从铬盐出产氧化铬的进程。商业上所说的氧化铬是指Cr2O3。氧化铬首要用作金属热法出产铬的质料，也用于制造颜料、涂料和催化剂等。氧化铬的出产办法首要有法、法和氢氧化铬法。 法：在高温下用固体氯化铵将晶体复原成氧化铬的进程。反应为： Na2Cr2O7•2H2O＋2NH4Cl=2NaCl＋C2O3＋N2＋6H2O 复原后将物料洗刷，除掉NaCl，过滤，枯燥得氧化铬。也有用碳、硫或其他复原剂进行复原的办法。的出产流程长，设备厂房腐蚀及环境污染比较严重，制得的氧化铬质量和色泽都欠佳。我国在20世纪70年代曾经大都用此法出产，前苏联、日本也用此法。 法：将加热分化，即可取得氧化铬。所选用的熔融法，工艺比较落后，因为很多用酸，操作环境恶劣。反应为： Na2Cr2O7•2H2O＋2H2SO4=2CrO3＋2NaHSO4＋3H2O 因为别离NaHSO4操作比较困难，所得CrO3含硫不稳定，影响所制得的氧化铬质量。我国在60年代有的工厂用此法出产，所制得的氧化铬色泽非常艳丽。 氢氧化铬法：在加热溶液的条件下，参加复原剂溶液(或)，便得到氢氧化铬沉积。反应为： 8Na2CrO4＋6Na2S＋23H2O=3Cr(OH)3＋3Na2S2O3＋22NaOH 沉积物经洗刷、甩干、煅烧取得氧化铬。这是当时世界各国遍及选用的氧化铬出产办法，我国湖南铁合金厂自20世纪60年代中期自行安排开发研讨，70年代初我国有几家工厂用于工业出产，出产的氧化铬杂质含量低(FeO＜0.1%，S＜0.01%，SiO2＜0.3%)，可供出产优质金属铬用。氢氧化铬法工艺流程短，回收率高、质量好、污染少，但氧化铬的色泽欠安。

三氧化二镍Ni2O3 又称氧化高镍。黑色有光泽粉末。密度4.83。不溶于水，溶于硫酸和硝酸放出氧，溶于盐酸放出氯，也溶于氨水。在600℃时还可还原一氧化镍。用作陶瓷、玻璃、搪瓷的颜料，并用于制镍粉。由温和地加热硝酸镍、碳酸镍或氢氧化镍而得。 硫酸镍溶液与碳酸钠溶液进行复分解生成碳酸镍，经过滤、浓缩、冷却结晶、离心分离、干燥得到干燥的碳酸镍固体，再经煅烧、球磨粉碎，制得三氧化二镍。三氧化二镍制备硫酸镍溶液与碳酸钠溶液进行复分解生成碳酸镍，经过滤、浓缩、冷却结晶、离心分离、干燥得到干燥的碳酸镍固体，再经煅烧、球磨粉碎，制得三氧化二镍。 三氧化二镍用途用作玻璃、陶瓷和搪瓷的着色材料，也用于制造镍粉和磁性体的研究。操作注意事项： 密闭操作，局部排风。操作人员必须经过专门培训，严格遵守操作规程。建议操作人员佩戴防尘面具（全面罩），穿连衣式胶布防毒衣，戴橡胶手套。避免产生粉尘。避免与酸类接触。搬运时要轻装轻卸，防止包装及容器损坏。配备泄漏应急处理设备。倒空的容器可能残留有害物。 　　三氧化二镍储存注意事项： 储存于阴凉、通风的库房。远离火种、热源。应与酸类、食用化学品分开存放，切忌混储。储区应备有合适的材料收容泄漏物。 

三氧化二铝又名活性氧化铝。    活性氧化铝（分子式Al2O(3-x)(OH)2x,0＜x＜0.8)是当前世界上大量使用的无机化工产品之一。由于活性氧化铝具有多孔结构，高比表面积且处于不稳定的过渡态，因而具有较大的活性。在石油化工、化肥工业中，广泛用作催化剂、催化剂载体。活性氧化铝又具有吸附特性，因而用作气体和液体的干燥剂、气体净化的吸附剂、饮水除氟剂、工业污水的颜色和气味消除剂等。当今得到的主要的工业活性氧化铝产品都是靠快速脱水法生产的。活性氧化铝是指经过充分细磨、以原晶尺寸大小1μm的α- Al2O3为基本组成（20%-90%）的煅烧氧化铝。    高性能的活性氧化铝在不定形耐火材料配料中能带来以下好处：提高坯体密度、流动性、强度，提高二次莫来石生成量等，降低加水量和气孔率。此外，活性氧化铝还能做干燥剂，吸水量大、干燥速度快，能再生（400 -500K烘烤)。活性氧化铝属于化学品氧化铝范畴，主要用于吸附剂、净水剂、催化剂及催化剂载体，根据不同的用途，其原料和制备方法不同。    在催化剂中使用的三氧化二铝的通常专称为“活性氧化铝”，它是一种多孔性、高分散度的固体材料，有很大的表面积，其微孔表面具备催化作用所要求的特性，如吸附性能、表面活性、优良的热稳定性等，所以广泛地被用作化学反应的催化剂和催化剂载体。    该纳米氧化铝XZ-L14显白色蓬松粉末状态，晶型是α型。粒径是20nm；比表面积≥50m/g。粒度分布均匀、纯度高、高分散、α-Al2O3，其比表面低，具有耐高温的惰性，但不属于活性氧化铝，几乎没有催化活性；耐热性强，成型性好，晶相稳定、硬度高、尺寸稳定性好，可广泛应用于各种塑料、橡胶、陶瓷、耐火材料等产品的补强增韧，特别是提高陶瓷的致密性、光洁度、冷热疲劳性、断裂韧性、抗蠕变性能和高分子材料产品的耐磨性能尤为显著。由于α相氧化铝也是性能优异的远红外发射材料，作为远红外发射和保温材料被应用于化纤产品和高压钠灯中。此外，α相氧化铝电阻率高，具有良好的绝缘性能，可应用于YGA激光晶的主要配件和集成电路基板中。    了解更多有关三氧化二铝的信息，请关注上海 有色 网。 

三氧化二氯俗称氧化铝概要　　三氧化二铝，刚玉型晶体接近于原子晶体，其它晶型的基本上是离子晶体，熔点为2050℃，沸点为3000℃，真密度为3.6g/cm。 　　三氧化二铝的流动性好，难溶于水，能溶解在熔融的冰晶石中。它是铝电解生产中的主要原料。 　　有四种同素异构体β－氧化铝 δ－ 氧化铝 γ－氧化铝 α－氧化铝 ，主要有α型和γ型两种变体，工业上可从铝土矿中提取。 　　名称 氧化铝;刚玉;白玉;红宝石;蓝宝石;刚玉粉;corundum 　　化学式 Al?O?外观 白色晶状粉末或固体物理属性　　式量 101.96 amu   熔点 2303 K 　　沸点 3250 K 　　真密度 3.97 g/cm3 　　松装密度：0.85g/mL（325目~0）0.9g/mL（120目~325目） 　　晶体结构 三方晶系 (hex) 　　导电性 常温状态下不导电 　　热化学属性 　　ΔfH0liquid −1620.57 kJ/mol 　　ΔfH0solid −1675.69 kJ/mol 　　S0liquid, 1 bar 67.24 J/mol•K 　　S0solid 50.9 J/mol•K安全性　　食入 低危险 　　吸入 可能造成刺激或肺部伤害 　　皮肤 低危险 　　眼睛 低危险 　　在没有特别注明的情况下，使用SI单位和标准气温和气压。 　　氧化铝是铝和氧的化合物，分子式为Al?O?。在矿业、制陶业和材料科学上又被称为矾土。编辑本段应急处理　　隔离泄漏污染区，限制出入。建议应急处理人员戴防尘面具（全面罩），穿防毒服。避免扬尘，小心扫起，置于袋中转移至安全场所。若大量泄漏，用塑料布、帆布覆盖。收集回收或运至废物处理场所处置。用途　　1. 红宝石、蓝宝石的主成份皆为氧化铝，因为其它杂质而呈现不同的色泽。红宝石含有氧化铁和氧化钛而呈红色，蓝宝石则含有氧化铬而呈蓝色。 　　2. 在铝矿的主成份铁铝氧石中，氧化铝的含量最高。工业上，铁铝氧石经由Bayer process纯化为氧化铝，再由Hall-Heroult process转变为铝 金属 。 　　3. 氧化铝是 金属 铝在空气中不易被腐蚀的原因。纯净的 金属 铝极易与空气中的氧气反应，生成一层致密的氧化铝薄膜覆盖在暴露于空气中铝表面。这层氧化铝薄膜能防止铝被继续氧化。这层氧化物薄膜的厚度和性质都能通过一种称为阳极处理（阳极防腐）的处理过程得到加强。 　　4. 铝为电和热的良导体。铝的晶体形态金刚砂因为硬度高，适合用作研磨材料及切割工具。 　　5. 氧化铝粉末常用作色层分析的媒介物。 　　6. 2004年8月，在美国3M公司任职的科学家开发出以铝及稀土元素化合成的合金制造出称为transparent alumina的强化玻璃。 　　资料刚玉粉硬度大可用作磨料，抛光粉，高温烧结的氧化铝，称人造刚玉或人造宝石，可制机械轴承或钟表中的钻石。氧化铝也用作高温耐火材料，制耐火砖、坩埚、瓷器、人造宝石等，氧化铝也是炼铝的原料。煅烧氢氧化铝可制得γ-Al2O3。γ-Al2O3具有强吸附力和催化活性，可做吸附剂和催化剂。刚玉主要成分α-Al2O3。桶状或锥状的三方晶体。有玻璃光泽或金刚光泽。密度为3.9～4.1g/cm3，硬度9，熔点2000±15℃。不溶于水，也不溶于酸和碱。耐高温。无色透明者称白玉，含微量三价铬的显红色称红宝石；含二价铁、三价铁或四价钛的显蓝色称蓝宝石；含少量四氧化三铁的显暗灰色、暗黑色称刚玉粉。可用做精密仪器的轴承，钟表的钻石、砂轮、抛光剂、耐火材料和电的绝缘体。色彩艳丽的可做装饰用宝石。人造红宝石单晶可制激光器的材料。除天然矿产外，可用氢氧焰熔化氢氧化铝制取。 　　氧化铝化学式Al2O3，分子量101.96。矾土的主要成分。白色粉末。具有不同晶型，常见的是α-Al2O3和γ-Al2O3。自然界中的刚玉为α-Al2O3，六方紧密堆积晶体，α-Al2O3的熔点2015±15℃，密度3.965g/cm3，硬度8.8，不溶于水、酸或碱。γ-Al2O3属立方紧密堆积晶体，不溶于水，但能溶于酸和碱，是典型的两性氧化物。 　　Al2O3+6H+=2Al3++3H2O 　　Al2O3+2OH-=2AlO2-+H2O当能源 价格 不断攀升之时，世界各大铝业公司开始把建设铝业生产基地的目光转向电价低廉的中东和非洲。通过降低左右生产成本的电费，确保铝业生产的 价格 竞争力，成为世界各大铝业公司的着眼点。从国内政策面上分析，国家 产业 政策给铝 行业 定位在满足国内需求上，且在对高精尖产品和低技术含量产品在政策上将会有区别。因此，上下游铝企业对于 行业 所出现的政策性和结构性拐点，应着眼于内销 市场 ，扩大铝在国内 市场 的应用；扩大铝应用领域，提高铝应用的附加值、提升技术含量。另外，铝生产企业应该多关注相关 行业 和下游 行业 发展动向，特别是掌握交通运输、电力、包装、家电等 行业 发展趋势，同时加大技术攻关和科技投入。

表4  铝矿物一览表序号名称分子式相对分子质量质量/%密度/（g/cm3）莫氏硬度Al2O3H2OSiO2Na2OK2OSO31一水铝石Al2O3·H2O1208515　　　　3.01~3.53.5~7.02三水铝石Al2O3·3H2O15665.434.6　　　　2.35~2.422.5~3.53霞石Na2O· Al2O3·2SiO2284.235.9　42.321.8　　2.635.5~6.0　　K2O· Al2O3·2SiO2316.432.2　38　29.8　2.4~2.664明矾石K2SO4·Al2（SO4）3·4Al（OH）3838.236.913.05　　11.438.652.6~2.83.5~4.05刚玉Al2O3102100　　　　　4~.196蓝晶石Al2O3·SiO2162.162.9　37.1　　　3.56~3.684.5~7.07红柱石Al2O3·SiO2162.162.9　37.1　　　3.157.58红线石Al2O3·SiO2162.162.9　37.1　　　3.247

一、工艺流程。 如图1。图1  湿法出产氧化铋工艺流程 包含溶解、中和、枯燥等工序，产出氧化铋；滤液经转化、结晶，产出。 二、首要技能条件。 水淬与硝酸溶解同火法出产。中和：与液碱反响如下式： 2Bi（NO3)3＋6NaOH＝Bi2O3＋6NaNO3＋3H2O 将固体碱用蒸馏水溶解制成30%的NaOH溶液，弄清后撇去悬浮物，取上清液备用。要求上清液清亮通明，不染杂色。然后取体积1.5～2.5倍于硝酸溶液的NaOH溶液加热至95℃左右，将饱满的溶液逐步缓慢注入加热后的NaOH溶液，边加边拌和边升温，使生成的氧化铋沉积呈黄色。留意不能加得太快，太快则易发生白色的氢氧化铋与碱式沉积。 当参加之饱满溶液体积约为NaOH溶液之一半时，尽管此刻溶液中NaOH浓度仍约为5N，但不能再加，再加则生成白色絮状氢氧化铋胶体物。持续拌和及保温半小时，使生成的氧化铋由浅黄色转变为澄黄色，再转变为暗黄色，然后坚持暗黄色不变。 过滤洗刷：中和后中止加温拌和，弄清过滤，沉积即Bi2O3粉末，用水屡次淋洗至洗水呈中性，枯燥后的氧化铋粉末（约200目）即产品。 硝酸转化：滤液中除NaNO3外，尚有NaOH存在，缓慢参加HNO3于滤液中，使NaOH转化为NaNO3，其反响为：当溶液呈中性时，阐明已悉数转化为溶液，然后加温浓缩结晶，分出副产物。 三、首要设备。 不锈钢溶解槽一只：中和罐一个、浓缩结晶罐一个、选用夹套式珐琅反响釜，附机械拌和：离心机一台；烘箱一台。 四、产品质量。 当用自来水出产时，可达工业纯级，其成分为（%）：Bi2O3＞98.5%，Fe＜0.01，碱金属硫酸盐低于0.1，不溶物低于0.1；当用蒸馏水出产时，可达化学纯级，其成分为（%）：Bi2O3高于99.5，Fe＜0.005，碱金属硫酸盐低于0.03，不溶物低于0.005。

一、工艺流程。 如图1。图1  火法出产氧化铋工艺流程 二、首要技能条件。 将1号精铋熔化，缓慢呈细流参加水淬池中水淬成疏松多孔、粒度为5毫米以下的颗粒。 硝酸溶解：将硝酸体积用蒸馏水稀释一倍，常温下参加水淬铋，其反响为： Bi＋4HNO3＝Bi（NO3）3＋NO＋2H2O 为避免氮氧化物很多逸出，水淬铋应缓慢参加。反响后之溶液即溶液。 浓缩结晶：浓缩温度控制在100℃左右，溶液体积蒸发到50%再冷却结晶，10小时后溶液中所含的有60%～70%结晶分出来；将分出之结晶别离后，一次母液再进行浓缩，体积缩小一倍，还可得到20～30%的结晶，杂质悉数留在二次母液中，将二次母液加热并用水处理以构成碱式沉积，将Bi（OH）2NO3滤出后再回来用硝酸溶解：将分出的结晶用少数含酸水洗刷（H2O∶HNO3＝5∶2），常温下风干，此进程将开释部分氮氧化物尾气。 煅烧：温度控制在600℃左右，焚烧时刻为3～4小时，此刻有很多氮氧化物气体逸出。其反响为： 4Bi（NO3）2＝2Bi2O3＋12NO2＋3O2 煅烧至无氮氧化物逸出停止，然后降温，取出煅烧后的氧化铋，用瓷球磨机破坏至粒度一60目。 三、首要设备。 马弗电炉一台；瓷球磨机一台。

