反射炉或电炉熔炼铜精矿时，为了调整铜铳品位以减轻转炉吹炼负担并回收铜精矿中的一部分硫制酸，通常先经过半氧化焙烧。       图1  为流态化焙烧设备连接图实例。    图1  流态化焙烧设备连接图实例   1－桥式抓斗起重机；2－粗矿仓；3－精矿斗；4、5－胶带运输机； 6、9－精矿斗；7－圆盘给料机；8、10－皮带秤；11－流态化焙烧炉； 12－废热锅炉；13－φ1200旋风收尘器；14－φ650旋风收尘器； 15－排烟机；16－电收尘器；17－鼓风机

焙烧产物有炉子溢流口出来的焙砂、从烟气出口出来的烟尘和烟气。焙砂与烟尘的成分略有差别，后者含硫较高，两者合并起来叫做焙烧矿。       表1焙烧矿化学成分及物理性质实例。   表1  焙烧矿化学成分及物理性质实例厂别化学成分，％物理性质CuFeSSiO2Zn其它堆积密度 t/m3安息角，°比热 kJ/（kg·℃）白银－冶 铜山 阿纳康达16.86 18.20 30.9030.55 34.60 22.604.16 15.30 18.05.83 16.80 7.603.36 2.70  39.24    1.18    25～27    0.74           表2为白银－冶焙砂及烟尘筛分析实例。   表2  白银－冶焙砂及烟尘筛分实例，％粒度,mm焙砂竖管烟尘大旋烟尘小旋烟尘电收烟尘0.3518.510.6750.37  －0.351～＋0.2465.930.0530.148  －0.246～＋0.1755.930.0270.74  －0.175～＋0.10422.533.3060.020.4310.241－0.104～0.07418.9410.8886.641.5351.239－0.07415.7084.2292.597.9498.52       表3为流态化焙烧炉出口烟气实例。   表3  流态化焙烧炉出口烟气实例厂别烟气量 km3/h烟气含 尘量g/m3烟气成分，％烟气温度 ℃备注SO2SO3H2OO2N2白银－冶  12.7～14.7300～350     750～800炉床36m210.8～13.722612.460.545.371.9379.70750～800炉床22.5m2博尔22.16113712～14 23～28微 600湿法进料

一、焙烧矿       焙烧矿的浸出率是衡量焙烧矿质量的主要标准。半硫酸化焙烧要求铜的水溶率为50％左右，全硫酸化焙烧时则高达90％。酸溶率一般要求为97％以上。铁的酸溶率越低越好，以1％～2％为宜。烟尘中铁的酸溶率比焙砂高，因为烟尘中含氧化铁较高，粒度又较细，容易浸溶出来。       焙砂的颗粒较粗，堆积密度约为1.5～1.6t/m3。烟尘的颗粒较细，几乎全部在0.074mm以下，堆积密度约为1～1.2t/m3。       表1为焙砂与烟尘质量实例。表2为焙烧矿化学成分实例。表3为焙烧矿粒度组成实例。   表1  流态化炉焙砂和烟尘质量实例，％精矿产地焙烧矿 产出率烟尘率焙砂烟尘铜的酸溶率铜的水溶率铁的酸溶率全硫铜的酸溶率铜的水溶率铁的酸溶率全硫大冶87.544.398.644.321.566.399.475.33.97.7德兴105159588 7.59695 9.6小寺沟1093394.252.1  94.1571.2  二密10830.695.892.21.58.996.696.03.110.6中条山  9890  9796.0  东风1144088.8559.966.78.17         ①东风为焙砂烟尘混合取样数据。   表2  流态化炉焙烧矿化学成分实例，％名称CuFeS总AsAl2O3CaOMgOSiO2Ag,g/t焙烧矿14.9925.697.690.630.560.0981.0511.20 焙烧矿12.0733.757.740.021 0.501.106.4839.05焙砂13.5635.668.970.0025 2.930.752.87 烟尘11.9335.268.510.0023 3.650.292.90 焙砂12.2615.967.880.1145.051.290.9229.3727.5烟尘11.6021.169.780.3123.930.990.7217.0735.0   表3  流态化炉焙烧矿粒度组成实例，％名称粒度，mm＋0.175－0.175～＋0.124－0.124～＋0.104－0.104～＋0.074－0.074～＋0.062－0.062～＋0.053－0.053～＋0.043－0.043烟尘  0.991.8997.12   焙砂0.98513.326.6915.1743.45   焙烧矿8.7514.922.66.767.0   焙砂27.28.118.915.230.6   焙砂25.2328.7317.596.7521.7   烟尘    0.0730.14610.53889.243       二、烟气       铜精矿硫酸化焙烧炉所产烟气含SO2一般为3％～5％。表4为烟气成分实例。   表4  硫酸化焙烧烟气成分实例，％精矿产地SO2SO3O2大冶5.201.726～7德兴4.251.776～7二密4.41.406～7中条山2.5～3.50.8～1.26～7

含银的硫化物能为溶液所分化，但分化速度却很缓慢。如将精矿加食盐焙烧使银转化为氯化银后，就很易被溶液所分化了。焙烧的食盐参加量，一般为精矿分量的5%～15%，并要求精矿含硫到达2%～3%，以满意自热焙烧的条件。如含硫量过低时，可按核算量参加黄铁矿。氯化焙烧时因为贱金属杂质的存在而发作许多杂乱的反响。但就银而言，它按下列反响生成氯化银： Ag2S＋2NaCl＋2O2 2AgCl＋Na2SO4 银精矿的氯化焙烧一般在多膛焙烧炉内约600℃条件下进行。

河南陕西小秦岭一带挖掘含金多金属硫化物石英脉金矿，一般出产混合精矿。其档次金98.89g/t、银150g/t、铜1.45%、铅2.5%、锌1.2%、硫26%、铁31%。针对这种杂乱金精矿原国家黄金局于三门峡市建成华夏冶炼厂，专门冶炼豫陕两地黄金矿山出产的金精矿，处理才能250t/d，归纳收回金、银、铜、铅与硫，1991年建成投产。     金精矿在竖式欢腾炉中进行硫酸化焙烧，其烟气进入制酸体系。焙砂在温度70℃，矿浆浓度40%，含硫酸15g/L条件下浸出1h。经液固别离其液体含铜13.19g/L，用铁置换得含铜75%的海绵铜直接出售。除铜后浸渣调浆至液固比2.9时并参加食盐与，坚持pH=2在50℃浸出5 h，通过固液别离得到的浸出液含铅9.51g/L、银34.2mg/L、铁12.72%。加热至90℃后用铁粉置换而得含银海绵铅。除铅后的浸渣再次调浆至液固比2.9。在浓度0.08%，pH=10.5～11条件下浸出36h，固液别离后用锌粉置换金，金浸出率达98.17%，铜收回率84.15%。铅收回率89.10%。    湖南湘西金矿挖掘含金锑钨多金属石英脉型或石英网脉型矿床。在出产中独自别离出两种精矿即钨精矿与含锑金精矿。该矿自建有一套冶炼车间别离处理该两种精矿。其间含锑金精矿采纳如下三个过程完成锑金别离：一是高温焙烧，二是电解别离，三是二次氧化，别离冶炼出精锑与合质金出售。

硫化铜精矿硫酸化焙烧分全硫酸化焙烧和半硫酸化焙烧两种。      我国采用流态化硫酸化焙烧的湿法炼铜厂目前多数已停产。      国外硫化铜精矿采用流态化硫酸化焙烧的湿法炼铜厂有扎伊尔的卢伊卢和希土鲁、赞比亚的查姆比希和钦戈拉以及美国的湖岸等，但近年来新建厂不多。      图1为硫化铜精矿硫酸化焙烧一般流程图，图2为设备连接图实例。    图1  硫化铜精矿硫酸化焙烧一般流程    图2  硫化铜精矿流态化焙烧设备连接图实例   1－反击式破碎机；2－胶带输送机；3－斗式提升机；4－振动筛； 5－胶带给料机；6－干燥窑；7－第一旋风收尘器；8－第二旋风收尘器； 9－风机；10－鼓泡器；11－圆盘细碎机；12－斗式提升机； 13－干精矿仓；14－螺旋给料机；15－斗式提升机；16－炉前料仓； 17－圆盘给料机；18－流态化炉；19－集尘斗；20－第一旋风收尘器； 21－第二旋风收尘器；22－电收尘器；23－罗茨鼓风机；24－焙烧矿仓

