方铅矿在酸性的饱满食盐水中浸出，生成二氯化铅和元素硫，二氯化铅溶于热的食盐水中，趁热过滤，滤液冷却后得到二氯化铅结晶；二氯化铅再进行融盐电解，得到金属铅和；用于氧化二，使之变成，循环运用。首要反响如下：    浸出：PbS＋2FeC13 ==== PbCl2＋2FeCl2＋So    电解：负极：PbCl2＋2e ==== Pb↓＋2Cl-           正极：2Cl- -2e ==== Cl2    再生：2FeC12＋Cl2 ==== 2FeC13    M. M. Wong 1980年报导了美国矿务局雷诺冶金研究中心进行的方铅矿浸出-二氯化铅融盐电解扩展实验的有关细节[1]，此扩展实验规划为每次处理铅精矿50kg，连续操作，浸出槽是带有聚氯二乙烯面料和钛加热管的钢桶,容积为1.5m3。浸出液含73g/L的FeC13,254g/L的NaCl、pH＝3。温度约100`C，反响30min，铅的浸出率达98%，铜和银的浸出率达80%，锌浸出率约为70%。    电解槽内壁用石英砖砌成，尺度为865mm x 635 mm x457mm，阴极为石墨板，阳极为石墨棒，下图为电解槽的示意图。    电解液由25% LiCl、32% KCl和45% PbCl2组成，电解时通入3000A电流，电解温度450℃，电解产出的液态金属铅用虹吸管放入置于真空室的铸模内，分出的C12经过纤维强化塑料管引至氯化塔底部，使FeCl2氧化为FeCl3，循环运用。此电解槽日产金属铅226.8 kg,电耗为每吨铅1168kW·h。此进程每吨铅的生产成本（包括除矿石外的食盐、、、石灰等原材料、人工、修理、税、稳妥、折旧等费用）为108美元，与火法附近。    此进程的长处是：完成了湿法炼铅，基本解决火法炼铅中的环境污染和铅中毒问题；可收回大部分伴生金属和硫；生产规划可大可小。    此进程的缺陷是：选用氯化物系统浸出和电解，对设备原料要求高PbCl2简单结晶，给矿浆运送、过滤等作业添加困难；电解温度450℃，又要发生，存在不安全要素；电解槽结构比较复杂；矿石中的金不能收回。    参考文献：    1  M. M. Wong，Paper Presented at the 109th AIME Annual Meeting at Lasvegas，Nevada，Feb. 24-28，1980

氯 化 铅；二氯化铅Lead chloride分 子 式：PbCl2分 子 量：PbCl2=278.11性　　状：白色结晶性粉末。易溶于热水、浓、氯化铵、硝酸铵和溶液；微溶于甘油；难溶于冷水和稀；不溶于醇。露置强光下表面变色。熔点：501℃。有毒。避光、密封保存。

一、工艺流程。 如图1所示。包含浸出、净化、结晶、转化、烘干等工序。图1  氯化铅渣湿法出产黄丹流程 二、首要技能条件。 浸出：氯化铅渣经球磨后，用饱满食盐水浸出，液固比10∶1，浸出温度109℃，浸出液pH3～5，浸出液含铅高于65克／升。 净化除铜：加Na2S或海绵铅除铜，液温为90℃，除铜后液含铜低于0.001克／升。 净化除铁：加或次除铁（次用通入30%液碱中制得），除铁后液含铁低于0.0001克／升。 冷却结晶：选用夹套式循环冷水冷却，机械拌和，使用氯化铅在氯化钠溶液中溶解度随温度下降而下降，使PbCl2晶体分出。母液再回来浸出。 转化：PbCl2结晶用蒸馏水洗刷后参加30%的液碱中。其反应为： PbCl2＋2NaOH＝PbO＋2NaCl＋H2O 所用工业液碱先用MgCl2除铁，一般每吨液碱加MgCl2 1～5千克，除铁后液碱加热至95℃，供转化用，坚持转化后液含NaOH不小于2.5N，避免生成其它碱式铅盐。 洗刷枯燥：含碱的PbO用离心机过滤，滤后母液浓缩成30%的液碱，回来转化用。PbO结晶用热蒸馏水洗至pH为8，用蒸汽直接加热至105℃，烘干过筛包装，即为制品黄丹。 三、首要设备。 球磨机一台：浸出罐，除铜罐、除铁罐，冷却罐，转化罐各一个，选用夹套式珐琅反应釜；离心过滤机一台；转筒式烘干机一台；贮液槽与泵若干。 四、产品用处。 黄丹在油漆中作催干剂：陶瓷工业作釉料；用于出产光学玻璃、光导纤维、电子真空玻璃等含铅玻璃；还可制，，作铅铬黄料；并用于蓄电池工业。 五、产出质量（%）。 一级品含PbO不低于99，金属铅不高于0.1，PbO2不高于0.2，硝酸不溶物不高于0.2，筛余物（－200日）不高于0.2；二级品含PbO不低于97，Pb不高于0.3，PbO2不高于0.5，硝酸不溶物不高于0.5，筛余物（－200目）不高于0.5。

一、工艺流程。 如图1。图1  氯化铅渣还原熔炼工艺流程 二、主要技术条件。 配料时，将氯化铅渣破碎至小于10毫米，配入渣量40%～50%的石灰石和6%的还原煤粉，装入反射炉内进行还原熔炼，炉内发生如下反应： PbCl2＋CaCO3＋C＝Pb＋CaCl2＋CO2＋CO PbCl2＋CaCO3＋CO＝Pb＋CaCl2＋2CO2 升温至950℃左右，待反应完成后再升温至1250℃左右，高温沉淀4小时以上，至渣含铅在1%以下。产出粗铅与氯化钙渣。粗铅含铅97%～98%，可直接送铅电解精炼，氯化钙渣可用来制粗CaCI2，作氧化剂或合成白钨用。 三、主要设备。 颚式破碎机一台；球磨机一台；5米2反射炉一台；浸出罐，浓缩罐各一个、采用夹套式搪瓷反应釜；转筒式干燥机一台。

一、生产流程。 如图1。图1  PbCl3渣生产三盐工艺流程图 二、主要技术条件。 将氯化铅渣球磨至－20目浸出，浸出液成分：NaCl3 20～340克／升，HCl 10～15克／升；液固比8∶1；浸出温度高于90℃；机械搅拌；浸出时间2小时；过滤温度高于60℃。 稀释结晶；用水稀释一倍，pH为1～3；稀释沉淀时间24小时：室温冷却，PbCl2结晶用水洗至洗水pH为5左右，稀释液中和浓缩后返回浸出。 碳酸转化：将相当于PhCl2结晶量40～45%的纯碱在80℃热水中溶化，搅拌中慢慢加入氯化铅结晶进行转化，液固比2∶1，转化温度100℃以上，转化时间约2.5小时，水洗至中性，过滤得碳酸铅。 硝酸溶解：用3倍水稀释硝酸，搅拌中将浆化的碳酸铅慢慢加入，完全溶解至无碳酸铅。 硫酸转化：加入稀释一倍的稀硫酸，硫酸用量稍低于计算值，转化为PbSO4后水洗去游离酸根，直至pH为7时停洗。 固碱转化：将PbSO4浆化成液固比2.5∶1，搅拌下加入40～50%的NaOH，加完碱后搅拌3小时以上，NaOH用量控制在按分析SO3达7.5%～8.5%。 三盐调整：在固碱转化中，产品可能含SO3过低或过高，所以还需要进一步调整；当SO3过低时，再加入硫酸，当SO3过高时，加入NaoH，调整产出合格产品。经离心过滤，蒸馏水洗涤除尽硫酸根，然后在150～250℃烘箱内烘干，经风磨机粉碎后，真空吸滤包装。 三、主要设备。 球磨机一台；浸出罐、稀释罐、碳酸转化罐、硝酸溶解罐、硫酸转化罐、固碱转化罐各一个，采用夹套式搪瓷反应釜，机械搅拌；离心机二台；烘箱一台；风磨机一台。 四、产品用途。 主要用作聚氯乙烯塑料、电气绝缘材料和人造革的热稳定剂。 五、产品质量（%）。 PbO 89±1，SO3 8±0.5，水分不高于0.4，细度（－200目）99.5以上，外观为白色粉末。