主要生产过程简述如下。    ①原料准备系统  为熟料烧成准备原料——生料浆，要满足水分、配比及细度的要求。    由矿山来的铝矿石先经破碎、均化及贮存达到粒度小于15mm及化学成分稳定的要求，然后送入管磨机中进行生料浆磨制，同时加入磨机中的物料还有5种：工业碱粉（补充生产过程中碱的损耗）、脱硫用煤（在烧成窑中脱硫）、石灰（与SiO2反应用）、蒸发母液（循环碱液）及硅渣（生产过程中间产物）。本工序控制的主要技术指标是：料浆水分38%；细度120#筛残留 90%，Na2O>93％。    ④调整液配制  虽然熟料中的有用成分能溶解于热水中，但为了溶出泥浆的稳定性避免二次反应损失，要保持溶出液有一定的Na2O浓度及苛性比值，这就要靠调整液来完成。配制调整液就是把四种溶液按比例掺配，以满足对调整液的要求。这四种溶液是氢氧化铝洗液、种子分解母液、赤泥洗液及碳酸分解母液。配制所用的设备是贮槽及泵。    ⑤赤泥分离及洗涤  将固（熟料溶出后的残渣——赤泥）液（溶出后的溶液——铝酸钠溶液）混合物进行分离并将赤泥进行洗涤的过程称赤泥分离及洗涤。分离得到的溶液称粗液，送中压脱硅工序处理；洗涤后的残渣——赤泥送堆场或水泥厂，赤泥可做水泥制造的一种原料。对这一过程的要求是“快速”，尽力缩短固液接触的时间，以防固液之间发生二次反应，使溶液中的氧化铝再返回固相中。这一过程通常用的设备是沉降槽、真空过滤机。本工序控制的主要技术指标是：分离沉降槽底流固体含量百分数30%-40%；过程温度95℃；弃赤泥附液中碱含量Na2O≤5kg/t干泥。[next]    ⑥溶液脱硅  这是对溶液进行净化的一种手段。根据对净化后溶液的质量要求不同，可采取一段脱硅（中压脱硅）及二段脱硅两种方法。中压脱硅即将粗液（加入硅渣种子及部分种分母液）加热到170℃并保持1.5-2h，使溶液中的组分发生化学反应产生固相硅渣，进而将硅渣分离出去返回配料，将溶液进行控制过滤分离出细小的固体悬浮物后即得精制液，送往分解工序处理。中压脱硅使用的主要设备是脱硅机、分离沉降槽及叶滤机。    二段脱硅系将中压脱硅所得的分离沉降槽溢流，加入石灰乳在常压下再搅拌反应2h,使溶液中的SiO2进一步以固相析出，得到更纯净的溶液，此时溶液中A12O3/SiO2（质量比）可达1500，然后再分离固相及液相。一般情况下都使用一段中压脱硅，当对氧化铝产品有特殊要求时才采用二段脱硅。    ⑦种子分解  烧结法中采用种子分解的目的是获取苛性溶液（种分母液），以返回使用保证溶液的安定性，同时获得固态氢氧化铝是其副产品。种子分解的分解率低（小于50%）、分解时间长（55h以上）、占用设备多是其不足。种子分解所用设备及工艺流程与拜耳法的相同。    ⑧碳酸分解  与种子分解相比，碳酸分解的分解率高（大于90％）、分解时间短（2-3h)、所用设备少。但是，分解后所得的溶液（碳分母液）是Na2CO3水溶液，只能经过蒸发浓缩后，再经原料磨配料后在烧成窑中与矿石中的成分起反应。碳酸分解所使用的主要设备是碳分槽，可间断分解也可连续分解。分解所使用的CO2气体来自经净化后的石灰炉烟气，其浓度为CO2>38％（体积百分数）。    当前在运行的处理铝土矿的烧结法厂有3个，联合法厂有7个，处理霞石矿的有3个厂。    烧结法存在的问题主要是能耗高，工艺综合能耗为46.05MJ/t氧化铝。主要技术经济指标为：氧化铝总回收率87%；铝土矿单耗2t/t;石灰石单耗1.8t/t;苏打单耗108kg/t;焦炭单耗95kg/t;烧成煤单耗770kg/t;生料加煤量100kg/t;焙烧耗油量78kg/t;电力消耗450kW.h/t；蒸汽单耗4.2t/t；压缩空气消耗980m3/t；新水消耗18t/t。[next]    (3)联合法联合法是将拜耳法与烧结法联合使用生产氧化铝的方法，方法的最大特点是可用烧结法系统所得的铝酸钠溶液，来补充拜耳法系统中的碱损失。方法适于大规模生产和用于处理A12O3/SiO2＝5-7的原料。    联合法有三种形式，即并联法、串联法及混联法。世界上只有美国、前苏联和中国采用联合法，美国曾用过串联法，中国开发了混联法。    ①并联法  并联法是指拜耳法与烧结法平行地进行，各自处理高品位及低品位的矿石，各自排出自己的废渣——赤泥。拜耳法与烧结法互为利用的方面是：拜耳法析出的碱不设苛化来处理，而是送烧结法配料；拜耳法的碱耗用烧结法的铝酸钠精液来补充；拜耳法与烧结法生产出来的氢氧化铝合并洗涤而焙烧。    使用并联法时，工厂必须要有高品位矿及低品位矿的供应，高品位矿供拜耳法处理，低品位矿供烧结法处理。    ②串联法串联法是指拜耳法与烧结法的串联，矿石先经拜耳法处理，产出的残渣—赤泥再经烧结法处理，最终的残渣由烧结法排出。    该生产方法与纯拜耳法及纯烧结法的不同点是：    a.拜耳法的赤泥不外排而是送烧结法配料，再经烧结法处理，配料时不加矿石；    b.拜耳法生产过程中循环积累起来的碱（Na2CO3）析出后，不设苛化处理而是送烧结法配料，简化了拜耳法工艺流程；    c.烧结法产出的铝酸钠精液不设碳酸化分解处理，而是送往拜耳法种子分解工序，简化了烧结法工艺流程又补充了拜耳法的碱耗。    串联法的优点是：矿石经二道处理，矿石中氧化铝的回收率高；拜耳法部分的能力大，烧结法部分的能力小，故使工厂投资较小、产品成本较低。    目前，在世界上只有惟一的一个串联法生产厂—哈萨克斯坦的巴夫洛达尔氧化铝厂。该厂也是经过了多年研究、改进，终获成功。该厂的工艺流程如图3。[next]

一、替代—EDTA容量法 　　很多锰存在对EDTA络合滴定法测定铝有搅扰，使滴定结尾无法判别。在滴定溶液中，即便只要0.5～1毫克锰，也会使滴定结尾不稳定，影响严峻。因而有必要把锰别离后再进行测定。 　　汲取别离二氧化硅后的滤液用硝酸—别离锰后，再用—氯化钠小体积别离别离除掉铁和钛。参加过量的EDTA溶液，调理溶液至pH6，用锌盐回滴过量的EDTA，加煮沸置换出铝络合的EDTA，再用锌盐滴定。求得三氧化二铝的含量。 　　分析手续 　　分取前节钙、镁的测定中经硝酸—法别离除锰的滤液100毫升(相当于0.16克试样)，置于250毫升烧杯中，加热浓缩至2～3毫升。参加8克氯化 钠，摇匀，参加50%溶液10毫升，再搅匀。用水稀释至40～50毫升，微沸，冷却。将溶液连同沉积一同移入100毫升容量瓶中，用1% 溶液稀释至刻度，摇匀，干过滤。滤液供测定铝用。 　　汲取滤液50毫升 (相当于80毫克试样)，置于250毫升锥瓶中，参加0.1%甲基红指示剂1滴，用1∶1中和至溶液刚变赤色。参加1%EDTA溶液 10～20毫升，微热，用1∶1中和至溶液刚变黄色。参加20毫升pH6的乙酸盐缓冲溶液，煮沸1～2分钟。冷却，参加几滴0.2%二橙指示剂， 用乙酸锌溶液滴定至紫赤色(不用计读数)。参加20%溶液5～6毫升，加热煮沸1～2分钟。冷却，用乙酸锌标准溶液滴定至紫赤色为结尾。由第2次滴 定所耗费的乙酸锌标准溶液毫升数核算三氧化二铝含量。 　　二、铬天蓝S比色法 　　铝含量小于5%时，用铬天蓝S比色法进行测定。但取样不宜超越5毫克，中和前应参加1%羟胺以消除锰的搅扰。 　　汲取别离二氧化硅后的部分滤液，按“铝及铝土矿、粘土、高岭土分析”中铝的测定手续进行。

3选冶联合工艺 选冶联合工艺是将浮选与冶金工艺优势相结合的一种选别工艺。 关于一些性质杂乱，含钙、镁、硅等较高的氧化矿，运用单一的浮选法难以收回，选冶联合工艺常能获得不错的作用。 选用“硫化焙烧—人工硫化矿浮选”的选冶技能思路，石云良等人对兰坪氧化铅锌矿进行了硫化焙烧浮选实验研讨，焙烧产品通过惯例硫化矿的浮选后获得的混合精矿铅档次7.85%、锌档次34.24%，铅锌收回率分别为79.13%和79.04%。 李珊珊等人选用循环浸—萃取—酸性电积—浸出渣浮选的工艺流程处理云南兰坪高碱性脉石型低档次氧化锌矿，对浸渣再磨后以硫化—黄药法一起浮选浸出渣中闪锌矿和残留菱锌矿。终究得到锌档次为22.16%的锌精矿，收回率为68.97%，锌的总收回率达92.57%。 简胜等人选用选冶联合工艺归纳收回铅、锌及铁。选用惯例硫化浮选工艺能得到铅档次为50.43%、铅收回率为72.46%的铅精矿;选铅尾矿选用配煤高温复原一磁选工艺，能得到铁档次为87%左右、铁收回率在90%左右的金属铁粉，锌在高温复原过程中的蒸发率高达90%左右。 选冶联合工艺对氧化铅锌矿的处理能躲避氧化铅锌矿中钙、镁、硅等杂质的不良影响，既能充分发挥冶炼技能对有价金属的收回，又能充分发挥浮选技能收回硫化铅锌矿的优势，从全体上进步了资源使用率，降低了能耗。 4结语 ①因为氧化铅锌矿矿藏组成杂乱，共伴生矿多，嵌布粒度细，性脆而易过磨而发作泥化现象，且可溶性盐含量高，各种不免离子对铅锌可浮性的影响极大，造成了其难以选别和使用。 ②关于氧化铅锌矿的使用，国内外的学者做了很多研讨，近年来虽然在氧化铅锌矿浮选工艺和药剂方面研讨获得必定效果，但大都还停留在实验室研讨阶段，局限性较强，因为经济技能上的原因，难以进行工业化使用。 ③使用新技能简化药剂组成的条件，开发廉价高效的新式浮选药剂，进一步研讨细微粒浮选的新工艺，完成氧化铅锌矿的高效低成本收回，是当下选矿工作者们尽力的一大方向。一起选冶联合工艺结合冶金和浮选的优势，能大幅度简化选别流程和进步选别目标，在氧化铅锌矿的选别中有极大的发展潜力。而现在对选冶联合工艺研讨相对较少，值得进一步深入研讨。

在湖南、贵州、重庆三地交界处有一个“锰三角”，这里生产的锰矿和金属锰占全世界的40%，曾经因为开矿矛盾不断的“锰三角”吸引了大家的视线。 　　湖南湘西的花垣县是“锰三角”的重要支点，文学大师沈从文笔下的“边城”写的就是花垣县的茶峒，现在这里已经改名叫边城镇了。华如启是边城的一个村长，曾经带领村民上山砸了200多个矿洞的老华，最近却自愿到一家矿山企业干起了管理工作。 　　老华说，前几年带着村民砸矿洞，是因为看着千疮百孔的大山心痛，更不想把有限的资源白白浪费光。 　　更让大家忍无可忍的是，电解锰生产把水都污染了，当年大师笔下清澈见底的清水江被一层厚厚的黑砂泥盖住了江底的彩色石头。 　　后来在各级政府的严厉督导下，“锰三角”地区的污染整治才明显好转。看到政府整顿了矿山，治理了污染，老华的心气顺了，这才上矿山做了管理人员。但工作没一个月，老华又头痛了，公司的尾矿库眼看就要填满了，新的场地却没有批下来。 　　这里就是花垣县重新规划的大型尾矿库，在它的旁边，一个两亿元的国家863项目日前正式投产，新的技术和工艺让这家企业省去了高耗能、高污染的电解锰过程，直接生产半导体工业急需的四氧化三锰。同时，一项新的选矿技术也完成了中试。 　　目前，花垣县锰矿企业已经从200多家整合为27家，清水江的水质也越来越好，老华家门口的边城河街上，游客逐渐多了起来。

