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。

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%。

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％。.

为进步镍钴收回率，美国矿物局最近开展了复原焙烧-浸法处理红土矿收回镍的新流程，简称USBM法(见图2)。处理含镍1%、钴0.2%的红土矿时，镍、钴的收回率分别为90%、85%。若处理含镍0.53%和钴0.06%的低档次红土矿时，钴收回率亦能达76%。图 美国USBM法流程

因为铜离子在溶液中构成安稳的配位化合物，Cu (NH3）n 2＋，n＝1～4，因而溶解度很大。溶液中加人硫酸铵或碳酸氢铵等铵盐，能够缓冲溶液的pH值，阻挠铜的水解反应。早在1915年就呈现了浸法提铜的专利，20年代开端工业运用。 孔雀石和蓝铜等碱式碳酸盐矿藏中的铜经过生成合作物易于溶解于性溶液： CuC03·Cu（OH）2＋6NH40H＋（NH4）2C03 ＝ 2Cu（NH3）4C03＋8H20 能够看出，浸取中要确保满足的浓度，以生成安稳的铜合作物。温度尽管能够进步反应速度，但使的分压增高，丢失添加，因而，以选取适中的温度为宜。硅孔雀石也能在－铵盐溶液中浸出。前期都用大桶渗滤的办法浸取这些矿藏，回收率能到达80%左右。 运用浸处理含碱性脉石的矿石可削减选用酸浸所额定耗费的酸。不过，假如矿藏中含有蒙脱石等间层硅酸盐组成的矿藏，其间的钠离子能与铜离子交换，吸附铜，形成丢失。 我国东川汤丹是大型氧化铜矿床，金属总储量有100万t。铜矿藏主要是孔雀石（55%）、斑铜矿（20%）和硅孔雀石（11％），黄铜矿5%，辉铜矿4%。铜矿藏大部分呈极细颗粒嵌布在脉石之中，因而选矿回收率仅为70％左右。实验标明浸作用杰出，选矿加尾矿浸，铜总回收率可接近90%以上。选用和碳酸铵浓度分别为2mol/L的溶液进行浸取，温度对浸取的影响最明显，110℃以上浸取率才干到达90%以上。空气分压也有较大影响，120℃下浸取3h，分压从0.3MPa增高到1.2MPa，浸取率从80%进步到90%。浸出液蒸后，铜生成氧化铜分出，需精粹才干得合格产品。含残液加石灰乳苛化，得含铜硫酸钙。进行过日处理l00t矿石原矿浸半工业实验，流程见下图的半工业实验，选用多层空气提高高压釜浸取，作用杰出。汤丹氧化铜矿加压浸矿石100t/d中试流程图 1－矿仓；2－颚式破碎机；3－圆锥粉碎机；4－料仓；5－给料机；6－格子球麻面； 7－分级机；8－砂泵；9－矿浆槽；10－矿浆吸收塔；11－矿浆加热器；12－高压泥浆泵； 13，14－多层空气提高拌和高压釜；15－气水分离器；16－自蒸发器；17－减压槽； 18－0级稠密机；19－1～4级逆流洗刷稠密机；20－空气压缩机；21－贮气罐； 22－空气预饱和器；23－料液换热器；24－料液加热器；25－料液泵；26－料液贮槽； 27－蒸塔；28－蒸馏釜；29－氧化铜沉降槽；30－板框压滤机

在溶液中虽可以用一般酸性萃取剂萃取金属离子，但在高PH值下这类萃取剂溶解丢失大。在pH经厉萃取剂可用于溶液中萃取铜，可是，在高PH值下对铜的选择性逊于在H值下。LIX64N在性条件下萃取速度很快，负荷高于在酸性下萃取。 β－二酮LIX54已有许多工业使用，尤其是从线路板性腐蚀液中萃取铜，硫酸反萃后电积，已成为一种老练的工业流程。LIX54的萃取功能拜见下图。最近报导LIX54在工业运转进程中，其间一个酮基与反响生成酮亚，＝C＝N－H，生产厂正研讨改善的途径。

低档次铜渣的浸工艺：一种浸沉积法处理低档次铜渣或氧化铜矿的工艺，其特征是1)破碎：将铜渣(铜矿石)破碎到粒度小于50mm。选用一般鄂式破碎机即可。2)球磨：在球磨机内将破碎后的铜渣(铜矿石)磨细到90%以上的颗粒能经过160目筛(粒度-160目～300目)。3)浸出：在液温40～50℃，常压下在高效拌和浸出槽内进行，浸出剂液固体积比为3～6∶1，浸出液中硫酸铵浓度为100～400Kg/m↑[3]，石灰参加量为30～130Kg/m↑[3]，拌和浸出6～8小时，浸出液含铜量10-50g/l，尾气用真空喷射泵以稀硫酸作为吸收剂收回，出产副产品硫酸铵。4)过滤：浸出后的混合液选用真空转鼓式过滤机接连过滤、接连洗刷，主动卸渣。洗水选用浸出液沉积铜的母液(PH≥7.5)以进一步进步铜收回率，洗液回来浸出进程重复使用。5)酸化：将过滤后所得浸出液选用浓硫酸酸化，浓硫酸边缓慢参加，直至PH=3～4。机械拌和速度为200～500转/分，液温40～50℃。6)沉积：将酸化液边拌和边缓慢参加碳酸铵至C↓[u]↑[2+]沉积彻底(此刻溶液由兰色变为无色)。机械拌和速度为100～200转/分，温度40～50℃。7)沉积分度：选用三足离心机别离沉积和残液，残液用石灰调PH≥7.5时回来洗浸出渣。8)沉积滤饼洗刷：离心别离所得滤饼为碱式碳酸铜(含少数SO↓[4]↑[2-]离子)，在离心机内选用60～80°热水洗刷至无SO↓[4]↑[2-]为结尾。9)烘干：在烘箱80～120℃枯燥即得较纯洁的碱式碳酸铜。10)煅烧：将碱式碳酸铜在电阻炉中以220～300℃温度煅烧，即得制品一级氧化铜(CuO≥98%，粒度≤200目)。

本发明归于黄金矿山化金泥中的金银冶炼，更具体地讲是法别离金泥中的金银。本发明选用法别离金泥中的金银，不必火法冶炼，也不必电解。出产成本低，金银收回率高，并可收回金泥中的副产铜和铅，操作环境好。并且不受金泥成分和金泥产值的约束。首要工艺流程是：先用稀溶液脱除金泥中的金属铅、锌、后用硫酸脱除铜，一起用食盐转化银。金一直不转入溶液，这就确保了金的收回率。                                    发明人：杨家景等

