含铁粉矿球团化制备工艺研究

近姩来随着钢铁工业的迅速发展和生产规模的不断扩大，在钢铁冶金生产中产生的含铁粉矿也随之迅速增长主要包括烧结粉尘、高炉粉塵及尘泥、转炉粉尘、电炉粉尘、轧钢皮及尘泥等，这些粉矿的含铁量比较高是一种可循环再利用的宝贵资源。此外金属矿在开采过程中也会产生粉矿，对这些含铁粉矿资源的再次利用具有重要意义，因此有很多球团厂和钢铁企业均对如何利用含铁粉矿进行了深入的研究[1-2] 在含铁粉矿利用过程中，还存在以下主要问题：①生产出来的球团抗压力太低满足不了球团进入高炉冶炼的要求。②制备工艺过程中的粘结剂对原材料要求高含铁矿粉本身来源复杂，严格要求是不可能的甚至有的粘结剂还要求原料中要加入一定量的含铁90%以上的金属粉才能固化，这就失去了利用矿粉的意义③球团的固化时间太长，有的需要几十个小时固化时间、或几十天的养护才能产生抗压力没办法实现批量生产。 本研究拟开发一种简单可靠、适应性广的球团生产工艺并具有设备简单、投资少、生产成本低、便于操作等优點；要实现这一目标，首先粘结剂的烘干温度要低加热时间要短，能源消耗要少不污染环境，所以首先研制了新型粘结剂已有不少關于球团用粘结剂的研究[3-6]，在前人研究的基础上对粘结剂进行了进一步深入研究，获得了新的无机、有机复合粘结剂以此为基础，对加热固化制度工艺也进行了研究并探索了粘结剂的合适加入量及粘结剂对不同矿粉原料的适应性，以获得能用于实际工业生产的含铁粉礦的球团化制备工艺 一、试验条件与方法 （一）原材料 1、粘结剂，采用自制无机有机复合粘结剂(简称粘结剂) 2、含铁粉矿，来自攀枝花某企业其化学组成见表1。（二）试验过程 每次称取含铁粉矿原料500g试验采用人工配料混合，试样加压成型是在万能压力试验机上进行加压成型压力为30000N/个，每个球团用料30g直径为25mm。粉矿加压成型后放在加热炉中进行烘干固结最后测其径向抗压力。其径向抗压力与实际工業生产中对辊压块法生产的椭圆球团两端点间的力更接近所以在试验中，都是采用的测试试样的径向抗压力试验过程如图1所示。 （三）抗压力测试 试样为直径25mm高20mm的圆柱体，每种条件下制作5个试样进行抗压力测试去掉最高、最低值，取其余3个值的平均值作为该条件下嘚抗压力值 （四）所用仪器与设备 加压设备为YE-30型液压式压力试验机，烘干设备为TMF-4-3型陶瓷纤维高温炉抗压力检测设备为CMT5105型微机控制电子萬能试验机。二、试验结果与分析 （一）加热固化制度对球团抗压力的影响 所用粘结剂要在加热条件下才能固化因此加热固化制度是球團制备重要的工艺参数之一。通过查阅文献采用自制的无机有机复合粘结剂，首先在固定12%粘结剂用量的条件下通过改变加热固化温度，进行试验其固化温度对球团抗压力影响的试验结果见表2。从表2可见将试样从室温直接加热到加热固化温度并保温1h的条件下，加热固囮温度从300400，500℃变化到800℃的过程中，试样的径向抗压力是依次增大的在500℃时达到最大值。当温度800℃时径向抗压力反而降低了。所以采用500℃为此工艺较合适的加热温度通过查阅文献，当球团试样加热到500℃左右时球团试样中的粘土失去结构水，粘土变成了死粘土相當于常见的泥通过烧制变成了砖瓦，从而表现出球团抗压力的提高不仅如此，粘土向死粘土的转化可使球团在雨水作用的条件下不会散开，而保持其力有利于球团生产后的储存和运输，这对大批量生产球团的企业非常重要 试验过程中，发现水分对粘结剂的固化作用產生影响所以设计了在加热固化过程中的一个除水的过程，在105℃时保温0.5h以除去试样中的水分(表3)。 从表3可见在105℃保温0.5h后，球团试样的徑向抗压力明显提高在105℃保温0.5h，可以除去球团试样中的水分防止了水分对粘结剂的固化作用产生影响，所以抗压力就提高了综上，加热固化温度从300400，500℃变化到800℃的过程中，试样的径向抗压力在500℃时均达到最大值所以选定的最佳加热固化制度是球团在加热固化过程中先从室温升至105℃，让其在此保温0.5h后再连续升温到500℃并保温1h。 （二）粘结剂加入量对抗压力的影响 在球团化的制备工艺中球团抗压仂的产生主要来源于粘结剂的固化作用，所以粘结剂的加入量的多少直接影响到球团整体性能，也是进行工业化生产过程中生产成本嘚主要部分。用相同的加热固化工艺采用不同的粘结剂加入量，进行了试验试验结果见表4。从表4可见随着粘结剂加入量的增加，球團试样的径向抗压力会相应提高当粘结剂用量为12%时径向抗压力过到最大值。继续增加粘结剂的用量当增加到14%时径向抗压力反而有所降低。在球团中径向抗压力的产生主来源于粘结剂在加热固化过程中形成的粘结膜。所以当粘结剂用量增加形成的粘结膜球团的数量也會相应增加，球团的抗压力会提高但当粘结剂用量达到14%时，粘结剂的量早已达到饱和状态多的粘结剂无法再继续形成粘结膜，反而增加了球团中的水分影响了粘结剂的加热固化效果，导致其抗压力下降在粘结剂的加入量为12%，先在105℃时保温0.5h再连续升温到500℃并保温1h的條件下，在攀枝花某企业进行了球团中试生产试验并用所生产的球团进行了转鼓指数测定，发现大部分转鼓指数在67%左右最高的可达90%。 （三）不同粉矿条件下的抗压力 为了验证此球团化制备工艺的普适性选用了3种不同的粉矿原料进行试验。①原料1高铁粉36%，中加粉40%转爐污泥24%，含铁量50.81%②原料2。泥矿20%中加粉30%，高铁粉30%铁精矿20%，含铁量52.31%③原料3。泥矿10%中加粉50%，高铁粉40%含铁量50.89%。 按粘结剂加入量为12%烘幹制度采用先在105℃时保温0.5h，再连续升温到500℃并保温1h的工艺方案对以上3种不同的粉矿原料进行试验，结果见表5从表4可见，3个不同的原料配比按此工艺，其球团试样的径向抗压力最低为1.4153 kN达到了使用的要求。该工艺对粉矿原料没有特别的要求具有普适性，有很广的应用湔景 通过对加热固化制度、粘结剂的加入量对含铁粉矿球团化力的影响试验，找到了一套合适的制备工艺此制备工艺生产的球团径向忼压力较高，能满足进入高炉冶炼的要求；此制备工艺对含铁粉矿的原料没有严格的要求具有普适性；在此工艺中，固化时间为2h左右苼产周期短，适合企业实现批量生产；为解决目前球团生产中存在的主要问题奠定了基础 三、结论 （一）试验研究表明，球团在加热固囮过程中先在105℃时保温0.5h，除去球团中的水分再连续升温到500℃并保温1h的工艺方案，所生产的成品球团径向抗压力可从1.5731 kN提高到1.9122kN成品球团還能抗水，便于工厂保存和运输 （二）当粘结剂的用量在12%时，所制备的球团径向抗压力最大达到1.9122 kN能满足高炉冶炼的要求。 （三）通过對不同含铁粉矿的试验研究表明此工艺对粉矿原料没有特别的要求，具有普适性 参考文献 [1] 甘勤．攀钢含铁尘泥的利用现状及发展方向[J]．金属矿山，2003(2)：62-64． [2] 田昊马晓春．烧结除尘灰混合炼钢污泥喷浆的工艺设计与应用[J]．烧结球团，2005(4)：34-36． [3] Eisele T CKawatra S K.A [5] 李宏煦，姜涛邱冠周，等．铁矿浗团有机粘结剂的分子构型及选择判据[J]．中南工业大学学报2000，31(1)：17-20． [6] 杨永斌．有机粘结剂替代膨润土制备氧化球团[J]．中南大学学报：自然科学版2007，38(5)：851-857．

铁粉尺寸小于1mm的铁的颗粒集合体。颜色：黑色是粉末冶金的主要原料。按粒度习惯上分为粗粉、中等粉、细粉、微細粉和超细粉五个等级。粒度为150～500μm范围内的颗粒组成的铁粉为粗粉粒度在44～150μm为中等粉，10～44μm的为细粉0.5～10μm的为极细粉，小于0.5μm的為超细粉一般将能通过325目标准筛即粒度小于44μm的粉末称为亚筛粉，若要进行更高精度的筛分则只能用气流分级设备但对于一些易氧化嘚铁粉则只能用JZDF氮气保护分级机来做。铁粉主要包括还原铁粉和雾化铁粉它们由于不同的生产方式而得名。铁粉 纯的金属铁是银白色的铁粉是黑色的，这是个光学问题因为铁粉的比表面积小，没有固定的几何形状而铁块的晶体结构呈几何形状，因而铁块吸收一部分鈳见光将另一部分可见光镜面反射了出来，显出白色;铁粉没吸收完的光却被漫反射能够进入人眼的可见光少，所以是黑色的 铁粉的應用 粉末冶金工业中一种最重要的金属粉末。铁粉在粉末冶金生产中用量最大其耗用量约占金属粉末总消耗量的85%左右。铁粉的主要市场昰制造机械零件其所需铁粉量约占铁粉总产量的80%。

1 主题内容与适用范围 1.1主题内容本标准规则了含废物污染操控的分级办法和含废物污染操控标准值以及含废物的处置与监测办法。1.2 适用范围本标准适用于任何过程中发生的含废物2 引证标准GB 5086 有色金属工业固体废物浸出毒性實验办法标准GB 7486 水质 的测定 榜首部分：总的测定3 术语3.1 含废物指任何过程中发生的含固态或半固态废物，包含尾矿、废渣、污泥和尘渣等3.2 废粅含量指废物在浸出液中总的浓度。4 标准分级含废物污染操控标准分为两级4.1 榜首级指本标准施行之日起，新建、扩建、改建的企事业单位应履行的标准4.2 第二级指本标准施行之前，已有企事业单位应履行的标准5 标准值含废物污染操控标准 (mg/L)项 目  榜首级　  第二级  废物含(以CN－計)  ≤1.0  ≤1.5  6 含废物的处置6.1 一般含废物的处置凡契合表中标准值的含废物，归于一般含废物可在环境保护部分同意的场所堆积。6.2 有害含废物的處置凡大于表中标准值的含废物归于有害含废物，应在具有防水、防渗、防扬散、防丢失的专用处置场所堆积并建立显着符号。运送此类废物要恪守公安交通部分 的有关规则7 标准施行7.1 本标准由各级政府环境保护行政主管部分担任监督与施行。7.2 本标准不能满意当地环境保护要求时省、自治区、直辖市人民政府能够拟定严于此标准的当地含废物污染操控标准，并报国务院环境保护行政主管部分存案8 监測办法8.1 取样与制样见附录A。8.2 含水量测定依照GB 5086中的有关章节进行8.3 浸出液的制备见附录B。8.4 总的测定依照GB 7486规则进行附录A 取样与制样（弥补件）A1 取样A1.1 出产线上取样。应在废物排出口每天取样一次，取样量2kg接连取样三天，混合均匀后取2kg作为试样。A1.2 废物堆取样在堆的顶、中、底三部位的断面，每个断面周边上设等距离的四个采样点在每点离表层30cm深处采样1kg。混合均匀后取2kg作试样。A1.3 污泥地取样在污泥堆积池的四周及中心设5个取样点，各取0.5kg混合均匀后，作为试样A2 制样大块试样经破碎后，使之悉数经过5mm筛孔混合均匀后，装入聚乙烯塑料瓶中备测定用附录B 浸出液的制备（弥补件）B1 浸出用水用0.1mol/L溶液调理蒸馏水pH值为8-9。B2 浸出液的制备称取试样100g（以干渣重量计）于2L聚乙烯塑料瓶Φ参加浸出用水1000mL（包含试样的含水量），密塞在振动器上振动4h（振动频率100-120次/min），放置待弄清后，用0.45um滤膜过滤弃去初滤液30mL后，搜集其他滤液于塑料瓶内浸出液中的测定应在当天进行，假如不能及时测定应参加固体，使滤液pH值至12放入4C冰箱内保存。附加阐明：本标准由国家环境保护局提出本标准由湖北省环境监测中心站担任起草。本标准由国家环境保护局担任解说 .

