钼酸铵易于纯化、易于溶解、易于热解离，并且，热解离出的NH3气随加热可充沛逸出，不再污染钼产品。因此，钼酸铵广泛用作出产高纯度钼制品的根本质料。比方，热解离钼酸铵出产高纯三氧化钼、用硫化钼酸铵溶液出产高纯二硫化钼，经过钼酸铵出产各种含钼的化学试剂等。钼酸铵也常用作出产钼催化剂、钼颜料等钼的化工产品的根本质料。     在钼的初级产品中，钼酸铵仅次于钼焙砂和钼铁，占有着重要的位置。     工业钼酸铵并非单一化合物，它是一系列钼同多酸铵的混合物，随（NH3）2/MoO3比率的不同而异。但它们都可概括进一个通式，常见几种钼酸铵和通式见表1。Dnval Rode等从实验成果提出了仲钼酸铵新的转化道路：  （NH4）6Mo7O24·4H2O△（NH4）4Mo5O16△（NH4）4Mo8O26△MoO3→→→   这儿又证明a=5或8，b=2或2，c=0或0两种钼杂多酸铵的存在。但不管有几种杂多酸，工业钼酸铵中首要成份一般仍是仲钼酸铵。   表1  常见几种钼酸铵特性  名  称分  子  式参 数（NH3）2/MoO3%Mo转   化abc钼酸铵（NH4）2MoO41101：148.94 仲钼酸铵（NH4）6Mo7O24·4H2O7343：754.34130℃脱结晶水，230℃转化为四钼酸铵（放出NH3↑）四钼酸铵（NH4）2Mo4O134101：461.12315℃转化为三氧化钼（放出NH3↑）通 式（NH4）2bMoaO3a+bCH2O   b：a         从钼精矿动身，制取工业钼酸铵的工艺繁复。从钼精矿中辉钼矿分化方法，可将这些工艺概括为两大类，即（1）火法：经过氧化焙烧，将钼精矿转化为钼焙砂，再经湿法处理。（2）湿法：钼精矿直接浸出，辉钼矿转化为可溶钼盐。     火法或湿法差异仅在于MoS2氧化方法不同，前者选用焙烧，后者选用氧化剂溶液分化。终究，都使Mo4+→Mo6+，S2-→S0或S4+。     钼酸铵因为各杂多酸份额不同，钼含量也不同，但杂质含量往往很少，要求也很严厉。工业钼酸铵的技能要求见表2。   表2  钼酸铵质量标准  标准 含量（%） 成份我国国标GB3460-82克莱麦克斯1971年标准MSA-1MSA-2MSA-3标准产品典型分析Mo     Si        ︵ 杂 质 ︶ ≯0.00060.00100.0020.00250.0013Al0.00060.00060.0020.00100.0005Fe0.00060.00080.0050.00200.0007Cu0.00030.0005 0.00100.0006Mg0.00060.00060.0020.00050.0005Ni0.00030.00050.0010.00050.0005Mn0.00030.0006   P0.00050.00050.001  K0.010.080   Na0.0010.003   Ca0.00080.0010 0.00150.0007Pb0.00050.00050.00060.00050.0005Bi  0.0006  Sn0.00050.00050.00060.00350.0010Sb  0.0006  Cd  0.0006  Cr   0.00100.0005Ti   0.00100.0005粒度＜40网目

所谓火法，特点是工艺前半部钼精矿经氧化焙烧成钼焙砂。从钼焙砂出产钼酸铵仍是湿法，根本工艺道路见下图。整个工艺分以下几步。   图  钼酸铵（火法）出产流程       1、浸     钼焙砂里里除了主成份的三氧化钼外还含有：没焙烧透的二氧化钼和二硫化钼、金属的硫酸盐、金属的钼酸盐、硅类杂质。这些不同物质在浸工艺中的反响也各不相同。     三氧化钼是酸酐，它极易溶于液中，发作如下反响而进入液相：   MoO3＋2NH4OH =（NH4）2MoO4＋H2O   二氧化钼和二硫化钼不溶于液，残留在固相中。铜、锌、镍的硫酸盐、钼酸盐能溶于，生成铁的络合物，发作如下反进而应入液相：   MeSO4＋6NH4OH＝Me[（NH3）4]（OH）2＋（NH4）2SO4＋4H2O   MeMoO4＋4NH4OH＝Me[（NH3）4]2MoO4＋4H2O       硫酸钙可与MoO2-4反响：   CaSO4+ MoO2-4＝CaMoO4↓＋SO2-4       反响新生成的钼酸钙和本来焙砂中的钼酸钙都不溶于，进入固相。     钼酸铁虽能被分化，但反响缓慢。由于，在钼酸铁表面上会生成一层实际上不溶于的氢氧化铁的薄膜，阻止了钼酸铁进一步被液溶解的进程。钼酸铁也大部分残留在固相。[next]     亚铁的硫酸盐或钼酸盐在液中生成氢氧化亚铁，它可溶于液构成铵的络合物：   Fe（OH）2＋6NH4OH＝[Fe（NH3）6]（OH）2＋6H2O       硅类杂质为石英（SiO2）或硅酸盐，是钼焙砂中首要杂质，不溶于而残留在固相。     对浸液进行液固别离，取得的钼酸铵溶液含杂量大为削减。     用8%~10%液，在常温或50~60℃，液固比为（3~4）：1的条件下浸出钼焙砂。增加量为反响理论耗费值的1.2~1.4倍。这儿留有防止生成聚钼酸盐和确保在终究浸液中有必要坚持的剩下浓度（25~30g/L）。     钼焙砂中杂质含量不同，钼浸出率也不同。当氧化焙烧不充分时，会呈现二氧化钼或二硫化钼；当钙、铁含量较多时，都会使钼的浸出率下降。一般，钼焙砂的浸出率在80%~95%之间。     浸渣分量约为所加焙砂分量的10％~25％，含钼量在5％~25％之间。还需进一步收回其间的钼。     为处理钙、铁等杂质金属离子对浸的搅扰，除了进步钼精矿质量外，还有以下方法：     （1）向浸液中参加碳酸铵，它与硫酸钙反响生成更难溶的碳酸钙（CaCO3），便可防止硫酸钙生成钼酸钙，而进步钼的浸出率。碳酸铵还能与硫酸铁、钼酸铁发作反响，生成碱式碳酸铁的沉积，它的吸附才干比氢氧化铁小，可下降浸渣中钼含量。     （2）浸前，用酸“预浸”钼焙砂是一个卓有成效的方法。此刻会发作如下反响：   MeSO4＋2HCl=MeCl2＋H2SO4   MeMoO4＋2HCl=MeCl2＋H2MoO4↓       钙、铁、铜、锌……等以可溶盐方式进入液相，三氧化钼以被酸分化出呈钼酸不溶于酸（应调好PH值）而进入固相。尔后，经过固液别离，可使焙砂中大部分杂质金属被别离出。对净化后的焙砂再浸，浸渣中钼含量可降至3％以下。“预浸”时，二氧化钼可溶于酸进入液相：   MoO2+4HC1＝MoCl4+2H2O       所以，钼焙砂含二氧化钼较高时，“预浸”废液应增加收回钼的工艺。     浸工艺一般在珐琅反响釜或钢制浸槽中进行。这些设备带有机械拌和器和蒸汽加热套。浸出进程往往须重复2~4次。后几回稀浸液可循环运用。     2、净化除杂     浸、过滤后所获钼酸铵溶液还含有不少金属的络离子。特别铁和铜的络离子含量较多。为脱除它们，往往要向溶液参加硫氢化铵（或硫化铵、）。     这些金属的络离子中除[Fe（NH3）6]2+移定性较差，其他[Cu（NH3）4]2+、[Zn[Ni（NH3）4]2+结合得都很安稳，它们PK不稳分别为13.32、9.46。因此，溶液中铜、锌、镍的正二价离子浓度很低。     虽然[Cu（NH3）4]2+很安稳，但CuS与FeS溶度积更低。（LFeS＝3.7×10-19，LCuS＝8.5×10-45）所以，溶液中会发作如下反响，直至铜、铁沉积完：   [Cu（NH3）4]（OH）2+NH4HS+3H2O→CuS↓+5NH4OH   [Fe（NH3）6]（OH）2+NH4HS+5H2O→FeS↓+7NH4OH       关于锌和镍，虽然它们的硫化物溶度积也不高（LZnS＝1.2×10-19，LCuS＝1.4×10-24），但它们的络离子相对就安稳得多。此刻，溶液中很低的[Zn2+]、〔Ni2+〕与〔S2-〕不可能到达按此溶度积生成硫化锌、硫化镍的必需浓度。因此，锌、镍的杂质大部分仍留在溶液中。[next]     经过液固别离，就可以脱除钼酸铵溶液中的铜、铁杂质。     出产中，有必要当心操控铵的加人量，假设溶液中铵过量，将生成硫代钼酸盐使终究产品被硫污染。所以，铵需一点一点缓慢参加溶液并不断拌和。每次加往后要取样查验沉降是否已彻底，如发现溶液中铵过量，需参加新鲜的浸液冲销。     铵亦可用硫化铵或替代，但易形成终究产品含Na2O过量而较少选用。     净化是在珐琅反响釜或衬有橡胶的钢制浸出槽中进行。相同，需带拌和器和加热蒸汽套。     3、结晶     经净化的钼酸铵母液往往含有MoO3120~140g/L，母液密度约1.09~1.12g/mL。一般先经预先蒸腾浓缩至含MoO3为280~300g/L，或母液密度1.20~1.23g/mL。此刻，母液中为数不多的CuS、FeS、Fe（OH）3易沉降，可滤除。往后，将有两种加工计划：     （1）计划I—浓缩-结晶法：将经预浓缩后的母液在带机械拌和器、蒸汽加热套的不锈钢或珐琅反响釜中加热、蒸腾、浓缩。使溶液密度到达1.38~1.4g/mL（适当含MoO3为400g/L），过滤热溶液并搜集在冷却、结晶器内。     结晶是在带拌和器、冷却系统的不锈钢或珐琅结晶器中进行的。当母液温度冷却至40~45℃后，约50%~60%的仲钼酸铵从溶液结晶分出。经离心过滤、洗滤、枯燥获终究产品。剩下母液再经“浓缩-结晶”重复屡次，终究再将尾液蒸干，在350~400℃下煅烧，所得三氧化钼含杂太高，须回来浸。     操作须留意：蒸腾进程应保存4~6g/L自在；而且为防部分过热，应不断拌和，这样才干防止生成酸性较强、晶粒较细的钼酸铵沉积，从溶液中分出。     “浓缩-结晶”需重复屡次，进程持续时间较长，第2次后各批结晶含杂较高往往超越标准，而需重复结晶以净化。     （2）计划Ⅱ—中和法：对预浓缩的母液参加中和，依据溶液终究pH和温度不同，可分出不同成份聚钼酸盐。     当心翼翼地用中和加热到55~65℃的钼酸铵母液，直到pH=2.3，强烈拌和，可将96%~97%的钼以二水四钼酸盐方式沉积出来：  4（NH4）2MoO4+5H2OPH＝2~2.5（NH4）2Mo4O13·2H2O+6NH4OH→   分出的结晶有必要立刻过滤，不然，在与母液长期触摸后易脱水，生成细晶粒无水四钼酸铵而难过滤。     四钼酸铵沉积物纯度很高，Ni、Zn、Cu……及AS、P、S……等杂质都残留在弱酸性母液中。但它却含有较多氯离子（0.2%~0.4%）不易被水洗掉，而需重结晶，以脱除氯离子。     首要，将四钼酸铵在70~80℃下，用含3%~5%的溶液溶解，直到饱满（溶液密度1.41~1.42g/mL)。然后将饱满溶液冷却到15~20℃，50%~60％的钼会以纯洁的仲钼酸铵（（NH4）6Mo7O24·4H2O）方式从中分出。母液再重复溶解四钼酸铵，再冷却结晶，重复可达十次左右。四钼酸铵逐步转变成纯洁仲钼酸铵，杂质在母液中堆集到必定程度后，送去净化处理。     别离四钼酸铵后的酸性母液中，还残留有3%~4%的钼（适当6~10g/L），将其再酸化至pH=2送沉积池，可从中分出各种成份聚钼酸盐非晶形沉积。沉积送净化处理除杂，尾液还含约1g/L的钼，可用离子交换法加以收回。     4、浸渣收回     依据钼焙砂的不同成份，钼的浸出率在80%~95%之间，其余部分残留在产率10%~25%的浸渣中，渣的含钼量还高达5%~25%之间。[next]     浸渣中钼的物相生要为：难溶或不溶于的钼酸钙、钼酸铁；不溶于的二氧化钼、二硫化钼；极少量吸附在氢氧化铁表面的钼酸根离子。笔者在对栾川县钼酸铵厂浸渣所作物相分析发现：吸附MoO2-4很少，而CaMoO4、MoS2含量占渣中钼量的80%以上。见下表。   表  浸渣中钼的散布  钼的物相MoO2-4Fe2（MoO4）3CaMoO4MoO2MoS2算计钼分配率（%）4.199.3335.754.6746.06100.00       从浸渣中收回钼的工艺繁复，不少工艺与钼精矿分化工艺相同，此仅作简略介绍。这些工艺也有火法、湿法之分。     火法常见工艺有：（1）二次焙烧-浸；（2）碳酸钠焙烧-水浸；（3）硫酸焙烧-浸。后两种适用于含各种钼化合物的浸渣。其间碳酸钠焙烧法用得最多。     二次焙烧法：Richard将浸渣在富氧（或纯氧）中焙烧600~650℃，15~30min后总浸率达99%以上。     碳酸钠焙烧-水溶法：将湿渣拌上碳酸钠粉，放焙烧炉内，经700~750℃焙烧6~8h。此刻，浸渣中的各种钼化合物都会转化成可溶的钼酸钠。用水加热溶解此焙渣，钼酸钠溶入液相经过滤后别离出。在pH=3.5~5微酸性介质中，用从浸液中沉积出钼酸铁。沉积物中的FeO3/MoO3份额不定，一般不与Fe2（MoO4）3共同，可用溶解得钼酸铵溶液。     硫酸焙烧-水浸法：将浸渣拌入硫酸在600℃下焙烧，各种钼化合物转化为钼酸。用浸出焙渣，钼酸转化为钼酸铵进入溶液再收回。     湿法常见工艺有：（1）碱液压煮；（2）酸分化；（3）次分化。     碱液压煮：当浸渣中钼首要以钼酸盐方式存在，而MoO2或MoS2含量很低时，在高压反响釜内用碳酸钠溶液浸出浸渣。在180~200℃，1.2~1.5MPa浸出，可将其他钼酸盐转化为可溶钼酸钠别离收回。     酸分化法：当浸渣的钨档次较高（3%~5%W）时，用其他方法难将W-Mo别脱离。此刻用20~30%加温到100℃左右浸出浸渣，可将其间钼酸盐彻底分化，生成易溶于的钼酸，而钨酸盐大部分不会分化而与杂质一块残留在固相，别离出钼酸溶液收回钼。残渣可再收回钨和MoS2、MoO2。     用15%浓度硝酸、10%浓度硫酸，在液固比为3：1，加温到70~80℃时，浸出浸渣2h，可将浸渣中各种钼化合物转化为钼酸，残渣含钼量仅0.44%。

钼矿选矿过程中，有的流程产出一个难以用浮选收回的低档次钼中矿；有的因杂质含量太高得不到合格钼精矿〈或称低档次钼精矿〉。使用这些不合格的钼精矿和钼中矿来出产钼酸铵是收回这部分钼的一个方法。    1.钼中矿的化学选矿    杨家杖子钼矿在选矿过程中产出一个含钼0.6~0.8%的钼中矿，以此为质料出产钼酸铵的工艺流程如下：    首先把钼中矿浓缩到60%固体浓度，参加次溶液浸出，反响式如下： MoS2+9NaClO+6H2O→Na2MoO4+2Na2SO4+9NaCl+3H2O     次溶液含NaClO130～140克/升、含NaOH50～60克/升。浸出温度45～55℃，钼中矿细度为0.074毫米以下。    浸出生成的钼酸钠溶液参加使pH=5～6，然后加氯化钙，用蒸汽煮沸生成钼酸钙沉积。反响式如下： Na2MoO4+CaCl2→CaMoO4↓+2NaCl     把钼酸钙沉积过滤后，加碳酸钠溶液分化钼酸钙以除掉其中平杂的重金属离子，反响式如下： CaMoO4+Na2O3←→Na2MoO4+CaCO3↓     然后加使溶液的pH=0.5，在95℃下反响生成钼酸沉积，反响式如下： Na2MoO4+2HCl→H2MoO4↓+2NaCl[next]     把钼酸别离出来后，直接溶解于中，生成钼酸铵。参加活性产脱色，然后加使pH=2.5，得到白色结晶的二水四钼酸铵[（NH4）2O•4MoO4•2H2O]。过滤、枯燥、破坏得到钼酸铵制品。整个出产流程如下图所示。 [next]     2.低档次钼精矿出产钼酸铵    有的选厂如金口岭和宝穴选矿厂，因含炭质矿藏的影响，浮选得到的钼精矿含钼仅20~35%。该厂选用化学选矿制成钼酸铵。出产流程如下：首先将低档次钼精矿烘干后焙烧成三氧化钼，反响式如下： 2MoS2+7O2     4.5小时  →  2MoO3+4SO2↑600～650℃     然后将三氧化钼用浸出、生成正钼酸铵，反响式如下： MoO3+2NH4OH   3小时  → （NH4）2MoO4+H2O     过滤除掉氢氧化铁等不溶物。滤液加（或硫化铵），将浸出液中铜络合物转化为硫化铜沉积、与正钼酸铵别离。除掉重金属离子的溶液，参加硝酸，使pH=2.5，正钼酸铵转化为四钼酸铵晶体，反响式如下： 4（NH4）2MoO4+6HNO3→（NH4）2O·4MoO3↓+6NH4NO3+3H2O     把晶体过滤、在120℃枯燥3小时得到白色结晶的四钼酸铵。出产流程如下图所示。[next]