硫化铜矿的浸    浸硫化铜矿相同需氧化硫根才干成为可溶性的铜盐，常用的氧化剂是空气或氧气。因为在碱性溶液中，硫进一步氧化为高氧化态的电位比在酸性介质中低得多，所以，硫易于氧化为高氧化态的产品，主要为硫酸根，而不能取得单质硫。以浸取黄铜矿为例，总反响可写为：                   1                                        1    CuFeS2+4——O2+6NH3+（n+1）H2O ==== Cu（NH3）42++ ——Fe2O3·nH2O+2NH4++2SO42-             4                                        2    从反响能够看出：    (1)因为硫的氧化态由一2升至+6，每摩尔硫耗费2mol02。    (2)铁的氧化耗费的氧仅是硫的1/16。生成水合氧化铁可从溶液中别离铁，但沉积或许构成一层膜，包裹在矿粒表面，影响进一步反响。关于不含铁的矿藏，如辉铜矿，进程要简略得多。    (3)需求满足的NH3与浸出的铜离子生成合作物，并中和生成的酸。    总反响在热力学上是非常有利的，可是反响速度取决于动力学要素。因为耗氧量大，动力学的操控过程往往是供氧的速度，尤其是氧从溶液向矿粒中的反响区的涣散速度。实验研讨的结果标明：    (1)将矿磨细，减少了反响物和产品的涣散道路，有利于浸取，一般要磨至到达200目。    (2)浸取液中的NH3与预期浸出的铜的摩尔比要在5~6.5之间，而NH4+一般要在2mo1/L。NH4+与NH3组成缓冲系统，减缓pH值升高，避免金属离子水解。    (3)加强拌和，不光有利于氧的溶解、涣散，并且，在激烈的冲刷下，能够使矿粒表面的水合氧化铁掉落。    (4)进步氧分压有利于增高氧的溶解度，可是，氧分压在0.6MPa之前对浸取速度有显着影响，而在此之后，影响削弱。    (5)增高反响温度，能够进步反响速度，但在120℃今后，影响趋陡峭。    后两个条件已归于加压、加温浸取，要在加压反响器中进行，出资和操作费用高。尽管铜矿加压浸取的研讨许多，可是，现在工业运用仅限于废合金、镍冰铜或杂乱精矿的处理，铜仅仅其间的一种成分。    溶液中铜的收回    蒸沉积    加温含铜溶液，被蒸出，假如浸取液由NH3 - NH4+- CO32-组成，CO2也随NH3蒸出。跟着溶液中游离浓度下降，铜合作物逐步离解，游离铜离子水解，生成水合氧化物及碱式盐，用硫酸溶解成溶液，电积可得高质量的铜。    溶液中的硫酸铵不能蒸出，能够蒸腾、结晶作为产品出售。也能够向溶液中加石灰苛化，进一步蒸出，生成的石膏丢掉。    氢复原    用复原铜溶液可直接生成铜粉。但在复原之前，先要升温到240℃的高温，将溶液中氧化态低于6的硫化合物充沛氧化为硫酸根。否则，产品铜粉中的硫含量会很高。复原前NH3/Cu比要调整为2左右。氢复原在170~205℃，4 MPa的压力下进行，生成的铜粉呈球形。参加聚胺有利于铜粉的涣散和避免结疤。假如溶液中有共存的镍、钴、锌等金属离子，在铜复原时不会复原，因而可在别离铜粉后收回。    阿毕特流程    美国安纳康达（Anaconda)公司的阿毕特（Arbiter）流程选用密闭容器在75~80`C，48~55kPa氧分压下进行浸，物料主要为辉铜矿和硫砷铜矿。浸取3~4h，铜浸出率80%左右。延伸浸取时刻可进步铜的浸取率，但不利于后边银的收回。浸取液经萃取—反萃后电积。曾实验过用二氧化硫沉积收回铜。浸取渣中的铜浮选收回，铜总收率96%~97%，银的总收率90%。[next]    这个工艺曾以91t/d的规划进行多年出产，后因安纳康达公司停产而封闭。这个流程矿藏中的部分硫被氧化为硫酸根而浸出，为了排去硫酸根，选用了加石灰苛化蒸，这部分常呈现问题。    依斯康迪达流程    智利依斯康迪达（Escondida)矿选用的浸流程是由BHP公司在美国内华达州的矿藏实验室开发的[1]。浸取硫化矿时假如要将硫根氧化，则耗氧量很大，并且生成用处不大的硫酸铵或硫酸钙。依斯康迪达矿是辉铜矿，在空气氧化的条件下，其间一部分铜很易浸出。并且，几乎没有硫被氧化溶出。这样，就不需求扫除硫酸盐。    流程如下图所示，选用—硫酸铵浸取，可浸出矿中40%~50%的铜。溶液经萃取—反萃净化，然后电积。浸取渣经浮选富集未浸出的铜矿藏，送火法冶炼厂。    浸取机理    在溶液中具有不同电位的辉铜矿和黄铁矿组成原电池，辉铜矿Cu2S晶格中不稳定的亚铜离子溶于溶液，一起，其上的一个电子传导到电位较高的黄铁矿，在那儿复原溶液中的氧，生成OH-。溶解的Cu2+与NH3生成配离子。辉铜矿的铜逐步溶出，通过Cu1.96S,Cu1.8S,Cu1.7S许多中间状态的铜硫化合物，终究变为铜蓝CuS。正是因为CuS的摩尔体积小于Cu2S,因而，矿粒在浸出铜的一起，体积缩短，不断发生裂纹和孔隙，供给了反响物和产品的涣散通道。在充沛供氧的条件下，浸取速度能够到达每分钟浸出1%的铜。总的反响方程可表示如下：[next]          1    Cu2S+——O2+2NH3+2NH4+ ==== Cu（NH3）42++CuS+H2O          2    能够看出，这个反响中，因为氧只用于氧化亚铜盐，而不氧化硫，所以，没有硫的化合物溶出。    各种要素对漫取的影响                                                              NH3+NH4+    矿粒巨细对开始的速度影响较大。以浸取50%的铜量计参加，使—————为稳定，当比值到达2.5左                                                                Cu2+右浸取速度就很快。温度影响不大，浸取可在室温或40`C左右进行。实验标明，浸取进程中空气的直销至关重要，杰出的供气条件能够进步反响速度。过量供气，尽管能进步铜浸取率，但浸出液中硫酸根明显添加，标明有部分硫被氧化。    一个日处理矿石600kg的中试工厂通过6个月的实验，结果标明，仅0.6%的硫被氧化。    浸取液含铜32g/L，杂质中锌较高，到达50~70mg/L，其他均很低。以75%的LIX54-火油为有机相，2级萃取，0/A＝1~1.2。有机相负荷铜可达30g/L，选用1或2级洗，洗涤液循环运用。1级反萃，O/A＝0.8。    工厂规划和运转    流程终究为依斯康迪达矿选用，规划、缔造了一个年处理矿石50万t，产铜8万t的出产厂。该厂于1994年11月投产。电积铜含铜达99.9999%。可是，因为严峻的技能和经济问题，该厂现已停产。最近报导运转4个月之后，呈现反萃困难和两相相互夹藏非常严峻的问题，研讨发现与LIX54酮基与反响生成酮亚有关[2]。    参考文献：    1.Queneau P B，Gruber R W. J. Metals，1997，Oct:34    2.Kordosky，G. A.，Proc. ISEC 2002，Ed. Sole K. C. et al.，South Africa Institute of Mining and Metallurgy，Johannesburg，2002，360～365

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