二段加压浸出中硫的行为

加压浸出由于产出的是单质硫，而不是不便于运输的硫酸从而越来越受到人们的推崇。且这个新工艺清洁、环保不会排放出污染气体SO2，能夶大改善现场工作环境而二段加压浸出工艺的出现，更是实现了真正意义上的全湿法冶金但加压酸浸仍存在着一系列问题，其中比较突出的是单质硫的形成和回收问题硫的行为问题一直以来都是加压酸浸理论中的一大难点，而二段加压浸出工艺由于其工序的增多和浸絀时间的加强更是给研究硫的行为问题增加了困难。 1.10、其它4.51由此可知，该精矿中伴生金属In的经济价值十分大它的有效提取也成为处悝工序中需重点考虑的问题。精矿的XRD图表明物相组成主要是闪锌矿硫主要以硫化物的形式存在。     实验所用药品和试剂有：浓硫酸（分析純）；木质素磺酸钠；褐煤（取自云南某地）；七水硫酸锌（化学纯).     二、试验 如果第一段加压浸出温度低于硫的熔点(119.25℃）则不需加入硫汾散剂。故硫分散剂分别在第一段和第二段加入两次加入量保持等量。     （一）传统硫分散剂的使用     当木质素磺酸钠的加入量为0.3g（为矿量嘚0.3％）时此时Zn的浸出率和单质硫形成率均达到最大值，试验结果如图1所示图1  Zn浸出率和S0形成率与木质素磺酸钠用量关系     这个值稍大于单段浸出的最佳加入量（矿量的0.2％）。原因是：在加压酸浸工序中木质素磺酸盐硫分散剂存在着溶解问题，而二段更加长了浸出时间让該问题显得更为突出。且在二段闭路循环浸出试验中一浸原液中Fe3＋浓度更是高达14 g/L。由于存在下列反应木质素磺酸盐浓度会随着Fe3＋浓度增加而下降。 式中A＝K＋Na＋，NH4＋Ag＋，Rb＋H3O＋和Pb2＋。     之后Zn的浸出率会出现小幅的下滑，可能的原因是精矿对木质素磺酸钠的吸附减少了反应面积锌浸出率的变化是吸附对有效反应面积和对精矿和硫分离作用的综合结果。而且木质素磺酸钠的用量过大会给浮选法回收硫带來困难当木质素磺酸钠的加人量为0.4g时，二浸渣中黑：色硫珠就明显增多     （二）新型硫分散剂的使用     仍在上述工艺条件下，考虑褐煤的加入量对整个工序锌浸出率和单质硫形成率的影响（褐煤用破碎机和球磨机磨至－0.074 mm≥98％）从图2可知，褐煤的加入量为1.0～2.0 g时锌的浸出率楿差不大，而元素硫的形成率在褐煤的加人量为1.5g时最大但也仅为65.97％。所以从这两个指标来说，褐煤的工艺效果离木质素磺酸盐还有一萣差距图2  总产率（Zn、S0）与褐煤的用量关系     但褐煤的加入能大大缩短过滤的时间，也就是液渣分离的难度（尤其是第二段浸出液渣的过滤)据统计，一浸液渣分离的平均时间能从20min降低至10min二浸液渣分离的平均时间能从45min降低至15min。还有褐煤的加人能明显改善浸出渣的粒度。在添加褐煤后再不会有明显的黑色硫珠产生，浸出渣蓬松没有明显硫渣分离现象，有利于单质硫的浮选回收     褐煤能作硫分散剂的机理，目前基本上没重大突破只知道：褐煤经离心机分离后可得到腐殖酸，腐殖酸为结构极其复杂的有机物其具有多分散性。腐殖酸的活性官能团主要包括羧基、酚羟基、醇羟基等弱酸基团以及C＝O、－OCH3、－NH2，和－SH等各种官能团的含量在不同的腐殖酸中差异很大，促使其性质有较大差异因其复杂的结构和巨大的表面积而对金属离子等物质具有很强的吸附能力，能抑制Cd2＋、Pb2＋和Zn2＋的沉淀而腐殖酸亦是通過影响表面张力σ和接触角θ来达到分散单质硫的效果。     （三）浸出渣的物相分析     而对木质素磺酸钠用量为最佳时所得到的二段浸出终渣莋XRD分析（图3），也可证实：(1)渣中的铁主要以黄铁矿形式存在被浸出的量很少；(2)渣中主体部分为硫，存在形式有a－S硫酸盐以及矿物中没被浸出的硫。图3  二浸渣的XRD图     此时所得二浸渣为灰黄色不同于加木质素磺酸钠时的渣（红褐色）。从图4可看出在渣中，有极少量的ZnS和PbS尚未浸出而方黄铜矿的浸出却被促进，其原因有待进一步研究图4  二浸渣（加褐煤）的XRD图    在两种硫分散剂的添加试验中，都有草黄铁矾生荿它的生成步骤如下：    草黄铁矾沉淀在溶液0.85＜pH＜1.99时生成，它可以部分除去浸出液中As、Si等有害元素当然也会吸附部分有价金属沉淀，In3＋、Zn2＋会取代铁矾晶格中的Fe3＋而进入铁渣这也说明：在第二段加压浸出后期，溶液中电位较高(E＞0.8V)溶液中铁主要以Fe3＋形式中存在。多组试驗的平均值也表明：二浸终液中Fe3＋浓度约占全铁离子浓度的95％。     三、结论    （一）二段加压浸出时硫分散剂的用量要稍高于单段加压浸出木质素磺酸钠的用量为矿量的0.3％为宜，褐煤为1.5％；     （二）对比新型和传统型的硫分散剂褐煤的不足是工业指标低，优势是缩短液固分離时间和改善渣的粒度；     （三）褐煤和木质素磺酸钠的作用机理从物理化学原理上来说，是相同的即通过影响表面张力σ和接触角θ来达到分散单质硫的效果；     （四）二浸渣中，硫的存在形式有α－S硫酸盐以及矿物中没被浸出的硫（主要存在于黄铁矿中）。在浸出过程中会生成铁矾类物质。

元素称号：硫俗称:元素符号：S元素原子量：32.066晶体结构：晶胞为正交晶胞 莫氏硬度：2.0 元素类型：非金属发现进程：古代人类已认识了天然硫。硫散布较广单质物理性质：一般为淡黄色晶体，它的元素名来历于拉丁文本意是鲜黄色。单质硫有几種同素异形体菱形硫（斜方硫）和单斜硫是现在已知最重要的晶状硫。它们都是由S8环状分子组成 密度 熔点 沸点 存在条件 菱形硫(S8) 2.07克/厘米3 112.8℃444.674℃ 200℃以下 单斜硫(S8) 1.96克/厘米3 119.0℃444.6℃ 200℃以上 硫单质导热性和导电性都差。性松脆不溶于水,易溶于(弹性硫只能部分溶解)。无定形硫主要有弹性硫是由熔态硫敏捷倾倒在冰水中所得。不安稳可转变为晶状硫(正交硫),正交硫是室温下仅有安稳的硫的存在方式。化学性质: 化合价为-2、+2、+4囷+6榜首电离能10.360电子伏特。化学性质比较生动能与氧、金属、、卤素（除碘外）及已知的大多数元素化合。还可以与强氧化性的酸、盐、氧化物浓的强碱溶液反响。它存在正氧化态也存在负氧化态，可构成离子化合物、共价化合成物和配位共价化合物元素来历：重偠的硫化物是黄铁矿，其次是有色金属元素（Cu、Pb、Zn等）的硫化物矿天然的硫酸盐中以石膏CaSO4·2H2O和芒硝Na2SO4·10H2O为最丰厚。可从它的天然矿石或化匼物中制取火山口处存在许多。元素用处：大部分用于制作硫酸橡胶制品工业、火柴、焰火、硫酸盐、盐、硫化物等产品中也需求许哆。部分用于制作药物、虫剂以及漂染剂等元素辅佐材料：硫在自然界中存在有单质状况，每一次火山爆发都会把许多地下的硫带到地仩硫还和多种金属构成硫化物和各种硫酸盐，广泛存在于自然界中单质硫具有明显的橙黄色，焚烧时构成激烈有刺激性的气味金属硫化物在焚烧时发生的气味可以断语，硫在远古时代就被人们发现并使用了在西方，古代人们以为硫焚烧时所构成的浓烟和激烈的气味能驱除魔鬼在古罗马博物学家普林尼的作品中写到：硫用来打扫住屋，由于许多人以为硫焚烧所构成的气味可以消除全部妖魔和全部兇恶的实力，大约4000年前埃及人现已用硫焚烧所构成的二氧化硫漂白布疋。在古罗马闻名诗人荷马的作品里也讲到硫焚烧有消毒和漂白效果中西方炼金术士都很注重硫，他们把硫看作是可燃性的化身以为它是组成全部物体的要素之一。我国炼丹家们用硫、硝石的混合物淛成黑色不管在西方仍是我国，古医药学家都把硫用于医药中我国闻名医师李时珍编著的《本草纲目》中，将到硫在医药中的运用：治腰久冷除凉风顽痹寒热，生用治疥廯的广泛应用促进了的提取和精粹，跟着工业的开展硫在制取硫酸中起着关键效果，而硫酸就昰工业之母无处不需求它。1894年出生在德国的美国工业化学家弗拉施发明用过热水的办法将硫从地下深处直接提取出来。世界上每年耗費许多的硫其间一部分用于制作硫酸，另一部分用于橡胶制品、纸张、硫酸盐、硫化物等的出产还有一部分硫用于农业和漂染、医药等。1789年法国化学家拉瓦锡宣布近代榜首张元素表把硫列入表中，断定硫的不可分割性18世纪后半页，德国化学家米切里希和法国化学家波美等人发现硫具有不同的晶形提出硫的同素异形体。硫在地壳中的含量为0.048%

含硫、磷、砷的氧化矿捕收剂

烃基磺酸钠、烷基硫酸钠、烃基、烃基胂酸等从它们的分子结构看，也是一端为极性基其它端为非极性基的复极性化合物本章所述药剂都可作氧化矿捕收剂，前两種可替代脂肪酸而含磷、砷的捕收剂选择性强，对锡石和黑钨浮选作用较好一、结构 烃基磺酸钠视其烃基不同又可分为烷基磺酸钠 和烷基芳基磺酸钠，它们的通式如下： RSO3Na R-Ar-SO3Na RO-SO3Na 烷基磺酸钠烷基芳基磺酸钠 烷基硫酸钠 二、性质 (1)烃基磺酸钠和烷基硫酸钠均为白色粉状物易溶于水，毒性很低 (2)烃基磺酸分子中的C-S键很安稳，因而烃基磺酸钠不易分化配成溶液后，放置好久均可运用 不会失掉洗刷才能和捕收才能。 (3)烷基硫酸钠与烃基磺酸钠不同能水解称醇和 ：RO-SO3Na+H2O→ROH+NaHSO4 特别是在加热条件下水解更快，因而烷基硫酸钠 溶液放置过久，会部分水解下降其捕收才能运用时应当天制造的溶液当天运用为好。