与毒砂（FeAsS）共生的金矿床，经浮选产出的精矿含有许多砷，一般先经焙烧脱砷后，再用化法处理。 砷金精矿的焙烧一般在欢腾焙烧炉内进行，蒸发的砷经布袋收尘以（As2O3）方式收回，硫以二氧化硫方式收回。其总反应式为： 2FeAsS＋5O2 As2O3＋Fe2O3＋2SO2 从焙烧炉烟气冷却液中除掉砷的办法是将溶液pH调整至9，此刻砷和其他重金属即沉积。参加亚铁或三价铁盐使砷沉积相同有用。前苏联选用通氯和加硫酸亚铁相结合（与净化含废液类似）的办法除掉含砷溶液的砷也有用。 依据И.А.日什可夫等的材料，砷金精矿在450～1100℃焙烧时，砷、硫的脱除率列于下表。从下表中看出，焙烧温度为530℃时，砷、硫的脱除率别离为98%和94%；而炉温由530℃进步到1100℃时，砷、硫脱除率的上升幅度却不大。阐明毒砂的焙烧脱砷并不需要很高的温度。И.А.日什可夫等还指出：在较低温度下焙烧砷金矿产出的焙砂中，残留的砷多为各种铁盐。这类盐在加温至940℃以上时，便可分化成Fe2O3和As2O3。 表  不同焙烧温度砷硫的脱除率焙烧温度∕℃砷硫脱除率∕%AsS4504.40.053098.394.4110099.499.5 欢腾焙烧过程中生成的As2O3具有很强的蒸发性，当温度高于120℃时即开端进步进入炉气中。但因为炉内氧化剂（空气及易被复原的SO3和Fe2O3等）的作用，会使没有蒸发的As2O3氧化生成蒸发性小的As2O5。跟着炉温的增高，三价砷更易氧化成五价砷。当炉猜中存在碱金属氧化物时，生成的五价砷便与碱金属氧化物化组成盐： As2O3＋3CaO＝Ca3（AsO4）2 因而，炉猜中含有碱金属氧化物会使焙砂中的砷含量增高。为了进步砷的脱除率，可往炉猜中参加少数复原剂（如炭粉等）促进五价砷复原成三价后蒸发掉，以下降焙砂中的含砷量。 由此可见，高价砷的生成和复原程度，与焙烧温度、炉内气氛和炉气排出速度及炉猜中碱金属含量等要素有关。为了操控前三个要素，砷金矿的焙烧多分两段进行。即先在550～650℃且空气直销缺乏的弱氧化气氛中脱砷，后在略高的温度和空气过剩的强氧化气氛中脱硫，以进步砷的蒸发率，下降焙砂中的含砷量。这种处理办法也契合美国一专利所遵从的准则，即砷金矿的焙烧脱砷“在许多情况下，适宜在焙烧过程中残留一部分未被氧化的硫，以发明砷进入气相的抱负条件”。 砷金矿欢腾焙烧脱砷存在的另一个首要问题是金的丢失。金的沸点高（2860℃），金矿石在不高于1300℃的一般条件下熔炼，金的“蒸发”丢失是微缺乏道的。但在砷金矿焙烧时，虽然温度较低，金的丢失却很大。这首要是因为砷的存在，在高于700℃温度下焙烧时，砷与金会生成低沸点的砷金合金而蒸发。当焙烧温度低于650℃时，含砷矿藏则会首要分化蒸宣布砷，而不会生成易蒸发的砷金合金，然后可削减金的蒸发丢失。依据前期实践，将砷金矿直接加进温度802℃的焙烧炉中焙烧时，因为温度过高，焙砂中金的丢失可达33.7%，这样的丢失率是适当惊人的。跟着焙烧工艺的改善，金的这种丢失逐步下降。据1961年加拿大黄刀金矿的欢腾焙烧实践，金在烟尘中的丢失为5.5%。1969年前苏联外贝加尔达拉松矿床的欢腾焙烧实践标明，焙砂中金的收回率为96.1%～97%，产出的产品中含金l～2g∕t。 归纳上述情况能够以为：砷金矿的欢腾焙烧脱砷，最好在弱氧化气氛中和较低的温度（650℃）下进行，更不应将炉料直接参加高温炉中焙烧，且炉猜中应配入少数复原剂。假如需预先制团、制粒后焙烧，则应尽量不运用含氧化钙等碱金属物质作粘结剂。 黄金洞金矿尴尬处理的含砷金矿之一。天然金呈显微粒级，80%以上包裹于黄铁矿和毒砂等硫化矿藏中。经浮选产出的精矿含金100g∕t，砷、硫含量都在20%左右。该矿曾于1975年和1978年别离选用隧道窑和回转窑进行焙烧，虽可完成S、As的部分脱除，但作用欠安，且收回的供应困难。后又进行多种实验，作用都不能令人满意。为探究焙烧－氯化法提金对此精矿的作用，在湖南冶金研究所等单位的参加下，该矿首要用MOM导数图仪对精矿进行了热差分析，测得DTG曲线在515（改变规模435～535）℃和550（改变规模535～655）℃处各有一吸热峰值。依据黄铁矿的分化温度低于毒砂的特色及测定的分量丢失揣度：该精矿中黄铁矿和毒砂的特征分化温度别离为515℃和550℃，毒砂的最高热分化温度为655℃。 当实验选用655℃对此精矿进行氧化焙烧2h后，焙砂中S、As残存量别离降至0.45%和0.26%，到达了很好的水平。将此焙砂进行化法浸出，金的浸出率到达93%。

碲金精矿中的碲化金，在碱性化液中经长期化虽可分化，但经过预先焙烧 Au2Te＋O2 2Au＋TeO2 使金复原呈金属状况，更易分化。 此外，当碲化物与黄铁矿等硫化物共生时，经过焙烧可一起将它们除掉。

A 基本原理    辉钼矿氧化焙烧的总反应为：，反应为强放热过程                                   ΔH298 = 1063kJ/mol    由于在Mo-S-O系中，存在MoO2、Mo2S3等多种化合物，反应十分复杂，不同条件下可能发生不同反应。可参考有关教科书。    B 工业实践    辉钼矿氧化焙烧的主要工艺及特点见表：辉钼矿氧化焙烧的主要工艺及其特点工艺名称产品含硫/%1t钼耗标准煤/kg铼挥发率/%烟尘率/%烟气SO2浓度/%回收率/%其他多膛炉焙烧≤0.170~9040~6010~200.8~3约99床能率（按钼计）100kg/（m2·d）为当前最主要的工业方法，产品既适合于炼钢，亦适于湿法处理以制取钼化工产品或钼材流态化炉焙烧2.0~2.5（主要为SO42-）0约90约40%3~5>98床能率（按钼计）100kg/（m2·d），工业生产规模，产品主要用于湿法制化工产品回转窑≤0.1400~500　　0.5~4约98用于工业生产，寿命约3~4个月反射炉焙烧≤0.12000~2200不能回收　94~97为古老的方法，目前尚在我国使用石灰烧结　　98以Ca（ReO4）2回收　　97~98小规模生产，处理含铼高的矿闪速焙烧湿法处理后,　　　5~10　高温挥发产品含MoO398%~99.9%，未见工业生产报道

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。

硫酸化焙烧选用干法加料时，入炉精矿有必要进行枯燥。当制酸选用热浓酸洗刷时，要求精矿含水小于1％，一般选用气流枯燥法；假如选用稀酸洗刷时，精矿含水可达5％～7％，能够用圆筒枯燥法。我国大多数湿法炼铜厂选用热浓酸洗刷制酸流程，故选用干法加料。       对铜精矿的要求，大致能够归纳如下：       一、为了使硫酸化焙烧进程自热进行，精矿含硫宜较高。含硫高的精矿发热量高，应加强流态化床余热的扫除，以进步炉子的处理才能。       二、精矿中的铅、硅含量以较低为好。焙烧时，铅、硅可构成易熔的铅锍和而使炉料粘结，因此焙烧温度的进步受到限制。       三、砷、氟污染环境，腐蚀设备，故精矿中的砷、氟含量以较低为好。若较高，宜考虑选用水洗净化制酸流程。       四、精矿中的钙、镁含量以低为好。焙烧时，钙、镁可构成安稳的硫酸盐而下降脱硫率，硫酸产值削减。钙、镁硫酸盐在焙烧时分化不完全，浸出焙烧矿时生成CO2气泡，影响弄清。

