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)。 钆(Gd) 1880年，瑞士的马里格纳克(G.de Marignac)将"钐"分离成两个元素，其中一个由索里特证实是钐元素，另一个元素得到波依斯包德莱的研究确认，1886年，马里格纳克为了纪念钇元素的发现者 研究稀土的先驱荷兰化学家加多林(Gado Linium)，将这个新元素命名为钆。钆在现代技革新中将起重要作用。 它的主要用途有： (1)其水溶性顺磁络合物在医疗上可提高人体的核磁共振(NMR)成像信号。 (2)其硫氧化物可用作特殊亮度的示波管和x射线荧光屏的基质栅网。 (3)在钆镓石榴石中的钆对于磁泡记忆存储器是理想的单基片。 (4)在无Camot循环限制时，可用作固态磁致冷介质。 (5)用作控制核电站的连锁反应级别的抑制剂，以保证核反应的安全。 (6)用作钐钴磁体的添加剂，以保证性能不随温度而变化。 另外，氧化钆与镧一起使用，有助于玻璃化区域的变化和提高玻璃的热稳定性。氧化钆还可用于制造电容器、x射线增感屏。 在世界上目前正在努力开发钆及其合金在磁致冷方面的应用，现已取得突破性进展，室温下采用超导磁体、金属钆或其合金为致冷介质的磁冰箱已经问世。金属钆氧化钆钆铁合金A.增强CT上显示为低密度额叶病灶；B.钆增强MRI上表现为低密度病灶；C.肿瘤在MRI T2W上显示为边缘清晰的高信号影

1.氧化铅矿藏及其浮选办法 有工业含义的氧化铅矿藏首要有白铅矿(PbCO3，含铅77.6%，密度6.5g/cm3，硬度3)和铅矾(PbSO4，含铅68.3，密度6.3g/cm3，硬度3)。这两种矿藏都能够硫化，故浮选上常用硫化浮选法。氧化铅矿石经硫化后用黄药或黑药作捕收剂，一般高档黄药作用较好。硫化前一般先经脱泥处理，脱去粘土、氢氧化铁及其他泥质物质。但脱泥会构成金属丢失，亦能够不经脱泥处理，增加水玻璃等涣散剂以消除矿泥的有害影响。 硫化剂用或。过量的对白铅矿、铅矾和方铅矿均有抑制作用。实践标明，白铅矿硫化时适合的pH值为9~10，过多的Ns2构成pH值过高，将生成易从矿藏表面掉落的胶质硫化铅，然后下降硫化作用。实践中为下降硫化时pH值，有时增加部分替代，或增加硫酸铵、硫酸等往往也能加速硫化速度，改进浮选目标。硫化剂参加办法有两种，即一次参加或分批参加，一般经过实验加以断定。 2.氧化锌矿藏及其浮选办法 首要的氧化锌矿藏有菱锌矿(ZnCO3，含锌52%，密度4.3g/cm3，硬度5)和异极矿(H2Zn2SiO5，含锌54%，密度3.3~3.6g/cm3，硬度4.5~5.0)。 氧化锌矿石浮选在工业上得到使用的首要有两种办法： ①加温硫化浮选法———在室温下氧化锌矿藏可构成硫化锌胶质沉积，但不易固着在其表面。需将矿浆加热到60~70℃，然后加进行硫化，在氧化锌表面生成硫化锌薄膜，硫化后用硫酸铜活化，加黄药进行浮选。此法首要用于浮选菱锌矿，也能浮选异极矿，但作用较差。 ②脂肪胺浮选法———即在常温下用调整矿浆pH值达10.5~11，然后用阳离子捕收剂脂肪族榜首胺浮选氧化锌。这一办法对菱锌矿及异极矿均有较好的浮选作用。该法的特色是仅用于矿浆pH值的调整，过量的并无抑制作用。因而参加后，不需要必定的拌和时刻，就能够增加捕收剂浮选。 但用胺盐浮选时矿泥有明显的影响，由于矿泥能很多吸附胺类药剂，并能附着于矿藏表面，使浮选进程的选择性大大下降。因而，有必要进行预先脱泥以消除矿泥的影响。也可用六聚偏磷酸钠与水玻璃涣散矿泥，将胺与按1：50左右配成乳浊液浮选，可取消预先脱泥作业，获得杰出的浮选作用。 3.铅锌混合矿石的分选次序 关于既有铅锌硫化矿藏又有铅锌氧化矿藏的矿石，一般选用先选硫化矿藏后选氧化矿藏的流程，即按硫化矿藏(混合浮选或优先浮选)—氧化铅—氧化锌的次序浮选。实践上也有先选铅后选锌的流程，即：先选硫化铅、氧化铅，再选硫化锌、氧化锌的流程。前者为先硫后氧流程，后者为先铅后锌流程。 用脂肪胺浮选氧化锌时硫化锌也能很好浮游，故当矿石的氧化率很高、硫化锌不多时，能够用胺将它们一起收回。矿石的分选次序要根据矿石的特色，经实验后加以断定。

一、概述     下列两种铅锌氧化矿宜用火法富集。     （一）难选矿石     由于矿石深度氧化，原生矿泥多；有用矿物和脉石矿物致密共生，或互为类质同象而难以单体解离，用选矿方法不能有效地分离富集。     （二）伴生元素丰富的高价值矿石     火法富集的加工费用常数倍于选矿富集费用；建设投资和环境影响亦大于选矿。但伴生元素丰富的高价值矿石，如果选矿富集方法不能奏效时，也只能采用火法富集或其他直接冶炼工艺。例如会泽铅锌矿的铅锌氧化矿选矿试验结果表明，选矿富集效果不佳，故采用烟化炉吹炼富集工艺。选矿试验结果见表1。 表1  会泽铅锌氧化矿的选矿试验结果编号原矿品位，%矿物氧化率，%选矿回收率，%PbZnGePbZnPbZn12～67～150.002～0.00583～9074～8554～5655～5822～45～100.003～0.0094010    表2为烟化炉吹炼富集生产实际指标。 表2  烟化炉金属挥发率生成实例金属弃渣品味，%挥发率，%厂家Pb＜0.1＞95会泽铅锌矿Zn＜1.585～94同上Ge0.003～0.007＞90同上Sn＜0.07＞98云锡一冶Co＞95株冶In86～88株冶    火法富集的能耗很高，处理一吨矿石耗用煤焦量多达0.5t以上，如果没有充分而廉价的能源供应条件，不宜采用火法富集方案。铅锌氧化矿的火法富集工艺以回转窑挥发（威尔兹法）和烟化炉吹炼最为普遍。国外采用回转窑的工艺较多，设备趋向大型化，如波兰米亚斯特兹科冶炼厂额回转窑直径为4.2m，长度为95m，工艺技术和操作控制亦较完善。我国两种工艺都有应用，尚有采用矮鼓风炉、漩涡炉和韦氏炉挥发富集工艺。     采用哪一种工艺，主要看矿石性质、所获富集物的价值、生产成本、基建投资等多种因素综合而定。一般要通过流程试验和综合技术经济比较才能做出最佳选择。     图1为会泽铅锌矿烟化炉富集与相关部分的工艺流程图。图1  会泽铅锌矿烟化炉富集流程图    图2为会泽铅锌矿粉矿造块及烟化炉富集图2  会泽铅锌矿粉矿造块及烟化炉富集设备连接图 1－汽车；2－抓斗桥式起重机；3－配料仓；4－圆盘给料机；5－胶带输送机；6－干燥窑；7－振动筛；8－胶带输送机；9－轮碾机；10－检修用桥式起重机；11－胶带输送机； 12－轮碾机；13－胶带输送机；14－压密机；15－胶带输送机；16－压团机；17－电梯及矿车；18－胶带输送机；19－混合料仓；20－料车提升机；21－中间料仓；22－圆筒混合机；23－电动葫芦；24－烧结机；25－机尾料仓；26－漩涡除尘器；27－排风机；28－烟囱； 29－料车提升机；30－料仓；31－加料电动矿车；32－鼓风炉；33－鼓风机；34－电热前床；35－粉煤中间仓；36－室式给煤机；37－高压鼓风机；38－烟化炉；39－冷却烟道； 40－滤袋收尘器；41－风机；42－烟囱；43－沉降塔；44－冷却烟道； 45－排风机；46－滤尘收尘器；    烟化炉富集可分成造块（制压或烧结）、化矿和化炉吹炼三部分。铅锌氧化矿进入烟化炉之前，一般都要熔化成熔体，常用化矿设备为鼓风炉。

我国的铝土矿为一水硬铝石型，要求溶出温度高于240℃，是较尴尬溶出的矿石。我国的铝土矿的铝硅比较低(6～9)，质料决议了我国的氧化铝出产的能耗比国外高，本钱高。我国氧化铝工业从烧结法发家，因为选用非饱和配方、低苛性比溶出、生料浆加煤脱硫、深度脱硅等一系列技能，使得烧结法有了新的开展，成绩斐然。但是，烧结法物料量大，工艺杂乱，特别是以高温烧成为主工序，能耗特别高，每吨氧化铝能耗达40GJ，动力费用占出产本钱的53%。明显烧结法在世界市场上缺少竞争能力。为此，我国长城铝业公司氧化铝厂在世界上首要选用了“拜耳-烧结”混联的联合出产氧化铝。通过30多年的尽力，这种办法日臻完善，氧化铝总回收率达92.2%，碱耗(按Na2CO3计)69kg/t，与山西铝厂烧结法比较，出产本钱低15%以上。这样一来，贵州铝厂从1989年改为混闻法出产氧化铝。山西铝厂于1992年改为混联法出产氧化铝。山东铝厂、中州铝厂也改为混联法。

自然界中硫化矿藏受空气或水中氧及水中离子的效果生成氧化矿藏，氧化进程一般发生在矿床的上部，根据地质条件不同氧化层厚度可达10～50m。按矿石氧化率(指某金属以氧化矿藏状况存在的百分数)不同可将矿石分为氧化矿、硫化矿和混合矿。一般规则，氧化率在30%以上为氧化矿，氧化率在10%以下为硫化矿，介于两者之间为混合矿。有色金属氧化矿的首要矿藏有氧化铜、氧化铅及氧化锌矿。 有色金属氧化矿石具有如下特色：①结构较杂乱，浸染粒度较细，不易解离，一般很脆，细磨时易泥化;②矿藏组成十分杂乱，同一矿床内常含多种同一金属的氧化矿藏，而可浮性不同却很大;③常含有很多矿泥和可溶性盐;④不同矿床中氧化矿性质的不同很大，乃至同一矿床中不同地段的氧化程度及矿石性质改变很大。因此氧化矿石的浮选是较困难的。 氧化铜矿及其混合矿石的浮选 常见的首要氧化铜矿藏有：孔雀石(CuCO3·Cu(OH)2)，含铜57.4%，密度4g/cm3，硬度4);蓝铜矿(石青，2CUCO3·Cu(OH)2)，含铜55.2%，密度4g/cm3，硬度4)。其次有：硅孔雀石(CuSiO3·2H2O，含铜36.2%，密度2～2.2g/cm3，硬度2～4)及赤铜矿(Cu2O，含铜88.8%，密度5.8～6.2g/cm3，硬度3.5～4)。 脂肪酸类捕收剂对有色金属氧化矿藏具有杰出的捕收性，但因选择性差(特别当脉石是碳酸盐矿藏时)，精矿档次不易进步。黄药类捕收剂中仅高档黄药对有色金属氧化矿藏有必定捕收效果。但未经硫化，直接用黄药浮选氧化铜矿时因本钱高在工业上未得到运用。实践上得到运用的办法有： ①硫化法———最为遍及，工艺简略，凡能进行硫化的氧化铜矿均可用此法进行浮选。经硫化后的氧化矿具有硫化矿的性质，可用黄药进行浮选。孔雀石和蓝铜矿很简单用硫化，而硅孔雀石和赤铜矿较难硫化。 硫化时用量可达1～2kg/(t原矿)。因等硫化剂自身易氧化，效果时间短，生成的硫化膜不稳固，激烈拌和简单掉落，所以应分批增加，并不需预先拌和，直接参加浮选机榜首槽。硫化时，矿浆pH值越低，硫化越快。 矿泥多、需涣散时应加涣散剂，一般用水玻璃。捕收剂一般用丁基黄药或同黑药混合运用。矿浆pH值一般坚持9左右，过低时，可适量增加石灰。 ②有机酸浮选法———有机酸及其皂类可很好地浮选孔雀石及蓝铜矿。如脉石矿藏不是碳酸盐类矿藏时可用此法。不然，将使浮选失掉选择性。当脉石中含有很多可浮的铁、锰矿藏时，会发生相同的效果，使浮选目标变坏。用有机酸类捕收剂进行浮选时，一般还要增加碳酸钠、水玻璃、磷酸盐作脉石的抑制剂和矿浆调整剂。 也有混合运用硫化法与有机酸浮选法的实例。先用及黄药浮起硫化铜及部分氧化铜，然后再用有机酸类浮选剩余的氧化铜。 ③浸出—沉积—浮选法———当选用硫化法和有机酸法都不能得到满足的效果时选用。该法运用氧化铜矿藏比较简单溶解，将氧化矿先用硫酸浸出，然后用铁粉置换，沉积分出金属铜，再用浮选法浮出沉积铜。该法首要应根据矿藏嵌布粒度，将其磨到单体解离，(-200网目占40%～80%)。浸出液为0.5%～3%的稀硫酸溶液，酸的用量随矿石性质在2.3～45kg/(t原矿)改变。关于难浸出的矿石，可选用加温(45～70℃)浸出。浮选在酸性介质中进行，捕收剂用黑药或双黄药。未溶解的硫化铜矿藏和沉积金属铜一同上浮，进入浮选精矿。 ④浸—硫化沉积—浮选法———如矿石中含很多碱性脉石，运用酸浸耗量大、本钱过高时选用。该法将矿石细磨后，参加粉，然后浸。浸出进程中，氧化铜矿中的铜离子与NH3、CO2效果的一起，被硫离子沉积，成为新的硫化铜颗粒，将蒸腾收回，进行硫化铜的浮选。矿浆pH=6.5～7.5，用一般硫化铜矿的浮选药剂可得到杰出目标。此法应留意的收回，不然会形成环境污染。 ⑤离析—浮选法———本质是将粒度恰当的矿石同2%～3%的煤粉、1%～2%的食盐混合，在700～800℃之间进行氯化复原焙烧，生成铜的氯化物，从矿石中蒸发出来，在炉内被复原成金属铜，并吸附在煤粒上，再用浮选法与脉石别离。此法适用于处理难选的氧化铜矿，特别是含泥量较多、结合铜占总铜30%以上的难选氧化铜矿，及含很多硅孔雀石和赤铜矿的矿石。归纳收回金、银及其他稀有金属时，离析法比浸出—浮选法优胜。缺陷是热能耗费大、本钱较高。 ⑥混合铜矿石的浮选———混合铜矿石的浮选流程应根据实验断定，可选用硫化后氧化矿藏和硫化矿藏一起浮选的流程，也可选用先选硫化矿藏、尾矿硫化后再选氧化矿藏的流程。一起浮选氧化铜矿藏和硫化铜矿藏的工艺条件和浮选氧化矿藏的根本相同，但和捕收剂用量应随矿石中氧化物含量的削减相应削减。 国外氧化铜矿石多选用两种工艺：硫化浮选法和酸浸—沉积—浮选法。