球团矿中磁铁矿的氧化和硫的氧化

磁铁矿精矿粉是生产球团矿的主要原料在焙烧过程Φ，应力求磁铁矿充分氧化成赤铁矿它对于球团矿的固结有重要意义。    第一磁铁矿氧化为赤铁矿伴随晶格结构的变化。磁铁矿晶体为等轴晶系而赤铁矿为六方晶系，氧化过程中的晶格变化及新生晶体表面原子具有较高的迁移能力有利于在相邻的颗粒之间形成晶键。    苐二磁铁矿氧化为赤铁矿是一放热反应。它放出的热能几乎相当焙烧球团矿总热耗的一半所以保证磁铁矿充分氧化，可以节约能耗    苐三，磁铁矿氧化若不充分则在球团矿中心尚有剩余的磁铁矿。如果它进入高温焙烧带温度升高，氧的分压降低更不剥于磁铁矿氧囮。在这种情况下磁铁矿将与脉石SiO2反应生成低熔点的化合物，在球团矿内部出现液态渣相它冷却时收缩，使球团矿内部出现裂纹这鈈仅影响球团矿的强度，而且恶化其还原性    第一步只发生化学变化，没有晶形转变因为γ---Fe2O3仍为等轴晶系；第二步只有晶形转变，最后變为六方晶系的a-Fe2O3如果在较高温度下氧化，也可以由等轴晶系的Fe3O4,一步氧化为六方晶系的a-Fe2O3.    磁铁矿球团的氧化由表层向中心推进；受到扩散洇素的控制。它符合吸附-扩散学说首先介质中的氧被吸附在磁铁矿颗粒的表面上，与Fe+2反应生成Fe+3,然后Fe+3向晶粒内部扩散    磁铁矿的氧化反应茬开始几分钟进行很快，然后氧化速度急剧下降见上图随着温度上升，不仅氧化速度加快氧化度也迅速升高。当温度超过900℃反应已足够迅速，再提高温度对氧化进程的影响已不大明显。温度超过1200℃氧化速度与氧化度已不再增加了。    等温条件下磁铁矿球团的氧化需偠时间可用下式表示：    式中  焙烧介质含O2是变化的但总是低于空气中含O2,因此k值较公式(4)为小。所以应力求将磁铁矿在预热阶段充分氧化此外根据热力学分析,1383℃可使赤铁矿在空气中分解。由于焙烧介质中氧的分压远低于空气中氧的分压所以赤铁矿在焙烧过程中分解为磁铁矿嘚温度低于1383℃.为使磁铁矿充分氧化为赤铁矿焙烧温度不宜过高。    (10)    一般焙烧球团矿过程中可以除去矿石中90%以上的硫。    硫对氧的亲合力大于Fe+2嘚亲和力因此硫有阻碍磁铁矿氧化的作用。如果用高硫磁铁矿生产球团矿更应注意预热阶段磁铁矿是否已充分氧化，否则将影响球团礦的品质

新药剂—FC在铁精矿除硫中的应用

摘要 新药剂—FC与磁铁矿石中的矿藏磁黄铁矿之间效果可使矿藏表面发作很大改变。磁黄铁矿被活化它有利于从铁矿石中别离磁黄铁矿。     关键词 新药剂—FC铁矿石浮选磁选       目前我国有很多的磁铁矿矿山因为含硫高而不能被使用。寻覓除硫新药剂将磁铁矿矿石中有害杂质硫降至0.15%以下至关重要。某地磁铁矿经磁选取得铁精矿67.25%,含硫2%为了下降铁精矿中硫档次,选用浮选办法,参加除硫新药剂—FC活化磁黄铁矿,将其与磁铁矿别离。终究取得磁铁矿档次68.14%,含硫0.097%,达到了特级质量的铁精矿 1矿石类型及矿藏成分     该矿床矿石类型较简略，为中硫化物白云岩铁矿石矿石中铁矿藏以磁铁矿为主，其次是菱铁矿、少数赤铁矿次生氧化物为褐铁矿；硫化物以磁黃铁矿为主，其次为少数黄铁矿和镍黄铁矿其他脉石矿藏以白云岩为主，其次为石英、方解石、黑云母；蚀变矿藏为绿泥化石等 2选矿實验     依据矿石性质，磨矿85%-200目选用一粗、一精磁选流程，取得67.25%铁精矿含硫2%,铁精矿回收率98.38%。磁选实验流程如图1实验成果列表1。   表1  磁选实驗成果 因为磁选后铁精矿含硫超支。为了处理这一问题共调查了碳酸钠、、硫酸铜、新药剂—FC几种活化剂，经过实验只要参加新药剂—FC硫降至0.097%，达到了特级铁精矿含硫的标准实验流程如图2，实验成果列表2   [next]  表2  磁选—浮选实验成果   3定论     （1）新药剂—FC是一种高效的磁黄鐵矿浮选药剂，在某铁精矿脱硫浮选中促成了磁铁矿与磁黄铁矿有用别离。     （2）新药剂—FC来历广泛报价低廉，有推广应用价值

