分子式：Tb性 状：银灰色金属锭，有金属光泽，在空气中可逐渐氧化。规 格 Specifications金属铽标准 Standard用 途：主要用作制造超磁致伸缩合金，光磁记录材料以及有色金属添加剂。包 装：内塑料袋，外铁桶或铁桶充氩气包装，每桶50公斤或250公斤。我们可以根据用户要求研制、生产各种规格的稀土产品。产品牌号Codes化学成分%Chemical compositions稀土总量TRE金属铽相对纯度Tb/TRE杂质含量 不大于 Impurities Max稀土杂质非稀土杂质 Non-RE不小于 MinFeCaCuSiA1COTa+Mo+TiTb-2N999910.100.050.100.020.050.030.150.20Tb-2N59999.50.50.050.050.100.020.050.030.150.15Tb-3N9999.90.10.050.050.100.020.050.030.150.10

热复原法出产金属铝就是用、钾和镁等生动金属复原或它与氯化钠的混合融盐而得到金属铝。有镁热法和钠热法复原法两种流程。热复原法在铝工业开展的初期小规模出产。全世界用热复原法出200t金属铝。随后就为电解法所替代。

真空碳还原法是目前国内外生产金属铌的主要方法之一。该法是利用碳对氧的亲和力大于铌对氧的亲和力，用碳作还原剂还原Nb2O5生产铌条。其优点是产品收率高（＞96%），还原剂便宜，生产成本低，没有钠还原等方法的副产物需要湿法处理的问题，可获得较高纯度的铌条和金属粉。工业上有直接碳还原和间接碳还原两种工艺。前者是用碳直接还原Nb2O5，反应温度为1800～1900℃，总反应式为：   Nb2O5＋5C＝2Nb＋5CO       直接碳还原生产出的铌呈海绵状，其表面积较大，金属杂质和氮含量较低，有利于铌粉的比容量。因此该工艺适于生产电容器级铌粉。间接碳还原是先制备碳化铌，再用碳化铌作还原剂还原Nb2O5。反应为：   Nb2O5＋7C＝2NbC＋5CO Nb2O5＋5NbC＝7Nb＋5CO       间接还原的特点是设备生产能力大，工艺稳定，制得的金属铌条比较致密，外形尺寸比较规矩，适于做铌条、铌锭和铌加工材。       为了降低还原温度，碳还原需在真空条件下进行。这是因为碳还原Nb2O5实际上是阶段反应，有的起始反应温度达2680℃，但在真空中当CO分压为10－6Pa时，起始还原温度仅为1271℃；此外真空还有利于除去氧、氮和低熔点的Si、Fe等杂质，使设备的石墨容器免受氧化。实际生产时还原温度一般保持在1800～1900℃。温度过高，电能消耗大，且易损伤碳管。碳还原一般在真空碳管炉内进行。

钠复原法生产出的钽粉粒形杂乱，比表面积大，适于制取各种钽电容器，因而成为国内外最广泛选用的办法。通常以K2TaF7为质料，以作复原剂。为了进步钽的纯度和细化钽粉颗粒，复原前将K2TaF7在氩气维护和在325～375℃下进行活化处理，以除掉杂质和进步K2TaF7晶体的活性。用铜或不锈钢丝网或金属陶瓷过滤器过滤或真空蒸馏等办法除掉其间的和等有害杂质。复原温度为840～925℃，而的熔点为97℃，沸点883℃，因而参与反响的既有液态钠，又有气态钠，反响速度极快。首要反响为：   K2TaF7＋5Na＝Ta＋5NaF＋2KF       反响的比热效应为－1250kJ/kg（液态钠）和－2295kJ/kg（气态钠）。K2TaF7的熔点为775℃，因而反响一经激起便主动进行，并将反响物加热到900～1000℃。为操控反响速度不至于过火剧烈，防止发作炉料喷溅或爆破等不良后果，反响时参加稀释剂NaCl、KCl或NaF、KF，以下降熔盐温度（熔点），使反响操控在较平稳的840～925℃范围内以操控晶粒兼并长大进程。复原生成的海绵状钽物料，用纯水或酒精处理，除掉残留的，然后用热水浸洗以除掉残留的K2TaF7，再用洗以除掉Fe、Ni、Cr等金属杂质，最后用HF酸处理除掉硅和因水解生成的氢氧化钽。全流程钽回收率为90%～94%。

金属镁还原炉是镁生产的核心设备,国内外普遍采用的是外加热卧式还原罐还原炉。目前,国内应用的金属镁还原炉的炉型较多,根据所用燃料的不同,大体上可分为两类:用煤气或重油加热的还原炉与以煤为燃料的还原炉。 　　用煤气或者重油为燃料的还原炉用煤气或者重油作为燃料的还原炉,通常是16个横罐的还原炉,其规格为10.54×3.59×2.94(m)。这种还原炉为矩形炉膛,还原罐间中心距约为600mm,罐呈单面单排排列,炉子背面一般分布有多支低压烧嘴。火焰从燃烧室进入炉膛空间,绕过还原罐周边,靠烟囱抽力将燃烧后的烟气抽入炉底部支烟道,经烟道与烟道闸门后进入烟囱。二次风由二次风管再通过炉底第二层二次风道送入炉内。 　　还原炉底部两个还原罐中间设有燃烧室或烟室。还原炉既是一个倒焰炉又是一个贮热炉。炉膛内一般装有16支镍铬合金钢制的还原罐。16个还原罐分成四组,即4个还原罐组成一组,与一个真空机组相连接(真空机组由滑阀泵和罗茨泵组成),每台还原炉还设有一个备用真空机组,因此一台还原炉一般有5个真空机组,每台还原炉设有一个水环泵作为预抽泵。 　　以煤为燃料的还原炉在我国,金属镁还原炉以燃煤为主,随着镁冶炼工艺的不断发展与进步,出现过多种燃煤还原炉,典型的有下面几种。 　　1.单火室单面单排罐还原炉该炉型与燃煤气、重油还原炉炉型相似,单面单排布置还原罐。燃烧室设置在后面,炉内装有14~16支还原罐,在两支还原罐中间设置一过火孔。该炉型由于只有单排罐,又是单面布置,故操作十分方便,车间布置便于机械化,但其产量和热效率都低。该炉型属于矩形倒焰窑,火焰从燃烧室通过挡火板反射至炉顶,受烟囱抽力火焰向下,使还原罐受热,再经过火孔,支烟道至主烟道排出。 　　2.双火室双面双排还原罐该炉型也是矩形倒焰窑,装有10支还原罐,在长度方向分两端各装5支上、下排列。炉型设置了四个对称分布在两侧面的燃烧室(每面两个),燃烧室内有倾斜15°的梁式炉栅,火焰从窑两侧燃烧室翻过挡火墙,流向炉膛中心窑顶,然后火焰倒流向炉底吸火孔、支烟道再由一端的主烟道排入烟囱。该炉的优点是炉子结构简单,罐子排列较紧凑,炉膛空间利用率较高,其缺点在于炉子四面均为操作面,加煤烧火与还原出镁、扒渣、装料互有干扰,操作条件差,车间布置困难。该炉型也有炉膛空间扩大而布置14~22支罐的。 　　3.单火室双面双排罐还原炉该炉型是两端面双排布罐,单火室烧火的还原炉。在两个端面各分上、下排装6支罐,共布罐12支,在一个侧面设多个燃烧室,这样燃煤操作比较方便,空间利用率也较高,但还原罐数量有限,产量小。 　　4.国内应用最为广泛的单火室单面双排罐还原炉该炉型也属于外加热火焰反射炉(俗称倒焰炉)。炉内还原罐上下错开上牌布置,空间利用率较高;炉长方向没有限制,故可以布置较多的还原罐,一般有30~40支;还原罐单面开口,与真空机组的连接较方便;燃烧室设置在炉膛后面,由挡火墙隔开,火焰从燃烧室通过挡火墙反射至炉顶,受烟囱抽力火焰向下,使还原罐受热,再经炉底过火孔、支烟道至主烟道排出。相对于上述其他炉型,该炉型产量大、空间利用率较高、能源消耗较低、经济性好,因此在国内得到了广泛的应用。

稀土的分类 1)轻稀土(又称铈组)：镧、铈、镨、钕、钷、钐、铕、钆。 2)重稀土(又称钇组)：铽、镝、钬、铒、铥、镱、镥、钪、钇。 铈组与钇组之别，是因为矿物经分离得到的稀土混合物中，常以铈或钇比例多的而得名。 稀土金属(rare earth metals)又称稀土元素，是元素周期表ⅢB族中钪、钇、镧系17种元素的总称，常用R或RE表示。它们的名称和化学符号是钪(Sc)、钇(Y)、镧(La)、铈(Ce)、镨(Pr)、钕(Nd)、钷(Pm)、钐(Sm)、铕(Eu)、钆(Gd)、铽(Tb)、镝(Dy)、钬(Ho)、铒(Er)、铥(Tm)、镱(Yb)、镥(Lu)。它们的原子序数是21(Sc)、39(Y)、57(La)到71(Lu)。 铽(Tb)1843年瑞典的莫桑德(Karl G.Mosander)通过对钇土的研究，发现铽元素(Terbium)。铽的应用大多涉及高技术领域，是技术密集、知识密集型的尖端项目，又是具有显著经济效益的项目，有着诱人的发展前景。 主要应用领域有： (1)荧光粉用于三基色荧光粉中的绿粉的激活剂，如铽激活的磷酸盐基质、铽激活的硅酸盐基质、铽激活的铈镁铝酸盐基质，在激发状态下均发出绿色光。 (2)磁光贮存材料，近年来铽系磁光材料已达到大量生产的规模，用Tb-Fe非晶态薄膜研制的磁光光盘，作计算机存储元件，存储能力提高10～15倍。 (3)磁光玻璃，含铽的法拉第旋光玻璃是制造在激光技术中广泛应用的旋转器、隔离器和环形器的关键材料。特别是铽镝铁磁致伸缩合金(TerFenol)的开发研制，更是开辟了铽的新用途，Terfenol是70年代才发现的新型材料，该合金中有一半成份为铽和镝，有时加入钬，其余为铁，该合金由美国依阿华州阿姆斯实验室首先研制，当Terfenol置于一个磁场中时，其尺寸的变化比一般磁性材料变化大这种变化可以使一些精密机械运动得以实现。铽镝铁开始主要用于声纳，目前已广 泛应用于多种领域，从燃料喷射系统、液体阀门控制、微定位到机械致动器、机构和飞机太空望远镜的调节 机翼调节器等领域。高纯金属铽Tb4O7      铝镍钴(AlNiCo)系金属永磁添加少量镝（（Dy）金属材料永磁材料，添加少量镝（（Dy）、铽（Tb）、铌（Nb）、等元素）

用活性较强的金属作复原剂金属化合物以出产金属或合金的办法。复原进程中常发生满足的热量（有时需外加热），以保持反响的自发进行。金属复原剂的挑选应考虑：报价较廉；纯度较高；不与被复原的金属构成合金；渣和杂质易除掉等。常用的复原剂有钠、镁、钙和铝等。在稀有金属出产中，金属热复原法占有明显的位置。金属的氟化物多用钠复原，因生成的易熔；氯化物多用镁复原，因镁相对价廉且生成的氯化镁易熔；氧化物多用钙复原，因钙的活性较强，复原可较彻底。