某矿石是一种铅锌氧化矿，可供收回的金属矿藏首要的金属硫化矿藏为方铅矿；氧化矿有白铅矿、菱锌矿、异极矿等。其他金属矿藏有闪锌矿、蓝铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿、纤铁矿及少数针铁矿等。非金属矿藏有石英、斜绿泥石、碳酸盐、矽线石、绢云母、堇青石、绿帘石、重晶石等。 该矿石中，方铅矿为他形晶粒状，呈告知剩余存在，边际散布有蓝铜矿微量。其它金属矿藏含量较少，首要以胶状结构及蜂窝状结构存在。金属矿藏之间告知现象较为显着。 该矿石含铅10.87%，其间4.75%存在于硫化物中，6.12%(占全铅含量的56.30%)存在于氧化物中。锌含量为12.18%，有11.44%(占锌含量的93．9%)的锌存在于氧化物中，仅有0.74%以闪锌矿存在于硫化物中。所以，本次实验针对铅矿藏(包含氧化物与硫化物)及氧化状况的锌矿藏进行选别实验研讨，选别流程顺次优先选别硫化铅矿藏、铅氧化矿及锌氧化矿。 针对该矿石的特色，并经过多种实验计划比照，终究断定了原矿粗磨，摇床将重、粗粒级矿藏与细等等级离，再别离入浮选。经实验研讨，断定摇床精矿经过再磨、铅矿藏(硫化铅、氧化铅)经过一次粗选一次扫选三次精选、锌的氧化矿藏经过两次粗选一次扫选三次精选的实验流程；而摇床尾矿与精矿比较仅细度不同，依据实践经验恰当调整药剂，采纳相似流程。 一、矿石性质 （一）原矿光谱分析 原矿光谱分析见表1。（二）原矿化学多项分析 原矿化学多项分析见表2。（三）原矿藏相分析 原矿藏相分析见表3。 从物相分析成果来看，该矿石有价成分铅存在于硫化矿与氧化矿中，别离为4.75%和6.12%，实验时别离考虑。硫化物中的锌仅为0.74%，在氧化物中锌含量为11.44%，即有93.92%的锌以氧化状况存在，故本次实验以收回氧化状况锌为主。 （四）原矿筛析 原矿筛析成果见表4。 （五）矿石的物质组成及其特色 矿石的结构结构：矿石具有胶状结构、蜂窝状结构、部分呈告知剩余结构，脉状结构。 矿石中的金属矿藏品种较多，金属硫化矿有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿等，金属氧化矿首要有白铅矿、菱锌矿、异极矿、蓝铜矿、纤铁矿、针铁矿等。非金属矿藏有石英、斜绿泥石、碳酸盐、矽线石、绢云母、堇青石、绿帘石、重晶石等。 方铅矿呈他形晶粒状，呈告知剩余存在，沿解理及边际被蓝铜矿所告知。闪锌矿以他形晶粒状，沿边际被针铁矿、纤铁矿及蓝铜矿所告知，仅保存有残晶。黄铁矿以他形晶粒状，具压碎结构，部分呈脉状结构，沿解理及裂隙被纤铁矿及针铁矿告知，并有少数方铅矿沿裂隙充填。少数蓝铜矿为硫化铜氧化产品，散布于方铅矿边际，显脉状结构。纤铁矿和针铁矿多呈胶状结构告知磁黄铁矿、黄铁矿。 石英、斜绿泥石和碳酸盐矿藏为首要的脉石矿藏。石英以他形晶粒状及粒状集合体，呈填隙物存在。斜绿泥石以鳞片变晶结构多呈隐晶质存在，并被铁染呈褐色。碳酸盐以他形晶粒状集合体，呈脉状沿裂隙散布。其他脉石矿藏含量较少，其间矽线石以纤维变晶结构、放射状变晶结构存在，颗粒细微。绢云母以鳞片变晶结构，方向性散布，多被铁染呈褐色。堇青石以他形晶，粒状、卵状，定向散布呈残缕结构。绿帘石呈他形晶粒状及粒状集合体。重晶石为他形晶粒状，并具压碎结构，有褐铁矿沿压碎的裂隙散布。 二、选矿实验 该矿石归于氧化铅锌矿，矿石胶状结构及蜂窝状结构存在，硬度较低，细粒级含量较高，若原矿经磨矿直接入浮选，其间细粒级矿极易构成泥化，添加能耗且不利于选别，现针对该矿石特色，首要将该矿石粗磨，使其－200目到达53.8%，经摇床实验，将摇床尾矿直接入浮选，不只节省能耗，并且防止过磨构成矿泥影响精矿目标。而粗粒级摇床精矿再经过磨矿进入浮选。 （一）摇床实验 将原矿样品及磨矿细度－200目53．8％的矿样别离入摇床，做比照实验。实验成果见表5。 从表5中的实验数据能够看出，矿泥中含有很多的细粒级铅锌矿，尾矿不能扔掉处理。从实验现象能够看出，磨矿至－200目53.8%时，粗细粒级分带显着，中矿细粒级与尾矿粒度较细，有价成分与脉石矿藏根本解离。经摇床重选后，铅锌在粗等级中档次由10.65%和12．50%降至10.23%和11.64%，在细等级中档次升至11.33%和13.87%。但铅锌在粗、细等级中均未完成有用富集，摇床首要起到了分级的作用。细等级中－325目含量为89.3%，直接入浮选。而摇床精矿需磨矿再入浮选。 （二） 摇床粗粒级浮选实验 摇床精矿需经过磨矿入浮选。实验调查磨矿细度、硫化铅捕收剂、铅氧化矿用量、氧化锌矿藏用量等首要选别条件。 磨矿细度实验。金属矿藏与脉石矿藏是否充沛解离，是影响浮选目标的重要因素，并且磨矿细度决议了各矿藏之间的单体解离程度。适合的磨矿细度，可脱除更多的脉石矿藏，并使金属矿藏充沛富集，还要保证金属矿藏不因过细而泥化耗费动力且影响金属矿藏的收回率，因而，合理的磨矿细度至关重要。磨矿细度实验选用乙基黄药和丁铵黑药各100g/t，2﹟油20g/t，经一次粗选。实验成果见表6。 从表6中的实验成果能够看出，当磨矿细度到达72.3%时，选别目标较好，断定对摇床精矿磨矿至－200目72.30%进行其他条件实验。 硫化矿捕收剂用量实验。在金属硫化矿的浮选工艺中，常用的捕收剂是黄药和黑药，其极性基(亲固基)中含有与硫化矿表面发生化学吸附的二价硫原子，因而，能够很好的完成硫化矿与脉石的别离。经过调整捕收剂用量，使矿石中的硫化铅有用别离。实验成果见表7。从表7中的实验成果能够看出，跟着捕收剂的添加，精矿档次逐步下降，收回率逐步进步，精矿中搀杂的矿泥对精矿影响跟着捕收剂用量的添加而增大。归纳档次及收回率目标，挑选乙黄药lOOg/t、丁胺黑药100g/t为宜。 铅氧化矿浮选用量实验。摇床精矿经乙黄药和丁胺黑药各100g/t，2﹟油20g/t条件下一次粗选，乙黄药和丁胺黑药各60g/t条件下一次扫选选别硫化铅，对选硫化铅尾矿进行氧化铅的选别。浮选氧化铅矿藏时，的用量至关重要。选用丁基黄药120g/t、2﹟油10g/t进行用量实验，实验成果见表8。  从表8中的实验成果能够看出，当用量为1500g/t时，选别目标好于其它用量，因而断定用量为1500g/t。扫选用量为500g/t，丁基黄药用量60g/t。 锌氧化矿浮选用量实验。对选别硫化铅、氧化铅后的尾矿进行选氧化锌实验。实验选用二次粗选流程，二次粗选条件相同，均为：碳酸钠1000g/t、水玻璃800g/t、十二胺100g/t、2﹟油10g/t。在此条件下，调查用量对锌氧化矿浮选作用的影响，实验成果见表9。 从表9中的实验成果能够看出，用量对锌的氧化矿选别影响十分显着，过低，锌的氧化矿很难从矿泥中别离出来。用量过高，精矿目标也不抱负。依据实验成果，断定一次粗选用量为8kg/t，二次粗选用量为4kg/t，选别目标和实验现象较为抱负。 归纳流程实验。归纳流程实验选用原矿粗磨、摇床重选、摇床精矿进行再磨后经一次粗选一次扫选三次精选选别硫化铅矿藏、一次粗选一次扫选三次精选选别氧化铅矿藏、两次粗选一次扫选三次精选选别氧化锌矿藏实验流程。摇床尾矿选用与摇床精矿浮选相似流程直接进行浮选。实验成果见表10，精矿全分析见表11。 由表10能够看出，实验获得了铅的硫化矿精矿产率为7.65%、铅档次为61.OO%、铅收回率为43.82%；铅的氧化矿精矿产率10.15%、铅档次51.41%、铅收回率49.00%；锌的氧化矿精矿产率为23.22%、锌档次为45.77%、锌收回率为85.02%较好的选别目标。 由表ll能够看出，铅锌精矿质量较高，硫化铅精矿质量到达YS/T319－1997三级品标准，氧化铅精矿质量到达YS/T319－1997四级品标准，锌精矿质量到达YS/T320－1997三级品标准[3]。 三、结 语 （一）实验矿石为多金属氧化矿，还有部分硫化状况的铅，有价成分有硫化铅以及氧化的铅锌矿，可归纳收回的元素有铅、锌。该矿石归于难选的氧化铅锌矿。 （二）矿石中的金属矿藏首要有方铅矿(PbS)，氧化矿有碳酸铅、碳酸锌、硅酸锌等。其它金属矿藏有闪锌矿、蓝铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿、纤铁矿、针铁矿等少量；非金属矿藏有石英、斜绿泥石、碳酸盐、矽线石、绢云母、堇青石、绿帘石、重晶石等。 （三）经实验流程及条件调查，终究断定了原矿粗磨，使用摇床将重矿藏兼并粗粒级矿藏与矿泥别离，再别离入浮选，别离选出硫化铅、铅的氧化矿、锌的氧化矿。经过多个条件实验，终究断定摇床精矿再磨－铅矿藏(硫化铅、铅的氧化矿)经过一次粗选一次扫选三次精选－锌的氧化矿经过两次粗选一次扫选三次精选的实验流程。使铅和锌得到较抱负的富集。 参考文献 [1]魏德洲．固体物料分选学[M]．北京：冶金工业出版社，2008，10． [2]朱建光．浮选药剂[M]．北京：冶金工业出版社，1993．4． [3]矿产资源归纳使用手册修改委员会．矿产资源归纳使用手册[M]．北京：科学出版社，2000．

电氧化法处理低档次钼矿石是近年来发展起来的新技术。由美国矿山局创造，并在小型实验的基础上已进行了扩展实验。国外其它一些国家亦在进行深入研讨，并普遍认为这是一个有出路的办法。在国内，据了解曩昔未进行过研讨。    国内外选矿产标明，由于钼矿藏嵌布粒度的不均匀性些杂质元素的影响，选矿进程中总有一部份中矿进入精矿中，则影响精矿质量；若进入尾矿中，则影响钼的收回率。因而，怎么处理这部份中矿，一直是极待研讨的一个课题。    北京矿冶研讨总院经过对金堆城二选厂低档次中矿进行的电氧化一萃取法出产钼酸铵应战型实验标明，当给料含Mo为1.30%时，浸出率为96～98%，萃取率为99%左右，所得的钼酸铵含Mo大于60%，Mo的总收回率为90%左右。    1.中矿性质    原矿为金城二选厂的低档次中矿（精选1尾+别离扫选1精）。其首要化学成份（%）：Mo1.30、Cu0.78%、Fe 13.30、Pb 0.05、Zn 0.16、CaO 2.46、MgO 1.45、S 11.85、K2O 4.11、Na2O 0.72、C 0.40、WO3 0.0038、Sn 0.0052、Bi 0.0085、As 0.00019、P 0.11、Re质猜中各粒级中钼的赋存状况粒级μ产率%Mn档次%Mo占有率%氧化Mo%氧化率%MoS2单体%MoS2与脉石、黄铁矿连生体%MoS2出露部份>40μ%MoS2出露部份脉石中Mo包体7422.621.77300.0181.028.337.813.540.474-538.320.965.990.0151.5630.351.811.76.253-444.871.364.960.0261.9148.741.96.23.244-308.621.439.240.0070.4980.116.62.11.230-2010.141.3710.410.00580.429640010月20日20.281.2318.680.00570.4699100-1025.151.120.720.00560.51100000算计1001.331000.0110.77563.3318.665.2512.76     由上表能够看出：（1）给猜中氧化钼很少，氧化率仅为0.775%。钼的氧化物首要是高铁钼华和钼华。（2）粗粒级单体解离度较低，辉钼矿与脉石的连生体和脉石中的辉钼矿包体较多。跟着粒度下降，单体解离度添加，连生体和包体辉钼矿削减，-44μ粒级解离较好。[next]    2.作用机理    电氧化法实际上包含两个进程：（1）电解NaCl水溶液生成NaClO氧化剂；（2）NaClO氧化辉钼矿。两个进程均在一个反响器一拌和槽中不断拌和下进行的，没有阳级和阴级产品分出。    次氧化辉钼矿的反响式：                      MoS2+5ClO-+40H- —→ MoO4=+S2O2-+5Cl-+2H2O        （1）                         4ClO-+S2O3=+20H- —→ 2SO4=+4Cl-+H2O           （2）                      MoS2+9ClO-+60H- —→ MoO4=+9Cl-+2SO4=+3H2O        （3）    NaClO是电解NaCl水溶液生成的，当用石墨做阳极和阴极时，其反响：                               阳极：2Cl- —→ Cl2+2e-                 （4）                             阴极：2H2O+2e- —→ 2OH++H2                      （5）    在溶液中生成的Cl2和OH-结组成OCl-，其反响：                             2OH-+Cl3 —→ OCl-+H2O+Cl-                 （6）    如矿石中含有铼时，次一起氧化铼，其反响：                    Re2S7+28ClO-+160H-  —→ 2ReO4-+28Cl-+8H2O+7SO4=      （7）    由式（3、7）能够看出。电解NaCl水溶液生成的ClO-与MoS2或Re2S7反响后，又生成Cl-。因而，浸出进程自身并不耗费NaCl。所以，浸出后矿浆过滤，其滤回来电解，再生ClO-。NaCl丢失仅限于滤甁中所带走的部份。    从氧化速度看，当溶液中含NaClO小于30克/升，游离状况的碱小于20～30克/升时，辉钼矿氧化速度较快，且铜和铁的硫化物在20～40℃时，氧化速度比矿小。而且，电氧化法是边出产NaClO，边与MoS2反响，简直没有过剩的NaClO与其它金属矿藏反响。所以，该法对辉钼矿的氧化是有挑选性的，浸出液中其它金属杂质含量较低。    3.实验办法与成果    每次实验所用显现质料为90克，含Mo为1.3%，用NaCl水溶液制浆，于拌和槽中通电浸出。浸出后矿浆过滤，其渣用1%Na2CO2水（温度为30～40℃）淋洗，然后再用清水（温度30～40）淋洗。浸出率按渣中含Mo量计算。矿浆pH值用Na2CO3调理。因给猜中含有Re太低，不考虑Re的收回。    准则流程如图一，浸出实验装置示意图如图二。[next] 图一图二[next]     在NaCl矿浆中直接电解出产氯酸的氧化辉钼矿时，影响要素许多，研讨进程中首要研讨了NaCl浓度、矿浆浓度、矿浆pH、矿浆温度、磨矿细度、浸出时刻和电流密度等首要要素。兹简述如下：   （1）NaCl浓度    当电流密度相一起，NaCl浓度愈高，发生的NaClO量亦愈多。在NaCl浓度为5～15%时，所发生的NaClO量比较挨近，跟着NaCl浓度的添加，则辉钼矿氧化的量亦愈多，当NaCl浓度到达10%时，Mo的浸出率为97.87%，再持续添加NaCl浓度时，Mo的浸出率简直不变。   （2）磨矿细度    由于给料是金堆城二选厂的低档次中矿，粗粒级中辉钙矿连生体和包体较多，解离度仅有63%，为使给猜中辉钼矿充沛解离，需求再磨。当给料不经磨矿（63%-400目），Mo的浸出率为92.985，当给料磨至89%-400目时，Mo的浸出率达97.78%，比不磨矿时，进步收回率近5%，如持续添加细度，Mo的浸出率添加很少。   （3）电流密度    在NaCl浓度相同的溶液中，电解发生的ClO-浓度首要取决于电流密度。电流密度愈大，发生的ClO-浓度亦愈大。而ClO-浓度又决议了辉钼矿的氧化速度。跟着电流密度的添加，浸出率也相应地添加，当电流密度为800安培/米2时，Mo浸出率97.08%，如再持续添加电流密度时，Mo浸出率添加很少。   （4）矿浆pH    在矿浆直接电解NaCl浸出辉钼矿的进程中，要不断地往矿浆中添加碳酸钠，以操控其在p5-6的规模。PH值低于5或高于7，Mo的浸出率均下降，面ju的浸出率有所添加。在pH值为5～6时，其它首要金属离子，如Cu、Fe等均处于沉积状况，所以浸出液中，其它金属杂质较少。当矿浆pH值为6，Mo浸出率达97.78%。   （5）矿浆温度    NaClO与MoS2的反响是一个放热的进程，所以跟着反响的进行，矿浆温度逐步上升。矿浆温度在40℃以，Mo浸出率比较高。当矿浆温度比较高时，NaClO开端分化，并分出氧。分出的氧有一部份未参与反响就跑掉了，使NaClO用量比氧化辉钼矿的理论值多得多。所以，电解浸出时，矿浆温度一般应在低于40℃以下进行。但为合矿浆温度在30℃以下，又需求采纳降温办法，因而，矿浆温度在30～40℃时较为适合，当矿浆温度在30℃时，Mo浸出即为97.08%。   （6）矿浆浓度    矿浆浓度能够决议浸出液中Mo离子的浓度和处理量的巨细，而且对Mo的浸出率影响较大。矿浆浓度大于20%时，Mo浸出率大幅度下降。而当矿浆浓度降到10%时，浸出时刻能够缩短一倍，Mo的浸出率仍达98.42%。但归纳考虑，矿浆浓度20%较为适合。   （7）浸出时刻    浸出时刻，首要取决于电流密度的巨细。跟着电流密度的添加，浸出时刻可相应地削减。当Mo浸出率达97%以上时，电流密度为400安培/米2时，需求浸出4小时；电流密度为800安培/米2时，需求浸出3小时。所以，浸出时刻应根据挑选的电流密度巨细来断定。    4.与次溶液浸出法的比较    为了进行电氧化法与直接用次氯酸溶液浸出辉钼矿的比照，用次进行了浸出时刻、浸出液电解再生ClO-实验。为了考察浸了液回来运用的作用，进行了次溶液浸出—电解浸出—溶剂萃取—电解浸出的小型实验。准则流程如图三。[next] 图三     由上图看出，次溶液直接浸出时，Mo的浸出率为98.09%；第一次电解浸出时,Mo的浸出为97.12%、与次溶液浸出时，相差0.97%；第2次电解浸出时，Mo的浸出为96.51%、与次溶液浸出时，相关1.58%，与第一次电解浸出时引导0.61%，成果相差不很大，均与NaCl溶液电解浸出时目标附近。为了确保Mo的浸出率，在浸出液屡次回来运用时，每次电解浸出应补加少数次溶液或NaCl，以补偿NaCl的丢失。    总归，电氧化法与直接用次溶液浸出比较，技术目标根本相同，但电氧化法可使两和中办法得到的浸出液生次氯酸盐，回来运用，经济作用显着。

