铜精矿冶炼铜精矿冶炼加工费大幅下跌 铜企所受影响较小&nbsp;&nbsp;&nbsp; 今年以来铜价大幅反弹，但铜精矿的冶炼加工费(TC/RC)却逆向出现了大幅下跌。到底是什么原因？对铜的 期货价格 有什么影响？国内铜冶炼企业，需要大量进口铜精矿，冶炼加工费是上市公司主要的利润来源之一，加工费的暴跌对上市公司业绩有何影响？&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp; TC/RC大幅回落 对铜企三大上市公司影响较小&nbsp;&nbsp;&nbsp; &ldquo;尽管近期铜加工 现货 价已跌至20美元/吨，导致国内大多数铜企利润大幅压缩，但这对国内铜企三巨头江西铜业、云南铜业和铜陵 有色 影响都不大&rdquo;，国海证券 行业 分析师黄皓表示。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 对铜企三巨头影响不大&nbsp;&nbsp;&nbsp; 国内铜企三巨头江西铜业、云南铜业和铜陵 有色 大部分铜精矿资源都需要从国外进口，但比例不太一样。长江证券分析师葛军表示，江西铜业自给率最高为25%，但也仅有约16.7万吨属于公司内部供应，外购铜精矿今年预计在33万吨左右，大概有70%是享受长协价加工费，约为23万吨左右，铜陵 有色 和云南铜业该部分占比明显更大，大约分别为35万吨和27万吨。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 黄皓说道，&ldquo;这三家公司今年都签订了75美元/吨和7.5美分/磅的铜加工费长协价，且公司外购比例都较高。&rdquo;&nbsp;&nbsp;&nbsp; 去年铜加工长协价仅为45美元/吨，在经历去年铜价的暴跌后，国外矿企和国内大型铜企今年新签订的铜加工长协价一下猛增了66%，这对于公司铜矿的自给率仅有6％左右的铜陵 有色 来说，是最有利的，而对于云南铜业和江西铜业15%和25%的自给率来说，仍能部分增加公司的盈利能力。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 盈利有望与去年持平&nbsp;&nbsp;&nbsp; 葛军认为，目前铜正价差加上铜 现货 升水4月均值达到了4400元/吨，为近几年以来的单月最高值，在近期国内外铜持续呈现正价差 走势 下，公司进口冶炼业务单吨至少多赚1000元，如果单月销售进口铜精矿为原料的阴极铜4万吨的话，那么仅进口铜精矿产铜的单月毛利就将达到2亿元以上。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 葛军指出，公司 现货 购入的铜精矿，虽然加工费下跌较大，但在 现货 贴水的情况下，仍有部分利润，而目前看来，加工费已基本达到底部，铜精矿供应一旦恢复正常水平，加工费便会再次上涨。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 不过，黄皓同时指出，对于铜企的另一项重要收入，冶炼铜的副产品硫酸， 价格 已从去年2000元/吨的最高价跌落至如今的200元/吨左右，降幅超过90%，硫酸 价格 的暴跌部分抵消了公司的利润，综合来看，铜企的盈利基本与去年持平。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 低廉的硫酸 价格 拖累业绩&nbsp;&nbsp;&nbsp; 黄皓透露，每炼一吨铜，大概有3吨以上的副产品硫酸，其成本大约在250元左右，而去年硫酸 价格 曾一度达到2000元/吨，全年均价也在1000元以上，在去年4季度铜价暴跌的情况下，成为铜企主要的利润来源点之一。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 以铜陵 有色 为例，去年化工类产品营业收入达到17.26亿元，同比增加超过230%，毛利率高达71.40%，盈利超过10亿元以上。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 大宗商品的大跌，同样也导致副产品硫酸 价格 的大幅回落，今年 价格 也回落至成本线左右。黄皓则认为，今年长协价给铜陵 有色 带来的利润将被副产品硫酸给&ldquo;稀释&rdquo;了。黄皓认为，这样的情况同样会体现在云南铜业和江西铜业今年的利润表上。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 黄皓则认为，在铜加工费 现货价格 暴跌后，对长单加工费比重较大的铜陵 有色 业绩影响很小，对另外两个公司影响也较为有限。综合来看，三大铜企的铜加工盈利情况基本与去年持平。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 铜精矿加工费暴跌对铜价影响有限&nbsp;&nbsp;&nbsp; 年初以来在经济复苏，以及对中国需求的期待，以铜为首的 有色金属 引来了一波强烈反弹。国内铜价从2月初的25000元起步，到4月中旬 价格 已经反弹至41000元。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 与铜价大幅反弹相背离的是，铜精矿的冶炼加工费(TC/RC)却出现了大幅下跌。冶炼加工费从年初的近100美元/吨和10美分/磅，到目前 现货 加工费为30美元/3美分，而最新的消息又显示铜精矿的加工费已经降低至20美元/2美分，降幅近80%。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 铜精矿加工费缘何暴跌？&nbsp;&nbsp;&nbsp; TC/RC 价格 大幅下滑，这在很大程度上说明了目前的铜精矿是处于紧缺的状态。而造成这一紧缺现象的原因，国际 期货 分析师刘旭表示，这主要是因为海外几个主产矿区品味下降，造成了铜精矿的 产量 下滑，其次国内冶炼厂因废铜进口减少，进口了较多的铜精矿；另外就是铜价的反弹刺激了国内冶炼企业的生产积极性， 产量 大幅增长，冶炼生产企业可以通过 产量 的增加来抵消单位效益的下滑。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 铜供应仍然充足&nbsp;&nbsp;&nbsp; 虽然TC/RC 价格 下跌，代表着铜精矿的供应偏紧，但是原料的偏紧并不能说明产品&mdash;&mdash;精炼铜供应的紧张。4月份精炼铜 产量 为33.83万吨，同比增长了2.9%，环比增加6%。1月～4月，中国铜 产量 为126万吨，环比增加6%。另外，海关总署数据也显示了进口的大幅增长，以39.9万吨的进口量创出历史新高，较3月环比增长6.6%。1月～4月累计进口133.6万吨，同比增长40%。对于进口和 产量 创下新高，业内人士更是表达出对中国铜市将步入明显过剩局面的担忧。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 后期 走势 仍看消费脸色&nbsp;&nbsp;&nbsp; 从4月份以来的开工情况看，企业的开工率普遍较预期有所好转。据数据显示，4月份铜线杆企业开工率为66.9%，铜管企业开工率为81.6%，铜板带箔企业开工率为80.6%，电线电缆企业开工率为69.1%，铜冶炼厂的开工率为73%。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 金瑞<a

铅精矿价格是很多铅精矿企业关注的重点。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 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。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 现货市场某铅贸易商说：&ldquo;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。&rdquo;但也有贸易商告诉我们：&ldquo;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。&rdquo;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp; 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&nbsp;&nbsp; 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。&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp; 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%。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 更多关于铅精矿价格的资讯，请登录上海有色网查询。

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&lt;2％，Al2O3&lt;4％。

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％。

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。&nbsp;&nbsp;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。

黄金的冶炼进程一般为：  预处理 ——浸取 —— 收回 —— 精粹 　　  1.4.1矿石的预处理办法矿石的预处理办法分为： 焙烧法、化学氧化法、微生物氧化法、其他预处理办法。 1、焙烧法焙烧是将砷、锑硫化物分化，使金粒露出出来，使含碳物质失掉活性。它是处理难浸金矿最经典的办法之一。焙烧法的长处是工艺简略，操作简洁，适用性强，缺陷是环境污染严峻。 2、化学氧化法化学氧化法首要包含常压化学氧化法和加压化学氧化法。 常压化学氧化法是为处理碳质金矿而发展起来的一种办法。常温常压下增加化学试剂进行氧化，如常压加碱氧化，在碱性条件下，将黄铁矿氧化成Fe2(SO)3，砷氧化成As(OH)3和As203，后者进一步生成盐，能够脱除。 加压氧化法具有金收回率高(90%-98%)、环境污染小、习惯面广等长处，处理大多数含砷硫难处理金矿石或金精矿均能取得满足效果。加压氧化包含高压氧化、低压氧化和高温加压氧化。如加压硝酸氧化法，用硝酸将砷和硫氧化成亚和硫酸，使包裹金充沛化离，金的浸出率在95%以上，缺陷是酸耗较高。 3、微生物氧化法微生物氧化又称细菌氧化，它是使用细菌氧化矿石中包裹了金的硫化物和砷化物而将金暴露出来的一种预处理办法。现在，细菌浸出可用于处理矿石和精矿，对精矿一般选用拌和浸出，关于低档次矿石则多选用堆浸。 4、其他预处理办法石灰一压缩空气预处理法能够代替焙烧法，用以处理含黄铁矿和砷黄铁矿的金矿石，能使砷构成慵懒组分留在残渣中。 炭浸法和炭氯法是处理碳质难浸金矿石的直接办法。炭浸法即在有活性炭存在时对矿石进行浸出。炭氯法是将和活性炭一起参加到矿浆中，金溶解并转化成金氯合作物，然后在炭粒表面还原成金属金。浸出后，从矿浆中筛出载金炭并收回金，金收回率达90%。 1.4.2浸取金的化学性质十分安稳，一般情况下不与酸、碱反响，但与混合酸和一些特殊试剂反响生成可溶性合作物。从含金矿石中提取金的办法有多种，详细挑选哪种办法取决于矿石的化学组成、矿藏组成、金的赋存状况及对产品的要求。 1、物理办法物理办法分为混法、重选法、浮选法 (1)混法：混法是收回粗粒单体金的有用办法。该办法是将含黄金的矿石与碾磨，使Au溶于中成金齐，再将蒸腾便得到粗金。混法提金收率在50%—60%之间。该法对高档次黄金矿处理比较适宜，不适于碲金矿、砷锑金矿。 (2)重选法：重选法是使用黄金与脉石的密度差异进行重力分选的办法，是人们从金矿中收回黄金的最陈旧的办法。重选法在脉金矿的选矿或提取工艺中，首要用于磨矿回路收回粗粒单体金。对砂矿的提金该法占主导，砂矿经粗选后须再选用重选、磁选、电选或由这些办法组成的联合流程精选，最终选用火法冶炼取得成色为85%一92%的制品金。 (3)浮选法：浮选法是一种重要而有用的富集金属矿的办法。该法很合适收回0.84mm的金粒。冶炼低档次金矿和金矿尾矿常用此法，该法对含金、铜、铅、锌的硫化矿也适用。浮选法关键在于捕收剂的挑选。 2、化学办法化学办法分为化法(又分：化助浸工艺、堆浸工艺)与非化法(又分：法、硫代硫酸盐法、多硫化物法、氯化法、石硫合剂法、硫酸盐法、化法、碘化法、其他无提金法)。 (1)化助浸工艺：化助浸工艺首要有富氧浸出和液相氧化剂辅佐浸出，如增加过氧化氢或，助浸，加温加压助浸，加Pb(NO3)2助浸等。 (2)堆浸工艺：一般，因为矿石均匀档次低，堆浸浸出率较低(50%～70%)，但因为堆浸为大规模出产，并且可通过改善制粒和喷淋办法，强化微生物效果，增加强化试剂、纯氧口。别的，浸出设备的改善也可进步浸出率。堆浸法工艺老练，流程简略，成本低，可是对矿石习惯性差，浸出速度慢，周期长，耗量高，废液严峻污染环境，且易受铜、铁、铅、锌、硫和砷等杂质的搅扰。 (3)法：提金办法较多，常见的有铁浆法、炭浆法、离子交换树脂法、锌粉(铝粉，铅粉)置换法、电积法、溶剂萃取法等，工业上使用较多的是铁浆法、锌粉(铝粉)置换法。用提金，溶金速度快，比化法快4—5倍，可避免浸出进程中呈现钝化现象;挑选性高，对一些难选难浸矿石浸出率高。缺陷是它不合适处理含碱性脉石较多的矿石，并且报价较贵，从贵液中收回金的工艺尚不老练比。 (4) 硫代硫酸盐法:硫代硫酸盐浸出法是根据碱性条件下，金能与硫代硫酸盐构成安稳的合作物Au(S2O3)23-。为避免S2O32-分化，常参加SO2或盐作安稳剂。研讨标明，在Cu2+催化效果下，金的溶解速度可进步17～19倍。该法特别适于处理含铜、锰、砷的难处理金矿石及碳质金矿。该法速度快，无毒，对杂质不灵敏，金浸出率高，但硫代硫酸盐耗量高，不安稳，所以至今没有推广使用。 (5) 多硫化物法: 使用含多硫螯合离子S22-、S23- 、S24-、S25-的多硫化物与适宜的氧化剂，通过多硫离子本身的岐化效果与金反响生成合作物。该法适于处理含砷、锑的含金硫化矿精矿。多硫化物的特点是挑选性强，浸出速度快，浸出周期短，金浸出率高达80%～99%。该法的缺陷是热安稳性差，分化发作和气，对环境有污染，对设备密闭性要求高。 (6) 氯化法:氯化法使用的是氯的强氧化性。在金一氯一水体系中，金被氯化而发作氧化并与氯离子合作进入溶液，故亦称水氯化法。氯化法有多种形式，如空气氧化一氯化浸金法，处理含砷碳质金矿，金浸出率达94%;焙烧一氯化浸金法，金浸出率达98%，比直接氯化浸金法高4%;炭氯浸金法，可使矿石预处理、浸出与收回在同一体系中进行;闪速氯化法，对传统的水溶化法进行改善，使通入的高度涣散，可进步6%的金提取率，并下降25%的耗费;电化学氧化法，在矿浆中参加氯化钠然后通电，使用电解发作的次氯酸盐使碳质矿石氧化。 (7)石硫合剂法: 石硫合剂法的原理是电化学一催化原理。可浸出含碳、砷、铜、锑、铅等的难处理矿石。 (8) 硫酸盐法:硫酸盐具有溶解金的才能。在酸性条件下，以MnO2作氧化剂，SCN-作合作剂，使用SCN-与Au的较强的配位才能，MnO2可先将SCN-氧化为可溶于水的(SCN)2，然后由它再将金、银氧化成可溶性配离子。此法金浸出率高，反响速率快，不污染环境。 (9) 化法和碘化法一化物浸出与氯一氯化物浸出类似。化法的特点是浸出快，金收回率高，试剂无毒，药剂费用与氯化法相差不大。 (10) 其他无提金法其他非试剂浸金法还有生物有机试剂法，如基酸类、类化合物和腐植酸类等。基酸类分子在适宜的氧化剂如效果下可使用其分子中的氮氧配位原子与金构成有利的可溶性螯合物，使金溶解。 1.4.3溶解金的收回办法溶解金的收回一般选用锌置换法和炭吸附法，树脂吸附技能也开端用于工业出产。分为：锌置换沉淀法、炭吸附法、离子交换法、其它收回办法。 1、锌置换沉淀法锌置换沉淀法也称为Merrill—Crowe法.金的收回率一般可达97.5%以上，且反响速度快，金停留量小。 2、炭吸附法包含炭吸附法(CIP)与炭浸出法(CIL)。CIP是在浸出完成后将活性炭参加专门的吸附槽中。从矿浆中吸附金，吸附时刻大约为浸出时刻的l/5;CIL则是把炭加在浸出槽中吸附金。 3、离子交换法阳离子交换树脂一般制成强碱性、弱碱性或二者的混合树脂 4、其它收回办法溶剂革取比较固体离子交换剂提金有速度快、挑选性好、抗中毒等长处。 1.4.4精粹办法首要有全湿法，它包含电解法、法、法、氯化法、还原法火法、湿法一火法联合法。

