炉料是从炉墙上的加料口参加。炉子巨细由生产能力而定，每炉产铜可在20-150t规模，大型炉的长一般有15m，宽5m，炉体用耐火砖砌筑在钢筋混凝土支撑的钢板上，四周用钢板拉杆固定，炉头设置供热燃烧器，炉尾开设竖直烟道，烟道下有放渣口，侧墙有放铜口，炉子中部侧墙上开有尺度较大的加料口和操作门，并设可升降的门盖。    精粹作业包含质料预备、加料、熔化、氧化、复原、阳极浇铸等。炉料中一般加粗铜量占80%，回来残阳极占20％，收回的废紫杂铜少数。热粗铜用溜槽参加，冷料用加料机参加。加料后行将炉温进步到1623℃，熔化炉料，然后扒出炉渣。氧化是火法精粹进程中的一项关键步骤，压缩空气是经过外面涂有耐火泥的刺进铜水中的长铁管鼓入铜水，在吹炼的一同还要参加石英等造渣熔剂，为了有用除去Zn等蒸发元素，熔池面还需盖上一层木炭粉或焦炭末。氧化完毕扒净炉渣即进入复原操作。复原剂重油用空气或蒸汽雾化喷入铜水除去Cu2O中的氧，复原终了时铜水含氧0.05%-0.1%。复原完毕时炉内坚持1390-1423K、零负压即可浇铸。    ②回转式精粹炉  我国贵溪冶炼厂和大冶冶炼厂备有1台回转式精粹炉。前者为引入的芬兰技能和设备。后者为自行设计制造的设备。回转炉呈圆筒形，外面为钢板制成，内衬耐火砖。炉子中上部设置炉口，用于加料和倒渣，其上有盖，平常盖上。炉子一端有燃烧器，相对一端有排烟口。炉口下方有2个Ф50mm的圆孔风嘴，用于插管通气氧化或通复原剂复原，风嘴对侧有放铜口，转炉炉子将铜口转到液面以下即可放铜。整个炉体支在滚轮上。    回转炉是一种新式铜精粹设备，它的密封性好，无烟气走漏，环境清洁，能耗低，机械化程度高，但比反射炉一次出资大。    2.铜的电解精粹    在电解槽中将火法精粹铜提炼成电解精铜的进程。火法精粹所得的铜一般仍含有0.5%左右的杂质成分，选用电解精粹可将火法精铜中的杂质进一步下降到契合产品质量标准的要求。    (1)铜电解的根本进程  铜电解精粹是以硫酸性硫酸铜溶液为电解质，以火法精铜为阳极，纯铜片或不锈钢板作阴极，在电解槽中进行电解。电解时在直流电压效果下，阳极铜发作电化学溶解溶入电解液，电解液中铜离子Cu2+趋向阴极，并在阴极上沉积为金属铜。电极反响是：    阳极    Cu-2e====Cu2+    阴极    Cu2++2e====Cu[next]    电解进程中，电位比铜正的金、银不被溶解而沉落于阳极泥。与铜电位挨近的As、Sb可与铜一同溶入电解液，当堆集到必定程度时就会在阴极上分出，下降电解铜的质量。因而有必要对电解废液进行净化处理，除去对电解铜质量有害的杂质。    (2)电解设备首要设备有电解槽、阴极片、阳极板、整流电源、阳极作业线、阴极作业线以及核算机操控系统等。电解槽为一长方形槽体，多用混凝土制造，内衬耐酸防腐的铅板、PVC或玻璃钢等材料。槽子一端上边有进液口，另一端稍低处有排液口，槽底歪斜最低处有排泥斗。阳极机械化作业线已彻底替代以往靠手艺完结的一切作业，如压平、矫耳、铣耳、摆放极板等。阴极作业线有始极片整形、穿孔、吊耳、穿导电棒等。阴极洗刷、打捆也由机械完结。大型电解槽的尺度为：长5-5.5m，宽11-1.3m，深1.2-1.4m;阳极板重370kg，尺度0.98m×0.96m；阴极（始极）片6-7kg，尺度1m×lm。

河南某矿钼矿石为强矽卡岩化的蛇纹石化辉钼矿矿石、绿泥石化辉钼矿矿石、强褐铁矿化氧化贫矿石。有用成分主要是氧化程度较高的辉钼矿，矿物嵌布以微细粒嵌布为主；脉石矿物中绿泥石、蛇纹石、滑石等易泥化的矿物较多。大量原生及次生矿泥影响了钼的回收率，因此该钼矿为国内外极难选钼矿。     该矿现有1100t/d处理量的选矿厂，分为2个系列。一系列为500t/d的处理量，采用1次粗选、3次扫选、10次精选的流程；二系列规模为600t/d，采用1次粗选、4次扫选、10次精选的流程。     上述流程存在的主要问题是：①钼金属回收率低，仅有40.00%～50.00%；②钼精矿品位低，钼精矿品位仅为15.00%～20.00%，达不到钼精矿最低国家质量标准。     2006年3月该矿与中国矿业大学合作，采用柱式分选工艺分别进行了-20μm粒级细泥浮选柱半工业分流试验，随后进行了粒级半工业分流试验和精选分流试验，取得了满意的试验效果；2007年8月该厂安装了3台工业浮选柱，经过调试试验，系统稳定运行。     细泥部分是入浮原矿分流了一部分进行水力旋流器分级，-20μm粒级部分进入柱分选系统，经1次粗选、2次精选获得精矿产品和尾矿；全粒级分选是直接从入浮原矿分流进入柱分选系统进行分选；精选部分是直接引入浮选机粗选精矿经3次精选获得最终钼精矿产品。     细泥和全粒级分选流程见图1，精选流程见图2。图1  细泥/全粒级分流试验流程图2  浮选柱精选分流试验流程     细泥部分半工业分流试验结果见表1，全粒级半工业分流试验结果见表2，精选分流试验结果见表3。 表1  细粒级矿石半工业分流试验结果  %班次浮选柱浮选机原矿精矿尾矿回收率原矿精矿尾矿回收率1 2 3 4 平均0.169 0.198 0.180 0.210 0.18927.40 29.60 27.45 28.38 29.210.070 0.082 0.078 0.083 0.07858.73 58.75 56.83 60.65 58.740.186 0.195 0.217 0.204 0.20122.17 18.58 18.83 17.96 19.390.09 0.121 0.117 0.102 0.10851.82 37.95 46.37 50.29 46.61     从表1看出，对于细粒级钼矿的分选，柱式分选比浮选机流程有明显的优势，精矿品位提高了8.82个百分点，回收率提高了12.13个百分点。由于该矿石的高氧化部分大部分赋存于细粒级中，所以将细粒级分级出来采用柱式分选是有良好效果的。 表2  全粒级矿石稳定性试验结果  %班次浮选柱浮选机原矿精矿尾矿回收率原矿精矿尾矿回收率1 2 3 4 5 平均0.195 0.184 0.197 0.195 0.191 0.19229.49 26.47 31.89 30.71 30.54 29.820.102 0.063 0.093 0.097 0.100 0.09147.86 65.92 52.95 50.41 47.80 52.770.186 0.212 0.194 0.190 0.188 0.19419.67 17.85 18.11 16.38 18.20 18.040.108 0.111 0.0984 0.108 0.104 0.10642.17 47.94 49.55 43.16 44.94 45.63     从表2看出，全粒级钼矿分选，与细闰级比较，柱式分选精矿变化不大，但是尾矿稍微偏高。主要原因是矿石粒度变粗，未完全解离的部分增加；但是比同条件下浮选机流程的分选结果要好，在入料性相当的情况下，柱式分选的精矿品位提高了11.78个百分点，回收率提高7.14个百分点。   表3  浮选柱精选分流试验结果班次粗精浮选柱浮选机精矿精尾回收率精矿精尾回收率1 2 3 平均1.73 2.03 1.86 1.8738.74 37.52 39.29 38.520.235 0.284 0.319 0.27986.94 86.67 83.53 85.7019.89 17.35 19.26 18.500.798 0.672 0.653 0.70856.25 69.59 67.17 64.61     从表3看出，与浮选机10次精选结果相比，同等入料条件下，柱式分选两段精选的效果更好。精矿品位可以提高到38.52%，比浮选机提高了20.02个百分点，精选回收率提高 21.09个百分点。     氧化矿钼矿的半工业分流试验结果表明，柱式分选对于高氧化率钼矿石有着比普通浮选机流程更为高效的分选效率。由于矿石氧化程度较高，在现有药剂制度条件下，精矿品位很难提高到40.00%以上，回收率也很难提高到65.00%以上。

续上表9长石Na2O·Al2O3·6SiO2524.619.44　68.711.8　　2.616~6.5　　K2O·Al2O3·6SiO2556.818.3　64.8　16.9　　　10白云石K2O·3Al2O3·6SiO2·2H2O796.838.44.545.3　11.8　　211石榴石K2O·3Al2O3·6SiO2·2H2O436.623.4　55　21.6　2.55~12方沸石Na2O·Al2O3·6SiO2·2H2O560.618.26.464.311　　2.3513绢云母K2O3·Al2O3·6SiO2·2H2O796.838.44.545.3　11.8　　　14高岭石Al2O3·2SiO2·2H2O258.239.513.946.6　　　2.61

