一、国内难处理金矿资源的分布状况及特点:

  我国难处理金矿资源比较丰富,现已探明的黄金地质储量中,约有1000吨左右属于难处理金矿资源,约占探明储量的1/4。这类资源分布广泛,在各个产金省份中均有分布。其中,贵州,云南、四川、甘肃、青海、内蒙、广西、陕西等西部省份占有较大比重,辽宁、江西、广东、湖南等省区也有较大的储量。主要的资源矿区如:广西金牙金矿(30吨)、贵州烂泥沟矿区(52吨)、贵州紫木函矿区(26吨)、贵州丫他矿区(16吨),云南镇源冬瓜要矿区(10吨),甘肃舟曲坪定矿区(15吨),甘肃岷县鹿儿坝矿区(30吨),辽宁凤城(38吨),广东长坑矿区(25吨),安徽马山矿区(14吨)等。造成这些矿石难处理的原因是多方面的,矿石中金的赋存状态和矿物组成是最根本的原因,根据工艺矿物学的特点分析,国内难处理矿金矿资源大体上可分为三种主要类型。

  第一种为高砷、碳、硫类型金矿石,在此类型中,含砷3%以上,含碳1-2%,含硫5-6%,用常规氰化提金工艺,金浸出率一般为20-50%,且需消耗大量的Na2CN,采用浮选工艺富集时,虽能获得较高的金精矿品位,但精矿中含砷、碳、锑等有害元素含量高,而给下一步提金工艺带来影响。

  第二种为金以微细粒和显微形态包裹于脉石矿物及有害杂质中的含矿石,在此类型中,金属硫化物含量少,约为1-2%,嵌布于脉石矿物晶体中的微细粒金占到20-30%,采用常规氰化提金,或浮选法浮集,金回收率均很低。

  第三种为金与砷、硫嵌布关系密切的金矿石,其特点是砷与硫为金的主要载体矿物,砷含量为中等,此种类型矿石采用单一氰化提金工艺金浸出提标较低,若应用浮选法富集,金也可以获得较高的回收率指标,但因含砷超标难以出售。

  针对以上特征,解决国内的难处理金矿资源这一难题仍然需从以下三方面入手:

  第一、氰化提金之前先进行预处理,将金矿中伴生的主体矿物氧化分解,使被包裹的金解离暴露出来,同时,也将一些干扰氰化浸金的有害组分除去;

  第二、通过添加某些化学物质或试剂,以抑制或消除有害组分对氰化浸金过程的干扰达到强化浸出的目的;

  第三、寻找新的高效的或无毒的浸金溶剂,取代氰化物彻底解决环境污染问题。

  上述三种技术措施,都应该作为我们今后难选冶技术研究和开发的主攻方向,但从国内外的技术发展趋势来看,难处理金矿石的预处理技术,将会成为今后一段时期开发应用的重要目标。

  二.国内难处理金矿资源的利用规状及前景。

  对于国内难处理金矿资源的开发利用,我们在过去的十年内开展了大量的研究工作,从“八五”期间的黄金行业科研计划到“九五”的国家科技攻关,加上企业和矿山的各方面投入,使难处理资源得到了一定程度的开发利用。但总体形势上并不乐观,真正从难处理的金矿资源中有效合理、安全环保地提取出的黄金占每年的总产量的比例并不高。从目前已在开发利用的方式上,大体可分成两类,一类是难处理金矿的资源矿山通过采取预处理技术或强化浸金措施实现的就地产金方式,如湖南黄金洞金矿通过采用二段氧化焙烧工艺处理高砷金精矿,甘肃岷县的鹿峰金矿,采用原矿焙烧工艺处理含砷、碳、低硫的原矿,以及乌拉嘎金矿和江西金山金矿的金精矿氰化工艺等。这部分矿山的资源利用状况是金回收率普遍不高或者对环境产生了一定程度的污染和破坏,急需从工艺技术上根本解决问题。另一类难处理金矿资源的矿山则采用浮选或其它工艺富集的方式产出难选冶的金精矿,集中销售到冶炼厂,这种方式的资源利用率还主要取决于冶炼厂的预处理工艺的技术水平。

  目前国内经批准面向全国收购含金物料进行冶炼加工的定点企业共有34家,其中黄金冶炼厂22家,有色冶炼厂12家,这些冶炼企业中除烟台黄金冶炼厂、莱州黄金冶炼厂和陕西中矿生物矿业工程有限责任公司冶炼厂三家已开始采用细菌氰化预处理工艺可以处理部分含砷金精矿外,其余的冶炼企业大部分采用的仍是金精矿直接氰化工艺或焙烧––氰化工艺,这对国内目前的难处理金矿资源的“贫、细、杂”的多样性来说,受到了一定的限制。

  因此,目前国内难处理金矿资源的开发利用现状是:虽然难处理金矿资源所占比重较大,但开发利用程度相对较低。冶炼企业对单一含金易处理物料的需求量大,原料市场竞争激烈。而针对难处理金精矿的加工工艺的技术水平相对较低,产出的复杂金精矿销售困难,因而使难处理金矿资源的开发受到限制。这样也就造成了国内黄金工业生产的被动局面,一方面是易处理金矿资源越来越枯竭;另一方面已投入大量地勘资金而探明的难处理资源得不到开发或开发利用程度低。现在较为有利的方面是诸多冶炼企业已将注意力转向含砷、含碳、微细粒包裹型难处理含金物料的开发利用上,纷纷寻求各自的渠道和方式,力求突破工艺技术难点,抢先占领潜在市场。因而可以预见随着预处理技术的工业化推广应用,难选冶物料的产量将会越来越大,难处理金矿资源开发利用的前景也将更加广阔。

  三.国外难选冶技术应用状况及发展趋势

  难选冶技术的研究与开发一直被美国、南非、澳大利亚、加拿大等国所重视。目前所应用的预处理工艺基本上是由国外开发研究并率先后在工业中加以利用的。这些工艺开发应用,也使国外大部分己探明的难处理资源基本上都能得到经济合理、安全环保的开发利用。除极微细的碳质难浸金矿仍缺乏有效的处理办法外,目前,世界黄金的总产量己有1/3左右是产自于难浸金矿。

