氧化物的酸、碱浸出许多遵守缩短中心模型，一个典型的实例是锌焙砂在稀酸中的溶解。它依据每种参加溶解进程的化学物质的离子扩散系数及离子搬迁率，使用方程式（1）和式（2）进行核算。核算假定溶解速率由传质操控，因此所用的核算进程只能用于不触及化学反响的状况。    （1）    （2） 求解方程（1）和式（2）需求几个边界条件，它们规则了模型中各参数的值，并将各物质的通量经过浸出反响的计量联系相关起来。 关于硫酸浸出体系，核算所用的数据包含H＋，HSO4－，SO42－及Zn2＋的离子扩散系数和离子搬迁率，下列平衡的平衡常数与活度系数稀酸浸出氧化锌的数学模型核算中所用的传质数据列于下表。物质等效离子电导 Λi0∕（Ω－1·cm2·equ－1）离子扩散系数 D∕（cm2·s－1）离子搬迁率 u∕（cm2·V－1·s－1）H＋348.99.3×10－53.6×10－3Zn2＋53.87.2×10－65.6×10－4SO42－79.01.0×10－5－8.2×10－4HSO4－100.002.7×10－5－1.6×10－3 几个边界条件为 在固液界面即r=rt时，                  Ci＝Cis          （3） 因为浸出进程最慢的过程是经过边界层的传质，能够假定在界面上到达化学平衡，然后得到下列边界条件     （4）     （5）     （6） 式中， 、 、 别离表明反响（a）、（b）（c）的平衡常数；Qa、Qb、Qc别离为用浓度表明时反响（a）、（b）、（c）的平衡常数；γi是物质i的活度系数。 在溶液体相即r＝∞，                E＝0    （7） Ci＝Cib   （8） 体相浓度用质量平衡和体相的化学平衡求算    （9）    （10）    （11）    （12）    （13） 式中，[H2SO4]与[ZnSO4]是t时刻硫酸和硫酸锌的净浓度。 计量联系            （14） 硫酸根通量                        （15） 数学模型由对每种物质组成的写出的方程式（2），方程式（1）和上面导出的边界条件组成。一旦知道了各物质的通量，就可核算ZnO的溶解速率。 假如半径rt的球形粒子含有Nmol的ZnO，则    （16） 式中，Mw为ZnO的分子量。 因为稳态下边界层内没有物质堆集，一切溶解的锌都必须传递到溶液体相中去。因此，反响速率能够与锌和酸经过边界层传质的速率相关如下    （17） 式中JZn－流离表面的锌的净通量；     JH－流向表面的酸的净通量。 由式（16）和式（17）得出    （18） 方程式（18）用有穷区间法数值积分得到rt对时刻的函数。关于单尺度粒子，rt与反响分数α的联系为    （19） 即为式（20）的缩短粒子模型，r0为固体粒子的初始半径。    （20） 粒子尺度散布的景象可作相似处理，m个初始半径r0k的单尺度分数每个组成总质量的分数wk。浸出的程度分粒级核算    （21） 总的浸出率由下式断定    （22） 为了查验模型及核算的正确性，需求研讨硫化锌精矿的焙砂在硫酸、高氯酸、硝酸和等4种酸中溶解的速率。选定的拌和条件使一切的固体粒子都悬浮且溶解速率与拌和速率无关。在高氯酸及硝酸溶液中试验曲线与模型核算得到的猜测曲线符合杰出，而在硫酸溶液中在浸出率80%曾经符合尚可，这以后的溶解曲线符合不抱负的原因是因为固体粒子的溶解并非如假定的那样均匀并始终保持球形，实际上发现部分浸出的焙砂粒子有大而深的孔。简化的模型没有考虑锌的氯合物的构成合氯离子的吸附，因此不能用来猜测浸出焙砂的溶解速率。而用新近树立的未考虑电搬迁对传质的奉献的模型即便关于0.1mol∕L高氯酸浸出的动力学也严峻违背，反映了电搬迁在传质中不行忽视的效果。

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。

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

弱磁性矿藏的磁性特色 纯的弱磁性矿藏磁性与强磁性矿藏磁性不同，强磁性矿藏的磁化系数是变数，而弱磁性矿藏的磁化系数是常数，它与外磁场强度、粒度形状等无关，只与矿藏组成有关，也没有剩磁与磁滞现象。弱磁性矿藏的磁性弱，比磁化系数小，为研讨方便把少数中磁性矿藏，如假象赤铁矿、钛铁矿也归到弱磁性矿藏，弱磁性矿藏即便在较高的外磁场效果下，也不容易到达磁饱满。 弱磁性矿藏能够经过焙烧的办法转变成强磁性矿藏，习惯上称之为磁化焙烧。但由于焙烧矿藏品种不同，在焙烧时所发作的化学反响也不同，所以焙烧的原理也不同。依据焙烧原理能够分为复原焙烧、中性焙烧和氧化焙烧。 怎么把一些弱磁性的铁矿藏转变成强磁性矿藏? (1)复原焙烧 复原焙烧适用于赤铁矿和褐铁矿，这种焙烧是在复原的气氛中进行的，常用复原剂有炭(C)、(CO)与(H2)。赤铁矿的焙烧温度为550~600℃，赤铁矿复原成磁铁矿，其反响如下: 3Fe2O3+C→2Fe3O4+CO↑ 3Fe2O3+CO→2 Fe3O4+CO2↑ 3Fe2O3+H2→2 Fe3O4+H2O↑ 褐铁矿在加热过程中，首要扫除结晶水，变为不含水的赤铁矿，再按上述反响进行。 (2)中性焙烧 这种焙烧适用于菱铁矿，焙烧时在不通入空气或通入少数空气的情况下，加热到300~400℃时，菱铁矿则按下式反响: 不通入空气：3Fe2CO3 →Fe3O4+2CO2↑+CO↑ 通入少数空气：2FeCO3+1/2O2 →Fe2O3+CO2↑ 3Fe2O3+CO→2Fe3O4+CO2↑ (3)氧化焙烧 氧化焙烧适用黄铁矿。在氧化气氛(或通入很多空气)中短时刻焙烧，被氧化成磁黄铁矿，其反响如下: 7FeS2 +6O2 →Fe7S8+6SO2↑ 再延伸焙烧时刻，磁黄铁矿例按下式反响变为磁铁矿。 3Fe7S8+38O2 →7Fe3O4+24SO2↑ 这种办法常用于从稀有金属精矿顶用焙烧磁选别离出硫铁矿。