本报讯美国研讨人员开宣布一种新式太阳能电池技能，这种太阳能电池可经过在铝箔上成长直立的纳米柱来制成，将整个电池封装在通明的胶状聚合物内后就能制造出可曲折的太阳能电池，本钱低于传统的硅太阳能电池。 　　领导此项研讨的美国加州大学电气工程和计算机科学教授阿里·杰威表明，与传统硅和薄膜电池比较，纳米柱技能可使研讨人员运用更为廉价和低质的材料。更重要的是，该技能更适于在薄铝箔上制造出可曲折的太阳能电池板，然后降低了制造本钱。一旦获得成功，其生产本钱将可低至单晶硅太阳能板的1/10。 　　这种太阳能电池是经过将一致的500纳米高的嵌入薄膜中制成的，这两种材料均是薄膜太阳能电池中常常运用的半导体。杰威及其搭档在《天然·材料》上宣布的陈述称，此种电池将光能转化为电能的功率可达6%。此前，也有科学家运用了这种立柱规划思维，但其办法较为贵重，且光电转化功率不到2%。 　　在传统太阳能电池中，硅吸收光并发生自由电子，这些电子必须在受困于材料的缺点或杂质前抵达电路。这就要求运用极为纯洁、贵重的晶体硅来制造高效光伏设备。 　　纳米柱就承当了硅的责任，纳米柱周围的材料吸收光并发生电子，纳米柱将其运送到电路。这种规划以两种方法来进步功率：严密封装的纳米柱捕捉柱间的光，协助周围的材料吸收更多的光；电子以十分短的间隔穿越纳米柱，因而没有太多的机会受困于材料的缺点。这意味着能够运用低质量的廉价材料。 　　有科学家运用不同的纳米结构来制造这种太阳能电池。比方，哈佛大学化学教授查尔斯·里波尔研发了一种包括硅芯和同心硅层各异的纳米线；加州大学伯克利分校的杨培东则开宣布了带有氧化锌纳米线的染料敏化太阳能电池。这些纳米线太阳能电池的光电转化功率已达到了4%。 　　杰威及其搭档制造的纳米柱电池初次运用经氧化处理的铝箔，创建出呈周期性散布的200纳米宽小孔，这些小孔作为晶体直立成长的模板。然后，对和顶端电极饰以铜和金的薄膜。它们经过一块玻璃板和电池相连，或是将其顶端投入聚合物溶液使其曲折。 　　乔治亚理工学院的材料学和工程学教授王中林点评说，将纳米材料工程规划与制造柔性可曲折高效太阳能电池的各种软基板技能集成在一起，这是一个令人兴奋的发展。美国国家可再生能源实验室担任太阳能电池研讨的物理化学家阿瑟·诺兹克则表明，这种电池要与由硅、和其他材料制成的柔性薄膜太阳能电池进行竞赛，其卖点或许不在于其柔性，而是本钱优势。 　　现在，研讨人员正在探究运用可进步转化功率的材料。例如，顶端的铜—金层现在仅有50%的通明度，假如可让一切的光都透过，其功率就可增加一倍。因而，研讨人员正方案运用像氧化铟这样的通明导电材料。别的，使用其他半导体材料作为纳米柱及其周围材料也在研讨人员的考虑之中，这样的制造工艺能适于更广规模的半导体材料，其他材料组合亦或许会进步功率，更重要的一点则是能够防止镉的毒性问题。