浸法处理红土矿 高氧化镁红土矿在适当长的时间里选用古巴镍公司的尼加罗法处理。合适选用这种碱浸出办法处理的矿典型成分为1.4%Ni，8%MgO，14%SiO2。 浸法是根据红土矿中的镍一般与铁结组成铁酸盐状况，经复原焙烧使铁酸镍转变成金属镍或镍铁合金，以便在溶液中溶解。现在古巴尼罗厂的出产规模为年处理矿石1780kt(均匀含镍1.3%，钴0.07%)，产烧结氧化镍16170t(Ni90%)，镍总实收率70.4%，钴浸出率18%～20%，耗410kg/t镍，二氧化碳耗量为551kg/t镍。 古巴尼加罗镍厂用复原焙烧-常压浸法处理高氧化镁含镍红土矿已达半个世纪，其工艺流程如图1。该流程的长处如下： (一)碳铵溶液既能选择性溶解焙砂中的镍、铜、钴，使其生成安稳的络合物，又能成功地将其别离收回。而铁、锌、镁等杂质因为它们的溶解度很小，在此后出产过程中大部分能水解除掉。 (二)碳铵溶剂易于收回，回来运用。 (三)物料腐蚀性弱，设备大多可用碳钢制造。 (四)选用常压浸出，设备结构简略。图1 古巴尼加罗冶炼厂出产工艺流程 该流程的缺陷如下： (一)能耗较高。从硫化镍矿出产镍其总能耗为22kWh/kg镍，而用氧化镍矿其总能耗要比硫化矿大1～3倍。 (二)浸出、洗刷作业的液固别离一般选用稠密机，物料在体系中逗留时间长(约72h)，设备容积大，厂区占地面积大。

浸法处理氧化铜矿石已有很长的前史，它不只适于处理氧化铜矿石，并且还能够处理硫化铜矿石、铜炉渣、尾矿和其他含铜物料。热压浸出和萃取工艺的应用为浸法处理难选氧化铜矿拓荒了新的途径。     依据浸中发作的首要反响，可将铜矿藏质料分为常压浸、热压浸和复原焙烧－浸等类型。若铜矿藏为次生铜矿，脉石为碳酸盐，可用常压浸。常压浸即可到达适当高的浸出速度，浸出时刻较短，一同制取化学精矿和试剂再生工序适当简略。但常压浸对硫化铜矿藏的溶解不完全。因而，若除次生铜矿藏外，还含有金属铜和原生硫化铜太矿藏，可选用热压浸。若铜呈难浸的硅酸铜或结合铜形状存在，直接浸作用差，宜用复原焙烧－浸法处理。     以下通过实例，对这几种浸法进行介绍。     一、热压浸法     国内某大型氧化铜矿，氧化率为30%～82%，结合率高达10%～47%。首要铜矿藏为孔雀石占80%以上，其次为硅孔雀石和其他氧化铜矿藏，尚含少数的斑铜矿、黄铜矿和微量的天然铜。脉石绝大部分为白云石、绿泥石及黏土矿藏，单个矿体含有很多的碳质和泥质。原矿档次为0.6%～0.8%，铜物相分析成果见表1。 表1  铜物相分析成果项 目总 铜结合氧化铜游离氧化铜活性氧化铜慵懒硫化铜含量/% 散布率/%0.619 100.000.108 32.000.282 45.530.109 17.620.030 4.85     现在工厂选用硫化－浮选法得的铜精矿档次仅为8%左右，收回率约为70%，且药剂耗量适当大。很多实验证明，选用直接热压浸法可使这种低档次难选铜矿的浸出率高达90%以上。该矿处理量为100t/d的浸中间实验厂准则流程图如图1所示，它由碎磨、浸出、固液别离和蒸馏4个工序组成。  图1  某氧化铜矿热压浸半工业实验准则流程     矿石破碎后与回来的含铜、二氧化碳和的稀溶液一同磨至55%（－200目），调制成液固比挨近1:1的矿浆，然后进入矿浆吸收塔接连吸收来自热压浸出泊槽、自蒸发器、减压槽和蒸馏釜出气中的二氧化碳和，经补后试剂浓度达NH38.5%～10.2%、CO25.5%～6.6%。随后矿浆经高压泥浆泵送到矿浆加热器加热，之后再进入多层泊槽，在120℃和10.13×105～20.26×105Pa通过空气下进行热压氧化浸，浸出时刻为2.5h。浸出进程的首要反响为： CuCO3·Cu（OH）2＋6NH3＋（NH4）2CO3＝2Cu（NH3）4CO3＋2H2O 2Cu5FeS4＋40NH3＋2CO2＋37/2O2＋nH2O＝8Cu（NH3）4SO4＋2Cu（NH3）4CO3＋Fe2O3·nH2O     从泊槽底部出来的浸出矿浆经自蒸发器、减压槽降温降压、释放出的、二氧化碳和水蒸气回来矿浆吸收塔，降温降压的矿浆用浓缩机进行固液别离和逆流洗刷，弄清液送至蒸馏釜得氧化铜。蒸馏母液进行苛化可得铜含量分为10%的硫酸钙渣，可收回与硫酸根结合的。进程反响为： Cu（NH3）4CO3＝CuO＋4NH3＋CO2 （NH4）2SO4＋Ca（OH）2＝CaSO4＋2NH3＋2H2O     逆流洗刷得的洗水可回来磨矿作业或吸收塔。此工艺铜浸出率达90%左右，与原浮选流程比较，至取得电铜的铜止，总收回率可进步10%以上。     浸出法提铜，从原理上来说并不杂乱，在实验室内的单元实验中的确取得了杰出的目标。但要把这一办法作为一种大规划出产的工艺，就需要一套巨大而杂乱的设备，才干完成。100t/d规划的半工业实验标明，存在2个困难，一是不能完成长时刻安稳工作；二是实践出产目标与单耗目标与相应的理论目标相差非常悬殊。     二、复原焙烧－浸法     国内某厂选用复原焙烧－浸法处理氧化脉锡矿选厂重选含铜尾矿，铜矿藏首要为呈微粒包裹体或离子状况在于氧化铁中的结合铜，这种结合氧化铜约占总铜的70%，尚有少数的砷钙铜矿和微量的孔雀石、蓝铜矿。脉石首要为方解石，其次为石英。     从矿石性质可知，该尾矿不宜酸浸或浮选，浮选收回率仅30%左右，选用离析法需耗费很多食盐，且产品需进一步处理。常温常压下直接浸，铜的浸出率小于20%。160℃时热压浸时铜的浸出率为75%左右。若选用复原焙烧－常压浸，铜的浸出率达88%左右，且焙烧可改进锡的可选性，锡的收回率可进步6%～7%。     焙烧进程为，锡得选含铜尾矿水采水运至浓缩机脱水，底流送回转窑枯燥至含水量小于5%，然后与占矿石重4%的褐煤粉混合在750～850℃条件下回转窑中进行复原焙烧，使矿石大部分结合铜转变为游离氧化铜，少部分被复原成金属铜： 3（CuO·Fe2O3）＋C＝3CuO＋2Fe3O4＋CO 3（CuO·Fe2O3）＋4CO＝3Cu＋2Fe3O4＋4CO2     复原焙烧窑为顺流操作。窑尾有几米长的冷却段，焙砂用螺旋运输机送至骤冷槽与回来的贫铜液调成液固比（2～3）:1的矿浆，用泵送至机械拌和充气涡轮浸出槽进行浸出。     浸出分三段进行，每段浸出后进行固液别离，终究进行四级逆流洗刷，固兴别离和逆洗均在浓缩机中进行。浸出温度为45～50℃，浸出剂含65g/L、二氧化碳40g/L，浸出时刻3.5h。洗刷后的底流送选矿收回锡、铁。浸出后的富铜液送蒸沉铜，得铜含量约65%的氧化铜。蒸发作的、二氧化碳气体经冷凝吸收后回来浸出作业。     三、浸―硫化沉积―浮选法     浸―硫化沉积―浮选法是在加压浸出进程中，加元素硫（硫粉），在氧化铜矿藏被NH3－CO2溶解后，当即又被沉积为硫化铜。矿浆不通过固液别离而直接进行蒸馏，在收回了NH3和CO2之后，沉积的“人工硫化铜”和矿石华夏有的天然硫化铜同时用惯例浮选法收回，产品为浮选精矿。其准则流程如图2所示。  图2  浸―硫化沉积―浮选准则流程图     与全浸流程比较，该法具有如下长处：     （一）原矿中的硫化铜矿藏不需要氧化浸出，仍可坚持其天然状况而随后与人工硫化铜同时浮选。这就简化了浸出工序华夏有的氧化进程。     （二）省去了巨大的固液别离工序。这不只大大简化了流程，削减了设备，避免了固液别离进程中铜和各种试剂的丢失。     （三）由曩昔的溶液蒸改为矿浆直接蒸，热耗削减，蒸馏塔结疤问题也大为缓解。     不足之处是终究产品为铜精矿。东川矿务局汤丹氧化铜矿的小型及工业实验标明，关于浸－硫化沉积－浮选法的基本条件是：矿石粒度为55%（－200目），液固比1:1，浸出温度140℃，NH3和CO2浓度分别为5N和2.5N，浸出时刻2～3h，硫量为理论量的半工业实验成果比照状况见表2所示。从表中看出，浸―硫化沉积―浮选工艺的确取昨了突破性发展，铜收回率进步17%，精矿档次为本来一倍半。 表2  汤丹难选氧化铜矿浸－硫化沉积与惯例硫化浮选目标比照工 艺原矿档次/%精矿档次/%尾矿档次/%铜收回率/%浸―硫化沉积―浮选 惯例硫化浮选0.625 0.59525.45 10.090.062 0.16790.36 73.09     四、离析－浮选法     离析－浮选是将难以用传统的单一浮选处理的矿石（渣）先进行热处理，使其化学组成及物理结构向着有利于浮选的方面发作完全的改变，然后用浮选硫化矿的办法将其有价金属及其矿藏与脉石分隔。

