氟钽（铌）酸钾制取
2019-01-07 17:38:11
工业上生产氟钽（铌）酸钾的原料主要为溶剂萃取的反萃取液。工艺上是在80～85℃下往反钽液中加入钾盐（KF，KCl，K2CO3）使沉淀出晶体：
H2TaF7＋2KCl＝K2TaF7↓＋2HCl
所加入的钾盐同时还起很强的盐析作用。最佳工艺条件为：原料液中含Ta2O535～45g/L，HF1.35～1.50mol/L，KCl加入量为理论量过量10%～20%，在80～85℃下边搅拌边加入浓度为300g/L的KCl，然后冷却结晶，晶体经离心过滤甩干，并在真空烘干箱中烘干。
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。
铌钽精矿酸浸法分解
2019-01-21 09:41:35
铌钽精矿酸浸法分解(decomposition of niobium and tantalum concentrate by acid leachingmethod)铌钽精矿中的钽和无机酸作用，转变成可溶性组分与不溶性杂质分离而得以提取的过程，为含铌钽原料处理方法之一。所得浸出液用作进一步提取铌钽的原料。主要有硫酸焙烧分解法和氟氢酸分解法。硫酸焙烧分解法一般用浓硫酸焙烧分解铌钽精矿。铌钽精矿中所有金属组分在焙烧条件下几乎都能与硫酸作用，生成可溶性或不溶性的硫酸盐。焙烧产物有酸浸出和水浸出两种处理方法。酸浸出处理时，铌钽进入浸出液，浸出液可作为铌钮革取法分离等的原料。水浸出处理时，铌和钽、稀土、钍、钛、铁、铝等可溶性硫酸盐都进入溶液，可利用铌、钽、稀土等氢氧化物水解pH值的不同，用分步水解法(见沉淀)使铌、钽与其他元素分离。铌钽精矿的铌、钽和钛，在453～523K温度下焙烧，一般都分解完全。硫酸焙烧分解法适用于处理低品位铌钽精矿。由于浸出液的铌钽浓度低，浸出液处理量大，产品纯度低，硫酸消耗量大，国际上甚少采用。氟氢酸分解法用氟氢酸分解铌钽精矿的效果好，为国际所广泛采用。这种方法的特点是分解与浸出能同时进行，但几乎所有的矿物组分都与氟氢酸反应，因而氟氢酸的消耗量大。因此，氟氢酸分解法适用于处理高品位的铌钽精矿。铌钽精矿中的钽、铌和钛在氟氢酸分解过程中的主要反应为：其他的金属杂质亦生成相应的氟化物。当溶液中的氟氢酸浓度低于7%时，H2NbF7发生水解生成H2NbOF5。影响分解反应的因素主要有氟氢酸浓度和用量、精矿粒度、分解温度、搅拌速度和分解时间等。氟氢酸浓度和用量增加，分解反应速度加快。氟氢酸浓度一般以25～30mol/L为宜。在分解过程中加入硫酸，由于精矿中某些组分与硫酸反应，能提高分解反应的速度。分解反应速度与精矿颗粒总表面积成正比，而颗粒总表面积与颗粒半径成反比，减小精矿粒径有利于提高分解反应速度。一般使用粒径在0.074mm以下的铌钽精矿。分解温度高，分解反应速度快，一般在低于333K温度下加完物料，在353K温度下保温6～8h。铌钽精矿的分解速度受扩散层厚度的控制，适当增加搅拌速度可减小扩散层厚度，对提高分解速度有利。用氟氢酸分解铌钽精矿的铌钽分解率一般在98%以上，分解残渣中的铌钽含量低于1%。氟氢酸是强腐蚀性酸，加热时容易挥发，分解作业在衬铅、衬胶或钼镍合金的密封槽中进行。作业场所要备有有效的通风设施，严禁人体接触氟氢酸。在铌钽精矿氟氢酸分解的废渣中常含有铀、钍等放射性元素，根据国家放射性防护规定，比放射性活度大于7.4×104Bq/kg的废渣要按放射性废物处理，存入专用渣库，严防废渣流失，避免污染环境。氟氢酸分解铌钽精矿所产生的含氟酸性废液，用石灰处理达到国家标准后排放。
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%。 ,
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。
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。
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。
铜材厂家
2017-06-06 17:50:10
经上海
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