铼是一个非常稀少而且分散的元素，在地壳中的含量仅有10-7%。主要存在于辉钼矿中。可由冶炼辉钼矿的烟道尘中获得的Re2O7。然后加入KCl，再用氢还原而制得。 　　一般辉钼精矿中铼的含量在0.001%-0.031%之间。但从斑岩铜矿选出的钼精矿含铼可达0.16%。生产铼的主要原料是钼冶炼过程的副产品。从某些铜矿、铂族矿、铌矿甚至闪锌矿的冶炼烟尘和渣中以及处理低品位钼矿的废液时，都可以回收铼。 1978年和1979年世界铼的总产量分别为7210和7260公斤。联邦德国、智利、加拿大和前苏联是铼的主要生产国。提取铼时先提取纯的铼化合物，然后用氢还原法或水溶液电解法制得铼粉，再用粉末冶金方法加工成材。

中国铼矿占世界第几？如今的世界，越来越多的国家意识到了资源对于一个国家的重要性。因为如果没有足够的资源，一个国家也就失去了其发展的基数和根本。而对于一个国家的军事发展来说，其稀有的矿物资源，他的重要性就显得更加的明显了。就在前不久，中国陕西省的华山地区，传来了一个令国人高兴的消息。 成都航宇超合金技术有限公司的母公司是一家上市的矿业公司，他们能够提纯铼金属。2010年，这家公司在其下属的陕西省洛南县黄龙铺钼矿区矿山中斟探到铼，储量达到176吨，约占全球储量的7%，仅次于智利、美国、俄罗斯和哈萨克斯坦。 近年来，随着航空工业的发展，铼消费量的年均增长率为3%，虽然价格不菲，却一直处于供不应求的状态。 铼是如今世界的重要的战略资源，更是单晶叶片的主要材料，而在生产航天发动机的时候，单晶叶片则是必不可缺少的一大部件。因为其在航天发动机中，所处的位置是其温度最高的，一般的材料根本受不了这么高的温度，所以在取材的时候，就对材料的筛选十分严格和考究。

铼是一个十分稀疏并且涣散的元素，在地壳中的含量仅有10-7%。首要存在于辉钼矿中。可由冶炼辉钼矿的烟道尘中取得的Re2O7。然后参加KCl，再用氢复原而制得。一般辉钼精矿中铼的含量在0.001%-0.031%之间。但从斑岩铜矿选出的钼精矿含铼可达0.16%。加工铼的首要原料是钼冶炼进程的副产品。从某些铜矿、铂族矿、铌矿乃至闪锌矿的冶炼烟尘和渣中以及处理低档次钼矿的废液时，都可以收回铼。 1978年和1979年国际铼的总产量分别为7210和7260公斤。联邦德国、智利、加拿大和前苏联是铼的首要加工国。提取铼时先提取纯的铼化合物，然后用氢复原法或水溶液电解法制得铼粉，再用粉末冶金办法生产成材。铼伴生于钼矿床中，会集散布在陕西金堆城钼矿、河南栾川钼矿、吉林大黑山钼矿、黑龙江多宝山铜（钼）矿等矿床中，算计占全国铼总储量的近90％。

铼是难熔金属，密度21，熔点3180℃，沸点5690℃。金属铼十分硬、耐磨、耐腐蚀。常温下，铼的化学性质安稳，300℃时开端氧化，高温下与硫蒸气化组成二硫化铼，与氟、氯、构成卤化物。铼不溶于，但溶于硝酸和热的浓硫酸，生成高铼酸（HReO4）。　　铼的矿藏很少，迄今只查明有辉铼矿和铜铼硫化矿藏，而多以微量伴生于钼、铜、铅、锌、铂、铌等矿藏中。具有经济价值的含铼矿藏为辉钼矿。一般辉钼矿中铼的含量在0.001%-0.031%之间，但从斑岩铜矿选出的钼精矿含铼可达0.16%。出产铼的首要原料是钼冶炼进程的副产品。从某些铜矿、铂族矿、铌矿乃至闪锌矿的冶炼烟尘和渣中以及处理低档次钼矿的废液中都能够收回铼。提取铼时先提取纯的铼化合物，然后用氢还原法或水溶液电解法制得铼粉，再用粉末冶金办法加工成材。　　铼首要用作石油工业的催化剂，铼具有很高的电子发射功用，广泛应用于无线电、电视和真空技能中。铼具有很高熔点，是一种首要的高温外表材料。铼和铼合金还可作电子管元件和超高温加热器。钨铼热电偶在3100℃也不软化，钨或钼合金中加25%的铼可增加延展功用；铼在火箭、上用作高温涂层，宇宙飞船用的仪器和高温部件如热屏蔽、电弧放电、电接触器等都需求铼。　　镓、铟、、锗、硒、碲和铼一般称为稀散金属，这7个元素从1782年发现碲以来，直到1925年发现铼才被悉数发现。这一组元素之所以被称为稀散金属，一是因为它们之间的物理及化学性质等类似，划为一组；二是因为它们常以类质同象的方式存在于有关的矿藏傍边，难以构成独立的具有独自挖掘价值的稀散金属矿床；三是它们在地壳中的均匀含量较低，以稀疏涣散状况伴生在其他矿藏之中，只能随挖掘主金属矿床时在选冶中加以归纳收回和运用。　　稀散金属具有极为重要的用处，是今世高科技新材料的重要组成部分。由稀散金属与其他有色金属组成的一系列化合物半导体、电子光学材料、特殊合金、新式功用材料及有机金属化合物等，均需运用共同功用的稀散金属。用量尽管不大，但至关重要，缺它不行。因此广泛用于今世通讯技能、电子计算机、宇航、医药卫生、感光材料、光电材料、动力材料和催化剂等职业。　　稀散金属在自然界中首要以涣散状况赋存在有关的金属矿藏中，如闪锌矿一般都富含镉、锗、镓、铟等，单个还含有、硒与碲；黄铜矿、黝铜矿和硫砷铜矿常常富含、硒及碲，单个的还富含铟与锗；方铅矿也常富含铟、、硒及碲；辉钼矿和斑铜矿富含铼，单个的还富含硒；黄铁矿常富含、镓、硒、碲等。现在，尽管已发现有近200种稀散元素矿藏，但因为稀疏而未富集成具有工业挖掘的独立矿床，迄今只发现有很少见的独立锗矿、硒矿、碲矿，但矿床规划都不大。　　我国稀散金属矿产资源比较丰富，已探明有稀散金属矿产储量的矿区：锗矿散布在11个省区，其间广东、云南、吉林、山西、四川、广西和贵州等省区的储量占全国锗总储量的96%；镓矿散布在21个省区，首要会集在山西、吉林、河南、贵州、广西和江西等省区；铟矿散布在15个省区，首要会集在云南、广西、内蒙古、青海、广东；矿散布在云南、广东、甘肃、湖北、广西、辽宁、湖南等7个省区；硒矿散布在18个省区，首要会集在甘肃，其次为黑龙江、广东、青海、湖北和四川等省区；碲矿散布在15个省区，首要会集在江西、广东、甘肃；铼矿散布在陕西、黑龙江、河南和湖南、湖北、辽宁、广东、贵州、江苏9个省。

钨铼丝由钨和铼组成的合金丝。钨铼丝具有室温和高温强度大、再结晶后塑性好、电阻率大、电阻系数低、能抗氧化和碳化、抗“水循环反应”能力强和焊接性能好等优点。用于彩色显像管热丝、各种电子管灯丝和栅极。合金中含铼1％～5％(质量)，此外还掺入硅、铝、钾以改善材料的高温性能。钨铼丝另外还有，25%Re以及26%Re两个经常用到的钨铼合金，主要用作热电偶材料！钨铼热电偶主要优势表现在：1，响应速度快。2，测温范围广泛，最高可达2500℃。但一般用在惰性气氛或者还原性气氛中，否则需要加保护套管，一般为M、o合金套管。钨铼丝有WAl-1Re、WAl-3Re和WAl-5Re三种牌号。

一、镓矿床主要工业类型及赋存状态 (一)主要工业类型 在自然界中镓常以微量元素与铝、锌、锗的矿物共生。镓的地壳丰度为15×10-6，比其它分散元素的地壳含量高出1～2个数量级;镓在锗石中含量较高，铝土矿和闪锌矿中也含有少量的镓。 目前我国尚未发现独立的镓矿床。而且在目前已知的富镓矿床中，一般的富集系数约4～5，只有在少数矿床的闪锌矿和赭石中其富集系数可高达约330，与其他的分散元素成矿作用无法相比。 镓矿床的主要工业类型有：含镓铝土矿矿石;含镓铜、锌矿石与其它多金属矿硫化物;含镓煤矿。 (二)赋存状态 镓总是以类质同相形式存在于有关的矿物中，不会形成独立的具有单独开采价值的镓矿床，只能随开采主金属矿床时在选冶中加以综合回收利用。 河南、吉林、山东、广西等省区的镓主要赋存在铝土矿中;黑龙江、云南等省的镓主要赋存在煤矿或锡矿中;湖南等省的镓主要赋存在闪锌矿中。 四、提取方法 1.以副产品的形式提取镓。目前，工业上镓主要以副产品的形式从处理铝土矿生产氧化铝时的铝酸钠循环液中以及闪锌矿湿法炼锌工艺的粗锌蒸馏残渣中提取，也可以从煤焦化烟尘中回收。 2.萃取法提取镓。在一定的酸度下，采用药剂P538可以从Ga、In与伴生元素如Zn、Co、Cd、Ni以及碱金属和碱土金属的硫酸体系中取到Ga、In、Ti，用一定的反萃取剂可以分别萃取出Ga、In、Ti，并能实现Ga、In、Ti的有效分离。

铼的价格昂贵，直到1950年才由实验室珍品变为重要的新式金属材料。铼广泛用于现代工业各部门，首要用作石油工业和汽车工业催化剂，石油重整催化剂，电子工业和航天工业用铼合金等。铼的用途主要有：1、用作石油工业的催化剂2、广泛使用于无线电、电视和真空技术中3、是一种首要的高温仪表材料4、还用来制作电灯丝、人造卫星和火箭的外壳、原子反应堆的防护板等。5、钨铼热电偶在3100℃也不软化，钨或钼合金中加25%的铼可增加延展功能；铼在火箭上用作高温涂层用，宇宙飞船用的仪器和高温部件如热屏蔽、电弧放电、电接触器等都需要铼。

铼是难熔金属，密度21，熔点3180℃，沸点5690℃。金属铼十分硬、耐磨、耐腐蚀。常温下，铼的化学性质安稳，300℃时开端氧化，高温下与硫蒸气化组成二硫化铼，与氟、氯、构成卤化物。铼不溶于，但溶于硝酸和热的浓硫酸，生成高铼酸（HReO4）。　　铼的矿藏很少，迄今只查明有辉铼矿和铜铼硫化矿藏，而多以微量伴生于钼、铜、铅、锌、铂、铌等矿藏中。具有经济价值的含铼矿藏为辉钼矿。一般辉钼矿中铼的含量在0.001%-0.031%之间，但从斑岩铜矿选出的钼精矿含铼可达0.16%。出产铼的首要原料是钼冶炼进程的副产品。从某些铜矿、铂族矿、铌矿乃至闪锌矿的冶炼烟尘和渣中以及处理低档次钼矿的废液中都能够收回铼。提取铼时先提取纯的铼化合物，然后用氢还原法或水溶液电解法制得铼粉，再用粉末冶金办法加工成材。　　铼首要用作石油工业的催化剂，铼具有很高的电子发射功用，广泛应用于无线电、电视和真空技能中。铼具有很高熔点，是一种首要的高温外表材料。铼和铼合金还可作电子管元件和超高温加热器。钨铼热电偶在3100℃也不软化，钨或钼合金中加25%的铼可增加延展功用；铼在火箭、上用作高温涂层，宇宙飞船用的仪器和高温部件如热屏蔽、电弧放电、电接触器等都需求铼。　　镓、铟、、锗、硒、碲和铼一般称为稀散金属，这7个元素从1782年发现碲以来，直到1925年发现铼才被悉数发现。这一组元素之所以被称为稀散金属，一是因为它们之间的物理及化学性质等类似，划为一组；二是因为它们常以类质同象的方式存在于有关的矿藏傍边，难以构成独立的具有独自挖掘价值的稀散金属矿床；三是它们在地壳中的均匀含量较低，以稀疏涣散状况伴生在其他矿藏之中，只能随挖掘主金属矿床时在选冶中加以归纳收回和运用。　　稀散金属具有极为重要的用处，是今世高科技新材料的重要组成部分。由稀散金属与其他有色金属组成的一系列化合物半导体、电子光学材料、特殊合金、新式功用材料及有机金属化合物等，均需运用共同功用的稀散金属。用量尽管不大，但至关重要，缺它不行。因此广泛用于今世通讯技能、电子计算机、宇航、医药卫生、感光材料、光电材料、动力材料和催化剂等职业。　　稀散金属在自然界中首要以涣散状况赋存在有关的金属矿藏中，如闪锌矿一般都富含镉、锗、镓、铟等，单个还含有、硒与碲；黄铜矿、黝铜矿和硫砷铜矿常常富含、硒及碲，单个的还富含铟与锗；方铅矿也常富含铟、、硒及碲；辉钼矿和斑铜矿富含铼，单个的还富含硒；黄铁矿常富含、镓、硒、碲等。现在，尽管已发现有近200种稀散元素矿藏，但因为稀疏而未富集成具有工业挖掘的独立矿床，迄今只发现有很少见的独立锗矿、硒矿、碲矿，但矿床规划都不大。　　我国稀散金属矿产资源比较丰富，已探明有稀散金属矿产储量的矿区：锗矿散布在11个省区，其间广东、云南、吉林、山西、四川、广西和贵州等省区的储量占全国锗总储量的96%；镓矿散布在21个省区，首要会集在山西、吉林、河南、贵州、广西和江西等省区；铟矿散布在15个省区，首要会集在云南、广西、内蒙古、青海、广东；矿散布在云南、广东、甘肃、湖北、广西、辽宁、湖南等7个省区；硒矿散布在18个省区，首要会集在甘肃，其次为黑龙江、广东、青海、湖北和四川等省区；碲矿散布在15个省区，首要会集在江西、广东、甘肃；铼矿散布在陕西、黑龙江、河南和湖南、湖北、辽宁、广东、贵州、江苏9个省。

铂族矿的提取和富集：砂铂矿或含铂族金属的砂金矿用重选法富集可得精矿,铂或锇、铱的含量能达70%～90%,可直接精粹。 砂铂矿资源日渐削减，且因近代有色金属工业开展，50年代以来铂族金属主要从铜镍硫化共生矿中提取，小部分从炼铜副产品中提取。铜镍硫化共生矿在火法冶金时，精矿中所含的铂族金属90%以上可富集于铜镍冰铜(锍)中。再经转炉吹炼富集成高冰镍后，缓冷、研磨、浮悬和磁选别离，得含铂族金属的铜镍合金。把这种合金硫化熔炼，细磨磁选，以别离铜镍，产出含铂族金属更富的铜镍合金。将此合金铸成阳极，进行电解时，铂族金属进入阳极泥。阳极泥经酸处理后，就可得铂族金属精矿。选用羰基法从镍精矿或铜镍合金制取镍时，铂族留于羰化残渣中，经硫酸处理或加压浸出(见浸取)其他金属后可得铂族精矿。我国金川有色金属公司将含铂族的铜镍合金，再次硫化熔炼和细磨、磁选得到富铂的铜镍合金，用浸出别离镍，用操控电位氯化法别离铜，然后提取铂族金属。 铂族含量高的高冰镍(如南非的质料)，现在直接用氧压下硫酸浸出，或氯化冶金别离其他金属后取得铂族精矿。铂族精矿可直接溶解、别离、提纯，或先将锇、钌氧化蒸发别离后，再别离、提纯其他铂族金属  在铜的火法冶金和电解精粹过程中，铂族金属和金银一同进入阳极泥。用此种阳极泥炼出多尔银(含少数金的粗银)，铂族金属富集于多尔银中。铂族金属在火法炼铅过程中进入粗铅，可用灰吹法除铅得多尔银，铂族便富集其间;假如粗铅加锌脱银，铂族金属富集于银锌壳中，然后脱锌得多尔银。多乐银电解精粹时，为了防止钯损失于电解银中，银阳极的含金量常操控在小于4.5%,一起操控金钯比等于或大于10。若部分钯和少数铂进入电解液，可用活性炭吸附，或用“黄药”选择性沉积加以收回。通常在电解银时，铂族金属富集于银阳极泥中。如铂族金属含量较高，可先用溶解阳极泥，然后别离收回;如含量较低，常用硫酸溶免除银，残渣铸成粗金电极，然后电解提金;铂、钯富集于电解母液中，用草酸沉积金后，用钠沉积铂和钯加以收回;富集于金阳极泥中的其他铂族金属可再别离。

