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铝土矿脱硅工艺技术模型【摘要】简述了氧化铝生产工艺、反浮选脱硅技术，介绍了脱硅工艺模型的设计及原理，对未来的发展进行了展望。
【关键词】铝土矿；浮选；脱硅；模型1、前言铝土矿是氧化铝工业的基本原料，我国铝土矿资源储量丰富，预计资源总储量可达近35亿吨以上。
而我国铝土矿绝大部分属于高铝、高硅、矿物成分复杂的一水硬铝石。
2、氧化铝生产工艺目前，我国氧化铝工业多采用拜耳法和烧结法的结合。
首先，用碱液与矿石中的氧化铝反应生产铝酸钠，其溶于碱溶液后成为铝酸钠溶液；其次，铝酸钠溶液通过加晶、搅拌、分解等方法，使溶液中的氧化铝以Al（OH）3状态结晶析出；第三，氢氧化铝通过焙烧获得氧化铝。
在此过程中，矿石所含的杂质及大部分硅的化合物以固体形式存在进入赤泥，而赤泥和低品位矿石则采用烧结法生成氧化铝。
由此可见，该工艺存着投资大、能耗高、工艺长等缺点。
因此，预先脱除矿石中的部分SiO2，使矿石的A/S满足拜耳法生产要求，可节约成本、提高矿石综合利用率。
3、反浮选化学脱硅技术简述由于铝土矿中硅矿物的含量远远低于一水硬铝石或三水铝石的含量，为了有效的脱去铝土矿中的SiO2，提高A/S比，满足拜耳法生产要求，依据“浮少抑多”的原则，现多采用反浮选工艺进行脱硅处理，即抑制一水硬铝石，浮选铝硅酸盐矿物。
该工艺具有以下特点：（1）由于硅酸盐矿物的硬度较低，易于研磨，可以在一水硬铝石粒度较粗的状态下进行浮选分离，这样，不仅降低了磨矿能耗，而且可以获得相对较粗的一水硬铝石精矿粒度，使得产物的水分含量明显下降；（2）浮选中的含硅上浮矿物产率较小，药剂使用量低，可降低成本，同时可避免捕收剂等进入精矿，从而减轻或避免有机物在拜耳法过程中的积累，也有利于其降低水分；（3）容易脱除含硅矿物，在一定程度上减小了氧化铝生产过程中管道上硅渣结疤的问题；（4）便于尾矿处理与综合利用。
4、脱硅实验及控制模型建立为了寻找影响铝土矿脱硅的主要因素，通过对矿物的浮选、溶出实验，同时，利用化学多元素分析等手段研究原矿的结构及性质，最后通过对铝土矿预脱硅进行机理研究，特建立脱硅体系控制模型。
铁精粉脱硅技术原理-概述说明以及解释1.引言1.1 概述概述部分可以简要介绍铁精粉脱硅技术的背景和重要性。
可以从以下几个方面进行阐述：铁精粉作为一种重要的原材料在工业生产中具有广泛的应用。
然而，铁矿石中常常存在硅酸盐的形式，其中的硅元素会对铁精粉的质量产生负面影响。
因此，为了提高铁精粉的纯度和质量，在生产过程中需要采用脱硅技术。
铁精粉脱硅技术是一种通过化学反应、物理处理或者两者的结合来去除铁矿石中的硅元素的方法。
通过脱硅技术，可以有效降低铁精粉中的硅含量，提高铁精粉的质量，满足工业生产对高纯度铁精粉的需求。
铁精粉脱硅技术的发展与应用一直是冶金工业领域的热点研究领域。
随着科学技术的不断进步，人们对铁精粉脱硅技术的研究越发深入，新的脱硅方法和装备也得到了广泛应用。
这些技术的发展不仅提高了铁精粉的质量，还降低了生产成本，促进了冶金工业的可持续发展。
本文将重点探讨铁精粉脱硅技术的原理及其在铁精粉生产中的应用。
通过对其原理的解析，可以更好地理解铁精粉脱硅技术的工作机制，为相关领域的研究和实践提供有益的参考。
在文章的后续部分，我们将详细介绍不同的铁精粉脱硅技术及其优缺点，并对其未来发展进行展望。
通过本文的阐述，我们有望进一步推动铁精粉脱硅技术的研究和应用，为实现铁精粉高效、低成本的生产提供有效的解决方案。
