废铝熔剂的研究在我国目前还是在发展研发阶段，有许多发明和创新都在废铝熔剂上面进行的，主要也是因为废铝回收利用这个工业在我国的发展比较慢，废铝熔剂必定是废铝回收利用的过程中使用的产品之一。接下来让我们简单介绍一下废铝熔剂。从废铝熔渣中回收 金属 的废铝熔剂，特别适用于从铝渣中回收 金属 铝（铝合金），属于 金属 处理或回收技术领域。通常从废铝熔渣中回收铝，工艺过程复杂，条件差，回收率低，本废铝熔剂包括由NaNO3，Na2SiF6和NaCl，KCl的予熔混合物等组成，使用它，可以在各种不同情况下回收铝，方法简单，使用量少，回收率高。从废铝熔渣中回收 金属 铝的废铝熔剂，其中含有Ｎａ↓［２］ＳｉＦ↓［６］（或Ｎａ↓［３］ＡｌＦ↓［６］）、ＮａＣｌ和ＫＣｌ的予熔混合物，其特征在于：（１）主要发热剂是ＮａＮＯ↓［３］（或ＫＮＯ↓［３］）　　（２）熔剂中各成份的重量百分比为：ＮａＮＯ↓［３］（或ＫＮＯ↓［３］）＂３０～６０％　　Ｎａ↓［２］ＳｉＦ↓［６］（或Ｎａ↓［３］ＡｌＦ↓［６］＂１５～３０％　　ＮａＣｌ，ＫＣｌ予熔混合物＂１０～４０％。更多关于废铝熔剂的相关信息可以登陆上海 有色 网查询，更多合作伙伴也可以在商机平台中寻找到！ 

灰吹法是一种陈旧的火法熔炼法。在古代，就用于从金、银矿石中加铅熔炼捕集金、银，再加硫与食盐从金银合金中别离银铅而炼得纯金和灰吹出产纯银。现代灰吹法首要用于富铅材料的氧化除铅及其他贱金属，产出金银合金再提纯。 我国灰吹法的最早记载始于东汉孤刚子《出金矿图录》，称为“灰坯法”。 一、“出（废吹）金矿法”。 “用三斤炼锡（黑锡即铅）著熟铁锅中熔，使赤沸。即纳金矿，碎者一斤，合相得。掠去糖屎（浮渣）、泻出（金铅合金）别炼。……以土墼（坯）垒作方炉，其间安炼灰（细粉粒筑炉料）作坯模（炉床），以金锡（金铅合金）著灰坯中。上安铁镣（条）上，布刚炭火于炉上。于炉前开一小孔，候之顷刻，锡（铅）与金（中）杂物相利取（反响），其（所产）金状似银。即以熟雌黄和好酒，铜器中煮之，（硫化）之，还复（金）赋性（色）。若不彻好者，即打薄（成铤），……以胡同律（胡杨树脂）、黄矾石（硫酸铁矿）、盐等分和醋熟为泥，涂（裹）金锡（铅）铤上，用牛粪火四周垒之于（金）锡（铅）铤上，用牛屎火四周食（吸收）锡（氧化铅）尽，唯有金在。取著熟铜铛中，以黄矾石和盐煮之半日许，出熔作（铸）铤。（加）错鑢屑（铁屑）食（造渣）炼，用药（熔剂）分量一同上（砂金、脉金熔炼）法也。” 灰吹法在我国使用后，古希腊人普利尼（Pliny）约在公元60年（东汉永平3年）提出了一种辨别黄金真伪的“渗灰法”。该法是将黄金一份加盐二份、黄矾石（Misy）三份放入泥坩埚中，再用两份盐加一份片岩（Schiste）粉混合掩盖在上面，置于炭火上熔炼。若是金（或低成色金）埚底会堆积纯金。若是伪金则不会有金。尔后，“渗灰法”在占希腊运用了数百年。 二、“出（灰吹）银矿法”。 “有银若好白，即以白矾石、硇末火烧出之。若未好白，即恶（残次）银一斤和熟锡（铅）一斤，又灰滤（吹）之为上白银。” 灰吹在“火屋中以土墼（坯）作土槽，高三尺，长短任人，其间作模（炉床）。皆得，坯（炉）中（装）细炼灰（筑炉料）使满，其间以水和柔使熟，不湿不千用之。小抑（轻捣）灰使实。以刀镀（铲）作坯（浅池）形，灰上薄布盐末。当坯内（装）矿（银铅合金），各以黄土炼（末）覆上，装炭使讫，还以墼（坯）盖，炉受骗（顶）坯上各开一孔，使大（火）气通出，周泥之。坯（炉）前各异开一孔（察）看，不时瞻候，以铁钩钩断糖屎（干渣），使出。顷刻火彻，锡矿（氧化铅激烈氧化液面）沸动旋回，（被灰盘吸附）与银别离，锡（铅）尽，银不复动，紫绿白艳（彩虹样焰）起。艳（焰）起（去）以杖击。（枝头扎）少数布水湿沾之，其银得（迂）冷即（沾）起（如）龙头，以铁匙按（接）取，名曰龙头白银。” 现代灰吹法用的富铅材料，首要来自铅阳极泥火法熔炼产出的富含铅的合金、嵌锌壳经熔析、蒸锌后的富铅以及其他材料火法熔炼产出的富含铅中间产品，因为这些材料的组分首要是铅和银以及少数金，其他贱金属杂质中又以低电位易氧比的金属为主，选用灰吹法比其他火法熔炼法氧化速度更快。以此类推，若选用灰吹法处理含有很多锌、铅、铁等的合金材料，以富集或收回高电位难氧化的铜、铋等金属，只需温度和氧化结尾操控恰当，效果也是很好的。但在一般情况下，灰吹法只用来从富铅材料中富集和收回金银合金，用于作业的熔炼炉也称为灰吹炉。 富铅的灰吹是鉴于铅对氧的亲和力大大超越银及其他杂质金属。富铅熔化后，向铅液面上吹入很多空气，铅即敏捷氧化成氧化铅。灰吹作业在略高于氧化铅熔点（888℃）的温度下进行，生成的氧化铅呈密度小，流动性好的渣连续自流渣口排出，贵金属则富集于熔池内而得以别离。 在灰吹进程中，虽首要靠鼓入的空气来氧化铅，但铅的高价氧化物的分化也起到必定效果。如PbO2和Pb3O4在炉温900℃时会分化生成PbO并放出活性氧，来加快铅的氧化。 在灰吹时，部分砷和锑以三氧化物蒸发除掉，另一部分则以亚盐、亚锑酸盐或许碑酸盐、锑酸盐方式转入渣中，随氧化铅排出。锌约有25%生成氧化锌蒸发除掉，75%被氧化造渣。 在灰吹时，因为铜对氧的亲和力比铅小，所以氧化速度很慢，直到灰吹作业后期才被氧化进入渣中。铜在氧化进程中首要与PbO发作下列可逆反响逐步生成氧化亚铜进入渣中而被除掉。 PbO＋2Cu Pb＋Cu2O 进程中，Cu2O与PbO可组成含68%PhO的低熔点（689℃）共晶。故出产实践中，含铜的富铅一般在较低的温度下进行灰吹，且灰吹的速度常比不含铜的富铅快，这可能是因为熔池中生成的Cu2O的反响原因。 铋能与银构成含97.5%铋的低熔点（262℃）共晶，也可和银组成含5%铋的固熔体，故灰吹进程中铋一向与银共聚于铅液中，直到灰吹晚期，才被氧化生成三氧化铋进入渣中。因而，灰吹含铋高的富铅需求延伸作业时刻。 虽然进入银锌壳中的碲小多，但因为碲和银与金的亲和力很大，所以在灰吹进程中不易氧化。为了除掉碲，一般在除铋后往熔池中参加不含碲的铅，使碲的浓度下降后再持续灰吹。经两次加净铅灰吹后，可使约三分之一的碲氧化蒸发，三分之二的碲氧化进入渣中，剩余的微量碲则留于银中。 银在灰吹进程中首要富集于铅液中。但灰吹时常常因为含银的铅粒会混入渣中，且PbO液也能溶解少数的银（据科尔梅伊尔的研讨，PbO中可溶解3%～6%的银）和氧化亚银（氧化亚银不安稳，在150℃时即彻底离解。但它与PbO组成合金时则变得恰当安稳），而下降银的收回率。 金在灰吹进程中不氧化而逐步富集于银中。一般，灰吹渣中含金仅为痕量，是属机械混入。 灰吹炉有德国式和英国式之分。前者适于灰吹用结晶法产出的富铅，后者适于灰吹加锌除银的富铅。因为结晶法在大多数炼铅厂早已抛弃不必，故除德国的某些铅厂外，现代灰吹炉一般均用英式灰吹炉。 英式灰吹炉的结构如图1。该炉为一只烧重油的小型长方形反射炉，炉壁、炉顶、底基及烟道都是固定的，而炉床（灰吹盘）则是可移动的，损坏后的灰吹盘能够替换，这使操作更为简洁，出产成本也低。炉顶和炉壁一般用耐火砖（也有用高铝砖）砌成。灰吹盘为长方形，用加工和磨平的镁砖在可移动车架的钢板上砌成凹槽，再用镁砂掺耐火料加水玻璃捣实，或用水泥掺耐火料制成炉盘铲削呈浅盘状。熔池深度为100～200mm，面积大小视每批灰吹富铅多少而定。炉床侧壁和流渣口设有冷却水套（小型灰吹炉一般没有）。装入灰吹盘后，用泥将一切接口关闭，只在侧壁一面留重油喷嘴孔，在与之相对的侧壁上留几只插风管的小孔（小型炉子只留一孔）。风管供入的高压空气除氧化铅等外，还将氧化产出的炉渣吹往灰吹盘前端，使炉渣从水套上的流渣口连续流出。为削减渣口的损坏，大型炉开几只流渣口替换运用。烟气经烟遭和冷却系统进入收尘器。图1  灰吹炉示意图 1－炉壁；2－炉顶；3－炉床（灰吹盘）；4－空气进口；5－地下烟道 替换新灰吹盘后，先用小火烘烤4～6h再升温至炉壁发红，然后自炉口连续参加富铅锭。至富铅液充溢灰吹盘，并撇出浮渣后升温至900℃或更高，刺进风管，供入1.47～1.96kPa（150～200mmH2O）的高压空气斜吹富铅液面。此刻，铅被氧化生成PbO浮起，并被风吹往灰吹盘前端。比及熔池液面被PbO掩盖一多半今后，凿开用黄泥堵住的流渣小沟，氧化铅即连续排至炉前的渣车内。跟着铅的氧化排出，熔池液面会逐步下降，应当令增加富铅于灰吹盘的斜坡上，使其缓慢熔化弥补入灰吹盘内，以坚持恰当的液面，并使熔池液面的一半为PbO渣所掩盖。在大型设有完善收尘设备的炉中，应坚持灰吹温度在1100～l200℃，小型炉则坚持900～1000℃，以加快铅的氧化。当连续加完几批富铅后中止加料，持续吹风氧化至熔池内简直全为金银合金时，可撒入少数硝石以加快铜等杂质的氧化。最终再均匀撒入一薄层骨粉（或于燥的水泥），将剩余的渣吸附洁净后扒出。除完渣后，尚有一层氧化铅薄膜掩盖在金银合金熔体的表面，因为激烈的氧化效果，使此膜呈现与虹类似的颜色。跟着氧化铅膜的蒸发，“彩虹”很快消失，合金表面呈现光辉灿烂的景像，俗称“银的亮光”。此刻，往液而加一层木炭掩盖，让其在复原气氛中，约于1000℃炉温下静置半小时，以除掉银液中所吸收的很多氧，然后浇铸于预先加热的锭模中，产出含96%～98%的金银合金锭，或许铸成金银合金阳极板送电解提纯。每炉灰吹作业的时刻，决定于炉床的容量、富铅的含银档次和灰吹速度。炉床的出产能力与富铅组分及操作有关。在一般蒹件下，1m2灰吹盘24h可氧化1t左右的铅。灰吹进程约丢失0.5%银，但灰吹低银富铅时可达1%。因为约有3%～5%的铅进入烟气中，故应进行烟气收尘，以下降银、铅的丢失和保护环境免受污染。 灰吹低银或高铋富铅作业，一般分两段进行。榜首段将其灰吹至含50%～70%银后铸锭，再参加另一小型炉子内进行第二段灰吹，直至产出金、银总量达99.5%的合金锭，或铸成金银合金阳极板送电解提纯。第二段的灰吹渣含银、铋较高，应与榜首段灰吹渣分隔，从中收回银、铋。有些工厂对一切富铅都选用两段灰吹，是因为：（1）削减银和铅的蒸发丢失；（2）不致因熔融金属液面的不断下降而需求挖深渣沟，损坏灰吹盘；（3）使某些金属集中于后期渣中，以便于收回。 图2为南非现在广为使用的英式灰吹炉。此炉的炉体也是固定的，灰吹盘也是可替换的。灰吹盘呈椭圆形，由镁砂捣制成，它的表面大部分为一凹坑熔池供氧化灰吹用，小部分略呈浅盘状中间开一沟，已生成的氧化铅及杂质借吹风管的风吹向前端，并从沟中流入沟端的暗孔中排出至模内。炉壁内侧，以油嘴进口和烟道出口两处向炉内呈喇叭形，以利于炉内遍地温度均匀。炉前留一查看操作孔，炉后开一风管刺进孔，后侧开一富铅锭加料槽。操作方法与图1的灰吹炉大体相同。此种炉子在1100℃灰吹，每炉可产含金银90%～99%的合金150～300kg。经用长柄勺舀出注入阳极板模中，送电解提银后再提纯金。图2  南非现用的灰吹炉（单位：mm）

在含有溶解金的低档次废液矿浆中，含有可溶性金的废渣（如土化矿渣）中，在选用作抑制剂的含金多金属别离的浮选矿浆中，因含金档次低，用活性炭经济上不合算，可用煤焦炭吸附金，然后将吸附金的焦炭燃烧，得到的炭灰叫载金炭灰。