金属镁还原炉是镁生产的核心设备,国内外普遍采用的是外加热卧式还原罐还原炉。目前,国内应用的金属镁还原炉的炉型较多,根据所用燃料的不同,大体上可分为两类:用煤气或重油加热的还原炉与以煤为燃料的还原炉。 用煤气或者重油为燃料的还原炉用煤气或者重油作为燃料的还原炉,通常是16个横罐的还原炉,其规格为10.54×3.59×2.94(m)。这种还原炉为矩形炉膛,还原罐间中心距约为600mm,罐呈单面单排排列,炉子背面一般分布有多支低压烧嘴。火焰从燃烧室进入炉膛空间,绕过还原罐周边,靠烟囱抽力将燃烧后的烟气抽入炉底部支烟道,经烟道与烟道闸门后进入烟囱。二次风由二次风管再通过炉底第二层二次风道送入炉内。 还原炉底部两个还原罐中间设有燃烧室或烟室。还原炉既是一个倒焰炉又是一个贮热炉。炉膛内一般装有16支镍铬合金钢制的还原罐。16个还原罐分成四组,即4个还原罐组成一组,与一个真空机组相连接(真空机组由滑阀泵和罗茨泵组成),每台还原炉还设有一个备用真空机组,因此一台还原炉一般有5个真空机组,每台还原炉设有一个水环泵作为预抽泵。 以煤为燃料的还原炉在我国,金属镁还原炉以燃煤为主,随着镁冶炼工艺的不断发展与进步,出现过多种燃煤还原炉,典型的有下面几种。 1.单火室单面单排罐还原炉该炉型与燃煤气、重油还原炉炉型相似,单面单排布置还原罐。燃烧室设置在后面,炉内装有14~16支还原罐,在两支还原罐中间设置一过火孔。该炉型由于只有单排罐,又是单面布置,故操作十分方便,车间布置便于机械化,但其产量和热效率都低。该炉型属于矩形倒焰窑,火焰从燃烧室通过挡火板反射至炉顶,受烟囱抽力火焰向下,使还原罐受热,再经过火孔,支烟道至主烟道排出。 2.双火室双面双排还原罐该炉型也是矩形倒焰窑,装有10支还原罐,在长度方向分两端各装5支上、下排列。炉型设置了四个对称分布在两侧面的燃烧室(每面两个),燃烧室内有倾斜15°的梁式炉栅,火焰从窑两侧燃烧室翻过挡火墙,流向炉膛中心窑顶,然后火焰倒流向炉底吸火孔、支烟道再由一端的主烟道排入烟囱。该炉的优点是炉子结构简单,罐子排列较紧凑,炉膛空间利用率较高,其缺点在于炉子四面均为操作面,加煤烧火与还原出镁、扒渣、装料互有干扰,操作条件差,车间布置困难。该炉型也有炉膛空间扩大而布置14~22支罐的。 3.单火室双面双排罐还原炉该炉型是两端面双排布罐,单火室烧火的还原炉。在两个端面各分上、下排装6支罐,共布罐12支,在一个侧面设多个燃烧室,这样燃煤操作比较方便,空间利用率也较高,但还原罐数量有限,产量小。 4.国内应用最为广泛的单火室单面双排罐还原炉该炉型也属于外加热火焰反射炉(俗称倒焰炉)。炉内还原罐上下错开上牌布置,空间利用率较高;炉长方向没有限制,故可以布置较多的还原罐,一般有30~40支;还原罐单面开口,与真空机组的连接较方便;燃烧室设置在炉膛后面,由挡火墙隔开,火焰从燃烧室通过挡火墙反射至炉顶,受烟囱抽力火焰向下,使还原罐受热,再经炉底过火孔、支烟道至主烟道排出。相对于上述其他炉型,该炉型产量大、空间利用率较高、能源消耗较低、经济性好,因此在国内得到了广泛的应用。

的用处很广，据统计有3000余项之多，首要应用于医药，农业，药剂，电气设备，工业操控外表及试验室一般用处等。     用来提取的矿藏首要是辰砂，即HgS(86.2%Hg，13.8%S)。     出产原理     炼包含两个首要程序，即矿石的蒸发焙烧（蒸馏）及蒸汽的冷凝。矿石在氧化气氛及650—750℃温度下焙烧时，硫化即直接氧化为金属，随炉气蒸出，在冷凝体系，再凝结成金属，一起产出一部分炱，另行加以处理可回收其间的。     首要化学反应为：HgS+O2=SO2+Hg+4S

该法用铝作还原剂还原Nb2O5生产金属铌（钽）和铌铁。铝热还原是一种自热反应过程，工序短，设备简单，投资省，是所有还原方法中最经济的一种。总反应式为：   3Nb2O5＋10Al＝6Nb＋5Al2O3       总反应式的△Z2980＝－0.2855M，△H2980＝2.66M，△H931＝3.224MJ（931K为铝的熔点），△H1785＝2.713MJ（1785K为Nb2O5的熔点），△H2030＝3.237MJ（2030K为Al2O3的熔点），△H2741＝2.571MJ（2741K为铌的熔点）。还原反应释放出的热量，不仅可使反应自动进行，而且可以使反应物达到2200～2400℃，这种温度足以使铌充分还原，并与熔渣分离开来。       铝热还原较多采用炉外法。还原熔炼反应在无外加热的容器内进行，反应完毕，拆除容器，取出 产物，将金属和炉渣在炉外分离。       铝热还原生产的金属铌含较多的铝，可再用真空热处理（1800℃）、电解精炼和电子束炉熔炼等方法脱除铝和其他杂质。经过两次电子束炉熔炼后的铌可以达到极高纯度，铌中杂质含量可以低到：Al为0.002%，O2为（300～500）×10－6，C为（50～100）×10－6。

现在工业上使用的钛原生矿（脉矿）均系含钛的复合铁矿。为使用其间的钛资源，依矿石性质而异，整个选矿进程可分预选、选铁及选钛三个阶段。其间选钛部分又可分为粗选及精选两个阶段进行。 一、预选 有的钛脉矿矿石，在破碎到必定程度的粗粒状态下即有适当数量的脉石到达根本单体解离，这些粗粒单体脉石可选用预选作业将其丢掉，到达添加选厂处理才能及进步当选档次的意图。预选作业可根据矿石性质在磨矿作业前的粗、中、细碎作业的适合阶段进行。预选常用办法为磁选及重选两种。 二、选铁 含钛复合铁矿，现在工业上使用的首要意图是取得供炼铁用的铁精矿；关于含钒高的矿石则是取得供炼铁及提钒的钒铁精矿。选铁选用简略有用的磁选法进行。当选矿石经破碎（或先经预选）及磨矿，使其到达可选的单体解离度后，选用鼓式、带式弱磁场温式磁选机选出铁精矿或钒铁精矿，磁选尾矿即为归纳收回钛的质料。 有的矿石铁、钛矿藏嵌布细密，选用单一选矿办法难以取得独自的精矿，则只经重选丢掉尾矿，将所取得的铁，钛混合精矿，直接进行焙烧及熔炼，出产出高纯生铁及钛渣产品。 三、选钛 钛脉矿中钛的收回是在选出铁精矿后的磁选尾矿中进行。选钛选用的办法有重选、磁选、电选及浮选法，依矿石性质而异，选用适合的选矿办法组成不同的工艺流程进行选别。现在工业上所选用的选矿工艺流程有以下几种类型： 重选－电选工艺流程 重选－电选工艺流程特点是选用重选法粗选，电选法精选。重选选用的设备首要是螺旋选矿机（包含螺旋溜槽），其次为摇床。选用圆锥选矿机重选，现在已进行到工业实验阶段，但至今没有正式用于出产。在重选粗选阶段意图是丢掉低密度脉石，取得供电选用的粗精矿。 电选选用的设备为辊式电选机，其意图是将重选粗精矿进一步富集，使产品到达终究精矿标准。关于含硫矿石，在粗、精选工艺之间一般选用浮选法作为脱除硫化矿的辅佐工艺。 重选－磁选－浮选工艺流程 重选－磁选－浮选工艺流程特点是对进入钛选其他原矿，首要分级，粗粒级选用重选粗选，磁选精选，细粒级选用浮选。重选选用摇床，磁选选用于式磁选机进行。浮选给矿粒度一般为－0.074毫米，所用浮选剂有硫酸、、油酸、柴油及等。 单－浮选工艺流程 单－浮选法是选别细粒嵌布钛脉矿比较有用的选矿办法。单－浮选工艺简略，操作办理便利，但由于药剂耗费会添加本钱，一起存在尾矿排放所带来的环境保护问题，所以现在工业使用尚不广泛。 钛浮选选用的浮选剂有硫酸、塔尔油、柴油及乳化剂Et－oxolp－19等。为进步浮选效果，对当选矿与浮选剂在浮选前进行高浓度长期拌和具有必定效果。

在真空条件下用碳将Nb2O5复原成金属铌的进程，为金属铌制取的首要工业办法之一。有碳热直接复原法和碳热直接复原法之分。前者产出的是铌条，这种铌条可直接经电子束熔炼提纯制取高纯铌锭，用作超导和高温合金材料；或将铌条加工成铌材，用于电子、化工、冶金等工业部门。后者产出的是铌粉，这种铌粉用于制作电子工业用的电容器。碳热复原出产钽的办法与铌类同。 机理：因为碳对氧的亲和势大于铌对氧的亲和势，复原剂碳可与Nb2O5反响生成CO气体。碳热直接复原法的总反响式为： Nb2O5＋7C＝2NbC＋5CO↑ Nb2O5＋5NbC＝7Nb＋5CO↑ 碳热直接复原法的总反响式为： Nb2O5＋5C＝2Nb＋5CO↑ 两种复原办法的总反响是通过一系列中间反响完成的，在不同的复原温度下会生成不同形状的贱价中间氧化物和碳化物，如NbO、NbO2及Nb2C等。首要的中间反响为： Nb2O5＋5NbC＝2NbO2＋5NbC0.8＋CO↑ 2NbO2＋5NbC0.8＝2NbO＋2Nb2C＋Nb＋2CO↑ 2NbO＋2Nb2C＋Nb＝7Nb＋2CO↑ 依据碳与铌氧化物反响自由能改变数据核算的结果表明，Nb2O5、NbO2和NbO与碳的反响开端温度为1500～1750K。 在高温文高真空条件下可加快NbO2、NbO蒸发及使CO气体很多逸出，有利于复原反响的进行。如在约2273K温度和133Pa的CO气体压力下，铌中碳和氧的含量可别离降到≤0.5％和≤0.07％。所得复原产品再在高温、高真空下垂熔烧结或电子束熔炼进一步提纯，取得延性好的金属铌。 碳热复原法出产钽的反响机理与铌相同，但前者的反响温度稍高于后者，且中间产品有所不同。汉密尔顿(C．B．Hamilton)等以为，反响进程中只生成Ta2C等贱价中间碳化物，而不生成TaO和TaO2等贱价中间氧化物： Ta2O5＋7C＝2TaC＋5CO↑ Ta2O5＋12TaC＝7Ta2C＋5CO↑ Ta2O5＋5Ta2C＝12Ta＋5CO↑ 碳热复原所得金属铌(钽)中的碳、氧、氮等杂质固溶体的平衡浓度与气体分压、温度有关，进步碳热复原温度和真空度能进一步下降金属中的杂质含量。 工艺：碳热直接复原法是先制取NbC，然后再用NbC将Nb2O5复原成金属铌；而碳热直接复原规律是以石墨粉为复原剂直接将Nb2O5复原成金属铌，工艺流程如图。  碳热复原法工流程图 碳热直接复原法包含铌的碳化和真空复原两首要环节。将Nb2O5按必定配碳比配入石墨粉，混合均匀后装入石墨皿中压紧，置于电阻加热的水平式石墨炭管炉中，选用接连推舟进料办法，推舟速度为10mm／min。在此进程中，Nb2O5碳化成NbC。为保证产品纯度和所需NbC粉粒度，出产上选用高温两次碳化的办法。第一次按缺碳约2％配料，第2次再补碳制取总碳含量约11．5％的NbC。碳化反响在约1573K温度下开端，但出产上选用2073～2173K的高温碳化准则，整个进程在流的复原性气氛中进行。真空复原是将NbC磨细至0.147mm粒级后，按过氧比约3％与Nb2O5混合配料；将混合配好的物料压成坯条，坯条上端穿入钼丝，并吊装于石墨坩埚上部的石墨条上，以避免复原时坯条的缩短曲折；最终在电阻加热的真空立式石墨炭管炉中进行复原。为保证复原彻底，选用分段保温的升温复原准则。 直接复原包含复原和氢化制粉两首要环节。将石墨粉按过氧比约3％与Nb2O5直接混合配料。混合配好的物料经压形后直接装入石墨坩埚中进行真空复原，在真空复原后的降温进程中通入使产出的金属铌条氢化，冷却出炉后破碎并脱氢后制得铌粉。 碳热直接复原法的出产能力比碳热直接复原法高2～3倍；回收率也较高，前者的总回收率为99％，后者为96％左右。碳热直接复原法铌条的杂质含量(质量分数ω／％)为：Ta0.13，Ti0.006，Fe0.03，Si0.01，Cu0.05，Na0.005，O0.1，N0.12，H0.002，C0.08。碳热直接复原法铌粉的杂质含量(质量分数ω／％)为：C0.025，O0.25，N0.03，Fe、Si、W、Mo、Al、Mg、Ti、H等均≤0.005。 有碳热复原法和铝热复原法出产金属铌之分，我国首要选用碳热复原法。碳热复原法用非金属石墨粉作复原剂，报价便宜，反响生成的CO气体可由真空泵排出，出产工序少，铌回收率比铝热复原法高，可达98％以上；产出的铌条可直接进行电子束熔炼提纯。但碳热复原法存在须用较宝贵的真空石墨炭管炉及电能耗费较大等问题。为此，设法进步复原设备利用率，添加炉产值，并下降电能耗费是碳热复原法的发展方向。别的，碳热复原法还可用于出产高压电容器级钽粉以及中压中比容电容器级钽粉。跟着金属铌的需要量增大，在扩大出产时亦可考虑选用铝热复原法出产金属铌。