1.2文章结构1.2 文章结构本文将分为以下几个部分进行论述。
第一部分是引言，引言部分将概述本文的主题和目的，并介绍铁精粉脱硅技术的背景和重要性。
第二部分是正文，正文将详细介绍铁精粉脱硅技术。
首先，我们将对铁精粉脱硅技术进行全面的介绍，包括其定义、应用领域以及主要的工艺流程。
其次，我们将重点探讨铁精粉脱硅技术的原理，包括其基本原理、反应机理以及常用的脱硅方法和设备。
通过对原理的深入分析，我们可以更好地理解铁精粉脱硅技术的优势和局限性。
第三部分是结论，结论部分将对本文进行总结，并展望未来对铁精粉脱硅技术的发展方向和挑战。
世界上主要的几种多晶硅生产工艺时间:2008-8-18 8:54:20 来源: 本站原创浏览次数: 54825 发表评论1，改良西门子法——闭环式三氯氢硅氢还原法改良西门子法是用氯和氢合成氯化氢（或外购氯化氢），氯化氢和工业硅粉在一定的温度下合成三氯氢硅，然后对三氯氢硅进行分离精馏提纯，提纯后的三氯氢硅在氢还原炉内进行CVD反应生产高纯多晶硅。
国内外现有的多晶硅厂绝大部分采用此法生产电子级与太阳能级多晶硅。
2，硅烷法——硅烷热分解法硅烷（SiH4）是以四氯化硅氢化法、硅合金分解法、氢化物还原法、硅的直接氢化法等方法制取。
然后将制得的硅烷气提纯后在热分解炉生产纯度较高的棒状多晶硅。
以前只有日本小松掌握此技术，由于发生过严重的爆炸事故后，没有继续扩大生产。
但美国Asimi和SGS公司仍采用硅烷气热分解生产纯度较高的电子级多晶硅产品。
3，流化床法以四氯化硅、氢气、氯化氢和工业硅为原料在流化床内（沸腾床）高温高压下生成三氯氢硅，将三氯氢硅再进一步歧化加氢反应生成二氯二氢硅，继而生成硅烷气。
制得的硅烷气通入加有小颗粒硅粉的流化床反应炉内进行连续热分解反应，生成粒状多晶硅产品。
因为在流化床反应炉内参与反应的硅表面积大，生产效率高，电耗低与成本低，适用于大规模生产太阳能级多晶硅。
唯一的缺点是安全性差，危险性大。
其次是产品纯度不高，但基本能满足太阳能电池生产的使用。
此法是美国联合碳化合物公司早年研究的工艺技术。
目前世界上只有美国MEMC公司采用此法生产粒状多晶硅。
此法比较适合生产价廉的太阳能级多晶硅。
4，太阳能级多晶硅新工艺技术除了上述改良西门子法、硅烷热分解法、流化床反应炉法三种方法生产电子级与太阳能级多晶硅以外，还涌现出几种专门生产太阳能级多晶硅新工艺技术。
1）冶金法生产太阳能级多晶硅据资料报导[1]日本川崎制铁公司采用冶金法制得的多晶硅已在世界上最大的太阳能电池厂（SHARP公司）应用，现已形成800吨/年的生产能力，全量供给SHARP公司。
常压脱硅操作规程范本一、操作目的常压脱硅是指在常压条件下通过一系列方法将硅杂质从原料中去除的工艺。
本操作规程的目的是规范常压脱硅操作的步骤和要求，确保操作的安全性和有效性。
二、适用范围本操作规程适用于常压脱硅操作的全过程，包括设备准备、操作前的准备工作、常压脱硅的实施过程以及操作后的清理与维护工作。
三、操作步骤3.1 设备准备3.1.1 检查常压脱硅设备的完好性和安全性，确保设备无漏损、无损坏。
3.1.2 清理常压脱硅设备，并确保干净无异物。
3.1.3 检查常压脱硅设备的输送系统、泵和阀门等是否正常工作。
3.2 操作前的准备工作3.2.1 根据操作要求，准备好所需的原料和试剂。
3.2.2 检查水源和电源是否正常，并进行测试和调整。
3.2.3 确认操作人员已经接受培训，熟悉操作要求和安全注意事项。