  从国外对难选冶技术的研究路线和应用效果可以看出,难选冶技术的主要关键在于预氧化或预选除去碳质矿物的“劫金”性,因此所谓的难选冶技术主要即是指预处理技术。目前已经开发应用或正在研究的预处理技术有焙烧工艺、加压氧化工艺、细菌氧化工艺、化学氧化工艺、以及氯化法和含硫试剂氧化法等,从国外预处理工艺的发展趋势和应用程度分析,焙烧氧化、加压氧化工艺和细菌氧化这三种预处理工艺将会成为未来难处理金矿的基本工艺技术。

  焙烧是难处理金矿石的最古老而传统的预处理方法,象早期使用的多膛炉焙烧、回转窑焙烧,马弗炉焙烧,随着技术的进步和市场的需求,近十几年来开发出的两段沸腾焙烧和原矿循环沸腾炉焙烧给这一传统工艺的工业应用带来新的生机。近十年中,世界各地新建焙烧氧化厂十多座。较为有代表性的应用矿山如美国的Jerritt Canyon和Big Spring以及南非的New Consort 等金矿。

  焙烧工艺的优点是适应性相对较强,(可处理含碳质的难浸金矿),*作费用相对较低,(当含硫80%以上时,很容易自然进行),并且当矿石中含铜时,可通过的浸成水浸工艺综合回收铜。该工艺的缺点是对*作参数和给料成分变化比较敏感,容易造成过烧或欠烧,欠烧时矿石中的含硫和含砷矿物分解不充分,过烧时焙砂出现局部烧使焙砂的孔隙被封闭找点粒二次包裹,从而导致金的浸出率下降。再者焙烧时会产生二氧化硫和三氧化二砷,综合回收不利时,会严重污染大气与环境。从目前来看随着环保要求越来越严格,与工艺相配套的烟气治理成本将会大幅度提高。因此,该工艺将会受到湿法预处理工艺的挑战。为了更好地解决环保要求,降低能耗,增加焙烧强度、提高浸出率,焙烧工艺的技术也得到了一定的完善和发展,最近几年国外的研究机构正在开发研究热解––氧化焙烧法,闪速焙烧法和微波焙烧法等更加有效的焙烧技术,虽然目前均还处于试验研究阶段,但像微波焙烧工艺等已显示出了良好的工业应用前景。

  热压氧化法在拉美国家被认为是最有效的预处理工艺。其分为酸性热压氧化和碱性热压氧化两种。碱性热压氧化由于仅适用于碳酸盐含量高、硫化物含量低(<20%)的难处理金矿石,因而,相比较而言酸性热压氧化工艺的应用较为广泛。

  酸性热压氧化基于在高温高压下,黄铁矿、毒砂等硫化矿物与氧发生反应,使矿物结构发生变化的机理,通过在酸性介质中的高温、高压下的的一系列反应,使被包裹的金暴露出来。达到氰化浸金的目的。1985年,美国麦克劳林提金厂首次应用酸性热压氧化预处理工艺以来,美国、加拿大、巴西和巴布新加坡等国家先后建立了近10座应用该工艺的提金厂,这些提金厂大多数为日处理1000吨以上的大型原矿热压氧化工艺。如美国的Gold Strike Getchell。文该工艺对难处理金精矿也是比较不效的,巴西的Sao Renton、希腊的Olypias、巴布亚新几内亚的Porgora和加拿大的Campbell金矿则是处理金精矿的代表。

  热压氧化工艺的优点在于黄铁矿和毒砂的氧化产物都是可溶的,因此,无论金颗粒多么细都会被解离,因而金的回收率较高,许多难处理金精矿经加压浸出后,浸出率高达98%以上,同时该工艺可以直接处理原矿,这对于不易于浮选富集的金矿石而言更加有效;由于采用的是湿法工艺流程,不带来烟气污染问题。缺点是:设备的设计和材质要求很高;由于压力*作及设备的防腐问题会带来一定的安全危险;与生物氧化法相比,*作和维护水平的要求更高;再者,基建投资费用较高,因而普遍认为只有建设大规模处理厂,经济上才比较合理。有文献提出,日处理量应在1200吨以上。

  最近,澳大利亚Dominion矿物公司提出的超细磨––低温低压氧化技术(Activex),通过超细磨矿(5~15μm)提高了矿物质表面活性,降低工艺的氧化温度和压力,使反应釜材质,防腐问题变小,因此,可以预见该工艺在突破选矿设备的压力和防腐问题后,工业应用的前景将会变得更加广阔。

  线菌氧化技术是继热压氧化和焙烧氧化之后又一种具有强大生命力的预处理工艺,目前应用于槽浸氧化和堆浸氧化两个方面。后者主要用于从低品位的难处理金矿中回收金。该预处理技术有BIOX法和BacTech法两种。BIOX法是南非Gencor公司,1975年开始率研究开发的技术,从1986年首先在南非Fairview金矿建成10t/d规模的细菌氧化预处理厂以来,Gencor公司开始陆续地向国外金矿转让该项技术,并从1991年起陆续建成5座处理难选冶精矿的细菌氧化厂,分别是南非的Fairvew (40t/d),巴西的Sao Bento (150t/d) 澳大利亚的Harbour Light(40t/d)和Wiltuna(157t/d),加纳的Ashanti(960t/d),其中以加纳的Ashanti的规模目前最大,它处理的矿石是含碳质的硫化物金矿,直接氰化金浸出率仅5~40%,细菌氧化预处理后的氰化金浸出率可提高到94%以上。最近乌兹别克斯的Navoi公司也已购买了该技术,拟处理Kokpntas金矿的难处理金矿石,目前即将投产。

  BacTech法是澳大利亚BacTech公司开发的技术,巴克泰克公司第一个将嗜热菌(适宜温度范围45~55℃)成功地用于生产实践,在澳大利亚的Yonanmi(尤安密)金矿成功地生产了两年以上,处理能力为120t/d。

  细菌氧化艺从国外的应用实践分析具有很多的优点:与热压和焙烧工艺相比,基建投资较低,生产成本也较低,同时生产*作的复杂程度相对不高;砷最后生成砷酸铁化合物,比生成气体再回收利用要安全和更加环保;细菌可以有选择地氧化砷黄铁矿,当矿石中金主要与砷黄铁矿共生时,在砷黄铁矿和黄铁矿混合的矿物中,只氧化砷黄铁矿就能使金解离,不需要氧化全部硫化物。

