锡炉渣回收钽铌钨
2019-02-27 12:01:46
锡炉渣收回钽铌钨(recovery of tantalum，niobium and tungsten from tin slag)从锡复原熔炼渣中提取钽、铌及钨富集物的进程。为锡冶金副产品处理内容之一，但仅有那些处理富钽、铌、钨精矿的锡冶炼厂所产炉渣方有收回价值。 锡炉渣组成锡精矿中所含钽、铌、钨在复原熔炼时以氧化物形状进入炉渣中，因为锡精矿成分不同，炉渣中所含钽、铌、钨量动摇很大(见表)。 工艺流程从锡炉渣中收回钽、铌、钨的办法有选冶法和冶金法两类，冶金法又可分为多种流程。 选冶法锡炉渣破碎后参加焦炭在电弧炉中进行复原熔炼得到含钽、铌碳化物的高碳铁合金。铁合金破碎、磨细后进行磁选别离出非磁性物质，接着加溶解杂质，然后再经过滤、枯燥、煅烧得钽、铌氧化物精矿。用此法处理含钽、铌氧化物各约4%的炉渣，可得到含钽、铌氧化物算计约60%的精矿。锡炉渣也能够先用摇床选、磁选和静电选矿后再用电炉富集，当锡炉渣含Ta2O3为2%～15%时，可得到含Ta2O520%～30%的精矿。 冶金法有碳酸钠焙烧一水浸出一酸浸出、酸浸出一酸分化、复原一氧化、复原电解、碳化一低温氯化和复原一酸处理一碱处理等多种流程。(1)碳酸钠焙烧-水浸出-酸浸出。锡炉渣配入40%的碳酸钠和6%木炭，磨细后于1123～1223K温度下进行焙烧。焙烧料湿窘后用水浸出，浸出温度363K，浸出1h可除掉大部分钨。过滤后得到的含钽铌滤渣用7%～9%稀浸出硅酸，脱硅率可达60～70。脱硅后的滤渣用含12%～14%的溶液在高于363K温度下浸煮，脱锡率可达50%～70%，并一起除掉铁、锰、钼、镁、钙等杂质。用此法处理含Ta2O54%～6%、Nb2O53%～4%的质料，可得到含(Ta、Nb)2O5达40%以上的钽铌富集物。
一品种似的办法，在水浸出后用含和硫酸各1mol/L的混合液在333K温度下进行酸浸出，可自含Ta2O54.2%和Nb2O55%的锡渣中制得含Ta2O511.3%、Nb2O536%的富集物。水浸出所得钨酸钠溶液可用以收回钨。一种办法是浸出液经过滤后用强碱性阴离子交流树脂处理并经解吸得到钨酸铵溶液，可用此溶液制取仲钨酸铵。亦可向钨酸钠溶液中参加、氯化铵和氯化镁后进行煮沸，往加热弄清后的上清液参加饱满氯化钙溶液制取人工白钨矿。脱锡所得滤液，先用铁复原sn4+为sn2+，再用不溶阳极进行电解堆积，可得到含锡75%～85%的阴极锡。 从锡渣收回钽、铌、钨工艺流程见图。(2)酸浸出-酸分化。锡炉渣用稀硫酸(<10%)浸出，含钽、铌的浸出渣再用98%浓硫酸及硫酸铵分化。用此法可自含Ta2O53%～9%、Nb2O53%～10%的锡渣得到含Ta2O516.2%、Nb2O57.2%的钽铌富集物。(3)复原-氧化。锡炉渣破碎后加焦炭在电弧炉中复原熔炼，得到钽铌碳化物的富集物。此钽铌富集物再经破碎后加进行氧化熔炼。氧化熔炼产品用水浸出除掉硅、钛、铝、钨等杂质，含钽酸钠和铌酸钠的滤渣用20%浸出除铁及过剩碱，得到钽铌氢氧化物富集物。用此法处理含Ta2O5及Nb2O5各为3.85%的锡炉渣，可得到含(Ta、Nb)2O540%～50%的富集物。(4)复原-电解。锡炉渣参加含铁60%的硫铁矿焙烧产品、焦炭及石灰石，在1673K温度下进行复原熔炼，得到含钽、铌和钨的铁合金，锡则进入烟尘。在由FeCl2-HCl-(NH4)2SO4组成的电解液中，以铁合金为可溶阳极进行电解，钽、铌和钨进入阳极泥而得到富集产品。此富集产品用石油和碳酸钠溶液先后洗刷脱硫。用此法可自含Ta2O51.7%～2.1%和Nb2O52.3%～3.5%、WO31%～3%的锡炉渣中得到含Ta25%、Nb30%和W24%的富集物。(5)碳化-低温氯化。锡炉渣破碎后与焦炭混合，在中性或复原气氛中，于1473～1723K温度下加热烧结。所得钽、铌碳化物于673～773K温度下用氯化，硫、钙、铝、镁留于渣中，而钽、铌、钛和铁等金属氯化物则蒸发入炉气被收得。使用氯化物沸点不同而别离钛，用别离沉积的办法别离铁。用此法可自含Ta2O51.9%和：Nb2O52.8%的锡炉渣得到含Ta2O520.7%、Nb2O529.2%的富集物。
白钨矿(Scheelite)(又称钨酸钙矿)
2019-01-21 10:39:06
Ca［WO4］
【化学组成】由于W和Mo离子半径几乎相等，因此，白钨矿中W与Mo为完全类质同像，成
为白钨矿—钼钨矿系列。高温时，Mo含量高；与辉钼矿共生的白钨矿中，Mo含量也高。部分的Ca可被Cu和TR代替。
【晶体结构】四方晶系；a0=0.525nm,c0=1.140nm;Z=4。白钨矿晶体结构简单，是由稍扁平的［WO4］四面体和Ca离子沿c轴相间排列而成。
【形态】晶体常呈四方双锥，也有的沿{001}呈板状（图H-22）。依(110)成双晶普遍。集合体多呈不规则粒状，较少呈致密块状。
图H-22白钨矿晶体
【物理性质】白色、黄白、浅紫等，油脂光泽或金刚光泽；透明至半透明。解理{111}中等；断口参差状。硬度4.5～5。相对密度5.8～6.2(相对密度随Mo的增加而降低)。性脆。具发旋旋光性，在紫外光照射下发浅蓝色至黄色(依Mo的含量而定，Mo增加，荧光变浅黄至白)的荧光。