钼钙矿（CaMoO4）与白钨矿晶型相同，见图1。   图1  钼钙矿的晶体结构       纯钼钙矿没有共同的工业价值。它往往与辉钼矿或白钨矿共生。在硫化钼或白钨矿选别时可考虑归纳收回。     在硫化钼矿床中的钼钙矿主要为辉钼矿氧化产品，往往散布在硫化钼矿床的氧化带内，与辉钼矿共生。 辉钼矿在气-水介质的氧化-复原相态转化参照图2及图3。在氧化灰件，辉钼矿首要氧化成MoO2·SO4络离子，它与重碳酸钙溶液触摸，会反响沉积出钼酸钙：   2MoS2 + 9O2 + 2H2O＝2（MoO2SO4）+ 2H2SO4   MoO2SO4 + Ca（HCO3）2＝CaMoO4↓+ H2SO4 + 2CO2       随辉钼矿氧化程度的不同，钼钙矿占总钼量的5%~40%不等。    图2  Mo—Fe—S—H2O系统Eh—PH图解    图3  水介质中钼随Eh—PH状况改变25℃，0.1MPa       钼钙矿系典型含氧酸盐，晶格内由强极性键严密键合，不具备天然可浮性。在烃油捕收辉钼矿时，单体的钼钙矿难以上浮，经尾矿而丢失。     钼矿石中，钼钙矿与辉钼矿共生关系密切，有时会呈皮膜状包裹在辉钼矿晶粒表面，构成表层钼钙矿化的辉钼矿而失掉浮游活性。     据测定，前苏联巴尔哈什选矿厂在处理东科恩拉德硫化钼矿石时，终究尾矿含钼约0.01%~0.02%，其间，60％左右的钼呈钼钙矿存在，其他的钼则以表面钼钙矿化了的辉钼矿、贫辉钼矿连生体、泥化了的辉钼矿存在。[next]     唐顺英测定，杨家杖子钼选厂在选别辉钼矿所产出终究尾矿里，一般含钼0.013%~0.015%，其间，60%左右也是钼钙矿或钼钙矿化了的辉钼矿。因为它们难上浮，约50%~55%在粗选尾就已丢失，别的5%~10％则在再磨精选后，由精尾遗出。按此核算，原矿钼含量的7.7%~11.3％是钼钙矿或钼钙矿化了的辉钼矿。给钼钙矿的收回带来必定困难的原因是：     （1）氧化带矿石受表生成矿作用，矿藏晶格遭到必定程度损坏，磨矿时易泥化。     （2）矿石一般伴生有其它含钙矿藏，如方解石（CaCO3）、萤石（CaF2）、磷灰石（Ca（PO4）2）等，它们与钼钙矿（CaMoO4）同为含相同阳离子（Ca2+）的含氧酸盐（CaF2破例，不含氧），浮游性质很挨近，使钼钙矿浮选时，难与含钙脉石别离。     收回钼钙矿的实践或研讨还不多见，仅见于前苏联矿业研讨所对东科恩拉德矿石的研讨，巴尔哈什选矿厂对钼钙矿收回实践，钼钙矿浮选工艺分作别离浮选与混合浮选两种。     别离浮选是从辉钼矿浮选尾矿中收回钼钙矿的工艺。1950年前苏联И·A·思特里金特等人首要研讨并初次用于巴尔哈什选矿厂，以东科恩拉德硫化钼浮选尾矿中收回钼钙矿。     钼钙矿捕收剂一般用油酸（约100g/t）为一起收回辉钼矿，还须参加火油（200g/t），起泡剂选用二。浮选生产工艺包含粗选、扫选，粗精矿加水玻璃（1300g/t），经蒸吹（温度85℃下处理30~40min），再过滤、脱药，并用新鲜水调浆后进行四次精选。火油、油酸捕收力较弱，选择性较差，所以泡沫产品中钼钙矿的档次和收回率都较低，无法产出合格的钼精矿，只能获取含钼7.5%~15%、铜2％~3％、钙30％~35％、铁3％~8％、硫4％~6％的钼中矿。该中矿还须经焙烧-浸出提取工艺制成钼酸钙（CaMoO4）后使用。     前苏联矿业研讨所研讨了用烷基硫酸钠作油酸、火油的分散剂。作用见图4及图5。   图4  乳化剂（烷基硫酸钠）对钼钙矿浮选影响   图5  有无分散剂对钼钙矿浮选影响       明显，参加少数分散剂烷基硫酸钠能够进步钼钙矿的收回率和浮游速度。     “别离”浮选无法获合格钼精矿，并且浮选设备添加。为此，前苏联矿业研讨所研讨了“混合”捕收硫化钼与氧化钼的工艺。[next]     “别离”浮选与“混合”浮选动力学曲线比照，如图6及图7。   图6  氧化钼的浮选动力学曲线   图7  全钼浮选动力学曲线       从图可见，“混合”与“别离”浮选工艺目标相同，但浮选速度加速，浮选时刻缩短。明显，硫化钼和氧化钼矿藏可混合浮选而不下降精矿质量。     辉钼矿、钼钙矿混合浮选在1963年进行工业实验。实验在原硫化矿浮选系列上进行，球磨机添加苏打（600g/t）、火油（200g/t），扫选参加油酸钠（l00g/t）与硫酸烷酯（10g/t）混合液，粗选、扫选还补加了火油，因油酸钠与硫酸烷酯也具起泡性，起泡剂二用量减少了50％。蒸吹、精选工艺改变不大。实验证明，混合浮选比“别离”浮选，钼收回率均匀进步5％。     对是否选用混合浮选，首要要看能否获取合格的混合钼精矿，“别离”浮选产出的钼钙矿精矿含钼7.5 %~20％，按此核算，混合精矿中钼钙矿部分不能超过钼总最的13%~18%。也就是原矿石中钼钙矿份额不能太高，不然，混合精矿就难以保证质量。     钼矿床中的钼钙矿主要为钼类质同象替代白钨矿（CaWO4）中钨的产品，很少见不含钨的纯钼钙矿。钼进入钨矿藏晶格替代钨，随替代量的添加，构成白钨矿、钨钼矿、钼钨矿、钼钙矿。其晶形与白钨矿、钼钙故相同；浮游功能也与白钨矿、钼钙矿类似。含钼钙矿的钨矿石在浮选中，钼钙矿与白钨矿无法别离，一起进入钨精矿，再经浸出-提取工艺以别离，提纯出钼产品。

1.氧化铅矿藏及其浮选办法 有工业含义的氧化铅矿藏首要有白铅矿（PbCO3，含铅77.6%，密度6.5g/cm3，硬度3）和铅矾（PbSO4，含铅68.3，密度6.3g/cm3，硬度3）。这两种矿藏都能够硫化，故浮选上常用硫化浮选法。氧化铅矿石经硫化后用黄药或黑药作捕收剂，一般高档黄药作用较好。硫化前一般先经脱泥处理，脱去粘土、氢氧化铁及其他泥质物质。但脱泥会构成金属丢失，亦能够不经脱泥处理，增加水玻璃等涣散剂以消除矿泥的有害影响。硫化剂用或。过量的对白铅矿、铅矾和方铅矿均有抑制作用。实践标明，白铅矿硫化时适合的pH值为9~10，过多的Ns2构成pH值过高，将生成易从矿藏表面掉落的胶质硫化铅，然后下降硫化作用。实践中为下降硫化时pH值，有时增加部分替代，或增加硫酸铵、硫酸等往往也能加速硫化速度，改进浮选目标。硫化剂参加办法有两种，即一次参加或分批参加，一般经过实验加以断定。 2.氧化锌矿藏及其浮选办法 首要的氧化锌矿藏有菱锌矿（ZnCO3，含锌52%，密度4.3g/cm3，硬度5）和异极矿（H2Zn2SiO5，含锌54%，密度3.3~3.6g/cm3，硬度4.5~5.0）。 氧化锌矿石浮选在工业上得到使用的首要有两种办法： ①加温硫化浮选法———在室温下氧化锌矿藏可构成硫化锌胶质沉积，但不易固着在其表面。需将矿浆加热到60~70℃，然后加进行硫化，在氧化锌表面生成硫化锌薄膜，硫化后用硫酸铜活化，加黄药进行浮选。此法首要用于浮选菱锌矿，也能浮选异极矿，但作用较差。 ②脂肪胺浮选法———即在常温下用调整矿浆pH值达10.5~11，然后用阳离子捕收剂脂肪族榜首胺浮选氧化锌。这一办法对菱锌矿及异极矿均有较好的浮选作用。该法的特色是仅用于矿浆pH值的调整，过量的并无抑制作用。因而参加后，不需要必定的拌和时刻，就能够增加捕收剂浮选。但用胺盐浮选时矿泥有明显的影响，由于矿泥能很多吸附胺类药剂，并能附着于矿藏表面，使浮选进程的选择性大大下降。因而，有必要进行预先脱泥以消除矿泥的影响。也可用六聚偏磷酸钠与水玻璃涣散矿泥，将胺与按1：50左右配成乳浊液浮选，可取消预先脱泥作业，获得杰出的浮选作用。 3.铅锌混合矿石的分选次序 关于既有铅锌硫化矿藏又有铅锌氧化矿藏的矿石，一般选用先选硫化矿藏后选氧化矿藏的流程，即按硫化矿藏（混合浮选或优先浮选）—氧化铅—氧化锌的次序浮选。实践上也有先选铅后选锌的流程，即：先选硫化铅、氧化铅，再选硫化锌、氧化锌的流程。前者为先硫后氧流程，后者为先铅后锌流程。 用脂肪胺浮选氧化锌时硫化锌也能很好浮游，故当矿石的氧化率很高、硫化锌不多时，能够用胺将它们一起收回。矿石的分选次序要根据矿石的特色，经实验后加以断定。

