高纯金属硅 （ 99.99%-99.9999%）　熔点. 1410 0C, 沸点. 2355 0C, 密度2.33 gm/cm3 蓝白色, 非常脆, 低导热导电系数. 成块状、锭状、板状和薄片状等. 用于半导体, 光电照相装置常用于制造多晶硅和高纯度二氧化硅。  工业上，通常是在电炉中由碳还原二氧化硅而制得。 　　化学反应方程式： 　　SiO2 + 2C → Si + 2CO 　　这样制得的硅纯度为97~98%，叫做金属硅。再将它融化后重结晶，用酸除去杂质，得到纯度为99.7~99.8%的金属硅。如要将它做成半导体用硅，还要将其转化成易于提纯的液体或气体形式，再经蒸馏、分解过程得到多晶硅。如需得到高纯度的硅，则需要进行进一步的提纯处理。  中国是全球主要的金属硅产地，2007年中国金属硅总产量为95-100万吨，而2006年中国金属硅总产量为75-80万吨。2007年中国国内金属硅消费量达25万吨以上，而且近几年国内对金属硅的需求也在不断增加，国内消费量在总产量中的比重也在不断提高。2008年1-3月份中国金属硅生产量在200,000-250,000吨左右。除去出口量，中国国内消费量在35,000-85,000吨左右。   更多关于高纯度金属硅的资讯，请登录上海有色网查询。

  高纯金属硅 （ 99.99%-99.9999%） 　　熔点. 1410 0C, 沸点. 2355 0C, 密度2.33 gm/cm3 蓝白色, 非常脆, 低导热导电系数. 成块状、锭状、板状和薄片状等. 用于半导体, 光电照相装置常用于制造多晶硅和高纯度二氧化硅。  高纯金属硅提纯制备高纯多晶硅的方法，在高纯氩气的保护氛中，以石墨坩埚为正极、设于石墨坩埚中间的竖向石墨电极为负极，在所述石墨坩埚内壁与石墨电极外壁上上下错开设置水平格栅，加热石墨坩埚中的高纯金属硅至１６５０－１８００℃产生硅蒸气，使硅蒸气上行经过格栅后冷却收集得到高纯多晶硅。本发明与传统提纯工艺相比，不仅大幅缩短了提纯工艺流程，而且工艺稳定、效率高，降低了太阳能电池的原料成本，得到的高纯多晶硅纯度稳定、一致性好；提纯设备的制造成本低，生产过程中也无排污，环保效益好。  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。金属硅的牌号：按照金属硅中铁、铝、钙的含量，可把金属硅分为553、441、411、421、331、3303、2202等不同的牌号。金属硅的附加产品：包括硅微粉,边皮硅，黑皮硅，硅渣等。  更多关于高纯金属硅的资讯，请登录上海有色网查询。 

高纯金属是现代许多高、新技能的归纳产品，尽管20世纪30年代便已呈现“高纯物质”这一称号，但把高纯金属的研讨和出产进步到重要日程，是在二次世界大战后，首先是原子能研讨需求一系列高纯金属，然后跟着半导体技能、宇航、无线电电子学等的开展，对金属纯度要求越来越高，大大促进了高纯金属出产的开展。    纯度对金属有着三方面的意义。榜首，金属的一些性质和纯度关系密切。纯铁质软，含杂质的铸铁才是坚固的。另一方面，杂质又是十分有害的，大多数金属因含杂质而发脆，关于半导体，极微量的杂质就会引起材料功能十分显着的改变。锗、硅中含有微量的m、V族元素、重金属、碱金属等有害杂质，可使半导体器材的电功能遭到严重影响。第二，纯度研讨有助说明金属材料的结构铍理性、杂质对缺点的影响等要素，并由此为开发预先给定材料性质的新材料规划发明条件。第三，跟着金属纯度的不断进步，将进一步提醒出金属的潜在功能，如普通金属铍是一切金属中最脆的金属。而在高纯时铍便呈现低温塑性，超高纯时更具有高温超塑性。超高纯金属的潜在功能的发现，有或许开阔新的应用领域，在材料学方面翻开新的突破口，为高技能的延伸铺平道路。    金属的纯度是相关于杂质而言的，广义上杂质包含化学杂质（元素）和物理杂质（晶体缺点）。可是，只要当金属纯度极高时，物理杂质的概念才是有意义的，因而出产上一般仍以化学杂质的含量作为点评金属纯度的标准，即以主金属减去杂质总含量的百分数标明，常用N（nine的榜首字母）代表。如99.9999 %写为6N，99.99999%写为7N。此外，半导体材料还用载流子浓度（atom/cm3）和低温搬迁率（cm2V-1S-1）标明纯度。金属用剩下电阻率RRR和纯度级R（Rein heitgrad）标明纯度。国际上关于纯度的界说尚无统一标准。一般讲，理论的纯金属应是纯洁彻底不含杂质的，并有稳定的熔点和晶体结构。但技能上任何金属都达不到不含杂质的肯定纯度，故纯金属只要相对意义，它仅仅标明现在技能上能到达的标准。跟着提纯水平的进步，金属的纯度在不断进步。例如，曩昔高纯金属的杂质为10-6级（百万分之几），而超纯半导体材料的杂质达10-9级（十亿分之几），并逐步开展到10-12级（一万亿分之几）。一起各个金属的提纯难度不尽相同，如半导体材料中称9N以上为高纯，而难熔金属钨、钽等达6N已属超高纯。    高纯金属制取一般分两个进程进行，即纯化（开始提纯）和超纯化（终究提纯）。出产办法大致分为化学提纯和物理提纯两类。为获高纯金属，有用除掉难以别离的杂质，往往需求将化学提纯和物理提纯合作运用，即在物理提纯的一起，还进行化学提纯，如硅在无坩埚区熔融时可用氢作维护气，如果在中参加少数水蒸气，则水与硅中的硼起化学反响，可除掉物理提纯不能除掉的硼。又如选用真空烧结法提纯高熔点金属钽、铌等时，为了脱碳，有时需求配入比化学计量稍过量的氧，或为脱氧配入必定数量的碳，这种办法又称为化学物理提纯。[next]    一、化学提纯    化学提纯是制取高纯金属的根底。金属中的杂质首要靠化学办法铲除，除直接用化学办法取得高纯金属外，常常是把被提纯金属先制成中间化合物（氧化物、卤化物等），经过对中间化合物的蒸馏、精馏、吸附、络合、结晶、歧化、氧化、复原等办法将化合物提纯到很高纯度，然后再复原成金属，如锗、硅挑选、三氯氢硅、硅烷（SiH4）作为中间化合物，经提纯后再复原成锗和硅。化学提纯办法许多，常用的列于表1。表1  常用化学提纯办法办法内容沉积包含沉积、共沉积、均一沉积等金属置换包含依照金属活动性次序K、Ca、Na、Mg、Zn、Fe、Ni、Sn、Pb、H、Cu、Hg、Ag、Au，用前面金属把后边的金属从其盐溶液中置换出来萃取包含有机溶剂萃取、络合萃取、萃取精馏等离子交流包含用离子交流树脂、离子交流纤维、离子交流膜以及沸石的交流电化学办法包含电解、操控电位电解、电渗析以及电泳等化合物提纯包含化学搬运反响，先制成化合物并经过提纯，进一步热分化、氢复原、金属热复原、氧化、电解、色谱别离等各种不同办法进行提纯蒸馏包含常压蒸馏、减压蒸馏、蒸汽蒸馏、共沸蒸馏、亚沸蒸馏、精馏、常压进步、真空进步等重结晶包含在水及其他有机溶剂中的重结晶，分步结晶等色谱别离包含气相色谱、液相色谱、薄层色谱、干柱色谱（用活性炭、硅胶、氧化铝、分子筛、硅藻土等作吸附剂的吸附提纯）过滤包含微孔滤膜、超滤膜及其他介质过滤[next]     二、物理提纯    物理提纯首要运用蒸腾、凝结、结晶、分散、电搬迁等物理进程除掉杂质。物理提纯办法首要有真空蒸馏、真空脱气、区域熔炼、单晶法（拜见半导体材料章）、电磁场提纯等，此外还有空间无重力熔炼提纯办法。    物理提纯时，真空条件十分重要。高纯金属精粹提纯一般都要在高真空和超高真空(10-6~10-8Pa）中进行，真空对冶金进程的重要作用首要是：①为有气态生成物的冶金反响发明有利的化学热力学和动力学条件，从而使在常压下难以从主金属中别离出杂质的冶金进程在真空条件下得以完成；②下降气体杂质及易蒸腾性杂质在金属中的溶解度，相应下降其在主金属中的含量；③下降金属或杂质蒸腾所需温度，进步金属与杂质间的别离系数；④减轻或防止金属或其他反响剂与空气的作用，防止气相杂质对金属或合金的污染。因而许多提纯办法，如真空熔炼（真空感应熔炼、真空电弧熔炼、真空电子束熔炼）、真空蒸馏、真空脱气等有必要在真空条件下进行。    1．真空蒸馏    真空蒸馏是在真空条件下，运用主金属和杂质从同一温度下蒸气压和蒸腾速度的不同，操控恰当的温度，使某种物质挑选性地蒸腾和挑选性地冷凝来使金属纯化的办法，这种办法曾经首要用来提纯某些低沸点的金属（或化合物），如锌、钙、镁、镓、硅、锂、硒、碲等，跟着真空和超高真空技能的开展，特别是冶金高温高真空技能的开展，真空蒸馏也用于稀有金属和熔点较高的金属如铍、铬、钇、钒、铁、镍、钴等的提纯。    蒸馏的首要进程是蒸腾和冷凝，在必定温度下，物质都有必定的饱满蒸气压，当气压中物质分压低于它在该温度下的饱满蒸气压的蒸气压时，该物质便不断蒸腾。蒸腾的条件是不断供应被蒸腾物质热量，并排出发生的气体；冷凝是蒸腾的逆进程，气态物质的饱满蒸气压随温度下降而下降，当气态组分的分压大于它在冷凝温度下的饱满蒸气压时，这种物质便冷凝成液相（或固相），为使冷凝进程进行到底，有必要及时排出冷凝放出的热量。影响真空蒸馏提纯作用的首要要素是：①各组分的蒸气分压，分压差越大，别离作用越好；②蒸腾和冷凝的温度和动力学条件，一般温度下降可增大金属与杂质蒸气压的距离，进步别离作用；③待提纯金属的成分，原金属中杂质含量越低，别离作用越好；④金属和蒸腾和冷凝材料间的作用，要求蒸腾冷凝材料自身有最低的饱满蒸气压；⑤金属剩余气体的相互作用；⑥蒸馏设备的结构；⑦真空蒸馏有坩埚式和无坩埚式两种，无柑埚蒸馏一般经过电磁场作用将金属熔体悬浮起来（见图1），有关蒸馏工艺请拜见上述元素的精制进程。[next]    2．真空脱气    真空脱气是指在真空条件下脱除金属中气体杂质的进程。实际上是下降气体杂质在金属中的溶解度。依据西韦茨规律，恒温下双原子气体在金属中的溶解度和气体分压的平方根成正比。因而进步体系的真空度，便相当于下降气体的分压，亦即能下降气体在金属中的溶解度，而超越溶解度的部分气体杂质便会从金属中逸出而脱除。以钽粉真空热处理为例，在高真空（2.5-6μPa）条件下，钽的水分在100一200℃急剧蒸腾，600-700℃氢化物分化逸出，碱金属及其化合物在1100-1600℃温度下蒸腾，大部分铁、镍、铬等以低熔点氧化物形状蒸腾，2300℃时氮蒸腾逸出，比照氢、氮对金属亲和势大的氧，则以加碳脱氧([C]＋[O]=CO↑）和以上杂质金属贱价氧化物MeOn，的办法除掉。真空脱气广泛用于高熔点金属钨、钼、钒、铌、钽、铼等的纯化。    3．区域熔炼    区域熔炼是一种深度提纯金属的办法，其实质是经过部分加热细长料锭构成一个狭隘的熔融区，并移动加热器使此狭隘熔融区按必定方向沿料锭缓慢移动，运用杂质在固相与液相间平衡浓度的差异，在重复熔化和凝结的进程中，杂质便偏析到固相或液相中而得以除掉或从头散布，熔区一般选用电阻加热，感应加热或电子束加热，图2为锗区域熔炼示意图。 [next]     图3为熔融区部分相图，当固液平衡共存时，杂质在固相中的浓度Cs和液相中的浓度C1是不相同的，两者之比称为平衡分配系数，即K0=Cs/C1。在图3中，当熔区自左向右缓慢移动时，分配系数K0＜1的杂质就会富集在液相，并逐步随熔区向右搬迁并富集；K0>1的杂质则向右搬迁并富集。一般在一次区域熔炼不能到达所要求的纯度时，提纯进程需求重复屡次，或许用一系列加热器，在料锭上发生多个熔区，到达高度提纯的意图。    区域熔炼广泛用于半导体材料和高熔点金属钨、钼、钽、铌的提纯，更用于高纯铝、镓、锑、铜、铁、银等金属的提纯。对含杂质约l×10-3％的锗，在区域提纯6次后，高纯锗部分的杂质浓度可降到1×10-3％。钨单晶经5次区熔后，R298K/R4.2K可由40进步到2000.    4．电搬迁提纯    电搬迁是指金属和杂质离子在电场的作用下往必定方向搬迁或分散速度的差别来到达别离杂质的意图。是新近开展起来的用于深度提纯金属的办法，其特点是别离空隙杂质（特别是氧、氮、碳等）的作用好，但现在仅应用于小量金属的提纯。将其和其他提纯办法结合运用，可获超高纯度的金属。    将棒状样品经过流电，母体金属和杂质离子便向必定方向移动，这时离子的漂移速度为：                              V＝UF