近年世界钢产量随着亚洲特别是中国经济的快速发展而持续增长，现在的生铁主要靠高炉生产，而高炉生产效率的提高主要靠大型化，但伴随着增大的烧结设备和焦炉，也增加了对生态环境的污染。和高炉法类似的还原法生产中,典型如MIDREX法属于气基还原法，由于受天然气资源的限制难以在全球普遍推广，据此，神户制钢和美国Midrex公司共同开发成功煤基还原的FASTMET法、FASTMELT法和ITmk3法则具有以下优点：         (1)有利于节能和降低对生态环境污染;(2)投资和运行成本低;(3)对原料和能源的适应性广。以下对其系统介绍，以供参考选用。煤基还原铁生产法(1)煤基还原铁生产法的地位。从目前世界上的还原铁生产量来看，气基用块矿的MIDREX法和HYI法居首位，以粉矿为原料的CIRCOREO法、FIOR法和FINMET法等次之;而煤基用粉矿为原料的FASTMET法，FASTMELT法和ITmk3法则居第三位，以块矿为原料的SL/RL法和COREX法则居第四位，并已呈现出后来居上的趋势。        (2)其工艺流程如下：将矿粉和煤粉混合后用造球机制成球状团块，经干燥后加入环形炉内加热并还原。团块在炉内铺成1-2层，FASTMET和FASTMELT法为加热到1250-1350℃还原为还原铁后排出炉外;ITmk3法则在加热到1450℃并还原、熔融为粒铁后排除炉外。FASTMET法将高温还原铁冷却后制成低温原铁的DRI成品，或者趁热将高温还原铁压成更大团块的HBI成品，以便对外出口海运途中不至于因氧化而发热，从而有利于扩大直接还原铁的市场。FASTMELT法则将是将从环形炉出炉的高温还原铁趁热装入熔化炉制成铁水。ITmk3法则将在环形炉和渣分离的粒铁与渣一块出炉后，再经过磁选机将粒铁选出为成品。         (3)煤基还原铁生产法的反应过程。首先以FASTMET法为例对团块在环形炉的反应简介如下：含碳团块在炉内加热至700-1400℃，氧化铁被所含碳还原而产生CO在炉内燃烧并成为主要热源，同时并加入15-20%的辅助燃料，采用LNG、LPG、COG和重油均可。主要的还原反应式为：Fe3O4+4C=3Fe+4CO，Fe3O4+4CO=3Fe+4CO2，Fe2O3+3C=2Fe+3CO，Fe2O3+3CO=2Fe+3CO2，C+CO2=2CO。由上可以看出，由含碳团块产生的CO可充分燃烧使碳的使用率增高，从而可降低能耗和CO2的发生量。且还原过程仅6-12分钟，还原结束后即冷却至1000-1200℃出炉。由于反映过程非常短，故开炉、停炉及调整产量均较为方便。而FASTMELT法则将出炉的高温还原铁直接加入熔化炉化为铁水，为降低熔化过程的负荷，应按固体还原的最大限度适当延长在环形炉的还原时间，ITmk3法除在环形炉内加热到1450℃外，从时间上务必保证渣铁分离。经试验炉分段取样观察，固块入环形炉3分钟后，固块部分被还原但中心尚未还原，5分钟后一部分开始熔融，6分钟后基本熔融，9分钟后熔融的铁和渣完全分离。

即使用一些金属的氧化复原电位低于Hg2+，如Fe2+、Cu、Fe、Zn、Al、Mg等，将其相应的金属屑装入填料塔置换出废水中的Hg2+离子。例以Fe除反响：                           Fe+Hg2+=Fe2++Hg↓     电对Fe2+/Fe的E°为-0.44，电对Hg2+/Hg的E°为0.854，因而上述反响能够进行。金属复原法还能够与其它办法联合除，如滤布过滤和在碱液中以铝粉置换的联合办法净化含水。例如国内某金铜矿（混-浮选流程）对铜精矿澄清水实验标明，澄清水含7.28毫克/升时滤布过滤除率为81.51%，总除率为97.64%。但有机不能选用金属直接复原法处理，可先用氧化剂（如氯）将其转化为无机，再用金属置换。

流程概述     硅热复原法是以白云鄂博的稀土富渣、稀土精矿渣或稀土精矿等为稀土质料，75硅铁为复原剂，石灰为熔剂，当炉渣含氟量最低时，也参加萤石为辅佐熔剂，在电弧炉内制备稀土硅铁合金的办法。     国外多选用稀土氧化物、氢氧化物、稀土精矿球团[16，17]等为质料，复原剂有硅铁、、硅锰、铝粉或其他复合硅合金，也有参加的，熔剂是碱金属和碱土金属的盐类或氧化物。     图1扼要描绘了我国硅热法出产稀土硅铁合金的工艺流程。     表1列出了当时我国稀土硅铁合金的国家标准。   表1 稀土硅铁合金化学成分要求（GB4137－84）牌   号化学成分/%RESiMnCaTiFe不 大 于FeSiRE21 FeSiRE24 FeSiRE27 FeSiRE30 FeSiRE33-A FeSiRE33-B FeSiRE36-A FeSiRE36-B FeSiRE39 FeSiRE42 FeSiRE4520.0～＜23.0 23.0～＜26.0 26.0～＜29.0 29.0～＜32.0 32.0～＜35.0 32.0～＜35.0 35.0～＜38.0 35.0～＜38.0 38.0～＜41.0 41.0～＜44.0 44.0～＜47.040.0 45.0 43.0 40.0 40.0 40.0 39.0 39.0 39.0 37.0 35.04.0 4.0 4.0 4.0 4.0 4.0 4.0 4.0 3.0 3.0 3.05.0 5.0 5.0 4.0 4.0 4.0 4.0 4.0 3.0 3.0 3.03.5 3.5 3.5 3.5 3.5 1.0 3.0 1.0 3.0 3.0 3.0余量 余量 余量 余量 余量 余量 余量 余量 余量 余量 余量       钇基重稀土硅铁合金是我国20世纪70年代初开发的一个种类。钇基重稀土硅铁合金作为铸铁球化剂，也和轻稀土元素相同，除了具有激烈的脱氧脱硫作业外，还能使石墨化，进步铸铁的耐性与延展性。钇基重稀土的抗球化阑珊才能特别强，它在大断面铸铁件、稀土耐热钢以及铸铁焊条等范畴运用，弥补了轻稀土球化剂功能的缺乏。  稀土富渣石灰75硅铁       ↓  电弧炉  ↓  别离罐              冷却  ↓ ↓ 二次渣 稀土硅铁合金↓ ↓渣场 破碎包装  ↓  入库     （1）对原材料的要求     稀土富渣  为进步稀土收率和产值，要求REO≥12%，MnO≤2%，Fe≤1%，P2O5＜1%，碱度为1.0±0.2，不得有显着的铁皮搀杂及砂土等，粒度为10～250mm。     石灰  要求CaO＞85%，其他按炼钢用材料要求，粒度大于50mm，禁止粉石灰入炉。     硅铁  按国家标准75硅铁，含硅量大于75%，块度不大于150mm。     （2）配料  按所要求出产的稀土硅铁合金的化学成分，以炉料的化学成分为根据，按炉装入量核算出稀土富渣、硅铁、石灰量组成批量。炉料间的相对配比，随各种因素（如合金档次，各质料成分改变等）的改变而改变。经过长时刻的出产实践，现已总结出来几个经历公式。     ①稀土富渣与复原剂比（简称渣剂比）是断定稀土富渣配比的主要参数，可按下式核算：                                                 A·(R)·f=C·[R]·g                     [1] 这一公式可写成：                                                  A/C=g·[R]/f·(R)                        [2] 式中  A——稀土富渣量，kg；       C——含硅量，kg；      [R]——合金中稀土金属含量，%；      （R）——富渣中稀土氧化物含量，%，换算成稀土金属需乘以0.835；       g——合金率，即产出的合金与参加的硅铁质量比，可根据经历断定，%；       f——稀土回收率，%。     ②碱度与石灰。出产实践证明，按式（1）表明的配料碱度保持在3.0～3.5，出炉前的终渣碱度应在2.0～2.5为宜。  SiO2＋2 C ==== Si＋2CO        （1）  碱度=A[CaO]－1．47[F2]＋B[CaO′][3]A[SiO2]＋B[SiO′2]    式中  A——稀土富渣量，kg；       B——石灰量，kg；     [CaO]、[F2]、[SiO2]——CaO、F2、SiO2、在稀土富渣中的含量，%；     [CaO′]、[SiO′2]——CaO、SiO2、在石灰中的含量，%。    3MgO＋2Si(1)====Mg2Si(1)＋MgO·SiO2(1)              (2)        由式（2）可核算出石灰参加量。此公式适用于稀土富渣，假如运用稀土精矿渣为质料时，因为稀土氧化物也是碱性氧化物，当其含量大于30%，应对式[3]进行恰当批改，出产一一般选用的渣灰比经历公式是：                    B=（0.5～1.0）A                     [4]       稀土精矿渣宜选用低限，稀土富渣运用高限。     （3）冶炼工艺操作     ①加料熔化  送电前，应查看炉子机电设备、炉衬等是否正常，必要时要进行处理和修补。用大电压小电流送电起弧，当3个电极均有电流时即可进行加料。稀土富渣和石灰可由炉顶部两个加料漏斗参加，富渣和石灰替换进行放料；也可手艺参加。新炉壳容积小，可分两批放料，直到把悉数配料加完。石灰应尽量加在炉子中心区。电流一般安稳5min左右，即可将电流增加到变压器的答应值，以加快熔化。在熔化过程中，要勤推料，不断将炉内四周的未熔料，面向炉子中心的高温区。     ②复原  当炉料熔化约70%～80%时，即可停电抬起电极（也可不停电操作），将炉内四周未熔料面向中间，将凝结的大块打碎，最好拌和一下，使炉温各部成分均匀。然后，向炉心参加硅铁，尽量把硅铁加到高温三角区。如有硅铁显露液面，要及时把它压下，以削减硅铁烧损。此刻，可以用低电压大电流送电，使硅铁快速熔化，但应留意不要形成渣下金属过热。     在升温过程中，要留意炉顶逸出炉气的色彩和浓度改变及熔体液面状况。假如炉气由黄褐色，逐步变成灰白色，最终为蓝色，并观察到电极周围的渣面触摸处不断翻滚时，表明硅铁现已化完。渣温达1350～1400℃时，即可停电。抬起电极将炉体后倾必定视点，向炉内刺进中性气体管进行拌和，气体压力0.2～0.4MPa。开始时送风量要小，把风管刺进上部渣层试搅，以防俄然激烈拌和形成跑炉。逐步加大压力，把拌和管下插，视炉内反响欢腾状况前后倾动炉体，拌和方位随时改变，不留死角，要求炉内一直激烈欢腾而不溢渣。在拌和过程中炉内反响生成的气体很多逸出，焚烧旺盛，火焰由黄褐色变为灰白色，最终变成白色。一般火舌从电极孔穿出很高，当火焰下降欢腾削弱即可完毕拌和。拌和时刻一般为5～15min，长短由熔体量决议。取样分析后，决议是否持续拌和或出炉。     ③出炉  当炉前分析合金中稀土含量到达要求档次时，选用高电压中级电流提温至1350℃。出炉前先把门坎用石灰和焦粉垫起，使炉体趋于水平，停电3～5min，使渣铁很好别离。翻开出铁口，先将大部分炉渣放入渣罐，此刻，倾炉有必要缓慢，避免带出合金，然后将剩下炉渣和合金放入另一罐中，将合金彻底放出。出炉后将罐吊至规则地址冷却。冷却时刻表为4～6h。当合金冷至400～600℃时，即可翻罐。放完合金后把炉子康复到正常方位，进行下炉的送电起弧加料。    参 考 文 献    16、B.п.зaйko дp.,CMaль.1983,6:37    17、л.B.Cлeпobaдp.,CMaль.1983,1:25