传统的氧化焙烧钼精矿出产钼酸铵的火法工艺，存在SO2烟气严峻污染环境，钼和铼收回率低一级缺点。温法分化钼精矿就可防止这些缺点。     湿法工艺品种繁复，从钼精矿分化手法区分，常见工艺有以下几种（见表1）。   表1  常见湿法工艺  工  艺氧化剂压力（MPa）温度（℃）浸  液硝酸氧压煮O2△0.8~1.5① ※2.0~2.5②180~22020~40g/LHNO3 （HNO3：Mo＝0.2~0.3：1）烧碱氧压煮O2同上200 硝酸分化HNO319027~30%浓度硝酸次分化NaOCl120~4030g/L NaOCl， 20~30g/L NaOH           ①氯分压；②釜内总压。       1、（硝酸）氧压煮     钼精矿在水介质里，经硝酸催化的氧化煮是一个三相（液-固-气）反响的放热进程，反响为：  MoS29O2+3H2O→H2MoO4+2H2SO4+△Q2   硝酸起作催化剂作用，在反响中循环：   MoS2+9HNO3+3H2O→H2MoO4+9HNO2+2H2SO4+△Q   2HNO2→NO+NO2+H2O   2NO+O2→2NO2+1233kJ   3NO2+H2O→2HNO3+NO+484.5kJ       从亚硝酸→NO+NO2→NO2→HNO3反响很快到达平衡。增大氧分压、下降气相温度，都有利反响进行。     压煮进程中，钼除少数在强酸介质中呈阴离子进入压煮液外，94%左右钼以钼酸方式留在固相。钼精矿里伴生的铼绝大部分转化为可溶的高铼酸或其盐进入压煮液中。钼精矿中铁、铜、铝、镁等呈硫酸盐，部分磷、砷、硅以阴离子方式进入了压煮液。     硝酸氧压煮工艺流程如图1，工艺条件见表2。   表2  氧压煮出产钼酸铵工艺条件  工  艺工  艺  条  件压煮钼精矿（kg）：水（L）1：1.5~2.5①釜内加压（MPa）2（反响中上升至3）加热温度（℃）14~15（反响上升至20）②硝酸用量（kg HNO3/kg Mo）0.20~0.30反响时刻（h）2（滤饼） 浸滤饼（kg）：水（L）：（L）1：0.7~0.8：1.2~1.23PH8.5~90加热温度（℃）70~75拌和时刻（min）15~20溶液比重（g/mL）1.16~1.18净化加热温度（℃）80~PH8.5~9参加过量时溶液呈淡黄色浓缩溶液比重（g/mL）1.2~1.21冷却温度（℃）40~45酸沉反响温度（℃）≯60PH2~2.5溶 再结晶粗晶（kg）：蒸馏水（L）：（L）100：（40~50）：（45~50）溶液比重（g/mL）1.40~1.50溶解加热温度（℃）70~80            ①     现在蒸煮加压已可降至0.8~1.2Mpa；            ②     反响中，压力还会上升，温度自行再升高[next]  图2  （酸）氧压蒸煮出产钼酸铵工艺流程       钼精矿、硝酸和水（或回来的洗液）参加钛材高压反响釜，向反响釜送入蒸汽开端加热并通入氧气。当釜内温度上升到140~150℃、压力达1.5~2.5MPa后中止蒸汽加热。持续送入氧气，随反响开释热量，釜内的温度、压力得到上升，可到达180~220℃、3~3.5MPa。在不就义载时保持反响2h。反响完毕，中止送氧，温度会随之下降到150℃以下。冷却浸液使温度降至l00℃以下，排气降压，再经液固别离：可获钼酸滤饼和压煮液。对钼酸滤饼的进一步加工与钼焙砂浸工艺类似。     氧压煮工艺里钼和锌的转化率都可达98%~99%以上，加工费不高、三废较少但氧压煮能否施行于出产的关键是设备能否耐压、耐温、耐酸腐蚀。高压反响釜用钛材、密封材料可用四氟乙烯材料制备，对高压、高温、高酸度、高氧化气氛下的阀门等尤须留意。     氧压煮液的处理可选用萃取或离子交流提取钼和铼。几个典型氧压煮条件、作用比照见表3。   表3  氧压煮条件、作用比照  项  目单 位株洲硬质合金厂前苏联美国专利3988418美国专利3739057日本专利昭-37-1520氧分压MPa1.5~2.01.01.05~1.41.0~1.52.0硝酸用量Kg/kg（Mo）0.20~0.30/0.45~0.90.34/液固比/1.5~2.5：110：110：15：110：1温度℃180~220200~225120~160155~160200精矿粒度目75%-200/-325-200-200浸出时刻h2~33~43~426钼转化率%99.1393~993599.5＞9998.4进压煮液钼量%~75~720~2510~15/       2、硝酸氧压煮液收回铼的工艺     铼广泛散布在地壳中，但还没有发现有天然形状铼的存在，它也很少呈首要矿藏组分呈现。存在于其他矿藏中的铼仅为痕迹量，辉钼矿却是铼仅有重要的宿主矿藏。至今，世界上所出产铼的99%来源于热液型斑岩铜-钼矿。     从钼精矿出产铼的办法也依靠钼精矿分化的工艺。当氧化焙烧钼精矿时，在500℃以下的焙烧温度，铼就以Re2O7提高进入烟气。用高压力差的高洗刷塔，从烟尘中搜集率约65%。再从溶解有高铼酸或高铼酸铵的洗刷液里萃取或离子交流收回铼。氧压煮时钼精矿中铼的98％转化成高铼酸进入压煮液，压煮液里还含有总钼量5％~6％的钼。 从压煮液可用萃取法或离子交流法收回钼与铼。萃取工艺见图1，萃取铼的工艺条件见表4。   表4  压煮液中收回钼、铼的工艺条件  工 序工    艺    条    件沉 硅聚醚用量50g/m3压煮液萃取与反萃取条  件铼钼有机相组成N2352.520仲辛醇4010火油57.570反萃取剂（mol）NH4OH5~69~10洗刷剂（mol）NH4OH 1.8流比萃取萃铼1.3g/L萃钼20g/L洗刷 1/0.5反萃取铼液10g/L钼液150 g/L铼一次结晶用量（g/L）50 用量（ml/L）20 结晶温度（℃）≤0 铼二次结晶溶解液组成（：水）1：1 一次结晶溶解温度（℃）95 固液比1/10 结晶温度（℃）≤0  [next]     3、烧碱氧压煮     在130℃和氧分压为0.2MPa、釜内总压1MPa时，用NaOH溶液浸出钼精矿。经浸出7~8h后，98%~99%的钼与铼转化进液相。当温度提高到200℃，氧分压可达1~1.5MPa，反响如下：   MoS29O2+6OH-→MoO2-4+2SO2-4+3H2O2       溶液中除含有MoO2-4、ReO4-外，还含有Cu、Fe、Si、As、Sb、P的化合物，这些杂质使溶液处理复杂化。     从含硫酸盐离子高的溶液中别离钼，不适宜选用沉积钼酸钙的办法，由于这会一起生成硫酸钙的沉积而污染钼酸钙。因而，可选用在高压釜中200℃的弱酸溶液中（pH=2）用钼粉复原MoO2-4：   MoO2-4+Mo+4H+→3MoO2↓+2OH-   再用H2复原MoO2即可得工业钼粉。复原后的残液再用以萃铼。该工艺可提取96%钼和85%~90%的铼。 在弱酸性介质中，在加压下通入H2也可复原MoO2-4   MoO2-4+H2→MoO2↓+2OH-   MoO2最佳沉积条件为200℃，氢分压6MPa，pH＝2~3，参加晶种反响1~4h后，98％以上相钼会以粗粒MoO3晶体分出。     从苛性碱压煮液中提取钼的另一有效途径是用强碱性阴离子交流树脂作离子交流。     惯例处理钼溶液的萃取、活性炭吸附、离子交流工艺都适用于酸性介质。株洲钨钼材料研究所选用OH-型717#或D296阴离子树脂，从苛性碱氧压煮的钼液中吸附钼，吸附率可达99.5%。而且除掉90％以上磷、砷、硅和80％以上SO42-等杂质。实验中，湿树脂的吸附量较大，pH=8时717#树脂穿透简单（交流柱流出与流入液相含量之比为0.01时简单）为25~29g/L；饱满容量（当流入，流出液的含量到达持平后的树脂含量）为38~40g/L；D296-10在pH=10时的穿透容量为29.06g/L，饱满容量为37g/L。在对树脂用NH4Cl解吸，解吸液酸沉等工序中，可进一步脱除SO42-及铜铁等杂质，取得合格的高质量仲钼酸铵。     4、次氧化法     这往往用作低档次钼精矿和钼中矿的湿法分化工艺。     在碱性介质中，加氧化剂次简直能氧化一切的硫化物：     但在20~40℃时，铁、铜的硫化物氧化速度远比辉钼矿的低。此刻，可充沛将MoS2转化为MoO42-，而铜、铁的硫化物很少溶解。一起，氢氧化铁，特别氢氧化铜在碱性介质能催化次的分化，加速辉钼矿的氧化：   NaClO→NaCl+[O]   浸液成份一般为：NaCIO30g/L，NaOH20~30g/L。一般用此法浸取含钼5％~23％的钼中矿时，钼的收回率可高达96%~98％。这个办法可在常温，常压下作业，比氧压煮易操控。不足之处是药剂耗量太大，理论上核算，每浸取lkg钼，需耗费7kg次，而实践出产耗费还为理论值的1.5~2倍。 为此，呈现通以再生次的工艺：   2NaOH+Cl2→2NaClO+H2↑       亦呈现电氧化法：用通电的氯化钠溶液浸出：  NaCl+H2O电解NaClO+H2↑→ [next] 这些工艺都只是次法的分支，见图2。   图2  次法流程

中国有色金属工业协会钼业分会于2006年4月26－27日在杭州召开了“钼业分 会全国钼化工企业第三次峰会”。与会代表围绕会议讨论议题进行了认真讨论，大 家各抒己见，畅所欲言，最后达成了多项有利于全国钼化工行业及钼行业发展的共 识。其中提出了对钼酸铵、钼酸钠的报价问题，大家一致认为，钼酸铵、钼酸钠应 实行分等级报价，这种报价较为科学，有利于钼行业的发展，现将具体事宜通知如 下：   　　一、四钼酸铵  　　1、精品级 Mo≥56％ 化学物理性能达标，满足钼拉丝条及深加工；  　　2、一级品 Mo≥56％ 各项化学性能达标，满足钼粉制备及钼制品棒、杆、板  等；  　　3、二级品 Mo≥56％ 主含量满足炼钢钼条、块、坯及其普通应用。   　　二、七钼铵酸  　　1、一级品 Mo≥54％ 化工原料及其主应用；  　　2、二级品 Mo≥52％ 钼肥生产原料；   　　三 、二钼酸铵  　　参照七钼酸铵一级品价格执行mo≥56％   　　四、钼酸钠  　　1、精品级 Mo≥39.2% 含量≥99％ 无钨、钒杂质；  　　2、一级品 Mo≥38.5％ 含量≥98.5％；  　　3、二级品 Mo≤38％ 含量≤98％。.

摘  要：以中国某地含钼矿石为原料，通过研究发现钼以非晶态硫化物形式存在，一般选矿及文献记载的湿法提取方法均无法使之达到工业应用要求。研究了用原矿直接通过氧化焙烧、碳酸钠溶液高温高压浸取，将其中的钼转化为含钼溶液，再加入一定量固体氯化铵，加热析出钼酸铵，从而制备钼酸铵产品，并通过条件试验选取最佳工艺技术参数。钼酸铵中钼含量大于55％(质量分数)，钼的回收率大于90％。关键词：非晶态钼矿石；钼酸铵；氯化铵。    1  物质组分    原矿分析结果：ω／(SiO2)＝21.77％，ω／(K2O)＝1.04％，ω／(Fe2O3)＝15.96％，ω(Na2O)＝0.22％，ω(Al2O3)＝8.28％，ω／(TiO2)＝0.33％，ω／(CaO)＝7.28％，ω／(MgO)＝2.10％，ω(S)＝19.48％，ω(P)＝0.16％，ω／(Mo)＝4.32％，ω(Ni)＝3.14％，ω／(Mn)＝O 0.045％，ω／(C) ＝13.00％。    原矿经X射线衍射图谱分析，未见钼(镍)矿物的谱线和峰值，含硫矿物只有黄铁矿(二硫化铁)，质量分数在14％左右，换算其中的硫含量占总质量的7.5％，而原矿化学分析结果表明硫含量高达19.48％，显然无法 平衡。据此判断，钼(镍)以非晶态硫化物形式存在。原矿其它主要矿物组成为：石英、碳、白云石、云母、菱铁矿、高岭石等。    2  原则工艺流程的制定    原矿钼品位较低，硫、碳含量较高，曾尝试浮选或重浮联选进行富集，由于其未结晶形成独立矿物，与碳等共生紧密，且嵌布粒度极细，无法与其它矿物进行有效分离，使得精矿晶位和回收率均极不理想。因此，本研究采用湿法冶金工艺提取其中的钼。原矿直接经氧化焙烧后，用碳酸钠溶液高温高压浸取，再用氯化铵析出浸取液中的钼，制备钼酸铵产品。原则工艺流程为：原矿→破碎→磨矿→氧化焙烧→碳酸钠溶液浸取→氯化铵析出→过滤洗涤→干燥→钼酸铵产品。    文献介绍了用低品位钼精矿制备钼酸铵的工艺路线，制备工艺在常压下进行且为结晶完好的辉钼矿原料。在文献的基础上，研究碳酸钠用量、浸取反应时间、浸取温度(压力)对浸出率的影响，并据此确定最佳浸取工艺条件，以及研究了用氯化铵制备钼酸铵的工艺技术指标。[next]    3  试验结果及分析    3.1  碳酸钠溶液浸取试验    试验仪器：l 000 W可调电炉；调速电动搅拌机；200 mL不锈钢反应釜，自制；调温烘箱。    试剂：碳酸钠，化学纯。    主要反应：    2MoS2+7O2＝2MoO3+4SO2 ↑    MoO3+Na2CO2＝Na2MoO4+CO2  ↑    3.1.1  碳酸钠用量试验    试验条件为：液固质量比2:1，温度100℃，时间1 h。取100g焙烧后的样品，磨至52 µm，加入不同量的碳酸钠，加人量为与固体原矿的质量比，两级浸取，第一次与第二次加入的量相同，加200 mL水，加热到100℃，搅拌反应l h，冷却后过滤洗涤，渣烘干后分析钼含量。浸取焙烧后的样品钼含量为4.07％(质量分数)，试验结果见表1。从表l看出，当每次碳酸钠用量为50％时，浸出率相对较突出，但用量过高，不经济。总的来看，常压下浸取效果并不理想，但为高温高压浸取试验提供了一定的参考依据。表l  碳酸钠用量试验结果(质量分数)  ％碳酸钠用量一次浸出渣钼含量二次浸出渣钼含量总浸出率103.793.0226.8203.521.7656.8301.471.2669401.41.0973.2501.481.5187.5[next]     3.1.2  浸取时间试验    试验条件：液固质量比2:l，碳酸钠用量40％，温度100℃。浸取时间分别为1 h、2 h、3 h、4h时，一次浸出渣钼含量(质量分数)分别为1．40％、1．6l％、1．54％、1．68％。结果表明，浸取时间对浸取效果无显著影响，以1 h为宜。    3.1.3  浸取温度(压力)试验    试验条件：液固质量比2:l，浸取时间l h，碳酸钠用量30％，结果见表2。结果显示，在碳酸钠用量相同的情况下，160℃时的密闭静态浸出率远高于常压下动态浸出率，超过了90％的预期指标。考虑到温度过高，反应时状态的平衡压力也随之增高，对设备的要求更加严格，反应温度以160℃较为适宜，此时状态的压力约606 kPa。表2  浸取温度(压力)试验结果浸取温度／℃一次浸出渣钼质量分数/％二次浸出渣钼质量分数/％总浸出率/％室温3.262.6933.91001.471.26691601.380.2691.2

工业仲钼酸铵是一系列钼的同多酸铵盐的混合物，它主要包括有：钼酸铵，四钼酸铵与仲钼酸铵。     下表列出了常见几种钼酸铵盐。   表  常见几种钼酸铵盐  名称分子式脱水温度（℃）转化温度（℃）转化产品仲钼酸铵（NH4）6Mo7O24·4H2O90°脱一个结晶水230四钼酸铵四钼酸铵（NH4）2MoO13130°脱其余结晶水315三氧化钼钼酸铵（NH4）2MoO4·2H2O120 三氧化钼       仲钼酸铵热离解反应及条件如下：  （NH4）6Mo7O24·4H2O90~130℃（NH4）6Mo7O24·4H2O+4H2O↑→    （NH4）6Mo7O24150~250℃（NH4）2Mo4O13+NH3↑+2H2O↑→    （NH4）2Mo4O13280~380℃4MoO3+2NH3↑+H2O↑→         工业生产中，这一系列反应在同1台回转炉内进行。炉温保持在450~500℃。炉温偏低，仲钼酸铵等热解离不彻底；炉温偏高，解离后的三氧化钼蒸汽压上升，会因升华而损失。回转炉的加热通常由炉外缠绕的电阻丝来实现。     由仲钼酸铵热解离生产的三氧化钼呈极淡的黄绿色，基本可满足高纯三氧化钼的要求。此工艺对原料——仲钼酸铵的质量要求较高，原料中的杂质往往进入焙烧后钼砂——高纯三氧化钼的产品中。所以，当原料含杂质较高时，必须先经除杂纯化，直至达到要求之后，再进入热解离段工艺。

跟着现代工业的飞速发展，钼的用量不断添加，其报价也继续上涨，但优质钼矿资源越来越少。在各种类型的钼矿藏和钼系废催化剂中都含有一定量的钒酸根，钒酸根是钼产品的有害杂质，因此，需求经过除钒酸根来制备纯钼化合物。 钼酸根、钒酸根在水溶液中的性质十分类似，别离很困难。已有的一些钼酸根、钒酸根别离办法有铵盐沉淀法、溶剂萃取法、电化学离子交流法、电化学复原反萃取法、螯合树脂吸附法等。铵盐沉淀法和溶剂萃取法对钼酸根、钒酸根别离不完全，后3种办法可使钼酸铵产品中钒酸根质量分数小于0. 0015%，可是电化学离子交流法和电化学复原反萃取法操作工艺杂乱，而螯合树脂吸附容量低，工业运用不抱负。实验研讨了用强碱性阴离子交流树脂从钼酸铵溶液中去除钒酸根。 一、实验部分 （一）实验仪器、试剂和分析办法 强碱性阴离子交流树脂D231－Ⅱ，浙江争气实业股份有限公司产品。 实验料液由钼酸铵、和去离子水制造而成，钼质量浓度62.36gL，钒质量浓度0.52gL，pH为6.5～7.5。 、、钼酸铵、均为分析纯。 溶液中钼质量浓度用铜离子催化硫酸盐法在722S型分光光度计上测定，钒酸根质量浓度用硫酸亚铁铵滴定测定，氯离子质量浓度用滴定测定，溶液pH值用pHS－25数显pH计测定。 离子交流柱：Ф2.5 cm×200 cm。 （二）实验办法 树脂先用去离子水浸泡24 h，充沛溶胀后再用去离子水洗至无杂质；用40gL溶液和40 gL溶液替换处理2次，每次用2倍树脂体积的用量浸泡8h并用去离子水洗至中性；最后用4倍树脂体积的40 gL溶液转为氯型，再用去离子水洗至中性，备用。 取200 mL处理好的D231－Ⅱ树脂装填在交流柱中，室温下，将制造好的料液从上向下经过树脂层，操控流速为200 mL／h，每2h取交流柱流出液一次，检测钼和钒的质量浓度。 交流柱流出液中钒酸根质量浓度达0.02 g/L时中止吸附。当树脂吸附饱满后，用4倍树脂体积的50 g/L溶液（或50gL溶液）解吸，用去离子水洗至pH=8，再用4倍树脂体积的50g/L溶液转为氯型，用去离子水洗至pH值为中性后，进行下一个周期的吸附。 二、实验成果与评论 （一）吸附 3个周期的吸附实验曲线如图1～3所示。图1  第1周期树脂对钒酸根的吸附曲线图2  第2周期树脂对钒酸根的吸附曲线图3  第3周期树脂对钒酸根的吸附曲线 从图1～3看出：D231－Ⅱ树脂对料液中的钼酸根和钒酸根都有吸附作用，当流出液体积为1倍树脂体积时，钼酸根开端穿透，随后流出液中钼酸根质量浓度敏捷升高；当流出液体积为8倍树脂体积时，流出液中钼酸根质量浓度与进料液中的根本共同，而钒酸根根本检测不出；当流出液体积为20倍树脂体积时，流出液中检测出有微量的钒酸根。若以钒酸根质量浓度0.02g/L为失效结尾，则树脂对钒酸根的吸附容量约为16.0g/L，处理料液量为26倍树脂体积。 （二）解吸 选用强碱性阴离子交流树脂D231－Ⅱ去除钼酸铵溶液中的钒酸根作用很好。流出液中钒酸根质量浓度达0.02g/L为吸附结尾，此刻对树脂进行解吸处理。负载树脂先用清水淋洗，去除残留的吸附原液，然后用4倍树脂体积的50 g/L溶液进行解吸，再用去离子水洗至pH=8。3个周期的解析实验曲线如图4～6所示。树脂吸附容量、洗脱量和洗脱率见表1。图4  第1周期树脂对钼酸根和钒酸根的解析曲线图5  第2周期树脂对钼酸根和钒酸根的解析曲线图6  第3周期树脂对钼酸根和钒酸根的解析曲线 表1  D231－Ⅱ树脂3个周期的吸附参数从表1看出：3个周期的解析成果根本共同，钒酸根洗脱率均在99%以上，阐明D231－Ⅱ树脂吸附钒酸根的重复性好、洗脱率高。D231－Ⅱ树脂作为一种大孔强碱性阴离子交流树脂，具有特殊的孔结构和比表面积，在pH为6.5～7.5范围内，对钒酸根的吸附选择性大于对钼酸根的吸附选择性。一起，树脂的抗污染才能强，具有很高的吸附才能、耐温性、稳定性和机械强度，十分合适从实践溶液中吸附别离钒酸根。 三、定论 实验成果表明：D231－Ⅱ树脂可用于从钼酸铵溶液中别离钒酸根；溶液pH为6.5～7.5时，D231－Ⅱ树脂对钒酸根的吸附选择性很高，吸附率大于99%;负载树脂用稀（稀碱液）脱附，钒酸根洗脱率在99%以上。D231－Ⅱ树脂有较高的耐氧化、耐酸碱、耐有机溶剂的功能，机械强度大，正常情况下，年损耗率小于5%。选用D231－Ⅱ树脂从钼酸铵溶液中吸附钒酸根，工艺简略，别离作用好，不需求特殊设备，技能简单把握，可完成自动化。