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

褐铁矿焙烧技术 褐铁矿是由其他矿石风化而成的，在自然界中分布最广泛，但矿床埋藏童大的并不多见。自然界中 褐铁矿绝大部分以2Fe203 ‘31^0形态存在，其理论含铁量为59. 89%,呈非晶质或隐晶质或胶状体，外 表颜色呈黄褐色、暗褐至褐黑色，弱至中磁性。褐铁矿的富矿很少，含铁品位较低时，需要进行选矿处 理。一般褐铁矿石铁含量为37% ~55%,有时磷含量较高。褐铁矿的吸水性很强，一般都吸附着大童的水分，在焙烧或人高炉受热后去掉游离水和结晶水，矿石气孔率因而增加，大大改善了矿石的还原性。 因此褐铁矿比赤铁矿和磁铁矿的还原性都要好。同时，由于去掉了水分，相应地提髙了矿石的铁含量。 受褐铁矿的自然性质的制约，采用物理选矿方法铁精矿品位很难达到60% ,且难以获得较高的金属回收 率，属于复杂难选的铁矿石之一。我国褐铁矿主要分布于云南、广东、广西、山东、贵州和福建。 昆明理工大学对云南某地区赤褐铁矿采用焙烧技术处理，原矿最大粒度在30mm以下约占全样的 10%, 一部分在10mm以下约占全样的40%,其余的均在10mm以下，易潮解嵌布粒度相当细;原矿铁品 位为54. 36%,磷品位为0.569%。矿石主要矿物成分为赤褐铁矿，其次为磁铁矿、硅酸铁矿、菱铁矿、 黄铁矿、黄铜矿等。矿石主要脉石矿物为石英、方解石、透辉石、普通辉石、绿泥石、文石、石榴石等。 通过回转窑进行焙烧一浸出新工艺工业试验，在焙烧温度1000弋、回转窑转速lOOOr/h,沒出药剂浓度 15% (质量分数)，浸出药剂用量液固比= 1: 1,浸出时间8min的条件下，取得了理想的铁精矿产品。 指标为：铁品位63.0%以上，磷品位0_ 160%以下，铁综合回收率98.0%以上。 湖南有色金属研究院对江西某以揭铁矿为主的铁矿石进行磁化焙烧试验研究。矿石主要矿物成分有 褐铁矿、赤铁矿、磁铁矿、软锰矿、硬锰矿、黄铁矿、闪锌矿、方铅矿、铜蓝、孔雀石等;脉石矿物主 要有蛋白石(玉髄)、石英、长石、黏土矿物、绿泥石、方解石、水云母(绢云母)、透闪石等。铁主要 賦存于褐铁矿及赤铁矿中，以褐铁矿占绝对优势。粒度细小，多在0.04mm以下，试样中广泛分布，除了 单体颗粒外，还常呈黏附态附着于其他矿物表面。此褐铁矿通过磁化焙烧一磁选工艺流程的分选，在工 艺条件为煤粉比例15% -20%,焙烧温度在SSO-lOOOt,焙烧时间2h,磨矿细度-74^ 85%,磁场强 度87.55kA/m时，可获得产率51. 46%、铁含量64. 83%、全铁回收率78. 88%的铁精矿。 中钢集团马鞍山矿山研究院对某矿业公司褐铁矿进行选别流程试验。原矿铁品位为31.19%, &02的 含量较高，为44. 92%,是主要的脉石矿物;CaO、MgO、S、P含量很低，为低硫、低磷的酸性铁矿石。 原矿的烧损量占7. 10%,主要有用矿物为赤褐铁矿，占全铁含量的92.49%。硅酸铁的含量为5.20%,当 磨矿粒度-76(jun占90%时，-20^占29.83%,金属分布率占31. 58%。试验采用煤粉为还原剂，将褐 铁矿与煤粉混合，放人培烧炉中进行还原焙烧。进行焙烧粒度、还原剂用量、焙烧温度及焙烧时间试验， 最后确定还原焙烧褐铁矿粒度为-5mm,还原剂用量为褐铁矿质童的5%,焙烧温度为700t,焙烧时间 为lh。通过强磁一反浮选一培烧工艺的选别，在原矿品位31.19%时，取得了精矿铁品位62. 76%、囬收 率为53. 67%的选别指标。 李永聪等对新疆某褐铁矿进行弱磁选一强磁选一正浮选、分级一重选一细粒级浮选及还原焙烧磁选 等工艺的研究结果表明，在原矿品位46. 5%的情况下，焙烧磁选工艺可获得铁精矿品位59.2%、回收率 92. 9%的技术指标。冯其明对某褐铁矿的还原焙烧一磁选进行了研究，在煤添加量5%、焙烧温度为 TOOT、焙烧时间为lOmin的试验条件下，原矿45.2%,经过磁选获得铁精矿品位60. 5%、回收 率 86. 5% o 北京矿冶研究总院针对俄罗斯某褐铁矿进行了一系列的选矿试验研究，试验结果表明，采用磁化焙 烧一磁选工艺流程所获试验指标最好，磁化焙烧一磁选工艺流程条件：磁化焙烧温度900弋、煤配比 15%、焙烧时间lh。焙烧后的产品细磨至90%进行磁选，磁场磁感应强度0.20T，可获得精矿品 位64. 65%、铁回收率86. 05%的试验指标。 前苏联里萨科夫采选公司的褐铁矿采用沸腾炉进行阶段磁化焙烧，人焙烧的矿石粒度为-30mm,铁 品位39%左右，焙烧矿进行磨矿一磁选后，精矿铁品位可达61%以上，回收率70%以上;保加利亚的克列米诺夫采选公司采用衫x 120m管式炉(回转窑)磁化焙烧技术，人焙烧的矿石粒度为-20mm,铁品 位30%左右，以高炉煤气为加热燃料，以褐煤作为还原剂，焙烧矿进行磨矿一磁选后，精矿铁品位可达 49%以上，回收率70%以上。 由于焙烧处理选矿成本较高，其一直没有得到广泛推广应用，.尤其是我国褐铁矿的磁化焙烧技术基 本没有工业应用。焙烧技术是褐铁矿选矿的最有效方法之一，因此必须加强研究，重点研究全粒级回转窑焙烧技术和多级循环流态化焙烧技术，解决工艺过程控制、窑(炉)体参数设计、燃烧系统的设计及燃料、还原剂优化配置等制约焙烧效率、成本和环保的关键问题，并实施焙烧设备大型化，这样才能更 加有效地回收利用国内储藏比较丰富的褐铁矿资源。

菱铁矿的主要成分是碳酸亚铁，一般为晶体粒状或不显出晶体的致密块状、球状、凝胶状。颜色 —般为灰白或黄白，风化后可变成褐色或褐黑色等。莫氏硬度4，随成分中锰和 镁含量的升高而降低。热液成因的菱铁矿常见于金属矿脉中;沉积成因的菱铁矿常见于页岩层、黏土层和煤层中。在氧化带易水解成褐铁矿，形成铁帽。菱铁矿大量聚集而且硫、磷等有害杂质的含量小 于0.04%时，可作为铁矿石开采。我国菱铁矿主要分布在湖北、四川、云南、贵州、新疆、陕西、山 西、广西、山东、吉林等省(区)，特别是在贵州、陕西、山西、甘肃和青海等西部省，菱铁矿资源占 全省铁矿资源总储量的一半以上。由于菱铁矿的铁理论品位低，且经常与钙、镁、锰呈类质同象共生， 采用普通选矿方法很难使铁精矿品位达到45%以上。一般粗粒或粗粒嵌布的单一菱铁矿石选矿采用重 选(跳汰、重介质)、粗粒强磁选、焙烧磁选及其联合流程者居多，而对于细粒嵌布的菱铁矿石，焙烧 磁选最为有效。                                                                                       图1  菱铁矿矿石陕西柞水县大西沟菱铁矿是我国最大的菱铁矿基地，矿石组成简单，铁矿物以菱铁矿为主，其次是褐铁矿和少量的磁铁矿，铁矿物中还因类质同象作用含有一定数量的Mg2♦和MiP,根据MgC03分子百 分含量较高的特征，可将其称为镁菱铁矿。脉石矿物主要为石英和絹云母，其次是绿泥石、铁白云石、 白云母和重晶石等。 武汉理工大学对陕西大西沟菱铁矿矿石进行了中性气氛焙烧试验研究，考察了焙烧温度、焙烧时间、冷却方式等对焙烧磁选效果的影响。结果表明，应用中性磁化焙烧一干式自然冷却一异地磁选技术，将 在TOOT下焙烧70min的焙烧矿先封闭冷却至400-SOOT,再排人空气中冷却至室温，可形成强磁性的磁 铁矿和7-Fe203;焙烧矿的磁选流程试验获得了精矿铁品位59. 56% ~ 59. 37% ,铁回收率达72.03% -73. 72%的良好指标。西安建筑科技大学针对陕西大西沟菱铁矿传统的堆积态菱铁矿焙烧工艺中气固接 触面积小、能耗大、矿石质量不均匀、容易产生“过烧”和“欠烧”的问题，开展了悬浮态磁化焙烧 细粒菱铁矿的试验。悬浮态焙烧是在气体和固体颗粒相互剧烈运动的状态下进行焙烧，与竖炉、回转 窑等焙烧工艺相比，具有气固接触面积大、传热传质迅速、反应速率快、焙烧矿质量均匀、焙烧能耗 小、易于实现大型化等优点。结果表明，悬浮态焙烧细粒菱铁矿，气固接触面积大，反应速度快，焙 烧3min就可达到较好指标;在焙烧矿的自然冷却过程中，不同出炉温度对焙烧矿性质的影响不同。 500~ 400 昆钢王家滩铁矿主要以菱铁矿为主，偶见褐铁矿零星分布，金属硫化物以黄铁矿为主，其次是黄铜 矿和闪锌矿;脉石矿物含*较髙的是石英，其次为絹云母和绿泥石，其他微量矿物包括白云石、方解石、 锆石、磷灰石和独居石等。矿石中菱铁矿分为细粒(颗粒直径小于0.2mm)和中粗粒两种类型。前者多 为自形、半自形粒状，部分呈竹叶状，晶体粒度较为均匀，大多在0.02-0.15mm之间，晶粒相互紧密镶 嵌构成集合体或以浸染状的形式与石英、绢云母和绿泥石等脉石矿物混杂交生。 长沙矿冶研究院对王家滩菱铁矿石进行了焙烧和闪速焙烧试验研究，考察了焙烧气氛、焙烧温度、 焙烧时间、焙烧给矿层厚度等对菱铁矿焙烧效果的影响，并对焙烧矿进行了磨矿细度、弱磁精矿反浮选、 弱磁选楮矿降硫等选矿试验;对细粒矿物进行了闪速焙烧试验。结果表明，焙烧矿选矿所得铁楮矿品位 最高为59. 80%;采用常规焙烧工艺处理王家滩菱铁矿会导致铁精矿的硫含量较高;闪速堉烧可以实现在 焙烧过程中降硫的目的，铁精矿硫含量低于0.20%,同时可以获得比常规焙烧高4.72%的回收率。刘宁斌等人介绍了王家滩菱铁矿土法烧结、烧结机烧结的实验室和现场试验，以及菱铁矿焙烧磁选实验室的 试验情况。研究表明，使用土法烧结工艺烧结王家滩菱铁矿是有效开发利用王家滩菱铁矿资源的方法之 一;配加一定量赤铁粉矿对改苒菱铁矿的成球制粒性能和土烧效果有积极的作用;选择合适的用料结构 和确定适宜的工艺、操作参数，可生产出满足100m3以下高炉使用的土烧结矿;采用机烧是开发利用王 家滩菱铁矿资源可供选择和见效较快的方法之一。在二烧用10. 00%的王家滩菱铁矿等量替代低铁粉组织 酸性烧结矿生产，对烧结的产最、质童和技术经济指标会产生不同程度的影响。高炉使用效果表明，配 加王家滩菱铁矿生产出的二烧矿，在炉料结构合适的情况下，可以满足中小高炉的生产需要，对炉况顺 行不会产生明显的危害作用;用10.00%菱铁矿等量替代低铁粉组织二烧酸性烧结矿生产，可产生一定的 经济效益;对于品质较差的菱铁矿进行了焙烧磁选结果表明：菱铁矿经焙烧后有较大部分可变为强磁性 矿物，采用弱磁选可以得到精矿品位56. 07%-57. 83%的铁精矿;采用回转窑磁化焙烧和弱磁选的方式， 处理品位较低的王家滩菱铁矿在技术上可行。700=C焙烧磁选的分选指标较好，总精矿品位为57. 83%， 粗选梢矿品位为58. 86%,产率为58. 88%,回收率为91. 19%。焙烧矿中二氧化硅的含量较高，在 31.00%以上，经过分选可降到5. 08%以下;焙烧矿中硫的含量最低为0.190%,最髙为0.659%,经过分 选以后，在精矿中对应的含量最低降到0.068%,最高为0.312%。 重庆大学在实验室对威远菱铁矿进行了焙烧、选矿、烧结和冶金性能的试验研究，提出了威远菱铁 矿各种可供选择的利用流程与方法。威远菱铁矿铁含量高，硫、磷含量较低，实际上是赤铁矿和菱铁矿 的复合矿，而不是单一的菱铁矿。威远菱铁矿《02含景高达26%左右，是该种矿石的最大缺陷。研究表 明：该矿氧化焙烧后，用水洗选矿法可以获得铁含量高而Si02含量低的精矿;若全部破碎到-6mm,经 过水洗、干燥、筛去-0.8mm粒级，可获得铁含童50%左右、Si02含最小于20%的梢矿，其精矿回收率 可达70%; 土法还原焙烧一磁选可获得铁含量为58%左右、Si02含量约10%的精矿，其精矿回收率可达 35% -40%;采用现代的磁化焙烧磁选法，其选矿效果和经济效益将更佳;6-30mm氧化焙烧矿的还原 性特别好，还原度可达100%;威远菱铁矿的氧化焙烧矿的烧结性能好，在8%燃料配比条件下，烧结矿 的成品率高，机械强度髙，冶金性能好。 由余永富院士领衔的科研攻关组，对富含菱铁矿的难选贫铁矿资源(包括原矿和中矿)，实施闪速磁 化烧烧技术，在数以秒计的时间内，实现难选贫铁矿资源的磁化焙烧过程。闪速磁化焙烧技术的实现， 有利于大大提高难选弱磁性矿物的铁回收率，缩短现有工业生产的工艺流程，降低能源消耗，提髙我国 铁矿资源的利用率。 菱铁矿资源在我国分布广泛、类型多样、组成复杂，相比较而言焙烧一磁选使产物磁性显著增加， 且铁品位能够得到有效的提髙，与强磁选浮选相比有明显的优越性。闪速磁化焙烧与微波焙烧技术是菱 铁矿焙烧处理的技术趋势，具有效果显著效率高，投资成本相对较经济的优点。

