电解制铝有多种途径可得到，以下简单列举两种。1 主要运用电解氧化铝来得到铝。原料：主要是冰晶石 和三氧化二铝以及一些氟化物一般采用氧化铝冰晶石溶液电解的方法把铝析出在电解槽的阴极上然后用真空抬包抽出铝液 浇注(氟化物的加入主要是改善溶液的理化性质，但铝电解的主要污染物氟化氢气体也是从这里产生)2 主要运用店家氯化铝来得到铝。氯化铝融盐电解法以氯化铝为原料，以碱金属或碱土金属氯化物为电解质进行电解制取铝的方法。1973年美国铝业公司（Alcoa）宣称获得了氯化铝融盐电解的成功，在得克萨期州建立了一座年产1.5万t的试验厂，1976年投产，3年后停产。    Alcoa的氯化铝融盐电解法包括3个主要步骤，见图1。和冰晶石－氧化铝电解一样，氯化铝融盐电解法需要拜耳法先制纯氧化铝。然后氧化铝和炭及电解得到的氯气在高温下反应生成氯化铝，氯化铝加到电解槽进行融盐电解得到金属铝和氯气，氯气返回制取氯化铝。出了以上这两种电解制铝之外，还有许多其它的电解制铝方法。更多信息可资讯上海有色金属网。

灰砂砖       月山铜矿每年生产排出的尾矿达7.5万t，目前堆存量达110多万t，本矿铜尾矿是以石英为主的由十多种矿物构成的细砂，经技术分析，证明无综合回收价值。该矿进行了利用尾矿制砖的扩大试验，已取得成功。       一、原料性质       从国内灰砂砖厂用砂的资料看，其主要成分二氧化硅含量一般不低于65%，有害成分云母不宜过高。而本矿尾砂的主要化学成分为SiO2 60.43%、Al2O3 14.27%、Fe2O3 4.69%、CaO 6.22%、MgO 1.40%、K2O 3.4%、Na2O 3.86%，基本符合制砖用砂要求。       二、生产工艺       以尾砂和石灰为原料（可加入着色剂掺加料），经坯料制备，压制成型，饱和蒸压养护而成。       所制灰砂砖经检验，质量均达部颁标准，按外观指标为一等砖，其技术指标超过红砖。其利用前景广阔。

氧化物的酸、碱浸出许多遵守缩短中心模型，一个典型的实例是锌焙砂在稀酸中的溶解。它依据每种参加溶解进程的化学物质的离子扩散系数及离子搬迁率，使用方程式（1）和式（2）进行核算。核算假定溶解速率由传质操控，因此所用的核算进程只能用于不触及化学反响的状况。    （1）    （2） 求解方程（1）和式（2）需求几个边界条件，它们规则了模型中各参数的值，并将各物质的通量经过浸出反响的计量联系相关起来。 关于硫酸浸出体系，核算所用的数据包含H＋，HSO4－，SO42－及Zn2＋的离子扩散系数和离子搬迁率，下列平衡的平衡常数与活度系数稀酸浸出氧化锌的数学模型核算中所用的传质数据列于下表。物质等效离子电导 Λi0∕（Ω－1·cm2·equ－1）离子扩散系数 D∕（cm2·s－1）离子搬迁率 u∕（cm2·V－1·s－1）H＋348.99.3×10－53.6×10－3Zn2＋53.87.2×10－65.6×10－4SO42－79.01.0×10－5－8.2×10－4HSO4－100.002.7×10－5－1.6×10－3 几个边界条件为 在固液界面即r=rt时，                  Ci＝Cis          （3） 因为浸出进程最慢的过程是经过边界层的传质，能够假定在界面上到达化学平衡，然后得到下列边界条件     （4）     （5）     （6） 式中， 、 、 别离表明反响（a）、（b）（c）的平衡常数；Qa、Qb、Qc别离为用浓度表明时反响（a）、（b）、（c）的平衡常数；γi是物质i的活度系数。 在溶液体相即r＝∞，                E＝0    （7） Ci＝Cib   （8） 体相浓度用质量平衡和体相的化学平衡求算    （9）    （10）    （11）    （12）    （13） 式中，[H2SO4]与[ZnSO4]是t时刻硫酸和硫酸锌的净浓度。 计量联系            （14） 硫酸根通量                        （15） 数学模型由对每种物质组成的写出的方程式（2），方程式（1）和上面导出的边界条件组成。一旦知道了各物质的通量，就可核算ZnO的溶解速率。 假如半径rt的球形粒子含有Nmol的ZnO，则    （16） 式中，Mw为ZnO的分子量。 因为稳态下边界层内没有物质堆集，一切溶解的锌都必须传递到溶液体相中去。因此，反响速率能够与锌和酸经过边界层传质的速率相关如下    （17） 式中JZn－流离表面的锌的净通量；     JH－流向表面的酸的净通量。 由式（16）和式（17）得出    （18） 方程式（18）用有穷区间法数值积分得到rt对时刻的函数。关于单尺度粒子，rt与反响分数α的联系为    （19） 即为式（20）的缩短粒子模型，r0为固体粒子的初始半径。    （20） 粒子尺度散布的景象可作相似处理，m个初始半径r0k的单尺度分数每个组成总质量的分数wk。浸出的程度分粒级核算    （21） 总的浸出率由下式断定    （22） 为了查验模型及核算的正确性，需求研讨硫化锌精矿的焙砂在硫酸、高氯酸、硝酸和等4种酸中溶解的速率。选定的拌和条件使一切的固体粒子都悬浮且溶解速率与拌和速率无关。在高氯酸及硝酸溶液中试验曲线与模型核算得到的猜测曲线符合杰出，而在硫酸溶液中在浸出率80%曾经符合尚可，这以后的溶解曲线符合不抱负的原因是因为固体粒子的溶解并非如假定的那样均匀并始终保持球形，实际上发现部分浸出的焙砂粒子有大而深的孔。简化的模型没有考虑锌的氯合物的构成合氯离子的吸附，因此不能用来猜测浸出焙砂的溶解速率。而用新近树立的未考虑电搬迁对传质的奉献的模型即便关于0.1mol∕L高氯酸浸出的动力学也严峻违背，反映了电搬迁在传质中不行忽视的效果。

美国普度大学的研究人员最近开宣布一种运用铝镓合金加水制作的新工艺。将水添加到铝镓合金时，铝经过吸收氧气分化水，在此进程中发作。合金中的镓是要害成分，由于铝和氧结合后在铝的表面构成一层氧化铝膜，而镓能阻挠这个膜的构成，使反响继续下去，直到一切的铝都被用来发作。专家以为，运用此项技能制氢，将战胜氢贮存和运送两大妨碍，因而具有广泛的运用远景。　　收回质料降低本钱　　铝镓合金与水反响，铝变成氧化铝，废氧化铝可收回再处理成铝。再生铝要比挖掘铝土矿出产铝廉价得多。研究人员发现，运用标准工业技能设备收回氧化铝的本钱远低于原先的估量，将纯氧化铝收回成铝的本钱为每公斤44美分，这与汽油比较极具竞争力。　　例如，一辆装备标准内燃发动机的中型轿车跑完350英里的旅程，假如运用汽油，将花费66美元（汽油报价以0.73美元/升计），而运用铝镓合金反响器时，则只需花费70美元。假如在运用铝镓合金反响器时，再装备一个50%%效能的燃料电池，其本钱能够下降到28美元。　　合金中的镓是慵懒金属，这意味着它也能够被收回和重复运用。这一点特别重要，由于现在镓比铝要贵得多。此外，在用铝土矿出产铝的一起，镓一般作为废弃物被浪费了，因而低本钱的镓能够作为铝土矿废品来购买。反响进程能够运用低纯度的镓，低纯度镓的本钱要比用于电子职业的高纯度的镓低好多倍。　　别的，改动合金制成工艺可使合金中的金属成分的份额发作改动，也可大大降低本钱。研究人员发现，经过缓慢冷却熔体合金而制成的颗粒中，含有80%%的铝和20%%的镓，而原先运用快速冷却的办法制成的颗粒中铝和镓的份额简直正好相反。这种颗粒在枯燥的空气中具有很好的稳定性，能和水快速反响发作氢。用这样的合金颗粒分化水，具有很好的商业可行性。　　按此工艺，美国现存的铝可发作100亿瓦的能量，能满意美国35年的电力需求。假如运用报价低于22美元/公斤的不纯镓来制氢，已知镓的储量也满足10亿辆轿车的运转需求。.

河沙选铁给企业们带来了不少的利润同时在随着经济的不断增长，河沙选铁设备的技术也在不断的提高，相信河沙选铁设备在以后还会给企业带来更多的利润。目前海内矿山选铁行业发展迅速，人们已经发现良多旱河道河沙及沙滩含铁丰硕，人们用各种落后方法对河沙进行采选，因为，具有采挖后河道表面基本保持平整，铁粉丢失量低，选出的铁粉纯净，而且不容易发生故障，能耗低，无需配用其他设备。 河沙选铁设备主要是将河沙经过筛选从而将河沙里面的含铁物质筛选出来，而由于钢铁价格的一直上涨，让一些河沙选铁厂得到了不少的利益，而这对我国的经济发展有很好的作用。 河沙选铁工艺，一般的都要经过这么几个工序：上料－筛分－磁选－排尾矿。 首先是上料，一般旱地用的机械都有上料斗，用装载机将要处理的沙子装到上料斗里。河道里用的船上料有两种形式，一种是链斗式，用于石子比较多的河道，还有一种是抽沙泵式，使用于石子比较少的河道，像汉江和黄河。 第二道工序的筛分，就是将河沙和石子分离，一种是震动平筛，用于石子不多但是块大的环境，一种是滚筒筛子，适应于各种环境，可取得规定粒径的河沙和石子等产品。 第三道工序是磁选，也有两种不同的形式，一种是用磁选机，大部分的河道开发都是用的这个形式，操作简单，自动化程度高，不过对于特殊的地理环境（例如汉江和黄河），就要用到磁床式的选铁了。顾名思义，磁床式选铁就是用钢板或者是木板做成平板，然后将磁块平铺到上面，让沙子流过平铺的磁块，达到沙铁分离的目的，吸附的铁粉人工用不锈钢刮子刮下来。磁床式的选铁一般都是配套抽沙泵式的上料形式，针对的是沙子非常细或者是含泥多的河道。 第四道工序是排尾沙，为了保证我们选铁机械的连续工作，必须将磁选后的沙子排到远离机械的地方，旱地工作的机械，现在一般直接用装载机铲走。船上一般都是用的溜槽将尾沙排出。

一、陶瓷墙地砖       山东建材学院使用焦家金矿尾砂，增加少数当地的廉价黏土研发出契合国家标准的陶瓷墙地砖制品。        （一）首要质料        首要质料为金尾砂和坊子土。尾砂选自焦家金矿的尾砂，其首要矿藏有：SiO2、NaAlSi3O8、KalSi3O8、NaCl、Al2O3·SiO2（红柱石）。坊子土为当地的一种黏土，如来历有困难时，可用其他同类黏土替代。        （二）出产工艺         出产工艺流程为：配料→加水拌和→轮碾打粉→困料→100t冲突压机成型→60min辊道枯燥器枯燥→辊道窑素烧（90min）→素检→上釉→辊道窑釉烧（90min）→检选包装。其间配猜中坊子土占18%，尾砂含水量约为8%～17%，出产中可根据实践需要调整加水量。素烧与釉烧据选用50m煤烧辊道窑，烧成周期为90min，烧成温度为1140～1180℃.釉料配方见表1。   表1  釉料配方         （%）称号长石石英高岭土石灰石萤石烧ZnO锆英砂熔块烧滑石140211245453624611553310116         表中1为底釉，2为面釉。在实践出产进程中，厂房可根据商场现状及用户的要求而挑选不同的菜色釉和艺术釉，然后进步产品的附加值。       烧成的制品经测验，其物理学功能契合有关的国家标准，外形尺寸及外观质量也契合有关国家标准。       用金尾砂出产陶瓷墙地砖产品，同出产水泥免烧砖比较，成本低、售价高，为尾矿的使用拓荒了一条新途径。       二、蒸压标准砖、榫砖       山东省教委科技发展计划课题T4J5项目“使用选金尾矿开发系列新式墙体材料研讨”于1996年5月经过了技术鉴定，该课题使用选金尾矿为首要原烊研发出产出蒸压标准砖、榫式砖。       （一）出产工艺       本课题选用的首要质料为岩金矿山的选金尾矿，出产蒸压标准砖的工艺流程见图1。图1  选金尾矿砖厂工艺流程图     蒸压选金尾矿榫式砖的出产工艺流程与图1相同，只是在压砖工序上，不是选用转盘式压砖机，而是选用HQY型液压地砖机，并应装备不同规格的制砖模具。       （二）工艺条件       为了确保制品的强度，一般要求尾矿中可溶于水的SiO2与石灰中可溶的CaO之摩尔比约等于1∶1。出产时的物料合作比为：           尾矿：89%～91%；           生石灰：8%～9%；           石膏：0.5%～1%；           晶坯：0.2%～0.5%。       在相同成型压力条件下，尾矿越精，制品越细密，强度越高。其首要原因是因为物料在拌合时，必然会混入很多空气，当受压时，这些空气被敏捷紧缩，而压力退去后又会反弹，致使砖坯结构遭到危害。但是，当物料颗粒较粗时，部分空气能够经过颗粒间的空地而逸出，然后使上述反弹效应削弱。       （三）护养准则       所谓的蒸压维护准则，首要包含升温时刻和升温速度、最高温度及恒温时刻、降温速度以及后期堆积环境等。经过实验研讨及经济技术比较，断定尾矿砖的维护准则见表2。   表2  尾矿砖最佳维护准则维护进程温度区间/℃维护时刻/h静  停25～454升  温25～1910.5恒  温1912.5天然降温191～1202.5降  温120～601.5常温维护＞0720       出产的制品经测验满意FB11945－89质量标准       三、饰面砖       丹东市建材研讨所使用金矿矿渣为首要质料，参加部分塑性较好、并显现色彩的黏土质料，经烧结而制成一种新式建筑装修材料－废矿渣饰面砖。这种面砖可用于外墙和地上装修，具有吸水率低、强度高、耐酸碱度、耐急冷急热功能和抗冻功能优秀等特色，经小试产品功能到达并优于饰面砖的技术标准。       （一）原材料       废金矿渣：选用五龙金矿废渣，细度为－0.074mm＞97%，其化学组成为：SiO279.11%、Al2O38.92%、Fe2O33.5%、CaO0.60%、MgO3.16%、烧失量2.0%。       紫土：因废矿渣塑性差，色彩不抱负，采纳掺加部分黏土来处理废矿渣作饰面砖的缺乏。选用喀左县小营子的紫土作质料，来料需经球磨破坏，使细度到达－0.074mm＞97%，其化学成分如：SiO260.7%、Al2O315.5%、Fe2O36.02%、CaO3.45%、MgO1.21%、烧失量9.67%。       经实验，废矿渣饰面砖的抱负配方为：废矿渣：紫土＝60～65∶35～40。       （二）出产工艺       废矿渣饰面砖试制工艺流程见图2。图2  废矿渣饰面砖试制工艺流程图       （三）工艺条件       混合料造粒有必要要有合理的颗粒级配和密实性。颗粒级度操控在－0.074mm97%～98%，陈旧好的坯料经碾压后过筛，构成团粒，其巨细为0.25～2mm，团粒中粗、中、细的份额要恰当。       加水量应操控在5%～7%，而且水分要均均散布。       合理操控成型压力和加压时刻，有必要确保空气的顺畅排出。       枯燥准则：枯燥温度操控在60～80℃，一般枯燥时刻3～4h；坯体各部位在枯燥时受热有必要均匀，以避免缩短不均而形成开裂；坯体放置平稳，以防发生变形。       烧成准则：在烧成阶段的低温阶段，升温速度可快些；在氧化分化阶段，为了使碳氧化和便于盐类分化，在600～900℃采纳强氧化办法和恰当操控升温速度；在瓷化阶段，从900℃到烧成温度（1100～1120℃）需低速升温，进步空气过剩系数，选用氧化保温办法；在高温保温阶段，保温间时为1.5h；在冷却阶段，不过快冷却。       经烧结制成的饰面砖，密度为2.19g/cm3,吸水率为6.07%，抗折强度为26.85Mpa，抗冻性、耐急冷急热性、耐老化等功能都超越规则标准。