【成因及产状】主要产于接触交代矿床。也可见于高—中温热液矿床。
【主要用途】重要钨矿石矿物。
钨精矿碱浸出液中的钨锡分离研究
2019-01-29 10:09:51
聂华平，王秀红，万林生
在钨产品中，锡是众多杂质中极为有害且较难去除的一种，钨成品中即使有微量锡存在，也会对其机械性能、物理性能等有严重影响。根据GB/T 10116-1988要求，在0级APT（仲钨酸铵）中，锡质量分数要求小于1×10-6，一级APT中锡质量分数要求小于3×10-6[1]，但随着我国优质钨矿资源的日益匮乏，可供开采的保有资源中锡等杂质的含量越来越高、形态越来越复杂，致使仲钨酸产品质量受到较大影响。因而，研究钨冶炼过程中深度去除杂质锡格外迫切和必要。
1、试验原料
钨精矿为赣州某矿山高锡钨精矿，化学组成见表1。
表1 钨精矿的化学组成 %WO3SnCaAsMo74.690.110.200.0120.002
模拟工业浸出条件，用碱浸出钨精矿获得钨浸出液：将钨精矿置于XMQ-锥形球磨机中，磨矿12h后过320目筛，取筛下部分进行试验。称取钨精矿100g，用理论量1.6倍、质量浓度为500g/L的NaOH溶液在沸腾状态下浸出3h，之后抽滤、洗涤，滤液（钨酸钠溶液）加蒸馏水稀释后即为试验溶液，其中钨质量浓度（以WO3计）为20g/L，锡质量浓度（以Sn计）为1.78mg/L。
2、试验部分
2.1钨浸出液中锡的存在形式及比例
钨浸出液中，锡以SnO32-和SnS32- 2种状态存在[2]。相比较而言SnS32-的危害性更大，即使有少量存在也会使产品APT锡超标[3]。而适量SnO32-的存在对产品质量不会有太大影响。在随后的离子交换回收钨过程中，因SnO32-与树脂亲和力比WO42-的小，大部分留在溶液中，不被树指吸附，SnO32-的去除率可达99%[4] 。因而在进行钨锡分离时，有必要研究溶液中SnO32-和SnS32-的存在比例。
用离子交换树脂采用静态吸附法测定钨浸出液中SnS32-的比例。量取一定体积的钨浸出液于装有一定量阴离子交换树脂（已被WO42-饱和）的烧杯中，同时在室温下搅拌。待交换法测定不同pH值的钨浸出液中的SnS32-的比例，结果如图1所示。从图1看出，随着溶液pH值的升高，溶液中SnS32-的比例急剧下降，这与后述的热力学分析结果一致。同时值得指出的是，pH值为13的溶液在生产中是较为常见的。pH为13时，SnS32-的比例是18.1%，可以肯定，吸附原液除锡，实际上是指除去SnS32-。图1 pH钨浸出液中硫代锡酸根的比例
2.2热力学分析
钨浸出液中的SnO32-和SnS32-并非孤立存在，而是可以相互转化的：
SnO32-＋3S2-＋3H2O= SnS32-＋6OH-
若测定出或利用热力学数据计算出上述反应的平衡常数（K），则在已知S2-和OH-浓度情况下，可以求出SnO32-和SnS32-的浓度比，即： 3、结果与讨论
采用沉淀法除锡，试验考察了试剂用量、反应温度、反应时间对除锡效果的影响。
在DF-1集热式恒温磁力搅拌器中放入一定量的水，升温至设定温度。量取200mL钨浸出液于锥形瓶中，加入一定量沉淀剂M115。将锥形瓶置于水浴中，慢慢开动磁力搅拌，使搅拌速度适宜。充分搅拌一段时间后取出锥形瓶，澄清后过滤，滤液即为除锡后的净化液，分析滤液中锡的质量浓度。
3.1试剂用量对除锡效果的影响
试剂用量为理论量的1～7倍，室温下充分搅拌1h，试验结果如图2所示。
图2 试剂用量对除锡效果的影响
从图2可见，随着试剂用量的增大，除锡率逐步升高。在试剂用量为理论量的5～6倍时，硫代锡酸根的去除率超过90%，这种程度完全可以满足生产需要，再增加试剂用量已无必要。
3.2反应温度对除锡效果的影响
试剂用量为理论用量的6倍，在不同温度下充分搅拌1h，考察温度对除锡效果的影响。试验结果如图3所示。
图3 反应温度对除锡效果的影响
从图3看出，随着反应温度的升高，锡的去除率降低，在80℃时，硫代锡酸根的去除率降至87.8%。因此，除锡应在相对较低的温度下进行，一般室温下即可。这种在低温下的操作显然是很有利的：一方面不用消耗大量能源，简化了设备及操作过程，另一方面也避免了在高温时可能造成的APT结晶现象。但由此带来一个问题是温度低时沉淀物颗粒变细，过滤和洗涤困难，且细颗粒的沉淀易造成机械夹杂，使钨损失增大。
温度升高除锡率降低的原因可能是：
（1）沉淀剂M115与硫代锡酸根之间的反应是放热反应，温度升高不利于反应进行。
（2）沉淀剂M115与硫代锡酸根作用生成难溶物本质上是个载带过程，温度升高，所生成的载带颗粒团聚长大，降低了其比表面积，反应活性降低，最终使除锡率降低。
3.3反应时间对除锡效果的影响
试剂用量为理论用量的6倍，室温下搅拌一定时间，考察反应时间对除锡效果的影响。试验结果见表2。搅拌1h后，除锡率超过93%，再延长时间除锡提高不大。因此，沉淀除锡反应时间一般控制在1h即可。
表2 搅拌时间对除锡效果的影响反应时间/h总除锡率/%SnS32-去除率/%0.5