锑矿冶炼工艺概略：锑的冶炼办法有火法和湿法两种。我国用的矿藏质料，主要是硫化矿(辉锑矿)，其次是氧化矿和杂乱锑铅矿(主要是脆硫锑铅矿)。这些矿石一般要用选矿办法选出富块矿和精矿进行冶炼。 (1)火法炼锑 硫化矿经蒸发焙烧或蒸发熔炼，使Sb2S3变成Sb2O3(俗称锑氧)，再经还原熔炼和精粹，成为金属锑。还可用沉积熔炼法直接出产粗锑。 (2)锑氧出产 有4种办法：①硫化锑块矿的蒸发焙烧;②硫化锑精矿闪速蒸发焙烧;③硫化锑精矿鼓风炉蒸发熔炼;④硫化锑精矿旋涡炉蒸发熔炼。 (3)还原熔炼和火法精粹蒸发焙烧和蒸发熔炼所产锑氧含杂质很少，配入煤和少数纯碱(Na2CO3)，在反射炉内还原熔炼成粗锑。如需精粹，可持续参加纯碱，碱熔化后把压缩空气鼓入锑液，进行碱性精粹。 (4)电解精粹 选用电解办法进行精粹，能获得纯度较高的锑并能收回粗锑中的贵金属和其他有价值金属。 (5)沉积熔炼 此法适于处理富矿，不宜处理含铅的矿石。小规划出产多用坩埚炉，大规划出产用反射炉，有的厂用电炉。 (6)氧化锑矿石熔炼用鼓风炉熔炼成粗锑，鼓风炉习惯规划大，能够处理难熔矿石，对矿石档次要求不严厉，还答应氧化矿石中混有部分硫化矿。熔炼时以铁矿石、石灰石为熔剂，以焦炭为还原剂，产出粗锑。 (7)杂乱锑铅矿石熔炼这是一种难冶炼的矿石类型，广西大厂以脆硫锑铅矿为质料，选用欢腾炉焙烧，反射炉还原熔炼，所产粗合金吹炼蒸发锑、锑烟尘还原熔炼精粹出产高铅锑、精铅进行电解产精铅的办法。通过10多年的出产实践，已日趋老练，为杂乱的锑铅矿的处理积累了名贵经历。 火法炼锑是国内外传统选用的出产工艺，但由于在冶炼过程中，砷、硫污染环境严峻，因而迫使研讨使用新的湿法工艺。 (8)湿法炼锑用、溶液浸出硫化锑精矿，硫化锑与效果生成溶于水的硫代亚锑酸钠(Na3SbS3);以此溶液配制成阴极液，以溶液为阳极液，进行隔阂电积，得到含锑96%～98%的电锑。 我国对湿法炼锑的研讨使用已获得可喜的发展。80年代末，“氯化-水解法处理硫化锑精矿制取锑白新工艺实验”，已在几家厂商构成规划出产，“从浸取液中直接提取锑酸钠新工艺”研讨，也已使用于出产。氯(盐)氧化法制取锑酸钠，已在出产中选用。其特点是：质料习惯性强，含铅等杂质较高的锑矿也能处理，能归纳收回质猜中的锑和硫，基本上处理了硫烟污染问题。 (9)锑白出产锑白(Sb2O3)是锑的主要用途之一。我国用精锑出产锑白一般用反射炉。将精锑投入反射炉熔化，向锑液中鼓入一次空气，向液面上鼓入二次空气，使锑蒸气彻底氧化。氧化锑出炉后与很多冷空气集合，敏捷冷却，进入收尘体系，即得优质锑白。 (10)生锑生锑即工业用纯洁Sb2O3，是由高档次辉锑矿熔析而得，呈针状结晶，又称针锑。将硫化锑块矿破碎至粒度为20～30mm，在反射炉中增加1%～2%的纯碱助熔剂，于900～1000℃下，熔融分出，扒出残渣，出炉铸锭，即得含锑71%～73%的生锑。

增产降耗是铁合金生产永恒的话题，碳素铬铁生产亦是如此，尤其是近来铬矿资源馈乏，生产使用的铬矿往往品种杂乱，配矿单一，给工艺控制造成较大难度，稍有不慎则炉况恶化，生产不能顺行，技术经济指标难以控制。重庆铁合金(集团)有限责任公司近年来使用过十余中铬矿，在应对上述不利因素方面作了较多的探索。我们发现铬矿石中MgO与Al2O3的含量能直接反映铬矿的冶炼性能，针对不同的MgO/Al2O3值采取应对措施，效果明显，是碳素铬铁生产取得良好指标的关键。 1铬矿特性大致分类 1.1铬矿中的MgO/Al2O3值 传统上将铬矿石按粒度分为块矿和粉矿，按理化性能分为难熔矿和易熔矿。在生产实践中，我们发现铬矿的冶炼性能主要与其中MgO及Al2O3含量紧密相关。众所周知，矿石的粒度过小会影响炉料透气性，但可以通过一定的措施进行改善(如增大焦炭粒度、多加回炉渣铁等)，矿石的熔化性能也可以通过改变其入炉粒度在一定程度上得到改善。而铬矿中如果MgO及Al2O3含量严重失调，则会使炉况不顺，生态平衡产业指标下滑。在生产实践中我们以铬矿的MgO/Al2O3值作为衡量铬矿冶炼性能的一个重要指标。一般我们将MgO/Al2O3〈1称为低镁铝比矿，MgO/Al2O3〉1.5称为高镁铝比矿，MgO/Al2O3=1~1.5为中度镁铝比矿。 1.2MgO/Al2O3值与铬矿冶炼性能 MgO属碱性氧化物，在溶液中可电离成为Mg2+及O2-,具有较强的导电能力,因此,如果炉料中MgO含量过高,将会使炉料及所形成的炉渣比电阻减小,导电能力增强,电流急剧增大,电极上抬,刺火严重,反应区缩小,炉渣流动性差,产量下降,电耗上升;Al2O3属高熔点氧化物,当其含量过高时,炉料及炉渣比电阻增大,容易使符合使用不足,电极深埋,料面死火,炉温低,产量下降,回收率低,炉渣粘稠,炉衬易损坏.当炉料中MgO与Al2O3的含量达到一定的比例时,形成一种平衡,此时炉料的导电性能\熔化性能以及炉渣的熔点\黏度等都能达到一种良好的状态。在生产过程中我们注意到,无论何种铬矿进行配搭,当炉料MgO/Al2O3 1.5以后,则会呈现前述MgO过高的炉况,而MgO/Al2O3值越高情况越严重。根据铬矿中不同的MgO/Al2O3值,生产中应该采取相应的对策。 2参数选择 2.1二次工作电压 对高MgO/Al2O3矿,应选择较低的二次工作电压;对低MgO/Al2O3矿宜选择较高的二次工作电压。以500kvA电炉为例,当MgO/Al2O3>1.4,二次电压选择为105~110V;当MgO/Al2O3 2.2极心圆直径 高MgO/Al2O3矿及块矿,应选择较大极心圆直径;低错误!链接无效。及粉矿,则应该选择较小极心圆直径。 2.3炉膛深度 通过长期实践摸索我们感觉到,在碳素铬铁生产中,较深的炉膛有利于增加料层厚度,预热炉料,深埋电极,保持炉缸温度,减小热散失,取得较好的技术指标。中小型矿热炉参数一般是通过米库林斯基简易计算法来确定,在计算值的基础上将炉膛加深20%能取得较好的效果。 3渣型与碱度过控制 碳素铬铁生产为有渣冶炼,控制合适的渣型是生产的关键环节。渣型不应是一个固定的形态,不应该只按百分含量去调整其中的氧化物成分,调配渣型最直观的依据是MgO/Al2O3值和碱度。 3.1MgO/Al2O3 在矿种的搭配上,应努力将炉料的综合MgO/Al2O3值调至适中的范围内,我们的实际体会是:如果将MgO/Al2O3值调配在1.05~1.2范围内,再配以合适的碱度能取得较理想的效果,此种渣型导电性能适中,有利于电极深插而用足负荷,炉况稳定,料面火焰均匀,产量高,电耗低,各项指标良好。如果矿石中MgO/Al2O3 3.2炉渣碱度 除了MgO/Al2O3以外,炉渣碱度(MgO+CaO)/SiO2也是一个重要指标.碱度主要是以硅石的配入量来调节,但不能单纯强调碱度,必须要将碱度与MgO/SiO2值进行综合考虑,当MgO/SiO2较大时可适当控制较低碱度,而MgO/SiO2值小时应控制较高碱度,以使炉渣具有恰当的熔点\黏度和导电性能。一般情况,如果MgO/SiO2值在1.05~1.2范围内,碱度控制为1.1~1.25能取得较好效果。 4合金成分控制 合金成分控制主要是指合金中C\Si\S等杂质元素的控制,这些元素在合金中的含量与铬矿的性能及生产技术经济指标有较直接的关系。 4.1[C] 根据铬铁生产精炼脱碳机理,炉内降碳需要两大条件:①要具有较高而且稳定的炉内温度②必须在炉缸高温区存在有足够量的残存Cr2O3。必须同时具备这两个因素,精炼脱碳反应才能进行,产品的含碳量才能有所降低。因此,块矿\高MgO/Al2O3矿能生产出含炭较低的碳素铬铁,反之,粉矿\低MgO/Al2O3矿所生产的铬铁含炭都较高。而生产含炭低的碳素铬铁产品因需要保持较高的炉温和炉缸残存Cr2O3,需造高熔点渣,单位电耗都较高。 4.2[Si] 合金中硅含量与炉温及还原剂用量直接相关,[Si]含量高将使还原剂用量增加,单位电耗升高,但过低的[Si]含量不利于[C]\[S]控制,如果矿石中MgO/Al2O3低时,[Si]过低会导致负荷使用不足。因此合金中[Si]的控制应考虑矿石中MgO/Al2O3值,MgO/Al2O3值高时宜控制较低的[Si],反之,应将[Si]控制得稍高。 4.3[S] 合金中的硫主要是由焦炭代入,在生产过程中控制合金含[S]量的有效手段主要有两方面: 4.3.1调配合适的渣型。适当增加炉渣中CaO的含量,有利于增强炉渣的脱硫能力,增大硫在炉渣中的分配率,降低合金的含硫量。 4.3.2控制合适的合金成分。合金中的[Si]及[C]含量增加,会在一定程度上降低[S]含量。生产过程中的脱硫将增加冶炼的负担,需要控制较高的合金[Si],较高的炉渣(CaO),使焦耗\电耗增加,因此应严格限制入炉原材料中的硫含量。 5结束语  MgO/Al2O3值是铬矿的一个重要指标,在生产中应根据矿石中MgO/Al2O3值,对电炉电气参数\渣型及合金成分等方面采取相应的控制措施,方能取得良好的生产技术经济指标。