（1）通用术语　　①交货状态　　是指交货产品的最终塑性变形或最终热处理的状态。一般不经过热处理交货的称热轧或冷拔（轧）状态或制慥状态；经过热处理交货的称热处理状态或根据热处理的类别称正火（常化）、调质、固溶、退火状态。订货时交货状态需在合同中紸明。　　②按实际重量交货或按理论重量交货　　实际重量--交货时其产品重量是按称重（过磅）重量交货；　　理论重量--交货时，其產品重量是按钢材公称尺寸计算得出的重量其计算公式如下（要求按理论重量交货者，需在合同中注明）：　　钢管每米的理论重量（鋼的密度为7.85kg/dm3）计算公式：　　　　W=0.02466（D-S）S　　式中：W--钢管每米理论重量kg/m；　　　　　D--钢管的公称外径，mm；　　　　　S--钢管的公称壁厚mm。　　③保证条件　　按现行标准的规定项目进行检验并保证符合标准的规定称做保证条件。保证条件又分为：　　A、基本保证条件（又稱必保条件）无论客户是否在合同中注明。均需按标准规定进行该项检验并保证检验结果符合标准规定。　　如化学成分、力学性能、尺寸偏差、表面质量以及探伤、水压实验或压扁或扩口等工艺性能实验均属必保条件。　　B、协议保证条件：标准中除基本保证条件外尚有"根据需方要求，经供需双方协商并在合同中注?quot;或"当需方要求……时，应在合同中注明"；还有的客户对标准中基本保证条件提絀加严要求（如成分、力学性能、尺寸偏差等）或增检验项目（如钢管椭圆度、壁厚不均等）。上述条款及要求在订货时，由供需双方協商签署供货技术协议并在合同中注明。因此这些条件又称为协议保证条件。有协议保证条件的产品一般均要加价的。　　④批　　标准中的"批"是指一个检验单位即检验批。若以交货单位组批称交货批。当交货批量大时一个交货批可包括几个检验批；当交货批量少时，一个检验批可分为几个交货批"批"的组成通常有下列规定（详见有关标准）：　　A、每批应由同一牌号（钢级）、同一炉（罐）號或同一母炉号、同一规格和同一热处理制度（炉次）的钢管组成。　　B、对于优质碳素钢结构管、流体管可以不同炉（罐）的同一牌號、同一规格和同一热处理制度（炉次）的钢管组成。　　C、焊接钢管每批应由同一牌号（钢级）、同一规格的钢管组成　　⑤优质钢囷高级优质钢　　在GB/T699-1999和GB/T标准中，其牌号后面带有"A"字者为高级优质钢，反之为一般优质钢　　高级优质钢在下列的部分或全部优于优质鋼：　　A、缩小成分含量范围；　　B、减少有害元素（如硫、磷、铜）含量；　　C、保证较高纯净度（要求非金属夹杂物含量少）；　　D、保证较高力学性能和工艺性能。　　⑥纵向和横向　　标准中称纵向是指与加工方向平行（即顺加工方向）者；横向是指与加工方向垂矗（加工方向即钢管轴向）　　做冲击功实验时，纵向试样的断口因与加工方向垂直故称横向断口；横向试样的断口因与加工方向平荇，故称纵向断口　　（2）钢管外形，尺寸术语　　①公称尺寸和实际尺寸　　A、公称尺寸：是标准中规定的名义尺寸是用户和生产企业希望得到的理想尺寸，也是合同中注明的订货尺寸　　B、实际尺寸：是生产过程中所得到的实际尺寸，该尺寸往往大于或小于公称呎寸这种大于或小于公称尺寸的现象称为偏差。　　②偏差和公差　　A、偏差：在生产过程中由于实际尺寸难于达到公称尺寸要求，即往往大于或小于公称尺寸所以标准中规定了实际尺寸与公称尺寸之间允许有一差值。差值为正值的叫正偏差差值为负值的叫负偏差。　　B、公差：标准中规定的正、负偏差值绝对值之和叫做公差亦叫"公差带"。　　偏差是有方向性的即以"正"或"负"表示；公差是没有方姠性的，因此把偏差值称为"正公差"或"负公差"的叫法是错误的。　　③交货长度　　交货长度又称用户要求长度或合同长度标准中对交貨长度有以下几种规定：　　A、通常长度（又称非定尺长度）：凡长度在标准规定的长度范围内而且无固定长度要求的，均称为通常长度例如结构管标准规定：热轧（挤压、扩）钢管3000mm～12000mm；冷拔（轧）钢管2000mmm～10500mm。　　B、定尺长度：定尺长度应在通常长度范围内是合同中要求嘚某一固定长度尺寸。但实际操作中都切出绝对定尺长度是不大可能的因此标准中对定尺长度规定了允许的正偏差值。　　以结构管标准为：　　生产定尺长度管比通常长度管的成材率下降幅度较大生产企业提出加价要求是合理的。加价幅度各企业不尽一致一般为基價基础上加价10%左右。　　C、倍尺长度：倍尺长度应在通常长度范围内合同中应注明单倍尺长度及构成总长度的倍数（例如3000mm×3，即3000mm的3倍数总长为9000mm）。实际操作中应在总长度的基础上加上允许正偏差20mm，再加上每个单倍尺长度应留切口余量以结构管为例，规定留切口余量：外径≤159mm为5～10mm；外径＞159mm为10～15mm　　若标准中无倍尺长度偏差及切割余量规定时，应由供需双方协商并在合同中注明倍长尺度同定尺长度┅样，会给生产企业带来成材率大幅度降低因此生产企业提出加价是合理的，其加价幅度同定尺长度加价幅度基本相同　　D、范围长喥：范围长度在通常长度范围内，当用户要求其中某一固定范围长度时需在合同中注明。　　例如：通常长度为3000～12000mm而范围定尺长度为6000～8000mm或8000～10000mm。　　可见范围长度比定尺和倍尺长度要求宽松，但比通常长度加严很多也会给生产企业带来成材率的降低。因此生产企业提絀加价是有道理的其加价幅度一般在基价上加价4%左右。　　④壁厚不均　　钢管壁厚不可能各处相同在其横截面及纵向管体上客观存茬壁厚不等现象，即壁厚不均为了控制这种不均匀性，在有的钢管标准中规定了壁厚不均的允许指标一般规定不超过壁厚公差的80%（经供需双方协商后执行）。　　⑤椭圆度　　在圆形钢管的横截面上存在着外径不等的现象即存在着不一定互相垂直的最大外径和最小外徑，则最大外径与最小外径之差即为椭圆度（或不圆度）为了控制椭圆度，有的钢管标准中规定了椭圆度的允许指标一般规定为不超過外径公差的80%（经供需双方协商后执行）。　　⑥弯曲度　　钢管在长度方向上呈曲线状用数字表示出其曲线度即叫弯曲度。标准中规萣的弯曲度一般分为如下两种：　　A、局部弯曲度：用一米长直尺靠量在钢管的最大弯曲处测其弦高（mm），即为局部弯曲度数值其单位为mm/m，表示方法如2.5mm/m此种方法也适用于管端部弯曲度。　　B、全长总弯曲度：用一根细绳从管的两端拉紧，测量钢管弯曲处最大弦高（mm）然后换算成长度（以米计）的百分数，即为钢管长度方向的全长弯曲度　　例如：钢管长度为8m，测得最大弦高30mm,则该管全长弯曲度应為：　　　　0.03÷8m×100%=0.375%　　⑦尺寸超差　　尺寸超差或叫尺寸超出标准的允许偏差此处的"尺寸"主要指钢管的外径和壁厚。通常有人把尺寸超差习惯叫"公差出格"这种把偏差和公差等同起来的叫法是不严密的，应叫"偏差出格"此处的偏差可能是"正"的，也可能是"负"的很少在同一批钢管中出现"正、负"偏差均出格的现象。　　（3）化学分析术语　　钢的化学成分是关系钢材质量和最终使用性能的重要因素之一也是編制钢材，乃至最终产品热处理制度的主要依据因此，在钢材标准的技术要求部分往往第一项就规定了钢材适用的牌号（钢级）及其囮学成分，并以表格形式列入标准中是生产企业和客户验收钢及钢材化学成分的重要依据。　　①钢的熔炼成分　　一般标准中规定的囮学成分即指熔炼成分它是指钢冶炼完毕、浇注中期的化学成分。为使其具有一定代表性即代表该炉或罐的平均成分，在取样标准方法中规定将钢水在样模内铸成小锭，在其上刨取或钻取样屑按规定的标准方法（GB/T223）进行分析，其结果必须符合标准化学成分范围也昰客户验收的依据。　　②成品成分　　成品成分又叫验证分析成分是从成品钢材上按规定方法（GB/T222）钻取或刨取样屑，并按规定的标准方法（GB/T223）进行分析得来的化学成分钢在结晶和以后塑性变形中，因钢中合金元素分布的不均匀（偏析）因此允许成品成分与标准成分范围（熔炼成分）之间存在有偏差，其偏差值应符合GB/T222之规定　　钢材的成品成分主要是供使用部门或质量检验部门验收钢材质量使用的，生产企业一般不做成品分析（用户要求者除外）但应保证成品分析符合标准规定。　　③仲裁分析　　由于两个实验室分析同一样品嘚结果有显著差别并超出两个实验室的允许分析误差或者生产企业与使用部门、需方与供方对同一样品或同一批钢材的成品分析有分歧意见时，可由第三方具有丰富分析经验的权威单位（如中国钢铁研究总院或具有商检资格的检验部门）进行再分析即称之谓仲裁分析。仲裁分析结果即为最终判定依据　　（4）力学性能术语　　钢材力学性能是保证钢材最终使用性能（机械性能）的重要指标，它取决于鋼的化学成分和热处理制度在钢管标准中，根据不同的使用要求规定了拉伸性能（抗拉强度、屈服强度或屈服点、伸长率）以及硬度、韧性指标，还有用户要求的高、低温性能等　　①抗拉强度（σb）　　试样在拉伸过程中，在拉断时所承受的最大力（Fb）出以试样原横截面积（So）所得的应力（σ），称为抗拉强度（σb），单位为N/mm2（MPa）。它表示金属材料在拉力作用下抵抗破坏的最大能力　　②屈服點（σs）　　具有屈服现象的金属材料，试样在拉伸过程中力不增加（保持恒定）仍能继续伸长时的应力称屈服点。若力发生下降时則应区分上、下屈服点。屈服点的单位为N/mm2（MPa）　　上屈服点（σsu）：试样发生屈服而力首次下降前的最大应力；　　下屈服点（σsl）：當不计初始瞬时效应时，屈服阶段中的最小应力　　③断后伸长率（σ）　　在拉伸试验中，试样拉断后其标距所增加的长度与原标距长喥的百分比称为伸长率。以σ表示，单位为%　　④断面收缩率（ψ）　　在拉伸试验中，试样拉断后其缩径处横截面积的最大缩减量与原始横截面积的百分比称为断面收缩率。以ψ表示，单位为%　　⑤硬度指标　　金属材料抵抗硬的物体压陷表面的能力，称为硬度根据试验方法和适用范围不同，硬度又可分为布氏硬度、洛氏硬度、维氏硬度、肖氏硬度、显微硬度和高温硬度等对于管材一般常用的囿布氏、洛氏、维氏硬度三种。　　A、布氏硬度（HB）　　用一定直径的钢球或硬质合金球以规定的试验力（F）压入式样表面，经规定保歭时间后卸除试验力测量试样表面的压痕直径（L）。布氏硬度值是以试验力除以压痕球形表面积所得的商以HBS（钢球）表示，单位为N/mm2(MPa)　　举例：120HBS10/1000130：表示用直径10mm钢球在1000Kgf（9.807KN）试验力作用下，保持30s（秒）测得的布氏硬度值为120N/ mm2（MPa）　　B、洛氏硬度（HK）　　洛氏硬度试验同布氏硬度试验一样，都是压痕试验方法不同的是，它是测量压痕的深度即，在初邕试验力（Fo）及总试验力（F）的先后作用下将压头（金鋼厂圆锥体或钢球）压入试样表面，经规定保持时间后卸除主试验力，用测量的残余压痕深度增量（e）计算硬度值其值是个无名数，鉯符号HR表示所用标尺有A、B、C、D、E、F、G、H、K等9个标尺。其中常用于钢材硬度试验的标尺一般为A、B、C即HRA、HRB、HRC。　　硬度值用下式计算：　　当用A和C标尺试验时HR=100-e　　当用B标尺试验时，HR=130-e　　式中e--残余压痕深度增量其什系以规定单位0.002mm表示，即当压头轴向位移一个单位（0.002mm）时即相当于洛氏硬度变化一个数。e值愈大金属的硬度愈低，反之则硬度愈高　　上述三个标尺适用范围如下：　　HRA（金刚石圆锥压头）20-88　　HRC（金刚石圆锥压头）20-70　　HRB（直径1.588mm钢球压头）20-100　　洛氏硬度试验是目前应用很广的方法，其中HRC在钢管标准中使用仅次于布氏硬度HB洛氏硬度可适用于测定由极软到极硬的金属材料，它弥补了布氏法的不是较布氏法简便，可直接从硬度机的表盘读出硬度值但是，由于其壓痕小故硬度值不如布氏法准确。　　C、维氏硬度（HV）　　维氏硬度试验也是一种压痕试验方法是将一个相对面夹角为1360的正四棱锥体金刚石压头以选定的试验力（F）压入试验表面，经规定保持时间后卸除试验力测量压痕两对角线长度。　　维氏硬度采用的试验力F为5（49.03）、10（98.07）、20（196.1）、30（294.2）、50（490.3）、100（980.7）Kgf(N)等六级可测硬度值范围为5～1000HV。　　表示方法举例：640HV30/20表示用30Hgf（294.2N）试验力保持20S（秒）测定的维氏硬度值為640N/mm2(MPa)　　维氏硬度法可用于测定很薄的金属材料和表面层硬度。它具有布氏、洛氏法的主要优点而克服了它们的基本缺点，但不如洛氏法简便维氏法在钢管标准中很少用。　　⑥冲击韧性指标　　冲击韧性是反映金属才来哦对外来冲击负荷的抵抗能力一般由冲击韧性徝（ak）和冲击功（Ak）表示，其单位分别为J/cm2和J（焦耳）　　冲击韧性或冲击功试验（简称"冲击试验"），因试验温度不同而分为常温、低温囷高温冲击试验三种；若按试样缺口形状又可分为"V"形缺口和"U"形缺口冲击试验两种　　冲击试验：用一定尺寸和形状（10×10×55mm）的试样（长喥方向的中间处有"U"型或"V"型缺口，缺口深度2mm）在规定试验机上受冲击负荷打击下自缺口处折断的实验　　A、冲击吸收功Akv(u)--具有一定尺寸和形狀的金属式样，在冲击负荷作用下折断时所吸收的功单位为焦耳（J）或Kgf . m。　　B、冲击韧性值akv(u)--冲击吸收功除以试样缺口处底部横截面积所嘚的商单位为焦耳/厘米2（J/cm2）或公斤力 . 米/厘米2（Kgf . m/cm2）。　　常温冲击试验温度为20±50C；低温冲击试验温度范围为　　低温冲击试验所用冷却介質一般为无毒、安全、不腐蚀金属和在试验温度下不凝固的液体或气体如无水乙醇（酒精）、固态二氧化碳（干冰）或液氮雾化气（液氮）等。

硫渣为黑灰色粉末其中铜的形态主要呈硫化物，少部分呈金属铜；锡主要呈金属形态部分呈硫化物。此外还有一些其他的硫化物，如FeS, As2S3等从硫渣中回收锡和铜，有直接焙烧-酸浸提铜与浮选分离出锡精矿后再氧化焙烧-酸浸提铜的两种方法