硫金精矿的首要组分为黄铁矿、磁黄铁矿，有时也含有少数毒砂，经过焙烧可使精矿转化为疏松多孔的氧化铁焙砂，并使其中所荷载的细粒和微细粒金解离呈单体，以便下步浸出或用其他办法收回。 依据卡尔古利金矿的实践，黄铁矿在具有过剩空气的炉中焙烧时，因为下式的反响生成淡棕色焙砂： 4FeS2＋11O2 2Fe2O3＋8SO2 当焙烧是在操控温度下缓慢地进行（初期550℃，停止时近700℃）时，则可取得金易为溶解的红棕色多孔焙砂。如在约束空气参加量的条件下焙烧，则会产出黑色的磁铁矿焙砂： 3FeS2＋8O2 Fe3O4＋6SO2 当供焙烧的精矿中含有多于0.5%的锑时，会使焙烧进程中焙砂熔结，给化作业带来晦气影响。铅的存在给焙烧所形成的困难是众所周知的，且当质料含铅多于0.2%时，很多残留在焙砂中的铅便被带进化进程。铜的存在虽对焙烧作业影响不大，但进入化进程后需耗费很多的。焙烧时参加少数的氯化钠，能进步金的化提取率，但可能会添加金在焙烧时的蒸发丢失。 焙烧通常是在单膛爱德华（Edward）炉或欢腾层焙烧炉中进行，而坎贝尔红湖（Campbell Red Lakc）矿业公司则选用双膛多尔（Dorr）欢腾炉。榜首膛供入有限的空气，在570℃焙烧产出黑色焙砂，再入第二膛供入过量空气在770℃焙烧取得赤色焙砂。

铜精矿流态化焙烧炉的炉料可由配料工序按焙烧和熔炼工艺要求，将铜精矿、石英石和石灰石熔剂等按一定比例配合而成。也可以将熔剂直接加入熔炼炉。       表1为铜精矿化学成分实例，表2为白银－冶铜精矿中铜的物相分析实例，表3为白银－冶铜精矿物理性质实例。   表1  铜精矿化学成分实例，％厂名CuFeSSiO2CaOPbZnAl2O3白银－冶16.8231.6033.789.204.690.463.300.15芒特·艾萨26.4027.8032.207.50    铜山19.5236.3035.201.70 1.002.50 波利顿20.0014.5028.0012.00    博尔18.0028.5040.009.000.40  2.40曼德皮克23.0028.0032.007.00 0.470.625.00直岛27.7023.6028.009.30       表2  铜精矿（100kg）中铜的物相分析实例CuCuFeS2（原生铜）Cu＋Cu2S（次生铜）CuOkg%kg%kg%kg%16.821007.66945.608.97553.450.1560.95   表3  铜精矿物理性质实例密度，t/m3堆积密度，t/m3粘结温度，℃安息角，°3.651.6097033        表4为某厂铜精矿筛分析实例。   表4  铜精矿筛分析实例粒度mm分布率％粒度mm分布率％＋0.83310.0－0.120～＋0.11521.3－0.833～＋0.4955.8－0.115～＋0.0960－0.495～＋0.3513.6－0.096～＋0.0836.9－0.351～＋0.2957.1－0.083～＋0.0747.1－0.295～＋0.1754.8－0.0746.9－0.175～＋0.13018.8损失3.7－0.130～＋0.1204.0         表5为博尔厂流态化焙烧炉炉料粒度分析实例。   表5  炉料粒度分析实例混合精矿石英砂粒度，mm分布率，％粒度，mm分布率，％＋0.1471～0＋3.9620＋0.10410～30＋3.1002～5－0.10470～90＋0.49540～50  ＋0.14790～95  －0.14710～5       白银－冶将石英石和石灰石熔剂经破碎和湿磨后配入铜精矿，再经干燥后加入流态化焙烧炉内。表6为该厂石英和石灰石熔剂的化学成分和筛分析实例。铜山厂配入精矿的硅砂熔剂的化学成分和筛分析实例见表7。芒特·艾萨选矿厂的铜精矿矿浆用管道送往冶炼厂，经浓密、过滤和自然干燥3～4d后，水分降到10％～12％，然后送往流态化焙烧炉。   表6  白银－冶熔剂的化学成分和筛分析实例熔剂化学成分，％粒度，mmFeSiO2CaO其它＋0.246－0.246～＋0.175－0.175～ ＋0.147－0.147～ ＋0.120－0.120～ ＋0.110－0.110～ ＋0.074－0.074筛分析，％石英石2.580～905.02.5～12.50.020.903.107.2016.011.561.28石灰石    0.020.147.104.9015.019.053.84    表7  铜山厂硅砂溶剂的化学成学成分和筛分析实例熔 剂化学成分，％粒度，mmSiO2Al2O3FeMgOCaO＋1.651－1.651～＋0.833－0.833～ ＋0.295－0.295～ ＋0.147－0.147～ ＋0.110－0.110～ ＋0.074－0.074筛分析，％％87.04.03.01.01.03.320.644.324.05.51.70.6

是元素周期表中第六周期ⅡB族元素。原子序数为80，元素化学符号Hg,原子量为200.59，原子的外层电子构型为5d106S2。在0℃时的密度为13.595g/cm2，常温下呈液态，熔点为-38.87℃，沸点356.9℃。是锌副族中最不生动的金属，不与稀、稀硫酸发作效果，但易溶于硝酸。蒸气有剧毒。能与多种金属生成液态合金—齐，其间的金齐最具冶金价值。的化合物有无机和有机两大类，无机化合物中最重要的是硫化、、。在地壳中蕴藏的有工业价值的矿藏是硫化，即层砂。在地壳中的丰度为2×10-6％，全世界的总储量为57.9万吨，其间我国储量为5.1万吨。1988年我国产金属225吨，占当年全世界产5060t的4.4%。跟着环境保护法规的日臻完善和严厉，在传统使用领域如氯碱工业、油漆、农业、医药等职业中的运用已逐步下降，现在主要在电气工业如蓄电池、整流器等设备中运用数量较大。    冶炼办法分为火法和湿法两类。火法炼是在高温下焙烧矿石或精矿，将其间的硫化物还原成金属，并以蒸气形状从矿石中分离出来，经冷凝产出液态金属。湿法炼是以或次氯酸盐溶液为浸出剂，将矿中浸取出来，浸出液通过净化用电积或置换法制取金属。火法炼进程简略，技能经济指标较好，使用遍及。湿法无烟气污染，出产环境好，但经济效益差，未被广泛选用。火法炼常用的焙烧设备有回转窑、欢腾炉、机械蒸馏炉和多膛炉。我国炼工艺和设备不断改进与完善，现行出产流程主要有原矿高炉焙烧、原矿欢腾炉焙烧和精矿回转炉蒸馏三种工艺。三种流程设备不同，冶金原理完全一致，都是操控冶炼温度在矿熔点以下，一般为500-850℃，凭借空气中的矿中HgS使还原成金属，并成蒸气状况蒸发出来。反应式为：                                HgS＋O2====Hg＋SO2    含烟气通过除尘、冷凝即得到金属产品。    这是使用最多的炼技能。因为焙烧的是精矿，出产相同数量的，所处理的矿量比炼原矿少的多，因而“三废”管理相对简单，建厂出资少，产品纯度高，中间产品少，机械化自动化程度也比其他办法高。[next]    电热蒸馏要求质料含水不高于3％，浮选精矿含水往往高达15％，所以有必要预先枯燥脱水，枯燥办法有电热烘烤、气流枯燥、远红外烘干等。不管使用何种办法，枯燥温度有必要操控在HgS的分化温度285℃以下。枯燥后的精矿一般含Hg 15％-25％，S 5％-13％，脉石成分占70%以上。为固定HgS分化放出的S,入炉猜中要参加石灰和铁屑。蒸馏温度650-700℃，时刻30-40 min。的蒸发率为99.99，脱硫率34％左右。蒸馏出的蒸气除尘后进入冷凝器，冷凝温度200℃，出冷凝器操控温度20℃，排出的冷凝废气含约15mg/m3,经填料吸收塔净化处理合格后放空排放。冷凝器中收集到粗，纯度一般为99.9%，粗通过滤、酸碱洗刷提纯产出高纯，纯度99.99%以上。电热蒸馏的床才能为2.5t/（m2.d)，电耗395kWh/t矿，炉子热效率>60%，废渣含Hg<0.008％。全流程的回收率91.8%。    产品用特制铁瓶包装，每瓶34.5 kg.全流程直收率91.81％。    蒸馏用电热蒸馏炉主体为一长圆筒，与水平线成20放置，筒外围设电加热设备，与筒坚持必定空隙，以利筒体滚动和传热杰出。炉头设螺旋加料机，炉尾有排渣斗，蒸气通过炉头蒸气室进入收尘冷凝体系。炉型的参数是：筒体Ф360mm×6300 mm，容积0.64m3，转速2r/min，电耗395kWh/t矿。

