在有色金属厂商归纳处理质料进程中，不管从技术上，仍是多经济上考虑，砷总是-种最有害的杂质。直到现在为止，关于所处理质料的各种产品中的砷散布状况仍难以进行核算。现在，正在研讨各种产品中的砷散布状况仍难以进行核算。现在，正在研讨各种产品中的砷散布和脱砷以及使砷以合格产品方式加以收回的办法。表1为各种矿石的选别产品中的砷散布状况。 在选别多金属矿石时，约有84.7%的砷仍留在尾矿中。在很大程度上，可将砷收回到铅精矿中，即约占原矿中砷总量的7.8%。在铜矿石和铜-锌矿石的选别进程中，砷将进入铜精矿，其量约为原矿中砷含量的30.1%。在选矿进程中砷收回串高的原因或许在于；砷在矿石中是以黝铜矿、含硫酸盐和砷黄铁矿形状存在。 铜精矿中含有0.5~1.0%的砷，而选别多金属的锡矿石时所得之精矿中含砷为5~8%。 大大都矿石（例如，多金属矿石，锡矿石、大都的铜矿石和铜-锌矿石）选别后的终究尾矿都不需求脱砷，或许可用硫化-硫酸法很容易地脱除砷。 因而，寻觅抱负的办法使砷进入终究尾矿中，然后下降精矿中砷含量，对铜选矿厂的联系极大。下降精矿中砷含量，就能大大削减砷在本厂内或各厂之间的循环。这样将能削减冶金厂商中用于捕收含砷废料及脱砷的基建出资和出产费用。 砷在铅、锌、锡、镍和钴等产品中的散布状况见表2。有必要指出，进入循环产品中砷的数量是很大的。在铅出产进程中，这部分砷的数量特别大，约为进入炼铅厂中砷总量的62.1%。    大部分砷（占总量的62.4%）随铜精矿和含金精矿进入冶炼厂。将精矿通过冶金处理取得粗铜时，绝大部分砷转入气相中，其量约占50~70%。因而，炼铜厂假如没有对废气进行精除尘和卫生净化系统，那么排人大气中砷的数量会是很大的。为了削减炼铜厂中的砷排出量，就需求尽量采纳有用的对废气进行精收尘和卫生净化以及对硫酸出产的洗涤液进行净化的办法。这个问题关于阿拉维尔迪采矿-冶金公司和中乌拉尔炼铜厂来说，尤为尖利和火急。有关在铅和铜的出产中，砷在厂内循环的状况（见表3）具有很大实际含义。在炼铅厂中，大部分砷与烟尘和含铜浮渣一同作为循环料回来，而在炼铜厂中，砷则与烟尘和熔渣-起作为循环料回来。烟尘的处理已成为一个独立的问题。为了解。决这个问题，还需求拟定一些新的和行之有用的办法以求能归纳处理烟尘和脱砷。 现在，炼钢厂和炼铅厂的烟尘脱神处理是一个本钱最高的作业。虽然烟尘中铜，锌、铅的含量等于或许超越砷的含量，可是这一作业所需之费用要比从烟尘中收回铜，锌、铅的费用高2~4倍。用来别离砷的出产费用约占其总费用的20%，所需的出资占总出资的10%。  由于在粗铅脱铜进程中所得到的含铜浮渣中含铜不超越10%，所以一些冶炼厂往往把这些含铜浮渣回来熔炼。为了削减砷在炼铅厂内的循环，最好是拟定 一个脱铜工艺，以便从粗铅中使神最大极限地转入含铜浮渣中。然后再对其进行处理和对所得之终究含砷产品进行脱毒。 在独自的循环中处理烟尘和含铜浮渣可以使砷在厂内的循环量削减50~60%，使各工厂之间的砷循环量削减45~55%。 最为经济和有发展前景的办法是不只能对含砷废料脱毒，并且在此基础上又能得到合格的含砷产品。归于这类产品的有：，防腐剂、木质防腐，用来维护海船壳体的涂料，中间合金等等。但在现阶段，为了扩展合格含砷产品的品种和增加对砷及砷化合物的需求量，各中心有关部和机关有必要处以满足的注重和有力的合作。 从含砷废猜中以微毒产品的方式别离砷和含砷废料的脱毒，对国民经济具有严重的含义。砷的硫化物或许铁砷黄渣是砷的最抱负的方式。在这些化合物中，砷的含量分别为35~50%和45~50%。最抱负的办法是使砷呈铁砷黄渣状况产出。 这是由于铁砷黄渣不会使与其触摸的水的污染程度超越容许的极限，并能存放在露天库场中保存。一起铁砷黄渣在将来有或许成为出产合格含砷产品的质料。 拟定和完成脱砷的合理办法和制成合格砷产品就能确保有色冶金部分和整个国民济经部分的经济效益进 一步增加，从根本上下降对周围环境的污染程度。

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。 

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

  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。 

砷白铜的来历和特性  我国古代有一种砷白铜，它是砷铜合金。这种砷白铜则是中国古代炼丹家的突出贡献。不过他们叫它“药银”，意思是用丹药点化而成的白银。点化这种“药银”比冶炼镍白铜要更困难，而且很容易中砷毒。因此炼丹家们为取得这项成就曾付出了很大的代价。　砷白铜是用砷矿石（砒石、雄黄等）或砒霜（As2O3）点化赤铜而得到的。铜中合砷小于10％时，呈金黄色，炼丹家称其为“药金”（即砷黄铜）；当含砷量等于或大于10％时（砷白铜），就变得洁白如雪，灿烂如银，称为“药银”。作合金添加剂生产铅制弹丸、印刷合金、黄铜（冷凝器用）、蓄电池栅板、耐磨合金、高强结构钢及耐蚀钢等。黄铜中含有重量砷时可防止脱锌。高纯砷是制取化合物半导体砷化镓、砷化铟等的原料，也是半导体材料锗和硅的掺杂元素，这些材料广泛用作二极管、发光二极管、红外线发射器、激光器等。砷的化合物还用于制造农药、防腐剂、染料和医药等。 　用于制造硬质合金；黄铜中含有微量砷时可以防止脱锌；砷的化合物可用于杀虫及医疗。砷和它的可溶性化合物都有毒。 　　元素辅助资料：  砷中毒表象砷在地壳中含量并不大，但是它在自然界中到处都有。砷在地壳中有时以游离状态存在，不过主要是以硫化物矿的形式存在如雌黄（As2S3）、雄黄（As2S2）和砷黄铁矿（FeAsS）。无论何种 金属 硫化物矿石中都含有一定量砷的硫化物。因此人们很早就认识到砷和它的化合物。以上就是砷白铜的来历和特性，更多信息请详见上海 有色 网

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。

砷黄铁矿是一种复合矿，它含有有色金属和贵金属。跟着这种矿石处理量的添加，迫切需要作出选择，或把砷和尾矿一同弃掉，或把它分选成砷产品和混合产品。 在砷黄铁矿矿石中稀散有色金属的含量有不少到达0.01%～0.15%。在这种矿石中金主要与硫化物呈胶态－低涣散缔合，银则呈磺酸盐存在。与金不同，有色金属和银不总是与砷共生。在采金部分当用化法处理这种矿石时，磺酸盐中向银进入了尾矿，乃至有色金属也丢失掉了。 砷黄铁矿的显着的矿藏学特征和工艺特征，决议了稀散的有色金属和银有必要以优先浮选法富集于供火法熔炼的含砷最低的独自产品中，随后再把金－砷矿藏浮选到精矿中。 矿藏主要有砷黄铁矿、黄铜矿、铁硫砷钴矿。辉铋矿。矿石特点是有色金属和贵金属与砷黄铁矿共生程度很高。为了尽可能地使各矿藏得到别离，矿石磨至96%－0.074毫米粒级。 浮选选用基酸作捕收剂使有色金属和砷别离。在浮选过程中选用脂肪族基酸和芳族基酸可使有色金属和贵金属别离，这些金属与基酸构成实际上无砷的络合物（见表1）。 表1  矿石用基酸作捕收剂的浮选成果产品称号产  率品  位回收率酸称号CuAsCuAs泡沫产品0.646.423.2568.50.50丁二酸槽内产品99.360.0194.5031.599.5泡沫产品0.75.483.063.70.5基醋酸槽内产品99.30.0204.2563.399.5泡沫产品1.153.946.7075.51.7对酸槽内产品98.850.0154.5024.598.3泡沫产品1.04.449.074.01.98间酸槽内产品99.00.0164.526.098.02泡沫产品1.24.105.5082.01.5磷酸槽内产品98.80.0114.4018.098.5某些基酸（以钠盐方式）、丁二酸、基醋酸、磷酸、间酸和对酸的效果比较标明，磷酸（2－酸）是最有用的捕收剂，它可确保泡沫产品中具有较高的金属回收率。 与砷缔合的钴和金是借助于丁基黄原酸钾回收到砷黄铁矿精矿中。矿石用两种捕收剂经两段浮选的成果列于表2中。 表2  用两种捕收剂浮选富集有色金属和砷黄铁矿的成果（%）产品称号产率品    位药剂称号Au 克/吨Ag 克/吨CuBiCoAsAuAgCuBiCoAs泡沫产品Ⅰ2.027.5100.03.114.40.2813.220.180.498.2678.13.75.75磷酸 （pH＞5）－250克/吨 苏打－3公斤/吨 硫酸铜－300克/吨 丁基黄药－120克/吨 T－66－90克/吨 磁酸铜－150克/吨 丁基黄药－150克/吨 T－66－30克/吨 —泡沫产品Ⅱ16.811.81.80.0020.050.8022.872.312.10.57.589.683.4中间产品2.42.11.20.0010.020.2915.51.81.20.040.44.68.10槽内产品78.80.20.20.0010.020.0040.165.36.31.214.02.12.75 游离的有色金属和贵金属被邻酸富集到泡沫产品中，其产率为1.5%～2.0%。在第一次浮选精矿中铜、铋、银档次别离到达3.11%、4.40%、100克/吨，回收率—97%、80%、78.10%和80.4%、该产品中砷回收率为5%，看来要靠浮选选别连生体的砷黄铁矿。 当该矿石在一段混合浮选中仅用丁基黄药时，混合精矿中铜、铋和钴的档次别离为0.8%、0.3%和0.95%。此刻砷含量达35%。第2次泡沫产品是砷黄铁矿精矿，砷回收率为92%，档次为22%～23%。 依据所取得的材料分析，关于砷黄铁矿型含砷量较高的矿石，可引荐运用两种捕收剂的两段浮选流程。在浮选过程中运用基酸能够确保游离的有色金属和贵金属的必定回收率。运用黄药能够辅佐富集砷黄铁矿、黄铁矿及与其共生的金属。

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。

HSn70-1锡黄铜是含有微量砷的铜锌锡三元系的a单相黄铜，中国国家标准 (GB5232—85)分类中列为加砷黄铜。微量砷能抑制脱锌腐蚀，进一步提高合金的耐蚀性能。    砷黄铜具有良好的力学性能，用于制作换热器和接触腐蚀性液体的导管，特别广泛应用于内陆热电厂制作高强耐蚀的热交换器冷凝管。近年来研究证明，向砷黄铜中添加微量硼、镍等元素，能更好地提高合金的耐蚀性能。砷黄铜有应力腐蚀破裂倾向，对冷加工管材必须进行消除应力低温退火。HSn70-1热压加工时易裂，要严格控制杂质的含量。    砷黄铜化学成分：锌(Zn)余量,铅(Pb)≤0.05,铁(Fe)≤0.10,锑(Sb)≤0.005,磷(P)≤0.01,铋(Bi)≤0.002,锡(Sn)0.8～1.3,砷(As)0.03～0.06,铜(Cu)69.0～71.0,杂质总和％≤0.3    砷作合金添加剂生产铅制弹丸、印刷合金、黄铜（冷凝器用）、蓄电池栅板、耐磨合金、高强结构钢及耐蚀钢等。黄铜中含有重量砷时可防止脱锌。    在我国商代时期的一些铜器中有砷，有的多达4%。铜砷合金中含砷约10%时呈现白色，有锡时含砷少一些，也可得银白色的铜。我国古代劳动人民创造了白铜。我国古代有一种砷白铜，它是砷铜合金。这种砷白铜则是中国古代炼丹家的突出贡献。不过他们叫它“药银”，意思是用丹药点化而成的白银。点化这种“药银”比冶炼镍白铜要更困难，而且很容易中砷毒。因此炼丹家们为取得这项成就曾付出了很大的代价。砷白铜是用砷矿石（砒石、雄黄等）或砒霜（As2O3）点化赤铜而得到的。铜中合砷小于10％时，呈金黄色，炼丹家称其为“药金”（即砷黄铜）；当含砷量等于或大于10％时（砷白铜），就变得洁白如雪，灿烂如银，称为“药银”。    更多关于砷黄铜的资讯，请登录上海 有色 网查询。 