铼是难熔金属，密度21，熔点3180℃，沸点5690℃。金属铼十分硬、耐磨、耐腐蚀。常温下，铼的化学性质安稳，300℃时开端氧化，高温下与硫蒸气化组成二硫化铼，与氟、氯、构成卤化物。铼不溶于，但溶于硝酸和热的浓硫酸，生成高铼酸(HReO4)。 铼的矿藏很少，迄今只查明有辉铼矿和铜铼硫化矿藏，而多以微量伴生于钼、铜、铅、锌、铂、铌等矿藏中。具有经济价值的含铼矿藏为辉钼矿。一般辉钼矿中铼的含量在0.001%-0.031%之间，但从斑岩铜矿选出的钼精矿含铼可达0.16%。出产铼的首要原料是钼冶炼进程的副产品。从某些铜矿、铂族矿、铌矿乃至闪锌矿的冶炼烟尘和渣中以及处理低档次钼矿的废液中都能够收回铼。提取铼时先提取纯的铼化合物，然后用氢还原法或水溶液电解法制得铼粉，再用粉末冶金办法加工成材。 铼首要用作石油工业的催化剂，铼具有很高的电子发射功用，广泛应用于无线电、电视和真空技能中。铼具有很高熔点，是一种首要的高温外表材料。铼和铼合金还可作电子管元件和超高温加热器。钨铼热电偶在3100℃也不软化，钨或钼合金中加25%的铼可增加延展功用;铼在火箭、上用作高温涂层，宇宙飞船用的仪器和高温部件如热屏蔽、电弧放电、电接触器等都需求铼。 镓、铟、、锗、硒、碲和铼一般称为稀散金属，这7个元素从1782年发现碲以来，直到1925年发现铼才被悉数发现。这一组元素之所以被称为稀散金属，一是因为它们之间的物理及化学性质等类似，划为一组;二是因为它们常以类质同象的方式存在于有关的矿藏傍边，难以构成独立的具有独自挖掘价值的稀散金属矿床;三是它们在地壳中的均匀含量较低，以稀疏涣散状况伴生在其他矿藏之中，只能随挖掘主金属矿床时在选冶中加以归纳收回和运用。 稀散金属具有极为重要的用处，是今世高科技新材料的重要组成部分。由稀散金属与其他有色金属组成的一系列化合物半导体、电子光学材料、特殊合金、新式功用材料及有机金属化合物等，均需运用共同功用的稀散金属。用量尽管不大，但至关重要，缺它不行。因此广泛用于今世通讯技能、电子计算机、宇航、医药卫生、感光材料、光电材料、动力材料和催化剂等职业。 稀散金属在自然界中首要以涣散状况赋存在有关的金属矿藏中，如闪锌矿一般都富含镉、锗、镓、铟等，单个还含有、硒与碲;黄铜矿、黝铜矿和硫砷铜矿常常富含、硒及碲，单个的还富含铟与锗;方铅矿也常富含铟、、硒及碲;辉钼矿和斑铜矿富含铼，单个的还富含硒;黄铁矿常富含、镓、硒、碲等。现在，尽管已发现有近200种稀散元素矿藏，但因为稀疏而未富集成具有工业挖掘的独立矿床，迄今只发现有很少见的独立锗矿、硒矿、碲矿，但矿床规划都不大。 我国稀散金属矿产资源比较丰富，已探明有稀散金属矿产储量的矿区：锗矿散布在11个省区，其间广东、云南、吉林、山西、四川、广西和贵州等省区的储量占全国锗总储量的96%;镓矿散布在21个省区，首要会集在山西、吉林、河南、贵州、广西和江西等省区;铟矿散布在15个省区，首要会集在云南、广西、内蒙古、青海、广东;矿散布在云南、广东、甘肃、湖北、广西、辽宁、湖南等7个省区;硒矿散布在18个省区，首要会集在甘肃，其次为黑龙江、广东、青海、湖北和四川等省区;碲矿散布在15个省区，首要会集在江西、广东、甘肃;铼矿散布在陕西、黑龙江、河南和湖南、湖北、辽宁、广东、贵州、江苏9个省。

加布拉对法和氛化法做了比照实验，两种办法同是处理含碳砷黄铁矿金精矿500g,在25℃、液固比为2时，选用空气作氧化剂(1L/min)且各取其最佳浸出参数：法用1000mL含质量浓度为0.175moVLH2SO4，0.197mL/L(15g/L)的TU溶液;化法用1000mL去离子水加4gNaCN,并加Ca(OH)2坚持pH=l0。图1标明，法浸出30min后金收回率近90%，此刻化法金的收回率仅35%，欲达94%的提取率，化法需24h，而只须1h。 哥罗尼沃尔德对未经预处理的或酸洗的矿石用硫酸-溶液作浸出金的研讨，当溶液含浓度为1.0mol/L的H2SO4，1.2mol/L的和0.1mol/L的过氧化氢时，溶金速度很快，经1h便可收回98.5%的金，的耗费是1.4kg/t矿石。 陈登文从难处理的含碳泥质矿石中浸出金，经焙烧和硫酸预处理后的矿石，酸性浸出金收回率达95%，与硫酸耗费别离为每吨矿石1.5-2 kg和70kg。 就地浸出有限责任公司(InsituInc.)1981年在澳大利亚维多利亚进行了就地浸出实验。据报道，、硫代硫酸盐和铁的混合物溶液初次被用于“压入-抽出(push-pull)”实验，借以从一种深掩盖的冲积型矿床中提取金。 依据实验室核算，1000kg干料和100kg湿料(含金35g)，在加H2SO4 5kg、SO20.5kg、H2O2(30%)0.75kg、1.05kg的条件下，金的提取率可达98%(其间浸出段提取80%，洗刷段提取10%)，经3段炭吸附，金的收回率为97.86%(3段别离为80%、16.37%和1.49%)，金的总收回率在95%以上。 总归，近年来国外对法提取金表现出极大的爱好，但又持较慎重的情绪。较普遍地以为与化法比较，法具有减轻环境污染，加快溶金速度、下降铜、锌、砷、锑搅扰程度，工艺流程短、出资省、操作较简洁等长处;但药剂耗费高，设备费用较多等触及经济效益的问题还有待进一步处理。 苏联学者B.B.罗捷希可夫对很多的理论和实验研讨工作进行归纳分析后，拟定出了以浸出为根底的湿法处理金矿石的准则工艺流程，该流程包含以下四个首要工序： ①选用再生的、净化除杂后的酸性溶液进行金的拌和浸出。 ②含金的浸出液与浸渣通过稠密过滤的办法进行别离。 ③从溶液中收回金，以取得相应的契合精粹厂要求的产品。 ④收回金后的溶液作进一步处理，以再生和除掉溶液中的杂质。 关于从溶液中收回金，可选用下述几种办法：金属(锌、铅、铝)置换堆积，碱液(NaOH等)损坏络合物，电解堆积，吸附在活性炭和阳离子交换树脂上。 收回办法的挑选，首要取决于溶液中的金属含量。①关于金和银含量较高、质量浓度大于500mg/L的溶液，宜选用电解法，它能一起使得到再生;②对金质量浓度小于50mg/L、银质量浓度在200-400mg/L的溶液，吸附法最有出路，而且贵金属既能够吸附在活性炭上，又能够吸附在阳离子交换树脂上;③对金质量浓度大于50 mg/L、银质量浓度大于20mg/L的溶液，当运用吸附法不太有用，即金属的富集程度较低时，可用金属置换堆积法，在这种情况下选用电解法在经济上是不太适宜的。 现在研讨过的提金工艺首要有：惯例浸出法、向浸出液中通入SO2的SKW法、加金属铁板进行浸置的铁浆法、加活性炭或阳离子交换树脂进行吸附的炭浆或树脂浆法，以及向浸出槽中刺进阴、阳极板进行电解的电积法等。 如今供法提金的质料大多运用含金高的金精矿或焙砂，作业技能简直与用压缩空气进行拌和浸出的化法相同，仅仅需求选用耐酸设备。从浸出矿浆中收回金的办法多选用铁浆法和炭浆法等。 1.惯例漫出法 此法是向硫酸酸性(pH1.5-2.5)硫脉矿浆中鼓风拌和进行金、银浸出的惯例办法。矿浆中的已溶金一般选用过滤和屡次洗刷，并从滤液和洗液顶用置换、吸附或电解法收回金。它与化法的CCD工艺相似。但因为矿浆是强酸性硫脉介质，铜、铅、锌、铁等贱金属会和金、银一道溶解生成硫头绪离子，它不光使矿浆中的离子浓度过高，也会耗费很多硫脉。特别是用来处理硫精矿时，硫进入溶液会生成H2S、S、SO42-、HSO4-等硫化物。它们的彼此转化又可使矿浆中H2S(液)的平衡浓度约达0.1mol,它会使金属离子很多生成硫化物堆积。其间特别是金、银被硫化而堆积于矿浆中，或许硫粘附于矿粒表面而发作钝化，都会下降金、银的浸出率，使硫脉浸出作业结尾过早出现，浸渣中含金过高而形成丢失。但因为硫脉对银的浸出率比化法高得多，故1982年以来墨西哥科罗拉多金银矿山就选用硫脉法替代化法从含银尾矿中浸出银，取得了很好的效果。 1)从辉锑矿精矿中浸出暴露金 澳大利亚新南威尔士的希尔格罗夫(Hillgrove)锑矿是一个前期挖掘的矿床，现存锑矿带均匀宽300-400m。1969年，新东澳大利亚矿业公司(NEAM)又在这儿运营一个小矿山和选厂。 该矿为石英脉型含金辉锑矿床，首要共生矿藏为黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂、白钨矿和绿泥石等，矿石含Sb 4.5%、Au9g/t。采出的矿石经磨矿、重选和浮选，产出锑精矿售给冶炼厂。精矿中含金30-40g/t、冶炼厂不交给任何酬劳。为了提取其间的金，选厂曾用化法实验，效果欠好，后在实验其他溶剂时，发现能快速地浸出精矿中的暴露金。而于1982年3月树立一座1t/h的小型分批作业浸出车间。 该车间处理锑精矿仅仅收回其间的单体解离金，并不希求更高的金收回率。故选用较高的和Fe3+浓度，并将浸液与精矿预先混合制浆，可使每批精矿的纯浸出时刻缩短至巧min以内。浸出贵液中的金用活性炭吸附，产出含金6-8kg/t的载金炭直接出售。吸附金后的液加H2O2调整氧化复原电位后回来浸出进程循环运用。 选用浸出的开始几个月，曾出现已溶金堆积丢失，经查明，它是由金吸附在精矿中的绿泥石矿藏表面而形成的，故又在浮选时增加空气按捺剂633以按捺绿泥石，并在浸出前向矿浆中参加少数柴油。采纳这些办法后，暴露金得以浸出，精矿中金收回率达50%-80%，耗费一般在2kg/t以下。 该公司还发现，浮选尾矿中的毒砂含有很多金，故又增加了毒砂浮选回路，产出的砷精矿含As15%~20%，Sb 5%，Au150-200g/t，尾矿中金的收回率为70%。为此，又于1983年建成一座600 t/d的前期尾矿再处理工厂，可从每吨尾矿中收回金1-2.5g。 2)含银质料制取纯银 为了探究用含银质料制取纯银的新工艺，张箭等进行了含银质料的浸出、络合物结晶和灼烧结晶体制取纯银的新工艺研讨。实验成果，银的收回率91%以上，产品银纯度达99.84%。 实验所用质料组分为(%)：Ag 0.91，AgCl 0.29，SiO2 61.00，CaO 15.76，MgO 0.78，Fe2O31.81，Al2O31.75，K2O3 1.16，Na2O 0.47，H2O 3.30，挥发物11.05，其他1.72。 小型实验将质料磨细至-2mm,称样100g置于500mL烧杯中，参加二次蒸馏水和试剂纯药剂制造的浸出液300mL进行各条件单因子实验，并依据单因子实验成果进行归纳条件实验，选定的最佳条件为：SCN2HQ的物质的量浓度为0.52mol/L,H2SO4为1.18mol/L,Fe2(SO4)3为0.004mol/L、温度60℃、拌和速度700r/min,浸出时刻2.5h,通过滤、洗刷，洗液和滤液兼并，渣弃去。银的浸出率为98.50%。 扩展实验在上述条件下，改用自来水和工业纯药剂进行扩展10倍的实验。成果，银的浸出率别离为97.23%-98.91%，重现了运用二次蒸馏水和试剂纯药剂小试的成果。 浸出液中银呈Ag(SCN2H4)3+络离子状况。络合物的结晶经单因子实验成果显现：温度由15℃降至2℃，结晶率由70%上升至95%以上;pH在0.5-3之间，结晶率都在80%以上，pH上升，结晶率只略有增加。当pH>3.5时则出现黑色堆积。溶液含银质量浓度为0.6~3.6g/L时，结晶率都略高于80%。跟着银浓度的升高，结晶率略有下降趋势，但无显着影响。在此根底上选定的结晶条件为温度2℃、pH=3、原液含银质量浓度为0.78g/L，银的结晶率达93%。在三要素中，经方差分析标明，影响结晶率的首要要素是温度。 产出的结晶于100℃左右枯燥后，升温至1100℃灼烧产出99.84%的纯银。若将母液中别离的结晶用低温水洗刷除掉可溶杂质，产品纯度还可进步。别离结晶后的母液，可回来再用于浸出银。 本实验虽为0.1-1.0kg规划小型探究性实验，但生产流程短、工艺简略、设备出资少、产品纯度高，且可用来处理不纯金属银、氯化银、硫化银、辉银矿、角银矿及其混合质料，具有工业运用远景。 2.SKW法(又称SO2复原法) 此法是前联帮德国南德意志公司(SKW)安排研讨的，在惯例浸出法根底上向浸金系统中通入复原剂SO2的办法。 此法是鉴于安稳功能差，易于氧化，在含Fe3+较高(质量浓度3~6g/L)的溶液中，会因为下列反响而失效： 以上反响是分三步进行的。第一步是可逆反响，能氧化生成二硫甲脒，在有复原剂时生成的二硫甲脒又可复原为。第二步是不行逆反响，二硫甲脒受歧化效果部分复原为，部分生成组分不明的亚磺化物。第三步也是不行逆反响，它们被终究分化为基和单质硫。基还可进一步分化为尿素。因为这一反响，使在浸金进程中的氧化损耗量常高于作为溶金药剂的纯耗费量许多倍。且终究分化生成的单质硫具有粘性，它会掩盖在所有固态物料的表面使它们发作钝化，使金等的浸出率下降。 为战胜这些困难，应避免上述反响中二硫甲脒的不行逆分化，即避免二硫甲脒在溶液中浓度过高，或许加人复原剂使二硫甲脒通过可逆反响部分复原成。这个想象就是SKW法研讨的根本指导思想。 二氧化硫是一种高效的复原剂，在浸金的特定条件下，研讨者发现只需有二硫甲脒存在，它就不会去复原其他氧化剂。 在用0.2-0.7mm银粒进行浸出实验中，当不加SO2时银粒表面掩盖有一层暗色膜，银的浸出率约25%，这显然是Fe3+的存在和开始浓度较低(0.5g/L)的原因。若向浸液中供入过量SO2，银粒表面出现亮堂的金属状况，银的溶解率可达100%。当进程中SO2供入量缺乏，银的浸出率又会下降。 当选用相同的办法浸出金粒时，则发作了料想不到的现象，即当SO2供入量缺乏时，金粒表面亮堂，金的溶解率几近100%;而供入过量SO2时，金的溶解速度反而下降。虽如此，但这种现象是可用化学动力学解说的。 通过实验证明：在浸金的实践运用中，将矿浆温度进步至40℃，以加快氧化生成二硫甲脒;并以恰当速度向矿浆中供入SO2来复原矿浆中过量的二硫甲脒。操控SO2的供入速度以使矿浆中总量的50%坚持二硫甲脒的氧化状况，就能完成金、银的高速浸出和下降耗费。这一办法就是SKW法成功的要害。 表1是对含Pb 50%、Zn6.8%、Fe 26.5%、Ag 315g/t, Au10.6g/t的一种难处理氧化矿，别离选用化法、惯例法和SKW法进行比照实验的成果。从表中看出，SKW法往浸出矿浆中供入SO26.5kg/t,在5.5h内金、银的浸出率比化法和惯例法高得多，完成了金、银的高速浸出，并可使的耗费量降至0.57kg/t。因为SKW法的耗费已降至如此低的水平，且浸出时刻大大缩短，它不光用来处理高档次的金精矿是经济的，就是用来处理低档次的金矿石也可能是经济有用的。表1不同办法对难处理氧化矿的浸出比照实验目标化法惯例法SKW法药剂耗费/（kg·t-1）734.40.57浸出时刻/h24245.5SO2耗费量/（kg·t-1）  6.5金浸出率/%81.224.785.4银浸出率/%38.6154.8浸出液中的金、银能够选用活性炭、强酸性阳离子交换树脂或硫醇树脂吸附，再用热酸或液进行解吸。因为用量如此之少，可不必考虑再收回它。 SKW法小试成果标明： ①进步作业温度至40℃，可加快氧化生成二硫甲脒; ②操控SO2的供入速度，通过SO2的复原效果将过量的二硫甲脒复原为，使矿浆中总量的50%坚持二硫甲脒状况，可避免给料的钝化，以取得最高的金、银溶解速度; ③供入适量SO2，使过量的二硫甲脒复原为，避免矿浆中二硫甲脒浓度过高而发作不行逆化学氧化降解丢失，以进步的再生和运用，下降耗费。 依据小试成果，R.G.舒尔策选用图2的工艺实验流程。实验给料1.1t(其间含水100kg)，浸出用来自再循环液，新添1.05kg参加洗刷段，氧化剂运用H2O2。作业进程中TU(g/L)和Au(mg/L)的质量浓度和溶液流量(L)的平衡数值亦示于图中，其作业技能关键和目标为： 2)碳泥质氧化矿的焙烧和铁装法浸出研讨 张家口金矿天然金首要赋存于褐铁矿、黄铁矿、白铅矿、方铅矿、黄铜矿和石英中，经浮选产出含碳、泥质和碱性矿藏较高的难处理金精矿。对与此相似的矿石，国内外在化前都采纳各种工艺办法来消除碳和有害杂质的影响，但化浸出率仍不高于85%-90%，而直接或在脱碳后进行浸置，金的浸出率也只80%左右，且每吨精矿耗硫酸135-180kg，大于5kg。为了进步此精矿的金浸出率，经实验后，预先对精矿进行氧化焙烧，完成了除碳、分化碳酸盐和驱除褐铁矿中结晶水的效果，再用铁浆法浸置，取得了比化法CCD工艺还好一些的经济技能目标。 图6是将含金100g/t左右的浮选精矿，在680℃左右的温度下焙烧20min左右，再经细磨至94%-0.043mm(-325目)，经加硫酸调浆至pH=1.5-2后再增加，于六台浸出槽中进行接连铁浆法浸置。经3个批次44个班的实验标明，金的浸出率为95.07%~96.40%，均匀95.79%。铁板上金泥的金堆积收回率98.45%-99.69%，均匀为98.99%。总收回率均匀94.82%。每吨精矿耗硫酸70kg，1.5-2.2kg，首要材料耗费42.42-52.48元/t，比国内化CCD工艺处理同类矿石的本钱98.66元下降57%-47%。 本工艺矿浆不需过滤，设备和基建出资低，占地面积小，操作简洁，节约劳力，流程也短。它是我国法从难处理矿石中提金，从研讨走向工业运用的初次打破，早已成功运用于张家口金矿的工业生产。为铁浆法在我国的研讨和推广运用奠定了根底。 3)铁浆法的工业实验和推广运用 铁浆法的工业实验用的质料为硫金精矿，其间含有少数氧化矿藏。其首要矿藏为黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、褐铁矿、孔雀石、天然金及脲石矿藏石英、绢云母、绿泥石、高岭土和碳酸盐类等。精矿组分(金、银为g/t,其他为%)为Au80.77，Ag 50，Cu 0.71，Pb 0.6，Zn 0.18，Fe 25.09，S 26.55，As 0.046，Bi 0.0063，Ni0.038，SiO2 22.44，CaO 4.08, MgO 11.80, Al2O33.60。天然金粒度-0.038mm(400目)占80%以上，其间0.0067-0.0033mm的约占50%。 实验选用接连浸置作业，规划为1.5t/d。给料办法一为机械接连给料，二为入工定量给料。浮选精矿经稠密机脱水后进行调浆，再入旋流器和分级机组成的闭路循环中磨矿，溢流送浸出。浸出金的收回是在槽中挂入铁板，在浸出的一起堆积金。 实验在七只槽中接连进行，磨矿粒度80%-85%-0.043mm(325目)，固液比1:2初始质量分数为0.3%，pH1-1.5，液温25℃，刺进铁板3m2·m3·槽-1，浸置时刻35-40h，并按每2h由天车守时吊出铁板主动刮洗金泥一次。 通过12d别离对两个计划进行比照实验标明：金的浸出率别离为94.50%和95.21%，堆积收回率99.35%和99.64%，总收回率93.89%和94.86%。金泥(一例)组分(%)为：Au3.05，Ag 1.73，Cu 13.57，Fe 15.66，S 20.36，SiO2 19.42，CaO 0.33，MgO 0.35，A12O32.95。其间(Au+Ag)4.78%。为了进步金泥中的Au、Ag档次，曾在刮洗前先用高压水冲刷除掉铁板表面附着的黄铁矿和细粒矿泥，金泥含金可进步至5%。 以上工业实验标明： ①铁浆法与化逆流倾析洗刷工艺比较，各项经济技能目标适当或略好(如表3)，首要是法所用精矿含金档次比化法低形成的。若铁浆法与化炭浆法比较，则法本钱要高些。表3法与化法经济技能目标比较办法质料含金/（g·t-1）渣含金/（g·t-1）浸出率/%贫液含金/（g·m-3）置换率/%总收回率/%精矿生费/（元·t）化CCD工艺101.154.0695.10.0799.5693.53165.13法机械给料80.774.4494.50.2599.3593.89147.7人工给料75.53.6295.210.1399.6494.86②浸金的初始浸出速度很快，当矿浆在向槽加调浆后，金的溶解率已达50%以上，今后进入各浸出槽溶解速度逐步下降。表4是精矿在各槽中的浸出、置换作业目标。因为矿浆中金的浸出和铁的置换堆积是同步进行的，矿浆中金属离子浓度和Au溶解的电位都较安稳，因而，金的浸出率和置换率均呈稳步上升趋势。              表4铁浆法的浸出和收回目标项目加酸槽加硫浸置槽脲槽1#2#3#4#5#6#7#精矿含金/（g·t-1）75.534.516.512.58.856.75