1.0
1.5
2.0
2.516.31
16.85
16.85
16.87
16.8590.10
93.1
93.1
93.2
93.1
4、结论
（1）钨浸出液中，锡以SnO32-和SnS32-两种形式存在，浸出液pH值不同，SnO32-和SnS32-之间的比例亦不同。pH值越高，SnS32-比例越低；pH值为13时，SnS32-的比例是18.1%。
（2）利用沉淀剂M115能够高效地从钨酸钠溶液中将SnS32-选择性去除。
（3）以沉淀剂M115为除锡试剂时，除锡率随试剂用量的增加而增大，随反应时间的延长而增大，随反应温度的升高而降低。合理的工艺条件是：试剂的实际用量为理论用量的6倍，室温下搅拌1h，除锡率不低于90%。
（4）选择性沉淀法去除钨浸出液中的SnS32-，工艺简单，能耗较低。以生产1t仲钨酸铵（APT）计，约需耗硫酸铜8kg，硫化铵60kg，成本较低，有一定的经济优势。
Removing of Stannum From Alkaline Leaching Solution of Stannum Concentrate
NIE Hua-ping，WANG Xiu-hong，WAN Lin-sheng
（School of Material and Chemical Engineering，Jiang xi University of Science ＆ Technology，Ganzhou，Jiangxi 341000,China）
Abstract：Several problems such as stannum presence states and removing of stannum of stannum from alkaline leaching solution of tungsten concentrate ore are studied.The result shows that stannum presence states and their proportion are distinctly influencde by pH value of leaching solution.The higher the pH value of leaching of leaching solution，the lower the proportion of SnS32-.The SnS32-can be removed selectively from the soltion by precipitator M115,The removing rate of stannum can be enhancde by increasing rate of stannum is over 90% when practical dosage of precipitator is 6times of theoretical dosage and stirring time is 1 at room temperature.
Key words：tungsten concentrate ore；alkaline leaching solution；stannum；separation
从锡生产炉渣回收钽、铌、钨
2019-02-25 14:01:58
一、苏打焙烧和水浸 苏打焙烧和水浸的意图是除钨。为此在锡炉渣中配入占理论量1.25 倍的苏打，并参加少数木炭，进行磨矿。然后在回转窑中焙烧，操控温度850～900℃，焙烧时刻45 分钟。焙烧渣在球磨机湿磨，再水浸，浸出固液比1 : 2.5～3，温度90℃，时刻一小时。弄清别离后过滤，从滤液中收回入工组成的白钨。含钽酸钠和铌酸钠的滤渣送下工序处理。苏打焙烧，水浸的脱钨功率为56% ，并可除掉一部分硅、砷、磷，铝、锡等。 二、稀酸脱硅和脱锡 滤渣中的硅绝大部分呈硅酸钠形状存在，脱硅是用稀（7～95 %）浸出，使硅酸钠转变为硅酸进入溶液。浸出的固液比1：6，拌和1～3分钟后当即过滤，脱硅串可达60～70%，滤渣中担锯档次可富集2.5～3倍。将脱硅后的滤渣用玉2～14％的再浸出，在固液比1:6，温度80～90℃ 条件下拌和2小时脱锡，使锡呈SnCl4形状进入溶液，并除掉部分铁和钙等杂质。过滤后，滤渣即为钽铌富集物。假如此富集物档次太低且含杂质较高时，则有必要进一步用碱和酸浸处理。上述质料的富集物成分列于表二中。上述富集阶段担锯的收回率为71.5～85.5%；除杂质功率为：钨42～70 %，锡50～70%。
三、分化 分化是运用钽，铌氧化物能溶于生成H2TaF7和H2NbF7的性质，按固液比1:2.5参加6～7当量的到反响锅中，然后慢慢参加富集物，拌和浸出2小时，参加硫酸（5～6当量）调整酸度，分化后的溶液含钽、铌氧化物130～150 克／升，以及少数钨、锡等杂质，残渣为稀土和碱金属等的不溶性氟化物沉积。钽、铌的分化功率比较完全，收回率可达98～99%。 四、钽、铌的萃取别离 将上述含钽，铌溶液用磷酸三丁脂（T.B.P）为萃取剂，萃取别离钽和铌。为此在箱式萃取器中，经过10 级萃取，12 级酸洗；然后经过反萃，反萃钽为7 级，反萃铌为14 级，最终则分册得到钽液和铌液。有机萃取剂回来运用，萃余液抛弃。 别离出来的钽液和铌液分别加（pH≥9）和硼砂沉积，然后经过碱浸和酸浸除钨，锡，铁等杂质。产出的氢氧化钽和氢氧化铌，经过滤，洗刷、烘干（或锻烧）产出氢氧化钽和氢氧化铌（或氧化钽和氧化铝）产品，其成分列于表三中。