铅是粗铋中的首要杂质，选用氯化精粹法除铅产出的氯化铅渣含铅在70%左右，对其处理一般有三条途径：还原熔炼成粗铅；出产三盐基硫酸铅；湿法出产黄丹。 一、氯化铅渣的还原熔炼 （一）工艺流程。如图1。图1  氯化铅渣还原熔炼工艺流程 （二）首要技能条件。配料时，将氯化铅渣破碎至小于10毫米，配入渣量40%～50%的石灰石和6%的还原煤粉，装入反射炉内进行还原熔炼，炉内发作如下反响： PbCl2＋CaCO3＋C＝Pb＋CaCl2＋CO2＋CO PbCl2＋CaCO3＋CO＝Pb＋CaCl2＋2CO2 升温至950℃左右，待反响完成后再升温至1250℃左右，高温沉积4小时以上，至渣含铅在1%以下。产出粗铅与氯化钙渣。粗铅含铅97%～98%，可直接送铅电解精粹，氯化钙渣可用来制粗CaCI2，作氧化剂或组成白钨用。 （三）首要设备。颚式破碎机一台；球磨机一台；5米2反射炉一台；浸出罐，浓缩罐各一个、选用夹套式珐琅反响釜；转筒式枯燥机一台。 二、湿法出产黄丹 （一）工艺流程。如图2所示。包含浸出、净化、结晶、转化、烘干等工序。图2  氯化铅渣湿法出产黄丹流程 （二）首要技能条件。浸出：氯化铅渣经球磨后，用饱满食盐水浸出，液固比10∶1，浸出温度109℃，浸出液pH3～5，浸出液含铅高于65克／升。 净化除铜：加Na2S或海绵铅除铜，液温为90℃，除铜后液含铜低于0.001克／升。 净化除铁：加或次除铁（次用通入30%液碱中制得），除铁后液含铁低于0.0001克／升。 冷却结晶：选用夹套式循环冷水冷却，机械拌和，使用氯化铅在氯化钠溶液中溶解度随温度下降而下降，使PbCl2晶体分出。母液再回来浸出。 转化：PbCl2结晶用蒸馏水洗刷后参加30%的液碱中。其反响为： PbCl2＋2NaOH＝PbO＋2NaCl＋H2O 所用工业液碱先用MgCl2除铁，一般每吨液碱加MgCl2 1～5千克，除铁后液碱加热至95℃，供转化用，坚持转化后液含NaOH不小于2.5N，避免生成其它碱式铅盐。 洗刷枯燥：含碱的PbO用离心机过滤，滤后母液浓缩成30%的液碱，回来转化用。PbO结晶用热蒸馏水洗至pH为8，用蒸汽直接加热至105℃，烘干过筛包装，即为制品黄丹。 （三）首要设备。球磨机一台：浸出罐，除铜罐、除铁罐，冷却罐，转化罐各一个，选用夹套式珐琅反响釜；离心过滤机一台；转筒式烘干机一台；贮液槽与泵若干。 （四）产品用处。黄丹在油漆中作催干剂：陶瓷工业作釉料；用于出产光学玻璃、光导纤维、电子真空玻璃等含铅玻璃；还可制，，作铅铬黄料；并用于蓄电池工业。 （五）产出质量（%）。一级品含PbO不低于99，金属铅不高于0.1，PbO2不高于0.2，硝酸不溶物不高于0.2，筛余物（－200日）不高于0.2；二级品含PbO不低于97，Pb不高于0.3，PbO2不高于0.5，硝酸不溶物不高于0.5，筛余物（－200目）不高于0.5。 三、出产三盐基硫酸铅 （一）出产流程。如图3。图3  PbCl3渣出产三盐工艺流程图 （二）首要技能条件。将氯化铅渣球磨至－20目浸出，浸出液成分：NaCl3 20～340克／升，HCl 10～15克／升；液固比8∶1；浸出温度高于90℃；机械拌和；浸出时刻2小时；过滤温度高于60℃。 稀释结晶；用水稀释一倍，pH为1～3；稀释沉积时刻24小时：室温冷却，PbCl2结晶用水洗至洗水pH为5左右，稀释液中和浓缩后回来浸出。 碳酸转化：将相当于PhCl2结晶量40～45%的纯碱在80℃热水中溶化，拌和中渐渐参加氯化铅结晶进行转化，液固比2∶1，转化温度100℃以上，转化时刻约2.5小时，水洗至中性，过滤得碳酸铅。 硝酸溶解：用3倍水稀释硝酸，拌和中将浆化的碳酸铅渐渐参加，彻底溶解至无碳酸铅。 硫酸转化：参加稀释一倍的稀硫酸，硫酸用量稍低于核算值，转化为PbSO4后水洗去游离酸根，直至pH为7时停洗。 固碱转化：将PbSO4浆化成液固比2.5∶1，拌和下参加40～50%的NaOH，加完碱后拌和3小时以上，NaOH用量操控在按分析SO3达7.5%～8.5%。 三盐调整：在固碱转化中，产品或许含SO3过低或过高，所以还需要进一步调整；当SO3过低时，再参加硫酸，当SO3过高时，参加NaoH，调整产出合格产品。经离心过滤，蒸馏水洗刷除尽硫酸根，然后在150～250℃烘箱内烘干，经风磨机破坏后，真空吸滤包装。 （三）首要设备。球磨机一台；浸出罐、稀释罐、碳酸转化罐、硝酸溶解罐、硫酸转化罐、固碱转化罐各一个，选用夹套式珐琅反响釜，机械拌和；离心机二台；烘箱一台；风磨机一台。 （四）产品用处。首要用作聚氯乙烯塑料、电气绝缘材料和人造革的热稳定剂。 （五）产品质量（%）。PbO 89±1，SO3 8±0.5，水分不高于0.4，细度（－200目）99.5以上，外观为白色粉末。

氯化镍的用途一般用于电镀, 也可作防腐剂及氨吸收剂。 　CAS号 　7791-20-0 　 　 　 　用内衬聚乙烯塑料袋封口的塑料编织袋包装，每袋净重50kg。 应贮存在阴凉、通风、干燥的库房内。运输过程中要防雨淋和日晒。装卸时要轻拿轻放，防止包装破损。 失火时，可用水、砂土和各种灭火器扑救。 　 　绿色或草绿色单斜棱柱状结晶。相对密度1.921。熔点80℃。易溶于水、乙醇，其水溶液呈微酸性。在干燥空气中易风化，在潮湿空气中易潮解。加热至140℃以上时完全失去结晶水而呈黄棕色粉末。氯化镍产品用途：用于镀镍、制隐显墨水及用作氨吸收剂等。安全等级：避免皮肤接触； 切勿倒入下水道； 戴适当手套； 若发生事故或感不适，立即就医(可能的话，出示其标签； 避免接触，使用前须获得特别指示说明；风险等级：吞食有毒； 与皮肤接触可能致敏； 可能致癌；对水生生物有极高毒性；可能对水体环境产生长期不良影响；氯化镍危险品标识：Toxic有毒物品:Toxic; N:Dangerous for the environment。其它有害作用： 该物质对环境有危害，建议不要让其进入环境。应特别注意对水体的污染。废弃处置方法： 量小时，溶解在水或适当的酸溶液中，或用适当氧化剂将其转变成水溶液。用硫化物沉淀，调节PH至7 完成沉淀。滤出固体硫化物回收或做掩埋处置。用次氯酸钠中和过量的硫化物，然后冲入下水道。运输注意事项： 起运时包装要完整，装载应稳妥。运输过程中要确保容器不泄漏、不倒塌、不坠落、不损坏。严禁与氧化剂、活性金属等混装混运。运输途中应防曝晒、雨淋，防高温。  

氯化锌是无机盐工业的重要产品之一，氯化锌的用途应用范围比较广泛,下面我们就来了解下氯化锌的用途氯化锌的用途:可以用作有机合成工业的脱水剂、催化剂，以及染织工业的媒染剂、上浆剂和增重剂，也用作石油净化剂和活性炭活化剂，由于氯化锌与丝绸、纤维素等材料的亲和性，它可用作衣料的防火物质，也可用在织物气味洁净剂，氯化锌可以攻击金属氧化物（MO）生成MZnOCl2，这就是它作为金属焊剂的原理。氯化锌的用途还用于电池、硬纸板、电镀、医药、木材防腐、农药和焊接等方面。近年来随着小型电器的不断增多，同时石油、有机合成等工业发展迅猛，需要量也在大量地增加，从而促进了氯化锌工业生产的发展。氯化锌的用途正在被逐步开发,相信在不久的未来,氯化锌能够凭借其独特性,打开自己的市场! 

3. CP-A质料主要是天然金红石和人工金红石    天然金红石是挖掘金红石矿，经选矿而取得，天然金红石的产值很少，只能在有资源的当地作弥补的质料运用。    CP-A最主要的来历是人工金红石，是除掉钛铁矿晶粒中的铁而取得的一种金红石型高品位的富钛料。最典型的如加拿大QIT公司的UGS渣。    人工金红石的出产办法有电热法、复原锈蚀法、浸出法、硫酸浸出法。    各种出产办法的工艺特色见表6。[next]    三、钛质料的商场状况和开展趋势    作为氯化法质料受环保的限制近几年CP-B、CP-A开展很快。据统计2000年天然钛矿藏占质料总供应的44%，其他为人工富钛料。总供应量为457. 8万吨／年，其间可供氯化法运用的质料，钛铁矿、白钛石64. 9万吨，天然金红石39.0万吨，人工富钛料253. 4万吨，算计357. 3万吨。人工富钛料占供应总量的78％。由此可见，供氯化法运用的质料仍是非常丰富的。    现在，全球钛渣出产能力为300万吨／年以上，最大的直销商为加拿大的QIT公司。人工金红石的出产能力为100.0万吨／年；西澳大利亚艾路卡选用Becher工艺的出产能力最大为48.0万吨／年。    人工金红石的标准见表7。[next]    四、国内氯化法质料    国内电炉冶炼高钛渣的出产能力较低，一共约有40000吨／年。氯化法钛白用量为19000吨，出产海绵铁及精TiC14用高钛渣为20000吨。高钛渣冶炼电炉最大为7500kV·A,多为1800kV·A的小炉子。国内氯化法钛白和海绵钛产能的添加将会拉动高钛渣出产厂开展。    因本钱的原因硫酸法钛白厂商对酸溶性钛渣不感兴趣，致使国内没有出产酸溶性钛渣的工厂。跟着清洁出产法的施行，硫酸法用酸溶性钛渣出产会说到日程上来。    国内合适CP-A的金红石、优质高钛渣经多年的攻关和研制，尚没有构成实践出产能力，还不能为氯化法工艺规模化安稳出产供给质料。

2 浸出工艺 浸出工艺首要分为酸浸和碱浸工艺。首要原理是使用溶液选择性溶解物猜中的意图组分，到达有用矿藏富集的意图。 湿法浸出工艺技能条件要求严厉，技能难度大，直接浸出对矿石的档次要求较高，依据现在的技能条件，国外浸出含锌25%左右，国内浸出含锌30%以上的氧化锌矿石，才有较好的技能经济指标。 2.1酸法浸出 酸法浸出是氧化锌矿浸出的首要办法，硫酸是最常用浸出剂。 杨大锦等人对云南某含锌11.49%的低档次氧化锌矿选用硫酸堆浸的处理办法，堆高1m、浸出温度在20～32℃之间。用浓硫酸熟化板结后，间歇喷淋、浸出结尾液pH值操控在1.0～1.5，堆浸13周后，得到锌的浸出率大于93%。麦振海等人对含锌18.81%，含二氧化硅44.99%高硅低档次氧化锌矿进行加压酸浸工艺研讨。在20～22ml浓硫酸/100g矿，压力0.8MPa，温度150℃，浸出时刻120min的最佳工艺条件下，得到了过滤性杰出的矿浆，Zn的浸出率98.5%。SiO2浸出率0.7%。 酸法浸出对设备腐蚀大，铁钙镁铝等杂质的浸出使浸出液不易净化，特别是因为二氧化硅的溶解带来固液别离的困难，形成技能上的困难。硫酸耗费较大，出产1t锌要要耗酸1t以上，受氧化锌矿石档次的影响，经济效益不明显。 2.2碱法浸出 碱法浸出具有浸出率较高和环境影响小等长处，其工艺较酸浸简略易操控，对设备腐蚀性小，且碱可循环使用，碱丢失率低，能耗低。 氧化锌的碱浸工艺用到的碱首要有和。 但现在碱法工艺还不行老练，现在许多研讨工作尚处在实验室研讨阶段。刘全军等人研讨了用和-碳酸溶液浸出云南兰坪氧化锌矿石，在浓度为4mol/L、温度70℃、液固质量比10∶1时，锌浸出率92.6%;在-碳酸溶液浓度为5mol/L、温度25℃、液固质量比15∶1时，锌浸出率91.3%。标明和-碳酸溶液都能是氧化锌矿的有用浸出剂。 张保平等人选用氯化铵-做浸出剂，直接从氧化锌矿中提取电锌，氧化锌中的锌以锌合作物的方式进入浸出剂中，一起将杂质砷、锑、铁等除掉。结果标明：锌浸出率≥93%;浸出液中砷和铁的质量浓度都低于25mg/L，铁的浓度低于15mg/L;浸出液通过一次锌粉除杂后的电积锌中锌的质量分数99.999%，纯度极高。 碱法浸出适合于高钙镁性氧化锌矿，浸出杂质含量低，浸出液简单过滤，可是碱法浸出为确保锌的浸出率，要求较高的液固比，使浸出液锌离子浓度偏低。浸工艺在实际操作过程中气蒸发丢失严峻，且对操作人员的健康极为晦气。

一、产品名称及规格 　　产品名称：黄丹，又叫黄铅丹，别号密陀僧，学名。 　　分子式：PbO 　　分子量：223.19 　　二、性质及用处 　　本品为浅黄色或土黄色粉末，比重9.53，熔点888℃，沸点1470℃，加到300-500℃时变为红丹、温度再升高又变为黄丹，不溶于水和乙醇，易溶于冰醋酸，溶于硝酸和乙碱，有毒。 　　首要用于铬黄颜料、铅盐、陶瓷、玻璃、橡胶等工业。黄丹用于制作铅，与油成为番笕，在油漆中作催干剂。很多用于制作塑料稳定剂（即二盐和三盐）并可用作制作光学玻璃、陶瓷的质料，还可制作防辐射橡胶制品，少数用作蓄电池，也用于铬黄颜料出产等。。由空气氧化熔融铅制得。用于冶炼金属铅，制铅玻璃、铅化合物、催化剂和油漆催干剂等。.