在氧化气氛中加热硫化矿，将矿石中的全部(或部分)硫脱除转变为相应的金属氧化物(或硫酸盐)的过程，称为氧化焙烧(或硫酸化焙烧)的过程。在焙烧条件下，硫化矿物转变为金属氧化物和金属硫酸盐的反应式可表示为：  氧化焙烧时，金属硫化物氧化的反应式(7—1)是不可逆的，而式(7—2)、式(7—3)是可逆的。  在焙烧过程中，当炉气中三氧化硫分压大于金属硫酸盐的分解压时，焙烧产物为金属硫酸盐，过程属硫酸化焙烧。反之，当炉气中的三氧化硫分压小于金属硫酸盐的分解压时，焙烧产物为金属氧化物(全脱硫焙烧)。因此，在一定的温度下，硫化矿物氧化焙烧产物取决于气相组成和金属硫化物、氧化物及金属硫酸盐的离解压。各种金属硫酸盐的分解温度和分解自由能不同，控制焙烧温度和炉气成分，即可控制焙烧产物组成，以达成选择硫酸化焙烧的目的。  例如，铜的硫化物焙烧过程中铜的硫化物反应    当有硫化物存在时，反应生成的硫酸铜会在很低的温度下进行相互反应而反解：    因此，铜矿酸化焙烧的温度应小于650℃，氧化焙烧的温度应高于650℃，此时焙烧产物主要为未经氧化的硫化亚铜、氧化铜及少量的硫酸铜。

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。

焙烧过程的一般原理是，在适宜的气氛和低于矿物原料熔点温度条件下，原矿物原料中的目的组分矿物发生物理和化学变化的工艺过程。矿物原料经过焙烧之后，使目的组分矿物转变为易浸或易于物理选矿的形态。 为了适应各种后续工序处理的要求，有着各种形式的焙烧。根据焙烧过程中的各种主要化学反应性质的不同，可将焙烧分为八种类型：氧化焙烧、硫酸化焙烧、还原焙烧、氯化焙烧、煅烧、离析焙烧、磁化焙烧、加盐焙烧。

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

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。

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%。

为了使用高效的磁力选矿法分选铁矿石，能够经过磁化焙烧法处理弱磁性铁矿石或铁锰矿石，使其间弱磁性铁矿藏转变为强磁性铁矿藏，再经磁选则能得到较高的选矿目标。因为从磁化焙烧作为磁选前预备作业的焙烧磁选法具有对水质、水温无特殊要求，精矿易于浓缩脱水，精矿烧结强度高级长处，现在此法仍在我国铁矿选矿中得到使用。可是，焙烧磁选法基建投资和运营费用均较高。    磁化焙烧是矿石加热到必定温度后在相应气氛中进行物理化学反响的进程。经磁化焙烧后，铁矿藏的磁性明显增强，脉石矿藏磁性则改变不大。铁锰矿石经磁化焙烧后，其间铁矿藏变成强磁性铁矿藏，锰矿藏的磁性改变不大。因而，各种弱磁性铁矿石或铁锰矿石，经磁化焙烧后便可进行有用的磁选别离。    常用的磁化焙烧法可分为：复原焙烧、中性焙烧、氧化焙烧、氧化复原焙烧和复原氧化焙烧等。   （一）复原焙烧    赤铁矿、褐铁矿和铁锰矿石在加热到必定温度后，与适量的复原剂相效果，就可使弱磁性的赤铁矿转变为强磁性的磁铁矿Fe3O4常用的复原剂有C、CO和H2等。赤铁矿(Fe2O3)与复原剂效果的反响如下：                          3Fe2O3+C→2Fe3O4+CO                          3Fe2O3+C→2Fe3O4+CO2                          3Fe2O3+H2→2Fe3O4+H2O    褐铁矿(2Fe2O3•3H2O)在加热到必定温度后开端脱水，变成赤铁矿石，按上述反响被复原成磁铁矿。    复原焙烧程度一般用复原度表明:    式中  FeO———复原焙烧矿中FeO的含量,%;          Fe———复原焙烧矿中全铁的含量,%;    若赤铁矿悉数复原成磁铁矿时，复原程度最佳，磁性最强，此刻复原度R=42.8%.   （二）中性焙烧    菱铁矿(FeCO3)、菱镁铁矿、菱铁镁矿和镁菱铁矿等碳酸铁矿石在不通空气或通入少数空气的情况下加热到必定温度(300～400℃)后，可进行分化，生成磁铁矿。其化学反响如下：                         3FeCO3→Fe3O4+2CO2+CO    一起，因为碳酸铁矿藏分化出，也可将矿石中并存的赤铁矿或褐铁矿复原成磁铁矿，即：                         3Fe2O3+CO→2Fe3O4+CO2   （三）氧化焙烧    黄铁矿(FeS2)在氧化气氛中短时刻焙烧时被氧化成磁黄铁矿，其化学反响如下：                         7FeS2+6O2→Fe7S8+6SO2    如焙烧时刻很长，则磁黄铁矿可持续反响成磁铁矿。                         3Fe7S8+38O2→7Fe3O4+24SO2   （四）氧化复原焙烧    含有菱铁矿、赤铁矿或褐铁矿的铁矿石，在菱铁矿与赤铁矿的比值小于1时，在氧化气氛中加热到必定程度，菱铁矿可氧化成赤铁矿，然后再在复原气氛中将其与矿石华夏有赤铁矿同时复原成磁铁矿。   （五）复原氧化焙烧    各种铁矿石经磁化焙烧生成的磁铁矿，在无氧气氛中冷却到400℃以下时，再与空气触摸，可氧化成强磁性的磁赤铁矿(γ-Fe2O3)其化学反响如下：                        4Fe3O4+O2→6γ-Fe2O3    磁铁矿氧化成磁赤铁矿时，放出热量，如能使用（预热矿石），可下降焙烧的热耗。    上述五种办法是依据不同矿藏别离选用的磁化焙烧办法，其间最主要的是复原焙烧。其他几种办法尚无较大规划的工业实践。