一、加料       铜精矿流态化焙烧炉的加料办法有湿法和干法两种。       湿法加料是将湿精矿与水混合，制成含固体65％～75％的矿浆，一般用气动隔膜泵在300～400kPa压力下经喷将矿浆喷入炉内，作用较好。湿法加料使焙烧炉烟气含有很多蒸气，对选用热浓酸洗制酸流程不适合，但对水洗流程和稀酸洗流程是可行的。       干法加料应操控炉料粒度均匀，最大不超越3mm，不然炉料将在流态化床发作偏析现象（谷称大颗粒沉底）。一般选用精矿制粒办法缩小与熔剂的粒度差，减小烟尘率，进步出产率。       二、空气直线速度       空气直线速度是安稳流态化床的重要技能条件，国内一般为0.36～0.65m/s（热条件下）。空气直线速度能够参照以下几方面断定：       （一）依据实验测收支炉炉料的临界流态化速度和颗粒带出速度，于两者之间断定空气直线速度；       （二）参照同类型物料流态化焙烧的实践数据选取。空气直线速度实例见表1。   表1  流态化焙烧空气直线速度实例厂别炉床面积，m2鼓风量，km3/h空气直线速度，m/s白银－冶36（半氧化）13～150.37～0.4322.5（全氧化）11～140.51～0.65直岛22180.8芒特艾萨3562.41.6～1.7（湿法加料）宝穴10.56.78～10.20.6～0.90波利顿14200.9～1.1博尔18231.1～1.2       （三）若缺少实验或出产实践材料，可按入炉物料的筛分析数据（干筛）核算出临界流态化速度和颗粒带出速度，然后核算操作气流速度，它与热条件下的空气直线速度近似。       白银－冶和马坝厂的流态化焙烧炉操作气流速度的出产实贵数据列于表2。   表2  流态化焙烧炉操作气流速度的出产实践数据厂别临界流态化 速度，m/s操作气流 速度，m/s颗粒带出 速度，m/s流化指数W操作/W带出白银－冶0.04140.62.90514.50.206马坝厂0.01160.380.626032.80.607       注：1、白银－冶系铜精矿氧化焙烧，马坝厂系铜精矿硫酸化焙烧；         2、表中所列临界流态化速度和颗粒带出速度均是按入炉物料的均匀粒径核算得出的；         3、表中所列流化指数可供规划参阅。但由于受各种具体条件的影响，此项数据并不悉数反映该物料焙烧时的最佳条件。挑选流化指数时，应考虑焙烧矿的质量，烟尘率和物料粘结温度等要素。       （四）在实践出产中，空气直线速度按下式核算：      式中W－热条件下空气直线速度，m/s           Q－单位时刻鼓风量，m3/s；           F－炉床面积，m2；           t－流态化床温度，℃。       三、鼓风量       鼓风量应依据铜精矿的化学成分、物相组成、处理量及所要求的脱硫率核算得出理论风量，然后乘以空气系数，即为鼓入炉内的实践风量。过剩空气系数一般为1.1～1.2，由实验及出产实践断定，有必要确保适合的空气直线速度。在确保焙烧矿质量的前提下，应操控过剩空气量，以下降烟尘率，进步烟气中二氧化硫浓度。鼓风量实例见表1。       四、焙烧温度       流态化床内遍地温度均匀，相差不大于5～10℃。炉床面积较大时，温差可达50℃。焙烧温度应依据精矿成分和焙烧性质经过实验断定。铜精矿全氧化焙烧时，流态化床温度一般操控在750～800℃，炉顶温度也与此挨近；半氧化焙烧时，流态化床温度一般操控在650～750℃。炉顶温度你低20～50℃。关于烧结开端温度低的炉料更应稳重操控焙烧温度，一般是经过调理加料量操控。为进步处理量，需求扫除剩余的热量，设置流态化床冷却设备。表3为铜精矿氧化焙烧流态化床温度实例。   表3  铜精矿氧化焙烧流态化床温度实例厂别焙烧性质流态化床温度，℃白银－冶全氧化焙烧 半氧化焙烧750～800 680～720直  岛同上630博  尔同上600～650铜  山同上590～650阿纳康达同上527～592       博尔厂流态化床温度若高于700℃，炉料会烧结，然后敏捷损坏流态化床的安稳性；若温度低于500℃，会构成硫酸盐，然后影响电收尘器的功率。因而，该厂依托温度自动操控设备，调理直接喷入流态化床的冷却水量，以坚持恰当的流态化床温度。       五、炉底及炉顶压力       炉底及炉顶压力是炉子工作状况的重要标志。炉底压力包含空气散布板压力降和流态化床压力降。空气散布板压力降为1.2～2.4kPa。或相当于流态化床压力降的15％左右。流态化床压力降大约为空气散布板单位面积上流态化床的料重，故与流态化床高度、炉料密度及鼓风量有关。一般经过改动鼓风量的办法调理流态化床的压力降。流态化床高度为1m时，其压力降为8～16kPa。流态化床压力降可按下式核算：   △P＝H（γ固－γ气）（1－ε）×9.81       式中△P－流态化床压力降，Pa；           H－流态化床高度。m；           γ固－固体物料的密度，kg/m3；           γ气－空气的密，kg/m3；           ε－流态化床均匀孔隙度，一般为60％～80％；           9.81－单位换管用。       实测的流态化床压力降往往大于核算值，这是由于存在固体颗粒之间的磕碰、冲突以及固体颗粒与炉壁冲突引起的各种阻力，故核算值宜稍扩大运用。       炉顶压力一般保持为0～50Pa，即保持必定的负压。       六、流态化床高度与炉料停留时刻       空气散布板至溢流口下沿的高度叫做流态化层高度，它与焙烧炉料在流态化床内的停留时刻有密切关系。适合的流态化床高度是流态化焙烧技能的重要条件。一般流态化床高度为1～1.5m。       物料在炉内的停留时刻是指更新悉数料床所需的时刻，可按下式核算       式中ι－物料在料床内均匀停留时刻，h；           F－炉床面积，m2；           γ－物料的堆积密度，t/m3；           h－停止料床高度，m，一般为流态化床高度的60％～70％；           q－加料速度，t/h；           μ－烟尘率，一般为进料分量的50％～60％，如为稀相焙烧，则可达80％以上。       铜精矿氧化焙烧的炉料停留时刻为4～6h。

对含金-砷的硫化精矿进行欢腾层内焙烧是使金与砷黄铁矿和黄铁矿到达解离的-项预备作业。这种办法在国外采金厂商的出产实践中得到适当广泛的使用。     国立稀有金属科学研讨所伊尔库茨克分所的研讨标明，对精矿进行一段焙烧是无法得到含砷和硫最低的烧渣的。这样在进一步处理过程中必然会丢失很多的金。     因而就需要拟定-种能确保取得比较适合于铜冶炼厂熔炼的产品和能就地处理精矿并提取贵金属的办法。     全苏有色金属矿冶科学研讨所和国立稀有金属科学研讨所伊尔库茨克分所的研讨标明，关于比达拉松矿区的精矿更为杂乱的精矿进行两段焙烧能确保得到十分适合于化并能有较高金回收率的烧渣。 半工业实验所用之设备为接连作业式两段欢腾层焙烧设备。该设备中包含有两个顺次组织的欢腾炉，第1段炉底面积为0.0336米2，第2段焙烧炉炉底面积为0.089米2、干式除尘器，电除尘器、砷结晶室、布袋收尘器和静化气体的湿式洗刷塔（见图1）。该设备的处理才能为每昼夜250~300公斤精矿。曾用达拉松矿的金-砷混合精矿进行实验。精矿的组成如下：52.5克/吨，Au；144克/吨Ag；5.44%As；40.59%S，2.05%Cu;34.0%Fe。    在I段焙烧时，在焙烧温度较低和弱酸气氛中使As提高在Ⅱ段焙烧过程中，硫在高温文剩下空气比理论需要量多1~2倍的情况下完全被扫除。     从图2中看出，当空气过剩量比等于0.75-1.0时，砷的提高率最高。此刻气体中的游    离氧不超越2%。脱硫率为57~60%。