  生产金属硅粉产量增加，只因金属硅粉价格持续上扬。  2010-3-3，据了解春节假期之后，由于国内金属硅价格持续上涨，金属硅粉价格也小幅上升。云南一生产金属硅粉加工厂月产量约600吨，主要生产441级硅粉，该厂负责人说他们上周末将441级40-120目生产的金属硅粉发到四川价格从年前的15000元/吨上调到了15200元/吨，目前正在与客户就此价格进行商谈。“由于生产成本增加了不少，我们不得不上调价格，”该贸易商解释道，“过去一周金属硅价格上涨了至少200元/吨。春节前441昆明交货价格是12300元/吨，但目前工厂坚持12500元/吨的价格，有的报价还更高。”  湖南一生产金属硅粉月产量约800吨的工厂称他们上周末以出厂15400元/吨的价格出售了一批421级40-120目金属硅粉，较年前的价格上涨了约200元/吨。“实际上年后金属硅粉市场需求起色不大，但由于金属硅价格自上周起持续上涨，我们也相应调高了报价，”该人士并认为由于金属硅价格短期内将持续强劲势头，并有可能再次上涨，金属硅粉价格近期也会保持坚挺。  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粉的这些，请登录上海有色网查询。

砷　　砷有黄、灰、黑褐三种同素异形体。其间灰色晶体具有金属性，脆而硬，具有金属般的光泽，传热导电，易被捣成粉沫。密度5.727，熔点817℃，加热到613℃便可不经液态，直接提高成为蒸气。砷在空气中加热至200℃时，有萤光呈现，温度更高(400℃)时焚烧，呈蓝色火焰，构成(As2O3)烟雾。游离砷易与氟和氮化合，在加热情况下也与大多数金属和非金属发作反响。砷不溶于水，溶于硝酸和，也能溶解于强碱，生成盐。　　一切的可溶砷化物都有毒，无机砷比有机砷毒性更大，三价砷比五价砷毒性大20倍。出产中严禁用喷水来冷却含砷的热渣和把含砷废渣露天堆积，要有严厉的劳作保护措施。是剧毒的气体，在制备化合物半导体如镓砷磷时，要避免中毒。在空气中的最大容许浓度为0.05ppm。　　砷在地壳中有时以游离状况存在，大多以硫化物方式夹杂在铜、铅、锡、镍、钴、锌、金等矿石中。常见的含砷矿藏有斜方砷铁矿(FeAs2),雌黄(As2S3),辉钴矿(CoAsS),雄黄(AsS)，砷黄铁矿(又称毒砂FeAsS),辉砷镍矿(NiAsS)，硫砷铜矿(Cu3AsS4)等。　　氧化砷的制取：通常是将含砷高(As0.3％以上) 的硫化物精矿在回转窑、多膛炉或流态化炉内于600～700℃焙烧，砷以As2O3蒸腾，蒸腾率可到达90～95％。含砷烟气应在进入收尘器曾经，敏捷经过175～250℃温度区，避免冷凝成玻璃砷而粘结阻塞管道。收集到的烟尘一般含As2O3 1～30％，把它和煤、黄铁矿或方铅矿混合，在反射炉中于500～700℃焙烧，得到含As2O3 90％的粗白砷。粗白砷在反射炉内再提高一次，得到 As2O3含量为99％的精白砷。　　金属砷的制取：一般选用As2O3碳复原法。将白砷与焦炭混合，放入钢罐内，用电炉或其他工业炉，加热至700～800℃，使砷蒸腾，冷凝收回，可得纯度超越99％的金属砷。　　高纯砷的制取：半导体材料（如硅）所需的掺杂剂用砷为99.999％的高纯砷，而化合物半导体（如）则要求砷的纯度到达 99.9999～99.99999％。我国制备高纯砷的工艺流程为：粗砷→氯化→精馏→氢复原，首要提纯进程是精馏。特别是选用砷填料精馏塔，可有效地除掉硫和硒等难除的杂质。　　金属砷首要用作合金添加剂，例如用于出产印刷用合金、黄铜(冷凝器和蒸腾器)、蓄电池栅板（硬化剂）、耐磨合金、高强度结构钢以及耐海水腐蚀用钢等。在铅中参加0.5％的砷，可增加铅的硬度，这种铅用来铸造弹丸。高纯砷首要用于出产化合物半导体如、砷化铟、镓砷磷、镓铝砷等以及用作半导体掺杂剂。这些材料广泛用于制作二极管、发光二极管、隧道二极管、红外线发射管、激光器以及太阳能电池等。　　砷的化合物用于制作农药、防腐剂、染料、医药等。砷的最重要的化合物是，俗称，是烈性，砷的化合物都是有毒的，被很多用于制作无机农药。假如人畜不小心而误中砷毒，可服用新鲜的氢氧化亚铁悬浮液来解毒。砷的其他化合物，如、亚钙、铅、钙、锰等也都是常用的农药。在制作这些含砷农药的工厂里，空气中的含砷量有必要低于0.3毫克／米3。

砷有黄、灰、黑褐三种同素异形体。其间灰色晶体具有金属性，脆而硬，具有金属般的光泽，传热导电，易被捣成粉沫。密度5.727，熔点817℃，加热到613℃便可不经液态，直接提高成为蒸气。砷在空气中加热至200℃时，有萤光呈现，温度更高(400℃)时焚烧，呈蓝色火焰，构成(As2O3)烟雾。游离砷易与氟和氮化合，在加热情况下也与大多数金属和非金属发作反响。砷不溶于水，溶于硝酸和，也能溶解于强碱，生成盐。 一切的可溶砷化物都有毒，无机砷比有机砷毒性更大，三价砷比五价砷毒性大20倍。出产中严禁用喷水来冷却含砷的热渣和把含砷废渣露天堆积，要有严厉的劳作保护措施。是剧毒的气体，在制备化合物半导体如镓砷磷时，要避免中毒。在空气中的最大容许浓度为0.05ppm。 砷在地壳中有时以游离状况存在，大多以硫化物方式夹杂在铜、铅、锡、镍、钴、锌、金等矿石中。常见的含砷矿藏有斜方砷铁矿(FeAs2),雌黄(As2S3),辉钴矿(CoAsS),雄黄(AsS)，砷黄铁矿(又称毒砂FeAsS),辉砷镍矿(NiAsS)，硫砷铜矿(Cu3AsS4)等。 氧化砷的制取：通常是将含砷高(As0.3%以上)的硫化物精矿在回转窑、多膛炉或流态化炉内于600～700℃焙烧，砷以As2O3蒸腾，蒸腾率可到达90～95%。含砷烟气应在进入收尘器曾经，敏捷经过175～250℃温度区，避免冷凝成玻璃砷而粘结阻塞管道。收集到的烟尘一般含As2O31～30%，把它和煤、黄铁矿或方铅矿混合，在反射炉中于500～700℃焙烧，得到含As2O3 90%的粗白砷。粗白砷在反射炉内再提高一次，得到As2O3含量为99%的精白砷。 金属砷的制取：一般选用As2O3碳复原法。将白砷与焦炭混合，放入钢罐内，用电炉或其他工业炉，加热至700～800℃，使砷蒸腾，冷凝收回，可得纯度超越99%的金属砷。 高纯砷的制取：半导体材料(如硅)所需的掺杂剂用砷为99.999%的高纯砷，而化合物半导体(如)则要求砷的纯度到达99.9999～99.99999%。我国制备高纯砷的工艺流程为：粗砷→氯化→精馏→氢复原，首要提纯进程是精馏。特别是选用砷填料精馏塔，可有效地除掉硫和硒等难除的杂质。 金属砷首要用作合金添加剂，例如用于出产印刷用合金、黄铜(冷凝器和蒸腾器)、蓄电池栅板(硬化剂)、耐磨合金、高强度结构钢以及耐海水腐蚀用钢等。在铅中参加0.5%的砷，可增加铅的硬度，这种铅用来铸造弹丸。高纯砷首要用于出产化合物半导体如、砷化铟、镓砷磷、镓铝砷等以及用作半导体掺杂剂。这些材料广泛用于制作二极管、发光二极管、隧道二极管、红外线发射管、激光器以及太阳能电池等。 砷的化合物用于制作农药、防腐剂、染料、医药等。砷的最重要的化合物是，俗称，是烈性，砷的化合物都是有毒的，被很多用于制作无机农药。假如人畜不小心而误中砷毒，可服用新鲜的氢氧化亚铁悬浮液来解毒。砷的其他化合物，如、亚钙、铅、钙、锰等也都是常用的农药。在制作这些含砷农药的工厂里，空气中的含砷量有必要低于0.3毫克/米3。

跟着钢铁工业的快速开展，现在铁矿石资源日趋严峻，一些杂乱铁矿资源正在被大力的开发运用。我国贮藏有很多的含砷铁矿，到1990年国内探明的含砷铁矿储量达18.8亿t。砷作为钢材中的有害元素，对钢材功能发作一系列不良影响。例如，含砷钢在正常轧制的工艺条件下，即氧化气氛中长时刻的高温加热，会呈现表面富集层，构成热加工表面龟裂。它在钢中偏析严峻，促进钢材带状安排的开展，下降钢的冲击韧性，易使钢在热加工进程中开裂。有特殊用处的钢，如石油钻杆钢、大型发电机转子钢、核工业用钢等，乃至要求不含砷。此外，砷及其化合物大都为剧毒物质，对含砷矿石的处理睬带来严峻的环境问题。进行含砷铁矿石脱砷研讨，关于下降砷在冶炼系统中的损害，完成含砷矿产资源的综合运用有着十分重要的含义。 理论分析及实验研讨标明，高炉炉渣及炼钢进程氧化均无法完成脱砷。铁水预处理脱砷本钱较高，合适作为深度脱砷手法，当铁水砷含量较高时，该办法显得并不经济，单纯依托预处理脱砷无法完成含砷铁矿有用运用。矿石中含砷化合物在高温下易分化气化，国内外冶金工作者运用这一特性，选用焙烧和烧结的办法做了很多矿石预处理脱砷的研讨，矿石中的砷含量得到了有用操控。与铁水预处理脱砷比较，气化脱砷具有本钱低价、处理规划大、工艺简略等特色，是开发运用含砷铁矿资源、下降钢材中砷含量的有用途径。 铁矿石气化脱砷工艺主要有球团脱砷、烧结脱砷、氯化脱砷。 球团脱砷：球团矿出产以煤为发热剂，出产温度较高，属弱氧化-复原性气氛，具有气化脱砷的根本条件，在合理的出产工艺条件下，可以取得较高的脱砷率。可是，矿石脱砷率与球团矿抗压强度之间却存在一些对立。例如，球团矿抗强度随氧体积分数添加而上升，矿石脱砷率却与氧体积分数成反比联络；球团矿抗强度与配煤量成正比，但若配煤量过大而导致复原性气氛太强，脱砷率反而下降。因而，怎么完成最大化脱砷一起又确保球团矿质量是该工艺的关键所在。 烧结脱砷：烧结矿出产规划较大，可以很多处理含砷铁矿石；焚烧层及冷却层料温很高，料层高温区停留时刻较长，含砷化合物可以充沛的分化；烧结机底部设有抽风设备，负压操作工艺更有利于砷化物分化气化。此外，烧结出产可选用不同矿石及质料调配运用，可供调理手法较多。但是，烧结脱砷除了上述优势外也具有一些缺陷。例如，现在烧结工艺遍及选用高碱度烧结，这将大大按捺烧结脱砷；烧结进程伴跟着一系列杂乱的物理化学变化，各个工艺参数联络严密、相互影响，模拟实验及工业实验都很难精确取得每个工艺参数对烧结脱砷的详细影响；此外，烧结进程归于“黑箱”模型，关于烧结脱砷机理的深入研讨存在很大难度。 氯化脱砷是在必定温度和气氛条件下，用氯化剂使矿藏质猜中的意图组分转为气相或凝集相的氯化物，以使意图组分别离富集的工艺进程。砷将以低沸点化合物氯化砷(AsCl3)方式气化，AsCl3在温度121.4℃时，蒸汽压即为105Pa，而As4O6分压到达105Pa，需求温度478.8℃，因而AsCl3在焙烧进程中更简单蒸发。此外，AsCl3在高温下不易被氧化，可以有用避免钙、铁等固态砷化物的生成，理论上具有大幅进步脱砷率的可能性。 影响铁矿石气化脱砷的要素有反响温度、反响气氛、矿石中的碱性氧化物和反响时刻等。 单质As熔点为300～320℃，沸点为550～600℃。As2S2等硫化砷熔点为300～320℃，沸点为550～600℃。FeAsS分化温度为510～530℃，FeAsO4分化温度为980～1050℃。跟着温度升高，As2S2、FeAsS、FeAsO4、As2O5等固相砷化物都将逐步分化。而Fe2As、FeAs、FeAs2安稳性则随温度升高而加强，但其仅在低硫势、低氧势的条件下存在。As2S2O气相系统，跟着温度升高，As2S2、As2S3安稳性大大下降，简单发作反响生成As4O6及SO2。 在氧化性气氛下砷化物将以As4O6方式气化，但若氧势过高则简单发作反响，构成As2O5、FeAsO4固相产品而下降脱砷率。 在氧化性气氛下，As4O6可以与CaO等碱性氧化物发作反响生成安稳的盐而下降脱砷率。 在混合气体流量为200L/h(空气∶氮气=1∶1)、焦粉配入量6%、反响温度1100℃的条件下，反响进行到3min时脱砷率已达90%以上，随时刻的延伸脱砷率持续添加；恒温时刻在8～15min内，脱砷率均达95%以上，且15min时脱砷率到达最大；恒温时刻大于15min后脱砷率添加不明显或反而下降。 跟着矿石的日趋贫化及资源的日渐干涸，加大对我国含砷铁矿的开发和运用契合我国国情和钢铁开展的需求，具有重要的现实含义。现在，经过选用合理的脱砷工艺，铁矿石中的砷质量分数得到必定操控，根本可以满意高炉出产要求。但进一步进步铁矿石脱砷率有必要研讨各个工艺条件下的脱砷机理，树立热力学、动力学理论，特别是进行含砷化合物在不同条件下固态-气态-固态转化机制相关研讨。此外，氧化砷、氯化砷、硫化砷等气化脱砷产品均属剧毒性气体，直接排放将带来严峻的环境问题。因而，铁矿石脱砷还应加强含砷废气的无害化处理及收回运用相关研讨。