三氧化钼的熔点，沸点均较低，其熔点为795℃沸点为1155℃。三氧化钼在熔化前就已开端提高，当温度达900~1100℃时，蒸腾已适当快。气相的三氧化钼是以重聚合分子（MoO3）3状况存在。纯三氧化钼随温度改变，其蒸汽压的改变见下表。   表  温度与三氧化钼蒸汽压联系  温度（℃）600610625650720750800蒸汽压（Pa）0.001.202.406.6779.99233.311346.55温度（℃）8509009501000105011001150蒸汽压（Pa）3119.747186.0614012.1426504.4138436.7363487.94101324.7       液态三氧化钼上面的蒸汽压与温度之间联系，可用如下方程式表明： LgP（MoO3）3＝-1024580+1101.2T   式中P——（MoO3）3蒸汽压（Pa）；T——标定温度（K）。     此刻，蒸腾热△H蒸＝147KJ/mol，蒸腾熵△S蒸＝103J/mol。     纯三氧化钼的蒸腾速度随气流温度，速度而改变。即与重聚分子（MoO3）3从液面迁移出的速度相关。当气流速度在0.2~0.3cm/s时，气流温度为900℃，纯三氧化钼蒸腾速度为12.3kg/（m2·h），气温升至1100℃后，蒸腾速度骤升至110kg/（m2·h）。     提高法出产高纯三氧化钼的质料是工业钼焙砂，其间含有不少杂质，它们混入液体三氧化钼内，将下降三氧化钼的蒸汽压，因此下降三氧化钼的蒸腾速度。杂质含量愈高，影响愈显着。同一质料随蒸腾的继续进行，剩余物中杂质比率也显着加大。所以，出产实践中三氧化钼蒸腾速度也在逐步下降。在1000℃和气流速度2.3cm/s条件下，三氧化钼从含MoO348%~50％的钼焙砂中蒸腾速度仅为10~20kg/ (m2·h）。     钼焙砂所含杂质都是随钼精矿带入的。它们包含：氧化钙、氧化镁、氧化铁、氧化铅、氧化铜、氧化锌及二氧化硅等。对三氧化钼蒸腾速度影响最大的是那些能生成安稳钼酸盐并在提高温度（950~1100℃）下也不分化的钙、镁、铅、铁的氧化物杂质。明显，这些钼酸盐中的钼是无法提高出三氧化钼。至于氧化铜、氧化锌与三氧化钼生成的CuMoO4、ZnMoO4在≥900℃后就已分化；二氧化硅与三氧化钼间不发生化学反响。而PbMoO4不只储留了MoO3并且由于它的沸点为1060℃与MoO3明显提高温度共同，在1000~1100℃时，蒸汽压也适当可观，会随三氧化钼一起蒸腾进人高纯三氧化钼产品。所以，对用于提高法出产高纯三氧化钼的钼焙砂含铅量要求较严。当含量较高时，应严格操控提高温度，不该高于1000℃。可是，不论是否参予三氧化钼的反响，一切杂质都会影响三氧化钼的提高速度。[next]     美国克莱迈克斯选用含Mo56％、Cu0.16％、Fe 0.38%、SiO24.5％、A13O3 0.28％、CaO0.06%、Pb0.04％高质量钼精矿，经焙烧成含三氧化钼约90％的钼焙砂作质料，用电炉加热到1100~1200℃，并不断送入空气，提高的三氧化钼由空气带入收尘体系搜集，所得产品纯度可达99.9％，乃至高达99.975%MoO3。松装密度约0.2g/cm3。但质料中三氧化钼提高率仅60%~65％，余下的炉渣往往还含20%~30％未提高的MoO3被送去由湿法收回或冶炼钼铁。     前苏联在提高工艺中操控气流中MoO3浓度≥0.05g/L，气流速度7~14cm/s，温度＞690℃，出产出高松装密度0.8~1.2g/cm3的高纯三氧化钼。提高用电炉常有接连与间歇两种。 美国的一些厂商往往选用环形旋转炉底能接连出产的电炉，如下图。   图  电提高炉示意图       为防剩余物料烧结，炉底铺有一层石英砂。在炉上部径向摆放有硅碳加热电极。钼焙砂不断参加电炉炉底上，一边焙烧一边浸透石英层构成固定炉床，空气按要求的流速从炉底流过，带走已提高的三氧化钼，经过总集气管，表面冷凝体系，进入空气集尘器，高纯三氧化钼产品在此与空气别离。电炉由电极加热至1000~1100℃，并不断旋转。钼焙砂随电炉旋转一周后，其间三氧化钼已提高60％~65％，剩余炉料被螺旋耙料机从炉底卸出，并由给料器补加新的钼焙砂。被卸出的残渣还含有20%~30％的三氧化钼，往往经过浸收回，也有送去冶炼钼铁。此种电炉昼夜可出产3.75t高纯三氧化钼。     奥地利普兰杰厂出产规模较小，所以选用小型间歇式电炉提高三氧化钼。他们将钼焙砂与石英砂的混合物装入石英坩锅中，再放入与地表成35℃的旋转电炉内。歪斜增大了炉料的蒸腾面积，通入坩锅的空气将三氧化钼蒸汽带走。经电炉上通风罩由抽风机抽到带滤器中。     提高法出产高纯三氧化钼，工艺简略，产品纯度高。可是，对质料质量要求高，产品钼收回率低。

一、概述 铝合金作为一种重要金属材料，近年来在在轿车，电子，家电，航空航天，建材等新式工业范畴的运用越来越广。作为铝合金的一种首要防腐技能，铬酸盐钝化工艺被广泛运用达半个多世纪。但是因为六价铬的高危害性和致癌性，严峻阻止了该材料的运用。跟着欧盟RoHS，ELV，WEEE法规的施行，六价铬酸盐将被严厉约束运用，终究将被全面停止运用。近年来，关于六价铬酸盐代替物(或称绿色防腐材料)的研讨开发在全球正方兴未已。现时国际上已开宣布许多新技能并已商业化。首要类型有： 1.锆-钛系统。 2.硅烷偶联剂系统。 3.铈盐系统。 4.三价铬盐系统。 5.钼酸盐系统 6.钒酸盐系统 为点评各种技能代替六价铬酸盐的或许性，由美国国防部牵头安排建立的污染物防治一起小组(JG-PP)对铝合金的非六价铬酸盐转化膜产品进行了很多比照实验，测验结果表明，从工业运用视点看，三价铬系统是现在最有或许全面代替六价铬酸盐的。其它系统现在尚只能满意铝合金表面处理的部分要求，表现在： 1.与铬酸盐比较，运用工艺较严厉，杂乱； 2.本钱较高； 3.在某些功能，特别是裸铝耐蚀功能上还难以满意需要； 4.对原料有选择性。 由珠海市奥美伦公司在吸收国外先进技能基础上开发成功的铝合价铬钝化剂AllmeluxSF-565，选用低浓度三价铬及其它成膜助剂，被验证为可彻底代替六价铬酸盐工艺。到达乃至超越国外同类产品技能水平。首要特点： 1.低污染，无环保约束问题，满意RoHS，ELV，WEEE法则要求。 2.高功能，满意乃至超越MIL-DTL-81706B，MIL-DTL-5541FClass1A&Class3的耐蚀要求 3.运用操控简略，合适工业运用环境。 4.有竞争力的运用本钱。 下面将以数据图解说明SF-565的首要特性及运用。 二、转化膜的质量 按MIL-DTL-81706B4.5.4测得转化膜的质量在20-23mg/ft2 三、转化膜的硬度 与传统六价铬不同，AllmeluxSF-565构成的转化膜枯燥后具有很硬的表面，在批量生产中不易引起工件划伤，下降膜层损害及粘连。

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。

高纯三氧化钼中MoO3的分量百分含量一般为99.8%~99.99%，它是制取金属钼粉的根本质料，也可作高纯试剂的质料。出产高纯三氧化钼的根本质料是钼焙砂——工业三氧化钼粉。     由钼焙砂出产高纯三氧化钼粉，有两条截然不同的工艺道路：一条习惯上称湿法——由焙砂经浸，湿法提纯净化，出产成仲钼酸铵粉，仲钼酸铵经加热解离，驱逐净气而获高纯三氧化钼；另一条习惯称火法—由钼焙砂直接加温，钼焙砂中杂质残留在焙烧渣中，而大部分三氧化钼经提高，再结晶而净化，生成高纯三氧化钼粉。     火法，湿法都可出产出纯度很高的产品，常见标准见下表。       表  高纯三氧化钼质量标准  供应商        含量 元素克莱麦克斯标准   1971年典型分析规范MoO399.9599.95Al0.00100.0025Ca0.00100.0025Cr0.00050.0015Cu0.00100.0025Fe0.00100.0030Pb0.00200.0040Mg0.00050.0010Ni0.00050.0010Si0.00900.0140S0.00150.0300Sn0.00500.0100Ti0.00050.0010

用菱锰矿制备四氧化三锰工艺研究,中国矿冶网,金属矿产资源矿冶技术中小企业服务平台,国家金属矿产资源综合利用工程技术研究中心,中国矿冶技术中小企业联盟 用菱锰矿制备四氧化三锰工艺研究 高纯四氧化三锰是电子工业生产锰锌氧软磁材料的重要原料之一。随着国家“绿色照明”工程的实施，电视机、移动通讯、计算机与节能灯等迅速发展，软磁铁氧体需求量迅速增长，使得四氧化三锰的需求量迅速增大。因而四氧化三锰的开发具有广阔前景。 目前四氧化三锰生产采用氧化法，此法以纯净的电解金属锰片为原料，制备高纯四氧化三锰，具有工艺简单，操作方便，锰回收高，污染小等优点，但需要使用电解金属锰作原料，生产成本相对较高。 用原生锰矿直接制备四氧化三锰工艺与氧化法相比，省去了电解工序，节省了大量的电力资源，对降低四氧化三锰的生产成本，提高产品竞争力具有重要的意义。 1 原料与试剂 原料：碳酸锰矿粉由金瑞新材料科技股份有限公司贵州分公司提供，粒度：-100目，化学成分列于表1。 试剂：H2SO4工业级、NH3·H2O工业级、SDD工业级、NH 4F工业级、NH4HCO3工业级 2 基本原理 硫酸浸出：用硫酸浸出碳酸锰矿粉的目的就是以硫酸为浸出剂，使碳酸锰矿粉中的低价锰转变成硫酸锰溶液。化学反应为：MnCO3+H2SO4→MnSO4+H2O+CO2↑ 硫酸锰溶液净化：碳酸锰矿粉中都不同程度地含有钙、镁、硅、铁、铝、铜、钴、镍和铅等杂质。在浸出过程中，这些杂质的除去是分四步进行的：第一步是氧化中和水解法除铁;第二步是硫化沉淀法除铜、钴、镍等重金属;第三步是氟化沉淀法除钙镁;第四步是浓缩絮凝除硅。

强化溶出新技术有：（1）管道化溶出；（2）单管预热-高压釜溶出；（3）管道化加热-停留罐溶出。     一、管道化溶出     管道化溶出就是“溶出过程在管道中进行，且热量通过管壁传给矿浆”的溶出。有单流法和多流法两种。德国采用单流法，匈牙利采用多流法。     1980年RA-6管道化溶出装置在Nab厂投产，采用图1所示的工艺流程。LWT表示原矿浆-溶出矿浆热交换管，外管Φ368mm，内装4根Φ100mm管，共长160mm。BWT（1～8）是溶出矿浆经八级自蒸发产生的二次蒸汽与原矿浆进行交换的管，有200×10=2000m。BWT（1～6）的外管直径为400mm，BWT（7～8）的则为508mm，内装4根Φ100mm管。E（1～8）为八级溶出矿浆自蒸发器，E（1～6）的规格为Φ2200mm×Φ4500mm，E（7）Φ2600mm×Φ4500mm，E（8）Φ2200mm×Φ4500mm。K（0～7）为八级冷凝水自蒸发器，K（0～3）的规格为Φ1000mm×Φ1400mm，K（4～6）Φ1400mm×Φ1800mm，K（7）Φ3300mm×5000mm。图1  RA-6管道化溶出流程 1-矿水槽；2、3-混合槽；4-泵；5-高压泵；6、8-管式加热器； 9-保温反应器；10-冷凝水自蒸发器；11-矿浆自蒸发器；12-泵；13-融盐槽     原矿浆经LWT管加热到90℃，在BWT管中加热到220℃，再往SWT管中加热到280℃，经反应器充分溶出后，到八级自蒸发和LWT换热系统降温后排出。RA-6管道化溶出装置还配有检测、控制和数据处理系统。管道化溶出技术在德国用于处理三水铝石型和一水软铝石型铝土矿。获得较好的经济指标。     1984年11～12月在Nab用RA-6装置对我国山西孝义一水硬铝石型铝土矿进行了工业试验。矿石成分（%）：Al2O366.7，SiO212.27，Fe2O32.08，TiO22.74，CaO0.68，灼碱14.4。矿物组成（%）：一水硬铝石68.2，高岭石24.9，针铁矿2.3锐钛矿2.6，金红石0.4，方解石0.7。工业生产用碱液为种分母液Na2Ok。浓度152.3g/L，苛性比2.76。要得到90%以上的氧化铝溶出率及1.50以下的溶出苛性比，就必须按以下要求操作：温度为280℃，时间为10min，添加CaO6%。原郑州铝厂于1990年购入Nab的RA-6型管道化溶出装置，用于处理铝硅比7.58的铝土矿。在原有保温反应管后串联Φ1200mm×Φ1200mm的6个停留罐，矿浆流量300m3/h，使氧化铝溶出率从69%提高到80%，每生产1t氧化铝的脱硅、溶出、蒸发的热耗由19GJ降至10.3GJ。     与RA-6管道化溶出过程不同，匈牙利采用多流管道化溶出装置，即碱液和预脱硅的矿浆分别用高压泵送入管式反应器中，先用高温矿浆产生的二次蒸汽加热至215℃，再用新蒸汽加热至溶出温度（240～260℃）。已加热的矿浆和碱液在混合管中合流充分溶出，之后进入多级自蒸发系统降温，排出反应器后进入稀释槽。匈牙利用这套装置处理一水软铝石型铝土矿（成分（%）：Al2O350、SiO26.67、Fe2O322.8），氧化铝的溶出率为85%。所用的技术条件为：溶出温度248℃，矿浆流量120m3/h，Na2Ok浓度为200g/L，溶出液苛性比为1.44。匈牙利的多流管道化液出装置的主要问题是碱液结疤，后来也改为单流法。     二、单管预热-高压釜溶出     广西平果铝业公司从法国引起了单管预热-高压釜溶出技术，溶出系统流程如图2所示。固体含量300g/L的矿浆在Φ8000mm×Φ8000mm的矿浆槽加热至100℃，用高压橡胶隔膜泵送入五级长2400m的单管预热器（外管Φ336mm，内管Φ253mm），用后五级自蒸发器产生的蒸汽加热矿浆至155℃。随后进入中温脱硅器分段保温（同时也加热）停留20min脱硅，即到5台Φ2.8m×16m的加热高压釜，用前五级自蒸发器产生的蒸汽加热矿浆至200℃。再进入6台Φ2.8m×Φ16m的反应高压釜，用6MPa的新蒸汽加热矿浆至260℃。然后在3台Φ2.8m×Φ16m的终端高压釜中，保温反应45～60min。溶出矿浆经十级自蒸发降温到130℃以下，经缓冲现槽进入稀释槽稀释。加热高压釜和反应高压釜都配有机械搅拌及加热管束，终端高压釜只有机械搅拌装置。图2  广西平果铝业公司从法国引进的单管预热-高压釜溶出流程图     单管预热-高压釜溶出装置用于处理一水硬铝石型铝土矿，矿浆流量为450m3/h，设计年产氧化铝33万t。广西平果铝业公司用该设备于1998年生产38万t氧化铝。溶出液的αk为1.50，蒸发母液的Na2Ok浓度为230g/L，氧化铝的相对溶出率达91%。工业生产表明溶出效果好，存在的问题是磨损严重，需要定期频繁停产检修。       三、管道化加热-停留罐溶出     管道化加热时矿浆在管道内高速流动，雷诺系数Re达到105，处于高度湍流状态，传热系数达8000kJ/（m2·h·℃），比列管式热交换器高5倍，所需热交换面积减少。然而，对于一水硬铝石型铝土矿，即便溶出温度达310℃，若没有充足的停留时间，氧化铝的溶出率是很低的，管道化溶出的停出时间要延长，管道就会长得难以经济摆布。为此提出了管道化加热-停留罐溶出强化技术。     1988年广西平果铝业公司的铝土矿进行管道化加热-停留罐溶出的结果为：碱液浓度为Na2Ok230g/L，石灰添加量为7%～10%，管式反应器预热时间为10～12min，停留罐溶出时间为40min，氧化铝的相对溶出率达92%，溶出液的αk为1.50。管道化加热-停留罐溶出技术对我国其他矿的试验也收到良好效果。

纳米三氧化二铝在锂电池里面的主要作用是做电极涂层。另外，还对锂电池起到表面修饰作用，用纳米三氧化二铝处理过的锂电池焊接效果好，焊接外观漂亮，比一般的焊接耐用。     目前中科院物理所已经将纳米三氧化二铝应用于改性进尖晶石锰酸锂材料，生产出可逆容量达到107mAh/克，55C循环200次容量保持率大于90％，优于国际同类产品水平，是国内靠前个可用于混合电池用高功率锂离子电池的材料。     北京星恒公司用此材料制造的高功率混合汽车用锂离子电池全面通过了863计划电动汽车重大专项组织的统一测试，功率达到1200W/千克，安全性、循环、高低温性能等测试全部通过。 [小知识]    纳米氧化铝，别名：纳米三氧化二铝，分子式：Al2O3 ， 分子量：101.96    熔点：2050℃ ， 沸点：2980℃    a相纳米氧化铝为白色疏松粉末，粒径小而且均匀，纯度高，分散性好，在锂电池中能很好的改善锂电池的容量性能。    技术指标：    型 号 VK-L30    外 观 白色粉末    晶 型 α相    含 量﹪ ≥ 99.99%    粒 径 nm 30±5

