世界铅精矿的生产
2018-12-10 09:46:12
1970-2009年,世界铅精矿长期增长率为0.3%,2000-2009年年均递增2.2%,2009年为385.1万吨。西方国家铅精矿产量长期处于下降趋势,中国是世界铅精矿增长的主要力量。 世界铅精矿的主要生产国有中国、澳大利亚、美国、秘鲁和墨西哥,2009年上述国家铅精矿产量在世界总产量中占到77%。
世界主要铅精矿生产企业有道朗公司(Doe Run)、必和必拓(BHP Billiton)、超达(Xstrata)、泰克资源公司(Teck Resources)等。2009年,世界前10家生产企业铅精矿产量在世界总产量中占到33.6%。世界主要铅矿山有美国的韦伯纳姆矿(Viburnum)铅锌矿、澳大利亚的坎宁顿(Cannington) 银铅锌矿和伊萨山(MountIsa) 铅锌矿、加拿大的红狗铅锌矿(Red Dog)等。2009年,世界前10大矿山的铅精矿产量在世界总产量中占到26.9%。
世界精铅的生产
世界精铅生产主要集中在亚洲、欧洲和美洲三大地区,2009年,这三大地区的精铅产量达到847.8万吨,占全球总产量的96.1%;其中亚洲占比达到55.5%。
二十世纪八十年代以前,世界精铅产量在西方产量的增长推动下上扬。1960-1980年间,世界精铅产量的年度增幅为2.7%,其中西方国家精铅产量增幅达到2.6%。九十年代以后,中国铅冶炼产能的迅速扩张,引导中国精铅产量迅猛增长,成为世界精铅产量增长的主力军; 同期,西方国家精铅产量维持在500万吨下方。1990-2009年间,世界精铅产量年度增幅为2.5%,其中西方国家的产量增幅仅为0.2%,而中国达到了13.5%。
亚洲在精铅生产方面与美洲、欧洲明显不同,前者以原生铅为主,而后两者以再生铅为主。2009年,亚洲再生铅产量占其总产量的比例为41.2%,低于世界平均水平的56.4%,欧洲、美洲再生铅产量在总产量中所占比重分别高达76.4%和81.2%。
分国别来看,精铅生产主要集中在中国和美国,2009年上述两国精铅产量为494.5万吨,占全球总量的56.1%。但两国的生产方式截然不同,中国以原生铅为主,美国以再生铅为主。2009年中国精铅产量为370.8万吨,其中再生铅为123.3万吨,所占比重为33.2%。美国2009年精铅产量为123.7万吨,其中再生铅所占比重高达91.4%。 (miki)
铅精矿价格
2017-06-06 17:49:58
铅精矿价格是很多铅精矿企业关注的重点。 2010年7月12日讯,现货铅精矿价格今报14700-14900元/吨,上涨50元/吨。美股与欧元的反弹给伦敦金属市场带来不少乐观情绪,伦铅连续7日持稳,涨势虽微,但昨日已收高至1800美元以上。国内现货市场买气回温,部分贸易商报价持平,另一些贸易商则适当调高50元/吨左右出货。伦铅小幅攀升,但国内铅精矿价格上行压力较大,下游主动接货意愿依然较低,云南铅寡淡交投于14700-14750;品牌铅在14800。隔夜伦铅以1755开盘,最高1805美元/吨,最低1754,截至收盘报1775美元/吨,涨1%。LME总持仓96551手,增加290手。LME库存减少275吨,昨日报18.93万吨。 现货市场某铅贸易商说:“因为最近希望能多出点货,我们铅精矿价格还是持平在14700元/吨,和昨天一样。最近云南铅、金沙铅都有在出,每逢周末,成交量基本都会多少增加一些,今天出了170吨左右,还算不错。”但也有贸易商告诉我们:“前一阵我们这里的成交情况很好,很多老客户都选择了那时来采购。也许正因如此,这几天的成交量就减少了不少。今天云南铅铅精矿价格14750元/吨,也有一些厂家认为价格高了点,选择持币观望。” 宏观面:美国供应管理协会(ISM)周二公布,6月非制造业指数为53.8,预估为55.0,5月为55.4,数据令人失望,尽管读数在50以上。美国近日公布的经济数据表现疲弱明显拖累美元走势,昨日美元兑欧元下跌 至 6 周低点,美元兑日元也下跌至 7 个月以来的低点。美元走弱支持基本金属大幅反弹,但毕竟投资人担心全球经济增长前景,在需求没有好转,精铅仍供应过剩的背景下,伦铅最终冲高回落。 中国目前是全球第一大铅生产国,国内2009年达到273.5万吨,占全球产量约34%;此外,中国也是出口大国,2009年精炼铅出口量高达537092吨,同比增长18%。分析师则认为,国内铅精矿短缺量并不大,只是冶炼/精炼阶段存在盈利性瓶颈;减产只能在近期内使市场短缺。目前国内铅精矿供应明显增长。根据国家统计局提供的数据,国内前5个月精炼铅产量为109.27万吨,同比增长6.7%,5月份产量同比增长14.6%,铅精矿产量为28.45万吨,同比增长10.1%,5月份同比增长22.2%。 更多关于铅精矿价格的资讯,请登录上海有色网查询。
铅精矿价格
2017-06-06 17:49:53
由于目前铅精矿被广泛地运用在各行各业,所以铅精矿价格也备受业内人士的关注。我们上海有色网是一家关于有色金属方面资讯的网站,我们希望您在关注铅精矿价格的同时也能多去我们的网站了解相关铅精矿价格的信息。铅是人类从铅锌矿石中提炼出来的较早的金属之一。它是最软的重金属,也是比重大的金属之一,具蓝灰色,硬度1.5,比重11.34,熔点327.4℃,沸点1750℃,展性良好,易与其他金属(如锌、锡、锑、砷等)制成合金。锌从铅锌矿石中提炼出来的金属较晚,是古代7种有色金属(铜、锡、铅、金、银、汞、锌)中最后的一种。锌金属具蓝白色,硬度2.0,熔点419.5℃,沸点911℃,加热至100~150℃时,具有良好压性,压延后比重7.19。锌能与多种有色金属制成合金或含锌合金,其中最主要的是锌与铜、锡、铅等组成的黄铜等,还可与铝、镁、铜等组成压铸合金。 铅精矿用途广泛,用于电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等领域。此外,铅金属在核工业、石油工业等部门也有较多的用途。以上是我们网站为各位用户简单地介绍有关铅精矿价格以及基本信息,希望您还能多多关注我们上海有色网的其他金属,我们能够为您提供最新的实时金属价格。
铅精矿质量标准
2019-01-21 09:41:32
铅精矿质量标准品级Pb质量分子数不小于 %杂质质量分子数不大于 %CuZnAsMgOAl2O3一级品701.240.21.02.0二级品651.550.31.52.5三级品552.060.41.53.0四级品452.570.62.04.0注:铅精矿中金、银为有价元素,应报分析数据;其他类型铅精矿的杂质要求由供需双方商定
铅精矿的化学成分
2018-12-19 09:49:46
铅精矿是由主金属铅(Pb)、硫(S)和伴生元素Zn、Cu、Fe、As、Sb、Bi、Sn、Au、Ag以及脉石氧化物SiO2、CaO、MgO、A12O3等组成。为了保证冶金产品质量和获得较高的生产效率,避免有害杂质的影响,使生产能够顺利进行。
铅冶炼工艺对铅精矿的要求
2018-09-20 09:53:10
1、主金属含量不宜过低,通常要求大于40%。含量过低,对整个铅冶炼工艺来讲,单位物料产出的金属铅量减少,从而降低了生产效率。2、杂质铜含量不宜过高,通常要求小于1.5%。铜过高,烧结块中铜含量会相应升高,在鼓风炉还原熔炼过程中,所产生的锍量增加:一则使溶于锍中的主金属铅损失增加,二则易洗刷鼓风炉水套,缩短了水套使用寿命,并易造成冲炮等安全事故。另外,含铜太高,也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。3、锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点,特别是硫化锌。如含锌过高,则在熔炼时,这些锌的化合物进入熔渣和铅锍,会使它们熔点升高,粘度增大,密度差变小,分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜,严重影响鼓风炉炉况,妨碍熔体分离,故锌含量不宜过高,一般要小于5%。4、砷、锑等杂质含量也有严格的要求,通常要求As+Sb小于1.2%,如过高,则经配料烧结后,在鼓风炉中形成黄渣的量会增加,而且金属铅的流失量会相应增大,更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高;此外在电解精炼过程中,使铅溶解速度变慢,并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率,又影响生产效率。 另外,MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型,故一般要求MgO<2%,Al2O3<4%。
什么是精矿品位?
2018-12-12 09:38:57
矿石经过经济合理的选矿流程选别后,其主要有用组分富集,成为精矿,它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比(如铜、铜、锌等)表示,有的以重量比(如金矿以克/吨)表示。它是反映精矿质量的指标,也是制定选矿工艺流程的一项参数。
冶炼工艺对铅精矿质量的要求
2018-12-19 09:49:46
1)主金属含量不宜过低,通常要求大于40%。含量过低,对整个铅冶炼工艺来讲,单位物料产出的金属铅量减少,从而降低了生产效率。 (2)杂质铜含量不宜过高,通常要求小于1.5%。铜过高,烧结块中铜含量会相应升高,在鼓风炉还原熔炼过程中,所产生的锍量增加:一则使溶于锍中的主金属铅损失增加,二则易洗刷鼓风炉水套,缩短了水套使用寿命,并易造成冲炮等安全事故。另外,含铜太高,也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。 (3)锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点,特别是硫化锌。如含锌过高,则在熔炼时,这些锌的化合物进入熔渣和铅锍,会使它们熔点升高,粘度增大,密度差变小,分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜,严重影响鼓风炉炉况,妨碍熔体分离,故锌含量不宜过高,一般要小于5%。 (4)砷、锑等杂质含量也有严格的要求,通常要求As+Sb小于1.2%,如过高,则经配料烧结后,在鼓风炉中形成黄渣的量会增加,而且金属铅的流失量会相应增大,更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高;此外在电解精炼过程中,使铅溶解速度变慢,并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率,又影响生产效率。 另外,MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型,故一般要求MgO<2%,Al2O3<4%。
铅精矿与富铅渣交互反应的还原熔炼技术
2019-01-07 17:38:09
传统烧结-鼓风炉熔炼工艺中,按硫化铅精矿中硫的质量分数为12%~24%计算,每冶炼1t粗铅有0.6~1.1t的SO2排空。
新的炼铅技术的共同特点是将焙烧与熔炼结合为一个过程,实现铅精矿直接处理,充分利用硫化铅氧化放出的大量热将炉料迅速熔化,产出液态铅和熔渣。直接炼铅仍需要将冶金过程分为氧化和还原两个阶段,在氧化段充分氧化获得低硫铅,在还原段充分还原产出低铅炉渣。本实验探讨熔池熔炼还原段,利用铅精矿和富铅渣之间的交互反应,考察还原段的终渣含铅量、铅回收率(按渣计)、烟气烟尘率、粗铅产率等各工艺指标的影响因素及条件。对其反应机理进行了初步的探讨。
一、试验理论基础
铅精矿和富铅渣之间的主要交互反应如下:
PbS+2PbO→3Pb+SO2(1)
PbS+PbSO4→2Pb+2SO2 (2)