一、铁矿藏磁化焙烧图    弱磁性氧化铁矿藏改变为强磁性氧化铁矿藏，可用铁—氧系图来研究其磁化焙烧进程。一般将其称为铁矿藏磁化焙烧下图：    图所表明温度对铁的各种氧化物彼此改变联系。图中A点为赤铁矿(约30%氧和70%铁）,L点为褐铁矿,C点为菱铁矿。    菱铁矿在400℃下开端分化，到500℃时完毕(CBD线段),完结磁化进程。    褐铁矿在300～400℃下开端脱水，脱水完毕后，变成赤铁矿。    赤铁矿在400℃时，在复原气氛中开端脱氧,570℃时，较快变成磁铁矿(D点）。    当赤铁矿复原反响终止于D点或G点时，变成磁铁矿，并完结磁化进程。    磁铁矿在无氧气氛中敏捷冷却时，其组成不变，仍是磁铁矿(DM线段)。    磁铁矿在400℃以下，在空气中冷却，则被氧化成强磁性的(γ-Fe2O3(DEN线段);如在400℃以上，在空气中冷却，则被氧化成弱磁性的a-Fe2O3(DB线段).    从图中看出，最佳磁化进程是沿着ABDM或ABDEN线段进行的。焙烧温度要适合。温度过高时将生成弱磁性的富氏体(Fe3O4-FeO固溶体)和硅酸铁；温度过低时，复原反响速度慢，影响出产能力。在工业出产中，赤铁矿石的有用复原温度下限是450℃,上限是700～800℃.如选用固体复原剂时，复原温度是800～900℃.[next]    二、焙烧温度和复原时刻    影响磁化焙烧的主要因素是焙烧温度和复原时刻，复原时刻的长短与焙烧温度、矿石粒度巨细、矿石性质和复原剂成分有关。铁矿石在复原焙烧进程中,一般经过焙烧条件实验来断定适合的焙烧温度和复原时刻,也可用下列经历公式进行核算：      t———矿石复原时刻,min;      a———煤气流速系数，关于流速较慢的竖炉、转炉a=b-10关于流速较快的欢腾炉a=0;      b,c———与矿石性质有关的系数,关于鞍山式铁矿石b=1～1.5,c=2～3;      T———焙烧温度,选用绝对温度T=t+273;      A、B———常数,选用H2作复原剂时A=2762,B=5.3;选用CO作复原剂时A=2306,B=3.36;      P———复原剂的分压,等于煤气气压乘以复原剂成分的体积百分数；      R———焙烧矿石半径,mm.    从式中能够看出,在温度一守时,焙烧矿石粒径愈大所需的复原时刻愈长,在焙烧矿石半径相同的情况下,温度愈高,所需的复原时刻愈短.煤气经过料层的流速愈高,复原时刻愈短    三、焙烧用燃料和复原剂    矿石磁化焙烧加热用燃料和复原进程用的复原剂可分为气体、液体和固体三种.工业上最常用的是煤气、重油和煤。   （一）煤气和天然气    常用的煤气为焦炉、高炉和发生炉煤气。    焦炉煤气含成分高,并要求到1026℃时,才干分化,在复原进程中往往不能参加反响,故用焦炉煤气做复原剂时作用均较差.一起因为热值高m加热矿石时也往往呈现过焙烧m焦炉煤气也不适用于焙烧软化点低的矿石。    高炉煤气可燃成分和热值低,与焦炉煤气混合运用,则成为铁矿石磁化焙烧的杰出燃料和复原剂.我国出产中高炉与焦炉煤气混合份额为78：    发生炉煤气可独自用于铁锰矿石磁化焙烧,也可与焦炉煤气混合运用。    天然气中可燃成分主要是,热值高,可用于直接加热矿石,作为复原剂时,需经裂化才干运用。   （二）重油    重油可用做加热矿石,也可选用蓄热裂解法出产裂化气。   （三）煤    磁化焙烧用的固体燃料和复原剂主要是煤.可量体裁衣选用,但在磁化焙烧中多用褐煤和烟煤。   （四）各种燃料的某些特性    煤气具有毒性和爆破性.在焙烧出产时,要严厉按安全技能操作规程进行。    空气中煤气到达必定浓度时,遇到火就会引起爆破。

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。

锑是元素周期表中第五周期的VA族元素。原子序数51，化学符号为Sb，原子量121.75,原子的外层电子构型为5S25p3。锑的密度为6.691g/cm3,熔点630℃，沸点1440℃。锑的脆性很大，不能进行压力加工。锑与砷同属半金属元素，但锑的金属性质较显着，在常温空气中，锑不被氧化，在加热时能氧化焚烧生成易蒸发的Sb2O3。锑的首要化合物有氧化物Sb2O3、Sb2O4和Sb2O5和硫化物Sb2S3、Sb2S5等。    锑在地壳中的丰度为1×10-5%，锑的全国际总储量为562万吨，我国锑储量占国际总储量的50％以上，为310万吨，居国际第一位。地壳中含锑矿藏分为金属间化合物、硫化矿、氧化矿和天然锑四类，其间的硫化矿藏辉锑矿（Sb2S3）是锑冶金工业的首要提锑质料。金属锑简直悉数用于出产合金，制作轴承、蓄电池栅板、电缆护套等。铅锡焊猜中也参加一定量的锑，高纯锑用于电子工业。锑的化合物使用日益广泛，除作阻燃剂外，在陶瓷、玻璃、颜料、橡胶、军工等部分也有使用。    锑冶炼办法分为火法和湿法两大类，火法历史悠久，工艺老练，使用遍及；湿法炼锑技术开发已获成功，并建成大厂，但因经济效益差而未正常出产。火法炼锑因设备不同还分多种工艺，但首要流程只要两种，即直井炉蒸发焙烧一反射炉复原熔炼和鼓风炉蒸发熔炼一反射炉复原熔炼，二者的差异在于蒸发设备不同。    是使用硫化锑（Sb2S3）易蒸发、易氧化和Sb2O3易蒸发的特性，在直井炉内高温文通风条件下，使矿石中锑成气体蒸发，在冷凝和收尘体系中以Sb2O3形状提取锑的进程。氧化蒸发锑的首要化学反响是：                              2Sb2S3＋9O2====2Sb2O3＋6SO2    如锑矿中含有氧化锑矿（Sb2O4）时，除被碳复原和热分解成Sb2O3蒸发外，还会发作以下反响：                          9Sb2O4＋Sb2S3====lOSb2O3＋3SO2    矿石中的FeO、SiO2、CaO、Al2O3等成分在高温下生成炉渣排出。    直井炉是一种炉膛呈笔直井状的冶金炉，专用于硫化锑矿的蒸发焙烧。炉膛横断面为正方形或圆形，面积2.5-4m2，炉高3-5m，炉内下部水平安放双层炉条，炉渣自此排放落在斜坡炉底上。炉顶为圆形，正中有平常加盖的加料口，排气口在旁边面，通向火炬和收尘体系。出产规模较大时把4台炉子连成一体，共用一套烟气冷凝及收尘设备。    直井炉所用炉料有富块矿（Sb15％-20％）、贫块矿（Sb7%-15%）、浮选矿（Sb＞40%）等，质料经配料后按焦炭——块矿——碎矿——精矿团的次序顺次参加炉内。首要操作条件是：入炉料粒度10-150mm，炉柱高1.5m，焙烧温度900-1050℃。出产指标为：床能率2.5-4t/(m2·d)，电耗320kWh/t锑氧，焦率5％-6％，产品含锑75％-82%，废渣含锑0.6%-2%，锑蒸发率>90%，锑总回收率91％。