  但是,该工艺也存在一定的缺点:氧化时间长,矿浆浓度低,需要大容积和搅拌槽,在酸性介层中完成氧化过程,因而需要防腐材料成外包材料;正常工作时,一般需要降温冷却,需要消耗额外的能量,最后还有一点不利之处是,如果在*作中出现一次“误*作”,细菌可能会死亡,这需要几个星期才能把细菌的生物量恢复起来。

  尽管目前应用细菌氧化工艺的工厂还不多,但作为一种比较新的工艺,与其它的预处理工艺相比,已充分显示了非常好的发展前景。

  除上述三种预处理工艺外,化学氧化法也曾在工业上得到过应用,曾采用闪速氯化工艺处理卡林型碳质矿石。目前,各国仍在研究开发各种更加有效,易于工业实施的预处理技术,如硝酸作为催化剂的硝酸催化氧化法,同步完成预处理和浸金过程的HMC工艺,硫酸、碳酸、氢氧化钠、氯化盐介质中电化学氧化法工艺等,各种化学氧化法在试验室研究和半工业试验研究中均获得了良好的效果,但尚需解决许多工程化的技术问题。从国外难选冶技术的发展趋势看,研究开发*作条件比较温和,反应速度快,工艺投资费用和生产费用合适,环境污染小的预处理技术是主要的发展方向。

  四、国内难选冶技术的现状及发展前景:

  国内难选冶技术的开发研究起始于九十年代初,“八五”期间国内的科研机构针对国内陆续发现的难处理金矿资源开展了许多很有见地的试验研究工作。但大都停留在试验室所获得的成果水平上。工业上的应用几乎为空白。贵州丹寨的精矿焙烧提金厂曾进行过难处理金矿资源工业化利用的尝试,因为种种原因仅运行了几年。

  较为系统的研究起始于“九五”国家科技攻关。长春黄金研究院、北京有色金属研究院等科研院所对氧化焙烧工艺,碱性热压氧化工艺和细菌氧化工艺这三大预处理工艺借助国家“九五”科技攻关计划进行了较为系统的研究,并取得了阶段性成果,为我国难处理矿资源的开发利用奠定了坚实的技术基础。

  北京有色金属研究院依托湖南黄金洞金矿完成了系统的小试、中试和工业试验三个研究阶段,该项研究课题针对黄金洞金矿的高砷难处理金精矿,通过系统的试验研究重点解决了两段焙烧工艺的技术条件和参数,并完成了20t/d规模两段的焙烧––氰化工业试验。该工艺在缺氧气下脱砷,在氧化气氛下脱硫,产出疏松多孔焙砂,在试验室条件下,氰化浸出率由一段焙烧前的60-70%提高到93%左右。烟气中的砷以白砒形式得到回收,综合回收率达99.9%,烟气中的SO2达6%~10%,符合制酸条件,采用吸收方法治理,吸收率达到90%以上。工艺试验表明,采用两段焙烧工艺处理含砷金精矿,不仅提高了金的浸出率,同时综合回收了砷、硫等伴生元素。目前,该工艺生产厂正处于调试阶段,正常生产后可为国内焙烧工艺厂提供较为全面的工业参数。

  除黄金洞金矿外,目前国内采用焙烧氰化工艺的冶炼厂有4座,总生产能力,达1100吨/左右,但所采用的工艺皆为一段焙烧氧化提金工艺,因而,对于含砷的复杂金矿还不能达到技术和环保要求。另外,甘肃岷县的鹿峰金矿采用原矿沸腾焙烧技术,处理含砷、锑、碳的原矿,但目前工艺的仍处于调试阶段。

  就焙烧工艺在国内的应用状况来看,以氧化焙烧作为难处理金矿的预处理工艺,虽然目前应用并不普遍,由于有多家冶炼厂已采用了一段氧化焙烧工艺处理相对比较复杂的含金物料,因而具备了一定的工艺技术改造的基础。国大黄金冶炼厂目前正在与南化院和北京矿冶研究总院合作进行两段焙烧工艺的技术改造。因此,氧化焙烧预处理工艺在国内应该有较广阔的发展前景。

  热压氧化工艺在国内的工业应用仍然为空白,但经过“九五”科技攻关的系统化研究,从小型试验到扩大连续性试验的大量工作中,我们获得了大量的工艺技术研究数据。为下一步的工业化应用,打下了基础。尤其在1997年至1999年期间,长春黄金研究院与核工业北京化工冶金研究院合作,针对吉林浑江金矿的难处理原矿,通过采用碱性热压氧化––釜内快速氰化提金工艺技术,有效地氧化分解了载金硫化物,使金浸出率从直接氰化的低于47%提高到92%以上。并且完成了800-1000kg/d的扩大性试验。该工艺研究,由于采用的是碱性热压工艺,氧化过程的温度和压力相比国外的酸性热压技术要低,因而,更加适合于我们的国情,更容易在国内推广应用。山东金翅岭金矿正在筹备建设热压氧化–––氰化提金厂。

  细菌氧化工艺虽然是比较新的工艺,但在国内却是发展最迅速的工艺,它目前在国内的工业化应用程度和受青眯程度已远远地超过了前两种工艺,这完全得益于各个科研院所做的大量试验研究和探索工作,目前正在从事细菌氧化工艺研究的科研单位不低于十家,如长春黄金研究院、东北大学、吉林冶金研究院和陕西中矿生物矿业工程责任有限公司等,这些研究单位针对国内的难处理金精矿做了大量的试验研究工作。其中,长春黄金研究院已形成了较为完善的工艺研究系统,从菌种的选育、培养、驯化到1kg/d、5kg/d、100kg/d的连续试验,已基本达到了扩大性工业试验的研究规模,从而可为该工艺的工程化应用提供较为系统和详细的技术咨询与技术服务。2000年12月,他们在烟台黄金冶炼厂成功地建成了国内第一家50t/d规模的细菌氧化–––氰化炭浆工艺提金示范厂,到目前已经历了8个月的生产实践,现在该工艺流程畅通,技术指标稳定,在金精矿磨至-0.038毫米占90%,氧化温度40-50℃,氧化矿浆浓度18%,氧化时间6天的较较佳工艺条件下,金的氰化浸出率达到95%以上,为细菌氧化工艺在国内的工业化应用开创了良好的局面。