电解法炼镁进程中从电解槽取出的镁和热复原法炼镁进程中从复原炉取出的镁，均称为粗镁，都达不到质量标准，有必要去除镁中杂质，才干到达质量标准。    电解法粗镁含有金属杂质和非金属杂质。金属杂质有Fe、Si、Al、Ni、Mn、Cu、K、Na和Ca。这些金属杂质，有的是电解进程中在阴极上分出的，有的是其氯化物或氧化物被镁复原出的。非金属杂质物质有MgCl2、NaCl、KCI、CaCl2、Mg3N2、MgO、SiO2、Fe2O3,CaO。非金属杂质中氯化物是出镁时从电解槽带出的电解质；Mg3N2是镁在空气中焚烧生成的；MgO是质料和电解质含有的，也有镁焚烧生成的；其他氧化物是从槽衬耐火材料磨损下来的。热复原法粗镁也含有金属杂质和非金属杂质。金属杂质有Si、Al、Fe、Mn、Ni、Zn、K和Na。金属杂质中Si、Fe、A1、Mn首要来源于复原剂硅铁粉尘；其他金属杂质是被复原出来的。非金属杂质有MgO、CaO、Fe2O3、 SiO2、CaF2，来源于球团料粉尘。不管电解法粗镁仍是热复原法粗镁，金属杂质含量较少，小于或等于重熔镁锭标准中较低等第的规定值；非金属杂质含量较多。    镁精粹办法有熔剂精粹、沉降精粹、添加剂精粹、真空蒸馏、区域熔炼和电解精粹。熔剂精粹和沉降精粹是精粹粗镁的办法。各镁厂或选用熔剂精粹办法或选用沉降精粹办法精粹粗镁。通过其间一种办法精粹过的镁称为精镁，镁质量到达了一般用处的重熔镁锭质量标准，铸成镁锭供应。添加剂精粹是去除一种或几种杂质的办法，是前两种精粹办法的弥补。真空蒸馏、区域熔炼和电解精粹是将精镁再精粹，进一步去除杂质，制取特殊用处的简直不含杂质的高纯镁，这儿不介绍了。    熔剂精粹是在熔融状态下用熔剂去除镁中杂质。熔剂精粹首要作用是去除非金属杂质，又能通过化学作用除掉碱金属K和Na。熔剂应具有以下性质：熔剂与镁和坩埚不起化学反响；熔剂熔点低于镁的熔点；熔剂与杂质间界面张力小，与液体镁界面张力大，因此熔剂既可以吸附杂质，又能与液体镁别离；熔剂与液体镁密度不同。按用处区分，有精粹熔剂和掩盖熔剂。精粹熔剂密度大于液体镁密度，用作去除杂质。掩盖熔剂密度小于液体镁密度，用作掩盖于液体镁表面，阻隔空气，避免镁氧化。    熔剂由碱金属和碱土金属氯化物与氟化物组成。各镁厂的熔剂配方不同。我国镁厂精粹粗镁用的熔剂成分见表2。表2   我国镁厂精粹熔剂成分/%熔剂称号MgCl2KClNaClCaCl2BaCl2MgO根底熔剂38±337±38±38±39±3精粹熔剂根底熔剂90~95+CaF26~10掩盖熔剂根底熔剂75~80+硫黄粉20~25[next]     熔剂精粹选用坩埚精粹炉。精粹炉由普通耐火砖砌筑，由电、天然气或煤气加热。坩埚有铸钢的，也有耐热钢板焊接的。首先把熔剂参加精粹炉坩埚，并开端加热，熔剂熔化后参加粗镁。待粗镁熔化、温度到达700℃时，用拌和器拌和液体镁，使液体镁与熔剂充沛触摸、吸附杂质，拌和时刻约20min，再升温至730-750℃，静置5-15min，使杂质和熔剂沉降，与液体镁别离。在以上进程中，经常向坩埚内撒些掩盖熔剂，避免液体镁焚烧。精粹进程中，非金属杂质被熔剂吸附、沉降，与镁别离。一起，碱金属K和Na与熔剂中MgCl2反响生成KCl和NaCl，进入熔剂而被除掉。静置期间，精粹炉中止加热。当液体镁温度降到680-710℃时，用气动泵抽取液体镁注入铸锭机铸成镁锭。精粹1t电解粗镁（液体镁）耗电300kW·h，熔剂30kg。精粹1t皮江法粗镁（结晶镁）耗电600kW·h,熔剂120kg。    热复原法镁厂均选用熔剂精粹法精粹粗镁。小型电解法镁厂也选用此法。    （二）沉降精粹    沉降精粹是大型电解镁厂精粹粗镁的办法。该法是在电加热熔盐炉（为接连精粹炉）中通过沉降去除镁中杂质。精粹炉见图，精粹炉为圆形，钢壳内衬耐火砖；炉顶直径约5.5m，炉底直径约3m，高约4.5m；炉中心部位是集渣井，炉体下部均匀分布6根石墨电极，加热功率300kW;加热介质氯盐温度720-730℃，氯盐成分为MgCl2 8%-12%、KCl 55％-65％、NaCl 18％-22％、CaCl2 0.5％-2％、BaCl2 5％-8％、CaF2 0.3％-1％。其密度大于液体镁的密度，因此坐落液体镁层下面。 [next]     电解槽中抽取出的液体镁，用台包运到精粹车间，从粗镁参加口注入接连精粹炉。因为加料管伸入氯盐熔体基层，液体镁从加料管出来后通过氯盐熔体层上浮到镁液层。这一进程与熔剂精粹进程相同。镁液层储存镁8-10t，温度710-720℃。镁在炉内逗留2h以上，镁中非金属杂质充沛沉降别离。精粹渣聚集于炉底中部集渣井内，定时翻开井盖用抓斗抓取渣。铸锭用的虹吸管从炉盖上刺进镁液层，开端铸锭时用真空泵将虹吸管抽成负压、使液体镁流出。为了避免液体镁焚烧，向炉内充氩气。接连精粹炉每天产精镁50-100t。精粹1t镁耗电50-100 kW·h，氯盐60kg。    （三）添加剂精粹    该办法是通过向液体镁中参加某种单质或化合物除掉镁中某些杂质的办法。添加剂精粹是对熔剂精粹或沉降精粹过的镁进一步精粹。    电解法粗镁和热复原法粗镁，通过熔剂精粹或沉降精粹，除掉了非金属杂质和碱金属K和Na，不能除掉其他金属杂质Fe、Si、Al、Mn、Cu和Ni。因为粗镁中金属杂质含量较少，通过熔剂精粹或沉降精粹，镁的质量一般能到达重熔用镁锭质量标准中我国标准Mg 99.90等第，可以满意普通用处要求。若要求镁含Fe 0.04％-0.003％、Si 0.01％-0.005％，应对熔剂精粹或沉降精粹的镁进行添加剂精粹。添加剂精粹除掉杂质最多的是Fe和Si，其次是Al和Mn,也能除掉一部分Cu和Ni。    用作精粹添加剂的有锰、钛和锆。锰以镁锰合金方式参加，钛和锆可以金属或氯化物方式参加。这几种添加剂可以与Fe、Si等金属杂质构成难溶于镁的金属间化合物，然后沉降别离出来。其间，钛和锆的精粹作用好，锆报价贵，因此常用的是钛。用钛添加剂精粹过的镁的杂质含量为Fe 0.004%、Si 0.005、Al 0.005%、Mn 0.01%、Cu 0.003%、Ni 0.0007%。镁的质量到达了我国标准Mg 99.95等第，行将熔剂精粹或沉降精粹过的镁进步一个等第或更高等第。    用钛添加剂精粹镁，运用的设备是坩埚精粹炉。先制备含钛熔剂，在坩埚精粹中熔化氯盐，氯盐成分为KCl 40％-70％、NaCl 20％-50％、MgCl2 10％，待氯盐熔化后参加粒度为18-60目海绵钛粉，拌和混合均匀。将熔剂精粹或沉降精粹过的镁参加坩埚精粹炉，然后参加含钛熔剂，当温度到达700-720℃时，用拌和器拌和5-15min，使钛与Fe等金属杂质充沛触摸、吸附、构成金属间化合物，静置沉降15-30min，最终进行铸锭。氯盐参加量为镁的20%，钛参加量为镁的0.05％-0.3％。    也可以用作添加剂。与镁反响生成钛，然后由所生成的钛吸附镁中金属杂质。但选用作添加剂精粹设备比较复杂。

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

从上表4中能够看到，晶型转化率受温度影响很大。在1500K时晶型转化所需的时刻与反响所需的时刻在数量级上大体一致，可同步完结。    实践中证明，单一TiCl4与O2反响的金红石型转化率只要30％-65％，为取得金红石型产品含量≥98. 0％需求加人晶型转化剂。我国在开发氯化法钛白技能中从前做过很多晶型转化剂的挑选实验，终究以为AIC13是最经济、作用较好的晶型转化剂。氧化产品中A1203含量达0.9%-1.2％时，产品中金红石型的含量就完全能够完成）98.0％的要求。    实践也证明，TiCl4气相氧化反响过程中没有引人成核剂，产品的均匀粒度粗、粒度散布宽，很难得到优秀的颜料级Ti02粒子。一般的成核剂有水蒸气及元素周期表中榜首主族元素、第二主族元素及镧系元素的盐类，如锉、钠、钾、钙、、铈的各种盐类，它们在高温下很简单生成氧化物。一般把它们按必定份额溶解在水中，使用氮气或许氧气作载体把它们压送到氧化反响器中，最好加人到热氧气流中。    经过实验，以为最好的成核剂为。当加人KC1量为(90-110)×10-6时，产品的CBU（炭黑底彩值表明产品消色力）进步5-6，到达12.4。满意颜料对氧化半成品的要求。    各种碱金属氯化物作成核剂的挑选性实验见下表5。美国专利2791490、5201949、3208866较具体地叙说了加人晶粒细化剂对炭黑底调的影响。炭黑底调是Ti02粒子巨细和粒子巨细均匀度的一种测量方法的衡量单位，值愈大，其粒子愈细，散布愈会集。其反响条件氧气过量系数为1.10,预热到1000℃，TiC14蒸气预热到800℃，反响区温度在1000-1400℃之间，把盐溶液喷到紧靠反响区的热氧流之中。

导致铝型材氧化膜颜色不均的三个原因分析： 　　(1)铝型材工件面积过大，操作时在槽内摇摆过大，边际和中心部位与溶液的触摸、更新、交流有过大的差异，然后导致氧化膜颜色不一致。．防备办法：铝型材氧化时工件摇摆的起伏要小，静处理也能够，但当溶液温度过低时简单呈现地图状花斑，显得不自然。 　　(2)包铝型材加工时部分包铝层遭到损坏，被切削掉，外层包铝属优质铝，被包的内层是杂铝，两种铝质差异较大，故氧化后呈现“良癜风”似的斑驳。这一现象客户往往不会太了解，供应商要多做解说作业，阐明原委，避免引起误解。 　　(3)氧化工艺操作方面问题： 　　①工件碱蚀处理不完全，部分处原始氧化膜、污物未能除尽； 　　②碱蚀后没有当即进行出光处理，工件表面仍呈碱性； 　　③工件在传递过程中触摸过异物。 　　当遇有膜层颜色不均匀时要从多方面去寻觅原因，采纳针对性办法予以处理。 　　由碱蚀液中铝离子积累过高引起毛病一位读者来电问询工件经碱蚀后难以获得导电氧化膜的原因，经对导电氧化膜难以构成的许多要素扫除之后，考虑到碱蚀液中是否有过高铝离子问题，对方说碱蚀液很稠。但碱蚀速度不快。其时笔者主张替换碱蚀液，由于碱蚀液使用时间过长之后会积累过多的铝离子，铝离子在工件表面较难洗脱，然后影响铝件表面与导电氧化溶液的触摸，然后影响到氧化膜的构成。另一主张是若其时无条件替换碱蚀溶液，可将碱蚀后的工件经热水漂洗后立即在活动水中漂洗，然后再在含有的浓硝酸中出光，然后经充沛漂洗后进行导电氧化处理。后该读者来电话说碱蚀后用热水洗烫作用很好。笔者经历是，在热水中洗烫后敏捷脱离热水并当即浸入流水中，避免工件干化后因遭到氧化而影响到导电氧化膜的构成。