式中，V为离子漂移速度；U为离子迁移率；F为作用于离子的外力，它由电场作用力和导电电子散射作用于离子的力组成。这些作用力和离子有效电荷数有关。依母体离子和杂质离子的电荷数不同和扩散、漂移速度不同而达到分离目的。如图4。    电迁移和区域熔炼方法结合使用效果更好（如图5），以镓为例，经过上述方法提纯后，镓的残余电阻率达到R残余=100000。这种方法已广泛用于铍、钨、钇、镧、铈等金属的提纯。 [next]     5．电磁场提纯    在电磁场作用下深度提纯高熔点金属的技术越来越多地被采用。电磁场不限于对熔融金属的搅拌作用，更主要的是电磁场下可使熔融金属在结晶过程中获得结构缺陷的均匀分布，并细化晶粒结构。在半导体材料拉制单晶时，在定向结晶时熔体中存在温度波动，这种温度波动会导致杂质的层状分布，而一个很小的恒定磁场就足以消除这种温度波动。在多相系统结晶时，利用电磁场可使第二相定向析出，生成类似磁性复合材料的各向异性的组织结构。电磁场还用于悬浮熔炼，这时电磁场起能源支撑作用和搅拌作用，利用杂质的蒸发和漂走第二相（氧化物、碳化物等）来纯化金属。由于不存在和容器接触对提纯金属造成的污染问题，被普遍用于几乎所有高熔点金属的提纯，如钨、钼、钽、铌、钒、铼、锇、钌、锆等。    6．提纯方法的综合应用    各个提纯方法都是利用金属的某个物理性质或化学性质和杂质元素间的差异而进行分离达到提纯目的的，如真空蒸馏是利用金属和杂质的饱和蒸气压和挥发速度的差异。区域熔炼是利用杂质在固相和液相间的溶解度差异而进行提纯分离的，因而各个方法都有一定的长处（对某些杂质分离效果好）和短处（对另一些杂质分离效果差）。即使是同一个提纯方法，也因金属性质的不同，提纯效果差别很大，如区域熔炼对高熔点金属的提纯效果好，但对某些稀土金属的提纯效果则不理想。欲获深度提纯金属的效果，一般需要综合应用多种提纯手段。在这方面，各个方法的合理结合应用和先后顺序使用十分重要，通常是将电子束熔炼或蒸馏和区域熔炼或电迁移法相结合，即先进行电子束熔炼或蒸馏提纯，再以区域熔炼或电迁移提纯作为终极提纯手段，以铍为例，为获超高纯铍，最好先多次蒸馏提纯，再真空熔炼，最后进行区域熔炼或电迁移提纯，经这样提纯后所得铍单晶纯度达99.999%，残余电阻率R残>1000。在制取超纯锗时，一般先用化学法除去磷、砷、铝、硅、硼等杂质，再用区熔法提纯得到电子级纯锗；最后多次拉晶和切割才能达到13N的纯度要求。表2为各种方法结合使用提纯金属铼的效果。表2  各种提纯方法提纯金属铼的效果提纯方法剩余电阻率RRR值铼粉末真空熔炼1000铼粉末真空熔炼+区域熔炼6000粉末在H2和O2气中退火+真空熔炼+区域熔炼8000氢还原提纯+真空熔炼15000氢还原提纯+真空熔炼+区域熔炼30000氢还原提纯+真空熔炼+电迁移区熔50000[next]     7.宇宙空间条件下提纯金属    宇宙空间的开发为提纯金属制造了新的机会。宇宙空间的超高真空（约10-10Pa),超低温和基本上的无重力（g=10-5g0），为金属提纯提供了优越条件。在这种条件下，液态金属中将不会有对流的问题，结晶时杂质的分布将只具有纯扩散性质，熔化金属毋需坩埚，超高真空尤其有利于杂质的挥发和脱气。这些对于采用熔炼、蒸发、区域熔炼等方法提纯化学活性大的金属和半导体材料来说更是非常理想的条件。以提纯锗为例，在地球上锗垂熔时杂质镓的分离系数为0.1/0.15，而在宇宙空间时则达0.23/0.17。在无重力条件拉制的晶体的完整性较在重力条件下的完整性好很多。以锑化锢为例，其位错密度比只是在重力条件下的位错密度的1/6。由于宇宙中液态金属表面张力系数值很大，故在宇宙间用无坩埚区域熔炼法必定能制备出极高纯度和完整性的单晶来。此外，超低“宇宙”温度也具有良好的应用前景。

含金99.999%以上的高纯金，是晶体管和各种集成电路中欧姆接点的重要材料，在精细外表和测温元件中，高纯金也有宽广的运用远景。选用从液中萃取三价金，经反萃后，用二氧化硫复原，能够获得高纯金。 一、萃取3价金的机理 （C2H5OC2H5）萃取金，是鉴于在高浓度的溶液中能与酸构成群阳离子，与3价金的络阴离子结合构成中性羊盐。其反响进程为：以R代表C2H5，上式可简化为（R2O－H）＋Cl－。 Au3＋＋3Cl－ AuCl3－ （R2O－H）＋Cl－＋AuCl3 （R2O－H）＋AuCl4－ 因为羊盐组成中有疏水性的烃基R＝C2H5，此羊盐可溶于过量的中而进入有机相，而与水相中的杂质元素别离。这一进程称为羊盐的萃取。 从上述生成羊盐的萃取进程可知，构成羊阳离子需求溶液中含有满足浓度的酸    （H＋），不然不能构成羊盐。在酸浓度较低时，既使能构成羊盐也不稳定，且被萃取的金属有必要能够生成络阴离子存在于溶液中。这种络阴离子还有必要具有必定的疏水性质，才干进入有机相而被萃取。故多选用F－、Cl－、Br－、I－或CNS－等系统的金属离子羊盐而NO3－、SO42－等含氧酸因为阳离子亲水性强，运用较少。 因为羊盐只能存在于高浓度的强酸溶液中，在低酸度或中性溶液中不稳定，因而选用水进行羊盐的反萃取。加水反萃羊盐，从本质上来说，是因为多量水分子夺去了羊阳离子中的     H＋，而使羊盐遭到损坏。此刻，被替代出来，Au3＋即被反萃进入水相：二、萃取金属氯化物的实验 实验运用的质料为含金99.9%以上的工业纯金。各种萃取条件与萃取率的联系如下。 （一）溶液的酸度与萃取率的联系。从溶液中萃取各种金属的氯化物时，各金属在水相和有机相中的分配系数，随浓度及金属原子价的不同不同很大。图1所示的萃取实验成果，与H.M.艾文在6mol∕L液顶用萃取金属氯化物（见下表）的数据根本相符合。从图中能够看出：在液中，萃取各金属氯化物的萃取率随浓度的添加而进步。当浓度在1～3mol∕L时，砷、铁、锑、锡等金属的萃取率很低，而3价金的萃取率简直不变。因而，萃取进程中有必要严格操控酸度，以实现金与杂质的别离。图1  不同酸度时各种金属的萃取率 表  从6N液中萃取金属氯化物成果金属离子萃取率∕%金属离子萃取率∕%Fe2＋0Sn2＋15.3Fe3＋95Sn4＋17.0Zn0.2Sb4＋66Pb2＋0Sb3＋81Al3＋0Bi2＋0As3＋68Se微量As5＋2～4Te34 某厂研讨了萃取金的最佳浓度，在比较为1∶1的条件下，不同酸度时金的萃取率分别为：1mol∕L，97.4%；1.5mol∕L，98.9%；3mol／L，99.2%；4.5mol／L，99.5%；6mol／L，99.2%；8mol∕L，89.6%。从实验成果可知：跟着酸度的增高，氢离子浓度添加，而使羊盐在中的溶解度增大，进步了金的萃取率。但当溶液的浓度高于6mol／L时，金的萃取率开端下降，而其他杂质的萃取率却大幅度添加。能够以为，以选用1.5～3mol／L的酸度为最佳。 （二）含金浓度与比较对萃取率的影响。依据菲克规律，单位时刻内的物质传递量（萃取率）与推动力（浓度差）成正比。其公式为：＝kF（C1－C） 式中  G－被萃取量；       T－萃取时刻；       k－传递系数；       F－两相触摸面积；       C1－原液中被萃取金属的浓度；       C－平衡时有机相中被萃取金属的浓度。 从式中可知，萃取率随两相的浓度差和水相中金浓度的添加而增大。 为了增大两相的浓度差，仅有能采纳的方法是添加有机相的体积，使有机相中被萃取物质的浓度下降。通过不同比较的实验，在不同比较（有∶水）的情况下，金的萃取率分别为（%）：3∶1，99.0；2∶1，99.5；1∶1，99.1。从总的经济效果考虑，以选用有∶水＝1∶1的比较为宜。水相中含金浓度的实验标明：不同含金浓度的萃取率分别为（%）：100g／L，96.2；120g∕L，98.7；150g∕L，99.4；200g∕L，98.2，能够以为，原液含金100～150g∕L较为适合。如原液中含金浓度过高，则金在有机相中到达饱满后，水相中残留的金相应添加，引起萃取率下降。 （三）相面触摸、萃取时刻和温度对萃取的影响。萃取进程中，可选用强力搅拌和逆流萃取等强化两相面触摸方法，来进步萃取率。 萃取时刻的长短，应以尽可能彻底萃取金为准，考虑可循环运用，实验选用10～15min的萃取时刻。 虽然温度的增高能加快离子的分散，但温度升高会使的蒸腾丢失增大，在不增设捕集设备的条件下应选用室温。 三、萃取金的条件及操作 萃取用的含金原液，能够用化学法或电解法制备。 （一）化学法制备。通过化学法将各种粗金、废件等提纯至含金在99.9%以上后，加溶解，蒸腾浓缩赶硝，再经稀释过滤，然后加调整后备用。 （二）电解法制备。电解法出产的电解金，再铸成阳极板，在稀（HCl∶H2O＝1∶3）中浸泡24h，用去离子水冲刷至中性，然后进行隔阂电解造液制得。电解造液的条件为：面积电流300～400A∕m2，槽电压2.5～3.5V，初始液为3mol／L稀。造液结尾含Au3＋150g∕L，过滤后调整至2mol∕L液备用。 萃取金的操作流程如图2。将待萃的原液分批倒入萃取器中，参加等体积的化学纯，在室温下充沛拌和5～10min，再静置5～10min使水相和有机相分层。取出有机相注入蒸馏器中，参加二分之一体积的去离子水进行反萃取。反萃取用恒温水浴的热水不断通过蒸馏器使蒸腾，并于冷却器收回再用。通入蒸馏器的热水，开端温度为50～70℃，终究为70～90℃。萃取与反萃的设备如图3所示。图2  萃取高纯金流程图3  萃取设备暗示 反萃后的溶液含金约150g∕L，加调整至1.5mol∕L，选用与一次萃取相同的条件进行二次萃取和反萃。经二次萃取和反萃的氯化金溶液，加调整至3mol∕L，此刻含金约80～100g／L，用二氧化硫复原之。 在制备萃取液和萃取及反萃进程中均运用去离子水。 四、二氧化硫复原金 经反萃进入水相的金，以氯氢金酸（HAuCl4）形状存在，它随时可分解成AuCl3。可用亚铁、二氧化硫、钠、草酸、等复原剂来复原AuCl3，也能够用锌、铝、镁等活性金属和其他低电位金属复原剂。 制取高纯金，一般运用气态纯二氧化硫。运用气态纯二氧化硫具有气态复原剂比固态复原剂纯洁，用量少，价廉，且复原反响易操控等长处。通过操控复原进程，还能够使电位比金低得多的其他金属不被复原，而起到净化提纯金的效果。 在酸性溶液中，二氧化硫复原金的反响为： 2AuCl3＋3SO2＋6H2O＝2Au↓＋3H2SO4＋6HCl 复原金是将溶液置于玻璃器皿中通入二氧化硫进行的。二氧化硫气体需通过洗刷，以进步纯度。所用设备如图4所示。复原金的操作通常在通风柜内进行，所排出的二氧化硫余气，用吸收，避免污染环境。图4  二氧化硫洗气设备 1－缓冲瓶；2－浓硫酸；3－固体CaCl3；4－去离子水蒸馏制得的纯水 复原反响一直进行至溶液无色停止。产出的海绵金在化学纯硝酸中煮沸30～40min过滤后，用去离子热水洗至中性烘干包装。该厂经十几年的实践，产出的高纯金含金可达99.999%或更高。金的总收回率可达98%以上。 是易蒸腾和氧化的液体，沸点34.5℃。蒸腾气体有较强的麻醉效果，遇明火易燃易爆。当与空气触摸后会氧化生成过氧化物，这些过氧化物在蒸馏到将干时往往会引起爆破。防备的方法是参加不超越0.02g∕L的没食子酸丙脂或对二酚纯等稳定剂，或少数纯洁铁、锌、铜屑密封避光保存，或在蒸馏前先参加FeSO4或Na2SO3等复原剂损坏这些过氧化物，并在蒸馏时使蒸馏瓶内坚持必定数量的余液。