贵 金属 生产就是从开采贵 金属 矿产，再进行生产加工处理为了达到使用要求的过程。我国铂族 金属 资源量小， 产量 也少； 产量 受到主 金属 矿山生产的限制，在世界上只占很少的份额。1978年前，年 产量 大约为100kg，80年代达到200kg左右，90年代年产也不过三四百千克。贵 金属 生产的铂族 金属 以铂为主，钯其次；铂、钯比约为1.8∶1。这种情况与南非、哥伦比亚相似；这两个国家的铂、钯比分别为1.36∶1与93∶1。而原苏联、美国和加拿大生产的铂族 金属 则以钯为主；铂、钯比分别为1∶2.84，1∶3.5，1∶1.05。1995年中国生产铂290kg，钯171kg，共计461kg，此外还有少量的铑、铱、锇、钌。全国能生产铂族 金属 的厂矿不过两三家。此外，我国的铂族 金属 还通过另外两条途径取得：一是某些冶炼厂，如上海冶炼厂、沈阳冶炼厂和株洲冶炼厂在炼铜的过程中回收少量的铂族 金属 。1980年全国通过这一途径回收的铂族 金属 有15～17kg（付荫平，1981）。另一条途径是从废旧仪器、仪表及冲剪的下脚料中回收。近年来包括铂族 金属 在内的贵 金属 由于电子工业中用量的增加，使废弃的电子元件、电路板、报废的计算机、影视通信器材及生产加工过程中的冲剪屑等成为贵 金属 的重要二次资源。国外也很重视从汽车尾气净化催化剂中回收铂族 金属 ：铂族 金属 在汽车工业中的用量已占相当份额；全球每年生产蜂窝状催化剂5000万个以上，每个需用1.2g铂族 金属 ，如1993年用铂53t，钯22t，铑11t，合计86t。铂钯用量占当年全部工业消耗的50%，铑占90%。当年从废催化剂中回收铂8.9t，钯3.3t，铑0.9t。目前我国从铂钯废弃物中回收的总量不是太多。据中国科学院昆明贵 金属 研究所统计，全国每年回收再生铂族 金属 2.5t（其中80%在部门内部循环使用）。但对铂族 金属 稀缺的我国来说，其经济效益是不可忽视的。贵 金属 （Precious metal），通常用来指代黄金，白银和白金三种 价格 昂贵，外表美观，化学性质稳定，具有较强的保值能力的 金属 。其中黄金的地位尤其重要。在布雷顿森林体系崩溃之前，西方各国货币均与美元挂钩，美元则与黄金挂钩，许多国家都公布本国货币的含金量，黄金的地位非常重要。1970年代後，随着世界金融格局的重组和通货膨胀得到缓解，黄金等贵 金属 的地位有所下降，但仍被视为世界通用的交换媒介和保值工具。想要了解更多关于贵 金属 生产的资讯，请继续浏览上海 有色 网（ www.smm.cn ） 有色金属 频道。 

3.防止四价钛的过量复原    钛的出产进程中，为了按捺钛液的二价铁氧化成三价铁，必须用铁屑或铁粉将悉数三价铁复原为二价铁，而且还要将少数四价钛复原为三价钛。其复原反响式如下：    一般常压水解的钛液要求含有三价钛1-3g/L,加压水解钛液含有三价钛为2-5g/L.超越这个量就归于复原过量。依据核算，每复原过量2g/L,则1吨钛就要多耗费硫酸16. 4kg,多糟蹋钛13. 4kg.原因是这些多耗费的硫酸是无效酸，这些复原过量的三价钛在水解时不能水解为偏钛酸沉积，而随废酸排放掉了。不过有些供应商在水解前用三价钛很低的钛液来分配，使之得以拯救。    4.防止氧化过量    在酸解时将熟化好的热料冷却，需求鼓人空气将其吹冷；在浸取时为了加快固相物的溶解，需求鼓人空气进行拌和；在加铁屑或铁粉复原时，相同需求鼓人空气进行拌和，直到放料前才中止拌和。鼓入空气的进程，也是空气中的氧气氧化钛液中的二价铁成三价铁或将三价钛氧化成四价钛的进程。这个氧化进程也需求耗费一定量的硫酸。其氧化反响式如下：    依据这个氧化反响的核算，每鼓人空气1L,就要耗费硫酸1. 84g,这种酸归于无效酸。一起被氧化成的三价铁终究又要用铁屑或铁粉将其复原为二价铁，这个铁屑复原也需求耗酸。由此可见，出产进程中过多地鼓人空气是有害的。酸解每锅需加人等量的硫酸和等量的钛铁矿，而每锅终究的有用酸不同，乃至有些距离很大。这首要是因为每锅鼓人的空气量不相同，其所耗费硫酸的量不相同所造成的。

十三、浓硫酸和废硫酸参加量的核算    酸解时浓硫酸和废硫酸的加人量能够选用下列核算公式进行核算：式中  x—浓硫酸加量，kg;      y—废硫酸加量，L；      f—酸矿比；      C1—浓硫酸浓度，％；      C2—废硫酸浓度，％；      p—废硫酸密度，kg/L；      C3—反响时硫酸浓度，％；      G—矿粉投料量。    【例】试核算，投矿粉3100kg,酸矿比为1.55：1，浓硫酸浓度为95％，废硫酸浓度为21％，废硫酸密度为1. lkg/L,反响时硫酸浓度为87. 5％，求应加浓硫酸和废硫酸各多少？    解：设应加浓硫酸为xkg，应加废硫酸为yL    十四、影响浸取的要素    1.固相物的多孔性    若固相物为多孔物，则遇水易渗人微孔内部，触摸面大，极易溶解；若固相物结实少孔，则难以浸取。    2.固相物的温度    固相物温度高有利于浸取。可是>80℃，易使钛液安稳性变差，乃至发作前期水解。    3.浸取的浓度    浸取钛液的浓度越高，则浸取越慢，但浓度不能过低，过低会发作前期水解，会添加浓缩的工作量，乃至对水解产品偏钛酸的结构发作不良影响。[next]    4.是否发作前期水解    固相物如发作不同程度的前期水解，浸取时就有许多僵块，溶化不掉，影响浸取速度。    5.加浸取水的速度    加浸取水的速度要与固相物的溶解速度相适应。一般来说，设备大加水速度要快，设备小加水速度可慢些。    十五、固相物的浸取操作    依据影响钛液安稳性的酸、水、热的联系，在铁铁矿与硫酸进行酸解今后，对固相物浸取时，一开端溶液浓度低、酸度小、温度高，易发作前期水解，即易由其热敏性而发作胶体物。或一开端加水多，刚加到固相物表面的那部分含钛少，部分到达稀释度而发作前期水解。为了避免发作这种缺点，应先加人大流量的收回废酸和有必定酸度的洗残渣、洗硫酸亚铁晶体的淡钛液，使其添加酸度，一同加人大流量的水。并加大冲气、加速浸取，要是加浸取水的速度太慢、量太少，则浸取初期的温度太高，浸得的钛液安稳性会下降，亦简单发作前期水解。因而要严格操控浸取时的温度、酸度和浓度，尽量避免钛液发作前期水解，避免影响钛液沉降、净化和后期水解。水洗，进而构成钛产值和质量的下降。    十六、钛液的复原    铁在钛铁矿中以二价和三价两种不同状况存在，因而在浸取的钛液中既有硫酸亚铁(FeS04），又有硫酸高铁「Fe2(S04 )3〕。这两种铁盐在必定条件下，会发作水解而生成沉积，其水解反响式如下：    上述两个反响只要在到达必定的pH值时才会发作。硫酸亚铁在酸性溶液中是安稳的，只要在pH值大于6.5时才开端水解，因而在钛液水解过程中，因为钛液酸度大，它始终保持溶解状况，待到偏钛酸洗刷时才得以除掉。而硫酸高铁在溶液中的危害性比较大，因为它在pH值为1.5的酸性溶液中即开端水解，生成氢氧化高铁沉积。在偏钛酸洗刷时，当pH值到达1. 5就会水解生成氢氧化高铁沉积稠浊在偏钛酸中，待到媛烧时即变成红棕色的三氧化二铁混在钛中，而影响产品的白度。为了避免这种现象的发作，在钛液中就不允许有三价铁的存在，因而有必要把三价铁复原成二价铁。    铁屑或铁粉是一种廉价的复原剂，加人铁屑或铁粉的意图主要是将钛液中的三价铁复原成二价铁。其复原反响的反响式如下：[next]    终究复原到什么程度才算将三价铁复原结束呢？钛液中高价态的有三价铁和四价钛，因为三价铁的被复原势大于四价钛的被复原势，有必要将三价铁悉数复原结束，才轮到四价钛的被复原，也便是说，当钛液中呈现三价钛，阐明钛液中现已没有三价铁了，三价铁现已悉数复原成二价铁了。其四价钛复原为三价钛的反响式如下：    加铁屑的另一个意图是能够将一部分重金属离子复原为金属随残渣而被除掉。    因为在生产过程中钛液常常遇到与空气触摸或以压缩空气拌和等氧化条件，要是没有三价钛存在，则二价铁很快被氧化为三价铁。可是，因为三价钛的被氧化势大于二价铁的被氧化势，有氧化条件的话，其必定先将三价铁悉数氧化完，才轮到二价铁的被氧化。因而在钛液中保持有必定量的三价钛，能够确保二价铁不被氧化，使钛液始终保持没有三价铁的存在。不过，过多的三价钛存在是晦气的，因为在水解时，三价钛不会发作热水解生成偏钛酸沉积，冷水解也要在pH值>3才干水解，故其留在母液的废酸里，若废酸不加以收回运用，则会构成钛的丢失。    十七、酸解、浸取和复原需求操控的目标    ①硫酸浓度＞92.5％。    ②钛铁矿的质量要求。    ③蒸汽压力≥0. 5MPa。    ④空气压力≥0. 3MPa。    ⑤酸矿比为（1.50一1.60）：1（加压水解法），或（1.45～1.55）：1（常压水解法）。    ⑥反响时硫酸浓度85％-90％。    ⑦预热引发温度80-120℃。    ⑧老练时刻1-6h。    ⑨助冷时刻10 - 30min o    ⑩浸取温度 。这90kg硫酸是与非钛杂质起反响而耗费的，是白白浪费了的，归于无效酸。因为总有用酸基本上是操控在必定规模的，无效酸多了，相对来说有用酸就少了。为了使钛液确保含有必定量的有用酸，就有必要多用酸·要对错钛杂质少了，一就能够少用酸，然后能够节省硫酸，而且能够削减生产上除杂质的困难程度。为此，有些供应商将买回的矿砂在破坏之前进行一次磁选。    2.选用含Fe203少的矿和铁屑    在钛铁矿含总铁大体相同的前提下，其间含Fe203越多，其耗费硫酸就越多；在运用铁屑或铁粉时，铁锈（含Fe203）越多，其耗费酸也越多。其反响式如下：    从上述反响式可知，1 mol Fe2O3（相当于2mo1 Fe)，需求耗费3mo1硫酸，而1 mol FeO或lmol Fe,只需求耗费l mol的硫酸，阐明钛铁矿或铁屑中Fe2O3含量高，耗费的硫酸就多。别的，Fe2O3与硫酸效果生成的是三价的硫酸铁，终究要用铁屑或铁粉悉数复原成二价的硫酸亚铁，复原越多，耗用的硫酸和铁屑都多。因而，为了节省硫酸和铁粉，生产上就应该选用含Fe2O3较少的钛铁矿和铁屑。