查干银矿床坐落内蒙古自治区新巴尔虎右旗，是一大型银、铅、锌多金属矿床。因为地处草原荒漠区域，该矿床地点地表氧化带保存较好，氧化带一般厚度为 3～4 m，部分区域达 6－7 m，其间银的含量恰当可观，为了有用地收回氧化带中的银 ，笔者进行了氧化带中银的赋存状况研讨及其化学浸出实验。      一、银的赋存状况研讨     为确保银的赋存状况研讨的成果具有代表性 ，所用试样为收集于该矿床氧化带中的组合样品。研讨进程中对所选样品首要进行了全分析、物相分析等。     （一）试样的化学组成和全分析     为全面了解样品的化学组成和矿藏组成 ，首要进行了样品的全分析和矿藏判定。值得指出的是，全分析成果标明试样中银含量很高 (见表1)，但在光学显微镜下 ，银矿藏很难找到，据此分析以为其矿藏颗粒太细，或是非独立矿藏而呈涣散状况。表1  试样的全分析成果成分含量成分含量SiO268.210Pb0.980Al2O311.470Zn0.550CaO0.720Cu0.028MgO0.500As0.060TFe6.670S0.500TMn6.590C0.240K2O3.280Ag464（g/t）Na2O0.290烧损6.150TiO20.420    （二）矿藏组成和物相分析    因为铁锰矿藏物化性质近似，别离测定铁和锰矿藏中的银无法完结，因而，兼并测定铁和锰矿藏中的银。矿藏组成见表2。考虑到银矿藏颗粒多微细以及“被包裹”的原因，化学物相分析用样为－200目，分析成果见表3。表2  试样矿藏组成矿藏组成含量矿藏组成含量石英（少数长石）50.7白铅矿1.0白云母25.5黄铁矿0.8褐铁矿10.1其他2.5硬锰矿9.4表 3 试样中银的物相分析成果项目Ag/g·l－1散布/%项目Ag/g·l－1散布/%硫化银中的银31265.21铁锰矿中的银6112.76卤化银中的银8417.57方铅矿中的银81.67天然中的银51.06算计478100.00硅酸盐矿藏中的银81.67    银的物相分析成果标明，试样中硫化银占银矿藏的大部分，卤化银也占恰当大的份额，二者 占总银的82％以上。铁锰矿藏中的银尽管约占总银的10％，但这并不是铁锰矿自身含的银，是因为存在着未被挑选溶出的被包裹的银矿藏。     （三）银与重要元素的相关联系    为了解银是否与某些元素存在着彼此依存的规则，然后进一步查明银的赋存状况，有必要从微观上研讨银与有关重要元素的相关联系。依据矿床成因特色和前人的材料，试样中含量最多的元素硅和铝所组成的矿藏相中不可能含有很多的银，而铁、锰、铅矿藏则最有可能与银存在着亲近的联系，因而，关键在于查明 Ag—Fe、Ag—Mn和 Ag－Pb之间的相关联系。为此 ，在双简显微镜下挑选出含量规模尽量广大又具有代表性特征的各种矿藏样品和部分筛析样，进行有关元素的化学分析 ，成果标明，Ag－Mn和 Ag－Pb之间的含量联系是彻底无规则的，只要铁与银的含量体现出了显着的相关性，即样品中银含量的凹凸跟着铁的含量而相应地有规则改变。依据分析数据对两元素一元回归，回归直线见图1，回归方程为 (分析样品数n=17，核算得到的相联系数R=0.9725)，Fe（%）＝0.0068Ag（g/t）＋2.594。 由回归方程可知，Ag－Fe的相联系数高达0.97，阐明它们呈显着正相关。显微镜下矿藏判定等作业业已证明，铁的绝大部分组成为褐铁矿，其他矿藏含铁甚低，所以，褐铁矿是银的最重要载体矿藏。    归纳上述研讨，在查干银矿床的氧化带中，银首要赋存在褐铁矿中，以银的硫化物和卤化物独立存在。    银矿藏的产出形状根本可分为两类，即不规则粒度和胶体同心环带——带状 ，前者以单晶粒为主，多为或疏或密浸染状散布；后者以隐晶质集合体为主。上述两类产出形状的银矿藏在褐铁矿中均可见到，但白铅矿和锰矿藏等其他矿藏只见到不规则粒状一种状况。    此外，除硫化银能够呈两种形状外，其他银矿藏也只要不规则粒度一种形状，不同银矿藏很少彼此连生。     二、银的化学浸出实验     因为查干银矿床氧化带中的银矿藏以硫化银、卤化银为主，银矿藏嵌布粒度细，载体矿藏多，其间恰当一部分银矿藏与铁、锰矿藏严密共生，甚至于被微细粒包裹，故该矿床氧化带中的银矿石归于难选冶的矿石类型，所以，研讨决议在其选矿工艺流程中第一步选用化学办法——化浸出。在进入正式化浸出实验之前，笔者进行了一系列探究实验，探究实验的成果，一是银的浸出率与入浸细度联系亲近；二是选用CaO碱浸作为预处理手法。探究性实验之后，对化浸出中各首要工艺参数进行较为系统的实验研讨，以调查这些工艺参数对化目标的影响趋势，这些工艺参数包含用量、入浸细度、浸出时刻、CaO用量、通氧量、浸出矿浆浓度等。然后断定适合于该矿石的最佳化条件及目标。     （一）用置实验    是化浸出的主试剂，所以，首要进行用量实验。为了有利于银的浸出，将入浸细度进步到－200目98％(－320目89％)，一起，还将浸出时刻由24 h延伸至36 h。别的考虑到细磨后，细粒级产率的添加，泥化倾向的加大，矿浆黏度必定添加，会影响浸出进程中试剂分子及在浸出后生成 Ag(CN)2－络合物分散作用 ，故又将浸出矿浆浓度由本来的40％下降为 30％。实验成果见表 4。 表4   用量实验成果NaCN用量/kg·t－1浸出率/%NaCN用量/kg·t－1浸出率/%13.869.053.062.789.268.592.060.314.067.240.539.76     注：人浸细度为－200目98％；矿浆浓度为 30％；pH=10.5～11.0碱浸时刻为1h；浸出时刻为36h。     表4标明：用量添加，银的浸出率进步。但用量4 kg／t以上时银的浸出率添加起伏不大；过低的用量将使浸出率急剧下降。故操控用量为4 kg／t时即可满意浸出的要求。     （二）入浸细度实验    矿石的入浸细度与化浸出作用有着非常亲近的联系。不同矿藏组成，不同矿藏结构都要求不同的入浸细度以取得抱负的浸出目标。该矿石的不同入浸细度与银浸出率联系见表5。 表5  入浸细度实验成果入浸细度浸出率/%入浸细度浸出率/%－500目92%80.90－200目98%－320目97%73.49－320目72%59.28－320目93%70.22－200目89%－320目89%67.63－200目63%56.03     注：NaCN用量为4kg/t，矿浆浓度为 30％；pH=10.5～11.0；碱浸时刻为l h；浸出时刻为36h     表5标明：银浸出率的进步与入浸细度的添加成正比。磨得越细，银浸出率越高，这是因为跟着入浸细度的添加，本来被包裹的银矿藏得以更多的露出而被浸出。当入浸细度为－200目63％时，银的浸出率为56.03％；在工业上可完结的－200目98％细磨条件下银的浸出率为67.63％；而要使银的浸出率进步到80％以上，则必须将矿石超细磨至－500目92％以上。显着这在工业上难以完结，何况也是不经济的。由此可见，该矿石归于难浸的矿石类型，假如只选用单一的化浸出，则工业上很难取得高收回率目标。     （三）CaO用量实验    化浸出一般是在pH＞10的状况下进行，石灰以其价廉来历广而被作为维护碱广泛应用于化浸出工艺中。另据材料陈述，石灰在必定状况下还能够起到强化浸出进程的络合作用。CaO的用量实验成果见表6。 表6  CaO用量实验成果CaO用量/kg·t－1矿浆pH值浸出率/%1.810.067.373.310.567.785.111.066.577.511.562.07     注：入浸细度为－200目98％；NaCN用量为4 kg/t，矿浆浓度为30％；碱浸时刻为1 h；浸出时刻为36h。     表 6标明：CaO用量在 1.8～7.5 kg/t改变时，浸出矿浆的pH值为l0.0～11.5。CaO用量太高，银的浸出作用欠好，当CaO用量为7.5kg时，银的浸出率下降到62％左右。CaO用量操控在 1.8～3.3 kg／t为好，此刻矿浆的pH值在 10.0～10.5。但考虑到浸出进程中pH值的动摇，在以下实验中CaO用量选用 3 kg／t。    （四）通氧量实验     银的浸出进程需求氧的参与，而氧在溶液中具有必定的溶解度。只要溶液中所溶解的氧量与根浓度到达必定份额时，才干到达最佳的浸出作用。也就是说用量添加，根浓度越高，所需溶解氧量也要求越多，反之亦然。打开于空气中的浸出系统，矿浆的自身就溶解有必定量的氧。在用量较低的状况下这部分溶解氧足以保持浸出进程的完结，而不要别的的补加。但当用量较高时，为了到达最佳的浸出作用，往往选用向浸出系统中通氧(或空气)来进步矿浆中的含氧量。该实验是选用通入纯氧的方法(氧气瓶通氧)，其流量用微型气体流量计调理。比照用量别离在2 kg／t和4 kg／t时，通氧量的改变对浸出率的影响，其成果见表7。 表7  通氧量的实验成果通氧量/（min·L）－1浸出率/%NaCN用量2kg/tNaCN用量4kg/t060.3167.240.459.2868.800.857.6568.601.556.0266.34     注：入浸细度为－200目98％；NaCN用量为4kg/t；矿浆浓度为30％CaO用量为3 kg／t；碱浸时刻为1h；浸出时刻为36h。     表7标明：用量的不同，所要求矿浆中含氧量也不同，确实存在一个份额问题。太低或太高的含氧量均未能到达最佳的浸出作用。当用量为2kg／t时，则不需求外界再补加氧，靠矿浆在拌和进程中矿浆的天然吸氧即可保持浸出进程的完结；但当用量进步到4kg/t时，则需求外界补加部分氧气以添加矿浆的含氧量。实验标明，通氧量以0.4～0.8(rain·L) 为宜。当然，因为整个浸出系统是打开的，所通入的氧气绝大部分又从矿浆中逸出而损失掉。      2.5 浸出浓度实验    矿浆的浸出浓度是决议浸出设备单位处理量的首要参数之一，一起也是影响试剂耗费以及浸出作用的首要要素。因而，着重在细磨 (－200目98％)，和粗磨(－200目63％)两种入浸细度条件下探究浓度对浸出率影响的比照实验，一起，也对下降试剂用量的可能性做进一步的探究，其成果见表8。 表8  浸出浓度实验成果NaCN用量/kg·l－1矿浆浓度/%入浸率/%－200目98%－200目63%43066.7956.254060.6556.6833062.7852.134058.8454.7423060.31－4056.9451.72     注：CaO用量为3 kg／t；pH=10.0～10.5；碱浸时问为l h；浸出时刻为36h。     表8标明：在两种入浸细度下，矿浆浓度的改变对银浸出率的影响是不相同的，矿浆浓度的进步，一方面进步了试剂的初始浓度，能够加速浸出反响速度，使络合反响平衡向生成物[Ag(CN)2－]方向移动，对浸出有利，一起也进步了设备的单位处理量；但另一方面，跟着矿浆浓度的进步，其矿浆黏度也随之添加，这对CN分散到银矿藏表面并与之作用生成 Ag(cN)2－及其络合物分散等作用显着晦气，此外，还会下降矿浆中的溶解氧量。从实验成果来看，粗磨时，前者要素占主导地位，矿浆浓度的进步，使银浸出略有进步；而细磨时，因为矿泥量的必定添加，然后使后者要素居主导地位，进步矿浆浓度反而恶化浸出作用，使浸出率下降。所以，粗磨时能够选用40％较高的浸出浓度，以减小浸出槽的体积 ；而细磨时选用 30％较稀的矿浆浓度，以确保取得更好的浸出作用。用量仍以4kg／t为宜，仅仅粗磨时用量4 kg／t与 3 kg／t比较，银的浸出率只相差2％左右，从本钱上考虑 ，能够恰当的将用量降至3 kg／t。     （六）浸出时刻实验    相对而言，Ag(CN)2－的络合常数远远小于 Au(CN)2－。因而，体现为银矿藏较金矿藏难浸一些，往往需求更长的浸出时刻才干到达浸出意图。为此，对粗磨和细磨两种不同入浸细度的矿石进行浸出时刻的实验比照，以断定出最佳的浸出时刻规模，其成果见表9。表9  浸出时刻实验成果浸出时刻/h浸出率/%浸出时刻/h浸出率/%－200目98%－200目63%－200目98%－200目63%2461.7950.116068.9356.703667.2454.127269.4759.584868.2155.02    注：CaO用量为3 kg／t；pH=l0.1～10.5；碱浸时刻为1h。粗磨时：矿浆浓度为 40％，NaCN用量为3 kg／t；细磨时：矿浆浓度为 30％。NaCN用量为 4kg／t。     表9标明：跟着浸出时刻的延伸，浸出率一向处于上升趋势。当浸出时刻达72 h，银的浸出率别离由24h的61.79％和50.11％进步到69.47％和59.58％，阐明延伸浸出时刻对银的浸出有利。24h的浸出时刻显着缺乏，至少应确保36 h以上的浸出时刻。     三、定论    （一）该矿石归于难浸的“顽银”矿石。只要在超细磨－500目92％以上，才干取得80％以上较好的化目标，但这在工业大将无法完结，假如选用单一的化手法，工业上也难以取得较高的收回率目标。    （二）选用工业上可到达的磨矿细度，即－200目63％～98％时，银的浸出率为 54％～67％。    （三）粗磨时能够选用40％较高的浸出浓度；而细磨时只能选用30％较低的浸出浓度，不然将会恶化浸出作用。    （四）CaO用量3 kg／t左右为宜；用量应操控在4kg／t，如粗磨浸出时，因为可选用稍高的矿浆浓度，用量可恰当削减到3 kg／t；浸出时刻延伸对浸出率进步有利，浸出时刻至少要到达36 h。    （五）碱浸可作为有用的预处理手法，碱浸时刻为 l h，恰当的通氧对浸出有利。

烃基磺酸钠、烷基硫酸钠、烃基、烃基胂酸等。从它们的分子结构看，也是一端为极性基其它端为非极性基的复极性化合物。本章所述药剂都可作氧化矿捕收剂，前两种可替代脂肪酸，而含磷、砷的捕收剂选择性强，对锡石和黑钨浮选作用较好。一、结构 烃基磺酸钠视其烃基不同又可分为烷基磺酸钠 和烷基芳基磺酸钠，它们的通式如下： RSO3Na R-Ar-SO3Na RO-SO3Na 烷基磺酸钠烷基芳基磺酸钠 烷基硫酸钠 二、性质 (1)烃基磺酸钠和烷基硫酸钠均为白色粉状物，易溶于水，毒性很低。 (2)烃基磺酸分子中的C-S键很安稳，因而烃基磺酸钠不易分化，配成溶液后，放置好久均可运用， 不会失掉洗刷才能和捕收才能。 (3)烷基硫酸钠与烃基磺酸钠不同，能水解称醇和 ：RO-SO3Na+H2O→ROH+NaHSO4 特别是在加热条件下水解更快，因而，烷基硫酸钠 溶液放置过久，会部分水解下降其捕收才能，运用时应当天制造的溶液当天运用为好。

1.氧化铅矿藏及其浮选办法    有工业含义的氧化铅矿藏首要有白铅矿（PbCO3，含铅77.6%，密度6.5g/cm3，硬度3）和铅矾（PbSO4，含铅68.3，密度6.3g/cm3，硬度3）。这两种矿藏都能够硫化，故浮选上常用硫化浮选法。氧化铅矿石经硫化后用黄药或黑药作捕收剂，一般高档黄药作用较好。硫化前一般先经脱泥处理，脱去粘土、氢氧化铁及其他泥质物质。但脱泥会构成金属丢失，亦能够不经脱泥处理，增加水玻璃等涣散剂以消除矿泥的有害影响。硫化剂用或。过量的对白铅矿、铅矾和方铅矿均有抑制作用。实践标明，白铅矿硫化时适合的pH值为9~10，过多的Ns2构成pH值过高，将生成易从矿藏表面掉落的胶质硫化铅，然后下降硫化作用。实践中为下降硫化时pH值，有时增加部分替代，或增加硫酸铵、硫酸等往往也能加速硫化速度，改进浮选目标。硫化剂参加办法有两种，即一次参加或分批参加，一般经过实验加以断定。    2.氧化锌矿藏及其浮选办法    首要的氧化锌矿藏有菱锌矿（ZnCO3，含锌52%，密度4.3g/cm3，硬度5）和异极矿（H2Zn2SiO5，含锌54%，密度3.3~3.6g/cm3，硬度4.5-5.0）。    氧化锌矿石浮选在工业上得到使用的首要有两种办法：    ①加温硫化浮选法-在室温下氧化锌矿藏可构成硫化锌胶质沉积，但不易固着在其表面。需将矿浆加热到60-70℃，然后加进行硫化，在氧化锌表面生成硫化锌薄膜，硫化后用硫酸铜活化，加黄药进行浮选。此法首要用于浮选菱锌矿，也能浮选异极矿，但作用较差。    ②脂肪胺浮选法-即在常温下用调整矿浆pH值达10.5-11，然后用阳离子捕收剂脂肪族榜首胺浮选氧化锌。这一办法对菱锌矿及异极矿均有较好的浮选作用。该法的特色是仅用于矿浆pH值的调整，过量的并无抑制作用。因而参加后，不需要必定的拌和时刻，就能够增加捕收剂浮选。但用胺盐浮选时矿泥有明显的影响，由于矿泥能很多吸附胺类药剂，并能附着于矿藏表面，使浮选进程的选择性大大下降。因而，有必要进行预先脱泥以消除矿泥的影响。也可用六聚偏磷酸钠与水玻璃涣散矿泥，将胺与按1：50左右配成乳浊液浮选，可取消预先脱泥作业，获得杰出的浮选作用。    3.铅锌混合矿石的分选次序    关于既有铅锌硫化矿藏又有铅锌氧化矿藏的矿石，一般选用先选硫化矿藏后选氧化矿藏的流程，即按硫化矿藏（混合浮选或优先浮选）—氧化铅—氧化锌的次序浮选。实践上也有先选铅后选锌的流程，即：先选硫化铅、氧化铅，再选硫化锌、氧化锌的流程。前者为先硫后氧流程，后者为先铅后锌流程。    用脂肪胺浮选氧化锌时硫化锌也能很好浮游，故当矿石的氧化率很高、硫化锌不多时，能够用胺将它们一起收回。矿石的分选次序要根据矿石的特色，经实验后加以断定。