1.我国岩金矿床成矿的层控特征 1)大多数岩金矿床产在一定的大地构造环境的某一特定含矿建造中。矿床(点)密集分布，成群成带产出，其延伸与地层产状总体是一致的。 2)矿化围岩的含金丰度往往大于地壳中同类岩石丰度值的几倍至数十倍。 3)多数金矿矿体与围岩的同位素组合特征基本相似。如河南省小秦岭地区文峪金矿，矿石硫同位素δ34S为1.35‰，杨砦峪矿区硫同位素δ34S为1.55‰，金洞岔矿石硫同位素δ34S为-3.58‰，而两矿区地层δ34S为3.39‰，表现出矿石硫与地层硫特点相似。以此说明容矿层往往是矿源层。 4)我国岩金矿床产出的地层以太古宇为主，其次为元古宇、古生界、中生界均有金矿产出，但发育程度不一。矿化围岩有变质岩、沉积岩、火成岩类，其矿化情况各异。现就其主要矿化密集区的层控性概述如下： (1)华北地台金矿成矿域 本区金矿床(点)集中分布于板块的边缘及基底构造层的隆起区，并且主要产于太古宇结晶基底的中深变质岩系中。 ①燕山金矿密集区金矿集中分布于山海关及密云隆起区，容矿岩层为太古宇迁西群马兰峪组。该组混合岩化作用较强。岩层含金丰度0.7～0.83×10-6，高于同类岩石的25～200倍。本区已知金矿床(点)115处，有109个产于本岩层中。 ②辽西建平-北票金矿密集区 区内金矿床(点)80%以上集中分布于建平隆起区内。容矿岩层为建平群小塔子沟组的斜长角闪岩及斜长角闪片麻岩类。 ③夹皮沟金矿田金矿床主要产于太古宇鞍山群三道沟组下部的角闪斜长片麻岩、黑云斜长片麻岩、斜长角闪岩及角闪岩中。围岩含金丰度值平均41.5×10-9。根据320个硫同位素的研究，矿石硫δ34S平均为5.6‰;围岩硫δ34S为2.1‰。二者相近，硫源相同。 ④小秦岭金矿田：金矿围岩为太华群下部岩组，岩石类型为斜长角闪片麻岩、黑云斜长片麻岩及斜长角闪岩等。岩层含金丰度值平均为1.24×10-9。金矿δ34S平均为2.71‰，两者近乎相等，具密切成生关系。 上述各区容矿围岩，经原岩恢复为基-中基性火山岩建造。岩石呈黑绿色，亦称绿色岩系。这套含金建造是本区金矿的原始矿源层。它不仅是变质热液型金矿的矿源层，而且也是本区其他类型金矿的重要矿源层。 (2)江南古陆金矿成矿带金矿主要分布于江南古陆的雪峰隆起与幕府山隆起两区。其金矿床(点)95%左右产于元古宇冷家溪群及板溪群的含凝灰质绢云母板岩、砂质板岩中，其原岩为含泥质、凝灰质碎屑岩建造。局部可能有火山沉积岩。岩层含金丰度值平均为0.0012～0.03g/t，矿石δ34S为2.85‰;围岩δ34S为7.9‰。 (3)南岭金矿成矿区金矿主要分布于大瑶山槽背斜与云开隆起区，据统计，桂粤两省的金矿床(点)74%左右集中产于该区的寒武系八村群岩层里。区内寒武系为一套冒地槽类型复理石碎屑岩建造，其中夹多层碳质页岩及含碳质砂岩，含碳量高达10%左右。金矿围岩主要为硅质岩，碳质页岩及碳质碎屑岩等。 岩层含金丰度值，据南京大学化学光谱分析，碳质页岩平均32.5×10-9;泥质砂岩4.4×10-9。据广西冶勘公司分析，砂岩80×10-9，碳质页岩高达130×10-9，明显高于金的克拉克值。 桃花、古袍、云岭等矿区，矿石硫δ34S变化范围为-0.9‰～+6.4‰及1.05‰～8.2‰，显示有壳层硫的性质。桃花矿区铅同位素年龄为729～785Ma，比寒武纪地层和加里东花岗岩的时代还老。因而认为本区成矿物质来自深部，也来自寒武系含金矿源层。 本区北邻江南古陆，其基底为元古宇冷家溪群、板溪群，这一古老含金地层可为该区的上部寒武系提供金的物质来源。 2.构造对金矿成矿的控制 (1)大地构造格局与金矿的空间分布我国金矿明显受区域大地构造格局控制，尽管各个区域都有金矿化分布，但极不平衡，并各具自身特点，故大致可划分成五个金矿化域。 1) 华北型金矿化域华北准地台是我国最古老的地台，是太古宙及古元古代固化的鞍山群、建平群、单塔子群、阜平群及太华群等，岩系为一套变质较深、混合岩化作用较强的变基性火山-沉积岩建造，属优地槽相。其中，变基性火山岩类含金丰度普遍较高，是原始矿源层，也是本区金矿主要物质来源。 本区是我国主要金矿分布区，据统计，金矿床(点)数占全国总数85%以上。金储量占全国岩金总储量78%。金矿床主要分布于地台边缘及台内的基底断块隆起带内。区内主要以地台基底经区域变质热液作用，花岗岩化作用及燕山岩浆活动，叠生作用成矿为显著特征。属优地槽相。分布的金矿类型主要是变质热液型、花岗岩化热液型，其次为岩浆热液型及火山-次火山热液型金矿床。赋矿围岩即是矿源层，属近源型。成矿时代主要为古元古代和中生代。找矿远景潜力很大。 2) 扬子型金矿化域新元古代未形成的地台。基底岩系多出露于地台的边缘地带。如西部边缘康滇地轴上的昆阳群;东南边缘的冷家溪群、板溪群。地台内部的基底仅在个别地点出露且面积不大。如黄陵背斜的崆岭群等。基底构造为泥质板岩、变碎屑岩类。原岩为含泥质凝灰质碎屑岩、变质程度较浅，属优-冒地槽相。区内金矿床主要分布于地台边缘的隆起带内，地台东南边缘的雪峰古隆起及幕府山隆起金矿化更为集中，全区岩金矿床(点)数占全国的16%，储量占全国总量的7.8%。区内主要以扬子褶皱基底经区域变质热液作用及古生代盖层经地下热水溶解作用为成矿特征。金矿类型以变质热液为主，其次为岩浆热液型及地下热水深滤型金矿床。赋矿围岩为泥质凝灰质碎屑岩，以及碳酸盐类，成矿时代为元古宙、中生代。成矿物质来源于围岩或下部基底构造层。 3) 华南型金矿化域属华南-东南亚板块，位于扬子地台之南的华南褶皱系区间，这是一个加里东地槽褶皱系，褶皱基底构造层由震旦系-志留系组成，为复理石建造，属冒地槽相，变质程度较浅。区内主要以早古生代褶皱基底经区域变质、热液作用及加里东、燕山期岩浆活动的叠生作用成矿为主要特征。金矿床主要分布于大瑶山及云开隆起区内，金矿床(点)占全国总数13.3%，储量占全国岩金总量4.7%。金矿类型桂西为碳酸盐石英方解石脉型;粤桂交界为变质热液型及岩浆热液型。矿化围岩为寒武系含碳质碎屑岩、石炭系碳酸盐岩以及中酸性侵入岩，成矿物质来自深部构造层，成矿时代主要是加里东期，其次为燕山期。 4)太平洋型金矿化域我国东部受太平洋板块俯冲作用的影响，形成一个规模巨大的中新生代的大陆板块边缘活动带。其突出特点是中生代的北东向构造极为发育。另一个是形成一条庞大的中生代火山岩带。北起黑龙江畔，南达南海滨，长达3000多km，宽300～800km。火山岩由中基性到酸性，以酸性岩类居多。 伴随侵入与喷发活动，常常形成各类内生矿床。我国的火山-次火山热液型金矿主要产于该带内。如团结沟、奈林沟、赤卫沟、霍山、铜井、祁两沟、八宝山金矿床等，此外，尚分布岩浆热液型金矿床。前者主要产于中生代断陷盆地的边缘，受一定的断裂构造控制。 5)天山-兴安型金矿化域本区位于西伯利亚板块与塔里木-中朝板块之间的古生代地槽，为一巨大的东西向弧形海西褶皱带。本区海西期岩浆岩广布，近东西向断裂构造发育。 该区以盛产砂金著称。岩金仅分布于东西准噶尔、天山及佳木斯隆起区。金矿成矿主要与海西期及燕山期花岗岩浆活动有关为特点。区内金矿床(点)占全国7%，储量占全国岩金总量3%。本区的西北部以岩浆热液型为主，成矿时代主要为海西期，东北部则以次火山-火山热液型为主，其次为变质热液型金矿床。成矿时代主要是燕山期，其次为海西期。 综上所述，可以清楚看到： ①不同的大地构造单元，其金矿化强弱、金矿化特征都有所差异，各具自身特色。 ②我国金矿主要分布于东部地区，并且主要分布于古老的中朝板块内。 ③我国东部地区金矿层控性明显。成矿物质主要来自古老基底的矿源层;西部金矿床岩控及深断裂控制较为明显，成矿物质主要来源为基性-超基性岩。 ④我国火山-次火山热液型金矿床主要分布于东部中生代的大陆边缘活动带。 (2)区域构造对金矿的控制①我国金矿主要成矿带大都分布于古老板块的边缘，缝合边界的古岛形隆起地带，如阴山-燕山成矿带、秦岭-大别山成矿带分别受华北板块的北缘与南缘缝合边界隆起带控制。②板块内的台背斜、槽背斜等隆起区，控制着次级的成矿带(区)或矿化集中区的展布。如华北板块的建平隆起区，山海关隆起、胶东隆起、五凤嘉隆起等，皆为金矿集中分布区。③中朝板块的古老基底发育着东西向与北东向两组主要断裂带，其相交处附近通常是大型金矿富集部位。如比较明显的北纬40°断裂带及42°断裂带与北东向断裂相交处，控制着几个重要大型金矿床分布，并显示一定的等距性分布。④大型金矿床均产于大断裂的侧翼次级断裂中，并与大断裂距离一般为2～8km。⑤大型金矿床多数赋存在强烈挤压的背斜或倒转背斜的轴部的狭长地带内。如小秦岭矿田的文峪、杨砦峪、金洞岔等大型金矿分布于区内老雅岔倒转倾伏背斜的轴部。五龙金矿赋存于五龙背斜的轴部。 (3)花岗质岩浆岩对金矿的控制金矿空间分布与花岗岩的侵入体经常伴生，并有些矿床的金矿体直接产于岩体里或接触带中，这一现象表明，金矿成矿过程中有岩浆岩活动的积极参与。 据近代岩石学研究，花岗岩类按成因分为两类，幔源型及地壳重熔型。但很多资料表明与金关系最密切的花岗岩主要属基底变质岩重熔再生的产物。我国山东、辽宁、吉林、广东等省皆有此类金矿的分布。 金的成矿带与控制各类矿化和各种岩浆岩活动的深大断裂交切部位相伴随，以此表明地壳以下金物质参与了成矿作用，在超基性岩Ni、Co、Pt等矿床中金含量高，并形成独立金矿体，与此相吻合，云南墨江金矿、青海小松树南沟、新疆托里等金矿与超基性岩体相伴产生，并具明显成生关系，是令人信服的例证。含金硫化物中的同位素研究也得到了同样的结论。 根据实际资料，与金矿成矿关系显著的三个时代的岩浆岩，一是加里东期花岗岩，主要分布在华南加里东地槽区，岩性为斑状花岗闪长岩及花岗斑岩、石英斑岩等。如大宁岩体——黑云母闪长岩、斑状花岗闪长岩金的平均含量分别分9×10-9、3.7×10-9。岩体与寒武系地层的接触带及附近形成龙水、张公岭金矿床。二是海西期岩浆岩主要分布于我国西北与东北部的海西褶皱带中。岩体控矿绝大多数为海西中晚期的斜长花岗岩、花岗闪长岩、二长花岗岩等呈岩基、岩株、岩枝产出。经统计，区内已发现50余处金矿床(点)，大多数产于岩体之中或接触带附近。三是燕山期的构造岩浆活动，我国许多内生金矿都与此次活动密切相关，特别是东部地区。如：辽西地区属于此类型金矿的储量占全省总量的22%，燕山地区的峪耳崖、柏杖子、金厂峪、三家子都与燕山期中酸性小侵入体有关，河南小秦岭金矿田北部带由西向东出露有：华山岩体、文峪岩体、娘娘山岩体。均属燕山期产物，经人工重砂测定，岩体含金，并在局部地段发现含金石英脉。 上述事实归纳起来，可以得出以下结论： 1)地层基底的成分对金矿的成矿作用有极大的影响，是矿床形成、演化、继承发展的物质基础。其太古宙的绿色岩系即是金矿成矿的初始矿源层，又是金矿的主要容矿层。 2)构造及岩浆活动的综合地质作用是金矿成矿的不可缺少的必要条件。

鼓风烧结配料所采用的熔剂粒度小于6mm。配加的熔剂和数量须根据鼓风炉渣成分（即渣型）计算确定。       一、硅质熔剂  一般用石英石，含SiO290%以上。若用河砂或含金石英石，SiO2含量可适当降低，但不小于75%。       二、铁质熔剂  多用烧渣，含Fe45%以上。也可用铁屑或铁矿石。       三、块状石英石（尤其含金石英石）、铁矿石粒度大于30mm时，也可直接加入鼓风炉。       表1为熔剂的化学成分实例。   表1  熔剂的化学成分实例，％熔剂名称FeCaOSiO2Al2O3MgOPbZnSAuAg石灰石10.5754.330.95       石灰石20.4155.731.340.330.59     石灰石30.353.970.620.230.89     石英石10.191.0891.80.14      石英石20.52.2197.12       石英石31.261.0894.86       河砂12.41.3575.853.04      河砂21.510.687.48       河砂33.02.074～80  0.30.10.1  烧渣147.44.158.2       烧渣243.866.29.31       烧渣347.554.3510.21       平江金精矿38.120.0433.975.62 0.150.195.67133.815.4灵宝精矿14.230.640～60  0.2～1.80.2718～2430～70100～400秦岭精矿16.980.6347.47  5～131.5920.270150浸出渣银精矿8.243.214.241.41 4.8341.124.62.0560铜浸出渣30～40 30～35  0.01  8～10140     注：Au、Ag的单位为g/t。