国际铂矿资源分类国际铂矿资源可分为3类:即原生铂矿伴生铂族金属的铜镍硫化共生矿并非一切硫化镍、铜矿都伴生铂族金属砂铂矿。它们的成矿都与超基性、基性岩浆活动有关。砂铂矿是含铂或含铂、铬超基性岩体经长时间天然风化、剥蚀解离、水流冲刷筛选、运移富集构成的曾广泛散布于国际各地是1778年人类发现并命名铂今后首要挖掘运用的铂矿资源并连续近150年。现多已干涸。 本世纪20年代相继发现并挖掘原生铂矿和共生矿至今从2种资源中产出的铂族金属量约各占一半。估量下个世纪的前半期仍将成为人类获取铂族金属的首要资源。两类资源都一起含有铂、钯、锇、铱、钌、铑、金、银8种贵金属及镍、铜、钴等有色金属。归纳运用价值大并且是钌、铑等稀有铂族金属的仅有来历。两类资源的重要差别是:原生铂矿的铂族金属档次高达6g/t以上而镍铜档次98目标安稳牢靠。 南非美伦斯基铂矿选冶:最早运用重—浮流程处理含铂钯715g/t氧化蚀变严峻的混合矿石。重选收回粗粒铂族矿藏产出1个铂族精矿浮选取得多金属混合精矿。现多用单一浮选流程处理铂钯档次56g/t含Cu0114、Ni012的深部原生硫化矿石。吕斯腾堡公司的浮选流程:磨至-74μm约占60当选硫酸铜作活化剂黄药或黄药与二硫化磷酸盐的混合物捕收剂酸为起泡剂用糊精或古尔胶或淀粉作滑石的抑制剂。浮选精矿产率约为315含贵金属约150g/t收回率8285浮选精矿含其他成份:Ni4、Cu213、Fe15、S10、CaO3、MgO15、SiO239。英帕拉公司和西铂公司处理含铂钯约为5g/t的矿石单一浮选的精矿含Pt、Pd约66g/t选收率8285含Ni217、Cu116选收率也各达85含Fe17S7。美伦斯基铂矿石的浮选精矿几十年来悉数用火法熔炼富集。如熔炼贵金属档次100150g/t的浮选混合精矿操控锍产率在15以内锍中贵金属档次可别离≈2600和≈5000g/t。吹炼除铁后的高锍中贵金属档次可达0151以上。有用富集50100倍。312　南非UG-2矿石选冶:矿石中铂族档次6g/t矿藏有硫铂矿、硫钌矿、硫镍钯铂矿、砷铂矿、硫钯矿等赋存粒度很细一般仅13μm。 铜镍含量尽管很低≈0104但首要仍呈镍黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿等常见硫化矿藏存在。粒度多在130μm。铂族矿藏多与微量贱金属矿藏严密连生被后者包裹或粘附其上呈连生体。少数铂族矿藏及连生体沿铬铁矿颗粒边际散布或被铬铁矿和脉石包裹。选用浮—重流程:矿石磨至-74μm占8085硫酸铜作活化剂参加球磨机中用量70g/t异丁基钠黄药SIBX作捕收剂用量200g/tSefroth5004作易碎泡沫的起泡剂用量10g/35贵　金　属t并用压气式浮选机以削减铬铁矿在浮选精矿中的机械夹藏。一段粗选35min三段精选每段8min。浮选目标:原矿铂族档次5123g/t铂族精矿产率1121∑PtAu档次362g/t收回率8817富集约70倍。 精矿含Ni2143、Cu1124、Cr2O33121。浮选尾矿含铂族降至0186g/t。一段精选的中矿再旋流器别离沉砂一段螺旋重选产出含Cr2O342、收回率42的铬铁矿精矿。浮选精矿熔炼富集的条件是:精矿加3膨润土制粒与占精矿14的石灰石熔剂在电炉中熔炼使Cr2O3造渣。1300℃放出的锍含:∑PtAu2770g/tNi1719、Cu1015、Fe4218、S2912。熔炼富集615倍。锍经氧化吹炼除铁取得含Ni48NiCu约75的高锍∑PtAu档次进步至7000g/t017。313　美国斯替尔瓦特矿石选冶:在一切铂族资源中斯替尔瓦特矿石很特殊。矿藏品种和组成与国际最大的南非美伦斯基铂矿层很相似但铜、镍含量更低且钯多铂少。首要脉石矿藏有钙质斜长石、斜辉石、斜方辉石、橄榄石和少数蛇纹石。贱金属矿藏有磁黄铁矿、镍黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿和磁铁矿但总量仅占矿石的1。铂族矿藏有硫镍钯铂矿、碲钯矿、黄碲钯矿和碲铂矿且多与镍黄铁矿连生。 用酸性介质或天然pH介质浮选都能到达较好的目标。①酸性介质浮选:以斜长岩为主的铂矿石密度217g/cm3含Pt311g/t、Pd1015g/t、Au0122g/t、Cu0103、Ni0106。磨石-74μm占78-40μm占55增加硫酸14kg/t使矿浆pH≈4矿浆浓度36当选用巯基骈噻唑—AERO404作捕收剂182g/t聚二乙醇甲基己醚—Dowfroth-250作起泡剂415g/t浮选8min粗精矿产率815粗精矿成份如下:PtPdAug/tCuNiFeSSiO2MgOAl2O3CaO34121081911901240135517217441615111518814粗精矿中贵金属档次算计146g/t收回率88。铜、镍档次算计017选收率别离为69和52。②天然pH介质浮选:以蛇纹石为主的矿石密度218g/cm3含Pt311g/t、Pd9195g/t、Au0119g/t、Cu0103、Ni0106。磨矿浓度58磨至-74μm占90矿浆浓度36当选天然pH≈812捕收剂用AERO317136g/t起泡剂Dowfroth-250618g/t抑制剂Pennfloat391g/t浮选8min粗精矿产率611。粗精矿贵金属档次g/t:Pt5219、Pd14612、Au311含Cu0131、Ni0145。收回率:Pt96、Pd86、Au95、Cu69、Ni49。 粗精矿精选用水溶性聚合物TD和MinfloⅠ作脉石矿藏抑制剂136g/t在调浆桶内参加调浆10min起泡剂和捕收剂同粗选精选的精矿产率44精矿成份如下:PtPdRhIrAug/tCuNiFeSSiO2MgOAl2O3CaO11530510131196180166018671321446182019616519贵金属档次算计440g/t。精选进程铂、钯收回率别离为96和92。中矿闭路回来粗选。还可下降精选收回率削减精矿产率进步精矿档次。如铂、钯精选收回率降至85和82时精矿中贵金属档次可进步至g/t:Pt192、Pd656、Au16还含副铂族金属12g/t7个贵金属算计876g/t。贱金属档次:Cu314、Ni612、Fe18、S16。精选精矿的工艺矿藏查定:硫化矿藏有镍黄铁矿、黄铜矿、黄铁矿、斑铜矿等脉石矿藏有辉石、斜长石、绿帘石、绿泥石铂族矿藏有硫镍钯铂矿、碲钯矿、硫钯矿和镍硫钯矿铂族矿藏粒度均

 铍铜原生态的矿产料此图片为铍矿物原生态的图片，他的化学成分是：Be3 Al2 (SiO3)6 （有数字的为下标） 俗称 铍铝硅酸盐 铍矿物原生态矿产料看起来是很漂亮的，在古代是达官贵人来显现其身份和位置的一种标志物，但到拉提炼技能的呈现，铍本身的特性就被科学家不断的发掘和使用，但是铍占国际的资源很少的一部分，被归类为稀有金属，也由于铍的密度不高，也把他归类为稀有轻金属，总结一下：能够定为“贵有色轻金属”铍的化学性质较生动，能够构成聚合物，与其他的物质组成时能够构成共价化合物。铍铜的呈现要归为近代的材料科学发展史拉！