同钼铁、氧化钼相同，钼酸钙也常作为钢铁的钼合金添加剂。其运用远没钼铁、氧化钼广泛。纯钼酸钙含钼48.0％。下表列出了前苏联钼酸钙标准，供参阅。   表  钼酸钙（前苏联）标准UMTY-4523-65ROC  类型Mo ≥Ca ≤P ≤S ≤MДK-144220.10.2MДK-240240.20.3       钼酸钙的出产可由钼焙砂加石灰（CaO）混匀焙烧，钼精矿加石灰（CaO）后混匀焙烧。但更多的是在处理低档次钼精矿时，用氯化钙（CaCl2）沉积MoO42-而制成，惯例工艺见下图。   图  低档次钼精矿制钼酸钙流程       当用苏打液浸出钼焙砂时，不只能与三氧化钼反响，也能与钼酸钼，钼酸铁反响而溶解（但就不能使它们溶解、反响）：   MoO3+Na2CO3←→Na2MoO4+CO2↑   CaMoO4+ Na2CO3←→Na2MoO4+CaCO2↓   FeMoO4+ Na2CO3+H2O←→Na2MoO4+Fe（OH）2↓CO2↑       为了溶解充沛并节约苏打，一般选用四到五段逆流浸出。对过泸后的浸液经蒸汽加热浓缩，钼酸钠溶液的钼浓度超越50~70g/L后，就可在80~90℃下参加氯化钙（CaCl2）生成钼酸钙沉积。沉积需在中性或碱性溶液中进行，所加CaCl2量应比理论反响量多10~15%。对所生成的沉积用清水清洗去硫酸盐后，经过滤、锻烧（600~700℃）即可获炼钢工业钼酸钙。     由低档次钼精矿，乃至出产钼酸铵的浸渣，都可与苏打拌合后焙烧，发生如下反响：  MoS2+Na2CO3+O2△Na2MoO4+CO2↑+SO2↑←→ SiO2+ Na2CO3→Na2SiO3+CO2↑   生成的可溶性钼酸钠与硅酸（或偏硅酸）钠可在必定的pH范围下进行别离。别离出硅酸后的母液参加氯化钙，将生成钼酸钙的沉积。对沉积先经清洗、烘干后即成工业级钼酸钙。     钼酸的出产工艺与钼酸钙的出产工艺类似。所不同的仅仅不必氯化钙而用氯化去沉积钼酸钠溶液中的钼：   Na2MoO4＋BaCl2→2NaC1＋BaMoO4↓   钼酸使用于珐琅工业中。出产时，国内用浸渣加苏打焙烧的工艺使用较多，它的出产要害，是溶液中偏硅酸与钼酸钠的充沛别离。

硫酸镍铵又称硫酸镍（II）铵，分子式为 (NH4)2Ni(SO4)2.6H2O，是一种浅绿色的晶体，可溶于水。硫酸镍铵加热时失去结晶水，变为黄色结晶粉末，而它可用于镀镍。【密度】1.923 　　【性状】 　　浅绿色单斜晶体。 　　【溶解情况】 　　溶于水，不溶于乙醇。 　　【用途】 　　用于镀镍和作分析试剂等。 　　【制备或来源】 　　将硫酸铵的饱和溶液与硫酸镍的浓溶液混合结晶而得。 　　【其他】 　　加热时失去结晶水，变为黄色结晶粉末。 　　与碱反应会放出氨气，和氢氧化镍。硫酸镍铵IUPAC 名ammonium nickelous sulfate别名硫酸镍（II）铵识别CAS 号15699-18-0<div style="margin: 12pt 0cm" align="cente

硫酸镍铵又称硫酸镍（II）铵，分子式为 (NH4)2Ni(SO4)2.6H2O，是一种浅绿色的晶体，可溶于水。硫酸镍铵加热时失去结晶水，变为黄色结晶粉末，而它可用于镀镍。CAS号：15699-18-0&nbsp;化学式：(NH4)2Ni(SO4)2.6H2O摩尔质量：395.00 g&middot;mol&minus;1外观：浅绿色单斜晶体密度：1.92溶解度（水）：10.4g/100cc&nbsp;晶体结构：单斜晶系其他：加热时失去结晶水，变为黄色结晶粉末。 　　与碱反应会放出氨气，和氢氧化镍。健康危害：皮肤接触过敏，症状为发痒、发红，而后出现皮疹，高度暴露或重复暴露会伤肺，引起咳嗽、气短，肺积水、气喘，对心脏、肝、肾有损害&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;急救皮肤接触：脱下被污染的衣物，用水清洗皮肤患处眼睛接触：立即用水清洗至少15分钟&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;食入：将患者立即送到医院观察2天，同时检查尿样中镍含量&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;呼吸系统防护：选用带护目镜的呼吸器，定期检查肺功能、血浆及尿液中镍含量&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;防护服：穿戴清洁完好的防护用具(防护服、手套、足靴、头盔)，以保护皮肤&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;泄漏处置：须穿戴防护用具进入现场，将粉状泄漏物收集于密闭容器中。&nbsp;

【英文名称】ammonium ferrous sulfate;Mohr` salt【结构或分子式】 FeSO4·〔NH4〕2SO4·6H2O 【密度】1.864【性状】通明浅蓝色单斜晶体。【溶解状况】溶于水，不溶于乙醇。【用处】在定量分析中常用作标定重、等溶液的标准物质，并用于医药、电镀等方面。【制备或来历】由硫酸亚铁溶液与硫酸铵溶液混合后，浓缩、结晶而制得。【其他】     约在100℃失掉结晶水。在空气中安稳。

好久以来，金的提取和收回一向引起人们的爱好。今日，处理工艺适当杂乱，而且趋向于更为经济和处理矿石档次更低的工艺方面开展。     现在，遍及公认的处理金矿的工艺是化法。可是，因为构成难溶的砷化物，而大量地耗费。因而，用这种办法处理含砷金矿是不经济的。     含砷金矿中的砷能够用挥发法，使砷以或许的方式除掉。但在焙烧过程中，、氯化砷以及二氧化硫的毒性，引起了简直无法操控的污染问题。    南非矿藏处理研讨实验室研发的新的多硫化物浸出法，其长处是：    ① 挑选浸出效率高； ② 无污染。     这个新的办法是：含砷金矿在25℃常压下，用含40%多硫化铵水溶液进行浸出。金（如有锑存在的话，与锑在一起）被挑选浸出，砷留于残渣中。在实验室，用特定矿石做的实验标明：用这种办法，能够提取在精矿中80%以上的金。     能够用活性炭从溶液中吸附金，或用加热和蒸汽加热的办法从溶液中沉积金的办法来收回金。这与矿石中其它能够浸出的成分有关。此刻所得到的铵和能够从头生成多硫化铵，回来浸出。     这个办法已由J.C.I实验室作了充沛的点评，而且南非穆尔奇森格拉夫洛特厂建设了日处理五吨的实验车间。从含砷的尾渣中收回锑和金，证明了实验室的数据。     实验作业：只能在实验室中进行实验，而且测定了各种成分的溶解度今后，才干确解出特定矿石的具体流程图。为此，需求二十公斤矿石或许二公斤精矿试样。     在做出上述作业今后，即能够划出处理特定矿石的流程图。也能够同时算出出资与经费。 定论：因为工业性出产的工厂中要操控污染，这个处理含砷金矿的新的多硫化铵浸出法，将在未来的黄金出产中占着重要的方位。

一、有机溶剂萃取法转型 （一）基本原理 1、莘取剂。钨萃取工艺中，常用的萃取剂主要为有机胺和季铵盐，在有机胺中又分为伯胺、仲胺和叔胺萃取剂。 在胺类萃取系统中，有机相一般由胺、相调节剂和稀释剂组成。作为相调节剂的有醇类、酮类和磷酸三丁酯（TBP），但大都用醇类，作为稀释剂的多用火油。上述三种溶剂的份额视萃取条件而定。某些萃取系统萃钨的功能见表1。 表1  某些萃取剂萃钨的功能注：N235－三烷基胺；N263－季胺盐。 在用有机胺时，先用无机酸（常用H2SO4）与有机相效果，使胺生成胺盐，例如用2～3mol∕L H2SO4效果，则：用H2SO4≥5mol∕L效果时，则：2、萃钨进程。先用无机酸（如H2SO4）将Na2WO4溶液酸化至pH＝2.5～3.0，钨以（HW6O21）5－、（H2W12O40）6－、（W12O39）6－等存在。当这些溶液与酸化后的叔胺触摸时，发作阴离子交流萃取反响。 关于叔胺萃钨（Ⅵ）的反响，在不同文献报导中有所不同，即萃合物中萃取剂与钨的摩尔比动摇于1∶3～1∶2之间。因而，有的作者提出了叔胺萃钨的通式，即在Na2WO4溶液pH＝1～3条件下，用体积比为：% Alamine336∶癸醇∶火油为7∶7∶86的有机相萃钨（Ⅵ）的通式为：依据Kim等的数据，在此pH值范围内，通式中钨的阴离子为（W12O40H2）6－、(W6O21H)5-（低钨浓度下）和（W12O40）8－。 当Na2WO4溶液中存在着硅、磷、砷和钼时，在溶液pH＝2.5～3.0的条件下，它们均与钨生成杂多酸阴离子被叔胺萃取，这样，不只玷污终究钨产品，并且还给萃取作业带来困难。例如杂多酸根（SiW12O40）4－、（PW12O40）3－、（AsW12O40）3－与叔胺生成的萃合物是密度大于1g∕cm3的黏性物质，当沉降到萃取器底部时会阻塞溢流口。因而，当有这些杂质时，先向料液中参加F－离子（以氟盐参加），以生成不被萃取的H2SiF6、HPF6等。 3、反萃进程。为了直接获得（NH4）2WO4溶液，工业上用（或含部分钨酸铵）反萃钨。关于不同的有机相萃合物组成，其反萃的反响别离如下：可见，虽然有机相中萃合物的组成不同，但都是1mol钨耗费2mol氮。所用的浓度一般为3～4mol∕L NH4OH，反萃终了的平衡水相应保持在pH＝8.5左右。 （二）工业实践 用叔胺萃钨的准则流程参见图1。图1  从粗Na2WO4溶液制取钨化合物准则流程图 叔胺萃钨工艺中各阶段的条件及目标见表2。 表2  叔胺萃钨工艺中各阶段的技能条件及目标阶段称号技能条件目标各物料组成萃取比较（o∕a）＝1，混合2～3min，温度25～40℃，3～5级逆流钨萃取率大于99%，萃余液中低于0.1g∕L WO3①有机相φ∕%：10叔胺＋10仲辛醇＋80火油，酸度（H2SO4）0.1～0.2mol∕L； ②Na2WO4料液：（WO3）90～100g∕L，pH＝2.5～3 ③萃取洗剂和反洗剂为纯水； ④酸化剂为（H2SO4）0.1～0.2mol∕L ⑤反萃剂为（NH4OH）3～4mol∕L萃洗比较（o∕a）＝4～5，混合2～3min，温度25～40℃，3～5级逆流洗出液中WO3含量低于0.5g∕L反萃取比较（o∕a）＝3（未计水相回流），混合10min以上，温度25～40℃，1级箱式回流反萃取率大于99%，反萃液中250～300g∕L WO3反洗比较（o∕a）＝4～5，混合2～3min，温度25～40℃，3～5级逆流洗出液中低于0.5g∕L WO3酸化比较（o∕a）＝5，混合2～3min，温度25～40℃，2～3级逆流    纳尔契斯克湿法冶金厂用萃取法处理白钨精矿苏镇压煮液的工艺条件、设备及成果如下。 工艺条件： 有机相φ∕%；20叔胺，20异辛醇，60火油； 料液组成／（g·L－1）；（WO3）45～55；（Mo）0.03～0.05；（SiO2）0.03～0.06；（F－）0.1；（NaCl）50～60。 设备。萃取和有机相的洗刷在带有分配器的脉冲填料塔中进行，反萃取在混合弄清器中进行。钛材脉冲塔直径1.6m，填料区高10m，有两个弄清区，脉冲频率50次∕min，振幅20min，塔总体积30m3，生产才能按两相总计为50m3／h。脉冲塔中的比较约为1。在塔上部用水洗刷，其比较（o∕a）为（5～10）∶1，从塔出来的富钨有机相流入第二个填料塔（不必脉冲）顶用稳定剂处理，塔直径为1.3m。反萃用的混合弄清器的混合室和弄清室别离为5m3和16m3。反萃后的有机相送至第三个填料塔（不必脉冲）水洗，塔直径为1.6m。 钨和其他成分在流程中的分配见表3。 表3  钨和其他成分在流程中的分配    （g∕L）美国联合碳化物公司用苏镇压煮所得的Na2WO4溶液为55～110g∕L WO3，2.1～4.5g∕L Mo，pH＝10.5～11.0。首要除掉钼。除钼后溶液含51. 8g∕L WO3，0.0012g／L Mo，0.75g∕L SiO2。有机相为5（V）%三癸胺－10（V）%十二醇－火油。在混合弄清器中3级逆流萃取。萃取比较O∕A为1，洗刷比较（O∕A）为 1∶0.75。然后用3mol∕L NH4OH反萃钨，比较（O∕A）为1∶（1～1.1）。将反萃液循环至（NH4）2WO4溶液中WO3浓度为225g∕L停止。这时反萃液中含0.4g／L SiO2以上。将溶液在55℃和2.7mol∕L NH4OH条件下弄清约1.5h，使SiO2沉积分出。萃取和反萃取均在50℃下进行。 中科院赵由才等曾研讨用伯胺及磷酸三丁酯（TBP）为萃取剂别离钨酸钠或钼酸钠溶液中的砷、磷、硅杂质，获得较满足的成果，估量被萃取杂质以杂多酸方式进入有机相，有待展开更多的作业。 二、离子交流法转型 乌兹别克斯坦某厂使用活动床经过AH－80П树脂将经典法净化所得的Na2WO4溶液转型为（NH4）2WO4，其准则流程见图2。图2  用AH－80П将Na2WO4溶液转型的流程 —树脂运动道路；----各种溶液运动道路 1－吸附柱；2－洗刷柱；3－解吸柱；4－再生柱：5－交流后液贮槽； 6－中和槽；7－（NH4）2WO4液贮槽；8－中和槽；9－过滤器 Na2WO4溶液含125g∕L WO3；0.01～0.08g∕L Mo；≤0.05g∕L P、As；115～135g∕L NaCl＋Na2CO3；pH＝2.5～3.0。溶液中钨主要以偏钨酸根离子形状存在。溶液由吸附柱1底部进入，AH－80П树脂（Cl－型）由上部进入吸附柱悬浮在溶液中并缓慢下沉，两者相对运动并进行离子交流进程，树脂与溶液的流比为1∶（4.2～5.0），吸附柱处理才能为0.2～0.45m3／（m2·h）。从吸附柱底部卸出的树脂当密度到达1.36～1.40g／cm3，则阐明已饱满送往洗刷，当密度小于1.36g∕cm3，则回来吸附柱持续吸附。树脂在吸附柱内与溶液触摸时刻达8～12h，交流后液含WO3 0.02g∕L，WO3吸附率达99.95%。饱满WO3的树脂在洗刷柱2内用pH＝2的水洗去Na＋后。再进入解吸柱3用15%～25%的解吸。解吸液中高浓度部分送蒸腾结晶APT，低浓度部分回来解吸。解吸后的树脂经60～80g∕L HCl再生成Cl－型后，进行再吸附。 依据测定当溶液中WO3浓度为15～20g／L时，AH－80П的全改换容量达1g干树脂吸附1610mg WO3，比经典的人工白钨酸分化再溶的工艺WO3回收率可进步1.3%～1.5%，耗费下降65%～70%，CaCl2耗费下降100%；电能耗费下降30%～40%。 在生产条件下，当用HNO3系统，则树脂亦可用BП－14K型。 三、沉积人工白钨－酸分化法转型 其实质是将净化除杂后的Na2WO4溶液首要参加CaCl2使Na2WO4转化为CaWO4沉积，而Na＋留在溶液中，然后完成了Na＋与WO42－的别离，反响为：生成的CaWO4（又称人工白钨）再与HCl效果转化为H2WO4，H2WO4进而用NH4OH溶解得（NH4）2WO4溶液。

此法可用于强碱性树脂和含强碱性基团的弱碱性载金树脂中解吸金。它又可分为非挑选性解吸和分步挑选性解吸两个计划。 一、分步挑选性解吸 此计划是А.П.瓦特科夫斯卡娅（Ватковская）提出的，解吸进程分为三步：①先用低浓度（10∕L）NH4CNS＋10～2sg∕LNaOH液解吸贱金属杂质。在温度50℃作业，Cu、Zn解吸率～90%，Ag～60%；②后用高浓度（170～250g∕L）NH4CNS＋0.1mol／L NaOH在50℃解吸金、银，解吸率为Au～75%、Ag～85%，Cu～100%，③用10～15g∕L NaOH液使树脂转变为OH－型，并除掉部分Zn、S、Si、Al、As等。解吸液中CNS－和CN－选用臭氧将其损坏。 二、非挑选性解吸 此法是南非实验的计划。该计划是用150g∕L NH4CNS在pH7～8条件下解吸，Au、Ag解吸率～100%，Fe、Ni、Co解吸率58%～87%。再用1mol∕L Fe2（SO4）3使树脂再生。向解吸液中参加NaOH使Fe3＋生成Fe（OH）3沉积并收回NaCNS。 我国东溪金矿选用NK 884阴离子交流树脂从矿浆中吸附金后，也用硫酸镀碱液解吸金。 银坊金矿运用353E树脂吸附金后，曾用酸性液解吸金。因为硫酸酸性液对设备腐蚀严峻，解吸温度高，且冬天易结晶而阻塞管道，后又改用硫酸铵（或硫酸钠）碱液进行解吸。经实验挑选的条件是：NH4CNS（或NaCNS）1.6～2mol∕L＋NaOH 0.3～0.5mol／L，温度25℃，解吸液流量200mL∕h，经47h金的解吸率达99%以上。解吸峰值高且尖，曲线峰值都出现在开端后2h内。解吸液经开路或闭路电积，在电压2.2V、面积电流5.4A∕m2条件下，金的电积收回率达99%～99.1%。载金树脂经解吸、水洗、3%HCl酸洗（20h）、水洗、NaOH转型、水洗六个进程，就可回来吸附进程循环运用。

续上表标准号牌号化学成分（质量）/%Mg杂质不大于≥FeSiNiCuAlPbMnSnTiZnCl其他成分杂质总和国际标准化组织Mg-99.9899.980.0020.0030.00050.00050.0040.050.0020.005　0.005Fe+Ni+Cu0.01　ISO/DIN8287Mg-99.9599.950.0030.010.0020.0050.0050.0050.010.0050.010.0050.05　Mg-99.8099.80.050.050.0050.020.02　0.1　　　　日本一级99.90.010.010.0010.0050.01　　0.01　0.05　　　JISH2150二级99.80.050.050.0010.020.050.10.05中国GB/T3499-1995Mg-99.9699.960.0040.0040.00020.0020.006　0.003　　　0.003　0.04Mg-99.9599.950.0040.0050.00070.0030.0060.010.0140.0030.05Mg-99.9099.90.0410.010.0010.0040.020.03　0.0050.1Mg-99.8099.80.050.030.0020.020.050.06　0.0050.2

3.萃取设备    高效率的萃取器对实现良好的萃取工艺具有重要意义，它不仅关系到萃取过程能否实现，而且极大地影响着萃取工厂的经济效益。目前主要萃取器有三种：箱式（又称混合一澄清器）、萃取塔和离心萃取器。    (1)萃取塔分无搅拌萃取塔和机械搅拌萃取塔两类。前者有喷雾塔、填料塔和孔板（筛板）塔三种，见示意图2。    后者又根据机械运动的形式可分为旋转搅拌塔和往复（或震动）板塔，在众多的旋转搅拌塔中，最为突出的有希贝尔（Scheibel）塔转盘塔和奥尔德舒一拉什顿（Oldshue-Rushton）多级混合塔。    萃取塔主要应用在石油化工、制药、废水处理以及铀的提取，在冶金上，特别是有色冶金上应用比较少，具体内容从略。其典型形式见图3。[next]     往复板萃取塔第一个被利用的是脉冲式接触，经改进后目则获得工业应用的是多孔型结构，具有大径孔、大孔隙度（约58%）和板型是小孔径、孔的有效面积少的待点。则者被应用在北美，后者则应用在东欧和前苏联。除此之外还有脉冲塔。    多孔型往复板塔示意图见图4。