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

氯化法或其他办法处理阳极泥产出的氯化银，可选用浸法处理使之生成银络盐进入溶液。 按图1所示的流程，经浸出金后的渣，质量已不到阳极泥原重的40%，其主要组分为氯化银、二氧化硅，以及少数锑、铋、铅的化合物与微量贵金属，此渣选用浸处理，可以获得纯洁的银络盐溶液。图1  氯化－全湿法流程 浸作业在固液比1∶3～4、常温文拌和下往矿浆中通入气（或加），在pH9左右浸出2～3h。过滤，滤渣用和碳酸铵的混合液洗刷。经一次氯浸处理，银的浸出率可达97%～98%。 从盐溶液中复原银的办法有二： 一、加热浸出液，即蒸腾蒸腾。蒸腾的经水吸收成回来运用，或直接将蒸腾的气通入浸出矿浆中。蒸后的溶液加中和，银即生成氯化银沉积。沉积滤出经酸洗后加铁置换成海绵银。 二、向浸液中加并加热复原盐液中的银，也可获得纯度大于99%的海绵银。溶液加氧化剂除掉过量的后，蒸腾回来运用。残液与其他酸性废液中和抛弃。

黄开国 中南工业大学矿藏工程系教授     高冰镍中辉铜矿（Cu2S），六方硫镍矿（Ni3S2）的浮选别离是本世纪40年代才发展起来的一种工艺。现在该工艺仍运用传统的黄药类捕收剂。因为这类捕收剂对硫化矿藏浮选的通用性，缺少选择性，形成铜精矿和镍精矿的互含较高。为进步浮选别离的选择性，下降其互含，本文从寻觅选择性捕收剂动身，研讨了硫酯对Cu2S, Ni3S2矿藏的捕收功能，找到以硫酯为捕收剂时铜镍有用别离的条件，取得了显着效果。     一、试样及研讨办法     试样取自金川有色金属公司第二冶炼厂。高冰镍中含镍46.82%、铜24.62%、硫19.82%、铁4.37%，首要矿藏是六方硫镍矿、辉铜矿及合金等。辉铜矿、六方硫镍矿单矿藏是高冰镍浮选别离的铜精矿、镍精矿别离经机械擦拭、萃取、清洗其表面物质后制成-74μm试样存放在干燥器中供实验用。两单矿藏的纯度均达92%以上。     单矿藏浮选实验在40ml挂槽式浮选机中进行，每次用试样2g，超声波预处理5min后按调整剂、捕收剂、起泡剂次序增加、调浆，浮选5min。XPS图在XSAM-800多功能表面分析仪上进行。     高冰镍浮选别离实验，是将大块高冰镍破碎到-3mm，混匀缩分为每包200g，磨到91%-74μm，筛除其+74μm部分为合金产品，- 74μm部分在0.5L单槽浮选机中进行浮选别离实验。浮选别离流程，开路为一次粗选、一次扫选、三次精选；闭路实验时，扫选精矿返到磨矿，精选中矿次序回来。     二、实验成果与评论     （一）单矿藏浮选实验     图1为丁基黄药作捕收剂时，矿浆pH值对Cu2S、Ni3S2浮选的影响。由图可知，在pH＜11.5时黄药类捕收剂对Cu2S的捕收性很强，对Ni3S2的捕收性也较强，表现了黄药的传统捕收功能，但选择性差，一起也阐明以丁基黄药作捕收剂，须在高pH值下才干完成Cu2S与Ni3S2的别离。    图2为硫酯作捕收剂时，pH值对矿藏可浮性的影响。图2标明，用硫酯作捕收剂Cu2S与Ni3S2可浮性差异较显着，在pH为10.5～12.5的较宽范围内两矿藏可浮性差异较大。与图1比照可看出，硫酯的捕收才能略低于丁基黄药，但选择性显着高于丁基黄药。    （二）高冰镍浮选别离实验     在单矿藏实验的基础上，别离选用丁基黄药、硫酯作捕收剂，对金川高冰镍浮选别离实验，开路实验成果见表1，乙基黄药与硫酯组合运用闭路实验成果见表2。表1标明，以硫酯为捕收剂时铜精矿含镍和镍精矿含铜都显着低于用丁基黄药时的互含。表2的闭路实验成果也显现，硫酯和乙基黄药组合运用高冰镍浮选别离的两个精矿互含也很低。 表1  高冰镍浮选别离开路实验成果（%）捕收剂 种  类铜精矿档次镍精矿档次两精矿 互含之和CuNiCuNi丁基黄药64.765.232.4467.227.67硫氮酯67.872.152.2468.274.39 表2  高冰镍浮选别离闭路实验成果（%）产品产率档次回收率两精矿 互含之和NiCuNiCu合  金13.5065.5914.7218.918.076.47镍精矿55.8366.243.2678.997.39铜精矿30.673.2167.862.1084.54高冰镍100. 046. 8224. 62100. 0100.0     三、硫酯捕收功能的讨论                                  S                       S                                  ||                      ||     硫酯类捕收剂的结构为  R－O－C－NHR′，其极性基为－O－C－NH－（1）。黄药的极           S           || 性基为－O－C－S－（2）。两类捕收剂结构式中联接原子的不同在于（2）中－S－基的电负性（X52.5）比（1）中一N一基的电负性（XN3.0）小，故硫酯的负诱导效应比黄药高。非极性基的不同是（1）中氮上有一个R′基，故硫酯的正诱导效应比黄药强。归纳起来，硫酯键合硫原子和氮原子的键合才能比黄药强，具有选择性好的特色。     硫酯对铜矿藏的强选择性捕收可从基团电负性、捕收剂极性基断面宽度dg及浮选剂功能分子轨道法核算成果得到解说。以核算断面宽度dg为例，阐明硫酯选择性高于黄药的原因如下：     浮选药剂与矿藏效果是表面进程，运用原子的范氏半径、共价半径及键角数据，依照                                                                 S                                                                || 药剂分子结构预算浮选药剂极性基的断面宽度dg。经核算，硫酯R－O－C－NHR′中dR-R′=8.7 ，而黄药的dg=6.8 。依据断面宽度越大，药剂选择性越好的规则，阐明硫酯捕收剂选择性优于黄药。     简易验证明验以及XPS能谱图进一步阐明晰硫酯与辉铜矿之间的吸附是化学吸附，而与Ni3S2之间的吸附为可逆的物理吸附。运用硫酷与Cu2S、Ni3S2别离效果，浮选所得泡沫产品经蒸馏水冲刷数次，之后再进行单矿藏浮选实验，在不加捕收剂的情况下，Cu2S仍有好的上浮率，而Ni3S2的上浮率已显着下降。阐明硫酯在Ni3S2表面的吸附很不安稳，经机械拌和清洗可彻底自表面脱除，是可逆的物理吸附；硫酯在Cu2S表面结实附着，虽经清洗仍有很好的上浮率，标明其吸附是不可逆的化学吸附。     XPS能谱图更进一步提醒了上述现象。图3中的a，b别离是Cu2S的铜特征峰谱图及Cu2S与硫酯效果并经数次清洗后铜的特征峰谱图。对照两谱图可发现，Cu2S与硫酷效果前Cu2P3/2的电子结合能为932.2eV，与硫酯效果后, Cu2P3/2的电子结合能向正方向偏移到932.8eV，两者相差0.6eV，阐明Cu2S与硫酯之间发作了化学吸附（或化学反响），一起从对应的总谱图（未附上）也可看出Cu2S与硫AN效果前后的不同在于Cu2S与硫酯效果后总谱图上呈现了氮元素峰。类似地，图3中c、d别离是Ni3S2的镍特征峰谱图及Ni3S2与硫酯效果并经数次清洗后镍的特征峰谱图。对照两谱图可发现Ni3S2与硫酯效果前Ni2p3/2的电子结合能为855eV，与硫酯效果后, Ni2p3/2的电子结合能仍为855eV,两者没有改变，阐明Ni3S2与硫酯之间未发作化学吸附，从总谱图上也得出相同的定论。     硫酯在Cu2S上的吸附化学机理标明，它具有很高的活化能（94kJ/g分子），而在Ni3S2上活化能仍为21.7kJ/g分子。硫酯中亲固原子是硫原子、氮原子，因为二者对铜的亲合力均很强，故铜离子与此类药剂成螯合物。XPS分析标明，硫酯吸附在Cu2S表面，并发作化学反响，生成S、N型四环螯合物。鳌合物的结构式为：    因为硫酷在Cu2S表面发作化学吸附，而在Ni3S2表面的吸附为物理吸附，因而硫酯能选择性浮选别离高冰镍中的Cu2S和Ni3S2，单矿藏实验以及实践高冰镍浮选别离实验成果都很好地证明了这一点。    四、定论     （一）与黄药类比较，硫酯具有较好的选择性捕收功能，硫酯对辉铜矿的捕收才能强，对六方硫镍矿捕收才能弱。在高冰镍浮选别离中，无论是硫酯独自运用或与黄药组合运用，都有利于高冰镍浮选别离，下降铜精矿和镍精矿的互含。     （二）通过硫酯的药剂结构、功能分析核算以及XPS测定进一步证明，硫酯与辉铜矿表面的效果强，属化学吸附；与六方硫镍矿表面的效果弱，属可逆的物理吸附。 参考文献     1.王淀佐．浮选剂效果原理及使用，北京：冶金工业  出版社.1982     2. B. A.Щсрδаков等．用硫逐基盐进步浮选功率，国外矿冶，1985, No.5