岩金矿是20世纪国内外最首要的提金资源。大都岩金矿除金及少量银外，很少有其他有价金属或有害矿藏共生，用化技能能有用地提取金和银。另一些则很难用化法提取金银。化提金进程包含矿石碎磨、浸出溶解金、含金溶液（“贵液”）富集、精粹金等进程。矿石碎磨是溶金的重要预处理进程，要使金矿藏充沛解离露出。    （一）从矿石中溶金    从矿石中溶金有氯化、化、含硫化合物溶解等多种办法。“溶金”技能是国内外提金的首要技能。我国60％以上的金用化法出产。    1．化法    (1)原理及特色金很难溶于单一的硝酸、硫酸、等强酸，但却易溶于一个很弱的氢酸的钾钠盐中，曾有许多观念解说其机理，现在比较共同的观点是：“溶金”并非直接溶解黄金，而是一个电子搬运的氧化复原进程，CN-的效果是使金离子生成可溶性合作物，而不是生成不溶的AuCN。溶解需在氧化剂和碱性溶液中进行，防止AuCN生成。空气中的氧不能直接氧化金，但在含有CN-及OH-的水溶液中，O2却能发作“动力”使Au失掉电子转化为Au+。发作如下化学反响：              2Au＋4NaCN＋O2＋2H2O→2NaAu（CN）2＋2NaOH＋H2O2                  2Au＋H202＋4NaCN→2NaAu（CN）2＋2NaOH    总溶解反响：                  4Au＋8NaCN＋O2＋2H2O→4NaAu（CN）2＋4NaOH    反响的平衡常数很大。反响可进行到一切的耗尽或一切的金溶完停止。    依据矿石特性断定的浓度，一般运用的NaCN浓度为0.05%-0.2%（用量约0.5-2kg/t矿石），浸出时向矿浆中鼓入空气即可。    溶金进程首要受氧的分散速度（即溶液中氧的浓度）操控，进程中应尽量防止一同发作亚铁离子、硫离子氧化耗氧的副反响。工业上运用加压化法前进化速度和溶金功率，如高压釜化、管道加压化。2205kPa压力管道化含金20g/t的矿石，15min的化率即可达95％以上。[next]    浸出进程有必要在碱性溶液中进行，一般用石灰作调节剂以促进矿浆沉降，pH 10.5-11.50若pH 12溶金速度将下降。    矿石中的磁黄铁矿、贱金属的硫、砷、锑化合物及一切贱金属阳离子都耗费，砷、锑化合物还会吸附在金粒表面阻挠金的化。特别硫化物极端有害，乃至5×10-6％以下的硫离子也将大大减缓金的溶解速度。当矿石中有害杂质含量较低时，矿浆可在化前充沛鼓气氧化预处理，使硫离子和亚铁离子氧化和使硫化物尽量转化为可溶硫酸盐，经过滤、洗刷后再化。实践还标明，少量铅、、铋等金属离子对化进程有利，可部分战胜砷、锑、硫的损害及加速金的溶解。必要时可在磨矿中参加少量氧化铅。    在激烈充气及拌和条件下，实测的溶金速率为3.25mg/(cm2•h)，即一粒0.37μm厚的金片约需11h溶解彻底。因而大粒金应在化前用重选或混法预先收回。化前矿石细磨，化时激烈拌和，是前进溶金速度和功率的基本条件。用微波辐照矿石（内焙烧）或在矿浆中导入超声波或微波，可促进矿石解离决裂或部分前进浸出温度，有利于露出及活化纤细金粒的表面，加速金的溶解速度。    (2)办法及设备化法处理不同档次的金矿石或浮选金精矿，首要选用渗滤、槽浸或堆浸。“全泥化法”直接处理矿石，即在磨矿时参加化剂、pH调整剂，然后在浸出槽中拌和鼓气浸出。一般选用多槽串联阶梯装备，矿浆顺流经过每个浸出槽确保预订的浸出时刻。为了前进浸出功率，现遍及运用重复多段浸出，浸出后矿浆用浓缩、倾析、过滤等办法固液别离，并细心洗刷收回贵液。过滤设备首要是大型圆筒真空过滤机及水平带式真空过滤机。如我国某矿全泥化含金5.26g/t的原矿，用贫液补加回来磨矿，磨至-200目占85%-90%（磨矿时即有50％金被浸出），后在5个串联槽中接连浸出10h以上（浓度0.037%~0.042%，pH 10-11），金浸出率87％-93%,四段浓缩逆流洗刷率98.07％。    堆浸一无过滤化工艺是20世纪60年代开展的技能，工艺简略、本钱低、见效快，对矿石档次、性质及矿床规划习惯性强。将含金＜2g/t的低档次矿石和石灰混合，均匀堆置于预先处理后不渗漏的底垫上，矿石量可达数百吨至数十万吨规划。化液组成与槽浸相似，但需均匀地喷淋在矿堆顶部，喷淋中一同增氧。浸出液均匀顺畅地浸透经过矿层溶解金银，防止“短路”。贵液最终流入沉积池，上清液送去提金，贫液弥补化剂后回来喷淋。[next]    2．其他溶金办法    剧毒，且很难溶解某些“难处理金矿石”，长期以来入们一向在研讨和探寻更安全有用的溶金新试剂。先后发现、硫代硫酸盐、硫酸盐、腐植酸盐、氯硫化物（如S2Cl2、SCl2）、、多硫化物、石硫合剂、含卤素（氯、）溶液等许多无机和有机试剂（大都为含硫试剂），都能以不同的反响机理在不同的条件下溶解黄金，但至今只要法远景看好，其他办法的经济本钱、运用条件及对矿石的习惯性、贵液的后处理等方面仍难与化法竞赛。    (1)法  是无毒的有机化合物CS(H2N)2 ,简写代号TU,水中溶解度达142g/L。TU在水溶液中也并非直接溶解黄金，而是在酸性介质中金被“适合的”氧化剂氧化为Au+后构成可溶性的配位的配阳离子。当用Fe3+作氧化剂时反响表明为：                      Au+Fe3++2TU→Au（TU）2++Fe2+    也被氧化生成一个中间产品二硫甲眯RSSR[R为C(NH)NH2]，并参加溶金进程。但它也易被持续氧化为无用的基、、元素硫等，不只增大耗费，还阻止溶金进程。因而适合的氧化剂一般用Fe3+或H2O2，溶液的氧化电位不超越140mV。与化法比较，不同如表1。表1  法与化法的比较项目化法法试剂NaCN，CaOTU，H2SO4，SO2，NaHSO4氧化剂空气中的O2Fe3+，H2O2，O2介质Ph10.5~1.5，碱性1~2，酸性运用规划大都矿石或精矿，可用于堆浸特殊矿石或精矿，不用于堆浸反响速度慢，数十小时块，数小时产品金的阴离子合作物Au（CN）2-金的合作物阳离子Au（TU）2+[next]     现在以为法污染小，速度快，铜、锌、砷、锑等元素搅扰不严峻，对化法难处理的高档次精矿，法有运用优势。但安稳性差，耗量大且报价贵，又约束了该法的广泛推广运用。    我国研讨的“铁浆法”，在浸金时置入铁板一同置换出金泥。浸金时导入5-7V直流电压（又称“电浆法”），以强化铁板或铅板阴极的复原效果，下降硫酸耗费。浸出时无铁板耗费，由铁板上刮下的金泥档次1％-2%，工艺进程进一步简化。    (2)硫代硫酸盐溶金  长处是试剂毒性小，耗费少，反响速度快，适于处理含铜的物料。缺陷是浸出时需加温，能耗大。溶金反响为：              2Au＋4S2O32-+H2O＋0.5O2→2Au（S2O3）23-＋2OH-    (3)多硫化铵法  多硫化铵是一种赤色溶液，含NH3 8%, S 22%, (NH4)2S 30%,处理含砷、锑高的金矿方面有必定的长处。常温常压下浸出矿石后生成NH4AuS及(NH4)3SbS4可溶化合物，砷留在渣中。但试剂耗费大，金浸出率低，直接处理矿石不经济。    (4)石硫合剂提金  我国研讨的无毒石硫合剂LSSS,系石灰和硫黄经简略化学合成，含S2~52-及S2O32-的枣赤色通明试剂，溶金、银速度快，对含砷、锑、铅的金矿石习惯性强。首要缺陷是试剂安稳性差，进程较难操控。    (5)卤素浸出近代离子交流及萃取技能的开展，从头引起了卤素浸出的爱好，如用电解食盐溶液发作新生态氯浸出，浸出的余氯吸收回来运用，氯化剂直接在地下浸出贫矿；溶金，即在弱酸至中性溶液中加氧化剂及或化物，可使金生成易溶的金酸盐MAuBr4（M为NH4+或碱金属阳离子），反响快且挑选性好。但转化为从矿石中提金的有用技能不多。    除氯化介质外，其他大都溶剂都能一同溶解矿石中的金、银。固液别离后的溶液——“贵液”一同含有金、银。    （二）从贵液中提金    浸出矿石取得的含金银溶液中金的浓度都很低，一般小于10g/m3。需再用置换、活性炭吸附、离子交流、溶剂萃取等办法从贵液中二次富集。[next]    1．置换法    用电负性金属从碱性溶液或酸性溶液中置换出金银的进程，常用置换剂是锌和铝，置换速度快而彻底。置换时要求细心过滤贵液，将固体悬浮物降至小于5mg/L,前进金沉积物的金档次，还需严厉操控贵液中溶解的氧及游离量，以下降锌的耗费。一般，贵液在9kPa真空塔中经两段真空脱氧可将氧浓度降至0.1g/m3以下。为减轻硫离子对置换进程的阻止效果，常参加少量（0.5-2g/gAu）溶液。锌粉耗量约5-10g/g Au,置换率99%-99.9%。贫液合金0.01-0.02g/m3。贵液中的银与金一同被置换，一般金泥含金银20％-40％、锌20％-40％、少量铜、铅硫化物及二氧化硅。    锌置换出金泥首要用10％-15%浓度的硫酸溶解夹藏的锌，铅也一同转化为不溶的PbHSO4。过滤后滤渣用15% NaOH溶液在90℃下溶摆脱铅。过滤后的金泥再用稀硫酸和氧化剂（如二氧化锰）溶摆脱铜。脱铜后的金泥烘干后在1200-1300℃下熔炼，熔炼时用硼砂、石英、苏打作熔剂造渣，加少量硝石氧化硫、铅、锌使之蒸发脱除，最终取得金银含量80%-90%及少量铜的合金。    我国研讨运用操控电位挑选氯化技能湿法处理金泥，即在4mol/L HCl溶液中定量供入，并操控溶液氧化电位0.4-0.45V（Pt-甘电极），90℃下使99%以上的铜、铅、锌挑选性氯化溶解。过滤后溶液冷却至室温即结晶别离PbCl2，再用铁置换铜。控电氯化渣从头在溶液中通入溶解金，过滤后溶液中和至pH l.5-2用草酸复原为粗金。不溶渣中的银用浸出后，用水合膦复原为海绵银。    2．活性炭吸附    用活性炭从贵液中富集收回金是一种与化溶金技能配套的办法。进程包含3个首要环节：活性炭制备及从化的贵液中吸附金、银；从载金炭上洗提重溶金、银及别离精粹为产品；活性炭再生复用。现在该技能已开展为直接从化矿浆中富集收回金的先进工艺-“炭浆法”和“炭浸法”。    活性炭是一种具有很大比表面积、多孔结构的吸附剂，用密实的含碳物质，如煤、椰壳、果核等在适合的氧化气氛及800-1000℃下缎烧活化制得。从氯化或化溶液中吸附金、银的机理至今没有结论。但存在钙、钠阳离子对吸附至关重要。过滤后的贵液流过充填活性炭的炭柱，金、银被吸附。活性炭对金的吸附容量可达数十毫克／克炭，但一般用到10mg/g以内。    从载金炭中提取（洗脱）金有Zadro法，Duval法，Murdoch法，AARL法等。    (1) Zadro法  是最简略通用的办法，首要用水洗，接着用约90℃的稀溶去钙及其他贱金属，然后用0.1％-0.2％NaCN和1％NaOH溶液于85-95℃下流过炭柱溶金、银，取得含金150mg/L的溶液。[next]    (2) Duval法  是现在最好的办法，用含乙醇10%、NaOH 1%、NaCN 0.2%的溶液在80℃及100kPa下加速洗提重溶速度，时刻可从Zadro法的24-60h缩短至6-10h。溶液金浓度同上，但乙醇有易燃和易蒸发丢失的缺陷。    (3) Murdoch法  用含40%, NaOH 1% , NaCN 0.2的溶液在70℃及100kPa压力下洗脱金、银的法，时刻缩短为4-6h,溶液金浓度可高达4g/L。    (4) AARL法  用5% NaCN及2% NaOH溶液在95-100℃及100kPa下洗脱8h，可取得含金0.8g/L的溶液。在高温（160℃）高压（350kPa）下洗提，则更快，但添加了设备出资。    洗提金银后的活性炭含金约150g/t,首要用稀洗去碱性氧化物，然后在回转窑中于600-800℃下锻烧康复活性，挑选后复用。洗提液多用锌置换法收回金。也可用电积法处理，金沉积在钢纤维或碳纤维阴极上，取出后熔炼为金锭。    3．离子交流、萃取法    用阴离子交流树脂从贵液或矿浆中交流吸附金，具有简略调整和操控树脂的物理性能及交流容量、交流速度快、能一同收回溶液中其他有价金属、不吸附钙离子、淋洗再生温度低、耐磨等长处。但也有挑选性较差、价贵（重复运用后需燃烧收回金）、树脂颗粒密度低及质软等缺陷。除最早在俄罗斯，后来南非及我国少量厂直接处理金矿外，未能遍及推广运用。    许多种有机萃取剂可从酸性氯化物溶液中萃取收回金的氯配阴离子，并已在贵金属别离精粹工艺中成功运用。入们一向在研讨从碱性溶液中萃取收回金的办法。    4．含废水的处理    贵液提金后的废液含0.5-1g几，有必要处理到达我国政府规则的答应排放浓度0.5mg几的水平，或收回循环复用，或损坏转化为无毒。首要办法是：在密闭体系顶用硫酸酸化废液，逸出的HCN气体从头用NaOH溶液吸收转化为NaCN复用；或废水中参加硫酸锌固，沉积出白色化锌，再用硫酸溶解逸出化体经碱液吸收为复用。最终含约0.1g几的废水，在碱性条件下参加强氧化剂-漂、次、等使CN-转化为无毒的CO2和N2。最新办法是在调整溶液pH 7-10的条件下，向废水中鼓入含SO2 1%-3%的空气或参加碳酸氢钠，使CN-转化为无毒的CNO-。0.5h即可使废水含CN-从500mg/L降至0.5mg/L以下。[next]    （三）无过滤氛化法    湿法冶金中的固液别离是一个高耗低效的进程。化矿浆过滤时要防止固体微粒穿滤，又要细心洗刷残渣收回贵液，功率很低。因而无过滤提金技能开展很快，并成为衡量提金技能先进性的重要标准。除堆浸法外，还有碳浆法、碳浸法、树脂矿浆法等，将化溶金及活性炭或树脂直接从矿浆中吸附金结合为一个进程，免去了过滤工序，还因及时吸附并下降溶液中金配离子活度而加速化溶金速度。前两个办法已获工业运用。    (1)碳浆法将含金、银的矿浆送入多级串联的吸附槽，与逆向活动的活性炭进行多级直接交流吸附。每个吸附槽用双桨叶机械拌和，矿浆用管道提升至槽上部，经过筛子别离矿浆和炭，载金炭从第一个吸附槽排出。炭在每槽的吸附时刻约1h。    (2)炭浸法将炭直接参加到化槽一同进行化和吸附，比炭浆法更简略。    两个办法对活性炭都有较严厉的要求，有必要有均匀适宜的粒度（一般为6-10目）及满足的强度，以削减载金炭被固体磨损后构成金的飘浮丢失。送入化槽的矿浆也应严厉别离砂砾、木屑、塑料等杂物。一般入矿浆浓度50%，活性炭用量10g/L。当原矿金档次约5g/t时，载金炭含金可达12-15kg/t，活性炭耗费量约0.015 kg/t矿。载金炭随后经洗提重溶一电积一熔炼为金锭。吸附率、洗提解吸率、电积率等目标皆大于99％，金的总收回率可达90%以上。还可将炭预先处理使之带磁性，加磁场收回以削减载金炭丢失。    树脂矿浆法的本质是用阴离子交流树脂替代活性炭直接从化矿浆中交流吸附金，载金树脂用溶液淋洗解吸金，最早运用于俄罗斯。    （四）难处理金矿的选冶    世界上1/3的金矿资源，用惯例化工艺处理时浸出率很低，被称为“难处理金矿”。难处理的原因是：①天然金以微细粒为主，多被黄铁矿、砷黄铁矿、氧化铁等矿藏严峻包裹，或浸染在微晶石英、燧石中，还有恰当份额的金呈难溶的AuSb2、Au2Bi、AuTe2等类矿藏存在；②矿石含沥青、腐殖酸等有机碳化物或许多黏土可从化液中从头吸附已溶解的金；③矿石含辉锑矿、雄黄、雌黄、辉铋矿、黄铜矿、磁黄铁矿等矿藏较高，化时耗及氧，或它们在化时的反响产品掩盖包裹金粒，阻止化的进行。这类资源的有用运用已成为黄金冶金范畴重视的热门。研讨的办法许多，一类是经预氧化处理后再用化或其他老练的办法提金，另一类是先浮选选出金精矿再处理。[next]    1．预氧化处理    意图是损坏“劫金”的有机碳及阻止化的硫、砷化物，尽量将金粒露出便于化。有焙烧、化学浸出、加压氧浸、催化氧化、细菌氧化、矿浆中电化学氧化等办法。    (1)焙烧法是国内外运用较早的办法。在空气中550-750℃下将矿石中有机碳氧化为二氧化碳，将黄铁矿(FeS2)和砷黄铁矿(FeAsS)等矿藏氧化为Fe2O3，硫、砷氧化为蒸发性氧化物。缺陷是硫、砷烟气严峻污染环境，能耗高，物料或许烧结反而包裹金粒等。近年来该法在技能及设备两方面都取得了严重前进，如将空气焙烧改为富氧焙烧，前进蒸发物浓度便于吸收；操控温度及氧量，添加烧碱或石灰使硫、砷转化为不蒸发且可溶解的硫酸盐和盐（“固硫”和“固砷”），便于从溶液中收回硫、砷；又如严厉操控空气量及温度（620-650℃）下焙烧，生成无毒的硫化砷：                  16FeAsS＋12FeS2＋45O2====14Fe2O3＋4As4S4＋24SO2    焙烧设备已由最早运用的回转窑、多膛炉开展为欢腾炉和闪速焙烧炉。    (2)化学氧化法向矿浆中直接参加强氧化剂（如硝酸、、氯酸盐、锰酸盐、铬酸盐等）进行常压化学氧化，或再加直流电场的电化学氧化，如直接用浓度约200g/L的硝酸溶液在75-85℃下浸出浮选金精矿中的硫、砷化物，过滤后的滤渣再化提金。硝酸单耗约200kg/t矿，该法有用性的关键是从浸出液中经济高效的脱硝并再生硝酸复用。    (3)加压氧化法是20世纪50年代开展的新技能，长处是：对矿石中硫、砷、锑、铅等有害元素含量的习惯规划宽，可综合运用，功率高，污染小。将矿石磨细后配成固体浓度40%-45%的矿浆，依据矿石性质调整矿浆为酸性或中性至弱碱性，接连或接连地注入密闭耐压反响釜中，在高温（170-225℃）下通入空气（1500-3000kPa）或纯氧（350-700kPa)，使硫、砷化物别离氧化为硫酸盐和盐，并部分氧化有机碳化物，使包裹金充沛游离露出而利于化。若在矿浆中预先配入石灰或氯化钙，可使砷转化为不溶的钙。至今已有几十家运用该技能。    （4）催化氧化法在浸出进程中参加硝酸起传递氧的“催化”效果，即HNO3氧化硫化矿藏后被复原为NO，并敏捷被气相中的氧氧化为N2O3或NO2，溶于水后再生出硝酸持续氧化硫化物。如在约90℃及常压下的“NITROX’法，约100℃及高压（0.4-0.8MPa）下的“ARSENO”法，约200℃及0.4-0.8MPa下的“Redox”法及我国开展的“COAL”法等。Redox法系用硫酸和硝酸（各70-110g/L）混合介质高温、高压浸出，速度很快，进程可自热保持，8min即可达90％-99％的硫、砷氧化率，并生成安稳的铁和硫酸钙，可用不锈钢管道浸出，后续金化率大于90％。我国创造的“催化氧化酸浸-化（COAL）法”，在100℃及0.2-0.4 MPa总压的氧气气氛下进行，矿浆浓度20％-25％，用硫酸调整矿浆pH≈l，硝酸浓度小于10g/L，参加占矿重0.05％-0.2％的木质磺酸钠作硫的表面活性剂，预处理后金的化率也达90％以上。当金矿石含许多砷黄铁矿及雄黄（As2S2）、雌黄（As2S3）时，可先用浸脱砷再用硝酸催化氧化。[next]    （5）细菌氧化法依托铁硫杆菌、硫化裂片菌、钩端螺旋铁氧菌等菌种，在酸性（pH≈1-2）环境中使黄铁矿、砷黄铁矿缓慢分化并氧化为硫酸盐和盐。有两种机理：经过菌内特有的铁氧化酶及硫氧化酶直接氧化金属硫化物；或细菌将Fe2+氧化为Fe3+后再由Fe3+氧化金属硫化物，构成氧化一复原循环浸出。硫化矿区中这些细菌天然存在，收集菌种后在含氮、磷酸盐、微量钙、镁、钾的培育液中恒温繁衍，针对待处理矿石经中间实验后运用。一般矿石需磨细至约35μm，浸出时参加细菌繁衍必需的营养液并恰当充气，细菌分化硫、砷化物更有利于包裹金的露出。缺陷是速度太慢（20-40天），细菌的活性对温度太灵敏。温度低于15℃细菌繁衍很慢。温度超越40℃大都细菌就失掉活性。热天处理含硫较高的矿石，因为氧化进程放热会导致部分温度过高，有必要采纳降温办法。挑选和培育对温度习惯规划更宽的菌种，缩短氧化时刻（如我国的7-10天氧化技能已进入半工业实验规划），堆浸预氧化后直接转为化等方面开展很快。    以上几种预氧化处理办法各有好坏，各种不同的办法都有不同的运用条件和有用规划，工艺的挑选和拟定有必要针对详细矿石经过实验断定。国外针对同种矿石，用不同工艺处理，首要目标比较如表2。表2  各种工艺办法的比较首要目标工艺办法直接化焙烧-化细菌氧化-化加压氧化-化金收回率/%32778797设备出资（相对）130100200出产费用（相对）130100100     显着，细菌氧化和加压氧化一化两种工艺在金收回率和出产费用方面有优势。但近几年因为焙烧法在操控硫、砷污染及高效设备方面的发展，使其康复了显着的竞赛条件。1996年还有大型焙烧厂（7200t/d）投产。[next]    2．浮选富集    当金矿石中金的赋存粒度细并被铁及有色金属硫化物包裹，或呈固溶体存在于硫化物晶格中时，常用浮选法富集产出金精矿。要到达较高的富集率和收回率，有必要对矿石进行工艺矿藏学研讨，查清矿藏组成及连生联系、嵌布特色和粒度组成规划，断定适宜的磨矿细度和矿浆浓度，挑选恰当的介质调整剂、活化剂、起泡剂、捕收剂，拟定合理的磨-浮工艺流程。现在首要是移植和运用重有色金属硫化矿的浮选技能和设备，侧重处理含砷矿藏（毒砂）的有用按捺，下降金精矿的含砷量。    金精矿的产率、成分及金档次首要取决于原矿中铁硫化物的含量。如北美一含黄铁矿1.5%的金矿石浮选，精矿中含FeS 25 %，金收回率可达90%-95%。但我国的浮选收回率多低于90％。我国对浮选金精矿的质量规则如表3。表3  我国对浮选金精矿的质量规则等级特123456789金档次>/(g/t)36032028024020016014012010080含砷≤/%0.10.10.20.20.30.30.40.40.4     金精矿中硫、砷含量较高，有必要预氧化处理，然后可用针对金矿石的一切溶金办法提取金、银。但现在首要用于铜冶炼厂，在铜锍转炉吹炼除铁时作为熔剂，运用其间的二氧化硅参加铁造渣，金则捕集在锍中，并从铜电解阳极泥中收回。但因含砷，会添加冶炼厂砷害，配矿量受到约束，就地处理办法研讨一向十分活泼。