3.3 常压脱硅的实施过程3.3.1 打开常压脱硅设备的输送系统，使原料进入常压脱硅设备。
3.3.2 控制常压脱硅设备的流量和温度，确保操作的稳定性。
3.3.3 根据操作要求添加所需的试剂，如酸、碱或络合剂等。
3.3.4 设置常压脱硅设备的操作时间，根据实际情况进行调整。
3.3.5 监测操作过程中的关键参数，如温度、压力、PH值等，及时进行调整和控制。
3.3.6 完成常压脱硅操作后，关闭设备的输送系统，并停止试剂的添加。
3.4 操作后的清理与维护工作3.4.1 关闭常压脱硅设备的泵和阀门，并排空设备中的液体。
3.4.2 清洗常压脱硅设备和管道，确保设备的清洁和无污染。
3.4.3 检查设备的密封性和连接件的完好性，及时修复和更换损坏的零件。
3.4.4 做好设备的日常维护工作，包括定期检查、保养和维修等。
四、安全注意事项4.1 操作人员要佩戴必要的个人防护装备，如安全帽、防护眼镜、防护服等。
4.2 在操作过程中要注意操作技巧和规范操作流程，防止发生事故和产生危险。
4.3 在使用试剂时要遵守相关规定，保证操作的安全性和环境的保护。
常压连续脱硅新工艺作者：陈浩瀚来源：《科技视界》2014年第14期【摘要】本文结合河南神火新材料有限公司生产实际，阐述了常压连续脱硅工艺技术的使用情况。
通过工艺技术的创新，神火新材料公司不但成功实现了常压连续两段脱硅，而且一次精制液的A/S指数为：250～350，二次精制液的A/S指数为：600～800.【关键词】烧结法；常压连续脱硅；水化石榴石；水合铝硅酸钠；硅量指数；经济效益0 前言在纯烧结法氧化铝生产中，传统粗液脱硅技术是采用高压或者中压脱硅，汽耗量往往在1.4t/t-Al2O3以上，粗液脱硅的能耗占烧结法氧化铝生产总能耗的17%左右。
降低粗液脱硅的汽耗，一直时氧化铝工作者的努力方向。
常压连续脱硅被众多氧化铝工作者认为是替代高压或者中压脱的一种新方法，但在国内氧化铝生产中应用并不多。
某氧化铝厂在初期设计时采用常压连续脱硅，但在试生产过程中并没有成功，不得不重新采用中压脱硅。
神火新材料公司通过不断的技术改造和创新，现已经成熟的应用了常压连续脱硅，并取得了良好的效果。
1 常压连续脱硅的技术控制条件神火新材料公司常压连续脱硅采用的技术控制条件如下：（1）一段连续脱硅溶液温度控制在95～105℃。
（2）脱硅原液的ak控制在1.43～1.50，若ak太低将造成Al2O3水解，ak过高将造成精液的分解时间过长。
（3）一段连续脱硅的脱硅时间为4～5小时。
（4）二段连续脱硅的温度控制在90～95℃。
（5）二段连续脱硅的脱硅时间为2～3小时。
2 常压连续脱硅的工艺流程二段脱硅采用向铝酸钠溶液中加入石灰乳进行脱硅，二段脱硅产生的硅渣（主要成分为水化石榴石3CaO·Al2O3·xSiO2·（6-2x）H2O）全部作为一段脱硅的晶种。
将一段脱硅2#槽内的部分料浆，经水力旋流器分离，将部分硅渣返回一脱硅1#槽，以此来提高一脱硅1#槽和2#槽的固含，增加脱硅晶种量，缩短一段脱硅时间。
在一段脱硅槽和二段脱硅槽内安装由蒸汽盘管，通过蒸汽盘管的间接加热来提高溶液的温度。
>・M将上下而求索・一种钻白合金脱硅的方法技术领域一种钻白合金脱硅的方法，涉及一种用高硅钻口合金为原料制备电铜、高纯钻盐的工艺的方法。
背景技术我国是一个钻资源缺乏的国家，生产所需90%左右的钻原料依赖于国外进口。