一、概述     浮选尾矿的处理是当今矿藏加工范畴一个令人十分感兴趣的课题，这是因为这些抛弃资源既是可利用的潜在资源，也是存在的一个环境污染问题。今日不计其数吨的浮选尾矿被堆积和排放。杂乱矿石需求浮选给矿过度的磨矿，因而浮选尾矿的排放量正在不断的增加，一同导致有用组分许多丢失。主张选用不同的“原地”处理流程从老尾矿坝或新排放的浮选尾矿中收回丢失的矿藏颗粒。尾矿中的有价金属矿藏散布于粗粒级中，但首要散布于细粒级中。细粒丢失首要是因为在浮选捕收小于10μm细粒级矿藏的效果差构成的。处理这些尾矿的工艺有对尾矿坝堆积尾矿和新尾矿进行水冶处理以及浮选（惯例浮选机和浮选柱）。     用浮选柱浮选收回有用组分的工艺在许多不同的工业出产中继续稳步地增加。选用浮选柱的首要特点是出资低、操作费用低、适于自动操控和选矿指标高。可是，选用浮选柱处理尾矿的工业运用还不是许多，也不为我们所了解。     浮选柱就是一个反应器，首要由捕集区和泡沫区组成。捕集区的意图是使疏水颗粒粘附在气泡上，泡沫区首要起运送和泡沫富集效果。从泡沫上掉落的矿藏回来到捕集区，又再进人泡沫区，顺次轮回，逗留在矿浆与泡沫界面处，随时脱离浮选柱。本文中的浮选柱是一个改进型的浮选柱，意图是为了进步质量传递速率和捕收才干。该浮选柱分选出从泡沫区掉落的矿藏颗粒（第三个产品），在给矿与泡沫区之间选用一个二次冲水体系。这种浮选机和常 规的线性浮选机比较，能够出产出高档次的精矿（见表1)。 表1  报道过的3PC矿藏浮选柱矿藏品种概况和成果智利铜业公司Andina和El Teniente 选矿厂硫化铜矿浮选给矿3PC浮选柱作为闪速粗选；铜精矿档次比选厂的终究精矿档次高（铜档次约40％）智利铜业公司硫化铜矿Andina 选矿厂浮选粗精矿（磨与未磨的）3PC浮选柱用于精选；比惯例浮选柱的精矿档次高（铜档次约30％）锌铅硫化矿石3PC浮选柱用于粗选出产粗精矿；比惯例浮选柱的精矿档次高萤石矿石3PC浮选柱用于粗选和精选；精矿档次cafe＞95％，惯例浮选柱不能取得这样高的档次金矿石3PC浮选柱用于粗选和精选；出产金精矿；精矿金档次比现厂金精矿档次高钙质矿石3PC浮选柱用于粗选和精选，效果显着       众所周知，在高强度调浆（HIC)条件下能量传递能进步浮选收回率、精矿档次和微细粒的动力学特性。至今，现已提出了许多理论用来解说在HIC进程中发作的现象，如经过细粒和中粒间的聚会效果发作载体或自载体浮选；药剂涣散进步捕收剂的吸附量；发作微细气泡和清洗表面。     这篇论文的意图是展现在HIC条件下，改进型浮选柱(3PC)从铜金浮选尾矿中收回含金矿藏的实验成果。无论是新的仍是堆存的浮选尾矿，在许多国家数量都是十分大的，因而收回这些丢失的细粒矿藏具有重要的经济含义。本作业供给了选用3PC浮选柱接连实验研讨成果。     二、实验     （一）材料     尾矿样取自智利Copiapo邻近的流程类似的两个不同选矿厂。对收集后的试样1进行小型实验研讨，对两个样品都进行了半工业实验和工业实验。     1、尾矿1     尾矿1是低档次的铜金矿浮选尾矿（金档次0.15～0.4 g/t)，金的解离度很低，铜档次也很低(＜0.2％Cu)。矿藏学研讨成果标明，首要矿藏有黄铜矿、斑铜矿、方解石、磁铁矿、长石和金。金在不同粒级中的散布率如图1所示。正如幻想的那样，金粒散布在粗粒级和细粒级中。图1  金在不同粒级中的散布率       2、尾矿2     尾矿2取自粗精选的金选厂（金档次1～1.3g/t）浮选的尾矿。这个矿样的金粒大部单体解离，部分与黄铁矿连生，其次是与铜矿藏连生。粒度分析成果标明，62％的金小于26μm（50％的金小于10μm)。     （二）高强度调浆浮选小型实验办法     尾矿1在12h内收集，在捕收剂（SF－114、SF－623和SF－554）42g/t，每种起泡剂（DF－250、MIBC和松醇油）9g/t的混合药剂（选厂实践）条件下进行调浆。样品经过滤、洗刷、烘干、称重，将样品缩分红分量为908g的一份小样，浮选槽内的矿浆固体含量大约为32％。     在HIC之前，首要将浮选给矿放到3L丹佛浮选机内调浆3min，以保证捕收剂的吸附。用石灰将pH值调理至6.5。然后在同一个浮选槽内装置4个由酸材料制成四个挡板，以便在紊流状况下发作HIC。传递的能量是经过个电压表和电流表操控的。     在拌和速度1400 r/min下对2L矿浆调浆25～100s，以便发作0.5～4kW/h·m3的能量输出。     坚持浮选时刻为10 min、拌和速度为1000 r/min和矿浆体积不变的情况下，每15s取得一个精矿。然后精矿和尾矿样品经过滤、烘干和称重，并用原子吸收法分析金的档次。在2L浮选槽内调浆1.5 min，叶；叶轮转速1000 r/min(没有挡板）、pH7.5、固体含量32％和相同药荆用量条件下进行标准的空白实验。     （三）浮选柱     改进型的三产品浮选柱(3PC)直径为5cm、高为5.8m，泡沫区高度大约为0.5 m（在0.3m到0.7m之间动摇）；过渡区高度在30 cm到90 cm之间动摇。3PC浮选柱的操作概况和浮选不同矿藏取得的实验成果在其他论文中能够找到。     3PC浮选柱可将泡沫区与捕集差异离隔。Falutsu等人在实验室条件下初次运用这种浮选柱测定了浮选收回率和泡沫流速。Rubinstein也记叙了一种规划类似的浮选柱规划，但没有给出详细的实验成果。     改进型浮选柱和惯例浮选柱之间的差异如下：     1)在给矿与冲刷水之间有二次富集区或过渡区；     2)泡沫分选区坐落浮选柱顶部的泡沫区和精选区或泡沫区的下面，其中有掉落的捕收荆和第三个产品。     本作业中运用的惯例浮选柱（CC）与3PC浮选柱相同，仅仅上部没有改进罢了。现场工业实验是在终究尾矿处接出一个旁流后进行的。每一个浮选实验在流程平衡30min后继续6h。     用金的分选参数（精矿档次和富集比）衡量浮选功率。所研讨的操作参数有横载面矿浆速度、空气流量和冲刷水量。再增加少数的捕收剂（异丙基黄药）和起泡剂（Dowfroth 1012）以增强矿粒的疏水和构成较厚而且活动性杰出的泡沫。     （四）HIC－3PC浮选柱浮选实验     仅对矿样1进行了HIC预处理浮选实验。运用带有4个挡板的圆筒形容器进行HIC，其有用容积为2L，拌和强度坚持在1400 r/min不变，这可保证在实验逗留时刻内发作2 kw/h·m3的量输出（最佳实验条件下）。这个容器放在3PC浮选柱的前面，对给矿进行预处理，如图2所示。        图2 改进型3PC浮选柱示意图       三、成果与评论     （一）尾矿样1     HIC进程中能量传递对精矿收回率的影响如图3所示。收回率波峰对应的能量为2kw/h·m3，正象微观相片提醒的那样，此刻细粒金粘附在黄铜矿和斑铜矿以及中等粒度金粒表面上，在榜首分钟内它们的浮选速度得到很大加快（图3所示）。        图3 HIC强度和浮选时刻对含金属矿浮选的影响   （pH：6.5、捕收剂42g/t，起泡剂27g/t）      分选进程呈现载体浮选（金与黄铁矿的集合体）和自载体浮选（中粒和细粒金的集合体）现象。作者已报道了这个办法类似的实验成果。     在高速剪切调浆浮选中，首要相关参数有矿浆紊流程度、捕收剂浓度（疏水性）和起泡效果。对特别低档次的金矿来说，起泡效果十分重要。     另一个影响浮选选择性的因索是在HIC进程中矿粒上或絮团空地中的气泡成核效果。HIC时因为空气吸入矿浆中，因而徽细气泡开端构成，并粘附在疏水的矿粒上，这些有利于矿藏的浮选。     1、HIC浮选柱浮选实验研讨 改动操作参数研讨3PC浮选柱的分选功能，例如给矿横截面速度（图4)、冲刷水2流速（图5)和空气流速（图6)。对给矿在HIC条件下和惯例拌和下取得的实验成果进行比较。    图4  给入矿浆横截面速度对3PC浮选柱浮选金矿 （金档次0.15～0.4g/t)的分选富集比影响 （空气横截面流速为1.56cm/s，冲刷水1的横截面 流速为0.29cm／s，冲刷水2横面流速为0.20 cm/s)       ■－HIC拌和；□－惯例拌和    图5  清洗水2横截面流速对3PC浮选柱浮选金矿 （金档次0.15～0.4g/t）的分选富集比影晌 （空气横截面流速为1.56cm/s冲刷水1的横截面 流速为0.29cm/s，给入矿浆横面流速为0.95 cm/s)   ■－HIC拌和；□－不必HIC拌和       正如所意料的那样，这种浮选柱的矿浆和空气最佳横截面参数值，即矿浆在浮选柱中的逗留时刻和紊流程度是决定因素。清洗水2能够削减脉石细泥的夹藏程度，这首要是浮选柱的偏压水流起效果。因而，过渡区及其长度对3PC浮选柱是十分重要的。这个区域内矿浆浓度比适于气泡／疏水矿藏快速浮选的捕集区要稀些。     在HIC作为预处理条件下，惯例浮选柱和3PC浮选柱浮选金的实验成果比照如图6所示。一切的实验成果都标明，3PC浮选柱浮选精矿的档次比惯例浮选柱浮选精矿的档次高。可是，惯例浮选的收回率高是因为中矿量较大引起的。图6  空气流速对CC（惯例）浮选柱和3PC浮选柱（矿浆经HIC预处理） 浮选低档次金属矿（金档次0.15～0.2g/t)时的富集比影响。 （给矿横截面速度0.95 cm/s，清洗水1横截流速0.29cm／s， 冲刷水2横截面流速为0.20cm/s)   ■－HIC拌和；□－不必HIC拌和         与惯例浮选柱比较，3PC浮选柱总是能够出产出高档次的精矿。因而，丢失的大部分金矿藏能够用HIC－3PC浮选柱精矿再回来，然后直接进人粗选回路或与终究精矿兼并。     2、尾矿2     本实验的意图是在一个更有利的体系中承认3PC浮选柱的功能，这个体系中金的档次更高，矿藏已悉数单体解离。图7所示的实验成果验证了前面的实验成果，一同也断定了在没有HIC预处理条件下，需在较高的动力学条件下才干取得高档次的精矿。最佳的实验成果是15％的金收回率，金档次高于160 g/t,金的富集比到达120。     这些成果证明，改进型的3PC浮选柱是一个高富集比、高选择性的浮选柱，乃至比浮选厂中惯例浮选柱一粗一精取得的精矿档次（金档次(70～90g/t)还要高。图7  空气横截面流速对3PC浮选柱浮选金属矿   （金档次1～1.3 g/t）时富集比的影晌       空气横截面流速大约在1.6cm/s时，3PC浮选柱的功率最高。空气流速小于1.6cm/s时，收回率比较低，而流速大时，在捕集区能够看到激烈的紊流，下降了一切的分选参数。关于第三个产品，在一切实验中金的档次都十分低，能够和尾矿一同抛掉。     四、终究的一些考虑     （一）HIC     实验成果标明，HIC预处理对小型浮选实验和接连浮选实验都是很有用的，HIC预处理的分选参数（金的富集比）总比没有经HIC预处理的实验成果要高。     精矿显微镜分析成果标明，首要捕收的是较大颗粒的金，然后是单个或带着细粒金矿藏，最终是连生在黄铜矿和斑铜矿上的十分细粒的金。     在最高的传输能量时，因为冲突效果，矿粒之间脱附发作，这能够稳定金颗粒的浮选。     本项作业和其它作业成果证明晰适用于金矿藏浮选的这些机理，即：     1)高的浮选速率（本文中的图3)，特别在细粒金自身聚会或被硫化矿藏带着时；     2)典型的档次—收回率曲线；     3)高度实在的浮选参数值；     4)高精矿档次（本文中的图6)。     HIC的影响程度首要取决于贵金属的粒度散布、矿藏的疏水性和总传输能量的多少和方法。     在粗粒与细粒以满足能量磕碰时颗粒之间的附着进程可能是可逆的。细粒矿粒因为比表面积、剪切力、界面能都大，因而经过短时刻的HIC后，细颗粒很简单附着在粗颗粒表面上．这好像与矿泥掩盖在粗颗粒充作载体的现象类似。     有关在疏水聚团或附着发作时矿藏可有用分选的技能报道许多，这方面的比如有超细粒剪切絮凝浮选、载体浮选和乳化浮选。在强拌和下矿粒疏水化和构成絮团是本文首要的相关问题。这些工艺的别离机理实际上是亲水颗粒与疏水的絮团分选。     （二）3PC浮选柱浮选     3PC浮选柱能够当作是一个分级柱，浮选柱的功能首要取决于矿粒的疏水性、粒度（解离粒度）、清洗水效果（两段清洗水）。因而，中等粒级疏水矿粒的浮选速率很快，会快速脱离泡沫进入浮选精矿中。疏水性差的中矿因为含金档次（接触角）不同，因而中矿不是被气泡捕集，就是与脉石矿泥夹藏或包裹作为掉落物料（第三产品）排掉了。 3PC浮选柱功率高可解说为，在CC浮选柱中，总有部分物料处于循环状况（见图8）。因而，部分从泡沫上掉落的产品就逗留在矿浆／泡沫界面上，然后一部分回来泡沫中，一部分作为尾矿排掉。回来泡沫的又从头从泡沫上掉落，一个新的循环又开端了。这部分首要是由档次低的中矿或与脉石矿泥夹藏、包裹的中矿组成。因为这部分中矿有必要从浮选柱一个口排出去，因而它不是进入精矿下降精矿档次，就是作为尾矿排掉，然后丢失收回率（尾矿量很 大，丢失也会很大）。而3PC浮选柱的第三个产品，能够依据其档次抛掉，也能够循环到粗选中，或许回来磨矿闭路，或许回来分级（脱泥）作业中。   图8  中矿和脉石矿藏颗粒在CC惯例浮选柱中的活动特性       在惯例浮选柱中，因为低档次掉落物料的存在，因而富集比较低，但收回率较高（中矿回来到精矿中）。这些现象说明晰3PC浮选柱具有比CC浮选柱难以到达的高的富集比。3PC浮选柱捕集区的最上部是一个没有被副产品清洗和没有回来的泡沫区（图9)。因而，这个区域的物理性质、固体含量和档次都坚持稳定。浮选柱在稳定的矿浆浓度、黏度、水喷头压力和含气量参数条件下操作。图9  有用矿藏、中矿和脉石矿藏在3PC浮选柱中的活动特性       因为3PC浮选柱和分选选择性高，因而它能够在各种条件下运用。与给矿质量无关，3PC浮选柱的富集比取决于体系中解离的疏水矿粒的数量。这使得3PC浮选柱也能够处理不经济的、低档次的尾矿。关于一个浮选体系来说，给矿HIC预处理是必需的，这能够使十分细的有用矿藏颗粒构成更有利于上浮的絮团。     五、定论     改进型的3PC浮选柱的富集比比惯例浮选柱的富集比更高。尾矿中抛掉的金能够用3PC浮选柱在HIC辅佐条件下进行浮选收回。富集比在50到120之间动摇，这取决于对给矿药剂处理、金档次、金矿藏的解离度、给矿的HIC预处理和横截面流速参数。从泡沫上掉落下来的产品（第三个产品）的选择性别离能够防止矿藏颗粒的回来，这部分产品在惯例浮选柱中经常会下降精矿档次。在3PC浮选柱中因为没有循环物料，因而能够节约一次精选。浮选柱前的HIC处理是一个十分有用的预处理手法，能够进步矿藏的选择性，改进浮选动力学特性，成果细粒金能够构成絮团，并经过载体浮选或自载体浮选收回。