  在开发应用国内细菌氧化技术的同时,注重技术的引进与吸收也是实现该工艺工程化应用的重要途径,莱州黄金冶炼厂与澳大利亚和南非合作,全套引进国外先进的技术与设备,为该工艺的推广应用,提供了更加广阔的选择途径。

  经过自主开发的研究和引进吸收的工业化实践,为我国细菌氧化工艺的推广应用奠定了技术基础,目前,更为多的矿山和企业已开始重视该工艺的应用,有的企业正在筹建工艺生产厂。从目前的发展趋势看,细菌氧化工艺在今后势必将成为难选冶技术的主流。

  从国内外难选冶技术的应用和发展趋势分析,焙烧工艺、热压工艺和细菌氧化工艺将成为二十一世纪难处理金矿资源的基本预处理工艺。原因在于这三种工艺均具有氧化分解成金硫化矿物,破坏硫化矿物晶体结构使被包裹的金暴露出来以利于氯化提金的共同特性,同时,均以被工艺化应用实践所检验和具有较深的技术研究基础。但每一种工艺又都有自身的特性,环境特性和经济特性,所以,我们在选择应用一项预处理工艺时,应根据所处理的矿石物学特性,矿区地域、环保要求、经济效益等情况进行系统地综合分析,尤其对于来料加工的冶炼企业,由于含金矿金物料来源广泛,矿物种类复杂,在选矿工艺的选择时更还要充分考虑原料的市场及工艺的合适性。只有这样,我国的难选冶技术才能走向良性的发展轨道。
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.皮带运输机皮带跑偏的处理 皮带运输机运行时皮带跑偏是最常见的故障。为解决这类故障重点要注意安装的尺寸精度与日常的维护保养。跑偏的原因有多种,需根据不同的原因区别处理。

1 调整承载托辊组 皮带机的皮带在整个皮带运输机的中部跑偏时可调整托辊组的位置来调整跑偏;在制造时托辊组的两侧安装孔都加工成长孔,以便进行调整。具体方法是皮带偏向哪一侧,托辊组的哪一侧朝皮带前进方向前移,或另外一侧后移。皮带向上方向跑偏则托辊组的下位处应当向左移动,托辊组的上位处向右移动。

2安装调心托辊组 调心托辊组有多种类型如中间转轴式、四连杆式、立辊式等,其原理是采用阻挡或托辊在水平面内 方向转动阻挡或产生横向推力使皮带自动向心达到调整皮带跑偏的目的。一般在皮带运输机总长度较短时或皮带运输机双向运行时采用此方法比较合理,原因是较短皮带运输机更容易跑偏并且不容易调整。而长皮带运输机最好不采用此方法,因为调心托辊组的使用会对皮带的使用寿命产生一定的影响。