五、复原和熔炼 是用或氟铌酸钾在850一900℃ 于氩气维护下，在复原炉顶用复原，即得到钽粉和铌粉：K2TaF7 + 5Na = Ta + 5NaF + 2KF 也能够在1750 一1800℃ 下于真空复原炉内用碳或碳化铌复原氧化铌得到铌条，铌条经氢化，破坏、脱氢得到铌粉： 将钽粉和铌粉在电子束熔炼炉，烧结炉或电弧炉中进行真空熔炼，除掉气体杂质和简单蒸发的非金属杂质使其得到进一步提纯，然后熔炼成锭块。 六、钨、锡的收回 水浸产出的钨酸钠（含WO3 20 克／升）用于出产组成白钨，这种钨酸钠溶液常常含有硅、砷，磷等杂质，除掉这些杂质是用“镁铵净化法”，即先在溶液中参加和氯化铵脱硅，然后加MgCl2除砷、磷，使之生成溶解度小的H2SiO3、 Mg( NH4)PO4和Mg(NH4)AsO4沉积，弄清别离后，上清液加热至80～90℃，用饱满CaCl2溶液沉积CaWO4，将其过滤、洗刷，烘干，即得到人工白钨。
不管稀酸脱硅或脱锡的溶液，均含有不同数量的锡（6～12克／升），故须在贮液池参加铁屑将锡复原，使SnCl4变成SnCl2，然后用电积法便可取得阴极锡（75～85%Sn)，为中间产品。 上述从炉渣收回钽、铌、钨的流程，钽、铌的总收回串为65～85%，钨为66～70%。 ,
苄基胂酸浮选黑钨和锡石细泥
2019-02-27 08:59:29
苄基胂酸是我国创始的黑钨和锡石细泥有用捕收剂。苄基肿酸和混合甲对黑钨的捕收功能极为类似,能够在相同的浮选流程和相同的药剂准则下相互替代运用,得到极为挨近的浮选成果。黑钨比严重,粗粒黑钨用重选法处理能够得到很高的目标但黑钨性脆,在采选过程中简单发生矿泥,重选法收回遭到粒度约束,对矿泥的处理目标较低,湖南、广东、江西一些摇床等重选法收回黑钨细泥的选厂,一般收回率只要20%-40%,适当一部分钨金属从矿泥丢失。用浮选法处理黑钨细泥,收回率比重选法高,因而用重选法处理粗粒矿砂,浮选法处理矿泥的重浮联合流程来进步选厂钨收回率是可取的。
钨锡选矿工艺及选矿设备
2019-02-26 11:59:27
钨矿中常含有一些共生矿藏，其间包含锡、钼等。钨矿被分为黑钨矿和白钨矿，两种的选别办法有所不同。黑钨矿选矿工艺以重选为主，白钨矿选矿工艺以浮选为主。本文为您具体介绍钨锡选矿工艺及选矿设备。
一、以重选为主的黑钨矿选矿工艺和选矿设备
1、黑钨矿选矿工艺
黑钨矿的特色是：采矿贫化率高、档次低、矿藏嵌布粒度粗、密度大、硬度小、易泥化、色彩深等特色。黑钨矿重选分为四个组成部分，它们分别是预选、分级重选、精选和细泥处理。
预选：钨锡矿在选别前应尽或许进行预选丢掉低档次废石，以削减矿石的入磨量和重选的处理量，进步原矿的当选档次。
分级重选：从含钨矿石中别离与富集钨矿藏的进程，选矿产品为钨精矿与难选钨中矿
精选：为防止伴生矿藏进入到精矿，一般会将中矿、次精矿和精矿进行再磨处理，再选用多种选别办法组合的办法进行联合处理
细泥处理：以流膜选矿原理的重选设备为主，必要时再辅以浮选机等。
2、黑钨矿选矿设备
因为黑钨矿选矿主要是选用重选的办法，重选的常用设备包含：跳汰机、选矿摇床和螺旋溜槽。
跳汰机是一款使用矿藏在垂直交变水流中沉降速度不同而完成轻重矿藏分选的重选设备。选用锥形滑阀，故障率下降80%，能耗小，可完成不同物料的分选需求，进步处理才能35%以上。
选矿摇床：一款使用床面的不对称往复运动完成轻重矿藏分选的选矿摇床。鑫海摇床设备选用凸轮杠杆式床头，改动滑动头在摇臂上的方位能够调理冲程，冲次则由滑润电机皮带轮调理。
螺旋溜槽：鑫海出产的BLL玻璃钢螺旋溜槽是一款使用矿浆在螺旋反转运动中发生的惯性离心力完成轻重矿藏分选的重选设备。选矿溜槽有玻璃钢溜槽、耐磨橡胶内衬、聚酯橡胶内衬三种溜槽，供用户自主挑选。 二、以浮选为主的白钨矿选矿工艺和选矿设备
1、 白钨锡矿选矿工艺：依据矿石粒度嵌布粗细选用一浮选与重选-浮选两种工艺流程。细粒侵染的白钨矿石一般以单一浮选流程为主，粗粒嵌布的白钨矿石以重选-浮选联合流程为主。
2、 白钨锡矿选矿设备：因为是以浮选为主，这一进程最常用的就是浮选设备。鑫海矿装出产的SF型浮选机、xjk型浮选机等都可用于白钨锡矿选矿设备。
从炼锡炉渣中回收钽、铌、钨
2019-02-20 09:02:00
以我国广西栗木锡矿选炼厂为例。该矿因为钽、铌、钨的矿藏与锡石亲近共生，用选矿办法不能别离，故选用特殊的三次复原熔炼流程（见图1)，尽量收回锡而又使钽、铌、钨不致涣散而会集在炉渣里。该厂炉渣分富渣、贫渣和老渣（多年积存的炼锡炉渣），其成分见表1。
表1 栗木锡矿选炼厂炼锡炉渣成分/ %炉渣称号（Ta，Nb）2O5SnWO3TiO2FeAsCu富渣
贫渣
老渣11.7
1.57
1.844.31