（三）电阻一电弧熔炼    电阻一电弧熔炼是使用电极与炉料之间发生的电弧和电流通过炉料发生的电阻热来熔炼金属的冶金进程，是有色金属冶炼中使用广泛的一种电热冶金办法。其炉子的主体结构与电弧熔炼炉相似。熔炼时电极都刺进炉猜中。熔炼中的热量除来自电极和炉料之间的电弧外，电流通过炉料所发生的电阻热也占相当大的比例。在加热办法这一点上，与电弧熔炼有很大差异，矿石或烧结矿是电阻一电弧熔炼的首要原料，因而又称为矿热熔炼。成套的电阻一电弧炉首要由炉体、电极设备和电源设备三部分组成（见图4）。有石墨电极（或碳素电极）和自焙电极两种。自焙电极是一种用无烟煤、焦炭和沥青拌和成的电料在电炉作业进程中自行烧结而成的。大多数电阻一电弧熔炼都选用自焙电极。电阻一电弧炉熔炼首要用于出产铁合金、、铜锍、镍锍、等冶金及化工产品。    （四）感应熔炼    感应熔炼是使用电磁感应和电热转化所发生的热量来熔炼金属的冶金进程。感应熔炼在感应炉内进行。感应炉相似一台变压器，其感应器为一次绕组，金属炉料自身或铁芯为二次绕组和负载，感应器和炉料之间为耐火坩埚熔池，见图5。当感应器接通电源时，在其中间便构成交变磁场，使处在磁场中的金属炉料内部发生感应电动势和感应电流，进而依靠金属炉料的电阻，将电能转化成为热能，用于加热和熔炼金属。感应熔炼按其电源频率分为高频（10-300 kHz）、中频（0.15-10 kHz）和工频（50Hz或60Hz）三种：按炉子的结构特色或电磁原理，分为有芯（闭槽式）和无芯（坩埚式）两类。有芯感应电炉因为感应器内有铁芯而能削减漏磁，有利于进步功率要素和电热功率，但熔炼温度较低，首要适用于铸铁、有色金属及其合金的熔炼。无芯感应电炉感应器内没有铁芯，漏磁较严峻，电热功率低，但熔炼温度较高，首要用于熔炼钢和合金。与其他电热冶金办法比较，感应熔炼的特色有：没有碳质电极和电弧下的高温区，冶炼进程中不会使熔炼金属增碳和吸收解离的气体分子，因而能熔炼出含气体极低的无碳或超低碳的特种合金和钢；交变磁场对坩埚中的金属具有拌和作用，能加快冶金反响完全完结；功率调理简洁，炉温易于控制，简单完成真空或特殊气氛下的冶炼进程。[next]    （五）电子束熔炼    电子束熔炼是使用电能发生的高速电子动能作为热源来熔炼金属的冶金进程，又称电子炮击熔炼。该法具有熔炼温度高、炉子功率和加热速度高、提纯作用好的长处，但也存在金属收率低、比电耗大等缺陷。首要使用于出产高熔点和活性金属和耐热合金钢。电子束熔炼炉首要由真空室、电子和用电源构成。电子束发射体系为其中心部分，电子结构方式繁复，常用的是近阴极的环状和远距离的磁聚集两种。环状是用环状金属钨丝作电子的阴极，与环状聚束极共处在负高电位，被熔炼的金属棒（或熔池）为阳极，处于零电位。阴极、聚束极和阳极构成加快电场，钨丝上的热电子被加快和聚集（电场聚集），构成高速电子流直接炮击金属棒或熔池，使金属熔化；磁聚集电子是用球面热金属钽、钨或其他合金作阴极，与灯罩形的聚束极共处于负高电位，带孔阳极（又称加快阳极）处于零电位，三个电极构成加快电场。阴极上的热电子被加快和聚集（电场聚集），穿过阴极中心孔构成高速运动的电子束，再用一个或多个磁透镜的磁场聚集和一个磁偏转场，使电子束引向金属棒和熔池，使金属熔化。电子束熔炼示意图见图6。电子束熔炼温度可达3000℃以上，炉内真空度达0.133-0.0133 Pa，极有利于真空下碳氧充沛反响，能得到杰出的脱氧作用。在熔炼进程中蒸气压比意图物金属高的杂质都能以金属蒸气方式逸出，一般通过两次熔炼可取得高纯度的金属材料。 [next]     （六）等离子熔炼    等离子熔炼是使用电能发生的等离子弧作为热源来熔炼金属的冶金进程。该法具有熔炼温度高、物料反响速度快的特色，常用于熔炼、精粹和重熔高熔点金属和合金。一般把正电荷和负电荷浓度持平的电离气体称为等离子体。电离气体的离子数与总质点数之比值称为电离度。电离度随电离温度升高和压力下降而增大，电离度为1，温度最高（106K）的等离子体称为高温等离子体。温度约为103-104K级规模，部分电离的等离子体称为低温等离子体。冶金上用得都是低温等离子体。冶金使用的直流等离子弧的弧心温度可达24000-26000℃。发生等离子体的设备，一般叫做等离子，有电弧等离子和高频感应等离子两类，等离子体一般由高熔点金属钨、钽作非自耗阴极，由喷嘴或加热物料作阳极构成。把作业气体通入等离子中，中有发生电弧或高频（5-20MHz)电场的设备，作业气体受作用后电离，生成由电子、正离子以及气体原子和分子的混合物组成的等离子体。等离子体从等离子喷口喷出后，构成高速、高温的等离子弧焰（其温度高于一般的弧焰）。等离子能够用惰性气体（氩）、复原性气体（氢）及两者的混合物或其他气体作介质，然后到达不同的冶金意图。例如，用惰性气体的等离子体，能够熔炼高熔点金属、生动金属，并对金属或合金进行提纯。用氢或含体作介质，能够从氧化物取得金属（铁、铝、银、钽、锆、钨等），如将氧化钨投入氢等离子弧（约2000-5000℃），即可制得特细(0.02-0.1μm)的非自燃钨粉，回收率达98%。用氩气和氧气作为作业气体和反响气体氧化TiCl4，在1500℃下反响时间仅10-2-10-3 s，所得TiO2晶粒粒度＜1μm，适用于作特殊颜料。等离子体用作镍和镍钻合金进行蒸腾精粹，可脱除铅、锌、锡。高熔点金属钛、铌、铬等的重熔和提纯则选用真空等离子炉。

表7    苏联高档钨精矿质量标准 表8    国外优质钨精矿质量参考资料国家和区域区域或 公司产品名称WO3% 不小于杂质，不大于%SnAsPSSiMoCaFeMnCuPbBiZnSbTiAl澳大利亚金岛白 钨公司(King island scheelite Co)白钨精矿71~ 730.010.010.010.010.91.8140.80.030.020.010.030.010.010.050.02采矿控股有限公 司(R。B。Mining Co)黑钨精矿(一级）700.040.070.040.350.940.021.07  0.01 0.02    白钨精矿(一级）70~ 720.020.080.040.4 0.01   0.010.030.2 0.05  玻利维亚Kami黑钨精矿70.10.170.080.180.02 0.120.219.020.880.710.050.110.090.04  世界矿 业公司(Interationl Mining Co)黑钨精矿(典型）69.620.930.06微0.37 微0.1418.371.000.02微 0.01   加拿大加拿大钨采矿公司(Canada Tunfsten Mining Co)白钨精矿(确保）70 0.050.030.5 0.025     0.07    白钨精矿(典型）77.09 0.050.020.32 0.011     0.04    南朝鲜朝鲜钨矿采矿公司(Korea Tungsten Mining Co)白钨精矿(确保）700.010.010.030.051.791.7017.191.200.080.010.010.020.020.01  葡萄牙帕什凯拉(Panasquiera)黑钨精矿(典型)730.020.060.020.3SiO2 2.5   MnO 2.5       瑞典Abstatogravor白钨精矿(低钼)68~ 760.050.050.01~ 0.150.05~ 0.150.09~ 0.470.02~ 0.0714.29~ 15.720.16~ 0.54微0.02~ 0.1微0.05微微  白钨精矿（高钼）62~ 720.050.050.01~ 0.150.1~ 0.50.09~ 0.470.7~ 2.015.72~ 17.150.16~ 0.54微0.02~ 0.1微0.05微微  美国克莱马克斯钼公司（Climax Molybdemuw Co）黑钨精矿（典型）700.250.010.010.01 0.05CaO 0.18.011.00.010.01     [next]     六、首要选矿办法及副产品的收回    大大都钨矿床都是低档次矿。我国钨矿的原矿档次50时代约在0.5%WO3，单个达0.7%WO3，70时代后下降至0.25~0.33%WO3。国外钨矿原矿档次单个达1%WO3，如加拿大的坎通(Cantung)钨矿。不同类型的矿石选用不同的选矿办法和工艺流程进行选别，现就黑钨矿和白钨矿的首要选矿办法分述如下：    1. 黑钨矿的选矿    （1） 预先富集    大都黑钨矿采矿贫化率高，常在80%以上,在重选前尽量将粗而贫的废石预先丢掉极为重要。我国黑钨矿选矿厂,依据含矿脉石与围岩之间界限清楚，色彩清楚，简单区分的特色，将矿石洗矿分级,选用人工手选能丢掉很多废石。特别是对粗粒级矿石实施窄级距反手选，可进步拣选功率，手选废石率一般可达50%，高的可达70%，低的约35%。选出的废石档次在0.015~0.04%WO3比重选的尾矿档次低，其作业收回率达96.5～99%。    重介质选矿70时代曾在湘东、洋塘和红岭三个钨选矿厂投入出产,用黄铁矿作加剧剂,别离在旋流器和涡流分选器中分选，均获得较好的技能经济目标。如湘东钨矿选用手选与重介质选矿相结合，废石选出率由本来单一手选的43%进步到57%，选矿出产本钱下降5~11%。洋塘选矿厂废石选出率由本来的40%进步到53%,选矿本钱下降8.1%。红岭选矿厂用涡流分选器废石选出率50~59%,选矿本钱下降2.3%。后因矿山资源干涸或伴生金属遭到丢失等原故,致使几家钨矿的重介质选矿又暂停运用。    光电拣选是依据含矿脉石和围岩之间的色彩不同进行分选的，由赣州有色冶金研讨所、大吉山钨矿和瑶岗仙钨矿等先后研发了几种类型的光电拣选机，在一些矿山处理20~40毫米的矿石，可替代部分人工手选。    国外一些黑钨矿选厂对预先富集也很注重，如葡萄牙的帕拉什凯拉（Panasqueira）钨矿,80%的原矿经过重介质预先富集，运用的设备是单500毫米的重介质旋流器，用硅铁作介质，分选密度为2.72~2.75克/厘米3，分选矿石的粒级为0.5~2.5毫米，丢掉的轻产品占给矿的95%,相当于原矿产率的76%,废石档次为0.025%。英国的赫麦顿(Hemetaon)钨选厂选用新式的狄纳涡流分选器（Dyna Whirpoll Process）试选，处理矿石的粒度0.5~9毫米,用硅铁和磁铁矿作介质，可选出80~90%的废石。澳大利亚卡宾山（Mt.Carbine）钨矿,是运用光电拣选机获得最有成效的典型实例，该矿选用三台M—16型拣选机，把破碎后的矿石分红16~40、40~80和80~160毫米三级,别离用光电拣选机拣选，使暗灰色的围岩与含黑钨和白钨的石英分隔，拣选后的矿石档次由0.09%WO3富集到0.9%WO3,收回率90%，废石丢掉率约91%，三台拣选机每小时处理矿石量为300吨。    （2）重力选矿    黑钨矿以重力选矿法为主。在黑钨矿石中常见的矿藏按其密度(克/厘米3)能够排戍如下系列：黑钨矿7.1~7.5、锡石7、毒砂6、白钨矿5.4~6.1黄铁矿5、辉钼矿4.8、磁黄铁矿4.6、重晶石4,5、黄铜矿4.2、闪锌矿4、菱铁矿3.9、柘榴石3.9~4.2、萤石3.1、云母2.8~3.1、长石2.54~2.8、方解石2.5~2.8。黑钨矿密度大,选用重选能使其与密度小于3.5~4的许多矿藏到达有用别离。特别在石英脉黑钨矿床中(我国钨矿多属此类)，黑钨矿结晶粒大，更宜在粗粒情况下用重选及早收回。    在重选作业中跳汰机和摇床是通用的设备，在选别粗、中粒嵌布的黑钨矿时，跳汰机尤起首要的作用，当选前常将矿石筛分红三级（10~4.5、4.5~2、2~0毫米），分级进跳汰。为削减黑钨矿的泥比，在磨矿循环刺进跳汰机，使已单体解离的钨矿藏及早得到收回。跳汰机选收的钨精矿，一般均占全厂总收回率的45%以上。    摇床适于选别中、细粒级（2~0.03毫米）的矿石，其长处是富集比很高，为了获得好的分选作用，当选前对物料进行严厉分级是必要的。选矿厂常选用四至六室水力分级机分级。    螺旋选矿机是一种处理才能大而费用低的设备，广泛用来选别0.074毫米或略粗一点的物料，特别适于选别贫的物料，如美国的克菜马克斯（Climax）钼矿就很多地用螺旋选矿机，从浮选钼的尾矿中选收含低档次(0.03%WO3）的黑钨矿，在柿竹园和行洛坑的选钨流程中也被推广应用。    （3）细泥处理    钨矿藏性脆，简单发生泥化,据统计国内黑钨矿选矿厂原、次生细泥(-0.074毫米)的产率约占原矿量的10%,WO3的含有率高于14%，矿泥的档次一般比原矿档次高，属难选物料。[next]    矿泥首要来自预选前的洗矿水,重选进程的脱水和分级机的溢流。当选前有必要将上述各作业的溢流水聚集一同进行浓缩,然后独自处理。常用的重选设备有刻槽摇床、绷簧摇床、离心选矿机和皮带溜槽等。其间离心选矿机处理才能大,收回率高,处理粒度下限可达10微米,是一种高效的粗选设备。国外选别矿泥的重选设备是巴特莱斯8 莫兹利(Bartles—Mozley)分选机和巴特莱斯（Bartles）横流皮带，前者用作粗选，后者用作精选，有用分选粒度为100~5微米,两者组合尽用作为选别细泥的配套设备。    黑钨细泥浮选，国内已进行过许多研讨,肿酸、苄基胂酸，美狄蓝(Medialen)、乙烯、烷基羟肟酸、8— 羟基喹咻等是黑钨浮选的有用捕收剂；、硫酸亚铁可作黑钨矿的活化剂。在分选工艺上经实验引荐分支串流浮选、分速精选，浓浆充气拌和等新工艺，能节约浮选用药和进步浮选作用。    除惯例浮选外，载体浮选以及借助于黑钨细泥疏水性聚会和造球聚会法，然后别离经过沉积和筛分,使其与涣散的石英别离的研讨，获得了很好的作用，将为黑钨细泥的选矿供给新的途径。    在磁选方面，近些年来新研发的湿式强磁选机，用来选别黑钨细泥作用明显。因而在黑钨细泥出产的工艺上,呈现了离心选矿机—浮选；湿式强磁选—浮选等彼此组合的选矿流程，使黑钨细泥的收回率大有进步，在精矿档次相一起,收回率由45~59%进步到60~73%。    （4）精矿再富集及副产品的归纳收回    在重选进程中除黑钨矿外，一些密度较高的矿藏，如锡石、白钨矿和大大都的硫化矿，都随同黑钨矿一道进入粗精矿。故有必要精选以进步钨精矿的档次，一起归纳收回各种副产。    为了获得产品钨精矿，一般用木台浮和浮选从重选粗精矿中分出硫化矿。木台浮能在粗粒（2~3毫米）下把硫化矿浮出，脱硫率高达98%，并在进程中又再次除掉部分混入的脉石，使钨精矿档次大为进步，是一种高效的精选设备,在钨精选作业中，70%的粗精矿是经过木台浮精选的。对某些含锡低的粗精矿，仅用台浮精选便可获得合格钨精矿。木台浮除用作脱硫外，还用来分选白钨与锡石。    磁选可使黑钨矿与锡石、白钨矿别离，电选首要用于白钨矿与锡石的分选。对含磷钇矿的钨精矿，也可用电选从中分选磷钇矿，既下降黑钨精矿中的含磷量，又增加了稀土副产品的归纳收回。    此外，对某些矿藏组成杂乱，为使产品到达规范要求，除运用上述精选办法外，有时还辅以焙烧和化学选矿，以利提纯除杂，如用焙烧除硫、砷，氯化焙烧除锡；酸浸降磷、钙等。    从精选进程中分出的硫化矿,是归纳收回的首要目标,经磨矿、浮选能够获得铋、钼、铜、锌和硫铁矿等多种副产品,从磁选、电选的尾矿中归纳收回了锡石、白钨和稀土等副产品,在手选作业中可拣出绿基石、水晶、锂云母和铋、钼、铜等硫化矿的富块矿。至于从重选尾矿中进行归纳收回的,现在仅有漂塘钨矿大龙山钨选厂将重选尾矿磨矿浮钼。该厂原矿档次为0.3~0.45%WO3、0.06~0.09%MO左右,经重选后进入钨粗精矿中的钼约45%进入细泥中的钼约12%,档次为0.18~0.25%MO；其他40%进入重选尾矿,档次为0.16~0.08%MO左右。后者经磨矿后与细泥别离进行浮选收钼，获得钼精矿档次48%MO，作业收回率79%，约占原矿钼收回率的40%，归纳全厂钼的总收回率约77%。    综上所述，我国黑钨矿选矿的准则流程是，原矿粗碎后分级预先富集，扔掉很多粗块废石；合格矿破碎筛分，经三级跳汰，加强粗粒早收；跳汰尾矿磨矿分级,实施多级摇床分选,丢掉尾矿,中矿再磨再选：细泥会集浓缩,独自处理；重选粗精旷选用多种办法联合精选，既进步钨精矿档次，又归纳收回副产。下图为我国黑钨选矿准则出产流程  上图     我国黑钨矿选矿厂准则出产流程[next]     2. 白钨矿的选矿    白钨矿的选矿依据矿石浸染特性，可选用重选与浮选相结合，或单一浮选法,单个白钨矿选矿厂也进行预先富集,如涣大利亚的金岛（King island）白钨矿选厂，运用紫外线荧光拣选机从原矿中选出50%的废石，其档次低于选矿厂排出的尾矿，白钨矿的收回率达90~96%，设备的拣选才能为35~40吨/台，时。    白钨矿床常伴有多种硫化矿，其间辉钼矿尤为常见，在选矿进程中一般先浮硫化矿，后浮白钨矿。白钨矿的浮选是在碱性介质中进行，用碳酸钠、调整矿浆pH到9~10.5，常用的按捺剂有水玻璃（模数为2.2~3），白雀树皮汁、丹宁及各种磷酸盐。捕收剂常用的有油酸、油酸钠、塔尔油、氧化白腊皂等，这些捕收剂都具有起泡功能，一般不另加起泡剂。    白钨矿具有很好的可浮性，在矿石中多因存在与其性质相类似的含钙脉石矿藏，如方解石、萤石、磷灰石等而导致浮选进程的杂乱化。为改进浮选进程的挑选性，将多价金属盐（如硫酸亚铁）加到水玻璃中,能明显进步白钨矿的浮选作用。    进步矿浆温度也是改进白钨浮选的一项重要措施，彼得洛夫法便是运用矿浆加温到70~90℃，参加很多水玻璃,使方解石表面上的捕收剂被解吸，白钨矿获得挑选性地上浮。    美国联合碳化物公司的L.A.瓦奎兹（Vazquez）等人拟定的一种“石灰法”浮选,能在萤石存鄙人使白钨矿有极好的挑选性，与一般的理论相反，在浮选进程中增加适量的石灰是有利的，以为在浮选系统中增加石灰，其钙离子吸附于萤石、方解石和石英表面上，随之引起表面电荷改变，从负变到正，而白钨矿仍坚持负电荷。继而参加碳酸钠与矿浆拌和时，在石英、萤石和方解石的表面上发生碳酸钙沉积,而白钨矿仍带负电,表面没有沉积。经参加水玻璃后,增强了对方解石的按捺，然后改进了白钨矿同方解石、萤石浮选的挑选性。    剪切絮凝浮选已初次在瑞典伊克斯约贝格(Yxioberg)白钨选矿厂获得成功。这是改进细粒白钨矿浮选的一种很有出路的办法。其作法是在白钨浮选前的拌和桶中，参加适量的浮选药剂，操控好矿浆pH和浓度，在激烈拌和下疏水性的矿粒相互磕碰，减薄水膜，使构成含有数百颗粒的白钨矿絮团，增大了细粒的有用尺度,更易粘附气泡敏捷上浮。近来在澳大利亚进行的半工业实验标明，当原矿档次0.83%WO3的白钨矿石，磨细到40~70%-15微米时，用惯例浮选法收回率约74%，当矿浆经剪切絮凝预先处理后再浮选时,收回率则进步到83%,粗精矿档次也从5%WO3进步到6%WO3,多收回的钨其价值为剪切絮凝工艺增耗费用的四倍。    我国白钨浮选厂不多，约占钨选厂处理才能的5%。荡坪宝山白钨浮选厂本来用油酸作捕收剂,用彼得洛夫法加温精选，后将捕收剂油酸改为“731”氧化白腊皂替代，后者是石油工业副产，来历广，报价低，浮选时矿浆不需加温,在常温下精选获得了较高的选别目标，得到了推广应用。    寻求适合的药剂准则,实施常温浮选是白钨矿浮选开展的趋势,近来在一些白钨选矿的研讨中，选用“石灰法”浮选,用氧化白腊皂作捕收剂,在常温下浮选能得到高档次（﹥65%WO3）的白钨精矿和较高的收回率。当矿石组成杂乱难选时，为确保获得高的收回率，在许多情况下只要求选得低档次（15~30%6WO3）精矿，然后送交化学选矿处理，出产组成白钨或仲钨酸铵等产品，在经济上是有利的，这在国外广为选用。