四氯化锡 价格是消费者会关注的话题，下面我们就来看一下这个问题。性状一四氯化锡工业品为无色或淡黄色的液体，b.p.142℃，相对密度2.3021，暴露于空气中与空气中水分反应生成白烟，有强烈的刺激性，遇水分解，生成盐酸及正锡酸。性状二无色液体或无色立方结晶。熔点-33℃。沸点114.1℃。液体相对密度2.226。溶于冷水并放出大量的热，溶于乙醇、乙醚、苯、甲苯、四氯化碳。遇热水则分解。在湿空气中吸水生成为三水物。进一步加水，生成5、8、9等不同数量的结晶水的化合物。无水氯化锡在低温下能吸收大量的氯气，同时体积形成膨胀和冰点下降；能与氨反应生成复盐；与碱金属作用生成锡酸盐。有强腐蚀性。所属类别一农药中间体: 杀螨剂中间体所属类别二无机化工产品: 无机盐: Ce液化物及氯酸盐用途与作用一四氯化锡是合成杀螨剂三环锡、苯丁锡和三唑锡的中间体。用途与作用二用于合成有机锡化合物的原料，染色的媒染剂，制造蓝晒纸和感光纸、润滑油添加剂，玻璃表面处理以形成导电涂层和提高抗磨性。用作异丁烯、α-甲基苯乙烯等的阳离子聚合催化剂。合成工艺与制法一金属锡氯化法 将金属锡熔融，然后泼入冷水，激成锡花，加入反应器中，通入干燥氯气进行反应，生成四氯化锡。由于产物中有过量的游离氯而呈黄色。可加入几片锡薄片，加热蒸馏，用干燥容器接收105～120℃的馏分，制得无水氯化锡成品。其反应式如下：Sn+2C12→SnCl4合成工艺与制法二四氯化锡是由锡和氯气为原料制成。参考质量标准参考标准指标名称 指标四氯化锡(SnCl4)/%＞ 99游离氯/%＜ 0.005锑(Sb)/%＜ 0.006铅(Pb)/%＜ 0.002铁(Fe)/%＜ 0.005铜(Cu)/%＜ 0.001砷(As)/%＜ 0.10如果你对四氯化锡 价格感兴趣，你可以登陆上海有色网进行查询，寻找更详细的信息。

选矿厂近年来的工艺指标、单位消耗指标、主要设备分别见下表：

当前，中国已成为仅次于美国的第二大铝箔花费国，但人均年用量仅0.22千克，适当于发达国家的十分之一到二十分之一，中国铝箔商场蕴藏着无穷的商机。铝箔的四大用途是： 　　一、空调箔 　　空调箔是制造空调器用热交换器翅片的专用资料，早期运用的空调箔是素箔。为了改善素箔外表性能，在成形前涂以防腐的无机涂层和亲水的有机涂层，形成亲水箔。当前亲水箔占空调箔总量的%&1，其运用比例会进一步进步。别的还有一种憎水箔，使翅片外表具有憎水的功能，避免冷凝水沾附着。因为憎水箔改善外表除霜性的技能有待进一步研讨，当前实践出产很少。 　　空调箔厚度为0.1mm～0.15mm。跟着技能的开展，空调箔有进一步减薄的趋势，日本如今的主导产品厚度为0.09mm。在极薄的状态下，铝箔要具有良好的成形性，其安排和性能有必要均匀，冶金缺陷少，各向异性小，一起需要强度较高，延展性好，厚度均匀，平直度好。空调箔的标准和合金比较单一，合适大规模出产，但其商场季节性强，关于空调箔的专业出产厂家，很难处理旺季求过于供和冷季简直无需要的矛盾。 　　因为商场需要的微弱股动，近几年中国空调箔的出产能力和技能水平不断进步，现已形成大中小、高中低出产空调箔的公司群体，一些大型公司如华北铝、渤海铝的产品质量根本已达到世界领先水平。因为国内出产能力过剩，商场竞争异常剧烈。 　　二、卷烟包装箔 　　中国是世界上最大的卷烟出产和花费大国，当前中国有146家大型卷烟厂，年产卷烟总量3400万大箱，根本都选用卷烟箔包装，其间30%选用喷镀箔，70%选用压延铝箔，压延铝箔消耗量3.5万吨，跟着公民健康认识的增强以及国外进口卷烟冲击，烟箔需要量的添加显着减缓，估计近几年会略有添加。中国卷烟包装箔占到双零箔总量的70%，当前国内有两三家公司能出产优质烟箔，技能水平与世界水平适当，但国产烟箔整体质量与世界水准有必定距离。 　　三、装修用箔 　　装修箔是经过铝--塑复合的方式使用的装修资料，使用了铝箔上色性好、光热反射率高的特性。首要用于修建、家私的装修和一部分礼品盒包装。装修箔在中国修建业的使用是从20世纪90年代开端的，由上海、北京、广州等中心城市向全国各地疾速延伸，近几年需要量急剧添加，通常作为楼房内壁和室内家私的装修资料，在商业机构的门面和室内装修中也有广泛使用。 　　装修箔具有隔热、防潮、隔音、防火和易于清洁等优点，并且外表奢华，加工便利，施工装置速度快。当前中国修建、家装行业已形成装修箔的使用热潮。跟着中国修建业的疾速开展和装修箔使用的不断普及，装修箔需要量还会有大幅度的添加。别的，选用装修箔包装礼品在国外非常盛行，近几年在中国的开展速度很快，估计会有较好的远景。 　　四、电缆箔 　　电缆箔是使用铝箔的密闭性和屏蔽性，单面或双面涂敷上塑膜后，构成的铝#塑复合箔，用作电缆的护罩。电缆箔需要外表带油量少，无孔洞，具有较高的力学性能，整体质量需要不高，但对长度需要极为严厉。 　　当前，国内领先冷轧机、全能轧机和铝箔粗轧机都能出产，但商场成长性差，国内每年需要量为2.5万吨。

引荐优质红铜线加工供应商咱们加工的红铜线应用范围绷簧用材、金属丝网用材和电子元器件用材包装卷（件）塑盘装、纸箱状况硬（y）、半硬（Y/2）、软（R亮光退火）①精巧的选材使用先进的溶炼技能确保铜丝中锌含量的最佳化，添加电极丝的电导才能和清洗才能，然后进步制作速度和制作精度。②精细的制作选用高精度；高强度的钻石导丝模，确保了产品的尺度及现状精度都小于0.001mm。 ⊙亮光的表面 一流的进口设备使产品具有亮光平坦的表面。

（3） 选矿厂的技术改进：    1） 在混合粗选作业中使用了20m2的大型浮选机，改善了操作条件，减少了占地面积，减少了维修工作量。    2） 在磁选作业中，用永磁磁选机取代了原设计带式电磁磁选机，提高了精矿品位。    3） 为了回收混合矿中的弱磁性铁矿物菱铁矿，增设了3台SHP-2000型湿式强磁选机，获得了品位43%左右的强磁精矿，提高了铁的回收率。    选矿厂近年来的工艺指标、单位消耗指标、主要设备分别见下表：

单位消耗指标见下表：    全厂的主要设备见下表：

“今年一季度，电解铝行业盈利水平大幅下降，１～２月，亏损企业９３户，亏损２．９亿元。目前，电解铝行业实际亏损面高达近８０％，全行业已到了亏损的边缘。”国家发改委通报的一季度电解铝行业运行情况，再次使电解铝成为业内外关注的焦点。 是是非非，风风雨雨。电解铝经历了曾经的辉煌，也正在饱尝“盲目扩张”的苦果。如今的电解铝企业可谓是经历着生死考验。如何迈过这道槛，是摆在所有电解铝企业面前的一个课题。“国家实施宏观调控政策的目的绝不是要让一个行业垮掉，而是要使这个行业由大转强，增强国际竞争力，实现可持续发展。”中国有色金属工业协会产业咨询部主任曹宝奎如是说。“其实，电解铝行业到明年就会比今年有一个极大的好转，但关键是今年怎么过。” 　　据业内人士介绍，今年一季度，电解铝行业的产能只发挥了７４％。到２００６年，中铝的氧化铝扩建能力就将发挥效用，其他几个氧化铝厂也很可能投产，氧化铝价格有望开始回落。到２００８年，随着国内氧化铝供应的增加，中国电解铝行业将出现根本性的好转。到２０１０年，中铝的氧化铝年生产能力将从今年的８５０万吨增加到１１００万吨。而年生产氧化铝能力１００万吨的山西晋北铝业和１６０万吨的广西华银铝业也将在近一两年内建成。此外，中铝与巴西淡水河谷公司在巴西合资建设的年产氧化铝能力１８０万吨的企业，中国五矿集团在美国舍温购买的年产氧化铝能力１６０万吨的企业也将为国内电解铝厂提供价格更低的生产原料。与此同时，随着本轮宏观调控，生产能力小、生产技术落后的电解铝企业将基本被淘汰，电解铝供应将有所减少，价格有望走强，中国对铝的需求会不断上升。 　　可以预见，电解铝行业的曙光就在前面。经过这一阶段的艰难调整和洗礼，我国电解铝工业一定会步入健康发展的轨道，也一定会迎来新的春天。