一种用于能精炼高纯金属镁的真空冶炼炉，它包括：真空泵、阀门、波纹管、连接管道、变压器、电源控制柜和新设计的套筒容器真空冶炼炉装置组成，使被粗炼的金属粗镁，放在真空冶炼容器炉内，抽真空和直接加热，并控制温度冶炼，得到高纯结晶金属镁或粉末镁，达到含量为99.99％，亦可大批量生产，同时，对不稳定金属镁冶炼生产进行安全监控和保护措施，防止事故发生，设备使用安全、可靠、实用。

   化学纯金属硅的制备方法：  一种超纯硅的制备方法，其特征在于，通过以下工序由金属硅制备超纯硅：A.将金属硅粉碎为细颗粒；B.将硅颗粒装入高频感应炉的坩埚内加热，通入氧气使硅中的杂质被氧化成氧化物；C.将硅颗粒装入搪玻璃反应釜内，加入盐酸并加热，使硅中的杂质反应成为氯化物，滤出反应液，通入氮气把硅颗粒水份吹干；D.将硅颗粒装入高频感应电炉的坩埚内加热，在一定的温度范围内通入氯气，使硅中的杂质进一步生成氯化物，停止通氯后使硅熔融直至更高的温度；E.将硅熔体浇入预先放置有脱模剂的，有高级绝热效能的方斗形铸模内，缓慢地冷却以实现中间凝固，达到把杂质排除在坩埚内壁与内容硅间的周边，冷却脱模并清理后，获得铸块制品。F.将硅熔体或硅颗粒装入卧式多段式管式炉内，开启悬挂于钢轨下面嵌套在炉管径向外周，可沿炉管轴向方向移动的高频感应线圈，在开始中的一端朝轴向的另一端方向移动，即可把硅熔液中的杂质赶向炉管端头，把浓集杂质的一短炉管及内容硅取下后，装回端轴，把高频感应线圈调到开始的一端，重复上述操作趋赶杂质，又去掉浓集杂质的炉管小段。  中国是全球主要的金属硅产地，2007年中国金属硅总产量为95-100万吨，而2006年中国金属硅总产量为75-80万吨。2007年中国国内金属硅消费量达25万吨以上，而且近几年国内对金属硅的需求也在不断增加，国内消费量在总产量中的比重也在不断提高。2008年1-3月份中国金属硅生产量在200,000-250,000吨左右。除去出口量，中国国内消费量在35,000-85,000吨左右。   更多关于化学纯金属硅的想，请登录上海有色网查询。

天津大学自主研发的“纯金属纳米颗粒材料及制备技术”项目,到目前已相继生产出铁、钴、镍、铝、铜、钽、铬等金属纳米粉末以及锰—铝—镍记忆合金、不锈钢纳米粉末等,其制备技术和粉体纯度等达到了国内领先、国际一流水平。纯金属纳米颗粒材料在磁记录设备、计算机、环保、生物制药和核工业、航天工程等领域有着广泛的应用前景。并在军事上可作为雷达吸波涂料的原料,用于飞机和车辆的隐身,且用量颇大。 　　据了解,天津大学成功推出的这项科技成果,不仅可8小时不间断生产,而且产出效率高,其纳米铁粉的产量可达到120克/小时。同时,还一举解决了将纯金属纳米颗粒自真空放置于大气中不自燃的世界性难题,使纳米铝粉的纯度达到了99.9%,在国内外成为首创。

有色金属指的是一类具有高熔点、良好的导电性、无磁性的金属，纯金属指的是纯度较高的金属，那有色纯金属都包括哪些金属呢？下面来详细列举有色纯金属的分类。1.有色纯金属： 铜纯铜因其外观呈紫色，又称为紫铜，铜的密度为8.94g/cm3,熔点为1083℃,无磁性，但有良好的导电、导热性及抗腐蚀性，紫铜还具有很高的化学稳定性。2.有色纯金属：铅铅又叫青铅，外观呈现蓝灰色，铅的密度为11.34g/cm3, 熔点为327度。由于铅的密度很大，经常被用于制造弹头等，另外铅的电阻也较大，导热性差，也被用于制造保险丝等。铅的强度和硬度都很低，很容易被切断，在常温下加工铅不会产生加硬化现象。3.有色纯金属：锡锡是一种外观呈现银白色且略带蓝色的金属。锡的密度为7.2g/cm3，熔点为232度。锡的塑性极好，具有很好的抗腐蚀性。另外，锡的强度低，在室温下也没有加工硬化的现象。4.有色纯金属：铝铝是一种银白色金属，具有面心立方晶格，没有同素异构转变，密度为2.7g/cm3,熔点为660度。铝具有良好的导电和导热性能。5.有色纯金属：锑锑是银白色金属，又称星锑。由于杂质的影响，锑略带蓝色，而杂质越多，锑的蓝色越深。锑的密度为6.7g/cm3，熔点为630度。锑在凝固时会略有膨胀锡无延展性，所以并不单独使用，主要用于与 铅锡等配制合金 。6.有色纯金属：锌锌是一种外观呈现白色略带浅蓝色光泽金属，在空气中因氧化而呈灰色，密度为7.1g/cm3,熔点为419度。锌在常温下延展性很差，但在加热到100-150度时，就变得富有韧性而易于进行压力加工，当温度再升至200度时，新的脆性增高，可破碎成粉末。7.有色纯金属：铋铋是一种表面呈白色或粉红色的金属。铋的密度为9.8g/cm3，熔点为277度，主要用于制造低熔点合金、药物及化学试剂等。8.有色纯金属： 硅硅又称工业硅或纯硅，表面呈淡灰略带蓝色，有小孔洞，密度为2.42g/cm3。工业硅的主要用途是配制合金、制取多晶硅及有机硅等.9.有色纯金属：钛钛外观呈现银白色，属于轻金属，密度为4.5g/cm3，熔点比铁和镍都要高，为1668度。钛具有较高的热强度。10.有色纯金属：钴钴的表面呈深灰色，密度8.9g/cm3，主要用于制造合金及炼钢添加元素硬质合金粘结剂等。14.有色纯金属：镍镍是银白色金属，抛光后能长期保持美丽的光泽。镍的密度为8.9g/cm3，熔点为1455度。镍有良好的电真空性能，在高温真空中的挥发很小，是电真空仪器的重要材料，镍在温度低于360度时具有磁性。12.有色纯金属：镉镉呈灰色，密度为8.65g/cm3，熔点为321度。镉主要用于电镀制造蓄电池等。13.有色纯金属：镁镁为银白色金属(在空气中容易氧化面发暗)，镁的密度很小，只有1.74g/cm3，是工业用金属最轻的金属。镁的熔点为651度，但在熔化时极易氧化燃烧。镁的冷塑性变形能力较差。

某矿业有限公司是一家以采选金产品为主业的矿山企业，目前工采的含金多金属硫化矿石，采用浮选法从矿石中分选出金精矿、铅金精矿、锌精矿和硫精矿。载金矿物以方铅矿、毒砂为主。由于硫砷分离（磁黄铁矿、黄铁矿与毒砂分离）没有有效解决，硫精矿中的金没有被计价销售，目前金的回收率偏低仅60%左右。为提高金的回收率，实现硫精矿中金的有效回收，本研究针对高砷硫精矿，以突破硫砷分离为技术路线，探索获得砷金精矿产品以提高金的回收率。 一、试样性质 将高砷硫精矿（下称物料）进行主要化学元素分析和粒度分析，结果分别见表1和表2。    物料试样中含硫36.30%，含砷6.72%，含金2.6g/t，属高砷硫精矿，且知毒砂是金的载体矿物。就本试样言，试验拟通过浮选分离毒砂和黄铁矿，使金在毒砂中富集作为砷金精矿产出。 由表2数据可知，试样粒度较细，－0.074mm（－200目）粒级含量为68.24%，硫、砷的分布率分别为72.56%和76.00%。其中－0.043mm（－325目）粒级中的硫砷分布率也较高，分别达到32.52%与34.62%，从浮选角度分析，这部分物料会影响分离时抑制剂的选择性，从而造成分离困难。 二、分离方法的确定和试验研究内容 （一）该公司现场选矿原则流程为混浮选铅金－铅金分离，浮尾硫酸铜活化浮锌，锌尾调浆在酸性条件下浮硫。本研究在不改变生产原测流程的前提下，采用抑砷浮硫的方案进行试验研究，重点探讨砷硫分离浮选的抑制剂。 通过对比进行了碱法和酸法两种浮抑砷分离工艺的试验研究，结果表明采用酸法工艺为宜，并在酸法浮硫抑砷的抑制剂种类中筛选出Y－As抑制剂为佳。 （二）硫砷分离试验分析与结果 1、抑制剂用量试验 以Y－As作毒砂的抑制剂，分别进行了矿浆pH、Y－As抑制剂用量及捕收剂的用量试验，其中Y－As抑制剂的粗选用量条件试验流程图见图1，试验结果见图2。图2表明：增加抑制剂用量，硫精矿回收率有下降趋势。当Y－As用量2kg/（t·原矿），硫精矿含砷1.65%最低，此时砷的回收率69.36%。 2、精选试验 两次粗选后的泡沫含砷1.65%，因此进行精选Y－As用量试验，精选试验流程在图1条件试验流程的基础上增加一次精选，试验结果见图3。 由图3可知，精选增加Y－As用量有利于抑制毒砂。当添加Y－As为100g/t时，硫精矿中砷含量为1.00%左右，且砷的回收率约为9.00%，继续增加用量，砷品位及其回收率基本不变，因此，确定精选Y－As用量为100g/t为量佳。 （四）闭路试验 针对原矿中部分黄铁矿难活化而部分毒砂难抑制的特点，根据精选试验结果进行闭路试验。硫砷分离闭试验流程为两粗一精一扫见图4，试验结果见表3。由表3数据可以看出，经两次粗选一次精选后硫精矿含S42.85%，硫回收率85.51%，含As1.08%，Au0.42g/t；尾矿作为砷金精矿，产率27.52%，砷品位20.34%，含Au8.66g/t，砷回收率87.73%，金回收率88.67%，硫损失率仅14.49%。 三、结论 （一）试样为高砷硫精矿，含S36.30%，As6.72%，Au2.6g/t，砷矿物主要是毒砂，且为载金矿物，因此实现硫砷分离是提高金回收率的必要途径。 （二）Y－As为一组合抑制剂，由无机盐与有机抑制剂组合而成，无毒、廉价、来源广。本试验研究表明，在酸性矿浆中，Y－As组合抑制剂对毒砂具有较强的抑制作用。 （三）小型闭路试验获得硫精矿含S42.85%，硫回收率85.51%，含As1.08%，Au0.42%；尾矿砷品位20.34%，含Au8.66g/t，砷回收率87.73%，金回收率88.67%，作为砷金精矿销售，达到预期综合回收金的目标。