&nbsp; 拥有自主知识产权的红土镍矿冶炼经高炉镍铬生铁的发明专利及生产出大批镍生铁的实际成效是我国和世界镍 金属 生产技术的重大突破。技术变革及其快速进人生产应用领域，成功狙击了国际 市场 的疯狂炒作，2007年6月国际 市场 镍价大幅下降.　　在 市场 高镍价的情配下，2005年开始，国内民营企业开始利用炼钢高炉转产冶炼红土镍矿矿石生产镍生铁。经过10年试验，2006年3月由刘光火先生发明，并以其儿子刘沈杰名字向我国国家知识产权局申请的发明专利&mdash;红土镍矿经高炉冶炼镍生铁工艺技术的全部资料，由国家知识产权局予以公开发布。从海关进出口统计资料看，同年1月和2月红土镍矿进口量分别只有1.8万吨，3月以后我国民营企业开始大规模利用从菲律宾和印度尼西亚进口的红土镍矿矿石冶炼镍生铁，此后进口矿石量逐月增加，到年底利用进口矿石约300多万吨，产出镍生铁的含镍量约3万吨。2007年全国生产镍生铁的中小企业达到100多家，1~9月进口矿石1200万吨左右，目前许多矿石积压在港。　　目前我国中小企业生产的镍生铁的含镍量多在4%~8%，只能用作冶炼不锈钢的配料，在冶炼不锈钢时，尚需加人一定量的精炼纯镍。只有提高技术使镍生铁中的含镍量达到12％~15％，才能在冶炼不锈钢时完全替代纯镍。这就是产生矿石积压在港口的原因，也是今后民营企业需要攻克的技术难关。据最新资料，个别技术先进的企业已经可以生产出镍含量10％以上的镍生铁了。　　　　在众多的民营企业中，最大的、技术水平最高的企业是浙江青山控股集团。浙江青山控股集团的青浦镍生铁项目使用的生产流程为：矿石&rarr;矿石＋生水&rarr;烧结&rarr;烧结矿石冷却破碎&rarr;烧结破碎矿石+石灰石+焦炭&rarr;高炉冶炼&rarr;铸锭&rarr;铸锭精整包装。产品为镍铁（镍含量4％~7%)， 产量 18万吨／年。另外，该集团正在印尼OBI岛筹建镍生铁新项目，图谋在海外创业和发展。　　　　我国使用火法利用红土镍矿冶炼镍生铁，使不锈钢生产原料构成发生了重大变革，改变了全球不绣钢生产原料镍的供需格局，也改变了世界不锈钢 产业 的格局。低成本利用矿石质量较差的红土镍矿资源，符合资源节约型的历史发展趋势，翻开了我国不锈钢生产史的新篇章。　　目前高炉法的低品位产品 市场 容量已经饱和，加快发展10％以上品位的回转窑＋矿热炉工艺，可以进一步扩大红土矿火法镍的 市场 容量。到周边红土镍矿冶炼资源国家建立镍生铁企业，可降低运输成本，降低国内能耗，减少国内工业污染。

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)

3月30日音讯： 高铝铁矿商场资源比较富余，本钱优势显着。日钢在成功处理高铝铁矿烧结问题的根底上，又在冶炼过程中处理造渣问题，以确保渣相组成合理，炉况顺行，完成了氧化铝负荷70～80kg/t的正常冶炼。 　　针对高铝铁矿冶炼的负面影响，日钢在炉料结构以及炉渣组戍操控研讨方面取得了以下发展: 　　(1)进步烧结矿中FeO含量。归纳入炉铁矿石FeO含量大约在8%～10%，远高于同行业界的水平，尤其是酸性烧结矿的FeO操控在12%～14%。烧结矿内FeO含量增高，尽管要进步烧结温度，添加高炉燃料耗费，但能有用操控烧结矿的低温复原粉化率。生产实践标明，RDI每升高5%，燃料比上升1%，产值下降1.5%。因而，日钢高炉考虑归纳目标，取得了非常好的效益。 　　(2)调理炉渣中氧化镁(MgO)含量，操控炉渣中MgO:Al2O3=0.65～0.80，三元碱度R3=1.50+0.05，四元碱度R4=0.95+0.05，取得合理渣相组成，改进炉渣流动性。一起，改进炉渣的脱硫才能。 　　(3)进步铁水物理热。跟着渣中Al2O3含量的添加，炉渣的熔化温度显着上升，有利于高炉炉缸的蓄热，操作时要确保铁水物理热T=1500±20℃，来改进渣动性。 　　(4)恰当进步冶炼渣量，操控烧结矿的Al2O3/SiO2比。进步烧结矿内Al2O3含量的一起考虑恰当进步SiO2含量，添加炉渣的稳定性。一般高炉冶炼高铝铁矿的经历，操控Al2O3/SiO2比为0.1～0.35，以确保烧结矿的质量，跟着Al2O3/SiO2比上升，Al2O3含量添加，烧结矿中玻璃质易于构成，烧结矿强度直线下降。日钢的高炉冶炼中炉渣Al2O3/SiO2比现已说到0.5～0.6，仍能够满意高炉操作，取得较好的效益。 　　(5)探索出不同Al2O3含量炉渣下适合的工艺办法，为完成低本钱冶炼奠定根底:ω(Al2O3)=15%～17%，操控炉渣二元碱度1.05～1.15，三元碱度1.50左右，四元碱度0.97左右，MgO/Al2O3比0.65～0.70，炉温操控ω[Si]<0.40%，能够确保物理热到达1480℃以上，冶炼顺畅。(Fiona)

铅锌矿冶炼办法：硫化铅精矿是炼铅的首要矿藏质料，其冶炼办法有火法和湿法两种。现在以火法为主，湿法处于实验研讨阶段。火法炼铅选用烧结焙烧 -鼓风炉熔炼和反响熔炼、沉积熔炼等办法。铅的精粹首要选用火法精粹，其次是电解精粹。 硫化锌精矿是炼锌的首要矿藏质料，也有火法和湿法冶炼。火法冶炼选用竖罐蒸馏、平罐蒸馏或电炉;湿法炼锌，近 20年来开展很快，已成为炼锌的首要办法。火法炼锌所得粗锌选用蒸馏法精粹或直接使用;而湿法炼锌所得电解锌，质量较高，无需精粹。 关于难分选的硫化铅锌混合精矿，一般选用一起产出铅和锌的密闭鼓风炉熔炼法处理。关于极难分选的氧化铅锌混合矿，我国有共同的处理办法，即用氧化铅锌混合矿原矿或其富集产品，经烧结或制团后在鼓风炉熔化，以便取得粗铅和含铅锌熔融炉渣，炉渣进一步在烟化炉烟化，得到氧化锌产品，并用湿法炼锌得到电解锌。此外，还可用回转窑直接烟化取得氧化锌产品。 我国铅、锌精矿产品中含有丰厚的伴生组分，在冶炼进程已归纳收回，经济效益非常可观。冶炼铅时归纳收回的有铜、硫、锌、金、银、铂族金属、铋、、镉、硒、碲等产品。冶炼锌时归纳收回的有硫、铅、铜、金、银、铟、镓、锗、镉、钴、、等产品。

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

我国的镍矿类型首要分为硫化铜镍矿和红土镍矿。红土镍矿的镍含量低于硫化镍矿，曩昔不受注重，但跟着可挖掘的硫化镍矿资源的日益干涸和镍需求的报价举高，厂商开端把注意力转向红土镍矿，国内乃至有些钢铁厂商计划很多进口印尼红土镍矿，以加工下降出产成本。跟着红土镍矿资源不断地开发，红土的镍矿冶炼工艺也越来越遭到人们的重视。 一般来说，现在咱们将红土镍矿的冶炼工艺分为三类，即火法工艺、湿法工艺以及火法-湿法结合工艺。下面我国矿产商业网专家就为您详细解说各个冶炼工艺的处理流程。 1、火法工艺 红土镍矿的火法冶炼工艺还能够分为：镍铁工艺、镍硫工艺以及复原焙烧-磁选法三类。 (1)镍铁工艺 镍铁是选用火法工艺处理镍红土矿的产品，其工艺流程为：首先将矿石破碎到50-150mm，在回转窑煅烧，700℃产出焙砂，将其加电炉，再参加10-30mm的挥发性煤，经过1000℃的复原熔炼，产出粗镍铁合金，再经过吹炼产出制品镍铁合金。 (2)镍硫工艺 该工艺是在出产镍铁工艺的1500-1600℃熔炼进程中，参加，产出低镍硫，再经过转炉吹炼出产高镍硫。出产高镍硫的主见工厂有：法国镍公司、印尼的苏拉威西.梭罗阿科冶炼厂。 (3)复原焙烧-磁选法 该法是使用粉煤灰作为复原剂，在450℃高温下激烈复原固相氧化镍和氧化钴，使焙砂中的镍和钴100%呈金属状况，然后经过湿式磁选收回镍和钴。 2、湿法工艺 红土镍矿的湿法冶炼工艺可分为：复原焙烧-浸工艺和常压酸浸工艺，此外还有加压酸浸工艺、微波加热-FeCl3氯化法、生物浸出工艺等。 (1)复原焙烧-浸工艺 该法是由Caron教授创造，最早在古巴得到应有。工艺为：将红土700℃温度复原焙烧成镍、钴合金，再经过多级逆流浸。镍、钴等金属进入浸出液。浸出液经硫化沉积，沉积母液再除铁、蒸，产出碱式硫酸内，煅烧后转化成氧化镍，也可经复原出产镍粉。 (2)常压酸浸工艺 该法是现在红土矿处理工艺研讨较为抢手的方向。工艺为：对镍红土矿先进行磨矿和分级处理，将磨细后的矿浆与洗涤液和硫酸按必定的份额在加热的条件下反响，将矿石中的镍浸出进入溶液，再选用碳酸钙进行中和处理，过滤进行固液别离，得到浸出液用CaO或Na2S做沉积剂进行沉镍。 3、火法-湿法结合工艺 火法-湿法结合工艺的工厂，现在世界上只要日本冶金公司的大江山冶炼厂。首要工艺进程为：原矿磨细与粉煤混合制团，团矿经枯燥和高温复原焙烧，焙烧矿团再磨细，矿浆进行选矿别离得到镍铁合金产品。   信任跟着硫化镍矿资源的日益匮乏，镍产值的扩大将首要依托与红土镍矿。红土镍矿的冶炼工艺也将成为镍职业能否快速开展的关键所在。

创建铁矿粉综合品位性价比计算法 2014年初以来，由于铁矿资源供大于求的局面出现，铁矿石价格大幅度下滑，迅速由卖方市场转变为买方市场。在这一情况下，钢铁企业如何采购铁矿资源，优化配矿结构?总的认为，优化配矿结构降低炼铁成本应该转变为建立新的主矿体系和实行铁矿资源性价比的最优化。 面对我国钢铁企业布局的现实，沿海港口企业和内地企业在配矿结构和铁矿资源优化问题上，应有所区别。沿海港口企业基本零运费，内地企业要考虑运费对成本的影响，其与铁矿资源高价时代相比，运费占成本的比例大大升高了，内地企业更需要精料，不能把成本花费在负价值的酸性脉石和水分上。但不论港口企业还是内地企业，都应该用铁矿资源冶金价值的性价比作为降低炼铁成本的主要措施。配矿结构的优化应让位于性价比的优化，但不等于没有配矿结构优化的问题了，优化配矿仍然是降低炼铁成本的一项重要内容。 优化铁矿粉性价比和配矿结构的思路 一些企业的采购和配矿部门，直接采用进矿单位比上表观品位。例如，购进铁矿粉的价格为干吨480元，表观品位为62%，单位品位的性价比即为480/62=7.74元/百分比。这样的计算方法与实际差别很大，它缺少了两大步：一是没有根据其脉石含量和有害元素评定和计算综合品位，二是没有依据表观品位价与综合品位价计算岀综合品位性价比。而这两者恰是优化铁矿粉性价比的新思路和新概念。 现在与2014年以前相比，铁矿石价格的大幅下滑造成配矿结构状态变化：内地企业运输费占矿价的比重大大增加了，低价矿等经济炉料在混合矿中的性价比大大降低了。配矿结构的这种状态变化说明，SiO2和Al2O3等脉石含量和有害元素高的铁矿粉占烧结、炼铁成本的比例大大升高了，即矿价大幅下滑后配矿结构的思路和理念须要调整，高品质矿的品位性价比已呈现相对合理的状态，低品质矿的性价比已不如高品质矿。如此，优化配矿结构就回到高品位、低SiO2和Al2O3的赤铁矿或磁铁矿与高、中水化程度的褐铁矿的合理搭配上。 铁矿粉综合品位性价比评价更科学 铁矿粉综合品位评价与计算。众所周知，铁矿粉的不同脉石含量和S、P、K2O、Zn等有害元素对其造块和高炉冶炼都有不同程度的消耗和影响。所谓铁矿粉综合品位价，即扣除不同脉石含量、烧损和有害元素后的实际品位，铁矿粉综合品位评价法是根据前苏联科学院院士M.A.巴洛夫提出的铁矿石冶金价值的计算方法经修正得出的用于粉矿的计算方法：TFe =TFe/(1-LOI)×[100+2R2(SiO2+Al2O3)/(1-LOI)-2(CaO+MgO)/(1-LOI)+2(S+P)/(1-LOI)+5×(K2O+Na2O+Pb+Zn+Cu+As+CL)/(1-LOI)]-1×100%。式中，R2为炉渣二元碱度，其余均为铁矿粉的化学成分，LOI为烧损值。 根据表1数据，买进表观55.7%品位的马来西亚矿粉，由于其含酸性脉石和有害元素，经综合计算后的品位仅为41.84%。41.84%品位的铁矿粉用于烧结和高炉炼铁，依据不同品位铁矿石冶金价值理论，不但没有效益，而且会造成负的经济损失，这就是铁矿粉综合品位评定的价值。 铁矿粉综合品位性价比的计算法。铁矿粉用于造块和高炉冶炼，由于品位高低不同和铁矿石的酸碱度不同，会造成高炉炼铁渣铁比、吨铁用矿量和燃料比不同。品位低的铁矿石，用于高炉炼铁，不仅吨铁用矿量大，而且渣铁比大，造成高炉冶炼的效率低、产量低和燃料比高。因此，不同品位铁矿石的冶金价值是不一样的，不同含铁品位铁矿石的冶金价值列于表2。65%品位的铁矿粉，单位品位的价值为9.23元，而50%品位的价值为2.22元，当品位低于46%后不仅没有价值而且成了负值。 1%品位价格低不等于综合品位性价比高，企业采购铁矿粉应选择综合品位性价比高的采购。同时还应遵循不同品位的冶金价值和配矿结构的合理性，由于综合品位≤45%的冶金价值为负值，企业采购品位低于45%的铁矿粉不会给企业带来降低成本的效果，反而由于高炉指标的恶化和燃料比的升高，会提高生产成本。 由表3和表4各项计算结果可见： 企业采购铁矿粉决定成本的依据不是到厂价和1%品位的价格最低(俗话说最便宜)。硫酸渣的到厂价最低，但由于硫酸渣的综合品位仅有48.12%，在15种铁矿粉中性价比排名第10位，也就是说综合品位性价比是很低的，不值得采购。以此类推，水洗粉、马来西亚粉和巴西粗粉(低)也是由于它们的综合品位性价比低，企业采购这些矿粉，经济效益会很低，甚至会是负效益。特别是水洗粉和马来西亚粉，它们扣去了酸性脉石和有害元素的影响，综合品位均低于45%，不会给企业创造效益。 决定铁矿粉综合品位的因素主要是其酸性脉石(称负价元素)、碱性脉石(称有价元素)和有害元素(也是负价元素)的含量。如外蒙粗粉本身品位并不高(58%)，但其酸性脉石(SiO2+Al2O3)低，两项之和仅为3.2%，而其有价元素含量高，CaO+MgO之和为7.2%，形成实际品位高于表观品位，它的性价比达到>1.00的程度，其性价比排序为第1;若其硫含量不是3%，而是 由以上分析可见，综合品位性价比不仅反映了表观的品位和到厂价，同时还包含了其综合品位及其价格，它是评价铁矿粉性价比的一种科学计算法。 如何优化配矿结构 在低矿价的现状下，烧结、高炉炼铁再吃低价矿和经济炉料，应采用科学的计算方法，算算它们的综合品位和性价比去采购。这样采购来的铁矿粉，烧结不能采用单一的铁矿粉生产，而需要建立主矿体系和配矿结构。企业建立主矿体系和配矿结构应有合理的战略举措和实施方案。 优化配矿结构的两大战略举措。烧结是高炉的主料，降低炼铁成本首先要抓降低铁料采购和烧结的成本。降低铁料的采购成本，其战略举措：一是降低采购成本，不降低入炉料的质量，建立长期稳定的主矿体系，确保烧结生产的产、质量稳定;二是坚持低燃料比的战略举措。虽然铁矿石的价格大幅度回落了，但燃料的价格变化不大，焦炭的价格还在1100元/吨徘徊，燃料比占炼铁成本的比重已由以往的30%上升到目前的40%。同时，高燃料比不符合节能减排的大方针，也不符合低成本和环境保护要求。 优化配矿结构的3项实施方案。执行降低采购成本、不降低入炉料质量的战略举措，依据新日铁的经验，建立企业长期稳定的主矿体系，可采用以下3个实施方案： 一是以高水化程度褐铁矿(杨迪矿和罗布河矿)作为原料(其用量为40%~70%)，其余部分配入高品位、低SiO2、低Al2O3的赤铁矿(巴西矿或南非矿)或相应的国产磁铁矿粉相配合，所得到的烧结矿与采用全优质赤铁矿粉具有同样优良的成品率和性能。 二是以中等水化程度的马拉曼巴褐铁矿粉(西安吉拉斯粉、麦克粉、何普当斯粉)作主要原料时，由于其粒度细，料层透气性差，可以采用比生石灰更优的黏结剂强化制粒，改善料层透气性和提高成品矿强度。 三是同时以高水化程度的褐铁矿和马拉曼巴矿为主要原料的烧结技术，以粗粒作制粒的核心，以几种微粒作包裹料强化制粒，改善烧结料层的透气性，确保生产率不下降。 实施以上3个方案，提高褐铁矿的使用比例，可降低采购成本，不降低入炉料的质量。 坚持低燃料比的原则。烧结和高炉炼铁的低燃料比战略，既是低成本战略，也是节能减排、改善环境保护的战略。依据国外和我国宝钢的经验，降低高炉炼铁的渣铁比，主要通过优化高炉炉料结构和改善烧结矿质量两个方面来实施。当前，优化高炉炉料结构应适当提高烧结矿碱度，增加高品位球团矿和块矿的入炉比例，而不是降低烧结矿碱度，增加烧结矿的比例;改善烧结矿的质量首先应掌控烧结矿1.9～2.4的最佳碱度范围和提高烧结矿的含铁品位，将影响烧结矿的主要化学成分掌控在合理的范围内，合理的炉料结构和高而稳定的烧结矿质量是高炉炼铁低燃料比的重要基础。