本文介绍了熔剂精炼在铝合金熔体净化过程中的作用，熔剂的分类和要求，常用熔剂的组成，适用范围及使用方法等。 　　在铝及铝合金熔炼过程中，氢及氧化夹杂是污染铝熔体的主要物质。铝极易与氧生成A1202或次氧化铝（Al2O及A10）．同时也极易吸收气体（H）其含量占铝熔体中气体总量的70—90％，而铸造铝合金中的主要缺陷——气孔和夹渣，就是由于残留在合金中的气体和氧化物等固体颗粒造成的。因此，要获得高质量的熔体，不仅要选择正确合理的熔炼工艺，而且熔体的精炼净化处理也是很重要的。 　　铝及铝合金熔体的精炼净化方法较多，主要有浮游法、熔剂精炼法、熔体过滤法、真空法和联合法。本文介绍熔剂精炼法在铝合金熔炼中的应用。 　　1 熔剂的作用 　　盐熔剂广泛地用于原铝和再生铝的生产，以提高熔体质量和金属铝的回收率[1。2]。熔剂的作用有四个：其一，改变铝熔体对氧化物（氧化铝）的润湿性，使铝熔体易于与氧化物（氧化铝）分离，从而使氧化物（氧化铝）大部分进入熔剂中而减少了熔体中的氧化物的含量。其二，熔剂能改变熔体表面氧化膜的状态。这是因为它能使熔体表面上那层坚固致密的氧化膜破碎成为细小颗粒，因而有利于熔体中的氢从氧化膜层的颗粒空隙中透过逸出，进入大气中。其三，熔剂层的存在，能隔绝大气中水蒸气与铝熔体的接触，使氢难以进入铝熔体中，同时能防止熔体氧化烧损。其四，熔剂能吸附铝熔体中的氧化物，使熔体得以净化。总之，熔剂精炼的除去夹杂物作用主要是通过与熔体中的氧化膜及非金属夹杂物发生吸附，溶解和化学作用来实现的。 　　2 熔剂的分类和选择 　　2．1熔剂的分类和要求 　　铝合金熔炼中使用的熔剂种类很多，可分为覆盖剂（防止熔体氧化烧损及吸气的熔剂）和精炼剂（除气、除夹杂物的熔剂）两大类，不同的铝合金所用的覆盖剂和精炼剂不同。但是，铝合金熔炼过程中使用的任何熔剂，必须符合下列条件[3。8]。 　　①熔点应低于铝合金的熔化温度。 　　②比重应小于铝合金的比重。 　　⑧能吸附、溶解熔体中的夹杂物，并能从熔体中将气体排除。 　　④不应与金属及炉衬起化学作用，如果与金属起作用时，应只能产生不溶于金属的惰性气体，且熔剂应不溶于熔体金属中。 　　⑤吸湿性要小，蒸发压要低。 　　⑥不应含有或产生有害杂质及气体。 　　⑦要有适当的粘度及流动性。 　　⑧制造方便：价格便宜。 　　2．2熔剂的成分及熔盐酌作用 　　铝合金用熔剂一般由碱金属及碱土金属的氯化物及氟化物组成，其主要成分是KCl、NaCl、NaF．CaF，．、Na3A1F6、Na2SiF6等。熔剂的物理、化学性能（熔点、密度、粘度、挥发性、吸湿性以及与氧化物的界面作用等）对精炼效果起决定性作用。 　　2．2．1。氯盐：氯盐是铝合金熔剂中最常见的基本组元，而45％NaCl+55％KCl的混合盐应用最广。由于它们对固态Al2O3，夹杂物和氧化膜有很强的浸润能力（与Al2O3，的润湿角为20多度）且在熔炼温度下NaCl和KCl的比重只有1。55g／cm3和l。50g／cm3，显著小于铝熔体的比重，故能很好地铺展在铝熔体表面，破碎和吸附熔体表面的氧化膜。但仅含氯盐的熔剂，破碎和吸附过程进行得缓慢，必须进行人工搅拌以加速上述过程的进行。 氯化物的表面张力小，润湿性好，适于作覆盖剂，其中具有分子晶型的氯盐如CCl4 　　，SiCl4，A1C13，等可单独作为净化剂，而具有离子晶型的氯盐如LiCl、NaCl毛KCl、MgC12：等适于作混合盐熔剂。 　　2。2．2．氟盐：在氯盐混合物中加入NaF．Na3A1F6、CaF2。等少量氟盐，主要起精炼作用，如吸附、溶解Al2O3，。氟盐还能有效地去除熔体表面的氧化膜，提高除气效果。这是因为：a）氟盐可与铝熔体发生化学反应生成气态的A1F，、SiF4，、BF3，等，它们以机械作用促使氧化膜与铝熔体分离，并将氧化膜挤破，推入熔剂中； 　　b）在发生上述反应的界面上产生的电流亦使氧化膜受“冲刷”而破碎。因此，氟盐的存在使铝熔体表面的氧化膜的破坏过程显著加速，熔体中的氢就能较方便的逸出；c）氟盐（特别是CaF2：）能增大混合熔盐的表面张力，使已吸附氧化物的熔盐球状化，便于与熔体分离，减少固熔渣夹裹铝而造成的损耗， 而且由于熔剂——熔体表面张力的提高，加速了熔剂吸附夹杂的过程。 　　3铝合金熔炼中常用熔剂 　　熔剂精炼法对排出非金属夹杂物有很好的效果，但是清除熔体中非金属夹杂物的净化程度，除与熔剂的物理、化学性能有关外，在很大程度上还取决于精炼工艺条件，如熔剂的用量，熔剂与熔体的接触时间、接触面积、搅拌情况、温度等。 　　3．1常用熔剂 　　为精炼铝合金熔体，人们已研制出上百种熔剂，以钠、钾为基的氯化物熔剂应用最广。对含镁量低的铝合金广泛采用以钠钾为基的氯化物精炼剂，含镁量高的铝合金为避免钠脆性则采用不含钠的以光卤石为基的精炼熔剂。 　　铝合金熔炼过程中常用熔剂的成分及作用如表1（4-7）。 　　表1 常用熔剂的成分及应用 　　溶剂种类 组分含量，% 　　NaCl KCl MgCl2 Na3AlF6 其它成分 适用的合金 　　覆盖剂 39 50 6。6 CaF2 4。4 Al-Cu系，Al-Cu-Mg 　　系，Al-Cu-Si系Al-Cu-Mg-Zn系 　　Na2CO385。CaF15 一般铝合金 　　50 50 一般铝合金 　　KCl，MgCl280 CaF220 Al-Mg系Al-Mg-Si系合金 　　31 14 CaF210 CaCL244 Al-Mg系合金 　　8 67 CaF210，MgF215 Al-Mg系合金 　　精炼剂 25-35 40-50 18-26 除Al-Mg系，Al-Mg-Si系以外的其它合金 　　8 67 MgF215，CaF210 Al-Mg系合金 　　KCl，MgCl260，CaF240 Al-Mg系Al-Mg--Si系合金 　　42 46 Bacl26 （2号熔剂） Al-Mg系合金 　　22 56 22 一般铝合金 　　50 35 15 一般铝合金 　　40 50 NaF10 一般铝合金 　　50 35 5 CaF210 一般铝合金 　　60 CaF220，NaF20 一般铝合金 　　36-45 50-55 3-7 CaF 21。5-4 一般铝合金 　　Na2SiF630-50，C2Cl650-70 一般铝合金 　　40。5 49。5 KF10 易拉罐合金 　　从上表中可以看出，有些熔剂组分的含量变化范围较大，可以根据实际情况来确定。首先要根据合金元素的含量来确定[8]，因为大多数铝合金中主要元素含量都可在一定范围内变化，其次要根据所除杂质成分及含量来确定。因此，使用厂家除使用熔剂厂生产的熔剂外，最好根据所熔炼铝合金的成分调正熔剂组分比例，以找出最佳熔剂组成。 　　综合以上各种熔剂不难看出，当要熔制的铝合金成分确定后，熔剂成分的设计首先是主要成分（如氯化物）用量配比的选择，其次是添加组分（如氟化物）的选择。熔剂配好后，最好是经熔炼、冷凝成块、再粉碎后使用，因为机械混合状态的效果不好。 　　3。2熔剂用量 ． 　　熔炼铝合金废料时，废料质量不同，覆盖剂及精炼剂的用量也不同。 　　3。2。1．主覆盖剂用量 　　a）熔炼质量较好的废料，如块状料、管、片时覆盖剂用量（见表2）。表2 覆盖剂种类及用量炉料及制品 覆盖剂用量（占投料量的%） 覆盖剂种类电炉熔炼：一般制品特殊制品 0。4－0。5％0。5－0。6％ 普通粉状溶剂普通粉状溶剂煤气炉熔炼：原铝锭废 料 1－2％2－4％ KC1：NaC1 按1：1混合KC1：NaC1 按1：1混合 　　注：对高镁铝合金，应一律用不含钠盐的熔剂进行覆盖，避免和含钠的熔剂接触。 　　b）熔炼质量较差的废料，如由锯、车、铣等工序下来的碎屑及熔炼扒渣等时，覆盖剂用量（见表3）。 　　表3： 覆盖剂用量 　　类 别 用量（占投料量的%） 　　小碎片碎 屑号外渣子 6－810－1515－20 　　3．2．2精炼剂用量 　　不同铝合金、不同制品，精炼剂用量也各不相同（见表4）。 　　表4 精炼剂用量 　　合金及制品 熔炼炉 静置炉 　　高镁合金 2号熔剂5-6kg/t 2号熔剂5-6kg/t 　　特殊制品除高镁合金 普通熔剂5-6kg/t 普通熔剂6-7kg/t 　　LT66、LT62、LG1、LG2、LG3、LG4 出炉时用普通熔剂、叠熔剂坝 　　其它合金 普通熔剂5-6kg/t 　　注：①在潮湿地区和潮湿季节， 熔剂用量应有所增加 　　②对大规格的圆锭，其熔剂用量也应适当增加。 　　3。3熔剂使用方法 　　熔剂精炼法熔炼铝合金生产中常用以下几种方法 　　①熔体在浇包内精炼。首先在浇包内放入一包熔剂，然后注入熔体，并充分搅拌，以增加二者的接触面积。 　　②熔体在感应炉内精炼。熔剂装入感应炉内，借助于感应磁场的搅拌作用使熔剂与熔体充分混合，达到精炼的目的。 　　③在浇包内或炉中用搅拌机精炼，使熔剂机械弥散于熔体中。 　　④熔体在磁场搅拌装置中精炼。，该法依靠电磁力的作用，向熔剂——金属界面连续不断地输送熔体，以达到铝熔体与熔剂间的活性接触，熔体旋转速度越高，其精炼效果越好。 ⑤电熔剂精炼。此法是使熔体通过加有电场（在金属——熔剂界面上）的熔剂层，进行连续精炼。 　　在这五种方法中，电熔剂精炼效果最好。

磁铁石英岩属于沉积变质矿床的矿石，目前国内外广泛采用磁选法分选这种类型矿石，该种类型矿石在我国被称为鞍山式贫磁铁矿石，在国外被称为铁燧岩、磁铁石英岩等，这类矿石在铁矿资源中占有重要地位，是目前磁选的主要对象。    磁铁石英岩选矿工艺的特点是采用阶段磁选阶段磨矿流程，这样可阶段排出单体脉石，减少下一阶段的磨矿量。    磁选设备多采用圆筒型磁选机，其底槽为逆流型和半逆流型。在国内和国外也有采用磁力脱水槽进行脱泥的实例。    下面以首都钢铁公司大石河铁矿选矿厂为例进行介绍。    大石河铁矿选矿厂是首都钢铁公司主要原料基地，位于河北省迁安县境内。大石河铁矿石属鞍山式贫磁铁矿，构成各矿体的岩层系属于前震旦纪麻岩并呈条带状和片麻状构造。在矿体之间和矿体内部广泛发育着各种类型的夹石，开采过程中混入15%左右的废石，矿石贫化严重，地质品位30.18%，入选矿石品位只有25%左右。    矿石中金属矿物主要为磁铁矿，其次有少量假象赤铁矿和赤铁矿；脉石矿物以石英为主，其次为辉石、角闪石等，有害杂质较少。    磁铁矿与脉石共生形态简单，容易解离。磁铁矿嵌布粒度较粗且均匀。结晶粒度为0.062～0.5mm的晶粒占60%～70% ,0.5～2mm占10%～20%,0.062mm以下含量占10%左右。赤铁矿粒度较细。脉石矿物结晶粒度亦较粗，在0.18～0.35mm之间。矿石磨至-200网目占75%～80%时，有用矿物与脉石基本达到单体解离。    矿石化学多项分析结果见表。   大石河铁矿石化学多项分析结果　FetFeOSiO2Al2O3CaOMgOPS1号矿样29.911.1847.20.751.242.190.0380.022号矿样30.7310.9947.920.730.581.910.0250.16     流程采用阶段磨矿—弱磁选流程，如下图所示。首先，用磁滑轮对球磨机入料进行预选，在磨矿前可丢弃产率8%、品位9%左右的废石，使入磨产品品位提高2%，磁性铁回收率为99%。对第一段磁选精矿进行二次分级、二次磨矿、二次磁选精矿经细筛后筛上物返回二段球磨机，由于三段磁选的入选粒度得到了严格控制，提高了矿物的单体解离度，可使精矿最终品位由64%～65%提高到67%～68.5%。该流程的主要技术指标为：原矿品位26.28%，精矿品位68.42%，尾矿品位6.41%，回收率82.64%。 大石河铁矿选矿厂生产流程