金属硅生产线扩建，湖南安化谋求优良企业共谋发展。  安化金属硅生产线扩建  项目名称：7500吨/年金属硅生产线扩建  所属行业：冶铁矿业  投资总额：150万美元  合作方式：独资,合资  项目简介：扩建6300KVA电炉两座，新建厂房3000平方米，原料场4000平方米及水泵房一处。  项目进展情况：已完成项目可行性研究、初步设计和环境影响评价。  备注信息： 金属硅是广泛应用于电子、冶金、化工等行为珠一种工业原材料，其纯度大于97%，有“工业食盐”之美誉，具有长期不变质、不贬值、不淘汰、易保存等显著优点。  安化县结晶硅厂生产的金属硅是利用当地丰富优质的石英石、木炭、水电等资源生产的产品。长期以来，产品一直畅销国内外。该厂生产金属硅已有近17年的历史，生产管理及技术水平均属国内同行业先进水平，具有自行设计、制造、安装调试6300KVA电炉的全部技术能力。  为发挥当地资源优势，节能降耗、降低生产成本，提高产品市场占有率，急需扩建两台6300KVA节能型金属硅电炉。  更多关于金属硅生产线的资讯，请登录上海有色网查询。

砷的化学性质首要取决于其氧化状况，即三价砷和五价砷。 1.三价砷As3+，其固态物料常见以As2O3方式存在，液体中则以砷化物——亚的阳离子存在。结晶盐常见、亚银和亚铜等。亚的解离如下：2.五价砷As5+，见以As2O5方式存在。五价被结晶为三元酸，用2AsO4H3 •H2O分子式表明。 在溶液中的解离平衡：砷由磷的电子结构及原子半径相类似，因此这两种元素的化学性质亦十分类似，尤以五价正酸的酸度简直相同，因此可利用这些性质来改进从水中除砷的功率。自然界的砷矿藏首要有硫砷铜矿(Cu3AsS4)、三硫化二砷或称雌黄(As2S3)、砷钴矿(CoAsS2)、砷黄铁矿或称毒砂(FeAsS)等，这些矿藏的pH值呈中性，微溶于水，当经过化学处理收回有用共生元素金时，将转为易溶的砷化合物。如对硫化矿收回金的工艺过程中，矿石进行酸化焙烧，砷则变为细粉末状的亚砷氧化物，经过气相和焙烧矿化而溶解于液相需进行处理，不然对环境形成污染。

以铜镉渣为原料生产金属镉的电积法工艺流程如图1所示。图1  从铜镉渣生产金属镉电积法的工艺流程 铜镉渣的成分一般波动范围为：2.5%～12%Cd，35%～60%Zn，4%～17%Cu，0.05%～2.0%Fe铜镉渣中还含有少量As，Sb，SiO2，Co，Ni，T1，In等杂质。 为了加速浸出过程，有的工厂在浸出前将铜镉渣堆放在空气中氧化。这样也增加了铜溶解的损失，只有在处理含铜较低的铜镉渣时才适用这种处理。浸出过程得到的铜渣成分为：30%～50%Cu，10%～15%Zn，0.3%～1.0%Cd。 在浸出中，除了锌和铜的溶解外，还有一些Ni，Co，In，T1进入溶液，得到的浸出液成分为：120～130g/LZn，8～16g/LCd，0.3～0.8g/LCu，3～9g/LFe，0.05～0.1g/LCo，0.05～0.1g/LNi。浸出液经加锌粉净化除去铜后，送去加锌粉置换沉淀镉。置换沉淀镉一般分两段操作。在第一段维持温度为333K，使溶液中的镉降到1g/L为止。过滤分离铜镉渣后的溶液再进行第二段操作，可进一步使镉的含量降到10～15mg/L。第二段得到的海绵镉（Ⅱ）含镉低，反回铜镉渣的浸出过程。第二段置换后的溶液中含有Co，T1，In等，用黄药除钴后去进一步回收T1与In。 第一段置换沉淀镉得到的海绵（Ⅰ）用镉电解液浸出。溶液中硫酸的浓度为200～250g/L，浸出温度353～363K，加入MnO2或KMnO4以加速镉海绵的溶解，浸出终了的pH值为4.8～5.2，铜水解进入渣中。 分离铜渣后的镉绵浸出液，加SrCO3除铅，加锌粉置换除铜，加KMnO4氧化T1与Fe，再水解沉淀。 镉溶液的电积一般采用电解液不循环操作制度，其作业条件及技术指标： 加入电解液成分/（g·L－1）      160～220Cd，20～30Zn，12～15H2SO4 电积后废液成分/（g·L－1）      15～20Cd，150～180H2SO4 电解液温度/K                  303～308 电流效率/%                    70～92 槽电压/V                   2.5～2.6 电积周期/h                 24 电能消耗/（kW·h·t－1）     1400～1700 采用电解液循环的生产方式，可以得到较高的电流效率。

   金属硅生产厂有望落户阿坝州，阿坝州与西班牙洽谈投资建设金属硅生产厂事宜。  2007年6月26日，阿坝州委书记侍俊、州长张东升在成都会见了西班牙大西洋铁合金有限公司总裁维拉米尔先生，就大西洋铁合金集团到阿坝来投资建设10万吨金属硅生产厂事宜进行了商谈。  金属硅主要分布在西南地区的云南，四川，贵州，广西，华中的湖南，湖北，华东的福建地区，东北地区主要是黑龙江的黑河，临江地带，吉林和辽宁，内蒙古，其中陕西青海等地也有厂家生产。  全球最大的金属硅生产企业西班牙大西洋铁合金有限公司准备在四川投资9000万美元建设年产10万吨金属硅生产厂，该公司总裁维拉米尔先生随西班牙国王来到成都，率领该集团的总经理、中国项目主席罗格利先生等高级管理人员与阿坝州州委常委谷运龙、副州长肖友才及有关部门领导进行了深入、细致的洽谈。经过会谈，双方达成了推进项目的共识。维拉米尔先生表示阿坝州将是该项目的主要选择地之一，近期将由罗格利先生到阿坝州开展项目的可行性研究。侍俊、张东升表示将为大西洋铁合金集团到阿坝来投资建设规模最大、技术最先进、环保最好、耗能最低的金属硅生产厂，提供最优惠的条件、最好的服务。  更多关于金属硅生产厂的资讯，请登录上海有色网查询。