对含金-砷的硫化精矿进行欢腾层内焙烧是使金与砷黄铁矿和黄铁矿到达解离的一项预备作业。这种办法在国外采金厂商的出产实践中得到适当广泛的使用。    国内稀有金属科学研讨所伊尔库茨克分所的研讨标明，对精矿进行-段焙烧是无法得到含种和硫最低的烧渣的。这样在进-步处理进程中必然会丢失很多的金。    因而就需求拟定-种能确保取得比较适合于铜冶炼厂熔炼的产品和能就地处理精矿并提取贵金属的办法。    全国有色金属矿冶科学研讨所和国立稀有金属科学研讨所伊尔库茨克分所的研讨标明，关于比达拉松矿区的精矿更为杂乱的精矿进行两段焙烧能确保得到十分适合于化并能有较高金回收率的烧渣。    半工业实验所用之设备为接连作业式两段欢腾层焙烧设备。该设备中包含有两个顺次组织的欢腾炉，第1段炉底面积为0.0336米2，第2段焙烧炉炉底面积为0.089米2、干式除尘器，电除尘器、砷结晶室、布袋收尘器和静化气体的湿式洗刷塔（见图1）。该设备的处理才能为每昼夜250~300公斤精矿。    在I段焙烧时，在焙烧温度较低和弱酸气氛中使As进步在Ⅱ段焙烧进程中，硫在高温文剩下空气比理论需求量多1~2倍的情况下完全被扫除。    从图2中看出，当空气过剩量比等于0.75-1.0时，砷的进步率最高。此刻气体中的游离氧不超越2%。脱硫率为57~ 60%。 [next]     跟着剩下空气量的增大砷的进步率则下降，一起进步了脱硫效果。在空气耗量对理论需求量低0.75时，烧渣中砷含量很高。    当焙烧温度在550~650℃时，砷的进步率最大（见图3）。当温度低于550℃时烧渣中仍留有很多未氧化的砷黄铁矿。    从图4数据看出，焙烧温度对除硫有-定影响，而决定性的要素是空气的耗量（见图3和图4）。    烧渣中砷含量的进步（见图4）证明，在Ⅱ段焙烧中砷实际上是不进步的，而烧渣中的砷浓度有进步。 [next]     烧渣质量与往焙烧炉中装入精矿的速度的联系如图5所示。从图5中看出，在第1个焙烧炉的单位处理才能为7.0~ 9.5吨/平方米·昼夜，第二个焙烧炉为3.5~4.7吨/平方米.昼夜时所得之成果较好。    在进行半工业实验进程中曾断定了下列工艺准则：                                        第I段                第Ⅱ段    欢腾层温度℃                        550~600              650~675    空气的过剩系数，a                   0.75~1.0             1.5~2.0    欢腾层中气体流速，厘米/秒           0.1~0012             0.10    昼夜处理才能，吨/平方米、           7.0~9.5              3.5~4.75    在此工艺条件下得到了含As            0.19~0.6%和S 0.9~l.3%的烧渣。    依照上述工艺条件曾对接连作业的焙烧设备进行了8个昼夜的平衡实验（见表）。 对达拉松矿的精矿进行两段焙烧时金属物质平衡和散布物料称号分量AuAsS公斤散布 百分比克/吨克散布 百分比%公斤散布 百分比%公斤散布 百分比装入量：           精矿1915100.0052.50100,537100.004.45104.40100.040.50775.60100.0得到的：          1.50烧渣93248.7086.1080.24579.800.484.504.301.3011.404.00除尘器烟尘28314.8054.0015,28215.309.5527.0025.909.6031.500.70电除尘器烟尘351.8029.601,0361.0027.439.609.2014.905.200.60结晶槽烟尘492.6019.100.9360.9063.4531.1029.803.804.300.30布袋收尘器烟尘422.207.110.7180.7049.1020.6019.705.402.307.40算计1341.070.00-98,12797.70-92.8088.90-54.7092.90随气体的丢失和差错574.030.00-2,3202.30-11.6011.10-720.90 总计1915--100,537--104.40--775.60-     金属平衡核算成果标明，被平衡的金属的差错均处在化学分析进程中所答应的差错范围内。很多金（79.8%）富集在焙砂中，而剩下的金留在收尘设备的烟尘中。金未随气体丢失。    结晶槽和布袋收尘器中的烟尘的特点是砷含量高（约为63~49%）并需求进行特殊的处理。    大约16%的Au转入干式除尘器和电除尘器的烟尘中。就其化学组成来看，这些烟尘简直相同。对这些烟尘中含砷的方式的分析标明，大约92%的砷呈。    依照从前所做的实验曾验证了将除尘器和电除尘器中的烟尘与通过预先粒化后的原始物料一起处理的或许性。    将上述烟尘放在直径500毫米的圆盘制粒机中制成粒。圆盘的转速为14-16转/分钟，倾角为52~55°，制粒时仅需求加水，不用增加粘合剂。依据能以确保炉内物料假液层的条件所选定的颗粒粒度为100%-5+1.0毫米。粗颗粒的水分为10~12%，其强度为-1.1~1.5公斤/颗粒。除尘器和电除尘器中的烟尘混合时的份额应依照焙烧进程中产出的各种烟尘分量断定。然后把混匀后的烟尘送制粒机中制粒。    精矿的焙烧与烟尘的回来都选用曾经断定的准则。第I段焙烧的均匀单位处理才能为每昼夜9吨/平方米。在物料平衡树立之前，回来的烟尘混合物的增加量应到达精矿分量的19.5%，这正是焙烧设备对原始精矿处理才能下降的数值。焙烧作业的特点是温度和空气条件安稳；烧渣的质量很好。第2次所得到的烟尘中含金较贫，约为5~3%。烧渣的产率进步到精矿分量的59~62%。    半工业实验成果标明，所选用的包含除尘器，电除尘器、结晶槽和布袋除尘器在内的整个除尘体系能够确保气体的除尘率到达99.9%（见图6）。[next]    在达拉松选矿厂所实施的两段焙烧办法不仅为：改善技能经济指标供给了或许性，并且也有或许完成就地产出贵金属。

结晶槽和布袋收尘器中的烟尘的特点是砷含量高（约为63~49%）并需求进行特殊的处理。     大约16%的Au转入干式除尘器和电除尘器的烟尘中。就其化学组成来看，这些烟尘简直相同。对这些烟尘中含砷的方式的分析标明，大约92%的砷呈。 依照从前所做的实验曾验证了将除尘器和电除尘器中的烟尘与通过预先粒化后的原始物料一起处理的或许性。    将上述烟尘放在直径500毫米的圆盘制粒机中制成粒。圆盘的转速为14-16转/分钟，倾角为52~55°，制粒时仅需求加水，不用增加粘合剂。依据能以确保炉内物料假液层的条件所选定的颗粒粒度为100%-5+1.0毫米。粗颗粒的水分为10~12%，其强度为-1.1~1.5公斤/颗粒。除尘器和电除尘器中的烟尘混合时的份额应依照焙烧过程中产出的各种烟尘分量断定。然后把混匀后的烟尘送制粒机中制粒。    精矿的焙烧与烟尘的回来都选用曾经断定的准则。第I段焙烧的均匀单位处理才能为每昼夜9吨/平方米。在物料平衡树立之前，回来的烟尘混合物的增加量应到达精矿分量的19.5%，这正是焙烧设备对原始精矿处理才能下降的数值。焙烧作业的特点是温度和空气条件安稳；烧渣的质量很好。第2次所得到的烟尘中含金较贫，约为5~3%。烧渣的产率提高到精矿分量的59~62%。 半工业实验结果标明，所选用的包含除尘器，电除尘器、结晶槽和布袋除尘器在内的整个除尘体系能够确保气体的除尘率到达99.9%（见图6）。 在达拉松选矿厂所实施的两段焙烧办法不仅为：改善技能经济指标供给了或许性，并且也有或许完成就地产出贵金属。