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。

选矿得到的钛精矿是出产富钛料的质料。制备富钛料的办法许多，按出产工艺可分为火法和湿法两类。火法包含电炉熔炼法、挑选氯化法、等离子熔炼法、微波热复原法等，湿法包含浸出法、硫酸浸出法、复原锈蚀法、浸出法以及其他的化学别离法。当时，首要选用的是电炉熔炼法、酸浸法和复原锈蚀法。     一、钛精矿火法处理研讨现状     电炉熔炼法出产钛渣是将钛精矿与固体复原剂石油焦或无烟煤等混合，在电炉中进行复原熔炼，钛精矿中的铁氧化物被挑选性地复原为金属铁，而钛的氧化物被富集构成钛渣。电炉熔炼进程中钛精矿发作的首要反响为 2FeTiO3＋CO＝Fe＋ FeTi2O5＋CO2；     生成的FeTi2O5再进一步被复原，但铁的氧化物不能悉数被复原成金属铁，还有少数留在钛渣中： （3－x）FeTi2O5＋5（1－x）CO＝3（1－x）Fe＋2（FexTil＝x）＋Ti2O5＋5（1一x）CO2     电炉熔炼制取钛渣的工艺简略、老练，副产品铁可直接运用，“三废”少，但只能除铁，不能除掉非铁杂质。我国钛资源的特色是钛精矿中TiO2含量低，杂质含量高，尤其是钙、镁含量偏高，这就从源头上决议了国内（除少数钛精矿砂矿）选用电炉熔炼得到的钛渣，只能作为硫酸法钛白的出产质料。     回转窑处理法：范晓慧等针对攀枝花钛精矿选用回转窑直接复原技能，借助于添加剂的催化作用，使钛精矿中的铁氧化物充沛复原并促进铁晶粒长大，完成Fe和Ti的高效别离。实验结果表明：在添加剂用量为5％，球团预热温度为700℃，预热时刻为15min，复原温度为1100℃，复原时刻为210min的条件下，得到的富钛料TiO2档次为74.68%，回收率为90.32%。     挑选氯化法：运用钛精矿加碳氯化时钛和铁的热力学性质差异，在中性或弱复原性气氛中铁被优先氯化，以FeCl3的方式蒸发出来；而钛不被氯化，在高温下发作晶型改变生成人工金红石。选用海边砂钛铁矿为质料进行工业实验，成功地坚持炉内反响温度在950℃以上，所得人工金红石档次为92.13%，FeC13均匀纯度为96.94%；当运用攀枝花钛铁矿（其Mg0和CaO总量达5%～7%）为质料时，难以处理CaC12，MgC12在炉底富集而结料的问题，下降了炉子的工作寿数。     微波加热复原钛精矿：黄孟阳等对微波加热复原钛精矿获取富钛料进行了千克级扩展实验。选用20kg球团料，以占矿份额为14%的碳为复原剂，在复原温度为1100～1150℃，添加剂占矿份额为5％，复原时刻为90min的条件下，得到TiO2档次为72.01%，回收率为90.1%的富钛料。微波是一种高效的清洁动力，有加热速度快、内部加热、挑选性加热、加热均匀等特色，该工艺可防止电炉熔炼复原钛精矿工艺环境污染严峻、动力消耗大的问题。     近年来，对钛精矿火法处理的研讨较多，但取得的发展并不明显，原因在于火法处理对钛铁别离比较有用，而钛精矿中的非铁杂质下降了钛渣的质量。因而，要打破火法处理钛精矿的局限性，就要致力于下降钛精矿中杂质的含量，尤其是对Mg0和CaO的脱除。     二、钛精矿湿法处理研讨现状     酸浸法是先将钛精矿复原，使铁转化为二价铁，再用稀酸浸出复原产品，则铁进人液相，钛富集于固相。酸浸包含浸出和硫酸浸出两种办法。酸浸不仅可浸出铁，一起Mg，Ca，Al等杂质也被浸出，因而酸浸可得到TiO2含量较高的富钛料，合适攀枝花高钙、镁型钛精矿的处理。     硫酸浸出法：以钛精矿为质料的硫酸浸出会发生难以管理、污染环境的工业“三废”，国家已将其列人限制性工业。’改用钛渣为质料，可下降酸耗量，处理副产品硫酸亚铁的问题，减轻环保压力，进步设备产能。     浸出法：依据酸浸的条件不同，可分为高压浸出法（Benillite）和常压浸出法（Murso）。我国制备人工金红石已构成两大工艺流程－预氧化－流态化常压浸出工艺和选冶联合加压浸出工艺。预氧化－流态化常压浸出工艺经过预先氧化钛精矿，可处理原矿在浸出进程中的细化问题，坚持人工金红石的粒度；选冶联合加压浸出工艺经过加压浸出，进步了浸出作用。王曾洁等对攀枝花钛精矿选用常压直接浸出工艺制备人工金红石，可得到TiO2含量为94.9%的产品。     国内复原－锈蚀法出产人工金红石的研讨始于20世纪70年代，1978年用广西海边蚀变钛铁矿进行半工业实验取得成功并经过技能鉴定。1980年建成年产2000t金红石的试出产车间。国内一些工厂也建立了小型出产车间，但出产能力极小，未构成规划效益，产品首要用于电焊条出产。复原－锈蚀法需以高质量的钛精矿为质料，技能关键在于钛精矿的复原，要求复原温度较高，矿石在回转窑中结圈现象严峻，出产不能接连进行，导致本钱添加。     三、其他新工艺     孙艳等结合微波加热的利益和酸浸法的利益，提出了微波加热挑选性浸出改性含钛料制取高品质富钛料的新工艺。微波加热复原后的物料颗粒表面细孔兴旺，结构疏松，能与浸出剂充沛触摸，浸出剂易于渗透到物料内部，强化反响的进行。浸出后富钛料档次可达96.08％，且浸出时刻与惯例办法比较缩短了67%～75%。     中国科学院进程工程研讨所提出了亚熔盐法二氧化钛清洁出产新工艺。亚熔盐法是运用在常压下活动的高浓度介质中的拟均向反响分化矿石，能强化反响及质量和热量的传递，在较低的温度下取得较高的矿石分化率。该工艺应用在钛铁矿别离中，可在低温下将钛铁矿中的钛有挑选性地高效转化为钛酸盐，经水解、缎烧后得二氧化钛，而铁、钙、镁等元素不与亚熔盐系统反响而构成渣相，然后完成钛与铁的挑选性别离，铁渣还可进一步资源化，为我国高钙镁型钛资源的综合运用拓荒了一条新途径。

铅从原矿开端，经过采矿和选矿，得到含铅45%-70%的铅精矿，然后送入冶炼厂进行冶炼。 炼铅质料 炼铅质料大部分是硫化铅精矿，小部分是铅锌氧化矿，其间所含有价金属简直都可在冶炼进程中收回。我国硫化铅精矿中常含有以下有价金属：铅、锌、铜、砷、锑、铋、镉、、金、银、硒、碲、铟、锗、。在烧结进程，95%以上的进入烟气;70%的，30～40%的镉、硒、碲，以及一小部分砷、锑、铋等金属进入烟尘;其他留在烧结块和返粉中。在鼓风炉熔炼进程中，简直悉数的金、银和大部分铜、砷、锑、铋、锡、硒、碲进入粗铅，95%以上的锌、锗，50%以上的铟进入炉渣，80～90%的镉进入烟尘。在火法开端精粹进程，粗铅中的铜、锡、铟大部分进入浮渣，金、银、铋等金属留在铅中。在铅电解精粹进程，比铅更正电性的金属如金、银、铜、锑、铋、砷、硒、碲等不溶解而留在阳极泥，比铅更负电性的金属如铁、锌、镍、钴与铅一道溶解，进入电解液，但不在阴极分出。 从烧结机烟气中可收回，烟尘一般回来配料，经循环富集后收回镉和。处理鼓风炉烟尘可收回镉、锌、铟、等金属。 浮渣熔炼时产出粗铅、冰铜(包含砷冰铜)、炉渣和烟尘，可从冰铜和炉渣中收回铜、铅，从烟尘中收回铟和砷。处理含锡较高的粗铅时，高锡浮渣可经重选得到铅精矿和锡精矿，别离收回铅、锡。 我国低档次铅锌氧化矿在鼓风炉化矿进程中，一部分铅、锌、镉、锗蒸发进入烟尘，一部分进入粗铅，大部分留在熔渣。熔渣经烟化炉蒸发，铅、锌、镉、锗进入烟尘，再从烟尘中收回。 精粹 经过初级冶炼后得到的粗铅进一步精粹，有火法和湿法两种。现在世界上以火法为主，湿法炼铅尚处于实验研讨阶段。国外以火法为主，我国以电解精粹为主。电解法的特点是能更好地收回金、银、铋等有价金属，并得到纯电铅。火法精粹则较灵敏，可依据粗铅中杂质状况和商场的需求安排出产，出资也省。首要冶炼工艺介绍 基夫塞特(Kivcet)炼铅：1967年前苏联有色金属矿冶研讨院开端实验;1988年完结了工业化连续出产。该工艺是由原苏联的莫斯科有色研讨院和哈萨克斯坦一起研发完结的。意大利萨米公司购买了该项专利权并在威斯麦港(VesmePort)建设了一座8万吨/年粗铅厂。许可证和根本设计费高达1000万美元，出资巨大。基夫塞特法炼铅对物料的制备要求严厉，入炉炉料经配料后要求充沛枯燥至水份0.5%以下，粒度要求100目左右。终渣含铅3%以上，仍有低空污染问题，出产能耗高。 QSL炼铅：由德国鲁奇公司等研发的，已在我国、德国、韩国建厂，该工艺对质料制备要求相对较为宽松，物料水份、粒度组成不受严厉的约束。因为氧化与复原在同一个设备中完结，终渣含铅为5%-10%，氧耗高、电耗高。 富氧顶吹浸没熔炼法(ISA和Ausmelt炼铅)：是澳大利亚联邦科学工业研讨安排(简称CSIRO)在20世纪70年代初开端研讨开发的顶吹浸没喷技能衍生出来的熔炼办法，属熔池熔炼领域。20世纪70年代末澳大利亚MIM与CSiRO协作开发熔炼技能直接炼铅，并以艾萨炼铅法获得专利权。20世纪80年代初顶吹浸没喷技能发明人组建了Ausmelt公司并在喷和一些新的运用领域进行了开发，至此MIM和Ausmelt两家公司均获得了该项技能的转让权。该技能选用两台相同结构的竖式炉子别离进行氧化、复原熔炼。现在，ISA法氧化段出产已趋正常，氧化炉产出的SO2烟气可供制酸，但复原段出产稳定性较差。一起，该工艺氧替换频频，一般4-7天需替换一次，作业率低，换组织杂乱，且出资较大。 卡尔多转炉炼铅：由瑞典波立登公司开发的技能，是氧气冶金在顶吹转炉上的一种运用，也属熔池熔炼领域。 炼铅工艺分两段进行：富氧熔化并氧化，熔融物料复原熔炼，渣含铅可依据复原剂用量和复原时刻断定，渣含铅也在3%左右。但氧化和复原产出的烟气，二氧化硫含量有较大差异。氧化段烟气，二氧化硫浓度高达16%，复原段产出烟气二氧化硫浓度低于400PPm。为了酸厂的连续出产，氧化段烟气先经紧缩冷凝使50%的二氧化硫液化，剩下的烟气中的二氧化硫制酸。 ISA和Kaldo实践意义上都不是一步炼铅，只要Kivcet和QSL法属一步炼铅，前者要不是两个炉子别离氧化复原，要不分阶段进行。 鼓风炉法炼铅：该工艺铅冶炼出产能耗高，发生SO2浓度低，不能完结两转两吸制酸，污染较为严峻，劳动条件差。依据设备不同又分为烧结锅-鼓风炉、烧结机-鼓风炉和密闭鼓风炉ISP。烧结锅-鼓风炉国家已明确规定在2000年前有必要筛选。现在大部分现在出产的厂商首要用的是烧结机-鼓风炉工艺。ISP技能能够运用混合铅锌矿质料进行冶炼，具有质料习惯规模广，工艺本钱低一级长处。 氧气底吹炼铅(SKS)：1998年，多家单位出资协作使用水口山底吹炼铅实验车间，展开了氧气底吹熔炼-鼓风炉复原炼铅(即SKS法)验证实验作业，经两个多月的实验证明，工艺牢靠、目标可行。完结了用底吹熔炼替代传统炼铅工艺中的烧结和返粉破碎工序。因为底吹炉烟气SO2浓度高，利于制酸，硫的收回率高达95%～96%，一起因为取消了烧结返粉破碎，彻底根治了SO2和铅扬尘污染。底吹熔炼进程不需外加燃料，彻底自热并可使用部分余热发电节能。 更首要的是底吹进程约有50%的铅经过交互反响直接产出粗铅，进入鼓风炉的高铅渣含铅40%～45%，与烧结块含铅平起平坐，因而鼓风炉熔炼的物料与烧结工艺比相应削减约50%，因而，焦炭耗量显着下降，从而使炼铅本钱低于传统工艺，加上硫酸的赢利，可获得杰出的经济效益。该工艺质料习惯性强，既可直接处理各种档次的铅精矿，也能够处理各种含铅物料、次生料，如铅极板、废旧蓄电池等。