据全国锌盐协作组查询，国外氧化锌工业开展较为老练，近几年处于相对安稳的状况，1999年美国、日本、西欧的氧化锌消费量共582.3万吨，实践产值共466.5万吨。与国外构成显着对照的是，近几年我国汽车工业的快速开展，加上我国涂料工业的快速开展，使我国氧化锌的需求在逐年上升。估计到2005年，我国氧化锌仍将以6～8﹪的速度开展。据全国锌盐协作组2000年职业查询，现在我国氧化锌出产厂商为96家，2000年氧化锌实践产值30.63万吨。 国内外氧化锌出产工艺还是以直接法和直接法为主，少数以湿法工艺出产。而湿法工艺出产氧化锌中大部分是硫酸法工艺的产品，其很多副产品难以收回，环保问题不易处理；直接法氧化锌工艺以含氧化锌的质料经氧化复原直接产出氧化锌产品。该法受质料约束，质量不高，价格较低；直接法氧化锌出产工艺以冶炼提纯的金属锌为质料，经熔化、汽化、氧化出产出氧化锌。该法出产成本较高。法湿法工艺是现在国内氧化锌出产工艺的开展方向。且其产品简单完成多种类、多规格。可广泛用于橡胶、涂料、陶瓷、磁性材料等范畴。 南京铅锌银矿业公司经过以广西冶金研讨所协作研讨，以成功开发了法超细氧化锌新工艺及其产品。《法超细氧化锌新工艺及其产品》在2001年经过江苏省科技厅安排专家判定，并被南京市经委认定为高新技术产品。国内近年稀有家单位都在研讨类似工艺，咱们现在的水平在同行中处于先进水平。 法超细氧化锌新工艺，克服了硫酸法工艺环保问题难以处理的缺陷，它以氧化锌焙砂为质料，经脱硫、洗刷、浸出，除铜、铅、铁、锰；深度静化、水解、蒸、枯燥、煅烧，制得超细活性氧化锌产品。 与现有的各种氧化锌出产工艺比较，法超细氧化锌新工艺的优势： 1、出产成本低。直接法氧化锌与直接法氧化锌因为所用质料不同。所以出产成本也不一样。前者出产成本显着低于后者。直接法中法和酸法出产成本附近，法在质猜中能够调配运用低度氧化锌、锌灰、菱锌矿、锌烟尘，使出产成本更低。 2、产品活性高。氧化锌出产原理不同，制品的晶型也不一样，因而化学活性不同很大，法工艺出产的超细氧化锌，具有粒度细、比表面积大、晶型出现多孔的结构。因而，具有化学活性高的特色。 3、产品纯度高。因为法在出产中应用了多种净化办法，使得杂质金属含量降到最低。一起，也避免了酸法工艺的产品中硫酸根的残留问题。 4、产品种类多。直接法受工艺的约束，只要一种产品——直接氧化锌。而法经过微调工艺可出产出不同功能的氧化锌和锌盐产品。以满意用户不同的需求。习惯商场的广泛需求。 5、质料来历广。法工艺质料习惯性最广。锌焙砂、低度氧化锌、锌灰、菱锌矿等都能够作为法工艺的出产质料。在矿产资源越来越匮乏的今日，这是一个很大的优势。 6、环保有保证。法工艺的规划思维就是水、闭路循环。没有一般湿法出产水的污染问题。 别的，咱们经过调整某些工艺参数、流程工序，能够出产出粒径40～60nm的氧化锌。

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。

一、导言     直接化含铜的金矿石时，只要参加很多的才干取得较高的浸出率。因为简直一切的铜矿藏溶于溶液，热压酸浸渣中铜的组份和含量对金的化具有重要影响。据报道，铜矿藏在0.1%NaCN溶液溶解率实测成果为（23℃）：黄铜矿5.6%，自然铜90.0%，辉铜矿90.2%，斑铜矿70.0%，孔雀石90.7%，赤铜矿85.5%等 。可见除黄铜矿以外的其它铜矿藏在溶液中都有很高的溶解度。溶液中Cu2＋离子氧化构成十分安稳的Cu（I）合作物，然后影响金的化浸出。     用处理含铜金矿石时，能够选用法改进的办法，即在化时添加NH4＋改进其提金功能。本文对法浸出系统研究标明，在操控必定量的条件下，浸出含铜热压酸浸渣可更有用的进步金银化浸出率，且下降耗量。     二、矿样性质     实验矿样来自吉林甘矿山的浮选铜金精矿通过热压酸浸预氧化后的浸出查，该浸出渣的多元素化学分析成果见表1。铜物相分析成果见表2。 表1  浸出渣多元素分析成果    *单位为g/t元素Au*Ag*CuTFeCaMgNaKTSS0SiO2wB/%45.2563.20.5733.040.680.101.450.4629.8918.0317.89   表2  浸出查中的铜物相分析自在氧化铜%结合氧化铜%次生硫化铜%原生硫化铜%总铜%0.0540.0750.2210.2210.571        三、实验     （一）基本原理     直接化含可溶溶液的铜矿藏时，只要参加很多的，才干获较高金的回收率，原因是与铜矿藏反响而被耗费，即： 2Cu2＋＋8CN－＝2Cu（CN）32－＋（CN）2      （1） （CN）2＋2OH－＝CN－＋CNO－＋H2O          （2）     总反响式可写为： 2Cu2＋＋7CN－＝2Cu（CN）32－＋CNO－＋H2O    （3）     法的特点是用NH3－CN－混合溶剂浸出，能够进步金的浸出率，下降的耗费。NH3在化进程中的作用是改动慵懒的［Cu（CN）2］2－，成为能浸出金的混合配位的络离子［Cu（CN）3（NH3）3］2－，即： 4Au0＋4［Cu（CN）2］2－＋O2＋2H2O＝4Au（CN）2－＋4CuCN＋12NH3＋4OH－     （二）实验办法     按必定的液固比将浸铜渣和水装入锥形瓶中，用石灰中和调碱至pH＝10～11后，参加必定量的的NaCN、NH4HCO3。将锥形瓶置于HY－8型调整振荡器上摇瓶浸出。必定时刻后过滤，浸出渣用水淋洗烘干，渣样和液样一同送检测。     四、成果与评论     该浸出渣在化贵液中Ag、Cu的浓度较高，合适选用全泥化锌粉置换工艺。     （一）惯例化实验     化条件：矿浆浓度为35%，用量为变量，化时刻24小时。实验成果见表3。 表3  直接化实验成果序号用量（kg·t－1）渣档次位（g·t－1）浸出率（%）AuAgAuAg1814.4233.2168.1347.4521211.2331.0275.1850.923169.6329.2378.7253.754208.7125.6880.7559.375258.5725.0581.0660.36        由表3能够看出，浸出渣直接选用炭浆法化，即便参加量为25kg/t，Au、Ag的浸出率只要81%、60%左右。分析化余液中的铜离子溶度，可到达0.8～1.5g/l。说明晰反响进程中，生成了可溶性的铜络离子。为了进步金的化浸出率，选用法。     （二）Cu档次对浸出率的影响     化条件：矿浆浓度为35%，用量10.0kg/t，碳酸氢铵用量按100kg/t，化时刻24小时。图1  Cu档次对金银浸出率的影响    图1是Cu档次对浸出率的影响的联系图。从图1中能够看出，当浸铜渣中铜含量大于2%，金浸出率只能维持在80%左右；当浸铜渣中铜含量低于2%时，金的浸出率急剧升高，到达95%以上，此刻铜含量的下降对金的浸出率影响较小。因为简直一切的铜矿藏溶于溶液，浸铜渣中铜的组份和含量对金银的化具有重要影响，因而，在热压酸浸进程中要尽可能把硫化铜矿藏氧化完全。     （三）用量对浸出率的影响     化条件：矿浆浓度为35%，碳酸氢铵用量100kg/t，化时刻24h。图2  用量对金银浸出率的影响     图2是用量对浸出率的影响的联系图。从图2中能够看出，进步用量，能够进步金银的化浸出率，但的添加也形成其耗费的添加。统筹浸出率和本钱，用量8.0kg/t为佳。     （四）碳酸氢铵用量对浸出率的影响     化条件：矿浆浓度为35%，用量8.0kg/t，化时刻24h。图3  碳酸氢铵用量对金银浸出率的影响     图3是碳酸氢铵用量对浸出率的影响的联系图。从图3中能够看出，进步碳酸氢铵用量，能够进步Au的化率，但对Ag的浸出率没有显着的影响。当碳酸氢铵量到达75kg/t时，添加碳酸氢铵的用量，对Au的浸出率进步不显着，统筹浸出率和本钱，碳酸氢铵用量75kg/t为佳。图4  矿浆浓度对金银浸出率的影响     （五）矿浆浓度对浸出率的影响     化条件：用量8.0kg/t，碳酸氢铵用量75kg/t，化时刻24小时。     图4是矿浆浓度用量对浸出率的影响的联系图。从图4中能够看出，在25%～45%浓度范围内均能取得较好的目标。矿浆浓度并不是影响浸出的主要因素，因而，矿浆浓度可选择更合适工业上使用的40%左右。图5  化时刻对金银浸出率的影响     （六）化时刻对浸出率的影响     化条件：矿浆浓度为40%，用量8.0kg/t，碳酸氢铵用量75kg/t。     图5是化时刻对浸出率的影响的联系图。从图5中能够看出，金的浸出率跟着浸出时刻的添加而显着升高，14h以后金的浸出率没有显着的改变，而银的浸出率在16h时有一最佳值。归纳考虑金银的回收率，化时刻选为16h。     （七）归纳条件实验     在上面单因子实验的基础上，进行了如下归纳条件实验：矿浆浓度40%，NaCN用量8.0kg/t，碳酸投争用呈75kg/t，化时刻16h。此刻，金、银的浸出率分别为98.3%、82.7%。     五、定论     （一）矿石中的铜被浸出耗费了，并大幅度下降了游离CN－浓度，这是惯例化中铜搅扰金化的主要原因。     （二）的参加供给了一种可溶解金的沸合配体化合物［Cu（CN）3（NH3）3］2－，使金浸出不依赖于溶液中的游离CN－浓度，然后大大改进了铜存鄙人金的化进程。     （三）选用法，在相同的用量下，可将惯例化时缺乏70%的金的化浸出率进步到98.3%。