阅历2010年的钒系商场的震动徜徉，笔者以为在未来的一年时刻内，钒系产品商场体现不会特别给力。虽然“十二五”规划现已提出要扩展特种钢出产，但还需求一段时刻的过渡期，2011年的商场仍存在许多的应战。在技能层面上来说，2012年《钒工业污染物排放标准》的履行，关于提钒技能有了更高的要求，职业在一段时刻内还会进行新一轮的洗牌。 笔者长时刻从事钒职业技能工作，关于职业有必定的知道。本篇文章侧重于石煤提钒火法工艺的讨论，论述新时期火法工艺的某些观念。笔者本着同职业真挚沟通的情绪，期望同行纠正并共同进步。 1 四问石煤提钒 1.1 什么是清洁提钒工艺? 清洁工艺也称无废工艺或少废工艺。指选用先进的出产工艺和设备，包含运用有毒有害质料的代替品，完成废物的循环运用，来进步原材料和动力的运用率及产品收率，使得在出产进程中不发生或尽最大或许少发生废物。 在实践出产进程中，完成清洁提钒工艺还需求得到相应的工业化装备，完成清洁出产指标。如废水循环率80%以上、工业废渣的处理等等。 根据笔者的了解，清洁提钒工艺不应该仅仅工艺道路的挑选，项目做好初步规划，工艺规划流程上做好工业三废的处理，在出产实践上做出国内同职业的先进水平，才是清洁提钒工艺的真实体现。 1.2什么是火法提钒的开展方向? 现在我国存在石煤提钒职业的省份，对新建厂商大多采纳制止选用加盐(含低盐)焙烧提钒技能的产业方针，比方河南、湖北、重庆、陕西、新疆、贵州等。 由于不能有用处理加盐焙烧提钒技能的环境污染坏处，废水中无机盐含量高，废水循环运用率低，出产进程发生许多外排废水，在厂商的周边区域形成严峻的环境胶葛!特别跟着《钒工业污染物排放标准》的行将施行，加盐焙烧提钒技能遇到了技能上无法跨越的难题。 九十年代初，湖南省煤炭研讨所联合有关厂商研讨开发无盐焙烧提钒技能(不增加任何增加剂)，现在该技能仅在湖南省怀化市的单个厂商选用，矿石中钒的总收率在38～45%之间，经过技能改善，收率有所进步。该技能对矿石有很强的挑选性，并且收率低，不具有工业化推行价值。 用于焙烧进程的多元复合焙烧增加剂，仅仅对工艺进程的一种配方法改善，且均有必定的局限性，不归于火法提钒新工艺新技能的范畴。 钙化焙烧是以钙化物为增加剂，由于该技能无需参加钠盐，彻底消除了钠化焙烧带来的含氯化氢和的废气污染问题，废水循环运用率达90%以上，有用处理了出产废水中无机盐含量高的问题。该工艺在贵州、河南、新疆、重庆等省市取得环保部门的项目批复，被认定为清洁提钒技能。在火法提钒范畴，钙化焙烧已呈现出鹤立鸡群的局势，被以为是火法提钒未来的开展方向。 1.3什么是钙化焙烧? 钙化焙烧提钒工艺指的是含钒矿藏增加石灰或石灰石，根据矿藏的高温反响研讨成果，含钒页岩(石煤)中的钒焙烧后，贱价钒氧化为高价钒，石煤中的钒首要以硅钒酸钙和钙钛氧化物的方式存在。 该矿藏的化学性质不安稳，在弱的酸性介质中能敏捷溶解。偏钒酸钙类化合物在弱酸性环境下易于溶解进入液体，然后完成矿藏中钒的别离提取。 钙化焙烧技能是在焙烧时参加必定量钙剂，焙烧时不只没有HCl、Cl2等有毒有害气体发生，钙剂还可固定含钒炭质页岩中的硫，进一步削减废气的污染。 1.4为什么钙化焙烧是老练的工业化技能? 1.4.1 钙化焙烧工业化现状 钙化焙烧关于流程规划要求较高，对设备自动化程度有着必定的要求，前期出资高于传统的钠化焙烧工艺。 笔者在触摸项目咨询的进程中，不少出资方关于火法提钒的传统钠化焙烧趋之若鹜，沉迷于其技能的老练性，出资少，见效快。其经济性也被不断的扩大，在此稳重声明：此路不通，无视环保，必自食恶果!同职业应自律，坚决抵抗并冲击不合法炼钒厂。 在环保知道日益增强的今日，钙化焙烧的清洁性得到了充分体现，优势显着。在近些年来，大型火法提钒厂根本选用该工艺。 1.4.2石煤钙化焙烧低酸浸出提钒技能的研讨进程和效果 1.4.2.1研讨进程 ◆笔者团队97年开端从事石煤提钒技能的体系研讨。对石煤提钒技能做了许多的基础研讨，提出了钙化焙烧低酸浸出技能道路，取得了很好的研讨成果，九十年代末，转浸率平均在70～75%。 ◆ 2000年，在湘西某厂进行了钙化焙烧的中试，焙烧转浸率76%。 ◆ 尔后，对后续进程做了进一步研讨，技能逐步完善，并终究完成了工业化。 ◆钙化焙烧低酸浸出离子交换提钒技能花费了科研人员十多年的时刻，多次进入工厂实验和中试，现在已在多个省数家厂商规划化工业运用，技能老练，具有工业化推行的条件。 1.4.2.2石煤钙化焙烧低酸浸出提钒技能特色 ◆用钙盐(石灰、石灰石)代替食盐，彻底消除了钠法焙烧技能的含HCl、Cl2等有毒有害气体的废气污染问题。 ◆对焙烧炉的选型和规划做了显着的技能革新，焙烧进程完成机械化，温度操控精度±10℃，出产功率高，劳作卫生条件好。 ◆由笔者团队掌管研制的步进式钒矿焙烧炉现已成功的在河南某厂运转两年多，日处理矿石300吨，是全国同职业仅有工业化规划运转的新式环保型钒矿焙烧炉;新建的一条日处理600吨矿石的焙烧炉现在处于试运转中。 (现在的焙烧设备大多选用平窑。平窑虽具有设备出资少的长处，但缺陷显着，首要体现在床层温度难以操控、劳作强度大、卫生条件差、烟气无安排排放问题严峻，由于床层温度难以操控，焙烧进程的转化率偏低，现在在一些省市现已制止选用。) ◆焙烧料为低酸浸出(配酸浓度1-2%，硫酸)，出产本钱低、液体含杂质较少，利于工艺水循环运用。100吨矿石耗用硫酸4吨左右。 ◆浸出渣选用机械过滤和洗刷，进步了收率，削减了矿渣在堆存进程中形成的地表水和地下水污染。 ◆选用浸出液除杂新技能，产品质量能够安稳到达国标要求，并有用降低了废水中污染性物质的浓度。 ◆强化废水处理和循环进程，废水循环运用率高，废水完成零排放或合格排放。研制的废水处理和回用工艺及技能，在多个省、市环保局经过专家评定，归于全国同职业抢先。 2钙化焙烧的知道误区 2.1等同于钠化焙烧 在火法提钒范畴，不合法小钒厂禁而不断，出现的大批不合法小钒冶炼厂，均选用加盐焙烧提钒技能，出资少、上马快、缺少环保设备，形成一系列环保事情，给石煤提钒职业形成了严峻的社会负面影响。在石煤钒矿产区，在社会上引起了“谈钒色变”。 此外，部分学者为了宣扬湿法提钒工艺，将钙化焙烧直接等同于钠化焙烧，如：加盐焙烧、钙化焙烧等火法工艺会发生、氯化氢等污染气体。此类介绍是极不负责任的，也是没有任何科学道理的，钙化焙烧也会有发生这样的评断根本就是不科学的。根据物料平衡我们都知道，物质不会随便发生，也不会随便消失，这样的文字不该是做技能的专业人员写出来的。 钙化焙烧在贵州、河南、新疆、重庆等多个省市取得环保部门的项目批复，被认定为清洁提钒技能，与传统提钒技能有着实质的差异。 2.2矿石挑选性强 钙化焙烧在国内认同度不高，部分学者对此有必定的成见，是职业界常见的现象。在部分材料文献也常常指出钙化焙烧对矿石挑选性强，不合适工业化推行。 根据笔者对职业的了解，这些观念均引用于上世纪的材料文献，其实，钙化焙烧经过长时刻的工业化开展，技能瓶颈得到不断的打破，现已成为老练的石煤提钒工业化技能。 在钙化焙烧提钒技能工业化推行的进程中，笔者亲历项目运作进程，触摸了多个省份区域的矿石，实践证明，钙化焙烧合适国内大部分矿石提取，因而，该工艺对矿石挑选性强的观念应在本世纪划上句号。 2.3火法便是污染 在石煤钒矿产区，不合法炼钒热潮在社会上引起了“谈钒色变”。这种影响是巨大的，需求石煤提钒职业多年的尽力，才干改变职业的社会形象。部分学者乃至提出了火法提钒便是污染的职业观念，是缺少科学根据和现实根据的。 钙化焙烧提钒技能与传统火法提钒工艺有着实质的差异，归于清洁提钒工艺。钙化焙烧技能长处如上述介绍，与现有的湿法提钒工艺比较，也有着显着的优势。湿法提钒用酸一般较高，超越20%，因而形成高本钱和后续的设备腐蚀;铝、铁及重金属一同被转入溶液，和萃取进程带入的有机物一同，使废水成分杂乱，要到达循环运用零排放或许部分合格排放，废水处理的进程杂乱，处理本钱和固定出资相应增高。 一同，酸性尾渣的过滤也存在困难，带式真空过滤机洗刷功率有待进步，稠密机对应的尾渣坝又是个难题，一同湿法提钒进程的尾渣后续运用难度很大;最终，湿法提钒进程中石煤的热值也得不到有用运用。 3 石煤提钒工艺 提钒工艺的挑选一直是职业界争议较大的一个现实问题。科学的说，面对杂乱多变的含钒质料，历来都不存在放之四海皆可行的提钒工艺，应针对各地石煤特性的不同，经过体系的选冶实验，选用适合的提钒工艺。 在断定提钒工艺的时分，还需考虑方针要素。关于水污染特别灵敏的区域，选用湿法提钒工艺和钠法焙烧提钒工艺，由于废水量特别大，虽能够配套相应的废水处理设备，但仍要特别稳重;关于空气污染特别灵敏的区域，选用火法焙烧提钒工艺就应特别稳重。 在出产本钱上，矿石档次、提取状况、质料区域报价等都是有必要考虑的要素。别的石煤提钒技能商场比较紊乱，各项技能别具一格，一些厂商出资数千万元却无法产出产品，或技能经济指标低下。 一项技能是否老练牢靠，作为厂商应要点调查该技能是否现已成功的运用于工业实践中了，一项技能的经济性怎样，应该由相关技能方拿出完好的单耗表作为判别的根据。 笔者个人以为，现在石煤提钒厂商遍及忽视工厂规划，一些厂商是边规划边施工建起来的，建造进程中再三追加出资，还有些厂商根本就未进行规划，成果设备运转起来今后，设备不配套，达不了产也达不了标，设备一试运转，就不断的面对技改，严峻影响厂商的经济效益。 篇幅虽长，许多方面，在此也难以做出表述，望见谅。 跋文：钒职业虽小，但其出产进程归于典型的化工冶金技能，具有很强的技能性，厂商千万不行小看工业技能的全体性、杂乱性。职业不行老练，全体水平不高都是职业开展的限制，钒厂商需求必定的科学性才干可持续开展。