2007年3月，刚果制定限制出口政策，禁止原矿出口，只允许在当地加工成初级冶炼金属成品（钻冶炼的中间产品或钻口合金）才能出口，我国大量依黑进口钻精矿加工成钻盐的局面将会逐步扭转成进口钻冶炼中间产品或者以钻白合金来作为原料。
在刚果以含铜2^10%,含钻站8%的水钻矿为原料，采用鼓风炉还原熔炼或电炉还原熔炼等，得到含Cul0%"40%, Col0%"40%, Fe30%"60%的合金，同时为了增加金属回收率，火法还原冶炼过程中均釆用过还原技术，致使合金中的硅含量相对较高，有时高达15%,曲于合金中硅的存在，导致其耐腐性增加，加大了合金的处理难度。
开发高硅钻白合金脱硅处理工艺就显得尤其重要。
U前，采用高硅合金处理工艺主要有湖南瑞翔新材料有限公司开发的专利200610032051.8" 一种从铜钻铁合金粒中浸岀有价金属的方法”,其采用“髙温熔化-雾化制粉-选择件氧化焙烧-充分细磨-直接酸浸或氧化酸浸"的方法处理铜钻铁合金，通过熔化再选择性的氧化焙烧，使合金以二氧化硅的形式固化在合金中，解决浸出溶液中硅含量高的问题，溶液过滤性能好、铜钻回收收率较高。
但该方法能耗大、流程长、耗时多是无法解决的问题。
在其选择性氧化焙烧过程中需进一步消耗大量能源且冷却过程时间很长，经焙烧后的合金粉部分转变为尖晶石结构，造成团聚所以乂需经过笫二次磨粉。
彭国伟开发的专利200910306801. X “钻铜合金浸岀方法”，利用加入氟助剂，再利用有机酸进行浸出，浸出过程在常压下操作，温度在100°C以下，但在酸性溶液中加入氣试剂，对于设备的腐蚀、后续浸岀产生含氟废水、含氟废渣的处理难度增加。
铝土矿脱硅工艺的探讨作者：冉海来源：《中国科技博览》2013年第37期[摘要] 本文主要阐述了铝土矿湿法提炼的性质特征及其脱硅的相关工艺技术，为我们的工业生产氧化铝提供了很好的参考建议和指导。
[关键字] 铝硅比A/S 正浮选反浮选化学选矿生物选矿分类号】：TD952前言及概述铝土矿是氧化铝生产用到的最基本的原材料，没有铝土矿或者说没有合格的铝土矿就无从谈及氧化铝的生产。
我国铝土矿主要为一水硬铝石型铝土矿，具有高铝、高硅、低铁的特点，铝硅比偏低，矿物组成复杂，嵌布粒度细，嵌布关系复杂，铝矿物和硅酸盐矿的可磨性差异较大。
初步统计，我国70%以上的铝土矿矿石铝硅比在7以下，这样的生产原料不能满足拜耳法生产氧化铝的要求。
必须对我国的铝土矿资源进行预脱硅处理，提高矿石的铝硅比。
预脱硅处理铝土矿一般方法有物理脱硅、化学脱硅和生物脱硅。
1 、物理脱硅物理脱硅一般采用的是浮选脱硅的方法，是迄今为止研究较多的方法，依据矿物表面性质的不同，实现矿物的分离，也是较为有效和经济的方法，浮选可分为正浮选和反浮选。
从根本上说，矿物的元素组成及晶体结构的差异造成了矿物表面性质（解离面的化学组成、表面电性和溶液特性及吸附能等）的不同，从而影响矿物颗粒在水介质的亲水性、分散和团聚行为，进而影响矿物的浮选行为。
我国铝土矿中主要含硅脉石矿物的晶体结构、矿物表面断裂键的特性不完全相同，对矿物表面的润湿性、电性及可浮性也有较大的影响。
崔吉让等对一水硬铝石和高岭石的晶体结构和表面性质进行了总结和归纳，对高岭石颗粒的溶解、分散和聚团行为进行了实验研究，指出调节矿物表面的性质，实现高效分散是实现铝硅分离的重要手段。
印万忠等采用矿物晶体化学理论分析了矿物晶体结构特征与可浮性之间的关系，以及产生一水硬铝石和高岭石可浮性差异的主要原因。
利用一水硬铝石、高岭石、伊利石、叶蜡石等矿物之间晶体结构、表面性质的差异，并通过浮选药剂改变浮选化学环境来进一步扩大各矿物之间表面润湿性与可浮性的差别，可以实现这些矿物之间的选择性浮选分离。