公元前2世纪我国就开端从含硫酸铜的矿坑水顶用铁置换法收回铜，至宋代，浸出法产铜即已占全国铜产值的15%～20%。1968年美国亚利桑那州然伽施(Ranches)创始了溶剂萃取铜的先河，掀开了铜工业新的一页，产生了现代铜湿法冶金工业。迄今为止，现代湿法炼铜已成为一个独立的工业系统，其发展速度远高于全体铜工业的发展速度，首要是从低档次矿，如氧化矿、剥离的表外矿、浮选尾矿中收回铜，而这些物料正是火法冶炼难以运用的质料。跟着铜资源的逐渐贫化和铜湿法冶金技能水平的进步，铜湿法冶金的质料也在不断改变和扩展。硫酸是湿法炼铜中运用最多、最广的有用浸出剂，能浸出酸性和低碱性铜矿石中的铜，关于碱性脉石含量高的铜矿石则不适用。一方面因高酸耗导致出产本钱高，另一方面，反响生成的硫酸钙会粘附在矿石表面下降反响速率，延伸铜浸出周期，乃至阻挠铜的浸出。－铵盐浸出系统是湿法冶金中一个重要的浸出介质系统。国外如美国安纳康达(Anaconda)铜业公司和智利埃斯康迪达(Escondida)矿山针对硫化铜精矿运用－铵盐浸出介质进行了半工业和工业实验。云南东川矿务局和北京矿冶研讨总院对汤丹铜矿进行了十多年的研讨，进行了工业实验。 针对高碱性低档次氧化铜矿提铜的难题，介绍了－铵盐系统高碱性脉石低档次氧化铜矿提铜工业实验研讨成果，并进行了工艺及经济分析，成果表明浸－萃取－电积工艺是可行的，阴极铜质量可达99.99%。 一、矿石性质 矿石为土状氧化铜矿石，粉矿占90%以上，块矿风化严峻、易碎。矿石呈棕黄色，用水洗刷后有清晰可见的蓝色孔雀石颗粒。矿石多元素分析和铜物相分析成果别离见表1和表2。 表1  矿石多元素化学分析成果  %注：Au，Ag含量单位为g/t。 表2  矿石的铜物相分析成果    %从表1可见，该矿石含氧化钙高达33.78%，氧化钙与氧化镁总量达34.94%，属高碱性矿石。该矿石含银较高能够收回运用。此外，该矿石还含必定量的。 从表2可见，氧化铜矿藏中的铜到达97.12%，矿石类型属高氧化率的氧化铜矿石，其间自在氧化铜占到73. 44%。 二、氧化铜矿浸的理论分析与工艺流程的断定 －铵盐系统是重要的湿法冶金浸出系统，铜、钴、镍等金属离子能够构成安稳的配位化合物而溶解在－铵盐溶液中。因为铜离子在溶液中构成安稳的配位化合物Cu(NH3)n2+(n=1～4)，因而溶解度很大。溶液中参加硫酸铵或碳酸氢铵等铵盐，能够缓冲溶液的pH值，阻挠铜的水解反响。孔雀石和氧化铜等碱式碳酸盐矿藏中的铜经过生成合作物溶解于性溶液，反响方程式如下：氧化铜矿石中的铜和浸出介质－铵盐触摸，构成可溶性铜络离子进入到溶液中，完结铜的溶解浸出。运用溶剂萃取技能，把溶液系统中的铜与杂质别离并进行富集，送到电积系统电积即可得到含铜99. 99%以上的阴极铜。工艺流程如图1所示。图1  工艺流程 三、工业实验成果 （一）原矿及破碎 原矿以土状粉末矿为主，含少数风蚀严峻的块状矿。矿石经两次筛分，两次破碎，确保进入球磨的矿石粒度小于2mm。矿石第一次筛分选用振动筛，筛上大于100mm的块矿进入颚式破碎机，接着进入双辊破碎机，出料进入球磨机储矿仓；第一次筛分筛下矿石进入5 mm振动筛，筛下产品直接进入球磨机储矿仓，大于5 mm的进入双辊破碎机破碎。破碎系统出料粒度100%到达-2 mm，到达了规划要求。工业实验工作中，因为粉矿量占有份额高，破碎系统处于间歇作业状况，削减了能耗、下降了碎矿本钱。 （二）磨矿进程 矿浆浓度和磨矿细度直接联系到磨矿质量及磨矿本钱，一起影响后续的浸出质量。就磨矿本钱而言，磨矿时刻短，单位处理才干高，单位矿石能耗低，球磨机运用率高，单位磨损小；对浸出而言，矿石粒度越细，有用矿藏暴露程度越高，与浸出介质触摸几率和触摸面积添加，浸出速率进步，缩短浸出时刻。矿浆浓度是影响处理量的首要要素，矿浆浓度高，添加磨矿时刻才干取得很好的磨矿细度；矿浆浓度低，处理量小，下降拌和浸出设备功率。工业实验工作中磨矿矿浆浓度、处理量和粒径散布状况见表3。 表3  矿浆浓度、处理量及粒径典型散布状况 经过一段时刻工业实验工作，断定磨矿目标为矿浆浓度34%～36%，磨矿细度-200目占85%，处理量75～80t/d。 （三）拌和浸出 拌和浸出相关于堆浸、渗滤浸出是一种强化浸出，浸出时刻短，浸出率高。影响拌和浸出进程的要素有化学反响溶解速率、浸出剂的浓度和用量、液固比、浸出温度、矿石粒度、拌和强度和浸出时刻等。工业实验中，拌和时刻2.5 h和3.0h对应的浸出率不同不大，浸出率只进步4～5个百分点，考虑到设备处理才干最终将拌和时刻断定为2.5 h。拌和桶规格为φ2500mm×2500mm。拌和输入功率为0.4kW／m3。操作为间歇作业。浸出终了时，浸出液含铜达6～7 g/L，浸出渣含铜0.5%～0.6%，浸出率达70%以上。 （四）药剂参加办法 浸出剂的浓度和用量是影响浸出速率的首要要素之一。浸出速率随浸出剂初始浓度添加而加速。－铵盐溶解铜矿石中的铜具有选择性，除孔雀石、结合氧化铜外，能溶解一切氧化铜矿藏中的自在氧化铜。的浓度到达必定的数值后，添加浓度对进步铜浸出率影响不大，而的蒸发和耗费却添加。碳酸氢铵在浸出进程中首要作用是调理pH，坚持必定的性环境。 1、碳酸氢铵的添加 工业实验中，药剂的添加分为两个阶段。刚开端的实验阶段，碳酸氢铵的参加量较大，参加量为180～190kg/t，溶液中的浓度为1.02mol/L。实践中发现碳酸氢铵的溶解缓慢，且因为密度小简略漂浮在液面，延迟了反响进行的时刻，为进步拌和桶的运用率，碳酸氢铵和矿浆一起参加，即当拌和桶中矿浆量到达0.5 m深，拌和能正常工作（即矿浆淹过拌和桨叶）时，开端参加碳酸氢铵。参加速度为10～12 kg/min，确保矿浆加满时所需碳酸氢铵的量也加足加完。 经过半个月的工业实验工作，液体中NH4+离子浓度逐渐添加，碳酸氢铵的用量逐渐削减，当溶液系统中NH4+离子浓度为1.9 moI/L时不再添加。 2、的添加 常温常压下具有强蒸发性和刺激性，对贮存运送、装卸和运用条件要求高。浸进程必须在密封状况下进行，削减耗的一起到达清洁出产的意图。的参加量和参加速度是影响浸出作用的首要要素。工业实验中，为取得最佳的浸出速率和浸出率，把加的管口刺进矿浆液面下1.5m，加时刻为30～45min。这样削减了的蒸发逸出和复溶，能及时和矿藏触摸并反响。的参加量按铜的理论量的倍数核算，参加太多会导致残留浓度高，蒸发丢失大，操作环境恶劣；参加缺乏会使浸出尾渣含铜高，导致金属收回率低。工业实验初期参加药剂按小试实验数据参加，经过一段时刻工作后按工业实验数据参加。出产中药剂添加量与铜浸出率联系见表4。 表4  药剂添加量与铜浸出率联系 （五）固液别离 固液别离在浸出－萃取－电积提铜工艺流程中是一个重要的工序。浸出液中固体含量对后续的萃取作业损害极大，会添加萃取进程絮凝物的量，添加萃取剂和火油的耗费，夹藏恶化电解液质量，引发一系列连锁问题，严峻时可导致停产。 1、原规划状况。原规划是选用水平带式真空过滤机进行固液别离。用矿浆泵将浸出矿浆泵送到中间储液箱中，自流到水平真空带式过滤机进行过滤。为避免少数混浊液夹藏，过滤上清液进入150m3容积的沉砂池进一步天然沉降别离，进入萃取系统前再经过两个容积达600m3的弄清池弄清。因为溶液系统含泥质混浊物高，水平真空带式过滤机出来的滤液达不到要求，对固液别离进行了改造。 2、改造状况。依据浸出矿浆天然沉降速度快的特色，添加容积为30m3的稠密箱2个和过滤面积为100m2的板框压滤机2台。浸出矿浆泵送入串连的两个稠密箱中开始沉降别离，底流排放至调浆洗刷槽，加萃余液调浆洗刷，用泵输送到板框压滤机过滤，滤液进入沉砂池，渣送至渣场堆存。稠密箱出来的上清液流入沉砂池、集液池等进一步弄清后供萃取车间进行铜的萃取。添加稠密箱后底流也能用水平真空带式过滤机过滤，完成了过滤和洗刷一起进行的规划初衷，缓解了板框压滤机的处理量。经改造后沉砂池出液含泥量为(5～10)×10－6，满意了萃取的要求。 （六）萃取－电积 性溶液中铜的别离提取以往选用蒸工艺得到中间产品－铜氧化物，得到金属铜还需要进入冶炼工序。本办法直接选用萃取－电积得到高纯金属铜产品。与硫酸浸出的萃取－电积工艺比较，受的运用条件约束，性溶液萃取－电积运用相对较少，特效萃取剂品种也少。从性溶液中萃取铜常用的萃取剂有科宁集团(Cognis Group)的LIX系列和特(Cytec)公司的Acorga系列萃取剂。它们都是螯合萃取剂。本工业实验运用LIX系列中的LIX 84－1萃取剂，它是由不溶于水的2－羟基－5－壬基乙酰酮肟与高闪点火油按必定的份额组成的混合物。 萃取工艺为2级萃取，1级洗刷，1级反萃；萃取比较1∶1(O/A)，反萃比较2∶1(O/A)。稀硫酸洗刷液比较2∶1( O/A)。工业实验中料液含铜在2～2.5g/L，萃余液含铜0.1～0.2 g/L。萃取有机相为3%～5% LIX84-1+灯用火油（体积百分数）。洗刷液的酸度控制在pH=1～1.5之间，洗刷液定时排放，以确保洗刷液不会形成铵根离子的富集。 电积电流密度为150～200A／(m2·h)，槽电压为1.8～2.1V，电解液的循环速率为50L／(m2·h)；同名极距离为80mm。电积周期7～8d，出产的电积铜产品Cu≥99.99%，到达高纯阴极铜产品质量标准。 四、经济分析 经过工业实验出产，出产目标单耗和直接本钱与惯例酸浸直接本钱比较状况见表5。 表5  出产目标单耗及直接出产本钱状况注：酸浸目标采纳其他供应商数据。 从表5可见，该类型矿石直接出产本钱浸低于酸浸。选用液本钱还会下降。市售中的含量只要25%，运送1t要额定地运送3t水，这是一笔不小的费用；别的，因为蒸发性强，在装卸、运送及运用中损耗大。球磨、拌和浸出、固液别离所用设备能耗大，相对惯例酸浸是额定的本钱开销。碱性脉石的酸耗很大，矿石酸耗经实验研讨都在40t/t以上。工业实验时期，一级阴极铜的商场现货价远远大于60 000元／t，因而高碱性低档次氧化铜矿的浸－萃取－电积提铜工艺的经济效益是明显的，具有很好的商场竞争力。 五、定论 实验成果表明，选用浸－萃取－电积工艺处理高碱性氧化铜矿是可行的，具有明显的经济效益，是低档次氧化铜矿湿法冶金技能的必要弥补。浸在常温常压下进行，工艺流程简略、易工业化。浸进程中，矿石中的杂质如Mg，Al，Fe，Si，Ca，Mn等均不进入浸出液，然后简化了净液进程，有利于进步阴极铜的质量。选用LIX84－1从含铜的性溶液中萃取铜，在萃取级数的装备上选用2级萃取、1级洗刷、1级反萃，经过洗刷段能够充沛洗去有机相夹藏和共萃的，确保了阴极铜的质量，产品到达高纯阴极铜质量标准。