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我国锌金属储量占世界总储量的1/4,居世界第二。同时我国也是一个锌生产大国,2002年锌金属产量达到210.58万t,居世界第二位,出口量仅次于加拿大,达到49.60万t。
随着国民经济的发展,对锌金属的需求量也在增加,迫切需要对复杂难选的锌资源进行开发和利用。我国一些含铅、锌、硫、铁或者锌、铜、锡、铁、硫的铅锌矿山和锌锡矿山等都不同程度地含有铁闪锌矿,例如广西的大厂、河三铅锌矿,湖南的黄沙坪、潘家冲、野鸡尾铅锌矿,贵州的赫章铅锌矿,青海的锡铁山铅锌矿,黑龙江的西林铅锌矿,吉林的放牛沟、故牛淘铅锌矿,广东的厚婆坳铅锌矿,云南的都龙锌锡矿和澜沧铅锌矿等。这些矿山的铁闪锌矿含铁一般为8%~ 12%,有的高达26%。
    云南锌金属储量2 000多万t,居全国第一,其中铁闪锌矿的锌金属储量达700万t,占云南锌金属储量的1/3;而都龙的铁闪锌矿接近云南的40%,产量集中,其纯的铁闪锌矿单矿物中含铁高达20%甚至以上。
    此外,稀贵金属铟、银和镉等常常共伴生在铁闪锌矿中。以铟为例,其储量我国是世界第一,云南则是全国第一。都龙矿区有3 968 t铟储量,占云南保有储量4 668 t的85%,为云南第一;除铟以外,该矿区还伴生有银、镓、锗、镉、钴以及大型储量的硫和砷等。因此,对铁闪锌矿的开发利用已越来越引起人们的高度关注。
〖BT1〗〖STHZ〗2〓〖STBZ〗铁闪锌矿含铁量与其颜色和选矿特性的关系
2.1铁闪锌矿的铁含量与其颜色的关系[1,2]
    铁闪锌矿(ZnxFe(1-x)S)是目前发现的3种硫化锌矿物(另外两种是闪锌矿和纤维锌矿)之一。闪锌矿含铁6%以上时,称为铁闪锌矿;含铁12%时,称为高铁闪锌矿;铁含量达18%以上时,可以称为超高铁闪锌矿。
铁闪锌矿随着其晶格中铁离子含量增加,颜色由浅变深,当铁离子含量达到20%左右时,就变成黑色或者黑褐色。一般高中温热液矿床的铁闪锌矿含铁高些,颜色呈黑褐色;中温热液矿床的铁闪锌矿含铁较少,呈褐色或者浅褐色;低温热液矿床的铁闪锌矿含铁更少,一般呈黄色。
依据矿床成因,一般铁闪锌矿不含锗,而铟、银、镉、镓等富集在铁闪锌矿中。都龙的情况与此表现出较大的一致性。
2.2铁闪锌矿的含铁量与选矿特性的关系
    闪锌矿晶格上的锌原子被Fe3+取代,使其化合价和电荷状态失去平衡,并导致2个Zn2+变为Zn+,降低了空穴浓度、增加了电子密度,使闪锌矿成为N型半导体矿物铁闪锌矿,从而影响其可浮性、吸附性、氧化还原状态和界面电化学反应。由于电子密度增加,铁闪锌矿形成了对黄原酸阴离子较强的排斥作用,不利于捕收剂的吸附,因此,铁闪锌矿的可浮性比闪锌矿的可浮性降低。含铁量越高,晶格参数增加和晶体表面能降低得就越多,晶格中的离子键、半导性等发生的变化就越大,因而可浮性就越差。
不同矿山的铁闪锌矿种类不同、含铁量不等、可浮性和难选程度不一致,铁闪锌矿含铁的多少,除影响其可浮性外,还影响其磁性强弱。铁闪锌矿的磁性强弱与铁含量成正比,含铁愈高,磁性愈强。一般当磁选的磁感应强度为0.2~ 0.3 T时,铁闪锌矿可进入到磁性产品中。因此,在有些情况下,为了提高锌精矿品位而对锌精矿进行磁选,脱除部分含铁高的铁闪锌矿。在放牛沟铅锌矿的选矿试验中,铁闪锌矿含铁6.81%~ 15.09%(平均含铁10.61%),对已获得的含锌43.86%的锌精矿进行磁选,可分选出部分含铁高的铁闪锌矿和其它的磁性物,锌精矿锌品位达到47.75%,提高3.89个百分点,锌作业回收率98.8%。
铁闪锌矿的浮选流程
对于含铁闪锌矿的多金属硫化矿的浮选,一般有3种流程结构可供选择,即混合浮选、优先浮选和等可浮流程。
混合浮选包括全混合浮选和部分混合浮选。全混合浮选是先全浮选铜、铅、锌、硫,然后再分选为单一的精矿。部分混合浮选是先铜铅锌混合浮选,再选硫;或者优先选铜铅,再锌硫混合浮选,随后再分离浮选,其选别指标往往取决于锌与硫分选的优劣程度。
优先浮选即首先浮选铜、铅,再选锌,最后选硫的依次浮选流程。从浮选工艺的观点看,优先浮选较混合浮选更为有利。优先浮选时,磨矿后,表面新鲜的黄铁矿可得到有效的抑制。倘若是混合浮选,锌矿物和黄铁矿表面均吸附有捕收剂和活化剂,在锌硫分离浮选时,若要很好地抑制黄铁矿,就必须除去其表面的捕收剂,这比使表面新鲜的黄铁矿受到抑制更加困难。所以,优先浮选比混合浮选更有利于锌和硫化铁矿物的分选。在很多时候,铁闪锌矿浮选的实质,也就是铁闪锌矿与黄铁矿或者磁黄铁矿的分离问题。
但在实际生产中,须根据具体的矿石性质决定采取哪种流程。分细粒级的锌矿物根本无法回收而损失到尾矿中;加大捕收剂用量强拉,又使得一部分可浮性极强的黄铁矿上浮,在锌回路中造成黄铁矿的恶性循环,影响锌硫分离;而且,全优先浮选流程只能在酸性介质中而无法在碱性介质中回收硫。
西北某铅锌矿原矿含铅4.03%、锌7.45%、硫19.30%,锌矿物主要为铁闪锌矿,其中含铁8.4%~ 26.2%(平均11.3%)。采用锌硫优先浮选和锌硫混合浮选流程对铁闪锌矿与硫化铁矿物的分选进行对比试验,发现优先浮选获得的锌选矿指标优于混合浮选的指标。
4.1铁闪锌矿的可浮性与粒度的关系
    铁闪锌矿的可浮性与其粒度大小有很大的关系。我们对不同粒级的都龙铁闪锌矿单矿物的可浮性进行了研究,浮选时间为12 min,不加任何浮选药剂,试验结果见表2。由表2可知,铁闪锌矿粒度过粗或者过细,其可浮性都很差。
4.2粗粒铁闪锌矿的危害
    铁闪锌矿粒度太粗主要存在以下3个方面的危害。
(1) 除了造成锌、铟的损失(如广西大厂车河选矿厂原损失在锌硫混选尾矿中的锌金属90.91%集中在大于0.25 mm粒级中 [3])外,铁闪锌矿粒度太粗还会使锌硫混选采用低浓度、大药量的不正常操作,混选所用的过量黄药和2号油等大部分随泡沫进入锌硫分离作业,造成分离作业泡沫相当粘,使铁闪锌矿与磁黄铁矿之间的浮选性能差别遭到破坏,给锌硫分离带来困难,脉石矿物也因为泡沫粘而夹杂进入锌精矿。 
(2) 由于硫化矿的密度与锡石的接近,粗粒硫化矿进入后续重选作业后,与细粒锡石混杂在一起,使摇床分带不清,无法截取锡石精矿,影响锡石的回收率。都龙的锡石回收率还不到40%。(3) 粗粒容易沉淀、累积在浮选槽内,使浮选作业无法正常进行,甚至烧坏电机,因而不得不加大水量、降低浮选浓度,这又导致药剂用量、水量等生产成本的大幅度增加。车河选厂仅锌硫混选和锌硫分离作业,2号油用量高达400 g/t,硫酸4 000 g/t,黄药290 g/t;如果矿物粒度降至-0.25 mm,则黄药用量可降至100 g/t,2号油可降至100 g/t吨,硫酸可降至1 000 g/t,全年至少可以节省药剂费用200万元。
4.3提高分级效率的重要性[4]
目前许多选矿厂采用的螺旋分级机不能满足多金属硫化矿分级的要求,因为螺旋分级机主要是按密度分级,粒度是一个相对次要的因素,而硫化矿多是重矿物,很难在螺旋分级机中按各自的粒度分级。大厂螺旋分级机溢流中大于0.25 mm的产率占15.68%,返砂中小于0.25 mm的产率占61.37%,造成硫化矿欠磨、过磨。因此,采用高频细筛等高效分级设备,提高分级效率是非常重要的。

5  铁闪锌矿的活化
5.1硫酸铜活化铁闪锌矿的缺陷
5.2硫酸铜的活化时间
5.3铵盐和X-1的活化作用
6石灰和pH值对铁闪锌矿浮选的影响
7捕收剂对铁闪锌矿浮选的影响
8磁黄铁矿或黄铁矿的抑制
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取样就是用一定的方法从大批物料中取出少量有代表性物料的过程。所取出的这部分物料叫做试样(如为若干份之和则叫平均试样)。

为了保证试样的代表性,当然取出的试样愈多愈好。但这样的结果是不经济的,也没有必要。在实际工作中,总是确定一个有代表性的最小试样重量。影响最小试样重量的因素很多,主要有物料的最大块度,矿物嵌布特性,物料中有价成分的含量,各矿物组成密度的差异以及允许的误差等等。目前用以下经验公式来确定试样的最小重量:

Q = Kd2,公斤

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破碎车间的主要技术经济指标

      1.处理矿量:碎矿车间的处理矿量是它的重要数量指标,它应为磨矿车间提供粒度合格,数量充足且有一定储备的矿石.保证磨矿作业的正常进行,碎矿车间的处理矿量即是各段破碎机的处理矿量,因此,提高各阶段碎石机的台时处理能力,减少设备空转,时获得最佳经济效益,降低单位消耗的重要途径之一.