九、钛液的安稳性及其对出产的影响    安稳性又称安稳度，就是在钛出产中，铁液在条件改变的情况下，有发作前期水解而分出白色胶体粒子的倾向，这种倾向的强弱程度称为钛液的安稳度。表明这种倾向强弱的特性称为钛液的安稳性。钛液的安稳性是以每毫升钛液，用25℃的蒸馏水稀释到刚呈现白色污浊时，所需求蒸馏水的毫升数来表明：    安稳性是衡量钛液质量好坏的重要目标。一般颜料级加压水解钛液的安稳性操控在K≥350;常压水解钛液能够放宽到K≥300。要是呈现安稳性差的钛液，则会对钛出产带来下列不良影响：    ①钛液简单呈现前期水解而生成胶体微粒悬浮于钛液中，形成沉降和压滤的困难，以至于影响产值的进步；    ②钛液发作的含钛胶体微粒，终究要跟残渣一同沉降而被除掉，使钛的回收率下降；    ③钛液归于非颜料级钛液，只能出产出等级低的珐琅钛，这种钛报价较低；    ④钛液后期水解所生成的偏钛酸，有一部分粒子较小，简单形成水洗穿滤丢失，直至锻烧时从烟囱飘散不少，使回收率下降；    ⑤这种钛液自身就现已发作前期水解而生成有胶体微粒，这种胶体微粒极易穿过滤层而存在于钛液中，到后期水解时，成为不良的结晶中心，使水解得到的偏钛酸粒子巨细不均匀，简单吸附较多杂质，不只使水洗时刻延伸而影响产值，还使产品带色影响白度。一起不规则的小颗粒多，还会形成锻烧时易烧结，而使产品的白度、消色力和涣散功用下降，影响到产品的质量。    十、钛液的前期水解及影响钛液安稳性的要素    一般来说，从酸解后到未进行后期正式水解之前，钛液中不该含有偏钛酸和正钛酸这两种胶体粒子，可是有时在钛液的浸取、复原、运送和寄存过程中，由于操作不妥或条件改变，而在钛液中呈现上述两种白色胶体物质，这种现象称为钛液的前期水解。    要想了解影响钛液安稳性的要素，还得从钛铁矿的酸解和钛液的水解中去找原因。    1.由酸解的反响式(1)、反响式(2)比较可知，在相同的钛铁矿下，反响式(1)用酸多，得到的是安稳的硫酸钛，而反响式(2)用酸少，得到的是不安稳的硫酸氧钛，阐明酸解时用酸多对进步铁液的安稳性有优点。[next]    钛液水解的首要反响式如下：    从反响式(7)、反响式(8)、反响式(9)可知，三个水解反响都生成新硫酸，阐明钛液中酸多会使水解反响可逆，能够按捺前期水解的发作。所以酸解时用酸较多或浸取时加废酸较多，使钛液中含酸浓度增大，对进步钛液的安稳性有优点。    从实验可知，取浓钛液1mL,测得其安稳性为400；若取相同的浓钛液1mL，再加人浓硫酸1滴，成果测得其安稳性为450，阐明多加酸其安稳性会进步。    2.从水解的反响式(7)、反响式(8)、反响式(9)可知，水是反响物，按化学反响规则，添加反响物会使反响向右进行，添加了水，就添加了反响物，就有利于水解的进行，而使钛液不安稳，阐明水多没有优点。    由反响式(8)、反响式(9)比较可知，在平等的硫酸氧钛的情况下，反响式(9)加水多，反响式(9)在冷的条件下也能发作水解反响。由此可见，在相同的条件下，钛液越稀（水越多）其安稳性就越差。    3.从反响式(7)、反响式(8)、反响式(9)三个水解反响式可知，钛液的水解是吸热反响，因而加热会使反响向右进行，会促进钛液发作前期水解而使钛液不安稳。从实验可知，同是1mL钛液，在12℃，K=500；在25℃，K＝400；在65℃，K＝200；在100℃，K=0。由此可见，温度上升，钛液的安稳性下降，加热对钛液的安稳性晦气。    综上所述，影响钛液安稳性差的首要原因是酸少、水多、加热。那么要进步钛液的安稳性，就有必要针对钛液的酸度、浓度、温度这三个首要要素进行分析研究并加以操控。    1．酸度    酸解用酸多既可进步钛液的安稳性，又可使酸解反响较彻底而进步酸解率，可是用酸过多，既会添加硫酸的耗费，增大钛的出产成本，又会增大后工序钛液后期水解的困难，由于从水解反响式可知，酸多会使水解反响可逆，偏钛酸粒子难以长大，水解率下降，水洗时由于偏钛酸粒子细而呈现穿滤丢失形成丢失。因而要权衡利弊，优化出一个既使钛液安稳，不至于呈现前期水解，又要有利于后期水解的最佳用酸量。    依据酸解反响式核算，要想得到安稳性高的硫酸钛，则要按反响式(1)反响，这样其酸矿比是1. 932：1,也就是说，1吨钛铁矿要用1. 932吨的硫酸；要想得到安稳性差的硫酸氧钛，则要按反响式(2)反响，这样其酸矿比是1.29：1，也就是说，1吨钛铁矿要用1. 29吨的硫酸。除此之外，其他化合物特别是铁的氧化物也要耗费必定量的酸。一般来说，酸矿比越大，用酸越多，钛液就越安稳；酸矿比越小，用酸越少，钛液就越不安稳。从理论分析和实践运用证明，加压水解流程选用酸矿比在(1.50-1.60)：1为最佳比值；常压水解流程选用的酸矿比在(1.45-1.55)：1为最佳比值。终究选用多少才适合，还要视钛铁矿的质量、工艺要求的酸度和浸取时是否加废酸及废酸加人量而定。[next]      2.浓度    ①酸的浓度  运用硫酸的浓度和操控反响时硫酸的浓度，对铁液的安稳性影响较大。运用时硫酸其浓度大于96％时，酸解反响所得到的固相物结实，多孔性差，浸出时很难溶解，所得钛液的安稳性会下降，当然酸解率也低；若运用的硫酸浓度小于92％，则酸解后的固相物不易固化，乃至呈糊状，反响不彻底，浸出所得的铁液安稳性也差，还会形成沉降等净化的困难，酸解率也不高。一般运用硫酸的浓度在92％-96％之间为宜。现在许多供应商都探索并把握了浓酸反响的规则而直接选用98％的硫酸进行酸解。    反响时硫酸的浓度大于90%，则反响温度高，使反响初期的生成物在反响完毕时已发作前期水解而使钛液不安稳；反响时硫酸的浓度小于85％，浸取所得铁液的安稳性也差，一般操控反响时硫酸的浓度在85％-90％之间。实践证明，运用越浓的硫酸，反响时稀释的浓度要偏低限；运用较稀的硫酸，反响时稀释的浓度要偏高限。不过运用稀酸时，由于酸解加水较少，水与硫酸效果发作的热量少，常常需求用加蒸汽的办法来进步引发热，才干取得较好的酸解效果。    ②钛液的浓度  较少、钛液的Ti02浓度较高，溶液不简单分出胶体颗粒，安稳性较好；水太多，浸取的浓度太低，则钛液不安稳，简单发作前期水解，一起对后期水解产品偏钛酸的颗粒巨细和结构也会发作不良影响，还会添加浓缩的工作量。为此在加水浸取时，有必要严格操控，相对密度一般操控在1. 5-1. 55之间，即总Ti02含量要≥120g/Lo为了削减水分，在将钛液结晶时，除掉大部分硫酸亚铁的一起，也带走了许多的结晶水，使钛液的总Ti02浓度得到进步，有利于钛液安稳性的进步。为了削减水分，还有必要将钛液进行浓缩，使其持续除掉一部分水，使总Ti02含量到达(200±5) g/L（加压水解）或215-230g/L（常压水解），以利钛液浓度增大、安稳性进步和后期水解时制出具有优胜颜料功用的钛。    依据酸度小、浓度低（水多）会引起钛液安稳性差，易呈现前期水解现象，因而洗残渣、洗硫酸亚铁晶体、洗设备的水，尽量不用许多的自来水，而用少数的废酸水。    3.温度  温度上升，钛液的黏度下降，这对杂质颗粒的沉降有利，可是对钛液的安稳性却晦气。由于温度过高，钛液的安稳性下降，会呈现前期水解。钛液要采纳负压蒸腾浓缩的原因，一就是由于常压蒸腾温度高，钛液安稳性下降，很快就会呈现前期水解。而钛液水解的临界温度为80℃，选用真空浓缩，沸点能够下降到80℃以下，这样既确保了水分的许多蒸腾，又确保了不会呈现前期水解。由此可见，温度上升，钛液的安稳性下降，温度下降对钛液的安稳性有利。一般浸取时操控温度要小于75℃，净化时操控温度在（60士5）℃。[next]    若钛铁矿中三价铁含量高，其酸解浸取所得的钛液其安稳性会差一些。原因之一是三价铁含量高，其酸解反响放出的热量多，温度高，反响剧烈，有时乃至呈现冒锅现象，极简单呈现前期水解而使钛液不安稳；原因之二是三价铁含量高，酸解反响自身就需求多耗费硫酸，何况制出的钛液需求许多铁屑（或铁粉）来将三价铁复原成二价铁，而多耗费铁屑复原，也需求多耗费硫酸，这些耗费的硫酸归于无效酸。在定量的酸中，无效酸多了，相对来说有用酸就少了，即游离酸少了，这样钛液的安稳性就会下降。    影响钛液安稳性的三个要素效果次序为：温度＞酸度＞浓度。在较低的温度和较弱的酸度下，浓度高，含水少，钛液较安稳；浓度低，含水多，钛液安稳性差。可是在温度高、酸度大的情况下，钛液浓度的凹凸影响钛液的安稳性居次要位置。在80℃以下，钛液的安稳性随酸度的增大而进步。可是在80℃以上乃至更高的温度下，酸度偏大的钛液也不安稳，也能进行热水解而生成偏钛酸，只不过酸度大，水解将遭到必定程度的按捺，乃至难以水解，水解得到的偏钛酸粒子偏小，水解率也偏低。当然酸度很大的话，那就不是按捺水解的问题了，而是反响可逆，生成的偏钛酸被溶解的问题了。    十一、酸解锅的结构及酸解操作    酸解锅的结构是：外壳为钢板，锅内先搪一层铅，然后用耐酸胶泥砌上两层耐酸砖；烟囱用钢衬两层耐酸砖，或用厚的硬聚氯乙烯塑料板制成，要大一些，使反响发作的许多水蒸气、S02、S03等气体能及时排出；锥底的散布板用铅或耐酸陶瓷制成，开孔的视点要确保紧缩空气能均匀地吹到反响锅的四周而不留死角，好让固相物溶解彻底，大型酸解锅的散布板常规划成泡罩形，有利于紧缩空气散布均匀和防止杂物阻塞孔眼；放料阀既要耐温、耐腐蚀，又要能满意放料、通紧缩空气、通蒸汽的功用；国内一般运用的容积为12-50m3，国外一般为90m3，引入国外的3套设备的容积都为130m3，酸解每锅投矿为27-30吨。酸解锅的高度（含锥底部分）是直径（圆柱部分）的两倍。锥底夹角a为60°。酸解锅的结构如下图所示。    酸解的操作：在我国引入的技能中，酸解前遍及选用质料硫酸预稀释和矿酸预混合。酸解是在酸解锅中进行的。在锥底通人紧缩空气激烈地拌和下，先按配方投人硫酸，然后投人矿粉，使矿粉与硫酸充沛混合，再加定量的稀释用的废酸水，持续拌和，由于废酸中的水与硫酸发作水化效果而生成许多的热，使锅内物料的温度上升很快。再用蒸汽直接加热（若水化热已满足引发主反响，就不用外加热）。当锅内反响物温度升高到80-120℃时，当即中止加热，一般加完稀释废酸水后10-20min，即发作剧烈反响。由于反响是放热反响，反响物的温度会急剧上升，在数分钟内到达最高温度（约250℃）。在这一阶段内，反响十分剧烈，酸解锅会呈现能够察觉到的震动感，一起排出许多的SO2、SO3和水汽，反响通过黏稠阶段而逐步凝结成多孔的蜂窝状固相物。主反响完毕后，中止鼓人紧缩空气，让其熟化一段时刻，使其持续反响而反响得更彻底，有利于进步酸解率。熟化时刻往后，即通人紧缩空气进行助冷，当冷却到90-120℃，即加废酸、淡钛液和自来水进行浸取。然后加铁屑（或铁粉）进行复原，即得到钛液。有时加铁屑复原时，反响剧烈，有气泡冒锅，可撒人少数洗衣粉消泡。[next]    国内钛厂的浸取，大都是从锅顶一次性加人，这样浸取液自上而下地渗人固相物，遭到从底部上升的用来拌和的紧缩空气流阻遏，渗人的速度较慢，坐落固相物上部的浸取液的酸度不能很快进步，加水量又大，溶液浓度稀，酸度小，就会或多或少地发作前期水解，导致沉降效果的恶化。    国外有选用将少数废酸加人洗渣水和洗硫酸亚铁晶体的淡钛液中，然后将其从酸解锅的底部加人，这样，简单将固相物空地中的空气排出，并且酸水在上升的过程中，酸度逐步进步，当酸水充溢固相物时，开端用紧缩空气拌和，这时固相物上部的温度可达80℃，但不会发作前期水解现象。原因是温度高的浸取液，酸度也高，随着水的持续加人，温度很快降到70℃以下。    十二、酸解率和进步酸解率的办法    溶液中可溶钛总量（以Ti02计）占所投铁铁矿中所含钛总量（以Ti02计）的百分比，称为酸解率：    能够从下列八方面进步酸解率。    1.恰当延伸熟化时刻    酸解反响后要进行熟化，其意图是让固相物逐步冷却，在这个冷却过程中，让一部分未酸解的矿粉持续与存在的游离酸效果，以利进步酸解率。熟化时刻长，酸解率得到进步，但固相物温度低，浸取速度慢；熟化时刻短，固相物温度高，浸取时刻短，但酸解率抵。一般依据酸解锅容积的巨细、投矿量多少、室温凹凸而操控在1-6h,投矿量大，熟化时刻要长，投矿少，熟化时刻要短。笔者做过这样的实验，在12m3的酸解锅中，熟化时刻由3h缩短到1h,其酸解率并未见下降。对此笔者以为，在酸解剧烈反响阶段，硫酸浓度大、反响温度高，能起反响的矿都应该起反响了。而反响后，特别是再经熟化1h后，酸度和温度都大为下降。这样，寄望于延伸熟化时刻来进步酸解率是有困难的。延伸了熟化时刻，只能延伸酸解周期，影响到产值的进步。    2.恰当进步反响硫酸的浓度    硫酸是一种生动的强酸，能够任何份额溶于水，一起放出许多热，硫酸浓度对酸解反响影响较大，在酸矿比必守时，恰当进步反响硫酸浓度，有利于加速酸解速度和进步酸解率。大于96％的硫酸比92. 5％的硫酸反响急剧，这不只由于将其稀释至工艺要求时放出的热量多，并且由于浓度增大时，H+离子和S02-4离子渗人钛铁矿物表面裂缝中的概率增大，使H+-SO2-4离子对的偶极效果和固体表面的在位效果加强而使钛铁矿的分化速度加速。[next]    3.恰当进步酸矿比    酸矿比越高，反响越彻底，酸解率也越高。但过高的酸矿比使硫酸单耗上升，而酸解率的进步却不明显。    4.恰当进步酸解温度    钛铁矿粉与硫酸的分化反响，自身会放出许多的热，反响式如下：    一般情况下，开端时物料需求恰当加温，以引发酸解反响，这种引发热，常常是在加人稀释的废酸时，由于水与浓硫酸效果而发作必定量的热，若所发作的这些热没有到达引发热的要求，则要外加蒸汽加热；若这些热已足以到达引发热的要求，则不用再加热。    一般来说，温度越高，反响越剧烈，也越彻底，酸解率也越高，可是酸解反响是放热反响，当引发反响开端时便放出许多的热，使反响温度敏捷上升，短时刻内到达200℃以上。要是事前估计不足，加热过多，物料温度过高，例如＞130℃，则会使主反响来得过早，不只会使反响过于强烈而发作冒锅或前期水解现象，还使酸解率下降，乃至生成的固相物难以浸取；假如加温过低，例如＞60℃，则引发主反响的时刻长，反响不剧烈，简单生成难溶的固相物，酸解率也低。主反响完毕，当即中止吹风，持续坚持高温，有利于进步酸解率。    5.矿粉粒度小而均匀    矿粉粒度越大，反响越慢，乃至有些粗颗粒不反响，而使酸解率下降；矿粉粒度不均匀，有粗有细，在反响时，细粒先反响，细粒反响后，硫酸浓度下降了，粗粒反响不彻底，酸解率也低。    6.拌和要均匀    反响前拌和不均匀，有未分散的矿粉团，会影响酸解率。拌和得太猛，物料过多地溅在锅壁上，无法反响，也会下降酸解率。    7.选用好矿    选用酸溶性好的矿，钛溶出率高，酸解率也高；由于金红石型矿极难被硫酸分化，因而有必要选用金红石成分少的矿，方能进步酸解率。    8.防止发作前期水解和呈现不溶的固相物。由于呈现这些现象都会使酸解率下降。