试验目的是确定经济合理的选矿工艺流程，提供有关试验指标。    对该矿金精矿焙砂进行了回收铅的选矿试验。    焙砂矿中主要矿物为赤铁矿、石英、伊利石、少量黄铁矿、方铅矿及铜矿物等。原矿（焙砂）铅品位3.52%，TFe34.52%，S 1.96%、Cu 0.19%。    试验采用浮选法，经多方案试验无果。采用重选（摇床）试验结果，铅精矿品位18—20%以上，铅回收率26—27%以上。磁化焙烧磁选试验结果，铁精矿品位53.46%，铁回收率53.63%。    1、根据矿石（焙砂）性质的研究，试样中主要成份为赤铁矿、石英、伊利石、少量黄铁矿、方铅矿等。铅为本次试验主要回收矿物。由于铅的熔点较低（327℃），经高温焙烧脱硫的焙砂矿中的铅，不仅95%以上转变为氧化铅、铁转变为海绵铁，而且铅被熔化后很容易与海绵铁交结成固溶体（或胶体）状态，很难用浮选方法回收。    2、矿样（焙砂）经筛分，-500目（-0.03毫米）占60%以上，泥化现象严重，加之氧化铅和海绵铁与脉石互相包裹，这是影响重选回收率和品位不高的主要原因。    3、试验采用几种浮选方案均无效果。采用分级摇床，中矿再磨的重选方案。可获得铅品位18%以上，回收率26%以上的铅精矿。    4、考虑到该矿样含铁较高，在回收铅的效果欠佳情况下，采用磁化焙烧磁选回收铁的可能性进行了探讨试验。经多方案磁化焙烧磁选试验，在焙烧温度850℃、焙烧90分钟，加入20%的还原剂（煤粉）条件下，焙烧产品采用分级，粗粒级磨矿后分别磁选，可获得品位和回收率均为53%以上的铁精矿。由于矿石中含石英较高，石英与铁的关系密切，即使经过精选，也难以提高铁精矿品位。

一、焙烧温度       各种精矿的适当焙烧温度应根据精矿性质和提取铜的方法通过试验确定。铜精矿硫酸化焙烧，一般维持温度在620～720℃范围内。全硫酸化焙烧，一般控制温度为650℃以下；半硫酸化焙烧一般控制温度在650～720℃，最佳温度为680℃左右。       表1为二密矿焙烧温度的试验数据。   表1  二密矿焙烧温度的试验数据项目名称588℃610℃630℃650℃670℃690℃710℃铜水溶率，％81.8184.2784.584.0279.3863.8344.33铜酸溶率，％92.4295.7497.394.9693.6291.5492.22     注：空气过剩系数为1.3，空气直线速度0.35m/s。       表1可以看出，二密矿的适宜焙烧温度为610～650℃。       二、鼓风量与过剩空气系数       焙烧时鼓风量是以冶金计算的结果为基础，过剩空气系数一般为1.1～1.5，而以1.1～1.3为宜，应通过试验得出最佳值。鼓风量一般为1.9～2.5m3/kg矿。实践证明，在操作中采用较固定的鼓风量，较少地变动加料量，生产效果较好。       三、空气直线速度       铜精矿硫酸化焙烧的空气直线速度一般为0.3～0.4m/s，处理易粘结的精矿时可提高至0.4～0.5m/s。       四、流态化床高度与物料停留时间       据统计，尽管精矿性质有所不同，当流态化床高度为0.6m左右、焙烧温度为630～660℃时，焙烧矿中铜的水溶解降低到40％～50％，铜的酸溶率为90％～94％；当流态化床高度为1.1～1.35m，焙烧温度为650℃左右时，铜的水溶率超过90％，铜的酸溶率可达96％～97％。为了提高焙烧矿中铜的浸出率，国内工厂有的将流态化床高度提高到1.5～1.8m。但是，由此导致流态化床的压力降增大，鼓风机的动力消耗增加。       焙烧物料在炉内的停留时间可按下列公式计算，一般为9～14h。   式中ι－物料在料床内平均停留时间，h；           F－炉床面积，m2；         γ－物料的堆积密度，t/m3；           h－静止料床高度，m，通常为流态化床高度的60％～70％；           q－加料速度，t/h；           μ－烟尘率，一般为进料重量的50％～60％，如为稀相焙烧，则可达80％以上。       五、炉底和炉顶压力       炉底及炉顶压力是炉子运转情况的重要标志。炉底压力包括空气分布板压力降和流态化床压力降。空气分布板压力降为1.2～2.4kPa。或相当于流态化床压力降的15％左右。流态化床压力降大约为空气分布板单位面积上流态化床的料重，故与流态化床高度、炉料密度及鼓风量有关。通常通过改变鼓风量的方法调节流态化床的压力降。流态化床高度为1m时，其压力降为8～16kPa。流态化床压力降可按下式计算：   △P＝H（γ固－γ气）（1－ε）×9.81       式中△P－流态化床压力降，Pa；           H－流态化床高度。m；           γ固－固体物料的密度，kg/m3；           γ气－空气的密，kg/m3；           ε－流态化床平均孔隙度，一般为60％～80％；           9.81－单位换算数。       硫酸化焙烧炉流态化层高度为1～1.3m时，炉底压力为11～15kPa，炉顶压力为0～50Pa。       表2为硫酸化焙烧炉技术操作指标实例。   表2  硫酸化焙烧炉技术操作指标实例指标赣州钴 冶炼厂马坝厂大宝山 冶炼厂通化 冶炼厂东风 冶炼厂承德冶炼厂新泰 冶炼厂江西有色 冶炼厂卢伊卢炉床面积，m2精矿主要成分，％3.52.025.74.14.64.155.09.018.7Cu16.9117～1911～1317.513.886.8～1117.4～1810～1145Fe25.622332～3431.0225～2617.8～21.129～3732～39 S29.6922～2633～3732.3918.2316～19.429～35.528～32 Co        2.5鼓风量，m3/h1450850～950240015101330～178015101650～17002500～30009000过剩空气系数1.31.31.31.31.1～1.31.31.2～1.31.21.2～1.3空气直线速度m/s0.310.420.400.330.330.330.320.27～0.320.45～0.5流态化层高度，m1.11.1～1.31.21.1～1.21.21～1.21～1.31.1～1.3 炉气停留时间，S1717～18192424～36243728.5 物料停留时间，h12.213.7  14.05 1212.5 焙烧温度，℃660640～660660660～670600～640630660680670炉底压力，kPa1813～151412～14.512.512～14.516～1710.5～11.5

随着剩余空气量的增大砷的升华率则降低，同时提高了脱硫作用。在空气耗量对理论需要量低0.75时，烧渣中砷含量很高。 当焙烧温度在550~650℃时，砷的升华率最大（见图3）。当温度低于550℃时烧渣中仍留有大量未氧化的砷黄铁矿。从图4数据看出，焙烧温度对除硫有-定影响，而决定性的因素是空气的耗量（见图3和图4）。 烧渣中砷含量的提高（见图4）证明，在Ⅱ段焙烧中砷实际上是不升华的，而烧渣中的砷浓度有提高。 烧渣质量与往焙烧炉中装入精矿的速度的关系如图5所示。从图5中看出，在第1个焙烧炉的单位处理能力为7.0~9。5吨/平方米·昼夜，第二个焙烧炉为3.5~4.7吨/平方米.昼夜时所得之结果较好。在进行半工业试验过程中曾确定了下列工艺制度：                                                                                         第I段               第Ⅱ段 沸腾层温度℃                                                 550~600              650~675     空气的过剩系数，a                                        0.75~1.0              1.5~2.0     沸腾层中气体流速，厘米/秒                        0.1~0012             0.10     昼夜处理能力，吨/平方米、                         7.0~9.5              3.5~4.75     在此工艺条件下得到了含As  0.19~0.6%和S 0.9~l.3%的烧渣。     按照上述工艺条件曾对连续作业的焙烧装置进行了8个昼夜的平衡试验（见表）。     金属平衡计算结果表明，被平衡的金属的误差均处在化学分析过程中所许可的误差范围内。大量金（79.8%）富集在焙砂中，而剩余的金留在收尘设备的烟尘中。金未随气体损失。