除硅的工艺技术介绍.混凝脱硅混凝脱硅是利用某些金属的氧化物或氢氧化物对硅的吸附或凝聚来达到脱硅目的的一种物理化学方法。
这是一种非深度脱硅方法，一般的混凝+过滤可去除60%的胶体硅，混凝+澄清过滤可去除90%的胶体硅。
1镁剂脱硅在实际的水处理过程中，常将镁剂和石灰一起使用以保证脱硅效果。
镁剂脱硅的效果决定于：①PH值：镁剂脱硅的最佳PH值为10.1-10.3。
为保证PH值，有必要在处理系统中加入石灰。
石灰不仅有调节PH的功能，而且还可以除去部分二氧化硅、暂时硬度和二氧化碳等。
②混凝剂的用量:采用镁剂脱硅时，通常都加混凝剂。
适当的混凝剂可以改善氧化镁沉渣的性质，提高除硅效果。
一般所用的混凝剂为铁盐，其添加量为0.2〜0.35mmo1/1o③水温：提高水温可以加速除硅过程，并使除硅效果提高。
40C时出水中残留硅可达1mg/1以下。
④水在澄清器中的停留时间：水温为30C时，实际停留时间应＞1h,40℃时约为1h,120C 时为20〜30IT1in。
⑤原水水质：原水的硬度大时对镁剂脱硅的效果有利。
原水中硅化合物含量对镁剂比耗GngMgO∕mgSiθ2τ）有影响。
镁剂比耗随原水硅化合物含量的增加而减少，随水中胶体硅所占比例的增加而增加，一般在5〜20范围内。
2铝盐脱硅决定铝盐脱除溶解硅效果的主要条件有：①温度：铝盐除硅的最适宜温度为200C0②接触时间：在铝盐与含硅水接触30min后，大多数的硅可被吸附脱除。
③PH值：最适宜的PH值范围为8〜9。
④铝盐的结晶状态和物理性质：铝盐沉淀物如果在溶液之外生成，尤其是经过干燥后，其脱硅效果将大为减弱，而铝盐的结晶状态对二氧化硅脱除效果的影响为：A1O(OH)>A12O3-3H20>Λ1(0H)SO铝盐脱除胶体硅的最佳PH范围为4.1-4.7,大约40mo1胶体硅仅需1mo1铝盐即可。
3铁盐脱硅氢氧化铁能够吸附溶解硅，一般认为其最有效的PH值为9,且无定形氢氧化铁比其晶形的吸附效果更佳。
世界上主要的几种多晶硅生产工艺1，改良西门子法——闭环式三氯氢硅氢还原法改良西门子法是用氯和氢合成氯化氢（或外购氯化氢），氯化氢和工业硅粉在一定的温度下合成三氯氢硅，然后对三氯氢硅进行分离精馏提纯，提纯后的三氯氢硅在氢还原炉内进行CVD反应生产高纯多晶硅。
国内外现有的多晶硅厂绝大部分采用此法生产电子级与太阳能级多晶硅。
2，硅烷法——硅烷热分解法硅烷（SiH4）是以四氯化硅氢化法、硅合金分解法、氢化物还原法、硅的直接氢化法等方法制取。
然后将制得的硅烷气提纯后在热分解炉生产纯度较高的棒状多晶硅。
以前只有日本小松掌握此技术，由于发生过严重的爆炸事故后，没有继续扩大生产。
但美国Asimi和SGS 公司仍采用硅烷气热分解生产纯度较高的电子级多晶硅产品。
3，流化床法以四氯化硅、氢气、氯化氢和工业硅为原料在流化床内（沸腾床）高温高压下生成三氯氢硅，将三氯氢硅再进一步歧化加氢反应生成二氯二氢硅，继而生成硅烷气。
制得的硅烷气通入加有小颗粒硅粉的流化床反应炉内进行连续热分解反应，生成粒状多晶硅产品。
因为在流化床反应炉内参与反应的硅表面积大，生产效率高，电耗低与成本低，适用于大规模生产太阳能级多晶硅。
唯一的缺点是安全性差，危险性大。
其次是产品纯度不高，但基本能满足太阳能电池生产的使用。
此法是美国联合碳化合物公司早年研究的工艺技术。
目前世界上只有美国MEMC公司采用此法生产粒状多晶硅。
此法比较适合生产价廉的太阳能级多晶硅。