1.重选法 重选法是根据矿物相对密度(通常称比重)的差异来分选矿物的。密度不同的矿物粒子在运动的介质中(水、空气与重液)受到流体动力和各种机械力的作用，造成适宜的松散分层和分离条件，从而使不同密度的矿粒得到分离。 2.浮选法 浮选法是根据矿物表面物理化学性质的差别，经浮选药剂处理，使有用矿物选择性地附着在气泡上，达到分选的目的。 有色金属矿石的选矿，如铜、铅、锌、硫、钼等矿主要用浮选法处理;某些黑色金属、稀有金属和一些非金属矿石，如石墨矿、磷灰石等也用浮选法选别。 3.磁选法 磁选法是根据矿物磁性的不同，不同的矿物在磁选机的磁场中受到不同的作用力，从而得到分选。它主要用于选别黑色金属矿石(铁、锰、铬);也用于有色和稀有金属矿石的选别。 4.电选法 电选法是根据矿物导电率的差别进行分选的。当矿物通过电选机的高压电场时，由于矿物的导电率不同，作用于矿物上的静电力也就不同，因而可使矿物得到分离。电选法用于稀有金属、有色金属和非金属矿石的选别。目前主要用于混合粗精矿的分离和精选;如白钨和锡石的分离;锆英石的精选、钽铌矿的精选等。

铁精粉选矿工艺：在炼钢污泥中湿式磁选铁精粉工艺办法是将炼钢污泥放入造浆池中，首要用水浸泡，然后用高压水冲击炼钢污泥并加恰当水使炼钢污泥浆到达规则细度，炼钢污泥浆经过造浆池中的筛网被泥浆泵输送到磁选机料箱，此刻磁选机分选出铁精粉和尾矿，铁精粉浆流入脱水池中脱水和贮存，尾矿浆排入尾矿坑;选用该办法可彻底收回炼钢污泥中的铁精粉，做到资源最大极限的使用，经济效益和社会效益非常可观。 水磁选铁精粉机及其使用办法　内容简介：水磁选铁精粉机及其使用办法。归于冶金选矿机械和选矿办法。以处理工业硫酸废渣中含铁部分无良好用处，并已形成公害等问题。本办法以磁铁招引硫酸废渣中的铁质成色;以非磁铁场快速消磁后提取铁质成分的显着作用，完成仅以2%至3%的质料本钱，再投入20%至40%的水磁选铁出产费用，到达100%的作用。并可极大地削减空气、环境、地表、地下水等污染。具有新增社会、经济效益，减轻厂商和大众公害的显着前进。 铁矿石铁精粉脱磷的处理办法　内容简介：本工艺是一种铁矿石、铁精粉脱磷的处理办法，可有用处理铁矿石、铁精粉含磷过高而不能被炼铁之用的问题，其处理的技能计划是，将高含磷铁矿石、铁精粉粉碎成粗颗粒，置入脱磷容器中，再参加等体积的稀溶液加热，在55-75℃下反响25-40分钟后，滤去溶液再用清水冲刷，重选即可，本办法简略，易操作，本钱低，脱磷作用好，可有用处理高含磷铁矿石、铁精粉的炼铁问题，为高磷铁矿的挖掘和使用发明了必要的条件，并为炼铁业供给了丰厚的质料，拓荒了宽广的六合。 钢渣铁精粉的出产工艺　内容简介：本办法公开了一种钢渣铁精粉的出产工艺，将钢渣经转筒式烘干机烘干，使钢渣含水量小于1.5%，烘干后的钢渣送入电磁予磁器进行预先磁化，再送入予均化库进行均化、贮存，然后进行干式予粉磨，将3毫米以上的颗粒钢和小于3毫米的钢渣粉别离，然后将3毫米以下的钢渣粉选用选粉机进行风力选粉，使钢渣粉分为大于180目和小于180目两级颗粒，将大于180意图颗粒置入双筒干式永磁磁选机进行铁磁选，磁选后的钢渣粉选用电磁脱磁器对钢渣粉进行脱磁，以下降钢渣粉比磁化系数，解除磁聚会，再将脱磁后的钢渣粉送入球磨机进行细磨至180目以下，用选粉机将钢渣铁精粉和钢渣微粉别离。本办法具有出产工艺本钱低，不污染环境等长处。 用硫铁矿出产铁精粉的办法及其设备　内容简介：一种用硫铁矿出产铁精粉的办法及其设备，是在现有硫酸设备基础上，添加质料混配体系1。使用欢腾炉3排出的烧渣，掺入到硫铁矿中作为质料。烧渣经排渣管3-4，排出到矿渣输送机5上，送到增湿机6，再由排渣皮带7送到质料场，按核算份额掺入到硫铁矿中，与其充沛混组成入炉质料，然后经质料入炉设备2，入炉焙烧。所得产品除硫酸外，还可得到铁元素百分含量≥63%的铁精粉。选用简略而经济的办法取得巨大的经济效益，为硫铁矿的深度开发拓荒新途径，更大程度上使用硫铁矿资源，进步现有硫酸设备的经济效益。适于对现有硫酸设备的改善和进步。 根据从工业含铁尾矿中提取铁精粉的工艺　内容简介：本办法公开了一种根据从工业含铁尾矿中提取铁精粉的工艺，首要将工业含铁尾矿在水中浸泡、清洗，随后将所得到洁净的尾矿石送入研磨机破碎，其次将所得到的矿粉输送到频率为50HZ。电压220V的高频筛进行挑选，再次将挑选过的矿粉送入到湿式永磁辊式旋选机内进行磁选，最终将初选合格的矿粉输送到提纯机内进行最终的提纯;选用该工艺可将工业尾矿中的铁资源，做到最大极限的使用，经济效益和社会效益非常显着。

铜是联系国计民生的重要有色金属，具有导电、导热、抗张、耐磨等功能，被广泛运用于电力、电子、日用品、机械、交通等范畴。近十年来，选矿作业者对各类铜矿、含铜多金属矿及铜冶炼渣，特别是低档次、杂乱难处理铜资源展开了很多的研讨作业，在选矿工艺流程优化、设备挑选大型化、伴生有价成分归纳收回、二次铜资源归纳利用技能水平前进、高效和低毒新式选矿药剂的研制与运用以及选矿本钱下降等方面取得了新的展开。 选矿厂在碎磨阶段一直坚持“多碎少磨、以碎代磨”的准则，开发和优选节能降耗的新设备和新工艺。随同铜原矿档次的不断下降，老选矿厂在传统破碎磨矿工艺根底上，经过前进破碎筛分功率、磨矿前添加预先筛分设备、添加球磨机充填率、前进旋流器分级功率、选用自动化控制体系等多种手段，前进了磨矿功率，到达了节能降耗、下降选矿本钱的意图。SABC工艺(半自磨+球磨+顽石破碎)在国内大型选矿厂的运用，HPGR碎磨工艺(高压辊碎磨)在铜矿石碎磨进程的研讨及运用也在逐步推进扩展。 矿石工艺矿藏学研讨在拟定选矿工艺流程和分析查找出产中存在问题方面起着重要作用。近年来，对低档次、杂乱难处理、嵌布联系密切的铜及铜多金属矿石、铜冶炼渣等展开的工艺矿藏学研讨较多，推动了选冶联合、多种选矿办法联合工艺的研讨与运用。 随同铜矿资源的不断挖掘，人选矿石档次的逐步下降，各选矿厂经过优化磨浮工艺、扩展出产规模、下降选矿出产本钱，完成了出产指标与经济效益的前进。为充沛收回铜矿中伴生金、银、硫等有价组分，低碱度铜硫别离工艺进一步运用于工业出产。重选—浮选联合工艺的研讨及运用也取得较大展开，泥质、碳质铜矿的收回，除传统的“预先脱泥(脱碳)—浮选”工艺外，浮选—重选联合工艺及新式抑制剂的研讨也取得必定成效。 氧化铜矿藏品种多，部分氧化铜矿结合氧化率高、亲水性强、含泥量高，一起伴生有用组分多，因此浮选难度增大。不同类型的氧化铜矿可浮选性不同较大，出产上氧化铜矿的处理多选用浮选法。现在氧化铜矿的处理办法首要有：硫化浮选法、直接浮选法、预处理—浮选法及浮选—浸出法等。一般来说，硫化浮选适用于含碳酸盐氧化铜矿石，如孔雀石、蓝铜矿、赤铜矿等;直接浮选法包含有机酸浮选和胺类捕收剂浮选，适用于脉石为硅酸盐类或含氧化铅锌的氧化铜矿藏浮选;预处理—浮选和浮选—浸出法多适用单一浮选法无法有用收回的氧化铜矿石，如硅孔雀石含量较高、共生联系密切的难处理氧化铜矿，但因工艺杂乱、选矿本钱较高级限制了其大范围工业运用，现在，这种工艺仅在难处理高档次氧化铜矿的收回中有运用事例。 含铜多金属矿首要包含铜铅锌多金属矿石、铜钼矿石、铜锌矿石、铜铋矿石、铜镍矿石等。这类矿石常因矿藏组成杂乱、矿藏之间共生联系密切、各金属矿藏之间可浮性差异较小，形成浮选别离困难。这类矿石的浮选研讨大多会集在铜与铅锌、钼铋、镍硫矿藏别离的新工艺和新药剂运用上，并取得了批新的科技成果。 现在，我国年产铜冶炼渣1100万吨，含铜金属量27.5万吨。铜冶炼渣的处理方式首要有火法贫化、湿法浸出和选矿富集几种。火法贫化和湿法浸出均因本钱高、工艺杂乱、环境污染严峻，工业运用较少;选矿富集法虽然需求较大面积渣缓冷场、基建投资也高，但铜及伴生金、银收回率高，能耗低、本钱低，已有大规模工业运用，并取得明显效益。国内选用选矿富集法收回铜冶炼渣中铜、金银的厂商首要有白银有色集团、江西铜业集团、铜陵有色集团、大冶有色集团及祥光铜业集团等。 在药剂研讨方面，硫化铜矿石浮选捕收剂的研讨首要会集在前进捕收才干、挑选性及贵金的归纳收回等方面。对硫化铁矿藏有较好的挑选性和对硫化铜矿藏有较强的亲固才干的捕收剂，可完成铜硫低碱度浮选别离，最大极限地归纳收回硫化铜矿石中的铜、金、银等有价元素。黄药作为硫化铜矿石浮选最惯例的捕收刑，能够与其他挑选性捕收剂联合运用。黒药和硫代基酯也是重要的硫化铜矿捕收剂。其他常用捕收剂有黄药酯类、硫氮酯类、羟肟酸类等。黄药酯类在水中溶解度很低，关于铜、锌、钼等硫化矿以及沉积铜、离析铜等的浮选，具有较高的活性，归于高挑选性的捕收剂，黄药酯类镛收剂多和水溶性捕收剂混合运用，以前进药效、下降用量、改进挑选性。新式硫氮酯类有DMDC(二甲基二硫代基酯)，二甲基二硫代基-羰基丁酯及二甲基二硫代基-羰基乙酯等，这类捕收剂对铜的捕收才干较强，对黄铁矿及未活化的闪锌矿捕收才干较弱，可用于铜硫别离;新式硫酯类首要有ECTC(乙氧基代基酯)，这类捕收剂对铜捕收才干强，对黄铁矿捕收才干弱，且浮选PH值较低，是铜硫别离的杰出捕收剂。新式捕收剂IOETCT(乙氧基逐基异辛酯)可在低碱度条件下有用浮选铜，一起前进金、银收回率。QF捕收剂是一种含有硫代羰基官能团的捕收剂，对天然金和黄铜矿等矿藏具有较强的捕收才干。 新式复合浮选药剂CSU-21、CSU-31、CSU-A、A2、J622、BJ-306、BK-330、AT-680、T-2K、24K、PN405、MOS-2、ML、Mac-12、PLQ1、WS、EP、KM109等在不同类型的铜矿石的选别上都发挥着各自的作用。国内对硫化铜矿石抑制剂的研讨也展开了很多作业。难选矿石单靠捕收剂的挑选性难以将有用矿藏和脉石矿藏有用别离，或将多个有用矿藏互相别离，需合作抑制剂的运用，调理矿藏之间的可浮性差异，才干到达将它们有用别离的意图。 近年来人工合成醇、醚醇类起泡剂已有替代天然起泡剂的趋势，并具有必定的优势。在国内未来的起泡剂商场中，MIBC和醚醇类起泡剂将会具有更广泛的运用远景。在世界商场上，将会呈现硫、氮、磷、硅的起泡剂以及高分子化合物起泡剂，越来越多的新式起泡剂将在矿山得到运用。从新式起泡剂在出产中的运用状况和作用来看，混合起泡剂的作用和适应性比单一起泡剂好。 在铜的化学选矿方面，首要针对低档次硫化铜矿石展开生物浸出技能研讨与运用。国外在生物提铜技能方面的研讨与运用起步较早，我国对微生物资矿技能方面的研讨是从20世纪60年代末开端的，总体上看，虽然我国徽生物浸出研讨起步较晚，但展开很快。在根底理论研讨和产业化运用方面取得了很大的展开。往后研讨要点将是展开浸矿微生物选育，浸矿微生物对杂乱浸矿环境的适应性，微生物活性，微生物提取进程热力学、动力学、电化学进程以及微生物浸矿技能的工程化等。 近年来，国外对堆浸技能的研讨与运用已成为矿冶范畴的热门。堆浸在铜、金等金属的提取上已成功取得工业运用。现在，大型堆浸作业的重视焦点是影响环境和堆浸作用的矿堆底衬及垫衬体系、喷淋体系，以及矿堆渗透性的有关技能等。跟着科学技能的前进和经济的展开，国内外对铜产品的出产和需求日积月累，适合于从贫矿、废矿和杂乱矿我国收铜金属的堆浸技能，将显示出巨大的优越性和宽广的展开远景。 对铜选矿废水的处理，国外常用沉积、氧化及电渗析、离子交换、活性炭吸附、浮选等办法，处理后，选矿废水回用率可在95%以上。而国内常用天然降解、混凝沉积、中和、吸附、氧化分化等办法处理，废水回用率相对较低，该技能范畴的研讨还大有可为。 选矿自动化已经成为现代选矿厂有必要考虑的配备，近年来跟着声学、光学等运用物理学及计算机技能的通知展开，选矿自动化技能的研讨和运用取得了长足展开，从根本上改变了选矿厂出产操作差错大、办理低效、出产指标不稳定等问题。