铟矿藏多伴生在有色金属硫化矿藏中，特别是硫化锌矿，其次是方铅矿、氧化铅矿、锡矿、硫化铜矿和硫化锑矿等。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。虽然在一些有色金属精矿中铟得到开始富集，但因为铟档次低，一般不行直接作为提铟质料。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。而上述有色金属精矿经过冶炼或高炉炼铁后得到的粗锌、粗铅、炉渣、浸出渣、溶液、烟尘、合金、阳极泥等是提铟的首要质料。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。 铟的提取工艺以萃取-电解法为主，这也是如今世界上铟出产的干流工艺技能。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。其准则工艺流程是：含铟质料→富集→化学溶解→净化→萃取→反萃取→锌(铝)置换→海绵铟→电解精粹→精铟。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。 铟大都与其性质类似的锌、铅、铜和锡等共生，现已发现有天然铟、硫铟铁矿(FeIn2S4)、硫铟铜矿(CuInS2)、硫铜锌铟矿[(Cu，Zn，Fe)3(In，Sn)S4]和羟铟矿[In(OH)3]等5种含铟矿藏。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。铟在硫化矿中的含量最高，闪锌矿是首要工业来历，铜矿、方铅矿、黄锡矿与锡石也含有较高的铟，但因为产值很少，十分涣散，不能作为直接出产铟的质料，一般是从锌、铅、锡等重金属冶炼的副产品中收回出产。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。因为稀散金属离子在化学性质上有许多类似之处，构成别离、富集、收回上的困难，近年来，跟着铟需求量不断添加，关于铟的富集、收回进行了许多的研讨。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。 世界上铟产值的90%来自铅锌冶炼厂的副产品。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。铟的冶炼收回办法首要是从铜、铅、锌的冶炼浮渣、熔渣及阳极泥中经过富集加以收回。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。依据收回质料的来历及含铟量的不同，使用不同的提取工艺，到达最佳装备和最大收益。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。常用的工艺技能有氧化造渣、金属置换、电解富集、酸浸萃取、萃取电解、离子交换、电解精粹等。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。当时较为广泛使用的是溶剂萃取法，它是一种高效别离提取工艺。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。离子交换法用于铟的收回，还未见工业化的报导。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。在从较难蒸发的锡和铜内别离铟的过程中，铟大都会集在烟道灰和浮渣内。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。在蒸发性的锌和镉中别离时，铟则富集于炉渣及滤渣内。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。出产铟的办法虽然有多种，可是据有关资料报导，现在最常见、并且卓有成效合适于工业出产开展需要的办法有下列几种： 1.从炼锌副产品中收回铟 日本同和矿业公司以炼锌中发生的净液残渣作为质料，先别离和浸出，脱铜、脱铝，除掉质猜中与镓铟性质类似的重金属，然后在富集镓铟的溶液中参加，混合拌和，调整酸度之后，再用醚萃取铟，使它和镓及其它金属别离。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。最终用水反萃出铟，再经置换，熔融和电解。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。在每次电解中需调整电流密度和电解液的酸度，以除掉微量的镉、锡和铝等，出产出4 N以上的金属铟。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。此外，铟的挑选性别离法是把铅、锌冶炼过程中发生的含有微量的铟烟尘、阳极泥等各种残渣以及电解排出液作为质料，选用含萃取剂二(2-乙基己基)酯的有机溶剂，于pH小于1.0的条件下，对含铟及其它金属的硫酸溶液萃取，然后用在30-700C进行反萃，然后挑选性别离铟。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。其萃取铟的功率可高达98%以上。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。 2.硬锌真空蒸馏提锌和富集锗铟银 “硬锌真空蒸馏提锌和富集锗铟银”项目归于材料学科，冶金技能领域科研项目。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。硬锌是粗锌火法精馏过程中产出的一种中间产品，是由粗锌中的高沸点物质组成，其首要是以锌铅铁砷为主体并含有锗铟银等元素的多元合金。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。硬锌的产出率约占粗锌处理量的4%。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。由昆明理工大学我国工程院院士戴永年等人掌管研讨的“硬锌真空蒸馏提锌和富集锗铟银”项目获得了2003年度国家技能创造奖二等奖。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。 该技能用“真空蒸馏法提锌和富集锗铟银”的新流程及新工艺，并成功地研发了与该工艺流程配套的出产设备，打破了惯例的在现有出产技能上进行技能改造的传统做法，获得了成功。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。有关专家点评道，该创造工艺属国内首创，且安全可靠，操作便利，无“三废”污染，属“绿色冶金”新技能，契合国家所倡议的资源归纳利用的可持续开展战略，具有新颖性、创造性和实用性。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。 3.从矿渣中收回金属铟 从锑、锌矿渣中收回金属铟一般选用酸化浸出-萃取法。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。在其他矿渣中如铁矾渣、铜渣等也含有稀散金属铟。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。冰铜冶炼转炉吹炼得到的铜渣中铟含量达0.6%～0.95%，具有较大的收回价值。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。从铁矾渣中富集、收回铟可选用复原蒸发处理和萃取提铟新工艺，将铁矾渣在高温下用炭复原，并参加某助剂使铟从渣中蒸发出来，构成富铟物料，再进行浸出-萃取-电积，可得到纯度为99.99%的高纯铟，铟收回率大于80%，一起处理了铁矾渣的污染问题。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。 4.从烟灰中收回金属铟 冶炼烟灰中首要含有锌、铅、铜和铁等金属，一起含有少数铟。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。铟在冶炼烟灰中首要以In2O3，In2S3和In2(SO4)3等物相存在。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。从冶炼烟灰中收回铟首要选用酸浸—溶剂萃取法。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。株洲冶炼集团选用硫酸直接浸出—萃取法从铅浮渣反射炉烟尘中提取铟，在200g?L-1硫酸溶液中浸出，铟的浸出率为90%，用P204作萃取剂，恰当条件下溶液中铟的萃取率可达85%，用HCl作反萃剂，反萃率在95%以上。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。在酸浸过程中参加NaCl有利于进一步进步铟的浸出率。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。对铅烟灰进行酸化焙烧—水浸，铟浸出率进步到88%以上。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。在萃取过程中选用P204水平箱萃取法，铟的萃取率从90%进步到95%。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。 5.从废水中收回金属铟 1)萃取法 在铟的富集与收回中，萃取是重要的办法，萃取剂包含二(2一乙基己基)(HDEHP、P204)，P5708、P507D、P350、PV?HQPF、Cyanex923、TR-PO、TBP和石油亚砜等。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。 2)离子交换法 萃淋树脂具有萃取剂流量少，柱负载量高，传质性能好等长处，广泛使用于别离工程。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。 3)液 液膜别离法是一种高效、快速、节能的高新别离技能。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。以P291为活动载体，L113A为表面活性剂，液体石腊为膜增强剂，火油为膜溶剂，硫酸和硫酸肼水溶液为内相试剂，用该乳状液膜系统对铟进行别离富集。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。 6.从合金中收回金属铟 以铅、锡等为主体的多元合金及金属化合物，含有铟、锗等有价金属，可选用碱熔、酸浸的办法收回铟、锗等有价金属。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。如电炉底铅是以铅、锡等为主体的多元合金及金属化合物，往电炉底铅中参加NaOH，进行碱熔和碱煮，将细浸出渣酸浸，两段酸浸的铟总浸出率达99%，铟直收率达84.3%。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。 我国铟的提取工艺在上世纪90年代初获得打破，在有色金属工业快速开展的大布景下，铟的提取工艺遍及十分快，特别是铟价高涨之后，铟的归纳收回遭到厂商的遍及注重，国内科研单位和出产厂商针对各种含铟物料的提铟工艺又获得长足进展，因而我国铟产值增加敏捷。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。首要出产供应商工艺特色在于针对不同的含铟质料采纳不同的开始富集办法和溶解技能，再依据介质状况挑选合适的萃取剂。铜铝铅CNMN.COM.CN锌锡镍，我国有，小金属,废旧金属。如华锡集团和柳州铟泰科技有限责任公司提铟质料为含铟量大约0.2%的炼锌铁钒渣;葫芦岛锌厂、韶关华力公司、韶关冶炼厂则是从含铟2%～3%的硬锌块中提铟;株洲冶炼厂用置换渣(铟2%～3%)作为提铟质料;柳州锌品公司从出产立德粉的浸出渣(含铟0.2%)中提炼。

一般以为，碳质页岩与石煤中的钒主要是呈涣散状况，无法经过物理选矿办法选出独立相。现在，主要是选用平窑钠法焙烧法从石煤中提取钒。因为生产供应商多为乡镇厂商，生产规划小，不正规，钒的转化率和总回收率低，烟气中所含的氯及氯化氢等有害成分难处理，对环境构成的污染严峻，许多不正规的小厂商多被撤销，故其总的生产规划一向不大，产值也不高，约占全国钒产值的5%左右，且多为化工产品。可是最近，贵州101地质队在镇远县发现一个钒矿石量近8000万吨、五氧化二钒金属量60多万吨的多层独立钒矿床，这是迄今贵州发现的最大的独立钒矿床。贵州101地质队是在进行1：5万铅、锌、银化探反常查验时发现这个矿的。经过进一步的地质勘查作业证明，该钒矿床坐落一级结构单元扬子准地台西南缘与江南造山带的过渡带，矿层呈层状产出于黑色的硅质岩与炭质页岩互层地层中，共3层，为独立钒矿床，并伴生具有归纳利用价值的铀、铂、钯等稀有金属。该独立钒矿的发现，改变了以往大多数人以为钒以伴生状况存在，并只要单层的知道，对进一步正确点评和寻觅该类型钒矿有着重要的含义。2.钒主要以类质同像赋存于钛铁矿-磁铁矿系列中，并构成规划很大的钒钛磁铁矿矿床。但因为钒在钛铁矿-磁铁矿系列中过于涣散，无法经过物理选矿取得钒的独立相，而只能取得含钒的铁精矿，精矿中含钒量跟着铁档次的进步而进步。含钒铁精矿经烧结与冶炼，钒进入铁水。再选用雾化吹钒工艺，生产出钒渣。然后由水浸法提取钒，然后完成钒与铁的别离。

李久成等报导了从稀土矿中提取钪，以NH4Cl或NaCl浸出提钪母液，pH 3~4时，以环烷酸萃取，稀土离子萃入有机相，而钪留在萃余液中。但张毅具体研讨了环烷酸对各种稀土元素的萃取规则, 标明钪在pH 2.20时开端萃取，pH 3.3时已被萃取彻底，其pH1/2只要2.84，小于其它稀土元素。各种稀土离子萃取次序为Sc>Eu>Gd>Yb>Nd>Y>La，这与李久成给出的萃取次序ΣCe>ΣY>Sc不同。严纯华等以HA-ROH-火油系统，用三步错流萃取法从含钪仅0.04%的稀土料液中分步取得富钪(含Sc约15~30%)、粗钪(Sc³99%)和高纯氧化钪(Sc2O3/REO ³99.999%)，萃取总收率大于90%。