烧结焙烧是硫化物在高温（800℃以上）条件下经氧化脱硫转为氧化物，并烧结产出具有多孔和一定强度的烧结块的过程。烧结过程应尽可能提高烟气中S02浓度，以利于制酸，同时力求富集原料中易挥发的有价金属，以便综合利用。       烧结设备有烧结锅、烧结盘和带式烧结机，带式烧结机适用于规模在20000t／a以上的大中型冶炼厂。带式烧结机又分为吸风和鼓风两种型式。烧结机吸风烧结、烧结锅烧结和烧结盘烧结所产烟气含SO2浓度低，一般在2.0％以下，难以制酸，排入大气严重污染环境，因而仅在极少数老厂或小厂还保留使用。烧结机鼓风烧结产出的烟气，含SO2浓度可达4％～7％，可进行制酸，有利环保，因此目前多采用烧结机鼓风烧结焙烧。       采用鼓风炉炼锌(I.S.P)冶炼流程时，铅锌精矿需先进行烧结焙烧，鉴于铅锌精矿的烧结工艺流程与铅烧结的工艺流程基本相同，为避免重复，故合在一起叙述。但是，这二种烧结工艺在烧结混合料成分控制、点火和烧结温度、烧结块质量要求等方面存在着较大的差异。为便于区分这二种不同烧结工艺，先将其主要不同点叙述如下。       一、混合料       （一）铅烧结       1、烧结块含铅一般要求在40％～45％，当处理高品位铅精矿时，配料时需添加熔炼炉或烟化炉的水碎渣降低烧结块中的铅品位。      2、鼓风炉熔炼时，烧结块中的锌几乎全部进入熔炼炉渣，为保证熔炼顺利进行，炉渣含锌受到限制，一般不超过15％。当处理高锌铅精矿时，必须添加烟化过的熔炼炉渣代替熔炼水碎渣。       3、进行配料的物料除各类铅精矿和含铅物料外，尚有烧结、熔炼、通风烟尘，熔剂，水碎渣等物料；熔剂有石英石（或河砂）、石灰石、烧渣等，熔剂可以全部在烧结配料时一次配入，也可以在烙炼时加入部分块状熔剂，剩余部分在烧结配料时加入。       （二）铅锌烧结       1、混合料中的Pb、Zn、 SiO2等成分必须符合产出的烧结块中的Pb+Si02不大于26%，锌铅比不小于2.0的要求。       2、混合料是由铅锌精矿，烧结烟尘、通风烟尘、熔剂、浮渣、蓝粉等物料组成的。熔剂通常为石灰石，且在烧结时一次配入。蓝粉和部分烧结通风烟尘以泥浆形态加入圆筒冷却机。       二、点火温度、烧结温度和料层厚度       名称       点火温度，℃    烧结温度，℃     料层厚度，mm     铅烧结      800～1000       1100～1150         200～300     铅锌烧结    950～1150       1200～1300         320～400       铅锌烧结的烧结尖峰温度有时高达1400℃，从而得到高强度烧结块。       三、烧结块质量要求       （一）铅烧结块       烧结块含铅和造渣成分必须符合鼓风炉熔炼的要求。此外，还要求：       1、残硫一般为1.5％～3.0％，当原料含铜高时，残硫会更高。       2、烧结块的块度为50～150mm。      （二）铅锌烧结块       1、残硫要求不能大于1.0%，一般0.6％～0.8％。       2、烧结块的块度为30～100mm。       3、烧结块的强度要比铅烧结块强度高。       四、返粉制备与返粉量       现代烧结－鼓风炉熔炼铅厂的返粉制备，甚至配料基本上与铅锌烧结相一致。       铅烧结返粉量由于铅精矿含硫一般为16％～18％，故返粉率为60％～75％；铅锌烧结原料中含硫要比铅精矿高得多，一般为26％～30％，故返粉率要比铅烧结高得多，通常达到75％～83.5%。

包头混合稀土精矿含有茕居石、萤石和氟碳铈矿，茕居石矿中含有放射性元素钍超越0.2%，归于伴生放射性矿。 处理包头稀土精矿曾经和现在大都运用高温浓硫酸焙烧工艺，其工艺特点是把稀土精矿与浓硫酸混和后在500℃左右高温下焙烧，硫酸与精矿发作化学反应，使稀土矿藏分化成可溶性盐类，经水浸出得到稀土硫酸盐浸出液，然后进行稀土萃取别离得到稀土氧化物。 高温焙烧时磷酸稀土生成磷酸，其脱水后转变成焦磷酸，焦磷酸与硫酸钍作用生成难溶的焦磷酸钍。在浸出别离时焦磷酸钍留存于浸出渣中，难以收回，丢失了钍资源。浸出渣放射性比活度到达2.1×105Bq/kg，超越了国家标准GB1887-2002要求浸出渣放射性比活度1×103Bq/kg的豁免要求，应建放射性渣库贮存。如恣意寄存会给环境形成辐射污染。 高温硫酸焙烧工艺，尾气中含有HF、SiF4、SO3和SO2。一般处理此类尾气的办法是经三级喷淋塔、用水吸收尾气中的HF、SiF4、SO3和SO2，使有害物质转入水相，经这种办法处理的尾气难以合格排放。经水吸收后的液体为低浓度、硫酸和的混合物，完成无害化处理费用高，用Ca(OH)2处理后既丢失了资源又会形成环境二次污染。 针对包头稀土精矿高温焙烧工艺中存在的缺乏，低温动态焙烧技能对焙烧工艺进行了改善、立异。包头稀土精矿浓硫酸低温动态焙烧清洁冶炼工艺选用保温熟化、低温(250℃～260℃)动态(回转窑)焙烧稀土精矿，对硫酸焙烧工艺改善立异，使硫酸稀土和硫酸钍一起进入浸出液，为下一步萃取收回钍发明了条件；尾气用碳酸氢铵分化后发生的吸收氟化氢出产副产品。我国恩菲（原我国有色工程规划研讨总院）在保定稀土材料实验厂稀土精矿低温静态焙烧取得成功的基础上，一起研制包头稀土精矿使用硫酸低温回转窑动态焙烧清洁出产工艺。通过近两年的研制实验，在高效收回稀土等有价元素的一起，从工艺上处理了高温焙烧分化包头稀土精矿的尾气和放射性渣难以管理的严峻污染问题。稀土浸出率到达了96%以上，氟的收回率到达95%以上；尾气中没有SO2，尾气中的氟经吸收后，氟含量小于2mg/m3；浸出渣中放射性比活度低于1×103Bq/kg，归于非放射性渣；全流程水的重复使用率到达95%以上。 该技能对传统稀土精矿浓硫酸高温焙烧工艺进行了改善、立异萃取、选用低温焙烧，不只节省能源，也使精矿中的钍不生成焦磷酸钍，为下步工艺收回钍发明了条件；一起把HF进行了收回，出产氟化氢，变污染为氟化工产品；硫酸低温动态焙烧新工艺避免了SO2、SO3的发生，消除了废气、废渣及其放射性对环境的污染。 环境污染是现在稀土冶炼出产中一大技能难题，有不少稀土冶炼厂商因环保办法不完善，给周围环境形成严峻污染。浓硫酸低温动态焙烧新工艺从根本上处理了稀土精矿焙烧的污染问题，它的推行可处理稀土冶炼厂商的环境污染，将精矿中的有价元素（稀土、氟、钍）进行收回，变废为宝，到达清洁出产，促进稀土工业可持续发展。 该工艺与高温浓硫酸焙烧工艺比较，不只把稀土精矿中非稀土有价元素钍、氟进行有用归纳收回制成副产品，还大大降低了废水、废气、放射性渣的处理费用。处理每吨稀土精矿可节省标准煤106kg、硫酸250kg，满意了节能减排清洁出产要求，降低了出产成本，增加了厂商的赢利空间，为处理包头稀土精矿硫酸焙烧尾气和放射性渣对环境污染开辟了新路。 该低温动态焙烧工艺技能成果用于处理氟碳铈矿作用更佳。因氟碳铈稀土精矿中不含茕居石，焙烧温度180℃～230℃，焙烧时刻1.5h～2h，稀土浸出率>95%。该新工艺已用于山东微山稀土精矿10000t/a出产碳酸稀土，副产品硝酸钍和规划项目。