在氯化焙烧时，砷黄铁矿分化的机理如下图所示（括号内标明氯化-复原焙烧时各相的温度规模）：    与砷黄铁矿共生的金在硫化物开端分化的瞬间同FeAsS的氧化-氯化焙烧产品彼此发作效果。在金粒表面呈现三种新的生成物：红褐色薄膜（在600℃以下时），黑色细密薄膜（在900℃以下）和白色沉积物（在600-900℃规模内）。用微型X射线光谱探测器（《cameca》），和X射线安排相分析法对表面膜进行研讨后，能够断定其组成；即铁的盐（其峰值为3.17A），铁的氧化物（主要是赤铁矿Fe2O3）和二氧化硅。可是，在任何状况下，金自身是-种无化学变化的金属。用矿相分析法研讨金的结构标明，在温度未到达700℃时，当盐、赤铁矿和二氧化硅薄膜对金包果得不太严峻时，金的结构呈多孔状。把焙烧温度进步到800℃后，便使金属缩合，金的金属珠显着增多，金属珠表面在很大程度上被重生的渣壳所掩盖。假如再进步焙烧温度，金属悉数熔化，缩兼并被已溶的玻璃状沉积物所复盖。成果使反响表面积大大减小。 在较高温度下进行氧化化焙烧所得之焙砂，鄙人一步化处理时金转变为溶液的速度减慢是金收回率显着低的原因（图2）。总的来说，氧化-氯化焙烧比单-氧化焙烧更有发展前途。这是由于氯化剂的存在能够消除由于金粒的金属杂质及其表面氧化膜的氯化而可能发作的《热钝化》现象。因而，增加满足的氯化剂（约为硫化物分量的3%）进行氧化-氯化焙烧后的焙砂在化时，能使金转为溶液的收回率高于单-氧化焙烧后的化。可是，氧化氯化焙烧法的缺陷是：金在氯化时有可能以挥发物方式丢失到气相中。金氯化的开始温度为700℃（图3），单位挥发物数量约为0.3毫克/厘米2/小时。若将焙烧温度进步到800℃，则氯化速度可进步到4~6毫克/厘米2·小时。增加氯化剂耗量也会发生相似的影响。金-砷精矿氧化-氯化焙烧的最佳条件如下：焙烧温度为600~650℃，NaCl增加量为精矿分量的3~5%。 当含金的砷黄铁矿进行氯化-复原焙烧时，在金粒上构成铁的盐表面膜的最高数量峰值向某些较高温度方面移动。碳对金表面的金属杂质氧化物的氯化具有维护效果。这也是氯化-复原焙烧法的-个附加要素。由于金属杂质的氧化物对呈现《热纯化》具有重要效果。这些状况会导致上述氧化-氯化焙烧温度条件下焙烧后的金溶解速度下降（图4）。可是，在氯化焙烧的炉猜中存在有满足量复原剂（为FeAsS分量的3%）时，实际上完全能够避免金挥发到气相中。这样就能在较高温度下进行焙烧，并能大大进步金的氯化速度。此刻，已被氯化处理后的金可瞬间复原并别离出再生金属。这种再生金属中，已除掉了在原生金属的砂眼和金属珠峰窝或许碳渣表面上呈极细的针状结晶状的有色金属沉积物及其杂质的薄膜。新呈现的极兴旺反响表面的构成进程能使在确保强化氯化温度下含金砷黄铁矿焙烧后金转入化溶液的速度急剧加速。 因而，氯化-复原焙烧与氧化-氯化焙烧不同之点在于，前者的最佳温度应稍高-些，也就是在800~900℃之间。结语 在金砷精矿的化焙烧条件下，经过砷黄铁矿分化机理的研讨，断定了氯化焙烧的最佳条件，然后确保鄙人-步焙砂化时能最大极限地收回金。

粗TiC14的沸点随溶解杂质的特性和含量而异。一般说来，高沸点杂质的溶解可使其沸点升高。相反，低沸点杂质的溶解可使其沸点下降。    在0.1MPa压力下测得粗TiC14中杂质与TiC14的别离系数a见表6。    SiC14-TiC14相图和VOC13-TiC14相图别离如图1,图2所示。    （二）杂质在四氛化钛中的溶解度[next]    1.气体杂质的溶解度    大部分气体杂质的TiCl4中的溶解度都不大，而且随温度的升高而下降，在欢腾时易于从中逸出，因而简单除掉这些杂质。其间在TiCl4冷凝过程中吸收适当数量的，在受热后放出，易对设备发生腐蚀。    在TiCl4中的溶解度见表7。表7  在0.1MP 压力下在TiCl4中的溶解度温度/℃020406080100136溶解度/%11.57.64.12.41.81.10.03     2.液体杂质的溶解度    TiC14中液体杂质SiC14, CC14. VOC13. CS2, SOC12,CH2CICOC1, S2C12，可按恣意份额与TiC14互溶，因而这些杂质是较难别离的。其间SiC14、VOC13在氯化法钛白出产时，因为影响晶型转化率和产品白度而有必要除掉。    3.固体杂质的溶解度    TiC14中的悬浮物杂质几乎不溶于TiCl4，大多数固体杂质的溶解度尽管随温度升高而升高，但其值比较小。因而，经蒸馏比较简单除掉，都留在蒸馏釜中。    一些固体杂质在TiCl4中的溶解度见表8.