四氧化三锰是出产软磁铁氧体的首要原材料，其制成的锰锌铁氧体广泛应用于电子、电器、电力、信息等工业。自20世纪90年代中期开端进入工业出产以来，通过十余年的开展，我国四氧化三锰的出产值和规划均居国际首位，到2005年年末全国产值已到达7万余吨。四氧化三锰的制备办法现在首要选用金属锰粉悬浮液法，每吨四氧化三锰用水量5～20 t，废水中含锰离子(100～600)×10-6，远大于国家污水排放标准所规则的2×10-6，假如直接排放将对环境构成损害。本研讨对四氧化三锰废水进行了处理，经处理后废水中锰离子到达国家污水排放标准GB8978－1996，收回的锰离子通过除杂后能够再制成高纯四氧化三锰，在工业出产中能够获得较好的经济效益和社会效益。 一、试剂及仪器 (一)试剂。、、氯化、碳酸（氢）钠、絮凝剂等。 (二)仪器。反响釜、拌和槽、真空过滤机、空气压缩机等。 二、实验原理与流程 四氧化三锰出产排放的废水中首要含锰、钙、镁、钠、氯、硅等离子，其间锰离子对环境有害，但经收回后具有经济价值。其他离子影响软磁铁氧体功能，需求别离处理。用化学二氧化锰作过滤层除掉微量悬浮物及H2SiO3胶体，参加生成钙、镁沉积过滤除掉钙、镁离子。收回锰离子有两种办法：一是氢氧化锰转化法（图1），即用或或其混合物将锰离子沉积为氢氧化锰，参加氯化铵作催化剂，然后通空气氧化生成四氧化三锰；二是碳酸锰转化法，即用碳酸钠或碳酸氢钠沉积锰离子生成碳酸锰，然后高温焙烧生成四氧化三锰。其反响式为：图1  氢氧化锰转化法实验流程 三、实验进程 取出产排放的废水进行水质成分分析，将废水匀速通过由化学二氧化锰组成的过滤层。在拌和的条件下参加适量的，静置、陈化必定时刻，用压滤机过滤去除钙、镁沉积物，在清液中参加、、碳酸钠、碳酸氢钠或其间的组合，别离实验参加量、参加次序、拌和强度、沉积温度、絮凝剂品种等条件。将得到的氢氧化锰或碳酸锰沉积陈化必定时刻，过滤除掉大部分杂质，将氢氧化锰沉积物配成必定浓度，参加氯化铵作为催化剂，通人空气氧化生成四氧化三锰，参加络合剂除掉少数杂质，终究烘干、破坏得到产品；或将碳酸锰沉积在1050℃氧化焙烧生成四氧化三锰。废水水质成分分析成果见表1 。 表1  车间排放废水水质成分分析成果×10-6成分Mn2+Ca2+Mg2+Cl-SiO2Na+SO2-4含量3862035400247120 四、实验成果及分析 （一）氢氧化锰转化法 将锰离子转化为氢氧化锰再氧化生成四氧化三锰办法中，关键在于怎么将废水中锰离子沉积彻底以到达国家规则的排放标准，以及怎么避免将废水中的其他杂质带人产品中。经实验发现沉积剂品种及量、沉积温度、絮凝剂、陈化时刻是首要影响要素，在不同的沉积剂及量的条件下通过实验得到的成果见表2。通过正交实验标明依据锰离子沉积所需的氢氧根数量的1.02倍，在常温下别离将和按理论量的30%和70%匀速参加拌和0.5 h，滴加1.5‰的聚酰胺类絮凝剂，静置、陈化1.5h，过滤后再用pH =6～7的去离子水洗刷2～3次，氧化后得到四氧化三锰，再参加少数络合剂洗刷除掉有害杂质，能够到达四氧化三锰化工职业标准HG/T2835 -1997（表3）。废水中锰离子为1.5×10-6，低于国家污水排放标准的2×l0-6。 表2  氢氧化锰转化法中锰中离子收回实验成果实验编号实验条件水中Mn2+/×10-6沉积剂用量沉积温度/℃絮凝剂/‰陈化时刻/hX01理论量NaOH201.02.08.3X021.05倍理论量NaOH401.03.01.7X03理论量301.54.021.5X041.05倍理论量401.53.03.8X05NaOH与按恰当份额室温1.51.51.5 表3  氢氧化锰转化法中四氧化三锰首要目标与职业目标比照成果%含量MnSiO2KNaCaMgPbX0271.080.00850.00180.02680.00680.00450.0003X0471.140.00480.00160.00280.00580.00370.0005X0571.120.00350.00090.00680.00370.00180.0002职业标准≥71.0≤0.01≤0.005≤0.01≤0.01≤0.005≤0.001 1、沉积剂及用量的影响 依据化学反响式核算后参加理论量的或，在不同的温度和絮凝剂用量下，锰离子沉积成果很难合格。其原因是沉积锰离子需求必定的pH值，废水中存在少数的钙、镁、铁等离子所以需求耗费一部分的氢氧根离子。通过实验标明，参加1.05倍理论量的能够将锰离子沉积彻底，废水中锰离子能够到达1.7×l0-6。但由于很多钠离子的存在，反响进程中会发生包裹、吸附等现象，通过洗刷很难将钠离子等除掉。实验标明，1.15倍理论量的能够到达最优成果，废水中锰离子可到达3.8×10-6，再持续增加并不能将锰离子进一步沉积出来。所以单独用或沉积废水中锰离子不能合格排放或不能得到合格产品。通过实验发现，将和按恰当的份额分阶段按必定速度匀速参加，废水中锰离子能够低于2×10-6，终究产品中钠离子、硫酸根等能够到达要求。其原因是削减了反响溶液中的钠离子量；构成的铵盐或许有助于生成的氢氧化锰晶体颗粒变粗，削减对钠离子的包裹、吸附现象；沉积剂的参加速度影响沉积的生成速度、影响颗粒结晶巨细。 2、温度的影响 温度高时生成的氢氧化锰晶体颗粒较粗，沉积比较彻底，溶液中悬浮形状的微细颗粒少。颗粒粗不简略包裹吸附杂质离子，易于洗刷过滤除掉杂质。但温度升高不利于硫酸根及钙离子的去除，在其他条件恰其时室温沉积也能够得到抱负成果。 3、絮凝剂的影响 由于生成的氢氧化锰是胶体状态，生成的碳酸锰有部分微细颗粒很难沉积，不加絮凝剂则需沉积时刻较长，过滤进程中简略穿滤，所以需求参加絮凝剂将其絮凝生成较大的颗粒以便沉降和过滤。为避免带人杂质离子，能够挑选聚酰胺类絮凝剂、聚乙烯醚、聚乙烯醇等有机高分子絮凝剂，其参加量与溶液pH、悬浮物量、胶体物质等有关。实验发现絮凝剂参加机遇与溶液中悬浮物浓度有联系，悬浮物浓度大时参加絮凝剂则锰离子沉积比较彻底，但包裹搀杂的钠离子等较多，不易去除；悬浮物浓度过小时参加，或许由于吸附载体较少难以构成大颗粒，锰离子沉积很难彻底。 （二）碳酸锰转化法 将锰离子沉积转化为碳酸锰，洗刷过滤后再高温焙烧为四氧化三锰，其长处是碳酸锰沉积颗粒粗，沉积疏松，在常温下即可洗刷除掉钙、镁、钠、硫酸根等杂质。缺陷是用量较多时才能将锰离子沉积合格，需求高温焙烧氧化，能耗较高，焙烧生成的产品反响活性较差。锰离子的沉积作用依然与沉积剂用量、沉积温度、絮凝剂、陈化时刻等有关。焙烧后的四氧化三锰目标见表4，处理后废水中锰离子浓度见表5。 表4  硫酸锰焙烧氧化的四氧化三锰首要目标与职业标准%含量MnSiO2KNaCaMgPbX0771.220.00450.00080.00180.00170.00310.0002职业标准≥71.0≤0.01≤0.005≤0.01≤0.01≤0.005≤0.001 表5  碳酸锰转化法锰离子收回实验成果实验编号实验条件水中Mn2+/×10-6沉积剂用量沉积温度/℃絮凝剂/‰陈化时刻/hX061.05倍理论量碳酸钠551.81.520.8X071.2倍理论量碳酸钠552.80.51.6X081.15倍理论量碳酸氢钠501.52.035.5X091.25倍理论量碳酸氢钠501.21.51.4 五、定论 （一）使用和的混合物或碳酸（氢）钠沉积处理四氧化三锰出产中的含锰废水，可使废水含锰离子量低于国家规则的污水排放标准2 ×l0-6，用收回的锰离子能够出产高纯四氧化三锰。 （二）碳酸锰转化法简略去除杂质，但存在能耗高、本钱高，产品活性差的缺陷。 （三）氢氧化锰转化法工艺操作简略、本钱较低，能够获得较好的生态效益和经济效益。

（六）二氧化钛（中间半成品）脱氛    从布袋搜集下来的半成品二氧化钛吸附必定量的(0.1％一0.5％）的游离氯，微量的TiC14氯氧化物如TiOC12、Ti2O3C13等。这些杂质不脱除带人后处理会影响产品的白度，制漆时氯与树脂反响影响漆用功用，产品吸潮变黄，使设备的腐蚀严峻。工艺要求脱出二氧化钛粒子吸附的及其他氯化物。    脱氯的办法首要分为干法脱氯和湿法脱氯。    1.干法脱氯    干法脱氯首要为沸腾床脱氯。干法脱氯工艺流程如图10所示。    流化床通电加热，温度控制在400-500℃，吸附的氧化半成品从炉中间加人，炉底筛板吹入枯燥空气，使Ti02粉料流化被空气从Ti02粒子表面脱出进人空气中，稀释从气固混合流经旋风、布袋收尘器别离，气相进人碱淋洗塔净化。    脱氯后的料制浆经泵送到后处理涣散后砂磨。也有的把干料送入粉磨机磨成细粉。    这种办法工艺杂乱，设备繁复，耗能多，现在氯化法生产工艺已被筛选。    2.湿法脱氯    现在大型氯化法钛白的设备基本上都选用湿法脱氯。湿法脱氯工艺流程如图11所示。[next]     一般用的脱氯剂有焦钠(Na2S2O5),硫代硫酸钠（Na2S2O3）、（H202），脱氯反响式如下：    （1）H202脱氯反响            2HC1（g)＋H202（I）===C12（g)＋2H2O（1）          NaC1O（1）＋H202（1）===NaCl（1）＋O2（g）＋H20（1）    （2）焦钠、硫代硫酸钠反响                    C12＋H2O===HC1O（1）＋HCl                    NaOH＋HC1O===NaCIO＋H20    Na2S2O3（1）＋4C12（g)＋5H2O（1）===                                    Na2SO4（1）＋H2SO4（1）＋8HC1                  NaOH＋HCl===NaCl＋H2O              H2S04＋2NaOH===Na2S04＋2H20    Na2S203＋NaCIO十H2O===Na2S404＋2NaOH＋NaCl    （3）Na2S03脱氯：                    Na2S205===Na2S03十S02                Na2S03＋Cl2===Na2S04＋2NaCl    脱氯反响首要是把具有较强氧化性的游离氯、次氯酸、次氯酸盐还原成安稳的氯化物如氯化钠，而钠、硫代硫酸钠、焦钠等脱氯剂被氧化成硫酸盐在后处理时很简略被洗去，不影响产品漆用功用。    （七）氧化尾气的循环运用    经过脉冲布袋别离后的氧化尾气大致成分见表2。表2  氧化尾气成分成分Cl2COCO2O2HClN2含量/%68~790.8~1.64~64~81~310~13     浓度很高一般回来氯化运用。回来运用最简洁的办法是直接运送到氯化工序运用，杜邦、美礼联等一些公司都是这样做的。条件是氧化炉的工作压力高，从氧化运送到氯化进程中通导才能大，阻力丢失小，无需加压可直接运用。因氧化尾气中含有4％-8％的氧气在氯化炉与碳反响放出热量，使氯化炉气的温度给后边TiC14的冷凝带来更多的困难。    此外，为防止氧化尾气直接用于氯化带来的热量、废气量大的缺陷，国外某公司运用低温TiCl4吸收氯的特色，运用TiC14在低温下吸收把与其他无用成分的气体分隔，然后将TiC14加热后吸收的释放出来，再经过加压以较纯的循环运用。    在TiCl4中的溶解度见表3.[next]表3  在TiCl4中的溶解度温度t/℃-2020406080100120含量/%56.728.116.310.16.754.713.272.27     尽管这样的工艺较为杂乱，但送到氯化工序的纯，不含氧气，能够进步氯化率，削减反响热，使TiCl4冷凝的工艺得到简化。    氧化尾气直接运送的管道因压力较高，其含HCl很简略液化腐蚀管线，在生产中运用衬四氟乙烯的钢管作用很好。    （八）晶粒细化剂参加    在氧化反响进程中为了得到产品均匀粒径0.25μm且粒径散布窄的产品，实验证明，必需要加人晶粒细化剂。细化剂多为碱金属盐类的水溶液。其中最经济、作用也非常好的晶粒细化剂是KCl。    晶粒细化剂加人流程如图12所示。     经过实践人们认识到氧化反响器首要应具有以下功用。    ①使与TiC14反响的氧气被加热到≥1180℃，并能完成使其气流成平稳轴向脉冲流。    ②使被加热到420一500℃的TiCl4气体能均匀、接连地径向喷人反响器内。    ③使轴向高温氧流与沿必定视点径向喷人的TiC14气流穿插，快速混合完成传热、传质同步开端反响，该视点与轴向成60°-90°角。    ④具有穿插混合气流升温胀大不向燃烧室返混的办法。    ⑤有牢靠的使TiC14喷口邻近及喷口下流反响器不结疤，及时冲刷除疤，确保反响器长周期运转的功用。    ⑥反响器中温度高达1450℃以上，有强腐蚀介质热氧及浓度≥65％（体积）的流，设备材料应具有耐腐蚀、耐高温的牲能和保护办法。    ⑦反响器结构上易腐蚀件易替换保护，结构简略。    ⑧反响器结构有利于高温悬浮气流快速脱离反响区进人冷却区。    依据以上功用的要求，氧化反响器的开发阅历了不断创新的进程，因此为满意反响器首要功用，各氯化法钛白生产厂研发了多种多样的氧化反响器，其技术创新推进着氯化法钛白的技术进步。