河南某大型含砷高硫金矿选矿试验研究

河南某金矿属层控型矿床，该矿区地质构造复杂褶皱、断裂发育，岩浆活动频繁强烈受热液接触变质及交代作用，蝕变矿化普遍而强烈远景储量可观。矿石嵌布以微细粒为主主要以裂隙金、包体金、粒间金的形式分布在黄铁矿、毒砂等金属矿物中。黄铁矿和毒砂是金的主要载体矿物矿石类型主要为黄铁矿型和石英白云石黄铁矿蚀变岩型。按矿石中矿物的相对含量来说矿石中的金属矿物以硫化物为主，黄铁矿占绝对优势其次为毒砂。通过选矿多方案试验研究采用粗磨—混合浮选—再磨—金硫分离的工艺，取嘚的试验指标为金精矿产率12.42%金品位55.2g/t，金回收率80.56%其中含硫51.52%，含砷1.68% 一、矿石性质 （一）矿石类型与矿物组成 矿石自然类型为黄铁矿型和石英、白云石黄铁矿蚀变岩型。矿石的结构主要为次生交代结构、结晶粒状结构、鳞片粒状变晶结构矿石的构造有褶皱构造、块状构造、条带状构造、浸染状构造等。矿石中主要矿物组成及含量见表1 表1  矿石中主要矿物成分相对含量(%)（二）矿石化学组成 原矿化学分析结果見表2，铁物相分析结果表3 表2  原矿化学多项分析结果(%)表3  原矿中铁元素的物相分析结果(%)（三）矿石中主要矿物特征 自然金、银金矿的粒度一般在0.1～0.005mm之间，与金属硫化物共生关系密切主要以裂隙金、包体金、粒间金的形式分布在黄铁矿、毒砂等金属矿物或脉石矿物中。 黄铁矿昰矿石中含量最多的金属矿物也是矿石中主要的金属硫化物之一，约占矿物总量的36%黄铁矿主要呈自形、半自形晶粒状产出，部分呈他形晶粒状产出立方体自形晶黄铁矿常见。粒度粗细不均最大粒度2～5mm，细粒黄铁矿5～10μm一般粒度分布在0.07～2mm之间。大于0.074mm的约占86%0.074mm以下仅占14%。受构造作用影响黄铁矿裂隙较发育自然金、银金矿往往嵌布在黄铁矿的裂隙中。黄铁矿与金矿物密切嵌生是金的主要载体矿物之┅。 毒砂是矿石中的主要含砷矿物呈自形、半自形晶或他形晶粒状产出。柱状、菱柱状自形晶常见毒砂粒度粗细不均，粗粒可达1～3mm細粒为10～20μm，一般粒度为0.1～2mm毒砂与黄铁矿、自然金、银金矿、方铅矿以及石英、碳酸盐等脉石矿物密切伴生，常呈自形或半自形晶粒状被包裹在较粗的黄铁矿中也有些与黄铁矿连生嵌布在脉石中，或在脉石中独立产出毒砂也是矿石中的主要载金矿物之一。脉石矿物以石英为主常常充填在黄铁矿的裂隙中，或交代黄铁矿构成“文象”结构见有少量的微细粒金矿物被包裹在石英中。石英的粒度一般为0.03～1mm石英、绢云母、白云母以碳酸盐矿物与黄铁矿、毒砂等金属矿物密切共生，形成浸染状、条带状矿石 二、选矿试验研究 （一）工艺鋶程的选择 矿石中金的主要载体矿物是黄铁矿和毒砂，且金与黄铁矿及毒砂关系密切金的嵌布特性表明金嵌布粒度微细，以裂隙金、包體金和粒间金为主根据原矿性质及我们多年对金矿的研究经验，曾拟订过三种方案：一是优先重选；二是石灰抑硫浮金试验研究；三是先混合浮选再磨后金硫分离试验研究。但第一种方案虽说精矿有一定的富集但回收率较低，并存在大量中矿尾矿中含金2～3g/t，又不能丟弃；第二种方案浮选指标较底硫的回收还需进一步活化，石灰量大了金也会受到强烈抑制，且技术经济指标不理想；试验结果表明第三种方案切实可行，技术经济指标较为合理因此对该方案进行了详细试验。 （二）混合浮选试验 混合浮选试验的目的是在一段粗磨嘚条件下初步将金富集，并抛除大量尾矿 混合浮选进行了调整剂种类及用量试验、磨矿细度试验及捕收剂用量试验等，在这基础上确萣混合浮选最佳工艺条件推荐工艺流程及条件见图1，其试验结果见表4 表4  混合浮选闭路试验结果(%)图1  混合浮选推荐工艺流程 （三）混合浮選精矿金硫分离试验 虽然金硫混合浮选试验金精矿回收率高，但金品位较低从原矿鉴定可知，矿石中金的原生嵌布粒度以微细粒金为主因此只有通过再磨使金得以进一步解离，抑制硫矿物浮选富集金精矿这样可以提高金精矿的品位。混合精矿金硫分离试验工艺流程及條件见图2图2  精矿金硫分离试验工艺流程及条件 试验采用的样品为混合浮选闭路试验制取的粗精矿。分别进行了石灰抑硫用量试验捕收劑条件试验及磨矿细度试验。 1、金硫分离抑制剂试验 经试验确定采用有效而廉价的石灰作抑制剂。固定条件：磨矿细度－320目86%一段浮选、二段扫选药剂用量相同，丁基黄药10g/t2号油10g/t。试验结果见图3图3  金硫分离抑制剂试验结果 试验表明，采用石灰可有效地抑制硫综合金的品位和金的回收率，适宜的石灰用量(对原矿)为1kg/t 2、混合粗精矿金硫分离磨矿细度试验试验(结果见图4)表明，通过再磨可使金进一步解离从洏有利于浮选提高金精矿的品位，降低了硫中的含金量综合金的品位和金的回收率，试验适宜的磨矿细度为－320目占86%图4  混合粗精矿金硫汾离磨矿细度试验结果 3、混合粗精矿金硫分离捕收剂种类及用量试验 试验固定条件：CaO用量(对原矿)1kg/t，磨矿细度－320目86%其它条件及结果见表5。 表5  混合粗精矿金硫分离捕收剂种类及用量试验结果试验表明采用混合药剂虽然选择性好一些，但捕收能力较弱金的回收率较低。而丁銨黑药的价格也较昂贵因此采用单一捕收剂丁黄药即可，只需添加少量就可有效地实现金硫分选 4、混合浮选金硫分离综合条件试验 试驗最终综合工艺流程及条件如图5所示。最终得到产率为12.42%、品位为55.20g/t的金精矿金回收率为80.56%。其中含硫51.52%含砷1.68%。图5  混合浮选—金硫分离最终工藝流程及条件 三、结语 1、采用混合浮选—混精再磨—金硫分离的工艺是处理此种高硫含砷的含金难选矿石较为适用的处理办法 2、采用一佽粗选、两次扫选、一次精选的闭路混合浮选试验，可以从含Au 8.45g/t含S高达20.5%，含As 1.94%的矿石中获得产率为43.20%，含Au 18.82g/t含As 3.94%，金回收率达到95.59%的混合精矿；經过再磨金硫分离工艺，可以获得产率为产率12.42%金品位55.2g/t，回收率80.56%的金精矿其中含硫51.52%，含砷1.68% 3、对高硫含砷难选金矿石试验得到的金精礦经冶金浸金试验，金的浸出率大于95%因此该工艺对该矿的合理开发利用具有一定的指导作用。 4、经过选矿试验多方案比较粗磨—混合浮选—再磨—金硫分离的工艺处理该矿取得了理想的指标，并且该工艺具有流程简单、易于操作以及适应性强等特点工艺流程合理可行。

电镀工业中含铬废水的处理方法

电镀工业含铬废水的处理最常用的办法有复原法、电解法工艺老练，运转作用好可是近来又有许多其他的办法被研究出来，归纳比较会发现这些办法也各有优缺点作为新办法，他们自有学习之处　　一、复原沉积法 　　化学复原法昰运用硫酸亚铁、盐、二氧化硫等复原剂将废水中六价铬复原成三价铬离子，加碱调整pH值使三价铬构成氢氧化铬沉积除掉。这种办法设備出资和运转费用低首要用于间歇处理。 　　常用处理工艺为在榜首反响池中先将废水用硫酸调pH值至2～3再参加复原剂，鄙人一个反响池顶用NaOH或Ca(OH)2调pH值至7～8生成Cr(OH)3沉积，再加混凝剂使Cr(OH)3沉积除掉。改进的工艺为在榜首反响池中直接投加硫酸亚铁用NaOH或Ca(OH)2调pH值至7～8，生成Cr(OH)3沉积洅加混凝剂，使Cr(OH)3沉积除掉运用该技能后，含铬废水日处理量为1000M3废水中铬含量为10mg/l.该技能适用于含铬工业电镀废水处理。 　　在一些报导Φ也有说到运用聚合铁处理电镀含铬废水聚合铁兼有传统絮凝剂PAC，PFC的长处构成的絮凝体大而重，沉降速度快其出水色度比聚合好，除浊作用和絮凝体沉降功能又优于聚合详细报导内容附于文后。 　　二、电解法沉积过滤 　　1.工艺流程概略 　　电镀含铬废水首要经过格栅去除较大颗粒的悬浮物后自流至调理池均衡水量水质，然后由泵提升至电解槽电解在电解过程中阳极铁板溶解成亚铁离子，在酸性条件下亚铁离子将六价铬离子复原成三价铬离子一起因为阴极板上分出，使废水pH值逐渐上升最终呈中性。此刻Cr3+、Fe3+都以氢氧化物沉积汾出电解后的出水首要经过初沉池，然后接连经过(废水自上而下)两级沉积过滤池一级过滤池内有填料：木炭、焦炭、炉渣;二级过滤池內有填料：无烟煤、石英砂。污水中沉积物由过滤池填料过滤、吸附出水流入排水检查井。然后经过泵进入循环水池作为冷却用水过濾用的木炭、焦炭、无烟煤、炉渣定时搜集在锅炉房掺烧。 　　2.首要设备 　　调理池1座;初沉池1座、沉积过滤池2座;循环水池1座;电源控制柜、電解槽、电解电源、电解电压1套;水泵5台 　　3.结果与分析 　　某电镀厂电镀废水处理设备在正常工况条件下，距离不同的时刻屡次取样 　　电镀含铬废水选用电解法沉积过滤工艺处理后悉数回用，过滤池内填料定时集中于锅炉房掺烧达到了归纳办理电镀含铬废水的意图。 　　该处理技能尽管运转牢靠操作简略，但应留意几个方面： 　　a)需求定时替换极板; 　　b)在必定的酸性介质中氢氧化铬有被从头溶解的或许; 　　c)沉积过滤池内的填料有必要定时处理，燃烧完全不然会引起二次污染。由此可见对处理设备加强办理非常重要。 　　4.定論 　　1)该处理工艺对电镀含铬废水办理完全过滤池内填料定时一致处理，不会引起二次污染;处理后清水悉数回用可节约水资源，具有顯着的经济效益 　　2)该工艺出资较小，技能老练运转安稳牢靠，操作便利易于办理，适应于不同规划的电镀出产厂商.

含硫高铝齿轮鋼连铸工艺须知

近年来很多齿轮钢用户提出了硫含量≥0.015%、[Al]含量≥0.020%的下限要求，这是为了改善钢的切削加工性能以及保证钢的晶粒度要求　　这给连铸生产出了个难题，尤其是小方坯极易发生结瘤事故为此，在精炼操作中要做好脱氧工作注意钙处理的量，并注意好喂線的顺序和时机做到既满足Al2O3充分变性，又不致有过多的Ca与S反应生成CaS此类钢种在连铸过程中要特别做好防止二次氧化的工作：大包-中间包长水口+氩封，浸入式水口+黑渣面操作

从含金垃圾中回收金的方法

含金的废物品种许多，挑选收回金的方法应视废物的品种和性质而定关于贵金属熔炼炉的拆块及扫地废物，可作为炉料配料直接回来铅和铜冶炼车间熔炼而收回。      由撤除古代建筑物而构成的废物木质嘚能够烧掉，金则进入烧灰中从中收回金。而泥质可采用淘洗、重选或化等收回或提金      描金陶瓷废猜中的金，可用化学退镀法、化法戓溶解法收回其间金

其惯例办法为锌置换法，也能够使用电解堆积的办法 　　1、锌置换法 　　1.1、锌置换金的原理 　　在浸出作业中，金与效果生成金络李合物溶解于溶液中，当向溶液中参加锌后金被锌置换转化成为金属状况而分出，一起锌溶解于的溶液中 　　锌置换进程是电化学反响进程，金的堆积是因为生成电偶的成果该电偶为锌——铅电偶，锌为阳极铅为阴极。铅的来历除矿石含有外主要是向锌的产品中参加的铅或许置换进程中参加可溶性铅盐。金络离子在电偶电流的效果下必定向阳极移动与锌效果，使锌以锌络离孓状况进入溶液中而金被复原堆积出来。 　　1.2、锌置换金的工艺条件 　　榜首、根离子浓度不能低于0.02%出产中控制在0.03~0.06而碱的浓度控制在0.01%咗右; 　　第二、氧的浓度有必要控制在0.5毫克/升以下，不然有害于置换; 　　第三、锌的用有必要恰当其用量在出产中有必要经过试验来定，过少满意不了置换要求过多则会使本钱大增; 　　第四、铅盐的效果是构成锌——铅电偶，使金被置换出来但过量的铅对金的置换晦氣，它会覆盖于锌的表面减慢置换速度; 　　第五、温度及溶液中杂质的影响。温度低置换速度下降，温度高置换速度加速，出产中┅般控制在15~30℃之间溶液中的杂质如铜、、镍及可溶性硫化物等都是置换金的有害杂质; 　　第六、贵液清洁度的影响甚大，进入置换的贵液有必要明澈通明不容许带有超越要求的悬浮物和油类。出产中要求贵液中悬浮物含量为5毫克/升以下 　　1.3、锌丝置换法 　　1.4、 锌粉置換法 　　1.5、锌置换金的出产实践 　　2、金的电解堆积 　　所谓金的电解堆积就是把溶液中的金属在电流效果下，使之在阴极堆积然后到達收回的意图。 　　电解堆积时的根本反响分为阳极反响和阴极反响 　　在阳极上，氢氧离子变成H2O和氧气　　在阴极上则是： 　　总的電解堆积反响方程为： 　　金电积的条件;温度为40~50℃有时可达90℃，槽电压3伏特贵液在槽内逗留的时刻可由试验断定，一般为0.5~1小时循环時刻10~20小时，贵液的活动速度约3升/分电积的距离15毫米，电流速度一般为20~30安/米2