5.18
7.73.0
6.04
13.123.61.088.497.370.20.010.39炉渣称号Al2O3U3O8ThO2SiO2MoMnOCa富渣
贫渣
老渣5.210.540.09523.425.80.7141.42.064.198.16图1 粟木锡矿炼锡流程
该厂处理老渣与钽、铌精矿调配处理，处理富渣与贫渣则与钽、铌、钨精矿调配。表2是该厂的钽铌钨精矿及与其调配处理的炼锡炉渣成分。其出产工艺流程见图2。
表2 栗木锡矿选炼厂钽铌钨精矿及与其调配的炼锡炉渣成分／％物料称号Ta2O5Nb2O5WO3Sn钽铌钨精矿
炼锡炉渣7.3～9.3
4～68～9
3～436～41
5.584.7～5.5
5.18物料称号FeSiCaS钽铌钨精矿
炼锡炉渣～12
9～13～18
13～230.1
～40.05～0.16
～0.01图2 （一） 从炼锡的炉渣收回钽铌钨的工艺流程（钽铌的富集与钨锡的收回）图2（二） 从炼锡的炉渣收回钽铌钨的工艺流程（由钽铌富集物收回钽铌）[next]
因为精选出的钽铌钨精矿和炼锡炉渣的钽铌含量和杂质含量都达不到钽铌精矿的要求，故须先进行富集处理，除掉部分杂质并归纳收回钨锡。富集作业包含：配料磨矿，苏打焙烧，水煮脱钨，稀脱硅，酸煮除Mn，Fe，Sn，Mo，Mg，Ca等杂质，产出适于萃取别离的钽铌富集物。富集效果的操作及目标如下：
富集效果：
脱钨：
（1）粗精矿与炉渣枯燥后（大于25mm的渣块须破碎），与苏打、木炭按下列配比配料混合：
富渣：苏打：木炭＝100：25：5
贫渣：苏打：木炭＝100：（30～35）：（5～10）
精矿：苏打：木炭＝100：40：6
然后在￠900mm×2400mm球磨机中干磨，磨至95%以上为—100目，用螺旋加料机参加回转窑焙烧。
（2）回转窑尺度为￠外800mm×6000mm（￠内460mm），焙烧温度850～900℃，时刻45min，出产能力1. 8t/d。
（3）焙烧料排入溢流式球磨机（￠900mm×1500mm)进行湿磨。
（4）磨好的矿浆放入水煮槽，用蒸汽直接加热。水煮温度90℃，固：液＝1：（2.5～3），时刻1h。
（5）焙烧、水浸的脱钨功率约56％，一起有10％的锡和约2％的钽铌进入溶液。
（6）水煮矿浆在真空吸滤器中过滤，从滤液中收回钨；滤渣进一步脱硅和收回锡。
脱硅并除掉酸溶性金属杂质：
（1）脱钨后的滤渣还含有很多的硅，绝大部分呈Na2SiO4形状。脱硅是用, , 7％～9％的处理，使硅酸钠转变为硅酸进入溶液。按固液比1：6参加稀酸，拌和3min后当即过滤，避免硅酸分子缩组成胶状难于过滤。脱硅时产渣率60％～70％，锡在此过程中损失于溶液较多。
（2）脱硅后的滤渣中，钽铌档次相应增高：富渣中（Ta，Nb）2O5由本来的10.96％提高到25.93％；贫渣中由本来的1.85％增至4.8％。此渣还须进一步酸煮除掉Fe、Mn、Mo、Mg、Sn、Ca等酸溶性杂质，使钽铌进一步富集。
（3）酸煮作业用12%～15％。固：液＝1：6，温度高于90℃，拌和2h。锡呈SnCl4进入溶液。过滤后滤液用于收回锡；滤渣含（Ta，Nb）2O5达30％以上，烘干后供收回钽铌。
（4）富集作业中，钽铌收回率93％～97%，其间呈Ta2O5形状的铌的收回率98.5%～98.9%；呈Nb2O5形状的铌的收回率88％～95％。
出产工业纯WO3：
（1）水煮后的溶液含WO320g/L左右，用MgCl2净化除P、As、Si弄清过滤。
（2）过滤后的净化液加热至80～90℃，参加CaCl2饱满溶液，组成人工白钨。
（3）用分化白钨成为粗钨酸，过滤洗刷后烘干煅烧，即得工业纯WO3粉制品，其化学成分（％）为：99.8wO3，0.052Mo，0.025As，0.0006P，0.002S，0.080氯化残渣，0.022倍半氧化物。松装比：0.574，灼减0.33％。钨的收回率78.5％。
出产化学纯WO3：
（1）水煮后的溶液(WO360～70g/L, As0.12～0.46g/L，Mo0.0056～0.022g/L，NaOH8～24g/L)选用离子交流工艺别离杂质。
（2）用强碱性717阴离子交流树脂吸附钨，要求钨酸钠溶液含WO315～20g/L，碱2～6g/L，故将溶液稀释至上述浓度后，再经过￠800mm×3000mm交流柱进行离子交流。
（3）交流容量饱满今后的树脂，用6mol/L NH4Cl＋2mol/LNH4OH溶液解吸。解吸下来的钨酸铵溶液含WO3170～200g/L。交流残液（抛弃）含WO3＜0.2g/L和未被吸附的90％以上的磷，80％以上的砷，以及95％以上的硅。
（4）浓钨酸铵溶液经过蒸腾结晶取得化学纯仲钨酸铵，或许再煅烧为化学纯WO3产品（煅烧炉功率150kw）。从钨酸钠到WO3产品的总收回率为92％。 收回锡： （1）酸煮后的滤液含锡12～18g/L，用铁屑复原使Sn4复原为Sn2+，以易于电积。铁屑用量为20～25g/L。室温下静置48h，当上清液呈深绿或浅蓝色时即可用于电积。
（2）SnCl2溶液电积条件为：电流密度10A/m2，极距94mm，槽电压0.6～2V.