加拿大大都工厂在选用蒙德（Mond）工厂的法出产纯镍过程中，产出的含贵金属总量4%的残渣，运往伦敦阿克顿工厂处理。 阿克顿工厂处理渣的办法是向渣中参加氧化铅和碳酸钠，经混匀后于容量100kg的小反射炉中熔炼，产出贵铅锭和含少数贵金属的炉渣。炉渣回来加拿大镍厂处理。 贵铅于容量100kg的煤气加热灰吹炉中灰吹。产出的氧化铅渣铸锭后送熔炼铅。烟气经洗刷塔除尘后排放。合金中含80%银，铂族金属富集3倍。将合金水淬成粒，称为一号贵金属合金。 合金用热的浓硫酸处理以溶解银和部分钯。过滤后，滤液中的银呈氯化银收回，然后送还原熔炼。再加铜置换钯，所得的沉淀物并入浓硫酸不溶渣（铂精矿）中，送收回金及铂族金属。 阿克顿精粹厂也运用熔炼、灰吹法处理英国克利德赫（Clydach）工厂的镍阳极泥，这是由于该质猜中含有很多铅。假如质猜中首要含镍，则选用二次电解法或其他办法处理更为有利。

一、熔剂     闪速炉熔剂为石英石，一般要求含二氧化硅在80%以上，含铁在3%以下。砷、氟等杂质应尽量低。若有条件，可运用含金、银、铜的石英石。各厂闪速炉用石英熔剂成分实例见表1。 表1  闪速炉用石英熔剂成分实例，%厂名SiO2其它补白贵冶＞85Fe＜2  As＜0.1  F＜0.1河砂哈里亚瓦尔塔86～89Fe2O3 2.8  Al2O32.7足尾50～55S 30～33小坂80矿东予89.1Fe 3  Al2O3 3佐贺关92全化尾砂及海砂玉野80萨姆松92Fe 3凯特里91韦尔瓦90伊达哥80温山90伊萨贝拉97.8奥林匹克坝93.4    直接取得含铜低的弃渣的玉野式闪速炉，为操控炉渣含CaO4%，增加少数石灰作熔剂。     二、燃料     闪速炉常用燃料有重油、焦粉、粉煤及天然气等。各种燃料可独自运用，也可混合运用。燃料品种的挑选主要由区域燃料直销条件及报价决议。     因为烟气用于制酸，因而对燃料含硫无要求。     各厂闪速炉用燃料的实例见表2，表3。 表2  闪速炉用重油实例工厂品种低发热值GJ/kg元素组成，%CHSONW贵冶200号渣油4185.411.20.50.50.50.5足尾厂日本C重油418612佐贺关厂船用重油4486.511.22东予厂日本C重油418612格沃古夫厂重油85.911.12.5    注：贵冶用200号渣油Q低为41.023MJ/kg；粘度为400～600mPa·s；重油密度为0.97g/cm3。 表3  闪速炉用焦粉及粉煤的实例厂名品种粒度分析低发热值MJ/kg元素组成，%CHONS灰分佐贺关厂焦粉＋1.0mm 6.0%28.586.50.5810.111.0～0.5mm  14.0%0.5～0.149mm 44.7%0.149～0.044mm 21.9%－0.044mm 13.4%东予厂粉煤＋88目＜10%27.264.75.34.40.82.622玉野厂粉煤－100目＞90%    有的冶炼厂闪速炉选用天然气为燃料，例如巴亚马雷厂用的天然气含CH498%，低发热值为35590kJ/m3，圣马纽尔厂用的天然气热值为34000 kJ/m3。

在熔铸金或银锭时，一般均应参加适量的熔剂和氧化剂。一般参加硝石加碳酸钠或硝石加硼砂。参加碳酸钠也能放出活性氧，以氧化杂质，故它既能起稀释造渣的熔剂效果，也能起到必定的氧化效果。 熔剂与氧化剂的参加量，随金属纯度的不同而增减。如熔铸含银99.88%以上的电解银粉，一般只参加0.1%～0.3%的碳酸钠，以氧化杂质和稀释渣。而熔炼含杂质较高的银，则可参加适量的硝石和硼砂，以强化氧化一部分杂质使之造渣而除掉。这时，也应适当添加碳酸铺量。由于银在熔融时能溶解很多的氧，一般说来，氧化剂的参加量不宜过多，由于有必要维护坩埚免遭激烈氧化而损坏。且石墨坩埚归于酸性材料，因此也不宜参加过多的碳酸钠。 熔铸含金99.9%以上的电解金，一般参加和硼砂各约0.1%，并参加0.1%～0.5%的碳酸钠造渣。对纯度较低的金，可适当添加熔剂和氧化剂。 熔炼金、银的进程中，坩埚液面邻近如因激烈氧化有或许“烧穿”时，可参加适量洁净而枯燥的碎玻璃以中和渣，防止形成坩埚的损坏而丢失金、银。通过氧化和造渣的熔炼进程，铸成锭块的金、银档次较之质料均有所提高。故熔铸进程中，参加适量的熔剂和氧化剂是十分必要的。

现代钢铁生产过程产生了大量尘泥，对生产现场及周边环境有较大危害，必须进行无害处理。这些尘泥中，有价元素Fe和有害杂质S，P，K等往往并存，故一般统称为含铁尘泥，它包括高炉瓦斯灰（泥）、转炉红尘、电（转）炉除尘灰、冷（热）轧污泥、轧钢氧化铁鳞、烧结尘泥、出铁场集尘、含油铁屑等等。随着国家对资源和环境问题的日益重视，开展含铁尘泥无公害综合利用的研究，将产生很好的经济效益和社会效益。 作为含铁尘泥的主要品种，高炉瓦斯灰（泥）来自炼铁过程中随高炉煤气一起排出的烟尘。它与天然矿石的性质有着明显的差别，细粒矿物在高温作用下熔融在一起，极易包裹脉石矿物，其成分更为复杂，有价元素的回收率较低，目前，国内外处理高炉瓦斯灰的方法大致有3种：①直接外排堆存，易造成环境污染，大型钢铁企业已基本淘汰该方法；②直接利用，返回烧结或球团配料，被国内许多钢铁企业采用，但瓦斯灰有害杂质如K，Na，Zn，S，P等一般较高，配人烧结或球团矿，降低高炉利用系数，从而影响炼铁的经济技术指标；③综合回收，提取有价元素。目前，从瓦斯灰提取铁及碳等有价元素是重要的发展方向。 在自然界，存在一大类弱磁性矿物，如赤铁矿、褐铁矿、钛铁矿，难以通过普通磁选分离，对这类矿物，一般采用强磁选、浮选、磁化焙烧－弱磁选等工艺技术提取铁精矿。瓦斯灰中含有相当的弱磁性赤铁矿和焦炭，因此可以直接进行磁化焙烧，回收铁精矿，这方面有关的报道还很少。本试验研究分析了包钢瓦斯灰的工艺矿物学特征，据此开展了多种磁选工艺回收铁的试验研究，摸索了相应的工艺参数，对工艺流程进行了比较。 一、瓦斯灰工艺矿物学特性 （一）瓦斯灰化学组成和铁物相分析 瓦斯灰原料取自包钢炼铁厂，瓦斯灰多元素化学分析结果见表1，XRD衍射分析结果见图1。 表1  瓦斯灰多元素化学分析结果    %图1  瓦斯灰的XRD衍射图 ▲－Fe2O3；●－Fe3O4；■－C 从表1可见，TFe 31. 00%，含碳33. 60%，SiO2 .87%，CaO 4.35%，有害元素S，Zn，Pb等含量也较高。从图1可见，主要物相为赤铁矿、磁铁矿和C。 （二）瓦斯灰粒度筛析 瓦斯灰外形呈灰黑色粉未状，粒度大小不均，大颗粒成蜂窝状，块状，片状等，表面有空隙。瓦斯灰铁矿物粒度筛析结果见表2。 表2  瓦斯灰粒度筛析结果从表2可见，大部分铁分布在-50 +200目和-325目，分布率占总量的86. 86%。其中- 50+200日中金属铁分布率达到52. 18%，另外- 325目中金属铁分布率达到了34. 68%，因此这两个粒级中的铁矿物是重要回收对象。 二、选矿试验方案 （一）试验设备 试验设备采用的有φXPZ - 175型圆盘破碎机，乌鲁木齐市金祥瑞矿山设备有限公司；QM-SB行星式球磨机，南京大学仪器厂；φXCGS - 50型磁选管，唐山宏达矿山机械设备研究所；高梯度磁选机；XTLZ型多用真空过滤机，四川省地矿局102厂；KTF -1700型真空管式电阻炉，宜兴前锦炉业设备有限公司；DY - 20型台式电动压片机，天津市科器高新技术公司。 （二）试验流程 弱磁选－强磁选和磁化焙烧－弱磁选试验流程见图2和图3。图2  磨矿－弱磁选－强磁选试验流程图3  磁化焙烧－弱磁选试验流程 三、试验结果及分析 （一）弱磁选－高梯度强磁选试验 1、磁感应强度对弱磁选的影响 磁选管磁感应强度对弱磁选的影响见图4。图4  磁感应强度对弱磁选的影响 ●－品位；▲-回收率 从图4可见，随着磁感应强度升高，铁精矿的品位略有降低，而回收率迅速提高。在磁感应强度0.10T和0.12T时，铁精矿品位没有变化，都是58. 70%，而回收率由50.47%提高到了56.12%；当磁感应强度达到0. 14 T时，铁精矿的品位降低了0.8个百分点，回收率达到了58.10%。通过弱磁选主要是回收大颗粒磁性矿物，-325目的微细粒磁性矿物及弱磁性铁矿物并没有有效地回收。因此回收率不够高，说明相当多的弱磁性和微细粒磁性矿物进入尾矿，所以必须对弱磁选的尾矿进行高梯度强磁选。 2、磁感应强度对强磁选的影响 试验条件：矿浆流速4.2cm/s，矿浆浓度10%，磁介质填充率8%。磁感应强度对强磁选影响的试验结果见图5。图5  磁感应强度对强磁选的影响 ●－品位；▲－回收率 从图5可见，随着磁感应强度的增大，铁精矿的回收率升高，品位则下降。当磁感应强度由0.4T上升到0.5 T时，回收率提高5个百分点，达到了29%以上，而品位为44. 47%，下降不大。继续升高磁感应强度，回收率提高并不明显，但品位急剧下降。因为，磁感应强度比较强时，磁性吸附力也较大，导致许多弱磁性连生矿物及脉石等进入强磁选精矿。 3、矿浆浓度对强磁选的影响 矿浆浓度对强磁选精矿影响的试验结果见图6。试验条件：瓦斯灰- 200目占70%，矿浆流速4.2 cm/s，磁介质填充率8%，强磁选磁感应强度0.5T。图6  矿浆浓度对强磁选的影响 ●－品位；▲－回收率 从图6可见，当矿浆浓度由10%变化到15%时，铁精矿的品位没有多大变化，而回收率却有了较大的提高，从76.79%提高到了82.83%：当矿浆浓度达到20%时，精矿回收率虽然达到了90%以上，但品位下降到47. 53%。这是因为，入料矿浆浓度高使分选矿物的粘度增大，机械夹杂现象严重，易造成脉石矿物夹于磁性产品中，也就降低了磁选机净化的效果，使精矿品位降低；而矿浆浓度过小又会造成水资源的浪费，生产设备处理能力相对降低。 4、矿浆流速对强磁选的影响 试验条件：矿浆粒度-200目占70%，矿浆浓度15%，磁介质填充率8%，强磁选磁感应强度0.5T。矿浆流速对强磁选精矿影响的试验结果见图7。图7  矿浆流速对强磁选的影响 ●－品位；▲－回收率 从图7可见，随着矿浆流速的增大，品位逐渐提高，回收率随之下降。当体积流速为4.2cm/s时，品位上升到52. 87%，原因是体积流速越大，矿料混合液在磁选机内的滞留时问短，一些弱磁性的物质被冲刷出去，因而回收率低，品位升高。 通过以上试验，得出最佳工艺条件是弱磁选磁感应强度0.12T，强磁选磁感应强度0.5T，矿浆流速4.2 cm/s，矿浆浓度15%，磨矿细度-200目占70%。磁选指标如表3所示。 表3  弱磁选－强磁磁选试验结果    %从表3可见，铁的回收率达到79.48%，品位提高到了55. 42%，可在高炉炼铁中做配料使用。另外经检测尾矿中碳、锌、镁元素元素含量相对提高，为回收这些物质奠定了基础。由于高梯度磁选机磁选过程中，很容易出现机械夹杂和磁团聚现象，使一些杂质也进入精矿里面，影响了精矿品位。因此经过磨矿、弱磁选－强磁选工艺所得到的精矿必须通过其他选矿方法如重选、浮选等处理才有可能获得合格的铁精矿。 （二）磁化焙烧－弱磁选试验 1、焙烧温度对磁化焙烧还原度的影响 瓦斯灰中含有相当的赤铁矿，为此研究了焙烧温度对瓦斯灰还原度的影响。在瓦斯灰粒度-200目占40%、还原剂为瓦斯灰本身带有含碳物质的条件下，其试验结果见图8。图8  焙烧温度对还原度的影响 根据定义，还原度=FeO含量/TFe含量×100%，在理想焙烧情况下，Fe2O3全部还原成Fe3O4时理论上焙烧矿的还原度为42.8%。从图8可看出，当温度在700～850℃之间时，随着磁化焙烧温度的升高，铁矿物的还原度也随着提高。焙烧温度在700～750℃，瓦斯灰的铁矿物还原度提高得不多，还原度分别为39.1%和40.2%。还原度在800℃时接近42. 8%。当温度达到850℃时，出现了过还原现象，该试验800℃是该磁化焙烧反应的最佳温度。 2、焙烧温度对弱磁选的影响 试验条件：焙烧时间60 min，矿样粒度- 200目占70%，磁选管磁感应强度0.12 T，瓦斯灰粒度- 200目占40%。图9给出了不同焙烧温度获得的磁化焙烧矿的磁选结果。图9  焙烧温度对磁选效果的影响 ●－品位；▲－回收率 从图9可看出，随着焙烧温度的升高，铁精矿品位逐渐升高，而回收率下降。700，750℃时铁精矿的品位分别为58. 20%，58. 80%，变化并不大，回收率由700℃的78. 80%下降到了750℃时的73. 53%；当温度到达800，850℃，铁精矿的品位分别提高到了60. 80%，61. 90%，800℃时铁精矿的回收率仍在70%以上，而850℃的回收率仅为40.09%；这主要因为在高温，还原剂过多的条件下，产生了过还原现象，生成了弱磁性富氏体或弱磁性的硅酸铁。 3、焙烧时间对弱磁选的影响 试验条件：焙烧温度800℃，矿样粒度- 200目占70%，磁感应强度0.12 T，瓦斯灰粒度- 200目占40%。图10给出了不同焙烧时间获得的磁化焙烧矿的磁选结果。图10  焙烧时间对磁选效果的影响 ●－品位；▲－回收率 从图9可见，随着磁化焙烧时间的增加，所得铁精矿的品位并没有多大变化，都保持在60. 70%以上，而铁回收率在焙烧30 min到60 min时，有明显的增加，从焙烧30 min时的64. 22010迅速提高到了60 min时的70. 61%。当焙烧时间提高到90 min时，精矿的回收率为71. 99%，仅提高了1.31个百分点。这说明在焙烧30 min时，瓦斯灰中的弱磁性铁矿物还没有充分还原成强磁性的矿物，焙烧时间增加到60 min以后，弱磁性矿物基本都被还原成强磁性铁矿物。 4、磨矿细度对弱磁选的影响 试验条件为焙烧温度800℃，焙烧时间60 min，磁感应强度0.12 T。磨矿细度对弱磁选效果的影响见图11。图11  磨矿细度对磁选效果的影响 ●－品位；▲－回收率 从图11可看出，随着磨矿细度变细，铁精矿品位略有提高，而回收率迅速下降。- 200目占50%，70%，90%的焙烧矿，其磁选铁精矿品位分别为59. 90%，60.80%，61.10%，回收率分别为75.72%，70. 61%，62. 23%。因为，随着矿样磨得越细，磁性矿物粒度减小，所受磁力会下降。此外，矿样磨细后，矿浆容易因团聚而夹杂，这些都影响铁回收率。较好的磨矿细度为- 200目占700/0。 通过上述试验，确定了瓦斯灰磁化焙烧－弱磁选的最优工艺条件：焙烧温度800℃，焙烧时间60mm，矿样磨矿细度- 200目占70%，还原剂瓦斯灰粒度- 200目占40%，弱磁选磁感应强度0.12 T。在此条件下，可获得品位大于60. 70%，回收率大于70%的铁精矿，其中硫、磷含量分别只有0.17%，0. 021%，基本达到高炉炼铁水平的要求。 四、结论 （一）通过对包钢瓦斯灰中化学成分、主要矿物组成、铁矿物的嵌布粒度等工艺矿物学研究，确定瓦斯灰中铁矿物以赤铁矿和磁铁矿为主，大部分铁矿物都在在- 50 +200目和- 325目中，全铁分布率占总量的86. 86%，其中- 325目中铁的金属分布率达到了34. 68%。由于包钢瓦斯灰受到白云鄂博矿石的影响，使回收有价元素更加困难。 （二）弱磁选－强磁选工艺试验表明，磁感应强度、矿浆浓度、矿浆流速等对试验都有影响，在弱磁选0.12 T，强磁选0.5 T，磨矿细度- 200目占70%，矿浆浓度15%，矿浆流速4.2 cm/s，磁介质填充率为8%的条件下，获得了品位55. 42%，回收率79.48%的混合铁精矿。 （三）磁化焙烧－弱磁选工艺试验表明，焙烧温度、焙烧时间、磁感应强度、磨矿细度等对试验都有影响，在焙烧温度800℃，焙烧时间60 min，磨矿细度- 200目占70%，还原剂瓦斯灰粒度- 200目占40%，弱磁选磁感应强度0.12 T的条件下，获得了品位60. 70%，回收率70%以上的铁精矿。