在含金制品的出产和使用过程中，会发生一些废料或使用过嘚废旧制品等这些废旧物猜中的金档次有时比矿石中的金档次高得多，而且处理流程相对较简略收回的经济效益很明显，因而是提取金的第二资源但含金废料品种繁复，性质与组成各异有必要依据不同的目标和要求，挑选合适的收回办法 一、从镀金废猜中收回金 對已含金高的镀件，可先从镀金废件上退镀金然后再提纯和收回金。退镀金的办法有以下几种： （一）铅熔法 将被处理的镀金废件置于熔融的铅液中使金进入铅液中。取出退金后的废件把含金铅液铸成贵铅板，再用电解法或灰吹法从贵铅中收回金 （二）热膨胀法 使鼡金与基体合金膨胀系数的不同，加热使镀金层与基体之间发生空地然后在稀硫酸中沸煮，使镀金层彻底掉落再进行金的溶解与提纯。 （三）化学溶解法 退镀液品种较多例如碘－碘化钾溶液、－钠溶液等。也可用硝酸溶出基体合金的办法使镀金层掉落留在不溶物中，再处理此不溶物收回金 （四）电解法 用和钠做电解液，石墨作阴极镀金废件作阳极，进行电解退金金在阳极被氧化后与效果构成絡阳离子进入溶液，再被溶液中的钠复原为金并沉积于电解槽底部，将此金沉积物别离和提纯后收回金 二、从含金废液中收回金 依据廢液化学组成的不同，含金废液可分为镀金废液、废液以及各种含金洗水等一般酸性镀金液含金液4～12g/L，中性镀金液含金4g/L碱性镀金液含金20g/L，其间大都含有电子元器件出产中的腐蚀液或碘腐蚀液是首要含金废液之一。 （一）镀金废液 可依据其成分和含金浓度的不同别离選用电解法（开槽电解或闭槽电解）、锌粉置换法、活性炭吸附法或离子交换法等。经收回后的尾液还应进一步处理出去，到达契合排放的标准 （二）腐蚀液 通常是选用复原法收回其间的金，包含硫酸亚铁复原法、钠复原法、亚复原法或复原法等有时也选用锌粉置换法，但要求料液预先脱除硝酸以进步金的收回率。 （三）碘腐蚀液 可用钠复原法收回其间的金当饱满的钠溶液加入到料液中时，碘液甴紫红色转变为浅黄色天然弄清后过滤，得出粗金产品 三、从含金的合金废猜中收回金 包含电子工业中抛弃的各种含金的电子元器件、电气触头、电路板、联合器等。例如在20世纪60年代到70年代中期出产的电路板中含金高达0.1%～0.3%，现在出产的电路板中含金以降低到0.01%～0.05%含金嘚合金品种许多，组分差异较大例如，有Au－Ag、Au－Cu、Au－Sb、Au－Al、Au－Pt、Au－Pd、Au－Ir、Au－Pd－Ag、Au－Cu－Ag等合金处理的办法，通常是先进行拣选、分类、研磨和物理处理等然后进行化学处理，包含煅烧、熔炼、始发溶解与别离、复原、电解精粹等关于含金较高的固体废料，能够先熔炼荿贵铅再进一步精粹收回金。关于含金较低的固体废料则可选用湿法处理，即用溶剂挑选性溶出含金废猜中的金和其他金属再用溶劑萃取、离子交换、液或活性炭吸附等办法进行别离、富集与提纯，最后用复原法或电解法从溶液中别离收回金和其他有价金属 四、从含金的珠宝废品中收回金 珠宝废品中往往含有客观数量的金、银等贵金属，能够选用湿法冶金的办法进行收回通常是先进行热降解处理；然后用硝酸溶液进行榜首段浸出，别离出银和其他金属；再用进行二段浸出金；含金的溶液用丙二酸二乙酯挑选性溶剂萃取金；最后用複原法从有机相中别离得出金属金产品一个典型的湿法冶金从含金的珠宝废品中收回金、银的工艺流程如下图所示。图  从珠宝废猜中收囙金的湿法冶金工艺流程

我国铝土矿资源丰富已探明的铝土矿储量达23亿t。其间含硫高的一水硬铝石型铝土矿储量达1.5亿t占总储量的11.0%左右。这类矿石以中高铝、中低硅、高硫、中高铝硅比矿石为主且此类矿石高档次所占份额大，需加工脱硫才干运用因而研讨经济合理的脫硫办法，具有巨大的潜在工业含义       在氧化铝出产流程中，铝土矿中的硫不只构成Na2O的丢失并且溶液中S2－进步后会使钢材遭到腐蚀，蒸騰和分化工序的钢制设备因腐蚀而损坏添加溶液中铁含量。在拜耳法出产氧化铝过程中假如铝土矿中硫的含量超越0.3%就能导致氧化铝档佽因铁的污染而超支，别的还能使氧化铝的溶出率下降跟着氧化铝工业的不断发展，科学研讨者对脱硫办法进行了许多的研讨工作但效果及运用均不尽人意。因而有必要对高硫铝土矿进行进一步脱硫研讨到达拜耳法氧化铝厂对铝土矿含硫的要求。 铝土矿中硫首要以黄鐵矿（FeS2）办法存在因为黄铁矿简略用黄药等捕收剂浮选，而含铝矿藏以氧化物和氢氧化物办法存在亲水，不易被黄药捕收因而，浮選用黄药理论上简略完成黄铁矿和含铝矿藏的别离用浮选的办法下降铝土矿中硫的含量，最早被原苏联人员选用在我国，浮选脱除铝汢矿中的含硫矿藏还未见文献报导因而，针对我国铝土矿的特色用选矿脱除铝土矿中含硫矿藏的研讨具有重要含义。   河南高硫矿碳酸钠（分析纯，上海虹光化工厂）六偏磷酸钠（分析纯，天津市科密欧科技有限公司）（分析纯，天津市科密欧化学试剂开发中心）硫酸铜（化学试剂，天津市博迪化工有限公司）丁基黄药（株洲选矿药剂厂），戊基黄药（长沙矿冶研讨院选矿所）松醇油（株洲選矿药剂厂），单质碘和碘化钾（分析纯汕头市西陇化工厂）。对河南高硫矿进行了化学分析首要化学成分列于表1。   各添加剂预先装備成必定的浓度备用药剂添加次序为：六偏磷酸钠→→硫酸铜→丁基黄药→戊基黄药→松醇油，实验中各药剂的用量及添加药剂后的拌囷时刻见表2实验所用脱硫浮选办法为简略的一段浮选。浮选产品别离过滤、洗刷、烘干后分析   表2  药剂用量及拌和时刻药剂称号药剂用量/（g·L－1）拌和时刻/min碳酸钠 六偏磷酸钠硫酸铜 丁基黄药 戊基黄药 松醇油2.5 选用六偏磷酸钠作为按捺剂，和硫酸铜作为活化剂丁基黄药和戊基黄药作为捕收剂，对高硫铝土矿进行一段浮选脱硫条件实验研讨各添加剂用量对浮选成果的影响。       （一）碳酸钠用量的影响       在pH＞11的高堿环境下黄铁矿表面会有亲水的氢氧化物生成，进而浮选遭到按捺碱性增强对黄铁矿的按捺不断增强。低pH值系统中难以浮选乃至浮選没有泡沫，这与铝土矿结构以及实验条件有关碳酸钠另一效果是对黄铁矿具有活化效果。在CO32－与HCO3－离子效果下铁的氢氧化物又可转變成铁的碳酸盐，使黄铁矿表面掩盖的氢氧化物和硫酸盐脱落暴露出新鲜的表面因而碳酸钠添加量对浮选的效果有较大的影响。按表2所礻条件进行了碳酸钠用量对脱硫效果的影响的研讨，成果见表3 由表3可知，跟着碳酸钠用量的添加和矿浆pH值升高高硫尾矿中硫的档次樾来越高，硫的收回率在逐步下降低硫铝土矿的产率较大起伏的升高，到碳酸钠用量为2.5g/LpH值为10.43时，硫的档次达最大值随后又开端下降，硫的收回率持续下降低硫铝土矿的产率也到达最大值后又下降。由此可见碳酸钠对浮选具有较大影响归纳考虑以上要素，高硫矿浮選碳酸钠用量应为2.5g/LpH值为10.43左右。 六偏碳酸钠在含量高时对一水硬铝石具有按捺效果但在pH＞10时，其按捺效果较弱只要在较高用量的条件丅才具有较强的按捺效果。六偏磷酸钠的按捺效果为在浮选过程中损坏和削弱一水硬铝石与捕收剂之间相互效果增强一水硬铝石表面的親水性。它的效果办法有3种：消除活化离子；在矿藏表面构成亲水薄膜；消除矿藏表面的活化薄膜六偏磷酸钠一起可对矿浆起涣散效果。按表2所示条件进行六偏磷酸钠用量对脱硫效果的影响，成果见表4     由表4可知，跟着六偏碳酸钠用量的添加高硫尾矿中硫的档次先进步然后下降，硫的收回率也是先进步后下降低硫铝土矿的产率在小起伏规模内改变。六偏碳酸钠用量以7.65×10－3g/L为宜       （三）活化剂用量的影响       活化剂的效果是在矿藏表面生成促进捕收剂效果的薄膜。浮选电化学以为某些硫化矿藏具有半导体性质和必定的电子传导才能，表媔的静电位是HS－离子能否在其表面氧化生成元素S0的要害当表面静电位Ems高于HS－氧化成S0的平衡电位时，则这种氧化在热力学上能够完成黄鐵矿表面静电位Ems高于HS－氧化成S0的平衡电位，因而HS－可能在黄铁矿表面氧化成元素（S0）王淀佐等人测定了黄铁矿的表面静电位，在pH＞8今后┅直高于EHS-/S0所以HS－能够在其表面氧化。Na2S参加矿浆中后矿浆中存在许多的HS－离子，黄铁矿因为表面静电位较高对HS－离子有较强的电催化效果，HS－在其表面有如下反响： 当黄铁矿表面氧化较深时可被Cu2＋活化。其机理为Cu2＋可替代黄铁矿品质中的Fe2＋使表面生成含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附效果铜离子比较简略进入黄铁矿的晶格，铜和硫的亲和性比铁和硫的亲和性更大使黄铁矿表面构成铜膜，铜离子不影响矿藏晶格深处在黄铁矿表面上掩盖铜相当于分散处理黄铁矿表面，即影响到黄铁矿表面的导电类型黄铁矿为电子型半导体，晶格表面层上富集电子的表面因而不能安稳的吸附黄药。一些二价Cu2＋从其表面取得电子Cu2＋浓度下降为Cu2＋，使黄铁矿表面层电子浓度下降黃铁矿表面导电性的转化，这时能安稳地吸附黄药 综上所述，首要对黄铁矿起到诱导浮选效果但因为黄铁矿镶嵌于结构杂乱的铝土矿Φ，且黄铁矿的含量小尤其是当黄铁矿表面氧化较深时，对黄铁矿就起不了诱导浮选效果而Cu2＋能够进入黄铁矿晶格中替代Fe2＋使表面生荿含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附效果。因而和硫酸铜均可起到活化效果其用量多少对硫档次影响很大。按表2所示条件别离进行了囷硫酸铜用量对脱硫效果的影响研讨，成果别离见表5和表6 6..4       由表5可知，跟着用量的添加高硫尾矿中硫的档次先下降后升高，随后又下降硫的收回首先升高后下降，低硫铝土矿的产率改变不大用量以4×10－4g/L为宜。       由表6可知跟着硫酸铜用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先升高后下降改变的起伏比较大，硫的收回首先逐步升高然后较大起伏的下降低硫铝土矿的产率改变不大。硫酸铜用量以1.88×10－2g/L为宜       （㈣）捕收剂用量及其品种的影响       在浮选中运用捕收剂，能够进步有用矿藏表面的疏水性黄铁矿捕收剂首要是黄药类等捕收剂。在许多情況下已成功地运用单一种捕收剂。但混合运用多种硫代捕收剂可大大进步硫化矿浮选目标按表2所示条件，丁基黄药及戊基黄药用量对脫硫效果的影响成果别离见表7和表8   表7  高硫尾矿96 40.44 13.低硫铝土矿 高硫尾矿96.5 3.50.57 11..26       由表7可知，跟着丁基黄药用量的添加高硫尾矿中硫的档次和收回率嘟随之添加，然后下降低硫铝土矿的产率在小规模内增大。丁基黄药对浮选效果具有较大影响丁基黄药用量以3.13×10－2g/L为宜。       由表8可知哏着戊基黄药用量的添加，高硫尾矿中硫的档次在小起伏内先升高后下降硫的收回率在较大起伏内先升高后下降，低硫铝土矿的产率改變不大戊基黄药对硫的收回率影响较大。戊基黄药用量以3.13×10－2g/L为宜       三、优化条件的浮选成果   通过以上各条件实验的影响，得出高硫铝汢矿一段浮选除硫的最佳条件实验为：碳酸钠用量2.5g/L六偏磷酸钠用量为7.65×10－3g/L，拌和1min用量为4.0×10－4g/L，拌和1min硫酸铜用量为1.88×10－2g/L，拌和2min丁基黃药用量为3.13×10－2g/L，拌和1min戊基黄药用量为3.13×10－2g/L，拌和2min松醇油用量为0.125g/L，拌和1min实验成果见表9。 由表9可知在优化的浮选条件下，原矿通过┅段浮选即可取得硫档次高达的13.44%收回率56%，而产率仅为4%的高硫尾矿；一起取得产率为96%硫档次为0.44%的低硫铝土矿。这一成果比前苏联研讨人員浮选高硫铝土矿一段浮选尾矿含硫达9%的工艺目标还好       由表10可知，一段浮选高硫尾矿的A/S比为6.35与A/S比为4.87的原矿比较，高硫尾矿的A/S比高这昰因为铝比硅更简略浮选，成果导致高硫尾矿中A/S比稍高因为被浮选的高硫尾矿产率不大，因而对低硫铝土矿的A/S比的影响不大高硫尾矿Φ硫和铁含量比原矿明显进步，铁略有进步其它元素含量都偏低。而低硫铝土矿与原矿比较除了铝，硅以及钾比原矿略低高外其它え素都有所下降。 （一）选用浮选的办法以碳酸钠为pH调整剂，六偏磷酸钠为按捺剂和硫酸铜为活化剂，丁基黄药和戊基黄药为捕收剂松醇油为起泡剂，进行高硫铝土矿的一段反浮选取得硫含量高达13.44%，收回率56%氧化铝含量为51.96%，而产率仅为4%的高硫尾矿一起取得产率为96%，氧化铝含量为62.10%硫档次为0.44%的低硫铝土矿。因为铝比硅更简略浮选高硫尾矿的A/S比升高，但因为高硫尾矿的产率低仅为4%，因而对低硫铝汢矿的A/S比影响不大 （二）对原矿进行一段浮选的最佳条件是：碳酸钠用量为2.50g/L，六偏磷酸钠用量为7.65×10－3g/L用量为4.00×10－4g/L，硫酸铜用量为1.88×10－2g/L丁基黄药用量为3.13×10－2g/L，戊基黄药用量为3.13×10－2g/L松醇油用量为1.25×10－1g/L。矿浆最佳浮选pH值规模是10.4～10.5左右       （三）本研讨测验一起运用2种活化剂，即和硫酸铜活化的效果大于单一活化剂的效果，进步硫的浮选收回率丁基黄药与戊基黄药2种捕收剂按份额混合运用可进步硫的档次忣收回率。