理论上讲，钨是最好的金属电极材料。          它的强度、密度、硬度都很高，熔点挨近3400℃，因此在电火化制作过程中，钨电极实践损耗很小。          但纯钨作电极有两个困难1、极难制作，2、多少钱昂贵  所以使用紫铜的可塑性、高导电等优势，制成复合材料，就成了电极中的珍品钨铜电极。钨铜物理功能及机械功能  品名       符号         CU%    杂质总合 导电率IACS%> 钨铜50 CuW50   50±2.0         0.5         余量     11.85         115            54  钨铜55 CuW55   45±2.0         0.5         余量     12.30         125            49  钨铜60 CuW60   40±2.0         0.5         余量     12.75         140            47 钨铜65 CuW65   35±2.0         0.5         余量     13.30         155            44  钨铜70 CuW70   30±2.0         0.5         余量     13.80         175            42    钨铜合金特性断弧功能好 导电导热好 热膨胀小 高温不软化  高档电火花电极 针对钨钢，高碳钢，硬质合金，淬火模具钢选用普通电极，损工大，精度低，制作慢的缺陷，使用钨铜高导电、熔点高、热膨胀小的特色，改进制作速度、精度。

于氩气气氛中，用金属镁复原制取海绵锆的出产办法，又称克劳尔法。复原产品经锆真空蒸馏别离除掉其他组分后即可取得海绵锆。 此法于1944年由美国矿务局(U．S．BureauofMine!)的克劳尔(w．J．Kroll)首要研讨成功，1950年用于工业出产。我国于1957年初次用这种办法制得，1964年用它出产原子能级的锆厂投产。这种办法仍是世界各国如今出产海绵锆的重要办法，一般出产规模为年产海绵锆2000～3000t。 原理 镁复原是在多元系ZrCl4－Mg－zr－MgCl2－ZrCl3－ZrCl2中进行的，为多相反响，复原进程和镁热复原法出产海绵钛类似。其总反响式为：ZrCl4(g)＋2Mg(1)→Zr(s)＋2MgCl2(1)反响伴跟着物料的熔融、蒸发、传热、传质、滋润等的进行，海绵锆的生成可分为三个阶段。在第一阶段中，与镁液反响，生成和MgCl2，使镁液的湿润性进步，镁液不断显露自由面而进行气(ZrCl4)一液(Mg)反响。生成的锆沉入反响器底部，随后生成的锆在其熔体表面集合长大。因为镁液沿器壁上匍匐，生成的锆都粘结在器壁表面上。在第二阶段中，足量的镁使反响速度加速，反响区温度增高，此刻主要在熔体表面进行气(ZrCl4)一液(Mg)和气(ZrCl4)一气(Mg)反响。跟着镁液的耗费，镁液自由面消失，反响进入第三阶段。到第三阶段时，生成的锆占有反响器的大部分容积，剩下的镁液经过海绵锆的毛细孔上移而与气态ZrCl4持续反响，MgCI。顺毛细孔流下，海绵锆成为金属镁和MgCl2的搬迁载体。因为镁的削减和它在毛细孔中分散速度的下降，反响速度变慢。当镁耗费65％～70％时复原反响结束。在反响后期，常会呈现因为镁直销缺乏，ZrCl4被复原成活性大而易燃的贱价氯化物(ZrCl2和ZrCl3)的状况，这些锆的贱价氯化物俗称黑粉。 设备 复原炉是一个不锈钢板焊成的柱式圆筒，按ZrCl4参加方法可分为一次性加料和接连加料两种不同的炉型。一次性加料复原炉(图)由复原炉和用法兰与之相连的蒸发炉组成。镁锭预先装好在复原炉内的反响坩埚内，坩埚上方的套筒中心为ZrCl4气体导管。装有ZrCl4的蒸发炉放置在复原炉上。炉盖与真空体系、充氩体系相通。反响生成的MgCl2熔体从溢流管定时从炉内排出。复原结束时所剩的MgCl2可从排放管放尽。产品冷却后连同反响坩埚同时取出送真空蒸馏。这种复原炉的单炉出产能力为700～800kg海绵锆，作业周期48h，镁利用率68％～72％。接连加料复原炉按参加的ZrCI4是固体或气体分为两种炉型。加固体ZrCl4的复原炉的MgCl2排放设备坐落罐身底部，罐盖与ZrCl4料仓相连，ZrCl4经螺旋加料机计量参加。加气体ZrCl4的复原炉分为可拆装的上下两部分，下部是反响坩埚，上部旁侧设MgCl2排放管，顶盖有多路管道，别离与真空体系、加料体系和氩气体系衔接。反响进程中的压力用压力调理管调理。 工艺 一次性加料复原炉开端工作时，先将镁锭放入坩埚，再将蒸发炉连同ZrCl4冷凝器移到复原炉上。两台炉子经过法兰密封对接，抽真空后充入氩气。准备工作结束后，把复原炉升温到1023K熔化镁锭。然后把蒸发炉加热至573～633K温度使ZrCl4逐步蒸发，气体从导管进入复原炉开端反响。反响温度一般为1053～1173K，炉压1．1～1．8×105Pa，反响速度与氩气和ZrCl4的分压比有关。ZrCl4蒸发快，浓度高，反响加速；反之，反响变慢。正确地调理温度和压力就可使复原作业平稳进行。当ZrCl4耗尽时，炉压会急剧下降，标明反响现已完结。 一次性加料复原炉示意图 1－复原炉；2－炉胆；3－坩埚；4－套筒；5－导管；6－蒸发炉； 7－炉盖；8－溢流管；9－MgCl2排放管；10－法兰；11－ZrCl4

碱式硫酸铅分子式： PbO·PbSO4。四碱式硫酸铅性质：白色单斜结晶。密度6.92g/cm3。熔点977℃。极微溶于热水。微溶于硫酸。由氧化铅和硫酸铅熔融制得。四碱式硫酸铅亦可用氧化铅和硫酸铅悬浮水溶液煮沸制得。四碱式硫酸铅用作白色颜料，塑料的热稳定剂。    四碱式硫酸铅对VRLA电池性能影响的研究：    通讯产业和电动汽车的发展期待着具有更高比能量和比功率以及更长循环寿命的铅酸电池的出现,为了适应这种形势就必须解决电池的早期失效问题.四碱式硫酸铅技术作为近年来发展的新技术,已被证明是防止阀控电池早期容量损失的最有效措施之一.因此,研究四碱式硫酸铅技术具有重要的意义    采用高温固化的方法制备主要成分为四碱式硫酸铅的电池极板.通过X射线衍射、扫描电镜等测试,研究了不同的铅膏密度、固化条件对形成的四碱式硫酸铅结构和含量的影响.    实验结果表明:50℃固化主要生成三碱式硫酸铅,70℃固化主要产物为三碱式硫酸铅和四碱式硫酸铅的混合物,80℃固化主要生成四碱式硫酸铅.    实验研究了不同硫酸密度和浸泡时间对不同密度的四碱式硫酸铅极板的孔率、平均孔直径、比表面积及铅膏相组成变化的影响,并测量了浸泡不同时间,硫酸密度的变化;采用四种化成制度化成,通过扫描电镜研究化成制度对铅膏微观结构的影响.    实验结果表明三碱式硫酸铅极板最易化成,化成后的PbO<,2>含量和β-PbO<,2>所占比例均是最高的.化成制度对四碱式硫酸铅的化成效率有很大影响,采用放电化成和间歇化成方法得到的活性物质β-PbO<,2>含量明显高于普通的一步恒流法.浸泡的酸密度越高,得到的活性物质PbO<,2>含量越高,同时β-PbO<,2>所占的比例也越高.浸泡和化成过程影响物质的微晶结构.浸泡和化成时活性物质的性能受固化的影响很大，受铅膏密度的影响较小.实验电池容量和循环寿命测试的结果表明低温固化电池的初容量最高,高温固化电池的初容量最低.高酸密度、长浸泡时间和放电化成可以提高电池的初容量.循环试验和失效电池研究表明采用高温固化制得四碱式硫酸铅充当电池活性物质可以延长电池的循环寿命.    更多关于四碱式硫酸铅的资讯，请登录上海有色网查询。

钨铜复合材料是以钨、铜元素为主组成的一种两相结构假合金，是金属基复合材料。占有关专家介绍说，因为金属铜和钨物性差异较大，因而不能选用熔铸法进行加工，现在一般选用粉末合金技能进行加工。    选用粉末冶金办法制取钨铜合金的技术流程为制粉配料混合限制成型烧结溶渗冷制作。 　    日本住友电气公司选用注模法制成了高密度钨合金。其制作办法是将均匀粒度为15微米的镍粉、铜钨粉或铁粉与粒径为0.52微米的钨粉和515微米的钨粉混合，再混进25%30%的有机粘结合剂（如白腊或聚甲基酸醋）注模，用蒸汽清洗和照射法除往粘合剂，在中烧结，取得高密度钨合金。     美国某公司取得专利的技术是氧化铜粉（混合和研磨复原到铜）而不是用金属铜粉，铜在烧结压坯中构成接连的基体，钨则作为强化构架。高胀大组分受四周第二组分的限制，粉末在较低温度的湿中烧结。据介绍选用很细的粉末能够改进烧结功能和细密化，使其到达９９％以上。这种技术在工业上的使用取得了很大的成功，本钱低产量高，加工的组件到达净外形和挨近净外形。