鉴于钼的选矿特性，在主产钼矿选矿实践中，其工艺往往明显分作两段：粗选段，“粗磨-粗选”；精选段，“多段再磨-多次精选”。     “粗磨-粗选”：众所周知，球磨机的能耗是与磨矿产品新生比表面积相关。当产品磨矿细度增加，所需能耗也将增大，球磨机处理能力将下降。相反，当细度降低，能耗也将减少，球磨机处理能力将上升。克莱麦克斯在研究邦德可磨性指数为10~13的钼矿石时，其磨矿细度与球磨机处理能力间关系见下图。国内的小型试验或工业（试验）研究也发现类似结果．     显然，“粗磨”是很经济的。但“粗磨”在生产中能否实施，关键还在能否满足“粗选”的需要。也就是说，“粗磨”所产生的大量连生体，尤其贫连生体能否上浮。 下表列出了磨矿细度与磨机处理能力关系。    图  磨矿细度与球磨机处理能力   表  磨矿细度与磨机处理能力  选  厂磨矿细度（%-200目）处理能力提高（%）备    注试前试后变化金堆城小选厂 栾川钼矿 杨家杖子71~77 62.35  58 55.76  -13~19 -6.59 -8~1016.5 20左右 12~15工业研究，1983年 工业研究，1983年 小    试       由于辉钼矿所特有的天然可浮性，即使粗达0.6mm的贫连生体，只要表面裸露有1%的辉钼矿，它就能顺利上浮，也就是说在一定条件下“粗磨”时，钼矿石的“粗选”是可行的。烃油、辛太克斯、奥方MCO等药剂的应用，使钼矿石“粗磨”粒度可以放得更粗。     “多段再磨-多次精选”：要以“粗磨-粗选”所产出的，含有大量连生体的粗精矿选出“富矿比”高达500的钼精矿。就需要经过再磨，使之充分解离，并经多次精选。 美国克莱麦克斯以“粗磨-粗选”产出的粗精矿粒度约80％-65目，经再磨选出80%—20μm含MoS2 90％以上的钼精矿。磨至如此细，精选段设了三段再磨。     金堆城一选厂为获得优级品钼精矿，在精选段设置了两段再磨，第二段再磨产品细度达80％—500目。     尽管为了使辉钼矿充分单体解离而再磨得很细，由于再磨物料不是原矿的全部，仅是占原矿极少部分的粗精矿，“粗磨-粗选”与“多段再磨-多次精选”在获得高质量，高回收率钼精矿的同时，又能尽量节省能耗。该工艺已成为主产钼矿通用流程。     对钼的另一重要来源——铜-钼矿山，钼精矿是以副产形式回收的。它的生产通常分作两段：铜-钼混合浮选与铜-钼分离。

赤铁矿又名红矿其化学分子式为Fe2O3，它是一种弱磁性铁矿物，可浮性较磁铁矿好，是炼铁的主要原料之一。其主要选矿工艺有重选、浮选和强磁选或是多种选矿工艺并用，也有过磁化焙烧后弱磁选的工艺。 早期的赤铁矿选矿一般多采用重选工艺，主要有跳汰机、离心选矿机、螺旋溜槽、螺旋选矿机、摇床等，由于其选矿处理能力小，选矿品位低、回收率低而逐渐被淘汰。 后来赤铁矿选矿发展了浮选工艺和强磁选工艺，主要以氧化石蜡皂为捕收剂的正浮选工艺和以电磁平环强磁选机为选别设备的强磁选工艺。但是其选别技术指标均没有达到令人满意的效果。 近年来，赤铁矿的选矿取得了长足的发展，其主要选矿工艺是以电磁脉动高梯度磁选机为代表的强磁选选矿工艺和以SH系列为代表的反浮选选矿工艺。尤其是采用强磁——浮选联合流程使一些矿山的赤铁矿选别达到了铁精矿品位65%，铁精矿回收率85%的满意指标。 下面我们以赤铁石英岩为例，具体介绍其选别工艺。 我国某铁矿系鞍山式沉积变质铁矿床。选矿厂处理的矿石为赤铁石英岩，主要铁矿物有假像赤铁矿、半假像赤铁矿;脉石矿物主要为石英，其次有角闪石、绿泥石等。矿石呈明显的条带状构造，浸染粒度较细，假像赤铁矿和石英的粒度一般为0.02~0.2mm。 矿石需磨至-200目80%，才能单体分离，浮选采用阴离子捕收剂弱碱性矿浆浮选法，调整剂为碳酸钠，用量1.8kg/t，配成20%的水溶液加入第二段磨矿机，浮选pH值8.5~9.5，矿浆温度30~33℃，捕收剂为氧化石蜡皂390g/t与塔尔油130g/t的混合物，所得浮选指标是：当原矿品位33.00%Fe 时，精矿品位61.20，回收率77.95%Fe。 01氧化石蜡皂 主要用于有色金属和黑色金属氧化矿做浮选药剂。对有色金属和氧化矿具有优良的浮选性能和捕收性能,兼有起跑性,易溶于水,有较强洗涤能力,无毒,并有较好的生物降解性。是目前浮选白钨矿使用面最广的产品之一,习惯名称为氧化石蜡皂或731浮选药剂,价格低廉,使用较为方便。 02塔尔油 在硫酸法(即碱法)造纸工业中，将松木切片，用NaOH和Na2S蒸煮木材，析出纤维素后的废液，经放置后，上层主要含有脂肪酸和树脂酸，下层主要为木质素，分取上层皂状物，称为粗硫酸盐皂(又称纸浆废液)，将其进一步加工，则得粗塔尔油，粗塔尔油再精制，即为精制塔尔油，它们都可以用作浮选捕收剂。

铜精矿制团的意图和作用如下： （1）进步块率，添加炉料的透气性，以进步床能率。 （2）削减混捏精矿带入炉内的水分，为制酸供给较好的烟气条件。 铜精矿制团在国外有老练的出产实践，但我国粘结剂纸浆来历困难，报价昂贵；且铜精矿有必要枯燥至含水分1%以下，添加了枯燥费用；运送进程中粉尘飞扬，劳动条件恶劣。到目前为止尚无较好的制团工艺和出产实践。铜陵二冶虽规划了制团车间，出产状况亦不甚抱负。图1为其准则流程图。图1  铜精矿制团准则流程 一、质料 （一）铜精矿  要求－0.074mm的铜精矿占80%以上。配料后混合物料含水控制在6%～7%。实践标明，密闭鼓风炉粗烟尘不宜送制团工序，而应与精矿混合后经混捏入炉。 （二）添加剂  铜陵二冶投产初期用石灰焦粉和煤粉作添加剂，以进步湿团矿与干团矿的强度。添加剂的参加量应控制在4%～8%，表1为不同参加量对团矿抗压强度和抛高度的影响。 表1  添加剂参加量对团矿强度的影响项目精矿∶石灰∶焦粉∶煤粉 100∶8∶0∶8精矿∶石灰∶焦粉∶煤粉 100∶8∶8∶0精矿∶石灰∶焦粉∶煤粉 100∶8∶4∶4湿团矿 （条件：压力30MPa，含水7%）抗压强度，MPa3.453.753.98干团款 （条件：枯燥温度200℃，时刻90分钟）抗压强度，MPa8.059.09.95抛高度 （条件：落下高度1m至钢板），＋15mm的含量，%9293.798铜陵二冶选用生石灰作粘结剂，在矿仓内用抓斗和铜精矿拌料均匀，劳动条件恶劣，因石灰未经磨细，消化不完全，制团作用下降。 从表1可知，配入4%的焦粉和煤粉的作用较好。 焦粉和煤粉的粒度不大于8mm，其成分见表2。焦粉和煤粉粒度实例见表3。 表2  焦粉和煤粉成分实例物  料固定碳蒸发物H2O灰分灰分成分，%SiO2FeCaO焦粉，% 煤粉，%73.51 41.222.46 21.062.29 2.3321.73 35.3853.22 51.798 6.784.38 4.85 表3  焦粉和煤粉粒度实例物  料＋5～8＋2.5＋1.2＋0.3－0.3焦粉，% 煤粉，%40.08 33.9522.04 17.5311.29 11.5616.78 20.89.01 16.16（三）粘结剂  考虑经济上的合理性，可选用石灰作粘结剂，也不扫除在有条件的当地运用少数的纸浆废液、膨润土或水玻璃。表4、5分别为石灰的成分与粒度实例。表4  石灰成分实例成  分CaOFeOSiO2MgO含量，%69.451.585.167.25 表5  石灰粒度实例粒度，mm－5＋2.5＋1.2＋0.3－0.3含量，%48.813.26.410.720.9二、技能操作条件 （一）配料 不同品种的精矿运用的粘结剂和添加剂数量应经过实验断定，实践出产中一相配入6%～8%的石灰，焦粉和煤粉各占4%。 （二）枯燥、混合 配料后的混合料当含水9%以上时，需枯燥至含水6%～8%。枯燥后的物料，如有结块，宜经鼠笼破碎机破碎与混合。 （三）碾磨 碾磨的意图是使混合料严密并增强塑性，进步成团率和团矿强度。铜陵二冶选用轮转式碾机。 碾磨次数一般以2～4次为宜。 碾磨料含水控制在6%～7%。 （四）压密与压团 压密是将碾磨料压成小团，以进步物料的密度，进一步进步湿团矿的抗压强度。压密时块料与粉料之比一般为2∶1。铜陵二冶选用对辊压密机，压密料含水7%。 压团是制团工艺最终的成型进程，成团率及团矿的强度与给料压力、成型压力、辊套线速度等要素有关。 实验标明，成型压力从10MPa增大到30MPa，团矿抗压强度可进步60%～75%。压辊线速度下降，有利于进步团矿质量。铜陵二冶选用对辊压团机。成型压力20MPa，所得团矿抗压强度为2.9～5.0MPa，抛高0.8m落至皮带三次不碎。压密机和压团机根本与煤球机相同，压团机转速一般为6～8r/min。 （五）枯燥 湿团矿（含水6%～8%）的枯燥可分为天然枯燥和强制枯燥。通常将湿团矿枯燥至含水1%～2%。 1、天然枯燥：以石灰作粘结剂的团矿的天然枯燥作用最好。表6为天然枯燥实例。 表6  湿团矿天然枯燥实例枯燥时刻d室温℃团矿含水%抗压强度MPa抛高度（1m落至钢板）破碎次数＞25mm占%初始1234567322924262421276.344.593.743.292.962.782.512.932.713.120.026.730.132.430.130.41223245591.295.791.597.794.994.598.1 注：1、团矿重300g/个左右；     2、团矿堆高0.68m，堆宽0.75m，堆长3.5m；     3、空气相对湿度75%左右。 2、强制枯燥 强制枯燥是选用枯燥机，用100～300℃是热风，将湿团矿中的水分快速蒸腾而脱除。一般说枯燥温度低、枯燥时刻长，则团矿强度高。温度过高，团矿内的水蒸汽压急剧增大，易使团矿迸裂。铜陵二冶选用的链式反排枯燥机，有用枯燥面积为112㎡（2层），长40m，宽1.4m，枯燥强度为7～10kg水（㎡·h），枯燥时刻40～50min，干团矿含水2%，耗费煤160～200kg/h，干团矿抗压强度7.5～8.5MPa。实践证明，因为该枯燥机没有满意的冷却段，致使团矿未到达满意的强度，在运送进程中破损较多。 天然枯燥的团矿质量虽较好，但费时长，占地大，湿团和干团的装卸都难以实现机械化，可考虑与强制枯燥结合起来，进行“半天然枯燥”。即湿团矿先经时刻短时刻的天然枯燥后，再进行强制枯燥。实验标明，其干团矿（冷态）含水0.63%，抗压强度为24.9MPa，抛高度为1m，＞25mm为94%。 干团矿的运送可选用胶带输送机或灌装和筐装方法，准则是应尽量削减倒运次数和下降落差，以下降干团矿的破碎率。 枯燥的团矿合格率：天然枯燥可达95%，强制枯燥可达80%。整个制团进程中，铜的回收率可达99%～99.5%。 铜陵二冶制团工艺属国表里惯例流程，技能上可行。但关于用生石灰作粘结剂的细磨、筛分、消化和碳酸化等条件应留意下列事项： （1）改进质料表面性质，添加铜精矿和湿团矿的可塑性。出产实践证明，球团的强度要害在于湿团的可塑性，而湿团的质量，要害又在于质料的制备。规划应制订出适应于该种质料出产的技能操作条件。 （2）恰当缩小压团机规划尺度，选用强制给料设备。铜陵二冶现用压团机规划尺度为86×58×40mm，湿球团个重300g，因球团体积大，干团水分难以到达规划2%的要求，且易破碎，影响球团强度。 吉林盘石镍矿高限制团机规划容积只要28.5cm3，单个球重75g，选用变速锥体螺旋给料器将矿粉强制参加对辊中，以到达预压和均匀给料，进步球团强度的意图。 （3）挑选粘结剂：铜陵二冶为了进步球团强度，量体裁衣选用了铜陵储量丰厚的膨润土和石灰作为粘结剂，取得了杰出作用。 铜陵二冶所用精矿的粒度分析，70%左右都在0.074mm以下，能满意制团的要求。 铜陵二冶制团出产经历标明，有必要加强质料的制备，改进质料的表面性质和可塑性，将充沛拌和均匀和松懈的铜精矿在反转窑内枯燥，混合精矿中的黄药和被蒸发，物料温度有所升高，为添加碾压料的成型和可塑性发明杰出条件。