跟着近几年来，五氧化二钒市场报价的坚硬，职业效益的进步，各种提钒技能不断涌现，现首要分为两大派系：一是湿法提钒法，二为火法提钒法。 湿法提钒技能首要由核工业部下的一个研究院开发出来也叫酸化提钒技能，此技能对矿石的选择性强，出产中耗酸量大，100吨矿石需求15～25吨硫酸，相应在液体处理时需把液体调成中性，然后耗碱量也较高，吨本钱中间原材料过高，别的废渣的堆放给环境形成必定的污染。此技能规划化实践使用是陕西山阳区域部分钒厂，2006年因为污染严峻被政府强制性封闭;火法技能是将矿石经过焙烧，然后浸出提取钒。此技能的关键是焙烧办法与添加剂的不同。现对国内近几年来涌现出的焙烧办法做一总述，供贵公司参阅，在选定工艺道路时，少走弯路，缺乏之处请纠正。 一、平窑焙烧法 平窑焙烧法是一种经典的焙烧办法。经过长期的实践查验，它是比较有用的一种焙烧办法，一起在实践中也发现了它的缺乏。最大的缺陷是转浸率不安稳，一年四季转化率误差大，就是在一天也有误差。这首要是因为气流上升速度不同所形成的。因为此种焙烧办法是预先将矿料发热量配好，假如气流上升速度发生变化，只要经过调理烟囱风门来操控。此种调整办法很难找到最佳点，所以焙烧转化率一般只能安稳在40～50%之间。 二、多膛炉焙烧法 我国最早运用多膛炉焙烧法用于提钒职业是四川攀枝花钢铁公司，在出产中用于焙烧钒渣，钒渣高温带的焙烧温度为720～800℃。2006年辰溪庞大钒业有限公司在出产中也选用了此种焙烧办法，但效果均不抱负，形成这种成果的首要原因是矿石在高温段逗留时刻不行。含钒石煤矿高温段最佳焙烧温度带比较窄，只要10～20℃的误差起伏，又因为钒在焙烧进程中是一个不断氧化和转化的进程，需在最佳温度点逗留5～6个小时，才干到达最高转化率。而此种焙烧办法是预先配好发热量，经过鼓入的空气量来调理温度的。而料从上至下是一个不断耗费热量的进程，想要在某一个温度点逗留5～6个小时是不可行的。故此种炉型要用于含钒石煤矿的焙烧，还需求许多的工业实践来调整。 三、欢腾炉焙烧法 现在欢腾炉用于含钒石煤矿提钒职业，成功的只是在矿石脱碳这一步，其转化率只要10%以下。到现在为止还没有看到转化率在40%以上的事例。尽管现在有许多关于欢腾炉焙烧含钒石煤矿效果极佳的专利技能，但也仅仅只是文字的东西，在出产实践中使用很少，危险极大。欢腾炉焙烧含钒石煤矿，其难点在于矿石在炉内逗留时刻过短，要延伸逗留时刻，只要无限扩展欢腾炉的容积，此计划出资大危险大。欢腾炉焙烧另一个缺陷就是矿料和添加剂的触摸不充沛，达不到抱负的转化率，此种焙烧办法还需许多的实践和技能完善才干断定其经济性。 四、回转窑焙烧法 回转窑焙烧法用于五氧化二钒提钒职业，我国最早的是四川攀枝花钢铁公司用于钒渣的焙烧，其焙烧高温段为720～800℃，钒渣中添加必定量的碳酸钠，选用长火焰焚烧器，高温段长度为20米左右，钒的转化率在90%以上。此焙烧原理是将钒渣在碳酸钠的效果下，烧成熔体，使钒转变成钒酸钠，钒渣在炉内不需求较长期;另一点是钒渣含钒量一般在20%左右，添加剂相对于钒量的比值小。而含钒石煤矿的含钒量一般在1%左右，若依照矿石含量的12～15%添加，本钱过高;其二是有的矿石不必定适用添加碳酸钠。2000年我在吉首建材化工总厂使用自治州的钒矿和本来烧硫化的回转窑试烧了两个月，成果没有成功，经过实践得出以下定论：要矿石到达最佳转化率，矿石在高温段930℃左右的逗留时刻保持在5～6个小时，而回转窑要正常焚烧其高温点最低不能低于1100℃，而矿石的熔点不超越1000℃，所以矿石转化率所需求的最佳焙烧温度限制了回转窑的正常焚烧。 要战胜此弊端，有必要采纳多个喷火点。依据产值的巨细需添加5～10个喷火点，一个喷火点需求一个支点，本来回转窑的承要点为三组托轮，若喷火点添加的情况下，要使8～13个支点在加热受重的状态下都在一条直线上工作，从机械规划和制作视点动身，不经过许多的试验和实践运用，在厂商实践出产中是不能够选用的，故此种焙烧办法现阶段用于实践出产建设出资过大，危险极大，只要待实践老练后方可选用。 五、步进式焙烧法 自己经过各种炉型的焙烧原理结合含钒石煤矿取得最佳转化率的机理，规划了一种新式炉型——步进式焙烧炉。 此炉型在河南省平顶山一供应商现已规划化出产，矿石的均匀转化率安稳在70%以上，不论任何一种炉型都有其长处和缺陷，现把此种炉型一年多的出产所表现出的优缺陷做一总结：长处 1、粉尘低，工作环境好。 2 、焙烧合格率高，一般在98%以上。 3、没有烧好的料能够回来重烧。4、矿石和添加剂钙盐触摸充沛，转化率一般安稳在70%以上。 5、机械化程度高，避免了气候、人为因素等等对转化率的影响， 出产人员比平窑出产所需人员节约近40%。6、简单操控，出产安稳 缺陷 1、需求外热，能量使用率低，100吨矿石需5吨煤 2、出资较平窑大，平等规划需添加10%资金 结束语 从现在在无氧化二钒焙烧工序，成功的炉型只要平窑和咱们开发的步进式焙烧炉，其它的炉型要使用于实践还需求一段时日。

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%。

钙化焙烧提钒：将钙化合物作熔剂添加到含钒固废中造球、焙烧，使钒氧化成不溶于水的钒的钙盐，如Ca(VO3)2、Ca3(VO4)4、Ca2V2O7 ，再用酸将其浸出，并操控合理的pH 值，使之生成vo2；V10O28等离子，一起净化浸出液，除掉Fe等杂质。然后选用铵盐法沉钒，制并煅烧得高纯v2O5。此法废气中不含HCl、Cl2：等有害气体，焙烧后的浸出渣不含钠盐，富含钙，有利于综合利用，如可用于建材行业等。但钙化焙烧提钒工艺对焙烧物有必定的选择性。文献以为：钒渣中CaO对焙烧转化率的影响极大，由于在焙烧过程中易与V2O5生成不溶于水的钒酸钙CaO-V2O5或含钙的钒青钙，CaO 的质量分数每添加1% ，就要带来4．7% ～ 9 %的V2O5丢失。