钒是一种过渡金属元素，在天然界中散布极为涣散，故也称为稀散元素。钒的使用非常广泛，在钢铁、有色金属、化工、合金、超导材料、轿车等工业范畴都是不可或缺的重要元素。钢铁、有色金属以及合金中参加必定量的钒，能够改动其微观结构，大大提高钢的耐磨性、红硬性，减轻材料分量，延伸使用寿命;在化工工业中制作钒催化剂，报价便宜，功能安稳，抗中毒功能强;一起，钒化合物多彩的色彩能够用来制作颜料、油漆等;在超导材料中，钒与硅、镓化合物均有较高的超导改变临界温度的特性。因而，钒矿资源的归纳开发使用具有非常重要的战略意义和工业需求。 一、我国钒矿资源及其区域散布 (一)我国钒矿资源的储量及其区域散布 依据矿产储量统计表，到2006年末，我国有18个省和自治区有钒矿资源，产地123处，保有资源储量约3400万t(以V2O5计，下同)，累计查明资源储量约3600万t。首要散布在湖南、湖北、安徽、陕西、四川、贵州、河北等省，其间，四川、陕西、湖南、安徽和湖北等5省的保有资源储量别离为1855.9，454.4，384.8，234.2和143.3万t，别离占全国保有资源储量的54. 4%，13. 3%，11.3%，6.87%和4.20%;累计查明资源储量别离为1 941.4，455.1，385.4，277.8和143.3万t，别离占全国累计查明资源储量的53.9%，12. 6%，10.7%，7.71%和3. 98%。这5省钒矿保有资源储量占全国钒矿资源的90.1%，累计查明资源储量占全国的88. 9%。 我国大型钒矿(≥100万tV2O5)数量不多，首要散布在陕西、湖南、四川和甘肃等少量区域的9处矿区点，储量为1689.4万t，占总储量的49.6%;中型钒矿(10～100万tV2O5)广泛散布在四川、陕西、湖南、湖北等11个省，共41处矿区点，储量为1 535.6万t，占总储量的45.0%;小型钒矿(≤10万tV2O5)数量最多，有73处矿区点，但储量仅184.3万t。大、中型钒矿储量即占全国储量的94.6%，小型钒矿储量仅占全国储量的5.4%。 (二)我国钒矿资源的共、伴生特征及区域散布 天然界中独自的含钒富矿较少，大多为共生和伴生矿。据统计，独自钒矿产地仅30处，算计储量665.1万t，占全国总储量的19.5%;共生、伴生钒矿产地93处，储量2744.2万t，占总储量的80.5%。全国钒矿档次1.0%的算计储量2884.6万t，占总储量的94.6%，其间，档次在0.6%～1.0%的储量为890.3万t，占总储量的29.2%。依据材料，钒矿资源中V2O5均匀档次以湖北、陕西、湖南和浙江等4省档次的较高，别离为0.89%，0.82%，0.80%和0.78%，最高档次到达1%以上，陕西商洛市商南县矿区档次超越1.5%;这些钒矿资源已具有很高的工业使用价值，为金属钒的提取供给了丰厚的资源储藏。 钒矿石首要有钒铁矿石、石煤、钒铀矿、钒酸盐矿、磷灰岩、绿硫钒矿、沥青石、原油和铝土矿。我国钒矿资源首要由钒铁矿石和石煤矿组成，具挖掘价值的钒矿以石煤为主。钒铁矿石首要是钒钛磁铁矿。依据矿产一般工业要求，钒铁矿中V2O5质量分数为0.15%～0.2%时即可进行归纳收回。我国铁矿石中V2O5质量分数达0.15%以上的保有资源储量为2215.6万t，占总储量的72.7%，首要散布在四川攀枝花、河北承德、陕西汉中、湖北郧阳和襄阳、广东兴宁以及山西代县等地，其间，攀枝花是首要散布地，已探明矿石储量为100亿t，V2O5储量为1578万t。钒钛磁铁矿现在首要用于炼钛，钒金属首要在冶炼进程中从钢渣中提取。其他方式的含钒资源在国内散布并不广泛，相关报道不多。 据统计，我国石煤中V2O5的储量约1128万t，占总钒矿资源储量的37.0%，首要散布在贵州、陕西、湖南、江西、河南、湖北、安徽和浙江等地，其间，散布较会集的区域首要是湖南、湖北、浙江和贵州，这4省石煤钒矿资源占全国石煤钒矿保有资源储量(以V2O5计)的53.5%。 二、石煤提钒的惯例工艺 现在，作为钒提取质料的首要是钒钛磁铁矿和石煤。钒钛磁铁矿首要用于冶炼钛，副产钒。含钒石煤是我国的一种共同的钒矿资源，因为档次相对较低，对其挖掘和归纳使用还远远不够，但含钒石煤是我国钒矿资源使用的一个重要开展方向。 (一)石煤中钒的矿藏学特征及存在形状 石煤是存在于陈旧地层中，在浅海环境下由藻类、菌类等低一级生物作用而构成的一种煤炭资源。与一般煤炭比较，石煤具有高灰、高硫、低碳、低热值等特色，既是一种动力，又是一种潜在的多金属矿产资源，首要以V金属为主。有些石煤中伴生有Ag、Cu、Mo、Na、Ni、U、Zn等工业价值较高的金属元素;在某些层位中，一种或几种伴生元素到达工业独自挖掘档次或鸿沟档次，可作某种矿藏资源独自挖掘。 石煤中钒的存在方式多样，一般分为3种，即钒云母类，含钒针铁矿、赤铁矿和碳酸盐类，含钒电气石和高岭土类。大都石煤中钒存在于钒云母中，与Si、Al、K共(伴)生;含钒针铁矿、赤铁矿中与钒共(伴)生元素多为Fe;碳酸盐类矿藏中多含Al、Ba、Ca、Cu、Fe、K、Mg、Na、P、Pb、Si及Zn等元素，钒在这些矿藏中的价态多样。在钒云母中，钒通常以V(Ⅲ)和V(Ⅳ)存在，V(Ⅲ)占大都。三价钒能以类质同相方式替代三价铝等进入硅酸盐矿藏晶格中，一起，四价钒也能够类质同相方式存在于硅氧四面体结构中。在含钒赤铁矿和钒高岭土中，钒首要以吸附形状存在，首要是V(Ⅳ)和V(Ⅴ)。 钒矿冶炼办法的挑选关键是由钒在该类矿石中的赋存状况决议的。假如石煤中的钒首要以吸附状况存在，则可用酸或碱溶液直接浸出，使钒以各种钒酸根离子方式溶解在溶液中，也可参加氧化性或还原性物质辅佐浸出;假如石煤中的钒首要以类质同相方式存在于硅酸盐矿藏晶格中，那么此类矿石难于浸出，要将三价或四价钒浸出来，首要有必要损坏晶体结构，使赋存在晶体结构中的钒开释出来。因而，查清矿石中钒的赋存状况(包含钒的各种化合物和矿藏存在方式、价态及其散布状况)是钒冶炼至关重要的前提条件。因为我国石煤多属难浸钒矿，因而许多研讨者便致力于研讨如何用经济而简洁的办法开释硅酸盐晶体中的钒。现在，提取钒工艺首要有火法-湿法联用工艺和湿法工艺。 (二)火法-湿法联用工艺 火法-湿法联用工艺是现在工业上从石煤中提取钒使用较多的技能，首要有钠化焙烧-水浸工艺、钙化低钠焙烧-碱浸工艺、空白焙烧-碱浸工艺(直接焙烧)和加酸焙烧冰浸工艺等。 钠化焙烧-水浸工艺是工业上使用最多的工艺。该工艺技能老练，基本原理是以NaCl或Na2CO3为增加剂，经过焙烧将多价态的钒转化为水溶性的钠盐，如Na2O·yV2O5，NaVO3，再对钠化焙烧产品直接水浸，得到含钒浸出液，再参加氯化铵进行中性沉钒，沉淀物经焙烧得粗V2O5。焙烧进程反响如下：选用钠化焙烧-水浸工艺，钒的收回率较低，仅40%～60%，且在钠化焙烧进程中发生Cl2、HCl、SO2等有害气体，对环境污染较大。 钙化低钠焙烧-碱浸工艺是在传统的钠化焙烧进程中参加增加剂CaO，使石煤中的钒氧化后与CaO结合生成钒酸钙，再用Na2CO3溶液浸出，钙生成溶解度更小的CaCO3，钒则以游离态进入溶液，终究钒浸出率可达67.6%。钙化低钠焙烧-碱浸工艺的反响机制如下：钙化焙烧后选用硫酸浸出，可得到85%以上的钒浸出率。钙化低钠焙烧-碱浸工艺的钒收回率依然不高，仅仅NaCl的参加量有所削减，依然对大气有污染。 空白焙烧-碱浸工艺(直接焙烧)是指使用空气中的氧气作氧化动力，直接损坏钒矿藏晶体结构，使钒氧化成V(Ⅴ)，转化成可溶性的钒酸盐和偏钒酸盐;焙烧后的产品用NaOH溶液浸出。空白焙烧-碱浸工艺避免了钠化焙烧发生的酸性气体污染，节省了增加剂，但浸出时刻有必要确保在3h以上才能使钒的浸出率到达75%以上。 钠化焙烧和空白焙烧工艺的钒浸出率均不高，所以有研讨者探讨了加酸焙烧-水浸工艺的可行性。该工艺是在焙烧时参加10%的硫酸，焙烧3h，天然冷却后再用水浸出2h，终究钒的浸出率达95%以上。针对硫酸焙烧工艺，有研讨者提出了低温硫酸焙烧-水浸工艺。在250℃下焙烧后，以液固体积质量比1.2mL/g用水在100℃下拌和浸出2h，钒浸出率达78. 2%。 火法-湿法联合工艺中，钠化焙烧-水浸、钙化低钠焙烧-碱浸和空白焙烧-碱浸等相对比较老练，但钒收回率较低，并且存在较严峻的环境污染问题，尤其是发生的Cl2、HCl、SO2等有害气体，很多排放的高浓度氮废水等是现在钒冶炼工业中比较扎手的问题。加酸焙烧-水浸工艺的钒浸出率比较高，是一种值得进一步研讨的工艺。 (三)全湿法工艺 全湿法提取石煤中钒的工艺现在研讨不多，且均环绕酸浸而打开。酸浸办法首要有直接酸浸、参加助浸剂酸浸和加压酸浸3类。 直接酸浸是H+进入硅酸盐矿藏晶格中置换Al3+，使离子半径发生变化，然后开释出V3+，V3+进一步氧化为V4+后用硫酸浸出。直接酸浸后，V2O5收回率在70%～85%。直接酸浸基本原理如下：直接酸浸只依托H+作用损坏晶体结构。因为钒在石煤中的存在形状安稳性较高，故直接进行酸浸有时作用并不抱负，浸出时刻长，浸出功率较低。增加必定试剂即参加助浸剂能够促进钒的浸出，取得较高的钒浸出率。如用浸出石煤时，参加必定量的亚铁盐，可使大都钒溶解进入溶液，钒收回率可达85%以上。 直接酸浸的另一种改进是加压酸浸。加压条件改进了钒浸出动力学，大大缩短反响时刻，钒浸出率可达90%以上。但此办法对设备腐蚀大，设备要求较高。 近年来，也有其它一些试剂用于从石煤中直接浸出钒。其间，亚熔盐浸出是针对焙烧进程中发生环境污染、能耗高、钒转化率低一级问题而开发的新办法。复合钠制剂亚熔盐包含钠制剂和氯盐，氯盐与矿藏中的氧化物，如V2O5、Fe2O3、SiO2等反响发生Cl2，Cl2具有更高的活性，能够损坏矿藏晶体结构，将其间的V(Ⅲ)和V(Ⅳ)氧化为V(Ⅴ)。亚熔盐法的钒浸出率可达90%以上。亚熔盐浸出法相对直接酸浸缩短了反响时刻，可取得较高的钒收回率，一起浸出液不含酸，相对来说较简略进行后处理，是值得进一步完善和开发的新工艺。 (四)生物浸出技能 生物浸出技能对环境友好、工艺简略，近年来开展比较敏捷，已测验用于从石煤中提取钒。 难浸石煤中的钒以硅酸盐方式存在。研讨标明，硅酸盐在生物浸出进程中的溶解会增大反响系统的pH，然后影响生物浸出作用;钒对细菌的毒害效应在某种程度上也首要受pH的影响而不是受金属元素自身毒害作用的影响，阐明在生物浸出时操控pH非常重要。培育耐钒菌种时，在参加有机物的培育基中，以V2O5、VOSO4、Na3VO4和NaVO3为驯化物，以磷酸缓冲液缓冲，操控pH在8.0～8.9范围内，温度维持在24～37℃之间，终究可得到比较好的驯化作用。Katarina等研讨了选用Acidithiobacillusferrooridans和Acidithiobacillusthiooxidans菌株将废催化剂和石油飞灰中的五价钒还原成四价钒进行废料解毒并收回钒，在30℃下，培育基中参加FeSO4·7H2O和单质S，两菌株对V2O5和NaVO3的耐受极限别离为0.003mol/L和0.01 mol/L，其对生成的四价钒最高钒耐受浓度可达4mol/L。Pradhan等人研讨了选用硫氧化细菌和铁氧化细菌选用两段浸出法浸出粹进程中的废催化剂。第1阶段，pH操控在2～3之间，催化剂质量浓度15g/L，V、Mo、Ni浸出率别离为32. 3%、58. 0%和88.3%;第2阶段，pH操控在0. 9～1.0之间，催化剂质量浓度50g/L，金属终究浸出率别离为94.8%V、46. 3%Mo和88.3%Ni。在生物浸出进程并不只限于选用传统细菌，使用真菌-黑曲霉也能够浸出废裂化催化剂中的重金属V、Ni、Fe、Al、Sb。嗜热培育基中参加蔗糖，在30℃水浴中，拌和速度120r/min，V、Ni、Fe、Al、Sb浸出率别离为36%、9%、23%、30%、64%。尽管浸出率并不高，但比较化学办法浸出作用要好的多。可见，将生物浸出法用于从石煤中浸出钒是可行的，但这一技能尚处于开始探究阶段，还需要深入研讨和开发。 三、展望 因为石煤存在发热量低、成分杂乱、有价金属档次低一级问题使得其开发使用存在必定难度。我国大都石煤中存在钒，钒首要以类质同相方式存在于硅酸盐矿藏中，难于浸出，所以加强石煤的矿藏学及相关的化学反响研讨，对开发适宜的提钒办法、合理开发使用石煤非常重要。 现在，从石煤中提取钒的工艺相对来说还比较落后，在我国依然处于实验室研制阶段。已具规划的钠化焙烧-水浸工艺存在比较严峻的大气和水污染，没有到达绿色工艺的要求;此外，石煤中还有Mo等其它使用价值很高的金属并没有得到合理的使用，如不加收回不只给环境带来沉重负担，并且也形成资源的糟蹋。因而，开发新的环保、高效提取工艺是石煤归纳使用迫切需要处理的关键问题。 因为石煤中有价金属档次低，选用成本低、工艺简略、环境友好的生物浸出技能不失为一个较好的挑选。但是，钒对菌种毒害性较大，较少的量即有较大的致死性，因而，选用生物浸出法的关键在于驯化菌种，如菌种驯化成功，生物浸出技能将是一个颇具开展前景的绿色工艺。

1925年，德国化学家瓦特洛达柯、艾德·特柯、O.贝哥发现了铼，并以莱茵河将它命名为铼。     地壳含铼约l×10-7%。铼的熔点318℃，仅次于炭和钨；密度21g/cm3，仅次于铂与铱、锇。由于铼与钼原子半径、离子半径（Re4+＝0.056nm、Mo4+＝0.068nm）很接近，铼常常取代了钼而进入辉钼矿晶格。研究还发现，一部分铼还存在于辉钼矿晶间的间隙或缺陷处。铼的硫化物主要为Re2S7与 ReS2。     至今还未发现自然态铼，而且铼也很少呈主要矿物组分出现。自然界的铼大多寄生在其他矿物中，辉钼矿是铼唯一重要的宿主矿物，成为提取铼的主要来源。存在于其他矿物中的铼仅为痕迹量，无工业回收价值。     铼往往富集于3R型辉钼矿中，而2H型辉钼矿中含量就较低。斑岩铜-钼矿石中含3R型辉钼矿比例往往较大，含铼也较高（几百到18 × 10-4以上）；斑岩钼矿含3R型辉钼矿较少，含铼也较低（1～10）×10-5。据J·M·布洛索姆（Blossom）报导，世界上铼产量的99％来源于低品位的中低温热液斑岩铜钼矿床。世界铼资源见下表。     我国铼储量也不少，主要分布在陕西、河南、湖南、辽宁等省，尤以陕西最多（约占已探明储量的60%~70％）。在几个大型钼矿，铼的储藏量虽然很多，但在辉钼矿中含量却很低（金堆城：17~20g/t，杨家杖子与栾川均在20g/t左右）。含铼较高的有湖南宝山铜矿（600g/t以上）、陕西黄龙铺钼矿（300g/t以上）等矿山。     目前，世界铼的年产量约10~50t，主要生产厂家有美国的S·W·萨塔柯化学公司、杜瓦尔公司、肯尼柯特铜公司、钼公司、冶炼与回收难熔金属公司，除美国这五个公司外，还有智利、德国、瑞典和俄罗斯也生产铼制品。     铼已进入辉钼矿晶体，浮选时，铼随辉钼矿进入了钼精矿，常规选矿无法进行钼-铼分离。铼的回收依赖钼精矿深加工过程分离提取。随钼精矿分解工艺不同，铼分离方法也不同。   表  世界铼资源（t）  国 家 与 地 区储    量远景储量北 美 洲美  国10005000加拿大4501700合  计14506700南 美 洲智  利13002800秘  鲁200600合  计15003400欧   洲前苏联250850其    他100400世界总计330011400               依据J.W.Blossom 1984资料        氧化焙烧法分解辉钼矿时，硫化铼也被氧化成Re2O7。Re2O7易熔（溶点297℃）、易升华（2500℃开始升华，360℃时Re2O7蒸汽压达0.1MPa）。所以，在氧化焙烧条件下，Re2O7几乎全进入了烟尘。由烟尘中提取铼的工艺简图，如下图。   图  焙烧法回收铼原则工艺       氧压煮工艺湿法分解辉钼矿时，铼转化为ReO4-离子进入溶夜。     含有钼与铼（及杂质）的溶液，可以通过溶剂萃取或离子交换，经提纯、加工，制成高铼酸铵NH4ReO4产品销售。溶液中的钼可生产成仲钼酸铵销售。这部分工艺将在第四章钼酸铵湿法分解工艺介绍。    铼在钼精矿深加工时，作为重要伴生元素而回收。