西华山钨矿的钙化砖厂在1989年建成，1990年投入批量生产，利用尾矿与石灰生产钙化砖，年生产砖达1000万块，每年创利20多万元。        一、主要原料及质量要求        钙化砖又名灰砂砖，它的主要原料是尾砂和石灰，尾砂为西华山钨矿生产的尾砂，其化学组成及粒度分布见表1、表2。   表1  尾砂粒级组成表粒级/mm1.6510.8330.3510.2460.1750.1470.0970.074-0.074质量分数/%2.0526.1521.8214.777.656.427.124.549.48累计/%2.0528.250.0264.7972.4478.6885.9890.52100.0   表2  尾砂的化学组成表     （%）化学组成WO3MoBiFeMnCaF2CaOK2ONa2OSiO2AsSSn质量分数0.040.010.011.690.090.530.533.141.8871.160.010.1080.004       尾矿在钙化砖中占其总量的80%以上，必须保证尾矿中二氧化硅的含量大于65%，另外，尾矿中不容许含有成团的泥土块，均匀分散的细粒泥土含量应小于总量的10%；水溶性钾、钠氧化物的含量不得大于2%；其粒度要求为0.31.2mm＞65%，＋1.2mm＜5%，－0.15mm不超过30%，同时尾砂绝不容许有大小卵石、炉渣、草根、树皮等杂物存在。       石灰：石灰必须是新鲜（块状）的生石灰，且其中有效氧化钙的含量应大于65%，氧化镁含量应小于5%的低镁石灰，同时，生石灰中的过烧和欠烧石灰应分别低于5%和15%为最佳，其细度要求为－0.097mm＞95%。      二、生产工艺       将石灰加工粉碎后与去除杂质的尾砂混合一起加水搅拌，再入仓消化，压制成型，经蒸汽养护后成为成品。       在灰砂混合过程中，为使灰砂相互分散达到均匀混合，应采用机械充分搅拌以扩大灰与砂的接触面，控制好加水量，使石灰得到充分的消解，生成尽可能多的水化产物。理论加水量为有效氧化钙含量的33.13%，在敞开容器中消化时，实际加水量理论加水量的1～2倍；混合消解时间一般在30min之内，温度需控制在55℃以上。       砖坯成型是保证钙化砖质量的重要手段，钙化砖是采用半干法压制成型，含水率仅8%～10%。要保证砖坯重量达到2.75～2.89kg/块，极限成型压力必须达到20MPa（或200kg/cm2）以上，填料深度80～85mm，成品尺寸240mm×115mm×53mm。       蒸压养护一般采用压力为0.8MPa（或8kg/cm2）的饱和蒸汽压，蒸压6h。       经检测，该成品各项指标均达国家150号标准砖的要求，符合国家建材放射卫生防护标准，可在建筑业上普遍使用。

一、铁尾矿制作免烧砖       马鞍山矿山研究院采用齐大山、歪头山铁矿的尾矿，成功地制成了免烧砖，这种免烧墙体砖是以细尾砂（SiO2＞70%）为主要原料，配入少量骨料、钙质胶凝材料及外加剂，加入适量的水，均匀搅拌后在60t的压力机上以19.6～114.7MPa的压力下模压成型，脱模后经标准养护（自然养护）28天，成为成品，工艺流程见图1。齐大山、歪头山两种尾矿砖经测试，各项指标均达到国家建材局颁布的《非烧结黏土砖技术条件》规定的100号标准砖的要求。图1  尾矿免烧砖生产工艺流程        大连理工大学与鞍钢大孤山铁矿协作，利用铁尾矿和石灰为主要的原料，加入适量改性材料及外加剂，研制成的蒸养尾矿砖，物理学性能都比较好，其标号可以达到100号以上标准砖的要求。        梅山铁矿选矿厂利用梅山尾矿加入一些中砂（矿：砂=3：1），再加入3%水泥，8%～10%水和2%～3%的F-1外加剂，制成240mm×115mm×53mm的标准砖样，然后进行抗折、抗压强度和耐火性能等多项测试。主要技术指标均达到《非烧结黏土砖技术条件》的要求，标号可达75号以上。       二、铁尾矿制作墙、地面装饰砖       马鞍山矿山研究院利用齐大山和歪头山铁矿的细粒尾矿，加入少量的无机胶凝材料、普通硅酸盐水泥、白色硅酸盐水泥和适量的水，经均匀混合、搅拌后，采用二层（基层、面层）做法，加工成装饰面砖，其生产工艺见图2。产品经测试证明，其抗压强度平均为19.6MPa，抗折强度为5.0MPa，耐碱性、耐腐蚀性均较强。铁尾矿制作装饰面砖，工艺简单，原料成本低，物理性能好，表面光洁、美观，装饰效果相当于其他和类装饰面砖（如水泥地面砖、陶瓷釉面砖）。图2装饰面砖生产工艺流程       同济大学与马钢姑山铁矿合作，利用粒度为0.15mm以下的尾矿粉为主要原料，掺入10%～15%的生石灰粉，压制成各种规格和外形的砌墙筑清水墙。如采用硅酸盐水泥作胶合料，则效果更佳，可进一步简化工艺。生产的装饰面砖，更适合作外墙贴面砖，也可在已制成砖的表现采用不饱和聚酯树脂处理，调入不同色彩的颜料，做成单色或仿天然大理石花纹的彩色光滑面砖，也可不加任何颜料，单用树脂或其他涂料做成深褐色的光面砖，可代替普通瓷砖、人造大理石等作室内装饰用。采用常压蒸汽养护处理的尾矿砖，测其抗压强度为12.4MPa，抗折强度为3.0MPa。当混合料中加入适量的粉煤灰及少量石膏后，强度可提高到20.0MPa以上。而且，经测试该种尾矿砖还是一种能耐大气作用的材料。       三、铁尾矿制作机压灰砂砖        金岭铁矿选矿厂结合矿山的特点，利用尾矿生产机压灰砂砖，该砖是以铁尾矿为主，加入适量水泥，经干搅拌均匀，再加入少量粘结材料进行碾压，提高其表面活性，经压砖机压制成型后，自然养护而成。该工艺流程简单，不用火烧，不用蒸养，既节约能源（每万块砖比黏土砖节约标煤约0.16t），又无污染，所生产的灰砂砖尺寸准确，棱角分明，外观齐整，砖体平直，可节省抹面灰浆用量，提高功效，降低造价。该矿于1989年10月建成了生产线，生产的灰砂砖经测试，各项物理性能指标均达到机压灰砂砖100号标准的技术要求。         四、铁尾矿制作碳化尾矿砖         玉泉岭铁矿从1986年研制利用尾矿做碳化尾矿砖，已经取得成果。碳化尾矿砖，是以尾矿砂和石灰为原料，经坯料制备，压制成型，利用石灰窑废气二氧化碳（CO2）进行碳化而成的砌体材料。       （一）原理         碳化灰砂砖的半成品系在生石灰水化硬固作用下，首先生成氢氧化钙结晶，再利用石灰窑废气二氧化碳（CO2）进行碳化，最后生成碳酸钙晶体（CaCO3），结合水从水化物中蒸发，制品获得最终的碳化强度。其化学反应过程如下：   CaO＋H2O→Ca（OH）2 Ca（OH）2＋nH2O＋CO2→CaCO3＋（n＋1）H2O         （二）工艺         将80%～85%的尾矿砂与15%～20%的生石灰粉按比例配合，加水9%左右搅拌溶解，然后，用八孔压砖机成型，入窑前烘干或自然干燥，含水率4%以下，再进入隧道窑进行碳化，碳化的二氧化碳含量20%～40%，碳化的深度60%以上，出窑后即可得成品。         这种砖生产工艺简单，机器设备土样皆可，不存在难以掌握的技术问题，凡是有尾矿砂和石灰岩处，均可大量生产。      五、蛇纹石釉面砖、瓦       威海市铁铁排放的尾矿主要是蛇纹石矿渣，年排放量为10万～15万t，为解决蛇纹石矿渣的综合利用，1987年5月至7月进行了蛇纹石矿渣釉面砖制作工艺可行性试验。蛇纹古矿渣的主要矿物成分为蛇纹石、橄榄石、透辉石、透闪石、角闪石等硅酸盐类矿物。其磨矿粒度细而均匀，一般为－0.256mm，含量为85%，就其矿渣的矿物成分、化学成分、粒度等物理化学特性而言，可直接用于制作砖、瓦等普通民用建筑饰面材料的主要原料。       （一）蛇纹石矿渣釉面砖、瓦制作原理       蛇纹石矿渣釉面砖、瓦制作原理主要是根据其矿物的熔融－结晶特性。矿物由固相转化成固液相的高温熔融过程中，物料中各分子间的斥力增加，分子间键的结合力减小；而由固液相转化成固相的结晶过程中，物料中分子间的吸引力增加，分子间键的结合力增强。以富含SiO2、Al2O3、CaO、MgO、Fe3O4为化学特征的蛇纹石矿渣釉面砖瓦型坯，经高温熔融结晶，完成固相→固液相→固相的物理化学反应过程，使其物料分子间的结合力增强，导致烧成的砖瓦在硬度、强度、耐蚀性、浸水性等方面发生变化，改善了原有的各种物理性能。       （二）制作工艺       蛇纹石矿渣釉面砖、瓦的主要制作工艺是：原料配备、毛坯成型、釉面加工、热气干燥、熔融结晶。       原料配备：主要根据矿渣化学成分及物理特征，制备出高于普通砖瓦耐火度及细度的制坯原料。制坯原料一般应满足下列要求：化学成分为SiO260%～70%、Al2O310%～25%、CaO＋MgO0～25%、Fe3O43%～15%，粒度大于0.25mm的占22%，0.25～0.05mm的占40%，0.05～0.005mm的占45%，小于0.005mm的占12%。可塑性指数小于7（按液限塑限），干燥线收缩小于12%，烧成线收缩小于8%。       毛坯成型：制备好的原料经搅泥机调配成可塑状，并切割成坯料，将坯料送入模具用压力压制成毛坯送干燥室干燥。       釉面加工：近干毛坯经表面光洁度处理后，喷涂釉料，即根据需要喷涂基釉、彩釉等。经干燥室热气干燥，使其水分含量低于1%后窑。       熔融结晶：干燥好的毛坯入窑，一般采用耐火材料特制多孔窑、隧道窑等。第0～14h可平均每小时升温50℃，第14～20h可平均每小时升温30℃，恒温浇至25～28h，窑内温度达1000～1050℃，物料呈固熔态时，停火4～6h，降温结晶。       这种釉面砖制作工艺简单，原料广泛，成本低廉，具有广阔的利用前景。       六、三免尾矿砖       鞍钢以铁矿尾矿粉为主要原料制作出免压、免蒸、免烧的三免尾矿砖，这种砖经测试完全符合JC153－75MU10标准的要求，已通过省级技术鉴定。       （一）主要原料及质量要求       该砖的主要原材料是以铁尾矿粉为主要材料，石灰为固化剂，水泥为黏结剂。       铁尾矿粉：鞍山地区三烧选矿厂生产的铁尾矿，其化学成分、物理性质及颗粒级配见表1、表2。密度为2.85g/cm3，堆积密度为1480kg/m3，含泥量不大于3%，含水量不大于2%。   表1  铁尾矿粉化学成分化学成分SiO2FeOMgOAl2O3CaOFeCO3SP烧矢量其他质量分数/%70.534.072.741.062.448.170.10.0333.683.11   表2  铁尾矿粉颗粒级配筛孔尺寸/mm0.60.40.30.150.10.08＋0.076－0.076分计筛余/%0.261.69.033.826.50.4310.0118.41       石灰：生石灰粉为固化剂，其有效CaO含量不小于65%，松散容重为1100kg/m3，其颗粒级配见表3。其合适的掺量为10%～20%。   表3  生石灰粉的颗粒级配筛孔尺寸/mm0.60.30.08＋0.076－0.076分计筛余/%14.62725.60.2532.51       掺合料粉煤灰：粉煤灰是来自广泛的工业废渣，其密度为2.2g/cm3，松散容重为1000kg/m3、细度0.08mm方孔筛的筛余不大于8%，烧失量不大于7%，三氧化硫含量不大于3%。化学成分见表4。其合适的掺量为15%左右。   表4  粉煤灰化学成分化学成分SiO2Al2O3Fe2O3CaOMgOS质量分数/%48.7435.765.303.061.190.26        激发剂与复合外加剂：激发剂为半水石膏（CaSO4·1/2H2O），复合外加剂为自配的K剂。其掺量为0.5%～1.0%为宜。       水泥；325号或425号硅酸盐水泥，普通硅酸盐水泥或矿渣硅酸盐水泥均可。其掺量由造价控制，一般水泥掺量不大于15%。       （二）机理       实现尾矿粉砖免压，免蒸，免烧，必须以其原料在常温下形成硅酸盐、铝酸盐及水化硫铝酸盐水化物为前提。经光衍射分析表明：砖坯中含有较多C－S－H托勃莫来石凝胶或晶体，并有少量水化硫铝酸钙针状晶体存在。因为制砖中加入的复合外加剂为一种高效的表面活性剂，分散、吸附效应使水泥水化点增加，改善了水泥、石灰、尾矿粉、粉煤灰微粒的界面状况，水化反应得以加速，并在常温下硬化产生相当的强度。水泥水化产生的Ca(OH)2进一步与尾矿粉、粉煤灰中活性Al2O3、SiO2反应，形成低碱性硅酸盐、铝酸盐水化物，促使砖坯结构致密、强度提高。       （三）工艺过程       主要包括配料、搅拌、陈化、成型、养护       按尾矿粉∶水泥∶粉煤灰∶石灰＝6∶1.5∶1.5∶1或∶7∶1∶1∶1的比例配料，再加入激发剂（石膏），干拌均匀。将水和K剂加入，人工搅拌均匀。其中用水量一般为尾矿粉重的20%～30%。搅拌后静置20～30min，陈化后装入模具，抹平表面，24h后拆模，在空气或水中养护一个月即可。在水中其强度要比在空气中高约20%～30%。       利用该工艺制砖可大量应用工业废渣，有利于开辟材料资源、节约能源，成本比现有灰渣砖降低近10%。       七、玻化砖       北京科技大学进行了利用大庙钒钛磁铁矿型尾矿制作玻化砖的试验研究，利用大庙铁矿的全尾矿制成了各项性能指标均符合商品玻化硅化要求的实验室制品。       （一）原料       大庙铁矿尾矿：主要矿物为斜长石、辉石、绿泥石、绿帘石等脉石矿物。将尾矿磨细后做化学分析，其结果见表5。    表5  尾矿化学分析结果化学成分Fe2O3＋FeOAl2O3MgOK2ONa2OCaOTiO2P2O5MnOSiO2质量分数/%16.4816.263.621.023.026.794.280.620.1543.02       黏土：主要矿物成分为蒙脱石，化学成分如下：SiO268.04%、Al2O316.46%、K2O0.22%、Na2O2.31%、CaO0.29%、MgO6.20%、Fe2O3，烧失量5.92。其掺入量为10%。       （二）工艺过程       将尾矿按一定比例与黏土混合，混合物料磨至－0.043mm不小于98%，再将烘干后的物料加入5%水造粒，将此粒料在38MPa压力下制成圆柱体温坯，然后在1145～1150℃煅烧，烧成的试样经抛光后即可得咖啡色玻化砖，经检测，其各项性能指标均符合商品玻化砖的要求。       如在还原气氛下煅烧，即把砖坯与木炭粉放入同一匣钵中，密封起来，而砖坯与炭粉不直接接触，否则与炭粉直接接触的部分磁铁矿被还原成氧化亚铁和金属铁而发生熔流现象。结果得到的是黑色坯体，抛光后具有亮黑颜色。       大庙铁矿的原尾矿可以制成质量符合商品玻化砖标准的咖啡色玻化砖和黑色坡化砖。从生坯强度和烧成温度范围看，可以进行扩大实验和工业实验。