4，太阳能级多晶硅新工艺技术除了上述改良西门子法、硅烷热分解法、流化床反应炉法三种方法生产电子级与太阳能级多晶硅以外，还涌现出几种专门生产太阳能级多晶硅新工艺技术。
1）冶金法生产太阳能级多晶硅据资料报导[1]日本川崎制铁公司采用冶金法制得的多晶硅已在世界上最大的太阳能电池厂（SHARP公司）应用，现已形成800吨/年的生产能力，全量供给SHARP公司。
主要工艺是：选择纯度较好的工业硅（即冶金硅）进行水平区熔单向凝固成硅锭，去除硅锭中金属杂质聚集的部分和外表部分后，进行粗粉碎与清洗，在等离子体融解炉中去除硼杂质，再进行第二次水平区熔单向凝固成硅锭，去除第二次区熔硅锭中金属杂质聚集的部分和外表部分，经粗粉碎与清洗后，在电子束融解炉中去除磷和碳杂质，直接生成太阳能级多晶硅。
一种钴白合金脱硅的方法技术领域一种钴白合金脱硅的方法，涉及一种用高硅钴白合金为原料制备电铜、高纯钴盐的工艺的方法。
背景技术我国是一个钴资源缺乏的国家，生产所需90%左右的钴原料依赖于国外进口。
2007年3月，刚果制定限制出口政策，禁止原矿出口，只允许在当地加工成初级冶炼金属成品（钴冶炼的中间产品或钴白合金）才能出口，我国大量依靠进口钴精矿加工成钴盐的局面将会逐步扭转成进口钴冶炼中间产品或者以钴白合金来作为原料。
在刚果以含铜2~10%，含钴3~8%的水钴矿为原料，采用鼓风炉还原熔炼或电炉还原熔炼等，得到含Cu10%~40%，Co10%~40%，Fe30%~60%的合金，同时为了增加金属回收率，火法还原冶炼过程中均采用过还原技术，致使合金中的硅含量相对较高，有时高达15%，由于合金中硅的存在，导致其耐腐性增加，加大了合金的处理难度。
开发高硅钴白合金脱硅处理工艺就显得尤其重要。
目前，采用高硅合金处理工艺主要有湖南瑞翔新材料有限公司开发的专利200610032051.8”一种从铜钴铁合金粒中浸出有价金属的方法”, 其采用“高温熔化-雾化制粉-选择件氧化焙烧-充分细磨-直接酸浸或氧化酸浸”的方法处理铜钴铁合金，通过熔化再选择性的氧化焙烧，使合金以二氧化硅的形式固化在合金中，解决浸出溶液中硅含量高的问题，溶液过滤性能好、铜钴回收收率较高。
但该方法能耗大、流程长、耗时多是无法解决的问题。
在其选择性氧化焙烧过程中需进一步消耗大量能源且冷却过程时间很长，经焙烧后的合金粉部分转变为尖晶石结构，造成团聚所以又需经过第二次磨粉。
彭国伟开发的专利200910306801.X“钴铜合金浸出方法”，利用加入氟助剂，再利用有机酸进行浸出，浸出过程在常压下操作，温度在100℃以下，但在酸性溶液中加入氟试剂，对于设备的腐蚀、后续浸出产生含氟废水、含氟废渣的处理难度增加。
通过以上分析看出，由于合金中硅的存在，增加了合金的湿法处理难度，如果从合金的源头将合金中的硅脱除，合金的处理难度将大大降低，提高合金的综合利用率。
发明内容本发明目的就是针对上述已有技术存在的不足，提供一种工艺简单、有价金属铜、钴回收率高的钴白合金脱硅的方法。
本发明的目的是通过以下技术方案实现的。
一种钴白合金脱硅的方法，其特征在于其脱硅过程的步骤依次包括：（1）将钴白合金熔化；（2）加入脱硅剂反应；（3）再加入造渣剂造渣，（4）将造渣从熔体中分离；（5）将分离渣后的熔体雾化成合金粉末，用于回收钴铜镍。
本发明的一种钴白合金脱硅的方法，其特征在于所述的步骤（1）的合金熔化过程采用感应电炉，或其它熔炼电炉，熔化温度为1350-1500℃。