为了查明（异丙）乙硫酯与黄铜矿和黄铁矿的效果机理，用放射性同位素S35俣成（异丙）乙硫酯和异丙基黄药，做了实验。实验指出，（异丙）乙硫酸对黄铁矿的吸附比异丙基黄药低3—4倍，充分说明(异丙)乙硫酸对黄铁矿捕收才能低的原因，而且因着在黄铁矿表面上的（异丙）乙硫酸能够用水洗掉。从图1中看出，黄铁矿吸附（异丙）乙硫酯能够彻底去掉，而黄药结实地留在矿藏表面上。黄铜矿表面上的黄药和（异丙）乙硫酯在相同条件下，用水洗四次，两种捕收剂在矿藏表面上吸附都很结实，只要一小部分被洗掉。这就说明晰这两种捕收剂对黄铁浮选的不同。这就是说，（异丙）乙硫酯对黄铁矿是物理吸附，黄药对黄铁矿是化学吸附，这两种捕收剂对黄铜矿都是化学吸附。                                   ·异丙基黄药     X（异丙）乙硫酯                   图1 在ph=8时，以水洗法解吸黄铁矿表面上的捕收剂药剂浓度50毫克/升

跟着锌精矿逐渐耗费殆尽，人们越来越注重对低档次氧化锌矿的开发和使用。现已探明云南省兰坪锌矿锌金属储量为1289.8万t，锌均匀档次为5.74%，其间极难处理的低档次氧化矿和混合矿占总量的40%，且矿藏中碱性脉石含量高、矿藏组成杂乱及多金属共生。 传统的酸浸法处理氧化锌矿需耗费很多的酸，具有固液别离难、浸出液中杂质含量较多、净化困难等缺陷。而浸法具有较高的选择性，在铜、镍、钴等湿法冶炼范畴使用日益广泛，但选用浸法处理氧化锌矿所用的浸出剂浓度较高，铵盐易分出结疤，一起浓度较大，蒸发丢失构成环境污染，所以现在仍是停留在试验室研讨阶段。 超声波可通过声空化效果对反响介质发作机械效应和化学效应，然后加速或引发化学反响，因而，在矿藏浸出进程中引进超声波已引起很多科技作业者的注重。孙家寿等研讨标明，FeCl3浸出硫化铜精矿经超声波处理30 min后的矿浆，铜的浸出率可达80.2%，比未用超声波处理时进步5%～10%，时刻缩短4 h。BESEtl8】研讨了超声对铜电转炉炉渣强化浸出。在最佳浸出条件下，引进超声波后炉渣中的Cu、Zn、Co和Fe浸出率别离进步了8.87%、3．04%、5.35%和1.57%。AVVARU等研讨了在硝酸和硫酸两种不同浸出系统下超声波强化浸出铀，成果标明超声波在这两种浸出系统中强化效果机理不同而导致的强化效果效果不同。 本文作者针对难处理低档次氧化锌矿，在NH3－NH4C1－H2O系统的浸出工艺，引证超声波强化浸出进程，侧重研讨超声波辐射对氧化锌矿中锌浸出进程影响的基本规律，为根究超声波辐射强化浸出氧化锌矿新工艺使用供给根底。 一、试验 （一）试验质料 试验质料来自云南省兰坪氧化锌矿，原矿经破坏机破坏、筛分处理，试验所用矿的粒度小于147μm，其首要化学成分和物相组成别离如表1和2所列。 表1  原矿的首要成分表2  原矿的物相分析（二）试验仪器 试验所用首要仪器有DKB－501A型超级恒温水槽，JJ－1严密增力电拌和器器(3片叶轮，其半径为50mm)，07HWS－2恒温磁力拌和器，JY－92DII型超声波细胞破坏仪(作业频率20 kHz，输出功率150～750w，接连可调，探头直径25 mm)，SHB－—III水循环多用真空泵。 （三）试验办法 惯例浸出试验在1 000 mL的不锈钢容器中进行，用超级恒温水槽水循环保持恒温，每次称取30g(粒度小于147μm)矿放入反响容器中，以必定液固比参加制造好的NH3－NH4C1－H2O溶液，机械拌和(200 r/min)浸出。超声波强化浸出试验设备如图1所示，磁力拌和(600 r/rain)的一起发动超声波。在浸出进程中，参加适量冰水操控超声辐射引起的溶液温度升高。在不同条件下浸出至必定时刻后，真空抽滤进行固液别离。滤渣经屡次洗刷，洗刷液成分与浸出剂相同，体积约为浸出剂体积的20%。选用EDTA容量法测定浸出液中Zn的含量，再按下式核算zn的浸出率(R)：式中w(Zn)是浸出液中锌的含量；w0(Zn)是原矿中锌 的含量。图1  超声强化浸出试验设备 二、成果与评论 （一）无超声波辐射的惯例浸出 考虑到的蒸发性和浸出功率，依据文献以c（NH4Cl）=5.0 mol/L，c(NH4OH)=2.5 mol/L混合溶液为浸出剂，在机械拌和下浸出氧化锌矿，最大极限地浸出矿中的锌，选用单要素条件试验，别离调查液固比、浸出时刻、反响温度对浸出效果的影响，然后断定最佳的浸出工艺条件。各要素对浸出效果的影响如图2～4所示。试验成果标明，在所选取的试验条件范围内，液固比、浸出时刻、反响温度对锌的浸出效果均有不同程度的影响。由图2可知，液固比对浸出率的影响较为显着。当液固比小于5∶l时，跟着液固比的添加，浸出率显着进步，但当液固比大于5∶1，浸出率的添加趋于陡峭。因而，最佳液固比为5∶1。由图3可知，当浸出时刻少于3 h时，跟着时刻的添加，浸出率显着进步，但当浸出时刻超越3 h后，浸出率的添加趋于陡峭。因而，最佳浸出时刻为3 h。由图4可看出，当温度低于30℃时，浸出率随温度的升高而增大，这是因为升高温度，有利于固液问的分散，进步其传质速率，然后进步浸出率。但当温度高于30℃时，温度的升高会构成NH3的蒸发，浸出液中NH3浓度下降，导致锌的浸出率下降。因而，浸出试验温度一般取30℃为宜。图2  液固比对浸出率的影响图3  浸出时刻对浸出率的影响图4  温度对浸出率影响 综上所述，关于兰坪低档次氧化锌矿，较好的浸工艺条件为：c(NH4CO=5．0 mol/L，c(NH4OH)=2.5mol/L，液固比5∶1，浸出时刻3h，反响温度30℃，浸出率69.4%，即混合矿中氧化锌矿中锌的浸出率为97．4%。 （二）超声辐射下低档次氧化锌矿的浸出行为 1、超声辐射时刻对浸出率的影响在惯例浸出最佳条件下引进超声波，超声波功率为300W，调查不同超声时刻下的浸出效果，成果如图5所示。从图5能够看出，在相同的浸出条件下，超声波强化浸出20min后Zn的浸出率为63.9%，即到达惯例浸出80 min时Zn的浸出率，可见超声波能够显着进步Zn的浸出速率。跟着超声时刻的延伸，zn的浸出率显着进步，当超声浸出时刻达80 mill，Zn的浸出率为69.2%，基本上到达惯例浸出180min后Zn的浸出率。而当超声时刻大于80 min，持续延伸超声时刻，Zn的浸出率没有较大的进步。这是因为超声波辐射波发作的搅动增强了固液问的传质，加速了反响速率；对固体表面的冲刷、破坏效果以及超声空化发作的微射流对固体表面的侵蚀效果，减少了矿藏颗粒的粒度，下降了分散层厚度，有利于增大浸出剂与矿藏颗粒的触摸面积，然后加速反响的进行。因而，超声波辐射显着改变了氧化锌矿浸出的动力学行为，但对反响平衡态没有影响。图5  超声时刻对浸出率的影响 2、温度对浸出率的影响 浸出剂中c(NH4Cl)=5.0 mol/L，c(NH40H)--2．5mol/L，液固比为5：l，超声波功率为300 W，在不同温度下，锌的浸出率随超声时刻的改变联系如图6所示。由图6可知，同一温度浸出时，超声波对浸出率的强化效果效果跟着浸出时刻的延伸而削弱，在25℃，超声时刻从10 min添加到80 min时，浸出率由18%下降到5.9%。超声时刻相一起，超声波对浸出率的强化效果效果跟着温度的升高而削弱，超声浸出时刻为10min时，温度从25℃添加到50℃，超声波对浸出率的进步程度由18%下降到5.1%。从图6能够看出，在温度较低时，超声波对浸出进程强化效果效果随浸出时刻的延伸快速下降，而温度较高时，这种改变趋势变得较为陡峭。这是因为跟着温度的升高，超声波辐射所发作的空化效果削弱，所以由空化效果发作的微射流对固体表面的侵蚀效果削弱，强化浸出的效果也随之下降。温度升高，溶液中分子运动加重，固液间分散系数增大，矿藏中zn与浸出剂触摸发作反响速率加速，反响受传质效果的影响很小，惯例浸出率较高。一起，较高温度下，超声波辐射发作的空化效果弱于在低温时溶液中的空化效果，所以温度较高时超声波强化浸出的效果没有温度较低时显着。图6  在不同温度下超声波对浸出率的影响 3、浸出剂浓度对浸出率的影响 浸出剂中c(NH4Cl)/c(NH4OH)＝2，液固比5∶l，温度30℃，超声波功率300 W，调查浸出剂浓度不一起，锌的浸出率随超声时刻的改变如图7所示。由图7能够看出：在超声波效果下，用这两种浓度的浸出剂浸取锌，浸出率都得到了进步。在同一浓度，超声波对浸出率的强化效果效果跟着浸出时刻的延伸而削弱，当浸出剂c(NH4Cl)=4mol/L，浸出时刻从10min添加到60min时，浸出率由11.7%下降到6.8%。浸出剂浓度不同，同一浸出时刻下，超声波对浸出率的强化效果效果也不同。跟着浸出剂浓度的增大，超声波对浸出率的强化效果效果削弱，当超声浸出时刻为60 min，c(NH4Cl)从4mol/L添加到6mol/L时，浸出率由6.8%下降到3.1%。因为用低浓度NH4Cl作浸出剂时，浸出剂的黏度较小，简单发作空化泡，并且在传质进程中能量丢失也小，利于超声波完成空化效果，在固体颗粒邻近空穴的不对称溃散促进颗粒内分散，添加传质速率然后缩短反响时刻。而NH4CI的浓度较高时，浸出剂在固体颗粒表面分散较快，矿藏中Zn与浸出剂触摸发作反响速率也加速，惯例浸出率较高。一起，高浓度溶液的表面张力和黏滞系数变大，“空化效果”远弱于在稀溶液中的“空化效果”。因而，超声波强化浸出的效果没有低浓度时的效果显着。图7  不同NH4Cl浓度下超声波对浸出率的影响 浸出剂中c(NH4Cl)=5mol/L，温度30℃，液固比5∶1，超声波功率300 W，超声时刻60min，调理NH4Cl与NH4OH的摩尔浓度比，研讨其比值不一起，超声波对浸出进程的影响，成果如图8所示。从图8中可知，NH4C1与NH4OH的摩尔浓度比对浸出率的影响较为显着。锌的浸出率随NH4Cl与NH4OH的摩尔浓度比值增大而显着下降，而超声波对浸出进程强化程度随NH4Cl与NH4OH摩尔浓度比增大而添加。当NH4Cl与NH4OH的摩尔浓度比从1：l添加到3∶1时，浸出率从0.4%添加到5.2%。跟着NH4Cl与NH4OH的摩尔浓度比减小，溶液中NH4OH的浓度添加，即溶液中可溶性气的含量添加，因为溶解的气体是超声空化泡的形核质点，所以气的含量越高，空化泡越简单构成，超声空化效果越强，即超声波强化浸出的效果越显着。图8  不同c(NH4Cl)/c（NH4OH）比值下超声波对浸出率的影响 （三）超声强化浸的选择性 当浸出剂中c(NH4Cl)=5 mol/L、c(NH4OH)=2．5mol/L、温度30℃、液固比5∶1、超声波功率300W、浸出时刻60min时，该工艺条件下浸出液的ICP(等离子体光谱)分析成果如表3所列。 表3  浸出液的成分分析从表3中能够看出：关于该工艺条件下惯例浸出和超声强化浸出而言，浸出液中杂质除Cd、Ca的含量相对稍高，其它金属含量都很低，所以NH3－NH4Cl－H2O浸出系统对Zn具有较高的选择性。超声强化浸出与惯例浸出的浸出液比较，超声强化浸出显着地进步了浸出液中Zn的含量，而其它金属杂质的含量添加很少，所以超声波对金属锌强化浸出也具有选择性。 三、定论 （一）无超声波辐射时，NH3－NH4Cl－H2O系统浸出兰坪低档次氧化锌矿的最佳浸出条件为：c(NH4Cl)＝5．0mol/L，c(NH4OH) ＝2.5 mol/L，液固比5∶1，浸出时刻3 h，温度30℃，最大浸出率为69.4%。在相同条件下，超声波辐射显着缩短了浸出时刻，选用无超声波辐射时Zn的浸出率到达61.8%需求80min，而选用超声波辐射浸出时仅需20 min。 （二）超声波强化浸低档次氧化锌矿进程对浸出剂浓度、反响温度、NH4Cl与NH4OH的摩尔浓度比灵敏。当反响温度较低、浸出剂浓度较低，NH4Cl与NH4OH的摩尔浓度比较大时，超声波在短时刻内对锌浸出强化效果效果显着。因而，超声波辐射可望下降浸低档次氧化锌矿的反响温度和浸出所需NH4OH浓度，大幅缩短浸出时刻。 （三）超声强化浸对锌的浸出具有较高的选择性。

氧化铜矿原矿常温常压浸-萃取-电积-浸渣浮选办法，其特征在于将磨碎细度为 -74μm占50％-90％的原矿在既常温又常压的条件下浸，然后固液别离得到铜浸出液及浸渣，其浸出液用萃取剂将Cu2+转换到有机相中，再用硫酸反萃取，所得富铜液最终电积得到电解铜，而浸渣选用浮选法取得铜精矿。