这两个反应在一般高温1000℃时,△G已经很负了。随着温度的升高,△G越来越负,说明从热力学角度来说,交互反应很容易发生。渣中铅化合物的溶化温度低,其熔体的流动牲好,而且与SiO2结合的Pb0挥发性要比纯Pb0小。PbS溶化后流动性大;PbSO4在800℃便开始分解,至950℃以上分解进行的很快。反应式(1)在860℃时的平衡压力达101325Pa;反应式(2)在723℃时的平衡分压为98000Pa。即在较低温度下,两个反应可以剧烈的向右进行。从动力学角度看,熔渣的熔点一般为1200℃左右,试验温度只要能高于渣熔点,则在渣熔融状态下,各种化合物之间接触良好,反应能很好的进行。
二、试验原料及方法
(一)试验原料
本试验所用原料为某厂艾萨炉出来的富铅渣和铅精矿。铅精矿为黑色粉末,粒度小于1mm。化学成分(%):Pb 45.44、Zn 6.46、Fe 8.82、SiO25.34、CaO 1.57、MgO 0.48、Al2O3 1.00、S 17.86、Cu 2.43、Ag 0.266。定性物相分析结果表明:铅精矿主要含PbS、ZnS、FeS、SiO2、FeS2、PbSO4。
富铅渣为浅粉色块状,化学成分(%):Pb53.97、Zn 6.46、Fe 8.64、SiO2 8.31、CaO 3.07、MgO 0.75、Al203 1.78、S 0.17、Cu 0.73、Ag0.0197,堆密度3.05 g/cm3。XRD分析表明:铅物相以PbZnSiO4、PbO、Pb存在。其中PbZnSi04在高温下发生如下反应分解成PbO:
PbZnSiO4→PbO+ZnO+SiO2
故本试验可将富铅渣中的Pb看做以Pb0形式存在,并以此进行配料计算,确定各种料的加入量。
试验所用熔剂为:石灰石(CaO 51.2%,MgO3.17%);石英砂(SiO2 93.83%)。
(二)试验方法
根据可能发生的交互反应方程式,先计算出富铅渣和铅精矿所需的理论量,再以富铅渣与铅精矿中FeO成分含量的总和为渣型选择的计算基础,然后根据选定的渣型计算所需各溶剂的质量。将富铅渣、铅精矿、石灰石、石英砂分别先经破碎,磨细后,再充分混合均匀,加水湿润后制团,最后烘干12h以上。每次称2kg左右的混合料加人高15cm,内径14 cm的碳化硅坩埚中,从电炉底部进料。用一个Pt/Pt-13%Rh型热电偶检测炉内试验样料的温度,通人高纯氩气排除炉内空气并起轻微的搅拌作用;通过调节电炉的程序参数,设定好每次试验反应温度和时间;反应结束后,观察形成的铅渣表面现象,判断是否产生了泡沫渣,再称量铅渣和粗铅,并分析各主要成分含量。由于试验条件有限,未能检测SO2浓度和烟尘率,本试验将烟气烟尘率看做一个技术指标,计算式为:
烟气烟尘率=(加入坩埚的炉料总量-反应后粗铅和铅渣的量)÷加入坩埚的炉料总量
三、试验结果及讨论
(一)渣型对终渣含铅量和烟尘率的影响
炼铅炉渣是个非常复杂的高温熔体体系,它由SiO2、FeO、CaO、MgO、Al2O3、ZnO等多种氧化物组成,并且它们之间可相互结合形成化合物、固熔体、共晶混合物。为了讨论渣型与结晶相的关系,将多元系简化为三元系:FeO-CaO-SiO2。将渣中该三相的成分换算为100%,再查看FeO-CaO-SiO2三元系相图,根据图中渣温度1 100~1 300℃区域,选择试验3个成分含量。A Perillo提供了维斯麦港基夫赛特法炼铅厂的投产与生产指标,炉渣的化学成分:FeO39%,SiO2 38%,CaO 23%。
试验条件:固定温度1250℃,时间5h,配料比1.0。试验编号分别为(1)-FeO 40%,SiO2 35%,CaO 25%;(2)-FeO 37.5%,SiO2 37.5%,CaO25%;(3)-FeO 35%,SiO2 40%,CaO 25%;(4)-FeO 35%,SiO2 37.5%,CaO 27.5%;(5)-FeO35%,SiO2 35%,CaO 30%。
试验结果表明CaO含量保持为25%,相应的SiO2含量减小时,试验(1),(2),(3)的渣含铅分别为3.48%,4.76%,5.87%;烟气烟尘率分别为36.9%,32.6%,28.1%。FeO含量固定为35%时,相应的SiO2含量减小时,试验(3),(4),(5)的渣含铅分别为5.87%,1.41%,3. 86%;烟气烟尘率分别为28.1%,42.25%,35.6%。
根据熔渣结构的离子理论,适当增加碱性氧化物有利降低炉渣黏度。但碱性氧化物过高时可能生成各种高熔点化合物,使炉渣难熔,渣黏度升高。对于FeO-CaO-SiO2三元系炉渣,但CaO含量超过30%时,黏度将随CaO含量的增加而迅速加大。SiO2/Fe过大,黏度高,排放困难,提高Ca0/SiO2,可降低渣的黏度。从试验结果数据可看出:当炉渣组成为FeO 35%、SiO2 37. 5%、CaO 27. 5%时,烟气烟尘率为42.25%,渣含铅1.41%为最低。
(二)配料比对终渣含铅量和烟尘率的影响
渣型FeO 35%,SiO2 37.5%,CaO 27.5%,保温时间定为3h,温度为1250℃的条件下。以100 g富铅渣为计算基础,理论需要消耗铅精矿71.297g,试验中铅精矿用量分别为理论量的0.9、0.95、1.0、1.05、1.1、1.15和1.2倍。
从图1可看出,在其他条件不变的情况下,随配料比增加,渣含铅呈先减小后增大的趋势,在配料比为1.0有最小值;烟气烟尘率呈先增大后减小的趋势,与渣含铅趋势相反,即渣含铅低时则烟气烟尘率高。鉴于两者的矛盾关系,折中取定试验条件,故此后试验定配料比为 1.1,此条件下渣含铅2.61%,烟气烟尘率33.63%,能基本满足工业上对工艺指标的要求。图1 配料比对终渣含铅和烟尘率的影响
(三)反应温度对终渣含铅和烟尘率的影响
为减少烟尘量,必须严格控制炉内温度。如果能抑制铅及化合物的挥发,烟尘中氧化锌含量就会提高,就可以进入氧化锌系统进行处理。从沸点和平衡蒸气压分析,锌的挥发要比铅容易得多。如果试验中还原温度真正控制在1150~1200℃,Pb和PbO的蒸气压都只有1.3~6.7kPa,铅的挥发率不会如此高。
渣型FeO 35%,SiO2 37.5%,CaO 27.5%,保温时间5h,配料比1.1。试验结果见图2。图2 反应温度对降低终渣含铅量,烟气烟尘率的影响
从图2可看出,其它试验条件不变时,渣含铅随温度的升高而降低,在1250℃有最小值,1300℃时反而渣含铅比其高。观察1300℃的试验现象,渣孔(从粗铅到渣表面)多,推测温度较高于渣熔点时,渣熔体流动性大,反应产生的气体更容易从渣孔隙跑出液面,同时使得渣中的铅及其化合物未能很好的沉降分离,所以渣含铅偏高;烟气烟尘率随温度升高而逐渐增大,1300℃时,烟气烟尘率高达48.82%。烟气烟尘率太高,对后续的收尘系统是个负担,会导致生产成本增加,严重时,会造成烟尘积压。综合考虑后选定温度为1250℃。
(四)反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响
渣型FeO 35%,SiO2 37.5%,CaO 27.5%,温度1250℃,配料比1.1。试验结果见图3。图3 反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响
从图3可以看出,随着反应时间的延长,交互反应进行得越彻底,渣、铅分离沉降时间长,分离效果更好,则渣含铅逐渐减少;而烟气烟尘率逐渐增加。反应时间短,能缩短排渣周期时间,能提高床能率。试验时间为3h条件下,渣含铅2.61%,烟气烟尘率33.63%。
(五)反应温度对粗铅产率和渣产率的影响
渣型FeO 35%,SiO2 37.5%,CaO 27.5%,时间3h,配料比1.1。试验结果见图4。图4 反应温度对粗铅产率和渣产率的影响
从图4可看出,随反应温度的升高,各种化合物和金属的挥发量增多,粗铅产率从27.23%降至14.62%,产渣率也逐渐减小。故反应温度不易过高,折中选择1250℃为较好,此条件下,粗铅产率22.76%,产渣率43.61%。
(六)反应时间对粗铅产率和渣产率的影响
固定渣型FeO 35%,SiO2 37.5%,CaO 27.5%,温度1250℃,配料比1.1。反应时间对粗铅产率(占点炉料)和渣产率的影响结果见图5。图5 反应时间对粗铅产率和渣产率的影响
从图5可以看出:(1)随着反应时间的增加,粗铅产率从19.23%升至25.83%。时间长有利于渣铅沉降分离,同时能让其它各种金属化合物有足够时间发生还原反应,再以金属状态进入粗铅;(2)渣产率逐渐减少。时间长,渣中易挥发的化合物及被产出的气体气泡带走的物质则更多的进入烟气烟尘中,增加了收尘负荷。时间为3h时,粗铅产率22.76%,渣产率43.61%。
(七)其它反应效果的比较及分析
不同试验条件下,反应后,其它各成分含量变化不大。粗铅中的铅含量95.01%~96.12%;Ag含量0.28%~0.36%;S含量0.11%~0.19%;铜含量0.31%~0.56%。铅渣其它成分含量:S含量1.89%~2.37%;Zn含量2.47%~6.33%。且呈现渣含铅低,则含Zn亦低的试验现象。推测在相同工艺条件下,原料中铅化合物和锌化合物与其它物质之间发生的反应机理相似,故两者在铅渣和烟尘中呈正比例含量关系。随着反应时间的延长和反应温度的提高,各种化合物逐渐分解,易挥发物更多的进人烟尘,渣中较难挥发物SiO2、FeO、CaO的含量都有稍微增加的趋势。在渣含铅
四、结论
在熔池熔炼还原段采用铅精矿和富铅渣的交互反应可满足工业实践的各项经济技术指标。最优工艺条件:渣型三主要组成含量折算为FeO 35%,SiO2 37.5%,CaO 27.5%,温度1250℃,时间3h,配料比1.1。在此条件下可得到渣含铅2.61%,铅的回收率(以渣计98.21%,脱硫率91.5%,烟气烟尘率33.63%,粗铅产率22.76%,渣产率43.61%。
铅精矿在鼓风炉熔炼之前的准备工作
2018-12-19 09:49:38
铅精矿在被鼓风炉熔炼之前必须把铅精矿在熔炼前进行预备作业即烧结焙烧,其目的:(1)除去铅精矿中的硫,如含砷及锑较多也须将其除去;(2)将细料烧结成块。 因此,在焙烧过程中,除进行氧化反应外,还必须使细料结块。这种同时完成两个任务的焙烧法,称为烧结焙烧或简称为烧结,而呈块状的焙烧产物称为烧结块或烧结矿。当用鼓风炉还原熔炼法处理块状富氧化铅矿时,不需要进行烧结焙烧,只要将矿石破碎至一定的块度,就可送往鼓风炉直接熔炼。如果要进行处理的不是块矿而是细碎的氧化铅精矿,仍须先行烧结或制团,然后才加入鼓风炉熔炼。铅精矿的烧结焙烧是强化的氧化过程,即将炉料装入烧结机中,在强制地鼓入或吸入大量空气的条件下,加热到800-1000℃,使之着火并继续燃烧,其中金属硫化物便发生氧化,生成各种金属氧化物和硫酸盐。
锌粉是怎么生产的?锌粉生产方法介绍
2018-08-13 19:26:17
锌粉是由金属锌制造的,属于锌的一种形式,锌粉在生产生活中都有广泛的用途,尤其在电池、化工、染料、医药、农药,涂料、油漆、保险粉、立德粉、电子以及食品工业等方面。锌粉的价格比锌的价格要低,所以其价格优势使得锌粉的市场需求格外强劲,那么
锌粉
是如何生产的呢?锌粉的生产方法主要有三种,分别是雾化法、、蒸馏冷凝法和电解法。1.雾化法雾化法制造的锌粉颗粒细,活性金属含量高。具体生产方式是将金属锌熔融并过热到约660℃,由高压气体介质将锌液雾化成微细的金属粉末。可以看出,雾化法的生产过程比较简单、好操作、成本不高。雾化法分为常规雾化法和组合雾化法,但常规雾化法生产的锌粉平均粒度较大,细粉产出率较低。而组合物化法,稍微复杂了一点,对于过程的要求也比较严,最终得到的锌粉质量比较高,属于最常用的锌粉生产方法之一。2.蒸馏冷凝法蒸馏冷凝法是将金属锌加热到1000℃以上,挥发出锌蒸气,然后经冷凝获得锌粉的方法,生产的锌粉活性较好,但工艺对原料要求较高。3.电解法电解法生产的锌粉一般比表面积大,活性好,但因环保等方面的原因,目前应用还很少。
什么是铝锭?铝锭是如何生产出来的?