2．含硫铜矿细菌堆浸    细菌浸铜技能是一种生物化学冶金法，已有数百年的运用发展史。近几十年的科学研究和出产实践证明，细菌冶金是从低档次难选硫化矿、半氧化矿中提取铜的可行办法。全世界已挖掘的铜矿山85%以上为硫化矿，在挖掘进程中发生很多含铜从0.1%-0.3%的表外矿和含铜废石，其间的铜有适当数量是以原生或次生硫化物形状存在，而这些铜矿藏仅用硫酸溶液浸出效果很差，如细菌参加，能够收到显效。    细菌浸铜实践运用的菌种均为嗜中温菌，它是氧化亚铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌、氧化铁钩端螺旋菌和氧化铁铁杆菌的混合培育物。这些细菌在适合条件下，如pHl.5-3.0,温度30℃左右，可直接或以其代谢产品氧化含铜硫化矿藏，使铜溶解出来。    ①细菌直接浸出：    我国现有多处细菌浸出炼铜厂在出产。    3.萃取与反萃取    铜溶剂萃取的工业运用始于20世纪60年代，该技能被敏捷广泛选用，得益于具有特效、报价合理的铜萃取剂的牢靠直销。现有的工业用铜萃取剂一般均归于改质肟类或肟与酮肟的混合物一类，其品牌前者如ACORGA P5100、ACORGA M5640等；后者如LIX973N, LIX984等。萃取前首先用稀释剂（常用260＃炼油）将萃取剂溶解，配制成5％（体积）的有机相，然后将有机相与水相一浸出液混合，铜转入萃取剂，萃取剂释放出H+，萃取反应为：    式中，RH为萃取剂；R2Cu为萃铜络合物。[next]    萃铜后的有机相（负载有机相），用电积后回来的含硫酸180-200g几的废电解液进行反萃，铜进入反萃液成为富铜液-电解原液，萃取剂得到再生循环运用。    4.萃取设备    常用的有萃取塔、离心萃取器、混合弄清萃取箱等多种，其间以结构简略、出资少、操作便利、效率高的浅池式混合弄清萃取箱运用最多。萃取箱的一端为混合室，有机相和水相别离进入混合室，在机械拌和下充沛混合后进入弄清室，两相在此依其密度不同分层，上层负载有机相和基层水相别离经弄清室另一端的溢流堰排出。    萃取作业的首要技能条件与目标是：浸出液（萃原液）含铜浓度Cu2+≥g/L, pH1.5-2.0;有机相中萃取剂5%（体积）左右，稀释剂260＃火油95%（体积）；萃取比较1：1;混合时刻3min;反萃剂中H2SO4 160-210g/L, Cu2+ 30-35g/L, Fe<5g/L。萃取剂耗费小于3kg/t Cu。    5.电解堆积    选用不溶性阳极，在直流电效果下，将电解液中铜堆积到阴极上制取金属的炼铜进程。电解槽中刺进用Pb-Ca-Sn合金制成的阳极板和用纯铜始极片或不锈钢制成的阴极。电解液自一端入另一端出，接连流过电解槽。堆积了铜的阴极定时取出，始极片阴极洗刷后即为产品，而不锈钢阴极上堆积的铜片需用剥片机剥下，洗刷后出售，不锈钢阴极循环运用。首要技能经济目标为：电流密度150-180A/m;槽电压2-2.5V;电解液Cu 45g/L、H2SO4150-180g/L;阴极周期7-10天；电积铜纯度大于99.95%；电耗3000-4000kWh/tCu。    （三）铜矿浸——萃取——电积    氧化铜矿（或硫化铜精矿氧化焙烧后的焙砂）用浸出铜，再经萃取一电积铜。本工艺适于处理碱性脉石（CaO、MgO）含量高的铜矿石或焙砂。浸出的技能条件是：质料粒度小于0.074 mm的占80％以上；矿浆浓度30%-40%；浸出剂含NW2-3mol/L, CO2 0.6mol/L，选用常温（焙砂浸出80-100℃）；常压（焙砂浸出0.2MPa）。浸在加盖浸出槽（焙砂在加压釜）中进行，浸出矿浆通过稠密机液固别离，浸出液送去萃取，底流过滤后浸渣堆存，滤液回来用于滤渣洗刷。浸出液可用LlX54、LIX54-100等萃取剂萃取，此类萃取剂负载才能高、粘度小、反萃取简单，见图3。铜电解堆积在硫酸性溶液中进行，电解废液用于反萃。[next]

三、熔炼    熔炼是指炉料在高温（1300-1600K）炉内发作必定的物理、化学改动，产出粗金属或金属富集物和炉渣的冶金进程。炉料除精矿、焙砂、烧结矿等外，有时还需增加为使炉料易于熔融的熔剂，以及为进行某种反响而加人复原剂。此外，为供给必要的温度，往往需加人燃料焚烧，并送人空气或富氧空气。粗金属或金属富集物因为与熔融炉渣互溶度很小和密度的差异而分层得以别离。富集物有锍、黄渣等，它们需求进一步吹炼或用其他办法处理才干得到金属。    本质上能够分为氧化熔炼和复原熔炼。此外还有其他的熔炼办法，如复原硫化熔炼、蒸腾熔炼、沉积和反响熔炼，因为种种原因已不多用。    （一）氧化熔炼    是以氧化反响为主的熔炼进程，如硫化铜、镍矿藏质料的造锍熔炼、锍的吹炼、硫化锑精矿鼓风炉熔炼等。熔炼进程中发作的首要反响是：                    MeS（s，l）+O2（g）====Me（l）+SO2（g）                  MeS（s,l）+1.5O2(g)====MeO（s,l,g）+SO2（g）                [Me′S]（l）+（MeO）(l)====[MeS]（l）+[Me′O]（l）    式中的Me, Me'代表金属，[]代表主金属熔体，（）代表熔渣。    氧化熔炼是一个富集和别离进程，如铜、镍硫化精矿，在熔炼时将Cu、Ni富集到锍中，一同被氧化后与杂质金属（如Fe）与脉石一道造渣除掉而别离。熔炼按所用设备分为鼓风炉熔炼、反射炉熔炼、电炉熔炼；按工艺特征则分为闪速熔炼、熔池熔炼、旋涡熔炼、富氧熔炼、热风熔炼和自热熔炼等。    1.闪速熔炼    这是一种将硫化精矿（铜、镍精矿）、熔剂与氧气或富氧空气或预热空气一同喷人赤热的反响塔内，使炉料在飘悬状况下敏捷氧化和熔化的熔炼办法。该熔炼进程的氧化反响和传统工艺没有本质上差异，仅仅经过熔炼设备和工艺的改进来改进硫化精矿氧化的动力学条件，抵达强化熔炼的意图。闪速熔炼的长处是：①细颗粒物料悬浮于紊流中，气一固一液三相的传质传热条件好，化学反响速度快；②喷人的细颗粒干精矿具有大的表面积，硫化物的氧化反响速度随触摸面积增大而明显进步；③反响速度快，单位时间内放出热量多，使燃料耗费下降，然后削减因燃料焚烧带人的废气量，成果进步了烟气中的SO2含量，为烟气综合运用了发明条件。    属闪速熔炼领域的有：奥托昆普（Outokumpu )型、世界镍公司因科(Inco)型、基夫赛特（Kivcet）法和氧气喷撒熔炼（OSS）法等。    2.熔池熔炼    这是一种将炉料直接加人鼓风翻腾的熔池中敏捷完结气、液、固相间首要反响的强化熔炼办法。办法适用于有色金属质料熔化、硫化、氧化、复原、造锍和烟化等冶金进程。[next]    为追根问源，该办法能够追溯至19世纪末和20世纪初转炉吹炼铜锍和鼓风炉渣的烟化炉。但它们只局根于处理反射炉、电炉或鼓风炉料所得的液态中间产品（铜锍和炉渣）。用该办法直接处理硫化精矿仍是20世纪70年代往后的事。属该办法领域的现代熔池熔炼新办法有：诺兰达法（1973）、三菱法（1974）、特尼思特法（1977）、白银炼铜法（1980）、氧气底吹炼铅法（ 1981）、互纽科夫熔炼法（1984）、顶吹旋转转炉法（TBRC）、艾萨熔炼法炼铅和转炉直接炼铜法等。这些办法首要用于铜（镍）精矿造锍熔炼、铜（镍）锍吹炼、硫化精矿直接熔炼（包含接连炼铜和直接炼铅）以及含铅锌氧化物料和炉渣的复原和烟化。    按反响气体鼓人熔体的办法，可分为侧吹、顶吹和底吹三种类型的熔池熔炼办法。    (1)侧吹  从设于侧墙和埋入熔池的风口直接将富氧空气鼓人铜锍一炉渣熔体内，未经枯燥的精矿与熔剂加到受鼓风激烈拌和的熔池表面，然后浸没于熔体之中，完结氧化和熔化反响。归于此类的有诺兰达法、瓦纽科夫熔炼法、特尼恩特法和白银炼铜法等炼铜办法。    (2)顶吹  从炉顶往炉内插人喷，喷出口距熔池液面必定高度或浸没于熔体之中。依据冶金反响的需求，喷人氧化性或复原性气体，在湍动的熔池内完结氧化或复原反响。归于此类的有三菱法、顶吹旋转转炉法和艾萨熔炼法等炼铜、炼镍和炼铅办法。    (3)底吹  氧气底吹炼铅法选用卧式长形圆筒反响器，在用隔墙分隔的氧化段和复原段都设有数个底吹喷嘴。在氧化段喷吹氧气，使硫化铅精矿氧化成金属铅或高铅（锌）炉渣；生复原段喷吹氧气和复原剂（煤粉或天然气），贫化炉渣，收回铅锌。    3.旋涡熔炼    这是一种细粒炉料和粉状燃料随高速气流沿旋涡室的切线方向进人，并在旋涡室内的旋流中敏捷完结首要冶金反响的熔炼办法。炉料成分和气相间的反响速度大，因而是一种能强化冶金进程的熔炼办法。它的生产能力比惯例的鼓风炉熔炼大得多。    工艺进程为：处理物料随一次风（20-40 m3/s）喷人旋涡室，二次风（100m3/s）沿旋涡室的切线方向喷人而发作高速旋转流，细颗粒物料敏捷完结焙烧和熔炼反响；粗颗粒由离心力效果加快抵达炉壁，并构成熔融状黏膜，缓慢向下流人沉积池，黏膜的缓慢活动不只延伸炉料停留时间，有利于反响完结，并且也起到维护炉壁的效果。    4.热风熔炼    这是一种将预热空气或预热富氧空气鼓人冶金炉以强化冶金进程的熔炼办法。在有色金属冶炼进程中，大多都依赖于燃料焚烧和硫化物氧化反响供给热量，以保持必定的高温，使炉料抵达熔融状况，完结预订的氧化或复原反响，完成金属或金属富集物与脉石的别离。因为，首要是热风显热可代替部分燃料焚烧所发作的热量，使燃料耗费下降，并使助燃的风量削减，也下降了单位金属的烟气量和烟气带走的热丢失，进步热运用率和下降燃料的耗费。其次是热风使燃料和反响物的活性进步，有利于进步燃料焚烧温度和彻底程度，也有利于进步硫化物氧化和氧化物复原的反响速度和复原程度，起强化冶炼进程和进步金属收回率的效果。再次是热风能使熔炼炉的高温会集，加快了炉料熔化速度，进步炉渣的过热程度。[next]    预热鼓风用于高炉炼铁已有一个多世纪的前史。但对有色金属冶炼运用热风还仅仅是20世纪中叶的事，现在已广泛地运用于铜、镍闪速熔炼，鼓风炉炼锌和铅。    5.富氧熔炼    这是一种运用工业氧气部分或悉数代替空气以强化冶金进程的熔炼办法。在20世纪中因为高效价廉的制氧办法的开发，氧气炼钢和富氧炼铁得到广泛运用。与此一同，在有色金属熔炼中也开端用富氧开发新的熔炼办法和改造传统的熔炼办法。    有色金属冶炼进程发作硫化矿的氧化反响是：                     2MeS＋3O2→2MeO＋2SO2              （氧化熔炼）                      [FeS]＋（MeO）→[MeS]＋（FeO）     （造锍熔炼）                     [MeS]+O2→[Me]＋SO2                （直接熔炼）                     [MeS]＋2(MeO)→3[Me]＋SO2          （锍的吹炼）    但是，从硫化矿熔炼取得金属的进程从头到尾是氧化进程，当熔炼鼓风中氧浓度愈大，炉内氧的分压愈高，氧的分散速度也愈快，硫化矿的氧化速度也随之增加。    氧化矿或氧化物料的复原熔炼大多运用固体碳质燃料作发热剂和复原剂，其首要反响是：                   C＋O2→CO2                 （碳的彻底焚烧）                   C＋CO2→2CO                （碳的氧化反响）                   MeO＋CO→Me十CO2           （氧化物复原反响）    依据燃料焚烧理论，最高温度随鼓风中氧含量的增加而升高，焚烧速度加快，气相中的分压和炉内温度升高，然后加快了复原反响和炉料的熔化。    1952年加拿大世界镍公司(Inco)首要选用工业氧气（含氧95%）闪速熔炼铜精矿，熔炼进程不需再增加任何燃料，烟气SO2浓度可达80％，这是富氧熔炼的最早一例。随后奥托昆普(Outakumpu )型闪速炉以及随后开发的熔池熔炼办法，为诺兰达法、三菱法、白银炼铜法、氧气底吹炼铅法相继都运用富氧进行熔炼。    依据经济分析，只需（单位质量）油的报价／（单位质量）氧气报价≥4时，运用氧气代替油在经济上就是可行的。    6.硫化精矿自热熔炼    这是一种首要由精矿中硫化物的氧化及氧化亚铁造渣等反响热来保持高温熔炼进程的熔炼办法。因不用补加或补加很少的燃料故称自热熔炼。这儿所说的自热熔炼并非早年处理含硫不低于36%的黄铁矿型含铜块矿，熔炼自需补加2%--4%焦炭即可，而是含有新的含义。因为制氧技能和喷发冶金的开展及动力紧缺，充分运用精矿本身氧化反响热、造渣反响热的热量和富氧进行喷发熔炼，经强化熔炼而削减热丢失，完成自热熔炼。[next]    实践证明，闪速熔炼炼铜，选用40％的富氧和473K的热风进行熔炼，产出65%的铜锍，便可实施自热熔炼。自热熔炼不只能够下降熔炼进程的能耗，且削减烟气量，进步烟气SO2浓度，利于削减对环境的污染。自热熔炼应是往后的首要开展方向。    （二）复原熔炼    这是一种金属氧化物料在高温熔炼炉复原气氛下被复原成熔体金属的熔炼办法。    复原熔炼选用碳质复原剂，如煤、焦炭。在高温条件碳质复原剂与金属氧化物发作的首要反响有：                                   MeO＋C====Me十CO                                  MeO＋CO====Me＋CO2                                    CO2＋C====2CO    因为MeO和C的反响为固相触摸，受触摸面的约束，反响不可能很好进行，CO气体复原剂对金属氧化物的复原起首要效果。为此有必要加过量复原剂，以确保MeO和CO反响发作的CO2在高温下被过剩碳复原为CO。这样循环着不断地为氧化物复原供给满足的气体复原剂。    冶炼物猜中除主金属氧化物外往往还含有多种非有必要的金属氧化物，在复原熔炼进程中也复原成金属，并且熔于主金属中，所以复原熔炼得到的金属是含有多种杂质的粗金属。如鼓风炉熔炼铅、反射炉熔炼锡、铋和锑等。为得到纯金属还需进一步精粹。    除了金属氧化物外，复原熔炼正常与否与高铁氧化物的复原和造渣密切相关。物猜中的高价铁氧化物被复原成贱价铁氧化物（FeO），然后与物猜中的SiO2、CaO等组分反响造渣。复原条件有必要操控妥当，不然生成Fe3O4或Fe都将影响复原熔炼进程的进行。因而操控好高价铁的复原反响是断定技能条件的首要因素。    以上技能条件除依据其氧化标准生成自由能改动来判别其复原次第及程度外，也常用反响MeO+CO====CO2+Me的平衡常数logKp=PCO2：PCO来进行比较断定。    四、精粹    精粹是粗金属去除杂质的提纯进程。关于高熔点金属，精粹还具有细密化效果。有化学精粹和物理精粹两大类。    （一）化学精粹    为抵达高度提纯意图，往往需求化学精粹和物理精粹，运用杂质和主金属某些化学性质的不同完成其别离。    1．氧化精粹    运用氧化剂将粗金属中的杂质氧化造渣或氧化蒸腾除掉的精粹办法，精粹效果及除杂极限不只与主金属和杂质元素的氧化物标准生成自由能改动（△Go）有关，并且还取决于杂质和氧化物的活度。[next]    2．硫化精粹    加人硫或硫化物以除掉粗金属中杂质的火法精粹办法。能否适用此法取决于主金属和杂质金属对硫的亲和力。当金属熔体加硫之后，因为主金属的浓度（活度）比杂质金属大得多，所以首要被硫化生成主金属硫化物MeS，然后才发作以下除杂反响：                                  MeS＋Me′====Me′S＋Me    该反响能否进行决定于硫化物标准生成自由能改动△Go。    反响必要条件是Ps2（Me′S) > Ps2（MeS）,即主金属硫化物在给定的条件下的离解压大于杂质硫化物的离解压，才干构成杂质硫化物。假如所构成的各种杂质硫化物在熔体中的溶解度小，密度也比主金属的小，它们便会浮到熔体表面而被除掉。粗铅、粗锡和粗锑加硫除铜、铁是硫化精粹的典型比如。    3.氯化精粹    通人或加人氯化物使杂质构成氯化物而与主金属别离的火法精粹办法。该办法是根据氯对杂质的亲和力大于主金属，并生成的氯化物不溶或少溶于主金属为前提条件的。    氯化精粹在粗铅除锌，粗铝除钠、钙、氢，粗铋除锌，粗锡除铅等方面都有广泛运用。    现举例说明。粗铅氯化精粹时是往铅液中通人，使锌构成ZnCl2进人浮渣而与铅别离。此刻铅也部分被氯化，但又被锌按下式置换：                                PbCl2＋Zn====ZnCl2＋Pb    因而氯化精粹铅时，铅的丢失很少。铅液中其他杂质，如砷、锑、锡也构成氯化物蒸腾而与铅别离。    4．碱性精粹    向粗金属熔体加人碱，使杂质氧化与碱结组成渣而被除掉的火法精粹办法。办法的本质是在精粹进程顶用氧或其他氧化剂（如NaNO3）使杂质氧化，然后与加人的碱金属或碱土金属化合物溶剂反响，生成更为安稳的盐（渣）加快反响的进行，并使反响进行愈加彻底。碱性精粹用于粗铜除镍，粗铅除砷、锑、锡，粗锑除砷等。    （二）物理精粹    是以物理改动为主，运用它们的物理性质不同脱除杂质的办法。如精馏精粹、真空精粹、熔析精粹等。    1．精馏精粹    运用物质沸点的不同，替换进行屡次蒸腾和冷凝除掉杂质的火法精粹办法。精馏精粹包含蒸馏和分凝回流两个进程。[next]    精馏通常在精馏塔中进行，气液两相经过逆流触摸，进行相际传热传质。液相中的易蒸腾组分进人气相，所以在塔顶冷凝得到简直纯的易蒸腾组分，塔底得到简直纯的难蒸腾组分。塔顶一部分分凝液作为回流液从塔顶回来精馏塔，塔顶回流入塔的液体量和塔顶产品量之比称之为回流比，其巨细影响精馏操作的别离效果和能耗。    精馏精粹适用于彼此溶解或部分溶解的金属液体，不适用于两种具恒沸点的金属熔体。在有色金属冶金中，精馏成功地用于粗锌的精粹之一。    2．真空精粹    在低于或远低于常压下脱除粗金属中杂质的火法精粹办法。真空精粹除能防止金属与空气中氧氮反响和防止气体杂质的污染外，更重要的是对许多精粹进程（特别是脱气）还能发明有利于金属和杂质别离的热力学和动力学条件。真空精粹首要包含真空蒸馏（提高）和真空脱气。    真空蒸馏（提高）是在真空条件下运用各种物质在同一温度下蒸气压和蒸腾速度不同，操控恰当的温度使某种物质选择性蒸腾和冷凝来取得纯物质的办法。这种办法首要用来提纯某些沸点较低的金属，如、锌、硒、碲、钙等。    真空脱气即在真空条件下脱除气体杂质，包含经过化学反响而使某些杂质以气体形状的脱除。真空脱气进程的效果首要是下降气体杂质在金属中的溶解度。    3．熔析精粹    运用杂质或其化合物在主金属中的溶解度改动的性质，经过改动精粹温度将其脱除的火法精粹办法，熔析精粹运用了熔化一结晶相变规则，即运用均匀二元系或多元系液体，在相变温度下开端凝结时，会变成两个或几个组成不同的平衡共存相，杂质将富集在其间的某些固相或液相中，然后抵达金属提纯的意图。如粗铅除铜，从Cu-Pb二元系状况图得知，共晶温度599℃，分出含铜的理论值为铜0.06%；一般操控温度为613℃，铅含铜要大于0.06%，但尚有砷、锑存在时，则它们与铜生成不溶于铅的化合物—固溶体，可使铅中铜降至理论值以下0.02％-0.03％。