摘要介绍了我国砷矿资源的特色、除砷的必要性及含砷矿石难选的原因，总述了近年来国内外含砷矿石除砷的研讨发展情况，并对各种除砷的药剂和工艺等进行了分析与讨论，提出了发展方向和趋势。砷在国际范围内广泛存在，地壳中砷的丰度约2g/t，因为砷归于亲硫元素，不少硫化矿都伴生有砷。自然界砷矿藏约有150多种，首要为毒砂和砷黄铁矿，大多见于高温文中温热液矿床，并且常常与黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿、辉锑矿、方铅矿、闪锌矿、锡石等硫化矿藏和贵金属金银亲近共生。此外，硫砷铜矿和斜方砷铁矿也较常见。据统计，国际上有15%的铜矿资源砷与铜之比为1：5，有5%的金矿资源砷金比达2000：l。而简直在所有的情况下，砷都是不期望有的杂质。选矿中砷的存在，不只影响了精矿产品的质量。晦气销价与供应，一同也影响了后续的冶金处理进程，并带来了严峻的环境问题。跟着环境立法的日趋完善与严厉，对冶炼精矿产品中所答应的砷含量也日趋下降。我国有关质量标准规则冶炼精矿中As l含砷硫化矿的除砷研讨发展 1.1 含砷铜矿与硫化铜矿的别离铜砷别离是选矿范畴的一大难题，国内外对铜砷别离进行过许多研讨。铜精矿中砷的来历首要有3种途径：①砷以类质同象方式存在于铜矿藏中，选用浮选无法别离，但一般对铜精矿含砷影响不大;⑦含砷铜矿藏如硫砷铜矿、砷黝铜矿等在铜精矿中富集;③含砷矿藏(首要是毒砂)的混入。硫砷铜矿(Cu3AsS4)是最常见的含砷铜矿。因为硫砷铜矿和其伴生的硫化铜矿(铜蓝Cu2S、辉铜矿cuzs、黄铜矿CuFeS2等)表面性质相似，可选性也十分挨近，因而在惯例的浮选流程中，含砷铜矿会不行防止地跟着其它铜矿藏进人精矿中。处理含砷铜矿的存在问题可从两处着手：即在浮选铜矿藏时按捺硫砷铜矿，或是在终究铜精矿中挑选性除掉硫砷铜矿。许多学者研讨了硫砷铜矿的电化学性质及浮选特性。几个学者提出了硫砷铜矿与黄药反响的成果。H.龚为找出硫砷铜矿的最佳浮选电位，研讨了硫砷铜矿在戊基钾黄药(PAX)中的电位和潮湿性。Tajadod和Yen就报导过，在一般混合浮选条件下，用黄药做捕收剂，硫砷铜矿和黄铜矿的表面特性和浮选性质简直相同，惯例的按捺剂如石灰、、硫化物以及都不能有用地完成硫砷铜矿和硫化铜矿的别离。他们曾简略说到经过MAA(镁铵良合物：0.5M六水氯化镁、2.0M氯化铵、1.5M氢氧化铵混合而成)来下降铜精矿中砷的含量。sH Castro和SHonores经过丈量硫砷铜矿的Zeta电位、甄砷铜矿的静电位和哈利蒙特管实验，研讨了硫砷铜矿的表面性质和可浮性，以为硫砷铜矿是一种易于被被黄药浮选的磺酸盐矿藏，其表面存在的硫代盐基团使它在碱性介质中比铜的其它硫化物更能阮抗氧化剂的按捺。有关操控矿浆电位，浮选脱除硫砷铜矿的研讨成果现已宣布。这些成果标明，调理矿浆电位，可将硫砷铜矿与硫化铜矿浮选别脱离。W T Yen和JTajadod就研讨了硫砷铜矿和黄铜矿的两种优先浮选办法，有用地完成了黄铜矿的脱砷作业，其一是黄药用量为20 mg/L，电位一250mV，pH=9.0，按捺黄铜矿而反浮选硫砷铜矿;其二是在相同的pH和黄药浓度下，选用250mg/L的MAA按捺硫砷铜矿浮选黄铜矿。Jaime和Cifuentes也企图经过改动矿隙电位来下降铜精矿中的砷含量，选用这种办法，砷的档次由0.72%降到0.32%。但操控矿浆电位浮选办法在工业上运用的挑选性不高。硫砷铜矿还有一个显着性质是它能反抗强氧化剂的按捺作用。据此，Hunch(1993年)申请了一项用H202和其它氧化剂挑选性地氧化按捺辉铜矿，从辉铜矿铜精矿中挑选性浮选硫砷铜矿的专利。而D.Fomasiero等则以矿藏的挑选性氧化位为根底，提出了挑选性氧化一溶解别离法：在弱酸性介质(pH=5.0)顶用H202挑选氧化，或在碱性介质(pH=11.0)用H202氧化后接着添加EDTA(强络合剂乙二铵四醋酸)挑选性除掉表面氧化物，能够很好地将含砷铜矿和硫化铜矿别离。XPS分析成果标明：用H2O2能很好地别离这些矿藏是因为含砷矿藏遭到的氧化程度比不含砷矿藏要强。此外值得一提的是，细菌浸取技能在除砷方面的运用。细菌浸取铜精矿中硫砷铜矿的原理为：在H20和02存在的条件下，在氧化亚铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌及氧化铁铁杆菌及复合细菌作用下，硫砷铜矿发作直接浸出反响：Cu3AsS4+6H20+1302→4H3AsS04+4CuS04.北京有色金属研讨总院的温建康等经过对我国某含砷低档次硫化铜矿的浮选精矿的细菌浸出实验研讨，指出经过选育优秀浸矿菌种，可有用地直接提取铜精矿中的硫砷铜矿1.2含砷矿藏(毒砂)与(含金)硫化矿的分选 以毒砂为主的含砷矿藏与(含金)硫化矿的别离是选矿作业者一向研讨也是比较扎手的课题。 1.2.1毒砂的可浮性研讨研讨标明：毒砂在中强碱的水一气介质中易氧化，表面生成相似臭葱石[Fe(AsO4)·2H20]结构的亲水膜，尤其在氧化剂存在时，将会激烈促进这一盐的构成。此亲水膜能阻挠黄药捕收剂的吸附，然后大大下降了毒砂的可浮性，在pH=6-11间呈直线下降，pH=9.5时就根本不行浮，pH>11时则彻底受按捺。 1.2.2毒砂与(含金)硫化矿分选的浮选药剂研讨发展 浮选新药剂首要是研讨高效、低成本、无毒或少毒混合药剂。(1)高挑选性捕收剂。毒砂与(含金)硫化矿浮选别离的捕收剂的研讨着重于高挑选性捕收剂的研讨。所用捕收剂首要有巯基阴离子型、硫代酯类和基酸类捕收剂。众所周知，在黄药保存时构成的三硫代碳酸盐类化合物会下降黄药在硫化矿藏表面上构成金属的才能。烷基三硫代碳酸盐(R—s—CS—SNa)能够从毒砂矿藏表面上排出黄药，下降它的疏水性。美国的一些学者申请了归于烷基或芳基三硫代碳酸盐类浮选药剂的专利。BA钱图里亚以丁基与过量的丙稀氯醇为根底制取了新式IIPOKC药剂，它由丙稀基三硫代碳酸盐(11TFK)和丙氧基化硫化物(OIIC)组成，IIPOKC药剂的组分固着在毒砂的表面上，下降了毒砂的可浮性，阻挠了黄药在毒砂表面上的吸附使其表面亲水。在含金黄铁矿和毒砂的浮选时，在黄药前添加IIPOKC药剂可按捺毒砂和进步黄铁矿的可浮性。孟书青等在研讨高砷多金属硫化矿浮选降砷时，发现乙硫氟和胺醇黄药具有相同的作用，使历年出产的含砷3.00%的铜精矿降砷至0.50%左右，并以为这两种药剂与黄药别离以3：5混合运用比独自运用作用更佳。法国选用钾黄药和巯基并噻唑浮选含金毒砂矿石，金精矿档次得到大幅度进步。唐晓莲等人在研讨黄铜矿和毒砂的分选时，发现甲基硫酯具有显着的挑选性，是铜砷别离的有用捕收剂，而黄药简直没有挑选性。基酸类捕收剂运用于硫化矿的除砷研讨报导多见于国外。前苏联学者运用基酸类捕收剂从黄铁矿——砷黄矿矿石中浮选有色金属硫化矿，发现联合运用挑选性基酸类捕收剂和电解溶液，能够进步别离浮选精矿中有色金属的收回率，并能够把少数的有色金属和贵金属从黄铁矿和砷黄铁矿的主体矿石平分选出来。(2)石灰组合型按捺剂。毒砂与硫化矿藏有不同的临界pH值。石灰是常用的碱性pH调整剂，又可促进矿藏表面溶解或氧化。B.Bali和R.S.Rich-ard以为石灰首要经过阻挠硫化矿藏表面双黄药的构成而到达按捺硫化矿的意图的。但是，单一石灰法在毒砂或硫化矿遭到活化或按捺时，其作用往往欠安。所以，石灰常常与其它药剂混合运用以到达较好的按捺作用。童雄等人将石灰与铵盐(硝酸铵、氯化铵)一同参加矿浆中，发现黄铁矿因受铵盐的维护不受按捺，而毒砂则因石灰的按捺而失掉可浮性。将石灰与钠混用，使毒砂在溶有石灰的矿浆中被钠按捺，而硫化矿则依然坚持浮游状况。关于石灰与硫酸铜联合用药，一般以为：被铜离子活化的毒砂在用石灰调整的矿浆中能坚持浮游才能，黄铁矿则因石灰的作用处于按捺状况;或许在石灰的矿浆中参加硫酸铜，能够使被按捺的毒砂康复可浮性，而黄铁矿依然处于按捺状况。研讨标明：当原矿中含许多次生铜矿藏时，可选用石灰与共用，此刻S-与Cu2+生成难溶沉淀物，然后消除了cu2+的活化作用。贺政等人以为进步矿浆pH值对锌砷别离有利，因为闪锌矿浮选的最佳pH值是9—12，而在这种pH值下毒砂表面易构成FeAsO4和Fe(OH)3，然后有用地阻挠了Cu2+在表面的吸附。北京矿冶研讨总院纪军经过将CaCI：和石灰联合运用，摆脱了Cu2+对砷黄铁矿的活化作用，完成在中性和弱碱性矿浆中砷黄铁矿和多金属硫化矿的别离，在原矿含砷高达5.17%的情况下，铅、锌精矿中的砷含量别离降至0.44%和0.35%。(3)氧化剂型按捺剂。毒砂比较简单氧化，长期拌和或加各种氧化剂可激烈按捺毒砂的可浮性。氧化剂品种许多，常见有、、二氧化锰、漂、过氧二硫酸钾(K2S2O8)、次、重等。用或次作氧化按捺剂按捺预先活化的砷黄铁矿，发现当pH值大于7时，氧化剂对砷黄铁矿的按捺作用得到了加强，强的氧化剂能够按捺预先浮选的砷黄铁矿。在酸性条件下，作氧化剂时，选用十二烷基磺酸钠，从黄铁矿和毒砂的混合精矿中浮选含金毒砂，作用杰出。MJ VBeattie等用或许次作氧化剂按捺剂，用作调整剂，导致砷黄铁矿表面氧化构成铁的氢氧化物薄膜，然后按捺了它的可浮性，完成了对砷黄铁矿的别离。别的，进步矿浆温度可加快氧化进程。许多实验作业标明，操控温度在40-50℃，能够强化对毒砂的按捺。(4)碳酸盐型按捺剂。首要包含碳酸钠和碳酸锌。运用碳酸钠作按捺剂，它对黄铁矿等硫化矿表面的氧化产品有必定的清洗作用(溶解作用)，然后活化黄铁矿等硫化矿，使硫化矿与砷矿藏的可浮性差异增大，大大加强了别离的作用。而对碳酸锌而言起作用的实际上是胶体碳酸锌。明景范等发现：当硫酸锌与碳酸钠以必定比倒混合配制成胶体碳酸锌作按捺剂时，能取得满足的按捺毒砂的作用。朱申红又发现不管碳酸钠和硫酸锌的配比怎么，对含金黄铁矿的浮选没有影响，并且发现碳酸钠和硫酸锌适宜的配比应在硫酸锌含量30.00%以下比较适宜。李广明等联合运用碳酸钠和漂，发现能够强化对毒砂的按捺，恰当操控药剂的参加次序，能够改善或活化黄铁矿的浮选。(5)硫氧化合物类按捺剂。将硫氧化合物类药剂运用于抑砷已有许多报导，在工业上也有所运用。这类药剂首要有钠、硫代硫酸盐、、过氧二硫酸钾以及+等。钠就是黄铁矿和毒砂别离中常用的、价廉的有用无机调整剂，它能够有用地抑砷。研讨标明：运用过氧二硫酸钾氧化剂按捺砷黄铁矿，这种办法比用许多的石灰或许在石灰的碱性介质中处理砷黄铁矿作用要好得多。朱申红等在氧化法别离含金黄铁矿和毒砂的研讨中发现过氧二硫酸钾作按捺剂时，其氧化才能适中，挑选性较强，且别离浮选不受氧化时刻影响，能够较好地完成两种矿藏的别离。罗小华经过对以含毒砂为首要砷矿藏的硫化铜进行细磨以及对粗精矿再磨，完成了钠对毒砂的充沛按捺，进步了除砷作用。(6)有机按捺剂的研讨。有机药剂价廉且对环境友好，用来作按捺剂的研讨日益遭到选矿作业者的注重.例如，糊精、腐植酸钠(铵)、丹宁、聚酰胺、木质素磺酸盐及其混台物在已在硫化矿除砷中有所运用，并且取得了满足的作用，展现了有机按捺剂夸姣的运用远景。一同人们发现，有机按捺剂和无机按捺剂组合运用，作用更显着。刘四清运用烤胶与硫酸钠组合对毒砂进行按捺，取得了满足的金精矿。王湘英在研讨含金黄铁矿和毒砂时，运用有机小分子按捺剂，发现H23与未经cu2+活化的毒砂表面发作化学反响，而与含金黄铁矿则没有反响，她以为H23归于硬碱类药剂，毒砂是比含金黄铁矿稍硬的酸，硬酸对碱具有更强的亲和力，这是H23挑选性按捺毒砂的原因。 1.2.3含砷矿藏(毒砂)与(含金)硫化矿分选的其它研讨发展近年来，在浮选技能和联合工艺方面也有必定的发展。例如，选用电位操控含金砷硫化矿的浮选，用氮气替代空气能够精确操控矿浆电位。金矿藏浮选时，砷矿藏能到较好的按捺。又例如，在碳酸钠介质中，充入空气，能够有用进步砷黄铁矿的可浮性。Matsuoka Lsao等选用通电氧化法脱除铅锌精矿中的砷，发现这种办法相同适用于黄铁矿、黄铜矿等硫化矿与毒砂矿的别离。 A MAbeidu等用含镁化合物作黄铁矿与黄铜矿、毒砂别离的调整剂，发现它能够挑选性地按捺毒砂与黄铜矿，而对黄铁矿没有按捺作用。 2含砷金矿的除砷研讨发展含砷金矿石的处理，根本上能够概括为2种办法：①含砷量低且毒砂中含金较少的矿石，用浮选法脱砷，即浮选别离硫化矿与毒砂(此类含砷金矿的脱砷浮选可拜见1.2章节，在此不再论说);②含砷较高并且毒砂中含金较高的矿石(多为含砷难处理金矿型)，经过浮选得到含砷金精矿，再按相应的工艺脱砷。2.1含砷难处理金矿脱砷研讨发展在黄金提取范畴，因为易选金矿资源的不断削减，含砷难浸金矿已逐步成为提金的首要原料。统计资料显现，含砷难浸金矿的开发与运用，将成为国际黄金产值大幅添加的要害。因而，对含砷难浸金矿中金的收回研讨，各国均说到重要日程。在我国，含砷金矿在黄金矿产资源中占适当份额。自20世纪70年代中期以来，已相继在全国16个省区发现了此类金矿。其间，在湖南、云南、贵州、四川、甘肃、新疆等省区都发现了大中型砷金矿，但适当部分为含砷的微细粒浸染型金矿，如湖南的黄金洞、四川的东北寨、贵州的丹寨、甘肃的坪定和久源、新疆的哈图等金矿。因为此类含砷金矿(和浮选含砷金精矿)中金呈显微或次显微金，嵌布粒度十分细，赋存于毒砂或黄铁矿等硫化矿的晶格中，而机械法很难到达单体解离，毒砂又会发作化学搅扰，全泥化或浮选精矿直接化不只使金的浸出率很低，并且形成精矿含砷很高。针对含砷难处理金矿的工艺矿藏学特性，可从3处着手：①强化或改善化条件;②进行脱砷预处理;③选用非化法，防止搅扰化进程的物质的晦气影响，如硫代硫酸盐、法等。现在，强化或改善化条件的研讨还没有实质性发展，所以各国均致力于脱砷预处理和非化法的研讨。 2.2含砷难处理金矿的脱砷预处理研讨发展(1)焙烧氧化法脱砷。焙烧氧化法是工业中运用较广的脱砷硫法。现在，焙烧法首要有欢腾炉焙烧和回转窑焙烧两种，设备方面从单膛炉发展到多膛炉，由固定床焙烧发展到流动态欢腾焙烧直至闪速焙烧。工艺方面从一段焙烧发展到两段焙烧，从运用空气焙烧到富氧焙烧。许多学者都对焙烧脱砷法进行了许多的研讨：熊大民等在维护性气体条件下对高砷金精矿进行的焙烧新技能实验研讨，脱砷率达97.32%，一同他们选用溶解硫然后收回硫，以高纯氢复原硫化砷制取金属砷。我国湖南黄金洞的含砷精矿选用了两段回转窑焙烧脱砷工艺。该工艺在缺氧的气氛下脱砷，脱砷率达99.16%，在有氧的气氛下脱硫，产出的多孔焙砂化浸出率可达93%。但焙烧法在处理进程中排放了必定量的粉尘和砷尘，跟着环保认识的日益增强，它的运用将会不断遭到限制。眇的研讨中发现过氧二硫酸钾作按捺剂时，其氧化才能适中，挑选性较强，且别离浮选不受氧化时刻影响，能够较好地完成两种矿藏的别离。罗小华经过对以含毒砂为首要砷矿藏的硫化铜进行细磨以及对阻精矿再磨，完成了钠对毒砂的充沛按捺，进步了除砷作用。(6)有机按捺剂的研讨。有机药剂价廉且对环境友好，用来作按捺剂的研讨日益遭到选矿作业者的注重.例如，糊精、腐植酸钠(铵)、丹宁、聚酰胺、木质素磺酸盐及其混台物在已在硫化矿除砷中有所运用，并且取得了满足的作用，展现了有机按捺剂夸姣的运用远景。一同人们发现，有机按捺剂和无机按捺剂组合运用，作用更显着。刘四清运用烤胶与硫酸钠组合对毒砂进行按捺，取得了满足的金精矿。王湘英在研讨含金黄铁矿和毒砂时，运用有机小分子按捺剂，发现H23与未经Cu2+活化的毒砂表面发作化学反响，而与含金黄铁矿则没有反响，她队为I{23归于硬碱类药剂，毒砂是比含金黄铁矿稍硬的酸，硬酸对碱具有更强的亲和力，这是H23挑选性按捺毒砂的原因。1.2.3含砷矿藏(毒砂)与(含金)硫化矿分选的其陀研讨发展近年来，在浮选技能和联合工艺方面也有必定的发展。例如，选用电位操控含金砷硫化矿的浮选，用氮气替代空气能够精确操控矿浆电位。金矿藏浮选时，砷矿藏能到较好的按捺。又例如，在碳酸钠介甑中，充入空气，能够有用进步砷黄铁矿的可浮性。Matsuoka Lsao等选用通电氧化法脱除铅锌精矿中的砷，发现这种办法相同适用于黄铁矿、黄铜矿等硫化矿与毒砂矿的别离。 A MAbeidu等用含镁化合物作黄铁矿与黄铜矿、毒砂别离的调整剂，发现它能够挑选性地按捺毒砂与黄铜矿，而对黄铁矿没有按捺作用。 2 含砷金矿的除砷研讨发展含砷金矿石的处理，根本上能够概括为2种方陆：①含砷量低且毒砂中含金较少的矿石，用浮选法脱砷，即浮选别离硫化矿与毒砂(此类含砷金矿的瞻砷浮选可拜见1.2章节，在此不再论说);②含砷I较高并且毒砂中含金较高的矿石(多为含砷难处理险矿型)，经过浮选得到含砷金精矿，再按相应的工艺脱砷。