盛产铜、钴矿的非洲地区多采用这种流程。现列出卢依卢钴厂流程为例(图1)。图1  卢依卢铜钴厂流程

因为成矿原因，黄铁矿或磁黄铁矿常含有少数的有色重金属，钴、镍代替了铁的硫化矿藏中的铁离子而成类质同晶，故难分选，多产出含钴的黄铁矿或磁黄铁矿精矿，我国通称钴硫精矿。 因为钴需要量的添加，含钴黄铁矿或磁黄铁矿已作为提钴原科之一。第二次世界大战前后，多限于从黄铁矿烧渣中收回。本世纪五十年代世界上各工业发达国家开端很多研讨钴硫精矿的硫酸化焙烧－湿法处理流程，处理两个首要问题：（一）有用别离和充分利用很多的铁、硫组分来确保较高的钴提取率；（二）别离、收回浸出液中的钴与其它金属。处理问题（一）的办法现代公认以欢腾硫酸化焙烧为好。各厂处理问题（二）的办法各异，有用陈旧的分步沉积法，有高压（NH3）2CO3浸出铜、钴沉积、继之分步蒸别离法，有较新的溶剂萃取法等。下面挑选三例阐明。 我国某厂的钴硫精矿的硫酸化焙烧－湿法冶金工艺流程见图1。图1  某厂处理钴硫精矿工艺流程 芬兰科科拉钴厂是世界上最大的处理钴硫精矿的工厂，1968年建成投产，图2是该厂所用流程图，质料和产品的成分见表1。近年也用粒化－浸出法归纳处理曼斯菲尔德铜厂鼓风炉前床产出的合金，添加钴的产值。 表1  质料与产品的成分图2  科科拉钴厂钴硫精矿处理流程图 钴硫精矿和这种精矿经氧化焙烧所产的焙砂按1∶（3～4）进行硫酸化焙烧，有矩形欢腾炉两台，每台分红四个间室，焙砂用皮带运输机参加榜首室，经隔墙下部洞孔顺次流经各室，最终从第四室溢流口排出。硫酸化焙烧的条件：欢腾层高2～2.5米，温度680℃，参加各间室的精矿量以坚持硫酸化所需的温度和气氛为准。该厂1981年产钴1500吨。 日本北海道下川矿山所产钴硫精矿含铜、钴各0.35%～0.4%，是日本最大的国产钴质料来历。生产流程见图3，其总收回率分别为（%）：Co7l，Cu82，S82。图3  日本下川钴硫精矿处理流程

一、床能率       流态化焙烧炉的床能率一般按处理的炉料量计算，也有按脱去的硫量计算的，称为脱硫床能率。床能率与许多因素有关，其中主要的是精矿含硫量、流态化床余热排出速度、焙烧温度、空气直线速度和炉料的粘性。床能率可按下式计算：   a＝86400W/［V（1＋βt）］       式中a－床能率。t/m2·d；            W－热条件下的空气直线速度，m/s；            V－焙烧每吨物料而要的实际空气量和经流态化床反应（不包括流态化床上部空间反应）后所产烟气量的平均值，m3/h，一般情况下取实际空气量计算即可；    β－1/273t        t－流态化床内温度，℃。       表1  为床能率及有关指标实例。   表1  流态化焙烧炉床能率及有关指标实例厂别床能率，t/（m2·d）脱硫率％鼓风消耗 m3/t料备注按炉料计按脱硫量计白银－冶 全氧化焙烧 半氧化部烧    按湿量计8.5～9.52.5～3.088～931300～1650102.0560850～1000直岛21.0 40～75938博尔43.07.7450713（湿）前苏联某厂21～222.7～3.450～53650～670铜山24～354.6～6.855680美国某厂19～292.8～4.550～60940～970保加利亚某厂232.5～3.263710～770       从表1可以看出，白银－冶的床能率较国外厂低，可能是由于该厂生产时期不长以及炉料的粒度较细，空气直线速度较低等因素所致。由于床能率与许多因素有关，请读者酌情选用。       二、脱硫率       脱硫率是根据精矿的物相组成和熔炼工序的要求确定的，它可以在较大范围内变动，这是流态化焙烧炉的优点之一。主要是通过调节加料量、鼓风量和焙烧温度等控制脱硫率。脱硫率实例见表1。       博尔厂在流态化焙烧炉投产前曾进行72h的验收试验，取得的各项参数（铜、硫和磁性氧化铁的含量）与脱硫率的关系见图1。    图1  铜、硫、磁性氧化铁含量以及空气量和烟气量与脱硫率的关系       三、焙烧矿产出率       焙烧矿产出率与精矿成分和焙烧性质有关，其计算方法如下：       烟尘率也有以烟尘量占炉料量的百分数计算的，本书以此式为准。       白银－冶氧化焙烧的焙烧矿产出率为40％～50％，烟尘率50％～60％，高达70％。两者主要与空气直线速度、炉膛高度、炉型、精矿化学成分和粒度有关。       四、年工作日       年工作日主要取决于每年焙烧炉的中修和小修以及停炉处理故障时间的多少，一般可达335d，表2为流态化焙烧炉的大、中、小修周期、检修时间及检修项目实例。   表2  铜精矿流态化焙烧炉检修实例名称检修周期检修时间检修项目大修14～16a2～3月检修炉壳，换全部风帽中修10～12a15～30d清理炉底，换部分风帽，检修锅炉等小修2～3a1～2h扒前室       五、铜回收率       铜精矿焙烧的金属损失主要是未被收下的烟尘损失和不可回收的机械损失，估计约占0.5％，焙烧铜的回收率约为99.5％。       表3为白银－冶22.5m2流态化全氧化焙烧炉的主要技术经济指标综合实例。   表3  白银－冶主要技术经济指标综合实例项目单位指标项目单位指标炉料量t/d192～216焙砂产出率％40～50流态化层温度℃750～800烟尘率％50～60鼓风量km3/h11～14铜回收率％99.5过剩空气系数 1.1～1.2出炉烟气温度℃750～800空气直线速度m/s0.51～0.65烟气中SO2浓度％12.46炉底压力kPa8～10烟气数量km3/h10.8～13.7鼓风消耗km3/t料1.3～1.65出炉烟气含尘量g/m3226焙烧矿产量t/d153～173废热锅炉耗水量t/h5～6脱硫率%88～93废热锅炉蒸汽产量t/h5～6床能率t/（m2·d）8.5～9.5废热锅炉蒸汽压力Mpa0.3～0.5焙烧矿产出率%80          表4为铜山厂10m2流态化半氧化焙烧炉主要技术操作数据综合实例。   表4  铜山厂主要技术操作数据综合实例 项目单位数据项目单位数据炉料量t/h10～15操作温度℃590～650鼓风量m3/min110～170收尘效率％＞90鼓风压力Pa0.28×105洗涤塔返回的固体量t/h0.87～1.30脱硫率%50～60烟气中SO2浓度％15.3空气分布板压力降Pa2500～5000洗涤塔效率％＞99空气直线速度m/s0.6～0.9

一、床能率       一般为3～4.5t/（m2·d）。       二、脱硫率       全硫酸化焙烧脱硫率一般为60％左右，半硫酸化焙烧可达70％以上。若精矿中含黄铁矿较多，而钙、镁碳酸盐较少，焙烧温度较高，过剩空气系数较大时，其脱硫率一般都较高。       三、焙烧矿产出率       一般为100％～110％       四、烟尘率       一般为35％～50％。       五、铜回收率       一般为99.5％，损失于烟气中的铜占0.2％，其余为机械损失。       表1为硫酸化焙烧技术经济指标实例。   表1  硫酸化焙烧技术经济指标实例名称单位赣州钴 冶炼厂马坝 冶炼厂大宝山 冶炼厂通化 冶炼厂东风 冶炼厂承德 冶炼厂新泰 冶炼厂江西有色 冶炼厂床能率t/（m2·d）4.5～54.03.754.53.1～3.53.63.823.5脱硫率%50～60608070586766～7360焙烧矿 产出率%120110100100114100100110烟尘率%30～353030534030～403033铜回收率%93.6799.899.899.5 99.599.598.5脱氟率%3024      脱砷率%25＜10

图1  铜精矿氧化流态化焙烧车间配置图实例 1—流态化焙烧炉；2—桥式起重机；3—矿仓；4—称量装置； 5—圆盘给料机；6—废热锅炉；7—旋风收尘器；8—四管旋风收尘器 （因故图表不清，需要者可来电免费索取）

焙烧就是在适当的气氛中，将矿石、精矿或半成品加热到一定的（低于其熔点）温度，使其发生物理化学变化，改变其成分的适应下一步冶金处理的要求。它是熔炼和湿法冶金前的准备过程。在一般情况下，焙烧是处理有色金属硫化矿提取金属的必要过程，也是从某些稀有金属氧化物中提取稀有金属必经阶段。根据过程中主要化学反应性质不同，可将焙烧分为：焙解、氧化焙烧、硫酸化焙烧，氯化焙烧、钙化熔烧、还原焙烧。按照选用焙烧设备不同分为沸腾焙烧、固定床焙烧，多膛炉焙烧等；按照熔烧后物料状态，又可分为粉末熔烧和烧结熔烧，前后得到的产物称为焙砂，它是反射炉熔炼和浸出前的准备工作；后者得到的产物是烧结块，是鼓风炉炼铅的准备工序。

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。