本发明的一种钴白合金脱硅的方法，其特征在于所述的步骤（2）是在常压下，向熔体加入的脱硅剂，使硅与脱硅剂反应生成二氧化硅，脱硅剂为氧化钴、氧化铁、氧化铜、钴酸锂等氧化剂其中的一种或多种组合，加入量为硅的0.4~1.0倍理论需氧量，反应时间10~20min。
其反应原理是利用高温下硅还原性强于钴、铜、铁等金属氧化物的性质，加入金属氧化物使其与熔体中的金属硅反应生成二氧化硅和对应的金属，其反应方程如下：2MeO+Si（液）=Me（液）+SiO2（Me为Ni、Cu、Fe等）2Me2O3+3Si(液)=4Me（液）+3SiO2（Me为Co、Fe等）本发明的一种钴白合金脱硅的方法，其特征在于所述的步骤（3）加入造渣剂与二氧化硅造渣，造渣剂是氧化钙、氧化镁其中的一种或组合，加入量为产生的二氧化硅1.1~1.5倍理论量，反应时间为10~20min。
其反应原理利用碱金属和碱土金属氧化物与二氧化硅形成硅酸盐，硅以SiO32-形式入渣漂浮在金属熔体表面，从而达到脱硅的目的。
其方程式为：SiO2+CaO=CaO·SiO2SiO2+MgO =MgO·SiO2本发明的一种钴白合金脱硅的方法，其特征在于脱硅过程进行一次或多次步骤（2）和（3）重复操作，至合金中的硅除到合格的要求。
本发明的一种钴白合金脱硅的方法，其特征在于所述的步骤（4）是将脱硅后的合金熔体，采用高压水喷射，使熔体雾化的同时冷却成固体粉末；雾化后的固体物料通过固液分离，液体通过冷却后返回作为雾化用水。
本发明的一种钴白合金脱硅的方法，其特征在于所述的步骤（4）的雾化后粉料直接在常压下进行氧化浸出，浸出合金中的有价金属，再进行萃取-电积回收铜、中和除铁、P204萃取除杂、P507提纯回收钴、镍的工艺。
浸出：采用有机酸作为浸出剂，氯酸钠作氧化剂，控制浸出终点pH1.0左右，温度85℃，镍、钴、铜的浸出率均在99%以上。
铜萃取-电积：采用lix984作为萃取剂，磺化煤油为稀释剂，进行逆流萃取，萃取二级，洗涤二级，反萃二级，反萃液为电解铜后液，得到的反萃后液作为电解铜的原液。
中和除铁：采用碳酸钙作中和剂，中和温度50℃，时间3小时，后液pH值为4.0。
P204萃取除杂：采用逆流萃取，萃取8级，洗涤5级，反萃5级，反萃铁2级。
P507提纯钴：采用逆流萃取，萃取10级，洗涤10级，反萃5级，反萃铁2级。
湿法处理脱硅后的合金总的有价金属回收率：钴大于97%，铜大于97%。
本发明的一种钴白合金脱硅的方法，造渣剂易于得到，价格便宜；脱硅剂可以是废氧化钴、废氧化铜、废钴酸锂、粗制氢氧化高钴等，有利于原料的综合回收；脱硅后的合金直接进行雾化制粉，有利于湿法处理回收；脱硅后的合金，由于含硅小于3%，后续处理容易，操作简便，金属回收率高。
附图说明图1为本发明方法的工艺流程图。
具体实施方式一种钴白合金脱硅的方法，其工艺过程为采用高硅的钴白合金为原料，通过高温熔化，在加入脱硅剂和造渣剂的作用下使合金中的硅以二氧化硅和硅酸盐的形式浮在表面捞渣脱除，再将合金采用雾化方式，雾化成合金粉末，合金粉末采用常规的湿法工艺处理回收有价金属。
该方法的步骤如下：1、将合金在中频炉中升温熔化，熔化温度为1350-1500℃，根据不同合金的熔点，熔化温度比合金的熔点高50-100℃。
2、加入适量的脱硅剂和造渣剂，使合金熔体中的硅成二氧化硅漂浮在熔体的表面，同时与造渣剂反应生成硅酸盐，从熔体表面捞出。
3、重复步骤1、2的操作，直至合金中硅小于3%。
4、脱硅合格捞完渣的合金熔体慢慢由中频炉中倒出，并用高压喷射水使熔体雾化成细小的粉末，再通过固-液分离，得到含有少量水的固体粉末，液体通过冷却后返回作为雾化用水。