一、前言 我国属于铬矿资源贫乏地区，大部分铬矿依靠国外进口。因此，研究供应充足、价格便宜的粉状铬矿生产高碳铬铁的工艺流程具有重要意义。 目前，粉状铬矿冶炼高碳铬铁的工艺流程主要有直接入炉冶炼和预处理－冶炼两种。前一种根据冶炼设备不同，有矿热炉冶炼和等离子扩冶炼两种不同工艺；后一种根据预处理方式不同，有烧结－冶炼、制球－冶炼和压块－冶炼三种不同工艺。 比较而言，烧结铬矿的热稳定性和还原性较好，烧结－冶炼流程的工艺成熟，矿耗和能耗低，经济效益好，各广家采用较多。对烧结工艺和烧结矿的物化性能进行了详细的论述；本文着重介绍不同配比方案的试验情况。并旦在此基础上。对烧结铬矿冶炼高碳铬铁的炉内状况作一分析。 二、矿热炉冶炼高碳铬铁炉内基本状况 （一）炉内物料特征区域 在正常的冶炼情况下，矿热炉冶炼高碳铬铁炉内有八大物料特征区域。从上至下分别是散料层、融熔层、残熊层、带焦渣层、炉渣层、残矿层、出炉金属层和积铁层。各区域的化学反应类型强度，炉料和炉气的组成、状态不同，并且在一个冶炼周期内其变化是时间的函数。 （二）炉内主要化学反应 矿热炉冶炼高碳铬铁所涉及的主要化学反应可概括为三种类型：它们是矿物氧化成份的还原反应、成渣反应和金属液的脱碳、脱硅反应。 1、还原反应2、成渣反应3、脱碳、脱硅反应（三）炉料和炉气运动规律 在矿热炉内炉料和炉气相向运动，互为阻力，彼此依存，互为消长。 1、炉料下降取决于如下力学关系     P＝P有效－△P     式中P为决定炉料下降的力；         P有效为有效重力，由下式决定：         P有教＝P料－（P摩＋P液）         P料为炉料拄本身重力；         P摩为炉衬对炉料和料块内部之间的磨擦阻力；     △P为炉气通过炉料的总压差，近似表示上升炉气对炉料的阻力或支撑力，其影响因素可概括为如下通式：f为阻力系数，在矿热炉条件下，其为无因次常数； w为一定温度和压力下，炉气通过炉料层的实际流速，m/s； ρ为气体实际密度，Kg／m3； H为炉料层的高度，m； D为散料颗粒间通道的当量直径，由下式决定： D＝4ε/s，(m) S为单位容积散料总表面积，即此表面积： ε为料层空隙率，即料层空隙体积与散料堆体积之比。 2、炉气上升是因为炉料柱存在着上下压差△P。由式(3)变形可知，炉气上升的影响因素有炉科的当量直径D和炉料层的高度H等。 三、试验 （一）试验条件  1、 设备主要参数 生产试验在3000KVA的矿热炉内进行 表1  电炉设备的主要参数变压器容量一次测电压二次电压电极直径极心圆直径炉膛直径炉膛高度3000KVA10KV105V600mm1400mm3070mm1552mm 2、原料化学成份和粒度 表2  试验所涉及的主要原料的化学成份和粒度原料化学成份（%）粒度（mm）名称Cr2OaFeOSiO2CaOMgOAl2O3固定碳水份矿151.1714.366.392.6311.6711.83-2.5≤50矿250.1712.366.442.8017.339.43-3.0≤30矿331.3720.8413.41.1215.649.18-3.2≤30矿451.6714.446.42.5411.5811.88-11.5粉状焦炭------83.8119.86～18 注：矿1、矿2、矿3和矿4分别为烧结铬矿、高品位块状铬矿、低品位块状铬矿和粉状铬矿。 （二）试验方案 表3  按因素转换法安排试验，方案方案精矿配比（kg）入炉铬矿综合成份（%）矿1矿2矿3矿4Cr2OaFeOSiO2MgOAl2O3CaO一3000200043.2516.959.1913.2610.772.03二3500150045.2516.308.4312.3611.042.18三300010010047.3114.067.7912.4511.312.31四010919020043.6413.199.0714.3812.652.06 注：铬矿配比以500kg为基准。 （三）试验过程参数 表4  试验过程的主要操作参数及炉渣平均成份方案平均有功功率kwh平均视在功率kwh焦矿比t/t功率因子%炉渣情况Cr2OaSiO2CaOMgO碱度一277639600.19190.146.8730.012.5327.801.01二275537870.17691.0410.3026.622.7526.101.08三264937190.19690.8213.0522.592.7323.871.16四272333810.10089.117.2524.672.1123.461.24 （四）试验结果 表5  各方案的合金平均成份和技术经济指标方案合金主要成份平均百分比技术经济指标CrSiC日产电耗回收率矿耗焦耗成本一59.943.067.8319.2863333.788.801.9090.36522582二61.262.517.8518.5203373.778.832.1010.36992282三62.861.858.2921.9242786.993.511.6530.32422282四61.761.878.2318.2533400.488.651.9020.37812362   注：1、成本指每吨铁的电耗、矿耗和焦耗的费用之和，即工艺成本。  2、日产、电耗、矿耗、焦耗和成本的单位分别为吨/天、kws/t、t/t、t/t和元/t。 四、讨论 （一）烧结铬矿冶炼高碳铬铁的特点 矿热炉冶炼高碳铬铁过程充满着矛盾。例如炉料下行与炉气上行的矛盾；炉温与反应速率的矛盾；焦矿比与电极有效工作端的矛盾；冶炼强化与顺行的矛盾等等。在一定的设备和原料条件下，这些矛盾制约着冶炼的强化、生产率和综合效益的提高。 烧结铬矿结构疏松多孔，表面积大，反应性能好，同时其具有一定的残焦含量（见表2）。因此，在烧结铬矿冶炼高碳铬铁时，焦炭的利用率高、配入量小，焦矿比低，有利于冶炼负荷的控制。 同时，烧结铬矿具有一定的高温强度且内部存在着大量的微孔隙，料层空隙率占大，由式(4)可知，其散料颗粒间通道的当量直径D大，料层透气性能好，在强化冶炼条件下，有利于炉况的稳定。 烧结铬矿的这些性能特征为提高入炉铬矿的综合品位进行强化冶炼提供了可能性。根据试验情况，由于烧结铬矿的加入冶炼，在保持较低的视在功率和较高的功率因素的情况下，与方案四比较，方案一、方案二和方案三入炉铬矿的平均综合品位和平均日产分别提高1.62%和9.08%．冶炼强化效果明显。 另外，烧结铬矿表面积大，根据传热方程： Dq＝a×F×△T×d 在一定的初始温度差△T的奈件下，炉气和炉料单位时间内交换的热量Q大，排出炉外的炉气的温度低，能量利用率高，冶炼的负荷要求和电耗低（见表4、5）。 （二）烧结铬矿的配入量问题 方案一和方案二试验结果表明，在铬矿配比中烧结铬矿的比例不能过大。烧结铬矿透气性能好，颗粒间通道的当量直径D大。由式(3)可知在矿热炉冶炼条件下，D增大，则炉气的流速w提高，炉气在炉内停留时间变短。这导致炉气和炉料热交换不充分，排出炉外的炉气的温度高炉气带走的热能总量多，电耗增加。 同样，由式(3)可知，烧结铬矿的用量增加。炉气的速率W提高，炉气的密度ρ减小。加上炉气与炉料热交换不充分，上部炉料的温度过低。主要在散料层和融熔层上部进行的反应，实际分下面二步进行： 3（FeO－Cr2O3)＋3CO＝3Fe＋3Cr2O3)＋3CO2 3CO2＋3C＝6CO 其在温度低、炉气(主要成份为CO)密度小的情况下，反应的速率和限度大大降低。此加重了残焦层等区域的反应负担，甚至大量残矿和残焦到达炉子下部反应区，使带焦渣层、炉渣层和残矿层成为一个混合渣层。 因为大量的呈固体颗粒状的残矿和残焦的存在，混合渣溶点高，流动性差，下部反应区的反应条件恶化，矿和焦大量流失，矿耗增加。 另外，由于烧结矿具有一定的C含量且表面积大反应性能好，其配入量过大，入炉的焦矿比降低，比较而言，负荷给不足，视在功率和有功功率都有所降低（见表4）。 （三）有关搭配铬矿的问题 方案三在：方案一的基础上，使用高品位的粉状铬矿代替50%的低品位块状铬矿，日产和回收率分别提高13.68%和4.71%，电耗下降16.40%，获得好的技术经济指标。这表明方案一的透气性能指标较其炉内反应强度过剩。 与方案一比较而言，方案三入炉铬矿的综合品位提高4.06%，这有利于提高炉内反应强度，增加单位时同内的炉气流量，从而使冶炼强化透气性能指标的过剩量减少，有利于炉况的活跃和稳定。同时，入炉铬矿的综合品位提高，层渣量减少，炉渣带走的铬元素总量和热量减少，矿耗和电耗下降（见表5）。 粉状铬矿代替块状铬矿，散料颗粒间通道的当量直径D减小，炉气速率下降，炉气和炉料热交换充分，有利降低电耗。另外，低价位的粉状铬矿的加入，在保证炉况正常的情况下，亦有利降低成本，提高综合效益。 五、结论 （一）烧结铬矿冶炼高碳铬铁是可行的。 （二）烧结铬矿冶炼高碳铬铁，搭配一定量的块矿、粉矿是获得好的经济效益所必需的。