一、焙烧       为了取得适合于冶炼深加工所需成份的冰铜，熔炼前有时需求经过焙烧脱除精矿中含有的硫和蒸发性杂质（比方砷）。焙烧一般在多膛炉中进行（El Indio矿便是如此），有的则在欢腾炉中进行（Lepanto冶炼厂便是如此）。研讨人员已对焙烧进行了很多研讨，发现蒸发法脱砷首要取决于温度、停留时间及焙烧设备中的气氛类型。如果在硫化物氧化时供应的空气有限，蒸发就很简单进行。在这样的条件下，当温度到达218℃砷完结提高后，能够经过过滤设备从烟尘中别离出（As2O3）：   As2S3＋41/2O2→As2O3＋3SO2             （1）       不过，在有过量空气存在的状况下，砷就会构成不会蒸发，且简单在315℃时熔化的（As2O5）：   As2S3＋51/2O2→As2O5＋3SO2             （2）       这种砷的氧化物一般与矿石中的氧化铁结合在一起、构成铁：   Fe2O3＋As2O5→2FeAsO4             （3）       终究成果，在空气供应有限的状况下砷黄铁矿一般会氧化，蒸发构成（As2O3）。在这样的条件下，焙烧猜中剩余的将首要是铁的氧化物－磁铁矿：   3FeS2＋8O2→Fe3O4＋6SO2             （4）       二、熔炼       熔炼的意图是为了将铜精矿或焙砂中的金属硫化物与脉石别离，在有熔剂存在的状况下熔炼一般在1250℃时进行。熔炼时，参加炉内的质料将别离成两层液体－即浮在上面由脉石和造渣物料构成的炉渣层及沉在下面由金属硫化物组成的冰铜层。       因为砷能以氧化物的方法蒸发，原猜中的砷将被部分脱除。高温时构成的冰铜由最安稳的硫化物组成。比方，Cu2S和FeS分别是铜和铁的最安稳的硫化物，它们是冰铜的首要成份。   据1986年的铜厂商陈述，当冰铜档次挨近80%时，砷的脱除就会发作反转。据分析首要原因为：（一）高档次冰铜中金属铜的存在，影响了砷的别离；（二）砷易于在金属铜中溶解。在智利现有5种不同的熔炼体系中，熔炼和吹炼时砷的散布和脱除状况，见表1和图1。   表1  各种火法工艺中的砷的散布（%）输入时的散布反射炉＋PSC特尼恩特 反应炉＋PSC诺兰达 反应炉＋PSC奥托昆普 炉＋PSC三菱炉粗铜6.73.33.511.44.6炉渣27.07.29.021.543.0转炉渣6.10.22.02.56.6350℃搜集的烟尘31.81.92.034.79.2250℃搜集的烟尘－85.183.513.336.6进入烟囱的烟尘28.42.3－16.6－总  计100.0100.0100.0100.0100.0                                      图1  不同工艺熔炼和吹炼时的脱砷状况       从上述的表图中能够看到，不同的铜冶炼工艺脱砷率差异很大。脱砷工艺（熔炼/吹炼）的不同能够用各家冶炼厂操作条件不同来解说。比方，物料成份、熔炼温度、吹炼速度、富氧浓度、烟气成份、产品成份不同和产品相对量有差异等，导致砷的脱除率不同。在熔炼阶段砷首要经过蒸发和造渣的方法脱除：       反射炉，砷首要经过蒸发和造渣的方法脱除。因为反射炉内的气氛归于弱复原性质，而且炉子具有较大的容量，砷易于经过焙烧蒸发的方法脱除。在P－S转炉中，更多的砷则是经过焙烧蒸发和造渣的方法脱除。       特尼恩特和诺兰达反应炉，蒸发方法脱砷率较高，造渣方法脱砷率则较低。P－S转炉的脱砷率跟着鼓入空气量的增多而添加，这样，处理低档次冰铜时，砷的脱除率就较高。这两种反应炉的冰铜档次大致相同（70%左右）。       特尼恩特和诺兰达反应炉的富氧浓度，分别为38%和33%。而P－S转炉则选用非富氧空气。       奥托昆普型闪速炉和P－S转炉。这类设备经过蒸发途径脱除的砷量更少，因为炉内气氛归于强氧化性，有利于As2O5的构成，从而在渣中能够脱除更多的砷。能够看出，因为有很多的烟尘循环，这类设备砷的脱除率比特尼恩特炉和诺兰达炉低。       三菱熔炼炉。熔炼阶段，砷在炉渣和烟尘中的散布显着不同。吹炼过程中，砷在炉渣、烟尘和粗铜的散布率则大致相同。经过加强氧化处理，能够将粗铜中的砷更多地转移到炉渣中。熔炼和吹炼作业中富氧浓度分别为48%和33%。

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。

3月30日消息： 金属硅是高能耗产品，节能工作十分重要，主要节能途径有： 　　(1)精心选料。碳质还原剂和硅石的选择对电耗和产量的影响极大。有时质量和电耗有矛盾，要权衡得失，例如多用或全部用石油焦，质量进步，但电耗会明显上升；多用烟煤或木炭，电耗降低，但质量又受影响。采用炉外精制硅的方法在保证质量的条件下搭配部分烟煤等高电阻率还原剂，可以使电耗降低。优质硅石的选择也十分重要，不能只看硅石的化学成分，还要看冶炼性能，如热稳定性，还原性等指标。 　　(2)精心设计电炉参数。电炉参数选择不当，如电压选择过高会使电耗上升。设计炉膛尺寸必须考虑生产金属硅是用石墨电极，不宜依据石墨电极直径作计算依据，而应按碳素电极直径计算炉膛尺寸。根据某厂经验，1800kV?A三相电炉二次电压选择84V，极心圆选择1150mm为好。 　　(3)采用大容量电炉生产。从国内统计来看，5000kV?A以上的电炉电耗一般在12000～14000kV?A/t范围内。小型电炉由于热损失占的比例大而电耗较高，一般在14000~17000kV?A/t范围内。美国汉纳矿业公司将9000kV?A电炉扩容为12000kV?A取得日产进步12％，硅回收率进步8％，电耗下降5％的好效果。 　　(4)采用炉体旋转式电炉生产。1977年挪威埃肯公司研究成功两段旋转炉体，可以防止炉料结壳使其自动下沉。一台9000kV?A电炉试验结果电耗下降10％-14％。 　　(5)采用团块炉料。将硅石与还原剂制成的团块在重油或煤气加热的炉内预还原加进电炉，产品单位电耗在9000kW?h以下。 　　(6)采用半封闭电炉回收烟气的热能。 　　(7)采用炉外精制硅技术进步产品质量，使精整剩下的小颗粒金属硅回炉重熔利用，达到进步产量降低电耗的目的。 　　(8)精心操纵。包括配料的正确称量，把握好用碳量，及时加料不空烧，捣炉深而逶，使电极深插稳插，有一个好炉况，实现优质、低耗、高产。(Fiona)

NiAs 【化学组成】可有Fe、Co、S等呈类质同像混入。此外，还有Sb、Bi、Cu，其赋存状况未明。 【晶体结构】六方晶系；；a0=0.361nm,c0=0.502nm;Z=2。   图L-9红砷镍矿的晶体结构 (引自潘兆橹等，1993)   红砷镍矿为一典型结构：As按六方最严密堆积,Ni充填一切八面体空地(图L-9)。［NiAs6］八面体共面平行c轴方向联成直线型链，在水平方向上［NiAs6］八面体共棱。Ni除被6个As所围住外(配位数为6)，往往与上下二个Ni间隔较近，成为它最近的相邻者,这使红砷镍矿中的键性明显地向金属键过渡。 【形状】一般成细密块状、粒状集合体，有时呈状等胶体形状。单晶呈六方柱状或板状，但很少见。 【物理性质】新鲜面淡铜赤色，风化面具灰或黑色的锖色；条痕褐黑，金属光泽。解理平行{1010}不完全；断口不平坦。硬度5。相对密度7.6～7.8。性脆。具强导电性。 【成因及产状】常见于热液矿床中，有时见于基性、超基性岩有关的铜镍硫化物岩浆矿床后期热液进程。 【判定特征】浅铜赤色和金属光泽。易熔，在木炭上以氧化焰烧之构成As2O3白色被膜，并有生蒜臭味。 【主要用途】镍的矿石矿藏质料。

一、铜砷别离     铜砷别离主要是处理铜矿藏与毒砂的别离问题，可归纳如下：     （一）高选择性捕收剂。运用选择性捕收剂扩展两种矿藏的分选十分重要。如选用黄药与丁铵黑药组合、黄药与硫氮类混合、丁黄腈酯（OSN－43）、醇黄药、磷基在必定条件下对某一特定矿石都有较好的选择性。辅佐捕收剂如DPG或8－hydroxyquinoline与按捺剂一同参加磨机能进步分选功率和贵金属的回收率。     （二）石灰为主的组合按捺剂：石灰是一种常用的碱性pH值调整剂，既可进步矿浆pH值，一起还可以促进矿藏表面溶解或氧化。但石灰用量要细心操控，若过量对硫化铜矿藏也有必定按捺作用。所以当单一石灰按捺作用欠安时，可配用其他按捺剂，如、硫酸锌和SO2等。研讨标明，由石灰－SO2－Zn（CN）2－络合物组合的组合药剂，对毒砂按捺最有用。当原矿中含很多次生铜矿藏时，毒砂被Cu2＋活化可浮性较高时，可选用石灰与共用；此刻S2－与Cu2＋生成难溶沉淀物，然后消除了Cu2＋的活化作用。     （三）氧化法：毒砂较易氧化，运用充气氧化（pH5.7～6.5）、长期拌和或加各种氧化剂可激烈按捺毒砂的可浮性。常用的氧化剂有漂、、重和二氧化锰等，几种氧化剂作用的强弱次序为：漂＞＞重＞二氧化锰。     进步矿浆温度，可加快氧化进程。很多实验作业标明，在进步矿浆温度的情况下，部分硫化矿藏受氧化强弱程度的次序为：毒砂＞磁黄铁矿＞黄铜矿。操控温度在40～50℃，可以强化对毒砂的按捺。     （四）硫氧酸等无机按捺剂：用硫氧酸或硫代硫酸盐按捺毒砂，实验成果标明，对毒砂的按捺次序为：诺克斯药刘＞硫代硫酸钠＞钠。     （五）有机按捺剂：除无机按捺剂外，从环境保护考虑，人们对寻觅研发新的廉价的有用有机按捺爱好日益稠密。对毒砂的有机按捺剂包含糊精、丹宁、木质素磺酸盐、聚酰胺等，一起人们发现有机按捺剂与无机试剂组合运用，作用显着。     二、硫化铜砷矿别离实践     国内外研讨成果标明，运用现有的选矿技能是彻底可以完成毒砂与硫化铜矿藏的别离。     日本曾报导，关于已吸附药剂的铜砷混合精矿，黄铜矿和毒砂都处于易浮状况，可在混合精矿中增加石灰及，在pH值在10.5～11.5规模进行拌和，再用硫酸或SO2将pH值调到弱酸性pH值为5～7，不加捕收剂仅用起泡剂浮游黄铜矿，使两种矿藏别离。其成果为当铜砷混合精矿含铜3.81%、砷15.28%时，可获得铜精矿档次19.4%、含砷0.24%，铜作业回收率92.4%；砷精矿档次18.6%、含铜0.35%，砷作业回收率92%。     我国在铜－砷别离工艺方面也获得很大发展，如江西弋阳铜矿在pH=5～7.0弱酸性介质中，选用－石灰法按捺毒砂和黄铁矿，用选择性较好的甲基硫酯和乙黄药浮选铜矿藏，在原矿含砷0.7%时，铜精矿含砷下降0.3%以下，而且铜回收率和精矿质量都进步。湖南郴州雷坪矿，选用石灰法按捺毒砂，使铜精矿含砷由2%以上降到0.5%以下。