表5  铁浆法浸出精矿时各组分的溶解率项目AuAgCuFeSSiO2MgOCaOAl2O3/（g·t-1）/（g·t-1）/%/%/%/%/%/%/%精矿组分79500.6426.69185.5235.740.391.414.64浸渣组分4.25120.5416.2121.730.080.21.293.63溶解率94.627615.6339.2723.9215.8448.728.5221.77     ④本实验在初始矿浆pH为1-1.5，H2SO4的质量浓度为8.96g/L,浓度为4.49g/L的条件下浸出，因为上述各种杂质的很多溶解，每吨精矿耗费硫酸100.5kg,6kg。经作业耗费，贫液中含H2SO4浓度4.11g/L、SCN2H4浓度2.14g/L,作业过程中的药剂耗费占50%以上。    ⑤本次运用的精矿，金呈极细粒散布于精矿中，磨矿粒度原则上虽以细为好。实践作业中磨矿粒度已达80%-85% -0.043mm（-325目）。若再行细磨，不光增大磨矿本钱，还将增大杂质的溶出量，或许会引起金浸出目标的恶化。    ⑥实验证明：铁浆法工艺简略、操作便利。长春黄金研讨院为工业实验而规划的设备已完结了机械化和程序自动控制，可节约劳力，减轻劳动强度，故该工艺和设备在完结实验后已应用于工业出产。出产实践证明，它能满足出产需求。    4）金泥的处理    铁浆法金泥的产出率一般为精矿的1%左右，金泥含金常为1%-5%，富集比小。鉴于金泥含金档次低，给下一步的提纯带来困难，故多选用火法熔炼或湿法冶金处理。    金泥的火法熔炼能够选用坩埚炉、小型电炉、转炉或灰吹炉处理，因为金泥含金低、组分杂乱，特别是铅、铜、铋等金属的存在，需求进行长期的氧化熔炼才干除掉，给火法熔炼带来困难。为此，可根据金泥的实践组分，预先选用氧化或硫酸盐化焙烧和酸或高铁盐浸出等惯例工艺将S、Cu、Fe等除掉，使金、银富集后再进行火法熔炼，并加熔剂造渣产出合质金，然后用惯例工艺别离提纯。    金泥的湿法冶金，可用酸浸（煮）法、化法、法、化法、法等，但在大多数情况下，最好预先进行氧化或硫酸盐化焙烧和浸出以除掉杂质，使金富集后再处理。[next]    在上述湿法冶金中，化法和法所得产品金纯度不高，还需提纯处理。溶金再用SO2、亚铁盐或钠等复原剂复原的办法，使产品金纯度进步，但有必要预先除掉金泥中的杂质，使金泥中的金含量进步至50%以上才便于选用。而化规律不受金泥含金档次凹凸和杂质多少的约束。因为能溶解的物质化法也能溶解，浸出液中各种离子的浓度虽适当高，但运用SO2、亚铁盐、钠等复原剂均能挑选性复原金，并产出纯度高的金粉，再经氧化熔铸可产出纯度大于99%的金锭。但选用法或化法，金泥中的Ag会生成AgCl进入渣中，需选用浸法或钠浸出法及其他适合工艺从浸渣中收回银，或许将含AgCl的浸渣进行复原熔炼，经造渣后产出铜、银等的合金，再用惯例办法从中别离银并归纳收回有价金属。若选用硫酸浸出除杂质，硝酸分银和（或氯化浸出）分金的分步湿法别离提纯工艺，作用也很好。    4.炭浆或树脂浆法    从浸出矿浆中吸附金、银的炭浆法或树脂浆法，其作业办法和化浸出的炭浆法或树脂浆法相同，所用的活性炭也相同。若选用树脂浆规律因金络离子为阳离子，而应运用强酸性阳离子交换树脂或硫醇树脂等。如不运用粒状吸附剂，而运用阳离子交换树脂纤维布或活性炭纤维布，还可免除从矿浆中筛分收回载金粒状吸附剂的作业，只需守时从矿浆中提出载金纤维布送解吸金，并向槽中参加另一批备用纤维布继续进行吸附。    因为金是带正电荷的络阳离子，金在吸附剂上的吸附性能与带负电荷的金络阴离子是不同的，其解吸办法也简略些。只需通过热（约50℃）酸或热液洗刷，吸附剂上的金、银就可彻底洗脱下来。    活性炭吸附金时也吸附了一些，这些在有氧（空气）条件下解吸金时，会因炭表面的催化作用使快速氧化分化，鉴于相同的原因，若要从贫液或尾液中收回，可先用活性炭吸附，然后在无氧条件下用少数温热水洗刷，就可取得纯洁的浓液。因为此法具有必定的难度，一般是将尾液或贫液进行适度中和，使过量Fe3+水解堆积后回来运用。它既可节约，又可完结无排污作业。    广西龙水金矿是含碳质页岩、石墨的硫化矿床。天然金粒度较粗，大部分为0.01-0.1mm，少数大于0.3mm，-0.01mm的只占15%。金粒首要赋存于黄铁矿的裂隙中，少数为黄铁矿所包裹。鉴于矿石的特性，经实验后，多年来一向选用矿石浮选、精矿焙烧和铁浆法提金工艺。因为矿浆pH在1.5左右，铁板耗费量每吨精矿约10kg,铁板上酸蚀构成的孔洞中夹藏很多矿泥，金泥含金档次只0.1%-0.2%，并有部分金残存于铁板蜂窝状孔隙中得不到收回，且银的浸出率很低，形成资源糟蹋。    为此，龙水金矿又进行了炭浆法小型探究性实验。实验规划为1kg级，限于矿山设备条件，实验只选用单要素比照法，没有进行多要素最佳条件挑选实验。本次实验共进行两批计七个样品，矿样均为浮选精矿的焙砂。第一批三个样为高档次焙砂，未再磨矿，粒度较粗，用于铁浆法与炭浆法比照实验。实验条件是在室温下，按每吨焙砂加硫酸50kg,4kg,铁浆法浸出36h，在浸出的一起按3m2·m3·槽-1参加铁板进行浸置；炭浆法浸出24h，在浸出12h后按吨焙砂加活性炭15-20kg。第二批4个样为不同含金量的低档次焙砂，经再磨矿至90%~95%－0.043mm（-325目），全选用炭浆法浸出，其条件除加酸和与上述相同外，另增加高价铁盐2kg/t，浸出时刻24h，在浸出12h后加活性炭15-20kg/t，实验办法及成果列于表6。从表中看出，选用炭浆法和铁浆法，金的浸出和收回目标附近，银的浸出率二者都不高。怎么进步银的浸出目标等问题有待进一步探究。[next]表6  浸出炭浆法与铁浆法成果比较试样批号办法焙砂档次药剂量浸出时刻/h浸出率/%金收回率/%/（g·t-1）/（kg·t-1）AuAg硫酸Fe3+AuAg1-1#铁浆法342108504　3689.9118.5299.931-2#铁浆法2484.814.3599.881-3#2487.4322.6999.892-1#至4#炭浆法26.0~48.5未化验50422486.6~93.8未化验98.14~99.05     5.矿浆电解堆积法    浸出矿浆中金的电解堆积选用外加电源的不溶阳极电解法。此法于1979年首先由平桂矿务局进行了实验，后来广东矿冶学院别离选用铁、铅、铜作极板进行了较体系的小型探究性研讨，其办法和成果如下：    实验是在矿浆固液比1：2，硫酸10kg/t，3g/t，室温25-30℃，槽电压7V条件下浸出-电解4h。因为时刻短，金的浸出率虽不到50％，但已溶金的电积收回率高达99%左右。    后经条件实验，开始以为以矿浆pH1.0-1.3、槽电压3~5V较好。槽电压的监控运用饱满甘电极丈量阴极氧化复原电位，当阴极电位为-5mV时，金能满足地堆积于阴极上收回。若槽电压过高，阴极电极电位和电流密度将显着上升，尤以阳极电位升高最大，导致矿浆酸度和温度升高，热分化加速，阳极氧的分出速度也加大。因为实验用的金精矿含碳2.65%~3.12%，阳极析氧速度加速会使碳的氧化加重，生成一层粘稠的碳质泡沫浮于矿浆面上，不利于操作。    实验还证明，别离选用铁、铅、铜板作阴极，虽然这些金属的电位不同，但在通入电源后它们的电极电位简直相同，因为阳极在电解时不断分出氧，矿浆中的氧浓度可坚持稳定。矿浆中既有满足的氧，作业的拌和速度也可低些。这些氧还可使精矿溶出的Fe2+不断氧化生成Fe3+，而不用另加氧化剂。

离子吸附型稀土矿又称风化壳淋积型稀土矿，20 世纪60 年代末期首先在江西省龙南足洞发现，尔后相继在福建、湖南、广东、广西等南岭地区均有发现，但以江西比较集中、量大。离子吸附型稀土矿是一种、国外未见报导过的我国独特的新型稀土矿床。经几十年的研究，查明该类型矿分布地面广，储量大，放射性低，开采容易，提取稀土工艺简单、成本低，产品质量好等特点。 英文名ion-absorbingtyperare earthsore 离子吸附型稀土矿，主要分布在我国江西、广东、湖南、广西、福建等地。 目前离子型稀土矿的提取方法有两种 (1)用NaCl从离子吸附型矿石中提取稀土 使用NaCl是目前处理这种类型矿石的主要化学选矿方法之一，从采场运来的矿石，送进一个长方形水泥池中浸泡，浸出液通过池底的过滤层从排出口排出，浸渣用人工清除，浸出液在饱和的草酸溶液中沉淀，经过滤，滤液经石灰中和并补加食盐返回再用;滤饼即为稀土草酸盐，经灼烧、水洗、再灼烧得混合稀土氧化物。该工艺目前存在的主要问题是浸渣含NaCl高，造成土壤盐化。 (2)硫酸铵法 用(NH4)2SO4从离子吸附矿石中提取稀土，是最近几年研究成功的一种方法。与NaCl法不同之处在于，用1%~2%的(N H4) 2 SO,溶液浸泡矿石，随后用草酸沉淀而获得稀土草酸盐，再经一次灼烧即可获得含REO> 90%的混合稀土氧化物，滤液经补加硫酸按返回再用。与NaCl法相比，其浸渣不会造成上壤盐化问题。

稀土金属(rare earth metals)又称稀土元素，是元素周期表ⅢB族中钪、钇、镧系17种元素的总称，常用R或RE表示。它们的名称和化学符号是钪(Sc)、钇(Y)、镧(La)、铈(Ce)、镨(Pr)、钕(Nd)、钷(Pm)、钐(Sm)、铕(Eu)、钆(Gd)、铽(Tb)、镝(Dy)、钬(Ho)、铒(Er)、铥(Tm)、镱(Yb)、镥(Lu)。它们的原子序数是21(Sc)、39(Y)、57(La)到71(Lu)。 风化壳离子吸附型稀土矿 我国风化壳离子吸附型稀土矿20世纪60年代末期首先在江西省龙南足洞发现离子吸附重稀土矿及寻乌河岭离子吸附轻稀土矿后，相继在福建、湖南、广东、广西等南岭地区均有发现，但以江西比较集中、量大。离子吸附型稀土矿是一种国外未见报导过的我国独特的新型稀土矿床。经20多年的研究，查明该类型矿分布地面广，储量大，放射性低，开采容易，提取稀土工艺简单、成本低，产品质量好等特点。已探明工业储量100万吨（REO），远景储量1000多万吨。目前年生产含REO>60%混合稀土精矿1万吨（REO）。 一、矿石性质 风化壳离子吸附型稀土矿系含稀土花岗岩或火山岩经多年风化而形成，矿体覆盖浅，矿石较松散，颗粒很细。在矿石中的稀土元素80%～90%呈离子状态吸附在高岭土、埃洛石和水云母等粘土矿物上；吸附在粘土矿物上的稀土阳离子不溶于水或乙醇，但在强电解质（如 Na Cl、（NH4）2 SO4、NH4Cl、NH4Ac等）溶液中能发生离子交换并进入溶液和具有可逆反应。 二、稀土提取工艺及技术指标 （一）氯化钠法 20世纪60年代末期发现该矿床后， 1970年即研究出“氯化钠池浸法”工艺 ，它是20世纪70年代处理这种类型矿石的主要方法。从采场运来的矿石，送进一个长方形的水泥池中浸泡，浸出液从池底的过滤层的排出口排出，浸渣人工清除，浸出液在饱和的草酸溶液中沉淀，过滤的滤饼即为草酸稀土，经灼烧、水洗、再灼烧得混合稀土氧化物。 （二）硫酸铵池浸法 氯化钠浸矿法存在浸矿时间长，氯化钠浓度大，消耗量大，钠离子共沉淀多，影响一次灼烧产品，纯度只能达到70 %，需对一次灼烧产品水洗脱钠，再灼烧的复杂工艺，并且浸渣（尾矿）中含有大量氯化钠，造成土地盐化，污染环境。制定了用3%～5%硫酸铵溶液浸泡矿石、滤液草酸沉淀（由于草酸较贵，20世纪80年代末期已开始用碳酸氢铵代草酸作稀土沉淀剂，现在已应用在部份厂矿中生产晶型碳酸稀土）。草酸稀土一次灼烧即可获得含REO>90%的混合稀土氧化物，滤液补加硫酸铵返回再用。与氯化钠相比，硫酸铵浸矿能力强，用量少，铵离子沉淀少，灼烧时易挥发，浸渣不会造成土壤盐化。化学选矿的工艺流程见图1。图1  硫酸铵—草酸提取稀土工艺流程 （三）原地浸出法 池浸法工艺技术及设备条件简单，易操作，因而迅速发展，遍地开花。但是池浸法的最大缺点是生产1t氧化稀土，需开采的地表面积达200～800m2，采剥矿量大于1000m3，排放的尾砂量达800～1000m3，造成表土和植被严重破坏，水土流失，环境污染和资源浪费，稀土总回收率只30%～40%。为了克服这些缺点，早在1980～1985年，稀土地矿工作者就提出了地浸法的设想，以后又经“八•五”科技攻关，形成了较系统的工艺技术，地浸法的主要内容就是不把含有稀土的矿石挖出拿走，而是在含有离子型稀土矿的矿区或地段打井，通过地表注液井加入浸矿液，经过渗透和离子交换，有选择地将矿石中的稀土离子浸出并回收的工艺。溶浸液的回收有负压抽液和水封堵漏法，前者适应性较广。收集流出的溶浸液用草酸或碳酸氢铵沉淀，得到稀土氧化物产品，稀土浸取回收率70%～75%，这样地貌、地表和植被不遭破坏，稀土原地浸取与池浸比较，成本降低1200～3000元/ t REO。经过1990～1995年的科技攻关，地浸法获得了成功。现成已在江西龙南等部分矿山得到应用。

（1）用NaCl从离子吸附型矿石中提取稀土，是目前处理这种类型矿石的主要化学选矿方法之一。从采场运来的矿石，送进一个长方形水泥池中浸泡，浸出液通过池底的过滤层从排出口排出，浸渣用人工清除，浸出液在饱和的草酸溶液中沉淀，经过滤、滤液经石灰中和并补加食盐返回再用；滤饼即为稀土草酸盐，经灼烧、水洗、再灼烧得混合稀土氧化物。该工艺目前存在的主要问题是浸渣含NaCl高，造成土壤盐化。       （2）硫酸铵法  用（NH4）2SO4从离子吸附矿石中提取稀土，是最近几年研究成功的一种方法。与NaCl法不同之处在于，用1%～2%的（NH4）2SO4溶液浸泡矿石，随后用草酸沉淀而获得稀土草酸盐，再经一次灼烧即可获得含REO>90%的混合稀土氧化物，滤液经补加硫酸铵返回再用。与NaCl法相比，其浸渣不会造成土壤盐化问题。