一、导言 我国归于钼资源大国和出产大国，每年钼出口量占总产量的一半以上，产品以钼铁、钼精矿、钼酸铵为主。因为选冶工艺相对落后，大部分产品中杂质超支，因而急待开展钼工业的选冶研讨，特别是钼提取工艺的研讨，具有十分重要的经济和社会含义。提取钼的首要质料为辉钼矿，处理钼精矿的工艺首要分为火法工艺(焙烧-浸)和全湿法工艺两大类，其间占主导地位的是火法工艺。 二、火法工艺 该工艺是将辉钼矿进行焙烧得到钼焙砂，然后经过进步法或湿法制得三氧化钼，再经氢复原出产金属钼粉。依据焙烧设备或添加组分的不同，可将辉钼矿的焙烧工艺分为回转窑焙烧工艺、反射炉焙烧工艺、多膛炉焙烧工艺、流化床焙烧工艺、闪速炉焙烧工艺。 （一）传统焙烧工艺 现在国内大部分中小厂商均选用回转窑焙烧工艺。与多膛炉比较，回转窑出资小，设备及工艺简略。回转窑焙烧工艺的首要问题是出产才能小，炉体寿命短，出产率低，焙砂含MoO2高，影响后续浸工序钼的提取率，因而国外很少用这种工艺。 反射炉是一种陈旧的工艺办法，现在国内部分小厂商仍选用反射炉出产MoO3。辉钼矿焙烧时的加料、出料及炉料的拌和都是人工操作，焙烧热量由煤重油或煤气焚烧供应，结合炉门操控焙烧温度。 国外厂商多选用多膛炉焙烧工艺，climax公司较早选用多膛炉焙烧工艺处理辉钼矿，我国现在最大规划的多膛炉为金堆城钼业公司的12层四耙臂多膛炉。多膛炉的缺陷是处理量有限，可移动部件太多，炉子寿命短，温差大。 钼精矿的流态化焙烧被认为是现在较为抱负的焙烧办法。流化床焙烧是一种较先进的焙烧技能，具有氧化脱硫率高的长处，广泛用于硫化矿的冶炼出产。1998年堤岸化学公司规划并出产出由振荡给料、气流分配设备、流化气预热设备和胀大器等构成流化床焙烧炉。该炉已替代了运用了60多年的多膛炉，获得了好的作用，氧化钼转化率可达99%。 不少学者进行了辉钼矿闪速炉焙烧的实验研讨，获得了满足的成果，但未见工业化的报导。选用闪速焙烧的办法处理钼精矿是选用闪速炉焙烧出产MoO3。钼精矿经预热(650～750℃)后从顶部参加闪速炉中，与预热的富氧空气或氧气和二氧化硫混合气逆流触摸。焙烧进程中经过炉膛中的冷却水管调理反响带的温度为550～650℃，以便操控辉钼矿的氧化速度，确保物料中大部分铼的进步，并尽可能避免钼的蒸发，并经过烟气收回铼。钼、铼的收回率均很高，其间铼的收回率在95%左右。因为焙烧进程氧气运用较充沛，烟气中二氧化硫可以经过液化制备液态二氧化硫，然后避免了含硫烟气的环境污染。 焙烧工艺的研讨首要会集在改善焙烧炉或焙烧办法，运用焙烧工艺处理硫化钼精矿得到MoO3，该工艺存在许多问题：⑴钼精矿焙烧进程中发生很多烟气，严峻污染环境。烟气中含很多SO2，且浓度低不易收回。此外，还含有很多金属粉尘。⑵在焙烧进程中，约有3%左右的钼以粉尘方式从烟气中丢失，在后续浸进程中又有5%以上的钼以渣方式丢失掉，整个出产进程钼收回率仅为85%～90%，辉钼精矿中伴生的稀有元素铼简直悉数随烟气跑掉，现在国内只要很少数供应商进行收回，且铼收回率仅在70%左右。⑶传统工艺不适合处理低档次矿石和杂乱矿，跟着钼工业的开展，高档次和简略处理的含钼矿石会越来越少，而低档次和杂乱矿的比例会逐步添加。 （二）改善的焙烧工艺 为处理以上问题对焙烧工艺进行了改善，首要有以下几个方面： 1、添加碱性物质焙烧工艺。为处理辉钼精矿在焙烧进程中含SO2烟气环境污染和铼的收回问题，在焙烧时添加石灰，使钼和铼别离转化成为钼酸钙和高铼酸钙。精矿中的硫元素转化为硫酸钙，从烟气中排放出来的SO2大为削减，且得到的焙砂可以选用稀硫酸浸出，然后方便地完结钼(铼)与杂质(硫酸钙、不溶残渣)的别离。 针对石灰焙烧工艺中生成不溶于水的钼酸盐CaMoO4，而选用苏打灰焙烧则一步生成可溶性的钼酸盐Na2MoO4。因而简略用酸或碱进一步处理，得到三氧化钼(MoO3)。添加Na2CO3焙烧辉钼矿，能挑选性地将钼和铼转变成可溶的钠盐，焙砂经水浸出后可完结钼和铼与其他不溶性杂质的别离，浸出液净化后用活性炭吸附别离钼和铼，精矿中的硫转入硫酸钠中，可按捺部分SO2的生成。添加纯碱焙烧工艺适宜于处理低档次钼精矿，既可从钼焙砂碱浸渣中收回钼，也可从废催化剂中收回钼。 石灰强化复原工艺运用H2、CO和C作为复原剂，将辉钼矿复原成钼金属。MoS2的石灰强化碳热复原工艺具有一系列的长处，包含强化该反响在热力学上的可行性;改善动力学和硫的固定，以致于不会有SO2逸散到大气中。因而，它在从钼的硫化物或硫化矿石中提取钼和其他多种贱金属(例如铜、镍、锌)均具有吸引力。 2、部分复原焙烧工艺。运用软锰矿的氧化性和硫化矿的复原性， 20世纪70年代开展了硫化矿藏(如黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿)与软锰矿的联合浸出工艺。软锰矿来历广，且报价低廉，曾用于含硫烟气的湿法脱硫工艺，它松懈多孔且疏水，在辉钼矿中涣散均匀，利于气体的传输，增大有用反响面积和反响活性中心;别的，MnO2氧化性极强，在较低温度下能直接或促进辉钼矿的氧化分化，发生的SO2气体能被MnO2氧化转化成为较安稳的硫酸锰。该工艺具有流程短、设备简略、环境污染小的特色，已成功地完结工业化出产，该工艺有望成为能归纳收回钼、铼、锰的一种资源化、短流程的洁净冶金工艺。 还可运用锰铁作为复原剂，参加到辉钼精矿中混匀制粒，在石墨坩埚中熔融拌和，得到的焙烧产品为钼铁，铜、硫含量别离小于0.05%、0.1%。该工艺能使钼的总收率进步1%～2%。添加的氧化铁具有如下作用：①催化作用，传递氧源加快氧化脱硫反响;②涣散焙烧物料，按捺MoO3熔化而发生的烧结现象;③生成部分钼盐，可避免MoO3在焙烧和冶炼进程中的高温进步。 3、氯化(氧化)分化法。氧化可在固定床中进行，也可在流化床中进行。在火法冶金工艺中，氯化法选用的氯化剂是或许氯与氧的混合物，它们别离将钼精矿中的钼转化成MoC15和MoO2C12。选用在流化床中氯化低档次辉钼矿精矿收回钼工艺存在环保问题，该工艺释放出的S2Cl2和SO2气领会污染空气，因而需求进行冗杂的废气处理，工业上更倾向于选用有氧存鄙人的混合氯化氧化法，其原因在于产品MoO2Cl2较MoCl5具有更低的沸点，可以更好地和别离，别的MoO2Cl2很简略溶入水中。 4、直接热解工艺。该工艺运用含硫化钼纯度很高的纤细颗粒钼精矿加填充剂形成小球，将小球放在高温真空条件下充沛反响，分化硫化钼，并抽出硫等蒸发性物质，在高温文真空条件下通入流持续热处理，提纯多孔隙的金属钼并提取残留硫，尔后得到的热处理过的小球含有不少于90%的金属钼。真空冶金对环境无污染或很少污染，流程短，金属收回率高，占地少，耗费少，效益好，能完结一些常压冶金处理不了的问题。 三、湿法 20世纪70年代末80年代初，钼的全湿法氧化浸出工艺研制成功，并在工业出产中得到日益广泛的使用，现在已研制出的有硝酸氧化工艺、强酸性(或强碱性)介质中氧压煮工艺、电氧化工艺及其他强氧化剂氧化工艺。辉钼矿的湿法工艺是在矿浆状况下将MoS2氧化浸出，进程不会发生任何烟气，且有利于归纳收回多种有价元素，对当时愈来愈火急的低档次杂乱矿石的冶炼具有较强的优势。使钼的浸出率和终究收回率大为进步，且相对能改善车间出产劳动条件，完结连续出产和浸出进程的自动化。 （一）酸性碱性条件下氧化 无论是酸性条件仍是碱性条件下的氧压法都是在高压釜内使MoS2氧化为可溶性钼酸盐。 氧压煮法和硝酸氧化法首要耗费廉价的氧化剂——空气或纯氧，但进程需求高温高压，对反响设备要求很高，反响条件严苛，出产技能难度较大，浸出进程中的工艺条件也较难操控，且出产中存在必定的安全隐患，一般较难使用于中小型出产供应商，现在国内已有供应商停用该法。 考虑到软锰矿(MnO2)为强氧化剂，而工业出产中为从软锰矿制取硫酸锰需复原焙烧后再浸出，若将它作为氧化剂处理MoS2，则在MoS2自身被氧化的一起，MnO2将直接转化成MnSO4，获得两全其美的作用。 （二）次法 在处理低档次钼矿藏质料时，次是一个很有用的氧化浸出剂。在氧化浸出进程中，次自身也会缓慢分化分出氧，其他的一些金属硫化物也会被次氧化，这些金属的离子或氢氧化物又会与钼酸根生成钼酸盐沉积，使进入溶液的钼又返回到渣中。操控恰当的进出条件，可以削减其他金属硫化物的氧化浸出。反响式如下： MoS2+9OCl-+ 6OH-→MoO42-+9Cl-+2SO42-+3H2O 次法虽然反响条件温文，出产易操控，对设备要求不高，设备出资本钱低，但质料次耗费量大而形成出产本钱过高，该法常用于低档次中矿、尾矿的浸出，其改善工艺———氯碱法虽可恰当下降药剂本钱，但存在氯源供应约束及氯污染问题。 （三）电氧化法 电氧化法处理辉钼矿是由次法改善而来，即在电解槽中集NaOCl的生成和辉钼矿的氧化为一体。将现已浆化的辉钼矿藏料参加到装有氯化钠溶液的电解槽中，在电氧化进程中，电解槽南北极电化学进程如下： 阳极电化学反响： 2Cl-→Cl2+2e 阴极电化学反响： 2H2O+2e→2OH-+H2 阳极产品Cl2又与水反响，生成次氯酸根OCl-。OCl-再氧化矿藏中的硫化钼，使钼以钼酸根形状进入溶液中。 电化学办法可提供极强的氧化、复原才能，并能经过改动电化学要素，如电流密度、电极电位、电催化活性及挑选性等，较为方便地操控、调理反响的方向、极限、速率。它承继了次法浸出率高、反响条件温文、无污染的特色。 为进步电氧化法的电流效率、下降能耗，进程中引进超声波强化浸出。超声场可显着削减电极表面的掩盖物，进步电解电流，促进MoS2氧化分化。一起在强酸介质中，前言Mn3+/Mn2+氧化才能很强，能将MoS2氧化分化为MoO3和硫酸，且锰离子可以循环运用。符剑刚选用Mn3+/Mn2+间接电氧化法湿法分化辉钼矿，钼的浸出率为88.5%。以上办法进步了经济效益、下降了能耗，一起反响设备易处理、出资小，条件易操控，操作简略。但现在仍处于实验阶段，没有可以完结工业化。 四、结语 就现在而言钼工业多选用焙烧工艺，但焙烧才能依然处于缺少状况，焙烧才能的缺乏使氧化钼和钼铁求过于供，焙烧才能的瓶颈会使氧化钼和钼铁报价高居不下。传统的焙烧-浸工艺首要朝以下三个趋势开展：⑴焙烧阶段经过添加固硫剂或添加烟气处理工序(柠檬酸吸收法、双碱法等)来削减SO2烟气污染，别的经过进步焙烧进程中的自动化程度，来下降能耗，进步焙砂的质量。⑵因为矿的档次日趋贫、杂，在焙砂浸出前经过添加HCl+NH4Cl或HNO3+NH4NO3溶液浸取的预处理工序，来下降杂质含量，进步金属收回率及质量，下降处理本钱方向。⑶将焙烧工艺与离子交换法、溶剂萃取法相结合，来下降劳动强度与出产本钱，完结自动化出产。如最近一些焙烧厂对焙烧作业进行了改善，可出产出“高溶性工业氧化钼”(在液中具有高溶解度)，深受钼酸铵出产商的重视与喜爱，显着进步了浸时钼的收回率。 全湿法工艺其浸出本钱及设备问题是限制全湿法工艺开展的首要要素，因而现在全湿法工艺开展的趋势是寻觅更为优秀廉价的氧化剂，削减工艺流程，下降对出产设备的要求及出产本钱，并与溶剂萃取法、离子交换法相结合开展计算机操控的智能化现代出产工艺。

钨矿石的含钨量通常是不高的，必须经过选矿富集。我国目前生产的钨精矿，主要取自含钨矿石中的黑钨矿，其次是白钨矿。钨矿物的氧化物钨华等按目前的选矿方法和流程尚不能回收。 冶炼要求的合格钨精矿，含WO3应达到或大于65%。经火法冶炼制成钨铁合金（含w＞70%或>65%）；经水法冶炼成正钨酸钠，仲钨酸铵或钨酸钙等。进一步处理成三氧化钨（含WO399.9%），再用还原剂（通常用氢）还原成钨粉（含w99.9%）等。

国内将含钴的黄铁矿和磁黄铁矿精矿通称钴硫精矿，是国内主要炼钴原料之一。南京钢厂、葫芦岛锌厂、湖北光化磷肥厂和山东淄博钴厂四个厂家利用这种原料。其中葫芦岛锌厂的产品是二号电钴，采用硫酸化焙烧→浸出→脂肪酸脱铁铜→沉钴→还原铸阳极→阳极液净化→隔膜电解的方法，因生产成本高，现已停产。南京钢厂曾采用氧化焙烧——烧渣中温氯化焙烧工艺，湖北光化磷肥厂采用氧化焙烧——烧渣硫酸化焙烧工艺。但由于钴硫精矿含钴太低，一般都小于0.3％，加上回收钴的工艺流程复杂，普遍无利可图，所以，这些厂在生产一段时间后，又停止了生产。山东淄博钴厂利用钴硫精矿和含钴原料生产硫化钴、氧化钴、氯化钴、硫酸钴等产品。