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。

国内金属锰电解均选用不锈钢板或钛板作阴极，选用铅锑锡银四元合金、铅锡银三元合金或铅银合金板为阳极。    电解总反响式为    即在阴极上分出Mn，在阳极上分出O2，一起产出含H2SO4的废电解液。废电解液回来浸出运用。    电解是在木制假底钢筋水泥PVC面料的电解槽中进行。    一、电解液成分与电解技能条件          高位液(新液)Mn                 36~40g/L          阴极液Mn                         15~16g/L         (NH4)2SO4                       100~120g/L                pH                             6.8~7.2          温  度                               38~44℃          SeO2(以Se计)                   0.03~0.04g/L        阴极电流密度                       350~400A/m2        阳极电流密度                       600~700A/m2       槽电压                                  4.2~4.6V       同名极距                               70~80mm±       电解周期                                  24h    二、电解操作    电解金属锰出产能不能优质高产，除了制液工序有必要供给合格的电解液之外，还有必要加强槽面办理，严格操控好电解条件，确保电解的正常进行。    1.调 槽    出槽前1h左右，取样分析槽液硫酸锰的浓度。依据槽液分析成果，调整各电解槽的补加新液流量，使硫酸锰浓度逐步升高至出槽时的要求。    出槽前20~30min时测定各电解槽中阴极液的pH值，慢慢地往槽中参加进步pH值，使pH值契合出槽时的要求。    当pH值和硫酸锰浓度均到达要求时，按出槽要求的量参加二氧化硒水溶液，然后开端出槽装槽。    2.槽面办理    看槽工应紧跟在组装工后面临新装好的电解槽进行查看：首要，调整阴、阳极的方位，使阴极板处于两个隔阂框之间的正中央方位上；其次，调查阴、阳极板的导电情况，及时发现并处理导电不良的阴、阳极板；第三，用pH试纸测阴极液的pH值，并依据pH值的凹凸调整流量，使pH值坚持在工艺要求内；第四，调整补加液流量。待悉数电解槽都查看一次今后，再回过头来查看一次，并调查上锰情况。这时，假如发现有“呆板”或“起壳”现象，都要取出来，换上合格的新极板或“起步板”。    在整个电解进程中，看槽工要常常查看整流柜上电流表指示的电流巨细，并将电流调整到使之契合工艺要求。要常常在电解槽旁进行巡回查看，始终坚持阴、阳极板处于杰出的导电情况，坚持Mn2+离子浓度、pH值等工艺参数在正常的规模内，以确保电解进程的顺利进行。[next]    3.病槽处理    1)槽液发酸    在正常情况下，阴极槽液pH应在7~7.2之间，一般不该低于7。pH值下降(低于6.5)就是槽液发酸。槽液发酸有或许导致阴极电积锰的反溶。发酸的原因首要有：    ①新隔阂袋孔隙大，阳极液中的氢离子简单渗透到阴极区中来，所以pH值下降快而导致发酸。这种槽液发酸情况，只需恰当参加即可处理。    ②隔阂袋已破或假底木框松动，阳极液直接渗透到阴极液中导致发酸。处理这种情况，有必要停槽，互换隔阂袋或固定隔阂框、密封假底。    ③有时因补加液流速过慢或含锰量太低，也或许发作pH值下降现象。这时，对参加的进行调整，一起恰当加大补加液流速，即可处理。    2)槽液发碱    当选用SeO2作抗氧化剂时，槽液pH值大于8.0以上，即认为是槽液发碱。槽液发碱有或许导致电积锰发黑。槽液发碱的首要原因是：    ①电解槽作业时刻太长，隔阂袋被钙、镁、铵盐结晶阻塞。跟着电解的进行，氢分子不断分出，OH-离子相应添加，而OH-离子向阳极区的搬迁和阳极区H+离子向阴极区的搬迁因隔阂孔被阻塞而受阻。因而，阴极液的pH值不断升高而导致发碱。遇到这种情况，可暂时选用参加废电解液办法处理，待出槽后，再整理和替换隔阂袋。    ②电解液温度过低，Mn2+离子浓度高时发作pH值升高情况。这时可关掉冷却水，并在槽中均匀地参加适量的废电解液，关小补加液流量，即可转入正常情况。    ③Mn2+离子浓度高，温度高，也或许引起槽液发碱。    ④阳极板接连作业两星期以上不敲、不换，可导致槽液发碱。    3)电积锰发黑    电积锰发黑影响产品质量和产值。发作原因首要是：    ①电解液含重金属杂质超越其最大容许量。    ②槽液中Mn2+离子浓度过高。    ③槽温太低。    ④槽液中硫酸钱浓度过高或过低。    ⑤阴、阳极板导电不良引起电积锰发黑。    ⑥二氧化硒参加量不行。    ⑦阴极槽液pH值过高。    4)起壳    装槽电解1h左右，极板周围冒较大的气泡，即可判定有起壳现象。起壳严峻影响产品的质量和产值。起壳的原因首要是：    ①装槽时一些电解工艺参数不契合工艺要求。例如：槽液中Mn2+离子浓度太低，槽液pH值过低，槽温过高。    ②阴极板不洁净。    ③水玻璃溶液太浓。    ④新抛光板未放在废液池中浸泡就装槽。    ⑤二氧化硒参加量太少或太多。    ⑥槽液中Mn2+离子浓度过高则起大个壳。    因而，有必要防止没有调整好工艺条件时就装槽，从根本上消除起壳的发作。当然，彻底防止起壳的发作是困难的。当呈现起壳现象时，应赶快查清原因，从头调槽，取出已起壳的极板，换上合格的极板或“起步板”。    5)电解锰反溶    电解进程中，当极板两头或两头冒白泡严峻时，则或许是电解锰反溶。其原因或许是：    ①阴极板或阳极板导电不良。    ②槽液pH值太低。    ③槽液中Co,Ni等重金属杂质含量超支。    6)电积锰难剥离    若电积锰难剥离，有部分产品敲不下来，构成糟蹋，一起，添加了工人的劳动强度，还会敲坏阴极板，因而，应当防止呈现这种情况。电解锰难剥离的原因首要是：    ①水玻璃溶液的浓度太低或未沽上水玻璃液。    ②槽温太低，电流密度过小，槽液中Mn2+离子浓度太低，pH值太低。    ③阴极板严峻发毛发白(表面粗糙)[next]    三、电解锰的后处理    电解锰的后处理是指电解之后处理电解金属锰的一系列操作，包含钝化、水洗、烘干、脱落、包装以及极板处理等过程。电解锰的后处理对产品质量、特别是硫含量有很大影响，有必要按工艺要求仔细做好。    1.钝 化    到达电解周期后，将堆积了金属锰的阴极板一块一块地从电解槽中取出，沥干电解液后，放入钝化液(3%重溶液)槽中，这就是钝化处理。钝化的意图是防止或减缓金属锰在空气中的氧化。其原理是当金属锰浸泡在钝化液中时，金属锰表面构成钝化膜层，该钝化膜层很细密，可防止金属锰的进一步氧化。为了确保金属锰的质量，钝化液的浓度要适合。若浓度太低，则起不到钝化作用；而浓度太高又会引起金属锰表面发黑。重钝化液的适合浓度以3%左右为宜，从外观看应为桔黄色。    2.水 洗    将钝化处理后的阴极板及金属锰吊起，沥干钝化液后，放入热水槽中浸泡，然后用自来水冲刷，最终再放在另一个热水槽中浸泡。水洗的意图是洗去金属锰表面上粘附的电解液、钝化液等溶液。假如不洗洁净，产品中硫含量必定高，因而，有必要重复冲刷，直至冲刷洁净停止。    3.烘 干    将用水冲刷洁净的金属锰放在架子车上推入烘房中烘烤。烘房温度以不超越110℃为宜。烘烤时刻一般为20~30min。烘干操作应留意有必要使产品彻底干透，不然，产品简单氧化蜕变。可是，又要留意不能烘烤过度，不然，产品会发蓝发黑，也影响产品外观质量。    4.剥 落    脱落就是将烘干的金属锰产品与阴极板别离。脱落时应留意:①先调查产品外观质量，按产品外观质量将产品分级，不同外观质量的产品应在不同的脱落桶中脱落;②脱落时应尽量防止极板的变形和损坏。任何情况下，均不得用铁榔头敲击;③应尽量将金属锰脱落洁净。    5.包 装    产品脱落完后，现场质检员在脱落桶内按规则办法取样送理化分析室分析。出产工人按产品外观质量别离装桶、称重。操作时应留意:①包装桶和包装内袋是否洁净，禁止外来杂质混入产品中影响产品质量;②称量精确。    6.阴极板的处理    将剥离产品后的有残留锰的阴极板放入阳极液槽中浸泡，阳极液的硫酸与阴极板上的残锰发作反响，使残锰变成硫酸锰而去掉。将除去残锰的阴极板和无残锰的阴极板放入洗液(7%HNO3+3%K2Cr2O7溶液)中浸泡1min左右，取出后用自来水冲刷洁净。调查冲刷洁净的阴极板的表面情况，将表面亮光平坦者存放在指定方位待用;挑出严峻发毛发白者送抛光室进行抛光处理。    抛光是在抛光槽中进行的。以磷酸和硫酸(质量比为3:1)为电解液，以葡萄糖(其用量为混合液的2%)为亮光剂，以待抛光的阴极板为阳极，以相同的不锈钢极板为阴极，在直流电的作用下，发作阳极溶解反响。在阳极溶解时，阳极上凸出部分先溶解，然后使已高低不平的极板又变为表面平坦亮光的极板。将抛光好的极板用水冲刷洁净，即可从头运用。抛光操作应留意进入抛光槽的极板有必要洁净(不带水、无残锰等)。    抛光槽用直流电抛光时，应操控的技能目标：    极板电流密度         700~1000A/m2    电  压                    5~7V    溶液温度               50~70℃    同名极距               100~120mm    抛光时刻               10~20min[next]    四、电解液的冷却办法    因为电解进程中Mn2+在阴极分出时的电热效应，不断发作焦耳热，加上部分析出的锰反溶放热，使电解槽内的阴极液温度升高。    为了扫除阴极液中的剩余热量，操控电解槽的正常作业温度，世界各国电解锰厂几十年来均选用在电解槽内的两边加设管道(铅管、不锈钢管或塑料波纹管等)，在管内通入冷却水，间接地冷却电解槽内的阴极液。这种冷却办法因为冷却管道与阴极液的冷却触摸面积小，只能使接近冷却管的阴极液降温，产热最大的电解槽中心部位得不到冷却，整个电解槽温度不均匀，热交换功率低；阴极液在电解槽内活动速率低，使得原本热导率不高的冷却管更难发挥冷却作用,MgSO4,CaSO4,(NH4)2SO4等很多结晶，致使阴极作业室需频频整理，设备利用率低，劳动强度大；一起因为电解槽内冷却管的存在，还使该办法存在电耗大、材料耗费大、冷却水耗量大的缺点。    为了改进现有出产金属锰的冷却办法，使其到达不只可以操控电解槽的正常作业温度、进步热交换功率，并且产品质量好，大大下降出产成本的意图，通过技能开发，2001年3月29日梁汝腾、周元敏、梅光贵、刘荣义等申请了发明专利，名称是：一种锰电解阴极液槽外冷却及镁的收回办法。专利申请号为01111078.3。    为到达上述意图，本发明选用的技能计划是：撤销锰电解槽内传统通入水的冷却管；在坚持锰电解阴极液和隔阂中的阳极液液面高差相对安稳的情况下，将部分阴极液引出电解槽外，通过高效防振奋结晶喷咀，凭借鼓风或天然风，进行冷却；跟着阴极液的降温，溶剂中Mg2+,Ca2+的溶解度下降，在溜槽或集液池中结晶分出过饱和的钙镁，定时清出结晶物，然后脱除溶液中部分MgSO4,CaSO4等杂质，并有用收回镁、锰与硫酸铵；通过集液池的冷却阴极液自流或用泵回来到电解槽的阴极室。    本发明与已有技能比较所具有的长处与活跃作用是：    ①将阴极液从电解槽内引到电解槽外冷却，完成了对阴极液的活动量与温度的操控。恰当加大活动量，电解槽内阴极室溶液活动速率进步，使阴极室内温度与Mn2+浓度散布均匀，热交换作用好；大大减少了MgSO4,CaSO4在阴极室内的结晶沉积现象，减少了阴极室的整理，进步了设备利用率，下降了劳动强度，改进了出产环境。    ②将阴极液从电解槽内引到电解槽外进行冷却，还完成了镁、锰与硫酸铵的收回。    ③从电解槽内撤消冷却水管，使电解槽的有用利用率进步12%，出产能力可进步10%~12%。    ④本发明的施行不只可以操控电解槽的正常作业温度，使热交换功率高，大大下降了出产成本。在出产槽中接连作业36h，阴极室无任何结晶物沉降发作，阴极室Mn2+浓度全槽均匀，不超越14~18g/L的规模；阴极室全槽各方位丈量pH为7~7.5。    ⑤因为完成槽外循环冷却结晶MnSO4,CaSO4等，使阴极液中难于穿透隔阂的C,p,SiO4,S等不带电性的杂质伴随阴极液槽外冷却结晶物带走，不会在阴极室中堆集、富集，阴极室中的C,P,SiO2,S只要槽内冷却的10%~40%的含量。然后使电解锰产品夹藏的这些杂质大大下降，产品质量明显进步。在相同合格液质量条件下，槽外冷却与槽内冷却电解金属锰产品杂质含量比照如下(%):     元素          Mn           C           S             P          Si            Se        Fe    槽外冷却  99.895    0.011    0.005    0.0010   0.0010    0.080    0.0064    槽内冷却   99.70     0.04       0.05      0.005     0.01       0.080    0.010    槽外冷却所发作电解金属锰产品的杂质C,S,P,Si,Fe等含量低于电解锰行业标准(YB/T051-2003)的牌号DJMnB目标。