从含金氰化溶液中回收金的方法

用化法提金时从含金溶液中收回金的办法较多，如用吸附法、电解法、沉积法等吸附法是將含金溶液中的金吸附到作为载金体的吸附剂上，然后再从载体大将金洗脱下来再用沉积池或电解从洗脱液中沉积金，常用的吸附剂为活性炭及树脂等电解法是将含金溶液直接电解得到金。沉积法是在贵液中参加沉积剂经过化学反应使金沉积，而得到含金档次较高的金泥作为冶炼的质料。最常用的沉积剂是金属锌特殊情况下也可用金属铝。

利用磁选机提取河沙铁粉的工艺介绍

由于近几年我国钢铁原料----铁精粉价格的攀升河沙选铁的利润大幅度提高，专用机械----河沙选铁船、磁选机等系列选矿设备得以在全国范围内大面积推广 中科公司生产的河沙铁粉提取磁选机有实际的应用效果。 这些选矿设备大致的工作原理为：通过磁选机将河沙中的磁性铁选出来下面就具有玳表性的设备--挖沙选铁船的构造、原理以及操作规程简介如下： 挖沙选铁船由浮体、链斗挖沙系统、筛分系统、磁选系统、尾沙排除系统、动力系统组成。 首先河道里有水，我们的选矿设备必须要浮在水面上工作因此我们用3.5-4毫米的钢板做成了浮体，根据挖沙深度的不同浮体的宽度和长度都有相应的尺寸要求，一般宽度在1.5-2米之间长度在16-32米之间。 另外我们为了增加船的稳定性，两个浮体之间间隔了一萣的距离一般为1.5米左右。顾名思义这套选矿设备的上料系统是链斗式的挖沙系统，河沙由链斗提上来以后因为有大小不一的石子，為了保护磁选机的安全必须经过筛分系统。根据河道的环境不同一般来说，石子比较少、直径比较小的河道用自震式比较好维修方便，节省动力(约3KW)而石子很多，直径又比较大的河道就要用滚筒式的筛子了经过筛分后的石子一般直接流入河道，如果有经济价值也可甴传送带输送到岸上出售;河沙转入磁选系统磁选系统主要是磁选机和水洗精选系统。 磁选机的磁表强度一般要达到高斯规格为750*，这样配套才能达到90%的净选率水洗的作用是提高毛铁粉的品位，一般可在30-45之间自由调节尾沙排除系统的作用是将选去铁粉的尾沙排到远离本機械的地方，以保证本机械能正常的工作一般有自流式、传送带式、抽沙泵式三种形式当然这也是根据河道的具体环境来定的。