反响塔顶装置有精矿喷嘴，该喷嘴由不锈钢外壳、环形表里空气室、中心风管、加管料、氧气管、分配器组成（见图5)。    反响塔由11层铜板水套和水套间砌筑的耐火砖构成。沉积池渣线区也设有冷却铜水套，用于维护炉墙。炉体首要结构尺度为：反响塔直径6.8m,容积254m3，反响塔高7.05m，沉积池容积88m3。    闪速熔炼全流程由铜精矿气流枯燥、闪速炉富氧熔炼、转炉吹炼、回转炉精粹、阳极主动定量浇铸、阳极加工连动线作业、太阳极电解、阴极主动化作业、转炉渣选矿处理、烟气双触摸法制硫酸、余热发电、电解接连除砷净化、砷滤饼制取白砷、阳极泥全湿法处理等工序组成。具有技能先进、出产才能大、能耗低、无环境污染等特色。该厂的首要技能经济目标如下：出产才能20万吨铜／年；精矿枯燥才能180t/h；闪速炉处理精矿量2867t/d；反响塔送风含氧60％-65％；闪速炉烟气SO2浓度37.01％；转炉处理铜锍1216t/d；转炉送风含氧S 24.1％；B 21％；硫酸产值92.57万吨／年；硫使用率97.25％。    铜陵金隆铜业公司建有我国第二座奥托昆普闪速炉。闪速炉高7m，反响塔直径5m,塔顶装有功能优秀的中心喷发型精矿喷嘴。沉积池渣线面积138.3m2，内宽6.7m.该公司闪速炉炼铜的首要目标为：铜精矿档次25％-30％；枯燥精矿含水0.2％-0.4％；投料量1344t/d；铜锍档次50％；烟气SO2浓度8％-11％；烟尘率7％；弃渣含铜0.55％；富氧浓度54％。    5．诺兰达炼铜法    该法是在高温熔池中通过向熔池液面以下鼓风将铜精矿熔炼成铜锍或粗铜的炼铜办法。加拿大诺兰达矿业公司于20世纪70年代开发出此项技能，原用于冶炼出产粗铜，后因粗铜含硫高，精粹困难，改为出产高档次铜锍。[next]    我国湖北大冶有色金属公司冶炼厂于1997年用引进技能建成了诺兰达炉炼铜体系，年产铜10万吨，出产流程见图6。该工艺产出锍档次高（含铜达70％），有利于转炉出产；烟气SO2浓度高（17%），有利于制硫酸，原猜中S使用率高于96%；环境维护好，排放尾气中SO2浓度低于400g/m3；炉子操作便利灵敏；对质料适应性强，可处理不同水分、温度和成分的铜精矿；燃料率低。其缺陷是炉渣含铜高（大于3.5％），需经选矿贫化收回；炉子寿数较短。    (1)诺兰达炉结构特色  大冶有色金属公司冶炼厂诺兰达炉为一卧式可滚动的圆筒形炉体，长18m，直径4.7m，内砌高档耐火材料。炉内分为熔炼和沉积两个区，熔炼区长10m，等距摆放风口37个，顶部设有加料口。沉积区长7m，设有放锍口、放渣口和排烟口。整个炉体凭借轮圈支撑在两头有地基的托轮上，由电动机通过齿轮带动炉体滚动，视点可到480。诺兰达出产时，可将风口转到液面以下，也能够转到液面以上的停风状况，炉子工艺操作实施计算机操控。    (2)诺兰达炉操作进程  正常作业，按90t/h的速度用抛料机向炉内参加枯燥铜精矿、烟灰、渣精矿以及石英石熔剂等炉料，一起以30km3/h速率经风口鼓入富氧空气。鼓入空气自冰铜层上升进程中发作多相化学反响并搅动熔池，由此加快了传热和传质进程。在此同一台炼铜炉中完结了铜精矿矿藏的分化、氧化、造渣、造锍进程。经弄清区炉渣与锍别离，分别从放铜口和渣口排出。放出的铜锍用铜水包吊运至转炉吹炼成粗铜，高铜炉渣缓冷后送选矿处理，产出渣精回来熔炼。高SO2烟气通过余热锅炉和收尘体系收回余热和烟尘，净化后烟气送去出产硫酸。[next]    (3)大冶冶炼厂诺兰达炉首要技能经济目标  投矿量78.8t/h；鼓风氧浓度40.3%;烧嘴燃油量300kg/h;铜锍档次70％；炉渣含铜3.5％；炉渣选矿尾矿含铜0.34%；烟气SO2浓度19%；冶炼收回率98％；粗铜工艺能耗0.69t标准煤/t铜；烟尘率3%；质料硫实收率96％；制酸尾气SO2浓度小于400g/m3。    6．奥斯麦特（Ausmelt）熔炼技能    一种通过浸没于熔体表面顶吹喷向熔体中吹入含铜物料和氧气与燃料制取铜硫的熔炼法。该技能为澳大利亚所开发，我国中条山有色金属公司山西侯马冶炼厂选用该项技能建成一座炼铜厂。同闪速炉比，奥斯麦特熔炼炉结构较为简略，尺度较小，对质料及燃料适应性强，能够熔炼干矿、湿矿、块矿、粉矿和杂乱矿，能够运用液体、固体或气体燃料，在环境操控方面也具有优势。缺陷是工业使用与实践尚少，工艺与设备需求完善。    (1)技能特征该技能是一种典型的喷吹熔池熔炼技能，熔炼用空气或氧气和燃料通过笔直刺进熔体的套管喷喷入熔体。在反响器内构成剧烈搅动熔池，含铜炉料经加料管参加熔池，在搅动条件下，受热并完结熔炼反响，产出铜锍、炉渣和炉气。喷的火焰和炉内气氛能够操控为还原性或氧化性，以契合工艺进程的要求。    (2）炉型结构熔炼炉为一圆筒形竖炉，外部用钢板焊接而成，选用喷淋水冷却，内衬铬镁砖，炉子下部在砌砖与炉壳之间衬有水套。炉顶收拢成歪斜的排烟通道，其上安置有加料口和正对炉子中心的喷进孔。各种物料—铜精矿、熔剂、返料用运送皮带送至溜槽参加炉内，炉体下部有2个排放孔，可将铜锍与炉渣熔体的混合物放入配套设置的沉降炉内进行铜与渣的别离。铜锍送去吹炼成粗铜，炉渣水淬后出售。    奥斯麦特的技能中心是浸没式喷，该喷结尾设一个特殊的旋流器，强化了气流中熔体的搅动作用。一起因为气流高速通过喷，发生了本身冷却作用，使触摸上喷的熔渣在其表面上构成冷凝渣维护层，延伸了喷的运用寿数。喷能够按需求在炉内升降，操控熔炼进程。    7．电炉炼铜    这是一种在通电加热条件下将铜精矿熔炼成铜锍的冶炼技能。矿热电炉炼铜耗电多，但能够灵敏调控熔炼温度是其两个杰出的特色，正是这两个特色，决议了该技能的两个适应性：一是适用于电力丰厚、电价廉价的区域；二是适于熔炼含钙镁等高熔点矿藏成分高的含铜质料。但该法出产成本高、烟气SO2浓度低，使用正日渐萎缩。    (1)根本原理电炉炼铜是将电流经刺进熔池渣层的电极送入炉内，部分电流在电极与熔渣触摸面上以微弧方式转变成热能，部分电流通过固体和熔体构成的电阻变成热能。因为电极邻近熔渣温度高于其池区域温度，构成了温度与密度差，过热的熔渣不断上升到熔池面加热料坡，炉料受热熔化，发作一系列冶金进程化学反响：[next]    生成物Cu2S和FeS组成熔炼产品铜锍，送转炉吹炼；CaO、MgO、FeO等氧化物与SiO2生成各种硅酸盐构成炉渣，水淬后综合使用；发生的SO2、H2O和漏入电炉的空气混组成冶炼烟气进一步处理收回硫。    (2)电炉结构我国现有大型炼铜电炉容量有30MW和126MW两种规格。炉体为长方形，由炉底、墙和炉顶组成，铬镁质炉底砌筑在铜筋混凝土支柱上。为延伸炉墙运用寿数，渣线一带选用水套冷却。炉顶选用耐火砖砌成拱顶，其上设有加料孔、排烟孔和电极孔。炉墙外围以钢板和支架加固。在炉子短端墙上一端开有放铜口，另一端装备排渣口。电极直径1.2m，为自焙电极，沿炉长方向直线摆放，共6根。    (3)技能操作炼铜电炉脱硫率低，但传热作用好，因此要求对含硫高的铜精矿有必要枯燥、预脱硫，以防止水分急剧蒸腾构成矿内翻料事端，确保产出较高档次的铜锍。为进步炉料透气性，收回使用部分原猜中的硫，将铜精矿与回来烟灰混合制粒后，进行鼓风烧结，为熔炼供给优质炉料。因为该区域铜原猜中高熔点成分CaO和MgO已分别从建厂时的11％和6%降到3%和2.5%，而硫使用率进步不易，电炉的优越性已不彻底存在，正面对一种新炼铜工艺的挑选。首要技能经济目标为：床才能6.9 t/(m2·d)；熔炼收回率97.8%；炉渣含铜0.3％-0.4％；电极糊单耗6kg/t料；电耗420-450 kW·h/t料。    （二）铜锍转炉吹炼    这是在转炉中鼓入空气将铜锍吹炼成粗铜的进程。能将铜锍吹炼成粗铜的办法，还有闪速炉吹炼法、奥斯麦特法、连吹炉法，但都远比不上转炉吹炼技能的普遍性、老练可靠性和出产才能。    1．转炉吹炼技能特征    吹炼时，通过风口向熔融锍中鼓入空气，并参加石英熔剂，在彻底自热条件下，使铜锍中FeS成分悉数氧化，大部分生成FeO并与石英结合造渣生成2FeO·SiO2，少部分进一步氧化成Fe3O4, Cu2S氧化脱硫生成金属铜和SO2,含SO2炉气经炉口进入锅炉和收尘体系，炉渣和粗铜分批倒出。因为铜锍吹炼放出热量过剩，为维护炉衬，常参加必定数量的精粹炉渣、壳等冷料。根本吹炼反响是：[next]                             2Cu2S＋3O2====2Cu2O＋2SO2                              2FeS＋3O2====2FeO＋2SO2                               FeS＋Cu2O====Cu2S＋FeO                             2FeO＋SiO2====2FeO·SiO2                                6FeO+O2====2Fe3O4    鼓入炉内熔体中的氧，部分直接地将FeS氧化，部分将Cu2S氧化成Cu2O后，再由Cu2O氧化FeS, Cu2O成为O2的传递者。当炉内FeS悉数被氧化并与SiO2造渣后，Cu2S才开端氧化，生成的Cu2O当即与Cu2S交互反响放出SO2并产出金属铜：                              2Cu2O＋Cu2S====6Cu＋SO2

(2）离心萃取器  离心萃取器由于转速高、混合效果好，所以能大大缩短混合停留时间，又由于以离心力替代重力效果，加快两相的别离，其操作原理见图5。    这种萃取设备结构紧凑，单位容积通量大，所以特别适用于化学稳定性差（如抗菌素）、需求触摸时间短、产品保存时间短的系统，或易于乳化、别离困难等系统的萃取。缺陷是因其精细结构、造价和修理费用都比其他类型萃取器要高。    离心萃取器有波氏离心萃取器、阿尔法一拉瓦尔（Alfa-Laval）离心萃取器、奎德罗尼克（Quadronic）离心萃取器，还有韦氏、罗伯特路威斯特、SRL ANL等离心萃取器。很少在有色冶金中运用。    (3)混合弄清萃取箱  一般说，萃取塔占地面积小和体积密封好是它潜在的长处。相反，混合弄清萃取箱占地面积大，但因设备对地域无特殊要求，不管在城市或矿山都可缔造运用，所以现在大型混合弄清萃取箱大多建在矿山，并且是露天作业。    混合弄清萃取箱大多由两个相连的容器组成，即混合室和弄清室，两者构成一级。水相和有机相在混合室内，由搅拌器输人能量使它们充沛混合，待传质进程挨衡后，混合相进人大面积的弄清室进行两相别离。别离后的水相和有机相别离流人相邻级的混合室，完成逆流多级萃取进程。    混合弄清萃取箱见图6。 [next]     这种萃取箱的混合室和弄清室交织装备在同一个箱体内，用隔板离隔，毗连级间两相液流由箱内相应隔板的开孔连通，无管道衔接。搅拌器通常用桨叶，只起两相混合效果。液体的活动是靠各级两相的密度差发生的推动力完成，因而对萃取箱有必要确保必定的高度，不然难以完成液体自流，由于密度差发生的活动推力与液层深度成正比。当时为了削减设备的占地面积、添加单位容积流量等，箱式萃取器在有色冶金职业得到广泛运用。    （五）离子交流法    离子交流剂功用基中的阳离子或阴离子与溶液中的同性离子进行可逆交流的进程。    离子交流法在湿法冶金中常用于从水溶液提取有价金属或作为溶液净化的一种手法。离子交流树脂有固定阴离子的离子交流树脂，它交流的离子带正电荷，其交流进程称为阳离子交流；另一种树脂有固定阳离子的离子交流树脂，所交流的离子带有负电荷，其交流进程，称为阴离子交流。经过离子交流剂的吸附和解吸效果进行物质的别离或富集以及离子交流树脂再生。触及离子交流的主要参数有交流树脂分配系数、交流率。在工艺进程中，按处理的料液是否含有悬浮固体，分矿浆吸附法和清液吸附法。    交流的典型反响为：                              A++BReS-====B++AReS-    式中，BReS-为离子交流树脂的功用基，ReS-为固定在离子交流树脂或其他类型离子交流剂上的离子，B+为可交流的一价阳离子，A+为料液中的一价阳离子。    (1)交流  料液中的A+替代B+而为离子交流树脂所捕获的进程称为交流式吸附。在交流进程中当B+简直悉数被A+所替代后，即便再通人含A+的料液，A+也会原封不动地流出来，此刻，便以为离子交流处于平衡状况。    (2)淋洗  当往被A+所交流的离子交流树脂中通人某种含B+，而B+又能替代离子交流树脂中A+的溶液时，反响便向交流和逆方向进行，即流出含A+的溶液，而BReS-功用基团又再生，称这一操作为淋洗、再生或解吸。称所用的这种溶液为淋洗液或再生剂。    (3)反洗  是在淋洗之前洗去离子交流树脂中的杂质和松动离子交流树脂层。    (4)正洗  是在淋洗之后洗去离子交流树脂颗粒之间及表面上的再洗剂（淋洗液）。    离子交流的工艺按以下结构组成：[next]    离子交流模型见图7，以Na+和H+型阳离子树脂交流为例。

至于黄铁矿的压热浸出进程的氧化动力学方面也作了许多研讨。在这些研讨中，由Maxxen和Xannep，TepnaxXene和nannexcll）所作的研讨成果最具体牢靠。因为这些研  究所得出的首要定论互相-致。在本文中力求将纯黄铁矿的氧化动力学规则与黄铁矿和砷黄铁矿一起氧化时得到的组成类似产品的氧化动力学进行了比较。 图3，a为不同温度条件下（酸浓度为26.4克/升，氧的分压为2大气压）黄铁矿的氧化动力学。阿尔尼乌斯（AppHHy。）方程式说明晰氧化进程的速度与温度的联系，表观活化能的数值为11.5千卡/克分子，并证明晰氧化进程是在动力学范围内进行的。氧的分压对黄铁矿氧化速度的影响见图3，6（温度为130℃,溶液酸度为26.4克/升硫酸）。黄铁矿与砷黄铁矿不同，它的氧化速度与氧压力成正比。这与曾经的研讨数据彻底-致，也是黄铁矿与其他硫化物不同的-个重要特征。进步溶液的酸度，对加速氧化进程的影响较小。     因而，应当留意，砷黄铁矿的存在也不能改动黄铁矿氧化的根本规则性。     从工艺上看，黄铁矿与氧的反响速度比砷黄铁矿慢得多，而反响级数较高，这-点是很重要的。这样使咱们能在工艺方面得出重要的定论：（1）在挑选压热浸出参数时，首要应当考虑到敏捷而充沛使黄铁矿（是最难处理的硫化物）氧化的可能性，（2）因为硫化物氧化得不彻底而形成的金丢失，首要在于黄铁矿氧化得不行充沛，而不是砷黄铁矿氧化得不行彻底。     压热浸出工艺实验时，采用了下列组分的几种含金精矿试样。精矿试样中，含铁24.2~34.3%，硫21.8 ~ 27.3%，砷4.9~9.4%，金31.3~43.0克/吨。一切试样中的金均呈细粒染状况存在，并与黄铁矿和砷黄铁矿共生。某些试样还含有4~5%碳，这样又增加了处理工艺上的难浸性。     压热浸出是在《维什尼阔夫斯基》式钛质压热浸出器中进行，其容积为1升和5升。用水作为原始液相。36~80%铁（首要呈Fe3+状况），80~98%硫和12~40%砷转入压热浸出液中。不溶性的压热浸出渣的产率动摇在54~80%之间。压热浸出渣在经洗刷和石灰处理之后送去吸附化（用AM--26阴离子交流剂）或许进行普通的化处理。 所得成果证明：压热浸出时的温度、氧分压和浸出时刻是决定金回收率的首要因素。在最佳条件下进行压热浸出后，可以使对压热浸出渣进行吸附化时的金回收率到达90~95%。这就比对压热浸出渣进行惯例化时高2~3%o 与焙烧工艺比较，用压热浸出法的长处在于金的回收率较高。

三宝红铜是日本著名铜业公司三宝铜业有限公司的一个支柱品牌红铜之一，众所周知，日本红铜是世界著名的，以其品质，加工工艺及制造精良为世人称赞。三宝红铜铜业有限公司 SAMBO三宝铜业有限公司于2005年在昆山高新区成立，专业销售三宝品牌铜材：模具放电加工用铜，机械零部件制造用铜，焊接 金属 电阻焊用铜，精密电子冲压成型用三宝系列铜材料。总公司于1935年（昭和10年）创立于大阪，长期专注于高品质高性能铜材的研发生产。拥有熔铸、挤压、压延、拉伸自动加工设备如强对流光亮退火炉,中频无芯机，大型挤压机，四轮可逆式冷扎机，倒立式盘拉伸机，连续淬酸洗机等，大力投入精密检测设备如探伤机，硬度测试机，金相显微镜，电脑直读光谱仪等以确保产品的高质量和稳定性，产品符合JIS  ,GB,ASTM,DIN,BIS,ISO标准，可以达到SGS绿色环保认证标准，已经成为亚洲最专业的电极铜及高精度铜材制造服务商之一，得到国内广大高科,军工,外企,民营企业的信赖。主要产品如下：A．模具放电加工用电极铜材:  三宝红铜（SB-1C1100  三宝红銅）含氧量极低(＜0.003),导电率高(＞95%IACS),组织结构细密,纯度高(>  99.96),加工无方向性,  放电加工稳定,不易产生烧弧现象  铬(锆)铜≥78%,HRB≥78%,抗腐蚀性好,由于热导率>  850W/m.k20度,加工稳定性好,有高的硬度,耐磨,抗爆裂  铍铜）高硬度,由真空冶炼,经固溶-淬火-时效等工艺,是机械,物理,化学性能良好结合的 有色 合金,具有高弹性极限,屈服极限,”弹性之王”  钨铜应用等静压成型,经高温烧结-渗铜具有高强度,高耐温,耐烧蚀还能提供/铜钢复合电极银铜/碲铜/银钨/锥度铜/电极丝/管B．焊接电极用铜:/铬锆铜(C18150)/铍镍铜/高钨铜/铍钴铜C．机械加工用铜材:/黄铜H90H70H68(C2680)H65(C2700)H62/青铜  (磷青铜铝青铜锡青铜硅青铜锰青铜)  C5191C5210/白铜C7541(C7521C7701C7060/铝105010603003505260617075Ly12 D．三宝红铜电子冲压用/高精度铜带T2C1100C5191H6265/单双导铜铝/EMI屏蔽/KFCC1940三宝红铜是日本红铜的代表产品，三宝红铜已成为业界的公认产品之一，在未来一段中长期内，三宝红铜将继续占据国际红铜 市场 的一定江山。 