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。

一、前语受经济危机影响，镍价在2008年急速下滑，国内成交价一度降到8万元／t，红土镍矿报价也随之狂跌，1.8％档次红土镍矿的港口价跌至每1千吨180～500元。现在水泥、钢材和机电设备的报价处于低位，这正是建造现代化镍铁厂的好时机。镍的表观消费量中，不锈钢消费约占总消费量的50～65％，电镀职业约占20％，在研讨镍的消费量时首先要分析不锈钢的出产、消费所发生的影响。二、我国原生镍商场巨大（一）不锈钢消费量的快速添加将拉动镍消费量的进步跟着我国经济的展开和人民生活水步，不锈钢出产消费快速添加。铬镍系不锈钢是消费镍的首要不锈钢种类，因为其优异的归纳功能，得到广泛运用，占不锈钢总产值的60～75％。近年镍价和铬价高启，不锈钢厂商着力开发铁素体不锈钢和节镍不锈钢，已取得必定效果。但业界普遍以为，300系不锈钢仍将占有不锈钢总产值50％以上。估计2010年我国不锈钢粗钢消费量将达1100万t，其间Cr－Ni系不锈钢占600万t以上。不锈钢产值的添加将拉动镍金属消费量添加。不锈钢出产所需镍金属首要来历于金属镍、镍铁和不锈钢废钢。跟着不锈钢产值添加，我国镍金属依托进口的局势短期内不会改动。据海关计算，2007年我国净进口镍金属量15万t(包含精粹镍、镍铁、不锈废钢中含镍等)，加上国内镍金属产值13万t，镍铁200万t，不锈废钢182万t，三者算计折合镍金属直销量约26万t，总的镍直销量约41万t。（二）估计2010年，镍金属直销将持续依托进口1、20l0年将比2007年增产150万t铬镍系锈钢，镍需求量将添加10～15万t。2、我国不锈钢社会积存量低，并且不锈钢出产周期长，国内不锈废钢资源难以快速添加，不锈废钢进口也不行能很多添加，不锈钢废钢紧缺的局势将持续存在。3、现在国内多家厂商在海内外筹建镍(铁)厂，将会添加镍的直销。但总体上看，因为遭到基础设备、技能、资金、人文环境等方面的约束，展开较慢，规划偏小。我国还没有现代化镍铁厂，不锈钢厂年耗费约8万t低档次含镍生铁，首要产自高污染的小高炉和低功率、高能耗的小型矿热炉，产品质量不契合ISO6501标准。跟着环保方针执行和商场竞赛加重，这种工艺将在近年内筛选。 三、国家方针积极支撑“开发低档次红土镍矿高效运用关键技能”长时刻以来，我国镍的出产以金川公司为主，其质料是当地产硫化镍矿，是不行再生资源，资源量渐少、挖掘难度增大，从国家战略储藏考虑，应对金川镍矿这一名贵资源进行保护性开发，而从国际商场购买硫化镍矿处理国内缺少的可能性很小，因而应学际上老练的镍铁冶炼技能，开发适宜国内质料和动力条件的技能，运用国际上简单购得的氧化镍矿出产镍铁，满意经济展开要求。2008年发改办高技【2008】301号《国家发革委办公厅关于安排施行2008年度严峻工业技能开发专项的告诉》第三条中清晰指出：“资源归纳运用关键技能方面：开发杂乱多金属共伴生矿高效开发运用技能、冶炼进程中稀有稀散元素提取技能、低档次红土镍矿高效运用关键技能、金属矿山二次资源中有价元素高效捕收技能”。将高效运用低档次红土镍矿关键技能列为国家严峻工业技能开发专项内容之一。国家《有色金属工业长时刻展开规划(2006～2020年)》中也指出：“因为硫化镍矿资源紧缺，开发镍土矿具有重要意义”。可见，运用国外氧化镍矿资源，学际上老练先进、节能环保的火法冶炼镍铁技能，开发适宜国情的红土镍矿高效运用技能，建造现代化镍铁厂，是受国家方针支撑、商场潜力大的好项目，也是我国镍工业展开的必然趋势。四、学际上老练的RKEF工艺，开发低档次红土镍矿高效运用技能湿法冶炼工艺适宜高镍、高钴，低镁的红土镍矿，以液态酸(或)作浸出剂，提取Ni和Co，其他很多的铁和少数的铬悉数成为固体废弃物。浸出剂仅部分收回运用，其他经处理后以液态方式排入江河或废液池，湿法冶炼中还发生很多Co。这些废固、废液、废气无法循环运用，环境危害大，现在咱们还没有把握相关的无害化处理技能。以低档次红土镍矿为质料，选用高压酸浸工艺出产镍硫，进而出产电解镍的工艺在国际上现已老练，可是受出资、技能引进、环境保护措施的约束，在国内建造这种工艺的镍厂还需进行技能开发和研讨，建厂条件还不老练。实际的做法是消化国外先进老练的火法冶炼镍铁的技能，按我国的动力条件对这种工艺技能进行改善。建造适宜我国国情的现代化镍铁厂。（一）国内以红土镍矿为质料的镍(铁)冶炼工艺现状我国的现代化镍铁冶炼还处于空白状况，现在出产低镍生铁的小高炉和小矿热炉工艺因为高能耗、高污染，在剧烈的商场竞赛下正逐步退出历史舞台。1、鼓风炉(小高炉)工艺鼓风炉工艺是最早呈现的红土镍矿冶炼镍铁的技能，1875年，在新喀里多尼亚小高炉就已运用，后法国也有选用，但该法因耗费很多优质焦炭、污染严峻而为人诟病。终究该工艺在商场竞赛和环保压力下中止，1985年日本矿业公司佐贺关冶炼厂的最终一座镍铁高炉熄火，标志着鼓风炉冶炼镍铁技能在欧美、日本等发达国家与世长辞。前几年我国快速展开的不锈钢出产拉动了镍铁需求，在高镍价、贱价焦炭、低环保门槛的条件下，部分出资者运用钢铁工业方针筛选的炼铁高炉冶炼镍铁，取得暴利。但跟着焦炭价位回归合理、镍价跌落和环保方针执行，现在高炉镍铁厂大部分已停产。高炉冶炼镍铁技能必将被筛选的首要原因是：(1) 质料适应性差、高炉无法大型化红适用“高铁低镁(低镍)”红土镍矿，当红土矿含镍1.5％、含铁35％时可得到含镍约  4％的低镍生铁。假如用低铁高镁(高镍)矿，高炉渣量大、粘度大炉况顺行难以确保。因为炉料强度低，只能选用小型高炉(矮高炉)出产镍铁。(2) 产品质量难以契合炼钢要求高炉含镍生铁档次低，一般在2～8％，大多在5％以下，冶炼不锈钢时需求协作参加较多的镍板，这进步了单位质料镍的本钱。该工艺焦炭、熔剂的用量大，P、S大部分进入产品，镍铁档次低、ω   (S)、ω(P)含量高，添加了不锈冶炼的担负。(3) 出产工艺不安稳镍铁的成分动摇大，不易操控，难以大批量安稳供货。(4) 焦比高出产含镍2％的镍铁，每吨镍铁的焦炭耗费大于1.0t；出产含镍5％的镍铁，每吨镍铁的焦炭耗费量约2.0t。(5) 污染严峻除掉传统高炉污染，氟化物的污染更严峻。为坚持高炉顺行，有必要参加萤石以进步炉渣流动性，萤石参加量占炉料总量的8～15％，国内镍铁小高炉没有脱氟设备，悉数放散，对人和环境损伤巨大。2、冷料入炉“烧结机－矿热炉”镍铁工艺因为焦炭提价和用户要求高含镍量的镍铁，国内建造了一些用烧结机出产红土镍矿烧结矿，冷却后入矿热炉冶炼镍铁的工厂。其间很多是改造旧的铁合金电炉来出产镍铁，变压器容量多为6.3MVA、9MVA和12.5MVA，最大的为25MVA。该工艺不必焦炭，质料适应性比小高炉好，产品镍含量更高，但仍存在能耗高、功率低的缺点。某厂用2％档次的镍矿，出产含镍11～14％的粗镍铁，每吨粗镍铁冶炼电耗(1～1．2)×104kWh/t，折合吨金属镍电耗8.8万kWh，是RKEF工艺的2倍多。原因在于：“烧结机－矿热炉”工艺无法为矿热炉供应预复原的高温料。 25MVA矿热炉4h出一次铁，每次出铁量约15t，折合lMW功率年产镍金属量仅140t。高电耗和低功率与冷料入炉相关，很多时刻和电力用于炉料升温。笔者所见的“烧结机(有的还选用土法烧结工艺和烧结锅工艺预备矿热炉用质料)－矿热炉”工艺的产镍铁厂都没有完善的环保设备，特别是矿热炉为敞开式或许半密闭的小烟罩式，不能收回煤气，不光污染环境，还形成煤气糟蹋。烧结机也悉数没有设备余热收回运用设备，这类工厂不具备现代化、大规划的镍铁出产条件。有的工厂运用电弧炉处理烧结矿，出产镍铁，效益更差，基本上已停产。3、复原造锍工艺 开始在鼓风炉内进行出产，因为能耗高遭到筛选。现在有些厂商在电炉内进行造锍熔炼，得到低钢冰镍。该工艺与传统硫化镍处理工艺相同。因为红土矿档次低，低冰镍产品含镍少，渣量巨大，并且能耗高，使得该工艺无法与硫化镍矿传统处理流程进行竞赛。选用该工艺的厂商不多。（二）RKEF工艺技能老练，在镍铁冶炼范畴占主导方位RKEF工艺技能(“回转窑－矿热炉”法)始于20世纪50年代，由Elkem公司在新喀里多尼亚的多尼安博厂开发成功，因为产品质量好、出产功率高、并且节能环保，RKEF工艺很快代替了鼓风炉工艺。跟着冶金科学技能的展开，RKEF工艺也吸纳了包含自动化、清洁出产在内的很多最新技能效果，在规划制作、设备调试和出产操作上日臻老练，已成为国际上出产镍铁的干流工艺技能，占有操控方位。现在全球选用RKEF工艺出产镍铁的公司有十几家，出产厂广泛欧美、日本、东南亚等地，其间最大年产能达7～8万t金属镍，在长时刻的运营中，虽然国际镍职业风云变幻、镍价大起大落，但这些镍铁厂大都坚持着杰出的成绩。2005年美国金属学会查询了国际红土镍矿冶炼厂及年产值，见表1。 表1   2005年美国金属学会查询的国际红土镍矿冶炼厂及年产值这13家镍冶炼厂的年产值总计约36.5 万t，约占国际原生镍总产值的30％，占红土矿火法冶炼镍铁产值的8l％(2007年国际总产镍量142万t，氧化镍矿的奉献为42％，以镍铁方式出产金属镍量约45万t)。可见，在国际规模，以廉价的红土镍矿为质料，选用RKEF火法冶炼镍铁的工艺技能具有很强的适用性和经济性。（三）RKEF工艺介绍1、对质料的要求关于“回转窑(RK)－矿热炉(EF)”流程，矿石成分很重要，有3个目标是选用RKEF工艺应该关怀的：(1) Ni档次，期望在1.5以上，最好 2.0以上。(2) Fe／Ni，期望在6～10，最好挨近6，中Ni档次高；假如Fe／Ni>10，则很难冶炼出含20％的镍铁，因为质猜中Fe过高，很难在回转窑中操控氧化铁的复原度。(3) MgO/SiO2，在0.55～0．65较适宜，少数参加熔剂就能够得到低熔点的炉渣结构。以上3个条件仅仅适宜的条件，而不是有必要的条件，在矿石条件不契合上述要求时，能够出产档次较低的镍铁，技能经济目标将遭到影响。复原剂（烟煤或无烟煤均可)和石灰石也是RKEF工艺所必需的，这两种质料在我国资源丰富，简单得到。2、典型工艺流程、主体设备结构(1) 出产流程质料场→筛分、破碎和混匀配料→回转窑→矿热炉→铁包脱硫→精粹转炉→浇铸。在这个基础上，展开了对质料预枯燥、质料制球、回转窑节能和余热发电、矿热炉高效冶炼和低熔点渣系配料、选用底吹或侧吹精粹转炉代替顶吹转炉、镍铁粒化等技能，适用于不同条件的工厂。(2) 典型工艺配备组成2台5.0×100m回转窑、2台63MVA的密闭矿热炉、40t的底吹精粹转炉，造粒和铸块设备。年产镍铁10.12万t(镍金属2～2.2万t)。鉴于国产设备的老练度和运送条件限制，为下降出资，国内的在建工厂选用4座回转窑、2台48MVA矿热炉的计划将能够缩短建造周期，收到好的经济效益。(3) 工艺概述矿石、石灰石、复原剂在质料场、备料间加以筛分破碎后，混匀配料送入回转窑。在回转窑中，质料经枯燥、焙烧、预复原，制成约1000℃的镍渣，回转窑烟气经余热锅炉、除尘、脱硫化后排放，粉尘与质料混合后再次入窑。镍渣在关闭隔热状况下(高架送料小车)参加矿热炉料仓(内衬耐火砖)，依据工艺要求经过不同方位的下料管分配到矿热炉内。矿热炉为全关闭式，自焙电极，埋弧冶炼，复原并熔分粗制镍铁和炉渣，一同发生含Co约75％的矿热炉荒煤气，荒煤气经过净化送到回转窑烧嘴，与煤粉一同作为燃料，除尘灰经处理后，回来到质料场。矿热炉炉渣经过水淬后可作为建筑材料，用于路途建造、制砖。矿热炉的产品是粗制镍铁，出铁前预先在铁水包加脱硫剂，出铁一同脱硫，粗制镍铁含Si、C、P等杂质，需求持续精粹，扒渣后，兑入酸性转炉，吹氧脱硅，一同参加含镍废料以防铁水温度偏高，脱硅后扒渣(或许挡渣出铁)，兑入碱性转炉，吹氧脱磷、脱碳，一同参加石灰石造碱性渣，碱性转炉精粹后的镍铁水送往浇注车间，铸成合格的产品镍铁块或许制成粒状镍铁。(4) 工艺特色①质料适应性强。可适用镁质硅酸盐矿和含铁不高于30％的褐铁矿型氧化镍矿，以及中间型矿。最适宜运用湿法工艺难以处理的高镁低铁氧化镍矿石。②镍铁档次高，有害元素少。相同的矿石，RKEF工艺出产的镍铁档次高于高炉法和“烧结矿－矿热炉”工艺。该工艺的脱硫和转炉精粹工序能够将镍铁的有害元素下降到ISO6501标准所要求的规模内，为炼钢用户所欢迎。③节能环保，循环运用。质料水分较多，料场和筛分破碎运送的进程中不发生粉尘，回转窑烟气余热可收回蒸汽用于发电，经过烟气脱硫满意环保要求后排入大气，回转窑和矿热炉烟尘回来料场；矿热炉煤气经除尘后送回转窑作燃料，炉渣水淬后成为建筑工业原材料。转炉烟气余热收回蒸汽，煤气收回运用，炉渣磁选回炉，尾渣可铺路或制作水泥。从含水炉料进入回转窑直到矿热炉出铁出渣的整个进程产中，炉料处于全关闭，环保节能。④镍渣热料入矿热炉。回转窑产的镍渣在900℃以上的高温下入炉，相关于“烧结矿－矿热炉”的冷料入炉，节省了很多的物理热和化学热，明显下降了电能和复原剂的耗费，进步了出产功率。我国是不锈钢出产和消费的大国，镍铁需求巨大，十分有必要把握运用RKEF技能，以低本钱高功率地出产镍铁，满意国民社会展开需求的一同发明杰出的经济效益。该工艺的大多数设备为冶金工业常用设备，以我国冶金设备制作才能，均可国产化，大大下降出资。RKEF氧化镍矿火法冶金技能由日本、加拿大和前苏联所具有。2005年以来经过与前苏联专家触摸，讨论协作的可能性，并调查了由前苏联建造、地处乌克兰的帕布什镍铁厂。现在已有中钢沿海公司、福建德胜镍业、天津荣程钢铁公司购买了该技能，这些项目都在进行中，估计l～2年内将建成投产。五、对RKEF技能进行改善和立异 虽然RKEF是老练技能，但因为各国各地的外部条件不同，比方电和动力结构，将影响出产本钱。国内选用该技能有必要进行改善。首先要研讨配料模型。国内氧化镍矿资源贫乏，要依托进口，进口矿来历杂乱，缺少安稳的质料基地，使得配料模型的开发更为重要。配料模型断定后，还要进行小型工业试验，以取得炉渣熔点、渣铁熔分特性和适宜的烧结温度等数据，以辅导出产。其次，展开对回转窑的余热运用和烟气脱硫的研讨。因为天然气资源紧缺，国内建造项目的回转窑多用煤粉为燃料，为保护环境，有必要清晰回转窑烟气特性，脱除烟尘和硫分，一同研讨回转窑低温余热运用问题。再次，矿热炉是镍铁冶炼出资最大的工序，关于炉型、耐火材料、电极直径、极心圆直径、电极电流密度及电压调整等需求进行研讨，断定最适宜的参数，完成节电和延伸炉衬寿数。最终，转炉的问题。在国内看到的几座镍铁精粹转炉沿用了炼钢用顶吹转炉的规划，喷溅严峻，原因是镍铁精粹转炉的渣量大，约是炼钢转炉渣量的10倍。别的，粗制镍铁是高硅镍铁水，普通炼钢转炉处理起来很困难。国内建造中的镍铁厂选用氧气底吹转炉将很好地处理以上问题。转炉炉渣收回运用和镍铁粒化工艺也是重要的研讨内容。六、典型RKEF流程工厂的出资和首要技能经济目标 1、出资预算项目的设定：建造一个年产10万t镍铁(镍含量20％、镍金属量2万t)，产品契合ISO650l标准的镍铁厂。出资预算内容：(1) 质料场。包含装卸料的抓斗机、胶带运送机，给料机、除铁器等，贮存量由质料直销条件决议，能够满意1个月正常出产的用料。(2) 筛分破碎工段。包含胶带运送机、板式给料机、锤式破碎机、格筛、吊钩桥式起重机等。(3) 备料工段。圆盘给料机、计量皮带、悬挂式起重机等。(4) 回转窑工段。回转窑，自行卸料小车等。(5) 矿热炉工段。密闭式矿热电炉。(6) 精粹工段。喷吹脱硫设备，精粹转炉。(7) 浇铸工段。铸铁机或环形浇注机。(8) 公辅设备、厂区路途：总降、制氧、动力中心、安全供电设备、烟气净化、余热(煤气)收回设备、渣处理、喷吹煤预备、水处理、机修、制品库等。出资预算费用见表2。                    表2  出资预算表（单位：万元）上述预算是大略的，项目所在地不同会有必定改变。2、首要技能经济目标和本钱计算 镍矿转运到工厂料场后的含水量25～30％(物理水)，经堆存配料天然枯燥后，入回转窑时的含水量为22～25％。表3中的1.7％是指干基的镍矿含镍量。表3  首要技能经济目标   在上述条件下，RKEF工艺本钱计算见表4。 表4  镍铁本钱预算   3、本钱和盈余才能分析由表4可见，在国内选用RKEF工艺出产镍铁的本钱低，赢利空间大。RKEF工艺的本钱对红土镍矿和电的报价改变最灵敏，其次是复原剂、燃料(煤)报价。矿价、电费和煤价对出产本钱的影响见图一。图一  国内条件下RKEF工艺的出产本钱取红土镍矿报价动摇规模为200～1600元/t干矿。电价考虑了0.4元／kWh、0.6元/kWh，0.8元/kWh三种状况，煤价考虑了700元/t、1000元/t、1300元/t三种状况，做出该质料条件下典型RKEF工厂的出产本钱曲线。电价和煤价动摇20～30％的状况下，镍的出产本钱上下起浮约1000美元；质料、动力较贵时，RKEF工艺的出产本钱约11000美元/t金属镍，质料、动力廉价时，RKEF工艺的出产本钱不到10美元／t金属镍。经过计算2001～2007年的国内镍价和 1.8～1.9％之间的红土镍矿报价进行对数趋势分析，得到图一中的弧线，可见，当镍价低于10000美元／t时，RKEF法出产镍铁是不经济的，当镍价在10000～11000美元时，RKEF法出产镍铁处于微利，当镍价高于11000美元时，RKEF法出产镍铁是盈余的。七、结语  经过上述分析，以为短期内国内镍的供应仍将小于需求。国家方针支撑低档次红土镍矿高效运用技能的开发，为我国镍铁业的展开发明了机会。 国内小高炉镍铁工艺和“烧结机－矿热炉”镍铁工艺都存在高能耗、高污染、质量差的问题，正在被逐步筛选。 RKEF工艺广泛用于镍铁冶炼，技能老练、节能环保，是国际上镍铁出产的最首要办法。研讨我国特定的质料条件和动力结构，打破配料模型，回转窑以煤粉为燃料的焙烧和复原，底吹氧气转炉冶炼等关键技能，开发适宜我国国情的RKEF工艺将为我国镍铁职业的展开做出奉献。  虽然镍价处于历史上的低位，可是本钱分析标明，选用先进的镍铁冶炼工艺，充分运用设备和建筑材料贱价时期的优势，建造现代化的镍铁厂，仍有很好的经济效益。