（3）阴极产出锡成分（％）为：75～85Sn，0.7～2Ca，0.3～1.5Fe，0.01～0.04Bi，送精粹。
（4）复原和电积工序的锡收回率：94％士。
由钽铌富集物收回钽铌的操作及目标如下：
富集物的分化与萃取：
（1）富集作业产出的钽铌富集物成分（％）为：41. 48 (Ta,Nb)2O5，1.5～2.5WO3，7～9Sn，约3Fe，约1Si，0.3～0.5Mg，约0.008As，用分化。
（2）分化作业在￠1400mm ×1400mm，内衬石墨的分化槽中进行，参加15mo1/L，固：液＝1：2.5，矿浆酸度用2.75～3.0mol/L H2SO4调整。分化反响为：
Ta2O5＋14HF＝2H2TaF7＋5H2O
Nb2O5＋14HF＝2H2NbF7＋5H2O
（3）分化后的矿浆直接进人萃取槽，用仲辛醇-HF-H2SO4系统进行萃取。
（4）矿浆萃取混合室的尺度为：180mm×180mm×410mm；沉清室为：180mm×545mm ×410mm,产出的负载有机相进入清洗槽，先用3.5mol/L H2SO3＋2mol/LHF反萃洗杂质，再用lmol/LH2SO4反萃铌，最后用纯水反萃钽。反萃的各种溶液成分见表3。产出的负载有机相大致成分(g/L)为：150～180 (Ta+Nb)2O5，约2WO3，约2.5Sn，一定量的HF+H2SO4。残相为矿浆，其固体含(Ta+Nb)2O5≤1％，残液含(Ta+Nb)2O5≤0.5g/L。钽铌的萃取收回率为99％。
表3 钽铌萃取过程中反萃得到的各种液体成分液体称号Ta2O5/g·L-1Nb2O5/g·L-1HF+H2SO4铌 液
钽 液
残 液
循环有机相＜0.5
50～70
＜0.5
2～5100～150
＜0.1
＜0.5
1一定量
一定量
PH≤4
（5）出产上运用三种箱式萃取槽进行酸洗、反铌、反钽作业。前两种规格为105mm×105rnm×280mm,后者为130mm×130mm×370mm。
（6）萃取钽铌今后的矿浆残渣，经固液别离后，将残渣埋葬，残液稀释后排放。仲辛醇回来运用。
（7）有机相中仲辛醇含量对钽铌萃取和相别离有影响。仲辛醇含量在85％以上，可制得高纯钽、锐化合物。仲辛醇水溶性小，成本低，但粘度大，反萃时往往呈现乳化现象，使操作难以操控。
收回钽铌氧化物：
（1）反萃下来的合格钽液或铌液，通液中和至pH=9，经调洗、过滤、烘干后产出Ta (OH)5或Nb (OH)5产品，再经煅烧产出Ta2O5或Nb2O5产品。收回率（％）为：Ta2O586.93;Nb2O587.93。
（2）氧化钽、氧化铌的成分见表4。
表4 氧化钽、氧化铌的成分／％称号Ta2O5Nb2O5WO3FeTiNi2O3Mo氧化钽氧化铌99.840.80.0798.720.0570.0050.0030.020.003Pb
0.003As
0.003Sb
0.003Bi2O5
0.006Sn
0.012称号MnAlSPSiO2灼减氧化钽
氧化铌0.0030.0060.0026
0.0040.005
0.007＜0.005
0.0370.94
0.18 （3）钽液经调酸、加温，参加KCI，发作以下反响：
H2TaF7＋2KCl＝K2TaF7↓＋2HC1
冷却结晶得到白色针状的钽氟酸钾(K2TaF7)晶体。结晶率为88％。
（4）结晶母液含(Ta+Nb)2O54g/L，通沉积收回，所得沉积物含Ta2O5≈75％，Nb2O5=2%～3％，送分化工序从头分化和萃取。
由纯钨酸钠溶液转型制备纯钨酸铵溶液
2019-03-05 09:04:34
一、有机溶剂萃取法转型
（一）基本原理
1、莘取剂。钨萃取工艺中，常用的萃取剂主要为有机胺和季铵盐，在有机胺中又分为伯胺、仲胺和叔胺萃取剂。
在胺类萃取系统中，有机相一般由胺、相调节剂和稀释剂组成。作为相调节剂的有醇类、酮类和磷酸三丁酯（TBP），但大都用醇类，作为稀释剂的多用火油。上述三种溶剂的份额视萃取条件而定。某些萃取系统萃钨的功能见表1。
表1 某些萃取剂萃钨的功能注：N235－三烷基胺；N263－季胺盐。
在用有机胺时，先用无机酸（常用H2SO4）与有机相效果，使胺生成胺盐，例如用2～3mol∕L H2SO4效果，则：用H2SO4≥5mol∕L效果时，则：2、萃钨进程。先用无机酸（如H2SO4）将Na2WO4溶液酸化至pH＝2.5～3.0，钨以（HW6O21）5－、（H2W12O40）6－、（W12O39）6－等存在。当这些溶液与酸化后的叔胺触摸时，发作阴离子交流萃取反响。
关于叔胺萃钨（Ⅵ）的反响，在不同文献报导中有所不同，即萃合物中萃取剂与钨的摩尔比动摇于1∶3～1∶2之间。因而，有的作者提出了叔胺萃钨的通式，即在Na2WO4溶液pH＝1～3条件下，用体积比为：% Alamine336∶癸醇∶火油为7∶7∶86的有机相萃钨（Ⅵ）的通式为：依据Kim等的数据，在此pH值范围内，通式中钨的阴离子为（W12O40H2）6－、(W6O21H)5-（低钨浓度下）和（W12O40）8－。
当Na2WO4溶液中存在着硅、磷、砷和钼时，在溶液pH＝2.5～3.0的条件下，它们均与钨生成杂多酸阴离子被叔胺萃取，这样，不只玷污终究钨产品，并且还给萃取作业带来困难。例如杂多酸根（SiW12O40）4－、（PW12O40）3－、（AsW12O40）3－与叔胺生成的萃合物是密度大于1g∕cm3的黏性物质，当沉降到萃取器底部时会阻塞溢流口。因而，当有这些杂质时，先向料液中参加F－离子（以氟盐参加），以生成不被萃取的H2SiF6、HPF6等。