[next]     2)碳泥质氧化矿的焙烧和铁装法浸出研讨    张家口金矿天然金首要赋存于褐铁矿、黄铁矿、白铅矿、方铅矿、黄铜矿和石英中，经浮选产出含碳、泥质和碱性矿藏较高的难处理金精矿。对与此相似的矿石，国内外在化前都采纳各种工艺办法来消除碳和有害杂质的影响，但化浸出率仍不高于85%-90%，而直接或在脱碳后进行浸置，金的浸出率也只80%左右，且每吨精矿耗硫酸135-180kg，大于5kg。为了进步此精矿的金浸出率，经实验后，预先对精矿进行氧化焙烧，完成了除碳、分化碳酸盐和驱除褐铁矿中结晶水的效果，再用铁浆法浸置，获得了比化法CCD工艺还好一些的经济技术目标。    图6是将含金100g/t左右的浮选精矿，在680℃左右的温度下焙烧20min左右，再经细磨至94%-0.043mm（-325目），经加硫酸调浆至pH=1.5-2后再增加，于六台浸出槽中进行接连铁浆法浸置。经3个批次44个班的实验标明，金的浸出率为95.07%~96.40%，均匀95.79%。铁板上金泥的金堆积收回率98.45%－99.69%，均匀为98.99%。总收回率均匀94.82%。每吨精矿耗硫酸70kg，1.5-2.2kg，首要材料耗费42.42-52.48元/t，比国内化CCD工艺处理同类矿石的本钱98.66元下降57％-47％。    本工艺矿浆不需过滤，设备和基建投资低，占地面积小，操作简洁，节约劳力，流程也短。它是我国法从难处理矿石中提金，从研讨走向工业使用的初次打破，早已成功使用于张家口金矿的工业生产。为铁浆法在我国的研讨和推广使用奠定了根底。    3)铁浆法的工业实验和推广使用    铁浆法的工业实验用的质料为硫金精矿，其间含有少数氧化矿藏。其首要矿藏为黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、褐铁矿、孔雀石、天然金及脲石矿藏石英、绢云母、绿泥石、高岭土和碳酸盐类等。精矿组分（金、银为g/t,其他为%）为Au 80.77，Ag 50，Cu 0.71，Pb 0.6，Zn 0.18，Fe 25.09，S 26.55，As 0.046，Bi 0.0063，Ni 0.038，SiO2 22.44，CaO 4.08, MgO 11.80, Al2O3  3.60。天然金粒度-0.038mm（400目）占80%以上，其间0.0067-0.0033mm的约占50％。[next]    实验选用接连浸置作业，规划为1.5t/d。给料办法一为机械接连给料，二为入工定量给料。浮选精矿经稠密机脱水后进行调浆，再入旋流器和分级机组成的闭路循环中磨矿，溢流送浸出。浸出金的收回是在槽中挂入铁板，在浸出的一起堆积金。    实验在七只槽中接连进行，磨矿粒度80%-85%-0.043mm（325目），固液比1:2初始质量分数为0.3%，pH 1-1.5，液温25℃，刺进铁板3m2·m3·槽-1，浸置时刻35-40h，并按每2h由天车守时吊出铁板主动刮洗金泥一次。    通过12d分别对两个计划进行比照实验标明：金的浸出率分别为94.50%和95.21%，堆积收回率99.35%和99.64%，总收回率93.89%和94.86%。金泥（一例）组分（％）为：Au 3.05，Ag 1.73，Cu 13.57，Fe 15.66，S 20.36，SiO2 19.42，CaO 0.33，MgO 0.35，A12O3 2.95。其间（Au＋Ag）4.78%。为了进步金泥中的Au、Ag档次，曾在刮洗前先用高压水冲刷除掉铁板表面附着的黄铁矿和细粒矿泥，金泥含金可进步至5%。    以上工业实验标明：    ①铁浆法与化逆流倾析洗刷工艺比较，各项经济技术目标适当或略好（如表3），首要是法所用精矿含金档次比化法低形成的。若铁浆法与化炭浆法比较，则法本钱要高些。表3  法与化法经济技术目标比较办法质料含金/（g·t-1）渣含金/（g·t-1）浸出率/%贫液含金/（g·m-3）置换率/%总收回率/%精矿生费/（元·t）化CCD工艺101.154.0695.10.0799.5693.53165.13法机械给料80.774.4494.50.2599.3593.89147.7人工给料75.53.6295.210.1399.6494.86     ②浸金的初始浸出速度很快，当矿浆在向槽加调浆后，金的溶解率已达50%以上，今后进入各浸出槽溶解速度逐步下降。表4是精矿在各槽中的浸出、置换作业目标。因为矿浆中金的浸出和铁的置换堆积是同步进行的，矿浆中金属离子浓度和Au溶解的电位都较安稳，因而，金的浸出率和置换率均呈稳步上升趋势。[next]表4  铁浆法的浸出和收回目标项目加酸槽加硫浸置槽脲槽1#2#3#4#5#6#7#精矿含金/（g·t-1）75.534.516.512.58.856.756.44.54.05累计浸出率/%　54.3178.1583.4588.2891.0691.5394.0494.64浸液含金/（g·m-3）　20.9511.254.51.560.630.330.270.15累计置换率/%　　46.378.5592.5596.9998.4298.7199.28     ③本实验是在高酸（pH 1-1.5）和高浓度（质量分数0.3%）条件下进行的，精矿中各杂质组分的总溶解率均匀达25%。表5是精矿和终究浸渣（取自7#槽）的首要组分及它们的溶解率（一例）。从表中看出，这些杂质很多溶解进入溶液中，不单加大了药剂耗费，还使很多杂质离子或化合物硫化沉积或混入金泥中，致使金泥的含金档次下降。在这些杂质离子和化合物浓度如此高的矿浆中，若不在浸出的一起选用铁浆法置换，金粒的表面就易发作钝化而下降浸出率，且会使已溶金的很多硫化物沉积于渣中而下降收回率。

加布拉对法和氛化法做了比照实验，两种办法同是处理含碳砷黄铁矿金精矿500g,在25℃、液固比为2时，选用空气作氧化剂（1L/min）且各取其最佳浸出参数：法用1000mL含质量浓度为0.175moVL H2SO4，0.197mL/L（15g/L）的TU溶液；化法用1000mL去离子水加4g NaCN,并加Ca（OH）2坚持pH＝l0。图1标明，法浸出30min后金收回率近90%，此刻化法金的收回率仅35%，欲达94%的提取率，化法需24h，而只须1h。    哥罗尼沃尔德对未经预处理的或酸洗的矿石用硫酸-溶液作浸出金的研讨，当溶液含浓度为1.0mol/L的H2SO4，1.2mol/L的和0.1mol/L的过氧化氢时，溶金速度很快，经1h便可收回98.5%的金，的耗费是1.4 kg/t矿石。    陈登文从难处理的含碳泥质矿石中浸出金，经焙烧和硫酸预处理后的矿石，酸性浸出金收回率达95%，与硫酸耗费别离为每吨矿石1.5-2 kg和70 kg。    就地浸出有限责任公司（Insitu Inc.）1981年在澳大利亚维多利亚进行了就地浸出实验。据报道，、硫代硫酸盐和铁的混合物溶液初次被用于“压入-抽出（push-pull）”实验，借以从一种深掩盖的冲积型矿床中提取金。    依据实验室核算，1000kg干料和100kg湿料（含金35g)，在加H2SO4 5kg、SO2 0.5kg、H2O2（30%）0.75kg、1.05kg的条件下，金的提取率可达98%（其间浸出段提取80%，洗刷段提取10%），经3段炭吸附，金的收回率为97.86%（3段别离为80%、16.37%和1.49%），金的总收回率在95％以上。    总归，近年来国外对法提取金表现出极大的爱好，但又持较慎重的情绪。较普遍地以为与化法比较，法具有减轻环境污染，加快溶金速度、下降铜、锌、砷、锑搅扰程度，工艺流程短、出资省、操作较简洁等长处；但药剂耗费高，设备费用较多等触及经济效益的问题还有待进一步处理。[next]    苏联学者B.B.罗捷希可夫对许多的理论和实验研讨工作进行归纳分析后，拟定出了以浸出为根底的湿法处理金矿石的准则工艺流程，该流程包含以下四个首要工序：    ①选用再生的、净化除杂后的酸性溶液进行金的拌和浸出。    ②含金的浸出液与浸渣经过稠密过滤的办法进行别离。    ③从溶液中收回金，以取得相应的契合精粹厂要求的产品。    ④收回金后的溶液作进一步处理，以再生和除掉溶液中的杂质。    关于从溶液中收回金，可选用下述几种办法：金属（锌、铅、铝）置换堆积，碱液（NaOH等）损坏络合物，电解堆积，吸附在活性炭和阳离子交换树脂上。    收回办法的挑选，首要取决于溶液中的金属含量。①关于金和银含量较高、质量浓度大于500 mg/L的溶液，宜选用电解法，它能一起使得到再生；②对金质量浓度小于50mg/L、银质量浓度在200-400 mg/L的溶液，吸附法最有出路，而且贵金属既能够吸附在活性炭上，又能够吸附在阳离子交换树脂上；③对金质量浓度大于50 mg/L、银质量浓度大于20 mg/L的溶液，当运用吸附法不太有用，即金属的富集程度较低时，可用金属置换堆积法，在这种状况下选用电解法在经济上是不太适合的。    现在研讨过的提金工艺首要有：惯例浸出法、向浸出液中通入SO2的SKW法、加金属铁板进行浸置的铁浆法、加活性炭或阳离子交换树脂进行吸附的炭浆或树脂浆法，以及向浸出槽中刺进阴、阳极板进行电解的电积法等。    如今供法提金的质料大多运用含金高的金精矿或焙砂，作业技能简直与用压缩空气进行拌和浸出的化法相同，仅仅需求选用耐酸设备。从浸出矿浆中收回金的办法多选用铁浆法和炭浆法等。    1.惯例漫出法    此法是向硫酸酸性（pH1.5-2.5)硫脉矿浆中鼓风拌和进行金、银浸出的惯例办法。矿浆中的已溶金一般选用过滤和屡次洗刷，并从滤液和洗液顶用置换、吸附或电解法收回金。它与化法的CCD工艺类似。但因为矿浆是强酸性硫脉介质，铜、铅、锌、铁等贱金属会和金、银一道溶解生成硫头绪离子，它不光使矿浆中的离子浓度过高，也会耗费许多硫脉。特别是用来处理硫精矿时，硫进入溶液会生成H2S、S、SO42-、HSO4-等硫化物。它们的彼此转化又可使矿浆中H2S（液）的平衡浓度约达0.1mol,它会使金属离子许多生成硫化物堆积。其间特别是金、银被硫化而堆积于矿浆中，或许硫粘附于矿粒表面而发作钝化，都会下降金、银的浸出率，使硫脉浸出作业结尾过早出现，浸渣中含金过高而形成丢失。但因为硫脉对银的浸出率比化法高得多，故1982年以来墨西哥科罗拉多金银矿山就选用硫脉法替代化法从含银尾矿中浸出银，取得了很好的效果。[next]    1)从辉锑矿精矿中浸出露出金    澳大利亚新南威尔士的希尔格罗夫（Hillgrove）锑矿是一个前期挖掘的矿床，现存锑矿带均匀宽300-400m。1969年，新东澳大利亚矿业公司（NEAM）又在这儿运营一个小矿山和选厂。    该矿为石英脉型含金辉锑矿床，首要共生矿藏为黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂、白钨矿和绿泥石等，矿石含Sb 4.5%、Au 9g/t。采出的矿石经磨矿、重选和浮选，产出锑精矿售给冶炼厂。精矿中含金30-40g/t、冶炼厂不交给任何酬劳。为了提取其间的金，选厂曾用化法实验，效果欠好，后在实验其他溶剂时，发现能快速地浸出精矿中的露出金。而于1982年3月树立一座1t/h的小型分批作业浸出车间。    该车间处理锑精矿仅仅收回其间的单体解离金，并不希求更高的金收回率。故选用较高的和Fe3+浓度，并将浸液与精矿预先混合制浆，可使每批精矿的纯浸出时刻缩短至巧min以内。浸出贵液中的金用活性炭吸附，产出含金6-8kg/t的载金炭直接出售。吸附金后的液加H2O2调整氧化复原电位后回来浸出进程循环运用。    选用浸出的开始几个月，曾出现已溶金堆积丢失，经查明，它是由金吸附在精矿中的绿泥石矿藏表面而形成的，故又在浮选时添加空气按捺剂633以按捺绿泥石，并在浸出前向矿浆中参加少数柴油。采纳这些办法后，露出金得以浸出，精矿中金收回率达50%-80%，耗费一般在2 kg/t以下。    该公司还发现，浮选尾矿中的毒砂含有许多金，故又添加了毒砂浮选回路，产出的砷精矿含As15%~20%，Sb 5%，Au 150-200g/t，尾矿中金的收回率为70%。为此，又于1983年建成一座600 t/d的前期尾矿再处理工厂，可从每吨尾矿中收回金1-2.5g。    2)含银质料制取纯银    为了探究用含银质料制取纯银的新工艺，张箭等进行了含银质料的浸出、络合物结晶和灼烧结晶体制取纯银的新工艺研讨。实验成果，银的收回率91%以上，产品银纯度达99.84%。    实验所用质料组分为（％）：Ag 0.91，AgCl 0.29，SiO2 61.00，CaO 15.76，MgO 0.78，Fe2O3 1.81，Al2O3 1.75，K2O3 1.16，Na2O 0.47，H2O 3.30，挥发物11.05，其他1.72。    小型实验将质料磨细至-2mm,称样100g置于500mL烧杯中，参加二次蒸馏水和试剂纯药剂制造的浸出液300mL进行各条件单因子实验，并依据单因子实验成果进行归纳条件实验，选定的最佳条件为：SCN2 HQ的物质的量浓度为0.52mol/L, H2SO4为1.18mol/L,Fe2（SO4）3为0.004mol/L、温度60℃、拌和速度700r/min,浸出时刻2.5h,经过滤、洗刷，洗液和滤液兼并，渣弃去。银的浸出率为98.50%。[next]    扩展实验在上述条件下，改用自来水和工业纯药剂进行扩展10倍的实验。成果，银的浸出率别离为97.23%-98.91%，重现了运用二次蒸馏水和试剂纯药剂小试的成果。    浸出液中银呈Ag（SCN2H4）3+络离子状况。络合物的结晶经单因子实验成果显现：温度由15℃降至2℃，结晶率由70%上升至95%以上；pH在0.5-3之间，结晶率都在80%以上，pH上升，结晶率只略有添加。当pH＞3.5时则出现黑色堆积。溶液含银质量浓度为0.6~3.6g/L时，结晶率都略高于80%。跟着银浓度的升高，结晶率略有下降趋势，但无显着影响。在此根底上选定的结晶条件为温度2℃、pH＝3、原液含银质量浓度为0.78g/L，银的结晶率达93%。在三要素中，经方差分析标明，影响结晶率的首要要素是温度。    产出的结晶于100℃左右枯燥后，升温至1100℃灼烧产出99.84%的纯银。若将母液中别离的结晶用低温水洗刷除掉可溶杂质，产品纯度还可进步。别离结晶后的母液，可回来再用于浸出银。    本实验虽为0.1-1.0kg规划小型探究性实验，但生产流程短、工艺简略、设备出资少、产品纯度高，且可用来处理不纯金属银、氯化银、硫化银、辉银矿、角银矿及其混合质料，具有工业运用远景。    2.SKW法（又称SO2复原法）    此法是前联帮德国南德意志公司（SKW）安排研讨的，在惯例浸出法根底上向浸金系统中通入复原剂SO2的办法。    此法是鉴于安稳功能差，易于氧化，在含Fe3+较高（质量浓度3~6g/L）的溶液中，会因为下列反响而失效：    以上反响是分三步进行的。第一步是可逆反响，能氧化生成二硫甲脒，在有复原剂时生成的二硫甲脒又可复原为。第二步是不行逆反响，二硫甲脒受歧化效果部分复原为，部分生成组分不明的亚磺化物。第三步也是不行逆反响，它们被终究分化为基和单质硫。基还可进一步分化为尿素。因为这一反响，使在浸金进程中的氧化损耗量常高于作为溶金药剂的纯耗费量许多倍。且终究分化生成的单质硫具有粘性，它会掩盖在所有固态物料的表面使它们发作钝化，使金等的浸出率下降。[next]    为战胜这些困难，应避免上述反响中二硫甲脒的不行逆分化，即避免二硫甲脒在溶液中浓度过高，或许加人复原剂使二硫甲脒经过可逆反响部分复原成。这个想象就是SKW法研讨的根本指导思想。    二氧化硫是一种高效的复原剂，在浸金的特定条件下，研讨者发现只需有二硫甲脒存在，它就不会去复原其他氧化剂。    在用0.2-0.7mm银粒进行浸出实验中，当不加SO2时银粒表面掩盖有一层暗色膜，银的浸出率约25%，这显然是Fe3+的存在和开始浓度较低（0.5g/L）的原因。若向浸液中供入过量SO2，银粒表面出现亮堂的金属状况，银的溶解率可达100%。当进程中SO2供入量缺乏，银的浸出率又会下降。    当选用相同的办法浸出金粒时，则发作了料想不到的现象，即当SO2供入量缺乏时，金粒表面亮堂，金的溶解率几近100%；而供入过量SO2时，金的溶解速度反而下降。虽如此，但这种现象是可用化学动力学解说的。    经过实验证明：在浸金的实践运用中，将矿浆温度进步至40℃，以加快氧化生成二硫甲脒；并以恰当速度向矿浆中供入SO2来复原矿浆中过量的二硫甲脒。操控SO2的供入速度以使矿浆中总量的50％坚持二硫甲脒的氧化状况，就能完成金、银的高速浸出和下降耗费。这一办法就是SKW法成功的要害。    表1是对含Pb 50%、Zn6.8%、Fe 26.5%、Ag 315g/t, Au 10.6g/t的一种难处理氧化矿，别离选用化法、惯例法和SKW法进行比照实验的成果。从表中看出，SKW法往浸出矿浆中供入SO2 6.5kg/t,在5.5h内金、银的浸出率比化法和惯例法高得多，完成了金、银的高速浸出，并可使的耗费量降至0.57kg/t。因为SKW法的耗费已降至如此低的水平，且浸出时刻大大缩短，它不光用来处理高档次的金精矿是经济的，就是用来处理低档次的金矿石也可能是经济有用的。表1  不同办法对难处理氧化矿的浸出比照实验目标化法惯例法SKW法药剂耗费/（kg·t-1）734.40.57浸出时刻/h24245.5SO2耗费量/（kg·t-1）　　6.5金浸出率/%81.224.785.4银浸出率/%38.6154.8[next]     浸出液中的金、银能够选用活性炭、强酸性阳离子交换树脂或硫醇树脂吸附，再用热酸或液进行解吸。因为用量如此之少，可不必考虑再收回它。    SKW法小试成果标明：    ①进步作业温度至40℃，可加快氧化生成二硫甲脒；    ②操控SO2的供入速度，经过SO2的复原效果将过量的二硫甲脒复原为，使矿浆中总量的50%坚持二硫甲脒状况，可避免给料的钝化，以取得最高的金、银溶解速度；    ③供入适量SO2，使过量的二硫甲脒复原为，避免矿浆中二硫甲脒浓度过高而发作不行逆化学氧化降解丢失，以进步的再生和运用，下降耗费。    依据小试成果，R.G.舒尔策选用图2的工艺实验流程。实验给料1.1t（其间含水100kg），浸出用来自再循环液，新添1.05kg参加洗刷段，氧化剂运用H2O2。作业进程中TU（g/L）和Au（mg/L）的质量浓度和溶液流量（L）的平衡数值亦示于图中，其作业技能关键和目标为：    ①供入质料为含水10%的湿料，不管选用硫化矿的浮选精矿或经预先酸洗处理的氧化矿，都脱除了较多的杂质，减少了矿石处理量；    ②每吨矿SO2总耗为6.5kg,浸出后将剩下SO2通入矿浆中，使二硫甲脒进一步复原为，并使氧化生成的硫彻底堆积，为后继作业供给功能安稳的溶液；    ③浸出作业用的氧化剂Fe3+，由质料本身所含铁经酸溶解和H2O2氧化而得；    ④浸出后的矿浆，经一次过滤后贵液送一次吸附。滤饼中所含的Au、Ag运用含质量浓度为15g/L的热（50℃）溶液进行简略洗刷后进行二次过滤，滤液送二次吸赞同作二次洗液用。滤渣再用贫液进行三次洗刷，洗液送三次吸附。终究滤饼和废液加石灰或碱性研石中和后排入尾矿坝；[next]    ⑤实验给料的1t干猜中含金总量为35g,浸出液中金的收回率88%，两次洗刷收回率10%，总浸出收回率98%。终究滤饼中渣含金0.7g,液含金0.05g,算计丢失金0.705g,丢失率2%。其间渣中丢失较大。若要再进步收回率，可在过滤设备B中加水再洗刷终究滤饼一次，并进行第四次吸附（如图中虚线所示）后排放；    ⑥贵液中Au、Ag的收回，若选用活性炭吸附，载金容量高达100kg/t,可经缎烧后熔炼或进行解吸处理；若选用离子交换树脂吸附，树脂的载金容量虽比炭小，但可用少数浓液解吸产出富金贵液，送电解或置换收回。本实验运用活性炭吸附，金的吸附收回率第一次为80%，第2次16.37%，第三次1.49%，总吸附收回率97.86%。    经上述1t规划的工艺实验后，R.G.舒尔策给出的炭浆法工业生产流程如图3。此工艺与化炭浆法工艺流程极为类似。但因为浸出金的作业时刻比化法短得多，故选用先浸出后吸附的无过滤炭浆法。其他条件则与上述的工艺实验流程条件附近。    3.铁浆法（“浸-置”一步法）    铁浆法是在浸出金时向浸出槽的矿浆中刺进必定面积（实验中常为3m2·m3·槽-1）的铁板，使已溶金、银及铜、铅等电位比铁正的金属离子呈微米粒级硫化物牢固地堆积于铁板上。因为堆积速度较快，一般每2h要提出铁板刮洗一次金泥，然后再刺进槽中持续运用。    此法归于无过滤作业，设备和操作都较简略，金的堆积收回率也可安稳在99%或以上。它已在我国的一些矿山推广运用。[next]    金泥的堆积仍属负电性金属置换领域。即矿浆中的H2S会吸附在铁板表面，并跟着铁的溶解而电离出H+，故铁板上H2S的电离速度远大于矿浆中H2S的天然离解，因而使铁板表面S2-浓度远高于矿浆内部，因而已溶金等金属离子在铁板表面发作硫化反响并堆积的速度也远大于矿浆内部，在较短时刻内就能在铁板表面掩盖一厚层硫化堆积物。只需铁的溶解不发作钝化，金、银、铜、铅等金属离子的硫化堆积就能正常地快速进行。故产出的“金泥”中，含金档次首要决定于质猜中电位比铁高的各种金属的溶解量。在一般状况下，产出的金泥含金只要1%-5%。且金、银等硫化物在铁表面的堆积是以铁的溶解进行置换的，故铁浆法运用的铁板溶蚀很快（每吨精矿耗费普通钢板15kg或低碳钢板5kg），硫酸耗费量也很大，需经常向矿浆中补加酸，以坚持介质处于适合的酸性状况。    1)铁浆法工艺实验    在前期的实验中，因为浸出硫精矿的金的浸出目标远低于化法，故多年来许多研讨者以为：法只适用于处理组分简略的质料。自从长春黄金研讨院和北京有色冶金规划研讨总院等向浸出系统中引人固相铁（钢板）进行“铁浸置”后，大幅度地进步了金的浸出率和收回率，而成为提金的一项严重办法。在适合的条件下，它可取得与化法处理同类质料相同的浸出目标，且浸出时刻比化法短。    在含有氧化剂的酸性液中，不单金、银会溶解，铜、铅、锌等贱金属氧化物和硫化物也会发作溶解：                          MeO+2H+→Me2++H2O                          MeS+2H+→Me2++H2S    硫化物溶解生成的H2S在氧化剂和酸的效果下还可发作一系列反响生成S, S2-，HSO4-, SO42-等。它们在不同电位和pH条件下还可相互转化。在酸性条件下又可经过可逆反响再生成H2S,使溶液中的硫化物之间完成平衡。此刻H2S的平衡浓度约0.1mol/L,这些H2S在溶液中可与已溶的Au+、Ag+、Cu2+、Pb2+、Zn2+等反响而生成硫化物堆积。    这种状况，在不向矿浆中加固相铁的浸出金前期，因为矿浆中离子浓度小，H2S的生成量也很少，且精矿表面露出的金粒数量多面积大，的浓度也大，在氧化剂的效果下，金的浸出率较快，已溶金含量不断上升。但跟着浸出时刻的延伸，矿浆中金属离子浓度不断增高，一起H2S浓度也随之上升，游离浓度不断下降。H2S的浓度升高则天然解离出更多的S2-，并与已溶金（和其他金属）离子反响生成硫化物堆积。跟着硫化物堆积效果的加强，浸出液中金含量上升速度递减，并逐渐发展到金的浸出与硫化物堆积两者之间发作平衡而到达“结尾”。这一结尾比质猜中金的实在浸出结尾早许多，故金的浸出率只90%多一点，比化法约低6%（见图4）。当向矿浆中加人固相铁后，已溶金及其他高电位金属离子便敏捷地在铁板上与S2-反响生成硫化物堆积而得到收回。图中金的浸出堆积率，随铁板加人时刻的迟早而呈直线上升，当在矿浆浸出作业的一起加铁时，金的浸出堆积收回率根本与化浸出率相同。如峪耳崖硫金精矿，化法浸出率为96.10%，铁浆法浸出率为96.06%；金洞岔硫金精矿，化法浸出率为89.63%，铁浆法浸出率为87.49%。二者的目标适当挨近。金等金属离子在铁板上敏捷发作硫化堆积，不光下降了矿浆中的离子浓度，避免它们的浓度过高而硫化沉入渣中形成金的丢失，还因络阳离子中金属离子的离解而释放出许多，使矿浆中游离浓度添加。[next]    图5是法与化法在不同浸出时刻金浸出率的比照曲线。从图中看出，不加铁的法因为金的硫化堆积，经浸出16h金的浸出率最高只达52%左右，跟着时刻延伸因为金的硫化堆积加强还略有下降。而在浸出一起加铁的法，金的浸出率随时刻的延伸不断上升，终究的浸出率与化法适当挨近。表2是铁浆法浸出硫金精矿质料的首要组分和浸出、收回目标一例。表2  铁浆法作业目标组分精矿档次/%浸渣档次/%浸出率/%金泥中收回率/%Au32.625g/t0.28g/t87.7799.65Cu0.40.284598.67Pb2.181.7336.789Zn2.031.8427.5923.5Fe34.7834.9119.99.26注：①表中Fe的添加是刺进铁板溶解生成的；②档次除Au为g/t外，其他为%