工具钢牌号表示方法    工具钢分为碳素工具钢、合金工具钢和高速工具钢三类。    －－碳素工具钢采用标准化学元素符号、规定的符号和阿拉伯数字表示。    阿拉伯数字表示平均含碳量(以千分之几计)。    a、普通含锰量碳素工具钢，在工具钢符号“T”后为阿拉伯数字。    例如：平均含碳量为0.80%的碳素工具钢，其牌号表示为“T8”。    b、较高含锰量的碳素工具钢，在工具钢符号“T”和阿拉伯数字后加锰元素符号。例如：“ T8Mn”。    c、高级优质碳素工具钢，在牌号尾部加“A”。例如：“T8MnA”。    －－合金工具钢和高速工具钢    合金工具钢、高速工具钢牌号表示方法与合金结构钢牌号表示方法相同。    采用标准规定的合金元素符号和阿拉伯数字表示，但一般不标明平均含碳量数字，例如：平均含碳量为1.60%，含铬、钼，钒含量分别为11.75%、0.50%、0.22%的合金工具钢，其牌号表示为“Cr12MoV”；平均含碳量为0.85%，含钨、钼、铬、钒含量分别为6.00%、5.00%、4.00%、2.00%的高速工具钢，其牌号表示为“W6Mo5Cr4V2”。    若平均含碳量小于1.00%时，可采用一位阿拉伯数字表示含碳量(以千分之几计)。例如：平均含碳量为0.80%，含锰量为0.95%，含硅量为0.45%的合金工具钢，其牌号表示为“8MnSi”。低铬(平均含铬量＜1.00%)合金工具钢，在含铬量(以千分之几计)前加数字“0”。例如：平均含铬量为0.60%的合金工具钢，其牌号表示为“Cr06”。    塑料模具钢牌号表示方法    塑料模具钢牌号除在头部加符号“SM”外，其余表示方法与优质碳素结构钢和合金工具钢牌号表示方法相同。例如：平均含碳量为0.45%的碳素塑料模具钢，其牌号表示为“SM45”；平均含碳量为0.34%，含铬量为1.70%，含钼量为0.42%的合金塑料模具钢，其牌号表示为“SM3Cr2Mo”。    轴承钢牌号表示方法    轴承钢分为高碳铬轴承钢、渗碳轴承钢、高碳铬不锈轴承钢和高温轴承钢等四大类。    －－高碳铬轴承钢，在牌号头部加符号“G”，但不标明含碳量。铬含量以千分之几计，其他合金元素按合金结构钢的合金含量表示。例如：平均含铬量为1□50%的轴承钢，其牌号表示 为“GCr15”。    －－渗碳轴承钢，采用合金结构钢的牌号表示方法，另在牌号头部加符号“G”。例如：“G20 CrNiMo”。高级优质渗碳轴承钢，在牌号尾部加“A”。例如：“G20CrNiMoA”。    －－高碳铬不锈轴承钢和高温轴承钢，采用不锈钢和耐热钢的牌号表示方法，牌号头部不加符号“G”。例如：高碳铬不锈轴承钢“9Cr18”和高温轴承钢“10Cr14Mo”。    相关信息      常用金属材料牌号表示方法(五)       常用金属材料牌号表示方法(四)       常用金属材料牌号表示方法(三)       常用金属材料牌号表示方法(二)       常用金属材料牌号表示方法(一)       金属常见术语       冶金术语       黑色金属材料介绍（8）       黑色金属材料介绍（7）       黑色金属材料介绍（6）       黑色金属材料介绍（5）       黑色金属材料介绍（4）       黑色金属材料介绍（3）       黑色金属材料介绍（2）       黑色金属材料介绍（1）       钢材知识（4）       钢材知识（3）       钢材知识（2）       钢材知识（1）       工具钢牌号表示方法    工具钢分为碳素工具钢、合金工具钢和高速工具钢三类。    －－碳素工具钢采用标准化学元素符号、规定的符号和阿拉伯数字表示。    阿拉伯数字表示平均含碳量(以千分之几计)。    a、普通含锰量碳素工具钢，在工具钢符号“T”后为阿拉伯数字。    例如：平均含碳量为0.80%的碳素工具钢，其牌号表示为“T8”。    b、较高含锰量的碳素工具钢，在工具钢符号“T”和阿拉伯数字后加锰元素符号。例如：“ T8Mn”。    c、高级优质碳素工具钢，在牌号尾部加“A”。例如：“T8MnA”。 －－合金工具钢和高速工具钢    合金工具钢、高速工具钢牌号表示方法与合金结构钢牌号表示方法相同。    采用标准规定的合金元素符号和阿拉伯数字表示，但一般不标明平均含碳量数字，例如：平均含碳量为1.60%，含铬、钼，钒含量分别为11.75%、0.50%、0.22%的合金工具钢，其牌号表示为“Cr12MoV”；平均含碳量为0.85%，含钨、钼、铬、钒含量分别为6.00%、5.00%、4.00%、2.00%的高速工具钢，其牌号表示为“W6Mo5Cr4V2”。    若平均含碳量小于1.00%时，可采用一位阿拉伯数字表示含碳量(以千分之几计)。例如：平均含碳量为0.80%，含锰量为0.95%，含硅量为0.45%的合金工具钢，其牌号表示为“8MnSi”。低铬(平均含铬量＜1.00%)合金工具钢，在含铬量(以千分之几计)前加数字“0”。例如：平均含铬量为0.60%的合金工具钢，其牌号表示为“Cr06”。    塑料模具钢牌号表示方法    塑料模具钢牌号除在头部加符号“SM”外，其余表示方法与优质碳素结构钢和合金工具钢牌号表示方法相同。例如：平均含碳量为0.45%的碳素塑料模具钢，其牌号表示为“SM45”；平均含碳量为0.34%，含铬量为1.70%，含钼量为0.42%的合金塑料模具钢，其牌号表示为“SM3Cr2Mo”。    轴承钢牌号表示方法    轴承钢分为高碳铬轴承钢、渗碳轴承钢、高碳铬不锈轴承钢和高温轴承钢等四大类。    －－高碳铬轴承钢，在牌号头部加符号“G”，但不标明含碳量。铬含量以千分之几计，其他合金元素按合金结构钢的合金含量表示。例如：平均含铬量为1□50%的轴承钢，其牌号表示 为“GCr15”。    －－渗碳轴承钢，采用合金结构钢的牌号表示方法，另在牌号头部加符号“G”。例如：“G20 CrNiMo”。高级优质渗碳轴承钢，在牌号尾部加“A”。例如：“G20CrNiMoA”。    －－高碳铬不锈轴承钢和高温轴承钢，采用不锈钢和耐热钢的牌号表示方法，牌号头部不加符号“G”。例如：高碳铬不锈轴承钢“9Cr18”和高温轴承钢“10Cr14Mo”。      合金结构钢和合金弹簧钢牌号表示方法    －－合金结构钢牌号采用阿拉伯数字和标准的化学元素符号表示    用两位阿拉伯数字表示平均含碳量(以万分之几计)，放在牌号头部。合金元素含量表示方法为：平均含量小于1.50%时，牌号中仅标明元素，一般不标明含量；平均合金含量为1.50%~2.49%、2.50%~3.49%、3.50%~4.49%、4.50%~5.49%、……时，在合金元素后相应写成2、3、4、5……。例如：碳、铬、锰、硅的平均含量分别为0.30%、0.95%、0.85%、1.05%的合金结构钢，当S、P含量分别≤0.035%时，其牌号表示为“30CrMnSi”。高级优质合金结构钢(S、P含量分别≤0.025%)，在牌号尾部加符号“A”表示。例如：“30 CrMnSiA”。特级优质合金结构钢(S≤0.015%、P≤0.025%)，在牌号尾部加符号“E”，例如：“30CrM nSiE”。    专用合金结构钢牌号尚应在牌号头部(或尾部)加规定代表产品用途的符号。    －－合金弹簧钢牌号的表示方法与合金结构钢相同    例如：碳、硅、锰的平均含量分别为0.60%、1.75%、0.75%的弹簧钢，其牌号表示为“60Si2Mn”。高级优质弹簧钢，在牌号尾部加符号“A”，其牌号表示为“60Si2MnA”。    易切削钢牌号表示方法    易切削钢采用标准化学元素符号、表1规定的符号和阿拉伯数字表示。阿拉伯数字表示平均含碳量(以万分之几计)。    a、加硫易切削钢和加硫、磷易切削钢，在符号“Y”和阿拉伯数字后不加易切削元素符号。例如:平均含碳量为0.15%的易切削钢，牌号示为"Y15"。    b、较高含锰量的加硫或加硫、磷易切削钢在符号“Y”和阿拉伯数字后加锰元素符号。例如：平均含碳量为0.40%，含锰量为1.20%~1.55%的易切削钢，其牌号表示为“Y40Mn”。    c、含钙、铅等易切削元素的易切削钢，在符号“Y”和阿拉伯数字后加易切削元素符号。例 如：“Y15Pb”、“Y45Ca”。    －－非调质机械结构钢牌号表示方法非调质机械结构钢，在牌号头部分别加符号“YF”和“F”表示易切削非调质机械结构钢和热锻用非调质机械结构钢，牌号表示方法的其他内容与合金结构钢相同。    例如：“YF35V”、“F45V”。 钢铁产品牌号表示方法示例及说明    －－生铁牌号表示方法生铁牌号采用表1中规定的符号和阿拉伯数字表示。    a、阿拉伯数字表示平均含硅量(以千分之几计)。    例如：含硅量为2.75%~3.25%的铸造用生铁，其牌号表示为“Z30”；     含硅量为0.85%~1.25%的炼钢用生铁，其牌号表示为“L10”。    b、含钒生铁和脱碳低磷粒铁，阿拉伯数字分别表示钒和碳的平均含量(均     以千分之几计)。    例如：含钒量不小于0.40%的含钒生铁，其牌号表示为“F40”；含碳     量为1.20%~1.60%的炼钢用脱碳低磷粒铁，其牌号表示为“TL14”。     －－碳素结构钢和低合金高强度结构牌号表示方法以上用钢通常分为通用     钢和专用钢两大类。    a、通用结构钢采用代表屈服点的拼音字母“Q”。屈服点数值(单位为     MPa)和质量等级、脱氧方法等符号，按顺序组成牌号。例如：碳素结     构钢牌号表示为：Q235AF，Q235BZ；低合金高强度结构钢牌号表示     为：Q345C，Q345D。碳素结构钢的牌号组成中，镇静钢符号“Z”和特     殊镇静钢符号“TZ”可以省略，例如：质量等级分别为C级和D级的     Q235钢，其牌号表示应为Q235CZ和Q235DTZ，但可以省略为Q235C和    Q235D。低合金高强度结构钢有镇静钢和特殊镇静钢，但牌号尾部不加     写表示脱氧方法的符号。    b、专用结构钢一般采用代表钢屈服点的符号“Q”、屈服点数值和代表产     品用途的符号等表示，例如：压力容器用钢牌号表示为“Q345R”；耐     候钢其牌号表示为：Q340NH。    c、根据需要，通用低合金高强度结构钢的牌号也可以采用两位阿拉伯数     字(以万分之几计平均含碳量)和标准的元素符号组成；专用低合金高     强度结构钢的牌号，除一般组成外，尚应加写表1中规定代表产品用途     的符号。    －－优质碳素结构钢和优质碳素弹簧钢牌号表示方法     优质碳素结构钢采用两位阿拉伯数字(以万分之几计表示平均含碳量)或阿     拉伯数字和元素符号、规定的符号组合成牌号。    a、沸腾钢和半镇静钢，在牌号尾部分别加符号“F”和“b”。例如：平     均含碳量为0.08%的 沸腾钢，其牌号表示为“08F”；平均含碳量为     0.10%的半镇静钢，其牌号表示为“10b”。    b、镇静钢(S、P分别≤0.035%)一般不标符号。例如：平均含碳量为0.45%     的镇静钢，其牌号表示为“45”。    c、较高含锰量的优质碳素结构钢，在表示平均含碳量的阿拉伯数字后加     锰元素符号。例如：平均含碳量为0.50%，含锰量为0.70%~1.00%的     钢，其牌号表示为“50Mn”。    d、高级优质碳素结构钢(S、P分别≤0.030%)，在牌号后加符号“A”。例     如:平均含碳量为0.45%的高级优质碳素结构钢，其牌号示为“45A”。     －－特级优质碳素结构钢(S≤0.020%、P≤0.025%)，牌号后加符号“E”。     例如:平均含碳量为0.45%的特级优质碳素结构钢，其牌号表示为“45E”。     优质碳素弹簧钢牌号的表示方法与优质碳素结构钢牌号表示方法相同(65、     70、85、65Mn钢在GB/T1222和GB/T699两个标准中同时分别存在)。