[next]     熔炼产生的熔体落入与反应塔相接的水平卧式沉淀池中，继续完成如下主要反应：    Cu2O＋FeS====Cu2S＋FeO    2FeO＋SiO2====2FeO·SiO2    熔炼产出的熔融体在沉淀池中分为炉渣和铜锍上下两层，铜锍经放铜口放出，送转炉吹炼；炉渣经渣口连续放入电炉进一步贫化以回收渣中铜，烟气经余热锅炉回收余热、收尘系统收下烟尘后，送去生产硫酸。    (2）奥托昆普闪速炉的设备特点中国贵溪冶炼厂采用奥托昆普闪速炉炼铜，年产铜20万吨，是中国生产规模最大的炼铜厂。该厂闪速炉的主体是由垂直圆筒状反应塔、与其相连的下部卧式矩形沉淀池和与沉淀池相连的上升烟道三部分构成（见图4）。

工业实验及一年来的出产实践证明，调整好的药剂准则使铜锌作用显着好转，铜精矿质量满意了供应要求。首要是改进后的药剂准则增大了的份额，除可确保构成胶体起到“胶体按捺剂”的作用外，在矿浆中还保存适当的剩下浓度。据日本学者米泽利明研讨，的按捺作用，不仅可削减矿浆中铜离中浓度，而下降铜离子活化的闪锌矿表面吸附黄药，并脱除铜离子活化的表面上吸附的黄药，并且还有必定的脱除闪锌矿表面生成的硫化铜薄膜的作用，强化了对锌矿藏的按捺。    武山铜矿北矿带为一含铜黄铁矿类型矿床，归于广义的中温热液矽卡岩矿床，近期挖掘的是次生富集带矿石。这类矿石中首要金属矿藏为黄铁矿（包含胶状黄铁矿）、其次为辉铜矿和胆矾。非金属矿藏首要为石英，其次为高岭土、水云母和蒙脱石。    选厂选用的优先浮选流程，先选铜后选硫，选铜尾矿的pH值在12.2至12.5之间，矿浆浓度12%左右。因为矿石易氧化。为了按捺它们上浮，选铜时石灰参加量为20公斤/吨原矿，硫化铁矿藏被严峻按捺，出产目标欠好，近年来出产目标见下表。近年来选硫出产状况时刻含硫档次（%）收回率（%）原矿铜尾矿硫精矿尾矿198127.223.5626.3219.7342.171982（1-6月）29.2525.4527.8221.7241.87     一般以为：石灰对黄铁矿的按捺作用是由OH与矿藏表面作用，生成亲水性的氢氧化铁薄膜，一起Ca2+对它也有显着的按捺作用。因而，要复生它，就必须损坏这种氢氧化铁薄膜一或使它溶解，或使它脱落，或使它转化为疏水性薄膜。    硫酸是工业上常用的有用活化剂，其活化机理是溶解矿藏表面的氢氧化铁薄膜，活化作用牢靠而安稳，但对石灰用量大的矿浆，不太经济，一起对设备有腐蚀作用，并往往伴生有毒气体逸出，污染环境。从理论上讲，运用矿山酸性污水来替代硫酸，应该是或许的。武山铜矿北矿带废石堆的污水，是一种有很多硫酸盐的酸性溶液，其成份见下表。 “污水”成份表 含量（mg/L）铜铁铅锌铬砷镉氟PH废石堆水（一）4213000114.916.2560.0162废石堆水（二）98263601.2730.12538.751.111.982小型实验用水90015230　　　　　　　1.5工业实验用水266.07784.311.2590.09　　　　　1.5     酸性污水中含有很多铁离子，少数铜离子，其它阳离子含量甚微。在碱性矿浆中，铁离子对被石灰按捺的黄铁矿的确有较好的复生作用，矿浆中参加Fe3+今后，当即有Fe（OH）3沉积生成，重生成的Fe（OH）3是一种杰出的聚会剂，有很强的共沉作用，能够以为，因为重生的氢氧化铁的聚会作用，将Ca2+吸附共沉，矿藏表面得到清洗，所以，当加污水或硫酸铁溶液将pH值降至10～11时，就能使黄铁矿大部分活化。    用“污水”替代硫酸，经小型实验与工业实验证明，是可行的，实验成果见下表。[next]日期类型药剂用量（克/吨）PH项目分量（吨）产率（%）硫档次（%）硫含量（吨）硫作业收回率（%）1982年6月工业实验污水：1.0M3/H6~8原矿3275.6910029.2859.06 （127L/T）铜精矿1160.3535.4241.6480.93 Na2S2000铜尾2115.3464.5822.6478.13100丁黄药200硫精矿1137.1534.7235.19400.1283.632#油120尾矿978.1929.867.9778.0116.32     用酸性污水替代硫酸调整浆pH值，用作活性剂，活 化被很多石灰按捺的黄铁矿，经小型实验及工业实验证明，是一种作用好、工艺简略、经济合理的办法，它的另一个显着长处是将工业污水变为工业药剂，并在出产过程中使这部分污水得到了合格处理，从下表能够看出：硫精矿溢流水和尾矿水中，各种金属离子均淀沉彻底，契合排放标准，为矿山酸性污水处理拓荒了一条新途径。尾矿与精矿水中金属离子含量表（mg/L）编号项目铜镉铁砷铬铅锌氟PHNS—307硫精矿溢流水0.1痕痕痕痕痕痕//9.6NS—302尾矿水痕痕痕痕痕痕痕//6.6     新兴县铜矿选用丁黄酸酯（OSN—43）作铜的捕收剂，并值此加强硫铁矿的归纳收回，厂商脱节亏本，经济效益显着进步。    原矿首要金属矿藏有黄铜矿、铜蓝、蓝辉铜矿、氧化铜矿藏、硫酸铜矿藏，其次为黄铁矿、闪锌矿。矿石遭到不同程度的风化和蚀变作用，松懈易碎，粘性大，含泥多（-200目达37.88%），易发生很多铜离子搅扰浮选。    现场出产工艺流程：高碱抑硫，以乙黄药加丁黄药（4：1）为混合捕收剂优先浮铜，选用一次粗选，三次精选，三次扫选流程。尾矿间辅以“拉槽”的办法收回少数低档次的硫铁矿。    用药条件：石灰27公斤/吨、乙黄药加丁黄药（4：1）100克/吨、二号油50克/吨，依据原矿改变的状况，有时需参加适量的硅酸钠、、硫酸锌等。    出产目标：1972～1982年原矿均匀含铜1.19%，硫10左右，铜精矿档次9.7%，收回率55.07%，硫精矿档次25%，收回率在25%左右。    用丁黄酸酯作捕收剂优先浮铜进行了实验，开始归纳选别条件是：原矿磨矿-200目占80%，石灰5公斤/吨，pH=8。    浮铜：粗选I丁黄酸酯12克/吨，丁黄药1.2克/吨，粗选II丁黄酸酯6克/吨，丁黄药1.2克/吨。精选I 丁黄酸酯3克/吨，丁黄药2.5克/吨。精选II丁黄药酸酯3克/吨，丁黄药0.5克/吨。扫选丁黄酸酯6克/吨，丁黄药1.2克/吨。    选硫：丁黄药400克/吨，二号油50克/吨。    技术目标：铜精矿档次11.03%，收回率80.41%，硫精矿档次38.54%，作业收回率为98.74%。    实验标明，选用丁黄酸酯为铜的捕收剂，在优先浮铜过程中，即使是杂乱的铜矿石以及硫铁矿严峻被铜离子活化的状况下，亦可在弱碱介质中进行，无需用过量石灰（、等）预先抑硫，在选硫时也就不必加很多硫酸进行中和，铜的档次和收回率也有所进步。    该矿及时把这项研讨成果在现场推行运用，出产获得杰出作用，节省了药剂费用，增产了硫铁矿，加以改进了铜的收回目标，使存在严峻亏本的新兴县铜矿得以扭亏为盈，经济效益将会得到显着的改进。