一、耐火砖与红砖         湖南邵东铅锌选矿厂尾矿在利用分支浮选回收萤石的生产流程中，第一支浮选尾矿经水力旋流器分级的部分溢流的主要成分为二氧化硅和三氧化二铝，其耐火度为1680℃。利用该溢流产品，再配加部分2.362mm黏土熟料和夹泥，这些原料经混炼成型后自然风干，在80℃和120℃条件下烘干，然后在重烧炉中烧成即得到最终产品，其性能经测试可达到国家高炉用耐火砖标准。         在回收萤石的浮选流程中精选产生的部分尾矿富含二氧化硅和氟化钙。         若返回萤石浮选回路将会影响萤石精矿质量，故作为一部分单独尾矿产出。为使该部分尾矿得到合理应用，进行了烧制红砖试验。将尾矿与黏土按3：2的比例进行混合，然后经烘干（120℃，4h）、烧制（1000℃，3h），即可得到成品。        二、蒸压硅酸盐砖         江西铜业公司下属的银山铅锌矿尾矿化学成分比较稳定，主要成分为：SiO2 58.52%、Al2O3 11.42%、Fe2O3 8.74%、CaO 0.23%、MgO 0.42%、烧失量 1.3%～1.5%，粒级组成比较理想，其粒级与占有率为：＋0.175mm占18.50%、＋0.124mm占7.25%、＋0.074mm占17.00%、＋0.048mm占10.50%、―0.048mm占46.75%，适宜用来生产蒸压硅酸盐砖，其生产工艺流程见图1。图1  银山铅锌矿蒸压硅酸盐砖生产工艺流程       工艺流程的技术要求：        配比：尾矿85%，石灰15%；      氧化钙含量：65%以上；      消化温度：80℃以上；      消化时间：6h；      蒸汽压力：0.8MPa；     蒸汽温度：170℃以上。        生产的成品砖强度高，色泽美观。经检测，其抗压强度为18～21MPa，抗折强度为3.7～5.5MPa，抗冻性能良好（17次冻融合格），其他物理学性能全部，满足使用要求，测定结果为国标150号砖，比普通黏土砖标号要高，可在一般工业与民用建筑中广泛使用。       目前，银山铅锌矿已建成一个生产1000万块的尾矿砖厂，每年可消耗尾矿3万t，且产品质量好，用户满意，销路广，估计年产值160万元，利税17万元。

铁矿石的选矿和制球团工艺：我国铁矿由于贫矿多(占总储量的97.5%)和伴(共)生有其他组分的综合矿多(占总储量的1/3)，所以在冶炼前绝大部分需要进行选矿处理。 1996年全国入选铁矿石21497万t，占全国产铁矿石原矿25228万t的85.2%。入选铁矿石生产铁精矿粉8585.7万t，其中重点选矿厂处理原矿10961万t，生产铁精矿粉4158万t，占全国铁精矿粉产量的48.4%。 一)矿石破碎 我国选矿厂一般采用粗破、中破和细破三段破碎流程破碎铁矿石。粗破多用1.2m或1.5m旋回式破碎机，中破使用2.1m或2.2m标准型圆锥式破石机，细破采用2.1m或2.2m短头型圆锥式破碎机。通过粗破的矿石，其块度不大于1m，然后经过中、细破碎，筛分成矿石粒度小于12mm的最终产品送磨矿槽。 二)磨矿工艺 我国铁矿磨矿工艺，大多数采用两段磨矿流程，中小型选矿厂多采用一段磨矿流程。由于采用细筛再磨新工艺，近年来一些选矿厂已由两段磨矿改为三段磨矿。采用的磨矿设备一般比较小，最大球磨机3.6m×6m，最大棒磨机3.2m×4.5m，最大自磨机5.5m×1.8m，砾磨机2.7m×3.6m。 磨矿后的分级基本上使用的是螺旋分级机。为了提高效率，部分选矿厂用水力旋流器取代二次螺旋分级机。 (三)选别技术 1.磁铁矿选矿 主要用来选别低品位的“鞍山式”磁铁矿。由于矿石磁性强、好磨好选，国内磁选厂均采用阶段磨矿和多阶段磨矿流程，对于粗粒嵌布的磁铁矿采用前者(一段磨矿)，细粒、微细粒嵌布的磁铁矿采用后者(二段或三段磨矿)。我国自己研制的系列化的永磁化，使磁选机实现了永磁化。70年代以后，由于在全国磁铁矿选矿厂推广了细筛再磨新技术，使精矿品位由62%提高到了66%左右，实现了冶金工业部提出精矿品位达到65%的要求。 (四)烧结球团技术 烧结技术是我国人造富矿的主要手段。1996年共生产人造富矿16095.6万t，其中重点企业9485.9万t，占58.9%，地方国营企业6133.7万t，占38.1%。 我国在细精矿烧结的技术上已达到相当水平。鞍钢早在50年代初就在烧结机上成功地把酸性烧结矿制作方法改为碱性烧结矿制作方法，在世界上第一个用消石灰或生石灰作熔剂解决了细精矿烧结问题。 烧结球团的装备水平也有所提高，全国共有烧结机419台，总面积15522m2，其中：130m2级以上的烧结机有22台，合计面积4107m2;24～129m2的烧结机197台，合计面积9387m2;小于24m2的烧结机200台，合计面积2028m2。1994年2月24日在马鞍山钢铁厂投产的300m2烧结机，是我国除宝钢外自行设计、制造和建设的规模最大的现代化烧结机。 全国1995年烧结的主要技术经济指标为：利用系数1.36t/(m2·h)，烧结矿品位53.00%，烧结机日历作业率80.94%，烧结矿合格率为84.92%，工人劳动生产率为2170t/(h·a)。

该矿钼矿石为石英脉型辉钼矿床，主要为花岗斑岩和安山玢岩结构。有用矿物为辉钼矿，主要伴生矿物有磁铁矿、黄铁矿和钛铁矿等；脉石矿物主要有石英、长石、云母、绿泥石等；矿石中的辉钼矿嵌布粒度细，与脉石矿物关系密切，容易被包裹其中，分离难度大；另外矿石含有大量的黄铁矿，极易和精矿同时浮出，也增加了分选难度。因此该矿石为难选辉钼矿。     该矿现有1座处理能力2000t/d选厂，粗选部分包括原来老厂的800t/d和扩建的1200t/d两个系统。800t、1200t粗磨粗选系列的粗精矿混合后，进入分级再磨和精选系统，粗精矿经过一段再磨，9次精选，1次扫选，最终钼粗矿品位可以达到45.00%左右，精选回收率73%左右。该系统存在的主要问题是：①作业环节复杂、精选次数多、流程过长，不利于系统稳定；②浮选效率较低（钼精矿品位45%左右）且不够稳定。为提高钼精矿的品位及精选环节的作业回收率，该矿委托中国矿业大学在2000t/d选矿厂进行了浮选柱精选增工业分流试验，取得了满意的分选效果。     精选半工业分流试验的入料为粗精矿经水旋流器分级后的溢流，经过3次柱式精选获得最终精矿产品。浮选柱精选系统半工业分流流程见图1，试验结果见表1。图1  旋流-静态微泡柱分选原理 表1  浮选柱精选分流试验结果  %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 5 6 平均8.51 7.24 5.36 5.88 6.43 4.74 6.3652.61 53.06 50.23 51.65 53.87 49.59 51.840.672 0.613 0.557 0.542 0.571 0.539 0.58293.30 92.60 90.61 91.75 92.10 89.60 91.889.32 7.15 6.42 5.76 7.47 5.61 6.9648.07 46.38 45.43 45.89 46.96 45.35 46.351.658 1.620 1.451 1.479 1.502 0.951 1.44485.15 80.14 79.95 76.80 82.53 84.83 81.80     从表1看出，用柱式3次精选，可以使钼精矿品位提高到51.84%，比浮选机9次精选、1次扫选的精矿高5.49个百分点。根据钼矿国家标准，可以提高钼精矿产品档次；回收率提高到了91.88%，比浮选机流程回收率提高了 10.08个百分点。     上述数据结果体现出了柱式分选对该类钼矿石分选方面比浮选机流程具有明显的优势。

金矿制样流程图

据悉，较近，美国普度大学的研究人员开宣布一种运用铝镓合金加水制作的新工艺。这项技能具有广泛的动力潜在用处，包含为轿车供给质料、潜水艇供给燃料等等。 　　该技能经过向铝镓合金注水方式出产。铝镓合金与水发作反响后，铝把水分化，带走氧气释放出。现在研究员现已开宣布一项制作铝镓合金微粒的新工艺，这样就能够把组成微粒放到水箱中发作反响，然后发作需求的量。 　　合金中的镓是要害成分，由于铝和氧结合后在铝的表面构成一层氧化铝膜，而镓能阻挠这个膜的构成，使反响继续下去，直到一切的铝都被用来发作。专家以为，运用此项技能制氢，将战胜氢贮存和运送两大妨碍，因而具有广泛的运用远景。收回质料降低本钱 　　铝镓合金与水反响，铝变成氧化铝，废氧化铝可收回再处理成铝。再生铝要比挖掘铝土矿出产铝廉价得多。研究人员发现，运用标准工业技能设备收回氧化铝的本钱远低于原先的估量，将纯氧化铝收回成铝的本钱为每公斤44美分，这与汽油比较极具竞争力。 　　例如，一辆装备标准内燃发动机的中型轿车跑完350英里的旅程，假如运用汽油，将花费66美元（汽油报价以0.73美元/升计），而运用铝镓合金反响器时，则只需花费70美元。假如在运用铝镓合金反响器时，再装备一个50%效能的燃料电池，其本钱能够下降到28美元。 　　合金中的镓是慵懒金属，这意味着它也能够被收回和重复运用。这一点特别重要，由于现在镓比铝要贵得多。此外，在用铝土矿出产铝的一起，镓一般作为废弃物被浪费了，因而低本钱的镓能够作为铝土矿废品来购买。反响进程能够运用低纯度的镓，低纯度镓的本钱要比用于电子职业的高纯度的镓低好多倍。 　　别的，改动合金制成工艺可使合金中的金属成分的份额发作改动，也可大大降低本钱。研究人员发现，经过缓慢冷却熔体合金而制成的颗粒中，含有80%的铝和20%的镓，而原先运用快速冷却的办法制成的颗粒中铝和镓的份额简直正好相反。这种颗粒在枯燥的空气中具有很好的稳定性，能和水快速反响发作氢。用这样的合金颗粒分化水，具有很好的商业可行性。 　　按此工艺，美国现存的铝可发作100亿瓦的能量，能满意美国35年的电力需求。假如运用报价低于22美元/公斤的不纯镓来制氢，已知镓的储量也满足10亿辆轿车的工作需求。简洁环保运用广泛 　　依照美国动力部拟定的开展代替燃料方案要求，2010年，燃料电池轿车的储氢设备要到达以下目标：氢与储氢设备的分量比（氢密度）到达6%。假定反响发作的水有50%被收回后再循环参加反响，这种新合金设备就将具有大于6%的氢密度，完全符合美国动力部的上述目标要求。 　　新的制氢技能使人们有或许制作一种无污染怠速工作的柴油货车。一般，货车司机在交货或泊车时常常要坚持发动机工作，以给空调体系供给电力，但这种怠速空转会形成严峻的空气污染。研究人员方案将货车规划成在行进时运用柴油作燃料，而在泊车时则运用氢作为燃料。燃氢发动机或运用氢为动力的燃料电池排出的废物仅仅水，这样就能够处理柴油货车空转形成的污染问题。 　　该技能还十分适用于潜艇，由于它不排放有毒气体，可用于密闭空间，然后不会危害艇员的健康。将该技能运用于海事作业的另一个优点是，你不需求去吊水。 　　一个正在迅速开展的商场是运用氢来驱动的应急便携式发电机，这种发电机有或许在一两年内问世。其它潜在的运用还包含草坪割草机和个人电动车辆，如高尔夫球车、电动轮椅等。专家猜测，在未来三四年内，高尔夫球车将装有铝镓合金反响器，用户只需加水就可发作氢，用燃氢发动机来驱动高尔夫球车。