超纯金属，指的是相对高纯度的金属，一般指金属纯度到达纯度9以上的金属，物理杂质的概念才是有意义的，任何金属都不能到达肯定纯。“超纯”具有相对的意义，是指技能上到达的标准。因为技能的开展，也常使“超纯”的标准晋级。 材料的纯度对其功能，特别是微电子学、光电子学功能影响很大，现代高技能产业要求制备出超纯金属以利于制造高功能器材。例如曩昔高纯金属的杂质为ppm级(即百万分之几),而超纯半导体材料的杂质达ppb级(十亿分之几),并将逐渐开展到以ppt级(一万亿分之几)表明。 “超纯”的相对名词是指“杂质”，广义的杂质是指化学杂质(元素)及“物理杂质”(晶体缺陷)，后者是指位错及空位等，而化学杂质是指基体以外的原子以代位或填隙等方式掺入。但只当金属纯度到达很高的标准时(如纯度9以上的金属)，物理杂质的概念才是有意义的，因而现在工业生产的金属仍是以化学杂质的含量作为标准，即以金属中杂质总含量为百万分之几表明。比较清晰的办法有两种：一种是以材料的用处来表明，如“光谱纯”、“电子级纯”等;一种是以某种特征来表明，例如半导体材料用载流子浓度，即一立方厘米的基体元素中起导电效果的杂质个数(原子/厘米)来表明。而金属则可用剩余电阻率(ρ4.2K/ρ300K)表明。 实际上纯度以几个“9”()来表明(如杂质总含量为百万分之一，即称为6个“9”或6)，是不完整概念，如电子器材用的超纯硅以金属杂质核算，其纯度相当于9个“9”，但如计入碳，则可能不到6个“9”。 制备办法 超纯金属的制备有化学提纯法如精馏(特别是金属氯化物的精馏及氢复原)、提高、溶剂萃取等和物理提纯法如区熔提纯等(见硅、锗、铝、镓、铟)。其间以区熔提纯或区熔提纯与其他办法相结合最有用。 因为容器与药剂中杂质的污染，使得到的金属纯度遭到必定的约束，只有用化学办法将金属提纯到必定纯度之后,再用物理办法如区熔提纯,才能将金属纯度说到一个新的高度。能够用半导体材料锗及超纯金属铝为例阐明典型的超纯金属制备及检测的原理(见区域熔炼)。 提纯金属时，杂质的分配系数对提纯金属有严重的联系，因为锗中大部分杂质的分配系数都小于1,所以锗的区熔提纯是非常有用的。半导体材料的纯度,也可用电阻率来表征。区域提纯后的金属锗,其锭底表面上的电阻率为30～50欧姆·厘米时，纯度相当于8～9,能够满意电子器材的要求。但关于杂质浓度小于[KG2]10原子/厘米[KG2]的探测器级超纯锗，则尚须通过特殊处理。因为锗中有少量杂质如磷、砷、铝、镓、硅、硼的分配系数接近于1或大于1，要加强化学提纯办法除掉这些杂质，然后再进行区熔提纯。电子级纯的区熔锗锭用霍尔效应丈量杂质(载流子)浓度，一般可达10～10原子/厘米。经切头去尾,再利用屡次拉晶和切开头尾，一向到达所要求的纯度(10原子/厘米)，这样纯度的锗(相当于13)所作的探测器,其分辨率已接近于理论数值。 超纯金属铝的制备与检测办法与锗不同。用三层电解法制备的精铝,其纯度为99.99%，金属铝中杂质的分配系数如表1 [金属铝中杂质的分配系数]。 精铝通过区熔提纯，只能到达5的高纯铝,但如运用在有机物电解液中进行电解,可将铝提纯到99.9995%，并可除掉有晦气分配系数的杂质，然后进行区熔提纯数次，就能到达接近于 7的纯度，杂质总含量 检测办法 超纯金属的检测办法极为困难。痕量元素的化学分析系指一克样品中含有微克级(10克/克)、毫微克级(10克/克)、微微克级(10克/克)杂质的断定。常用的手法有中子和带电粒子活化分析，原子吸收光谱分析，荧光分光光度分析，质谱分析，化学光谱分析及气体分析等。 在单晶体高纯材料中，晶体缺陷对材料功能起明显影响，称为物理杂质，首要依靠在晶体成长过程中操控单晶平稳均匀的成长来削减晶体缺陷。

一、导言       跟着易浸金矿资源的日益干涸，含砷金矿的开发日益显出其重要性。含砷金矿一般皆归于难处理矿石，其资源的开发使用是世界性难题。砷黄铁矿（毒砂）、雌黄和雄黄是含砷金矿中首要的砷矿藏。砷黄铁矿是最常见的载金矿藏之一，常包裹有细涣散的微粒金，在此情况下，矿石既使进行超细磨也不能使金微粒完全解离。由此，含砷金矿的预处理工艺是当今黄金提取技能科技攻关的主导方向之一，其难点是金与神化物（首要成分是毒砂）以及黄铁矿的联系非常亲近，金往往以微细粒状况被包裹在其间，或存在于毒砂或黄铁矿的单个晶体之间。当金与毒砂共生时会生成黑色或黑褐色的表面膜掩盖在金的表面。上述现象导致在提金工艺中金的收回率很低。为了进步其收回率，有必要对矿石进行预处理以尽可能地脱除其间的砷，这是现在采金业中要点研讨的方向。       二、焙烧氧化预处理       焙烧氧化法是有色金属选冶中的传统工艺，也是处理含金硫化矿，特别是含炭质硫化矿最通用的牢靠办法。焙烧的意图是使硫化物分化以露出金粒，使砷、锑的硫化物呈氧化态蒸发掉、炭质物焚烧或失掉活性；使显微或亚显微细粒金相对富集，以便为下一步化浸金供给杰出的动力条件。焙烧是多相化学反响进程，其首要影响要素有：温度、反响物和生成物的物化性质（粒度、孔隙度、化学组成等）、气流运动特性、气相中氧的浓度等。温度的挑选和条件的操控尤为重要，故焙烧法对操作参数和给料成分非常灵敏，常构成过烧或欠烧，使焙砂的浸出率不高。传统的焙烧工艺在焙烧进程中会开释许多SO2、As2O3等有毒气体，严峻污染环境；炉气的收尘净化设备杂乱、操作费用高。但焙烧法简略、牢靠，并可归纳收回S、As等元素的长处使入乐此不疲。为了处理欠烧、过烧及环境污染等缺陷，多年来．科技作业者不断研讨探究，使焙烧工艺和设备不断完善和开展。就设备而言，从单膛炉开展到多膛炉，由固定床开展到流态化欢腾焙烧。昆明理工大学矿业工程黄金课题组研发了多段控温、制粒内热焙烧体系，取得杰出作用；工艺方面，由一段开展到两段或多段焙烧，由空气到富氧焙烧。此外，在传统工艺的基础上，开展了加盐固硫、砷焙烧法，处理了硫、砷氧化物逸出构成环境污染的问题，减轻了尾气净化及除尘担负。氧化与硫酸化焙烧、复原焙烧、氧化焙烧及加盐焙烧等是近年来在传统焙烧法基础上开展起来的一些新式焙烧工艺。这些办法除了具有传统焙烧工艺某些特征外，都具有各自的特征。       氧化和硫酸化焙烧广泛用于处理Fe、Cu、Cu－Ni、Co、Mn、Zn、Sb等硫化矿，使重金属转变为易溶的金属氧化物或硫酸盐，使铁变成难溶的氧化铁，使炭质物焚烧As、Sb、Se、Pb呈气态氧化物蒸发。经过焙烧金的提取率大为进步。       加盐焙烧是针对含S、As较高的金矿用传统焙烧工艺环境污染大、尾气净化担负重的问题而开展的技能，是在焙烧物猜中参加适量的无机盐混合焙烧，以到达固化S、As的意图，常用的盐类为Na2CO3/NaHCO3和钙盐（CaCl2，Ca（OH）2）。       氧化焙烧虽是一种老练的工业办法，且脱As作用较好，但焙烧进程生成As2O3和SO2（含As2O3时难以制硫酸），构成严峻的环境污染。并且焙烧还生成不蒸发的盐及砷化物，使As不能完全脱除。Au被易熔的Fe和As的化合物包裹而钝化，化处理含Fe焙砂时也达不到高的收回率，要溶解钝化膜需求进行碱性或酸性浸出，再磨碎、浮选等附加作业。用氧化焙烧法虽可进步Au的收回率，但在工业上不易完成。由此可见，该法在不远的将来，必将被其它办法所代替。       三、湿法化学预处理       （一）常压碱浸预处理       常压碱浸预处理是在常压下经过增加化学试剂对矿石的有关组分进行氧化和处理，其介质是碱性的。       对某含砷金精矿进行了常温、常压强化碱浸预处理的实验研讨，该金精矿中的多金属矿藏首要以金属硫化物为主，首要为黄铁矿、毒砂、斜方砷铁矿。实验选用物理与化学归纳别离办法，使用边磨边浸工艺，其主体设备选用塔式磨浸机对含砷金精矿进行超细磨，然后在常温、常压下使用强化预处理拌和槽进行强化碱浸预处理，然后脱砷、脱硫或使金与硫化物充沛化离，再进行化浸金，到达高效提金的意图。该办法具有环保、工艺简略、流程短、出资小等长处。       （二）常压酸处理       常压酸处理通常是只用过一硫酸对难浸矿石进行氧化处理。过一硫酸是一种氧化性比H2O2更强的氧化剂，在pH值较低时是安稳的，过一硫酸是经过在浓硫酸中参加H2O2取得的：   H2O2＋H2SO4（浓）＝H2SO5＋H2O       过一硫酸可氧化硫化矿，对砷黄铁矿氧化作用更佳，Lakshaanan（据G．V．Weert，1988）曾报导过用过一硫酸完成相似于水相氧化的作用。与传统焙烧和加压氧化法比较，其处理费用更低，尽管如此，该法却没有得到工业使用。       （三）湿法氯化法       水氯化法被用于含炭质金矿的直接提金，与提金不同的是，预处理所用的试剂不是，而是次氯酸盐、高价盐和铜盐以及氯化钠等。高价铁盐和铜盐是一系列硫化矿藏预浸出的抱负氧化剂。实验标明，高价铁盐浸出硫化物从难到易的次序为：辉钼矿、黄铁矿、镍黄铁矿、辉钻矿、闪锌矿、方铅矿、辉铜矿、磁黄铁矿；高价铜盐浸出硫化物从难到易的次序为：黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、辉铜矿。经过硫化物的分化，可使包裹的金粒得到开释，然后易于化浸出。       （四）HNO3分化法       使用HNO3氧化砷黄铁矿可使原猜中的硫化物充沛分化，然后使Au成倍地富集，这有利于Au的收回。前苏联用HNO3处理砷金矿，As和S被氧化成亚和硫酸，然后到达充沛化离包裹金的意图，浸出渣化提金收回率＞95%。该法酸耗0.18～0.6t，但通入氧气或空气可加快氧化进程，使HNO3耗量下降1/2～1/3。前苏联巴依可夫冶金研讨所曾用5%～10%HNO3在75～85℃、固－液比1∶7.5的常压条件下处理含Au黄铁矿及砷黄铁矿1小时，并通入氧气或空气，Fe98%、As97%和S92%溶解于溶液中，Au留于渣中，氧化提金收回率可达94%～96%，KCN单耗3～4kg/t精矿。工艺进程发生的有毒氧化氮气体经过吸收再生HNO3后回来作业。广东有色研讨院以此法处理新疆克拉玛依金矿酸耗量939kg/t。从HNO3氧化分化的一些目标能够看出，用该法处理后Au的浸出率高达95%以上。但该法的丧命缺陷就是酸耗太大，尽管用加压氧浸的办法可下降HNO3耗用量，但每吨矿仍需0.1～0.3t。HNO3需求在350℃下蒸馏再生，这在工业上难以完成，并且As不光得不到使用，还需固化处理，能够以为该法在工业上使用的可能性极小，除非Au的档次非常高，否则是不经济的。       （五）热压化学预处理       众所周知，在密闭容器中进行热压氧浸出可进步反响速度，在较短的时间内到达反响结尾。把热压氧浸出用于难浸矿石的预处理，可进步金的化率、下降耗，缺陷是设备的耐压耐腐蚀的要求很高，初期出资和生产成本都较高。热压氧化法首要用于预处理硫化矿和砷黄铁矿，依据介质环境的不同，分为热压氧酸浸和碱浸。热压氧酸浸可用于闪锌矿、黄铜矿、方铅矿、铜锌硫化矿、镍钴硫化矿、含金黄铁矿、砷黄铁矿的预处理；热压氧碱浸首要是指热压氧浸，其原理是一些金属阳离子能与构成可溶性的合作物，一起在热氧压条件下，许多S被氧化SO42－。       四、细菌氧化预处理       细菌预氧化的研讨适当活泼，早在20世纪60年代，前苏联在对砷金矿进行细菌浸出的作业中发现了新的溶解自养性氧化铁硫杆菌，使用这种耐砷的细菌分化砷黄铁矿及黄铁矿等，能使其包裹Au取得解离，作用机理和加压氧化进程完全一致，细菌起到催化氧化的作用。在细菌作用下，许多矿藏的分化氧化进程可加快几十倍，乃至几百倍。经浸出60～120小时，毒砂的氧化率可达80%～90%；对浸渣实施化处理时，小型实验结果标明，经生物氧化后化期间金浸出率进步30%～50%。细菌浸出一般在25～35℃常压下进行，用压缩空气向矿浆供氧并拌和以强化反响进程。细菌氧化及提金作业大致可分为：1、细菌培育基培育铁硫杆菌等，制备pH1.5～2.5的硫酸细菌浸液；2、细菌催化氧化脱除砷、硫；3、预处理所得渣再进行化（或用其它办法），提金预处理溶液用细菌活化后再使用。       中国科学院微生物研讨所关于细菌氧化法也做了多年的作业。1980年在广西平果上岭金矿进行了砷金精矿脱砷实验，精矿含As＜6%、固－液比1∶5、温度30～35℃、pH1.5～2.5、细菌数＞1085个/mL、拌和5～6昼夜（或多段浸出）、浸渣用HCl洗刷、脱砷率约90%，Au收回率＞90%。后来在新疆克拉玛依金矿也进行了相似研讨，取得了杰出作用。近年来人们关于细菌优选、培育及遗传繁衍等一系列研讨及砷金矿分化方面取得了可喜开展。从细菌氧化法的原理和工艺能够看出，该法具有设备简略、试剂耗费少等共同的长处，可是也存在着周期过长、As等有价元素得不到收回等缺陷。       五、其它预处理技能       （一）真空脱砷法。该法是根据在真空条件下，砷黄铁矿热分化时构成的产品As具有较大的蒸气压而蒸发的特征，是在真空条件下对砷金矿脱As的一种有用办法。在有黄铁矿存在时，加热时分出的S、As构成的硫化物或金属As，可用冷凝器堆积，扫除的气体不需求专门净化。       （二）蒸发熔炼法。该法脱As比较完全，技能经济目标好，处理才能大，能够处理冶炼厂的各种中间产品。我国湘西金矿对含金硫化锑矿的冶炼，选用低料柱鼓风炉蒸发熔炼再电解分金的工艺流程，Au和Sb的收回率别离约95%和93%，并可归纳收回Pb、Cu、Ni和Fe等金属。每100g黄金的冶炼加工费仅约30元。不过该法存在烟尘中含Au高的问题，且烟气带来的污染问题也较为严峻。       （三）离析焙烧法。将精矿进行死烧完全脱硫、砷，发生的高浓度烟气另行处理，产出的热焙砂配入必定量的复原剂和氯化剂进行离析，离析产品经选矿得到高档次精矿。       六、结语       高砷金矿预处理技能日益受到重视是黄金开发的必然趋势，并得到选矿界的广泛重视，取得了必定的开展。但是，含砷难处理金矿资源的特征是多种多样的，预处理技能的研讨有待于进一步深化与开展。在自主开发新技能、新工艺的一起，要加大科研投入，并不断学内外的先进技能，使用其经历使含砷难处理金矿资源的预处理技能到达工业化使用的腾跃式开展。