      2.最终产品粒度:破碎车间的最终产品粒度是它的重要质量指标.目前,选别作业通常分碎矿和磨矿两个阶段将矿石细化,碎矿最终产物粒度除对本阶段的经济效益有重要的影响外对下一阶段磨矿作业也有直接的影响,若碎矿最终粒度增大,可使碎矿成本下降,但磨矿成本提高,因此该二阶段应本着总经济效益最佳色原则,通过核算后确定最佳的碎矿最终产品粒度.实践中保证最终产品粒度的途径可有两种,其一,若采用闭路碎矿流程时应保持检查筛分机械地筛面完好,如漏损应及时修补或更新;其二:若采用开路碎矿流程时应对细碎机械的排矿口及时测试,若有改变及时调节.

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1)矿石破碎;(2)磨矿工艺;(3)选别技术;(4)烧结球团技术;
锰:

机械选(包括选矿、筛分、重选、强磁选和浮选),以及火法副集,化学选矿法等。
铬:

采用跳钛机、摇床、螺旋选矿机、离心选矿机和皮带溜槽选别,也用水力分选别过摇床中矿。
钛钒磁铁矿:

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钒钛磁铁矿:这是我国钛铁矿岩矿床的主要矿石类型。根据攀枝花矿山公司的选矿研究和生产实践,其钛铁矿精矿的选矿是在对钒钛磁铁矿石经一段磨矿(-0.4mm),一粗、一精、一扫的磁选流程磁选出磁铁矿精矿(Fe51%~52%,TiO212.6%~13.4%,V2O50.5%~0.6%)之后的磁尾(矿)进行。磁尾矿(含TiO27%~9%)中粒状和部分片晶状钛铁矿精矿的选矿方法工艺流程如图3.5.6所示。选矿厂选钛车间设计指标见表3.5.7。

  钒钛磁铁矿石以Fe与Ti形式致密共生赋存在钛磁铁矿中的TiO2(约占攀西地区TiO2总储量的53%),由于赋存状态、粒度,以及在高炉冶炼绝大部分没有被还原而以TiO2形式进入炉渣的化学反应特性等因素,目前还难以用机械选矿方法回收利用。但是,随着攀枝花钢铁研究所和北京钢铁研究总院对钛磁铁矿的铁、钛、钒综合回收而对冶炼工艺和技术的改进与提高,现已基本上打通流程,取得了积极的成果。此外,还开展了还原磨选制取铁粉和综合回收钒钛的试验。其流程是:

钒钛铁精矿— —铁粉

燧道窑碳还原— —V2O5

破碎磨矿— —富钒钛料—湿法分离——
 
重磁选分离- TiO2

 钛铁矿、金红石砂矿:这是我国目前生产钛铁矿和金红石精矿的主要矿石类型。根据海南中兴精细陶瓷微粉总厂和海南省冶金工业总公司所属沙老、南港、清澜(铺前)、乌场(保定)4个国有钛(砂)矿的生产实践,其钛铁矿、金红石、锆石、独居石砂矿的采矿、选矿工艺流程和各种精矿的技术指标如图3.5.10。采矿的回采率>95%,贫化率<5%,选矿的总回收率达80%~85%。
为了提高资源的利用率和经济效益,减少中矿、尾矿的积压和对环境的污染,广州有色金属研究院曾专题研究了“海南岛海滨砂矿难选中矿钛元素赋存状态及综合回收途径”(第三届全国矿产资源综合利用学术会议论文集,1990年)。该研究、试验表明:①钛元素主要赋存在以Ti4+与Fe2+呈类质同象置换而形成的钛-铁矿系列中;其中钛铁矿(含TiO252%~54%)和富铁钛铁矿(含TiO246%)所占的比例达66.2%,其次是富钛钛铁矿(含TiO256%~58%)占19.2%,钛赤铁矿(含TiO210.7%~19.5%)占14.6%。此外,钛元素还少量地赋存在金红石、锐钛矿、白钛石和榍石中。②难选中矿属钛铁矿、锆石、独居石、金红石、锐钛矿等的混合矿物,矿物粒度0.2~0.08mm(属可选粒度);采用二碘甲烷介质作“沉浮”选矿,比重<3.3的非有用矿物的上浮排除率达19.76%,比重>3.3的有用重矿物下沉产率达73.5%。③在下沉的重矿物中,除主收钛铁矿外,可综合回收锆石、独居石、富钛钛铁矿和金红石;其有效的选矿流程有二:其一是有用重矿物经电磁选场强6000Oe分选出占钛铁矿矿物比例88.1%的磁性产品(TiO243%),再经800℃、10min的氧化焙烧,最后经场强650 Oe弱磁选,在磁选产品中可获得TiO250%~51%的钛铁矿精矿产品;其二是有用重矿物(钛铁矿粗精矿,含TiO243%~46%)经电选(2.1kV,120r/min),在导体产品中可获得TiO2 51%~53%的钛铁矿精矿产品。④在经场强8000—12000 Oe磁选的尾矿中,再采用浮选,可获得合格的独居石精矿;再对其经场强>20000 Oe磁选的非电磁性重矿物尾矿中,采用电选,可在非导体性产品中获得合格的锆石精矿,在导体性产品中获得合格的金红石精矿。

  国内外钛矿资源的90%以上用于生产钛白,钛白的生产工艺流程,主要有先进的氯化法(图3.5.7)、盐酸法(图3.5.8)和传统的硫酸法
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钼矿的选矿方法主要是浮选法,回收的钼矿物是辉钼矿。有时为了提高钼精矿质量、去除杂质、将钼精矿再进行化学选矿外理。