一、酸解方法    根据参与反应的硫酸浓度和最终反应产物的状态，钛铁矿酸解的方法有液相法、两相法和固相法三种。    1.液相法    采用55%-65％的硫酸，酸解反应在液相进行，反应温度为130℃-140℃，反应时间为12-16h,为了防止早期水解，酸比值（F）控制在3-3.2，直接得到硫酸钛溶液。    2.两相法    采用65%-80％的硫酸，反应温度为150-200℃，反应时间为6-8h，F值控制在1.8-2. 2，加热至有沉淀析出为止，所得产物呈糊状，加水浸取后，生成悬浮溶液，反应率达85％一90％。    3.固相法    采用80％以上的硫酸，反应剧烈迅速，在5-30min内完成，反应最高温度达250℃，由于硫酸的沸点为338℃，所以能够适应这一要求。所得产物为固相物，然后加水浸取为溶液，控制F值在1. 6-2. 0，最高酸解率可达97％。    二、固相法酸解的优点    液相法和两相法酸解的反应时间长，耗用硫酸多，钛铁矿的分解率低。与这两种方法比较，固相法具有下列优点：    ①耗用硫酸量最少；    ②反应最迅速，可减少加温时间，缩短生产周期，提高设备利用率和产量，节约燃料；    ③酸解率最高；    ④溶液F值比较低，有利于后期水解的进行；    ⑤设备强度大，生产能力高。    正是由于固相法酸解的优点多，所以工业生产一般都采用固相法。    三、酸解发生的化学反应    钛铁矿的化学组成是偏钛酸亚铁(FeTi03），它是一种弱酸弱碱盐，能与强酸反应，并能进行得比较完全。硫酸分解铁铁矿的反应一般认为是按下列反应式进行： [next]     酸解后生成的硫酸钛和硫酸氧钛之间的比例，由酸解条件而定，从反应式(1)、反应式(2)可以看出，每生成lmol的硫酸钛，需要2mo1的硫酸，而每生成lmol的硫酸氧钛，只需要1 mol的硫酸。由此可见，硫酸过量得越多，越有利于反应的进行，且生成硫酸钛。    四、有效酸    在酸解产物浸取所得的钛液中，硫酸主要以三种形式存在：①与钛结合的硫酸；②与其他金属（主要是铁）结合的硫酸；③未被结合，过剩的游离酸。由于无法单独测定与钛结合的酸和游离酸，只能测定这二者的总和，因此就把这两者的总和称为有效酸。                有效酸=与铁结合的酸＋游离酸    同样的钛液，如果经过浓缩或稀释，其浓度变化了，但其性质仍没有变化。    五、酸比值及其影响因素，酸比值的高低将产生的影响    钛液中有效酸与总钛含量之比值称为酸比值，酸比值又称酸度系数，通常用F来表示：    从公式看，游离酸、与钛结合酸和总TiO2含量等三个因素会影响F值。但是F值只是一个酸比值，它在很多情况下，并不能说明一些本质的问题。例如，钛液经过浓缩或稀释后，其总TiO2浓度和有效酸浓度变化了，但其性质和F值是保持不变的，溶液中硫酸氧钛与硫酸钛的比值改变时，游离酸也随之而变，但是其F值却不会改变；有效酸的测定由于终点不够明显，也容易出现误差，因此F值只能作为生产参考，对其数值要结合工艺过程进行具体分析。    F值的高低，除了能显示钛液中钛的组成、能评价酸的效果与质量外，还会影响水解速率、水解率和水解产物偏钛酸的结构。    六、固相法酸解所得钛液可用硫酸氧钛表达 [next] 中，既有硫酸钛，也有硫酸氧钛。可以认为，如果全部是硫酸钛，则其F值应为2. 45，再加上铁液中尚有一定量的游离酸，那么，其F值更应该大于2. 45。但是固相法浸取所得的钛液的F值，一般只有1.6-2.0，其F值远远没有达到2. 45，更没有超过2.45，因此铁液中硫酸钛的含量不会很多，而铁液的F值＜2. 45时，都说明其含量是以硫酸氧钛为主。固相法钛液的F值只有1.6-2.0，就可以用硫酸氧钛表达。在酸解反应的200℃以上，反应物水和反应生成的水都已蒸发了，具备生成Ti(S04)2的条件，但是用酸矿比为(1. 45-1. 55)：1，不足以将钛变成Ti (S04）2，所以在固相物中还存在TiOS04。Ti (S04）2只存在于固相物，一旦浸取遇水即水解生成TiOS04，因此钛液的钛均以TiOS04的形式存在。    七、与钛结合酸和游离酸的计算    固相法酸解得的钛液，一般F值在1.6-2. 0之间，则FOA值就在30. 45％-63. 07％之间。F值每相差0.1，则FOA值相差8.15％，使用FOA值来表示，更易于控制。

  生产金属硅作为一项工业生产技术，随着金属硅在人们日常生活以及工业生产中的大量应用，被广泛应用在工业生产中。  生产金属硅的工艺一般看来说并不复杂。首先 硅Si 不是金属,是半导体  石英(沙子)与碳在电弧炉中冶炼提纯到98%并生成工业硅，其化学反应SiO2+C→Si+CO2↑  为了满足半导体级高纯度的需要，必须进一步提纯。把工业硅粉碎并用无水氯化氢(HCl)与之反应在一个流化床反应器中，生成三氯氢硅(SiHCl3)。  其化学反应Si+HCl→SiHCl3+H2↑  在此基础上还需要进一步提纯，经过一系列化学分离提纯工艺除去一些电活性杂质，碳和过渡元素杂质，才能使SiHCl3 的纯度达到半导体级的标准要求。  多晶硅采用高温还原工艺，以高纯的SiHCl3在H2气氛中还原沉积而生成。其化学反应SiHCl3+H2→Si+HCl。经过如此提纯工艺技术，可生产出半导体级高纯硅SiHCl3、SiH2Cl2及光纤级高纯硅SiCl4。  金属硅又称结晶硅或工业硅，其主要用途是作为非铁基合金的添加剂。硅是非金属元素，呈灰色，有金属色泽，性硬且脆。硅的含量约占地壳质量的26%；原子量为28.80；密度为2.33g/m3；熔点为1410C；沸点为2355C；电阻率为2140Ω.m。  更多关于生产金属硅的资讯，请登录上海有色网查询。 

镍电解系统净化产出的钴渣，主要元素组成列于表1。 表1  钴渣的主要金属元素的含量Co、Ni、Cu、Fe等金属在钴渣中主要以氧氧化物形式存在，在液固比为（3～4）∶1及机械或鼓风搅拌条件下，用硫酸调pH＝1.5～1.7，通入SO2还原溶解。但在初期未通入SO2之前，因Cl－被氧化而放出氧气，还原浸出期间Ni、Co和Cu呈二价离于进入溶液，在鼓空气搅拌浸出时部分Fe氧化成三价。主要化学反应可表示为：在鼓空气搅拌情况下，可发生亚铁离子的部分氧化，如：还原浸出液的成分列于表2。 表2  钴渣还原浸出液主要成分

原生铂矿是国际出产铂族金属的首要资源。其特点是：①铂族金属档次高，镍、铜档次低，贵贱金属价值比低至五倍，高至数十倍；②尽管镍铜档次很低，但仍首要呈磁黄铁矿、黄铜矿、镍黄铁矿等类矿藏，与共生硫化矿相似；③六个铂族金属都有矿化并共生，尽管矿藏品种杂乱，矿藏粒度很细，但多与有色金属矿藏严密连生或被后者包裹，易于一起浮选富集。因而原生铂矿都用相似于镍铜共生硫化矿的选冶工艺处理矿石，即以镍铜选冶技能作载体使贵、贱金属一起富集，贵贱金属别离后提取贵金属精矿，完成贵贱金属全面综合使用。    （一）南非美伦斯基铂矿选矿富集    前期用重一浮流程处理含铂把7-15g/t,氧化蚀变严峻的混合矿石，现多用单一浮选流程处理含铂族金属5-6g/t, Cu约0.14%，Ni约0.2%的深部原生硫化矿石。矿石中铂族金属的相对份额（％）为：Pt 59、Pd 25、Ru 8、Rh 3、Ir 1、Os 0.8，含CrA 0.25％。    最大的吕斯腾堡铂矿公司的浮选工艺：磨矿至74μm约占60%，硫酸铜作活化剂，黄药或黄药加二硫化磷酸盐的混合物作捕收剂，酸为起泡剂，糊精或古尔胶或淀粉作滑石抑制剂。浮选精矿产率3%-4%，贵金属档次150g/t,选矿收回率82%-85%。精矿中其他成分（％）：Ni 4、Cu 2.3、Fe 15、S 10、CaO 3、MgO 15、SiO2 39。    英帕拉公司和西铂公司处理的原矿铂族金属档次较低（表1  粗精矿成分类/%元素PtPdAuCuNiFeSSiO2MgOAl2O3CaO含量34.2g/t108.9 g/t1.9 g/t0.240.355.72.744.615.115.88.4     粗精矿中贵金属档次算计146g/t,收回率88%。铜、镍选收率分别为69%和52%。    2.天然pH介质浮选    以蛇纹石为主的铂矿石，含Pt 3.1g/t、Pd 9.95g/t、Au 0.19g/t、Cu 0.03%、Ni0.06%。磨矿浓度58％，磨至-74μm占90%，矿浆浓度36%当选，磨矿-浮选进程中不加酸或碱调整剂，介质pH≈8.2，捕收剂用AERO317（136g/t），起泡剂Dowfroth-250（6.8g/t），抑制剂Pennfloat（391g/t），浮选8min,粗精矿产率6.1%，贵金属档次（g/t) : Pt52.9、Pd 146.2、Au 3.1，含Cu 0.31%、Ni 0.45%。收回率（％）：Pt 96、Pd 86、Au 95、Cu 69、Ni 49。    粗精矿用水溶性聚合物TDL和Minflo Ⅰ 作业脉石矿藏抑制剂（136g/t），在调浆桶内参加，调浆10min，用Dowfroth-250作起泡剂，AERO404作捕收剂精选，精矿产率44％，精矿成分如表2。[next]表2  精矿成分表/%元素PtPdRhIrAuCuNiFeSSiO2MgOAl2O3CaO含量115g/t305 g/t10.3 g/t1.9 g/t6.8 g/t0.660.867.32.446.820.96.65.9     贵金属档次算计440g/t。精选进程铂、把收回率分别为96％和92%。中矿闭路回来粗选。还可恰当下降精选收回率，削减精矿产率进步精矿档次。如铂、把精选收回率降至85%和82%时，精矿中贵金属档次可进步至（g/t）：Pt 192、Pd 656、Au 16,还含副铂族金属12g/t，七个贵金属算计876g/t。其他首要成分（％）：Cu 3.4, Ni 6.2, Fe 18、S16。    （四）原生铂矿浮选精矿冶炼    南非原生铂矿浮选精矿及美国斯蒂尔瓦特原生铂矿浮选精矿中贵金属的价值占80%和98%以上，有用收回贵金属是冶炼的首要意图。    通用的冶炼工艺与伴生铂族金属的硫化铜镍共生矿冶炼工艺相似。首先以贱金属硫化物熔炼作载体技能，造渣别离占肯定量的硅酸镁、铁及钙、铝脉石矿藏，使用熔融的贱金属锍（Ni3S2-Cu2S-Fe2S固溶体）对贵金属高效而牢靠的捕集才能，使一切贵金属全面高效地富集在锍中。熔融锍用空气在转炉中吹炼使硫化铁氧化为氧化铁，并与参加的石英生成硅酸铁炉渣别离，取得含铁小于3%和富含贵金属的铜镍高锍（Cu2S-Ni3S2-贵金属固溶体），高锍中贵金属价值占80％以上，冶金上称之为“贵金属铜镍高锍”。    如熔炼含贵金属约150g/t, Cu+Ni约7%的南非吕斯腾堡浮选精矿，悉数贵金属在锍中收回率99%。操控熔炼锍产率在15%以内，贵金属在锍中富集6倍，档次约达1000g/t（0.1%）。氧化吹炼除铁后取得贵金属铜镍高锍含Cu+Ni约70％，贵金属档次达0.2%-0.3%，收回率98%-99%。    UG-2浮选精矿因含高熔点氧化铬矿藏，需用低熔点熔剂（如膨润土）与精矿制粒，加较多的石灰石（精矿量的14%)并在电炉中熔炼。1300℃放出的锍含Pt+Au 2770g/t,Ni 17.9％、Cu 10.5％、Fe 42.8％、S29.2％，熔炼富集6.5倍。锍经氧化吹炼除铁取得含Ni 48％、Ni+Cu约75％的高锍，Pt+Au档次进步至7000 git（0.7％）。    贵金属铜镍高锍的冶炼工艺仍以提取贵金属为首要意图，使用加压硫酸浸出、氯化浸出等强化、高效的贵、贱金属别离技能，尽早地提取出高档次贵金属精矿，防止或削减贵金属在有色金属冶炼进程中的积压、周转和丢失，再从高档次贵金属精矿中有用别离和提取各种贵金属产品。这两段是表现原生铂矿冶炼技能水平，不断研讨、开展并完成技能创新和技能进步的要点。