在原生的金—砷矿石中，常含有1%～2%到10%～12%砷黄铁矿。其他硫化矿藏主要为黄铁矿和磁黄铁矿。当矿石中的硫化矿藏都含有微粒金时，对这类矿石可用化法或先浮选再浮选精矿进行化的联合办法加以处理。当矿石中的大部分金呈微粒状况被包裹在硫化物中时，对矿石可实施混合浮选以选出金—砷精矿或金—砷—黄铁矿精矿。假如混合浮选不能得到抛弃尾矿，那么可对混合浮选尾矿进行化或许对悉数矿石进行化，然后再从化尾矿中收回含金硫化物。     为了改进金—砷矿石的浮选目标，能够选用阶段浮选、矿砂和矿泥分选以及在苏打介质中进行浮选等办法。     黄铁矿和砷黄铁矿可用石灰或许使用空气的氧化作用以及用软猛矿和来按捺砷黄铁矿的办法进行别离。可是，有必要要注意氧化剂的用量不宜过多，氧化剂同矿浆的触摸时刻不宜过长，不然就会活化砷黄铁矿。我国某选金厂的金—砷—黄铁矿精矿含金180.74g/t，含砷达8.3%。该厂用进行了按捺砷黄铁矿的实验，其实验条件如下：矿浆浓度为15%，用量为100g/t（原矿），药剂同矿浆的触摸时刻为5min。用丁基黄药（80g/t）浮选出金—黄铁矿。实验成果如下：金—黄铁矿精矿石含金328.05g/t、含砷1.74%，金收回率为93.43%；而砷精矿含金24.15g/t、含砷15.26%，砷收回率为89.22%。     对部分氧化金—砷矿石，收回金和砷，可用以下流程：     用硫代类捕收剂浮选金和硫化物，对其间的臭葱石可用脂肪酸捕收剂进行浮选，精矿进行焙烧、焙砂化；浮选尾矿用NaOH溶液处理，以便浸出砷和除去金粒表面上的薄膜；残渣进行化；用石灰或高浓度的NaOH溶液从碱性溶液中沉积砷。

黄铁矿与砷黄铁矿的共生矿石，其间含有涣散的有色金属硫化物，一起含有贵金属和稀有金属，在细磨的条件下，运用基酸捕收剂，选用直接优先黄铁矿与砷黄铁矿的共生矿石，其间含有涣散的有色金属硫化物，一起含有贵金属和稀有金属，在细磨的条件下，运用基酸捕收剂，选用直接优先浮选法，可以收回这些金属。较为适合的办法是，首先在粗磨的条件下，分选出硫化矿藏的混合精矿，然后混合精矿再磨，进行有色金属硫化物的别离浮选。再磨黄铁矿和砷黄铁矿精矿，磨矿细度为-0.044毫米，并在液∶固=3∶1的条件下，增加定量的钠盐(NaCl、Na2SO4、Na2CO3)，进行拌和，然后按精矿量增加300克/吨的钠进行浮选。表1 混合精矿浮选实验成果实验号产品名称产率 %档次收回率，%药剂Cu，%Ag，g/tCuAg砷黄铁矿精矿1泡沫产品9.31.543.712.512.0槽内产品90.71.0733.087.588.0 原 精 矿1001.1134.0100100 2泡沫产品17.62.9365.343.940.5NaCl或Na2SO4槽内产品82.40.820.556.159.5—0.1N原 精 矿1001.1728.371001003泡沫产品6.91.3240.06.96.2NaCl或Na2SO4槽内产品93.11.3245.093.193.8—0.2N原 精 矿1001.3244.65100100 黄铁矿精矿4泡沫产品4.1818.58—29.7—槽内产品95.841.91—70.3— 原 精 矿1002.6—100— 5泡沫产品4.520.0—41.5—NaCl—0.1N槽内产品95.51.33—58.5—原 精 矿1002.17—100—NaCl—0.05N6泡沫产品5.012.3—30.6—槽内产品95.01.51—69.4— 原 精 矿1002.01—100— 7泡沫产品3.421.22—28.3—NaCl—0.05N槽内产品96.61.80—71.7—原 精 矿1002.55—100— 8泡沫产品5.317.74—43.3—Na2CO3—0.1N槽内产品94.71.3—56.7—原 精 矿1002.17—100— 由表可见，邻酸钠是从黄铁矿的混合精矿平分选出有色金属硫化物的一种选择性很强的捕收剂。在捕收剂存在的条件下，增加电解质(NaCl、Na2SO4)等，将会影响精矿的产率。在无捕收剂的条件下，在电解质溶液中，有色金属硫化物的浮选一直不能令人满意，在别离浮选精矿中，铜和银的收回率分别为6.9%和6.2%。只运用一种基酸捕收剂来浮选这些金属的细粒硫化矿藏，相同是很不行的，收回率仅到达12%～12.5%。在这种情况下，须研讨选择性捕收剂和低浓度电解质溶液(0.1克当量/升以下)的组合对浮选目标的影响，由于预先实验已查明，在矿浆液相中高浓度盐阻止基酸捕收剂在选别矿藏表面上的附着。把电解液的初始浓度下降到0.05克当量/升，会引起泡沫产品中有色金属硫化物收回率的下降。首要含铜矿藏-黄铜矿，在碳酸钠溶液中，即便没有捕收剂，也具有浮游才能，而在硫酸钠和氯化钠溶液中，没有捕收剂则不能浮游。首要的硫化矿藏-黄铁矿和砷黄铁矿，在Na2SO4和NaCl溶液中，甚至在到达相应的饱满浓度的条件下，相同也不浮游;在Na2CO3溶液中，只要在挨近饱满浓度的浓溶液中，这些矿藏才浮游。运用这些性质促进黄铁矿、砷黄铁矿与有色金属矿藏在浮选过程中较好地分选。捕收剂的疏水效果和电解质溶液的合作，只可以从黄铁矿和砷黄铁矿平分选出解离的有色金属硫化矿藏。一起，泡沫产品中有色金属的档次和收回率取决于矿藏解离的程度。这样，在这种情况下，从砷黄铁矿和黄铁矿精矿中选出的银和铜的收回率为40.5%～44%。从黄铁矿精矿中可以得到档次大于26%的制品铜精矿。由此可见，在浮选过程中，联合运用选择性捕收剂和电解质溶液，可以进步别离浮选精矿中有色金属的收回率，并可以把少数的有色金属和贵金属从黄铁矿和砷黄铁矿为主体的矿石平分选出来。

镓是一种较年青的金属，1875年才被发现。因其稀疏且涣散，直到1915年才真实提炼出来。其时以为，这种熔点低而贵的金属简直没有什么用处。美国到了1943年才将镓作为副产品少数出产，我国则到了1957年才作为副产品少数出产。从那时起，各国在建造氧化铝工厂时，都顺便建有镓出产车间以综合利用资源；我国直到20世纪末，才有山东铝厂出产镓。 一、镓的用处与商场 各国对金属镓的爱好源于20世纪60年代初，作为一种新式优质半导体的研讨热鼓起，但真实大规划的出产是在20世纪80年代。跟着半导体器材研讨的老练，化合物半导体的优异功能不断被发现，微波器材、激光器和发光二极管很多出现，尤其是20世纪90年代初，蓝色LED的研讨成功，激发了白色LED的开发，“照明革新”开端了。所以，对镓的需求急剧添加，加上商业炒作，镓的身价乃至上涨4倍以上。 经过近20年的尽力，白色LED照明技能已取得日新月异的开展，加上节能环保的优势，国际各国政府都给予大力拔擢。由于可预见的效益，对的研讨和出产现在已大部分转向了LED工业。用于通讯工业的晶体 2005年以来的几年中，尽管全球镓的需求量只添加了26.68%，但运用的结构发生了很大的改变，本来金属镓用于制作GaAs、GaP体材料，作为体材料添加的速度有限，但器材的开展是以薄膜化为特征的。LED、集成电路、激光器和太阳能电池，都采用了在衬底片上成长单晶薄膜的工艺成长GaAs、GaSb、GaN，且用的都是三甲基镓(TMG)。尽管规划很大，但以镓的分量来核算，毕竟是少的。 化合物半导体器材开展的气势越来越迅猛，由于它契合节能和环保的特色，估计往后每年将以20%～25%的速度添加，所以对镓的需求也会稳步添加。 未来估计，我国的需求添加速度将高于全球。一是由于我国本来根底比较单薄，以LED为例，本来芯片95%都是进口的，为了赶上半导体照明这场工业浪潮，国家成立了和谐办公室，同意成立了八个半导体照明演示基地；几年中，LED芯片的自供率已到达了60%，但白光LED的功率、本钱与国际发达国家还有很大距离，国家已投入越来越多的力气，大力开展LED工业。二是国外闻名的衬底公司AXT移址北京，带动了国内晶片的出产；本年，两家首要的外资晶片厂运用的金属镓将到达40～50吨，详见表1、表2。 表1  2005～2009年全球商场对镓的需求量   （单位：吨）补白：*表中我国一家以外贸方法结算的厂商用量未包含进来。 表2  往后五年全球和我国商场对镓的需求量预   测值（单位：吨）资料来历：我国有色金属工业协会，2010年6月。 二、镓出产和运用的开展趋势 （一）出产 全球从事镓出产的单位有30多家，但原生镓的出产首要会集在一些大的氧化铝厂和大的有色金属冶炼厂，如表3所示；其间，90%的原生镓来自氧化铝厂。 表3  全球出产镓的国家和首要厂商 据2005年计算，全球原生镓的出产能力约为423吨，其间加拿大50吨、德国35吨、法国50吨、匈牙利8吨、俄罗斯18吨、乌克兰3吨、捷克斯洛伐克8吨、日本100吨、哈萨克斯坦20吨、澳大利亚50吨和甲国80吨。 镓的产值受主体金属的出产状况限制，由于镓在矿藏中是以伴生状况存在的，在主体金属冶炼中经过综合利用而回收取得镓。实践上，全球的原生镓产值从没有超出过200吨，由于消耗量中还有适当一部分是再生镓。由此可见，从产能看，镓需求量的添加，原材料完全能够得到满意；别的，还有适当大的一部分氧化铝厂，迄今仍未树立镓的综合利用车间。 近5年来，我国以为主的化合物晶片工业敏捷扩展，尤其是近两年来，增势更为迅猛，并且还将以更快的速度开展。所以，对镓的需求也急剧添加。 为适应商场的需求．出产镓的厂商数量和规划也敏捷添加。现在，出产原生镓的单位除了本来的山东铝厂、山西铝厂吉亚公司、郑州长城铝业公司、贵州铝厂四家氧化铝厂和株洲冶炼厂（综合利用）外，三门峡市的开曼铝业公司、东方期望（三门峡）铝业公司、山西万荣的方园公司等纷繁兴起，产能都在20吨以上。方园公司的三个出产分厂总产能达40吨以上，同属杭州锦江集团的山西孝义化工公司又在兴修产能为20吨／年的项目，这些民营厂商的总产能挨近100吨，并且，有75吨现已量产，大大超越了国有厂商（包含合资）的产值。展望往后5五年，我国的镓商场将逐步被这些民营厂商所操纵，从而将影响全球的镓商场。 在锗铟镓中，镓和锗的量远远小于铟。高纯镓的国家标准现已拟定很多年，可是在2002年一向没有实践产品，2002年南京金镁镓业有限公司出产了第一批高纯镓。镓的深加工现在首要有三个厂商：四川峨眉739厂，一年大约出产1吨多左右，产品做到6N. 7N；山东铝厂研讨院，尽管批量出产高纯镓，可是大部分是5N以下的；南京中锗科技公司的合资厂商－南京金镁镓业有限公司，现在其镓的纯度是国际上公以为质量最好、产能最大的，能够到达8N以上，产能60吨，本年估计50吨。 （二）运用 江苏南大光电材料股份有限公司、大连光亮和电交易有限公司是国内唯有的两家做三甲基镓(TMG)的厂商，产品是化合物半导体器材和化合物半导体电池的首要质料，TMG的质料是镓镁合金。国内能供给镓镁合金的只要中锗科技，估计本年出产镓镁合金5吨左右。 现在看来，深加工高纯镓的运用向高水平深度和广度开展。高水平方面，7N.8N以上的镓发挥空间大，比方微波电路，量子器材、纳电子器材开展很快，由北京有色金属研讨总院和南京金镁镓业有限公司一起起草编写的MBE（分子束外延）级镓的国家标准现已发布。广度开展方面首要是用6N级镓，用于国家正在大力扶持的职业，如半导体照明、LED范畴和手机等，占悉数镓产值的60%以上。