强磁-浮选工艺选锰矿：目前采用强磁-浮选工艺仅有遵义锰矿。该矿是以碳酸锰矿为主的低锰、低磷、高铁锰矿。据工业试验，磨矿流程采用棒磨-球磨阶段磨矿，设备规模均为φ２１００mm×３０００mm湿式磨矿机。强磁选采用shp-２０００型强磁机，浮选机主要用CHF型充气式浮选机。经过多年生产的考验，性能良好，很适合于遵义锰选矿应用。强磁-浮选工艺流程试验成功并在生产中得到应用，标志着我国锰矿的深选已经向前迈进了一大步。

矿物通过各种方法荷电后，在电场中进行分选，主要是由于矿粒所受各种电力和机械力不同，从而产生的运动轨迹也不同，使之能彼此分开。电选过程的理论主要涉及三方面的问题：第一是产生适合电选要求的电场；第二是如何使矿粒获得一定量的电荷；第三是获得电荷后受到各种电力及机械力并使之配合好而达到分选。   （一）电场    电选实践中用得最为广泛的是高压电晕电场及静电场，且绝大部分是非均匀电场，而鼓筒式电选机又是使用最为普遍且具有代表性的一种。    A  影响电晕放电的因素    电晕放电是一种自持放电，电选要求稳定地放电，即不随时间而变化的直流放电，负电极使用最广泛。这种放电是粟用直径很小而曲率又很大的电晕极，使之带高压负电或正电，另一极则为接地极，它与带电极相反，其直径很大而曲率很小。正负极距离(称之为极距)很小,常为60～70毫米，这样配合后，很容易产生电晕放电。现在世界各国广泛使用的鼓筒式电选机，其电晕丝的直径仅仅只有,0.2～0.5毫米，而鼓简直径却达250～350毫米，两者直径之比为1:1250或1:1750,显然两者之差极大，如接地极为平面极时，则相差更大。    从选矿的角度来说，要求这种持续放电稳定可靠，即靠近鼓筒或各种接地极之空间产生稳定的空间体电荷，切忌产生火花放电。这主要是由于火花放电时使空间体电荷紊乱，实际中也反复证明，产生火花放电时，选矿指标一定要下降。电晕放电时，其最为突出的影响因素有电源电压、极距以及空气湿度。    电压：在相同条件下，电压越高，在接地极（鼓筒面或平面）上的电晕电流也越大，其关系曲线如图1所示。 [next]     极距：极距也是严重影响电晕放电电流的重要因素，在相同的电压下，极距越小，电流越大，亦即电流随极距的增加而减小，其关系曲线如图2所示。    电选时并不能采用太小的极距，虽然它容易产生电晕放电，但一俟电源电压不稳定及给矿中含有少量铁质时，则极易产生火花放电，以致破坏正常的电选。生产中常采用60～70毫米极距，实验室则常用50毫米的。    空气湿度：空气湿度也是影响电晕放电的因素，在相同的电压下，空气湿度越大，电流越小，这主要是湿度增加，空气分子不易为电子所电离之故。    图3是不同空气湿度时，电压与电流的关系曲线。    电晕放电时，在电极表面产生浅紫色的光辉，像露水珠一样，同时放出臭氧，并发出像漏气样的丝丝响声，从毫安或微安    表上可读出电晕电流的大小，或者还可从鼓筒表面上测出电晕电流的分布。总之，电压越高，这些现象和情况则越为明显。[next]    B  电晕放电电场的计算    电选中电晕电场的计算是比较复杂的，且无准确的公式可用，这是由于极距很小，同时涉及影响放电的因素比较多，目前只有标准的圆筒形，即带电电极正好在圆筒的中心这种形式；另一种是电晕极与平面极配合的形式可计算，其他形式则无法计算。    a  圆筒形电场强度及放电电流的计算    此种形式的起始电晕放电电场强度的计算，可采用下述简单计算法。    式中  E———电场强度KV/m;          r0———电晕放电电极半径,m;          I———线电流密度,mA/m;          K———离子迁移率,m2/V•s.    圆筒形中电晕极放电电流的计算：    式中  R———圆筒内径,m;          u———加于圆筒中心电晕极电压,Kv;          uk———电晕放电起始电压,Kv.    b  平面极与电晕极的电场强度及放电电流的计算    此种形式乃放电电极为尖削极或丝极，接地极为平面极，电场强度的计算公式为：    式中  χ———距电晕极中心距离,m;          ι———为两极之间的距离,m;    其他符号同前。

平面极与电晕极配合时,电流I的计算公式为    上述各种公式中，除圆筒形的计算符合实际外，其余都属于一些经验公式，而常用电选机的场强及电流是难以算出的，故都采用测定的方法来确定。    C  探极法测定电场强度    探极法是在待测的点上引入一探测电极，其电源乃另外一高压电源，当改变加到探测电极上的高压电压时，则探测电极上的电流就会改变，作出此探测电极的伏安特性曲线后，并将此曲线的直线部分延长而使之与横坐标相交，此交点的电位值，即为测点的电位。图5即为探极法的伏安特性曲线。求出电压后，即可由前述公式计算出场强。[next]    D  电晕电流的测定    电晕极对接地极放电，必然在鼓面上或平面极以及其他形式的接地极上产生微电流，此种电流的大小、分布状态则与电选实际有着很重要的关系。因为它关系着矿粒在此区域内荷电量的多少，在这种极距很小的状态下，根本无法算出，只有靠测定的方法来解决。    测定的方法是在接地极的表面贴上一铜箔，并使之与接地极绝缘，再将此箔片与微安电流表相连接，然后使电晕极带高压电，则从电极发出的电子会落到铜箔上而反映在电流表上，读出此电流之大小，即为该鼓面或平面上该点电流之大小，再转动接地极，则可测出这根或几根电晕极对地极的整个分布曲线、如此类推，则可测出各种电极结构形式的电流分布曲线% 其简单线路如图6所示。    在按地极表面所反映出电流的大小及分布，与电极间的电压、极距、电极结构形式、空气湿度，采用电晕极直径的大小等，都密切相关。电压相同，小极距的电晕电流大，反之则小；同一极距，电压越高，电晕电流越大，反之则小。电压越高，电晕电流在鼓面上的分布范围也越大。图7为极距相同，电压不同，一根电晕极放电时，电晕电流在鼓面上的分布曲线。 [next]     显然20千伏时的电流比12千伏的电流要高出好几倍(中心最高点),而作用区域也明显地增大一些，电压越高，这种情况更为突出。    电极结构不同，则在相同电压和相同极距时，其在接地极表面上的电晕电流分布也大不相同。图8为两种不同形式的电极结构所测出的曲线。上图之A种电极结构由于有静电极，电晕电流(鼓面)减弱,B种电极结构则使电晕电场作用区域减小，这些对我们测定一个电极是否合理适用，有重要意义。

（二）矿粒在电晕电场中获得的电荷    球形矿粒在电晕电场中所获得的电荷，通常以下式表示：    式中  r———矿粒半径，          ε0———空气介电常数,F/m,          e———离子电荷，等于1.6×10-19C;          n———电晕电场内离子浓度，即每m3离子数；          K———离子迁移率,m2/V•s,在1个标准大气压时,K为1～2×104m2/V•s，相当于15～                 30m2/s          t———放电时间,s。    如采用电场中离子浓度n=1014离子数/米3，从上述公式，令t=10-3，10-2及10-1秒，则可求得矿粒相应的荷电量为极大值Qmax的6%，45%及90%。    矿粒在电晕场中荷电达到极大电荷值Qmax所需的时间关系。    对小于2毫米至0.1毫米的粗粒矿物，要求在电晕场中能荷以较大的电荷值(Qmax)(至少为50%Qmax),这是由于矿粒比较大，在鼓筒式电选机上所受的离心力及重力分力也大，特别是对非导体矿粒而言，则尤为重要，如不从电晕场中吸附较多的电荷以及由此而产生较大的镜面吸力，则必然由于离心力及重力过大而混入导体产品中，影响分选效果；但对导体而言，则不受影响，因为只要能及早地将吸附之电荷通过接地极而传走。    对小于0.1毫米的矿粒而言，由于其粒度小，质量也小，在同等荷电条件下，则比表面电荷大，但如果在鼓筒式电选机的同等转速下(与粗粒相等),则其离心力几乎要小1000倍,如果像分选粗粒一样,也荷以很大的电量，则产生的镜面吸力会更大，这对导体矿粒而言，必然会带来相反的结果，特别是细粒(小于0.1毫米)的分子间的作用力很大，则会极难从细粒群中分出，因此分选细粒要求的荷电量远远比粗粒要小得多，即荷电的时间也要短一些。    根据上述粗粒和细粒的性质和特点,特别是要求荷电量的不同,为此必须采用不同的电极结构以适应于上述情况。此外还必须在操作条件上有明显的不同，主要是电压及产生离心力的转速上，粗粒要求电压高,转速小,细粒要求电压低，转速高。[next]   （三）矿粒在电场中所受到的各种电力和机械力的作用    矿粒在电晕场中获得电荷后,同时受到各种电力和机械力的作用，导体与非导体的运动轨迹不同,从而得以分开。由于鼓筒式电选机具有典型性且广泛为各国使用，故仍以此说明。图9为矿粒在鼓筒不同位置上所受各种电力和机械力的图形。    A  库仑力F1    矿粒在电场中获得电荷后，立即受到库仑力的作用，如果是导体矿粒在高压静电场中受到感应后而带电，同样受到库仑力的作用。库仑力用下式表示：                      F1=QE                      (8)    式中  F1———作用干矿粒上的库仑力,N;          Q———矿粒在电场中所获得的电荷,C;          E———电场强度,V/m或kV/m..    对导体矿粒而言，为静电极对它的吸引力，其方向乃朝着带电电极；对非导体而言，则为斥力，方向乃朝向接地极，恰与导体相反。    B  镜面吸力F2    镜面吸力是矿粒在电晕电场中吸附电荷后，由此而与鼓面感应产生的电力，以下式表示：    式中  Q(R)———矿粒剩余电荷,C;          r———矿粒中心与接地极之间的距离,m.    镜面吸力是使导体与非导体分开最为重要的电力，矿粒在电晕场中吸附电荷后，除去经接地极(转鼓)传走少部分外，绝大部分电荷则与鼓筒之表面相对应位置感应而产生吸引力，此感应电荷与剩余电荷大小相等，而符号相反；导体矿粒之电荷剩余极少或等于零，而非导体则几乎不能传走，故紧吸于鼓面，方向朝向鼓面。[next]    C  非均匀电场的作用力F3    此力又称之为有质动力，其大小以下式表之：    式中  r———矿粒半径,m;          ε0, εa———分别表示真空及空气的介电常数,F/m;          εd———介质的介电常数；          εm———矿粒的介电常数,F/m;          E———电场强度；          gradE———电场梯度。    当εm＜εd时,矿粒被排斥到较弱的电场中，反之当εm＞εd时，则矿粒被吸向电场强度大的区域。由于电选均在空气中进行，因此εd=1,则上式10可写成    电场强度及梯度愈大,F3愈大;愈靠近电晕极则gradE愈大，根据测定，愈靠近接地极，梯度很小，加之分选之粒度本来已很小，则r3更小，两者之乘积就更小，故可忽略不计。为此真正起作用者则为F1及F2两种电力。

该厂在1972年前就生产高品位的赤铁矿精矿，同样采用类似Mabush方法，除了降低SiO2含量外，还有一重要意义是用此法还可降低铁精矿中磷的含量，实践中证明是很有效的，每年产超纯精矿100万吨。    采用鼓筒式高压电选机的选矿工艺流程如图1所示。此外,美国、苏联也都进行了铁矿石精选和直接电选的工艺流程研究，证明此法都能大幅度降低SiO2和磷（P）的含量，得高质量铁精矿。我国也曾进行了类似试验工作,能提高铁精矿品位，降低SiO2含量。图1  瑞典Malmberget电选精选铁矿石流程图

据查询，我国80％左右的岩金矿山选用浮选法选金，产出的精矿多送往有色冶炼厂处理。因为化法提金的日益开展和厂商为进步经济效益，削减精矿运送丢失，近年来产品结构发生了较大的改变，多采纳就地处理（当然也因为选冶之间的对立和计价等问题，迫使矿山就地自行处理）促进浮选工艺有较大开展，在黄金出产中占有适当的重要位置。一般有优先浮选和混合浮选两种工艺。近年来在工艺流程改造和药剂增加准则方面有新的开展，浮选收回率也显着进步。据全国40多个选金厂，浮选工艺目标查询结果表明，硫化矿浮选收回率为90％，少量高达95％～97％;氧化矿收回率为75％左右;单个的到达80％～85％。近年来，浮选工艺流程的改造改造以及科研成果许多，作用显着。 阶段磨浮流程，重-浮联合流程等，是目前我国浮选工艺开展的首要趋势。如湘西金矿选用重-浮联合流程，进行阶段磨矿阶段选别，获得较好目标，收回率进步6％以上；焦家金矿、五龙金矿、文峪金矿、东闯金矿等也获得必定的作用。又如新城金矿，原流程为原矿直接浮选，因为含泥较高（矿石自身含泥高，再加采矿尾砂胶结充填强度不行，带入部分泥砂）使选矿目标接连下降。经考察实验，选用了泥砂分选工艺流程，收回率由93.05％进步到95.01％，精矿档次135g/t进步到140g/t，安稳了出产。金矿因为原矿档次逐年下降，因而使浮选目标下降，经与沈阳黄金学院等单位协作实验研讨选用分支浮选工艺，进步了浮选目标和精矿档次。这一科研成果（于1988年1月黄金总公司通过了技术鉴定），为浮选工艺改造得到了新的启示。当然，浮选法和其他办法相同不是全能的，不行能对一切含金矿石都有用，首要还要考虑矿石性质，在挑选选矿工艺流程时，需进行多方面的证明和实验。 近几年来，为进步分选作用，在选矿设备工艺不断改善的一起，对药剂增加准则和混合用药方面也作了不少改善和研讨，在加药完成自动控制方面也有新的开展。