2018-08-10 18:05:32
关于铝锭,大家都听过,但是铝锭的具体内容是什么呢?它又有哪些作用呢?今天就来带大家深入了解一下铝锭!铝锭是指以纯铝及回收铝为原料,依照国际标准或特殊要求添加其他元素,如硅(Si)、铜 (Cu)、镁(Mg)、铁(Fe)等等,改善纯铝在铸造性、化学性及物理性的不足调配出来的合金。在我们日常工业上的原料叫铝锭,按国家标准(GB/T 1196-2008)应叫“重熔用铝锭”,不过大家叫惯了“铝锭”。铝锭进入工业应用之后有两大类:铸造铝合金和变形铝合金。常见的铝锭有哪些?重熔用铝锭--15kg,20kg(≤99.80%Al):T形铝锭--500kg,1000kg(≤99.80%Al):高纯铝锭--l0kg,15kg(99.90%~99.999%Al);铝合金锭--10kg,15kg(Al--Si,Al--Cu,Al--Mg);板锭--500~1000kg(制板用);圆锭--30~60kg(拉丝用)。铝锭是如何生产出来的?铝锭
铸造工艺均采用铝液注入模具中,代冷却成铸坯后取出后,产品好坏的关键在注入过程。铸造过程也即为由液态铝结晶成固态铝的物理过程。铸造铝锭工艺流程大致如下:出铝—扒渣—检斤—配料—装炉—精练—浇铸—重熔用铝锭—成品检查—成品检斤—入库出铝—扒渣—检斤—配料—装炉—精练—浇铸—合金锭—铸造合金锭—成品检查—成品检斤—入库。
电解铅、粗铅、还原铅、再生铅、铅精矿的区别
2018-12-19 09:49:44
1号电解铅 :Pb含量不小于99.994% ;
2号铅: Pb含量不小于99.99%;
粗铅: 硫化铅矿氧化脱硫-去渣-粗铅.粗铅Pb纯度在96%-98%;
还原铅:以废铅做原料,重新回炉冶炼而得,PB含量通常在96%~98%左右,也可做为生产电解铅的原料。 再生铅:蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例,因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。 再生铅主要用火法生产。例如,处理废蓄电池时,通常配以8~15%的碎焦,5~10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂,在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。
铅精矿:矿石经过经济合理的选矿流程选别后,其主要有用组分富集,成为精矿,它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比(如铜、铜、锌等)表示,有的以重量比(如金矿以克/吨)表示。它是反映精矿质量的指标,也是制定选矿工艺流程的一项参数。
电解铅、粗铅、还原铅、再生铅以及铅精矿的区别
2018-10-15 09:42:39
1号电解铅 :Pb含量不小于99.994% ;2号铅: Pb含量不小于99.99%;粗铅: 硫化铅矿氧化脱硫-去渣-粗铅.粗铅Pb纯度在96%-98%;还原铅:以废铅做原料,重新回炉冶炼而得,PB含量通常在96%~98%左右,也可做为生产电解铅的原料。 再生铅:蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例,因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。 再生铅主要用火法生产。例如,处理废蓄电池时,通常配以8~15%的碎焦,5~10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂,在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。铅精矿:矿石经过经济合理的选矿流程选别后,其主要有用组分富集,成为精矿,它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比(如铜、铜、锌等)表示,有的以重量比(如金矿以克/吨)表示。它是反映精矿质量的指标,也是制定选矿工艺流程的一项参数。
57%钼精矿技术研究与生产实践
2019-02-20 11:59:20
含钼大于57%的钼精矿(含MoS2大于95%)首要使用于化工行业,国内外常用湿法冶金提纯,不只本钱高,并且污染环境。金堆城钼业集团有限公司(下称金钼集团)卅亩地选矿厂出产的钼精矿档次已到达52%以上,处于国内领先水平,但与世界商场上档次为54%的钼精矿比较,还有必定的距离。别的,该公司加工二硫化钼粉需求档次为56%的钼精矿,而原有浮选工艺不能满意出产需求,致使二硫化钼产量受限。为了进步金钼集团甚至我国钼选矿技能水平和钼产品竞争能力,进行了用浮选法出产钼档次为57%的钼精矿的工艺研讨与工业出产。
一、工艺矿藏学研讨
(一)矿石性质
金堆城钼矿矿石类型分为花钢斑岩型、角页岩化型、黑云母化型、石英岩化型及绿泥石化型,矿石中金属矿藏首要有辉钼矿、黄铁矿、黄铜矿、磁铁矿,非金属矿藏首要有长石、石英、云母等。矿石多元素分析效果(%)为:Mo 0.135,Cu 0.038,Pb 0.004,S 3.06, TFe 6.56, SiO2 58.53,CaO 2.89,MoO3 0.005, P2O5 0.25, TiO2 0.87,CaF2 1.16,Al2O3 11.98。
辉钼矿首要以鳞片状、片状、板条状赋存于各种矿脉中,与石英、长石、白云母、黄铁矿、黄铜矿关系密切,首要散布在-0.592mm粒级,属细粒嵌布。其嵌布粒度在花岗斑岩中最粗,在角页岩化、绢云母化和绿泥石化安山玢岩中较粗,在黑云母化安山玢岩中最细。欲取得高档次的钼精矿,有必要使辉钼矿充沛单体解离,一起又不能过磨。
(二)原出产钼精矿藏理化学性质分析
1、钼精矿多元素分析
钼精矿多元素分析效果见表1。
表1 原出产钼精矿多元素分析效果元素MoSiO2CuPbCaOPAsTFe质量分数51.895.040.0580.0300.5000.010<0.011.23
由表1看出,原出产钼精矿中首要杂质化学成分为SiO2和铁。SiO2由石英和硅酸盐带入,铁首要由黄铁矿和黄铜矿带入。别的,CaO含量也比较高。要使这些杂质矿藏与辉钼矿有用别离,有必要增加有用的调整剂。因而,运用有用按捺剂完成辉钼矿与杂质有用别离是该研讨的技能难点之一。
2、原出产钼精矿粒度组成及单体解离情况
钼精矿粒度组成及单体解离情况见表2。
表2 钼精矿粒度组成及单体解离情况粒级/μm产率档次金属散布率补白+74
-74+48
-48+40
-40+38
-38
合 计2.38
16.54
4.46
5.94
70.68
100.051.84
50.67
50.30
49.27
52.05
51.892.39
16.25
4.35
5.68
71.33
100.0单体解离度为96.30%
由表2看出,原出产钼精矿的细度为-38μm占70.68%,粒度比较细。但钼精矿档次比较低,其间-38μm粒级的档次仅占52.05%,阐明矿粒表面被剩余药剂和矿泥污染,选别过程中还存在机械搀杂现象,这是影响钼精矿档次的首要原因。因而,选用新的再磨或擦拭工艺,磨剥清洗掉矿粒表面吸附的油药和污染物,翻开泡沫聚团,是进步钼精矿档次的技能难点之二。
别的,原出产钼精矿的单体解离度虽然已到达96.30%,但从+38μ各粒级的钼档次均显着低于-38μm粒级来看,有必要对再磨工艺进行研讨,使+38μm粒级的连生体进一步单体解离。
二、原精选工艺改善研讨
通过深化体系的实验研讨,对卅亩地选矿厂原精选工艺进行了一系列改造,首要有:(1)对粗精矿再增加一次精选,甩掉很多的微细粒矿泥,进步粗精矿档次至12%~13%;(2)榜首段再磨方位断定在低档次粗精矿进行一次精选之后,磨矿细度为-38μm80%;(3)第二段再磨与榜首段再磨之距离3次浮选作业,磨矿细度为-38μm85%。通过以上改善,使有用矿藏充沛单体解离,流程结构愈加合理,工艺条件愈加优化。
三、深度精选工艺研讨
(一)实验计划的断定
对原精选工艺改善后,可以出产出档次为57%的钼精矿,但产率仅为5%~6%,回收率低,金属丢失严峻。为了确保回收率,对现场出产出的钼精矿进行了深度精选工艺研讨,拟将钼精矿再浮选,分选出两种产品,一种是档次为57%的钼精矿,另一种是普通钼精矿。依据钼精矿粒度组成及首要杂质赋存情况,断定实验计划如下:(1)选用再磨和擦拭工艺,使细粒连生体进一步单体解离,擦拭矿粒表面,削减机械搀杂;(2)增加水玻璃按捺石英及硅酸盐矿藏;(3)用调理浮选矿将pH值,按捺黄铁矿;(4)增加TGA、P-Nokes按捺黄铜矿,方铅矿等硫化矿藏。
(二)首要工艺条件实验
1、药剂用量实验
依据前期实验研讨效果,断定TGA和P-Nokes的用量为700kg/t(按钼精矿计)。经实验研讨,断定水玻离和的用量为10kg/t。
2、再磨细度实验
研讨效果标明,钼精矿若不进行再磨而直接选别,因为油药对矿粒表面的严峻污染,以及辉钼矿单体解离粒度较低一级原因,钼精矿档次难以大起伏进步。当再磨细度到达-38μm88%时,精矿档次显着进步,但细度再进步将导致精矿产率下降,这与微细粒泥化,选别效果变差有关。归纳考虑,钼精矿再磨细度断定为-38μm90%左右。
3、擦拭实验
据材料介绍,擦拭首要是铲除矿藏表面的污染物,翻开微细粒聚团,还有必定的磨剥效果,然后康复矿藏表面原本的物理化学性质,进步分选功率。实验效果标明,擦拭后浮选,钼精矿档次可进步1%~2%。因而,擦拭技能可用于钼的精选作业中。擦拭方位与再磨距离2~3次选别作业较为合理。
4、浮选浓度实验
实验标明,浮选浓度对精矿档次有显着影响。浮选浓度越小,精矿档次越高,但产率越低,反之亦然。阐明浓度越大,杂质随泡沫机械搀杂愈严峻。归纳分析,断定适合的浮选浓度为12%左右。
(三)流程结构实验
首要流程计划有三:一段再磨;两段再磨;一段再磨、一段擦拭。实验效果为:一段再磨精矿产率较大,但档次较低,难以确保高品质钼精矿的安稳出产,故不宜选用;两段再磨精矿档次虽高,但产率较小;一段再磨、一段擦拭流程效果最好,不光精矿档次高,并且精矿产率也大。因而断定选用一段再磨、一段擦拭、一次粗选、五次精选的工艺流程。
(四)闭路实验
依据研讨断定最佳工艺条件,进行了闭路实验。实验流程为一段再磨、一段擦拭、一次粗选、五次精选。实验效果为,高品质钼精矿档次可达58.14%,产率为51.60%,尾矿档次为45.26%,可作为普通钼精矿产出。
四、精选浮选机结构及参数研讨
浮选技能经济目标的好坏,与所用浮选机的功能密切相关。为了寻求适合于钼精选的浮选机,体系地进行了精选浮选机结构、参数、类型等实验研讨。研讨效果标明,射流浮选机可减轻微细粒脉石的机械搀杂,进步精矿档次,但运转情况受给矿动摇的影响较大,在现场操作不易控制,目标不安稳;JF-1.5型精选浮选机也能使精矿档次有必定程度的进步,但运转过程中,泡沫喷淋设备很难正常运转,又因为精选泡沫较黏、流动性差,泡沫自溢式不可行;BF型浮选机经改善后,其功能优越,进步精选档次起伏相对较大,操作便利、运转安稳,但动力耗费和一次性投入较大;WCF浮选柱进步档次也较为显着,运转情况较射流浮选机安稳,但操作不便利,目标动摇较大。归纳分析比较,BF型浮选机为最佳机型。
五、工艺规划
(一)规划思路
1、改造原精选工艺,使用深度精选工艺。精选作业精矿档次到达54%左右,深度精选作业确保高品质钼精矿档次57%以上。
2、工艺具有灵敏性。正常只开精选作业,需求57%以上档次的产品时,开动深度精选作业。
3、工艺上采纳增加粗精矿浓缩脱药,调整再磨方位,增加水玻璃和,调整作业浓度和浮选时刻的办法。
4、浮选机选用BF型自吸式浮选机。
(二)规划工艺流程
依据实验研讨,结合卅亩地选矿厂原精选工艺情况,规划精选工艺流程为:粗精矿进入稠密机浓缩脱药,稠密机底流经Ⅰ段再磨、三次精选、Ⅱ段再磨、六次精选,得到档次为54%的钼精矿。为了得到高档次低含杂的钼精矿,再对精选泡沫进行强浮选,通过浓缩脱药、一段再磨、一次粗选、五次精选,得到含钼≥57%、SiO2<2.5%的高品质钼精矿。
规划工艺技能目标见表3。
表3 规划目标作 业产 物产 率品 位回收率精 选粗精选
精 矿
精尾矿
原 矿2.314
0.208
2.106
100.05.00