双相不锈钢双相不锈钢具有优秀的耐应力腐蚀开裂性能。它们存在两相微观结构，大致相等的奥氏体和铁素体比率。最普通的牌号是2205（UNS S31803），含22%Cr，5.5%Ni，3%Mo和0.14%N。双相不锈钢比传统的奥氏体不锈钢的屈服强度要高，因此，初始变形需要较高的应力。例如2205在成形时，与奥氏体不锈钢比较折弯能力减少50%。当然一旦达到屈服应力，双相不锈钢的变形和奥氏不锈钢一样容易。 因为双相不锈钢高的屈服应力，所以会有比较大的“回弹”（spring back）。在90°弯曲时大概需要10%的过量弯曲，才能足够的补偿回弹。液压式压力机是首选。 象2205这样的双相不锈钢需要大的内弯曲半径，一般是板厚的3~4倍。尖锐的弯曲应该总是沿着轧制垂直方向进行。 冷加工变形量很大时，在所有变形完成后应该考虑进行重新固溶处理（再退火），尤其当在严重腐蚀服役环境下时更应该如此。

在铜资源紧缺和空调出产大国的布景下，空调厂商在本年兴起了一轮铜代替技能。现在，志高、科龙、格力等多家空调厂商开始运用铜铝连接收代替纯铜连接收。美的空调则全力对立铜铝管，并责备铜铝管为“黑心管”，在业界引起了轩然。 　　近年来，世界电解铜报价已从每吨2万元上涨到8万元，相应地，铜管在空调本钱中的份额已进步到约25%，空调等制冷产品厂商经营本钱急剧上升，迫切需要寻觅新的代替材料。 　　据我国海洋大学高级工程师赵越介绍，运用铜铝管具有四大优势：一是焊接技能优势：运用薄壁铜铝管焊接技能出产的第三代铜铝连接收，焊缝强度高于铜管、铝管的本身强度;二是运用寿命优势：铜铝管的表面选用了交联聚乙烯做防腐处理，运用寿命超越20年;三是节能优势：选用铜铝连接收将有利于连接收的保温，减小冷量糟蹋，进步节能水平;四是曲折功能优秀，易于装置、移机。

C     Kelex 100萃取        用KeleX100可从硫酸介质中萃取别离钼、铜。从下图可知。平衡pH＝0.5一2.0范围内优先萃钼，而跟着平衡pH增大至4，则优先萃铜在平衡pH=0.5时，随触摸时刻的添加，Mo/Cu的别离系数进步。为了更好地别离铜，负载的有机相用150～200g/L H2SO4 洗去铜。除铜后再用NaOH反萃钼，得到 Na2MoO4溶液。    D  中性磷型萃取剂萃取    a   用TBP和TOPO从、硝酸、硫酸溶液中萃钼    用TBP和TOPO从酸性液中萃钼的首要反响如下：                   H2MoO4（aq）+3TBP（org） ==== H2MoO4·3TBP（org）                       H2MoO4（aq）+TOPO（org）==== H2MoO4·TOPO（org）[next]                  MoO2·X2（aq）+2TBP（org）====MoO2X2·2TBP（org）  （X=Cl或NO3）                         MoO2·X2（aq）+2 TOPO（org）====MoO2X2·2 TOPO（org）                                               MoO2SO4（aq）+2 TOPO（org）==== MoO2SO4·2 TOPO（org） 不同条件下用TBP和TOPO萃钼的成果见下表。从表中能够看出，用TOPO从较高浓度的溶液中萃钼作用最好。 [next]         b  用DBBP萃取剂从加压氧分化辉钼矿的母液中萃取钼、铼 DBBP（丁基二丁酯）可优先萃铼，例如料液含Mo 21.89g/L，Re 142.5mg/L，H2SO4 210.8g/L用25% DBBP-萃取，在不同比较下，两相平衡浓度见下表。用DBBP萃取钼、铼的成果比较（o/a）Mo/（g·L-1）Re/（mg·L-1）H2SO4浓度/（g·L-1）水  相有机相水相有机相1015.140.671.7914.07205.9517.890.83.5727.78205.9121.010.8816.67125.83208.80.521.381.0225.71213.58208.80.221.651.277.38335.6208.80.121.741.5101.19413.3208.8