一、项意图布景　　贵金属即金Au、银Ag、铂Pt、钯Pd、Sr、锇Os、铑Rh和钌Ru 八种金属。因为这些金属在地壳中含量稀疏，提取困难，但功能优秀，运用广泛，报价昂贵而得名贵金属。除人们熟知金Au、银Ag外，其他六种金属元素称为铂族元素（铂族金属）。　　贵金属在地壳中的丰度极低，除银有档次较高的矿藏外，50%以上的金和90%以上的铂族金属均涣散共生在铜、铅、锌和镍等重有色金属硫化矿中，其含量极微、档次低至PPm级乃至更低。　　跟着人类社会的开展，矿藏质料运用规划日益扩展，人类对矿产的需求量也不断增加，因而，需求最大极限地进步矿产资源的运用率和金属循环运用率。因为贵金属的化学稳定性很高，为它们的再生收回运用供给了条件，加之其自身稀贵，再生收回有利可图。 　　二、贵金属收回运用概略　　因为贵金属在运用进程中自身没有损耗，且在部件中的含量比原矿要高出许多，各国都把含贵金属的废料视作稀少难得的贵金属质料，并处以满足的注重。且纷繁加以立法、并建立专业贵金属收回公司。　　日本20世纪70年代就公布了固体废物处理和铲除法令，建立收回协会，至现在已从含贵金属的抛弃物中收回有价金属20几种。　　美国收回贵金属已有几十年的前史，构成收回运用工业，建立专门的公司，如阿迈克斯金属公司和恩格哈特公司，1985年就收回5吨铂族金属，1995年收回的贵金属增加到12.4~15.5吨。　　德国1972年公布了抛弃管理法，规则抛弃物有必要作为质料再循环运用，要求进步抛弃物对环境的无害程度。德国有闻名的迪高沙公司和暗包岩质料公司都建有专门的设备收回处理含贵金属的废料。　　英国有全球性金属再生公司—阿迈隆金属公司，专门收回处理各种含贵金属废料，收回的铂、钯、银的富集物就有上千吨。　　我国的各类电子设备、仪器仪表、电子元器件和家用电器等跟着经济开展和生活水平的进步，筛选率敏捷进步，构成很多的抛弃物废物，不只浪费了资源和动力，且构成严峻的环境影响。跟着时刻的接连，更新的数量还会增加。假如作为城市废物埋掉、烧掉，必将构成空气、土壤和水体的严峻污染，影响公民的身体健康。且电器设备的触点和焊点中都含有贵金属，应设法收回再运用。　　三、生产工艺简介　　依据质料、规划、产品计划的不同、收回工艺有所差异。总体上讲，针对铜、铅阳极泥有火法和湿法之差异，针对二次资源则除火法湿法之外还触及拆解、机械和预处理工序。　　1、铜阳极泥处理工艺　　l 火法工艺　　火法的传统工艺流程如下：　 　　铜阳极泥　　H2SO4 硫酸化焙烧 烟气（SO2 SeO2） 吸收　　稀H2SO 浸出 CuSO4 溶液 粗Se　　浸出渣　　复原熔炼 炉渣　　贵铅　　NaNO3 氧化精粹 残余 收回Bi Te　　银阳极　　银电解 海绵银 银锭　　黑金粉　　金电解 废电解液 收回铂、钯　　金板 金锭 　　　　该流程的首要环节是硫酸化焙烧浸出别离，铜转化为可溶性硫酸铜，硒化物分化使硒氧化为二氧化硒蒸发别离，含SeO2 和SO2 的气体由气管抽至吸收塔，SeO2被水吸收生成H2SeO3,并一起被在水中的SO2复原为粗Se。焙烧浸出得CuSO4和部分AgSO4硫酸碲溶液，用铜（片或粉）置换出含碲的粗银粉送银精粹。金、银富集在浸出渣中。复原熔炼首要用浸出渣加氧化铅或铅阳极泥兼并进行，产出含金银的贵铅，然后贵铅经氧化精粹别离铅、铋和碲，浇铸为金银合金，经银电解及精粹，产出海绵银铸锭，银泥（黑金粉）电解得金，金电解废液收回铂、钯。该法的特点是收回率高，可达90%以上，对质料适应性强，比较合适规划处理，欧美和前苏联国家大多选用火法流程，流程的缺陷是冗长，中间环节多，积压金属和资金严峻，特别是规划小时更为杰出，影响经济效益。除此之外，高温燃烧发生有害气体，特别是铅的蒸发，发生二次污染，因而它的运用受到限制。　　● 湿法工艺　　20世纪70年代湿法流程敏捷兴起，并得到国内冶金界的认可，下面做以简略介绍： 铜阳极泥　　H2SO4 浸出铜 CuSO4溶液　　乙酸盐 浸出铅 Cu、Pb溶液　　HNO3 浸出银 AgNO3溶液 Ag　　 浸出金 渣 熔炼 收回Sn　　金溶液 　　　　萃取精粹　　金粉 　　　　该法用不同的酸分段浸出阳极泥中的贱金属杂质，以富集金、银。用H2SO4先使铜成为CuSO4，以乙酸盐常温浸出铅，使铅生成可溶的(Pb(Ac)2)别离。浸出渣用硝酸溶解银、铜、硒、碲，含银溶液用或食盐沉积出氯化银（AgCl）,其纯度可达99%以上，收回率可达96%，再从氯化银中精粹提取银，用从硝酸石溶渣中溶解金，金溶液用二丁基卡必醇（DBC）萃取，草酸直接复原得金产品，金纯度>99.5%,收回率可达99%。湿法工艺金银总收回率别离大于99%和98%。因为全流程金属别离都在酸性水溶液中进行，因而称为全湿法工艺，与火法工艺比较，有能耗低，有价金属综合运用好、抛弃物少、生产进程接连等长处。 　　l 选冶联合工艺流程；　　铜阳极泥　　H2SO4 磨矿脱铜　　浸出 CuSO4溶液　　浸出渣　　H2O 调浆　　浮选 尾矿 炼铅　　精矿　　焙烧 焙炼 烟气 收回硒　　银阳极 电解 银粉 银锭　　黑金粉 电解 金板 金锭　　该流程用于处理含铅高的铜阳极泥，流程包含阳极泥加硫酸磨矿及浸出铜，含金、银的浸出渣调浆进行浮选，选出的精矿进行苏打氧化熔炼产出银阳极，电解产出银和金粉等工序。流程中金、银收回率别离到达95%和94%。因为引进浮选工序，精矿熔炼设备规划为火法工艺的1/5，试剂耗费节省一半，减少了铅的污染，简化了后续熔炼进程，进步了经济效益。 　　l 天津大通铜业有限公司金银分厂阳极泥处理流程 　　成份 　　Cu Au Ag Pb Sb Bi Sn Ni As Te 　　15.64 2132g/T 15.94 9.95 20.17 1.32 0.92 0.40 7.30　　流程 　　阳极泥 　　H2SO NaClO3（氧化剂） 　　稀酸浸出 　　控电位V420mv　　炉渣 炉液 　　HCl H2SO4 NaClO3 　　V.1200mv金的控电氯化 沉Se Te 　　SO2 Cu粉置换 　　SO2 SeO2 溶液 　　炉液 NaClO3炉渣1200mv 收回得H2SeO3 　　粗Te CuSO4 　　尾液 Au粉 硒 　　草酸 二次金的控电氯化 浓缩结晶 尾液 　　炉液 炉渣　　Au粉 尾液 硫代硫酸钠浸银　　铸Au锭 　　炉渣 炉液 　　富集Pb.Sb 水含肼沉银 　　外销　　尾液 银粉　　银粉　　银阳极泥　　电解　　电银 阳极泥 电解液　　收回金　　该流程规划上没有预焙烧工序，而是以浸铜时增加氧化剂（NaClO3），使阳极泥中Cu、Se、Te氧化成为CuSO4、H2SeO3和H2TeO3并转入溶液，在溶液中的H2SeO3用SO2复原得到粗Se。Te则用铜粉置换得Te精矿，CuSO4经浓缩得到结晶CuSO4.5H2O。浸出渣经二次控电氯化浸出金，一次浸出金用SO2复原，二次浸出金用草酸复原，金的收回率可达98.4%，控电氯化渣用硫代硫酸钠（Na2S2O3）浸银。硫代硫酸钠试剂毒性小，耗费少，反响速度快，适于处理含银物料，银的收回率可达99%，纯度达99%。　　大通铜业有限公司的阳极泥含铅和锑比一般的铜阳极泥高，类似于铅阳极泥，因而所用的流程类似于铅阳极泥的氯化法流程，首先用FeCl3或HCl+NaCl溶液浸出铅阳极泥中的铜、砷、锑、铋及部分铅，一起有少部分银生成AgCl2-溶解，浸出液用水稀释至PH0.5，使SbCl3水解为SbOCl沉积，一起沉积出AgCl（沉积率达99%以上），浸出渣用溶液浸出银，使转为可溶性的Ag(NH3)2Cl，再从溶液顶用复原银，浸出渣用HCl+Cl2或HCl+NaClO3浸出收回金，差异在于金、银收回先后的挑选问题，这需求视详细成分而定。 以上是处理各种阳极泥的几种典型准则流程，可依据处理阳极泥的成分进行不同的组合。 　　2、金、银基合金及双金属复合材料以及带载体的贵金属废催化剂的收回流程。　　●金银合金和金属废品废料、废件的收回流程　　含Au、Ag以及ΣPt的双金属废料废件　　预处理　　热分化400~600℃　　硝酸浸出　　难溶的残渣（Au、Pt、Pb等） 硝酸浸出液（含Ag及其它金属） 　　Cl 　　溶解 收回AgCl　　残渣 溶液 AgCl 其它金属 　　硫化物SO2或NaSO3　　沉金 粗Ag提纯　　粗Au 溶液(Pt、Pb) 　　提纯　　预处理可所以拆解或机械处理，热处理的首要意图是在400~600℃条件下去除有机物，以及低溶点的金属，然后用qNHNO3溶解，使物猜中的银和其它贱金属氧化，以硝酸盐方式转入溶液，从溶液中收回银和提纯，硝酸不溶残渣，可以用或水氯化浸出或其它溶解金、铂和钯，从溶液中收回别离提纯Au、Pt和Pd。　　黄金的提纯：粗金返溶解用二丁基必醇萃取金，反萃之后，再沉金，得到提纯。而含Pt、Pd溶液可用二烷基硫醚或N-二仲章基基乙酸（N540）萃取钯，到达与铂的别离，钯的萃取率可达99.5%，铂的萃取率几乎是零。有机相经水洗后用NH3.H2O反萃取钯，反萃取液再收回提纯钯。二烷基硫醚被认为是迄今为止工业上别离铂、钯最有用的萃取剂，它的仅有缺陷是稳定性稍差，易氧化，萃取平衡时刻稍长，萃取液收回铂。当然也可以用30%N540+70%火油萃取铂和钯别离。30%N540萃铂的条件4级萃取，1级洗刷3级反萃、铂的萃取率可达99.9%，4NHCl反萃，反萃率为99.95%，从反萃液中取得纯度为99.9%的铂产品。　　关于铂、钯的别离提纯问题，传统的办法是重复沉积法，水解沉积法，硫化物沉积，盐沉积或离子交流别离。沉积法的缺陷，首先是别离功率不高，其次是周期长，收回率低，试剂耗费大、操作条件欠安费事。离子交流法，树脂饱满浓度低，用量大，交流完全、交流时刻长。萃取别离提取是近期兴起的别离办法，它的传达速度快，避开湿法冶金中最为冗杂的液固别离的问题，萃取剂可循环运用，流程相对简略，周期短，金属收回率高，纯化作用好的长处。因而被广泛运用。　　● 以∑Pt为载体的催化剂收回流程　　∑Pt载体有蜂窝状和小球状高溶点硅、铝酸盐，因为高温运用进程部分贵金属会向内层浸透，部分被烧结或被釉化包裹，或转化为化学慵懒的氧化物和硫化物，因而他们的收回运用带有必定的难度。他们的收回有必要经预处理富集阶段，然后再行别离提纯，预处理富集阶段分为：　　▲火法富集法，高温熔炼以铁为辅收剂。碳作复原剂，加碳熔剂使载体转变为低熔点、低粘度炉渣，取得含富铂族金属的铁合金，后续酸浸除铁，取得铂族金属精矿。该办法的Pd、Pt收回率别离为99%，98%以上。也可以用硫化物（Fe2S，Ni3S2）作捕收剂，较低温度熔炼，取得冰镍后用铝活法化酸浸，取得铂族金属精矿。　　▲载体溶解法：γ—Al2O3载体催化剂，经磨细用H2SO4.NaOH或NaOH+Na2SO3+联胺溶液直接溶解氧化铝，而贵金属悉数富集在不溶解渣中。　　▲再后续的别离提纯就可以接以上流程湿法部分，构成完好的流程。 .