54.00
0.154
0.13089.00
86.50
2.50
100.0深度精选高品质钼精矿
低品质钼精矿
原 矿50.00
50.00
100.057.00
49.00
53.0053.77
46.23
100.0
六、工业出产实践
(一)精选段目标比照
1999年10月,57%钼精矿技能效果使用于卅亩地选矿厂。五年多的出产实践标明,粗精矿档次到达6.40%,较改造前进步了2.41%,粗选回收率到达88.94%,进步了0.26%;精选段钼精矿档次到达53.39%,进步了1.45%;精选回收率到达98.18%,进步了2.60%。选钼理论回收率到达87.31%,进步了2.55%。改造前后目标比照见表4。
表4 改造前后精选体系出产目标比照阶段原矿档次粗精矿
档次精矿档次粗选
回收率精选
回收率理论
回收率年度改造前0.135
0.143
0.1513.99
4.20
6.2551.94
53.20
53.3688.68
88.82
88.7995.58
97.63
98.4384.76
86.71
87.401999
2000
2001改造后0.145
0.142
0.1386.64
7.23
7.6553.54
53.31
53.5388.83
88.98
89.2698.38
98.29
98.1487.39
87.46
87.602002
2003
2004改造后均匀0.1436.4053.3988.9498.1887.31 增幅 +2.41+1.45+0.26+2.60+2.55
(二)深度精选工艺使用效果
经屡次流程调查,深度精选工艺研讨规划合理,技能目标安稳。在不影响回收率的条件下,高品质钼精矿档次达57.52%,SiO2含量小于2.0%,产率为51.14%,回收率为53.82%,到达并超过了规划目标(见表5)。57%钼精矿质量目标见表6。
表5 深度精选工艺出产目标产品产率档次回收率规划实践规划实践规划实践高档次钼精矿
低档次钼精矿
当选钼精矿50.00
50.00
100.051.14
48.86
100.0057.00
49.00
53.0057.52
48.29
53.1853.77
46.23
100.053.82
46.18
100.0
表6 57%钼精矿质量目标
元素MoSiO2CaOCuPbTFe质量分数57.451.430.240.0390.0350.43
深度精选工艺的成功使用,创始了用浮选法出产57%的钼精矿的先例,标志着金钼集团选矿技能和产品质量到达了世界先进水平。金钼集团可以依据商场需求,合理调整产品份额,灵敏安排工业出产,为后续加工业供给优质质料,然后提升了钼产业链技能水平和钼产品技能含量,坚持厂商继续健康发展。
七、技能经济分析
(一)技能水平分析
钼选矿技能,就世界而言,美国、加拿大最为选进。其特色是矿山规划大,工艺设备先进,自动控制水平高,选矿回收率和产品质量高。国内外同类矿山选矿工艺和首要出产目标比较见表7。
从表7可以看出,国外钼原矿档次遍及较高,钼矿藏嵌布粒度粗,简单单体解离,有利于选别并取得好的技能目标。钼精选工艺,国外大多为再磨段数多,精选次数少。比较之下,国外大多为再磨段数多,精选次数少。比较之下,金钼集团卅亩地选矿厂改造后的精选工艺只要两段再磨,在原矿档次较低的情况下,钼精矿档次即到达53%以上,精选回收率达98.18%,到达世界先进水平。57%钼精矿国内外常用湿法冶金提纯,用浮选法工业化出产出57%的钼精矿,国内外未有成功先例。所以,该研讨为国钠外创始,其技能水平到达世界先进水平。
表7 国内外首要钼选矿厂出产目标比较国家矿山原矿钼精矿钼精选工艺特色档次磨矿细度
-74μm档次精选
回收率美
国克荚
麦克斯0.17040~455498粗精矿浓缩脱药,三段再磨(砾),一次擦拭,五次精选,一、二次精选各有一次扫选粗精矿浓缩脱药,三段再磨(砾),四次精选,一、二、四次精选各有一次扫选三段再磨,五次精选一段再磨,八次精选,一次精粗选,两次扫选。深度精选体系:一段再磨,一次粗选,五次精选美
国享德森0.300435497.5加拿大恩达科0.09040~425498中
国
JDC百花岭0.13255~605298.08卅亩地0.13255~605798.18
(二)经济效益分析
研讨使用后,精选体系因钼精矿质量和回收率的进步,取得了明显的经济较益;深度精选工艺用浮选出产出57%钼精矿,出产本钱较湿法冶金有所下降(深度精选出产本钱为700元/t精矿,酸浸工艺出产本钱为1000元/t精矿),产品质量到达二硫化钼出产需求,为二硫化钼酸浸工艺削减用量奠定了根底。经核算,因钼精矿质量进步,二硫化钼出产本钱下降近10000元/t。效果使用以来,各年度发生的经济效益计算效果见表8。
表8 经济效益计算效果年度新增产量新增赢利二硫化钼节省本钱新增税金新增利税之和2000年
2001年
2002年
2003年
2004年
合 计
年均匀982
1241
1745
2288
6120
12376
2475634
857
1129
1480
3957
8057
1611162
478
560
562
945
2707
542234
296
416
545
1459
2950
5901030
1631
2105
2587
6361
13714
2743
(三)社会效益分析
57%钼精矿工业化出产,进步了我国钼选矿技能水平,增加了我国在钼产品上的优势种类和产品竞争力,提升了我国钼产品在世界上的名誉;其次为同类矿山工艺研讨和技能改造供给和供鉴;一起为金钼集团出产二破化钼粉和焙烧“60”氧化钼供给了优质质料,然后出产出附加值更高的钼化工和钼深加工产品,对金钼集团统领国内钼商场、赶超世界选钼水平具有重要的现实意义。
八、定论
(一)通过一系列研讨,对卅亩地选矿厂原精选工艺进行了成功改造,取得了明显的经济效益。
(二)将深度浮选工艺直接设置于精选之后,选用惯例药剂、单一浮选法,把钼精矿吕位从52%进步到57%,且不影响回收率,为出产二硫化钼粉供给了优质质料,技能水平和产品质量到达世界先进水平,对推进我国钼选矿技能进步起到了活跃的效果。
(三)擦拭可以清洗矿藏表面的污染物,翻开泡沫聚会,康复矿藏新鲜表面,进步选别效果。
(四)选用TGA、P-Nokes、水玻璃等组合按捺剂,可解决钼与铜、铅、硅等的别离问题,下降钼精矿中的杂质含量。
(五)BF高效浮选机,具有杰出的浮选动力学特性,可以构成安稳、厚度适合的泡沫层,强化了二次富集效果,为取得高品质钼精矿和进步精选回收率供给了重要确保。
(六)通过技能创新,用浮选法出产含钼大于57%的钼精矿,为国内外创始,到达世界先进水平。
铁精矿球团烧结工艺理论与生产实践
2019-02-14 10:39:49
一、工艺特色 工艺特色如下: (1)从配料至一次混合与传统工艺相同。从一混出来的混合料,悉数或部分进入造球车间进行造球,小球粒度为3~8mm约占80%~90%,小于3mm粒度的小球小于15%.因为混合料构成小球改进了混合料粒度组成,使料层透气性进步,因而能够增产和进步烧结矿质量。 (2)造球车间造好的小球团进入二次混合机,在小球进二混前配入外滚煤粉(一般外配煤粉量占总量的60%~80%),即小球在二次混合机表里滚煤粉,滚好煤粉的小球进烧结机进行布料,因为煤粉裹在球团表面,与空气中氧触摸充沛,焚烧作用好,因而能够大幅度下降固体燃耗。 (3)外配生石灰,即在造球车间造好的小球进二混前,在外配煤粉的一同也配入生石灰,其作用是:榜首,因为生石灰有粘性,有利于煤粉粘结在小球团表面;第二,在二混内可进一步制粒;第三,小球团外滚生石灰,球团表面为高碱度,内核为酸性(对整个小球来讲碱度不变),因为小球表面含CaO高,生成铁酸钙的量添加,即小球与小球之间为铁酸钙粘结,一方面可进步球团烧结矿的强度,另一方面临还原性的改进也有利。 (4)布料设备。球团烧结混合料布到台车上的方法有三种,即宽皮带布料、泥辊反射板布料和多辊布料。 (5)外裹煤粉粒度。球团烧结工艺外滚煤粉粒度与普通烧结出产运用的煤粉粒度相同,即粒度小于3mm者含量占85%以上。 (6)烧结机焚烧前可不设枯燥段。 (7)造球设备可用圆盘造球机也可用圆筒造球机。 二、工艺流程 工艺流程如下: (1)悉数混合料造球。从配料室来的混合料到一次混合机,混合后到圆盘造球机或圆筒混合机构成3~8ram的小球后,进二混外滚燃料和生石灰,然后进烧结机进行烧结,出产出一种以葡萄状为主的球团烧结矿。该工艺即有球团工艺的特色,也有烧结工艺的长处,故叫“球团烧结工艺”。其工艺流程如图1所示。
[next]
(2)部分混合料造球(一个二混机计划)。从一混出来的1/2混合料进入造球车间构成3~8mm的小球为90%左右,该混合料小球再进入二次混合机,别的从一混出来的其他1/2混合料直接进入二混机。上述两种混合料在二混机表里滚煤粉(由现煤粉破碎室破碎后的煤粉粒度小于3mm者含量占85%以上)后,进入烧结机烧结,如图2所示。 (3)部分混合料造球(两个二混机计划)。图3所示为某厂一个二混机混合才能不行的条件下新建一台Ф3m×12m二次混合机,与原二次混合机并排的计划。造球室前面部分与前计划相同,造球室出来的3~8mm的小球直接进入新二混机外滚煤粉(不进现二混机);而从一混出来的其他1/2混合料则直接进入原二次混合机外滚煤粉(煤粉由现煤粉破碎室破碎后粒度小于3mm者含量占85%以上)。然后重新二混机和原二混机出来的混合料一同进入烧结机烧结,如图3所示。
[next]
三、各种因素对烧结目标的影响 咱们运用邯邢精矿粉(精矿率100%,R=2.0)进行了球团烧结工艺烧结杯试验和半工业试验,对影响烧结目标的各主要因素进行了研讨。 (1)煤粉粒度的影响。在内配煤量为0.5%,外配煤量为2.8%条件下(其他条件与表1中15号、16号相同),改动煤粉的粒度,分别为小于1mm、2mm、3mm,做了一系列的试验。 从试验成果能够看出,外滚煤粉小于1mm、小于2mm、小于3mm三种粒度对烧结目标影响不大,因而,工业化出产中选用小于3mm(85%)的煤粉粒度,完全能够满意出产要求。 (2)内配煤量的影响。本次试验球团内部配煤量分别为0%、0.5%、0.8%. 由试验成果能够看出,内配煤量为0和0.8两个条件的球团烧结矿的成品率、运用系数和转鼓强度均低于内配0.5%煤的球团烧结矿的相应的目标,由此可见小球内部配入0.5%的煤粉较为适合。 (3)料层厚度的影响。本次试验料层厚度共做了三个条件,即500mm、550mm、600mm三个料层厚度。 料层厚度为500mm、550mm时,作用较好,运用系数都到达1.5t/(m2•h)以上,其他各项目标也较好。当料层厚度为600mm时,仅仅运用系数有所下降,其他烧结目标也较好。 四、生球的制粒作用 (1)造球前的粒度组成。以某厂为例,出一次混合机混合猜中粒度小于3mm者含量占45%以上。 (2)造球后的粒度组成。经一次混合后混合料进入造球盘进行造球,出造球盘后混合猜中粒度大于3mm者含量到达89.09%. (3)进二次混合机外滚燃料后的粒度组成。上面出造球室的混合猜中粒度大于3mm者含量到达87%以上,此混合料进入二混外滚燃料后,混合猜中粒度大于3mm者含量略有添加,到达89.42%. 五、球团烧结工艺的布料技能 球团烧结工艺布料方法有三种,榜首种为泥辊反射板布料,第二种为多辊布料,第三种为宽皮带布料。 (1)泥辊反射板布料。此种布料方法适宜于小型烧结机,关键是调整好反射板的长度和倾角,当混合料落到反射板上时,大球翻滚力强,落在料层下部,次大球布在料层中部,细粉布在料层表面,构成天然偏析。 (2)多辊布料。混合料从泥辊下来后落在多辊布料器上,发生偏析,大球落在料层底部,次大球布在料层中部,细粉布在料层表面,构成天然偏析。 (3)宽皮带布料。此种布料适宜大型烧结机,在烧结机焚烧器上头设有矿槽,因为大型烧结机产值高,假如选用泥辊反射板布料,烧结机焚烧器上头必须有矿槽,矿槽太小对布料起不到缓冲作用,矿槽大则矿槽内混合料几十吨,很简单把造好的小球破坏掉,因而选用宽皮带布料。现在一些供应商运用作用很好。 六、造球设备的完善 (一)造球盘类型 现在国内运用的造球盘(包含氧化球团工厂及水泥厂运用的造球盘)有三种类型,即Ф=4200mm、Ф=5500mm和Ф=6000mm圆盘造球机,这是国内定型产品。