凉山区域稀土资源首要散布在冕宁县牦牛坪稀土矿区，其次在德昌稀土矿区。年处理原矿石15～20万吨，年产稀土精矿1万吨。 一、矿山及矿石性质 牦牛坪稀土矿是四川省地矿局109地质队于1985～1986年展开铅、锌矿点查看时，在普查工作中发现的。该矿床系碱性伟晶岩－方解石碳酸盐稀土矿床，稀土矿藏以氟碳铈矿为主，少数硅钛铈矿及氟碳钙铈矿，伴生矿藏首要为重晶石、萤石、铁、锰矿藏等，少数方铅矿。1994年矿区普查（含详查）地质陈述指出， C+D+E级储量为214. 6万吨（REO），工业储量100万吨。稀土均匀档次3.70 %，是一个大型稀土矿床，其稀土元素配分中铕、钇等中、重稀土较同类型矿山档次高。该矿床稀土矿藏中稀土元素配分见表1。 矿石从粒度上分为块矿和粉状矿，块矿的矿藏嵌布粒度粗，一般>1.0 mm，其间氟碳铈矿一般在1～5mm，粒度极粗，易磨，单体解离度好。粉状矿石是原岩风化的产品，风化比较完全，部分风化深度达300m，构成占矿石20%左右的黑色风化矿泥，它们是铁锰非晶质氧化物集合体。黑色风化物矿泥的粒度80%在－320目以下，含REO2 %～7%，含铕、钇较高。牦牛坪原矿石首要化学成分见表1。 表1  牦牛坪矿石首要化学成分表（%）二、矿石选矿工艺及技术指标 牦牛坪采出的矿石是块矿与粉状天然存在的混合矿石，其间的黑色矿泥影响稀土矿藏浮选，因而，在浮选前脱泥很重要。 因为该矿石易磨易选，在牦牛坪稀土矿发现初期（80年代晚期），稀土精矿商场看好，曾建有100多个小型采矿及选矿厂。 矿山被乱采乱挖，小选矿厂遍地开花。1995年经整理削减到39年选矿厂（到2000年头方案削减到20个），有代表性的选矿工艺流程有三种。 （一）单一重选工艺。原矿石磨矿至－200目62 %经水力分级箱分红四级 ，别离在刻槽矿泥摇床上分选，可得到含 REO30%、50%、60%三种氟碳铈矿精矿，重选总的作业回收率75%。 （二）磁选－重选联合工艺流程。含 REO3.2%的原矿石磨矿后经磁选（弱磁选、强磁选）得到含 REO5.64%的磁性产品，磁选作业回收率74.2%（产率42%），磁选粗精矿经水力分级箱分为4级 ，别离摇床重选，重选总精矿含 REO52.3 %，产率 3.56%，稀土回收率 55%左右。 （三）重选－浮选工艺流程。原矿石榜首段磨至－200目占50%，经水力分级箱分为四级，别离经摇床重选（脱除矿泥及部份轻比重脉石）得含 REO3 0 %的重选粗精矿，稀土回收率 74.50%。 该粗精矿再磨至－200目占70%，用碳酸钠、水玻璃、C5～9羟肟酸组合药剂浮选，经一粗、一扫、一精闭路流程浮选 ，取得含REO50%～60%的稀土精矿，稀土回收率 50%～60%，工艺流程见图1。图1  牦牛坪稀土矿重选—浮选工艺流程图 三种选矿工艺以重选—浮选工艺运用较多（如昌蓝稀土公司），作用较好，可是，稀土回收率都比较低。曾将重选粗精矿浮选药剂改为水玻璃、H2O5和磷二 1∶1混合运用的组合药剂在矿浆pH8～9条件下浮选，得到稀土精矿档次 69.09%，浮选作业回收率 89.82%，重选－浮选流程稀土回收率为 66.92%，选矿技术指标有了明显提高。

日常生活中铝制品如果使用不当，会对人体造成伤害。人体摄入过多的铝，会破坏人体中正常的钙、磷比例，影响人的骨骼、牙齿生长发育，同时还会影响人的新陈代谢和胃的消化功能。二五四医院营养师李丽提示铝制品使用“四不要”： 　　一、不要用铝制品盛酸性或碱性的食物，因为铝制品能与糖、醋、酒等发生缓慢的化学反应，溶出铝元素，增加人体摄入铝元素的机会。 　　二、不要用铝制品煎药，因为用铝制品煎药可能会使药物失效，还可能生成对人体有害的物质。 　　三、不要在铝制品中搅拌鸡蛋，这样蛋清会变成灰白色，蛋黄会变成绿色。 　　四、不要擦掉铝制品表层的浅黄色氧化膜。一些市民喜欢用钢丝球把铝锅锅底擦得发亮，这样做虽然擦掉了锅上的污渍，但同时也擦掉了铝制炊具表面具有保护作用的氧化膜。

矿浆通过加料槽齿形板较均匀地散布于滤带上。头轮带动滤带以0.35m/min的速度向前移动。确实空过滤时，滤盘与滤带以同向、同速向前移动，滤盘上的矿浆在真空推动力的效果下别离。矿浆在滤带上被隔离器分为若干区段，经吸滤、洗刷后，滤饼被送往吸干区，由头轮曲率半径的改变和片状刮刀，将滤饼卸掉进入料斗内。滤带通过再生、张紧、展平后，通过压滚再加料，接连作业。确实空盘上的行程设备碰到限位设备的触点时，真空过滤的行程堵截，回来行程开端，此刻滤带持续以原速往前动作。但真空切换阀开端动作，使滤盘开端开释真空，滤带被回来气缸拖回原始起点方位，下一个真空过滤行程开端，循环往复，循环作业。    在接连真空过滤机中，最常运用回转式圆筒型或法因斯（Feince）型真空过滤机，因这两类过滤机能有效地从浓矿浆（含40%~60%固体）中或有时从含少数固体的化液中别离微细颗粒，且便于洗刷固体物料。圆盘型真空过滤机具有出资少、占地面积小等长处，但矿浆易在其上生成结块而影响洗刷效果，滤饼亦不易分泌，故运用较少。    值得介绍的另一种接连真空过滤机是带式过滤机。带式过滤机在造纸、制糖工业部门中至少已使用了35年，近20年来已成功地用于化矿浆的过滤。如今，南非一些化厂已选用60m2和120m2的带式过滤机，它由普通钢或不锈钢结构、驱动轮、尾轮和具有横排卸槽与槽中心有分泌孔的增强橡胶运送带组成（图10）。运送带装在驱动轮和尾轮之间，用空气垫支撑，由变速电动机驱动。带的下方设有真空箱、真空密封防磨带和挠性滤液排出软管。运送带为槽形带或在两边边上张贴有橡胶档缘，以防矿浆溢出。当皮带通过尾轮时，橡胶档缘展平，滤布与运送带触摸，由真空吸紧固定。矿浆经矿浆分配器供入，贴紧于运送带的滤布上，由真空吸滤使溶液沿运送带上的横分泌槽经分泌孔进入真空箱，然后排入贮槽。别离堰将带式过滤机分红三个区，即（真空）吸滤区、洗刷区和吸干区。滤布带（逆向）经枯燥区和驱动轮后与运送带别离，滤饼由排料辊卸下后，滤布带通过喷发洗刷器、绷紧轮和主动调距体系，再次于尾轮处与运送带结合而完成接连主动化作业。为了及时把握滤布的情况，南非研制成一种浊度计，用此种浊度计测定滤出液的浊度，这样操作者随时都可知道滤布的作业情况。 [next]     带式过滤机可进行多段过滤和洗刷，而不需再浆化，处理才能比圆筒真空过滤机高1~3倍。滤出的贵液可回来用于洗刷而取得富有液，也可不回来洗刷。滤渣可成干滤饼分泌，也可分泌湿尾矿。尽管带式过滤机基建出资大，修理费用高，操作需仔细，且偶有丢失很多贵液等缺陷，但它的能耗低，效率高，滤布替换简单，因此可望在黄金出产中很多选用。    在国外运用的压滤机中，功能最好的要算美国装在水平轴上的圆形过滤盘式液压机和南非的轴流式（烛形）压滤机。因为它们都完成了主动化，因此替代了板框压滤机。但也有某些老厂仍旧在运用过期的穆尔（Moore）型或巴特斯（Butters）型间歇框式过滤机。    真空过滤机的过滤，是将浸出的矿浆给入过滤机中，在真空泵的吸力下，含金溶液穿过滤布，而固体物料被严密地沉积于滤布上而成滤饼。在化矿浆的真空过滤中，因为过滤机的吸力会损坏滤饼中的絮凝团，而常常使未被溶解的金持续发作溶解（特别是泥质矿浆）。因此，对滤饼的洗刷至为重要。依据出产实践经验，用稀NaCN液洗刷滤饼时，运用与滤饼含液量持平的洗液进行洗刷，能够从滤饼中洗出质量分数为80%~85%的含金溶液，若改用滤饼含液量两倍的洗液洗刷，则可从滤饼中洗出98%的含金溶液。在通常情况下，滤饼应经屡次洗刷，第一次加稀NaCN液（或贫液）将滤饼调成50%浓度的矿浆，经洗刷过滤，再用水进行洗刷，弃去尾矿。    3)稠密-过滤联合洗刷    稠密-过滤联合洗刷流程集中了稠密洗刷与过滤洗刷两者的长处，既有利于进步洗刷率，又能满意环境保护的要求。所以这种洗刷流程，在国内化厂用得较多，见图11。 [next]     联合洗刷流程的特点是：开端用稠密机洗刷，能够用单层稠密机也可用多台单层稠密机组成多级逆流洗刷，还能够用多层稠密机进行逆流洗刷，最终用过滤机进行液固别离。滤液能够作为洗水返到前一级洗刷作业，也能够当浸金调浆水回来流程中，然后到达收回已溶金和的意图。    4)洗刷柱洗刷法    洗刷柱现已用于有色金属的湿法冶金中，我国某化厂虽曾用于化矿浆的洗刷实验，取得了杰出的洗刷效果，但在化提金厂的出产中尚无使用的实例。    洗刷柱为一细长的圆形空心柱，其间装有矿浆分配器和洗刷液分配器（图12）。矿浆从柱的顶部供入、洗液从洗刷段和紧缩段的界面供入。在矿浆与水的逆流运动中，固体物料沉降于柱的底部并从排料管排出；含金溶液则从柱顶的溢流堰排出，以完成固液别离。    3.锌置换沉金    从溶液中分出金的办法有：锌置换、活性炭吸附、离子交换树脂吸附、铝置换、电积和萃取等。从化法开端开展直到现在，锌置换法是首要的沉金办法。可是，从20世纪70年代开端，全世界广泛使用活性炭吸赞同离子交换树脂吸附。能够以为，吸附法的效果和位置将大为进步。铝置换法曾用于银矿化进程，但铝置换金没有得到推行。电积法和萃取法尚处在实验阶段。锌置换法如今广泛使用的是梅里尔·克劳（Merrill Crowe）化厂所选用的加锌粉接连真空沉积法，化贵液经置换而取得俗称“化金泥”的锌金沉积送熔炼。