    近日铜线 价格 由回升趋势。美国非制造业也大幅回升，增添了 市场 的人气。经济复苏特征越发明显，美国服务业萎缩状况趋于缓和,一项判断服务业活动指标触及11个月新高,进一步显示此间经济已步入温和复苏。 国内股市也在利好的政策中收高，铜市也备受提振。银监会正在研究，拟对银行相互持有的次级债务资本工具分年从附属资本中扣减。“分年扣减”将缓解 市场 此前对银行股巨额融资的担忧。国内铜 现货价格 大幅上涨，抑制部分下游购买热情，但北方部分地区货源紧缺。上海报价在49350－49750元/吨，上涨1500，贴水100至升水50；长江 现货 报价在49550－49650元/吨，上涨1600，贴水200至300。经历一波回调后，铜价下方支撑基础坚实，而买方逢低吸纳，使得铜价重回高位。银监会“分年扣减”新规环节了 市场 对银行不良资产的担忧。而G20国峰会召开，估计退出刺激计划为时尚早，美元的弱势，这都使得铜价有望继续冲高，后市继续关注52000的压力位。    以下是最日各地铜 交易价格 表：  品名 规格 产地/牌号交易 地价格 (元/吨) 涨跌 备注黄铜棒 φ40-100mm 上海 上海 42050-42540 -450 H62紫铜棒 φ8-20mm 上海 上海 62300-63000 -750 T2紫铜板 1-4*600*C 上海 上海 64300-64950 -750 T2无氧铜杆 3mm-8mm 武汉 武汉 59475-59675 -750 T2黄铜管 φ3-φ200*0.5-40 武汉 武汉 49375-49875 -450 H62低氧铜杆 2.6mm-8mm 武汉 武汉 59425-59625 -750 T2(原材料电解铜)紫铜管 φ50*3 武汉 武汉 66600 -750 T2黄铜板 0.4-1.5*600*2000 武汉 武汉 46380-46880 -450 H62紫铜带 0.3-1.5 武汉 武汉 64850-65350 -750 T2紫铜板 0.8-10*1000*2000 武汉 武汉 64580-65080 -750 T2紫铜卷板 0.5-3 武汉 武汉 64450-64950 -750 T2紫铜管 φ40*10 武汉 武汉 66300 -750 T2紫铜板 10-40*600*1500 武汉 武汉 64280-64780 -750 T2黄铜棒 φ5-φ100 武汉 武汉 45620-46120 -450 H62紫铜棒 φ40 武汉 武汉 62450 -750 T2紫铜排 20*120-40*200 江西/鹰潭 鹰潭 58700-59200 -750 T3紫铜排 20*120-40*200 江西/鹰潭 鹰潭 59700-60200 -250 T2无氧铜杆 3mm-20mm 江西/鹰潭 鹰潭 58700-59200 -750 T2低氧铜杆 3mm-8mm 江西/鹰潭 鹰潭 54800-55000 -600 T2(废铜加工)   但归根结底，铜线 价格走势 必然受到 市场 供求关系的直接影响，未来铜线 价格 的 走势 还要看未来可预期内 市场 上对于铜线的供需程度以及相关 产业 的发展情况

铜锭价格,近期国内房地产政策的密集出台，可能还会在一定程度上影响铜锭的需求，因为建筑业在国内铜锭行业消费中所占的比重最大，一旦受政策影响，房地产投资和购房意愿受到打击，最终也会传导到铜锭的消费上，同时这些措施对于市彻具有心理层面的冲击。另外，需要关注的是，6月份后市场将迎来传统的有色金属消费淡季，铜锭的现货需求会有所减弱。受欧元区债务危机的冲击，国内外铜锭价在4月中旬后的1个月时间里大幅下跌，伦铜锭跌幅超过25％，沪铜锭的跌幅也达到17％。虽然高额救助机制的出台使得市场恐慌情绪得到一定程度遏制，加之市场风险因连续下跌而得到释放，期铜锭下跌动能明显减弱，近期有所趋稳，但基于产能过剩、消费不及预期等原因，后期铜锭价整体走势仍将维持弱势格局。受国内外期价大幅下跌的影响，近期国内现货铜锭价已跌至15000元/吨以下，接近电解铜锭行业的平均成本线，部分技术落后、成本高的生产企业已开始亏损。随着6月1日起优惠电价的取消，电解铜锭企业亏损将进一步扩大。虽然成本上升可能会限制铜锭价的下跌空间，但在目前的市撤境下，倘若没有重大利多措施出台，铜锭价回升面临的阻力较大。综上所述，在需求增速落后于产能增速的前提下，未来铜锭市场供大于求的格局难以得到有效改观。尽管铜锭价格的大幅下跌已在很大程度上消化了欧债危机及国内收紧政策等利空因素的影响，短期内在人气回稳和市场超卖的支撑下可能会进行振荡整理或技术反弹，但是考虑到债务危机的影响远未结束，国内紧缩政策的压力并未解除，加上国内电解铜锭产能过剩严重以及高库存等利空压力，后市铜锭价格仍将进一步走弱。

近期金属市场剧烈振荡，国内锌渣价格大幅下挫。小编认为，市场对欧元区债务问题蔓延的忧虑、国内信贷紧缩和政府可能出台更多的房地产调控措施是导致锌渣价格大幅下挫的主要原因。目前主导金属市场的主要因素还是在宏观面，在市场对欧元区债务问题、中国政府收紧信贷以及更多严厉的地产新政可能出台的忧虑没有大幅缓解的情况下，金属市场仍将面临较大的下行压力，锌渣价格未能企稳前，仍以空头思路对待。回到国内市场，信贷紧缩预期和政府可能出台更多地产新政的担忧导致国内市场空头氛围浓厚。五一假日期间，中国央行今年第三次提高存款准备金率，此举皆在控制信贷。从目前来看，市场对于央行紧缩信贷的预期还是比较强烈的，且市场普遍担心，5月以后可能已经进入央行加息的时间窗口。预期政府收紧信贷令金属市场承压。再看近期的房地产， 4月中旬的新“国十条”出台后，地方政府开始纷纷出台配套措施。以最新的北京地区新政为例，其比前期的国十条还要严厉。而近期市场也将迎来深圳和上海等地区地方政府出台的地产新政。由于市场担忧后续地方政府将出台更多严厉措施，金属市场也将在这种利空因素预期下面临压力。从目前来看，锌渣价格偏好受挫，金属市场人气仍偏空，加之目前市场本身供应过剩且现货充裕，因此锌渣价格短期来看仍面临较大压力。

锌矿价格是很多锌矿投资人士很多电解铜企业关注的焦点，及时掌握锌矿的价格信息、交易状况、市场供求关系、行情走势等，是在锌矿投资交易中获得成功的关键。    2010年8月18日最新锌矿价格：品种名称             价格        单位   平均价 涨跌幅  发布时间湖南锌精矿50% 11500.00-11700.00 元/吨 11600.00 500.00 2010-08-18广西锌精矿50% 11400.00-11600.00 元/吨 11500.00 550.00 2010-08-18云南锌精矿50% 11300.00-11500.00 元/吨 11400.00 500.00 2010-08-18河南锌精矿50% 11400.00-11500.00 元/吨 11450.00 550.00 2010-08-18     最新资讯， 沪锌继续反弹。主力合约1012开盘价17580，最低价17540，最高价17850，收盘价17560，涨195，涨幅1.12%，全天成交1423930手，持仓量296078手。 17日LME三个月期锌涨26美元,收报每吨2,073美元。目前来看，美元恢复反弹上涨行情，对商品构成打压；技术上，收一根流星形态，市场成交量、持仓量放大，多空分歧较大，沪锌反弹行情即将结束。操作策略，沪锌逢高沽空，依托17500-17880一线逢高沽空，最低目标位可看至15600-15800一线，止损位18000。亦可在目前价差1800一线买铝抛锌，目前价差看至900。    6月份由于锌矿价格一直在低位徘徊，锌矿价格过低导致矿山企业开始考虑减产，中小矿山特别是矿石品位低于5％的矿山大面积停产，大中型矿山也以供应长单为主，现货交易稀少。国内主要锌矿生产地矿山开工率大减，主要原因还是中小矿山关闭所致，大型矿山开工率有所下降，但是生产正常。由于前期锌矿价格的大跌，冶炼企业利润更是大幅度减少，5月是锌矿价格暴跌的第一个月，当月矿山和冶炼厂多以观望为主。6月份锌冶炼企业开工率有所降低，有不少冶炼企业亦提前进入检修期，生产比较正常的一些大中型企业以长单为主，惜售和成交清淡并存，加之近期南方大雨导致冶炼厂部分原料受雨严重，冶炼厂开工率有所下降，下游加工厂因亏损太多而暂时停产检修，希望待行情有所好转之后再复工。    更多关于锌矿价格的资讯，请登录上海有色网查询。 

镍带价格按照制作工艺而定，目前的真空熔炼有以下优点：液体金属中所含气体能迅速排出，使熔体的含气量很低。　　　    合金元素的氧化损失大幅度降低，熔体的氧化夹渣物急剧减少。　　　    熔体不用履盖剂和熔剂，熔体不易污染。　　　    提高金属用合金的性能，可提高其冲击韧性80％，持久强度与延伸率分别提高30％，断面收缩率提高50％。　　　    分析16个杂质元素，纯度达到99.986％，分析11个杂质元素，纯度达到99.99％，其它元素总量≤0.01％，与世界上镍加工先进的国家相比，镍纯度明显提高。分段还原和造渣技术，属国内首创，硫、磷分别降到10ppm以下，电阻率ρ≤0.068Ω·mm2／M，保证电阻率的稳定和均匀。可满足米电产品生产要求。加工采用热开坯冷轧制，既减少了污染，又节约了能源。中轧、精轧机均采用进口多辊机压延，厚度最薄0.02mm，公差控制在±0.001mm，材质的硬度均匀，规格状态有M、1／4Y、1／2Y、3／4Y、Y态，窄带工艺由带材剪切而成，　采用德国进口设备加工，截面为规整的矩形，此工艺精确、难度大、产品优。最窄1mm宽，产品最小尺寸0.02＊1mm，弯曲度≤0.5mm／M，产品焊接性能好，具有良好的导电性和抗氧化性，光洁度好，状态规格齐全。进口纯镍带 (镍纯度达 99.6% 以上)厚度：0.05~1.0mm      维氏硬度：S、1/4H、1/2H、3/4H、H镍带价格一般在：162元/公斤。