铝土矿的品质直接影响氧化铝生产工艺的选择和氧化铝生产的技术经济指标。衡量铝土矿品质一般考虑铝硅比、氧化铝含量和铝矿物类型。不同铝矿物类型的铝土矿溶出性能相差甚远。但是，由于我国铝土矿与世界其它国家不同，占储量99%的都为一水硬铝石型铝土矿，其中大部分为沉积型铝土矿，具有铝高、硅高、铁低的特点，因此，铝土矿的铝硅比是最重要的质量指标。         不同的氧化铝生产方法适宜处理的铝土矿铝硅比见表1。在3种氧化铝生产方法中，拜耳法有着流程简单、能耗低、产品质量好、生产成本低等明显优势。但是，由于矿石中的SiO2是以水合铝硅酸钠（Na2O·Al2O3·1.7SiO2·nH2O）的形式进入赤泥，造成Al2O3和Na2O的损失，因此拜耳法适合处理高铝硅比的铝土矿。我国80%以上的铝土矿铝硅比＜9，所以，以国内铝土矿为原料的我国氧化铝生产工艺主要是烧结法和联合法。由于这两种方法均需进行烧结，因而带来生产系统复杂庞大、基建投资相对增加、能耗高等一系列问题。表2是国内外氧化铝厂主要消耗比较。可见，我国氧化铝生产的铝土矿消耗和碱消耗明显低于国外氧化铝厂，但能耗却远远高于它们。在氧化铝生产成本构成中，我国的能源成本占43%，是国外相应费用的1.65倍，这便是我国氧化铝生产成本高于国外先进指标的最重要原因。随着铝土矿资源短缺和质量下降的问题日趋严重，我国氧化铝工业不得不必须面对大规模利用低品位铝土矿的问题。如果不能提高铝土矿的铝硅比，再加上能源价格不断攀升，我国氧化铝生产的技术经济指标必将进一步恶化，这将对我国氧化铝工业的生产成本和竞争力产生严重影响。 表1  各种氧化铝生产方法适宜处理的铝土矿的铝硅比氧化铝生产方法拜耳法烧结法联合法铝硅比＞93～56～8 表2  国内外氧化铝厂主要消耗指标比较（2003年）指 标国外氧化铝厂中国氧化铝厂美 洲欧 洲澳 洲拜耳法联合法烧结法平 均铝土矿消耗/（t/t） 总能耗（以标煤计）/（kg/t） 烧碱消耗/（kg/t）2.58 375 63.72.28 397 71.63.07 405 61.51.92 459 折合49.51.66 1100 47.91.76 1380 折合45.91.72 1100 折合47.6         中国铝业中州分公司通过选矿脱硅提高铝土矿铝硅比，采用选矿－拜耳法生产氧化铝，可以使能耗降低50%，生产成本降低20%，氧化铝生产成本与传统拜耳法基本持平。随着氧化铝工业的科技进步，使得用强化烧结法处理铝硅比＞9的铝士矿成为可能。因此，高铝硅比原料是氧化铝工业对铝土矿品质的最主要要求。我国铝土矿选矿的主要目的就是选矿脱硅，获得高铝硅比精矿，同时也相应提高精矿中Al2O3的含量。

几内亚，以其丰富的矿产资源吸引了众多国际矿业公司。而这个西非国家也是全球最大的铝土矿供应国。    以下为几内亚大型矿业公司及未来发展计划：     铝土矿：     --几内亚拥有全球约1/3的铝土矿储藏量。但其政治动荡及全球需求的疲软给今年几内亚铝土矿产量造成负面影响。     --2009年1-9月份几内亚铝土矿产量为1040万吨，较去年同期减少20%。     --2008年几内亚铝土矿产量总计1978万吨，铝土矿产能总计为2160万吨。     ---2009年1-9月份CBG，全球最大的铝土矿出口商，出口近830万吨铝土矿，而08年全年铝土矿出口量总计为1370万吨。     --CBG占几内亚矿业收入近80%，按照07年的数值计算约合1.49亿美元。     ---除CBG以外，几内亚铝土矿生产商还包括几内亚氧化铝公司以及CBK。     氧化铝     ---俄罗斯联合铝业旗下Friguia精炼厂主要从事氧化铝精炼生产，其08年氧化铝产量预估为527,000吨。     --美国铝业公司及力拓正考虑为其几内亚铝土矿合资企业新增一座氧化铝精炼厂。     --多伦多上市公司—全球氧化铝公司日前正在筹建年产330万吨的氧化铝精炼厂，但该项目延期两年至2011年，而其建设成本也比初步预期的高出35%至43亿美元。

某含金9g／t的“铁帽”氧化矿，以褐铁矿为主，经磨矿后往往呈细的矿泥，属较难处理的矿石。氧化矿中，金的粒度一般为0.001～0.005mm，赋存于褐铁矿的裂隙内，单个较大金粒也只要0.074～0.06mm。因为磨矿后细微的金粒进入矿泥中，故曾先后选用混－摇床、混－浮选、混－浮选－渗滤化等流程处理，金的回收率仅为63%左右。后在电氯化－树脂浆法实验中，金的回收率进步到83.80%。 一、金的电氯化浸出和树脂吸附 电氧化－树脂浆法作业，是将矿石破碎并经磨矿后，与氯化钠、和树脂一同参加电解槽中，经电氯化浸出和树脂吸附，产出载金树脂、阴极泥、终究浸出渣和尾液。实验运用717型乙烯强碱性阴离子交流树脂。 电氯化是经过电解碱金属氯化物（通常是氯化钠），使在水溶液中放出活性氯将矿石中的金氧化隹成AuCl3，进而成为HAuCl4及其复盐NaAuCl4，并在水中离解成离子： HAuCl4 H＋＋AuCl4 NaAuCl4 Na＋＋AuCl4 AuCl4 Au3＋＋4Cl－ 生成的AuCl4－被阴离子交流树脂所吸附。过程中离解生成的Au3＋，有极少数堆积于阴极板上成阴极泥。 向电解槽中参加，除为了在电解过程中能分出一部分氯外，主要是用来避免氯化钠离解生成的氯被碱或水吸收而损耗活性氯。 鉴于阴极隔阂易被细粒矿泥阻塞，此法选用无隔阂拌和电解槽。电解槽为圆筒形钢板槽，槽体兼作阴极（φ900mm×1000mm）。拌和桨φ300mm，转速374r∕min。阳极用250×700mm的石墨板，每槽5块，沿电解槽圆周固定于拌和桨与槽壁之间，极距离200mm。作业条件为：矿石粒度71.92%－0.074mm（200目），矿浆浓度22.25%，面积电流285A∕m2（电流浓度0.65A∕L），槽电压13V，液温50℃。按质料配入氯化钠30kg∕t，20kg／t制成的矿浆，pH为2。再参加－16～＋50意图717型湿树脂10kg∕t，在接连拌和下通电氯化和吸附8h。经144h的实验，所得的平均指标为：树脂含金量1.69mg∕g，尾液含金0.03mg∕L，除掉阴极上少数的阴极泥（含金6.26g∕t）忽略不计，金的吸附回收率为99.10%。 为了调查含金硫化矿（主要是黄铁矿）对电氯化的影响，还进行了含30%硫化矿的混合矿样实验。结果表明。参加少数含金硫化矿对金的浸出和吸附几乎没有影响。 选用跳汰筛分－摇床联合流程从矿浆中别离载金树脂获得了好的别离作用。 二、树脂的洗脱 树脂上金的洗脱选用电解洗脱沉积法。实验用φ340mm×500mm的瓷拌和桶。桶内装置φ70mm螺旋桨，转速252r∕min。洗脱渣含4%、2%，固液比1∶7。阳极用石墨板，阴极用铅板，极距80mm。电流密度400A∕m2，槽电压2V。经电解8h，树脂上金的洗脱率为99.6%，金的沉积率为98.2%，的损失率为16%。 电氯化和电洗脱作业均在密封电解槽中进行，抽出的废气于洗气塔顶用2%NaOH液洗气后排入大气。因为矿石中金的粒度小，磨矿粒度未到达要求，试样的浸出渣含金未降至1g／t以下，金的总回收率只达83.80%。但与其它办法比回收率已进步20%。 三、树脂的再生 电解洗脱金的树脂，先用2%液（固液比1∶3）拌和处理2h，过滤后用水冲刷至中性。再用2%液（固液比1∶3）拌和处理2h，树脂即可回来运用。

铝土矿实际上是指工业上能运用的，以三水铝石、一水软铝石或一水硬铝石为首要矿藏所组成的矿石的总称。铝土矿是现在氧化铝出产中较首要的矿石资源，世界上99%以上的氧化铝是用铝土矿为质料出产的。  由铝土矿出产氧化铝办法大致可分为四类，即碱法、酸法、酸碱联合法和热法。但现在用于工业出产的简直全归于碱法。本文将为我们简略介绍这四种氧化铝的出产办法，碱法中拜耳法运用较为广泛，因而本文对拜耳法工艺作了较为详细的叙说。  一、碱法  碱法工艺流程文字说明：  碱法出产氧化铝，是用碱（NaOH或Na2CO3）来处理铝矿石，使铝矿石中的氧化铝改变成铝酸钠溶液。矿石中的铁、钛等杂质和绝大部分的硅则构成不溶解的化合物，将不溶解的残渣（常含有很多氧化铁，呈赤色，习惯上称为赤泥。）与溶液别离，经洗刷后弃去或综合运用，以收回其间的有用组分。纯洁的铝酸纳溶液在适宜的条件下分化分出氢氧化铝，经与母液别离、洗刷后进行焙烧，得到氧化铝产品。分化母液可循环运用，处理另一批矿石。  碱法出产氧化铝又分为拜耳法、烧结法和拜耳法-烧结法联合法等多种流程。  1拜耳法  拜耳法是一种工业上广泛运用的从铝土矿出产氧化铝的化工进程。由K.J.Bayer于1889-1892年提出的，一百多年来它已经有了许多改善。它适用于处理低硅铝矿，尤其是在处理三水型铝土矿时，具有流程简略，作业便利，产品质量高，经济效益高级特色。  拜耳法根本原理：用浓溶液将铝土矿中的氧化铝水合物转化为铝酸钠，经过稀释和增加氢氧化铝晶种使氢氧化铝从头分出，剩下的铝酸钠溶液也叫母液从头用于处理下一批铝土矿，完成了接连化出产。下图为拜耳法出产氧化铝的根本工艺流程图，每个工厂因为条件不同，或许选用的工艺流程会稍有不同，但原则上它们没有实质的差异。  从拜耳法出产的根本工艺流程，能够把整个出产进程大致分为如下首要的出产工序：原矿浆制备、高压溶出、溶出矿浆的稀释及赤泥的别离和洗刷、晶种分化、氢氧化铝分级与洗刷、氢氧化铝焙烧、母液蒸腾及一水苏打苛化等，详细流程如下图所示。  a、原矿浆制备  原矿浆制备是氧化铝出产的靠前道工序。所谓的原矿浆制备，就是把拜耳法出产氧化铝所用的质料，如铝土矿、石灰、铝酸钠溶液等按必定的份额制造研磨涣散成契合溶出要求的原矿浆。  b、高压溶出  溶出是拜耳法出产氧化铝的两个首要工序之一。溶出的意图在于将铝土矿中的氧化铝水合物溶解成铝酸钠溶液。溶出效果好坏直接影响到拜耳法出产氧化铝的技能经济指标。  c、溶出矿浆的稀释及赤泥的别离洗刷  为了促进铝酸钠溶液发作分化，需对溶出矿浆的稀释，一起可下降铝酸钠溶液的黏度，以便于赤泥的沉降别离。因为别离后的赤泥顺便有一部分铝酸钠溶液，为了减小Al2O3和Na2O的丢失以及环保，所以要对赤泥进行洗刷。  d、晶种分化  晶种分化就是将铝酸钠溶液降温，增大其过饱和度，再参加氢氧化铝作晶种，并进行拌和，使其分出氢氧化铝的进程。它是拜耳法出产氧化铝的别的一个要害工序。该工序对产品的产值、质量以及全厂的技能经济指标有着严重的影响。晶种分化除得到氢氧化铝外，一起得到苛性比较高的种分母液，作为溶出铝土矿的循环母液，然后构成拜耳法出产氧化铝的闭路循环。  e、氢氧化铝的别离与洗刷  经晶种分化后得到的氢氧化铝浆液，要进行别离才干得到所需求的氢氧化铝和种分母液。别离后得到的氢氧化铝部分不经洗刷回来流程作晶种，其余部分经洗刷收回氢氧化铝顺便的氧化铝和后成为氢氧化铝制品。种分母液则回来流程中从头运用。  为了到达氢氧化铝和母液别离的意图，可选用不同的办法，如沉降或过滤等。料浆液固比大的可用沉降法，液固比小的能够过滤。因为料浆液固比影响过滤功率，因而，在一般情况下，都先将氢氧化铝料浆进行浓缩，然后再进行过滤别离。  f、氢氧化铝煅烧  煅烧就是将氢氧化铝在高温下脱去附着水和结晶水，并使其晶型改变，制得契合特定要求氧化铝的工艺进程。所以氧化铝的许多物理性质，特别是比表面积、α-Al2O3含量、安眠角、密度等首要决定于煅烧条件。粒度和强度与煅烧条件也有很大联系。煅烧进程对氧化铝产品的杂质(首要是SiO2)含量也有影响。  煅烧产品的质量指标有：化学纯度、灼减、α-Al2O3含量、粒度和安眠角等。煅烧进程的技能及经济指标有：煅烧温度、燃料耗费量、产值等。  g、种分母液的蒸腾  蒸腾的首要意图是扫除流程中剩余的水分，坚持循环系统中液量的平衡，使母液蒸腾浓缩到契合拜耳法溶出铝土矿制造原矿浆的要求。除随赤泥带走以及在氢氧化铝煅烧等进程扫除水格外，流程中剩余的水分由蒸腾工序扫除。  h、一水碳酸钠的苛化  铝土矿中含有少数的碳酸盐(如石灰石、菱铁矿等)，铝土矿溶出时参加的石灰也因煅烧不完全而含有少数石灰石。碳酸盐与高浓度苛性碱溶液效果生成碳酸钠。铝酸钠溶液中的NaOH吸收空气中的CO2也会生成碳酸钠。这个反响称为反苛性化反响。  2NaOH+CaCO3(水溶液)→Na2CO3+Ca(OH)2(水溶液)  拜耳法出产进程中的苛性碱，因为在浸出进程中发生反苛化效果以及铝酸钠溶液吸收空气中的CO2，有约3%左右改变为碳酸碱，这些碳酸碱在蒸腾进程中以固相一水碳酸钠分出。为削减苛性碱的耗费，将碳酸钠进行处理，以收回苛性碱。下面是一水苏打的苛化反响式。  Na2CO3·H2O+Ca(OH)2→2NaOH+CaCO3+H2O  用拜耳法出产1t氧化铝一般需用矿石1.7～3.4t，碱耗(NaOH)60～150kg，电耗200～350kW·H，总能耗7.4～32.6GJ。  2烧结法  烧结法的根本原理是，使炉猜中的氧化物经过高温烧结改变为铝酸钠(Na2O·Al2O3)、铁酸钠(Na2O·Fe2O3)、原硅酸钙(2CaO·SiO2)和钛酸钙(CaO·TiO2)用水或稀碱液溶出时，铝酸钠溶解进入溶液，铁酸钠水解为NaOH和Fe2O3·H2O沉积，而原硅酸钙和钛酸钙不溶成为泥渣，别离除掉泥渣后，得到铝酸钠溶液，再通入CO2进行碳酸化分化，便分出Al(OH)3，而碳分母液(首要成分为Na2CO3)经蒸腾浓缩后可回来配料烧结，循环运用。Al(OH)3经过焙烧即为产品Al2O3。  烧结法的特色：a适合于低A/S矿，A/S3～6；b流程杂乱、能耗高、本钱高；c产品质量较拜耳法低。  3联合法  拜耳法和烧结法是现在工业上出产氧化铝的首要办法，它们各有其优缺陷和运用规模。而当出产规模较大时，选用拜耳法和烧结法的联合出产流程，能够兼有两种办法的长处，而消除其缺陷，取得比单一的办法更好的经济效果，一起能够更充分运用铝矿资源。联合法可分为并联、串联和混联三种根本流程，它首要适用于A/S7～9的中低档次铝土矿。  下表为碱法的三种工艺的比照。  我国铝土矿资源特色是高铝高硅的中低档次的一水硬铝石矿，选用的出产办法是烧结法和联合法，联合法中的拜耳法(溶出温度高，苛性钠浓度大)也不同于国外处理三水铝石型铝土矿的拜耳法(溶出温度低，苛性钠浓度小)，所以，我国氧化铝出产与国外比较能耗高，本钱高。  二、酸法  即用硝酸、硫酸、等无机酸处理含铝质料而得到相应铝盐的酸性水溶液。然后使这些铝盐或水合物晶体(经过蒸腾结晶)或碱式铝盐(水解结晶)从溶液中分出，亦可用碱中和这些铝盐水溶液，使其以氢氧化铝方式分出。煅烧氢氧化铝、各种铝盐的水合物或碱式铝盐，便得到氧化铝。  三、酸碱联合法  先用酸法从高硅铝矿中制取含铁、钛等杂质的不纯氢氧化铝，然后再用碱法(拜耳法)处理。其实质是用酸法除硅，碱法除铁。  四、热法  适于处理高硅高铁铝矿，其实质是在电炉或高炉内进行矿石的还原熔炼，一起取得硅铁合金(或生铁)与含氧化铝的炉渣，二者借密度差分隔后，再用碱法从炉渣中提取氧化。