1、化法提金工艺 化法提金工艺是现代从矿石或精矿中提取金的首要办法。化法提金工艺包含：化浸出、浸出矿浆的洗刷过滤、化液或化矿浆中金的提取和制品的冶炼等几个根本工序。我国黄金矿山现有化厂根本选用两类提金工艺流程，一类是以稠密机进行接连逆流洗刷，用锌粉置换沉积收回金的所谓惯例化法提金工艺流程(CCD法和CCF法)，另一类则是无须过滤洗刷，选用活性炭直接从化矿浆中吸附收回金的无过滤化炭浆工艺流程(CIP法和CIL法)。 惯例化法提金工艺按处理物料的不同又分两种：一种是处理浮选金精矿或处理混、重选尾矿的化厂。另一种是处理泥质氧化矿石，选用全泥拌和化的提金厂。 2、混法提金 混法提金工艺是一种陈旧的提金工艺，既简洁，又经济，适于粗粒单体金的收回。我国不少黄金矿山还沿袭这一办法。跟着黄金出产的开展和科学技术进步，混法提金工艺也不断得到了改善和完善。因为环境保护要求日益严厉，有的矿山取消了混作业，为重选、浮选和化法提金工艺所替代。 在黄金出产中，混法提金工艺仍有其重要的效果，在国内外均有使用实例。混法提金工艺关键在于怎么采纳防护办法，消除毒污染。

从工艺上看，难浸金矿石的生物提取和溶解，从微生物化学作用的本质上看是共同的。前者重视的是氧化一剥露金粒，比较适用以颗粒金为主的矿石。后者重视的是氧化一溶解载金硫化物，既要脱砷、脱铜、又要使微细金与可溶金属别离。因而两者在工艺实践上无根本差异。物料可用原矿石、精矿、尾矿，处理办法可用拌和浸出、堆浸、池浸和就地浸出工艺，但后边三类工艺多数只触及低档次金矿石的收回。 多级细菌氧化可选用槽式细菌氧化法和生物堆浸法等办法进行。前者是把精矿同高浓度细菌悬浮液在必定的稀硫酸溶液中充气拌和的接连进程，即先将悬浮在酸液中的浮选精矿送往榜首槽，待大部分生物氛化后送人第二槽再次充气拌和。在一般情况下，生物氧化设备按三段串联装备，榜首段规格大，后两段规格小。在第二段精矿停留时刻较短。这种装备不仅为硫化矿的细菌分化供给了富余的时刻，并且消除了或许形成金收回率低的矿浆短路 现象。对生物氧化法提金的经济效益影响很大的两个参数为:(1)由细菌分化的硫化矿数量。这一参数决议着需求的氧化量和拌和工作量和金收回率。(2)细菌分化硫化矿藏的速度。这一参数决议着每一段的实践处理才能和所需的段数。 生物堆浸法与其他堆浸法相相似，首要作业包含矿石破碎、垫上筑堆、含菌稀酸液接连喷淋。当矿石档次较低，用选矿法处理不经济时，可考虑用生物堆浸法。 在工艺进程的溶液处理阶段，沉积碱式铁然后排放铁和砷，这有着重要的环境含义。从微生物氧化浸出液中发生的铁砷沉积有满足高的稳定性。 有关拌和浸出(糟浸)技能，现在国际上较老练的工艺有BIOX工艺、BacTech工艺和MINBAC工艺。 BIOX工艺是最早开发成功的工艺，始于20世纪70年代末，现已成为全世界选用最多的难处理精矿细菌氧化技能。该工艺的典型流程为浮选精矿再磨后，给人细菌氧化槽，为确保细菌在单槽内有满足的繁衍时刻，一般将氧化进程分为两段，榜首段为三个并排的氧化槽，第二段为三个串列的氧化槽，其意图是延伸细菌在单槽内的停留时刻，以确保细菌的正常繁衍，一起又不至于形成矿浆的短路。硫的氧化率一般在榜首阶段可达50%-60%，在第二阶段可达70%-90%。为确保细菌有适宜的成长温度，要对矿浆进行冷却，以保持细菌生计及活动所有必要的40℃左右的温度。冷却方法一般用蛇形管水冷却方法。一起，依据矿石含硫量的不同，还应该恰当加人硫酸或石灰，以调整pH值在细菌需求的1 -2范围内，充气量是另一重要的操控要素，充气的意图是为了供给细菌生计所需求的氧气，充气的好坏直接影响细菌的活性。怎么合理地进行充气并确保较高的弥散度，是BIOX工艺的技能要害之一。 BIOX工艺运用的细菌菌株品种是严厉保密的。一般以为，它是由氧化铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌和氧化铁螺旋菌组成的混合物。其混合的份额视矿石的组成成分不同而不同。细菌的最佳工作温度是4090，最佳pH值为1一2,温度超越50℃时细菌活性显着下降乃至逝世。 BaeTech工艺的开发研讨开始于1984年。所用细菌为一种嗜热细菌组成的混合菌簇。这种嗜热菌簇的最佳生计温度为4690，在55℃的温度下可存活3天。因而，选用这种细菌 进行矿藏氧化一般不需求对矿浆进行冷却。1994年投产的澳大利亚Yonanmi金矿选用这种细菌生物氧化的速度有了大幅度进步。现在BacTech又培育了一种愈加耐热的细菌，其耐热温度为45一90`C，最佳生计温度为6090 , BacTech正在尽力将这一细菌投人工业使用。已建成了一座日处理It浮选精矿的半工业试验厂，分别在保加利亚、加纳和前苏联的哈萨克斯坦共和国进行半工业试验。一起计划在哈萨克斯坦Altyn-Tas出资协作兴修一座选用该工艺的细菌氧化厂。 MINBAC法现在已建成了一座It/d的中间试验厂，用于进一步的半工业试验，最近在英美公司部属的ValReefs金矿建成了一座20t/d的氧化厂，选用的细菌为氧化铁硫杆菌和氧化铁螺旋菌。一起，现在已对来自全球的50多种难处理金矿样品进行了小型探索性试验，信任不久的将来会得到更广泛的工业使用。 影响细菌浸金作用的要素许多，首要为:金矿石或金精矿性质、微生物要素、物理化学要素和工艺技能要素等。微生物要素包含菌种挑选及驯化培育，细菌的适应性及有害组分等。物理化学要素首要包含pH值、温度、氧化复原电位、充气量等。工艺技能要素首要包含生产技能中的矿石停留时刻，矿石粒度，矿浆浓度，通气拌和情况以及反应罐规划等都对微生物氧化进程有重要影响，这些要素的最佳挑选有必要依据详细的矿石类型、矿藏组成及外部环境和要求，并通过试验研讨而断定。

D  离心力Fc    在鼓筒式电选机上进行分选时，离心力Fc直接与转鼓的转速有关，这是除电力而外，影响分选效果最为突出的机械力，以下式表示：    式中  Fc———离心力,N;          m———矿粒质量,kg;          V———鼓筒线速度,m/s;          R———鼓筒半径,m.    E  重力Fg                            Fg=mg                         (13)    式中  m———物体(矿物)质量,kg;          g———重力加速度9.8m/s2    矿粒在鼓筒式电选机上分选时，所受到的重力，其径向和切向分力是随转动角度而改变的，如开始给到鼓筒上时，重力方向完全与鼓面垂直，俟转动后，径向和切向分力不断变化，当转到180°时，方向正好与给入时完全相反。    除上述五种力之外，还有分子间的作用力，矿粒与鼓面的摩擦力和空气阻力，但相对于上述各种力来说都很小，可不予考虑，只有分选细粒级时，分子间的作用力则必须要考虑。    根据矿粒在鼓面上所受电力和机械力的情况导电性好的矿粒，其关系式为：                         F1+FC＞F2+Fg                       (14)    故矿粒会在图1.17之AB范围内落下。    导电性差的非导体矿粒，其关系式为：                         F1+F2＞Fc+Fg                       (15)    从而会在CD范围内落下。    导电性中等的中矿，其关系式为：                         Fc+Fg＞F1+F2                        (16)    从而会在BC范围内落下。    分选电压、鼓筒转速及电极结构三者的交互效应是非常显著的，如果电极结构形式确定后，则电压和转速相互影响又非常突出，实质上是上述关系式中的电力F1F2及离心力Fc的问题，即如何选择和配合好的关键问题。[next]   （四）矿粒在自由落下电选机中所受到的各种作用力    除鼓筒式外，此种自由落下式电选机是使用较多的一种电选设备。给矿乃先经接触碰撞和摩擦或则与给矿槽直接摩擦而获得电荷，然后进入此设备中进行分选图10.    如果忽略空气摩擦效应和邻近颗粒间的库仑力的影响，则矿粒只受到电力和重力的作用，则    电力                 Fe=QE                               (17)    重力                Fg=mg                                (18)    符号与单位均同前述。    从上图10可知，矿粒摩擦带电后，由于进入电场后而受到电力而沿X轴向运动；受到重力而沿Y轴下落，故上述两方程可以写成为    式中  t——— -时间,so负号表示下落方向。    且                Q=Σσs                                  (21)    式中  σs———由于摩擦接触带电后在矿粒上的表面电荷密度,C/m2.显然矿粒的初速度和位移为零，由于电力而产生沿X轴线上的移动，将19式积分后得：    在一般情况下，此种电选机的处理粒度为中等粒级，即48～60网目，根据粒度、密度则可求出矿粒的m值,从而可求得Q/m≈9×10-6.库仑/公斤.此种电选机的电场强度E为4×105伏/米，代入22式得                       X=1.8t2                              (24)    落下高度取0.5米已足够，则从24及25可求得X=0.18米.X值乃离中心线(落下时的位置)距离,从而求得整个设备的横向宽度为0.36米左右。故在分选此等粒度时，设备的高为0.5米,宽0.36米,即可满足要求，而分选细粒则应适当改变。