胀大珍珠岩是山玻璃质火山熔岩经破碎、高温锻烧等工序处理，内部结构为疏松多孔的无机材料，具有密度小、导热系数低、吸附性强和孔隙率高级特色，广泛应用于建筑、化工、轻工、冶金、农林、环保等工业范畴。 胀大珍珠岩是一种抱负的保温材料，但其较强的亲水性会明显下降产品的保温功能;作为塑料、橡胶填料，其亲水性和分散性相同受到限制。因而，有必要对其进行憎水改性，才干完成胀大珍珠岩的广泛应用。胀大珍珠岩的表面改性一般分为化学改性和物理改性： 化学改性 胀大珍珠岩的化学改性首要包含酯化反响、硅烷偶联剂改性法以及表面接枝共聚法，经过胀大珍珠岩颗粒表面存在的羟基与改性剂之间的化学反响，使其表面嫁接新的官能团，以改动颗粒表面的极性，得到颗粒表面的疏水性。 陈林雨等选用硅烷偶联剂WD-70对胀大珍珠岩粉进行改性，将珍珠岩粉参加到高速捏合机中，预热枯燥。在预热过程中参加改性助剂，调整珍珠岩粉的表面电位，使偶联剂更好地与珍珠岩表面发生键合，然后参加偶联剂，在必定工艺条件下进行表面改性。将改性后的珍珠岩粉作为橡胶填料，橡胶样品的抗拉强度和撕裂强度得到改进，且永久变形变小。由此可知，改性后的珍珠岩粉填充在橡胶中，可使得橡胶的首要机械力学功能得到改进。 物理改性 物理改性即使用表面改性剂经过物理作用于颗粒表面以改动极性。 林娜等选用硬脂酸为表面疏水改性剂，使用溶液浸渍法对胀大珍珠岩进行了优化改性，将必定量的硬脂酸置于溶液中，拌和溶解后，将胀大珍珠岩颗粒参加到含有硬脂酸的溶液中，拌和均匀后于室温下密封停止30min，然后将样品置于通风橱中，使彻底蒸发，即可得到硬脂酸改性的胀大珍珠岩。改性后胀大珍珠岩的颗粒结构仍为无定型的片状结构，表面由亲水性转变为疏水性，其油水选择性大大提高。 使用化学办法改性胀大珍珠岩颗粒具有反响时间长、需求加热枯燥等额定能量、工艺条件杂乱、对操作人员的技能要求较高级特色。使用物理法改性具有操作工艺简略、改性速率快、不需求额定的能量直销等优势。

火法炼金熔剂共有二类，一类是氧化熔剂，另一类是造渣熔剂。常用的氧化溶剂有硝石、二氧化锰，其作用是炉料中的贱金属（铜、铅、锌、铁等）和硫氧化成氧化物以便造渣，常用的造渣熔剂有硼砂、石英、碳酸纳等。其作用是与贱金属的氧化物反应生成炉渣。

一、流程选择       当冶炼工艺采用湿式配料时，要求熔剂粒度小于0.2mm，熔剂经破碎作业后需再经过磨碎作业。有时，闪速炉熔炼和熔池熔炼的熔剂亦需经过磨碎。一般采用一段磨碎，磨碎机的排料送螺旋分级机分级，形成闭路。白银自产铜精矿用湿式配料配入熔剂，石英右和石灰石先经三段开路破碎流程破碎到－15mm，然后给入1500×1500mm湿式球磨机，排料流入分级机，其返砂返回球磨机，溢流泵至精矿浓密池配入精矿中，其流程见图1和2。    图1  三段开路破碎筛分流程图实例    图2  熔剂磨碎分级流程实例       二、流程计算       以图2为例，其计算方法如下：   Q1＝Q4 Q5＝CQ1 Q2＝Q3＝Q1＋Q5       式中：          Q1Q2……－各产物数量，t/h；          C－磨碎机循环负荷率，%由试验或生产数据确定，或参考表1选定。   表1  磨碎机不同磨碎条件下适宜的循环负荷配置条件磨碎段磨碎粒度上限 mmC值 %磨碎机与分级机闭路Ⅰ0.5～0.3 0.3～1.0150～350 250～600磨碎机与旋流器比例Ⅰ0.4～0.2 0.2～1.0200～350 300～600

一、铅锌氧化矿     表1为会泽铅锌矿的铅锌氧化矿化学成分实例。 表1  铅锌氧化矿各矿种的化学成分实例，%（一）矿种PbZuGe g/tFe共生矿3.19～7.13.63～13.1950～9013.53～17.0砂矿0.65～4.480.68～14.6519～533.18～26.32单锌矿0.11～2.940.72～6.0840～601.5～8.68古炉渣3.29～5.115.15～9.4839～5320.8～32.4续表1  铅锌氧化矿各矿种的化学成分实例，%（二）矿种SiO2CaOMgOAl2O3共生矿10.02～14.658.90～16.220.32～7.491.32～8.03砂矿4.69～50.120.46～22.130.11～9.53.40～18.56单锌矿2.3～23.139.34～42.371.84～12.660.71～10.5古炉渣18.6～22.51.04～4.171.30～3.503.6～6.4    二、熔剂     熔剂为石灰石。用制团的方法造块时，块状石灰石加入鼓风炉；用烧结法造块时，石灰石的粒度应小于6mm，在烧结配料时加入，以期得到自熔性烧结块。    三、燃料     表2为焦炭性质及化学成分实例。 表2  焦炭性质及化学成分实例焦种块度 mm固定碳 %挥发分 %灰分 %灰分的化学成分，%SiO2FeCaOMgOAl2O3土焦20～20050～673～1030～4053～5910～123～101.514～17机焦30～15081.61.8316.0244.510.061.240.81

破碎筛分流程计算，一般只求出各段破碎和筛分产品的产量Q和产率r，各作业过程的损失可忽略不计。       计算破碎筛分流程必须具备以下原始资料：       一、按原矿计的生产能力。       二、原矿的粒度特性：若无实测资料，可参考典型的粒度特性曲线（图1）进行近似计算，但要知道矿石的物理性质，如何碎性等级或硬度及供料最大粒度。    图1  原矿粒度特性曲线       三、各段破碎机的粒度特性：可参考图2至图7进行近似计算。    图2  颚式破碎机产品粒度特性曲线    图3  标准圆锥破碎机产品粒度特性曲线    图4  中型圆锥破碎机闭路破碎产品粒度特性曲线    图5  短头圆锥破碎机开路破碎产品粒度特性曲线   （因本图表不清，需要者可来电免费索取）    图6  短头圆锥破碎机闭路破碎产品粒度特性曲线   （因故图表不清，需要者可来电免费索取）    图7  PEX型细碎颚式破碎机与中型圆锥破碎机产品粒度特性曲线及其比较       计算时，各段筛分作业的筛分效率，固定筛一般为50%～60%，振动筛一般为80%～85%。       破碎筛分流程的基本类型及计算公式列于表1。   表1  破碎筛分流程的基本类型及计算公式      Q1－原矿两，t/h；     Q2，Q3，Q4……Qn－各产物的重量；     β1，β2……βn－原矿及各产物中小于筛孔的级别含量，%；     E－筛分效率，%；     Cc－破碎机的循环负荷，%；     Cs－筛分机的循环负荷，%。       破碎产品最大粒度d最大与破碎机排矿口、筛分作业的筛孔及筛分效率的合理组合关系见表2。   表2  d最大与破碎机排矿口、筛孔、筛分效率的关系矿石可碎性破碎流程组合关系破碎机排矿口 e筛孔 ɑ筛分效率E%中等闭路（流程c）0.8d最大1.2 d最大80～85闭路（流程d）0.8d最大1.4 d最大65开路（振动筛）0.4～0.5d最大1.0 d最大85难碎闭路（流程c） 1.15 d最大80～85闭路（流程d） 1.3 d最大65开路（振动筛） 1.0 d最大85       以图8的破碎筛分流程图为例，介绍其流程计算方法于下，为便于计算起见，改为图9形式。    图8  三段一次闭路破碎筛分流程图实例    图9  熔剂破碎筛分流程计算图       该厂处理中等可碎性石英石，日处理量为400t/d，按每日操作8h计，则Q1＝50t/h。进厂的最大粒度D最大＝300mm，要求破碎产品的最大粒度d最大为6mm和25mm两种。       按破碎比： ί＝ί 1 ί 2 ί 3   ί＝300/6＝50       参照标题“冶炼厂熔剂破碎筛分流程的计算” 中的表2，取ί 1＝3，ί 2＝3则ί 3＝ί/ ί 1 ί 2＝50/（3×3）＝5.5。       （一）各段破碎产品最大粒度的计算：   d2＝D最大/ ί 1＝300/3＝100mm   d3＝d2/ ί 2＝100/3＝33.3mm   d7＝d3/ ί 3＝33.3/5.5＝6mm       （二）各段破碎机的排矿口（最大颗粒与排矿口尺寸比值Z查标题“冶炼厂熔剂破碎筛分流程的计算”中的表3）   e2＝d2/Z＝100/1.6＝62.5mm（取65mm）   e3＝d3/Z＝33.3/1.9＝17.5mm（取20mm）       短头圆锥破碎机的排矿口e7，参照表2。   e7＝0.8，d7＝0.8×6＝4.8mm（取5mm）       （三）筛孔尺寸和筛分效率       根据对产品最大粒度的要求，确定ɑ1＝25mm，ɑ2＝6mm。       设E上、E下分别为上、下层筛的筛分效率取E上＝0.8，E下＝0.65。       （四）破碎作业计算       参照表1，   Q1＝Q2＝Q3＝Q4＋Q5＝Q8＝50t/h   Q6＝Q7＝C Q3       循环负荷率                      式中：          β30～25－破碎机排矿产物3中25mm以下粒级含量，%，查图3得出；          β70～25－破碎机排矿产物7中25mm以下粒级含量，%，查图6得出。       参照表1，   Q4＝Q8β80～6E下＝Q3β30～6E下＋Q7β70～6E下                                 ＝50×0.25×0.65＋25×0.52×0.65                                 ＝16.58t/h       式中：          β80～6－产物8中6mm以下粒级含量，%，应按实测资料计算，若无实测资料，可假设产物3和产物7中6mm以下粒级的全部通过上层筛，此处即按产物3和产物7的粒级特性曲线近似计算；          β30～6－产物3中小于6mm粒级含量，%，查图3得出；          β70～6－产物7中小于6mm粒级含量，%，查图6得出。   Q5＝Q8－Q4＝Q3－Q4＝50－16.58＝33.42t/h       任一产物的产率       式中：          Qn－任一产物的产量，t/h；          Q1－流程的给矿两，t/h。             （计算从略）

我国正规挖掘的玻璃硅质质料矿山有近60处，当地小型矿山约100多处。正规挖掘的矿山约有一半是玻璃厂自备的矿山、资源牢靠程度大，适当玻璃厂的一个车间。1997年我国玻璃硅质质料的总产量约850～900万t/a（包含日用玻璃总量）。因为玻璃工业对硅质质料的纯度要求很高，因而应注重运送办法和运送工具的挑选，防止或削减质料在运送过程中的污染。从挖掘视点来说，玻璃硅质质料矿可分为“岩类”和“砂类”两种，现对两类矿床的挖掘别离论述如下。　　1. 挖掘办法及挖掘规划的区分　　岩类矿床现简直皆为露天挖掘，并且多数是山坡露天挖掘，如洛阳方山石英岩矿、河北雷庄砂岩矿、本溪小平顶山石英岩矿、辽宁魏仗子砂岩矿、汉中砂岩矿、姑苏清明山砂岩矿、安徽凤阳老青山石英岩矿等等，前面3个，挖掘规划较大，为20～30万t/a。1993年版《技术经济手册》“矿山卷”玻璃硅质质料挖掘规划的区分如下（下表）　　但这种规划区分已不习惯平板玻璃工业开展的要求，一条500 t级浮法玻璃出产线，硅质质料矿山挖掘量每年为14～15万t，而具有2条以上浮法玻璃出产线的厂商已近10家，单个厂商具有4条以上浮法出产线，每年需硅质质料约60万t。故树立大型硅质质料直销基地契合集约化、规划化出产的要求。[next]　　2. 开辟运送　　岩类矿床多选用公路开辟、轿车运送，如洛阳方山石英岩矿，选用黄河7t和交通15t的自卸轿车运送；河北雷庄砂岩矿和本溪小平顶山石英岩矿用ＴＡＴＲＡ.148型15t自卸轿车运送。少量矿山因为挖掘规划小，离地表高而选用斜坡提高机道开辟，如辽宁凌源魏仗子砂岩矿为山坡露天矿，提高高差160m。斜坡长533m，用2m直径，电机功率为180kW的单筒提高机一段提高，矿车用1.1m3翻斗矿车，每次下放串车数为4辆，年下放矿石量6万t。因为矿石含SiO2极高，放矿时粉尘大，虽采纳种种除尘办法仍难达国家对粉尘中SiO2的操控要求，因而一般要防止选用平硐溜井开辟。　　3. 挖掘工艺　　岩类矿床砂岩、石英岩矿石巩固性系数大，f＝18～20，矿石密度2.5～2.6t/m3，松懈系数1.5～1.6。因为含硅极高，因而在回采时要注意除尘，回采作业面必须用湿式凿岩，要防止选用简单生成尘土的漏斗放矿办法。　　挖掘工艺：凿岩—爆炸—采装—作业面运送。凿岩用ＹＱ.150型潜孔钻机，如洛阳方山矿、河北雷庄矿、辽宁魏仗子矿。爆炸用硝铵，耗费量比较大，单位耗费达0.45kg/m3，二次爆炸用Ｙ24型手持式凿岩机；采装工效果1m3电动挖掘机，如洛阳方山矿、河北雷庄矿、凌源魏仗子矿、本溪小平顶山矿皆是；作业面运送和开辟运送相衔接用轿车或矿车；辅佐作业，平场、整理等用推土机。