一、高温氧化酸浸 高温氧化酸浸是指温度在200 — 230℃，压力在4～6 MPa条件下进行浸取。此刻硫化矿的硫都氧化为硫酸根，黄铜矿的总浸取反响能够写作： 2CuFeS2＋H2SO4＋8.5O2 ==== 2CuSO4＋Fe2（SO4）3＋H2O 共生的黄铁矿在这样的浸取条件下也被浸出，在酸度较低时，高铁离子水解生成赤铁矿，发生硫酸，如下式：   Fe2（SO4）3＋3H2O ==== Fe2O3＋3H2SO4 按此反响计量比核算，氧化每公斤硫需氧气2.12kg。如一种精矿含Cu 26%、Fe 31.3% 、S36%，则溶出每公斤铜需氧气2.93kg。在不同温度和pH值及氧化条件下，铁还能够沉积为针铁矿FeOOH，酸型黄铁矾（H3O）Fe3(SO4)2(OH)6以及碱式硫酸铁Fe (OH)SO4。可是因为这些沉积组成不一样，发生的硫酸量也不同。如生成（H3O）Fe3（SO4）2（OH）6的反响为： 3Fe2（SO4）3＋14H2O ==== 2（H3O）Fe3（SO4）2（OH）6＋5H2SO4 每摩尔Fe3＋水解发生的酸（H＋）仅为5/3mol，而生成赤铁矿时，每摩尔Fe3＋水解发生的酸（H＋）为3mol。 铁沉积的稳定性影响到浸取渣排放的安全间题，以赤铁矿的稳定性最好，不会进一步水解释出酸，遇石灰不反响。碱式硫酸铁等与石灰反响，铁离子进一步水解。因而不管生成碱式硫酸铁或许酸型的黄铁矾（H3O) Fe3（SO4）2（OH）6，当从渣中化提金时，石灰耗费量往往很大。 二、黄铜矿和混合矿的酸 加拿大谢尔特•高登（Sherritt Gordon）在1954年成功将加压浸应用于镍黄铁矿浸取的一同，也进行了许多酸浸研讨。他们研讨过一种混合的镍黄铁矿—黄铜矿—磁黄铁矿的浸取，成分为：Ni 10%、Cu5% 、Fe 30%、S 30%。当温度在210℃和氧分压700kPa时，镍和铜的浸取率可到达99%。 20世纪90年代，科明科（Cominco）工程服务公司、佩莱•瑟侗（Placer Dome）公司、通用黄金资源公司 （General Gold Resources） 等试验过高温浸取黄铜矿的工艺。如试验研讨了斑岩铜矿、黄铜矿、黄铜矿—斑铜矿混合矿（含Cu 41.4%、Fe 22.2%、S 28.0%）等的浸取，在200～210℃，2MPa氧分压下，60 min，铜浸取率都在99%左右。浸出液含铜36～78g/L、硫酸40～31 g/L、铁小于lg/L。 三、高杂质含黄铜精矿的酸浸 在高温氧化酸浸时，砷、锑、秘等金属与铁一同沉积。在高温酸浸一种黑黝铜矿为主的精矿时，样品成分为：Cu 26.5%、Sb 13.2%、 As 6.8%、Fe 2.0%、Zn 2.9%、S 19.4% 、Ag 0.27%，事前参加硫酸亚铁，使Fe/(As＋Sb)＝1.5/1（mol )。在220℃和600kPa的氧分压下，铜和锌的浸取率别离到达95.4%和95.0%。渣用氯化物溶液浸取银，浸出率到达95.4%。 除了生成铁  Fe2（SO4）3＋2H3AsO4 ==== 2FeAsO4＋3H2SO4 铁离子和根还生成碱式盐 2Fe2（SO4）3＋2H3AsO4＋（2＋n）H2O ==== 2Fe2（AsO4）（SO4）OH·nH2O＋4H2SO4 常见的含砷、锑铜矿除了黑黝铜矿（Cu12Sb4S13），还有硫砷铜矿（Cu3AsS4）、砷黝铜矿(Cu12As4S13)。高压浸取一种含（％）：Cu 22.6、Sb 0.5、As 8.6、Fe 18.0、S 35.4、Ag 61g/t、Au 844g/t的精矿。在200℃经3h浸取或220℃下浸取1h，硫的氧化率到达99%，简直悉数的锑及多于94%的砷沉积到渣中。铜的浸取率在95%～98%，是因为溶解的铜又生成了一种含有Fe－Cu－As－S－O的沉积。进步浸取温度，生成的不稳定硫酸盐沉积量增大，在化时耗费更多的石灰。220℃的渣化浸金时耗费石灰达130kg/t，而200℃的浸取渣仅耗费50kg/t。金的化回收率在87%～96％之间。银的回收率很低，是因为构成银的黄铁矾盐的原因。 四、孔科拉流程 孔科拉矿石的首要铜矿藏是辉铜矿、斑铜矿，其次才是黄铜矿。因而它的精矿的特色是：高铜，低硫，低铁和高硅，而且含有钴矿藏，所以在熔炼时有必要配人黄铁矿和石灰。可是，这些特色使它十分合适选用加压浸取。孔科拉深部矿样中斑铜矿占铜矿藏的22%、辉铜矿18%、黄铜矿11％、铜蓝5%，首要脉石是钾长石(19%)、石英石（8%）和云母。钴首要以硫铜钴矿与铜矿藏共存。 南非的盎格鲁·阿美利加研讨室（AAC)受托付就孔科拉矿的冶炼，并结合恩昌加的难冶矿的使用，提出了一个酸的供需坚持平衡的联合湿法流程，流程图见图1。图1  孔科拉工程的流程 AAC的试验总共取了6个不同的钦可拉难冶矿样，其间一种典型的成分和孔科拉精矿样品一同列于表1。在进行了充沛的小试验之后，依照上述流程图进行接连的中间工厂试验，规划为4kg/h精矿和2kg/h难冶矿。氧化剂为纯氧。硫化矿加压浸取和难冶矿的两段常压浸出条件均见表2。 表1  孔科拉精矿和钦可拉难冶矿典型成分成分%CuCoFeAlMgCaMnNiSiZnCO3S孔科拉精矿41.440.46.513.010.880.350.0210.222约15难冶矿1.030.060.945.263.480.580.1429.70.022.48表2  孔科拉流程中试浸取条件矿藏工序温度/℃停留时间/h总压/kPa氧分压/kPa硫化矿分化碳酸盐6532300700加压浸取2001难冶矿一段常压302二段常压656    图2是浸取进程到达稳态时，各个取样点的铜、铁、钻和游离酸的均匀浓度散布。取样点1、2为碳酸盐分化前后的成分，当参加酸后，铜和铁都有显着的溶出，游离酸升至49g/L.取样点3至8别离是高压釜6个室的样品，因为样品是从200℃的釜中放出的，取样时有很多蒸汽蒸发，釜中溶液的浓度约为图中浓度乘以0.8后的数值。9是取自减压槽的样品。图2  孔科拉流程浸取进程中各首要成分的浓度散布这些结果标明，在釜中浸出的铁很快氧化、水解，然后沉积。沉积包含赤铁矿和铁的碱式硫酸盐。酸首要耗费于铜和钴的浸出反响，固体样品的分析标明，铜约在40mim时已浸出结束，而钴浸取则需求60min才干完结。铜矿藏的浸出次序为：斑铜矿＞辉铜矿＞铜蓝＞黄铜矿。

为开发利用云南驰宏锌锗股份有限公司深部铅锌矿资源，北京矿冶研究总院和云南驰宏锌锗股份有限公司创造性地开发出“等可浮－异步选铅－锌硫异步混选－铅锌硫分离－氧化铅锌矿不脱泥硫化电位控制浮选”新技术，并成功应用于复杂难选铅锌硫化氧化混合矿的选矿过程，技术上取得了突破性进展。 1、依据铅硫、锌硫关系密切的特点，根据等可浮的原理把铅锌硫分成两部分：“铅硫”部分和“锌硫”部分，首次将异步和等可浮两个流程的核心技术有机结合起来，形成等可浮异步浮选和混选流程结构，成为硫化矿浮选的骨干流程；采用有效的针对性捕收剂，保证了铅、锌、硫、银、锗等金属得到最大限度的回收，确保了铅硫在低pH下分离，为后续氧化矿有效浮选创造了必要条件。 2、氧化铅锌矿不脱泥硫化浮选新技术，解决了矿石中铅锌氧化矿物和脉石矿物同为碳酸盐矿物、泥化程度高的难题，是获得混合矿浮选技术指标突破性进展的关键技术。 最终的选矿产品结构简单，便于操作管理，该技术整体上达到国际领先水平。

铂是一种稀有、柔软的银白色金属，十分沉重。铂和它的同系金属——钌、铑、钯、锇、铱和金相同，简直彻底成单质情况存在于自然界中。它们在地壳中的含量也和金附近，且它们的化学慵懒和金比较也平起平坐，可是人们发现并运用它们却远在金后。它们在自然界中的极度涣散和它们的高熔点，可能是形成这种情况的原因。至今发现的最大的天然铂块是9.6千克。铂的熔点1772℃，钌的熔点2310℃，铑的熔点1966℃，钯的熔点1552℃，锇的熔点2054℃，铱的熔点2410℃，而金的熔点是1063℃。南美洲古代印第安人早已经使用铂和金的合金制成装饰品。因为铂在铂系矿产中的含量比其他元素的含量大的多，因此它是铂系元素中首要被发现的。在欧洲首要说到铂的可能是法国矿产学家斯卡里吉在1557年宣布的著作中。他讲到一切金属都能熔化，但有一种墨西哥和达里南Darian（今巴拿马）矿里的一种金属不能熔化。这能够以为是指铂。18世纪中叶，南美洲的铂矿传到欧洲一些学者手中，他们对铂进行了研讨。不少学者以为铂不是一种纯金属，而是金、铁和的合金，还有人以为它是一种半金属。1752年瑞典化学家谢斐尔必定它是一种独立的金属，称它为aurum album（白金）。1789年拉瓦锡宣布他拟定的元素表，铂被列入其间。如今铂的拉丁名称是platinum，元素符号是Pt。 铂挖掘自天然游离态铂矿产。用于制作首饰、坩埚、特种容器和标准量具衡具，充任催化剂，与钴合制强磁体。铂耐蚀、耐酸（在外）。铂在氢化、脱氢、异构化、环化、脱水、脱卤、氧化、裂解等化学反应中均可作催化剂。

镉是银白色有光泽的金属，熔点320.9℃，沸点765℃，相对密度8.642。有耐性和延展性。镉在湿润空气中缓慢氧化并失掉金属光泽，加热时表面构成棕色的氧化物层。高温下镉与卤素反响剧烈，构成卤化镉[1]。也可与硫直接化合，生成。镉可溶于酸，但不溶于碱。镉的氧化态为＋1、＋2。氧化镉和氢氧化镉的溶解度都很小，它们溶于酸，但不溶于碱。镉可构成多种配离子，如Cd(NH3）、Cd(CN)、CdCl等。镉的毒性较大，被镉污染的空气和食物对人体损害严峻，日本因镉中毒曾呈现“痛痛病”。　　可用多种办法从含镉的烟尘或镉渣（如煤或炭复原或硫酸浸出法和锌粉置换）中取得金属镉。进一步提纯可用电解精粹和真空蒸馏。镉首要用于钢、铁、铜、黄铜和其他金属的电镀，对碱性物质的防腐蚀能力强。镉可用于制作体积小和电容量大的电池。镉的化合物还很多用于出产颜料和荧光粉。、、用于制作光电池。

一、元素描绘 铱是一种银白色金属，硬而脆。热加工时，只需不退火，可延展加工成细丝和薄片；一旦退火，就失掉延展性变得硬脆。密度22.42克立方厘米。熔点2410±40℃，沸点4130℃。面心立方晶体。 铱的化学性质很安稳，是最耐腐蚀的金属，铱对酸的化学安稳性极高，不溶于酸，只要海绵状的铱才会缓慢地简单热中，如果是细密状况的铱，即使是欢腾的，也不能腐蚀铱；稍受熔融得、和得腐蚀。一般的腐蚀剂都不能腐蚀铱。有构成配位化合物得激烈倾向。首要化合价＋2、＋4、＋6。二、元素来历 在地壳中含量仅有9×10－9%。首要存在于锇铱矿中。可用锌与在提炼铂时所得的锇铱合金中别离制得。三、元素用处 纯铱专门用在飞机火花塞中，多用于制造科学仪器、热电偶、电阻线等。做合金用，能够增强其他金属得硬度和抗腐蚀性。纯洁的铱多用于合金，铱虽然有独自运用，但这样的状况比较少，独自以细密金属状的方式呈现的形状一般作为锭状，坩埚，或许丝状。将铱加工成丝状的本钱高，使得铱丝的商场价格高达每克1000元左右，所以铱经常以合金方式呈现，它与铂构成得合金（10%的Ir和90%的Pt），因膨胀系数极小，常用来制造国际标准米尺，世界上的千克原器也是由铂铱合金制造的。 四、元素辅佐材料 铱属铂系元素。铂系元素简直彻底成单质状况存在，高度涣散在各种矿石中，例如原铂矿、硫化镍铜矿、磁铁矿等。铂系元素简直无例外地一起存在，构成天然合金。在含铂系元素矿石中，通常以铂为首要成分，而其他铂系元素则因含量较小，有必要通过化学分析才干被发现。因为锇、铱、钯、铑和钌都与铂一起组成矿石，因而它们都是从铂矿提取铂后的残渣中发现的。

锆是一种化学元素，它的化学符号是Zr，原子序数为40，是一种银白色的过渡金属。锆的表面易构成一层氧化膜，具有光泽，故外观与钢类似。有耐腐蚀性，不溶于和；高温时，可与非金属元素和许多金属元素反响，生成固体溶液化合物。锆的可塑性好，易于加工成板、丝等。锆在加热时能大量地吸收氧、氢、氮等气体，可用作贮氢材料。锆的耐蚀性比钛好，挨近铌、钽。锆与铪是化学性质历史学类似、又共生在一起的两个金属，且含有放射性物质。地壳中锆的含量居第20位，简直与铬持平。自然界中具有工业价值的含锆矿藏，首要有锆英石及斜锆石。一、锆的性质 的外表象钢，常温下表面被细密的氧化物层掩盖，但仍有金属光泽。粉状锆为暗灰色。的熔点为1852℃，密度为6.49克厘米3。其可塑性好，易于加工成板、丝等。锆在加热时能大量地吸收氧、氢、氮等气体，可用作贮氢材料。锆的耐蚀性比钛好，挨近铌、钽。锆与铪是化学性质非常类似、又共生在一起的两个金属，且含有放射性物质。地壳中锆的含量居第20位，简直与铬持平。 二、锆的用处 锆中的热中子抓获截面小，有杰出的核功能，是开展原子能工业不行短少的材料，可作反响堆芯结构材料。在空气中易焚烧，可作引爆及无烟。锆可用于优质钢脱氧去硫的添加剂，也是装甲钢、大炮用钢、不绣钢及耐热钢的组元。锆是镁合金的重要合金元素，能进步镁合金抗拉强度和加工功能。锆仍是铝镁合金的蜕变剂，能细化晶粒。二氧化锆和锆英石是耐火材料中最有价值的化合物。二氧化锆是新式陶瓷的首要材料，还可用作抗高温氧化的加热材料。二氧化锆可作耐酸珐琅、玻璃的添加剂，能明显进步玻璃的弹性、化学安稳性及耐热性。锆英石的光反射功能强、热安稳性好，在陶瓷和玻璃中可作遮光剂运用。锆在加热时能大量地吸收氧、氢、氮等气体，是抱负的吸气剂，如电子管顶用作除气剂，用锆丝锆片作栅极支架、阳极支架等。 三、氧化锆陶瓷 氧化锆精细陶瓷具有电绝缘性、压电性、耐热性、硬度高和耐磨损等特色，可用作电器陶瓷，制造作人工骨、人工齿和固定化触媒载体，所以是材料宗族中的新秀。氧化锆耐性陶瓷，其抗变强度可与高强度的合金钢比美，可作陶瓷鎯头、剪刀和菜刀。陶瓷剪刀。陶瓷剪刀非常尖利，不带磁性，适于剪接录音、录相带。陶瓷菜刀适于切熟食，不会在食物上留下铁腥味。部分安稳的二氧化锆陶瓷，具有高硬度特色，可用于制造耐磨部件，如喷嘴、螺纹导管、揉捏和线材拉模等。 四、锆矿之国——澳大利亚澳大利亚矿产资源丰富。其间，锆英石储量居国际第一位，其产值约占国际总产值的80%。锆英石开采业在该国采矿工业中占有重要位置，首要会集在新南威尔士、西澳大利亚和昆士兰三个州。澳大利亚是国际上锆的最大的直销国。交易目标首要是英国、美国、日本、德国和加拿大。