（五）化炭浆法提金    人们早在1880年就开端用活性炭从含金溶液中收回金银。但作为一种提金的新工艺直到20世纪70年代才得到迅速开展并臻于完善。1973年美国霍姆斯特克炭浆厂投产以来,炭浆法工艺在全世界规模内得到广泛运用,已有40多个厂投产,许多新建的大型黄金矿山都选用了炭浆法工艺。    炭浆法工艺是在惯例的化浸出、锌粉置换粉基础上变革后的收回金银的新工艺。首要由浸出质料制备、拌和浸出与逆流炭吸附、载金炭解吸、电积电解或脱氧锌粉置换熔炼铸锭及活性炭的再生活化等首要作业组成。准则工艺流程见图4。    图4  化炭浆法准则工艺流程图     1. 浸出质料制备：一般是将原矿经两段(或三段)一闭路碎矿、两段磨矿,制备成适合化浸出的矿浆。依据我国含金矿石的特性和出产实践,磨矿细度一般为80～90%-200目。磨好的矿浆一般经浸前浓缩机脱水,以进步浸出浓度。    2. 拌和浸出与逆流炭吸附：浸出条件与惯例化法相同，一般用5～8段浸出。炭的逆流吸附有两种办法，一种是在浸出槽添加活性炭进行逆流吸附，边浸出边吸附，一般称为炭浸法（CIL），张家口、潼关、红花沟等金矿的炭浆厂选用这种办法；另一种是在化浸出之后再加几个炭吸附槽进行4～6段逆流炭吸附,一般称为炭浆法（CIL）,灵湖、赤卫沟金矿炭浆厂选用这种办法。活性炭的添加量为每升矿浆15～40克，粒度6～16目。选用空气进步器或串炭泵守时进行逆流串炭。炭吸附的总时刻一般为6～8小时，金的吸附率在99%以上。炭载金为3～7千克/吨。    炭吸附槽的规划十分要害，其好坏直接景响到炭的磨损程度,然后影响到炭浆厂的技能经济指标。单纯就炭的磨损而言,当然是空气拌和槽最好,但它功率耗费高,添加出产成本。对机械拌和槽来说，要害是断定叶轮的形状、转速和线速度,要尽量削减叶轮的剪切力,以使炭的磨损削减到最小程度。据有关材料报道,现在国内外比较抱负的吸附槽是双叶轮、中空轴进气的机械拌和槽。张家口金矿引入的炭吸附槽的技能功能列于表5。 表5  炭吸附槽的技能功能规格，mmФ5150×5650进风道，mmФ59有用容积，m2 叶轮直径，mm 叶轮数量，个 叶轮原料 拌和槽规格，mm118 Ф1900 2 中碳钢橡胶外套 Ф73×4680叶轮转速，r/min 叶轮线速度，m/s 电动机： 功率，KW 转速，r/min28 2.8   3.7 1970[next]     为了使矿浆与活性炭别离，在炭吸附槽内设置桥式筛、周边筛或振动筛等，国内炭浆厂一般选用桥式筛。    桥式筛网长度的决议，按国外材料每米筛网长经过的矿浆量为6.5升/秒,依据吸附槽经过的矿浆量即可算出筛网的长度。若选用周边筛，则要求筛网为槽子周长的12.3%。    桥式筛需求用低压风(3500帕)拌和矿浆,以防止筛网阻塞。低压风量的定额为每米筛长每分钏1.0标米3。浸出需求的中压(10000帕)风量为每米3矿浆0.002标米3。    3. 载金炭解吸：解吸工艺现在有四种办法：（1）苛性长时刻解吸法，解吸液浓度NaCN1%，NaOH1%，温度85℃解吸时刻24～60小时,美国霍姆斯特克金矿选用这种办法。因为长时刻解吸需求占有许多容器设备，已被新规划值业所扔掉。（2）低浓度苛性加醇类解吸法,解吸液浓度NaCN0.1%，NaOH1%，参加20%酒精，温度85℃，解吸时刻5～6小时。低浓度苛性钠及短时刻解吸是该法的杰出长处,但添加了酒精的收回工序,并且酒精蒸发丢失大,带来了防火问题。（3）力温加压解吸。解哪液浓度NaCN1%，NaOH1%,温度135℃,的34.3×104帕压力下解吸6～12小时，张家口和潼关金矿选用这种解吸办法。（4）高浓度苛性解吸法。解吸液浓度NaCN4%,NaOH2%，解吸温度90℃，浸泡4～8小时,然后用4倍床窜积低浓度苛性热溶液洗刷5小时,再用3倍床容积的热水洗4小时，灵湖和赤卫沟金矿选用这种解吸办法。    解吸的首要设备是解吸柱、电加热器、热交换器、过滤器及解吸液贮槽等。解吸柱一般规划为圆柱体,其高度与直径之比为6：1,柱内解吸液的体积流量一般为每小时2个床容积,其流速应小于3.4毫米/秒，以使炭不会活动。依据每天所要解吸的载金炭量即可计算出解吸柱的直径和高度。张家口金矿每天解吸载金炭700千克,解吸柱规格为ф700×4800毫米。    4. 电积电解:这是因为炭浆法流程能取得高达600克/米3的高档次贵液而选用的,固然,也可用惯例的锌粉置换法。电积电解的首要设备是电积槽，它一般用有机玻璃或塑料作为槽体，选用不锈钢间隔作阳极，以装有钢棉的结构作阴极,对含金溶液进行电积。阴极电流密度6～10安/米2，电压3～3.5伏，电积时刻8～12小时。阴极选用逆向移位，终究从第一个槽中取出阴极钢棉送熔炼。钢棉含金40%左右，电积收回率在99.5%以上。第家口金矿引入的电积槽规格和技能功能列于表6。 表6  电积槽规格和技能功能规格，mm 结构材料 电流量，A 槽电压，V 槽流量，L/s 停留时刻，min 阳极规格，mm 阳极材料2440×610×762 聚塑料 最大1000 1.5～3 0.44 34 610*762 不锈钢冲孔板槽内阳极数，个 阴极规格，m 阴极结构材料 每个阴极装钢棉，g 槽内阴极数量，个 整流器类型 最大输出A/V 输入功率，kW/V21 610×660×50.8 聚塑料 454 20 SC10006AV 1000/6 8/380     5. 炭再生：解吸后的炭先用稀硫酸（硝酸）酸洗，以除掉碳酸钙等聚积物，经几回循环后，有必要进行热力活化，以康复炭的活性。热力活化是在回转窑里进行，在阻隔空气的条件下将炭加热到700℃左右，坚持30分钟,然后倒入水淬槽中冷却，经16目筛筛出细炭后，回来炭吸附回路。    炭浆法工艺的中心是活性炭,对其活性、孔径、表面积、孔容积、强度等都有严厉的要求。国外炭浆厂悉数选用椰壳炭,其适合的炭粒度为6～16目,堆浸法选用12～30意图炭粒度。国内除椰壳炭外，对杏核炭、核桃壳炭等进行了广泛的研讨。灵湖和赤卫沟金矿选用国产GH-17型杏核炭，炭粒度8～20目。国产杏核炭的功能同椰壳炭大体相当,但在强度方面还需经过长时刻调查。[next]    炭浆法省去了逆流洗刷和贵液净化作业,取消了多段浓缩、过滤、置换设备。一同因为载金炭与浸渣的别离能用简略的机械筛分设备进行，即可冲刷也易于别离，扫除了泥质矿藏的搅扰，因此炭浆法工艺对各类矿石有更广泛的习惯性。对含泥多的矿石、低档次矿石以及多金属副产金的收回，能较大起伏地进步金的收回率。如张家口金矿曩昔选用混-浮选工艺流程，金的收回率仅75%，改建成炭浆厂今后，金的收回率进步到90%以上。    我国对炭浆法工艺的出产实践时刻还不长，但近十多年来开展很快,现已投产的炭浆厂有张家口、潼关、红化沟、灵湖、赤卫沟等金矿,正在缔造的还有峪耳岩、金厂沟梁、戴家冲等炭浆厂。引入的张家口和潼关两个炭浆厂,工艺先进,自动化水平高，计量检测手法齐备，设备先进，促进了我国炭浆法工艺的开展。    （六）堆浸法提金    早在1752年西班牙就用堆浸法来处理氧化铜矿，20世纪50年代末一些铀矿用来处理低档次矿，1967年美国开端用于处理低档次金矿。因为堆浸法具用工艺简略，设备少，出资省，出产成本低一级长处,使前期以为无经济价值的许多小型金矿或低档次矿石,现在都能用堆浸法处理。堆浸技能已在美国、加拿大、南非、澳大利亚、印度和苏联等国的金矿广泛运用。    堆浸是将发掘出来的矿石转运到预先备好的堆场上筑堆，或直接在堆存的废石或低档次矿石上,用化浸出液进行喷淋或渗滤,使溶液经过矿石而发生渗滤浸出作用,化浸出液屡次循环,重复喷淋矿堆,然后搜集浸出液,再用活性炭吸附法或金属锌置换法处理。国外用堆浸法处理的矿古金档次一般为1～3克/吨,金的收回率50～80%,银收回率30～50%,国外堆浸出产典型工艺流程见图5。    我国在70年代末开端实验研讨含金矿石的堆浸技能,并相继在虎山、石山、小秦岭区域等几十个矿点进行了含金矿石的堆浸出产实践，取得了较好的作用。现在国内堆浸场（点）的规划还不大,一般每堆为1000～10000吨,金收回率50～75%。国内堆浸出产的典型工艺流程见图6，其首要出产进程由下列几部分组成。    堆浸场构筑：堆浸场址一般挑选在接近采矿、运送便利的缓坡山地(天然斜度10～15°)，先用堆土机铲除掉杂草和浮土,然后夯实，构筑成斜度为5°左右的地基，两头高,中间稍低,便于浸出液会集流入贮液槽。堆浸场上铺两层聚乙烯塑料薄膜，其上再铺一层油毛纸，以使场所绝对不渗漏。堆浸场四周构筑高0.4米左右的土埂并作排水沟,防止雨水流入场内。在堆矿石之前，先人工堆砌约0.3米厚的大块贫矿石。     图5  国外堆浸出产典型工艺流程图     图6  国内堆浸出产典型工艺流程图[next]     矿石筑堆：先将矿石破碎到-50毫米，然后人工转移到堆分层筑堆，块矿和粉矿要散布均匀,防止粉矿会集,影响矿堆的渗透性，筑堆高度视规划巨细一般为2.5～5米。    喷淋浸出：在喷淋之前先要洗堆，即用饱满石灰水洗刷，中和矿石中的酸性物质，待从矿堆底部流出的溶液pH值到达9以上时，开端喷淋浸出液。浸出液浓度0.03～0.10%，PH值10～11，浸出液喷淋量65升/吨•日，喷淋时刻45～60天，喷淋浸出选用三班作业，每隔1小时喷淋1小时。    活性炭吸附：炭吸附与喷淋浸出构成闭路，每天将待吸附的含金贵液分次用泵扬至吸附高位槽，经过弄清，运用位差给入吸附柱。液体从下部给入，经过炭床，从上部流出,然后回来浸出。炭吸附选用4台ф300×1300毫米吸附柱,每柱装杏核炭30千克，炭粒度0.03～0.1毫米，贵液经过吸附柱的均匀流速为2.5～3.0升/分，一般以每小时经过2～3个炭床容积为宜。炭的吸附率可到达100%，炭-载金量可达8千克/吨。    载金炭的解吸电解：解吸炭的再生活化以及金泥熔炼,与惯例的炭浆厂完全相同。值得指出的是,并非每个堆浸场(点)都要设置载金炭的处理车间，可在一个区域或一个县设置载金炭处理车间,或送邻近大型炭浆厂代为处理,堆浸场可将载金炭作为产品出售。我国某些堆浸场（点）的出产指标列于表7。 表7  国内堆浸场（点）出产指标堆浸场点称号出产才能 t/堆堆浸粒度 mm原矿档次 g/t收回率 %耗费 Kg/t辽宁虎山辽宁石山 河南老湾 河南毛堂 河南灵湖 河南洛宁 河南樊岔 北京平谷刘店 河北席林湾 河北东望山 山东牟平磷肥厂700 360 1100 3000 1500 1500 1200 1000 1000 3000  ＜65 ＜40 ＜30 ＜20 ＜30 ＜20 ＜14       10～303～4 2 2.24 2.04 3 4.44 3.68 3.23 2.50 4.80 2.6969.54 61.90 75.44 55.04 63.76 75.0 59.2 51.4 62.07 63.0 61.220.64 0.49                       二、砂金矿的选矿    （一）砂金矿床的工业类型及其特色    砂金砂床散布甚广,品种繁复,按其转移间隔的远近一般可分为五种：残积、坡积、洪积、河槽冲积和滨岸砂金矿床,其间以河槽冲积型为多见。按转移营力的性质可分为风成砂金矿床,冰成砂金矿床和水成砂金矿床。按转移的年代不同又可分为深藏砂金矿床、阶地砂金矿床和河滩砂金矿床。    砂金矿床的宽度一般为50～300米或更宽,长度可达数公里乃至数十公里,埋藏深度一般为1～5米,也有深至20～30米或更深。砂金矿床的含金矿层厚度一般为1～5米，单个可达10米。    砂金矿石中除含金外,还含有多种重矿藏。与金伴生的重矿藏按其常见程度依次为：磁铁矿、钛铁矿、金红石、石榴石、锆英石、赤铁矿、铬铁矿、铂矿、铱铁矿、辰砂、钨锰铁矿、白钨矿、锡石、刚玉、金刚石、膏、方铅矿等,砂金矿中重矿藏的含量一般不超越1～3千克/米3,其他为各种粒径的砾石、卵石、砂和泥土。粘土对细粒金的收回晦气,在选金进程中应设法扫除。    金在砂金矿中多呈粒状、片状、枝状等形状存在。金的粒径一般为0.5～2毫米，但也有重达几公斤的大块金及呈粉状的微粒金。金的成色一般为50～90%，密度均匀为17.5～18克/厘米3。金的成色与密度的联系列于表8。 表8  多的成色与密度联系淡色，%10095908580757065605550密度g/cm319.318.517.817.116.515.915.314.814.313.913.4[next]     (二)砂金矿选矿工艺    砂金矿的选矿准则是先用重选法最大极限地从原矿砂中收回金及其伴生的各种重矿藏,糨而用重选、浮选、混、磁选和静电选等联合作业将金和各种重矿藏互相别离，以到达归纳收的意图。砂金矿选别一般分为碎解与筛分、脱泥和选别等进程。    1. 碎解与筛分    许多砂金矿含有胶结泥团，其粒径有的大于100毫米，这种泥团如不碎解，将在筛分进程中随废石一同扫除，形成金的丢失。别的，胶泥还能胶结在砾石或卵石上，如不碎解也要在筛分进程中形成金的丢失。    在采金船上,碎解与筛分作业是一同在圆筒筛内完结的。圆筒筛内装有臆断的螺旋角钢。操作时，圆筒筛内的洗刷水压应不低于35千帕，在陆地固定选厂，则设轩洗进行碎解与筛分。选用平桂50型或平桂1—100型水两台,按对角线方向重复冲刷。水出口压力不低于20千帕。    筛分作业能扫除20～40%的废石（砾石、卵石）,是砂金矿不行短少的作业。合理筛分参数的断定有必要依据原矿砂中金的粒度组成的测定材料。现在我国砂金矿山挑选的筛孔一般为10～20毫米，如用固定溜槽做粗选设备时筛孔可大些,但不能超越60毫米。固定选厂的筛分设备多为格筛、振动筛,采金船则用圆筒筛。筛上冲水不但能进步筛分功率,还能进一步碎解胶泥，所以砂金矿的筛分作业多为水筛。水筛冲水量依据洗矿要求断定,并应尽量满意下段选别作业对浓度的要求，如系溜槽粗选则冲水量应为砂矿量的8～14倍（体积比）。    2. 脱泥    砂金矿中小于0.1毫米的物料一般不含金或金甚微。例如珲春金矿的砂金矿中小于0.1毫米的金只占0.15%,桦南金矿局的砂金矿中小于0.1毫米的金占0.18%,而同粒级矿泥却占原矿砂的13.77%。小于0.1毫米的金俗称漂浮金，在选别进程中很难收回,而同一粒级的矿泥却对选别进程,特别是机械选别进程起搅扰作用。所以在砂金矿机械选矿厂内，总是设法将小于0.1毫米的矿泥脱掉。出产上常用的脱泥设备为各种规格的脱泥斗。而溜槽选金答应的物料粒级宽,且处理量大,因此溜槽选别之前多不脱泥。    3. 选别    实践证明，重选法是处理砂金矿最有用、最经济的办法。因为砂金矿中金的粒度组成不同,各种重选设备处理物料的有用粒度边界也不同，所以合理的砂金矿选别流程应是几种重选设备的联合作业。    粗选段得出的含金精矿，金档次100克/吨,重砂矿藏多在1～2千克/吨以上，关于含金粗精矿的处理现在有三种办法：（1）用淘金盘人工淘出金粒后重砂丢掉；（2）用混筒进行内混,取得膏后重砂扔掉；（3）用人工淘洗或混提取金后，重砂会集送精选厂处理，用磁选、电选等办法别离收回各种重砂矿藏。    砂金矿的选金收回率：两段溜槽选别为70～74%，溜槽粗选，跳汰扫选、摇床精选流程为75～80%。    （三）采金船的出产实践    砂金矿床用采金船发掘较其他发掘办法具有机械化程度高、出产才能大、发掘成本低和出产劳动条件好等长处。自1870年新西兰初次运用采金船发掘法以来,美国、苏联、澳大利亚、加纳、马来西亚等许多国家相继运用.采金船首要适于发掘坐落地下水位以下的宽河谷砂金矿床、斜度不大的小溪砂金矿床以及含水的厚层海边和湖滨砂金矿床。    我国砂金资源丰富，采金历史悠久。解放后,我国采金工作者自行规划和制作了各品种型采金船。现在采金船发掘也成为我国砂金矿床发掘的首要办法，其产值约占砂金总产值的60%。现在已有斗容别离为50、100、150、250、300升的链斗式采金船数十只，散布在黑龙江、吉林、四川、湖南等省区。我国砂金矿发掘运用的采金般，其首要技能功能列于表9。 表9  采金船首要技能功能采金船规格，L59100150250300挖斗容量 水下发掘深度，m 出产才能，m3/d 装机容量，kw 分量，t50 6 500 138 100100 7.5 1800   420150 10 3000～4000 620 500～600250 15 6600～8300 1300 1350～400300 11 8100 1050  [next]     1. 采金船的选金工艺及首要设备    采金船的出产进程是：从挖斗卸下的含金矿砂,饱尝矿漏斗给入圆筒筛进行洗矿、碎解与筛分。筛上砾石用胶带机或砾石溜槽排至船尾的采空区；筛下矿砂则经过密封分配器给当选别设备进行粗扫选,取得的粗金矿有的在船上精选和人工淘洗直接取得产品金，大都则送到岸上精选厂会集处理。    现在国内采金船上的选金工艺流程有：单一固定溜槽流程，榴槽—跳汰—摇床流程和三段跳汰流程等。    单一固定溜槽流程即选用横向固定溜槽粗选，纵向固定溜槽扫选,精矿定时由人工整理并淘洗。小型采金船遍及运用该流程。据调查,这种流程的选金收回率在%/ 0 +%5之间。收回率的凹凸同给矿量巨细、矿浆浓度改变、溜槽的单位负荷及当选矿砂中细粒金的含量有关。50升和100升采金船上固定溜槽的技能功能、溜槽单位负荷与收回率的联系以及金粒度与收回率的联系，别离见表10表12。 表10  固定溜槽技能功能类别50L100L横向槽纵向槽横向槽纵向槽长度，m 宽度，m 倾角，° 溜格高度，mm 溜格距离，mm 矿浆层厚度，mm 矿浆流速，m/s3～4 0.6 6 40～50 50～60 40 1～1.24～8 0.8 4 30～40 40～50 45 1.2～1.44～5 0.6 6 40～60 50～70 45 1～1.26～10 0.8 5 40～50 50～60 50 1.3～1.5 表11  溜槽单位负荷与收回率的联系  溜槽单位负荷，m3/m2·h0.35～0.50.6～11～1.51.5～2收回率，%71.2～63.465.8～60.158.5～51.351.2～46 表12  金粒度与收回率的联系金粒度，mm﹥11～0.420.42～0.2﹤0.2收回率，%918260.519     珲春金矿250升采金船选用溜槽—跳汰—摇床流程，设备为1000×1000毫米四室与二室尤巴型跳汰机、6-S摇床及ф900×1200毫米混筒。跳汰机结构简略、易于操作办理、给矿粒度规模宽（-16毫米）。可是，它在固定溜槽尾矿扫选中,因为给矿液固比（10：1）习惯其当选条件（6～8：1），故其选别作用欠佳。摇床具有富集比高、选别作用好、操作便利及耗水、耗动力低一级长处，但其单位面积出产率低、占地面积大、选别作业条件要求高。尤其是船体在出产中常常摇摆、歪斜，对其选别形成的影响，是它难以克服的弊端。这种流程的选金收回率在78～84%之间。    呼玛金矿局从荷兰MTE公司引入的300升采金船用三段跳汰流程，它包含一段两组九室圆形跳汰机，三段三室圆形跳汰机及三段二室一组矩形跳汰机。我国在汲取国外先进技能的基础上规划缔造的150升采金船,其选金工艺流程：一段为一组九室圆型跳汰机,二段为二台矩形跳汰机,三段运用典瓦尔跳汰机,精选用摇床。这种工艺流程比较完善先进,选金收回率在90%以上。采金船用跳汰机技能功能见表13。[next] 表13  采金船用跳汰机技能功能参数跳汰机称号类型典瓦尔型尤巴型梯形荷兰圆形荷兰矩形作业室尺度,mm     室数 床层总面积，m2 冲程,mm 冲次,次/min   给矿最大度，mm 处理才能，m3/h 耗水量，m3/h 给水压力，kPa 设备功率，kW 传动办法300×450     2 0.27 0～26 322;420   12 1～2 2～4 10 1.1 机械1000×1000     4 4 3～30     16 10～15 21.6～43.2 6   机械1000×   1000 2 2 8～30     16 4～5 14.4～36 6   机械1200 ×3600 2400 8 5.7 0～50 130;200 270;350 10 10～15 30～50 10 2×2.2 机械      9 31.275 20～25 50～140   25 112～225   3 7.5 机械/液压1070×1070     2 2 15 50～140   25 6～15   3 4 机械     2. 采金船选金工艺存在的问题及其改善途径    现在我国采金船出产因为工艺流程简略且为开路选别,当选作业条件欠安,圆筒筛的洗矿、碎解和筛分才能不强,没有大粒金捕收设备,金的丢失达10～40%,其间在圆筒筛筛上砾石中丢失6～30%，在选别作业尾矿中丢失4～20%。跟着采金船出产的开展，结合我国详细实践，吸收国外先进技能,采金船选金工艺将会有较大开展；一是洗选设备逐步习惯配套；二是工艺流程逐步趋于完善，发明适合的选别条件，以最大极限地进步选金收回率。    （1）工艺流程:小型采金船应以可动溜槽或离心盘选机为主。可动溜槽和离心盘选机均能完成机械化整理粗精矿,且单位选别面积处理量大，收回率高；从工艺装备上看，也比固定溜槽削减空间方位与占地面积，它无疑将替代以单一固定溜槽为主的疏程。而对大、中型采金船，则用三段跳汰流程较为适合。这种疏程设备装备紧凑,合理地运用了采金船空间和天然高差，完成矿浆的自流回来，然后简化了选金工艺；加之精选作业闭路选别,削减了金的丢失。这种流程终究会替代溜槽—跳汰机流程。别的，采金船大将增设块金捕集与脱水、脱泥的工艺；在船上只取得含金重砂,终究产品在岸上精选厂提取，这样可简化采金船（2）上选金工艺，削减金丢失，进步选金的收回率。    洗选设备：洗矿圆筒筛应进一步强化碎解和筛分，加强机械和水力作用，延伸物料在筛内停留时刻，添加有用筛分面积(25%以上),对筛内环形阻料环、螺旋破碎齿以及纵向扬板等,要针对矿砂性质进一步研讨,以增强碎解作用。对含泥量超越10%的难洗矿砂，应选用新式擦拭筒筛。    圆形跳汰机是一种适于采金船上选别细粒金的高功率重选设备，与尤巴型、梯形跳汰机等比较，在处理量、选别深度、给矿办法、耗水耗电量以及占地面积与空间装备等均占有优势。圆形跳汰机在外形上是梯形跳汰机的组合体,除具有梯形跳汰机的特色外，还选用了机械+ 液压传动,其脉动曲线是锯齿形的,显着差异于普通跳汰机的正弦脉动曲线,有利于细粒金的收回。圆形跳汰机在工艺装备上更适用于采金船的特色，无疑将替代其他跳汰机。    离心盘选机将逐步运用在采金船上。国内研发的ф368毫米离心盘选机已用于砂金矿的选别。其技能功能:转数120转/分,处理量5米3/台•时，电动机功率2.2千瓦。该设备具有结构简略，操作便利,处理量大、耗水少及选别作用好(作业收回率达95%)等特色，尤其是设备高度小，精矿产率低，富集比高，然后可简化采金船上的选矿进程,便于在船上装备。    3. 采金船的出产实例———珲春金矿!×$ 升采金船    250升采金船于1974年在吉林珲春金矿正式投产,珲春金矿属第三纪含金砾岩砂矿和第四纪河谷冲积砂矿床，含金矿砾层厚度4.5米,混合矿砂含金0.19～0.23克/米3,砂金颗粒以中粒为主,大于0.5毫米者占65.41%,砂金成色83.3%，在矿砂中含泥很少，一般在1.2～1.5%，归于易洗矿砂。伴生矿藏首要有钛铁矿、磁铁矿、褐铁矿、锆英石、金红石等。    该船挖斗链由84个挖斗组成,每个挖斗容量为250升,挖斗链工作速度26～36斗/分，水下发掘最大深度9米，平底船尺度(长×宽×高)为24.81×20×2.7米，吃水深度2米。采金船出产才能240～280米3/时，总耗水量2660～3000米3/时。采金船总重1524吨。    选金工艺流程:先用横向溜槽收回粗、中粒金,随后从横向溜槽尾矿顶用粗选跳汰机收回微细粒金,所得粗精矿用跳汰机和摇床再精选,终究用混筒提金。出产实践标明：最好在粗选跳汰机之前安设脱水设备,以使横向溜槽尾矿的浓度适合于跳汰作业要求。采金船金总收回率为75～80%,其间横向溜槽金收回率为52～55%,粗选跳汰则为23～25%。    首要设备：圆筒筛规格ф2.7×10.8米,倾角8°,转速7.5转/分，筛孔分五段,别离为8；10；12；14；16毫米,筛内水压45千帕。    溜槽设备视点7.5°,长4.3米,宽0.6米。圆筒筛两边各19个,全船共38个,总面积96米2。作业的液固比为12：1。    跳汰机为尤巴型1000×1000毫米四室笔直隔阂式,共10台。跳汰作业矿浆浓度40～60%。摇床为6—S型。混筒为ф900×1200毫米，一次装料350～400公斤，混时刻1.5小时。    250升采金船选金工艺流程见图7。

三氧化二铝又名活性氧化铝。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 活性氧化铝（分子式Al2O(3-x)(OH)2x,0＜x＜0.8)是当前世界上大量使用的无机化工产品之一。由于活性氧化铝具有多孔结构，高比表面积且处于不稳定的过渡态，因而具有较大的活性。在石油化工、化肥工业中，广泛用作催化剂、催化剂载体。活性氧化铝又具有吸附特性，因而用作气体和液体的干燥剂、气体净化的吸附剂、饮水除氟剂、工业污水的颜色和气味消除剂等。当今得到的主要的工业活性氧化铝产品都是靠快速脱水法生产的。活性氧化铝是指经过充分细磨、以原晶尺寸大小1&mu;m的&alpha;- Al2O3为基本组成（20%-90%）的煅烧氧化铝。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 高性能的活性氧化铝在不定形耐火材料配料中能带来以下好处：提高坯体密度、流动性、强度，提高二次莫来石生成量等，降低加水量和气孔率。此外，活性氧化铝还能做干燥剂，吸水量大、干燥速度快，能再生（400 -500K烘烤)。活性氧化铝属于化学品氧化铝范畴，主要用于吸附剂、净水剂、催化剂及催化剂载体，根据不同的用途，其原料和制备方法不同。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 在催化剂中使用的三氧化二铝的通常专称为&ldquo;活性氧化铝&rdquo;，它是一种多孔性、高分散度的固体材料，有很大的表面积，其微孔表面具备催化作用所要求的特性，如吸附性能、表面活性、优良的热稳定性等，所以广泛地被用作化学反应的催化剂和催化剂载体。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 该纳米氧化铝XZ-L14显白色蓬松粉末状态，晶型是&alpha;型。粒径是20nm；比表面积&ge;50m/g。粒度分布均匀、纯度高、高分散、&alpha;-Al2O3，其比表面低，具有耐高温的惰性，但不属于活性氧化铝，几乎没有催化活性；耐热性强，成型性好，晶相稳定、硬度高、尺寸稳定性好，可广泛应用于各种塑料、橡胶、陶瓷、耐火材料等产品的补强增韧，特别是提高陶瓷的致密性、光洁度、冷热疲劳性、断裂韧性、抗蠕变性能和高分子材料产品的耐磨性能尤为显著。由于&alpha;相氧化铝也是性能优异的远红外发射材料，作为远红外发射和保温材料被应用于化纤产品和高压钠灯中。此外，&alpha;相氧化铝电阻率高，具有良好的绝缘性能，可应用于YGA激光晶的主要配件和集成电路基板中。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 了解更多有关三氧化二铝的信息，请关注上海 有色 网。&nbsp;