工业上常以各种含钒矿石为原料制备钒。如在钒炉渣中加入NaCl，经空气焙烧后，先生成NaVO。

   金属硅生产日益稳定，价格将提高。   2006-11-21  据了解，由于雨季基本已经结束，南方的金属硅生产也慢慢进入一个稳定期。之前就因无雨或雨量少的原因而停工的工厂已经基本无法在开工；而水力资源更占优势的地区还在努力经营，并试图提高金属硅市场价格来降低工厂自身的生产压力。  目前，贵州、福建等地金属硅生产保持稳定，由于近期金属硅供应较为紧张，成本也在不断增加，两地的金属硅价格都有不同程度的提高，工厂销售紧凑。  据悉，近期福建、湖南、湖北、贵州等几个金属硅生产大省又将面临为期一周左右的降雨过程，而目前贵州地区已出现较大强度的降雨，预计该地区水库将可得到较大程度的补充。福州地区雨量不大，有生产商反映，目前的降雨对水力发电作用不大，但此次降雨刚刚开始，之后的情况还不得而知。  近日湖南部分地区还未出现降雨现象，只是天气更加阴沉，这对于蓄水发电能起何作用，目前还不好确定。今年湖南地区较为干旱，部分金属硅工厂从9月开始停工。由于水电供应紧张，当地政府只能优先供给居民生活用电，对高耗能企业亮起了红灯。   更多关于金属硅生产的资讯，请登录上海有色网查询。

由于电积法生产镉的电耗大，许多工厂将电积法改为置换法。 美国熔炼与精炼公司的电锌厂，原采用电积法处理来自锌生产第二段净化的镉渣生产镉，现改为置换法，其工艺流程见图1。图1  美国熔炼与精炼公司从镉渣生产镉的工艺流程 芬兰科科拉电锌厂利用第二段净化产出的镉渣生产镉，也是采用置换法生产流程间断作业。科科拉电锌厂处理镉渣成分如下：1号15%～25%Cd，约1%Cu，0.05%Co，0.005%～0.05%Ni，60%Zn；2号22.4%Cd，0.7%Cu，54.5%Zn。

重选法这一从砂矿中收回黄金和其他重矿藏的陈旧办法，在近几十年因为设备和作业技能的发展，它已不单用于砂矿床，也很多用于矿浆浮选前替代板或金泥化浸出前收回单体解离的粗粒金和细粒金。前者可根绝害，后者可缩短化时刻并进步金同收率。二者都可提早产出制品金，加速选厂的资金周转。 南非金矿在挖掘初期首要选用重选－混法收回金。1890年化法引入南非后，重选法在不少矿山被替代。但后来的实践证明：虽然化法提金功率很高，而在磨矿循环顶用重选法尽可能地多收回一些金具有许多长处。即（1）对含金黄铁矿的磨矿，首要保证包裹金的解离程度，以防石英等脉石矿藏过磨；（2）在磨矿循环中从磨机排矿口捕收单体解离金，可避免它再入磨机，使球磨机衬板缝隙中积累的为削减；（3）经预先重选捕金（粗粒单体金捕收更彻底）后的化矿浆，含金量乃至可削减50%，有利于缩短化时刻、便于化操作和进步金收回率；（4）提早捕集收回部分金，可加速制品金的产出，加速资金周转；（5）南非许多金矿脉中含有0.002～0.02g∕t细粒铱锇矿，如不选用重选则会损失于尾矿中。尤其是处理含金高的富矿石时，在过程中刺进重选作业更为有利。因而，重选法能够运用于全部含于10g∕t的矿石。 鉴于上述原因，南非金矿山中如今约有近三分之二的选厂都选用了一种或几种重选办法。在这些选厂中，运用最广的是改进型约翰逊圆筒选矿机、带式格条选矿机、平面床选矿机、灯芯绒溜槽、跳汰机等。这类选矿机用于南非含粗粒金的选厂，金的重选收回率有的高达75%或以上。在其他国家，重选法的运用也适当广泛。近百年来，国表里推出了许多重选设备。其间一些新式和改进型设备，不管在金的粒度收回下限和收回率上，仍是在作业条件的简化上，都达到了较好的水平，且多各具特性。 约翰逊圆筒选矿机为一长3.66m接连滚动的圆筒，轴向歪斜10%，圆筒内衬灯芯绒布。其改进型圆筒选矿机，轴向歪斜2.5°～5°，圆筒内衬以与轴向平行的锯齿状橡胶格条（见图1）。格条深3mm，宽3.5mm，距离3mm。简体滚动方向与橡胶格条的锯齿顶级相反，当矿浆沿圆筒轴向活动时，重矿藏则沉积于格条内。当它旋转至极点时，喷水管喷出的水行将重矿藏冲刷至精矿槽中。此种选矿机用于处理来自水力旋流器底流或二次球磨机排料。它操作简略，功耗低，1kW的电机就足以使圆筒滚动。表1是南非三种圆筒选矿机的规格及作业目标。产出的精矿再经带式格条选矿机富集后进混。表1  约翰逊圆筒选矿机的规格及作业目标选矿机尺度∕mФ0.61×3.66Ф0.76×3.66Ф0.91×3.66歪斜角∕（°）542.5转数∕r·min－10.100.1253.00给矿水力旋流器底流水力旋流器底流二段球磨机排矿处理矿石才能∕t·h－1540125矿浆水分∕%234930粒度∕mm＋0.295～－0.074＋0.295～－0.074＋0.295～－0.074原矿档次∕g·t－15304630尾矿含金∕g·t－13001020精矿产率∕%1.50.272.0金收回率∕%437833图1  约翰逊圆筒选矿机 带式格条选矿机又称机械溜槽，它由灯芯绒条状橡胶格条带连接成无极带，足对粗精矿进行精选的选矿机。胶带宽1.52m，带面歪斜10°～12°（图2）。皮带移动速度由齿轮减速机降至0.1～0.36m／min。格条高3mm，距离5mm。供入矿浆的流向与皮带移动方向相反，精矿捕集于格条内上行至床头下部，由喷水冲刷至精矿槽。尾矿顺皮带下贱从床尾排出。南非用于处理圆筒选矿机精矿和平面床选矿机精矿的带式格条选矿机的规格及作业目标如表2。表2  带式格条选矿机的规格及作业目标带面规格（长∕m×宽∕m）3.05×1.523.20×1.523.35×1.52歪斜角∕（°）101010皮带移动速度∕m·min－10.360.100.25处理矿石才能∕t·h－10.32.08.0矿浆水分∕%969091粒度∕mm＋0.295～－0.074＋0.295～－0.074＋0.295～－0.074当选粗精矿金档次∕g·t－122200110550尾矿含金∕g·t－110104090精矿产率∕%1320.67金收回率∕%956484图2  带式格条选矿机 平面床选矿机呈阶梯形有三级，又称三段平面床选矿机。因为该机没有运动部件，实际上不必修理，而被南非许多选厂用于从二次球磨排矿中捕集金。此种选矿机一般2～3台串联运用。床面选用钢制或木制，格条橡胶带呈纵向排铺在阶梯床面上。阶梯的下方有一条横向的窄槽，以搜集从格条中下贱的精矿。格条上面活动较快的矿浆则顺流进入下一级。产出的精矿，经詹姆斯摇床或带式格条选矿机进一步富集后，用混法收回金。南非用平面床选矿机的规格及处理二次磨矿排矿的作业目标列于表3。表3  平面床选矿机的规格及作业目标规格（长∕m×宽∕m）1.52×0.761.52×1.071.52×1.22串联台数∕台232歪斜角∕（°）81010窄槽宽∕mm＜251030处理矿石才能∕t·h－1553360矿浆水分∕%＜355033粒度∕mm＋0.295～－0.074＋0.147～－0.074＋0.295～－0.074原矿档次∕g·t－15742090尾矿含金∕g·t－11728540精矿产率∕%1.01.01.0金收回率∕%703255 灯芯绒溜槽于1922年开端用于南非以替代混板。因为它捕金作用杰出，又能节约人工与，避免工人盗窃金和消除流涎症（中毒症状），至今仍为南非广泛选用。溜槽床面和支架均用混凝土制成，槽面长2.74m，宽1.52m，面积大，一般4～数h换一次灯芯绒布，作业过程中无须专人看守。它被广泛用在分级机回路中捕收单体金。 尼尔逊水力选矿机是近三十年才发展起来的离心锥盘式选矿机（图3）。锥盘呈截头圆锥形，内径762mm（35"），由表里两层组成。锥盘转数400r／min，功率5.6kW。内锥盘上按50mm×50mm（2"×2"）的距离开Ф1.6mm（1／l6"）的孔，静压水从锥体下供入，经过孔眼进入内锥体内构成“水垫”坚持精矿一直处于疏松活动状况，不致沉积过紧。给矿粒度小于6mm，处理才能20～23m3∕h，耗水量1.8m3／min。该机作业时的离心强度约为重力的300倍，能使轻矿藏上浮井从锥盘上部溢流排出。单体金的收回率可达95%～99%，其间包含部分－560～＋625意图微细金粒。每次可接连作业8～10h，或待锥体中集合精矿200kg左右时，泊车拨开塞子用水冲刷5min左右即可卸完精矿。因为此机作业功率高，操作简洁，它已广泛用于替代混板从球磨机排猜中收回金。图3  尼尔逊水力选矿机 赖特克圆锥选矿机原是为澳大利亚从砂矿中收回金而研发的，当用于脉金矿的重选时也很成功。它的特点是处理质料的粒度规模宽，最细可达0.038mm（400目），且收回率高。 荷兰圆形跳汰机，具有锯齿形运动曲线特性，能够收回细粒金。用于砂金矿床金的收回率可达94%或以上，且处理质料才能大，已成为采金船上的首要重选设备。 在国外，如今广为运用的新老重造设备还适当多，这儿不再介绍。 塑料毛毡是塑料带提纱机织品，产品有多种色彩和厚度，它原是用来铺体育场地或装修室表里草坪的，又称人工草皮。加拿大首要将它铺在罗旋溜槽上替代地毯等捕收金粒，作用很好。1984年，黑龙江省引入厚度6mm和20mm的绿色塑料毛毡，用于龙江－1型溜槽上进行砂金出产，金的捕收率比麻袋、地毯等进步20%左右。辽宁何家金矿为一小选厂，地处人口稠密区，不宜选用板，运用塑料毛毡溜槽替代，能从矿浆中捕收16.4%的金。且该毛毡弹性好，运用方便，经久耐用。

经了解，山东地区还原铅价近日上涨较快，有厂家表示昨天14400的成交价，今日已经14550成交了，几乎每天都有150-200元的涨幅，而且现在市场成交情况也很好，很多临沂地区的小厂每天都是全负荷生产，不过这有可能是安徽地区多数厂家停产整改，而增加了山东还原铅厂家的客户群；今日安徽地区还原铅市场交易情况有所好转，因界首停产导致当地还原铅产量有所削弱，另外受废电瓶的高价推动，还原铅厂家报价都比较坚持。此外还原铅的生产企业以中小型企业居多，还原铅价格较低企业亏损时，更多是惜售保价，避免亏损，除非企业面临非常大的资金压力，否则很难让其赔本销售，这种心理在一定程度上维持还原铅价格不跌反涨。 还原铅价由于受到经济危机的影响，汽车、电动自行车蓄电池更换的频率下降，也导致了还原铅的原料废电瓶供应减少，广东、广西地区海关在09年开始严格检查，国外进口的废电瓶数量大幅下降，尽管目前有很多私人手中仍存有大量的高价废电瓶(相关调查数据见表-2)，但以目前价格其很难进入市场流通环节，所以废电瓶的价格出现上涨，原料价的格高启使得还原铅生产成本也居高不下。