从氧化矿中水冶法提取锌、铜、镍、钴的工艺，将矿粉与所需提取剂参加拌和罐中，经充沛拌和后输入反响罐，其特征在于用与碳酸氢铵的混合溶液作为提取剂，与碳酸氢铵的份额依据的浓度断定，10%的，其份额为20∶1，15%的，其份额为15∶1，20%的，其份额为10∶1，将矿石破坏至粒度小于1mm的矿粉，提取剂的用量视矿石中所含锌或铜或镍或钴的量断定，关于金属含量小于5%的矿粉，每t用提取剂1t，金属含量每添加1～5%，提取剂用量添加0.5t. 提取工艺如下： 1.制活性氧化锌：氧化矿——破坏——提取剂浸出——过滤——除杂置换——分化并收回提取剂——枯燥——焙烧——破坏——活性氧化锌制品; 2.制高档锌精粉： 氧化矿——破坏——提取剂浸出——过滤——分化并收回提取剂——枯燥 ——高档锌精粉;详细工艺进程如下：将矿粉与所需提取剂参加拌和罐中，经充沛拌和后输入反响罐，并经过设在反响罐上的拌和机进行充沛的拌和，每拌和1h进行一次化验，接连拌和3h，在提取率到达90%后，将反响生成的金属溶液输入贮液罐，然后，将金属溶液从贮液罐中自流放入分化罐加热至沸，当金属溶液变为无色透明时，中止加热，将金属溶液进行过滤，烘干后得到金属氧化物，经电解即可得到所提金属。

粗硒原猜中硒的氧化物与硒中杂质氧化物的蒸发性不同，在有氧存在及加热的条件下，硒简单氧化生成易蒸发的二氧化硒，而粗硒中大部分杂质由生成难蒸发的氧化物(如氧化铜、氧化铁、氧化碲等)残留在渣中，其进程是将粗硒熔化后，在氧化炉内氧化，硒呈二氧化硒蒸发，在沉降箱中冷却沉降搜集。其他气体如氮气、二氧化碳、少数二氧化硫等，通过搜集箱进入尾气吸收罐、净化瓶等持续净化并收回其间夹藏的少数二氧化硒。进程首要反响是如下： Se+O2=SeO2↑ 2Cu2S+3O2=2Cu2O+2SO2↑ C+O2=CO2↑ 绝大部分杂质氧化后残留在氧化渣中，只要少部分杂质因氧化后体积变得疏松，颗粒细、比重小，加之炉内氧化剧烈，有时负压动摇较大，被气流带入二氧化硒搜集箱或尾气吸收罐，二氧化硒从搜集箱中取出，经降温、称重、包装，即得到产品二氧化硒阳极泥炼硒工业上硒一般是从铜电解精粹的阳极泥中提取。硒在阳极泥中的首要存在方式是Cu2Se、Ag2Se等，含量3～14%。现在广泛选用硫酸化焙烧法,此法的首要长处是:硒的收回率高(>93%);适用于处理多种质料。 硫酸化焙烧法收回硒的生产流程是：首先将阳极泥在140℃脱水，然后与浓硫酸混合,参加反转窑内进行硫酸化焙烧,在250℃时发作下列反响:Cu2Se+6H2SO4─→2CuSO4+SeO2+4SO2+6H2O,当温度提高到700～750℃时，二氧化硒(SeO2)蒸发(SeO2315℃提高)，二氧化碲因蒸发性较差，与硫酸盐一道留在焙烧渣中。从焙烧炉出来的含二氧化硒的烟气进入吸收塔，SeO2被水吸收构成亚(H2SeO3)，并被烟气中的二氧化硫(SO2)复原成单质硒:H2SeO3+2SO2+H2O─→Se+2H2SO4,沉积物通过过滤、洗刷和枯燥，得到98～99%的粗灰硒。吸收液中尚含有占质料含硒量3～10%的硒，可选用铜置换法从中取得Cu2Se沉积，再回来硫酸化焙烧工序处理,或用SO2复原法从中直接沉积出粗硒。 此外还有苏打焙烧法收回硒。 高纯硒的制取硒的提纯办法有蒸馏法和氧化-复原沉积法，后者广泛应用于制备纯度大于99.992%的纯硒。其办法是首先向熔融粗硒通氧气氧化，使硒成SeO2蒸发并进入吸收罐，与其间的离子交换水生成亚溶液，然后通入SO2，从溶液中沉积出纯硒。 为制取纯度超越99.999%的高纯硒，可选用真空蒸馏法、离子交换法、硒化物热分化及二氧化硒气相复原法等。

铼是一种稀散金属，在地壳中的含量为10^(-7)%。铼多以微量伴生于钼、铜、铅、锌、铂、稀土等矿藏中，很难被单独利用。具有经济价值的提铼的原料为辉钼矿和铜精矿，其间辉钼矿为铼的首要来历。一般辉钼精矿中铼的含量在0.001%-0.031%之间。但从斑岩铜矿选出的钼精矿含铼可达0.16%。2006年，俄罗斯宣布俄国家有色金属科研所专家在南千岛群岛的伊图鲁普岛上发现了储量丰富的纯铼矿，这是迄今为止世界上发现的首处纯铼矿。重要的含铼矿床类型有：①斑岩铜矿和斑岩钼矿；②热液成因的铀－钼矿床；③含钼、钒的含铜页岩及硫质－硅质页岩矿床。铼首要伴生于斑岩型铜(钼)矿床和斑岩型钼矿床中；其次则产于砂页岩铜矿(如哈萨克斯坦杰兹卡兹甘砂岩铜矿)和砂岩型铀矿床(如美国科罗拉多高原含铀(钪)砂岩矿床)。目前铼首要是从钼精矿中提取。

归纳收回锗的办法许多，常用的是氯化蒸馏的经典办法。该法是使原猜中的锗转入硫酸溶液，参加单宁得单宁锗沉积物，经氧化焙烧脱砷及脱有害物后，在83～100℃下氯化蒸馏得GeCl4。在氯化蒸馏过程中发作如下反响： GeO3+4HCl=GeCl4+2H2O GeCl4经水解得纯GeO2，过程中发作下列反响： GeCl4+2H2O=GeO2+4HCl GeO2通复原得到约具有10～20Ω·cm电阻率的金属锗，其反响为: GeO2+2H2=Ge+2H2O (1)优先蒸发法收回锗先把质料制团，经复原蒸发硫化锗，蒸发锗率达90%～98%;然后将尘按经典法提锗，锗的收回率听说高达90%。在我国，曾实验用此法从含0.006%～0.008%Ge的锌精矿中提锗，通过两次复原蒸发，所得硫化物尘再用经典法提锗，锗收回率达75%～80%。 (2)硫酸化-载体沉积法收回锗此法处理含0.022%锗的扎伊尔锗矿，经浮选得含锗0.13%的铜精矿，经铜冶炼得含0.36%Ge的烟尘，经硫酸化使锗转入硫酸系统，净化后用MgO作载体沉积出溶液中的锗，然后按经典法提锗。比利时的巴伦厂选用此法出产，锗的收回率达75%。 (3)碱土金属氯化蒸馏法收回锗。 (4)烟化法收回锗。 (5)氧化复原焙烧收回锗。 (6)再次蒸发收回锗。 (7)萃取法收回锗近年来，国内外溶剂萃取锗的研讨工作进展较大，在系统中可用火油、CCl4、MIBK、Lix63及二等萃取锗;在硫酸系统中可用TOA、P204+YW100、Lix63及Kelex100等萃取锗，此法可根据具体情况进行出产。 (8)鼓风炉蒸发法收回锗。