从现在看, Ф=4200mm圆盘造球机因为设备小,造球才能小,装置台数多,平常修理量大,比较之下,Ф=6000mm圆盘造球机造球才能大(是前者的3倍),修理量小,因而, Ф=4200mm造球盘有逐步被Ф=6000mm造球盘替代的趋势。 (二)刮刀方法 依据刮刀方法,造球盘可分为固定刮刀造球盘和旋转刮刀造球盘。 1.固定刮刀造球盘 (1)造球盘刮刀装置方位。刮刀固定装置在造球盘上方水平桁架上,边刮刀方位在造球盘榜首象限与造球盘盘边的夹角不大于30°;中心刮刀装置在第三和第四象限交界处。 (2)刮刀原料。造球盘的刮刀原料是一个老大难问题,主要是选用一般原料制做的刮刀,耐磨功能较差,接连运用几天就被磨下去许多而导致盘面粘结料上涨,这样不只加速了刮刀的磨损而且也加剧了造球盘的传动负荷。经过研讨和出产实践证明,运用高铬一钼耐磨铸铁刮刀作用较好。这种原猜中的碳主要以碳化物的方法散布于金属基体中,具有杰出的抗磨耐磨损功能。实践证明高铬) 钼耐磨铸铁的运用寿命远远高于中锰钢板的运用寿命,大约高出6~8倍。虽然高铬) 钼耐磨铸铁的制构本钱较高,但从性价比归纳来比较,实际上本钱下降。而且因为运用寿命的延伸,削减了刮刀的替换次数,削减了操作人员整理盘面积料的劳作,然后进步了造球盘的作业率。[next] (3)造球盘盘面原料。造球盘的盘面因为要接受混合料的剧烈冲刷,作为普通钢板制造的盘面很快就会被磨穿。为了避免盘面被磨穿就需要挑选耐磨的盘面原料,人们从前运用过多种原料,其间橡胶耐磨陶瓷衬板造价高但耐磨功能好,缺陷是不能耐受稍高的温度,例如在检修造球盘接近衬板处动用电焊时会引起该处衬板的掉落,而再次补装时很难再将该处补装健壮,还会引起周围衬板的脱落。 以后又接连运用了超高分子衬板、瓷砖衬板和灰绿岩铸石等等。经过多种衬板原料的运用,咱们以为灰绿岩铸石比较好,因为其一是本钱较低、装置便利,其二是耐磨性好,而且冲突力适中,有利于混合料的翻滚生长,一般寿命为3个月以上。但要留意该种原料比较脆,在检修造球盘或整理盘面积料时不能用金属物处以过大力的碰击,避免损坏灰绿岩铸石衬板。 2.旋转刮刀造球盘 该种造球盘机械传动结构是引入国外技能,刮刀为圆盘旋转刮刀(旋转刀盘直径Ф1100mm,转速6r/min),能够有效地对整个圆盘盘面进行刮料,避免料面上涨,坚持盘面的平坦,进步造球盘的作业功率。 (1)造球盘盘面原料。现在,可选用的较为适合的材料有如下两种:1)钢板网底衬。在整个造球盘的盘面铺焊了5mm厚的钢板网,钢板网网孔的尺度为40mm×60mm.因为有这些网孔使混合料在整个钢板网上粘结固定上一层混合料,成为混合料构成的底衬,在造球盘运转出产中混合料之间相互冲突,能够说造球盘的盘面不会被磨损。钢板网作为造球盘的底衬造价不高而且装置简洁,若损坏后修理也很便利。2)灰绿岩铸石底衬。前面在固定方法的造球盘底衬中现已谈到,运用灰绿岩铸石底衬比较适合,旋转刮刀造球盘也可运用该种底衬,这样能够削减对刮刀的磨损。 (2)刮刀原料。因为造球盘的盘面运用了钢板网作为底衬,混合料会很简单粘结上涨,这就需要用刮刀来刮除,避免上涨。本来刮刀运用普通原料,而且直径仅为28mm,磨损很严重,跟着刮刀杆的磨损,混合料料面也逐步上涨,接连运转几天料面就会涨到旋转刀盘盘面。不只整理盘面的作业很深重,也大大下降了造球盘的作业率。为此,旋转刮刀的刮刀杆选用YG6和YG8硬质合金制造,这种材料通常是机械加工的刃具,硬度很高、耐磨性好。在高炉喷煤中的运用实践证明硬质合金的运用寿命远远高于其他原料,例如,在高炉喷煤的煤粉运送管路顶用40Cr淬火钢制造的衬套运用不到10天就被磨穿,而用YG8硬质合金制造的衬套能够运用两年以上。用YG6或YG8硬质合金制造的刮刀杆运用寿命能够到达两个月以上。在尽量延伸刮刀杆运用寿命的一同也尽量下降制构本钱,依据刮刀杆在混合猜中受磨损的程度,在刮刀杆下部埋入混合料层的部分运用铜焊焊接壁厚为6mm、5mm、4mm三段不同厚度的硬质合金套管,总长度为105mm。刮刀杆焊接在旋转刀盘上,待硬质合金部分悉数被磨掉之后整理盘面积料,再焊接新的刮刀杆。刮刀杆的结构及尺度图略。 (三)雾化水喷头 在造球盘内混合料成球的机理是往混合料表面加水,混合料的表面被水充沛均匀地潮湿,经过水的毛细粘接力而使造球盘内进行翻滚运动的混合料粘接在一同,构成不同粒度级的小球。为了添加造球盘的成球率,每个造球盘装了两个雾化水喷头。因为新、老造球盘的下料点不同,装置方位有所区别。一般是下料点区域放置一个,成球区域放置一个。 雾化水喷头的原料悉数选用1CRl8Ni9Ti不锈钢制造,具有相当好的抗氧化锈蚀才能。其结构原理属螺旋型喷嘴的一种,主要由切线喷嘴壳、堵头和通针组成。水自圆形喷嘴壳的切线方向接入,经过加压和一段旋流,然后进入渐缩段,旋流速度逐步加速,然后经过喷口喷出雾状水,雾化水的雾化散射角为50°~60°.现在Ф=4200造球盘运用的雾化水喷头的喷水量当水压在0.2MPa左右时,每个雾化水喷头的喷水量为150~180kg/h.这种雾化水喷头的特色是装有一根通针,能够在不停水的情况下常常疏通喷口,避免阻塞,咱们经过一年来的出产实践,至今仍在正常运用。[next] (四)外配煤体系 二次配加燃料,便是在配料室配加一部分燃料进入一次混合机混合后进行造球,造好球的混合料进二次混合机前外配燃料,内、外配加燃料的份额是(30%~50%):(70%~50%) 外配煤称量能够选用核子秤或电子秤,某厂外配煤称量选用了以137(活度值为0.2775×1010贝可)为放射源的核子秤,经过一年多的出产运用标明,如保护妥当核子秤是比较经用的。外配煤的计量配加是经过装置在混合料皮带上的核子秤把混合料过料量的称量信号输入计算机,由计算机按设定好的配煤份额指定配煤圆盘给料机以相应的转速往配煤皮带上给煤,然后经过装置在配煤皮带上的核子秤对配煤量核准反馈给计算机进行调整。近几年出产实践标明,选用外配煤技能后,每吨烧结矿固体燃耗与未外配煤比较,一般可节省煤耗10kg/t. (五)蒸汽预热混合料 烧结混合料的温度凹凸对烧结出产的影响是很大的,假如混合料的温度低于露点,则因为水蒸气在下部料层混合料颗粒表面的冷凝作用,使下部料层水分过度增大,影响烧结料层的透气性,不利于烧结料层的加厚,进而影响烧结产值的进步。为此,在二次混合机中装置了蒸汽喷嘴来加热混合料,对经过造球的混合料,虽然混合猜中加有热返矿进步了料温,但因为造球盘这一段露天作业,温度下降,因而要通蒸汽进一步进步混合料温度。蒸汽管由混合机的进口端刺进,沿混合机的轴向上并排装置5个蒸汽喷嘴,喷嘴的前端距混合机内混合料抛落料面600~800mm.经过蒸汽预热能够使造过球的混合料温度从45℃进步到近60℃. 蒸汽预热混合料的蒸汽压力约为0.3kPa,蒸汽用量为每吨烧结矿4~5kg. 七、外配生石灰技能 (一)外配生石灰的长处 在球团烧结工艺基础上,即一次混合机出来的混合料进造球车间造球后,进二混前外配煤,一同外配生石灰,长处是:榜首,外配生石灰有利于改进制粒作用,可进步产值;第二,小球表面裹一层生石灰,有利于煤粉更多地裹在小球团表面;第三,小球团表面CaO含量高,有利于铁酸钙的生成,即小球表面为高碱度,铁酸钙含量高(内部为低碱度,混合料总碱度不变),小球与小球之间被铁酸钙粘结起来,因为铁酸钙强度高,还原性好,有利于球团烧结矿的强度进步和还原性进步,对高炉冶炼有利。 (二)外配生石灰的最佳条件 经过对包钢公司烧结混合料(R=1.2)造球后外配生石灰的烧结杯试验,能够看出,外配生石灰的作用是比较显着的,其最佳条件如下: (1)混合料造球后,固定外配生石灰量为1.5%改变外配煤份额。包钢烧结混合料造球后,其间毕石灰配比为3%,外配1.5%(表里各占50%),改变外配煤粉的份额(煤粉配比为5%)。 当固定生石灰外配份额为1.5%时,外配煤粉2.5%(占总量50%)烧结目标较好。而只外配生石灰不过配煤与煤粉和生石灰均不过配的烧结目标大体附近。 (2)混合料造球后,固定外配煤粉份额,改变外配生石灰份额。包钢烧结混合料造球后,固定外配煤份额2.5%(外配煤总量5%),改变生石灰份额为1%、1.5%、2%(生石灰总配比3%)。 当固定外配煤粉2.5%时,外配生石灰1.0%、1.5%和2.0%三个条件中,后两者烧结目标较好,但外配生石灰1.5%与外配生石灰2.0%比较,后两者大体附近。 从上面两组试验成果可见,球团烧结工艺在外配煤条件下,外配生石灰对烧结目标的改进是显着的。外配生石灰份额在总配比的50%左右即可。
磁选铁精矿浮选机分选生产工艺现状
2019-01-17 10:51:20
浮选机分选生产工艺为一粗一精两段浮选、粗选中矿泡沫再磨再选工艺流程,浮选药剂为十二胺。现行浮选机生产工艺流程见图2所示。磁选精矿经泵送至浮选给矿箱,配加十二胺捕集剂后給入搅拌桶,搅拌后的磁精矿给入粗选浮选机,粗选浮选精矿进入精选浮选机,精选浮选机底流产品成为最终精矿经泵送至过滤车间脱水。粗选刮出的泡沫中矿经泵送至一段浓缩磁选机,经一粗一扫浓缩抛尾后,精矿给入球磨机进行磨矿,磨矿产品经泵送至脱水槽,脱水槽精矿給入二段磁选机,二段磁选机精矿经泵返回浮选机给矿箱再选。精选浮选机刮出的中矿泡沫直接经泵返回浮选给矿箱进人粗选浮选机再选。一段扫选磷选机、脱水槽、二段磁选机的综合尾矿給入盘式回收磁选机,回收机精矿经泵送至一段浓缩磁选机,盘式回收磁进机尾矿成为最终尾矿。
现行分选工艺存在的主要问题:
(1)选别段数多。除一粗一精两段浮选机外,还采用五段磁选加中矿再磨工序,使得整个工艺变得较 长。
(2)工艺管理难度较大。采用阳离于十一胺捕收剂,浮选泡沫黏,工艺顺行难度大,影响分选效果。
(3)浮选效率低,生产成本高。由于泡沫发黏、浮选尾矿品位较高、设备多、流程长等因素的影响,显著 增加了生产成本。
锰矿选矿设备生产线是如何提取锰矿的
2019-01-17 09:43:59
当今锰矿选矿设备生产线一般由锰矿---粗鄂破----细鄂破----振动给料机----球磨机----分级机----振动筛----摇床----锰矿磁选机----成品,可以用来实现锰矿分离工作,锰矿选矿设备生产线一般常用的方法有洗矿、筛分、重选、强磁选和浮选等一些方法,今天这篇文章的主题就是让你看下锰矿选矿设备生产线实现提取锰矿的全过程。
锰铁矿中的铁多为三氧化二铁,三氧化二铁经过磁化焙烧后转化为四氧化三铁。原矿石经过锰矿选矿设备的粗鄂式破碎机和细鄂式破碎机破碎,粒度控制在30mm内,进入回转窑煅烧,经冷却进入球磨机磨矿以锰和铁单体解离的粒度,分级机分级后未达到单体解离的磨矿产品返回球磨机继续磨矿,达到单体解离后的物料经弱磁选分选可将其中的磁性铁分选出来,得到铁精粉和选铁尾矿。尾矿包含有大量的锰,利用锰矿强磁选机将锰分选出来,得到锰精粉和尾矿。从而实现了锰和铁分离。
金精矿氰化尾渣回收铜的生产实践
2019-02-15 14:21:10
摘要 介绍了对广东河台金矿金精矿化尾渣铜归纳收回所采纳的技能改造办法,以及改造后所取得的经济技能目标。 关键词 金精矿 化尾渣 浮选 归纳收回 1.导言 广东河台金矿原矿为贫硫化物糜棱岩型含金矿石,其有价元素首要为金、银、铜。选厂原规划选矿流程为单一浮选金铜工艺。为完成就地产金,1998年底又建成日处理100t的金精矿化厂,形成了浮选—金精矿化提金工艺流程。该流程因受原浮选工艺出产规模的约束,金精矿化工艺的供矿量仅达50t/d,别的化尾渣中的有价铜矿藏不能得到归纳收回。 浮选金精矿中所含矿藏首要是以黄铜矿为主的原生矿藏及次生硫化铜矿藏,两种铜矿藏对化浸出影响不大。为此,决议选用金精矿化尾渣浮铜工艺进行铜和剩下金银矿藏的归纳收回。 2.化尾渣的物质组成 2.1 原矿性质 该矿矿石为贫硫化物糜棱岩型含金矿石,矿石中金属矿藏含量较低。首要金属矿藏有黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、天然金,共含有少数的闪锌矿、方铅矿和毒砂。金属矿藏含量约占矿石矿藏含量的2.27%。脉石矿藏以石英、绢云母为主,其次为方解石、长石等。 2.2 化尾渣分析 因本次工艺研讨的首要对象是化尾渣,因而对其进行了多元素分析和首要收回意图矿藏铜矿藏的物相分析,成果别离见表1、表2。表1 化尾渣多元素分析成果表元素CuFeSAl2O3SiO2CPbZnAu(g/t)Ag(g/t)WB/%2.515.3613.484.4245.60.650.310.232.6830表2 化尾渣铜矿藏物相分析成果物相称号Cu/氧化铜Cu/次生硫化铜Cu/原生硫化铜全铜WB/%0.0090.0560.1760.241W相对B/%3.7323.2473.02100[next]