铅精矿中的杂质:铜:在精矿中呈含铜硫化物存在.在烧结焙烧温度下,反应为氧化铜,熔炼时还原为金属铜,进入粗铅,如粗铅含铜高(>2%)时,则需造冰铜,对铜进行回收,否则,熔炼时,铅,渣分离困难,且易堵塞虹吸道,造成处理困难,影响工人健康和铅的挥发损失大.铅产品中合铜量较高时易使铅变硬.故要求铅精矿中含铜量锌:在铅精矿中以硫化锌状态存在,焙烧时变成ZnO.在熔炼过程中不起化学变化,大部分进入炉渣,增加炉渣粘度,缩小铅液与炉渣比重差,而使二者分离困难,影响铅的回收率.部分ZnO可能凝结在炉壁上形成炉结,使操作困难.原料中含锌高时,会造成高铁炉渣,增加铅在渣中的损失.锌易使铅金属变硬不能压成薄片,并促使硫酸对铅的腐蚀性.因此要求铅精矿含锌不大于10%.砷:在精矿中以毒砂(FeAsS)及雄黄(As2S3)的状态存在,熔炼时,部分还原成As2O3而挥发进入烟气,形成极有害的大气环境污染.部分As进入粗铅和炉渣;粗铅中含As高时,需采用碱性精炼法除As,产出的浮渣中所含的Na3AsO4极易溶于水而污染水源,致使人畜中毒.砷易与铅形成合金,使铅硬化,故要求铅精矿中含砷不大于0.6%.氧化镁(MgO):熔点2800℃,增加炉渣熔点,且易使铁的氧化物在渣中溶解度降低,炉渣变粘,一般含MgO达3.5%,则故障频繁,因此希望铅精矿含MgO不大于2%.氧化铝(Al2O3):熔点2050℃,使炉渣熔点增高,粘度增大,特别是与ZnO结合成锌尖晶石(ZnO·Al2O3),在鼓风炉中系不熔物质,使炉渣熔点与粘度显著升高,故要求精矿中Al2O3不大于4%.

钨的冶炼有火法冶炼和水法冶炼两种，冶炼时使用黑钨精矿或白钨精矿，其工艺流程不同，因此，当矿石中既含有黑钨矿，又含有白钨矿时，要求查明其相互关系，所占比例，并分别统计储量。 由于As、S、Cu、P等进入钨钢中会使钨钢变脆，影响钨钢制品的质量，Sn会降低钨钢的切削性能，水法冶炼过程中As会使粗钨酸不易净化，Mo会影响钨丝的效能和使用寿命，水法冶炼黑钨精矿过程中，Ca会影响WO3的浸出率而降低回收率，水法冶炼白钨精矿过程中，Mn会影响WO3的回收率，因此，都被列为有害杂质。黑钨精矿中的Sb、Bi、Pb，白钨精矿中的Zn、Bi、Pb对于生产优质钨铁有不良影响，白钨精矿中的Fe、Sb对生产优质钨制品等也有不良影响，故在某些钨精矿的特级品中，这些组分也被列为有害杂质。 在勘探工作中，要求查明矿石中和钨矿物中有害杂质的含量和赋存状态，为选择合理的选矿方法和工艺流程，尽可能降低钨精矿中有害杂质的含量提供资料依据，以便保证所生产的钨精矿达到国家标准(见表1、表2)。 表1 特 级 钨 精 矿 国 家 标 准 GB2825?81  品种WO3不小于（%）杂质，不大于（%）用途举例SPAsMoCaMnCuSnSiO2FeSbBiPbZn黑钨特?I?3700.20.020.06?3.0?0.040.084.0?0.040.040.04?优质钨铁黑钨特?I?2700.40.030.08?4.0?0.050.105.0?0.050.050.05?

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。

我国的砂金资源首要散布在东北和西北各省，一半以上的砂矿资源正在开发利用。砂金矿中金档次一般为0.2 g/m3,金矿藏多是密度大和化学慵懒的天然金。其粒度散布规模很宽，从大金块（历史上入类采到的10 kg以上的金块约有8000-10000块，最重的285 kg)到毫米级粒状、到数微米至数十微米的弥散微细状都有。重选是从砂矿中提金的首要办法。但惯例的重选办法，很难高效、高收回率地收回细粒度（< 200μm）及呈薄片状的金粒。因而，重选时，往往还辅以化、混等办法以进步金的收回率。化可有用收回＜200μm细粒金，混可收回70μm~1.5mm的金粒。    混法是一种陈旧和简略的物理提金办法，在水介质中可选择性的滋润金属状况的金、银，并构成“齐合金”将金银从矿石中捕集出来。混时有必要使与涣散的金粒充沛触摸，可将参加磨矿机中在磨矿的一起进行混（称为内混），或磨矿后在别的的混器（如溜槽、研磨混器、冲力振荡摇床、干式混设备等设备）中进行混（称为外混）。混产出的齐合金密度大，沉于矿浆底部，其他矿砂则被水流冲走。搜集的齐合金再用水冲刷除掉杂质及重砂，用帆布织物压滤别离剩余的，然后在420-800℃下蒸馏别离收回，残余物即为海绵状粗金。    因为的毒性及环境和劳动保护的严格要求，该法已约束运用。

钴常以少数伴生在镍、铜、锌、铅的硫化矿中，尤其是铜、镍硫化矿中较为遍及。一般硫化镍矿中Ni∶Co＝100∶（2～5），氧化镍矿中Ni∶Co＝100∶（1～30）。从含钴的铜镍硫化精矿冶炼流程中收回钻的准则流程见图1。图1  含钴的铜镍硫化精矿冶炼的准则流程 从上述流程看出：镍的高压氢复原、电解、常压或高压羰基法都可归纳收回钴，其收回率只要精矿中含钻量的25%～40%，因为在造锍熔炼中，钴的硫化物随渣的丢失百分率略大于镍，当回来转炉渣时，因为钴主要以氧化物和硅酸盐形状存在，故熔炼中钴的渣丢失急增。某些镍冶金厂的转炉渣专门以金属化锍贫化处理，从而使钴的收回率达75%～85%。详细情况见图2。图2  从转炉渣提钴的准则流程 高冰镍精粹的各种办法尽管都可以收回其间的钴，但以羰基法和常压溶浸法中钴的收回率较高。