据市场交易商称，随着市场采购力度加大，供应又持续紧缺，近两天中国锑锭价格进一步走强。当前99.65%锑锭价格已由之前的70,000～71,000元吨涨至72,500～73,500元吨。 湖南一冶炼商报道其以73,500元吨的价格售出了一些货，但是基于产量不足，准备暂停报价。 广西一位冶炼商则表示当地二级锑锭价格再次上涨了2,000元至72,000元吨。 他另提道，锑矿持紧，锑锭现货供应紧缺，未来几个星期价格必定继续走高。 国内高价也支撑了出口价格。据贸易商报道，当前二级锑锭已由之前的10,300～10,600美元吨FOB涨至10,800～10,900美元吨FOB。 而据广西另一位出口商消息，事实上现在很少有贸易商愿意以这个区间价出货，他们都致力将报价抬高到11,000美元吨以上。 湖南一位贸易商说道：“海外消费商争着抢购现货供应，市场可见更高价格。”他当前的报价也要高得多。

三、含银矿石的选矿    （一）银的出产概略    现在国际白银的年产值在1.1万吨左右,散布在50多个国家和地区。其间年产值在1000吨以上的国家有墨西哥、苏联、加拿大、美国和秘鲁，其产值占国际总产值的60%左右。1975～1983年国际各国的银产值列于表14。    现在国际白银的矿产储量估量为25万吨(不包括前景储量)。其间储量最多的美国达4.7万吨,占18.8%；苏联4万吨,占16%；墨西哥2.64万吨,占10.5%；澳大利亚2.5万吨,占10%；加拿大2.2万吨,占8.8%；波兰2万吨占8%。这六个国家的白银储量占国际总储量的71.7%。国际上有75～80%的白银是铅、锌、铜、钼和金等矿床的副产品,独自挖掘白银的矿床仅是少数。    图7  250升采金船选金工艺流程图 表14  1975～1983年国际各国白银产值，t国家197519761977197819791980198119821983皮利维亚 秘鲁 摩洛哥 墨西哥 波兰罗马尼亚 巴布亚新几内亚 南非 朝鲜 南朝鲜 阿根廷 澳大利亚 西班牙 智利 瑞典 土耳其 捷克斯洛伐克 英国 芬兰 南斯拉夫 法国 德意志民主共和国 德意志联帮共和国 苏联 美国 希腊 赞比亚 洪都拉斯 扎伊称 印度尼西亚 缅甸 爱尔兰 加拿大 意大利 日本 菲律宾203.6 1172.4 93.6 1181.9 230.0 43.5 40.0 42.4 95.9 55.0 46.5 78.8 726.2 89.0 194.0 140.4   40.0   22.0 168.3 46.3 55.0 33.6 1550.0 1086.7 29.8   118.3 71.0 29.5 24.9 39.2 1234.6 36.4 271.6 50.4158.4 1186.0 84.9 1326.2 250.0 34.2 40.0 45.4 87.7 50.0 57.2 74.0 780.6 100.2 226.6 146.2   40.0   24.1 144.0 82.9 50.0 32.0 1500.0 1065.0 56.8 31.1 99.0 76.9 23.4 23.0 26.2 1271.7 48.5 289.4 46.1183.0 936.1 69.8 1642.3 55.1 40.3 38.9 59.2 97.3 47.7 63.4 56.0 852.9 110.1 237.9 149.9   37.0   25.3 145.5 96.4 49.8 30.2 1399.5 1187.0 11.6 33.2 99.8 84.9 13.2 28.8 29.1 1330.0 37.5 300.0 50.7195.5 1151.4 97.4 1579.2 67.4 58.0 32.0 52.3 96.8 47.7 43.1 67.3 812.4 73.8 255.4 159.7 6.8 40.4 0.3 33.2 159.4 87.5 49.8 24.8 1430.6 1244.0 42.3 28.4 86.7 135.6 12.1 11.7 19.1 1266.8 27.7 300.6 50.1178.6 1220.4 102.1 1536.6 101.9 65.5 30.0 44.4 100.7 47.7 70.8 68.7 832.1 71.3 263.4 175.7 7.8 40.4 0.3 32.8 162.2 74.9 48.2 32.3 1430.6 1178.6 54.5 23.8 75.7 121.0 11.5 10.6 32.9 1146.9 33.1 270.0 57.2186.9 1337.7 98.1 1472.4 76.7 67.5 28.0 36.7 170.0 47.7 71.3 71.7 789.2 140.8 298.5 190.9 6.2 40.4 1.6 44.5 146.1 53.0 47.0 32.3 1430.0 1005.4 52.0 22.2 54.9 85.0 11.4 18.3 24.0 1036.9 42.5 267.6 60.7198.9 1459.8 77.6 1654.6 64.0 58.0 26.0 42.4 235.3 47.7 95.2 78.0 743.2 166.3 361.1 166.0 7.8 40.4 1.6 37.8 148.0 53.0 45.0 39.3 1446.2 1265.3 49.8 27.6 56.7 93 17.3 14.0 21.8 1128.0 55.0 280.3 62.6170.0 1668.2 92.3 1550.1 65.5 87.5 26.0 43.1 215.3 47.7 93.3 68.4 908.0 171.1 366.9 175.0 6.8 40.3 3.0 37.3 104.0 24.9 43.5 46.7 1458.2 1251.4 46.7 27.7 68.4 93 14.4 16.4 9.3 1203.8 52.9 305.7 59.1180.5 1716.7 95.3 1772.7 65.3 98.0 26.0 49.8 205.9 46.7 93.3 62.2 1041.8 171.1 447.8 159.9 6.8 37.1 3.0 25.5 122.6 15.9 43.5 52.9 1576.8 1350.2 52.9   68.4 80.9 14.3 16.2 10.9 1219.1 56.0 307.9 65.3[next]     白银的耗费量，绝大部分用于工业以及银饰和银制品，而用于钱银的白银则比曩昔有很大下降。国际上白银耗费最多的国家是美国、西欧各国和日本。1980年这些国家和地区的耗费量估量达1.04万吨，占资本主义国际耗费总量的86%左右。其间工业用白银占40%，摄影业占39.3%，银饰和银器占17.2%，钱银和奖品占2.9%。    白银的直销首要有两个来历，一个是矿山出产的矿产银，另一个是收回废品等出产的再生银。矿产银只能满意年需要量的70%左右。    我国的银矿资源很丰厚，储量列国际第六位,银产值占国际第七位。国家对白银出产非常注重，制订了优惠政策，正在新建一批以白银为主矿山，如桐柏银矿、陕西银矿等。但现在银产值首要靠黄金矿山和有色金属厂商归纳收回，其间从铅锌铜矿石中收回的银占70%。往后几年我国的白银产值估量会有较大的添加。    （二）银的性质、用处及其工业矿藏    银是一种白色金属,具有特殊的柔性、耐性和化学稳定性。银的延展性极好,它能够压成简直通明的3×10-5厘米厚的叶片;一克银可拉成近两公里长的细丝。银在各种金属中具有最好的传热和导电功能,其导电率为100,熔点960.5℃。银在地壳中的含量为1×10-5。在天然界中呈涣散状况，首要存在于方铅矿中。    银在历史上曾作为钱银流通，在金融方面起过重要作用；自1839年照像术创造以来，一向离不开银及其化合物；银仍是医疗器械、望远镜以及太阳能电池设备的首要材料；银丝用在最活络的物理仪器上；各种继电器的重要线接头以及无线电体系的首要部件也都用银制作或焊接；各种自动设备、火箭和潜水艇、计算机和核设备、通讯和信号体系的接头,一般都用银制作；此外，银还用于制作首饰、牙科医疗,以及作为涂料、节约空调能耗方面都有其共同作用。    在天然界中,银和含银矿藏品种恰当繁复，特别是在表生条件银还能构成一些次生矿藏。银的首要工业矿藏见表15。 表15  银矿藏表矿藏称号化学分子式密度 g/cm3硬度 (莫氏)天然银(silver) 锑银矿(dyscrasite) 辉银矿(argengtite) 硫铜银矿(stromeyrite) 淡红银矿(proustite) 深红银矿(pyrargyrite) 辉锑银矿(miargyrite) 辉铜银矿(jalpaite) 硫锑铜银矿(polybasite) 脆银矿(stephanite) 辉锑铅银矿(diaphorite) 硫锑铅银矿(andorite) 硒铜银矿(eucairite) 硒银矿（naumannite) 碲银矿(hessite) 针碲金银矿（krennerite） 碲金银矿(petzite) 角银矿(cerargyrite) 银矿(bromyrite) 碘银矿(todyrite) 黄碘银矿(miersite) 脆硫锑银矿(owyheeite) 硫砷银矿(billingsleyite)Ag常见杂质Au; Hg; Sb; Bi Ag3Sb Ag2S (AgCu)2S 3 Ag2S·AS2S3 3 Ag2S·Sb2S3 Ag2S·Sb2S3 Ag3CuS2 （Ag,Cu）16Sb2S11 5` Ag2S·Sb2S3 4PbS·4 Ag2S·3 Sb2S3 Pb(Ag,Cu)Sb3S6 Cu2Se·Ag2Se AS2Se Ag2Te (Au,Ag)Te2 Ag3AuTe2 AgCl AgBr Agl (Ag,Cu)l 5 PbS·4 Ag2S·3 Sb2S3 Ag7(As,Sb)S10.1～11.1 9.6～9.8 7.2～7.4 6.1～6.3 5.5～5.8 5.8～5.9 5.1～5.3 6.8～6.9 6.3 6.2～6.3 5.9 6.2～6.3 7.6～7.8 7～8 8.2～8.4 8.6 8.7～9.4 5.5 6.3 5.5 5.6    2.5～3 3.5 2～2.5 2.5～3 2～2.5 2.5～3 2～2.5 2.5 2～3 2～2.5 1～2 2.5 2.5 2.5 2～3 2.5 2.5～3 2.5 2.5～3 1～1.5 2.5    [next]     （三）含银矿石的分类及其选矿办法    含银矿石首要分为银金类矿石和铅锌铜伴生银矿石两大类,其产银量占总产值的99%以上。银金类矿石的选矿办法,首要用浮选或化法。决议选用浮选或化的首要因素是银矿藏的组成。当银矿藏以辉银矿和天然银为主时，浮选和化均可；但当矿石中含有多量深红银矿、淡红银矿、硒银矿等难化矿藏时，就只能用浮选。浮选与化的收回率是有不同的，一般化的收回率高。    铅锌铜伴生银矿石因为其矿藏组成较为杂乱,共生联系、嵌布特性、以及氧化程度等各不相同，选别作用亦有很大差异,但就选矿办法而言，浮选是遍及选用的办法。总的说来,铅锌铜伴生银矿石的选矿收回率要比银金类矿石低,一般在50~70%之间。    （四）银金类矿石选矿实例——十里铺银矿    十里铺银矿坐落山东省招远县境内，设计才能100吨/日，现实践出产才能比设计才能高。选用浮选—化工艺,出产金锭和银锭。    1. 矿石性质    金属矿藏有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿及白铅矿、菱锌矿等,含量都不高。铅、锌、铁矿藏均严峻氧化。首要银矿藏为辉银矿×螺状硫银矿,占79.32%，其次为天然银，占20.68%。首要脉石矿藏有石英、还有少数长石、绢云母等。    银矿藏中的天然银首要赋存在脉石矿藏中及其裂隙处,其量占80.56%，其他首要赋存在闪锌矿、黄铜矿、黄铁矿、铅的硫化矿藏与氧化矿藏中。而辉银矿×螺状硫银矿首要赋存在金属硫化矿藏中,占48.54%,在铅锌氧化矿藏中占17.61,在脉石矿藏中占33.85%。银矿藏与脉石矿藏联系密切,尤其是有部分细粒天然银愈加显着。天然银比辉银矿×螺状硫银矿嵌布粒度粗些,大于0.037毫米粒级天然银占68.89%，辉银矿-螺状硫银矿占62.55%，在0.037~0.005毫米粒级中，天然银占30.18%，辉银矿-螺状硫银矿占32.73%，角银矿占55.38%。矿石密度2.72 吨/米3 ，矿石硬度为中等可碎性矿石。    2. 选矿、化工艺    破碎筛分:两段一闭路流程。一段用400×600毫米颚式破碎机,二段为ф900毫米中型圆锥破碎机与1250×2500毫米双层振动筛组成闭路。给矿最大块度为350毫米，终究产品粒度为25~0毫米，并有洗矿设备。    磨矿、浮选:ф1500×3000毫米球磨机与ф500毫米单螺旋分级机和旋流器(操控分级)组成一段闭路磨矿流程。旋流器溢流浓度37~39%,细度60%--—200目，矿浆pH值7~8。浮选为一次粗选、两次精选、两次扫选的混合浮选流程,选出混合银精矿，经浓缩、过滤两段脱水脱药，滤饼送化车间。    化：混合银精矿的滤饼经调浆由ф900×900毫米球磨机磨至85%-325目,进入三台ф2500×2500毫米拌和槽进行一次浸出，然后由ф6米浓缩机进行一次洗刷得出贵,浓缩机底流再经ф900×900毫米球磨机再磨至90%-325目后,进入另三台ф2500×2500毫米拌和槽二次浸出，二次洗刷用ф7米三层洗刷浓缩机,二次洗刷的次贵液回来一次洗刷。渣通过滤作为硫精矿外销。一次洗刷所得贵液经45米2真空吸滤槽净化ф700×3000毫米脱氧塔脱氧，20米2板框压滤机锌粉置换得出金银泥。置换得出金银泥。置换贫液回来二段磨矿。    3. 金银冶炼    酸洗、烘干：酸洗是以1:2的固液比在拌和槽中拌和，硫酸浓度10%,拌和1小时后加水稀释至固液比为1:5～7,再持续拌和、洗刷、弄清、弃水。经酸洗后的金银泥送电阴炉烘干，炉温操控在600℃左右，烘干时刻6小时 。    冶炼：选用转炉为熔炼炉。经酸洗、烘干的金银泥，配以30%的硼砂，当金银泥中泥含量高时，恰当参加石英粉，经混匀后送至转炉熔炼。每炉熔炼时刻48小时，炼出金银合质金铸成阳极板(500×500×10毫米)，送电解精粹别离金和银。炉渣堆存，再经破碎、磨矿用重选办法收回金银。    电解及精粹：电解槽由塑料板焊制。电解槽尺度（长×宽×高）1000×700×1000毫米。电解槽分为两组，每组5槽，每槽安设7块550×550×3毫米不锈钢阴极板，6块500×500×10毫米合质金阳极板，极板距离70毫米。每组电解槽装电解液2.5米3，含银5克/升，硝酸浓度2当量；电解电压1伏,电流80安。电解得出的金粉、银粉通过蒸馏水洗刷后，用坩埚进行精粹，铸成金条和银锭。    电解废液处理：电解废液排至废液池，参加适量的氯化钠生成氯化银沉积，并参加碳酸钠送至坩埚精粹同收银。在尾液顶用铁收回铜，尾液经石灰中和后排至尾矿池。    选冶出产工艺流程见图8。    4. 选冶出产技能目标（见表16）    （五）铅锌铜伴生银矿石的选矿     依据地质查询材料,我国银矿首要伴生在铜、铅、锌的各种热液充填交代型矿床、触摸交代型矽卡岩矿床、层状或似层状型矿床、黄铁矿型和硫化铜镍矿床中,据初步统计,银伴生在铅锌矿床中的占57.4%、在铜矿床中的占34.9%、在石英脉状矿床中占1.7%，其他占6%。