3 工艺出产实践研讨 经过对化尾渣的矿石性质分析及小型实验研讨,决议选用浮选工艺收回浸渣中的铜矿藏及剩下金银矿藏,为此对现场原出产工艺中影响渣浮选的首要问题进行了分析研讨并采纳了相应的改造办法。 原出产工艺中浮选精矿化要求的磨矿细度为-0.037mm占90%,在此粒度条件下咱们对铜矿藏的单体解离状况进行了测定,测定成果如表3.表3 铜矿藏单体解离度测定成果铜矿藏存在状况单体铜矿藏铜矿藏与脉石连生铜矿藏与黄铁矿连生铜矿藏与磁黄铁矿连生脉石包裹铜矿藏算计W相对B/%48.626.41.57.216.3100
从表3能够看出,浸渣中铜矿藏的单体解离度不高,仅为48.6%,这将影响浮选铜精矿的档次。为此,要到达在满意铜精矿档次的前提下,最大极限进步收回率的意图,出产中要求必须加强磨矿作业的办理。采纳的首要办法为:下降旋流器给矿浓度,安稳其给矿量和给矿浓度,增大旋流器的作业压力,进步旋流器的分级功率,从而在现有条件下使磨矿细度到达-0.037mm占95%以上。严格操控浮选作业条件,以完成在保证铜精矿档次的前提下取得较高的收回率。 河台金矿对环保要求较高。前段化工艺的出产尾液施行零排放,置换贫液悉数回来洗刷作业,而原规划的收回体系长时间搁置,因而洗刷后的稠密机底流根含量仍较高,一般可达2~6×10-6。如此高的根浓度将对铜矿藏发生较强的抑制效果。为此决议选用以下计划消除其影响,首要选用厢式压滤机对化尾渣进行压滤,使其滤饼含水量不高于15%,然后参加滑水调浆至浓度27.5%,这样可使浮选的矿浆中根浓度大幅度下降,消除根对选铜作业的影响。一起参加CS药剂一方面进一步消除剩余根的影响,另一方面活化次生铜矿藏及部分氧化矿藏和连生体矿藏,以完成最大极限进步浮选作业收回率的意图。 原浮选精矿中浮选药剂含量较高,在化浸出前没有经过脱药处理,虽经过磨矿分级及洗刷作业,但渣中残留的浮选药剂仍严峻影响下段铜矿藏的收回。在出产中发生很多的泡沫,至使呈现目标无法操控及浮选作业严峻跑槽等问题,给选铜工艺带来困难。经过厢式压滤机的过滤,可大大消除残留药剂的影响。经过对选铜新药剂品种和用量的調整,使铜精矿档次和收回率得到较好的操控。 出产中选用的厢式压滤机为接连排矿。跟着前面化作业的动摇,使其每次排矿量及排矿距离时间都无法固定,而选铜的浮选出产一般对工艺参数要求较提升,因而要求给矿量及给矿浓度相对安稳,为此在浮铜作业前设置三段拌和作业。一段为调浆作业,以保证矿浆浓度为27%;二段为缓冲作业,以保证前段压滤距离期间能有满足的储矿量;三段为给矿作业,保证给入浮选作业的矿量及浓度均匀接连。 4.改造后的工艺流程、设备及作业条件依据现场工艺研讨终究断定的渣选铜工艺流程所选首要设备为压滤设备: XAZ120m2箱式主动压滤机:1#拌和槽:ф2500 x 2500mm机械式拌和槽;2#拌和槽: ф 2500 x 2500mm冲1500 x 1500mm机械拌和槽;3#拌和槽:似500 x 2500mm机械拌和槽;粗选:SF一4m3浮选机2台(原有);一次精选:SF一4m3浮选机2台(原有);二次精选:SF一4m3浮选机1台(原有);二次扫选:SF一4m3浮选机1台(原有);[next] 渣浮选作业条件:处理矿量50t/d;磨矿细度:-320目占95%;滤饼含水:不大于17%;矿浆流量:117L/min;调浆浓度:27%;粗选加药:黄药80留t,2号油60g/t;一扫加药:黄药40 g/t,2号油30 g/t;二扫加药:黄药20 g/t,2号油20 g/t ; CS用量:200 g/t。 5 出产工艺目标及技能经济分析 5.1 出产工艺目标 经过4个月的出产运转,所取得的首要技能目标见表4.表4 化尾渣浮选工艺目标原矿累计铜档次/%尾矿累计铜档次/%精矿累计铜档次/%收回率/%4.140.5518.87/%
5.2 经济技能目标 1)产量核算。处理矿量按50t/d计,年作业天数按300d计,渣铜档次按4%计,归纳收回率按85%计,铜精矿档次按18%计,铜价格按其时价格11 500元/t计,年产含量铜510t,含量铜供应收入为586.5万元。 别的化验铜精矿中金档次为6岁t,精矿中金计价40元/g,则含量金供应总收人为68万元。年总收人为654.5万元。 (2)年总本钱核算。年总本钱包含出产本钱和供应本钱。其间,出产本钱包含电耗、药耗、人工及材料耗费,其年总额为65.02万元。供应本钱包含人工费、运费,年总额为85万元,两项算计总本钱为150.02万元。 (3)税金按供应收人的12%计,则总额为70.38万元(不包含含量金部分)。 (4)年供应铜精矿赢利为434.1万元。 6 结语 经过对广东高要河台金矿现场工艺和矿石物质组成的全面研讨,选用浮选工艺归纳收回金精矿化尾渣中的铜及剩金,对现场的工艺施行改造,使其渣收回铜浮选厂投产一次成功,完成了归纳收回的意图,给厂商带来较明显的经济效益。渣收回铜不管在技能和经济上都是合理可行的,因而,能够为相似矿石的尾矿收回供给很好的学习效果。
焙烧磁选铁精矿阳离子反浮选生产实例
2019-01-30 10:26:21
酒钢选矿厂主要处理自有矿山-镜铁山桦树沟和黑沟矿区的铁矿石,现已达到年处理铁矿石650万t的生产能力。镜铁山铁矿石属典型的难选氧化贫铁矿石,具有矿石品位低、矿物组成复杂、嵌布粒度细的特点,铁矿物主要有镜铁矿、镁菱铁矿和褐铁矿,少量磁铁矿;脉石矿物主要为碧玉、重晶石、铁白云石和石英,矿体围岩为千枚岩。
酒钢选矿厂原设计采用全焙烧磁选工艺处理镜铁山铁矿石,在工艺演变过程中逐渐形成了块矿焙烧磁选(150~15mm粒级)、粉矿强磁选(15~0mm粒级)的工艺格局。块矿焙烧设备为100m3鞍山式还原磁化焙烧竖炉,焙烧流程为闭路磁化焙烧;磨矿工艺为两段阶段磨矿,磨矿细度为-200目占85%;选别工艺为单一弱磁选、五段选别流程,其中第一次和第三次选别采用脱水槽,其它作业为弱磁选机。由于矿物组成十分复杂,有用矿物菱铁矿及其次生变化矿物褐铁矿中因含镁、锰、硅、铝等杂质,导致理论铁品位低。主要脉石矿物碧玉(含铁10.45%)、铁白云石(含铁10.56%)及围岩铁千枚岩(含铁6.7%~10%)因为含铁,缩小了与铁矿物的分选差异,造成选矿工艺难度大,而原有生产工艺又相对单一,磨矿粒度偏粗,铁精矿质量一直处于落后水平。改造前焙烧磁选精矿品位为56.5%左右,SiO2+A12O3含量在11%左右,强、弱磁综合精矿品位只有52.50%(扣除烧损为57.00%)左右,致使酒钢高炉入炉品位长期处于全国倒数水平,严重影响了炼铁的技术指标和经济效益。
一、阳离子反浮选试验研究
为了提高铁精矿的品质,酒钢与长沙矿冶研究院合作进行了大量的研究,为焙烧磁选精矿提质降杂改造提供了依据(表1)。1997年采用混合胺作捕收剂在实验室完成了酒钢焙烧磁选精矿阳离子反浮选试验,取得了初步成效;2005年上半年,采用GE-609作捕收剂在实验室进一步完成了反浮选提质降杂研究,药剂消耗大幅度下降,泡沫性能和工艺指标明显改善。在此基础上,于2005年下半年对选矿厂焙烧磁选二次磁选精矿进行了阳离子反浮选半工业分流试验,取得了显著的效果,在严冬季节、常温条件下,72h稳定试验结果表明,一次粗选、一次精选、四次扫选反浮选流程指标为精矿品位61.82%,SiO2含量5.46%,作业回收率93.98%。与同期单一磁选流程生产指标相比,精矿铁品位提高4.05%,SiO2降低4.65%。
表1 焙烧磁选精矿阳离子反浮选历次试验结果 %试验时间
/a规模捕收剂给矿
品位精矿品位尾矿
品位回收率较给矿品位提高幅度TFeSiO21997
2005
2005小型
小型
半工业混合胺
GE-609
GE-60956.36
55.26
56.5360.54
60.40
61.82
5.52
5.4629.81
20.41
24.2092.81
95.25
93.984.18
5.14
5.29
二、阳离子反浮选生产实践
根据半工业分流试验结果,2007年酒钢对选矿厂焙烧磁选系统进行了阳离子反浮选提质降杂改造,改造后的工艺流程为三段阶段磨矿、四次磁选-阳离子反浮选流程,也就是在弱磁选五次选别的基础上,取消第五次选别,将第四次磁选的精矿引入再磨-反浮选系统。再磨作业由球磨机与水力旋流器组成磨矿分级回路,浮选流程为一次粗选、一次精选、四次扫选反浮选流程。改造工程于2007年3月开工建设,至2007年12月建成投产,2008年4月完成工业调试并实现达产达标。
(一)工业调试结果
工程投产后,首先进行了自动控制调试,内容包括泵池液位自动控制、磨矿自动控制、浮选液位自动控制、浓缩自动控制、自动配药及生产执行系统(MES)调试,在此基础上对磨矿、浮选的主要工艺参数进行了试验,确定了适宜的工艺参数范围。在选矿厂满负荷生产的情况下,2008年4月26日-29日进行了连续72h的稳定试验,结果见表2,数质量流程指标见图1。
表2 工业生产稳定试验指标指标类别铁品位/%精矿含SiO2/%浮选作业选比/倍作业回收率/%品位提高幅度/百分点给矿精矿尾矿初步设计指标 60.50 1.16094.00 工业生产稳定试验指标55.7660.6124.165.761.15494.234.85
图1 酒钢焙烧磁选铁精矿阳离子反浮选数质量流程
表2表明,在浮选给矿品位55.76%的条件下,精矿品位60.61%,SiO25.76%,尾矿品位24.16%,浮选作业回收率94.23%。与设计指标相比,精矿品位和作业回收率均达到了设计指标;与原有单一磁选工艺相比,增加反浮选后精矿品位提高4.04个百分点,SiO2含量降低4.74个百分点。
(二)生产指标
调试结束后,该工艺进入正常生产阶段。4个多月来,生产过程稳定,泡沫输送顺畅,在易选矿石比例下降、矿石可选性趋于劣化的情况下,生产指标基本上保持了调试水平(表3)。
表3 工业生产指标时间铁品位/%精矿含SiO2/%精矿产率/%作业回收率/%品位提高幅度/(百分点)给矿精矿尾矿2008年4月
2008年5月
2008年6月
2008年7月
平 均55.57
55.04
55.55
54.61
55.1960.01
59.75
60.23
59.96
59.9923.43
21.75
22.53
22.91
22.666.19
6.61
6.17
5.83
6.2087.76
87.60
87.59
85.56
87.1494.77
95.10
94.97
93.94
94.724.44
4.71
4.68
5.35
4.80
三、铁矿阳离子反浮选的优缺点
生产实践表明,与阴离子反浮选相比,铁精矿采用阳离子反浮选具有如下优点:
(一)药剂制度简单。酒钢焙烧磁选精矿反浮选采用GE-609作捕收剂、淀粉作抑制剂、硫酸作调整剂,药剂制度相对简单。
(二)节能。GE-609具有耐低温的特点,要求最低浮选温度为8℃。上述半工业分流试验的矿浆温度为12℃,工业生产时冬季矿浆最低温度在15℃以上,完全符合常温浮选的要求。而阴离子反浮选一般要求矿浆温度达到30℃左右,必须加温。因此采用GE-609作为阳离子反浮选的捕收剂具有明显的节能效果。
(三)弱碱性介质浮选,水路不结垢。铁矿阴离子反浮选通常要求矿浆pH值在11左右,同时要添加CaO作活化剂,使环水的结垢性大幅度增强。而阳离子反浮选在中性或弱碱性条件下浮选,不加CaO,环水的结垢性不会增强。对酒钢矿石而言,由于原有环水的pH值偏高,在浮选前还要加硫酸降低pH值,环水的结垢性反而下降了。
(四)对脉石的适应性强,脱硅效果好。酒钢镜铁山铁矿石矿物组成复杂,脉石种类多样,采用阴离子反浮选时脱硅效果不好。而GE一609对碧玉、千枚岩、铁白云石和石英都有较好的捕收效果,对脉石的适应性强,脱硅效果好。
当然,事物总是一分为二的。铁矿阳离子反浮选也有缺点,那就是其泡沫不象阴离子反浮选的那么脆,泡沫的流动性没有阴离子反浮选的那么好,这也是大家常常最为关注的问题。从酒钢的生产实践看,这个问题确实存在,但是没有那么严重。采用GE-609作捕收剂,其泡沫没有原来想像的那么粘,只要泡沫输送设备和管路参数选择得当,生产顺行是没有问题的,酒钢8个多月的生产实践完全说明了这一点,这可能与GE-609的自身性能有关。