冶炼厂的熔剂破碎与磨碎车间的设备配置关系比较复杂，扩建时不便于另外增建一个系列或改用较大型设备，故新建设计时，通常按一班制操作计算所需的设备能力，以后增产时，可以增加操作班次或时间。       一、破碎设备的选择       冶炼厂熔剂粗碎一般选用颚式破碎机，中碎一般选用标准（中型）圆锥破碎机，细碎一般选用短头圆锥破碎机。中、细碎也可以选用反击式或锤式破碎机，其优点是产量高，破碎比打，电耗小，缺点是反击板和板锤容易磨损。       若两段破碎时，第二段一般选用中型圆锥破碎机或四辊破碎机等；小型冶炼厂也有选用对辊破碎机的，因其设备构造简单，容易制造，但辊简易磨损，生产能力低，       近年来，某些新建或改扩建的中、小型有色金属选矿厂，破碎不含水和泥的矿石，在中、细碎作业中采用JC型深腔颚式破碎机、旋盘式破碎机及PEX型细碎颚式破碎机，其破碎比打。生产实际证明，该设备在节约能源、方便维修、降低碎矿成本、减少基建投资等方面，已初步显示出其优越性。从图1可以看出，PEX型细碎颚式破碎机的产品粒度特性基本上和中型圆锥破碎机的产品粒度特性相近似。该机和一般的颚式破碎机组合起来，可以得出15～20mm的产品（参见图2和图3），可以符合转炉和吹炼所需熔剂的粒度要求。若进厂熔剂粒度为120～210mm，则仅用细碎颚式破碎机一段即可。若进厂熔剂粒度为250mm以下，最终产品粒度5mm以下，则用JC型深腔颚式破碎机与旋盘式破碎机组合。    图1  PEX型细碎颚式破碎机与中型圆锥破碎机产品粒度特性曲线及其比较    图2  二段一次闭路破碎筛分流程实例    图3  三段半闭路破碎筛分设计流程图实例       二、破碎机生产能力计算       破碎机的生产能力与破碎物料的性质、进料粒度组成、破碎的性能、操作条件（如供给料情况、排料口大小）等因素有关。由于目前还没有包括这些因素的理论计算方法，设计时可用下列经验公式计算，然后参照生产实践数据校正。       （一）颚式、圆锥（标准、中型和短头）破碎机       1、开路破碎的生产能力计算   Q＝K1K2K3K4Q0     （1）       式中：          Q－设计条件下，破碎机的生产能力，t/h；          Q0－标准条件下（指中硬熔剂、堆积密度1.6t/m3）开路破碎时的生产能力，t/h，可按下式计算：   Q0＝q0e            K1－熔剂的可碎性系数，由表1选取；          K2－熔剂密度修正系数，由下式计算：   K2＝γ/1.6≈γT/2.7            K3－给料粒度或破碎比修正系数，由表2或表3选取；          K4－水分修正系数，进料水分5%以下时，可取1；          q0－破碎机排料口单位宽度的生产能力，t/（mm·h），查表4至表8；          e－破碎机排料口宽度，mm；          γ－熔剂的堆积密度，t/m3；          γT－熔剂的密度，t/m3。   表1  熔剂的可碎性系数K1熔剂种类普氏硬度系数f值K1值易     碎8以下1.1～1.2中等可碎8～161.0难     碎16～200.9～0.95   表2  粗碎设备的粒度修正系数K3给料最大粒度D最大和给料宽度B之比a0.850.70.60.50.40.3粒度修正系数K31.001.041.071.111.161.23   表3  中碎与细碎圆锥破碎机破碎比修正系数K3标准或中型圆锥破碎机短头圆锥破碎机e/BK3e/BK30.600.9～0.980.400.9～0.940.550.92～1.00.251.0～1.050.400.96～1.060.151.06～1.120.351.0～1.10.0751.14～1.20     注：1、e－指上段破碎机排料口；B－为本段中碎或细碎圆锥破碎机给料口。例如，上段采用颚式破碎机，本段为标准或中型圆锥破碎机；或上段采用圆锥破碎机，本段为短头圆锥破碎机。但当闭路破碎时，即指闭路破碎机的排料口与给料口宽度之比值；         2、设有预先筛分时取小值；不设预先筛分时取大值。   表4  颚式破碎机q0值破碎机规格250×400400×600600×900900×1200q0，t/（mm·h）0.40.650.95～1.001.25～1.30   表5  开路破碎时，标准和中型圆锥破碎机q0值破碎机规格Φ600Φ900Φ1200Φ1650q0，t/（mm·h）1.02.54.0～4.57.0～8.0   表6  开路破碎时，短头圆锥破碎机q0值破碎机规格Φ900Φ1200Φ1650q0，t/（mm·h）4.06.512.0   表7  开路破碎时，单缸液压圆锥破碎机q0值项目Φ900Φ1200Φ1650Φ1750Φ2200q0，t/（mm·h）标准型2.524.6 8.1516.0中  型2.765.4 9.620.0短头型4.256.7 14.025.0   表8  颚式破碎机生产实例厂    别设备规格 mm熔剂种类给料粒度 mm排料口宽度，mm生产能力 t/h大     冶450×750石英石、 石英石300～40010050白银一冶600×900石英石、 石英石48075～20035～120铜陵二冶400×600石英石、 石英石32040～10025～60云     冶400×600石英石30040～10012～32       2、闭路破碎时破碎机通过的熔剂量生产能力计算   Qc＝KQ0           （2）       式中：          Qc－闭路时破碎机的生产能力，t/h；          Q0－开路时破碎机的生产能力，t/h；          K－闭路时平均进料粒度变细的系数，中型或短头圆锥破碎机在闭路时一般按1.15～1.40选取（熔剂硬度大时取小值，硬度小时取大值）。        （二）光面对辊破碎机   Q＝60πDLdnγK     （3）       式中：          Q－对辊破碎机的生产能力，t/h；          D－辊筒直径，m；          L－辊筒长度，m；          d－排料口宽度，m；          n－辊筒转数，r/min；          γ－破碎熔剂的堆积密度，t/m3；          K－破碎机排出口的充满系数，一般按0.2～0.4选取，硬和粗粒物料取大值，反之取小值。       （三）反击式破碎机   Q＝60K1C（h＋ɑ）dbnγ     （4）       式中：          Q－反击式破碎机的生产能力，t/h；          K1－理论生产能力与实际生产能力的修正系数，一般取0.1；          C－转子上板锤数目；          h－板锤高度，m；          ɑ－板锤与反击板间的间隙，即排料口宽度，m；          d－排料粒度，m；          b－板锤宽度，m；          n－转子的转数，r/min；          γ－熔剂的堆积密度，t/m3。       （四）锤式破碎机   Q＝60ZLCdμKnγ      （5）       式中：          Q－锤式破碎机的生产能力，t/h；          Z－排料篦条的缝隙个数；          L－篦条筛格的长度，m；          C－筛格的缝隙宽度，m；          d－排料粒度，m；          μ－充满与排料不均匀系数，一般为0.015～0.0.7，小型破碎机较小，大型破碎机较大。          K－转子圆周方向的锤子排数，一般为3～6；          n－转子转数，r/min；          γ－熔剂的堆积密度，t/m3。       由于理论公式计算较复杂，锤式破碎机的生产能力多采用经验公式计算，当破碎中硬熔剂和破碎比为15～20时，可用下式计算：   Q＝（30～45）DLγ     （6）       式中：          Q－锤式破碎机的生产能力，t/h；          D－按转子外缘计的转子直径，m；          L－转子长度，m；          γ－破碎产物的堆积密度，t/m3。       以上经验公式都有局限性，应注意其使用条件。       三、需要破碎机台数的计算   n＝Qn/Q     （7）    式中：          n－需要破碎机台数；          Qn－破碎作业的设计产量，t/h；          Q－破碎机的生产能力，t/（h·台）。       表8至表10为铜冶炼厂熔剂破碎机生产实例。   表9  标准圆锥破碎机生产实例厂    别直径 mm熔剂种类堆积密度 t/m3给料粒度 mm排料口宽度，mm生产能力 t/h大     冶900石英石、 石英石1.490～15025～2850白银一冶1200石英石、 石英石1.6411520～3042～135铜陵二冶900石英石、 石英石1.511012～2540   表10  短头圆锥破碎机生产实例厂    别直径 mm熔剂种类堆积密度 t/m3排料口宽度，mm产品粒度 mm生产能力 t/h备注大    冶1200石英石、 石英石1.48～106～850闭路白银一冶1200石英石、 石英石1.5～1.66～10～1550开路

核心提示：产地：内蒙古自治区巴林右旗大板镇雅玛吐山 　　产状：中生代流纹岩类蚀变岩带 　　颜色：紫乌红色、白色、浅褐黄色相间 　　矿物产地：内蒙古自治区巴林右旗大板镇雅玛吐山 　　产状：中生代流纹岩类蚀变岩带 　　颜色：紫乌红色、白色、浅褐黄色相间 　　矿物成分：地开石、辰砂、炭质、铁质、水云母、石英、方解石。 　　结构构造：角砾构造、柔皱变晶结构(相片1印章石) 　　矿物成分以显微晶―微晶片状地开石为主，结晶粘度在0.01―0.1mm，在应力作用下地开石碎裂成角砾状，角砾大小由2―20mm不等或更大些，由于又遭受后期应力作用角状显得棱角不明显，角砾大小也分布不均一，局部地段地开石集合体柔皱现象明象。 　　以上地质现象说明，热液作用下形成的蚀变角砾地开石岩，应力的作用的反复性，重结晶作用现象产物，是地开石角砾中的净边产生，炭质类富集到角砾的中部。 　　角砾化形成过程中又有新的地开石形成，地开石及炭质构成了早期形成角砾状地开石的胶结物。 　　晚期含矿溶液沿裂隙、胶结物浸染充填，乌红色的辰砂伴炭质分布，辰砂结晶粒度为0.004―0.01mm，集合成团粒或成细脉分布。 　　岩石名称：辰砂化角砾地开石蚀变岩 　　乌红鸡血石：是巴林鸡血石的一种，辰砂呈乌红色，岩石颜色、花纹独特，是印章石、雕件的好原料，古朴而典雅。

破碎作业一般分为粗、中、细碎三段，其粒度的划分见表1。   表1  粗、中、细碎粒度的划分项  目给料粒度，mm出料最大粒度，mm粗  碎＞30100～150中  碎100～30030～100细  碎50～1005～30     注：冶炼厂一般要求矿山供应300mm左右的熔剂。       表1的划分是相对的，可以大致说明破碎分段的情况。有些破碎机可兼有粗、中碎或中、细碎的作用。破碎段数的确定主要依给料粒度、产品粒度及所选用的破碎设备型号、性能而定。       熔剂破碎设备的破碎比用i＝D/d表示，式中i为破碎比，D与d分别为破碎前后物料的最大粒度。       总破碎比等于各段破碎比的乘积。主要破碎机的破碎比范围可参照表2选取，熔剂硬度大的取值小，硬度小的取大值。   表2  破碎机在不同情况下的破碎比范围破碎段数破碎机型式流程类型破碎比第Ⅰ段 第Ⅱ段     第Ⅱ段或第Ⅲ段               第Ⅲ段  颚式破碎机 标准圆锥破碎机 中型圆锥破碎机 同上 对辊破碎机（光面） 同上 对辊破碎机（齿面） 反击式破碎机 同上 捶式破碎机（单转子） 捶式破碎机（双转子） 细碎颚式破碎机 短头圆锥破碎机 同上开路 开路 开路 闭路 开路 闭路 开路 开路 闭路 开路 开路 开路 开路 闭路3～5 3～5 3～6 4～8 3～8 3～15 10～15 10～15 8～40 10～15 30～40 10～21 3～6 4～8       几种主要破碎机排料中大于排矿口尺寸的过粗颗粒含量β和最大颗粒与排矿口尺寸之比Z见表3。   表3  破碎机排矿中大于排矿口颗粒含量β和最大颗粒与排矿口尺寸之比Z矿石硬级颚式破碎机标准圆锥破碎机短头圆锥破碎机β，%Zβ，%Zβ，%Z硬 中硬 软38 25 131.75 1.60 1.4053 35 222.4 1.9 1.675 60 382.9～3.0 2.2～2.7 1.8～2.2     注：1、短头圆锥破碎机闭路时取小值，开路时取大值；         2、最大颗粒度为95%的熔剂通过筛孔尺寸的粒度，用d最大表示。       熔剂破碎作业的总破碎比：i＝D最大/d最大。式中D最大和d最大分别为进厂熔剂和最终破碎产品的最大粒度。       在实际应用中，要求的总破碎比往往较大，物料需经几段破碎才能达到最终的粒度。破碎机常和筛子组成破碎筛分流程。       破碎筛分流程中的筛分主要有预先筛分和检查筛分之分。预先筛分的作用是把给料中小于破碎机排料粒度的粒级分出，以减轻破碎机的负荷和磨损检查筛分的目的是控制破碎产品的粒度以及充分发挥破碎机的能力，其筛孔尺寸大致为所要求粒度的大小，筛上产品为不合格产品，返回破碎机再行破碎，筛下产品为合格产品。       冶炼厂用作熔剂破碎的设备能力，一般均比较富余，同时为避免增加设备和厂房，通常不单设预先筛分而在最后一段设检查筛分，也可兼作预先筛分之用。凡是不带筛分或仅有预先筛分的为开路流程，凡是有检查筛分的为闭路流程。       在设计中通常用普氏硬度系数f作为物料的硬级分类，f＝16～20为难碎性矿石或硬矿石；f＝8～16为中等可碎性矿石或硬矿石；f＜8为易碎性矿石或软矿石。f大致等于抗压强度（MPa）的1/10，可以用试验室测定的为标准。       图1至图9为熔剂破碎筛分流程图实例。    图1  三段一次闭路破碎筛分流程图实例    图2  三段开路破碎筛分流程图实例    图3  二段一次闭路破碎筛分流程图实例（1）    图4  二段一次闭路破碎筛分流程图实例（2）    图5  二段一次闭路破碎筛分流程图实例（3）    图6  二段开路破碎设计流程图实例    图7  二段一次闭路破碎筛分流程图实例（4）    图8  二段开路破碎筛分设计流程图实例    图9  三段半闭路破碎筛分设计流程图实例       开路流程的优点是比较简单，设备少，扬尘点也较少。缺点是当要求破碎产品粒度较细时，破碎效率较低。闭路流程的破碎效率较高，但需要设备较多，流程较复杂。       闭路流程的检查筛分是先筛去合格产品，筛上物入最后一段破碎，破碎产物返回筛分。当入筛粒度较大且有一部分产物符合某种产品要求时，宜采用双层筛。

火法冶炼作业需要的熔剂可以由本企业所属矿山按具体要求提供，或向外单位定购，也可以在本厂设置熔剂破碎与磨碎工序（车间或工段）自产。重有色冶金炉对入炉熔剂的粒度要求见表1。   表1  重有色冶金炉对入炉熔剂的粒度要求冶金炉熔剂粒度，mm备注石英石石灰石铜流态化焙烧炉 铜密闭鼓风炉 铜熔炼反射炉 铜白银炉 铜电炉 铜闪速炉   铜转炉   铜火法精炼炉 铅鼓风炉 铅锌鼓风炉 锡反射炉 锡电炉 氧气底吹炼铅炉 镍闪速炉 镍电炉＜3 40～50 ＜6 ＜6 3～5 ＜0.5   5～25   2～3 ＜6   ＜3～6 ＜10 ＜3 ＜0.3 5～10＜3 30～80 ＜6 ＜6 3～5 （石灰）       （石灰） ＜6 ＜6 ＜5～6 ＜10 ＜3    湿式配料时＜0.2 其它块度20～100         铜连续吹炼炉 石英石3～25

锇的用处 锇及其合金在石油化学工业上首要作催化剂。在电子电器工业上，作电阻、继电器、火花塞电极、电触头、热电偶及印刷电路等。在玻璃工业上，锇不会使熔化的玻璃污染，可作为制作光学玻璃时的容器内衬。锇铱合金可以作挂钟和仪器中的轴承，制作笔尖和唱针。 锇的性质 锇是铂族金属之一，呈灰兰色。熔点高，约为3050℃。密度大，为22.5克/厘米3。锇即便在高温下也不易加工，一般只用作合金元素。锇的抗氧化性很差，在空气中，室温下锇表面就生成兰色二氧化锇薄膜。硝酸与锇效果也会生成。此两种氧化物都是挥发性的有毒化合物，能影响粘损害皮肤，自然界中，锇与铂族金属常共生在一起。  .