5、固体粉末在常压下进行氧化浸出，再进行萃取-电积回收铜、中和除铁、P204萃取除杂、P507提纯回收钴。
实施例1合金其成分为Co 34.97%、Fe 36.38%、Cu 15.90%、Si 6%，采用2kg中频炉进行试验，坩埚为氧化铝刚玉坩埚，合金加入量为1kg，熔炼温度1480℃，脱硅剂为废的氧化钴（Co含量为69%），一次加入量为200g，造渣剂为氧化钙，一次加入量为100g，反应时间15min，捞渣1次，雾化得合金粉1070g（干计），合金成分为Co45.42%，Cu 14.86%，Fe 33%，Si 1.18%；直接采用硫酸浸出，控制pH值1.0左右，温度60℃，同时加入氧化剂氯酸钠控制矿浆电位为400mv，铜、钴的浸出率分别为99.2%，99.6%。
实施例2合金其成分为Co 36.87%、Fe 33.45%、Cu 13.45%、Si 12.15%，采用1000kg 中频炉进行脱硅，坩埚为特制坩埚，合金加入量为600kg，熔炼温度1400℃，脱硅剂为废的氧化铁（铁含量为64%），一次加入量为70kg，造渣剂为氧化钙，一次加入量为60g，反应时间15min，捞渣1次，重复进行脱硅处理3次，共计加入氧化铁210kg，氧化钙180kg，雾化得合金粉630kg（干计），合金成分为Co35.01%，Cu 12.50%,Fe 40.18%,Si 2.01%，脱硅工序钴、铜的回收率分别为99.70%，97.58%，硅的脱出率为82.63%。
取2kg合金粉直接采用硫酸浸出，控制pH 1.0左右，温度90℃，同时加入氧化剂氯酸钠控制矿浆电位为450mv，铜、钴的浸出率分别为99.2%，99.6%，铁的浸出率为1.6%，溶液采用30%lix984萃取两级，同时加入液碱控制萃余液pH为1.5左右，铜的萃取率为99.18%，萃余液采用碳酸钙做中和剂中和除铁，控制其pH 4.0，溶液含铁仅为0.013g/L,再采用10%P204萃取10级，洗涤4级,反萃4级，反铁2级，P204萃余液再经P507萃取提纯，湿法处理合金粉钴的回收率为97.42%，铜的总回收率为97.89%。
实施例3某合金其成分为Co 28.87%、Fe 40.45%、Cu 18.45%、Si 10.16%，采用1000kg 中频炉进行脱硅，坩埚为特制坩埚，合金加入量为600kg，熔炼温度1350℃，脱硅剂为废的钴酸锂（钴含量为60%），一次加入量为70kg，造渣剂为氧化镁，一次加入量为50g，反应时间15min，捞渣1次，重复进行脱硅处理3次，共计加入钴酸锂210kg，氧化镁150kg，雾化得合金粉660kg（干计），合金成分为Co35.34%，Cu 16.71%,Fe 35.48%,Si 0.58%，脱硅率为93.72%。
取合金粉直接采用硫酸浸出，控制pH值1.0左右，温度90℃，同时加入氧化剂氯酸钠控制矿浆电位为450mv，铜、钴的浸出率分别为99.6%，99.5%，铁的浸出率为1.4%，溶液采用30%lix984萃取两级，同时加入液碱控制萃余液pH为1.0左右，铜的萃取率为98.13%，萃余液采用碳酸钙做中和剂中和除铁，控制其pH 4.0，溶液含铁仅为0.01g/L,再采用10%P204萃取10级，洗涤4级,反萃4级，反铁2级，P204萃余液再经P507萃取提纯，湿法处理合金粉钴的回收率为97.08%，铜的总回收率为97.24%。
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