四、经济效益评价
(一)直接效益
与原流程相比,实施提质降杂改造后焙烧磁选精矿铁品位提高4.04%,SiO2降低4.74个百分点,每年少产生SiO210.25万t。付出的代价是选矿工序多消耗块矿18.61万t,浮选作业加工量215.44万t,需要增加原料费和选矿加工费合计9129万元。
烧结工序每年可节约石灰石18.8万t,少加工烧结矿24.32万t,两项合计节约成本1642万元。炼铁工序高炉入炉品位提高1.57%,焦比降低13.4kg/t,每年可节约焦碳6.7万t,增产生铁22.48万t,两项合计炼铁效益为17012万元。
从选矿至炼铁工序,公司整体合计降低成本9525万元,效益显著。
(二)节能减排效益
1、节能效益。实施提质降杂后,选矿工序每年增加电力消耗3142×104kW·h,折合标准煤3.86万t;烧结工序由于减少加工量和节约石灰石每年可节约标准煤1.16万t,炼铁工序由于节约焦炭可节约标准煤5.82万t,合计节约标准煤3.12万t。
2、减排效益。固体废弃物:实施提质降杂后,选矿尾矿堆置量每年增加34万t,由于精矿中SiO2含量明显降低,高炉渣量每年减少18万t。两者相抵,固体废弃物增加16万t。
二氧化硫排放:由于精矿中硫减少1678t,烧结工序可减少二氧化硫排放2181t,炼铁工序可减少二氧化硫排放1092t,由于节约焦炭,炼铁工序可减少二氧化硫排放1099t。三项合计可减少二氧化硫排放4372t。
温室气体排放:由于少消耗石灰石,烧结工序可以减少二氧化碳排放6.85万t;由于节约焦炭,炼铁工序可减少二氧化碳排放21.7万t。两者合计每年可减少二氧化碳排放 28.55万t。
污水排放:提质降杂需要增加尾矿污水78.4万t。这部分水随尾矿输送到尾矿坝处理,可以合格回用。
总体来说,虽然固体废弃物堆置量增加了,但是二氧化硫和二氧化碳排放量明显减少。因此,该工程对环境是有益的。
(三)其它效益
提质降杂改造后,铁精矿的其他杂质含量也有明显降低。其中K2O每年减少1789t,Na2O减少678t,S减少1854t,P减少180t,由此可以降低高炉碱负荷0.516kg/t,S负荷0.078 kg/t,P负荷0.038kg/t,从而有利于改善高炉炉况、降低钢铁料消耗。
五、结论
(一)酒钢选矿厂采用阳离子反浮选工艺对焙烧磁选铁精矿进行提质降杂改造,精矿品位提高4.04个百分点,SiO2含量降低4.74个百分点,从选矿至炼铁,每年可降低成本9525万元,各项指标已经实现达产达标。
(二)生产实践表明,在新型耐低温捕收剂GE-609的支撑下,阳离子反浮选具有脱硅效果好,对脉石的适应性强,药剂制度简单,不用加温,水路不结垢,生产顺行等优点,为难选氧化铁矿石提质降杂提供了一条新的工艺路线。
(三)应用铁精矿提质降杂技术不仅可以改善铁精矿质量,促进高炉指标进步,提高系统的经济效益,而且具有节能减排的作用,应当大力推广。
提高白钨精矿质量的工艺研究及生产实践
2019-02-19 12:00:26
进步白钨精矿质量的工艺研讨及出产实践
过建光 吕纯洁
摘要:“九五期间”,北京矿冶研讨总院和广州有色金属研讨院研发的选钨新工艺CF法和GY法用于柿竹园多金属矿钨浮选已获得打破性发展,但近年来出产矿石含硫常高于规划档次(原规划矿石硫档次仅0.5%~0.7%,现常到达1%~2%),现有硫化矿浮选体系已不彻底习惯,致使白钨精矿含硫超支,本研讨选用BLR+松醇油进行反浮选脱硫的办法,可使白钨精矿中的硫操控在0.3%~0.5%,很好的处理了出产中白钨精矿含硫超支的问题。
关键词:白钨精矿;脱硫;反浮选
“九五”期间研发的浮钨新工艺CF法和GY法在我矿进行试出产以来,获得了令人满意的作用,尤其是钨的选矿收回率上了一个台阶,使柿竹园矿的钨收回率由传统的56%上升到67%以上,获得了历史性的打破,现柿竹园矿1000t/d选矿厂选用GY法浮选钨矿藏。
柿竹园选矿厂处理的原矿属高中温热液矽卡岩矿床的Ⅲ矿带富矿体,矿石中的首要有用矿藏有白钨矿、黑钨矿、辉钼矿、辉铋矿、萤石和磁铁矿,脉石矿藏有黄铁矿、磁黄铁矿、方解石、石榴子石、辉石和绿泥石等,它们散布粗细不均,含量各不相同,全体嵌布粒度较细,原矿中硫含量大大超越规划的硫档次,有时乃至高达2%,这部分硫中以磁黄铁矿占相当大的份额。因为选钨新工艺中矿浆碱度下降,含硫矿藏未受到激烈按捺,致使骨干流程中硫化矿体系铋硫混浮作业硫很难收回洁净,终究使白钨精矿杂质硫的含量居高不下,影响了该产品的供应和经济效益。为此,我厂技术人员对GY法浮钨酸浸前后的白钨精矿取样进行了体系研讨,实验标明,酸浸前白钨精矿中钨很难消泡及操控钨的上浮,而酸浸后脱硫作用较好。
1 试样及药剂
本次试样一次性从拌和桶里充沛拌和均匀和酸浸后白钨精矿中获得,白钨精矿档次65.35%,含硫1.44%,实验所用药剂有CuSO4、BLR、水玻璃、Na2S、丁基黄药和松醇油,均为出产现场所用工业品,补加水为现场的出产用水。
2 浮选实验及成果
2.1 准则流程
本着浮少抑多的准则,本实验选用反浮选工艺,断定浮选计划时首要考虑硫的活化和尽可能削减白钨id丢失,因而,选用白钨精矿酸浸脱药后浮硫工艺。为简化流程,本实验各计划均选用一次开路浮硫,意图是不增加过多的动力设备,实验中对各药剂组合及pH值进行恰当调整。
2.2 实验计划及成果
针对白钨精矿活化脱硫和怎么下降脱硫时白钨精矿的丢失,进行了多种计划的实验研讨,实验中考虑了各种药剂的归纳作用,各计划的实验条件和浮选成果见表1。
表1 各计划的实验条件和脱硫浮选成果/%计划药剂及用量(g·t-1)精矿
产率精矿档次尾矿档次收回率WO3SWO3SWO3S一
二
三
四
五
六
七未加药
Na2S
CuSO4
丁基黄药
CuSO4
丁基黄药
pH8
Na2S
丁基黄药
pH8
Na2S
丁基黄药
pH8
CuSO4
丁基黄药
pH8.5
pH6
松醇油pH6
1600
1600
20
1500
20
1500
20
2000
20
1000
20
104.50
6.00
7.26
6.01
7.36
4.64
3.0050.71
39.50
50.66
23.83
19.28
25.07
18.4720.55
17.12
15.24
16.45
14.28
20.55
31.7966.04
67.00
66.50
68.00
69.01
67.32
66.800.54
0.42
0.36
0.48
0.42
0.51
0.313.49
3.63
5.63
2.19
2.17
1.78
0.8464.20
72.24
76.82
68.67
72.98
66.22
76.62 从表1成果看出,酸浸后的白钨精矿只需加少数的松醇油就能够到达很好的脱硫作用,这说明硫在白钨精矿酸浸已受到了活化,不需要加硫酸铜活化和诱导,相反硫酸铜和的增加会使硫精矿产率增大,加大白钨的丢失,因而脱硫的关键是操控硫精矿中白钨的含量,为了操控白钨上浮量和进一步进步硫作用,保证在工业出产中使白钨丢失降至最少和白钨精矿含硫在0.5%以下,选用水玻璃和BLR作调整剂进行脱硫实验,松醇油的用量为10g/t,浮选成果见表2。表2中的调整剂用量为条件实验的最佳用量。
表2 调整剂脱硫浮选实验成果/%调整剂及用量/(g·t-1)产率精矿档次尾矿档次收回率WO3SWO3SWO3S水玻璃
BLR2000
2003.50
3.0038.61
16.5929.56
38.3066.32
68.410.42
0.302.07
0.7471.85
89.90
从表2成果能够看出,增加BLR有利于下降硫精矿中白钨矿的含量,明显改进脱硫作用,其作用大大优于水玻璃调整剂。从浮选进程看,加BLR后,硫浮选进程更安稳,硫浮游速度更快,故终究选用BLR加松醇油的脱硫工艺。
3 出产实践
依据小型实验成果,结合我厂现场出产状况,选用了既简略又经济的BLR加松醇油脱硫工艺进行现场试出产。试出产选用两连槽5A浮选机开路浮选。经过一个月试出产,出合格白钨精矿150t,杂质硫的含量为0.2%~0.5%。处理了现场白钨精矿含硫超支的问题,该工艺现已转入工业出产,获得了杰出的经济效益。在采纳本工艺曾经,白钨精矿杂质含硫平均为1.1%,白钨精矿合格率仅为20%,采纳本工艺今后,白钨精矿杂质含硫平均为0.4%,白钨精矿合格率到达100%,每吨白钨精矿净增价值1500元,可年增经济效益100万元。
4 结语
经过实验室和现场出产实践,选用BLR和松醇油进行白钨精矿反浮选脱硫工艺简略合理,基本处理了白钨精矿含硫超支的问题,在技术上是对柿竹园高硫原矿下CF法及GY法选钨新工艺的进一步完善,经济效益明显。
稀土精矿
2017-06-06 17:50:12
在稀土精矿的生产上存在两大问题,严重影响了包头稀土
产业
的可持续发展。 第一个是稀土精矿品位,产品单一,处理工艺也比较单一,稀土选矿厂生产的大部分是50%REO的精矿,处理工艺也是单一的浓硫酸焙烧工艺,给地区环境造成较大影响,黄河附近的稀土冶炼企业威胁黄河水源,处于半停产和全体等待迁徙的境地。如果稀土精矿品位提高到55%或60%以上,则从工艺上进行改变,就可从根本上改进和解决稀土冶炼企业的三废对环境带来的不利影响,因此改变稀土精矿产品结构,生产高品位稀土精矿是一项紧急和迫切的任务。 第二个是稀土回收率太低,目前,用包头资源生产稀土精矿的选矿厂回收率不高,大部分选矿厂实际回收率都不超过60%,有的还要低,远远低于四川和美国同类选矿厂的水平,因此,提高包头资源稀土精矿回收率就更具有特殊的意义。其一是集中回收稀土矿物,使铁精矿的质量和回收率得到提高。由于铁精矿中的磷、氟严重影响了钢铁冶炼,铁的选矿回收率往往也是受到稀土矿物、萤石矿物等的影响,提高稀土精矿回收率对解决包头资源的全面综合利用具有重要的意义;其二是钍的回收利用得到保证,因为包头资源中的钍主要集于稀土矿物中,或者说绝大部分钍与稀土共生于稀土矿物中,要回收钍必须从稀土冶炼过程中回收,稀土回收率提高了,钍的回收率也提高了。而钍被认为是解决未来核能发电的长期核燃料来源,因此,提高稀土精矿回收率对钍的回收利用也具重要意义。其三是对放射性钍元素的环境影响也有很大的积极帮助,钍集中回收和利用,避免了放射性钍元素的扩散并避免对其他产品、空气、水源等造成污染和影响。在进行工业生产试验,本试验的目的就是既要提高稀土精矿品位,又要同时提高回收率。用不同工艺生产稀土精矿品位53%和59%的产品,回收率分别达到84%和90%以上,而且由于精矿品位和回收率的大幅提高,产品档次提高,生产效率提高,使选矿的经济效益大幅增长。这次提高稀土精矿品位和回收率的试验是在选矿闭路串级理论的基础上进行的,而这一理论又是在稀土萃取串级理论的基础上完成的,根据这一理论,对某一种选矿体系,可以通过计算和设计来达到我们人为要想达到的技术指标,这一理论的应用已经得到实验的证实,如能推广应用,对提高矿产品的质量和回收率是很有意义的,对矿产资源的节约利用和发展循环经济也将具有重要的意义。更多有关稀土精矿的内容请查阅上海
有色
网
锌精矿
2017-07-04 14:27:16
锌是微量元素的一种,在人体内的含量以及每天所需摄入量都很少,但对机体的性发育、性功能、生殖细胞的生成却能起到举足轻重的作用,故有“生命的火花”与“婚姻和谐素”之称。人体正常含锌量为2-3克。绝大部分组织中都有极微量的锌分布,其中肝脏、肌肉和骨骼中含量较高。锌是体内数十种酶的主要成分。锌缺乏时全身各系统都会受到不良影响。尤其对青春期性腺成熟的影响更为直接。概况锌精矿一般是由铅锌矿或含锌矿石经破碎、球磨、泡沫浮选等工艺而生产出的达到国家标准的含锌量较高的矿石。锌
是一种常用有色金属,是古代铜、锡、铅、金、银、汞、锌等7种有色金属中提炼最晚的一种,金属锌具蓝白色,硬度2.0,熔点419.5℃,沸点911℃,加热至100~150℃时,具有良好压性,压延后比重7.19。锌能与多种有色金属制成合金,其中最主要的是锌与铜、锡、铅等组成的黄铜等,还可与铝、镁、铜等组成压铸合金。锌主要用于钢铁、冶金、机械、电气、化工、轻工、军事和医药等领域。锌精矿是生产金属锌、锌化合物等的主要原料。金属锌主要是生产铜合金、铅合金、镁合金
、