钴 cobalt 　　元素符号Co，银白色铁磁性金属，表面抛光后有淡蓝光泽,在周期表中属Ⅷ族,原子序数27,原子量58.9332，密排六方晶体，常见化合价为+2、+3。 　　1735年瑞典化学家布兰特（G.Brandt）制出金属钴。1780年瑞典化学家伯格曼（T. Bergman）断定钴为元素。长期以来钴的矿藏或钴的化合物一向用作陶瓷、玻璃、珐琅的釉料。到20世纪，钴及其合金在电机、机械、化工、航空和航天等工业部分得到广泛的使用，并成为一种重要的战略金属，消费量逐年添加。我国于50年代开端从钴土矿、镍矿和含钴黄铁矿中提钴。 　　资源 已知的含钴矿藏约100种。首要的钴矿藏为：硫钴矿(Co3S4)、纤维基石(CuCo2S4)、辉砷钴矿(CoAsS)、砷钴矿(CoAs2)、钴华(3CoO·As2O5·8H2O)等。国际上的首要钴矿有四种类型:①铜钴矿,以扎伊尔、赞比亚储量为最大,扎伊尔的产钴量占全国际产值的一半以上;②镍钴矿,包含硫化矿和氧化矿;③砷钴矿；④含钴黄铁矿。这些钴矿含钴均较低。海底锰结核是钴的重要前景资源。从含钴废猜中收回钴也日益遭到人们的注重。1979年国际（我国在外）矿山产钴量和钴储量见表。   　　我国已探明的钴储量最大的是甘肃金川硫化镍矿中伴生的钴。云南的硅酸镍矿以及四川、山东、湖北、山西、广东等地的黄铁矿中也含有钴。 　　性质和用处 在常温下，细密金属钴在空气和水中安稳,高于300℃时，钴在空气中开端氧化。赤热的钴能分化水放出氢。氢复原法制备的细金属钴粉在空气中能自燃生成氧化钴。  　　含钴高温合金在 900～1000℃下仍有很高的强度和抗蠕变功能，多用于制造喷气发动机的耐高温部件。钴能进步铁基、铝镍基和稀土金属合金的磁饱满强度和居里点，使其具有高矫顽力，是电气工业中的优秀磁性材料。钴是硬质合金的粘合剂。金属部件用钴合金涂层和表面硬化后，其机械功能明显进步。钴的氧化物是陶瓷制品的脱色剂和颜料；珐琅中的含钴釉料可使珐琅同钢更好地粘结在一同。钴的有机化合物在油漆中作催干剂。钴还在化工出产中用于碳氢化合物的水合、脱硫、氧化、复原等方面。60Co是γ射线源,用于物理、化学、生物研讨和医疗部分。 　　冶炼 钴矿藏的赋存状况杂乱，矿石档次低，所以提取办法许多并且工艺杂乱，收回率低。一般先用火法将钴富集或转化为可溶性状况，然后再用湿法使钴进一步富集和提纯，终究得到钴化合物或金属钴。首要提钴工艺流程见图  　　硫化镍矿提钴 硫化镍精矿一般含镍4～5％，含钴0.1～0.3％。镍的火法熔炼过程中，因为钴对氧和硫的亲合力介于铁镍之间（见氧势图），在转炉吹炼高冰镍时，可控制冰镍中铁的氧化程度，使钴富集于高冰镍或富集于转炉渣，分别用下述办法提取：①富集于高冰镍中的钴，在镍电解精粹过程中，钴和镍一同进入阳极液。在净液除钴过程中，钴以高价氢氧化钴的形状进入钴渣，钴渣含钴6～7％，含镍25～30％。从此种钴渣提钴的一种办法是：将钴渣参加硫酸溶液中，通二氧化硫使之溶解，制得含硫酸镍、硫酸钴和少数铜、铁、砷、锑等杂质的溶液；再用活性镍粉置换除掉铜；通空气，氧化水解除掉铁，通氧化，加苏打中和沉积钴，若所得氢氧化钴含镍较高,可再次溶解、沉积别离钴镍,使其含镍小于1％；经煅烧制得氧化钴出售,也可将氧化钴制成粗金属钴，经电解精粹得电解钴。加拿大和苏联的镍厂都用此法收回钴。我国的工厂也有相似作法。从钴渣提钴的另一种办法是以钠作复原剂，将钴渣溶解于硫酸溶液中,得到含硫酸镍、硫酸钴和少数铜、铁、锰、锌等杂质的溶液，而后用黄钠铁矾法除掉溶液中的铁（见锌）,用烷基磷酸类如：二-2-乙基己基磷酸(D-2-EHPA)或其他烷基磷酸酯类萃取剂萃取其间的铜、铁、锰、锌等,并别离钴镍。萃取过程中取得的氯化钴溶液,用除钙、镁后,再用草酸铵沉积钴。所得草酸钴在450℃下煅烧，得到的氧化钴粉，可作为终究产品，也可用氢复原法制取金属钴粉。②富集于炼镍转炉渣中的钴，在复原硫化熔炼过程中，与镍一同转入钴冰铜(见锍)。转炉渣成分一般为：钴0.25～0.35％，镍1～1.5％；钴冰铜成分一般为：钴1～1.5％,镍5～13％。钴冰铜能够直接浸取（常压或加压酸浸），也能够将钴冰铜焙烧成可溶性化合物后再酸浸。浸出液可按钴渣提钴工艺流程处理。　　加拿大舍利特高尔顿公司(Sherritt Gordon MinesLtd.)用高压浸法处理硫化镍精矿和高冰镍时,钴留于镍的氢复原尾液中，通于尾液，得硫化钴和硫化镍的混合沉积物。此混合物用硫酸高压浸出、净化除杂质后，通氧、加、加压,使二价钴氧化成可溶性的[Co(NH3)5·H2O]2(SO4)3，而镍则以镍铵硫酸盐形状沉积出来，完成镍钴别离，溶液用高压氢复原产出钴粉，也可用萃取法净液、别离出镍后电积得电钴。　　含钴黄铁矿提钴 国际上从含钴黄铁矿中提钴较有代表性的工厂是芬兰科科拉钴厂（ Kok－kola Cobalt Plant）,精矿焙烧脱硫后，再配以部分精矿在流态化炉内进行硫酸化焙烧，再经浸出、稠密、洗刷，浸出液通使钴呈硫化钴沉积。再利用上述舍利特高尔顿的高压浸出法和高压氢复原法出产钴粉。我国含钴黄铁矿的钴档次较低，仅为0.02～0.09％。浮选产出的钴硫精矿含钴0.3～0.5％,硫30～35％,铁35～40％。钴硫精矿在流态化焙烧炉内于580～620℃下进行硫酸化焙烧，使钴、镍、铜等金属转化为可溶性的盐类。焙砂用水或稀硫酸浸出,用将浸出液中的铁氧化成高价铁后,用脂肪酸钠顺次萃取铁和铜。然后,通入使钴氧化,加碱水解生成高价氢氧化钴沉积，而与镍别离。在反射炉内使氢氧化钴脱水、烧结，烧结块配以石油焦和石灰石在三相电弧炉内复原熔炼成粗金属钴。粗钴浇铸成阳极，进行隔阂电解，得到纯度较高的金属钴。钴硫精矿也可先经900～950℃氧化焙烧，再配以氯化钠或氯化钙以及少数的钴硫精矿于 680℃下进行硫酸化氯化焙烧。焙砂按上述流程提钴。 　　砷钴矿提钴 砷钴矿经选矿得到含钴10～20％的精矿，其间含砷20～50％。处理砷钴矿的办法首要有两种，一种是先用火法熔炼产出砷冰钴，再用湿法提钴。另一种是用加压浸出法制得含钴溶液，再从中提取钴。我国选用前者：将精矿配以焦炭和熔剂在反射炉或电炉内熔炼,使部分砷呈蒸发,产出砷冰钴(旧称黄渣)。如质料含硫高，还产出部分钴冰铜。砷冰钴和钴冰铜磨细后焙烧，进一步脱砷和硫;焙砂用稀硫酸浸出,用次氧化浸出液中的铁,再用苏打调整pH为3～3.5,使铁成为氧化铁和铁沉积。滤液用铁屑置换除铜后，用次使钴氧化，加碱水解生成高价氢氧化钴沉积而与镍别离。所得氢氧化钴在反射炉内于1000～1200℃下煅烧，取得氧化钴，并使其间的碱式硫酸盐分化，将硫除掉。然后配入木炭，在反转窑内于1000℃左右复原成金属钴粉。也可将氢氧化钴熔炼成粗金属钴，再进行电解得电钴。焙砂的浸出液也可和前述硫化镍矿提钴相同，选用萃取法净液别离提钴。　　加压酸浸法处理砷钴精矿是将精矿用稀硫酸浆化，用高压釜浸出，操作压力35公斤力／厘米2，温度190℃，浸出时刻3～4小时，钴的浸出率95～97％。浸出液除砷、铁、铜、钙等杂质后，参加液，使钴构成钴络合物，在高压釜内，用氢复原得到钴粉，操作压力50～55公斤力/厘米2，温度190℃。此法流程简略，收回率高,劳动条件好。 　　铜钴矿提钴 扎伊尔的卢伊卢厂 ( Luilu CobaltPlant)是国际上处理铜钴矿最大的钴厂。铜钴矿经选矿取得氧化精矿和硫化精矿。氧化精矿档次为:铜25％,钴1.5％；硫化精矿档次为：铜45％，钴2.5％。首先将硫化精矿在流态化焙烧炉内进行硫酸化焙烧，然后将焙砂和氧化精矿一同用铜电解废液浸出。氧化精矿中的钴首要呈三价氧化物形状，在硫酸中溶解度很小，但在铜电解废液中可由其间的亚铁离子将钴复原，溶于电解废液中，Co3+(不溶性)+Fe2+ ─→Co2+ (可溶性)+Fe3+。 　　钴的浸出率可达95～96％。含钴和铜的浸出液用电解法分出铜，而钴和其他金属杂质留在溶液中。除杂质后，将溶液中的钴用石灰乳沉积为氢氧化钴，再溶于硫酸中，得到高浓度的硫酸钴溶液，终究用不溶阳极电积金属钴（见水溶液电解）。

世界最初采用废铝料为原料生产铝合金锭是在1904年美国U.S.Reduction Co.其后西欧及日本各国亦陆续兴起此项工业。当时之产设备只采用铁坩锅熔制，不但回收率低劣，亦无规格标准可供遵循，故品质参差极大，只限于家庭器具使用。直至1946年二次大战后，拜军需航器开发之赐，铝合金技术无论在熔炼炉之改进以及熔制技术产品质之提升上，均有长足之进步，二次铝合金锭也因此为业界广泛使用，举凡：汽机车、电器、电脑、机械、家庭五金 … 等，目前均大量使用二次铝合金锭来作为原材料。在此世界资源逐渐稀少，能 源日渐耗竭的时代，因铝有极容易的再生性，故使用二次铝合金锭，不仅节约 能源亦形成良好的资源再回收链，是既环保又经济的选择。

某厂产出的镍阳极泥，再经火法熔炼产出阳极板进行二次电解富集。二次电解是在独自的电解体系中，运用含硫酸200g/L的初始电解液，于槽电压3V，电流密度250A/m2下进行。过程中，阳极溶解的铜于铜阴极片上分出，镍溶解后则呈硫酸镍进入溶液。经7d左右，可造出含镍90g/L、铜0.5g/L、游离硫酸10～15g/L的溶液，送制取结晶硫酸镍。阴极铜送熔炼铜阳极板。     产出的二次电解镍阳极泥，含铂族金属总量的0.15%～0.2%, 按固液比1∶4加入到2.5～3mol/LHCl和10%的NaCl溶液中，加热至70℃左右，拌和并通氧化，产出的含银40%的氯化渣，送铜阳极泥工段处理。       加热氯化液至80～90℃赶氯3h后，加铜丝置换2～3h。产出的精矿用60g/L的硫酸高铁浸出除铜，再于600℃灼烧使硒呈二氧化硒蒸发，终究铂精矿含贵金属40%～50%。为了取得较纯的铂精矿，也能够加铜丝置换前，先用二氧化硫复原金。

经预热的氧气夹藏石英砂，以15.24m/s（最好为30. 48m/s)的速度从给料导管轴向喷入。高速冲刷O2和TiC14成夹角穿插射流混合喷口处及反响区扩展管壁的疤料，Kerr-McGee公司运用这种技能。石英砂的粒度为10-40目(0.4-1.7mm），在氧气悬浮气流中浓度为0.1-v2.16g/ft3②（Ift3＝0.0283168m3）。    (4)高速气流再配以加盐除疤式的氧化炉。这种氧化炉的结构更为简略（见图8)。TiC14与Oz成90度穿插混合，因为推动力压力很大，在氧化炉高温区停留时间很短（≥0. l0s)，形成很高的流速(10-15m/s）。反响新生态的TiO2粒子还来不及在器壁上结疤，就进人骤冷段；与此同时，以N2作载体加人岩盐冲刷器壁上结疤，完结长周期安稳运转，现在国外大公司产能高的设备简直都选用这种办法。[next]    (5) TIC14双喷口节能型氧化反响器，其结构如图9所示。 [next]     作业原理：通过预热并按份额混有AIC13的TiC14气体，份额占TiCl4加人总量的约50％-60％，喷人与总量的热氧反响放出很多的热量；混合气流极快地流到TiC14喷口Ⅱ，与TiC14气流第2次穿插混合。第二孔喷人的TiCl4吸收部分反响热，升温很快，又开端同热氧反响。反响热并同上游混合流一并进人反响段完结悉数反响。    特色：喷口n喷出的TiC14吸收喷口Ⅰ下流的反响热，首要，可适当下降氧气的预热温度，节省了动力并有利于氧气预热量安全运转；其次，可使反响温度控制在1450℃，不至于过高；第三，因喷口Ⅱ的TiC14升温耗费了部分热焓，能够削减急剧骤冷通人的冷却气体量。这是现在最为先进的技能。此款设备的生产才能可到达年产10万吨钛。    国内20世纪开发的刮刀式氧化炉是比较落后的设备。现在氧化反响器朝着结构简略、高速(150m/s)、高压(0.4MPa)、气膜和加盐相结合除疤方法为主的方向开展。    （五）悬浮气流冷却、气固别离和制浆设备    从氧化炉移出的悬浮气流Ti02固相的浓度约为33％（质量），浓度达≥68％（体积）需求突然冷却到700℃以下，一般工艺上采纳的办法如下：①喷入冷却枯燥的循环尾气或，氮气直接冷却降温；②把冷却导筒浸人水中强化移热；③为加温传热，导游管内加人固体颗粒多为岩盐烧结的Ti02颗粒，冲刷管壁上的结垢，进步传热才能。    冷却导管的长度应满意在进人脉冲袋滤器前的悬浮气流的温度要低于275℃，以利于延伸滤袋的运用寿命。    气固别离设备可分为两级：榜首级旋风收尘器；第二级为脉冲布袋收尘器；也有一级脉冲布袋进行别离的，但粉尘浓度高所需求的布袋面积较大。布袋一般选用美国GORE-TEX、BH的公司全四氟乙烯、覆膜滤袋，也能够用覆四氟乙烯膜的玻璃纤维布袋，造价廉价一些。GORE-TEX公司的覆膜滤袋具有一种强韧而柔软的纤维结构，有满足的力学强度、杰出的清灰性，在低而稳的压力丢失下能长期运用，比普通的滤袋寿命长并能完结零排放。    制浆设备，布袋设备搜集下来的热Ti02粉料，经旋转阀加到制浆罐中，用去离子水稀释制浆并下降物料温度，发生的水蒸气和释放出的HC1、C12排到稀碱液脱氯罐中去脱氯后外排。    对设备的技能要求见表1。