的用处和大致相同，但光电池和光阴极的灵敏度以及运用规模稍逊于。和钾、钠、的合金可用以除掉高真空体系的剩余气体。碘化银 (RbAg4I5)是杰出的离子导体，用作固体电池电解质。的特征共振频率为6835兆赫，可用作时刻标准。原子钟的特点是体积小，重量轻，需求的功率小。用气泡制成的磁强计，丈量规模达15000～80000伽马(1伽马为10-9 特斯拉)。氧化可用以调整光学玻璃的密度和折射率，并可用来出产光敏玻璃和光色玻璃。硝酸还可用作化学钢化玻璃的熔剂，以进步玻璃的抗张强度。铸铝合金中参加0.01～1％的，能够改进其力学性能。熔化的铜中参加0.01～0.5％的，用喷雾法可制得表面积大而性能好的铜粉。许多有机和无机组成中，能够用Rb2O替代K2O作助催化剂的组分。盐还可用于制药。　　因为活性大，出产、运用、储存和运送必须在紧密阻隔空气的设备中进行。80℃以下可用橡胶容器；200℃以下可用玻璃、石英、黄铜、铝或陶瓷容器；700～1000℃须用不锈钢、镍合金或镍制容器。

镁首要用于制作铝合金，镁作为合金元素能够进步铝的机械强度，改进机械加工及耐碱腐蚀功能。因为镁基合金(含铝、锰、锌、锂等)的结构件或压铸件的比强度(单位分量的强度)大，在轿车、航空、航天等工业中，用镁替代部分的铝，可减轻结构的分量。因为镁和卤素的集合力强，镁是用在金属热还原法出产钛、锆、铪、铀、铍等的重要还原剂。镁是用作出产球墨铸铁的球化剂。在钢铁冶炼顶用镁替代脱硫，能够使钢中硫的含量下降得更低，使镁在这方面的用量增加较快。在有机组成中，使用镁的格里纳德(Grignard)反响，能够组成多种杂乱的有机化合物。镁还用作化工储槽罐、地下管道及船体等阴极保护用的阳极材料。用镁来制作干电池、镁—海水储藏电池。镁因为焚烧热高，焚烧时宣布耀眼的火焰，用镁制作照明弹、焚烧弹和烟火等。此外，镁还能够作为一种新的储能材料

硅石的用途很广。自然界里比较稀少的水晶可用以制造电子工业的重要部件、光学仪器和工艺品。　　二氧化硅是制造玻璃、石英玻璃、水玻璃、光导纤维、电子工业的重要部件、光学仪器、工艺品和耐火材料的原料。　　硅石是制造光导纤维的重要原料。一般较纯净的石英，可用来制造石英玻璃。石英玻璃膨胀系数很小，相当于。普通玻璃的1/18，能经受温度的剧变，耐酸性能好（除HF外）。因此，石英玻璃常用来制造耐高温的化学仪器。石英砂常用作玻璃原料和建筑材料。　　从硅石获得消光剂的方法很多，根据其制造工艺主要可以分为两类。一类是热液法制造，生产的二氧化硅形态相对较为松软。用硅胶制造的产品质地则较硬。经过处理后的两类产品均可制成标准的二氧化硅消光剂。处理过程是指使用有机（石蜡）或无机材料对二氧化硅表面进行一定程度的改性。与硅胶消光剂相比，处理过的二氧化硅拥有不同的粒径、粒径分布和孔隙体积。热液法消光剂在粒径和分布方面也不同。未处理与处理过的产品也有所不同。目前只有一种消光剂适应于特殊场合，该消光剂采用热解法制造，拥有很强的消光效率，且特别适用于水基涂料体系。　　二氧化硅的消光效果相对较强，浓度较高时可能导致粘度升高。储存过程中有沉淀的趋势，特别是未经处理的二氧化硅。为了避免积聚，我们可以使用石蜡或热解法二氧化硅。该消光剂能够调节45°、60°和85°方位的消光度。添加了二氧化硅消光剂的涂料可以进行罩涂。　　合成的硅酸铝能部分替代二氧化钛做为一种高质量增量剂使用，可应用于乳液底漆。该产物在干燥的乳液漆膜中能表现出均衡的消光效果。在长油醇酸树脂体系中可做为消光剂使用，但必须与颜料和填料一起进行分散。除了在粉末涂料系统中，二氧化硅消光剂可应用于所有的涂料。　　硅石的用途在食品工业中主要用于防止粉状食品聚集结块，以保持自由流动的一类食品添加剂或用于吸附液态的香料、油脂、维生素等，使之成为粉末状，如粉末油脂、固体香料和固体酒之类制品。  

磷铜的用途：1、磷铜是由青铜添加脱气剂磷P含量0.03~0.35%,锡含量5~8%.及其它微量元素如铁Fe,锌Zn等组成延展性,耐疲劳性均佳可用于电气及机械材料,可靠度高于一般铜合金制品.锡磷青铜有更高的耐蚀性,耐磨损,冲出时不发生火花。用于、中速、重载荷有轴承，工作最高温度250℃。具有自动调心对偏斜不敏感，轴承受力均匀承载力高，可同时受径向载荷，自润滑无需维护等特性。锡磷青铜是一种合金铜，具有良好的导电性能，不易发热、确保安全同时具备很强的抗疲劳性。锡磷青铜的插孔簧片硬连线电气结构，无铆钉连接或无摩擦触点，可保证接触良好，弹力好，拨插平稳。该合金具有优良有机械加工性能及成屑性能，可使零件加工过程迅速缩短了加工时间 。2、磷铜是含磷的紫铜，由于具有良好的自去污能力和良好的流动性、润湿性，已经被制作为“无银焊条”替代银焊条用于空调、冰箱的钎焊。 

铝粉的用途是一种投资者想知道，因为了解它可以帮助操作。应用范围　　铝粉因具有银白色金属光泽，所以俗称铝银粉或银粉，其化学成份实为“铝”，并非“银”。应用范围：粉末涂料、油墨、塑胶色母粒、印刷、仿金纸、仿金卡、金胶片、纺织品，但在水性漆及带酸碱的油漆中使用会氧化变黑。不推荐用于要求耐酸碱及与雨水结合的场合。超细银粉　　超细浮银表面积大，当其暴露在空气中，能迅速在其表面生成一层钝态的保护膜，即氧化发黑，需做好密封措施，浮银不推荐用于要求耐碱的场合,如有要求可考虑采用银白珠光粉；2、银粉的批次间有一定的差别,且受工艺、喷涂的影响较大，除需尽量保持生产工艺的稳定性外，应先试验再生产，以免扩大损失。3、超细银盖底添加量1-2%,在添加高光蜡AW500B的情况下0.6%-1.5%就可盖底并产生很强的金属光泽,银粉添加量大越白,添加量越小越蓝，添加量不足时有黑点黑丝，或俗称苍蝇屎，整体偏黑。4、浮银呈片状，总是漂浮在涂层的最外面一层，所以硬度及抗氧化发黑的性能稍差，要得到较好的硬度需内加消印增硬剂AS501，外加银粉增硬剂POL16,POL09等，不能加高光蜡、金银粉排列剂、聚乙烯蜡等,混合时间越长效果越好。浮银　　1、银粉粒径越小金属感越强，遮盖力也越强；添加量太大易产生吐粉和堵塞枪头的现象；添加量不够时容易出现黑点、发花或细小的条纹。R18、R01等特效新型银粉分散剂是用SIO2作载体的高效分散剂，不同于普通的银粉分散剂，不管银粉添加多少均可均匀分散无黑点，因而可以通过调节底色及减少银粉用量来调制灰黑、蓝相及不同色相的银粉效果，添加量极小，对流平有良好的促进作用。外加到片料里一起磨，不能直接外加，直接外加会产生颗料及白点等,R01效果最好，直接干混无颗粒。 　　2、浮型铝粉的片状结构在研磨挤出过程中会被破坏（变形或粉碎），结果使颜色发灰，所以一般使用干混方法。非浮银　　非浮银均匀地、平行地分布在整个涂膜在中，因而被树脂包裹，所以具有良好的抗氧化性及耐磨性，较好的耐候耐酸碱性,无手印,表面亮泽，且颜色可从底粉来调节,但添加量较浮银大,金属效果无浮银强，较白。2、PCRDIS型铝粉特别适用于户外产品,因为有无机包覆层,具有很好的耐水,耐候,耐化学性；虽然用硅等材料包膜,但在自然曝晒的环境中，铝粉在光照和湿度等条件下,很快会发生氧化等化学物理变化,从而使金属感减弱,涂膜发灰发暗,出现灰斑等。为解决此类问题及被擦伤等问题，建议用透明粉罩光。3、盖底添加量以透明底粉测试，闪银的添加量最多可以达到10%左右;混合与喷涂工艺直接影响喷涂与遮盖效果，请注意混合均匀及喷涂的一致性,粒径越粗闪烁效果越好。4、由于银粉颗粒在形状、密度和带电荷量方面与粉料存在差异，会造成分离现象而影响上粉。采用邦定技术将粉末与银粉进行粘接，上粉及效果大大提高。5、铝粉能耐高温600度不变色。铝粉，俗称“银粉”，即银色的金属颜料，以纯铝箔加入少量润滑剂，经捣击压碎为鳞状粉末，再经抛光而成。铝粉质轻，漂浮力高，遮盖力强，对光和热的反射性能均好。经处理，也可成为非浮型铝粉。 铝粉可以用来鉴别指纹，还可以做烟花。铝粉由于用途广、需求量大、品种多，所以是金属颜料中的一大类。颜料用的铝粉粒子是鳞片状的，也正是由于这种鳞片状的粒子状态，铝粉才具有金属色泽和屏蔽功能。金属铝粉工业化生产很久以前就有，早期的生产方式是捣冲法，把铝碎屑放在捣冲机的凹槽内，捣杵在机械带动下连续冲打凹槽内的铝屑，具有延展性的铝在冲击下逐渐变成薄片并且破碎，在铝变得非常微薄细小后进行筛选，取出合乎要求的铝粉作为产品。捣冲法的生产效率很低，产品质量不易掌握，而且生产过程中粉尘很多，非常容易起火和爆炸。1894年，德国Hamtag用球磨机生产铝粉，在球磨机内放入钢球、铝屑和润滑剂，利用飞动的钢球击碎铝屑之后成为鳞片状铝粉，在球磨机内和管道里充满惰性气体，这种方法仍然沿用，被称之为“干法生产”。1910年，美国J.Hall发明了在球磨机内加入石油溶剂代替惰性气体，生产的铝粉与溶剂混成浆状，成为浆状铝粉颜料。这种方法设备简单，工艺安全，产品使用起来非常方便，很快为世界各国所采用。现代绝大多数铝粉颜料都采用这种方法，这种方法也称之为“湿法”。铝为银灰色的金属，相对分质量26.98，相对密度2.55，纯度99.5%的铝熔点为685度，沸点2065度，熔化吸热323kj/g，铝有还原性，极易氧化，在氧化过程中放热。急剧氧化时每克放热15.5 kj/g，铝是延展性金属，易加工。金属铝表面的氧化膜膜透明、且有很好的化学稳定性。 　　颜料用的铝粉是指粒子呈鳞片状，表面包覆处理剂且宜于做颜料的铝粉。铝粉浆是颜料铝粉与溶剂的混合物，它的用途和特性与铝粉大致相同，由于它使用起来简便，故产量和用量更大。 颜料用铝粉与其他颜料相比，更具有其特性，表现在以下几方面：1、鳞片状遮盖的特性　　铝粉粒子呈鳞片状，其片径与厚度的比例大约为（40：1）-（100：1），铝粉分散到载体后具有与底材平行的特点，众多的铝粉互相连接，大小粒子相互填补形成连续的金属膜，遮盖了底材，又反射涂膜外的光线，这就是铝粉特有的遮盖力。铝粉遮盖力的大小取决于表面积的大少，也就是径厚比。铝在研磨过程中被延展，径厚比不断增加，遮盖力也随之加大。2、铝粉的屏蔽特性　　分散在载体内的铝粉发生漂浮运动，其运动的结果总是使自身与被载体涂装的底材平行，形成连续的铝粉层，而且这种铝粉层在载体膜内多层平行排列。各层铝粉之间的孔隙互相错开，切断了载体膜的毛细微孔，外界的水分、气体无法透过毛细孔到达底材，这种特点就是铝粉良好的物理屏蔽性。3、铝粉的光学特性　　铝粉由色浅、金属光泽高的铝制成，它的表面光洁，能反射可见光、紫外光和红外光的60%-90%，用含有铝粉的涂料涂装物体，其表面银白光亮，这就是铝粉反射光线的特征。4、铝粉的“双色效应”特性　　铝粉由于具有金属光泽和平行于被涂物的特性，在含有透明颜料的载体中，铝粉的光泽度和颜色深浅随入射光的入射角度和视角的变化发生光和色的变化，这种特性称为“双色效应”。铝粉在涂膜内以不同层次排列，当入射光照射到各层铝鳞片时，因穿过不同厚度的涂膜受到不同的削弱，反射出的光线显然亮度也不同。当光线射入含透明颜料和铝粉的膜层内时，入射光透过颜料粒子成为有色光，再经过不同层次的铝粉反射出来，就会发生色调和金属光的变化，入射光和视角自垂直逐渐发生角位移动，光线则透过不同粒子数量的颜料和不同粒径的铝粉，反射出的光线的色调和金属光也发生无穷的变化。铝粉的这种特性，已广泛地应用于涂料内，作锤纹漆或金属漆。5、铝粉的漂浮特性　　颜料用铝粉及铝粉浆的一大种类是漂浮型的，它的特点是鳞片状浮于涂膜表层。如果你想更多的了解关于铝粉的用途的信息，你可以登陆上海有色网进行查询和关注。

锌的用途比其他有色金属的用途来的多.以下为一些常见的锌的用途.世界上锌的全部消费中大约有一半用于镀锌，约10％用于黄铜和青铜，不到10％用于锌基合金，约7.5％用于化学制品。 通过在熔融金属槽中热浸镀需要保护的材料和制品，锌可用于防蚀。对金属制品，可分批镀锌；对轧制钢带卷，可连续镀锌。近年来，钢带热浸镀锌量有显著增长。电镀锌也有使用，但该法一般用于较薄的镀层和不同的表面光洁度。 使用含锌粉的涂料是涂层的另一种方法；对于与水连续接触的物体，如用于船舶、桥梁和近海油气井架的大的钢构件，只须和大的锌块连接，便可得到保护，不过锌块要定期更换。 压铸是锌的另一个重要应用领域，它用于汽车、建筑、部分电气设备、家用电器、玩具等的零部件生产。 锌也常和铝制成合金，以获得强度高、延展性好的铸件。在制成薄板时（一般是用连铸连轧法生产薄板），锌还常和少量铜和钛制成合金，以获得必需的抗蠕变性能。因为锌的用途的广泛被运用,锌已经得到有色金属贸易商的一致认可.有成为有色金属"主力军"的趋势

铟锭[有色商机 : 铟锭生产厂]因其光渗透性和导电性强，主要用于生产ITO 靶材（用于生产液晶显示器和平板屏幕），这一用途是铟锭的主要消费领域，占全球铟消费量的70%。 　　其次的几个消费领域分别是：电子半导体领域，占全球消费量的12%；焊料和合金领域占12%；研究行业占6%。另，因为其较软的性质在某些需填充金。 　　属的行业上也用于压缝。如：较高温度下的真空缝隙填充材料。 　　医学：肝、脾、骨髓扫描用铟胶体。脑、肾扫描用铟－ＤＴＰＡ。肺扫描用铟Ｆｅ（ＯＨ）＊＊３颗粒。 胎盘扫描用铟Ｆｅ抗坏血酸。 肝血池扫描用铟输铁蛋白。高纯铟制成的锑化铟、砷化铟、磷化铟等是良好的半导体材料。也是锗和硅的掺杂元素。锑化铟可用作红外线检波器的材料。磷化铟可制作微波振荡器。飞机和汽车发动机高级轴承镀铟能提高耐磨性和耐蚀性，大大延长使用寿命。舰船用探照灯反光镜镀一层铟，不怕海水腐蚀，也不变暗。铟镉铋合金在原子能工业中用途吸收中子材料；铟箔可用来测量中子流及其能量。铟锡合金，可用作真空密封，能使玻璃与玻璃或玻璃与 金属 相粘接。铟同金、钯、银、铜的合金常用来制作假牙和装饰品。铟也是电光源的材料。铟还是易熔合金及特殊焊料的组元等,在液晶显示器和高等级玻璃的制作中，通过添加金属铟可以使产品具有导电性，同时减少显示器的辐射和提高玻璃的韧性。铟的用途还有：用于平板显示镀膜、信息材料、高温超导材料、集成电路的特殊焊料、高性能合金以及国防、医药、高纯试剂等众多高科技领域，产品附加值高，比如：LCD电视、太阳能 电池 、航空轴承和发动机轴承、高科技武器等产品都离不开铟。 本文为转载稿，仅代表作者本人的观点，与本网立场无关。上海有色网信息科技有限公司不对其中包含或引用的信息的准确性、可靠性或完整性提供任何明示或暗示的保证。对于任何因直接或间接采用、转载本文提供的信息造成的损失，上海有色网信息科技有限公司均不承担责任。媒体合作事宜， 敬请联系info@smm.cn 或 021-6183 1988 转 5009。