硅矿就是硅石。一般来说，硅在自然界分布极广，地壳中约含27.6％，硅主要以化合物的形式，作为仅次于氧的最丰富的元素存在于地壳中，约占地表岩石的四分之一，广泛存在于硅酸盐和硅石中。 因此不存在“硅矿”的说法。地壳的主要部分都是由含硅的岩石层构成的。这些岩石几乎全部是由硅石和各种硅酸盐组成。     硅石(quartz stone)是脉石英、石英岩、石英砂岩的总称。主要用于冶金工业用的酸性耐火砖。纯硅石可作石英玻璃或提炼单晶硅。化学工业上用于制备硅化合物和硅酸盐，也可作硫酸塔的填充物。建材工业上用于玻璃、陶瓷、硅酸盐水泥等。    硅矿的分布：主要分布在梁家寨乡，榆林坪乡、上社镇和西潘乡等地。石英砂岩分布在仙人乡庄只一带。无地质勘查资料，根据各矿点矿床出露长度和宽度，估算地质储量约5000万吨。根据各矿点拣块化验分析，含二氧化硅约在96—99％之间。该矿现有开采点十处。年矿石采出量约3万吨。硅石主要用于玻璃，陶瓷、冶炼、硅铁，工业硅、硅砖等。    硅石化学加工：    硅石大量用作建筑材料的原料，也是无机盐工业的重要原料。用化学方法可将硅石加工成一系列硅化合物。硅石一般指纯度较高的天然石英砂即二氧化硅，在自然界中分布广，储藏量大，很多国家都有大型优质矿，开采量大。    加工方法：硅石经化学加工，除还原生产单质硅外，首先得到硅化合物的母体产品硅酸钠(俗称水玻璃)，主要有碱法和硫酸钠法两种。    1、碱法 硅石不溶于水和酸，但易与碱反应生成硅酸钠，所以碱法是硅石化学加工的主要方法。碱法又分为干法（纯碱法）和湿法（烧碱法）。    ①干法(纯碱法)　将含二氧化硅99％以上的硅石粉碎到50～80目,与纯碱按一定比例配合,在1100～1350℃的高温下焙烧4～6h，生成熔融态物料，反应式为：　　xSiO2＋nNa2CO3─→nNa2O·xSiO2＋nCO2     式中x和n的摩尔比称为硅酸钠的模数，工业用硅酸钠的模数一般为1.0～3.8。选择不同的配料比可得到不同模数的产品。在高温生产中碱易损失，故配碱量往往要稍高于模数要求的理论量。    得到的熔融物料除含硅酸钠外，还含有未反应的硅石等水不溶物，用水溶解分离掉熔融体中不溶物，得到无色透明的粘稠液体即硅酸钠产品。     干法易于制造高模数的硅酸钠产品，生产条件要求不太苛刻，易于工业生产。但能耗大，操作条件差。    ②湿法（烧碱法）　将粉碎至120目以上的硅石粉（SiO2)含量高于99％）,与烧碱按一定比例（由产品模数而定）配合，放入带搅拌的加压反应釜中，通蒸汽加热到175℃以上,压力控制在811kPa以上，反应4～6h,冷却后过滤，除去未反应的二氧化硅，即可得到液体硅酸钠产品，反应式为：　　xSiO2＋2nNaOH─→nNa2O·xSiO2＋nH2O    湿法能耗低，操作环境较好，但不易得高模数产品。    2、硫酸钠法 将含二氧化硅达98％的硅石粉碎到80目，与硫酸钠（其配比按产品的模数定）和煤粉按一定比例配合，在反射炉内反应。首先硫酸钠还原成硫化钠，后者与硅石反应得硅酸钠，同时放出二氧化硫。反应式为：　　Na2SO4＋4C─→Na2S＋4CO　　nNa2S＋xSiO2＋3/2nO2─→nNa2O·xSiO2＋nSO2    在反应中硫酸钠往往还原不完全，在高温下呈熔融态浮于硅酸钠熔体表面，称为硝水，硝水的腐蚀性极强，易腐蚀炉衬，同时遇水易爆炸。并且该反应中产生二氧化硫，污染环境，故工业上很少采用。    更多关于硅矿的资讯，请登录上海有色网查询。 

中温浸取大致在150～170℃，往往在开端阶段浸取速度比较快。可是跟着构成的单质硫量的增加，反响速度逐步下降。硫的熔点因结晶状况不同而异，斜方硫熔点385.8K。386.4K时斜方硫转化为单斜硫，熔点变为392K。尽管进步反响温度有利于硫化矿的浸取，可是实践中的经历标明，发生单质硫的最好温度规划是155～160℃。高于这个温度规划，液态硫的黏度随温度升高而显着增加，并且开端氧化为硫酸根。 前期的研讨把浸取温度都局限于110－115℃，也即低于硫的熔点，为的是避免熔融硫包裹未浸取的颗粒。因为液态硫非常易于滋润硫化矿，特别是硫化铜矿的表面，导致包覆或聚会。多年来现已发现许多化合物能够作为表面活性剂或分散剂，用于削减液态硫对硫化矿的滋润，然后削减硫对硫化矿包覆或聚会。其间用得最多的是木质素磺酸钠,还有邻二胺(OPD)和加拿大魁北克省的一种树皮和碎木材的提取物(商品名Quebracho)。浸取液中参加少数氯化物也能够非常有用地到达上述意图，在这个发现的基础上，开发了好几个流程。近来加拿大的迪那泰克（Dynatec )公司的研讨人员发现，无论是在浸取黄铜矿或许闪锌矿时，运用少数煤粉也能够非常有用地削减硫和硫化矿的聚会。 在中温酸浸的开发研讨方面，早在20世纪70年代其时苏联的研讨人员就发现，浸取温度在硫的熔点之上，加人少数氯化物能够强化镍铁磁黄铁矿的浸取，发生的硫不会阻挠硫化矿的进一步浸取。诺兰达（Noranda）矿业公司开发了一个浸取黄铜矿的流程，浸取温度在130～145℃。 近十多年中温浸取黄铜矿很受重视，人们在战胜产品单质硫对浸取反响的影响的研讨中，更重视从工业使用和工程方面寻觅解决方法。 在黄铜矿浸取时，浸取大部分铜的速度都非常快，只要大约10%～20%的铜需求比较长的浸取时刻。为了缩短在高压釜中的停留时刻，采纳两段收回铜，榜首段在较短的时刻内浸取85%～90%的铜。然后从渣中浮选收回未反响的铜精矿，枯燥后，熔融过滤，别离硫。余下的铜精矿再经磨矿后，回来浸取。尽管这种铜精矿是归于难浸的部分，并且仍含有许多单质硫，可是它们的浸取速度并不比质料铜精矿慢。而回来的单质硫在浸取过程中并不被显着氧化。因此，经过两次浸取，铜的总浸取率彻底能够到达98%～99%。在浮选时，大部分金进入硫化矿精矿。近来研讨标明，留在浮选尾矿中的金能够经过直接化收回，并且耗并不大。 关于含黄铁矿很高的低档次精矿，将黄铁矿悉数氧化是不合理的。迪那泰克采纳的方法是细磨矿石，稍稍延伸浸取时刻，使铜尽量浸出，但黄铁矿并不彻底氧化。金的收回率则决定于它的赋存状况以及在浮选时的散布。银或许生成银的铁矾盐，在银的含量较高时，必须用石灰在90℃左右分化铁矾盐，使银从其间释放出来才有或许收回。 一、迪那泰克增加煤粉的新工艺 在加压浸取方面富有经历的迪那泰克（Dynatec）公司在浸取锌精矿时，参加表面活性剂阻挠硫和硫化矿的包覆、聚会，并不非常收效。主要是因为表面活性剂在具有氧化性的酸溶液中分化。在很多的实验中发现，煤粉是最安稳和廉价的增加剂。不但在锌精矿浸取时如此，在铜精矿浸取时也相同有用，能够到达工业使用所需的浸取速度和较高的单质硫的产率。以含碳较低的煤为好，因为含碳高的煤是由芳烃化合物组成，而低碳的是烷烃化合物。实验结果标明，宜挑选碳含量25%～55%，主要是烷烃的煤。磨细到60μm。能够预先磨，也能够与矿粉一同磨。加人量与煤粉的成分和性质有关，在3～50kg/t矿石之间，一般在10kg/t左右。在浸取过程中煤粉的分化率不超越50%。 二、中温酸浸的CESL流程 1990年代，科明科（Cominco）工程效劳有限公司提出一种称作CESL的流程（CESL是该公司全称号缩写)，选用二级浸取，处理目标包含低黄铁矿的黄铜矿和黄铜矿－斑铜矿混合矿。榜首级在150℃下用稀硫酸加少数加压氧化浸取，浸取液含有氯离子浓度约12g/L、15～20g/LCu2＋ ，Cu2＋是直接氧化剂。操控参加的酸量，使终究的pH值为2.3～3.5，铜转化为碱式硫酸铜。第二级常压浸取，浸取温度40℃，保持pH值为1.5～2，使碱式硫酸铜溶解，尽量削减铁进入溶液。因为反响是放热的，因此两段反响均不需加热。两段的浸取时刻均约1h。榜首段浸取时，铁转化为赤铁矿，90%的硫转化为单质硫，少数为硫酸根。一段浸出液萃取、蒸腾后，回来一段浸取，二段浸出液萃取别离铜，反萃后电积。流程如图1所示。全流程铜的收回率到达99%左右。萃取1和萃取2与萃取3有机相兼并，一同经洗刷反萃。图1  CESL酸浸萃取流程 （图中虚线为有机相走向） CESL流程还在不断改进，以习惯不同的质料，因此流程图也屡次改变。据估量，生产能力20万t的CESL流程的工厂的出资为2.25亿美元，为同规划火法厂的一半。生产成本估量在176～286美元/t电解铜。

元素来历：首要以微量存在于锡石和闪锌矿中，用化学法或电解法由闪锌矿制得。 　　元素用处：质软，能拉成细丝。纯态的金属铟简直没有什么商业价值，首要用于制作合金，以下降金属的熔点。铟银合金或铟铅合金的导热才能高于银或铅。可作低熔合金、轴承合金、半导体、电光源等的质料。首要作飞机用的涂敷铅的银轴承的镀层。铟箔往往刺进核反响堆中以操控核反响的进行，铟箔在反响堆中与中子反响后便出现放射性，其出现放射性的速度，可作为丈量和反响进行的一个有价值的参数。 　　元素在太阳中的含量(ppm)：0.004　　元素在海水中的含量(ppm)：太平洋表面 0.0000001 　　地壳中含量（ppm）：0.049　　发现： 　　1863年，德国的赖希和李希特，用光谱法研讨闪锌矿，发现有新元素，即铟。 　　被发现和取得后，德国弗赖贝格（Freiberg）矿业学院物理学教授赖希因为对的一些性质感兴趣，希望得到满足的金属进行试验研讨。他在1863年开端在夫赖堡希曼尔斯夫斯特（Himmelsfüst）出产的锌矿中寻觅这种金属。这种矿石所含首要成分是含砷的黄铁矿、闪锌矿、辉铅矿、硅土、锰、铜和少数的锡、镉等。赖希以为其间还或许含有。尽管试验花费了许多时刻，他却没有取得希望的元素。但是他得到了一种不知成分的草黄色沉淀物。他以为是一种新元素的硫化物。 　　只要使用光谱进行分析来证明这一假定。但是赖希是色盲，只得恳求他的帮手H.T.李希特进行光谱分析试验。李希特在第一次试验就成功了，他在分光镜中发现一条靛蓝色的明线，方位和的两条蓝色明亮线不相符合，就从希腊文中“靛蓝”（indikon）一词命名它为indium（铟）（In）。两位科学家一起署名发现铟的陈述。别离出金属铟的仍是他们两人一起完成的。他们首要别离出铟的氯化物和氢氧化物，使用吹管在木炭上还原成金属铟，于1867年在法国科学院展出。 　　铟在地壳中的散布量比较小，又很涣散。它的富矿还没有发现过，只是在锌和其他一些金属矿中作为杂质存在，因而它被列入稀有金属。

铑属铂系元素。铂系元素简直彻底成单质状况存在，高度涣散在各种矿石中，例如原铂矿、硫化镍铜矿、磁铁矿等。铂系元素简直无例外地一起存在，构成天然合金。在含铂系元素矿石中，通常以铂为主要成分，而其他铂系元素则因含量较小，有必要通过化学分析才干被发现。因为锇、铱、钯、铑和钌都与铂一起组成矿石，因而它们都是从铂矿提取铂后的残渣中发现的。它们中除铂和钯外，不但不溶于普通的酸，而且不溶于。铂很易溶于，钯还溶于热硝酸中。一切铂系元素都有激烈构成配位化合物的倾向。 铑是一种类似于铝的青白色金属，质硬而脆，具有较强的反射才能，加热状况下特别柔软。铑的化学安稳性好。铑的抗氧化性很好，在空气中能长期保持光泽。在高温下铑与氧气效果生成挥发性的氧化物，添加它的蒸腾速度。但铑在加热时会蒙上一层黑色氧化膜，而当温度超越1200℃时氧化膜会消失。铑对酸(浓硫酸在外)、、以及硫、氯和氟的耐腐蚀性较高。铑的高温强度很好，但冷塑性加工功能稍差。一、铑的发现 铑是由英国化学家威尔亚姆·沃尔拉斯统(William Hyde Wollaston)于1803年发现的。他是在发现钯后很快就发现了铑。沃尔拉斯统先是把粗铂溶解于中，然后用苛性纳NaOH中和过剩的酸，并从中和溶液中堆积出了含氯化铵的铂和含的钯，之后将滤渣用处理，为防止过剩，要使其干透。用酒精处理过的残渣乃是呈现为深红色的铑盐与钠盐粉末，将这种粉末在流中加热便可产出铑。铑由镍出产的副产品取得。亦可在铂矿中发现，在一些铂合金中用作催化剂。二、用处铑的主要用处是用作高质量科学仪器的防磨涂料和催化剂，铑铂合金用于出产热电偶即B型热电偶S型热电偶。也用于镀在车前灯反射镜，电话中继器，钢笔尖等。轿车制作业是铑的最大用户。现在轿车制作业中铑的主要用处是轿车尾气催化剂。其它耗费铑的工业部门是玻璃制作业，镶牙合金制作业，珠宝制品业。而跟着燃料电池技能的不断发展和燃料电池轿车技能的逐渐老练，轿车工业的用铑量将继续添加。铂族金属和合金有许多重要的工业用处。曩昔主要是制作蒸馏釜以浓缩铅室法制得稀硫酸，也曾用铂铱合金制作标准的米尺和砝码。在19世纪中叶，俄国曾制作铂铱合金币在市场上流转。现在，铂族金属及其合金的主要用处为制作催化剂。铂铑合金对熔融的玻璃具有特别的抗蚀性，可用于制作出产玻璃纤维的坩埚。铂铱、铂铑、铂钯合金有很高的抗电弧烧损才能，被用作电接点合金，这是铂的主要用处之一。因为铂化学性质安稳，纯铂、铂铑合金或铂铱合金制作的试验器皿如坩埚、电极、电阻丝等是化学试验室的必备物。铂钴合金是一种可加工的磁能积高的硬磁材料。铂和铂合金广泛用于制作各种首饰特别是镶钻石的戒指、表壳和饰针。铂或钯的合金也可作牙科材料。铂、钯和铑可作电镀层，常用于电子工业和首饰加工中。近年来涂钌和铂的钛阳极替代了电解槽中的石墨阳极，提高了电解功率，并延伸电极寿数，是氯碱工来中一项重要的技能改善，为钌在工业上运用拓荒了新途径。锇铱合金可制作笔尖和唱针。钯合金还用于制作净化材料和高温钎焊焊料等。在化学工业中还运用包铂设备。