铅锌合金及锌化合物用于钢铁、冶金、机械、电气、化工、轻工、军事和医药等领域。市场行情由于全球锌精矿增产,特别是中国矿山扩产带来供应增加,2012年全球锌精矿供应首次由短缺转为过剩,过剩数额36.99万吨,受此影响,锌精矿加工费逐渐回升,行业利润格局出现向冶炼环节转移倾向,中国产业洞察网《锌精矿行业当前现状及未来趋势发展预测报告》数据显示2013年全球锌精矿加工费已敲定210.5美元/吨,增幅为10.2%,中国锌精矿加工费从2012年的4247元/吨,上升到了5060元/吨,增幅19.1%。矿产商在TC上的让利有利于提振生产企业热情,中国产业洞察网分析师调研,今年1月中国冶炼企业开工率73.41%,较去年相比维持高位,2月份受春节假期影响开工率略低,但仍能维持在70%上方。资源锌的单一锌矿较少,锌矿资源主要是铅锌矿。中国铅锌矿资源比较丰富,全国除上海、天津、香港外,均有铅锌矿产出。产地有700多处,保有铅总储量3572万吨,居世界第4位;锌储量9384万吨,居世界第4位。从省际比较来看,云南铅储量占全国总储量17%,位居全国榜首;广东、内蒙古、甘肃、江西、湖南、四川次之,探明储量均在200万吨以上。全国锌储量以云南为最,占全国21.8%;内蒙古次之,占13.5%;其他如甘肃、广东、广西、湖南等省(区)的锌矿资源也较丰富,均在600万吨以上。铅锌矿主要分布在滇西兰坪地区、滇川地区、南岭地区、秦岭-祁连山地区以及内蒙古狼山-渣尔泰地区。从矿床类型来看,有与花岗岩有关的花岗岩型(广东连平)、夕卡岩型(湖南水口山)、斑岩型(云南姚安)矿床,有与海相火山有关的矿床(青海锡铁山),有产于陆相火山岩中的矿床(江西冷水坑和浙江五部铅锌矿),有产于海相碳酸盐(广东凡口)、泥岩-碎屑岩系中的铅锌矿(甘肃西成铅锌矿),有产于海相或陆相砂岩和砾岩中的铅锌矿(云南金顶)等。铅锌矿成矿时代从太古宙到新生代皆有,以古生代铅锌矿资源力量丰富。生产工艺与质量指标锌精矿的选矿工艺一般是由铅锌矿或含锌矿石经破碎、球磨、泡沫浮选等工艺,生产出达到国家标准的锌精矿,锌精矿的主要成份根据产品等级规定,锌含量为40--55%。质量指标等 级Zn(%)Cu(%)Pb(%)Fe(%1≧55≦0.8≦1.0≦6.02≧53≦0.8≦1.0≦6.03≧50≦1.0≦1.5≦8.04≧48≦1.0≦1.5≦12.05≧45≦1.5≦2.0≦12.06≧43≦1.5≦2.0≦12.07≧40≦2.0≦2.5≦14.08≧40≦2.0≦2.8≦18.0
铜精矿
2017-07-04 14:24:07
铜是人类最早 发现和使用的金属之一,紫红色,比重8.89,熔点1083.4℃。铜及其合金由于导电率和热导率好,抗腐蚀能力强,易加工,抗拉强度和疲劳强度好而被广泛应用,在金属材料消费中仅次于钢铁和铝,成为国计民生和国防工程乃至高新技术领域中不可缺少的基础材料和战略物资。在电气工业、机械工业、化学工业、国防工业等部门具有广泛的用途。铜精矿是低品位的含铜原矿石经过选矿工艺处理达到一定质量指标的精矿, 可直接供冶炼厂炼铜。1)火法冶炼一般是先将含铜百分之几或千分之几的原矿石,通过选矿提高到20-30%,作为铜精矿,在密闭鼓风炉、反射炉、电炉或闪速炉进行造锍熔炼,产出的熔锍(冰铜)接着送入转炉进行吹炼成粗铜,再在另一种反射炉内经过氧化精炼脱杂,或铸成阳极板进行电解,获得品位高达99.9%的电解铜。该流程简短、适应性强,铜的回收率可达95%,但因矿石中的硫在造锍和吹炼两阶段作为二氧化硫废气排出,不易回收,易造成污染。近年来出现如白银法、诺兰达法等熔池熔炼以及日本的三菱法等、火法冶炼逐渐向连续化、自动化发展。2)现代湿法冶炼有硫酸化焙烧-浸出-电积,浸出-萃取-电积,细菌浸出等法,适于低品位复杂矿、氧化铜矿、含铜废矿石的堆浸、槽浸选用或就地浸出。湿法冶炼技术正在逐步推广,预计本世纪末可达总产量的20%,湿法冶炼的推出使铜的冶炼成本大大降低。主要矿物铜是一种典型的亲硫元素,在自然界中主要形成硫化物,只有在强氧化条件下形成氧化物,在还原条件下可形成自然铜。目前,在地壳上已发现铜矿物和含铜矿物约计250多种,主要是硫化物及其类似的化合物和铜的氧化物、自然铜以及铜的硫酸盐、碳酸盐、硅酸盐类等矿物。其中,能够适合目前选冶条件可作为工业矿物原料的有16种。即自然元素:自然铜(含铜近100%);铜的硫化物:黄铜矿(含铜34.6%,括号指铜含量,下同)、斑铜矿(63.3%)、辉铜矿(79.9%)、铜蓝(66.5%)、方黄铜矿(23.4%)、黝铜矿(46.7%)、砷黝铜矿(52.7%)、
钨精矿
2017-06-06 17:50:12
钨属于稀有元素,在地壳中含量仅为0.007%,我国钨(钨精矿)储量约占世界总储量的55%,居首位。华北、西北和西南都有产出,尤其是西起广西,经湖南、广东, 江西,东至福建的南岭山脉一带,钨矿最多。其中又以江西南部最为集中,大小矿山达数百处,大吉山、西华山、岿美山、盘古山等都是世界有名的钨矿山。我国选冶钨矿物原料与国外不同 国外长期以来开发的钨矿,主要是白钨矿,占总生产能力的60%。而我国尽管白钨矿已探明储量376万t,占全国钨矿总储量的71%,但由于一些大型、超大型钨多
金属
矿床的矿石物质成分复杂,嵌布粒度细,选冶技术尚未彻底解决,因而现阶段开采仍以石英脉型黑钨矿为主,占全国采出矿量的90%。 性质: 钨属亲石元素,主要以钨酸盐的形态存在于伟晶岩和热液矿床中;已知的钨矿约有15种,其中主要有黑钨矿和白钨矿两种。 (1)黑钨矿(Fe,Mn)WO4,又名钨锰铁矿,含WO3约76%,呈褐黑色至黑色,显半
金属
光泽,比重为7.1~7.9;属单斜晶系,晶体常呈厚板状,晶面上常有纵纹。黑钨矿常与石英脉共生在一起。 (2)白钨矿CaWO4,又名钨酸钙矿,含WO3约80%,常呈灰白色,有时略带浅黄、浅紫、浅褐等色,显金刚光泽或油脂光泽,比重为5.9~6.1;属四方晶系,晶形常呈双锥状,集合体多为不规则粒状或致密块状。白钨矿常与辉钼矿、方铅矿和闪锌矿共生在一起。 已知的含钨矿石主要有石英—黑钨矿矿石,硅卡岩—白钨矿矿石和砂矿等类型。 用途:钨精矿是生产钨铁、钨酸钠、仲钨酸铵(APT)、偏钨酸铵(AMT)等钨化合物的主要原料,其下游产品主要有三氧化钨、蓝色氧化钨、钨粉、碳化钨、硬质合金、钨钢、钨条、钨丝等。 生产工艺: 钨精矿的选矿工艺一般是由钨矿石(黑钨矿或白钨矿)经破碎、球磨、重选(主要有摇床、跳汰)、浮选、电选、磁选等工艺过程,生产出达到国家标准的黑钨精矿或白钨精矿,钨精矿的主要成份三氧化钨含量可达到65%以上。 钨广泛应用于刀刃具、模具等的生产中。这种暴涨主要是供求关系所造成的,而造成这种供求关系的深层次原因,除了包含加工制造业发展因素以外,还有出口过量的因素在内。由于我国的汽车工业、机械加工工业以及采矿业的不断发展,
市场
对硬质合金、高速钢刀刃具的需求正在快速递增,同时对耐震钨丝、钨合金、钨电极等焊接材料的需求也以同样的比例增长。而在供给方面,尽管所有的钨矿点都在高速运转,但今年一季度
产量
仍然不比去年.今年一季度我国钨精矿
产量
为16300吨,比去年同期下降1.6%。
黑钨精矿
2019-01-25 13:38:15
1. 概况 钨属于稀有元素,在地壳中含量仅为0.007%,我国钨储量约占世界总储量的55%,居首位。华北、西北和西南都有产出,尤其是西起广西,经湖南、广东, 江西,东至福建的南岭山脉一带,钨矿最多。其中又以江西南部最为集中,大小矿山达数百处,大吉山、西华山、岿美山、盘古山等都是世界有名的钨矿山。 我国选冶钨矿物原料与国外不同 国外长期以来开发的钨矿,主要是白钨矿,占总生产能力的60%。而我国尽管白钨矿已探明储量376万t,占全国钨矿总储量的71%,但由于一些大型、超大型钨多金属矿床的矿石物质成分复杂,嵌布粒度细,选冶技术尚未彻底解决,因而现阶段开采仍以石英脉型黑钨矿为主,占全国采出矿量的90%。 2. 性质 钨属亲石元素,主要以钨酸盐的形态存在于伟晶岩和热液矿床中;已知的钨矿约有15种,其中主要有黑钨矿和白钨矿两种。 (1)黑钨矿(Fe,Mn)WO4 ,又名钨锰铁矿,含WO3 约76%,呈褐黑色至黑色,显半金属光泽,比重为7.1~7.9;属单斜晶系,晶体常呈厚板状,晶面上常有纵纹。黑钨矿常与石英脉共生在一起。 (2)白钨矿CaWO4 ,又名钨酸钙矿,含WO3 约80%,常呈灰白色,有时略带浅黄、浅紫、浅褐等色,显金刚光泽或油脂光泽,比重为5.9~6.1;属四方晶系,晶形常呈双锥状,集合体多为不规则粒状或致密块状。白钨矿常与辉钼矿、方铅矿和闪锌矿共生在一起。 已知的含钨矿石主要有石英—黑钨矿矿石,硅卡岩—白钨矿矿石和砂矿等类型。 3. 用途 钨精矿是生产钨铁、APT(仲钨酸铵)的主要原料。 4. 产制 钨砂从岩体中采出,经粗碎、筛分及手选后,通常采用磁选、浮选以及重力、静电、化学选矿等方法进行精选,经精选后,可得到含WO3 为65%以上的钨精矿成品。
什么是铁损,什么是铜损.
2018-12-12 13:51:05
当变压器的初级绕组通电后,线圈所产生的磁通在铁心流动,因为铁心本身也是导体,在垂直于磁力线的平面上就会感应电势,这个电势在铁心的断面上形成闭合回路并产生电流,好象一个旋涡所以称为“涡流”。这个“涡流”使变压器的损耗增加,并且使变压器的铁心发热变压器的温升增加。由“涡流”所产生的损耗我们称为“铁损”。另外要绕制变压器需要用大量的铜线,这些铜导线存在着电阻,电流流过时这电阻会消耗一定的功率,这部分损耗往往变成热量而消耗,我们称这种损耗为“铜损”。所以变压器的温升主要由铁损和铜损产生的。由于变压器存在着铁损与铜损,所以它的输出功率永远小于输入功率。
什么是铁损,什么是铜损
2018-12-14 11:30:58
当变压器的初级绕组通电后,线圈所产生的磁通在铁心流动,因为铁心本身也是导体,在垂直于磁力线的平面上就会感应电势,这个电势在铁心的断面上形成闭合回路并产生电流,好象一个旋涡所以称为“涡流”。这个“涡流”使变压器的损耗增加,并且使变压器的铁心发热变压器的温升增加。由“涡流”所产生的损耗我们称为“铁损”。另外要绕制变压器需要用大量的铜线,这些铜导线存在着电阻,电流流过时这电阻会消耗一定的功率,这部分损耗往往变成热量而消耗,我们称这种损耗为“铜损”。所以变压器的温升主要由铁损和铜损产生的。 由于变压器存在着铁损与铜损,所以它的输出功率永远小于输入功率。.
什么是废杂铜
2018-09-19 09:47:10
废杂铜主要来源于三个渠道:①铜冶炼过程中产生的废品和废料;②各种机械加工过程中产生的废品和废料;③使用过程中旧的、报废的仪器、仪表、工具和机器设备中所含铜等。目前,我国将进口废杂铜分为六类废杂铜和七类废杂铜:六类废杂铜(海关编码7404000090)为自动进口许可,主要包括高品位的1#光亮线、2#铜、紫杂铜、黄杂铜等,其中,高品位的紫铜和分类明确、杂质较少的黄杂铜可以被直接加工利用;部分品位较低的紫杂铜和品位杂乱的黄杂铜则需要重新进行冶炼。七类废杂铜(海关编码7404000010)属于限制进口许可废料,要进口此类废料需要获得相关批文(进口许可证),主要包括废旧线缆、废电机、废变压器、废铜铝水箱和废五金等,必须经过拆解和分拣等再度加工处理才能被冶炼厂或铜加工厂使用。
铝青铜最突出的特点是什么?
2019-05-28 09:05:47
铝青铜最杰出的特色是什么?
铝青铜含铝量一般不超越11.5%,有时还参加适量的铁、镍、锰等元素,以进一步改进功能。铝青铜可热处理强化,其强度比锡青铜高,抗高温氧化性也较好。
有较高的强度,杰出的耐磨性,用于强度比较高的螺杆、螺帽、铜套、密封环等,和耐磨的零部件,最杰出的特色便是其杰出的耐磨性。
国内常用铝青铜牌号
QAL7 板、带、线 具有高的强度和弹性,在大气、淡水、海水和某些酸中耐蚀性高,可热、冷态压力制作,可电焊和气焊,不易钎焊。 绷簧盒要求耐蚀的其它弹性元件。
QAL94 板、管、棒 具有高的强度,杰出的减摩性和很好的耐蚀性,可热制作,可焊接,但不易钎焊。 高强、耐磨零件,如轴承、轴套、齿轮、涡轮等;还可制作接收嘴、法兰盘、扁形摇臂、支架等。 QAL1044 板、管、棒 在400℃以下具有安稳的力学功能,有杰出的减摩性,在大气、淡水、海水中耐蚀性很好,可热制作,可焊接,但不易钎焊。 高强度的耐磨零件盒在400℃以下作业的零件,如轴承、轴套、齿轮、球形座、螺帽、法兰盘等。
红铜,钨铜,锻打红铜,铝青铜,磷青铜,杯土铜