一、导言 金矿石用化法浸出时，铜、砷、硫共存时的搅扰，比这些元素独自存在时的搅扰更严峻[1]。现在，高铜、高砷、高硫共生的金矿石或金精矿用化法工艺难以浸出，需求经焙烧、细菌氧化等办法预处理后，用化浸金工艺才有好的浸出率，因此约束了难化金矿石矿产资源的充分利用。咱们提出用碱合剂预处理，在化进程顶用活化剂SMD 改进化反响环境，可进步含铜(1%～6%) 、砷(6.5%) 、硫(30%) 左右的难浸金精矿金浸出率。 该办法可使某些含高铜、高砷、高硫金矿石或金精矿取得较好的化浸出目标及较好的经济效益。 二、工业实验 （一）安徽某金矿 安徽某金矿金精矿金档次平均为18～24g/t ，砷档次为6%～6.5%，铜为3%～5%，硫为30%左右。用惯例化法浸出该矿样， 金的浸出率为40%～53%，浸出时刻为48h以上；在化前用碱合剂预处理12h后，在化进程中参加活化剂SMD，浸出时刻为28～30h ，其金浸出率可达90%～94%。表2  金精矿化学元素分析  %Au*Ag*SAsPbZn23.9187.93326.50.260.11TFeCaOSiO2MgOAl2O3Cu421.22.71.423.2 *单位为g/ t （二）新疆某金矿 新疆某金矿石为氧化矿石和原生矿石。矿石中铜档次为3.3% ，砷档次为5.8% ，硫档次为20% ，金档次为23.8g/t(氧化矿石)和6.28g/t(原生矿石) 。该矿石用惯例化法浸出， 金的浸出率为48%～54% ，浸出时刻为48h以上；在化进程中，经加碱合剂2kg/t处理3～4h后，坚持化浸出系统中NaCN质量分数为0.09% ，浸出时刻为28h ，其金浸出率别离可达97.8%与93%。 三、实验办法 先将金矿石或金精矿在球磨机中磨至所需粒度-300目，取100g 磨细的矿石于拌和槽中，调理固液质量比为1∶2，参加碱合剂5kg/t，预处理10～15h ，参加7～8kg/t NaCN ，活化剂SMD 8～10kg/t ，操控化系统pH为10～11 ，拌和化浸出28h。 四、实验成果与讨 安徽铜陵某化厂的金精矿除砷质量分数为6.5%外，还有3%左右的铜和30%左右的硫等有害成分。该精矿选用惯例化法只能浸出47%～53%左右金；参加活化剂后，选用充气化浸出相同只能浸出80%左右金；如化前加碱合剂预处理，能使金的浸出率达91%～94%。 （一）碱合剂预处理时刻对金浸出率的影响 用碱合剂在化前预处理样品对金浸出的影响如图1所示。参加5kg/t 碱合剂预处理试样，跟着预处理时刻添加，金的浸出率添加，当预处理时刻延长到必定时刻后，金浸出率可达90%以上；如继续进行预处理， 金的浸出率有所下降。从本钱考虑，挑选预处理时刻为12h较适合。图1  碱合剂用量对金浸出率的影响 （二）用量对金浸出率的影响 用量对金的浸出率影响如图2所示。在没有参加活化剂的条件下，金的浸出率随用量添加而增高，用量达15～20kg/t ，金的浸出率仍呈上升趋势。在实践生产中，考虑化系统中质量分数应坚持在0.09 %适合。图2 　用量对金浸出率的影响 （三）活化剂用量对金浸出率的影响 金矿样中Cu、As、S等元素共存时，在化进程中运用活化剂，金的浸出率只能进步20%以上；砷和硫一起存在时，金的浸出率能进步30%～40%；假如在化前用碱合剂预处理，化时参加相同的活化剂SMD ，金的浸出率可达91%～94%。实验成果如图3所示。 （四）氧化剂用量对金浸出率的影响 在拌和浸出进程中参加适量氧化剂，可下降根离子的耗费。但实验成果显现氧化剂使金的浸出率下降，成果如图4所示。 （五）pH 值对金浸出率的影 金与络合反响在pH值9～12范围内适合。依据实验成果，把pH值操控在10～11之间为好，成果如图5所示。图3 　活化剂用量对金浸出率的影响图4 　氧化剂用量对金浸出率的影响图5 　pH 值对金的浸出率的影响 （六）化拌和时刻对金浸出率的影响 拌和时刻长短对金的浸出率有较大影响。实验成果显现，拌和时刻为28h 为宜，成果如图6 所示。 （七）矿样粒度对金浸出率的影响 在铜、砷、硫共存的金矿样中，矿样粒度巨细影响着金的浸出及浸出目标。实验成果表明金矿样粒度应为- 300 目较适合，实验成果如表3所示。 表3  金矿样粒度对金浸出率的影响实验成果矿样粒度/目－100－150－200－300金的浸出率/%10205090～94 五、定论 咱们对安徽、新疆等铜、砷、硫矿藏共生的金矿石或金精矿在化前用碱合剂预浸12h 后，在化进程中参加活化剂SMD ，使金浸出率有较大起伏进步。但此办法没有普遍性。到现在为止，只要安徽、新疆两处金矿得到工业使用(见表4) 。该办法要得到广泛使用，有待进一步研讨。 矿样经碱合剂预处理后，在化浸出进程中加活化剂，浸金速度快，浸出率也较高，并由中试和工业生产成果表明对后续提金工艺没有任何影响。假如不必碱合剂预处理，只参加SMD活化剂，金的浸出率不高，只要通过碱合剂预处理后，金的浸出率可大起伏进步。对含金贵液经锌丝或锌粉置换后，测得贫液金质量浓度为0.1mg/L；选用炭浆法测得贫液金质量浓度为0.01mg/L 。 表4  工业使用金矿安徽某金矿新疆某金矿NaCH用量/kg t－1107碱合剂用量/ kg t－185活化剂用量/ kg t－1128浸出条件－300目pH0～11－300目pH10～11金浸出率/%91～94（氧化矿石）98（原生矿石）93 选用碱合剂处理、活化剂化浸金办法针对性太强，用量较大，这是本办法不足之处。 参考文献 1  李绍卿,刘刚,孙斌等.高砷高硫金矿石或金精矿化浸金工艺.黄金,2002,23 (5) :29.

跟着易处理金矿资源的日益削减，黄金冶炼厂逐渐将难处理金精矿作为其部分出产质料［1］。难处理金矿首要包含含砷硫化金矿、含碳金矿、超细粒嵌布金矿和含金多金属硫化矿，其间以含砷硫化金矿的储量最高［1］。此种矿石中的金往往以微细粒（或次显微金）方式被包裹或许浸染在黄铁矿和砷黄铁矿的晶格中，因而难以通过细磨等机械办法将其解离（或暴露），导致化浸出收回困难，一般需通过选矿富集，再做进一步处理［2］。 高砷高硫金矿的选矿一般有重选、浮选两种办法。一般来说，关于含粗粒游离天然金及含少数硫化物的含金石英脉矿石，或天然金包裹在毒砂中的，宜选用重选办法予以收回；对天然金包裹在硫化矿中的，宜选用浮选法予以收回［3］。本实验从工艺矿藏学下手，详细分析了安徽某高砷高硫难处理金矿石中金、砷、硫的赋存状况，通过不同含金矿藏的性质差异，断定了以重选为主的选矿工艺，并通过条件实验，断定了最佳的工艺技术参数。 一、实验质料 安徽某高砷高硫金矿中的其它金属矿藏首要是黄铁矿（部分碎裂、蚀变为胶黄铁矿）、磁黄铁矿、毒砂等，部分矿块见有少数闪锌矿、方铅矿、黄铜矿等金属硫化物；脉石矿藏很少，首要是碳酸盐矿藏方解石和白云石，其次为粘土矿藏、蚀变矿藏绿泥石和绢云母，及少数石英、长石等。部分金以微细粒天然金的形状存在，大部分与砷黄铁矿、胶黄铁矿及脉石亲近共生，极难解离。整体而言，该矿含砷、含硫高，金难以解离，归于典型的难处理金矿。原矿首要元素化学分析成果见表1，金的散布及平衡核算见表2，硫的散布及平衡核算见表3。从表1～表3可知，原矿砷档次为2.83％，硫档次为38.51％，除金、铁外，其他有价金属元素含量极低，属高砷高硫金矿。金在天然金、黄铁矿及毒砂中均有较高的散布，但黄铁矿中的金档次较低，为1.45g/t。原矿中的砷首要散布在毒砂中，硫首要散布在黄铁矿中。 二、选矿实验研讨 （一）实验计划证明 因为本试样含有18.01％的强磁性矿藏磁黄铁矿，此矿藏含金、砷均最低，因而选用磁选法可很简单取得合格的硫精矿，金、砷则在磁选尾矿中得到富集；毒砂及黄铁矿的天然可浮性相近，且黄铁矿矿藏量大、金含量低，因而通过浮选法既不能使砷硫得到别离，也不能使金得到进一步的富集；但天然金及毒砂的密度比黄铁矿大，选用重选法能够别离，然后收回金、砷。 （二）磁选细度实验 矿样的粒度组成是影响磁选成果的重要因素，实验首要在磁场强度为79.61ka/m的条件下，对磨矿细度进行了条件实验。实验流程如图1所示，实验成果见表4。由表4可知，跟着磨矿细度的添加，硫精矿中金、砷、硫的档次改变都不大，但硫的收回率跟着磨矿细度的添加而稍有削减，在磨矿细度为－200目50％时，硫的收回率为17.97％，为最优目标。考虑到本矿榜首价值金属为金，其次为硫，磨矿细度由终究重选选金目标断定。 （三）磁选场强实验 实验流程图如图2所示，实验成果见表5。由表5可知，跟着磁场强度的添加，磁硫精矿中金、砷、硫的档次改变不大，对金、砷的收回率影响也较小，仅硫的收回率稍有添加，但在磁场强度超越79.61KA／m后，增幅开端下降，归纳考虑，磁场强度挑选79.61KA／m。（四）重选细度实验 实验的终究意图是取得较好目标的金精矿，而重选是富集金的首要作业，因而需通过重选断定最优当选细度。将图1的磁选尾矿作为给矿继续进行摇床重选的细度条件实验，实验成果见表6。由表6可知，跟着磨矿细度的进步，重选精矿中金的档次进步起伏显着，从8.75％进步至16.96％，但收回率下降显着，从53.92％下降至32.54％。这一成果表明，磨矿一方面有利于金矿藏的单体解离，然后进步精矿档次；另一方面金矿藏或载金矿藏颗粒太细，摇床重选难以收回。考虑到此精矿需求精选，从完成较高的金收回率的视点动身，断定－200目占50％作为摇床粗选的最佳当选粒度，此细度与磁选时得到的适宜粒度契合。 （五）重选精矿再磨再重选细度实验 选别实验全流程见图3，实验成果见表7；由表7所知，原矿首要在－200目50％的细度下进行磁选和摇床粗选，重选粗精矿进一步细磨至－200目75％时可得到金档次为16.84g／t，收回率为47.63％的重选金精矿，一起，将45.49％的砷富集至金精矿。重选尾矿中仍含有档次为38.88％的硫，且收回率高达71.73％，但含砷较高，为2.19％，无法直接运用，因而有必要进行再加工，使其间砷的含量降至契合工业使用要求。 三、定论 （一）安徽某高砷高硫金矿中的金属矿藏首要是黄铁矿（部分碎裂、蚀变为胶黄铁矿）、磁黄铁矿、毒砂等，金部分为以微细粒天然金的形状存在，大部分与砷黄铁矿、胶黄铁矿及脉石亲近共生，难解离，归于典型的难处理金矿。 （二）原矿首要通过磁选可得到含硫36.11％，含砷0.03％，硫收回率为17.81％的合格硫精矿，磁选尾矿再通过摇床重选—磨矿—重选流程，可取得含金16.84g／t，含砷13.63％，金收回率为47.63％的金精矿。 参考文献 ［1］　薛　光，于永江.从含砷金精矿二段焙烧酸浸渣中化浸出金银的实验研讨［J］.黄金，2008（1）：4041 ［2］　黎鼎鑫，王永禄.贵金属冶金［M］.长沙：中南工业大学出版社，1991 ［3］　罗新民，魏党生，叶重新.安徽马山金矿浮选降砷工艺研讨［J］.湖南有色金属，2007（10）：6