为了使用高效的磁力选矿办法分选铁矿石，能够使用磁化焙烧法处理弱磁性铁矿石，使其间弱磁性铁矿藏改变成为强磁性铁矿藏，再经磁选则能得到较高的选矿目标，因为以磁化焙烧作为磁选前预备作业的焙烧磁选法具有对水质、水温无特殊要求，精矿易于浓缩脱水，精矿烧结强度高的长处，现在此法在我国铁矿选矿中得到很大的使用。 磁化焙烧是矿石加热到必定温度后在相应气氛中进行物理化学反响的进程，经磁化焙烧后，铁矿藏的磁性明显增强，脉石矿藏磁性则改变不大，如铁锰矿石经磁化焙烧后，其间铁矿藏变成强磁性铁矿藏，锰矿藏的磁性改变不大。因而，各种弱磁性铁矿石或铁锰矿石，经磁化焙烧后便可进行有用的磁选别离。 常用的磁化焙烧办法能够分为：复原焙烧、中性焙烧、氧化焙烧、氧化复原焙烧和复原氧化焙烧等。 复原焙烧 赤铁矿、褐铁矿和铁锰矿石在加热到必定温度后，与适量的复原剂相效果，就能够使弱磁性的赤铁矿改变成为强磁性的磁铁矿。常用的复原剂有C、CO、H2等。赤铁矿与复原剂效果的反响如下：                        3Fe2O3+C——-→2Fe3O4+CO                     3Fe2O3+CO——-→2Fe3O4+CO2                     3Fe2O3+H2——-→2Fe3O4+H2O 褐铁矿在加热到必定温度后开端脱水，变成赤铁矿石，按上述反响被复原成磁铁矿。 复原焙烧一般用复原度表明:                     R= FeO/TFe*100% 上述公式中 FeO------复原焙烧中FeO的含量，100%； TFe------复原焙烧中全铁的含量，100%。 若赤铁矿悉数复原成磁铁矿时，复原程度最佳，磁性最强，此刻复原度R=42.8%。 中性焙烧 菱铁矿、菱镁铁矿、菱铁镁矿和镁菱铁矿等碳酸铁矿石在不通空气或通入少数空气的情况下加热到必定温度（300---400摄氏度）后，可进行分化，生成磁铁矿。其化学反响如下：                      3FeCO3——-→Fe3O4+2CO2+CO 一起，因为碳酸铁矿藏分化出，也可将矿石中并存的赤铁矿或褐铁矿复原成磁铁矿，即：                      3Fe2CO3+CO——-→2Fe3O4+CO2 氧化焙烧 黄铁矿在氧气中氧化短时刻焙烧使之被氧化成磁黄铁矿，其化学反响如下：                      7FeS2+6O2——-→Fe7S8+6SO2 如焙烧时刻很长，则磁黄铁矿可持续反响成磁铁矿                      3Fe7O8+38O2——-→7Fe3O4+24SO2 氧化复原焙烧 含有菱铁矿、赤铁矿或褐铁矿的铁矿石，在菱铁矿与赤铁矿的比值小于1时，在氧化气氛汇总加热到必定程度，菱铁矿被氧化成赤铁矿，然后再在复原气氛中将其与矿石华夏有赤铁矿同时复原成磁铁矿。 复原氧化焙烧 各种铁矿石经磁化焙烧生成的磁铁矿，在无氧气氛中冷却到400摄氏度以下时，再与空气触摸，可氧化成强磁性的磁赤铁矿。其化学反响如下：                                 4Fe3O4+O2——-→6γ-Fe2O3 磁铁矿氧化成磁赤铁矿石，放出热量，如使用（预热矿石），可下降焙烧的热耗。 上述五种办法是依据不同矿藏别离选用的磁化焙烧办法，其间最主要的是复原焙烧，其他的几种办法尚无较大规划的工业实践。

我国葫芦岛锌厂的硫化锌精矿选用高温焙烧工艺。烟气经高温电收尘搜集的高温尘及回转窑二次焙烧搜集的烟尘以及水口山矿务局榜首、二、四冶炼厂锌精矿焙烧搜集的双漩涡灰和电尘等含镉高，是炼镉的质料。这种含镉烟尘的成分列于表1。 表1  含镉烟尘的成分类别ZnCdPbCuAsFeSsSso4高温尘40±5～64～5－－－－－镉尘18～2018～23－－－－－－双旋灰47～520.8～1.16～120.4～0.70.2～0.811～131～22～4电尘35～402～415～250.2～0.30.3～10.3～1.21.2～32～4       水口山矿务局第三冶炼厂选用全湿法流程处理这种烟尘，根本进程类似于Cu－Cd渣的电积法出产流程。镉冶炼收回率为88.75%，电镉档次为99.99%。     葫芦岛锌厂选用湿法－火法联合流程处理含镉烟尘，出产工艺流程如图1。这种办法的首要长处是流程简略，金属收回率高，1980年镉的总收回率到达71.29%，产品质量高，产出的精镉纯度稳定在99.995%以上。图1  葫芦岛锌厂从烟灰提取镉流程     该厂于1958年实验成功了粗镉精馏精粹法。镉精馏塔塔体高5.585m，由28块塔盘组成，塔盘尺度为360×250mm。精馏的技能条件如下：     入炉粗镉档次/%                               98～99     燃烧室温度/K                                 1343～1353     底部温度/K                                   1313～1323     上部温度/K                                   893～913     气体冷凝器温度/K                             953～973     液体冷凝器温度/K                             843～863     加料器温度/K                                 773～823     精镉锅温度/K                                753～773     粗镉熔化锅温度/K                            723～773     单位受热面出产率/（kg·（m2·d）－1）       965～980     镉收回率/%                                  ＞99.7     镉直接产出率/%                              ＞98     出产1t镉单耗/%     烧碱/kg                                     12～14     煤/kg                                       650～700     水/t                                        1.5～2     塔底排出的镉渣成分为：70%～72%Cd，13%～15%Pb，0.02%～1.08%Zn，3.1%～4.6%Cu，2.1%～3.1%Fe，3.5%～4.9%As，0.1%～0.2%T1。此渣送去收回。     日本三日市电热法炼锌厂的烧结进程发生的烟气，经电收尘搜集的烟尘中也富集了镉（含镉20%），加上佐贺关炼铅厂的电炉烟尘。选用硫酸化焙烧－浸出－置换－真空蒸馏－熔铸流程提取镉（图2），产出99.999%的高纯镉。图2  三日市电热法炼锌厂从烧结烟尘提取镉的出产流程

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。

炼锡烟尘分为焙烧烟尘和熔炼烟尘。前者富集有砷，可用以制取白砷；后者一般都富集有锌，可用以制取硫酸锌，有的还含有镉铟等，可从中提取这些有价金属。    一、焙烧烟尘的处理    我国有代表性的锡矿含砷均很高（见表1），不同锡矿处理工艺产出的烟尘的处理办法分述如下。表1  80年代我国首要炼锡厂所用锡精矿含砷的数据项 目云锡一冶柳州冶炼厂广州冶炼厂平桂冶炼厂1982年1986年1982年1984年1986年1986年1982年1984年1986年锡精矿 含砷/ %0.7180.7271.731.561.300.5~70.871.302.09       （一）锡精矿不经预焙烧而直接熔炼     云锡一冶选用此出产工艺，砷涣散于乙锡、硬头和甲锡中。乙锡熔析渣、熔析后的硬头以及甲锡火法精粹的凝析渣（锅渣）均含砷很高（见表2）；为了收回其间的锡和铅，须先焙烧脱砷。此焙烧烟尘富集了砷（见表2），经电热反转窑蒸发提纯为95%~99.5%的白砷系列产品。云锡一冶出产白砷的首要设备与技能条件如下：    首要设备    电热反转窑       ￠800×8000, 1台，电机功率189 kW    圆盘给料机       ￠1200，2台    1～5串联冷凝器   9.5m×2m×2m，2套    布袋收尘器       26m2，1台    水浴收尘器       ￠1200，1台    高压离心风机     H＝0.05066～0.05333 MPa，Q＝1485～1790 M3/h，3台    技能条件    反转窑焙烧压力   —10～—20 Pa    焙烧温度         400～1000℃，    窑速             0.25～0.29 r/min，    进料量           0.9～2.0 t/h，    焙烧渣含砷       1.2％～4.0％    电热反转窑温度   700～750℃，    压力             —20～—40 Pa,    窑速             1～2 r/min，    还原煤调配       0.5%～1%   表2  云锡一冶反转窖焙烧脱砷的物料及产出的烟尘成分  入窑焙烧的 物料称号物     料     成     分/ %SnPbZnCuAsSbSFe乙锡熔析渣 熔析后的硬头 砷渣35~38 28~32 18~203~5 3~5 1~20.6~0.8 0.6~0.8 0.1~0.30.2~0.5 0.2~0.5 0.3~0.612~14 9~11 20~300.01~0.04 0.01~0.02 0.01~0.053~4 3~8 0.3~0.530~32 32~36  产出的烟尘类别烟     尘     成     分/ %As2O3SnPbCuSbSFeOAl2O3沉降尘 旋风尘 电收尘60~75 75~85 55~7510~25 6~12 8~122~3 1~2 1~2＜0.4 ＜0.5 ＜0.4＜0.07 ＜0.05 ＜0.06＜0.25 ＜0.2 ＜0.2＜0.12 ＜0.09 ＜0.09＜0.06 ＜0.05 ＜0.05        （二）锡精矿熔炼前进行焙烧脱砷    柳州冶炼厂流态化炉焙烧锡精矿的高砷烟尘成分见表3。该厂本来用火法出产白砷，将此烟尘先压制成椭圆形团矿，天然枯燥后放于方形料篮里，吊入蒸馏炉内加热至600～700℃，炉内压力为-20～-30Pa，蒸馏8h，砷蒸发率80％～95％，产出纯度为96％的白砷，残渣含砷5%～8%。可是蒸馏车间内砷蒸气超支严峻，污染环境，因而展开湿法提取优质白砷的研讨。1987年11月，该法已完成了每周期投料50kg烟尘，日100kg白砷的半工业性实验，其准则流程见图1。半工业性实验所用烟尘的化学成分和砷的物相分析见表4。   表3  柳州冶炼厂锡精矿焙烧烟尘的成分  序号AsSnSbFeSPbZn1 235.94 48.858.16 3.713.36 4.189.45 6.181.07 1.025.52 4.321.12 0.22     首要设备    浸出槽        夹套加热的500L珐琅反应罐    真空吸滤盘    ￠1100mm ×（600＋100）mm    中和槽        规格与浸出槽相同    离子交换柱&nbs, p;   ￠200mm &, lt;, /SPAN>×3000mm，内有￠120mm ×3000mm的加热管。每柱可装45kg（湿基）树脂    列管蒸发器    不锈钢焊制，加热面程4m2，容积约800L    冷却结晶槽    规格与浸出槽相同    离心脱水机    SS-600型，用于白砷晶体脱水    远红外线加热炉   CB80-18型烘箱，主动控温80℃，用于白砷晶体烘干    首要技能条件：    浸出：两段热水浸出，液固比7：1。渣率66.57%，渣成分（%）为：4.81As，38.19Sn，3.04Sb，6.02Pb，1.65Zn，13.19Fe。    净化：因为浸出液PH＝5，已挨近中性，故省略中和作用，仅经过中和过滤，滤液清亮。操控必定温度，让中和滤液经过离子交换柱脱杂，随后进行活性炭脱色，以保证产品皎白度。    首要技能经济指标：    烟尘含砷    24.31%      砷浸出率    85.57%    白砷直收率   73.26%     白砷总收回率   80.03%    砷的平衡率   98.80%    产品：    白砷含As2O3大于99%，其间特级品（As2O3大于99.5%）占78.7%    湿法与火法产出的白砷质量比较列于表5。图1  从含锡高砷烟尘湿法提取优质白砷的准则流程  表4  含锡高砷烟尘的化学成分和砷的物相分析成分AsSbSnPbZnFeSSiO2%24.312.1325.174.251.178.671.254.30砷的物相类别As2O3As2O3或盐%21.061.95成分CaAlMgMnCdCBiCuTiO2%1.420.420.280.390.0651.130.130.051.71砷的物 相类别硫化砷总砷理论浸出率%1.3024.3186.63表5  湿法与火法产出的白砷质量比较工艺类别烟尘 含砷 / %总产品中各级品占百分数/ %白度/ %浸出渣 含砷/ %特级品一级品二级品三级品四级品＞, 99.599.5~9999~9898~9797~95湿法工艺 电热反转窑法 电弧炉法 蒸馏炉法24.31 45~5778.7 4.1521.30 12.24  18.66  37.56  27.5980~100 65~855± 14~1795%~99% As2O3 （无白度和分级数据） 92%~95% As2O3 （无白度和分级数据）