一、浓硫酸高温强化焙烧法北京有色金属研讨总院从20世纪70年代开端研制以浓硫酸焙烧法冶炼包头混合型稀土精矿，相继开发了第1代、第2代、第3代硫酸法，其间浓硫酸高温强化焙烧法(“三代”酸法)从20世纪80年代开端投入使用，已成为处理包头稀土精矿均选用浓硫酸高温强化焙烧法处理。先用外热式回转窑烘干精矿;在加转窑内，稀土精矿与浓硫酸混合，在必定温度(500～600℃)下反响，稀土精矿悉数分化，生成稀土硫酸盐;用冷水浸出稀土硫酸盐使稀土进入溶液;用铁粉去除磷酸根，用氧化镁或方解石调整pH值，得到较纯洁的硫酸稀土，或经过萃取转型为氯化稀土，或依据需求进行萃取别离。钍在高温强化焙烧时生成不溶于水的焦磷酸盐(或磷酸盐)留在水浸渣中。 该工艺的长处是对精矿档次要求不高，工艺接连易操控，试剂耗费少，运转本钱较低，易于大规模出产。缺陷是钍以焦磷酸盐开式进入渣中，无法收回，形成放射性污染和钍资源的糟蹋;含氟和硫的废气以及工业废水污染环境。稀土出产进程中出产的“三废”，早在上世纪80年代就引起了广泛重视。浓硫酸高温强化焙烧工艺所发生的废气首要是含有硫酸和的酸雾及少数焙烧尾气;废水首要是稀土精矿处理进程中和萃取分组进程中发生的铵盐废水，其成分首要是硫酸铵和氯化铵;废渣首要含铁、磷、钙化合物及钍，这种渣会发生长时间的放射性污染。针对这些“三废”，有关专家提出了一些管理主张，如包头市和发稀土集团公司的王俊兰提出了依据各首要污染物的特性、以收回利用为方针进行分流分治的办法  \关于焙烧发生的尾气选用三步法处理：选用冷却、喷淋吸收法净化，得到冷凝酸液和喷淋酸液一混合稀酸液经过加热浓缩、别离得到浓硫酸和含氟液体一含氟液体选用合成法处理，得到氟盐，这样可使尾气合格排放，一起也消除了尾气净化废水的污染，还可得到出产稀土所用的浓硫酸和铝冶炼工业需求的冰晶石;关于铵盐废水，首要是对酸法稀土冶炼发生的含杂质较少的硫酸铵、氯化铵废水，选用电渗析、反渗透法增浓至12%～14%，然后选用惯例的三效蒸腾、冷却结晶法取得合格的氯化铵、硫酸铵产品，这样既能够管理铵盐废水，又能够收回很多的硫酸铵和氯化铵，关于含钍废渣，经过低温焙烧，别离水浸渣与中和渣，得到富集钍的中和渣，再选用伯胺萃取别离技能，使钍转化为硝酸钍产品。

该研讨针对定南离子型轻稀土矿特色，选用较佳淋洗条件，用１．５～２％的硫铵或氯铵在固液比０．８时到达淋洗率９３％以上，对不同状况的淋出液，选用加碳酸氢铵或以操控恰当的ｐＨ值，并加硫化物进行预处理，除掉绝大部分杂质，既削减沉积剂用量，降低成本，又提高了纯度用碳铵或草酸沉积时，稀土沉积率在９５％以上，产品纯度在９４％（碳铵）和９７％（草酸）以上。该工艺到达国内其它工艺先进水并针对该矿型稀土配分不优胜，提出直接分组工艺，用稀土碳酸络盐分组法，经一次分组使许多有价元素得到富集        该法所用质料来历足够，成本低，流程短，设备简略、易于操作操控和矿山施行，可使分组产品翻开销路。该分组法国内未见报导，属国内首创。

一、导言 钾是植物成长发育的必需元素之一，它能够增强光合效果，对改进作物质量有重要效果。施磷能使植物成长发育杰出，并能进步抗旱性和抗寒性[1]。我国是一个相对缺钾的国家，钾肥自给率缺乏30%，需求经过进口来补偿国内的缺少[2]。钾矿档次低，共伴生组分多，且散布极不均衡。因而，开发运用我国现有中低档次磷钾矿是进步我国钾肥自给率的有效途径之一。 我国磷钾矿的首要成分是胶磷矿和钾长石[3]。钾长石性质安稳，其间的Si、Al、O呈安稳的四面体网状结构，除了外，常温常压下简直不被酸、碱分化[4]。国内外对运用钾长石制取钾肥进行了多种工艺研讨，归纳起来可分为：高炉冶炼法、压热法、打开浸取和关闭恒温法、热分化水浸法、热法制枸溶性钾、酸分化法、烧结法、低温分化法、微生物法等[引。将不溶性钾变成可溶性或枸溶性钾，现在研讨的出产办法存在污染严峻、能耗大、工艺杂乱、尾矿残渣多等缺陷。 磷钾矿中石英、钾长石在物理性质和化学组成以及结构结构等方面类似，磷钾矿矿藏品种繁复，粒度微细，彼此间镶嵌不规则，胶磷矿晶化程度低且含多种包裹体，这些要素决议了其归于难选矿[6]。浮选磷钾矿中的Si02的传统办法是法，由于毒性极大，因而探求一种无氟浮选法很有必要。 本研讨质料来自湖北宜昌夷陵区域，此矿为富磷矿伴生矿，磷、钾档次都比较低，独自作磷矿或钾矿运用均无经济价值。本试验先选用无氟无酸反浮选工艺对磷钾矿粉进行富集，然后依据离子交换反响机理，将矿粉与农用级磷酸混合，在低温下浸取，钾的溶出率可到达95%以上。选用磷酸酸解磷钾矿，大大下降了酸解温度，也便于后期制复合肥时N、P、K配比的调理。该办法与传统的磷钾矿提取磷和钾工艺比较下降了能耗，优化了反响条件。本试验还对各阶段的反响机理进行了研讨，对首要反响进行了热力学分析。 二、试验部分 （一）质料及仪器 磷钾矿矿样成分见表1仪器：MBS3245棒磨机，XSHF2-3湿式分样机，XFD-63单槽浮选机，2XZ2真空过滤机，PL203电子天平，DZF-6050枯燥箱等。 （二）试验办法及测验办法 磷钾矿经破碎棒磨到必定粒度后，在无氟无酸条件下浮选除掉磷钾伴生矿中的部分石英。浮选后的磷钾精矿过0.074mm标准筛，再与磷酸按必定份额混合后，先在80℃恒温水浴中酸解一段时刻，然后置于马弗炉中在恰当的温度下反响一段时刻，堵截热源让其冷却至室温，并持续熟化1h。加水浸取、过滤、定容，用四钠容量法分析滤液中K20质量分数[7]。 （三）试验流程 试验流程见图1。图1  磷钾矿与磷酸低温共浸制备复合肥流程     三、成果与评论 （一）磷钾矿中磷和钾的富集 依据开始预算，矿粉中有20%以上的游离的Si02，若能除掉部分石英，钾和磷的档次将有很大进步。本试验经过浮选方法富集磷和钾，以NaOH作活化剂，二胺为捕收剂，矿液pH调到8左右，浮选流程见图2。浮选成果：用能谱仪别离丈量原矿、精矿、尾矿中的磷和钾的质量分数，成果见表2。 表2  浮选前后K2O和P2O5的质量分数   %原矿精矿尾矿K2O8.5210.864.43P2O56.499.052.86 由表2看出，精矿中磷和钾的质量分数与原矿比略有进步；尾矿中磷和钾的档次与原矿比下降了许多。此成果标明浮选能够除掉磷钾矿中部分石英，对磷钾矿进行浮选预处理是可行的。 （二）磷钾矿酸解反响探求 试验开始探求成果显现，将磷钾矿与磷酸混合后直接放入马弗炉中反响时，跟着磷酸用量的增加，磷和钾溶出率也在增加。当磷酸用量到达必定值后，磷和钾溶出率增加缓慢，原因可能是较高温度条件下部分磷酸蒸腾。试验在敞口容器中进行，温度升高，水蒸气蒸腾会带走部分磷酸。 本试验分两步进行。第一步，胶磷矿酸解，此反响控制在100℃以下进行，H3P04根本不蒸腾。反响一段时刻后，磷酸转化成磷酸二氢钙。第二步，将酸解产品移入250℃马弗炉中，此刻Ca2＋与钾长石(KAlSi308)发作置换反响，不溶性的钾变成可溶性钾离子。 1、磷钾矿酸解进程对钾溶出率的影响 试验1：取3g矿粉与12mL24.56%磷酸均匀混合，先在80℃水浴内酸解反响5d，再放入马弗炉中250℃反响一段时刻后，产品用80℃水浴浸取。 试验2：取3g矿粉与12mL24.56%磷酸均匀混合，不经水浴酸解反响，直接放入马弗炉中250℃反响一段时刻后，产品用80℃水浴浸取。 试验成果见图3。图3标明，磷酸酸浸条件下钾的溶出率比不经酸浸的溶出率高许多，阐明磷酸酸浸有利于进步钾的溶出率。跟着反响时刻的延伸，钾的溶出率增加，当反响大于3h后，反响产品烧结成块，不利于浸取。因而挑选最佳离子交换反响时刻为3h。2、磷钾矿酸解时刻探求 磷酸与胶磷矿的酸解反响温度开始定为80℃，要使两者能充沛反响，有必要延伸酸解反响时刻。取3g矿粉与10mL24.56%磷酸均匀混合，先在80℃水浴内酸解反响一段时刻，再放入马弗炉中在250℃下反响3h，产品用80℃水浴浸取。成果见图4。由图4可知，跟着酸解时刻的延伸，钾溶出率呈增加趋势，阐明酸解时刻越长，溶液中参与置换反响的钙离子越多，钾溶出率就越高。当酸解时刻较短时钾溶出率相对较低，可能是酸解反响后磷酸过量，过量的磷酸在离子交换反响较高温度下很多蒸腾。当酸解时刻到达5d时，钾溶出率简直不再增加，阐明酸解进程中磷钾矿中的钙根本溶解出来，所以断定最佳酸解时刻为5d。 （三）磷酸用量对试验成果的影响 坚持酸解反响温度为80℃，时刻为5d；离子交换反响温度为250℃，时刻为3h。取3g矿粉，改动磷酸用量，成果见图5。由图5可知，跟着磷酸用量增加，钾的溶出率不断增加。当磷酸用量增加时，酸解出来的K＋增加，磷钾矿中的其他金属离子Na＋、Al3＋、Cu2＋、Fe3＋、Ca2＋、Mg2＋等也耗费磷酸，并以磷酸盐的方式存在于溶液中。一起磷酸用量的增加使酸反响活性增加，然后加快了离子分散速度和胶磷矿分化速度。当磷酸的量到达12mL时，磷的溶出率根本不变，钾的溶出率进步缓慢。考虑到下降能耗，挑选最佳磷酸用量为12mL。（四）离子交换反响温度对试验成果的影响 坚持酸解反响温度为80℃，时刻为5d；取3g矿粉，磷酸用量为12mL；改动离子交换反响温度，反响时刻为3h，成果见图6。从图6看出，跟着反响温度的升高，钾的溶出率不断增加。温度升高，磷酸粘度下降，钙离子在磷酸溶液中的分散速度加快，离子交换反响速度加快，有利于反响的进行。当温度到达250℃时，钾溶出率增加缓慢。温度越高，本钱也会越高，所以挑选最佳温度为250℃。 用能谱仪分析上述条件反响后的固体残渣，残渣中含有少数成分的磷和钾，阐明原矿中钾大部分现已溶出，开始预算磷的溶出率能够到达95%以上。残渣中钙和硅元素的量根本上与原矿持平，阐明胶磷矿被磷酸分化发作的钙离子与钾长石发作置换反响生成了钙长石。 磷钾矿与磷酸共浸反响产品首要成分为磷酸二氢钙、磷酸二氢钾、游离的磷酸和钙长石等，用水浸取别离其间的可溶性成分和不溶性残渣，能够用碱性氮化合物对浸取液进行中和或浸取液中增加必定量的含钾化合物(如K2S04)进行复配，滤液经蒸腾、浓缩、枯燥可制得氮磷钾复合肥。 四、反响进程的可行性分析 （一）反响进程分析 磷钾矿与磷酸低温共浸反响首要分两步进行，第一步是胶磷矿的酸解反响，第二步是酸浸发作的钙离子与钾长石的置换反响，首要原理如下： 第一步：Ca5(P04)3F＋7H3P04＋5H20＝5Ca(H2P04)2·2H20＋HF 第二步：Ca2＋＋2KAlSi308＝CaAl2Si208＋2K＋＋4Si02↓ 24HF＋2KAlSi308＋8H＋＝2K＋＋2A13＋＋6SiF4↑＋16H20 第二步反响中Ca2＋与钾长石的离子交换反响起首要效果。 胶磷矿酸解反响初期，反响仅在颗粒表面进行，随后在磷酸效果下，反响活性点敏捷扩宽扩深，反响深化到颗粒内层。反响中期，内表面积对胶磷矿分化影响很大，溶液中磷酸在必定条件下存在解离平衡，解离出的氢离子、阴离子和磷酸分子都要向颗粒内分散。反响后期，磷矿颗粒中的可溶性部分被磷酸分化结束，并以磷酸盐的方式存在于溶液中[8]。 磷钾矿与磷酸低温共浸，能够促进磷钾矿中钾长石晶体结构发作改变，晶体结构的安稳性下降，活性进步，有利于钾的提取。当系统到达必定温度时，K＋违背本来方位的程度增加，K-O键开裂，构成游离的K＋，Ca2＋半径较小，有较强的极化才能，Ca2＋就会进入环所构成的孔穴中，占有钾长石晶体中晶格结点的一些方位，损坏钾长石原有质点摆放的有序性，构成中间固溶体。钾长石晶格畸变，晶体结构不完整，处于不安稳状况，反响才能大大增强。 钾长石晶体由单斜晶系变成三斜晶系，由于长石骨架没有习惯四面体滚动的柔性，Ca2＋仅使T-O-T角平均值有细小增大，一起骨架胀大也十分小，钾离子与晶体骨架的结合力与构成骨架的硅铝氧四面体比较较弱，具有必定流动性，所以Ca2＋置换出K＋，整个进程中长石的硅酸盐架状结构单元——硅铝氧四面体并未损坏，其整个骨架也并未损坏。 （二）反响热力学分析 经过核算或查表得到各反响物和生成物标准摩尔生成吉布斯函数，然后得到反响的吉布斯函数。吉布斯自由能△rGmθ是判别化学反响进行方向的判据。当△rGmθ 0时，反响不能自发进行。 △rGmθ是反响物和产品都处于标准状况下的自由能的改变值。它只能断定特定条件下的改变方向，而在实践情况下，反响物和生成物都未必处于标准状况。可是依据等温式： △rGm＝△rGmθ＋RTInQ经过试验求算△rGm值，能够断定反响进行的方向，成果见表3。由表3可知，在298～523K范围内，首要反响的△rGTθ皆为负，标明反响能够自发进行。酸解反响随温度升高能自发发作的程度下降；离子交换反响则跟着温度的升高自发发作的程度增大，这与试验2.4定论共同。 五、定论 a．该工艺用反向浮选对磷钾矿进行预处理，克服了正浮选工艺设备腐蚀严峻问题，进步了设备工作率；碱性条件下浮选，克服了酸介质对环境的污染。浮选成果显现，钾和磷的档次都比浮选前进步了几个百分点。 b．该工艺最佳反响条件为：酸解反响温度80℃，反响时刻5d，磷酸用量12mL(／3g磷钾矿)；离子交换反响温度250℃，反响时刻3h。此条件下，磷和钾的溶出率均可到达95%以上。 c．试验成果标明，磷钾矿与磷酸低温共浸，能够促进磷钾矿中钾长石晶体结构发作改变，晶体结构的安稳性下降，活性进步，然后有利于钾的提取。系统中磷酸的存在加快了固相的溶解和分散效果，大大下降了反响温度。FTIR成果标明，反响后磷钾矿中的胶磷矿被磷酸分化生成钙离子，钙离子再与磷钾矿中的钾长石发作置换反响，生成钙长石，整个反响进程中长石的根本组成单元Si-Al-O四面体结构未被损坏。 d．钾矿与磷酸共浸反响产品首要成分为磷酸二氢钙、磷酸二氢钾、游离的磷酸和钙长石等，用水浸取别离其间的可溶性成分和不溶性残渣，过滤可得到含可溶性磷钾成分的浸取液。由此得到的浸取液中含有可溶性的磷和钾及反响中过量的游离磷酸，浸取液pH值较低，不能直接作为肥料施用于农田，能够用碱性氮化合物对浸取液进行中和。一起在浸取液中增加必定量的含钾化合物(如K2S04)进行复配，滤液经蒸腾、浓缩、枯燥可制得氮磷钾复合肥。 参考文献 [1]王雅琴．浅谈氮磷钾三元素对农作物成长的效果[J]．现代乡村科技，2009，(16)：38-38． [2]庾莉萍．活跃处理我国钾资源缺少的问题[J]．磷肥与复肥，2007，22(6)：7-11． [3]吕莉，张允湘．汉源磷钾矿石性质及工艺特性探求[J]．矿产归纳运用，2004，(2)：28-31． [4]陈定胜，石林，雷强．钾长石-CaC03-CaS04系统的热分化反响与△GTθ核算[J]．化工矿藏与加工，2008，37(10)：4-7． [5]胡波，韩效钊，肖正辉，等．我国钾长石矿产资源散布、开发运用、问题与对策[J]．化工矿产地质，2005，27(1)：25-32． [6]刘汉钊，罗勤首，崔永刚，等．富泉磷钾矿归纳运用研讨[J]．化工矿藏与加工，1999，(3)：7-11． [7]张小康，张正兢．工业分析[M]．北京：化学工业出版社，2004，18l-203． [8]刘代俊，钟本和，张允湘．堆积型磷矿酸解进程的介微观反响机理[J]．硫磷规划与粉体工程，2000，(6)：1-6．