式中，OST为反响温度为T时嫡的改变。    常压不同反响温度时自由能、平衡常数、平衡转化率见上表3。    使用上边的计算结果绘成标明TiC14转化率X与热力学温度T的联系图1。氧化反响热力学计算结果通知咱们在氧化反响器及流场规划中，不但要考虑产能、质量、热平衡等问题，还要统筹TiCl4平衡的转化率问题，这样才干辅导咱们正确地设定氧化的操作参数。    实践中TiC14气相氧化反响是在高温下进行的（≥1300℃)，Ti02的粒子受反响温度、反响区的逗留时刻和加人的成核剂影响很大，欲制得均匀粒度为0. 2μm的高档颜料用Ti02是很不简单的事。下面临影响反响和产品功能的首要因素反响温度、反响时刻、成核剂、晶型转化剂及从反响区移出的时刻进行评论。    （一）反响温度    TIC14和氧在500-600℃就能够缓慢进行，700℃时就可显着察觉到TiO2气溶胶存在。跟着反响温度的进步，反响速率呈幂次函数添加。在600-1100℃温度范围内反响从受化学反响操控变为受动力学操控。在高于1100℃时，已到达很高的反响速率，反响时刻小于0.01s,反响的活化能为138kJ/ mol。    NB安基波夫等在电阻丝加热的石英管反响器中测定了TiC14氧化反响的动力学数据（见图2)。    从图2中能够看出，当反响温度＞900℃时，反响速率进步是十分快的。依此看，氧化操作中TiCl4和O2混合后的温度＞900℃是十分必要的。    研讨标明，该反响产品的晶型结构首要取决于反响物的开始温度（即反响的引发温度）和化学反响时刻。当反响温度为500-1100℃时，反响产品首要是锐钛型Ti02；当引发温度进步到1200-1300℃时，反响产品的金红石率可达65%-70％。因为由锐钛型Ti02转化为金红石型Ti02的活化能较高(460 kJ/mol)，特别是在反响区高温下逗留时刻极短的情况下，反响的开始温度就更显得更重要一些。实践证明，即便温度进步到1300℃，假如不加晶型转化促进剂也无法完成金红石型Ti02的转化率≥98％的目标。    （二）反响时刻    TiC14气相氧化反响需求在高温下进行，反响温度的进步尽管有利于生成粒子长大，可是生成粒子在高温区逗留时刻过长会使其过火长大，难以获得颜料用的Ti02产品。为了避免其过火长大，有必要操控生成粒子在高温区的逗留时刻。    从反响进程看，反响逗留时刻应包含TiC14与02混合成核时刻、化学反响时刻、晶粒长大和晶型转化时刻。一些研讨者经过对试验数据的数理统计处理，得出了Ti02均匀粒度与微观逗留时刻的联系，经历公式如下：[next]    结合温度操控有人曾绘出一条曲线来标明反响物和产品的温度改变（见图3）。    （三）晶型转化剂的效果    锐钛型Ti02在高温条件下能够向金红石型Ti02转化，在转化过程中自由能下降，晶体表面缩短，体积缩小，结构细密，稳定性好。应提出，因为晶型转化所需求的活化能高，晶型转化的动力学速度是缓慢的。即便在很高的温度>1300℃下，逗留数秒钟其转化率也不够大。在较低的温度≥850℃，要经20-30min才干使转化率到达抱负的程度。

二氧化硒（Selenium dioxide）+4价的氧化物，化学式SeO2。白色晶体，蒸气为绿色；熔点340～350℃，315℃时升华，密度3.95克/厘米3(15℃)。二氧化硒相应的酸为 H2SeO3,其酸性比 H₂SO₃ 弱。硒在空气或氧气中燃烧，或将H2SeO3脱水，都可制得二氧化硒，并可用升华法提纯。二氧化硒主要用在电解锰工业上，每生产一吨电解锰约需1公斤二氧化硒（各工艺略有不同），电解锰工业约占二氧化硒用量的80%。其次用于饲料工业上生产 Na2SeO3，现在在农工业上也作为含硒农作物的叶面硒肥原料。其他也可用于:分析用,沉淀锆、铪。检定生物碱。氧化剂。制造其他硒化合物和高纯硒。催化剂。1、用于制高纯硒和其他硒化合物，还是有机合成药物的氧化剂和催化剂2、用作植物碱之特殊试剂，还可用于沉淀锆、铪和制备硒化合物3、用作有机化合物氧化剂、催化剂、化学试剂，各种无机硒化合物制造的原料。也在复印机、整流器等中使用。4、制造其他硒化合物，生物碱检定，氧化剂。

某厂产出的镍阳极泥，再经火法熔炼产出阳极板进行二次电解富集。二次电解是在独自的电解体系中，运用含硫酸200g∕L的初始电解液，于槽电压3V、面积电流250A／m2下进行。过程中，阳极溶解的铜于铜阴极片上分出，镍溶解后则呈硫酸镍进入溶液。经7d左右，可造出含镍90g∕L、铜0.5g∕L、游离硫酸10～15g∕L的溶液，送制取结晶硫酸镍。阴板铜送熔炼铜阳极板。 产出的二次电解镍阳极泥，含铂族金属总量0.15%～0.2%，于固液比1∶4，2.5～3mol／L和10%氯化钠的溶液中，加热至70℃左右，拌和并通氧化。产出的含银40%氯化渣，送铜阳极泥工段处理。 氯化液加热至80～90℃赶氯3h后，加铜丝置换2～3h。产出的精矿用60g∕L的硫酸高铁浸出除铜，再于600℃灼烧使硒呈二氧化硒蒸发，终究铂精矿含贵金属40%～50%。为了取得较纯的铂精矿，也可在加铜丝置换前先用二氧化硫复原金。

二氧化钛白色固体或粉末状的氧化物，是一种白色无机颜料，具有无毒、最佳的不透明性、最佳白度和光亮度，被认为是现在世界上功能最好的一种白色颜料。广泛应用于涂料、塑料、造纸、印刷油墨、化纤、橡胶、化妆品等工业。二氧化钛磨粉球磨机将其处理后，用处更广，经过向平流层喷洒满意的二氧化钛来反射太阳光，然后到达为地球降温的意图，可以有用下降全球变暖。 一、二氧化钛加工进程——湿式球磨机 球磨机对二氧化钛的加工工序，首要选用湿式球磨机作首要破坏设备，湿式球磨机一般与水选器合作运用。为进步研磨功率，一般需增加分散剂。在水的介质中进行。牢记不要用干式球磨机，破坏作用差。煅烧钛颗粒由给料体系送入辊压磨压成薄片，然后与脱盐水和分散剂一同按份额混合，经打散机再次研磨、混合，在坚持必定回流比的工况下取得可满意球磨机进料粒度要求的浆料。 二、加工后的二氧化钛在环保方面大展身手 加工后的二氧化钛具有杰出的隐瞒才能，够有用反射太阳光的直射，使用高空气球将这一化学物质带入到平流层，然后进行开释，把它喷洒在平流层可以有用反射太阳光，满意抵消两倍当时大气中二氧化碳含量所导致的温室效应，然后为地球降温，有利于环保

氯化稀土中文名　氯化稀土 　　英文名 Rare earth chloride 　　分子式 RCl3·6H2O物化性质　　微红色或灰色结晶或块状物，能溶于水，易潮解。遇碱生成氢氧化物或氯氧化物沉淀。水溶液与草酸反应生成草酸稀土沉淀，与硫酸钠或硫酸铵反应生成稀土硫酸钠复盐或稀土硫酸铵复盐沉淀。编辑本段主要用途　　主要用于制取混合稀土 金属 和提取单一稀土，大量用于制备石油裂化催化剂，还用作玻璃研磨剂。用作电解混合稀土 金属 ，稀土合金和提取单一稀土元素的原料，也可作石油化工催化剂，助催化剂和稀土抛光粉原料。段运输防护　　包装储运用内衬聚乙烯塑料袋的编织袋包装，每袋净重25kg；或用双层聚乙烯塑料袋密封、外套铁桶包装，每桶净重50kg或200kg。应贮存在通风、干燥的库房中。本品易吸水潮解，贮运中应防止包装破损，保持干燥。 　　物化性质微红色或灰色结晶或块状物，能溶于水，易潮解。遇碱生成氢氧化物或氯氧化物沉淀。水溶液与草酸反应生成草酸稀土沉淀，与硫酸钠或硫酸铵反应生成稀土硫酸钠复盐或稀土硫酸铵复盐沉淀。 　　毒性防护参见氧化铈。制备方法　　由独居石经碱熔、除杂、沉淀后与盐酸反应而得；或由氟碳铈矿精矿经浓盐酸溶解、用碱转化，再经盐酸溶解而得；也可由氟碳铈矿经焙烧后用盐酸溶解而得。从而可以得到氯化稀土了。                                                                                               以上是氯化稀土的介绍,更多信息请详见上海 有色金属 网。

三氯化锑 　　1英文名称 Antimony trichloride 　　别 名 氯化亚锑 　　分子式 SbCl3 外观与性状 白色易潮解的透明斜方结晶体，在空气中发烟 　　分子量 228.11 蒸汽压 0.13kPa(49.2℃) 　　熔 点 73.4℃ 沸点：223.5℃ 溶解性 溶于醇、苯、丙酮等 　　密 度 相对密度(水=1)3.14 稳定性 稳定 　　危险标记 20(酸性腐蚀品) 主要用途 用作分析试剂、催化剂及用于有机合成三氯化锑 对环境的影响:一、健康危害　　侵入途径：吸入、食入、经皮吸收。 　　健康危害：吸入、摄入或经皮肤吸收对身体有害。高浓度的三氯化锑对眼睛、皮肤、粘膜和呼吸道有强烈的刺激作用。可引起支气管炎、肺水肿。 　　慢性影响：实验表明有诱变作用。二、毒理学资料及环境行为　　急性毒性：LD50525mg/kg(大鼠经口) 　　危险特性：受热或遇水分解放热，放出有毒的腐蚀性烟气。具有较强的腐蚀性。 　　燃烧(分解)产物：氯化物。三氯化锑 应急处理处置方法:一、泄漏应急处理　　隔离泄漏污染区，周围设警告标志，建议应急处理人员戴自给式呼吸器，穿化学防护服。不要直接接触泄漏物，用沙土、干燥石灰或苏打灰混合，转移到安全场所。如大量泄漏，收集回收或无害处理后废弃。二、防护措施　　呼吸系统防护：可能接触其粉尘时，应该佩带防尘口罩。必要时佩带防毒面具。 　　眼睛防护：戴化学安全防护眼镜。 　　防护服：穿工作服(防腐材料制作)。 　　手防护：戴橡皮手套。 　　其它：工作后，淋浴更衣。单独存放被毒物污染的衣服，洗后再用。保持良好的卫生习惯。三、急救措施　　皮肤接触：立即脱去污染的衣着，用大量流动清水彻底冲洗。若有灼伤，就医治疗。 　　眼睛接触：立即提起眼睑，用流动清水冲洗10分钟或用2%碳酸氢钠溶液冲洗。 　　吸入：迅速脱离现场至空气新鲜处。注意保暖，保持呼吸道通畅。必要时进行人工呼吸。就医。 　　食入：患者清醒时立即漱口，给饮牛奶或蛋清。立即就医。 　　灭火方法：干粉、砂土。