三氧化二氯俗称氧化铝概要　　三氧化二铝，刚玉型晶体接近于原子晶体，其它晶型的基本上是离子晶体，熔点为2050℃，沸点为3000℃，真密度为3.6g/cm。 　　三氧化二铝的流动性好，难溶于水，能溶解在熔融的冰晶石中。它是铝电解生产中的主要原料。 　　有四种同素异构体&beta;－氧化铝 &delta;－ 氧化铝 &gamma;－氧化铝 &alpha;－氧化铝 ，主要有&alpha;型和&gamma;型两种变体，工业上可从铝土矿中提取。 　　名称 氧化铝;刚玉;白玉;红宝石;蓝宝石;刚玉粉;corundum 　　化学式 Al?O?外观 白色晶状粉末或固体物理属性　　式量 101.96 amu&nbsp;&nbsp;&nbsp;熔点 2303 K 　　沸点 3250 K 　　真密度 3.97 g/cm3 　　松装密度：0.85g/mL（325目~0）0.9g/mL（120目~325目） 　　晶体结构 三方晶系 (hex) 　　导电性 常温状态下不导电 　　热化学属性 　　&Delta;fH0liquid &minus;1620.57 kJ/mol 　　&Delta;fH0solid &minus;1675.69 kJ/mol 　　S0liquid, 1 bar 67.24 J/mol&bull;K 　　S0solid 50.9 J/mol&bull;K安全性　　食入 低危险 　　吸入 可能造成刺激或肺部伤害 　　皮肤 低危险 　　眼睛 低危险 　　在没有特别注明的情况下，使用SI单位和标准气温和气压。 　　氧化铝是铝和氧的化合物，分子式为Al?O?。在矿业、制陶业和材料科学上又被称为矾土。编辑本段应急处理　　隔离泄漏污染区，限制出入。建议应急处理人员戴防尘面具（全面罩），穿防毒服。避免扬尘，小心扫起，置于袋中转移至安全场所。若大量泄漏，用塑料布、帆布覆盖。收集回收或运至废物处理场所处置。用途　　1. 红宝石、蓝宝石的主成份皆为氧化铝，因为其它杂质而呈现不同的色泽。红宝石含有氧化铁和氧化钛而呈红色，蓝宝石则含有氧化铬而呈蓝色。 　　2. 在铝矿的主成份铁铝氧石中，氧化铝的含量最高。工业上，铁铝氧石经由Bayer process纯化为氧化铝，再由Hall-Heroult process转变为铝 金属 。 　　3. 氧化铝是 金属 铝在空气中不易被腐蚀的原因。纯净的 金属 铝极易与空气中的氧气反应，生成一层致密的氧化铝薄膜覆盖在暴露于空气中铝表面。这层氧化铝薄膜能防止铝被继续氧化。这层氧化物薄膜的厚度和性质都能通过一种称为阳极处理（阳极防腐）的处理过程得到加强。 　　4. 铝为电和热的良导体。铝的晶体形态金刚砂因为硬度高，适合用作研磨材料及切割工具。 　　5. 氧化铝粉末常用作色层分析的媒介物。 　　6. 2004年8月，在美国3M公司任职的科学家开发出以铝及稀土元素化合成的合金制造出称为transparent alumina的强化玻璃。 　　资料刚玉粉硬度大可用作磨料，抛光粉，高温烧结的氧化铝，称人造刚玉或人造宝石，可制机械轴承或钟表中的钻石。氧化铝也用作高温耐火材料，制耐火砖、坩埚、瓷器、人造宝石等，氧化铝也是炼铝的原料。煅烧氢氧化铝可制得&gamma;-Al2O3。&gamma;-Al2O3具有强吸附力和催化活性，可做吸附剂和催化剂。刚玉主要成分&alpha;-Al2O3。桶状或锥状的三方晶体。有玻璃光泽或金刚光泽。密度为3.9～4.1g/cm3，硬度9，熔点2000&plusmn;15℃。不溶于水，也不溶于酸和碱。耐高温。无色透明者称白玉，含微量三价铬的显红色称红宝石；含二价铁、三价铁或四价钛的显蓝色称蓝宝石；含少量四氧化三铁的显暗灰色、暗黑色称刚玉粉。可用做精密仪器的轴承，钟表的钻石、砂轮、抛光剂、耐火材料和电的绝缘体。色彩艳丽的可做装饰用宝石。人造红宝石单晶可制激光器的材料。除天然矿产外，可用氢氧焰熔化氢氧化铝制取。 　　氧化铝化学式Al2O3，分子量101.96。矾土的主要成分。白色粉末。具有不同晶型，常见的是&alpha;-Al2O3和&gamma;-Al2O3。自然界中的刚玉为&alpha;-Al2O3，六方紧密堆积晶体，&alpha;-Al2O3的熔点2015&plusmn;15℃，密度3.965g/cm3，硬度8.8，不溶于水、酸或碱。&gamma;-Al2O3属立方紧密堆积晶体，不溶于水，但能溶于酸和碱，是典型的两性氧化物。 　　Al2O3+6H+=2Al3++3H2O 　　Al2O3+2OH-=2AlO2-+H2O当能源 价格 不断攀升之时，世界各大铝业公司开始把建设铝业生产基地的目光转向电价低廉的中东和非洲。通过降低左右生产成本的电费，确保铝业生产的 价格 竞争力，成为世界各大铝业公司的着眼点。从国内政策面上分析，国家 产业 政策给铝 行业 定位在满足国内需求上，且在对高精尖产品和低技术含量产品在政策上将会有区别。因此，上下游铝企业对于 行业 所出现的政策性和结构性拐点，应着眼于内销 市场 ，扩大铝在国内 市场 的应用；扩大铝应用领域，提高铝应用的附加值、提升技术含量。另外，铝生产企业应该多关注相关 行业 和下游 行业 发展动向，特别是掌握交通运输、电力、包装、家电等 行业 发展趋势，同时加大技术攻关和科技投入。

非洲氧化铜矿资源丰厚，铜档次较高，开发价值远远高于国内铜矿。由于战乱频频、技能落后等原因，非洲铜矿开发、出产水平较落后，资源运用率低。近年来，一些国外出资商，首要选用含铜在30%以上的氧化铜矿，在非洲进行鼓风炉还原熔炼，出产含铜85%左右的“黑铜”出口；很多低档次氧化铜矿由于档次达不到火法冶炼的要求，被视为废矿，没有挖掘运用。而我国一些冶炼厂则选用含铜只要1.0%的氧化铜进行出产。跟着铜矿资源日趋严重，非洲丰厚的低档次氧化铜矿资源引起人们极大重视，具有非常达观的开发远景。 非洲低档次氧化铜矿氧化率高，难以选矿富集，因而选用湿法冶金技能处理是最合理的挑选。由于该矿石中碱性脉石含量高，酸浸法处理耗酸过多，经济上不合理，而且酸浸液杂质含量高，后续净化工序杂乱。而选用传统浸法，即以或加铵盐作浸出剂处理氧化铜矿石，不只易蒸发丢失，操作环境较差，而且长途运送不便利，特别不适合在工业和交通落后的非洲大陆运用。 根据酸浸法和传统浸法存在的问题，并结合非洲低档次氧化铜矿特色，本研讨仅选用碳酸铵作浸出剂，对氧化铜矿进行性浸出，首要调查了矿石粒度、碳酸铵浓度、液固比、反响温度、反响时刻、拌和速度等要素对浸出作用的影响。 一、反响原理 浸法是运用铜与构成安稳的合作物，将矿石中的铜金属及铜的化合物浸溶出来，然后完结与脉石及杂质金属的的别离。传统浸法以或加铵盐作浸出剂；而本研讨仅选用碳酸铵作浸出剂，运用它在水溶液中受热分化发作NH2的性质，完结铜合作作用，铜以配离子的方式进入液相，再经过萃取、电积工序制得金属铜。在加热浸出进程中，首要发作的反响为： （NH4）2CO3＝2NH3＋CO2＋H2O  （1） CuO＋2NH3＋（NH4）2CO3＝Cu（NH3）4CO3＋H2O  （2） CuCO3·Cu（OH）2＋6NH3＋（NH4）2CO3＝2Cu（NH3）4CO3＋2H2O  （3） 二、试验 （一）试验质料 非洲低档次氧化铜矿元素分析及物相分析成果别离见表1和表2。 表1  非洲低档次氧化铜矿元素分析（质量分数）%CuSZnFeNiCoSiO2MgOCaO10.360.0700.0115.510.00890.05138.7713.656.40 表2  非洲低档次氧化铜矿藏相分析（质量分数）%游离氧化铜硅孔雀石结合氧化铜次生硫化铜原生硫化铜总量9.480.560.170.150.001010.36 试验中所用的、碳酸氢铵、碳酸铵等试剂均为分析纯。 （二）试验办法 浸反响在2L的三颈烧瓶内进行。称取必定质量的碳酸铵参加到必定体积的水中，拌和溶解，再参加磨到必定粒度的非洲氧化铜矿，加热反响系统，升温到预订温度，然后持续拌和一段时刻，浸出过完结。过滤选用真空抽滤，浸出液取样分析浓度，核算收回率；浸出渣洗刷后烘干称重，送样检测铜含量，核算铜浸出率。 （三）分析办法 渣中铜含量选用碘量法分析，浸出液的浓度选用蒸馏－酸碱容量法测定。 三、试验成果及评论 （一）浸出剂的挑选 本研讨中的挑选的浸出剂既要求获得抱负的浸出作用，又需求适应于非洲原材料匮乏、交通不便利的现状。固定矿石粒度、浸出剂中[NH3]折合浓度、液固比、反响温度、反响时刻、拌和速度、针对、加碳酸铵、碳酸铵、碳酸氢铵等浸出剂对铜矿浸出作用的影响进行探究试验研讨，成果见表3。 表3  不同浸出剂对浸出作用的影响浸出剂系统铜浸出率%收回率%补白NH3－H2O42.477.160℃加碳酸铵NH3－（NH4）2CO3－H2O90.581.260℃碳酸铵（NH4）2CO3－H2O92.296.760℃碳酸氢铵NH4HCO3－H2O86.384.860℃；未冒槽 由表3可见，独自选用作浸出剂时，铜矿的进出作用并不抱负，而且NH3很简略从中逸出，形成的丢失，影响铜浸出率并形成环境污染。加碳酸铵作浸出剂时，NH3－（NH4）2CO3－H2O系统加热反响，铜浸出率可到达90%，但由于易蒸发丢失，致使收回率偏低。别的，鉴于非洲交通不畅的情况，不便利于运送，不适合用作浸出剂。仅选用碳酸铵为浸出剂时，它在溶液中60℃充沛分化释放出NH3，并及时与铜发作合作作用，铜浸出率达92.2%，收回率达96.7%。在NH4HCO3－H2O系统中，铜浸出率、收回率都比较抱负，但碳酸氢铵加热会分化发作很多的CO2和NH3，极易引起冒槽现象。 综上比较，仅选用碳酸铵作浸出处理非洲低档次氧化铜矿是适合的，避开了经过添加操控NH3浓度的传统技能道路，质料运送便利，操作环境杰出，浸出作用抱负。 （二）单因子试验 在浸试验进程中，首要调查了矿石粒度、碳酸铵浓度、液固比、反响温度、反响时刻、拌和速度等对浸出率作用的影响。在此基础上，总结得出最佳浸出条件。 1、粒度对浸出作用的影响 固定碳酸铵浓度1.55 mol／L、液固比4∶1、温度60℃、时刻2h、拌和速度350r／min。矿石均匀粒度对浸出作用的影响见图1。图1  矿石均匀粒度对浸出作用的影响 图1标明，当矿石均匀粒度在0.060～0.300mm之间变化时，铜浸出率有一最佳值；而收回率随矿石粒度增大，有89.4%一直上升至95.7%。 一般来说，矿石粒度越细，液固两相触摸越充沛，浸出反响越完全，浸出率就越高；担任粒度减小到必定程度后，反响转入热力学操控进程，浸出率受之影响变小。而且本研讨发现，粒度过小的铜矿石还会导致过滤、洗刷困难，并形成过多的铜合作离子夹杂在滤渣中，致使铜浸率和收回率均呈现不同程度的下降。因而，矿石粒度要选取恰当，确保铜浸出获得最抱负的作用；而收回率则随粒度增大在不断升高。归纳考虑以上两方面要素，铜矿石均匀粒度挑选0.150mm比较适宜。 2、碳酸铵浓度对浸出作用的影响 固定矿石均匀粒度0.150mm、液固比4∶1、温度60℃、时刻2h、拌和速度350r／min。碳酸铵浓度对浸出作用的影响见图2。图2  碳酸铵浓度对浸出作用的影响 图2标明，随碳酸铵浓度添加，铜浸出率一直在添加，担任浓度高于1.55 mol／L时，铜浸出率添加幅度显着变缓。这是由于碳酸铵浓度升高时，浓度随之升高，然后促进浸反响充沛进行，铜配离子安稳区域增大，铜浸出率逐步添加，可是碳酸铵浓度到达必定程度后，便不再是影响浸出反响的首要操控要素，对铜浸出率的影响减小。收回率跟着碳酸铵浓度的增大在逐步下降，原因在于浓度越高，越简略蒸发丢失。别的，从质料本钱视点考虑，碳酸铵浓度也不宜过高，到达1.55 mol／L即可。 3、液固比对浸出作用的影响 固定矿石均匀粒度0.150mm、碳酸铵浓度1.55 mol／L、温度60℃、时刻2h、拌和速度350r／min。液固比对浸出作用的影响见图3。图3  液固比对浸出作用的影响 图3标明，跟着液固比的添加，铜浸出率逐步添加。当液固比由2∶1增至4∶1时，铜浸出率添加尤为显着，由83.3%添加至88.3%。在坚持碳酸铵浓度不变的前提下，增大液固比，可促进液固两相充沛触摸，浸反响深化进行，铜浸出率逐步进步。当液固比大于4∶1时，碳酸铵等质料本钱随之进步，但铜浸出率上升缓慢，而且会导致浸出液中铜浓度过低，收回费用添加。与此一起，收回率受液固比的影响较小，根本坚持在95%左右。归纳考虑以上要素，液固比挑选4∶1比较适宜。 4、温度对浸出作用的影响 固定矿石均匀粒度0.150mm、碳酸铵浓度1.55 mol／L、液固比4∶1、时刻2h、拌和速度350r／min。温度对浸出作用的影响见图4。图4  温度对浸出作用的影响 图4标明，反响温度升高，铜浸出率随之逐步升高。50～60℃时，铜浸出率添加较快，但温度高于60℃时，添加幅度变缓。由于碳酸铵在溶液中随温度升高不断分化，释放出合作分子NH3，促进浸反响充沛进行；当温度高于碳酸铵分化温度60℃时，浓度根本趋于安稳，铜浸出率添加变慢。收回率跟着反响温度的升高不断下降，原因在于溶液温度越高，的分压越大，越简略引起蒸发丢失。归纳考虑铜浸出率和收回率两方面要素，温度挑选在65℃左右比较适宜。 5、时刻对浸出作用的影响 固定矿石均匀粒度0.150mm、碳酸铵浓度1.55 mol／L、液固比4∶1、温度60℃、拌和速度350r／min。浸出对浸出作用的影响见图5。图5  碳酸铵浓度对浸出作用的影响 图5标明，在反响前期，铜浸出率跟着时刻的延伸有较显着的进步，在浸出时刻为2时，铜浸出率现已到达了88.6%；在添加反响时刻对铜浸出率影响不大。这是由于浸反响进程中的操控要素发作改动，反响前期首要操控要素是动力学，而后期首要受热力学要素操控。别的，浸出时刻过长还会增大的丢失，导致收回率下降，并使出资费用和运转本钱添加。因而，浸出时刻挑选2比较适宜。 6、拌和速度对浸出作用的影响 固定矿石均匀粒度0.150mm、碳酸铵浓度1.55 mol／L、液固比4∶1、温度60℃、时刻2h。拌和速度对浸出作用的影响见图6。图6  拌和速度对浸出作用的影响 图6标明，拌和速度对铜浸出率和收回率均有较大影响。在液固反响进程中，在拌和速度较慢时，分散是影响反响进程的重要要素，反响首要受动力学操控，因而跟着拌和速度的增大，铜浸出率有比较显着的进步。担任拌和速度大于350r／min时，热力学变成影响浸反响的首要要素，拌和速度对铜浸出率的影响变小。一起，拌和速度增大会加速溶液中的外泄蒸发，收回率随之不断下降。结合工业出产的可操作性，拌和速度挑选350r／min比较适宜。 （三）最佳浸出条件下浸出作用 经过以上试验，断定非洲低档次氧化铜矿的最佳浸出条件为：固定矿石均匀粒度0.150mm、碳酸铵浓度1.55 mol／L、液固比4∶1、温度65℃时刻2h、拌和速度350r／min。在最佳条件下，该氧化铜矿获得了抱负的浸出作用，铜浸出率到达92.4%，收回率到达95.5%。 四、定论 本研讨仅以碳酸铵为浸出剂，运用它在溶液中易受热分化发作NH3的性质，对非洲低档次氧化铜矿进行浸处理，经过试验研讨得到最佳浸出条件：固定矿石均匀粒度0.150mm、碳酸铵浓度1.55 mol／L、液固比4∶1、温度65℃时刻2h、拌和速度350r／min。在最佳条件下，该氧化铜矿获得了抱负的浸出作用，铜浸出率到达92.4%，收回率到达95.5%。 本浸工艺进程简略，质料本钱低价、运送便利、，铜浸出作用抱负、收回率高，而且结合萃取等工序可完结循环运用，特别适合在基础设施不发达的非洲国家运用，关于开发当地低档次氧化铜矿资源具有非常活跃的含义。

三氧化二镍Ni2O3 又称氧化高镍。黑色有光泽粉末。密度4.83。不溶于水，溶于硫酸和硝酸放出氧，溶于盐酸放出氯，也溶于氨水。在600℃时还可还原一氧化镍。用作陶瓷、玻璃、搪瓷的颜料，并用于制镍粉。由温和地加热硝酸镍、碳酸镍或氢氧化镍而得。 硫酸镍溶液与碳酸钠溶液进行复分解生成碳酸镍，经过滤、浓缩、冷却结晶、离心分离、干燥得到干燥的碳酸镍固体，再经煅烧、球磨粉碎，制得三氧化二镍。三氧化二镍制备硫酸镍溶液与碳酸钠溶液进行复分解生成碳酸镍，经过滤、浓缩、冷却结晶、离心分离、干燥得到干燥的碳酸镍固体，再经煅烧、球磨粉碎，制得三氧化二镍。&nbsp;三氧化二镍用途用作玻璃、陶瓷和搪瓷的着色材料，也用于制造镍粉和磁性体的研究。操作注意事项： 密闭操作，局部排风。操作人员必须经过专门培训，严格遵守操作规程。建议操作人员佩戴防尘面具（全面罩），穿连衣式胶布防毒衣，戴橡胶手套。避免产生粉尘。避免与酸类接触。搬运时要轻装轻卸，防止包装及容器损坏。配备泄漏应急处理设备。倒空的容器可能残留有害物。 　　三氧化二镍储存注意事项： 储存于阴凉、通风的库房。远离火种、热源。应与酸类、食用化学品分开存放，切忌混储。储区应备有合适的材料收容泄漏物。&nbsp;

镁加工性能的优点 　　镁有很好的加工性能，也就是说有很好的铸造性能。和其它材料比，它的制造成本很低，见表4，值得重视的是，尽管每公斤镁锭的价格要比铝和铁贵一些，但它单位体积的成品价格几乎是一样的。　　镁的物理化学特性使其比铝更适合压铸大型部件。镁单位体积的熔化潜热只有铝的2/3，比热只有铝的3/4，并且有非常低的溶铁性。这些特性使镁压铸件达到和铝几乎相同的生产成本/每公斤。如果再应用生产效率很高的 HOT RUNNER 技术（例如 THIXOMAT的最新成果），镁压铸部件的生产成本比铝还要低很多。    镁加工性能的缺点 　　当然和其它材料比，镁加工也具有一些增加成本的特性，论述如下，见表5     镁合金与几种材料的性能比较

1、流态化炉床能率和脱硫率的计算    流态化炉床能率即每天每平方米炉床面积焙烧的精矿量。它取决于泫态化床层的直线速度和每吨精矿所需的空气量，按生产穴际数据计算：      流态化焙烧脱硫率可根据精矿含硫量及所确定的低锍品位计算求得，一般按下式计算： [next]     流态化焙烧过程主要技术参数如下表。        表中     流态化焙烧过程主要技术参数序号名称单位数值备注1炉床面积m29(7.5)　2床能化高度t/(m2.d)～130　3流态化高度m1.4～1.7　4流态化温度℃650±20　5床层直线速度m/s2.56～2.85　6风眼率%1.33　7鼓风量（标）m3/h21000～23000　8鼓风压力Pa～1.5×103　9入炉空气温度℃常温　10入炉物料平均粒度mm2最大8mm11入炉物料含水量%6～8　12总烟气量（标）m3/h24500～28000　13烟气出口温度℃～650　    焙烧过程放出大量的热，能维持温度600～700℃,通过自动控制可使床层温度波动范围为±20℃,生产中控制床层温度(650±20)℃。流态化炉瞬时调节温度的手段有:①保持风量一定,改变给料；②用冷却后的焙烧产物或石英石返回流态化床层；③往流态化床层喷水降温等。流态化床层高度对焙烧效果有一定的影响,适当增加床层高度可以提高流态化床层的稳定性,增加物料在炉内的停留时间,有利于达到反应转化率要求,保证产品质量。若床层过高，阻力增大,将增加动力消耗。生产中控制流态化床层高度为1.4～1.7m。床层直线速度是实现床层线速度应大于颗粒最小临界速度,但也一色小于颗粒的带出速度,一般常取W操作=(0.25～0.6)W带出。生产中对平均粒度2mm的入炉颗粒,取线速度2.56～2.85m/s；床层高度1.5m左右是,床能率过到130t/(m2.d)左右,烟尘防御性为30%～90%（当制粒焙烧时，烟尘率可降到5%～24%）。