赤泥是氧化铝生产过程产生的最大废弃物，也是氧化铝厂最大的污染源。因生产方法和铝土矿品位的不同，每生产1t氧化铝大约要产生0.5～2.0t的赤泥，以霞石为原料的烧结法厂，每生产lt氧化铝产出的赤泥量多达5.5～7.5t，每吨赤泥还附带3～4m3的含碱废液。随着铝工业的发展和铝矿石品位的降低，赤泥量将越来越大，必须对赤泥再处理加以利用，才能变废为宝减少污染[1]。 据估算，全世界年产赤泥量约为4000万t，我国的赤泥年产量约100万～150万t。目前国内外氧化铝厂大都将赤泥输往堆场，筑坝湿法堆存，且靠自然沉降分离对溶液返回再用。如此大量的赤泥未能得到有效充分的利用，其所带来的社会和经济问题是相当复杂的：①建造赤泥堆场要占用大片土地，使基建投资增加。据俄罗斯资料介绍，仅此一项，使氧化铝生产成本每吨增加2～3卢布；②赤泥中含碱和少量放射性物质，长期堆存，经晒干后造成粉尘飞扬，严重污染大气和环境；③由于风吹雨淋，致使赤泥流人江河湖泊，造成淤塞，毒化水质，直接影响农业和渔业生产。随着社会对环境保护工作的重视，迫切要求氧化铝工业实现无害排放或零排放，使赤泥资源化，并研究其中各有价组分的综合回收利用，是一项具有重要现实意义的课题[2]。 一、赤泥的性质及铁的赋存状态 （一）赤泥的基本性质 赤泥是一种不溶性的残渣，主要由细颗粒的泥和粗颗粒的砂组成，其化学成分因铝土矿产地和氧化铝生产方法的不同而有所差异。大部分从工厂设备排出的赤泥，如以固体重量浓度计，系一种约为2 0％～3 0％的泥浆。母液是以铝酸钠(Na2O·3A12O3·5SiO2·nH2O)苛性纳为主的碱性液体，pH为12～13。赤泥中的固体部分是赤铁矿(32％～48％)、铝硅酸钠(32％～50％)、金红石(5％～8％)、金刚砂(约5％)、石英(约4％)和钛磁铁矿(约2％)等微粒子混合物。 经检测，某拜尔法赤泥的物相组成为：方钠石型含水铝硅酸钠：Na2O·Al2O3·1.7SiO·2.4H20；针铁矿：FeOOH；赤铁矿：Fe2O3；石英：SiO2。其化学组成见表1。（二）赤泥中铁的储存状态 铁在赤泥中主要以Fe2O3为主，含有少量的FeO，前者与后者的比例几乎以9:1的含量出现。这是天然铝土矿中所伴生的黄铁矿(FeS2)氧化水解后形成的胶体Fe(OH)3沉淀物；Fe(OH)2胶体在强碱度和加热条件下性质不稳定，具有转化为针铁矿FeOOH的趋势，在新鲜赤泥中针铁矿与胶体Fe(OH)3可能并存，而Fe则主要以赤铁矿分散在赤泥里，经堆放干燥后，一部分Fe2O3会转变成铁的复合硅酸盐[3]。 二、赤泥中选铁的工艺研究现状 关于从赤泥中选铁工艺的研究，国外如日本、美国、德国等，在20世纪70年代便已着手。针对拜耳赤泥氧化铁含量高的特性，美国很早提出利用赤泥生产铁的方法，并申请了专利。该专利提出用还原焙烧处理赤泥，将赤泥含水率控制在30％以下，再自然蒸发，干赤泥在还原气氛下流态化焙烧，氧化铁转化成磁铁矿，经过磁性分离制成高纯冶金团块。另外，美国Mcdowell Wellman工程公司开发了用圆盘烧结机处理赤泥生产铁的方法，该法将赤泥和煤制团烧结后，用电炉熔炼，铁的回收率高达98％～99％，1t生铁消耗5～8t赤泥[4]。 日本专利提出还原焙烧处理赤泥，将氧化铁转化为磁铁矿，其余部分回收氧化铝[5]。先将赤泥过滤至含水率30％，再进行自然蒸发，然后在流化床中进行焙烧。在流化床中物料用还原气体还原，将氧化铁变成磁化铁。磁性物质经磁性分离，浓缩制成高纯冶金团块。试验中发现，在控制严格的条件下，焙烧赤泥的还原反应可一直进行到，使赤泥中的赤铁矿完全转化为海绵铁，而后进行磁性分离。获得海绵铁制团后，可以直接用于电炉炼钢，比使用磁铁矿更为简便而经济。 俄罗斯、匈牙利、加拿大、西班牙等国对赤泥的性质，及从中选铁的方法也进行了大量的研究工作。匈牙利学者提出氯化焙烧处理赤泥熔渣工艺，该工艺通过还原--氧化两阶段的反应，获得TiO2含量高的炉渣，Al2O3和V2O5也在炉渣中得到富集[6]。 我国对赤泥选铁的研究起步较晚，在20世纪80年代末期才开始。广西冶金研究院以平果铝土矿拜耳法赤泥为原料，以广西煤炭为还原剂进行了直接还原炼铁的研究[7]。该工艺是将拜耳法赤泥和煤混合制团，干燥后进行还原焙烧，最后磁选可制取高品位的海绵铁。 刘万超等[8]以拜耳法赤泥为原料，经直接还原焙烧一磁选回收铁，磁选残渣用于生产建筑材料。该赤泥中的氧化铁含量27.93％，并以赤(褐)铁矿为主要存在状态。在探讨了焙烧温度、焙烧时间、炭粉及添加剂用量等因素对实验结果影响的基础上，得出较理想的焙烧条件。在该条件下，经磨细磁选后所得精矿中，总铁含量89.05％，金属化率96.98％，回收率81.40％，可用作海绵铁。磁选残渣掺入硝石灰经压力成形、蒸汽养护，试件抗压强度可以达到24.10MPa，可用于生产蒸养砖等建材。残渣在蒸养前后主要矿物组成由霞石转化为钙铝黄长石，热力学分析证明了在实验条件下该反应发生的可能性。 高建阳[9]利用赤泥，配入自制添加剂，采用煤基直接还原焙烧-渣铁磁选分离-冷固成型的新工艺流程，研究了拜尔法赤泥煤基直接还原过程中金属铁晶粒长大特性，并着重讨论了添加剂种类、焙烧条件对金属铁晶粒长大特性的影响，生产出优质的海绵铁，产品的金属化率为92.9％，含铁品位为93.7％，铁回收率为94.42％，可作电炉炼钢的半钢原料，为赤泥的综合利用开辟了新途径。 管建红 针对平果铝业公司拜尔法赤泥组分复杂、粒度细的特点，采用了SLon型立环脉动高梯度磁选机回收赤泥中的铁，经小型试验和半工业性试验，获得了含TFe54.70％的铁精矿，回收率为35.36％。所得合格铁精矿可作高炉炼铁原料，为赤泥中铁的回收，寻找到了一条可工业实施的途径。 廖春发等[11]妇采用焦炭作还原剂，确定出焙烧工艺最佳参数：赤泥：焦炭的比值为80:15；还原焙烧温度为1150℃；焙烧时间为1.5h；磁选的磁场强度为0.9kt。能富集得到56.5 ％的铁精矿；其一次回收率达到63.3％，剩下的铁在酸浸后回收。 从实验结果来看，稀有金属在分离渣中得到了进一步的富集，有效的分离了稀土。之后再采用酸浸从分离渣中分离稀有金属，物料的处理量会大大的减少。 姜平国等[12]采用湿法脉动高梯度磁选来回收拜耳法赤泥中的铁矿物。其工艺方法是将含13％三氧化二铁的铝土矿，先低温焙烧，再经拜耳法溶出，赤泥进行磁选，磁选后的铁精矿可作为高炉炼铁的原料。 宫连春[13]阳发明了一种直接利用赤泥制备氧化铁红的方法，具体涉及颜料生产领域，其工艺如图1所示。李亮星[14]等在赤泥经过加入碳酸钠还原焙烧时，在焦炭作还原剂的情况下，对铁的回收率和品位的影响做了研究。实验得到的最佳条件是：赤泥、碳酸钠与焦炭的质量比为5:5:1；还原焙烧温度为1000℃；焙烧时间为60min。 赤泥经过还原焙烧后，磁选得铁精矿，磁选精矿所含杂质极少，主要为单质铁。铁的回收率可以达到80％，品位在70％以上。 三、结语 自氧化铝工业发展起来以后，赤泥的处理与综合利用一直是世界急需解决的难题之一，回收赤泥中的铁更是赤泥综合利用的重要一项。 （一）研究赤泥物相证明，铁在赤泥中是主要以赤铁矿和针铁矿形式存在，前者占到90％以上。同时各矿物多以Fe、Al、Si胶结体形式存在，晶粒微细，结晶极不完整，对铁的分选和提取造成很大的困难。 （二）从热力学和动力学上来说，赤泥中还原铁完全可行。在50～1250℃左右进行还原焙烧，完成晶体结构重整，可使细粒分布的铁铝分离。 （三）同时，赤泥中含铁矿物因受氧化铝原料及生产工艺条件的变化，主要含铁矿物针铁矿和赤铁矿的比例也随之变化。在赤泥物相组成中，赤铁矿含量可由19.0％～33.5 ％之间波动，而针铁矿含量也由16.0％～3.9％之间波动，针铁矿为隐晶或微晶，多与其他矿物胶结，因此针铁矿转化程度会影响到铁的回收效果。 (4) 从高铁赤泥中回收铁工艺技术难度不高，最主要的问题，是在考虑赤泥的化学成分与原铝土矿的成分及氧化铝的生产工艺，针对不同赤泥的特性，要有相对优化的提取工艺，减少资源浪费以及能源消耗，降低回收成本，真正实现经济的可持续发展。在环保和经济两方面，取得赤泥综合利用双赢。 参考文献 [1]王文忠．关于冶金资源综合利用研究的几点思考[J]．中国冶金，1996，(2)：35-37． [2]杨志民．我国氧化铝生产的综合回收与利用[J]．世界有色金属，2002，(2)：35-38． [3]景英仁，景英勤，杨 奇．赤泥的基本性质及其工程特性[J] ．轻金属，2001，(4)：20-23． [4] Luige Piga，Pausto Pochettj， Luisa Stoppa．Recovering metals from red mud generate during A in a production[J] ．Jom，2004，45(11)：54-59． [ 5 ] Xiang   Qinfang，Liang  Xiao  hong，SchiesingerMarkE，etal．Low temperature reduction of ferriciron in red[J]．Light Metals：Proceeding of Session，TMS Annual Meeting Feb 11 Novl5 2000：157-162． [6] Agrawal，K．K．Sahu，B．D． Pandey．Solid waste manage   ment in non-ferrous industries in India[J]．Resources，Conservation and Recycling，2004，42 (2)：400-403． [7]余启名，周美华，李茂康，等．赤泥的综合利用及其环保功能[J]．江西化工，20007，(4)：125-127． [8]刘万超，杨家宽，肖   波．拜耳法赤泥中铁的提取及残渣制备建材[J]．中国有色金属学报，2008，18(1)：187-192． [9]高建阳．采用拜尔法赤泥直接还原海绵铁的研究[J]，济南，2007年全省有色金属学术交流会论文集，2007，210-214． [10]管建红．采用脉动高梯度磁选机回收赤泥中铁的试验研究[J]．江西有色金属，2000，14(4)：1 5～18． [11]廖春发，姜平国，焦芸芬．从赤泥中回收铁的工艺研究[J]．中国矿业，2007，16(2)：93-95． [12]姜平国，王鸿振．从赤泥中回收铁工艺的研究进展[J]．四川有色金属，2005，(2)：23-25． [13]官连春．一种利用赤泥制备氧化铁红的方法[P].CNl01077793，2007-11-28． [14]李亮星，黄茜琳，罗   俊．从赤泥中回收铁的工艺研究[J]．上海有色金属。2009．30(1)．19-21．

一、概述 氧化锰矿的泥化现象一般较严重，有的矿石很容易在机械作用下碎裂泥化，且锰在粗、细粒级中的含量差别较大，因此，在其选别过程中不仅要考虑脱泥，而且要根据矿石性质，避免不必要的机械作用造成对矿石的进一步泥化。在粗、中粒度下进行分选，往往能获得比细磨深选更理想的选别指标，并且工艺流程十分简单，技术经济指标好。这就是近年发展起来的”难选氧化锰矿的粗粒集合体选矿”新工艺。 根据作者多年来的锰矿选矿实践，就难选氧化锰矿选矿中的几个主要问题，进行了初步的论述及探讨。 二、合理提高入选粒度，避免次生矿泥的生产 氧化锰矿特别是松软锰矿极易次生泥化，由于这类氧化锰矿往往嵌布粒度极微细，降低了粒度后，解离度并不一定能得到较大的提高，反而恶化了选别过程。因此，在确定选别方案时，应根据矿石性质，注意保护富锰集合体颗粒，避免机械作用使之碎裂泥化，以致难以回收。 广西木圭松软锰矿的主要锰矿物为偏锰酸矿，脉石矿物主要为石英及粘土矿物。矿石硬度低，体重小，泥化较严重。偏锰酸矿与泥质混在一起，泥质集中于偏锰酸矿的孔隙中，或粘附在锰集合体表面，原矿含水份50%左右。采用常规的破碎磨矿强磁选或浮选，由于上述因素的影响，不仅选别指标不理想，而且不易在工业生产中实现。 根据泥质物与锰集合体粘附不紧密的特点。用自磨碎解法使锰矿物集合体与粘土等脉石矿放物解离，然后通过分级实现富锰集合体与矿泥的分选。采用图1所示的简单流程对木圭松软锰矿4种矿样进行的工业试验指标见表1。图1  自磨碎解洗选工艺流程 表1  4种矿样自磨碎解洗选综合精矿指标  %注：Ag的单位为g∕t 该工艺不需破碎，仅通过自磨碎解－洗选分级即获得了较理想的工业试验指标。对这种性质的矿石采用此工艺，不仅流程简单，生产成本低，而且合理可靠。 福建龙岩黄斜氧化锰矿，也为一结构松散、极易泥化的矿石。原矿仅经搅拌器搅拌后的筛析结果见表2。 表2  原矿经机械强搅拌后筛析结果    %结果表明：粗粒级含锰高，细粒级含锰低。但粗粒级的产率很小，+0.5mm级别的产率只有23.13%，而－38μm的矿泥产率高达46.05%。可见矿石的泥化程度很严重。 通过试验发现，有相当一部分矿泥是由于搅拌、筛分作用产生的。通过降低搅拌强度，可保护锰集合体的粒度，其不同搅拌强度的分级试验铺果见表3。 表3  原矿不同搅拌强度分级试验结果  %试验结果表明：原矿经强搅拌后，+0.5mm级别的产率明显下降，锰品位并没有提高，而－0.5mm级别的产率和锰品位均得到了较大的提高。同时还说明，原矿轻搅拌，可起到保护粗粒集合体，避免矿石泥化的作用，同时又可使矿石分散。 采用图2所示流程，在精矿品位均为36%左右时，轻搅拌工艺比强搅拌工艺的精矿回收率高出7%，达72%左右。其选矿连续扩大试验结果见表4。 表4  扩大试驻指标    %图2  小试工艺流程 连续扩大试验结果表明：其综合选别指标比小试还好。这是因为大批原矿的轻（人工）搅拌和机械分级，其对矿石的机械破坏作用更小，分级效率低，使得粗粒级产率明显增加，这有利于精矿回收率的提高，但对精矿品位有影响。 三、利用分级工艺以简化选别流程 广西木圭松软锰矿的自磨碎解－洗选分级及黄斜锰矿的洗选分级－强磁选工艺均采用了分级作业作为选别过程。对于木圭松软锰矿，由于矿石中含单体粗粒脉石极少，矿石经自磨碎解－洗选分级后，即获得了最终精矿。将此洗选分级的粗粒精矿在广西八一锰矿的801、CS－1工业型粗、中粒强磁选机上进行精选工业试验，其精矿品位仅能再提高1%～2%，而作业回收率降低20%～25%。可见这类矿石的精矿品位的高低，除与选别工艺有关外，还与集合体本身的含锰高低有很大关系。对于这种矿石利用分级作为选别过程，其选矿综合指标不比强磁选差，并且可大大节省投资，简化流程。 黄斜锰矿的分级作业，对感应辊强磁选作业起到了粗选作用，对整个工艺来说，还起到改善选别环境的作用。因为不分级，直接入感应辊强磁选，仅能达到产率38.54%，锰品位29.11%，回收率51.58%的精矿指标。 对精、尾矿进行粒度分级结果见表5。 表5  精、尾矿分级试验结果    %结果表明：精矿锰品位不高的原因是大量低品位矿泥的带入，而回收率不高，主要是细粒级没有得到有效回收，而且还有部分较粗的富锰集合体损失在尾矿中。而采用分级工艺，其7～0.5mm级别的锰品位可从原矿21.80%提高到31.79%，再经感应辊精选，精矿含锰高达41.29%，作业回收率达95%左右。尾矿含锰仅6%～7%，而细粒级经细粒强磁设备－仿琼斯强磁机一次选别后，也可获得含锰大于30%的精矿。由此可见，分级工艺在其中起到了分级和粗选的双重作用。 广西隆安凤凰山银锰矿，原矿含锰仅7%左右，含银较高，选240g/t。矿石泥化严重，脉石主要为硅铝酸盐矿物。 采用图3所示的简单工艺，即获得了精矿1：产率12.91%，锰品位40.27%，回收率74.36%；精矿2：产率6.48%，锰品位25.15%，回收率23.28%的理想指标，精矿1和精矿2还分别获得含银1156g/t，1080g/t，银的总回收率达91.72%。图3  隆安银锰矿选别流程 感应辊磁选精矿筛析结果见表6。结果表明，以0.15mm为分离粒度，对精矿分级脱泥，可提高精矿锰品位10%，作业回收率达97%以上，并且银在锰精矿中也得到了进一步的富集。在此分级工艺起到了十分有效的精选作用。 表6  感应辊磁选精矿筛析结果    %注：*银的单位为g∕t 高银锰精矿用于冶炼富锰渣，可获得粗银合金，从而回收了银。 四、结语 通过对几种难选贫氧化锰矿选别特征的描述，可归纳为如下特点： （一）对含泥严重，结构松散的氧化锰矿，一般粗粒级含锰高，细粒级含锰低，应根据这一特点，进行粗粒锰集合体选矿。在选别过程中应尽量避免破碎、强搅拌、强擦洗等机械作用造成的对锰集合体的破坏； （二）分级工艺在氧化锰矿的选矿中，常可起到其它重、磁选设备难以获得的理想分选指标； （三）合理的粗粒集合体选矿工艺，可使泥化严重的难选贫氧化锰矿的选矿问题简单化。它具有流程简单，投资少，易操作，指标先进，工业上易实现等许多优点。目前我国许多氧化锰选厂都采用“粗粒集合体选矿”的原则工艺方案。