3、反萃进程。为了直接获得（NH4）2WO4溶液，工业上用（或含部分钨酸铵）反萃钨。关于不同的有机相萃合物组成，其反萃的反响别离如下：可见，虽然有机相中萃合物的组成不同，但都是1mol钨耗费2mol氮。所用的浓度一般为3～4mol∕L NH4OH，反萃终了的平衡水相应保持在pH＝8.5左右。
（二）工业实践
用叔胺萃钨的准则流程参见图1。图1 从粗Na2WO4溶液制取钨化合物准则流程图
叔胺萃钨工艺中各阶段的条件及目标见表2。
表2 叔胺萃钨工艺中各阶段的技能条件及目标阶段称号技能条件目标各物料组成萃取比较（o∕a）＝1，混合2～3min，温度25～40℃，3～5级逆流钨萃取率大于99%，萃余液中低于0.1g∕L WO3①有机相φ∕%：10叔胺＋10仲辛醇＋80火油，酸度（H2SO4）0.1～0.2mol∕L；
②Na2WO4料液：（WO3）90～100g∕L，pH＝2.5～3
③萃取洗剂和反洗剂为纯水；
④酸化剂为（H2SO4）0.1～0.2mol∕L
⑤反萃剂为（NH4OH）3～4mol∕L萃洗比较（o∕a）＝4～5，混合2～3min，温度25～40℃，3～5级逆流洗出液中WO3含量低于0.5g∕L反萃取比较（o∕a）＝3（未计水相回流），混合10min以上，温度25～40℃，1级箱式回流反萃取率大于99%，反萃液中250～300g∕L WO3反洗比较（o∕a）＝4～5，混合2～3min，温度25～40℃，3～5级逆流洗出液中低于0.5g∕L WO3酸化比较（o∕a）＝5，混合2～3min，温度25～40℃，2～3级逆流 纳尔契斯克湿法冶金厂用萃取法处理白钨精矿苏镇压煮液的工艺条件、设备及成果如下。
工艺条件：
有机相φ∕%；20叔胺，20异辛醇，60火油；
料液组成／（g·L－1）；（WO3）45～55；（Mo）0.03～0.05；（SiO2）0.03～0.06；（F－）0.1；（NaCl）50～60。
设备。萃取和有机相的洗刷在带有分配器的脉冲填料塔中进行，反萃取在混合弄清器中进行。钛材脉冲塔直径1.6m，填料区高10m，有两个弄清区，脉冲频率50次∕min，振幅20min，塔总体积30m3，生产才能按两相总计为50m3／h。脉冲塔中的比较约为1。在塔上部用水洗刷，其比较（o∕a）为（5～10）∶1，从塔出来的富钨有机相流入第二个填料塔（不必脉冲）顶用稳定剂处理，塔直径为1.3m。反萃用的混合弄清器的混合室和弄清室别离为5m3和16m3。反萃后的有机相送至第三个填料塔（不必脉冲）水洗，塔直径为1.6m。
钨和其他成分在流程中的分配见表3。
表3 钨和其他成分在流程中的分配 （g∕L）美国联合碳化物公司用苏镇压煮所得的Na2WO4溶液为55～110g∕L WO3，2.1～4.5g∕L Mo，pH＝10.5～11.0。首要除掉钼。除钼后溶液含51. 8g∕L WO3，0.0012g／L Mo，0.75g∕L SiO2。有机相为5（V）%三癸胺－10（V）%十二醇－火油。在混合弄清器中3级逆流萃取。萃取比较O∕A为1，洗刷比较（O∕A）为 1∶0.75。然后用3mol∕L NH4OH反萃钨，比较（O∕A）为1∶（1～1.1）。将反萃液循环至（NH4）2WO4溶液中WO3浓度为225g∕L停止。这时反萃液中含0.4g／L SiO2以上。将溶液在55℃和2.7mol∕L NH4OH条件下弄清约1.5h，使SiO2沉积分出。萃取和反萃取均在50℃下进行。
中科院赵由才等曾研讨用伯胺及磷酸三丁酯（TBP）为萃取剂别离钨酸钠或钼酸钠溶液中的砷、磷、硅杂质，获得较满足的成果，估量被萃取杂质以杂多酸方式进入有机相，有待展开更多的作业。
二、离子交流法转型
乌兹别克斯坦某厂使用活动床经过AH－80П树脂将经典法净化所得的Na2WO4溶液转型为（NH4）2WO4，其准则流程见图2。图2 用AH－80П将Na2WO4溶液转型的流程
—树脂运动道路；----各种溶液运动道路
1－吸附柱；2－洗刷柱；3－解吸柱；4－再生柱：5－交流后液贮槽；
6－中和槽；7－（NH4）2WO4液贮槽；8－中和槽；9－过滤器
Na2WO4溶液含125g∕L WO3；0.01～0.08g∕L Mo；≤0.05g∕L P、As；115～135g∕L NaCl＋Na2CO3；pH＝2.5～3.0。溶液中钨主要以偏钨酸根离子形状存在。溶液由吸附柱1底部进入，AH－80П树脂（Cl－型）由上部进入吸附柱悬浮在溶液中并缓慢下沉，两者相对运动并进行离子交流进程，树脂与溶液的流比为1∶（4.2～5.0），吸附柱处理才能为0.2～0.45m3／（m2·h）。从吸附柱底部卸出的树脂当密度到达1.36～1.40g／cm3，则阐明已饱满送往洗刷，当密度小于1.36g∕cm3，则回来吸附柱持续吸附。树脂在吸附柱内与溶液触摸时刻达8～12h，交流后液含WO3 0.02g∕L，WO3吸附率达99.95%。饱满WO3的树脂在洗刷柱2内用pH＝2的水洗去Na＋后。再进入解吸柱3用15%～25%的解吸。解吸液中高浓度部分送蒸腾结晶APT，低浓度部分回来解吸。解吸后的树脂经60～80g∕L HCl再生成Cl－型后，进行再吸附。