[next]    现在对铅锌铜伴生银矿石的选矿，一般是按其主金属的工艺条件和药剂准则进行选别，并不选出单一银精矿，通常是将银富集于铅、锌、铜精矿中，然后通过冶炼收回。但在冶炼过程中,铅精矿中的银随主金属进入粗铅；铜精矿中的银进入冰铜，其收回工艺简略，本钱低，收回率高。而锌精矿中的银，无论是选用火法仍是湿法工艺，均进入渣中,用烟化法收回工艺杂乱，本钱高，收回率低。因而，选矿应尽量将银富集于铅、铜精矿中。    1. 铅锌铜矿石中银矿藏的赋存状况及特性 图8    十里铺银矿选冶工艺流程图 表16  选冶出产技能经剂目标（1986年1～5月）项目单位1986.11986.21986.31986.41986.5处理矿石量 原矿档次t/d 9/t123.36 286.92125.31 450.86125.35 263.58125.08 300.60125.57 242.81浮选作业：精矿产率 精矿档次 收回率% g/t %2.934 8967 91.73.504 11682 90.82.533 9448 90.83.008 9163.71 91.73.583 6248.12 92.2化作业：贵液档次 贫液档次 化档次 浸出率 洗刷率 置换率 化总收回率g/m3 g/m3 g/t % % % %220.22 10.74 223.34 98 99.9 99.9 97.8208.12 19.18 222.5 98.2 99.9 99.9 98526 544.44 273.42 97.7 99.7 99.8 97.2245.09 13.96 194.2 97.9 99.9 99.9 97.7421.83 34.46 184.09 97.9 99.9 99.9 97.7选矿,化总收回率%89.78983.389.690.10每吨原矿首要耗费钢球 衬板 黄药 黑药 松醇油锌粉 絮凝剂滤布 胶带 电耗Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t m2/t m/t kW·h/t2.84 0.03 0.07 0.09 0.01 1.35 0.33 0.03 0.03 0.063 0.03 36.73[next]     银首要呈独立的银矿藏方式存在。银与硫、铜、铅、锡、锑、碲、硒、砷等元素构成的各种化合物在各种矿床中呈现,常见的有：辉银矿" 螺状硫银矿、辉铜银矿、深红银矿、脆银矿、淡红银矿、硫锑铜银矿、硫锑铅银矿、辉锑铅银矿、碲银矿、硒银矿等。有小部分银呈单质矿藏赋存在矿石中，如天然银。还有少部分银在矿石中没有独立的形状,而是在其他矿藏的晶格中构成类质同象,如银金矿、银黝铜矿等。银以各种不同的矿藏形状赋存在各种不同类型的铅锌矿或含铜铅锌黄铁矿中。    各种银矿藏与铅、锌、铜等硫化矿藏严密共生，并多呈微细粒嵌布，其粒度简直都在0.04毫米以下，绝大多数银矿藏的粒度为0.04~0.02毫米,最细者只要0.001毫米,颗粒微细的银矿藏以连生体、包裹体、显微体等方式散布在方铅矿、闪锌矿、硫化铜矿藏中。在浮选过程中，那些与银矿藏联系密切的硫化矿藏便成为其载体，将银富集到各种精矿产品中。因而，银矿藏的赋有状况、嵌布特性对银的归纳收回有严重影响。    2. 进步铅锌铜矿石中银收回率的实践    近年来,因为白银需要量的敏捷添加和银价的上涨，引起了人们对铅锌铜多金属硫化矿伴生银归纳收回的广泛注重。为了获得选矿归纳收回的最佳技能经济目标,人们加强了银矿藏工艺学的研讨，不断改善选矿工艺流程和药剂准则,使铅、锌、铜等硫化矿的选矿目标保持在原水平或有所进步的基础上,伴生银的收回率由30~50%进步到60～80%,伴生银的产值和归纳收回技能水平有了较大的进步。    （1）变革磨矿工艺、进步磨矿细度是进步伴生银收回目标的首要办法之一。各种银矿藏在铅锌铜多金属矿中多呈微细粒嵌布，严密共生，现有的磨矿条件多是从收回铅锌铜硫化矿藏的视点考虑的，难以使银矿藏充沛单体解离。为了进步伴生银的收回目标，有必要变革原有磨矿工艺，进步磨矿细度。当然磨矿工艺流程和细度的挑选，既要考虑技能的或许性和工艺的科学性，更要考虑经济上的合理性。现在已有些选厂在技能条件或许的情况下进步了磨矿细度,使各项目标均有进步。例如：八家子铅锌矿原矿由一段磨矿改为两段磨矿，磨矿细度由65%进步到80%-200目，银总收回率进步3.61%；栖霞山的磨矿细度由55%进步到65%-200目,银收回率进步1.24%,铅收回率进步3.37%。有些选厂添加了铜铅或铅中矿再磨,如水口山铅锌矿将铅浮选回路中的粗扫选和精扫选的泡沫分级再磨后回来铅粗选作业，可使伴生金银的收回率别离进步6.23%和3.40%，一起铅锌选矿目标也得到了进步。佛子冲铅锌矿河三分矿,采取了铜铅混选、中矿再磨,使铅、锌、银收回率别离进步3.99%、2.31%和4.71%,铅精矿含锌由5.15%下降到4.50%。    （2）选用无或微工艺。在浮选工艺流程中,不必或少用对银矿藏或载体矿藏有抑制作用的,对伴生银的收回有利。例如西林铅锌矿,选矿取消了原用的并削减一半以上的石灰用量,铅精矿中银的收回率到达71.6%,比少(10克/ 吨)和多(150 克/ 吨)浮选时别离进步5.6%和10.99%,而银在尾矿中的丢失别离下降3.67%和11.83%。又如栖霞山铅锌矿，1979年选用了预先脱除易浮矿藏、无浮选工艺，使铅精矿中银的收回率进步了5%左右，一起铅锌硫的收回率均有不同程度的进步。八家子铅锌矿于1979年将浮选工艺流程由有工艺改为微工艺,用量由300克/ 吨下降到3~5克/ 吨，使伴生银的收回率由37%进步到52%,一起低档次的铜也得到了收回，并处理了尾矿水的污染问题。总归，选用无或微工艺，对进步银的归纳收回目标有利，这一工艺遭到广泛注重，已有60%以上的铅锌铜矿山运用，并获得较好的作用。    （3）添加捕收剂品种及多种捕收剂合作运用。曩昔，我国铅锌多金属硫化矿的浮选，常用的捕收剂是黄药(乙基、丁基)和黑药（25号、31号）。近年来，丁基铵黑药已逐步成为铅锌多金属硫化矿浮选的首要捕收剂之一。它不光具有较好的挑选性，并且还显示出对银矿藏具有较强的捕收才能。别的，选用丁基铵黑药与黄药、乙硫氮、酯类等多种捕收剂合作运用对伴生银和铅锌等选矿目标的进步具有较好的作用。在浮选实践中已得到遍及运用。例如：八家子铅锌矿，铜铅混选作业选用丁基铵黑药替代31号黑药，银总收回率进步6.75%；香夼铅锌矿以丁基铵黑药和黑药1:1的份额混合运用，在天然pH值的条件下，进行铜铅混选，伴生银的总收回率进步了21%，铜的收回率亦有进步：西林铅锌矿，1980年开端在低碱度下运用丁基铵黑药，并选用了硫酸锌、碳酸钠抑锌浮铅的工艺流程,使银在铅精矿中的收回率进步10.99%，一起金也得到了部分收回。    （4）改善选矿工艺流程。选矿工艺流程的挑选，既要考虑到主金属铅、锌、铜的高选别目标,又要统筹伴生银的归纳收回，使有用矿藏均得到最大极限地收回。对含银的铅锌多金属硫化矿，假如单从伴生银的嵌布特性考虑，选用混合浮选或部分混合浮选流程，有利于伴生银的归纳收回。但浮选流程确实定是由各种因素决议的,矿石性质是依据。因而各选厂应通过实验，重复出产实践,逐步改善现有流程。现在,处理铅锌矿或铅锌黄铁矿类型的选厂，有选用以铅为主的等可浮工艺流程，如东波有色矿野鸡尾选厂、黄沙坪铅锌矿等；也有选用优先浮选工艺流程，如凡口铅锌矿、孟恩套力盖、银山铅锌矿、东波有色矿柴山选厂等；水口山铅锌矿则选用优先选铅、锌硫混选—别离的工艺流程。处理铜铅锌黄铁矿类型的选厂，是以部分混选—别离或部分混选—优先的工艺流程为主。前者如八家子、栖霞山、香夼铅锌矿等；后者如铜山岭有色矿、佛子冲铅锌矿河三分矿等。小铁山铅锌矿则是全浮选流程。出产实践标明，依据矿石性质改动工艺流程，有利于选矿归纳收回目标的进步。[next]    3. 现在国内首要铅锌铜多金属硫化矿收回银的概略（见表17）。 表17  铅锌（铜）多金属硫化矿伴生银归纳收回概略矿山 或选 厂原矿银档次g/t首要金属矿藏首要银 矿藏及嵌 布粒度首要脉石矿藏磨矿细度及浮选准则流程首要捕收剂及抑制剂1983年(近期)金银选矿目标产品档次 g/t收回率, %银金银金水口山70 金档次 1方铅矿闪锌矿 黄铁矿磁黄铁矿银黝铜矿, 车轮矿, 硫锑碲银矿,碲银矿, 螺状硫银矿,银矿藏细粒嵌布, -37μm  占89.57%, -5μm占43.57%方解石 石英 长石 石榴 子石-200目60%左右铅中矿再磨,94～97-200目优先选铅,锌硫混选再别离黑药、乙硫氮、黄药(乙基、丁基)、硫酸锌、碳酸钠、、石灰铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿1190 110 30 8 686.9 1～1.5 1.5～2 0.3～0.5 0.8～168.87 13.22 10.66 7.25  30～35 8～10 35～45 17～20  小铁山94.7 金档次 1.8黄铁矿闪锌矿 方铅矿黄铜锌矿辉银矿,螺状硫银矿,辉铜银矿,硫铜银矿,黝铜矿,银金矿等。 银矿藏粒度大部分小于43μm石英,斜长石,绿泥石,绢云母,方解石,重晶 石72%-200目,铜、铅、锌硫全浮选。混精再磨94%,-200目混精脱硫。脱硫尾矿再磨99%-200目,铜-铅锌别离丁黄药、石灰、、(无)铅锌 精矿 铜精矿 硫精矿 尾矿 原矿          96          1.381.2  74.2  黄沙坪50～90方铅矿铁闪锌矿黄铁矿 黄铜矿辉锑铅银矿,嵌布粒并极细,约1μm左右石英,方解石,萤石,绢云母,绿泥 石65%-200目,以铅为主的等可浮,锌硫混选—别离硫氮九号黄药(乙基丁基)、石灰、硫酸锌(无)铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿750 69 56.7 10.0 47.33 57.8 13.29 19.28 9.63   铜山岭100 金档次 0.2～1.2黄铜矿方矿辉铅铋矿闪矿黄矿磁黄铁矿毒砂天然银,呈 细粒或微粒嵌布,均在40μm以下,-10μm 占53.5%石英,方解石和矽卡岩矿藏透辉石,石榴子石,符山石78%-200目，铜铅混选-别离,锌浮选丁基铵黑药、黄药(乙基、丁基)、硫酸锌、、石灰、 (少)铜精矿 铅清矿 锌精矿尾矿 原矿831 2869 95 20 116 17.51 62.15 1.36 18.98   柴山80方铅矿 闪锌矿 黄铁矿磁黄铁矿黝铜矿-银黝铜矿、浓红银矿、天然银。银矿藏呈微粒嵌布,+10μm占33～73%石灰石,方解石,萤石,石英-200目68%，铅、锌优先浮选乙硫氮黄药(乙基、丁基)、硫酸锌、、石灰、 (有)铅精矿 锌精矿 尾矿 原矿1426 385 21 80 53.35 20.99 25.66   野鸡尾76方铅矿闪锌矿 铁闪锌矿 黄铁矿以天然银为主还有脆硫锑铅银矿。 细粒嵌布石英,萤石,蔷薇辉石,绢云母,方解石以铅为主等可浮，寻硫混选—别离黑药、乙黄药、丁黄药、硫酸锌、(有氧)铅精矿 锌精矿硫精矿 尾矿 原矿1728 134 64 15 76 63.73 6.23 15.52 14.52   张公岭40方铅矿闪锌矿黄铁矿黄铜矿毒砂天然银,银金矿,深红银矿,淡红银矿,碲银矿,辉砷铜银矿,细粒嵌布,-10μm占80%石英为主,绢云母次之,少数绿泥石,长石,方解石65%-200目,铜铅混选-别离,锌浮选,硫浮选丁基铵黑药、硫酸锌、、钠、 (少)铜精矿 铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿6682 675 370 157 11.6 46.7 18.26 34.25 17.54 24.82 21.83   河三56方铅矿铁闪锌矿闪锌矿黄铁矿磁黄铁矿黄铜矿 透辉石,石英,方解石70%-200目,铜铅混选中矿再磨90%-200目,铜铅混选-别离,锌浮选乙硫氮、丁基铵黑药、柴油、 硫酸锌、、水玻璃,CMC(微)铜精矿 铅精矿 锌精矿尾矿 原矿1970 1710 91.25 6.5 43.75 2.13 75.04 7.14 15.65   八家子180方铅矿闪锌矿 黄铁矿黄铜矿黑硫银锡矿,天然争,银金矿,辉银矿,脆银矿,银矿藏呈微细粒嵌布,-40μm占80%,有22.61%的银呈类质同象存在方解石,白云石,石英,透辉石,长石80%-200目,铜铅混选粗精Ⅱ再磨95%-200目,锌硫混精再磨90%-200目,铜铅混选-分暾,锌硫混选-别离乙硫氮、丁基铵黑药、丁黄药、硫酸锌、、、重、(微)铜精矿 铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原太916 3161 591 206 41 184 4.51 53.39 11.06 11.45 19.59   孟恩 套力盖112方铅矿闪锌矿 黄铁矿黑硫银锡矿,深红银矿,银黝铜矿,天然银。一般在20μm以下石英,长石,云母65%-200目,铅锌优先浮选流程磷胺四号、丁黄药、Z—200、硫酸锌、碳酸钠或石灰(无)铅精矿 锌精矿 尾矿 原矿4473.4 774.1   112.3 74.8 20.08 5.12   栖霞山120方铅矿闪锌矿黄铁矿菱锰矿辉银矿,深红银矿,螺状硫银矿,含银天然金,含银黝铜矿,银矿藏一般都在10μm以下石英,方解石,锰方解石,白云石,滑石,重晶石,萤石,绿泥石,有机炭65%-200目,首要除炭,铜铅混选-别离,锌硫混选 -别离磷胺四号,丁基铵黑药,丁基黄药,水玻璃,,钠,石灰硫酸锌(无 )炭质物 铜精矿 铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿216 5386 1653 330 177 24 194 3.44 18.31 26.67 10.49 34.65 6.44   香夼50方铅矿闪锌矿黄铁矿黝铜矿硫锑银矿,碲银矿,金银矿,锌砷黝铜银矿,天然银,银矿藏细粒嵌布-15μm占95%方解石,石榴子石,绿廉石,绿泥石,石英,绢云母63%-200目铜铅混选,中矿再磨90%-200目,铜铅混选-别离,锌硫混选-别离磷胺四号, 丁基铵黑药,丁基黄药,硫酸锌,,硫酸亚铁,硫代硫酸钠(微)铅精矿 铜精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿2194.3 891.3       49.47 73.59 8.89          银山55～62黄铁矿方铅矿 闪锌矿铁闪锌矿黄铜矿银黝铜矿,深红银矿,辉银矿,螺状硫银矿,银矿藏呈微细粒嵌布石英,绢云母63%-200目优先浮选丁黄药, 乙硫氮, 石灰, 硫酸锌铅精矿 锌精矿 尾矿 原矿1940 439 12.5 54.1   62.41 15.74 22.25 凡口108方铅矿闪锌矿 黄铁矿深红银矿,银黝铜矿,硫锑铜银矿,硫锑铅银矿,黝铜矿,银矿藏粒度小于20μm占82%以上方解石,白云石,石英80%-200目铅,锌,硫优先浮选,铅粗精再磨90～95%-325目丁基黄 药,石灰, 硫酸锌铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿627.5 2322.5   31.5 16.5 105.6 40.25 43.30 10.12   6.22