贵金属资源的综合利用、分离提纯、废料再生回收是本公司的主要研究内容之一。具有较强实力的专业技术队伍，先进的测试仪器和生产设备，特别在难溶铂族金属的溶解和分离提纯方面，拥有优越和先进的技术条件，多次获得国家、部、省级奖励。    我公司愿以贵金属资源综合利用和二次资源回收的先进技术为用户服务。能够将用户积存的各种含贵金属废料加工成纯金属，使其在国民经济建设中发挥应有的作用。 产品系列主 要 产 品贵金属纯金属 纯铂　 海绵铂　 高纯海绵铂　 纯钯　 海绵钯　 高纯海绵钯　 纯铑　 纯铱　 纯金　 纯银　 光谱分析用铂基体　 光谱分析用钯基体　 光谱分析用铱基体

一、前言 韶关冶炼厂两个系统的鼓风炉渣经烟化沪回收的次氧化锌达10000 t左右，其主要化学成份见表1。 表1  次氧化锌的化学成份元素ZnPbAsGeAg成份（%）50.28～54.225.21～16.184.17～9.740.022～0.0550.008～0.023 另外还有少量的C，S，Cl，F等，晶相表明：Zn，Pb，As以氧化物形态存在，Ge大部分以锗酸盐形态存在，Ag则被包含于Pb中。 目前绝大部分的次氧化锌返回烧结配料，这种处理方式有三个不足之处。 （一）由于次氧化锌中含砷总量近1000 t，韶关冶炼厂全厂约50%的砷富集进次氧化锌中，是该厂砷的汇聚点，同时每年从铅锌精矿中带人的砷约为500～800 t，如不及时处理。砷将会在系统中不断富集循环，对环保造成巨大的压力。 （二）砷的不断富集，各物料中砷含量将会越来越高，而高砷物料对该厂主体工艺—ISF炉有不可忽视的负面影响，同时给有价稀散金属锗、铟回收带来困难。 （三）次氧化锌返烧结配料时，粉尘大且含砷高，造成操作环境恶劣，同时配料加入过多的次氧化锌使烧结块的强度和成块率下降，影响烧结块的质量和产量。 因此，寻找合适的处理次氧化锌的方法，综合回收铅锌锗砷等有价金属，产出市场受欢迎的产品则能变废为宝，获得可观的经济效益。 二、试验原理及工艺流程 将次氧化锌加硫酸及少量水混合，则锌、铅迅速生成硫酸盐，发生的反应式主要有：     ZnO+H2SO4=ZnSO4+H2O                （1）     PbO + H2SO4 = PbSO4+H2O            （2）     ZnGeO3 +H2SO4 = ZnSO4 + GeO2+H2O   （3）     As2O3十3H2O=2H3AsO3                （4） 在350～550℃烙烧时，H3ASO3被重新分解，H2O和As2O3挥发：     2H3AsO3=AS2O3+3H2O                 （5） 而硫酸锌要在大于600℃时才能分解，硫酸铅的熔点则达1170℃，并且在950℃以上开始分解，这两种产物在此温度下都会留在焙砂中，不被挥发；由于次氧化锌中有少量碳，GeO2可能被部分还原成GeO，另外由于次氧化锌中的Cl， F存在也可能生成GeCl4，GeF4而造成有部分被挥发；而Cl，F则主要生成HCI，HF挥发出去。 将焙砂水浸时，硫酸锌溶于水中，锗也有30%溶解，而铅银则被富集在渣中以便进一步回收。其主要工艺流程图如图1。图1  硫酸焙烧水浸综合回收次氧化锌原则流程 三、试验部分 （一）直接酸浸 将次氧化锌加硫酸直接浸出：1/s= 5∶1，温度70～90℃，时间1.5h，终酸10～20 g/L，浸出时，Zn有96%被浸出，As，Ge约浸出94%、70%， F、Cl浸出90%以上，而Pb、Ag银留在渣中，浸出液的化学成份(g/L)；Zn90～100，As8～20，Ge0.1～0.2，F0.1～0.2，Cl0.1～0.2，酸浸液中的As、F、Cl含量都较高，要将其直接净化成电解液，难度十分大。 （二）硫酸焙烧 将次氧化锌加直接酸浸量酸耗110%～120%的硫酸和少量水混匀，然后将混料放入石墨坩埚中焙烧。试验考察了不同焙烧温度、硫酸量、焙烧时间等参数。 1、不同硫酸量对物料挥发率的影响 各取200 g次氧化锌加90mL，100mL，110mL，120mL，130mL硫酸于400℃焙烧7h，金属挥发率如图2。F，Cl在这种酸度范围挥发较彻底。图2  不同硫酸量对金属挥发率的影响 由图2可知，在这种酸度范围内，铅、锌全部在焙砂中，砷锗则随加酸量的增加而增加，在加入硫酸110～120mL（即加入直接酸浸耗酸量 110%～120%）时效果较好，砷的挥发率为90%以上。 2、不同焙烧温度对金属挥发率的影响 各取200 g次氧化锌加120 mL硫酸及少量水混匀，于300℃、350℃、400℃、500℃烙烧7h。F、Cl在较低温度范围内挥发完全，而砷则在350℃以上挥发可达90%以上，锗的挥发为40%左右，而铅、锌几乎不被挥发。挥发温度取400～500℃较合适。见图3。图3  不同焙烧温度对金属挥发率的影响 3、焙烧时间对金属挥发率的影响 各取200 g次氧化锌加115 mL硫酸（98%）及少量水于400～500℃焙烧3h、4h、5h、6h、7h，F、C1在3h就几乎挥发完全，金属挥发率曲线变化如图4。 图4  不同焙烧时间对金属挥发率的影响 由图4知，锌、铅始终没有什么挥发，砷、锗随时间增加挥发率增加。在5h左右时砷的挥发率达到90%以上，试验取焙烧时间5h较好。 综合以上条件，硫酸焙烧的最佳条件为：加入次氧化锌重量的1.1～1.2倍的硫酸，在400～500℃焙烧5h，便可获得理想的焙烧结果。 （三）焙砂酸漫将焙砂加水浸出，条件I/s= 5∶1，温度70℃，时间1.5 h，浸出终点pH=3，浸出渣量为次氧化锌的30%，浸出液及渣的化学成份如表2。 表2  焙砂水浸液及渣的化学成份物料ZnPbGeAsFCl1#液（g/L）105.280.0220.0320.300.00120.00381#渣（%）3.1451.700.0140.40——2#液（g/L）101.550.0140.0330.160.002650.00382#渣（%）2.5256.140.0120.21——3#液（g/L）107.210.0170.0290.170.001850.002963#渣（%）3.8352.620.0200.40—— 由表2知，浸出液中的As都在0.3g/L以下，F、Cl已符合电解要求，只要对酸浸液稍加处理就可得到合格的电解前液，而渣被富集成含铅50%以上含砷小于0.4%的铅精矿，可以返烧结配料或另外处理。 四、工业试验 工业试验共处理9.2 t次氧化锌，产出17.36t焙砂，0.75 t烟尘。试验利用回转窑进行脱砷、氟、氯，窑长12 m，直径1.2m倾斜度5。。试验条件为：次氧化锌：硫酸=1∶0.91，焙烧时间5 h，焙烧温度为450～550℃，进料500kg/h。由于加入的硫酸量几乎是与次氧化锌反应的量，所以烟囱的烟气几乎没有。其技术指标为：脱砷率在85%～95%，而F、Cl的脱除率大于95%，而Ge的挥发率比小型试验好，小于30%，而Pb、Zn、Ag几乎不挥发，焙砂中的砷小于0.5%，扩大试验中次氧化锌、焙砂及烟尘的化学成份的平均值如表3。 表3  工业试脸中次氧化锌、焙砂及烟尘的化学成份（%）物料PbZnAsGeAgFCl次氧化锌13.9052.895.420.0310.02250.06430.030焙砂7.5027.400.370.0120.0150.001180.00070烟尘6.002.6732.350.00290.0023—— 由表3可知，工业试验与小型试验基本吻合。 五、结语 （一）采用“硫酸焙烧－水浸”处理次氧化锌，工艺流程简单，铅、锌直收率高，成本低，所耗试剂少。在小型试验的基础上，工业试验证明该工艺能较好脱除次氧化锌的砷、氟、氯。 （二）在焙烧条件为：温度400～500℃，加酸量为次氧化锌重的110%～120%，焙烧时间为5 h，焙砂水浸条件为：1/s=5∶1，时间1.5 h，温度60～80℃，铅的直收率大于99%，锌的直收率为98%，砷的脱除率为90%，锗的直收率为60%。原料中的98%的锌、60%左右的锗、0.5%左右的砷进入浸出溶液，而铅、银全部留在渣中，浸出渣含铅50%以上，含砷小于0.4%。 （三）该工艺一个不足之处是锗在流程中分散，增加了锗的回收成本，降低了锗的回收率。

现在，国际黄金储量中213以上尴尬处理矿，1／3的黄金产值来自于难处理矿。跟着易浸金矿石资源日益干涸，开发使用有微细粒嵌布、含高硫高砷的难浸金矿成为一大趋势。 高硫高砷金精矿矿藏组成十分复杂，金常被包裹在其它矿藏中，金的浸出率很低。为了开发这类资源，展开工艺矿藏学研讨十分必要。对难浸金矿藏相的分析，前人已做过很多作业，但多侧重于某一种研讨办法，如X射线衍射分析等。这些办法能够判别矿中物相成分，但无法调查彼此包裹的状况。本文归纳选用X射线衍射分析、矿藏解离度分析和扫面电镜一能谱分析等多种办法，既能判别高硫高砷难浸金精矿的物相组分，又能调查各物相的赋存状况，以期为探究高硫高砷难选冶金精矿的提金工艺供给辅导。 一、试验 （一）质料来历 试验所用的金精矿取自河南某黄金冶炼厂。用小型损坏机（FW-400A型，北京中兴伟业仪器有限公司）将样品进一步损坏至50～335μm。对该金精矿进行化浸金，发现金的化浸出率为26. 95%。依据金矿的难浸程度等级，归于难浸金精矿。本文从化学成分分析、X射线衍射分析、矿藏解离度分析、扫描电镜一能谱分析等不同程度展开了工艺矿藏学研讨。 （二）测验办法 1、X射线衍射分析(XRD) 选用D／max-rB型X射线衍射仪（日本理学）测定金精矿藏相组成。 2、矿藏解离度分析(MLA) 使用矿藏解离度分析仪(FEI.Quanta 600.JKtech MLA suite 2008)研讨金精矿矿藏结构和组成。 3、扫描电镜－能谱分析(SEM－EDS) 选用JSM-5600 LV型扫描电镜（日本电子）和IE 300 X型EDS能谱仪(英国Oxford)对金精矿进行X射线线扫描微区分析。 二、成果与评论 （一）化学成分分析 使用火焰原子吸收分光光度法（原子吸收分光光度计，AA320型）测定金精矿化学成分（质量分数），见表1。金精矿含S 13.91%，含Fe16. 8%，含As 7.54%，是典型的高硫高砷金精矿。 表1  金精矿元素成分补白：Au、Ag单位为g·t－1。 （二）矿藏物相组成 1、XRD分析 选用X射线衍射办法测定样品中物相成分，图1为金精矿XRD图。由图1能够看出，金精矿含有石英、黄铁矿、毒砂、白云母、绿泥石和方解石，首要物相为毒砂、黄铁矿、石英和白云母。图1  金精矿XRD图 2、MLA分析 图2为金精矿颗粒的MLA图。表2为金精矿的粒级散布特征。由表2、图2知，首要金属矿藏为毒砂和黄铁矿，脉石矿藏首要为石英、白云母。图2标明，无法调查到金独立颗粒，而经过化试验能够浸出金，阐明金以次显微金和超显微金等不行见金状况赋存于载金矿藏中。这样的矿石，即便磨到极细微，也不能将金颗粒露出出来。在化时，金颗粒不能接触到含溶液，金无法溶解。从图2还能够看出，该难浸金精矿中，各种矿藏散布不均匀，典型特点是毒砂、黄铁矿彼此包裹，石英等脉石也包裹其他矿藏。所以，有必要细心规划预处理办法，将载金矿藏损坏，使金暴露出来，然后最大极限进步金浸出率。图2  金精矿颗粒的MLA图 （a-黄铁矿；b-毒砂；c-石英；d-黑云母；e-白云母） 表2  金精矿的矿藏粒级散布特征／%3、SEM-EDS分析 扫描电镜和能谱仪能够将微区的挑选和测定相结合。图3为金精矿表面形状的二次电子图(SE)和线扫描的方位，从中能够估量线扫描间隔大约为10μm。从图3上可看出，该金精矿中，硅和氧、硫和铁、砷硫和铁的含量散布在扫描线上密切相关，但仍无法调查到金独立颗粒。这与前期的XRD测验成果和MLA分析保持一致，进一步证明了该矿中的首要成分为黄铁矿、毒砂和石英，金以不行见金状况赋存于载金矿藏中。图3  金精矿的表面形状二次电子图和扫描线的方位 三、定论 经过展开高硫高砷金精矿元素分析、XRD分析、MLA分析、SEM-EDS分析，得出以下定论： （一）金精矿中金含量47.5g·t-1、Ag 8.46g·t-1、S 13.91%（质量分数）、As 7.54%（质量分数），金的浸出率仅为26.95%，归于典型的高硫高砷难浸金精矿。 （二）金精矿中的首要金属矿藏为毒砂、黄铁矿。脉石矿藏首要有石英、白云母。金精矿中，有害组分首要为砷，含砷矿藏是以毒砂方式呈现。金以不行见金的方式赋存于载金矿藏中。 （三）多种矿藏相互包裹，有必要细心规划预处理办法，将载金矿藏损坏，使金暴露，然后最大极限地进步金浸出率。