  辉钼矿晶体呈六方层状或板状结构,由沿层间范氏健的S—Mo—S结构和层内极性共价键S—Mo形成的。层与层间的结合力很弱,而层内的共价键结合力甚强。所以辉钼矿极易沿结构层间解裂呈片状或板状产出,这是辉铜矿天然可浮性良好的原因。实践证明:在合适的磨矿细度下,辉钼矿晶体解离发生在S—Mo—S层间,亲水的S—Mo面占很小比例。但过磨时,S—Mo面的比例增加,可浮性下降,虽然此时加入一定量极性捕收剂如黄药类,有利于辉钼矿的回收,但过磨产生的新矿泥影响浮选效果。因此对辉钼矿的选别要避免和防止过磨,在生产上需要采用分段磨矿和多段选别流程,逐步达到单体解离,确保钼精矿的高回收率。

  钼矿的破碎一般都采用三段一闭路流程,破碎最终产品粒度为12~15毫米。

  磨矿通常用球磨机或棒磨-球磨流程。亨德森是唯一采用半自磨流程的。浮选采用优先浮选法。粗选产出钼粗精矿,粗扫选尾矿回收伴生矿物或丢弃。钼粗精矿采用两、三段再磨,四,五次精选获得最终钼精矿。
  钼矿的浮选药剂以非极性油类作捕收剂,同时添加起泡剂。美国和加拿大用表面活性剂辛太克斯(Syntex)作油类乳化剂。根据矿石性质,用石灰作调整剂,水玻璃作脉石抑制剂,有时加氰化物或硫化物抑制其他重金属矿物。
  为保证钼精矿质量,对钼精矿中所含的铜、铅、铁等重金属矿物和氧化钙以及炭质矿物需进一步进行分离:
  一般使用硫化钠或硫氢化钠,氰化物或铁氰化物制铜和铁;用重铬酸盐或诺克斯(Nokes)抑制铅。如果使用抑制剂,杂质含量还达不到质量标准,尚需辅以化学选矿处理:次生硫化铜用氰化物浸出;黄铜矿用三氯化铁溶液浸出; 方铅矿用盐酸和三氯化铁溶液浸出,均可达到标准含量。
  含氧化钙的脉石易泥化,因此,对于含此类脉石的矿石切忌过磨。生产上往往添加水玻璃,六聚偏磷酸钠或有机胶作脉石抑制剂或分散剂;也可用活性炭加CMC(羧甲基纤维素)抑制碳酸盐脉石。最终可用盐酸或盐酸加三氯化铁溶液浸出处理。
  含炭质矿物的分离,首先要查明炭质是属石墨类、沥青类或煤类。这些炭质矿物的可浮性与辉钼矿相近,但密度较小,一般可用重选法进行脱除;使用六聚偏磷酸钠和CMC抑炭浮钼;或加三氯化铁、水玻璃和六聚偏磷酸钠抑制炭质也有效;采用焙烧除去有机炭,也是办法之一。应该指出的是,所有这些炭质矿物的分离方法,目前还不能令人满意,还是一个尚未完全解决的问题。
  脉石中SiO2(二氧化硅)含量太高,常常是影响钼精矿品位的原因。经查定:SiO2含量随着钼精矿品位提高而下降,两者有相互消费的趋势。只要钼矿物达到单体解离细度,SiO2含量一般可降到标准以下。加活性炭吸附钼表面的油药,再加CMC抑制硅酸盐脉石,SiO2含量也可降到标准以下。

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离心选矿机与平面溜槽相比有如下优点:

(1)离心选矿机对微细矿泥的处理比较有效,对37—19微米的粒级回收率高达90%左右。因为矿粒在离心选矿机中的分选是借离心力和横向流膜的联合作用,所以其富集比高于平面重力溜槽。