元素描绘： 　　银白色金属。密度5.904g/cm3。熔点29.78℃。沸点2403℃。化合价2和3。榜首电离能5.999电子伏特。凝结点很低。因为安稳固体的杂乱结构，纯液体有明显的过冷的趋势，能够放在冰浴内几天不结晶。质软、性脆，在空气中体现安稳。加热可溶于酸和碱；与沸水反响剧烈，但在室温时仅与水略有反响。高温时能与大多数金属效果。由液态转化为固态时，胀大率为3.1%，宜存放于塑料容器中。 　　元素来历： 　　它凝结时胀大,通常是作为从铝土矿中提取铝或从锌矿石中提取锌时的副产物得到的或在自然界中常以微量涣散于铝于矿、闪锌矿等矿石中。由铝土矿中提取制得。 　　元素用处： 　　用来制造光学玻璃、真空管、半导体的质料。装入石英温度计可测量高温。参加铝中可制得易热处理的合金。镓和金的合金应用在装修和镶牙方面。也用来作有机组成的催化剂。可用于半导体工业，发光二极管和激光二极管。 　　元素辅佐材料： 　　在化学元素周期系树立的过程中，性质类似的元素成为一族已为化学家们承受。其时法国化学家布瓦邦德朗使用光谱分析发觉到，在铝族中，在铝和铟之间短少一个元素。从1865年开端，他用分光镜寻觅这个元素，分析了许多矿藏，可是都没有成功。直到1875年9月，布瓦邦德朗在法国化学家们面前表演了一组试验，证明新元素的存在。其时布瓦邦德朗测定的新元素比重是4.7，而门捷列夫依据元素周期系推算出的比重应该是5.9～6。布瓦邦德朗又从头测定了这种新元素，证明了比重应该是5.96。他将此物质命名为gallium，元素符号定为Ga。 　　镓的发现不仅是一个化学元素的发现，它的发现引起了科学家们对门捷列夫拟定的元素周期系的注重，使化学元素周期系得到赞扬和供认。 　　镓的性质 　　其液态规模很大,是在人体温度之下的三种液态金属（稼、、）之一。凝结时过冷现象明显，在固相点以下仍能长期坚持液态。其特色是非功过液体的密度高于固体密度，凝结时体积胀大。低温时有杰出的超导功能，在挨近-273℃时，电阻简直等于零。镓质软、富延展性。化学性质与铝、锌、锗类似，能溶于硝酸、及碱溶液中。镓在地壳中含量高于锑、银、铋、钨和钼，常和铝、锌、锗的矿藏共生，没有独立的矿床。镓在矿藏锗石中含量较高，铝土矿和闪锌矿中也含有少数镓。现在，氧化铝生产中的循环母液是提取镓的主要质料。

贯彻“高炉精料”，节能减排，是21世纪钢铁工业发展的主流。为顺应这一发展趋势，提高炼铁技术经济指标，包头钢铁公司在“十一五”规划中对选矿厂提出更高要求，要求选矿厂氧化矿铁精矿品位达到68%。为此，寻求合理的选别方法及工艺流程，实现氧化矿铁精矿品位达到68%是非常重要而且是急需解决的难题。 本项目在对现工艺进行全面分析与研究的基础上，首先对氧化矿弱磁精反浮选精矿、强磁选精矿进行工艺矿物学研究，然后进行不同选别方法及不同选别流程组合的试验研究，最终确定对于磁性强的弱磁精反浮选精矿采用电磁螺旋柱－细筛－再磨－弱磁选工艺，对于磁性弱的强磁精采用细筛－反、正浮选工艺。试验指标先进，氧化矿铁精矿品位达到68.18%，回收率68.73%，而且采用新工艺后，最终铁精矿K2O+Na2O，SiO2等杂质含量都有明显降低，有效地提高了铁精矿质量，改善了白云鄂博矿冶金性能，为实现精料方针、提高高炉利用系数、冶炼获取更大经济效益提供了原料保证。 一、氧化矿生产现状及原料性质 白云鄂博矿氧化矿由于其矿石铁品位低、矿物成分复杂、共生关系密切、嵌布粒度细而不均、有用矿物和脉石矿物可选性差异小、矿石类型多等特点，是举世闻名的难选矿。氧化矿现生产工艺采用的是弱磁选－强磁选－反、正浮选工艺。目前，由于弱磁性铁矿物与含铁硅酸盐矿物未得到有效分离，氧化矿铁精矿品位在65%左右，与公司要求（氧化矿铁精矿品位达到68%）的水平相距甚远。现生产工艺见图1。图1  氧化矿弱磁选－强磁选－反、正浮选工艺流程 试验期间，氧化矿TFe 29. 4%，FeO 8.8%，K2O+Na2O 0.78%，SiO2 11.54%，F 8.29%，铁矿物以磁铁矿－赤铁矿物为主（占39.89%），磁性铁含量较高占71.43%，脉石矿物以萤石、闪石、辉石、白云石、方解石等为主，是选矿厂正常生产所用氧化矿。氧化矿多元素化学分析、铁物相分析、矿物组成分析结果分别见表1，表2和表3。 表1  氧化矿多元素化学分析结果    %表2  氧化矿铁物相分析结果    %表3  氧化矿矿物组成分析结果    %二、试验研究内容及试验流程的确定 （一）对现氧化矿工艺流程中弱磁精反浮选精矿、强磁精进行工艺矿物学研究，对两种产品的矿物组成、铁物相及单体解离度进行测定。 （二）对弱磁精反浮选精矿采用电磁螺旋柱－细筛－再磨－弱磁选工艺进行试验研究。 （三）对强磁选精矿采用细筛工艺进行试验研究。 （四）筛下产品进行浮选的可行性试验研究。 最终确定氧化矿弱磁精反浮选精矿采用电磁螺旋柱－细筛－再磨－弱磁选、强磁精采用细筛－反、正浮新工艺，试验流程见图2。图2  氧化矿采用新工艺试验流程 三、试验结果及讨论 氧化矿弱磁精反浮选精矿采用螺旋柱－细筛－再磨－弱磁选工艺及强磁精采用细筛－反、正浮新工艺试验数质量流程见图3，试验指标与原流程指标对比见表4。精矿多元素化学分析、矿物组成分析结果分别见表5和表6。图3  氧化矿采用新工艺试验数质量流程 表4  氧化矿采用新工艺与原工艺指标对比  %表5  精矿多元素化学分析结果    % 表6  精矿矿物组成定量分析结果  % 从表4可见，在原矿TFe 29.56%，FeO 8.33%的条件下，与原工艺相比，氧化矿采用新工艺，铁精矿品位由64. 39%提高到68.18%，提高3.79个百分点，回收率由72. 33%降至68. 73%，降低3.6个百分点。 最终精矿由筛下产品、细磨后的弱磁精矿及正浮选精矿组成，由产品多元素分析、矿物组成定量分析可得，新工艺最终铁精矿不仅铁品位显著提升，达到68.18%，而且K2O+Na2O，SiO2，F，P等杂质含量都有明显降低，铁精矿中硅酸盐含量降低，有效地提高了铁精矿质量，为“精料”方针的实现奠定了基础。 四、试验流程合理性分析 （一）氧化矿弱磁精反浮选精矿电磁螺旋柱－细筛－再磨－弱磁选工艺流程 1、对氧化矿弱磁精反浮选精矿（TFe 66%左右）采用电磁－细筛－再磨－弱磁选联合流程，利用物料在电磁螺旋柱中连续不断的磁聚合－分散，实现－机多次精选，将弱磁精反浮选精矿品位提高，然后再采用MVS型高频振网筛通过提高筛下产品的单体解离度而进一步提质，分选出铁品位大于69%的合格精矿。 2、对于筛上和螺旋柱溢流连生体含量高、粒度相对较粗的中间产品，采用细磨再选工艺，确定适宜的磨矿细度－200目占92.50%，使铁矿物充分解离，然后通过弱磁选获得品位大于68%的弱磁选精矿。筛下产品和弱磁选精矿合并为最终铁精矿，铁品位达到68%以上。 （二）强磁精采用细筛－反、正浮选工艺流程 1、对含铁硅酸盐矿物含量较高的强磁选精矿采用细筛工艺，通过选择合理筛孔，有效提高筛下产品的单体解离度，进而提高铁精矿品位；同时直接将20%左右的脉石矿物抛掉，改善反浮选入选条件，降低浮选成本。 2、对于筛下产品首先采用在碱性介质中进行反浮选，将萤石、碳酸盐或磷酸盐等矿物去除，然后在酸性介质中进行正浮选（1次粗选、2次精选），进一步将铁矿物与含铁硅酸盐矿物分离，使反浮选－正浮选精矿品位达到TFe 64.50%左右。 五、实施效果 这一试验的成功使包钢选矿厂氧化矿选矿技术指标达到国内氧化矿选矿先进水平，而且该项目的成功对冶炼具有较大的经济效益和社会效益。铁精矿质量的提高，改善了铁原料的冶金性能，为降低炼铁成本，提高高炉利用系数，促进冶炼系统的发展作出突出贡献。 六、结论 （一）试验期间，氧化矿TFe 29.4%，FeO 8.8%，K2O+Na2O 0.78%，SiO2 11.54%，F 8.29%，铁矿物以磁铁矿－赤铁矿物为主，占39.89%，磁性铁含量较高占71.43%；脉石矿物主要以萤石、闪石、辉石、白云石、方解石等为主。该矿石是选矿厂正常生产所用氧化矿。 （二）氧化矿采用电磁螺旋柱－细筛－再磨－弱磁选及强磁精细筛－反、正浮新工艺，达到提质降杂的目的。采用新工艺后，在氧化矿铁品位TFe 29.56%，FeO 8.33%的条件下，铁精矿品位由64.39%提高到68.18%，提高3.79个百分点，铁精矿中K2O+Na2O，SiO2，F，P等主要有害杂质明显降低，为冶炼提供优质原料，为高炉利用系数的提高奠定基础。 （三）工艺技术路线合理可行，指标先进，工业操作性强，易于工业实施。 （四）该项目的成功使包钢选矿厂氧化矿选矿技术指标达到国内氧化矿选矿先进水平，为氧化矿的技术改造提供了技术依据。

铌，一种化学元素。化学符号Nb，原子序数41，原子量92.90638，属周期系ⅤB族。1801年英国C.哈切特从铌铁矿中别离出一种新元素的氧化物，并命名该元素为columbium（中译名钶）。1802年瑞典A.G.厄克贝里在钽铁矿中发现另一种新元素tantalum。由于这两种元素性质上十分类似，不少人以为它们是同一种元素。1844年德意志H.罗泽具体研讨了许多铌铁矿和钽铁矿，别离出两种元素，才弄清了事实真相。铌在地壳中的含量为0.002％，首要矿藏有铌铁矿〔（Fe，Mn）（Nb，Ta）2O6〕、烧绿石〔（Ca，Na）2（Nb，Ta，Ti）2O6（OH，F）〕和黑稀金矿、褐钇铌矿、钽铁矿、钛铌钙铈矿。 铌是灰白色金属，熔点2468℃，沸点4742℃，密度8.57克／厘米3。室温下铌在空气中安稳，在氧气中红热时也不被彻底氧化，高温下与硫、氮、碳直接化合，能与钛、锆、铪、钨构成合金。不与无机酸或碱效果，也不溶于，但可溶于。铌的氧化态为－1、＋2、＋3、＋4和＋5，其间以＋5价化合物最安稳。 一、铌的制取 金属铌可用电解熔融的七氟铌酸钾制取，也可用复原七氟铌酸钾或金属铝复原五氧化二铌制取。纯铌在电子管中用于除掉残留气体，钢中掺铌能进步钢在高温时的抗氧化性，改进钢的焊接功能。铌还用于制作高温金属陶瓷。 二、铌的用处 铌是一种稀有高熔点金属，它的熔点高达摄氏二千四百多度。一种金属的优秀功能往往可以“移植”到另一种金属里，用铌作合金元素添加到钢里，能使钢的高温强度添加，加工功能改进。铌、钽与钨、钼、钒、镍、钴等一系列金属协作，得到的“热强合金”，可以用作超音速喷气式飞机和火箭、等的结构材料。现在科学家们在研发新式的高温结构材料时，已开端把注意力转向铌、钽；许多高温、高强度合金都有这一对孪生兄弟参与。 用铌和钽的碳化物作基体制成的硬质合金，有很高的强度和抗压、耐磨、耐蚀身手。在所有的硬质化合物中，碳化钽的硬度是最高的。用碳化袒硬质合金制成的刀具，能抗得住三千八百度以下的高温，硬度可以与金刚石对抗，运用寿命比碳化钨更长。 三、铌的超导运用 具有超导功能的元素不少，铌是其间临界温度最高的一种。而用铌制作的合金，临界温度高达绝对温度18.5～21K，是现在最重要的超导材料。人们从前做过这样一个试验：把一个冷到超导状况的金属铌环，通上电流然后再断开电流，然后，把整套仪器关闭起来，坚持低温。过了两年半后，人们把仪器翻开，发现铌环里的电流仍在活动，并且电流强弱跟刚通电时简直彻底相同！从这个试验可以看出，超导材料简直不会丢失电流。假如运用超导电缆输电，由于它没有电阻，电流通过期不会有能量损耗，所以输电功率将大大进步。 有人规划了一种高速磁悬浮列车，它的车轮部位装置有超导磁体，使整个列车可以浮起在轨迹上约十厘米。这样一来，列车和轨迹之间就不会再有冲突，减少了行进的阻力。一列乘载百人的磁悬浮列车，只消一百的推动力，就能使速度到达每小时五百公里以上。 用一条长达二十公里的铌锡带，缠绕在直径为一点五米的轮缘上，绕组可以发生激烈而安稳的磁场，足以举起一百二十二公斤的重物，并使它悬浮在磁场空间里。假如把这种磁场用到热核聚变反应中，把强壮的热核聚变反应操控起来，那就有或许给咱们供给许多的简直是无穷无尽的廉价电力。不久前，人们曾用铌钛超导材料制成了一台直流发电机。它的长处许多，比如说体积小，重量轻，成本低，与相同巨细的普通发电机比较，它发的电量要大一百倍。

硬质的白色金属，密度12.30克立方厘米。熔点2310℃，沸点3900℃。化合价2、3、4和8。榜首电离能7.37电子伏特。化学性质很安稳。在温度达100℃时，对普通的酸包含在内均有抗御力，对和磷酸也有抗御力。在室温时，氯水、水和醇中的碘能细微地腐蚀钌。对许多熔融金属包含铅、锂、钾、钠、铜、银和金有抗御力。与熔融的碱性氢氧化物、碳酸盐和起作用。一、元素来历由铂金属的天然合金中提取。二、元素用处 钌是极好的催化剂，用于氢化、异构化、氧化和重整反响中。纯金属钌用处很少。它是铂和钯的有用硬化剂。用它制作电触摸合金，以及硬磨硬质合金等。三、元素辅佐材料钌是铂系元素中在地壳中含量最少的一个，也是铂系元素中最终被发现的一个。它在铂被发现100多年后，比其他铂系元素晚40年才被发现。不过，它的姓名早在1828年就被提出来了。其时俄国人在乌拉尔发现了铂的矿产，塔尔图大学化学教授奥桑首要研讨了它，以为其间除了铂外，还有三个新元素。奥桑把他别离出的新元素样品寄给了贝齐里乌斯，贝齐里乌斯以为其间只要pluranium一个是新金属元素，其他的分别是硅石和钛、锆以及铱的氧化物的混合物。1844年，喀山大学化学教授克劳斯重新研讨了奥桑的分析作业，必定了铂矿在残渣中的确有一种新金属存在，就用奥桑为留念他的祖国俄罗斯而命名的ruthenium命名它，元素符号定为Ru。中文译成钌。克劳斯获得新金属钌后，也将样品寄给贝齐里乌斯，恳求指导。贝齐里乌斯以为它是不纯的铱。但是克劳斯和奥桑不同，没有答理贝齐里乌斯的定见，勇于向威望应战，继续进行自己的研讨，而且将每次制得的样品连同具体的阐明逐个寄给贝齐里乌斯。最终现实迫使贝齐里乌斯在1845年发表文章，供认钌是一个新元素。在俄罗斯，由科学院的几位院士们组成一个专门委员会，检查克劳斯得到的成果，确认了他的发现。