水溶化法从铜阳极泥中别离金银取得的氯化液，含有金、铂、钯等贵金属及铜、铅等贱金属。因为氯化液中金以HAuCl4的方式存在，选用仲辛醇可从中选择性地萃取AuCl4－，然后用草酸复原。 一、仲辛醇萃取 仲辛醇在强液中，能构成羊盐离子缔合体： C5H17OH＋HCl＝（C8H18OH）＋Cl－ 以R代表C8H18 上式可简化为（ROH）＋Cl－ 当上式的有机相和氯化液发作反应时，Au3＋即呈阴离子进入有机相： （ROH）Cl＋HAuCl4＝（ROH）AuCl4＋HCl 工业纯仲辛醇从氯化液中选择性萃取金的条件，是先用等体积1.5mol∕L液饱满后的工业仲辛醇直接萃取氯化液中的金。因为仲辛醇萃取金的饱满容量在50g∕L以上，故比较可按氯化液的含金浓度核算断定，使有机相萃取金量挨近饱满容量，以利于反萃时金的沉积。实验选用1.5mol∕LHCl的氯化液，比较为有∶水＝1∶5，在室温（25～35℃）和拌和（500～600r／min）下萃取30～40min，然后静置30min以别离有机相。因为仲辛醇和水不互溶，静置后两相分层杰出，取得富含金的有机相而到达与杂质别离的意图。 某厂运用与上述相同的条件用仲辛醇从含金氯化液中进行二级错流萃取，金的萃取率可达99%以上。 萃余液中的铂族金属及硒、铜、铅（尚含少数金），先用铜置换10h以上收回贵金属和硒，余液再用铁屑置换或加碱中和收回铜、铅。 二、草酸反萃复原金 萃入有机相中的（ROH）AuCl4也是一种羊盐，它是由两种不同电荷的离子团借静电的引力结合在一起，所以（ROH）AuCl4不是安稳的物质，其间的AuCl4－是易被复原的。 运用草酸复原金，是鉴于草酸是一种具有复原性的弱有机酸，当加热后，易将金复原，其他杂质则不被复原而留于溶液中，而得以别离。草酸复原金的反应为： 2（ROH）AuCl4＋3H2C2O4＝2Au↓＋2ROH＋8HCl＋6CO2↑ 运用草酸反萃的有机相，最好含金40～50g∕L。反萃液运用7%的草酸溶液，比较1∶1，液温90℃以上。在激烈拌和（最佳500～600r／min）下，约反萃30～40min，待金较充沛凝集沉积后用布氏滤斗抽滤，并于滤斗中先用稀后用热蒸馏水洗净，再置于电烘箱（170℃左右）中烘干送铸锭。金锭含金可达99.98%。 经反萃后的有机相，用等体积1～2mol／L洗刷后，回来萃取用。过程中有机相的丢失小于4%。 实验成果还标明：仲辛醇从氯化液中萃取金以别离铂、钯和贱金属杂质，作用比甲基己基酮和辛醇－2为优，萃取容量也大。且仲辛醇在萃取前是否用酸平衡，对金的萃取作用影响不大。萃取后的有机相是否洗刷对金锭质量无明显影响。经屡次循环运用后，仲辛醇对金的萃取功率虽有所下降，但功能仍较安稳。必要时可考虑用蒸馏法使其再生后运用。 从实验成果看出：当氯化液中金的浓度比铂、钯大50倍以上时，仲辛醇能选择性萃取金。但氯化液中金的浓度与铂、钯浓度挨近时，怎么进步选择性萃取金，需要进一步研讨。

本文评述了天台铅锌矿高砷铅锌银矿石的设计流程。 该矿石的主要金属矿物为：闪锌矿、方铅矿、毒砂、自然银、螺状硫银矿及铅钒、白铅矿等。矿石含0.74% P6、1.96% Zn、1429/t Ag及0.25% As。矿物呈细粒不均匀嵌布，毒砂与方铅矿结合致密。需将铅精矿细磨至98%小于38μm，才能使铅精矿含砷降至0.5%以下。 研究部门共研究了五个流程，设计采用部份优先浮选，铅楷矿再磨的流程。文中介绍了五个流程的试验结果以及设计采用的流程图、作业条件。设计指标为下：文中论述了采用这一流程的理由。 （陵 摘自《工程设计与研究》1986，№3）

河南某金矿属层控型矿床，该矿区地质构造复杂，褶皱、断裂发育，岩浆活动频繁强烈，受热液接触变质及交代作用，蚀变矿化普遍而强烈。远景储量可观。矿石嵌布以微细粒为主，主要以裂隙金、包体金、粒间金的形式分布在黄铁矿、毒砂等金属矿物中。黄铁矿和毒砂是金的主要载体矿物。矿石类型主要为黄铁矿型和石英白云石黄铁矿蚀变岩型。按矿石中矿物的相对含量来说，矿石中的金属矿物以硫化物为主，黄铁矿占绝对优势，其次为毒砂。通过选矿多方案试验研究，采用粗磨—混合浮选—再磨—金硫分离的工艺，取得的试验指标为金精矿产率12.42%，金品位55.2g/t，金回收率80.56%，其中含硫51.52%，含砷1.68%。 一、矿石性质 （一）矿石类型与矿物组成 矿石自然类型为黄铁矿型和石英、白云石黄铁矿蚀变岩型。矿石的结构主要为次生交代结构、结晶粒状结构、鳞片粒状变晶结构。矿石的构造有褶皱构造、块状构造、条带状构造、浸染状构造等。矿石中主要矿物组成及含量见表1。 表1  矿石中主要矿物成分相对含量(%)（二）矿石化学组成 原矿化学分析结果见表2，铁物相分析结果表3。 表2  原矿化学多项分析结果(%)表3  原矿中铁元素的物相分析结果(%)（三）矿石中主要矿物特征 自然金、银金矿的粒度一般在0.1～0.005mm之间，与金属硫化物共生关系密切，主要以裂隙金、包体金、粒间金的形式分布在黄铁矿、毒砂等金属矿物或脉石矿物中。 黄铁矿是矿石中含量最多的金属矿物，也是矿石中主要的金属硫化物之一，约占矿物总量的36%。黄铁矿主要呈自形、半自形晶粒状产出，部分呈他形晶粒状产出，立方体自形晶黄铁矿常见。粒度粗细不均，最大粒度2～5mm，细粒黄铁矿5～10μm。一般粒度分布在0.07～2mm之间。大于0.074mm的约占86%，0.074mm以下仅占14%。受构造作用影响黄铁矿裂隙较发育，自然金、银金矿往往嵌布在黄铁矿的裂隙中。黄铁矿与金矿物密切嵌生，是金的主要载体矿物之一。 毒砂是矿石中的主要含砷矿物，呈自形、半自形晶或他形晶粒状产出。柱状、菱柱状自形晶常见。毒砂粒度粗细不均，粗粒可达1～3mm，细粒为10～20μm，一般粒度为0.1～2mm。毒砂与黄铁矿、自然金、银金矿、方铅矿以及石英、碳酸盐等脉石矿物密切伴生，常呈自形或半自形晶粒状被包裹在较粗的黄铁矿中，也有些与黄铁矿连生嵌布在脉石中，或在脉石中独立产出。毒砂也是矿石中的主要载金矿物之一。脉石矿物以石英为主，常常充填在黄铁矿的裂隙中，或交代黄铁矿构成“文象”结构。见有少量的微细粒金矿物被包裹在石英中。石英的粒度一般为0.03～1mm。石英、绢云母、白云母以碳酸盐矿物与黄铁矿、毒砂等金属矿物密切共生，形成浸染状、条带状矿石。 二、选矿试验研究 （一）工艺流程的选择 矿石中金的主要载体矿物是黄铁矿和毒砂，且金与黄铁矿及毒砂关系密切，金的嵌布特性表明金嵌布粒度微细，以裂隙金、包体金和粒间金为主。根据原矿性质及我们多年对金矿的研究经验，曾拟订过三种方案：一是优先重选；二是石灰抑硫浮金试验研究；三是先混合浮选，再磨后金硫分离试验研究。但第一种方案虽说精矿有一定的富集，但回收率较低，并存在大量中矿，尾矿中含金2～3g/t，又不能丢弃；第二种方案浮选指标较底，硫的回收还需进一步活化，石灰量大了，金也会受到强烈抑制，且技术经济指标不理想；试验结果表明，第三种方案切实可行，技术经济指标较为合理，因此对该方案进行了详细试验。 （二）混合浮选试验 混合浮选试验的目的是在一段粗磨的条件下，初步将金富集，并抛除大量尾矿。 混合浮选进行了调整剂种类及用量试验、磨矿细度试验及捕收剂用量试验等，在这基础上确定混合浮选最佳工艺条件，推荐工艺流程及条件见图1，其试验结果见表4。 表4  混合浮选闭路试验结果(%)图1  混合浮选推荐工艺流程 （三）混合浮选精矿金硫分离试验 虽然金硫混合浮选试验金精矿回收率高，但金品位较低。从原矿鉴定可知，矿石中金的原生嵌布粒度以微细粒金为主，因此只有通过再磨使金得以进一步解离，抑制硫矿物浮选富集金精矿，这样可以提高金精矿的品位。混合精矿金硫分离试验工艺流程及条件见图2。图2  精矿金硫分离试验工艺流程及条件 试验采用的样品为混合浮选闭路试验制取的粗精矿。分别进行了石灰抑硫用量试验，捕收剂条件试验及磨矿细度试验。 1、金硫分离抑制剂试验 经试验确定，采用有效而廉价的石灰作抑制剂。固定条件：磨矿细度－320目86%，一段浮选、二段扫选药剂用量相同，丁基黄药10g/t，2号油10g/t。试验结果见图3。图3  金硫分离抑制剂试验结果 试验表明，采用石灰可有效地抑制硫，综合金的品位和金的回收率，适宜的石灰用量(对原矿)为1kg/t。 2、混合粗精矿金硫分离磨矿细度试验试验(结果见图4)表明，通过再磨可使金进一步解离，从而有利于浮选提高金精矿的品位，降低了硫中的含金量。综合金的品位和金的回收率，试验适宜的磨矿细度为－320目占86%。图4  混合粗精矿金硫分离磨矿细度试验结果 3、混合粗精矿金硫分离捕收剂种类及用量试验 试验固定条件：CaO用量(对原矿)1kg/t，磨矿细度－320目86%。其它条件及结果见表5。 表5  混合粗精矿金硫分离捕收剂种类及用量试验结果试验表明，采用混合药剂虽然选择性好一些，但捕收能力较弱，金的回收率较低。而丁铵黑药的价格也较昂贵，因此采用单一捕收剂丁黄药即可，只需添加少量就可有效地实现金硫分选。 4、混合浮选金硫分离综合条件试验 试验最终综合工艺流程及条件如图5所示。最终得到产率为12.42%、品位为55.20g/t的金精矿，金回收率为80.56%。其中含硫51.52%，含砷1.68%。图5  混合浮选—金硫分离最终工艺流程及条件 三、结语 1、采用混合浮选—混精再磨—金硫分离的工艺是处理此种高硫含砷的含金难选矿石较为适用的处理办法。 2、采用一次粗选、两次扫选、一次精选的闭路混合浮选试验，可以从含Au 8.45g/t，含S高达20.5%，含As 1.94%的矿石中，获得产率为43.20%，含Au 18.82g/t，含As 3.94%，金回收率达到95.59%的混合精矿；经过再磨，金硫分离工艺，可以获得产率为产率12.42%，金品位55.2g/t，回收率80.56%的金精矿，其中含硫51.52%，含砷1.68%。 3、对高硫含砷难选金矿石试验得到的金精矿经冶金浸金试验，金的浸出率大于95%，因此该工艺对该矿的合理开发利用具有一定的指导作用。 4、经过选矿试验多方案比较，粗磨—混合浮选—再磨—金硫分离的工艺处理该矿取得了理想的指标，并且该工艺具有流程简单、易于操作以及适应性强等特点，工艺流程合理可行。