铅锌矿石按氧化程度可分为硫化矿石(氧化率小于10%)、混合矿石(氧化率为10%～30%)、氧化矿石(氧化率30%以上)。氧化铅锌矿藏品种许多，常见的最有工业价值的氧化铅矿是白铅矿(PbCO3)和铅钒(PbSO4);氧化锌矿是菱锌矿(ZnCO3)和异极矿(Zn4[Si2O7](OH)2H2O)。我国氧化铅锌矿石很丰厚，虽然很早就进行了氧化铅锌矿的浮选研讨，但因为铅锌氧化矿石所含矿藏品种多，矿石结构杂乱，伴生组分很不安稳，并含有很多的粘土才褐铁矿，可溶性盐含量较高档，因而，迄今为止，氧化铅锌矿，特别是氧化锌矿的浮选收回还不能令人满足。依据材料报导，国外氧化锌矿石的选别目标，精矿含锌36%～40%，收回率60%～70%，最高达78%;我国氧化锌矿的选矿工艺目标为：锌精矿档次35%～38%，单个达40%，收回率均匀68%左右，最高达73%，大大约束了氧化铅锌矿石的开发使用。跟着硫化铅、锌矿资源的日趋干涸，提取铅锌金属的硫化铅锌矿石质料日趋削减，而铅锌的用处又极端广泛，人们越来越注重氧化铅锌矿的收回       1、铅锌氧化矿石难选的原因 (1)氧化铅锌矿的物质组成特别杂乱，既有很多的石膏、硫酸铜、硫酸锌等可溶性盐，碳酸盐、硫酸盐、硅酸盐、盐等氧化物、硫化物，又有在氧化进程中发作的很多褐土、铅矾，极易泥化，使浮选作业操控困难。可溶盐不只凝集矿泥且能与碳酸根离子效果生成碳酸钙沉积，掩盖在矿藏表面上，阻止氧化铅锌矿的浮选 (2)氧化铅锌矿石结构结构杂乱，有角砾状、浸染状、细脉状、条纹、条带状结构。多呈粒状、束状、放射状、球粒状、胶状、告知、包裹、乳滴状固溶结构。有用矿藏嵌布粒度大小不等，嵌布联系也较杂乱，铅、锌的氧化物，异极矿、菱锌矿、白铅矿、铅矾等与脉石矿藏呈杂乱的毗邻镶嵌，彼此穿切、包裹、告知。 氧化铅锌矿石泥化严峻，浮选中细泥一般指-10μm的粒级，分为原生矿泥与次生矿泥。原生矿泥首要是矿石中泥质矿藏如高岭土、绢云母、褐铁矿、绿泥石、炭质页岩等。次生矿泥是在破碎、磨矿、运送、拌和等进程中构成的。它们的存在对氧化铅锌矿浮游选矿技术目标构成严峻的影响。 1.1矿泥中细微矿藏的收回 矿泥中的细微意图矿藏质量小，而且矿泥比表面积大、表面未饱满键力大、电荷多，构成的表面水化膜厚，导致细粒意图矿藏亲水性强，难以回由，下降了浮选目标。 2.2矿泥影响氧化矿石硫化进程 一般来说，先以硫化剂在碱性矿浆中硫化氧化铅矿藏，使氧化铅矿藏表面上裹着一层硫化物薄膜，因为这一薄膜的浮游性与相应的方铅矿类似，因而能够用黄药类型的捕收剂进行浮选。但在氧化铅矿藏硫化进程中遭到矿泥的严峻影响：①矿泥耗费很多的硫化剂;②矿泥影响硫化剂的水解速度。因为矿浆中含有很多的矿泥，使硫化剂的胡效浓度下降，且矿浆溶解度增大，导致矿浆中“不免离子”添加，使硫化剂水解的速度减缓，则白铅矿表面上硫化不完善，影响黄药的吸附，使浮选不能获得满足的成果。 1.2泥影响浮选收回率 (1)矿泥常常污染氧化矿表面，特别是氧化锌矿，极易被氢氧化铁所污染，失掉其原有的浮游功能。 (2)矿泥罩盖于粗粒矿藏表面，阻止粗粒意图矿藏与捕收剂的附着及粗粒矿藏表面捕收剂与气泡发作作和，下降了浮选目标。 2.4矿泥对浮选精矿档次的影响 细颗粒易附着液-气界面，一起界面粘着脉石中细粒矿泥，跟着泡沫进入精矿产品中，使精矿档次下降。细粒矿藏表面的物理和化学性质均不同于粗粒矿藏，细颗粒表面积增大，表面自由能高，下降了捕收剂的选别性吸附，亦即不论表面的电化学性质和双电层性质怎么都可吸附药剂，从而使非意图矿藏如石榴子、方解石等上浮，影响了精矿的质量 2、国内外处理氧化铅锌矿石的现状        2.1处理氧化铅锌矿的首要办法及工艺流程 迄今为止，处理氧化铅锌矿的办法有：硫化浮选法、阴离子捕收剂直接浮选法、螯合剂-中性油浮选法、浸出-浮选法等，其间硫化浮选法是首要的。因为铅、锌矿床常常一起存在硫化矿、硫化氧化混合矿和氧化矿，因而就单一浮选流程而言，又分先铅后锌的优先浮选(其选别次序是：硫化铅-氧化铅-硫化锌-氧化锌)、先选硫化矿后选氧化矿的分段浮选(其选别次序是：硫化铅-硫化锌-氧化铅-氧化锌)、先浮易浮矿后浮难浮矿的等可浮等准则流程。 2.2处理氧化铅锌矿常用的浮选药剂 2.2.1捕收剂 氧化铅矿的惯例收回办法是硫化后用黄药捕收，硫化后用伯胺类捕收剂捕收是收回氧化锌矿的首要办法。氧化铅锌矿的捕收剂有以下几个方面的改善。 2.2.1.1硫化-胺盐浮选法的改善 (1)及脂肪酸盐乳浊液的运用。前苏联阿卜拉莫夫等人用溶液与脂肪胺盐或醋酸盐预先混合，然后进行激烈拌和所构成的乳浊液浮选氧化锌矿石。 (2)醚胺及支链脂肪胺的运用。西德专利提出用6个C原子以上的支链脂肪胺水溶性盐或油溶性盐作为氧化锌矿的捕收剂效果很好，用它来浮选摩洛哥异极矿得到了很好的目标。 (3)癸二胺下脚料的运用。癸二胺下脚料是化工厂用篦麻油作质料出产尼龙1010时的一种下脚废料，首要成分是癸二胺，但含有不少其他他杂质，用它来浮选澜沧、奕良等地的氧化锌矿获得了杰出成果。 2.2.1.2捕收剂的运用 (1)AE-12的运用。捕收剂AE-12与水解聚腈混用浮选厂坝的氧化铅锌矿石与混合胺效果附近，浮选速度快，不必起泡剂。 (2)R-X、RO-X、4RO-X系列捕收剂的运用。R-X系列捕收剂对异极矿有较好的捕收才能[9]。而RO-X、4RO-X系列捕收剂对菱锌矿、铅矾有较强的捕收才能。 2.2.1.3巯基化合物的运用 这类化合物以十五烷基硫醇、环已烷黑药为代表，别离用来浮选泗顶氧化铅锌矿，发现十五烷基硫醇对菱锌矿有较好的捕收才能，而环已烷黑药则对氧化铅矿有较好的捕收才能，能明显地进步铅收回率。 2.2.1.4螯合剂的运用 螯合捕收剂作为高挑选性的优秀捕收剂而遭到人们注重。其间2-羟亚胺基羧酸、已基羟肪酸钾、5-烷基醛肪等对氧化锌矿有较强的捕收才能，二硫腙和基硫酚对氧化锌矿也有较强的捕收才能。日本专利称，用缩合烷基类，高档脂肪醇类以及脂肪酸类而制备的非离子活性剂，能够不脱泥而直接浮选氧化锌矿石。法国专利提出浮选细粒和极细粒的氧化矿石时，运用胺黄药分子络合物(MAKK)比独自运用胺类捕收剂更简单进步不同粒级锌矿藏的可浮性。美国专利介绍，选用巯基羟酸酯，特别是四甲基二戊基三巯基酯对菱锌矿、异极矿等氧化矿藏具有杰出的捕收功能。 2.2.2调整剂 (1)硫化剂。常用的硫化剂有Na2S和NaHS。NaHS受钙盐的影响较小，据报导，几种巯化剂效果才能的次序为：K2S>Na2S>BaS>CaS，而以Na2S与K2S混用效果较好。 Marabini，A.M等用红外光谱和X射线光电子能谱研讨了Na2S、乙基黄药和十二胺醋酸盐与白铅矿和菱锌矿的彼此效果。成果发现Na2S使矿藏表面存在的物理吸附水数量削减，使化学组分转变成PbS和ZnS，并添加氢氧化物的构成。 (2)活化剂。文书明等经过实验研讨，证明了乙二胺对菱锌矿具有强活化用;甲基、乙基、丁基二硫代碳酸盐对异极矿胺法浮选发作明显的活化效果。 羊依金等用二橙、羟肟酸活化异极矿的浮选，效果较为抱负。 (3)按捺剂。A·M马拉比克等人的研讨标明，对脉石挑选性最强的按捺剂是三聚磷酸盐、聚羟基酸、甲碳酸酯瓜胶和乙羟基淀粉。汪兆龙等的研讨成果标明胺法浮选菱锌矿时，木素磺酸钙是常见的脉石矿藏方解石、石英挑选性较强的按捺剂。 (4)絮凝/涣散剂。扬敖等研讨了17种不同离子型的聚酰胺系列产品挑选性絮凝兰坪水锌矿的可能性。研讨成果标明，阴离子絮凝剂2PAM30是水锌矿石-石英的最佳絮凝剂，混用六伯磷酸钠和EDTA可较好地别离两种矿藏。 冯家祥等人研讨了细粒(-20μm)菱锌矿、石英及其混合矿(1:4)的涣散、絮凝行为，调查了该混合矿絮凝别离的趋势。成果标明，在pH=7时，用腐殖酸钠和烤胶作涣散剂， 2PAM30(水解聚酰胺)作挑选性絮凝剂，得到较好的别离效果。 3、氧化铅锌矿石泥化严峻时可采纳的技术措施 3.1泥砂别离处理 (1)挑选絮凝浮选。参加捕收剂经高强度拌和，使微粒在疏水基缔合的效果下絮凝后浮选。 (2)载体浮选。使用恰当粒级的易浮矿藏作载体，担负其上的细粒浮出。 (3)聚会浮选。又称乳化浮选。指细粒矿藏与捕收剂和中性油效果构成矿泡的聚会体。 (4)微泡浮选。使用其空压法和变压(增压、减压)法从矿浆中分出微泡的办法浮选细粒。 此外还有电解浮选法、电场浮选及电磁场处理矿浆等工艺。 3.2矿石预处理-脱泥 为了减小矿泥对矿藏选其他影响，在矿石当选前进行脱泥，常用分级脱泥办法(最常用的是水力旋流器)，但脱泥量过大反而使锌收回率下降。 3.3添加矿泥涣散剂 涣散剂将矿泥涣散，能够消除细泥罩盖于其他矿粒表面上的有害效果，常用的涣散剂是水玻璃、碳酸钠、六偏磷酸钠等。 3.4分段、分批加药 要随时坚持矿浆中药剂的有用浓度，将药剂分段、分批添加可避免一次参加被矿泥吸附;氧化铅矿石有必要进行硫化，而硫化剂自身对氧化铅矿藏起硫化效果，如过量将对已硫化的氧化铅矿藏起按捺效果。 3.5选用较稀的矿浆浓度 选用较稀的矿浆浓度能够使矿泥涣散，削减粘性及其在粗粒表面的罩盖，也可下降矿泥对精矿泡沫的污染。 3.6氧化锌不脱泥浮选 (1)将胺盐与制成乳浊液，或将胺溶解在含和火油的水溶液中，分量比为胺12、4、火油2、水73;另一配方为胺6、2、火油1、水42，据称都能扫除矿泥的影响。 (2)阴离子捕收剂与阳离子捕收剂混用可消除矿泥的有害影响。如会泽铅锌矿脉矿的选矿选用混合胺与仲辛基黄药合用(胺与黄药比为2:1)。 (3)对矿浆进行电化学预处理，可明显下降矿泥对胺法浮选氧化锌的影响。 (4)美国的McGarry等提出了另一种氧化锌浮选工艺。在浮选进程中，参加常用调整剂涣散矿浆，按捺脉石，然后参加絮凝剂(如苛性淀粉)，絮凝细泥，再参加Na2S(0.3～1.0kg/t)硫化，用巯基竣酸酯(0.3～1.0kg/t)浮选。该法消除了脱泥作业，削减锌金属的丢失;大大下降了Na2S的用量。 4、处理氧化铅锌矿石需求留意的问题 磨矿工艺流程对浮选作业，特别是对铅锌混合矿和氧化矿尤为重要，磨矿作业不只要使矿藏到达较高的单体解离，而且要避免有用矿藏过磨而泥化。 4.1硫化条件 氧化铅锌矿硫化后，不论是用阴离子捕收剂浮选，仍是用阳离子捕收剂浮选，硫化条件的操控都是很重要的。 (1)Na2S用量的操控。在氧化铅锌矿硫化时，要合理操控Na2S用量，过大会引起按捺效果。 (2)硫化时刻与拌和条件。硫化剂的添加地址及拌和条件对硫化进程影响较大。 4.2充气量 充气量对氧化铅锌矿浮选也有较大的影响。硫化后的氧化铅锌矿的疏水性比硫化矿的疏水性差，因而粘附气泡的机率小，因而稍加大充气量，就进步了单位体积矿浆中气泡的数量，增大了气泡与矿粒的触摸时机，添加了气泡捕收矿藏的才能，进步了矿藏的收回率。过火充气会发作气泡吞并，也会针很多矿泥机械地带到泡沫中，添加精选困难，下降精矿的质量。而且过火充气会使拌和加重，发作次生矿泥，而次生的矿泥对浮选是很晦气的。 服务项目： 检测、判定 检测事务品种 地质及化探：普查样品、槽(坑)探样品、钻孔样品、涣散流样品、次生晕样品、原生晕样品等 矿石矿藏：铜铅锌矿石、金矿石、钼矿石、钨矿石、钛矿石、锡矿石、锑矿石、铋矿石、矿石、钴矿石、镍矿石、铬矿石、铁矿石、锰矿石、磷矿石、萤石、铝土矿、硫铁矿及岩石全分析等 精矿产品：铜精矿、铅精矿、锌精矿、金精矿、锡精矿、锑精矿、钨精矿、钼精矿等 矿产品(交易)：各种精矿(有利、有害杂质成分)、进口质料及冶炼渣料等 冶金产品：质料、辅料、中间产品、金属及合金等 环境监测：矿山及选厂排放的废渣、废水、土壤及水质评价(砷、、重金属离子) 检测元素 金(Au)、银(Ag)、铜(Cu)、铬(Cr)、磷(P)、碳(C)、铅(Pb)、钨(W)、锂(Li)、硫(S)、锌(Zn)、锡(Sn)、钠(Na)、钼(Mo)、钾(K)、铌(Nb)、钒(V)、砷(As)、钽(Ta)、镉(Cd)、锰(Mn)、锑(Sb)、锆(Zr)、钙(Ca)、钛(Ti)、铋(Bi)、铍(Be)、镁(Mg)、铝(Al)、(Hg)、铂(Pt)、镍(Ni)、铁(Fe)、氟(F)、钯(Pd)、钴(Co)、硅(Si)等，