(2)由于离心选矿机利用离心力的作用,因而强化了重选过程,缩短了分选时间。因此其处理能力大,为自动溜槽的10倍左右。

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(一)锰矿选矿
  我国锰矿绝大多数属于贫矿,必须进行选矿处理。但由于多数锰矿石属细粒或微细粒嵌布,并有相当数量的高磷矿、高铁矿和共(伴)生有益金属,因此给选矿加工带来很大难度。目前,常用的锰矿选矿方法为机械选(包括洗矿、筛分、重选、强磁选和浮选),以及火法富集、化学选矿法等。
  1.洗矿和筛分
  洗矿是利用水力冲洗或附加机械擦洗使矿石与泥质分离。常用设备有洗矿筛、圆筒洗矿机和槽式洗矿机。
  洗矿作业常与筛分伴随,如在振动筛上直接冲水清洗或将洗矿机获得的矿砂(净矿)送振动筛筛分。筛分可作为独立作业,分出不同粒度和品位的产品供给不同用途使用。
  2.重选
  目前重选只用于选别结构简单、嵌布粒度较粗的锰矿石,特别适用于密度较大的氧化锰矿石。常用方法有重介质选矿、跳汰选矿和摇床选矿。
  目前我国处理氧化锰矿的工艺流程,一般是将矿石破碎至6~0mm或10~0mm,然后进行分组,粗级别的进行跳汰,细级别的送摇床选。设备多为哈兹式往复型跳汰机和6-S型摇床。
  3.强磁选
  锰矿物属弱磁性矿物〔比磁化系数X=10×10-6~600×10-6cm3/g〕,在磁场强度Ho=800~1600kA/m(10000~20000oe)的强磁场磁选机中可以得到回收,一般能提高锰品位4%~10%。
  由于磁选的操作简单,易于控制,适应性强,可用于各种锰矿石选别,近年来已在锰矿选矿中占主导地位。各种新型的粗、中、细粒强磁机陆续研制成功。目前,国内锰矿应用最普遍的是中粒强磁选机,粗粒和细粒强磁选机也逐渐得到应用,微细粒强磁选机尚处于试验阶段。
  4.重-磁选
  目前国内已新建和改建成的重-磁选厂有福建连城,广西龙头、靖西和下雷等锰矿。如连城锰矿重-磁选厂,主要处理淋滤型氧化锰矿石,采用AM-30型跳汰机处理30~3mm的洗净矿,可获得含锰40%以上的优质锰精矿,再经手选除杂后,可作为电池锰粉原料。跳汰尾矿和小于3mm洗净矿径磨至小于1m后,用强磁选机选别,锰精矿品位要提高24%~25%,达到36%~40%。
  5.强磁-浮选
  目前采用强磁-浮选工艺仅有遵义锰矿。该矿是以碳酸锰矿为主的低锰、低磷、高铁锰矿。
  据工业试验,磨矿流程采用棒磨-球磨机阶段磨矿,设备规模均为φ2100mm×3000mm湿式磨矿机。强磁选采用shp-2000型强磁机,浮选机主要用CHF型充气式浮选机。经过多年生产的考验,性能良好,很适合于遵义锰选矿应用。强磁-浮选工艺流程试验成功并在生产中得到应用,标志着我国锰矿的深选已经向前迈进了一大步。
  6.火法富集
  锰矿石的火法富集,是处理高磷、高铁难选贫锰矿石一种分选方法,一般称为富锰渣法。其实质是利用锰、磷、铁的还原温度不同,在高炉或电炉中控制其温度进行选择性分离锰、磷、铁的一种高温分选方法。
  我国采用火法富集已有近40年的历史,1959年湖南邵阳资江铁厂在9.4m3小高炉上进行试验,并获得初步结果。随后,1962年上海铁合金厂和石景山钢铁厂分别在高炉冶炼出富锰渣。1975年湖南玛瑙山锰矿高炉不但炼出富锰渣,同时还在炉底回收了铅、银和生铁(俗称半钢),为综合利用提供依据。进入80年代以后,富锰渣生产得到迅速发展,先后在湖南、湖北、广东、广西、江西、辽宁、吉林等地都发展了富锰渣生产。
  火法富集工艺简单、生产稳定,能有效地将矿石中的铁、磷分离出去,而获得富锰、低铁、低磷富锰渣,这种富锰渣一般含Mn35%~45%,Mn/Fe 12~38,P/Mn<0.002,是一种优质锰系合金原料,同时也是一般天然富锰矿很难同时达到上述3个指标的人造富矿。因此,火法富集对于我国高磷高铁低锰难选矿而言,是很有前途的一种选矿方法。
  7.化学选锰法
  锰的化学选矿很多,我国进行了大量研究工作,其中试验较多,较有发展前途的是:连二硫酸盐法、黑锰矿法和细菌浸锰法。目前尚未付诸工业生产。
  (二)锰矿粉造块
  造块方法包括烧结、球团和压球3种工艺。目前,我国造块多采用烧结法。只是在锰精矿或粉矿很细,-200目在80%以上又不允许产品中含残碳时,则采用球团或压团。
  50年代初期,我国锰矿粉多采用烧结锅烧结和土法烧结。随着钢铁生产的发展,土法烧结不能适应要求,因而纷纷着手建设烧结机或其他高效的造块设备。1970年,我国第一台粉锰矿烧结机(18m2)在湘潭锰矿建成投产,1972年江西新余钢铁厂又建成2台24m2烧结机,1977年,我国第一台锰精矿球团设备80m2带式焙烧机在遵义锰矿建成投产。进入80年代,湘潭锰矿、八一锰矿、湘乡铁合金厂相继建成18~24m2烧结机多台,上海铁合金厂引进压球设备作为粉矿造块使用。
  造块技术的发展,给锰系合金的冶炼带来更大的经济效益。以江西新余钢铁厂为例,增加入炉熟料比和用冷烧矿取代热烧结矿,可使高炉冶炼技术指标大为改善。
  (三)锰矿石冶炼
  锰矿石冶炼产品主要有高碳锰铁、中低碳锰铁、锰硅合金以及金属锰等,通称为锰质合金或锰系合金。
  高碳锰铁。我国主要采用高炉生产。50年代尚未形成专门厂家生产高炉锰铁(高碳锰铁),而是一些钢铁厂自炼自销,生产量很小。从1958年后,湘潭锰矿先后建起6.5m3、33m3高炉专炼锰铁,60年代以后,新余、阳泉、马钢三厂、重钢四厂等转产高炉锰铁,进入80年代,高炉锰铁发展更快。高炉锰铁产量由1981年的20万t增至1995年40万t。
  电炉生产的产品包括碳素锰铁、中低碳锰铁、锰硅合金、金属锰四类。我国电炉生产最早的是吉林铁合金厂,于1956年建成投产,最大电炉容量为12500kVA;60年代初,湖南、遵义、上海等铁合金厂相继建成投产,这些厂都可生产碳素锰铁、中低碳锰铁和锰硅合金;遵义铁合金厂还用电硅热法生产金属锰。据冶金工业部1995年《全国铁合金主要技术经济指标》记载,1994年全国15家重点铁合金厂中有11家生产锰系合金产品。这些重点铁合金厂经过不断发展、扩大,为满足钢铁工业生产作出了重要贡献。
  80年代以来,地方中小型铁合金企业发展迅速。据资料统计,地方中小企业铁合金产量占全国比重由1980年的32.39%,上升到1989年的54.01%,到1996年已达69.85%,企业数已达1000家以上。这些中小企业大多数是采用1800kVA的小电炉,设备落后,产品质量比较差。
  电炉锰铁与锰硅合金生产所用设备基本相同,都是采用矿热电炉,电炉变压器容量一般为1800~12500kVA。湖南、遵义铁合金厂分别从德国引进3000kVA和31500kVA锰硅电炉,现已投产。
  我国电炉高碳锰铁的生产,一般多采用熔剂法生产工艺。锰硅合金的生产,一般都采用有渣法生产工艺。
  中低碳锰铁的生产,主要有电炉法、吹氧法和摇包法3种。摇包法包括在摇包中直接生产中低碳锰铁和摇包-电炉法生产中低碳锰铁。摇包-电炉法工艺比较先进、生产稳定可*、技术经济效果好,目前上海、遵义等铁合金厂都采用此法。
  金属锰生产方法有火法冶炼和湿法冶炼。火法冶炼金属锰,我国始于1959年,由遵义铁合金厂首次用电硅热法试制成功,一直独家生产至今。生产工艺采用三步法,第一步用锰矿石炼成富锰渣;第二步用富锰渣炼制高硅硅锰合金,第三步用富锰渣为原料,高硅硅锰作还原剂及石灰作熔剂,即电硅热法制成金属锰。湿法冶炼主要是电解法,常称电解金属锰。我国于1956年由上海901厂建成第一家电解锰生产厂,到90年代初已有大小电解金属锰厂50余家,年总生产能力达4万余t。生产工艺流程大致分硫酸锰溶液制备、电解、后处理3个生产工序。后处理是电解完成后包括产品纯化、水洗、烘干、剥离、包装等系列操作。最终获得合格电解金属锰产品,含Mn99.70%~99.95%。
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