依据测定当溶液中WO3浓度为15～20g／L时，AH－80П的全改换容量达1g干树脂吸附1610mg WO3，比经典的人工白钨酸分化再溶的工艺WO3回收率可进步1.3%～1.5%，耗费下降65%～70%，CaCl2耗费下降100%；电能耗费下降30%～40%。
在生产条件下，当用HNO3系统，则树脂亦可用BП－14K型。
三、沉积人工白钨－酸分化法转型
其实质是将净化除杂后的Na2WO4溶液首要参加CaCl2使Na2WO4转化为CaWO4沉积，而Na＋留在溶液中，然后完成了Na＋与WO42－的别离，反响为：生成的CaWO4（又称人工白钨）再与HCl效果转化为H2WO4，H2WO4进而用NH4OH溶解得（NH4）2WO4溶液。
硫磁铁白钨黒钨锡萤石多金属尾矿选矿综合回收
2019-02-27 08:59:29
该尾矿是柿竹园矿，通过多金属浮选，磁选后的尾矿粒度细(-200目占80%)矿石性质杂乱，有价值元素多，对分选形成很大困难。
详细元素分析：含硫5%,磁铁8.2%，白钨0.26%，黒钨0.05%，锡0.15%，萤石21%，(含碳酸钙2.5%)
一。多金属收回面对的困难
1.有价值的元素档次都较低，归于出产鸿沟档次，可是只要对每种产品都进行收回才有可观的赢利。
2.镶嵌粒度细，钨，锡，萤石在-200目。并选80%时有部分矿石未单体解离，对精矿质量影响十分大。
3.白钨同萤石的分选十分困难，一般惯例办法选用先浮选钨，白钨与萤石难以别离，白钨粗精矿只要在1.5%以下(含萤石70%以上)钨加温精选数量太大，出产本钱大幅度进步。其次，白钨粗选时带走很多萤石，并且自身萤石档次只要21%，带走约7~8%。在萤石浮选时，当选原矿就只要13~14%，难以浮选出合格萤石精矿。
4.萤石浮选阶段时，只要13%~14%。萤石要出产出档次94%以上合格产品难度十分大，并且碳酸钙难以按捺。
5.硫和铁有必要提早收回，不然影响萤石质量，有害元素超支。
6.从小实验检测尾矿，没有得到锡，只要微细粒黒钨，锡，收回率十分低。
二。依据以上矿石性质，分析后做了很多小型实验。
1.先浮硫铁，然后浮选白钨，磁铁然后浆浓缩再浮萤石，最好尾矿用重介质摇床进行收回黒钨，锡。
这种办法：长处是，能够归纳收回硫，铁，钨，锡，萤石，并且收回率高。
缺陷是，出产本钱高，设备利用率低，修理时刻添加，萤石有部分进入钨精选阶段，影响习惯的精选矿质量和收回。
2.先浮选硫铁，然后磁铁，然后用重介质提早进行锡，钨收回尾矿浓缩后进入萤石浮选阶段，钨锡再进行浮选。
长处：降低了本钱，减少了设备修理时刻，添加萤石收回率和精矿质量。
缺陷：降低了白钨收回率约20%
三。依据(二)实验比照，选用榜首种实验计划进行分选。
1.操控浓度40%左右，细度-200目占100%。先浮选出硫化矿藏。因为矿石药剂没有消失，逐步选用药剂脱药法：活性碳，。然后进行浮选：加丁胺黑药，丁黄药。通过一粗一扫，二精。硫化矿大部分能够浮出。
2.白钨浮选阶段：有必要按捺住很多萤石，此阶段要害之处是按捺剂的挑选，通过重复小试，能够使钨精矿到达3~4%(含萤石50~60%)选用流程：一粒二精三扫。添加水玻璃用量至2.8KG/吨。按捺剂选用六泉偏磷酸钠与丹宁酸合作运用。尾矿能够操控在0.06~0.08%
3.钨尾矿进入磁选阶段，用冶磁选机磁出精矿榜首级用800高斯磁选机磁出精矿进入第二级。500磁选机磁出铁精矿53%以上。
4.磁选矿用送入浓缩池脱水浓缩，操控浓度35%进入萤石浮选阶段，萤石浮选最要害的是怎么活化萤石，怎么按捺二氧化硅和碳酸钙。原矿档次不高时。原矿档次不高时，碳酸钙更难按捺住。断定流程，一粒二扫六精，活化剂：，捕吸剂：731，油酸。按捺剂;丹宁酸，六泉偏磷酸钠，糊精。
实验：五次精选：萤石：94%，二氧化硅0.8%，：1.3% 尾矿：3.6%
5.最终尾矿进入重介质阶段：
因为矿石粒度细，选用摇床收回率很低，选用新技能地毯收回，中矿再用浮选法收回，
证明：1.通过重复比照实验，能够断定此尾矿有归纳收回价值，能够选出以下合格产品：硫35% 磁铁53% 白钨40% 萤石94% 钨锡混合精矿20%
2.选用榜首张实验计划作用较好，收回率较高，其间钨收回70% 萤石85%产率较高
3.尾矿储量大约30万吨，尾矿报价较低20元/吨。出产本钱不高 130元/吨。处理量大，赢利可观
4.最大妨碍是处理尾矿技能不老练，经重复实验，现在技能较老练，目标安稳。
用浮选机钨锡分离用什么药剂
2019-01-16 17:42:25
关于钨锡的浮选本身就是一门复杂的学问。首先，你要对所要浮选的钨锡矿石进行必要的物相分析，弄清楚钨锡占比，氧化程度，钨是黑钨或者白钨，另外还夹有哪些杂质，譬如硅，铁，毒砂等等，所有这些都是对钨锡分离浮选药剂选择的前提。钨锡分离以浮选为主要方法，如果是选择浮选，一般多为优先浮选。把你的钨锡详细数据以及浮选要求写出来吧，这样才能具体分析决定。因为这些数据足以牵扯到浮选白钨的捕收剂，浮选氧化锡的捕收剂，抑制伴生矿物药剂，浮选黑钨药剂，浮选硫化锡药剂，PH值的碱性调整，酸性调整药剂，浮钨抑锡药剂，浮锡抑钨药剂，以及还有矿物分散药剂等等的不同。另外，矿物的粒度，矿物的泥化，浮选的水质，浮选的流程等等等等也都有可能会改变浮选结果。
钨锡矿