氯化锌氯化锌是无机盐工业的重要产品之一，它应用范围极广.氯化锌易溶于水，溶于甲醇、乙醇、甘油、丙酮、乙醚，不溶于液氨。潮解性强，能自空气中吸收水分而潮解。具有溶解 金属 氧化物和纤维素的特性。熔融氯化锌有很好的导电性能。灼热时有浓厚的白烟生成。氯化锌有腐蚀性，有毒。中文名称：氯化锌 　　英文名称： Zinc Chloride 　　CAS号：7646-85-7 　　分子式：ZnCl2氯化锌的化学反应　　在化学合成中，氯化锌作为一种中强路易斯酸，用途广泛。它可以做费舍尔吲哚环合反应(A)的催  氯化锌化剂，也可以催化活化芳香环上的傅-克酰基化反应(B)。(见右图，点击放大。) 　　在普通的无机化学中，氯化锌可以用盐酸和锌粒反应制备氯化锌：Zn+2HCl==ZnCl2+H2↑，而制备的氯化锌通常含有水和主要的水解产物：氯氧化锌(zinc oxychloride)。一般通过以下步骤来提纯：将100g的氯化锌加入800mL的二恶烷中加热，进行分馏。趁热进行过滤，除去锌粉，冷却后氯化锌变为白色沉淀。而无水的氯化锌则可以先在氯化氢气流中加热升华，然后在干燥的氮气流中加热到400°C。也可以将样品通过二氯亚砜处理。若要制备无水氯化锌，可以通过氯化氢气体和锌反应，锌在氯气中燃烧也能得到氯化锌。 　　氯化锌可以和氢氧化钠反应：ZnCl2+2NaOH==2Zn(OH)2↓+2NaCl；氢氧化钠过量时，氢氧化锌溶解：Zn(OH)2+NaOH==NaZnO2+2H2O，产物是锌酸钠和水。 　　无水氯化锌水解放热氯化锌主要用途　　可以用作有机合成工业的脱水剂、催化剂，以及染织工业的媒染剂、上浆剂和增重剂，也用作石油净化剂和活性炭活化剂，由于氯化锌与丝绸、纤维素等材料的亲和性，它可用作衣料的防火物质，也可用在织物气味洁净剂，氯化锌可以攻击 金属 氧化物（MO）生成MZnOCl2，这就是它作为 金属 焊剂的原理。还用于电池、硬纸板、电镀、医药、木材防腐、农药和焊接等方面。近年来随着小型电器的不断增多，同时石油、有机合成等工业发展迅猛，需要量也在大量地增加，从而促进了氯化锌工业生产的发展。         以上是氯化锌的介绍,更多信息请详见上海 有色金属 网。