含砷硫銻碳难处理金矿石的处理工艺

因为对金矿资源的很多开发易选易处理金矿石日益削减，档次逐步下降矿石成分越来越杂乱。包含我国茬内的国际各首要产金国不得不把注意力转移到难处理矿石的加工上能够以为，这些用惯例办法难以处理的含砷、硫或锑、碳成分的金礦石很快将成为国际黄金出产的重要来历。 关于含砷、硫的金矿石其之所以难处理，是因为此类矿石的矿藏组成杂乱含有适当多的對提金进程的搅扰元素，金以极细粒方式浸染于黄铁矿、砷黄铁矿、辉锑矿中构成粘连和包裹体等致使很难用一般机械选矿及化浸出办法富集收回，而有必要先经预处理脱除搅扰浸金的砷、硫等然后再进行浸出提金。 关于含碳的金锑砷矿石或精矿来说其难处理的原因，除了因为金与硫化物（首要是毒砂、黄铁矿和一部分辉锑矿）细粒共生外还因为存在对贵金属络合物具有强吸附才干的含碳物质，以忣以辉锑矿呈现的锑它使精矿的化进程极端杂乱化。化进程中辉锑矿对金的抑制效果首要表现在吸收溶液中的氧和游离以及在金粒的表面构成次生锑盐薄膜，因此当难处理的含碳砷锑金精矿进行化时有必要预先处理以解离含金的硫化物。 现在研讨得比较多的氧化预处悝办法有焙烧，加压氧化、细菌氧化、化学氧化、硝酸分化和电化学氧化等下面别离叙说一下它们的原理，特色、适用性和一些处理笁艺实例 一、焙烧 很多科学研讨和出产实践标明，关于含细粒浸染金的砷黄铁矿、黄铁矿、辉锑矿和碳质矿石之类的难处理盒矿石来说进行氧化焙烧或将氧化焙烧作为化之前的矿石预备作业，在技术上和经济上都是合理的假如不进行焙烧而直接对这些质料进行化时，金的收回率则不超越50%～70%经过预先氧化焙饶之后，再用化法处理就或许使金的收回率进步到95%～97.5%。 （一）含砷、硫金矿石的焙烧 处理含砷、硫金矿或金粒太细的金矿石或精矿传统的办法都是选用预氧化焙烧脱除有害成分，然后对焙砂进行化浸出精矿焙烧的意图在于硫化粅分化时，能充沛露出金颗粒使精矿中的硫、砷等杂质元素能最大极限以氧化物方式蒸发，产出有利于化的疏松多孔的焙砂 现在国外氧化焙烧脱硫率一般为93%～95%，脱砷率为87%～90%我国为78%～84%和82%～99%。 氧化焙烧常在500～800℃范围内进行为了避免结块，焙烧温度一般不超越800℃依据特礦中的砷、硫含量、粒度、焙烧温度、焙烧时刻、拌和强度等不同条件、脱硫率一般可达90%～95%，脱砷可达90%当焙砂含硫0.2%～2%，含砷0.3%～1.5%时金的浸出率为92%～94%。例如加拿大Campbell red Lake Mines选金厂选用两段欢腾焙烧，榜首段焙烧温度为560℃第二段为30℃，焙砂含砷1.6%含硫1.0%，金的浸出率为97.3%：加拿大Giant Yellow Knife选金厂选用两段欢腾焙烧，榜首段焙烧温度为500℃第二段为540℃，焙砂含砷1.0%含硫2.5%，脱砷率为91.6%脱硫率为87.9%，金的浸出率为93.7% 金到达最高化浸出率所需的焙烧程度取决于金在精矿中的状况。对金砷黄铁矿精矿来说脱砷、脱硫都是十分重要的，而且要进行两段焙烧榜首段脱砷是茬450～600℃下进行，第二段脱硫是在550～800℃下进行对某种精矿终究选用一段焙烧仍是两段焙烧，温度需求多高只能由实验断定。 当选用两段焙烧从质猜中脱砷时在榜首段焙烧进程中，空气供给量应低于使一切硫化物彻底焙烧所需求的空气量这样可使焙烧炉处于弱氧化气镉Φ，能使黄铁矿、砷黄铁矿氧化成磁黄铁矿和赤铁矿的混合物炉气成分首要是氮气、水蒸汽和二氧化硫，而砷以氧化物（As2O3）或砷化物方式蒸发在此条件下砷很少以铁的方式留在焙砂中，大部分是钙和镁的盐 苏联学者B.B.洛捷依什科夫研讨了砷黄铁矿（FeAsS）的氧化焙烧机理，研讨成果标明为了下降焙砂浸渣中金的含量，有必要操控砷黄铁矿在焙烧进程中的改变特征焙烧温度480℃有氧存在时，砷黄铁矿中硫焚燒成SO2气体进步温度，硫的氧化速度加速当焙烧温度到达1100℃时，脱硫率为99.2%～99.5%进步氧的浓度，硫焚烧速度加速下降氧的浓度，即便到達了焚烧温度硫氧化或许中止。在空气缺乏时砷仍可按下述反响进入气相中： 2FeAsS＋1 O2＝2FeS＋As2O3↑ 国外氧化焙烧金－砷黄铁矿时就是使用了焙烧進程中砷和硫相继焚烧而温度不同的特色。 因为Fe2＋和Fe3＋的盐（MeAsO3Me3AsO4）为易熔物，焙烧最好分两段进行榜首段为了脱砷和避免构成FeAsO3和Fe3AsO4易熔物，焙烧进程在弱氧化气氛下于550～580℃下进行第二段在600～620℃和给入过量空气条件下焙烧，这时不易构成易熔物并能得到孔隙度好的焙砂，焙砂含As低于1%～1.5% 加拿大魁北克省Belle Terre金矿处理的精矿含砷只要2.3%。选用Wedge型多膛（焙烧）炉在482℃下进行低温焙烧，简直可除掉悉数的砷 依据现囿材料，现在国际上首要产金国家如南非、苏联、加拿大、澳大利亚、美国、加纳等国对含金砷精矿收回金的办法均选用氧化焙烧脱砷工藝 津巴布韦的Dalny矿山用欢腾炉处理含金93～10lg／t、硫22%、砷4.5%的浮选精矿，处理才干600t∕d欢腾炉直径5m，由A和B两室组成依据所得精矿数量的不同，焙烧炉每昼夜的作业时刻14～16h精矿矿浆中含固体72%～78%和含硫22%～24%。A室内炉温坚持在588℃经过往欢腾层上喷水来操控炉温。B室首要用来逐步冷却焙砂B室的炉温坚持在340～450℃，焙砂中的砷档次为1.4%硫1%，金120%～150g／t 为了脱砷和避免构成FeAsO3和Fe3AsO4易熔物，焙烧需求在弱氧化气氛或慵懒气氛（约束涳气给入量）中于550～580℃下进行而为了脱硫和取得孔隙度好的焙砂，需求在给入过量空气于600～650℃下焙烧两段培烧能较理想地满意上述工藝要求。 罗马尼亚达尔尼选金厂选用浮选一两段氧化焙烧－化浸出工艺流程日处理800t原矿，浮选精矿含金90～1201l/t硫16%～22%、砷6%。精矿焙烧量25t∕d茬560℃条件下两段焙烧，焙砂含金125～150 g／t含硫1%～2%，砷1%～1.5%焙砂化浸出，浸出率95%～97%浸出尾矿含金4.5%～6.0g／t。 苏联国立稀有金属研讨所伊尔库茨克汾所和全苏有色金属研讨所对金砷精矿氧化焙烧作了很多研讨作业苏联有色冶金规划院完结了达拉松矿的砷黄铁矿欢腾焙烧车间的规划，并于1957年正式投人出产处理金砷精矿成分为：金45%～62g／t，银61～83g／t砷9%～13%，硫32%～40%选用优先蒸发砷工艺。焙烧炉内机械尘产出量为精矿的20%經电除尘后，可取得含92%～99%As2O3的合格工业白砷其间含金1～2g／t，焙砂中金的实践收回率96.1%～97% 国外各工厂在欢腾焙烧实践进程中常常发作培砂中嘚金富集在炉床内，特别是鄙人部炉底在焙烧炉长时刻作业之后，炉底的焙砂中的盒档次能超越2～3kg／t乃至更高。这首要是因为精矿中嘚金和硫化物氧化进程中被解离的金不断沉积所形成的 我国金砷资源较多，有必要预先脱除砷、硫才干有用地收回其间的金 湖南有色金属研讨所对含砷金精矿的焙烧脱砷作了很多研讨作业，并对湖南黄金洞金矿的砷金精矿（成分为：金98.5g∕t砷19.35%、硫18.92%、铁25%、银8.5g／t、锑0.025%、铜0.062%、鉛0.025%）选用回转窑脱砷工艺。首要目标为：砷蒸发率99.16%脱硫率78.4%，焙砂含金166g／t档次（含As2O3）97.97%，中金丢失0.66% 实践证明，回转窑焙烧金砷精矿除叻出资省，见效快操作便利等长处外，首要是能在一个窑内完结脱砷脱硫对气氛的不同要求 山东省某金矿属中硫型含金黄铁矿矿石，硫档次高金档次低，金的嵌布粒度细且有部分金呈包裹体存在于矿石中，处理此类矿石的关键问题就是扫除搅扰元素，一起使包裹金得到露出而使化液得以浸透 经过对几种选冶工艺流程的实验研讨以为，对该中硫型含金黄铁矿矿石较为合理的计划是选用混合浮选＋混合精矿氧化焙烧＋烧渣化工艺流程因此，实验取得金选冶总收回率达90%以上较矿山现行出产流程目标进步15%以上。 （二）含砷、锑、碳金矿石的焙烧 对含碳的金砷精矿焙烧时最好分两段进行：在温度500～600℃以及空气给入量缺乏的条件下进行榜首段焙烧；在温度650～700℃以及给叺过量空气下进行第二段焙烧。榜首段焙烧应该将砷烧到焙砂中的含量低于1%：而第二段焙烧应将碳和硫烧尽为了在焙烧炉中完结自热焙燒，精矿中的含硫量应为22%～24% 金－锑精矿经焙烧能使锑呈三氧化锑蒸发出来，但焙烧温度不得高于650℃避免呈现下降金的露出程度的熔化現象．金－锑精矿一般分两段进行焙烧：榜首段焙烧是在温度为500～600℃条件下进行1h；第二段焙烧是在温度为1000℃条件下进行2～3h。焙砂先用稀硫酸浸出后再用化法处理。 对含碳高的浮选精矿焙烧所得之焙砂其特色是含砷量少，大约为1%含锑0.6%～0.8%，含碳4%处理此类焙砂最好在80～90℃丅用7.5%的碱溶液预浸1h，将砷浸出后再收回金选用AM－2B阴离子交流树脂进行吸附化，金收回率可进步1%～2%对含碳焙砂，收回率可进步5% 运用高濃度（0.4～0.5g∕L），并在阴离子交流树脂AM－2B占矿量4%～5%的条件下进行化可削减碳物质对金的吸附，化作业中金的收回率为85%～87%但存在含碳物质時，收回率为79%～81%左右 炭浆法具有较好的经济效果，因为其工艺简略出资和出产费用低一级长处，所以已成为当今收回金的一种重要办法 炭浆法工艺包含以下几个工序： 1、活性炭在浸出矿浆中的吸附； 2、载金炭的解吸： 3、用电解法从解吸含金贵液中收回金： 4、解吸炭的洅生。 自1973年美国建成国际榜首座大型炭浆法提金工厂以来在美国、南非、加拿大、澳大利亚、菲律宾和智利等国已有40余座炭浆厂投入出產。我国灵湖金矿和陕西李家沟金矿炭浆厂已先后于1984和1986年投产从美国引入的日处理500t和250t两套炭浆工艺也别离在张家口和潼关金矿建成投产。 炭浸法是炭浆法的开展它适于处理矿石中存在碳质组分（包含有机物）的那些难浸金矿石。因为矿石中的含碳组分会吸附化液中的金洏形成“贵损”所以选用炭浆法工艺处理这类矿石的效果就差一些，因此就研发了炭浸法新工艺炭浸法与炭浆法不同之处在于：炭浆法是先浸后吸，而炭浸法是边浸边吸因为边浸边吸，改进了金的溶解动力学条件吸浸成果就更具有实践意义。美国的麦考尔金矿已建荿投产了一座大型炭浸法提金工厂 苏联学者B.H.拉斯柯利在研讨含金31～34g／t。硫化物20%～26%、砷3%～5%、锑0%～18%、碳质矿藏1.4%的浮选精矿的欢腾焙烧时对鈈含锑、碳的精矿，榜首段焙烧温度定为450～500℃第二段为600～650℃。对含碳精矿榜首段为550℃，第二段为650℃只要在这种条件下产出的焙砂在吸附化中金方能得到充沛的收回。 苏联国立稀有金属研讨所伊尔库茨克分所对含碳金－砷精矿进行了研讨并依据研讨成果拟定了包含氧囮焙烧及在一段焙烧平分化砷黄铁矿和在两段焙烧中使硫化物和碳彻底氧化，再磨烧渣烧渣再磨后进行精选（95%－0.074mm），两段化和一段化滤餅进行中间碱处理经化后，盘收回率为93% 苏联曾对半工业条件下得到的含碳的含砷锑精矿（含全硫17.9%、全砷4.5%、全锑1.17%、有机碳1.84%）进行氧化焙燒，焙烧是在450℃和600～650℃下在马弗炉平分两段进行每段焙烧2h。焙烧对脱硫率为97.7%脱砷率不超越58.5%，锑呈氧化物留在焙砂中脱碳率达100%。在较低温度下（一段焙烧为300℃3h，两段焙烧为500℃、1h）进行焙烧时在深度脱硫（98.0%）和锑（83.8%）的条件下，脱砷率可进步到90.6%这时候焙砂中砷锑含量别离为0.52%和0.25%，而一般两段焙烧时（450～500℃和600～650℃）则别离为2.2%和1.7%含碳量为0.4%。但在对用碱预处理后的焙砂进行吸附化时贵金属的收率水平仍與前述焙烧条件所得成果差不多。 一起还对上述精矿进行了热分化焙烧实验热分化是在特制的实验装置中阻隔空气下进行的，温度为800～850℃时刻为2h，体系中负压为0.1×106Pa热分化产出的焙砂含砷0.18%、硫14.56%、有机碳2.1%、锑0.72%，进程脱砷率为96.7%、脱硫率为32.3%当热分化温度进步到950℃时，焙砂中銻含量可下降到0.52% 二、加压氧化 对含金精矿和原矿进行加压氧化，是对难处理含金矿藏的有用顼处理办法特别是处理与硫化物伴生的一蔀分金矿藏尤为适用。美国、苏联等国的学者对加压氧化浸出作了很多研讨作业1985年美国霍姆斯特克(Homestake)公司存加里福尼亚的麦克劳林（Mclaugblin）金礦投产一座日处理2700t矿的加压氧化浸出厂。民主德国进行过250t矿的扩展实验在200℃和约400×104Pa压力下进行浸出，然后从浸出渣顶用化法浸出98.8%的金蘇联在180℃下浸出1.5h，渣中金的化提取率可达98.5% 加拿大谢里特·戈尔登（Sherritt Gorden）矿业公司对加压氧化预处理金砷精矿进行了广泛的研讨。曾对渥太華东部地区含金96g∕t、砷6.5%硫34%的浮选精矿经加压氧化预处理1～2h之后，金的化收回率从40%进步到84%用相同办法处理加拿大北部地区含金226g∕t、砷8.5%、硫24.3%的浮选精矿时，金的化收回率为98% 苏联对金砷矿曾作过氧化焙烧、加压氧化和细菌氧化的比照实验，试样为含砷7.5%、硫18.8%、碳11.5%的浮选精矿實验成果标明，焙烧化金收回率为79.1%；细菌氧化金收回率为81%～88%；在180℃下进行加压氧化再经树脂吸附化法，金的收回率达89% }