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

磁化焙烧炉主要有竖炉、回转窑和沸腾炉三种类型。   （一）竖炉    竖炉主要是处理块矿的一种炉型,利用竖炉进行大规模工业磁化焙烧是1926年始建于我国鞍山,故称为“鞍山式竖炉”.我国科研、设计和生产部门在多年研究、设计和生产实践中，对炉体结构和辅助设备，进行了不断改进。在原容积50米3鞍山式竖炉基础上改进成70、100和160米3容积的大型竖炉。矿石处理量由6～10吨/台•时提高到30～40吨/台•时。目前，在中国已有各种类型竖炉100多座在进行生产。    竖炉是由炉顶上部的给料系统、炉体、炉体下部的排矿系统和抽烟系统四部分所组成。炉体内部从上到下分为预热带、加热带和还原带三部分。从断面上看，炉膛上部较宽，向下逐渐收缩，到加热带最窄处（炉腰）后又逐渐扩大到还原带的最宽处。矿石在炉内停留时间为6～10小时。    50米3竖炉的有效容积为50米3，炉体外形尺寸为长66米，宽5.3米，高9.7米。加热带的最窄处宽为0.45米。还原带的最宽处宽为1.76米。炉体结构及断面布置，如图1和图2所示。[next]    70米3竖炉是在50米3竖炉外形尺寸不变的情况下，将炉腰由原来的0.45米扩大为1.044米。同时，在加热带增设一排横向放置的六根导火梁；在预热带上部增设五个集气管；在还原带增设四个煤气喷出塔。这样，由于废气、加热煤气、还原煤气等在炉内分布比较均匀，改善了炉况，扩大了容积，提高了处理量，并降低了热耗。炉体结构如图3所示。    100米3竖炉是在50米3竖炉横断面尺寸不变的情况下，将炉体加长一倍，扩大容积到100米3。这样，矿石的处理量也相应增加一倍左右。    160米3竖炉是在70米3竖炉横断面尺寸不变的情况下，将炉体加了一倍，扩大容积到160米3。其矿石处理量（设计）为30～40吨/台•时。    竖炉用辅助设备主要有设在炉体还原带下部两侧的辊式排矿机,它是沿炉体长度方向安装的.50米3及70米3竖炉每侧装一台；100米3及160米3竖炉每侧装两台。辊式排矿机的排矿辊用来排出焙烧矿石。中心线以下浸在水封池中，其转速可按矿石还原质量进行调节，控制排矿辊式排矿机技术性能。    排矿辊下部有搬出机，用来搬出焙烧矿石，焙烧矿石经排矿辊进入水淬冷后，落在搬出机上，由搬出机运出。    竖炉炉顶上部为给矿漏斗，漏斗两侧为排烟管，有相应废气弯管与排烟管连接，安装两个除尘器，构成两组排烟收尘系统，两组除尘器的烟气经旋风除尘器后，由一台抽风机将烟气排到大气中。

（二）回转窑    回转窑主要用于处理矿石粒度为30毫米以下的一种炉型。对各种类型铁矿石都能较好地进行磁化焙烧，焙烧矿质量较好。铁矿石磁化焙烧使用最广泛的回转窑结构如图4所示。    回转窑身是用耐热钢板制成的圆筒，其内壁衬有耐火砖。沿窑身长度方向分为加热带、还原带和冷却带。    矿石从窑尾端给入加热带,随窑身转动而向前移动,同逆向流动的热气流接触而被加热.进入还原带后与还原剂反应生成磁铁矿石,然后进入冷却带,从排矿端排出.矿石在窑内一般为3～4小时,窑内充填系数为20～25%。    我国酒泉钢铁公司的回转窑焙烧车间设计6座窑，现建成一座。车间内由加料系统（矿石和煤）、收尘系统、焙烧窑系统、排料系统、煤制粉系统及环水系统组成。回转窑外径3.6米，内径3.1米，长50米，有效容积约377.4米3。窑内衬有高铝砖,窑倾斜角为5%窑身安装有8个风嘴和4组温度测定装置,窑身转数为1.37转/分。还原用烟煤。加热用焦炉煤气。    苏联克里沃罗格中部采选公司有30座ф3.6×50米回转窑进行工业生产。[next]   （三）沸腾炉    沸腾炉主要用于处理矿石粒度为3～0毫米（5～0毫米）的一种炉型。    沸腾焙烧以流态化技术为基础。固体颗粒在气流的作用下，构成流态化床层似沸腾状态，被称作流态化床或沸腾床。这样矿石可在沸腾状态下进行加热还原，有利于提高焙烧矿质量。    鞍山钢铁公司曾在100吨/日试验炉的基础上设计并建成日处理量700吨的折倒式半载流两相沸腾焙烧炉，如图5所示。    焙烧炉由主炉和副炉组成。主、副炉中间设有隔板，上部连通，炉膛为方形断面，主炉下部还原带为圆形筒体，底部设有气体分布板。副炉内有10层挡料板。炉体为砌砖结构，金属外壳。主、副炉在不同高度上，设有三排煤气烧嘴，供燃烧用。此外，还有测温和测压装置。    对鞍钢齐大山赤铁矿石进行了工业试验。取得较好的焙烧指标。原矿石经ф4×1.2米无介质磨矿机磨到3～0毫米，运送到主炉炉顶入炉后，矿粒受到炉内气流作用，进行自然分级。分出的细粒级随气流进行载流还原焙烧；粗粒级下落与主炉内上升的气流呈逆向运行，在稀相状态下进行加热，然后至浓相沸腾床中进行还原反应，完成还原焙烧过程。焙烧好的粗粒产品经设在气体分布板上的溢流管落到下部矿浆池中，进行淬冷；细粒级产品经副炉和收尘器下部也排到矿浆池中。焙烧操作条件是：处理量为320吨/日；主炉还原带温度为450～500℃；燃烧带为830～870℃；副炉稀相段710～850℃；废气出炉温度600℃；还原用高炉和焦炉混合煤气2000～2500米3/时，加热用800～1500米3/时；煤气压力23～24千帕，热值为75千焦/米3，空气用量3000～5000米3/吨。