1.一般方法及目标    报导过的氧化铅锌矿石浮选方法有好几种，但实践上一般选用的，是在参加硫化剂硫化之后，用巯基捕收剂来浮选。至于其他浮选方法（脂肪酸法、羧基等），实践上尚无运用。硫化—黄药浮选，对以白铅矿、铅矾为主的矿石对错常有用的。一般选别目标如下（下表）。云南首要铅锌矿区的氧化铅浮选目标类型矿产地流程简介首要药剂（克/吨）浮选目标黄药原矿档次%精矿档次%收回率%碳酸盐会泽脱泥后浮选17004903.943.5671.9脉石奕良直接浮选55003508.5655.4387.1硅酸盐兰坪砂岩直接浮选19005202.4455.975.4脉石兰坪西坡硫—氧混选17003306.651.2886.5　勐兴　510045011.8360.8183褐铁矿脉石澜沧直接浮选48005208.5441.8658.1     2.矿泥的影响    矿泥对氧化矿石的浮选有害，但在氧化铅矿的浮选中，脱泥并不可取，一般应选用调整或改善流程的方法来削减矿泥的影响。    实践证明，细泥中的白铅矿，依然具有较好的可浮性，铅浮选前的脱泥，八成都是使总收回率下降（见下表）。所以，氧化铅矿浮选前，一般 不该预选脱泥，以确保较高的收回率。这在国外一些选厂的出产实践中，也不乏这样的实例。氧化铅矿浮选前脱泥与不脱泥的比照　矿泥（%）精矿（%）中矿（%）总精矿（%）尾矿档次%产率档次收回率档次收回率档次收回率档次收回率澜沧老厂砂铅矿脱原生泥（-9微米）7.94.264.533.553. 38.04526.3458.34.25不脱泥---33.17568.055.326.1161.24.04会泽新平坑脉矿磨矿后脱泥（-10微米）10.42.547.120.81741.584.4　78.40.82不脱泥---18.4572.93.99.882.70.85     尽管细泥能够收回，不脱泥在经济上是合理的；可是矿泥的存在，对浮选依然有不良影响。所以氧化铅矿石浮选时，常常要增加调整剂来削弱矿泥的影响。最常用的调整剂是水玻璃，它能进步精矿档次及收回率。当矿浆中可溶性钙镁离子较多，影响浮选时，苏打就比水玻璃有用。    矿泥的不良影响，常常体现在所谓“恶性循环”，就是细泥在粗选时易很多浮入泡沫，精选时又从泡沫上掉落而进入精选尾矿，当精选尾矿回来粗选时，它又受较高浓度的捕收剂与起泡剂的作用而浮起，这样循环不已，致使浮选进程恶化。这有时不是单用药剂就能操控的。采纳把精选尾矿回来粗选尾部（粗选II）的方法，确保粗选的首要部分呈开路状况，能够避免矿泥的不良影响；或许将中矿独自再浮选，让很多矿泥从再远迁居入中弃去（这时，再选尾矿档次比终究尾矿略高，但丢失的金属很少），只让再选泡沫回来流程，也能避免了矿泥恶性循环的影响。[next]    3.硫化进程    氧化铅矿石浮选的关键因素是硫化进程。常用的硫化剂是，它的用量降了与需被硫化的铅矿藏量有关外，在很大的程度上还跟矿石的物质组成、矿泥的数量、可溶性离子的数量有关。实际上，不仅是硫化剂，也是很好的调整剂，在不少场合下，它能替代其他调整剂（如苏打、水玻璃等），因而，关于不同的矿石，用量改变是很大的，它在500～5000克/吨之间。对任何矿石、的适合用量一般都有一个规划，在这个规划内，改变并不会使铅浮选目标发生大的动摇。    的增加地址及拌和条件对硫化进程有很大的影响。在不同的文献中对此有不同的论说。实际上这是矿石不同而异的，昆明对不同区域的氧化铅矿石进行接连浮选（规划30～60公斤/时），发现要求各不相同。浮选会泽新平坑脉矿的氧化铅时，在黄药之前参加矿浆，用一般的拌和桶调浆即可（拌和时会从矿浆面吸入一些空气）；而浮选澜沧砂铅矿时，却要求在参加之后，拌和时刻也不能过短或过长（见下表）。 在浮选良坑内脉矿时，却需求加在其他药剂调浆之后，并且拌和时也不能吸收空气。浮选润沧砂铅矿拌和条件对浮选目标的影响拌和条件原矿档次Pb（%）精选精矿档次（%）铅精矿（%）尾矿档次Pb（%）时，分是否充气产率档次收回率1.5不充气6.3517.875.153.0642.623.843不充气6.417.885.8252.3547.613.564不充气6.418.415.7250.845.563.77不充气6.116.084.3350.3535.744.1     因而，氧化铅浮选时，对的增加地址和拌和条件，是应当细心研讨断定的。    4.捕收剂    浮选氧化铅矿的首要捕收剂是高档黄药（我国是丁黄药，国外为戊黄药）。可是，除了增加首要捕收剂之外，增加适量的捕收剂对进步铅和贵金属的收回率都是有利的，如铵黑药，氢硫基噻唑等。苏联扎伊雷姆矿，氧化铅矿石运用变压器油呈乳浊状水溶液参加，进一步捕收粗粒氧化铅矿藏，起到必定的作用，别的，运用碳氢油和黄药一同参加浮选作业，进步铅的收回率5～6%。    浮选柴河铅锌矿旧尾矿中的氧化铅矿藏时（采纳硫化物与氧化物一同浮选），丁基黄药和丁基铵黑药混合运用，铅的收回率最高，并有利于银和硫的收回（见下表）。捕收剂单用和混用对粗精矿中硫银收回率的影响捕收剂用量克/吨捕收剂称号产品称号产率（%）档次（%）收回率（%）PbZnSAg克/吨PbZnSAg 75丁基黄药铅粗精矿5.5454.411.4196.2663.9710.9552.7138.6975丁基黄药、丁基铵黑药混用（2：1）铅粗精矿11.532.753.77.6121.4668.3218.2671.2248.83     混明冶金研讨所选用仲辛基黄药，也获得较好作用。仲辛基黄药的捕收才能比黄药强，关于以白铅矿为主的氧化铅矿石，常能使收回率进步1～2%；假如矿石中含砷铅矿、磷氯铅矿、矾铅矿较多，丁黄药的作用往往欠好，选用仲辛基黄药能够较大起伏地进步收回率。浮选钒铅锌矿，不需求预先活化，还能很多节约捕收剂。

氧化铅锌选矿浮选药剂 代号 ZNY 有效物质含量 90(%)，外观为白晶体状 主要用途：氧化铅锌矿浮选(白铅矿、铅矾矿、菱锌矿等)浮选性能：具有良好的浮铅锌选择性能，耐低温性能(最低温度5℃)。 使用方法：将药剂用水兑成2-5%水溶液使用，用40℃温水溶解即可。适用范围：白铅矿、铅矾矿、菱锌矿等，铅+锌10%左右的氧化矿可以选到含铅38%的铅精粉，含锌40%的锌精粉，铅锌回收率70%以上。环保性能：药剂无毒无害，易生物降解，对环境友好，符合环保要求。 产品特点： 1. 不脱泥优先浮选方法; 2. 可常温浮选，节能降耗; 3.泡沫适中，浮选稳定，易于生产操作; 4. 对各类氧化铅锌矿有特效，可实现氧化铅锌矿资源加工工业化。 产品质量标准：Q/CRX002-2008 项目 质量标准试验方法 外观(250C) 粘稠物 目测 活性物含量，% ，≥ 90 PH值(5%水溶液) 8-12 PH试纸法 包装规格：40公斤/塑料袋。 运输与贮存：不燃不爆，按一般化工产品运输。 密封，贮于阴凉干燥处。

【英文名称】cobaltous chloride;cobalt dichloride 【结构或分子式】 CoCl2·6H2O   【密度】相对密度（25℃）：1.925（六水），3.356（无水） 【熔点（℃）】86（六水） 【性状】 六水物：赤色晶体，无水物：浅蓝色粉末。 【溶解状况】 六水：易溶于水，也溶于乙醇、和；无水物：溶于乙醇、、。 【用处】 用于制气压计、比重计、隐显墨水等。氯化钴试纸在枯燥时是蓝色，湿润时转变为粉赤色。硅胶中加一定量的氯化钴，可指示硅胶的吸湿程度。 【制备或来历】 由氧化钴与效果而制得。 【其他】 六水物在空气中易潮解，热至120～140℃则失掉结晶水而成无水物。

氧化铅锌矿浮选 1、首要氧化铅锌矿藏的可浮性及选别片法 常见的氧化铅矿藏有白铅矿( PbCO3)、铅矾(PbSO4)、砷铅矿[Pbs(AsO4),Cl]、铬铅矿(PbCrO4)、磷氯铅矾[Pb,(PO4)jCl]和钼铅矿( PhMo04)等。白铅矿、铅矾和钳铅矿可用、硫化钙、硫氦化钠等硫化。但铅矾硫化时要求硫化剂用量大而触摸时间长。砷铅矿、铬铅矿和磷氯铅矿难以硫化,大部分会损失于尾矿中。 常见的氧化锌矿藏有菱锌矿(ZnCO3)、红锌矿(ZnO)、异极矿(Zn2Si04.H2O) 和硅锌矿(ZnSiO,)n锌的碳酸盐和氧化物能够加温(50~709C) 硫化，而硅酸盐矿藏难硫化。只能用阳离子捕收剂捕收。 CF 捕收剂(主成分是N-亚硝基一N-亚胲铵盐) 对白铅矿、菱锌矿都能捕收。巯基并噻唑(MBT) 对氧化铅矿选择性好，氯基硫酚(ATP)对氧化锌矿选择性好。基基烃基硫酸二酯对白铅矿捕收力强。 氧化铅锌矿常用的浮选办法，准则上有三种: (1) 硫化后用黄药类捕收剂排收; (2) 直接用脂肪酸类捕收; (3) 氧化锌矿用伯胺类捕收。 从浮选次序看有“先硫后氧”与“先铅后锌”: 有两种计划: (1) 方铅矿矿一闪锌矿一氧化锌矿; (2) 方铅矿一闪锌矿矿一氧化锌矿。 在硫化过程中，应分步增加，以防HS~ 和S3- 过高起按捺作用，也应避免PH 值过高(应小于10.5)。为了避免Ca2+、Mg2+在白铅矿等矿藏表面生成它们的氢氧化膜，应参加少数硫酸胺。氧化锌矿硫化后，也要用硫酸铜活化，用强力捕收剂加中性油类捕收。 用伯胺类捕收剂浮选氧化锌矿是常用的办法。它适合于处理含铁高的物料，胺类中以C12~C18的伯胺最好。C16以上的胺在25~50C才干很好地熔解。伯胺作捕收剂浮选的PH 值为10.5~11.5,用调整最好。 用阳离子捕收剂浮选，矿泥的影响比较显着。小于10pm的细泥含量低于15%，能够加苏打、水玻璃、羧甲基纤维素、木素磺酸盐、腐殖酸钠等消除矿泥影响。当小于10um的细泥含量超越15%时要先脱泥，以削减药剂耗费，并在脱泥时加人、硅酸钠等分散剂。 2、新疆某氧化铅锌矿浮选实例 该实例虽然是实验材料，但办法是老练而有代表性的，并且矿山极有出路。浮选铅的条件是; 浮选的pH=9~ 10,用碳酸钠调浆比用好，用作硫化剂，与黄药一同分段增加，用量为2+2kg/l,“丁基黄药用量为400 +100g/l。做过丁黄药+丁铵黑药、丁黄药+黑药与单用丁基黄药的成果是单一丁基黄药最好。因为氧化铅精选时简单掉槽，加人50g/t油酸钠有优点。关于脉石矿藏按捺剂，作过水玻璃、淀粉、腐殖酸铵和栲胶比照，成果以水玻璃加腐殖酸铵为最好。 浮选锌的条件是:用栲胶按捺脉石比腐殖酸好，栲胶用量为400g/t。捕收剂用烷基十二胺500g/t,羟肟酸30~40g/t。实验中还发现加药次序对成果有影响，最终定下的约剂用量及加约次序如图12-2. 浮选实验成果，闭路流程实验成果表12-3

无论是氯化法钛白生产还是海绵钛生产过程中，粗TiCI4的制取工艺基本相同。以氯化炉为主体设备可分为以下几种。    ①固定床氯化随着技术的进步已经被淘汰。    ②熔盐氯化哈萨克斯坦、中国锦州正在应用。    ③流化床氯化流化床氯化被普遍采用，快速循环流化床氯化正处于开发阶段。                      Ti02＋2CI2===TiCI4＋02         △G0T＝184300-58T（T为409一1940K)    该反应即使T=2000K, △G0T>0由此可见，在标准状态下不能自发进行氯化反应。    只有在加碳的情况下，钛铁矿、金红石才能正常反应。其反应式如下：        Ti02（s）＋2C（s）＋2CI2（g）===TiCI4（g）＋2C0（g）            △G2＝48000-266T（T为409一1940K)        Ti02（s）＋C（s）＋2CI2（g）===TiCI4（g)＋C02（g）            △G3＝210000-58T（T为409一1940K)    在正常情况下以上两反应△G pco；当T>980K时，pco2Mn0>Mg0>Fe203>Fe0>Ti02>A1203>Si02。其中钛的低价物氯化优于Ti02，其顺序为：Ti0>Ti203>Ti305>Ti02。    各物质在800℃时的氯化率见下表。    由此可以看出，在沸腾炉未被氯化的床层料和熔盐氯化排出废盐之中以Si02、A1203为主，其次为CaO, MgO.因CaO, MgO熔点低，沸点高，可被氯化成CaCI2、MgCl2且挥发度低，所以在沸腾炉氯化床层料中的比例大时最易造成烧结，黏附在筛板上造成筛板堵塞，影响氯化炉正常运行，因此要求原料中CaO, MgO含量要低。