在咱们南边，尤其在中南和西南地区，有很多高砷微细粒金矿，此类难处理金矿的金储量达千吨以上。现在，这类矿石没有得到大规模的开发利用，首要原因是金浮选收回率低，以及高砷金精矿因含砷高，金嵌布粒度纤细难以浸出。浮选新工艺研讨首要针对某金矿浮选收回率低（80%～82%）的现状，研讨新的浮选工艺，以前进金浮选收回率，为该矿前进经济效益奠定根底，一起亦为全国各地此类难处理金矿的开发利用，扫清浮选技能方面的妨碍。 该矿属高砷微细粒金矿，原矿金档次3.35g/t，含砷0.65%。金嵌布粒度纤细，但多被以毒砂、黄铁矿为主的硫化矿藏包裹或与之严密共生，载金硫化矿藏多以集合体形状嵌布。这些特色有利于金的浮选。限制金的收回的首要矿石特色是部分含金硫化矿藏和天然金以小于5μm的显微不行见金形状包裹于脉石矿藏中、矿石中绢云母、褐铁矿等易泥少化矿藏含量高，载金硫化矿藏部分氧化，亦是影响浮选收回率的重要要素。 浮选新工艺研讨针对矿石性质，选用高效调整剂FA－1#和FA－2#，合作硫酸铜和水玻璃调浆，并选用强力捕收剂，显着前进了金的浮选收回率。在新的药剂准则下，选用一取磨矿一粗二精三扫浮选流程。金收回率到达92.28%。在原矿档次、精矿档次与现厂目标附近的情况下，浮选收回率比现厂前进10%以上。 一、矿石性质 （一）矿石的组成及特色 该矿属高砷微细粒金矿。有价组分为金，有害组分首要是砷。金以天然金形状存在，砷首要以毒砂形状存在。原矿化学多元素分析成果见表1。 表1  原矿化学多元素分析成果矿石中意图矿藏为天然金，金属硫化物以毒砂、黄铁矿为主，还有少数黄铜矿、闪锌矿、方铅矿、车轮矿、黝铜矿和辉铜矿等；金属氧化物以褐铁矿为主，其次为磁铁矿、赤铁矿和针铁矿，还有少数的孔雀石，兰铜矿和臭葱石等；脉石矿藏以石英、绢云母为主，其次分别为方解石、白云石、绿泥石、斜长石、电气石、高岭石等。矿石中易泥化的绢云母、褐铁矿等矿藏含量超越35%。 原矿金的赋存状况化学物相分析成果，砷的物相分析成果见表2、表3。由表3和表4可见，矿石中金首要以上硫化物包裹金形状存在；硫化物部分氧化。 表2 原矿金的赋存状况化学物相分析成果表3  原矿砷的物相分析成果（二）   金及载金矿藏的嵌布特征 矿石中约73%的金以小于5μm的粒度包裹于硫化矿藏中；约20%的显微可见金以5～60μm的粒度与硫化矿藏严密共生或以80～100μm的粒度独自嵌布于脉石中；约7%的金以小于5μm的粒度包裹于脉石中，这部分显微不行见金难以解离收回，是限制金收回的首要要素。金嵌布特征判定成果见表4。 表4  金的嵌布特征判定成果以毒砂、黄铁矿为主的载金硫化物大多以碎裂状块体、斑驳状、晶体状等方式存在，嵌布粒度较粗，部分硫化物呈细粒状、星点状集体或硫化物集合体形状嵌布于脉石中。因而绝大部分硫化物易于解离收回。只要很少数的硫化物以微细粒星点状涣散于脉石中。以微细粒涣散包裹于脉石中的硫化物难以解离。 二、浮选工艺实验研讨 （一）实验计划的挑选 矿石中73%的金以小于5μm的粒度包裹于硫化矿藏中，因而，该矿不适于选用金泥化工艺。矿石中90%以上的金与硫化物关系密切；独自充填于脉石中的少数可见金，嵌布粒适中（80～100μm），较易解离，较易浮选。可见该矿适用于浮选法收回金。有少数金（约占7%）以小于5μm的粒度包裹于脉石中，难以解离、露出，不管浮选法仍是化法均难以收回。这部分微细粒脉石包裹金的存在是影响金收回率的首要原因。 矿石中绢母石、褐铁矿等易泥化矿藏含量高达35%以上。矿泥搅扰将成为影响浮选目标的重要要素；矿石的部分氧化，导致毒砂、黄铁矿等载金硫化矿藏可浮选隆低。也是影响金收回率的重要要素。浮选新工艺研讨的重点在调整剂的挑选和合理磨矿流程与细度的断定。 在探究实验阶段，比较了阶段磨矿阶段选别和一段磨矿单一浮选流程的实验成果后，挑选了合适原矿性质的一段磨矿单一浮选流程，实验选用FA－1#和FA－2#合作硫酸铜做活化剂。一段磨矿单一浮选流程取得了满足的目标。 （二）首要浮选条件实验成果与评论 浮选条件实验流程为单一浮选流程，产出浮选精矿和浮选尾矿。用2L单槽式浮选机，磨矿设备用1kg锥形磨矿机。浮选条件实验选用单要素条件实验。 1、磨矿细度实验 由表5可见，磨矿细度超越75%＜74μm今后，浮选收回率和精矿档次均随细度的添加而下降。 表5  磨矿细度实验成果由表6可见，跟着细度添加，逐步添加FA－1#用量，加强对矿泥的涣散和对载金硫化物的活化，精矿档次和金收回率在75%＜74μm后下降起伏显着减小。 因为载金硫化物多以粗粒嵌布或以细粒集体集合体方式产出。因而在较粗磨矿细度下，即可较充沛地与脉石矿藏解离；部分以微细粒涣散于脉石中的载金硫化物和天然金，即便细磨，也难解离，磨矿细度过高时，不能显着前进解离度，却显着添加了矿泥的搅扰，因而挑选一段磨矿，细度为60%～65%＜74μm，合适该矿性质。阶段磨矿，阶段选别不能取得优于一段磨矿单一浮选流程的目标，也依据载金硫化物这些嵌布特征。 表6  磨矿细度实验成果2、FA－1#调整剂用量实验 由表7可见，添加FA－1#调整剂，在硫酸铜的合作下，可显着前进浮选目标，在前进精矿档次的一起，金收回率前进8%以上。FA－1#涣散矿泥，活化载金硫化物的浮选，效果显着。 表7  1#调整剂用量实验成果3、硫酸铜用量实验 硫酸铜可见显着活化毒砂、黄铁矿和闪锌矿等硫化矿的浮选，特别是该矿中首要载金硫化物毒砂、被Cu2＋活化后，可浮性近于黄铜矿。因而，添加适量硫酸铜对前进金收回率具有重要意义。由图1可见，硫酸铜用量在150～500g/t时浮选目标最好，用量过于大时，因为浮选泡沫变脆，并过多耗费黄药而影响了浮选收回率。因而，适量添加硫酸铜时可前进金收回率。 4、FA－2#用量实验 因为载金硫化物部分氧化，影响了其可浮性。由图2可见，添加FA－2#活化了受氧化的载金硫化物，然后前进下降了浮选尾矿档次，前进了金的浮选收回率。 （三）浮选闭路流程实验选用一段磨矿，一粗二精三扫浮选流程，闭路实验取得金精矿档次85.7g/t。金收回率92.28%的杰出目标。比现厂浮选收回率前进10个百分点。实验成果见表8。 表8  一粗二精三扫浮选闭路流程实验成果三、结束语 该矿属中温热液充填型金矿，矿石类型有两种，分别为含金硫碎板岩和含金石英脉。矿石中首要有价组分为金，首要有害组分为砷，金以天然金形状存在；砷首要以毒砂形状存在。 天然金嵌布粒度纤细，但与硫化物关系密切。大部分以显微不行见金方式包裹于毒砂、黄铁矿为主的硫化矿藏中，显微可见金约点20%，亦多与硫化矿藏严密共生；载金硫化矿藏大多以集合体方式嵌布，简单解离。这些矿石特色有利于金的浮选收回。约7%的金以小于5μm的粒度包裹于石英、绢云母等脉石中，这部分金难以解离和露出，是影响金收回率的首要限制要素。因而，从工艺矿藏学研讨定论计算，理论选矿收回率为93%左右。 矿石中含有很多易泥化的脉石矿藏，严峻搅扰浮选；矿石部分氧化，下降了毒砂、黄铁矿等硫化矿藏的可浮性。这两个要素亦是影响金浮选收回率的重要要素。 依据矿石性质，选用高效活化剂FA－1#和FA－2#合作硫酸铜和水玻璃调浆，显着改进了浮选条件，活化了载金硫化物和天然金的浮选，选用捕收力强的异戊基黄药，使天然金和载金硫化物充沛上浮。选用一段磨矿一粗二粗三扫浮选流程，金的浮选收回率到达92.28%，已接近理论选矿收回率。比现厂浮选收回率前进10个百分点。 开始的经济效益预算标明，选用新的浮选工艺，每年可为该矿（150g/d）添加效益110万元。该技能推广至全国同类矿山，可创效益数千万元。

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

天津大学自主研发的“纯金属纳米颗粒材料及制备技术”项目,到目前已相继生产出铁、钴、镍、铝、铜、钽、铬等金属纳米粉末以及锰—铝—镍记忆合金、不锈钢纳米粉末等,其制备技术和粉体纯度等达到了国内领先、国际一流水平。纯金属纳米颗粒材料在磁记录设备、计算机、环保、生物制药和核工业、航天工程等领域有着广泛的应用前景。并在军事上可作为雷达吸波涂料的原料,用于飞机和车辆的隐身,而且用量很大。 　　据了解,天津大学成功推出的这项科技成果,不仅可8小时不间断生产,而且产出效率高,其纳米铁粉的产量可达到120克/小时。同时,还一举解决了将纯金属纳米颗粒自真空放置于大气中不自燃的世界性难题,使纳米铝粉的纯度达到了99.9%,在国内外成为首创。

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。

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。 

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。

众所周知，高砷、高锑金矿石直接化时，金很难被浸出，矿石必须经氧化预处理，损坏其结构，使被金属硫化物包裹的金得到露出，才干取得较好的浸出作用。现在对该类矿石的预氧化处理办法首要有焙烧法、热压氧化法、湿法浸出法等，而碱性水化学预氧化法的报导甚少。本作业是针对青海某金矿石展开的这方面的研讨。     一、矿石性质     矿石由破碎蚀变岩型和石英脉型两类构成，具有激烈的黄铁矿化、绢云母化、硅化等蚀变特征。     矿石中金属矿藏首要有天然金、黄铁矿、方铅矿、闪锌矿、辉锑矿(0.1～4.0%)、毒砂(达15%)；脉石矿藏首要是石英，其次是绢云母、白云石、绿泥石等。毒砂、黄铁矿被石英包裹；辉锑矿充填于石英颗粒之间或裂隙中，其内包括有毒砂、黄铁矿；毒砂内包括黄铁矿。矿石中天然金粒径为0.074～2.0mm的占21%，小于0.074 mm的和不行见金占79%。包裹天然金的硫化物中，黄铁矿占79.49%、辉锑矿占15.99%、毒砂占4.52%。矿石化学分析成果见表1。 表1  矿石化学分析成果%AuAgCuPbZnBiSbAsSTFeFe13.14×10-41.75×10-41.7×10-32.4×10-34.5×10-30.012.541.031.513.884.20Fe2O3SiO2CaOMgOK2ONa2OAl2O3P2O5MnO2C0.8716.880.700.482.002.1613.320.200.060.4440.701     从表1看出，矿石中的有价金属首要是金，其次锑的含量也达到了归纳利用水平。矿石中贱价铁的含量是高价铁含量的4.8倍，阐明矿石为还原性原生矿石。矿石中SiO2质量分数(16.88%)较低，K、Na、Al等元素的质量分数较高。矿石含黏土矿藏较多，渗透性差；矿石中含砷、锑、硫、碳等有害元素，金又被载金矿藏(黄铁矿、毒砂、辉锑矿)包裹，是极难浸出的含金矿石。     二、探究实验     矿石质量25g，粒度为－325目占98.6%，碱(NaOH)用量10%，混合氧化剂用量2%A+1%B，在30～35℃下预氧化4d。然后按1t矿石加1.4kg NaCN的份额，在液固体积质量比2：1、pH=10～11、室温下以惯例办法浸出24h。浸出之后，水洗浸渣一次，并测定浸渣中金的质量分数，核算金的浸出率。成果表明，金浸出率达82.01%，渣中金质量分数降至2.57×10-4。     矿石直接化浸出时，金浸出率简直为零，而用碱(NaOH)水化学预氧化处理后，再化浸出，金浸出率进步到82.O1%，可见，该矿石适合用碱性水化学预氧化－化浸金工艺处理。这是由于碱溶液中含有适量混合氧化剂(A+B)，可将矿石氧化，并与矿石中金属硫化物(黄铁矿、毒砂、辉锑矿)发作化学反应，使硫化矿藏发作分化，促进金露出出来，从而使金得以溶解。     三、条件实验     （一）碱(NaON)与混合氧化剂(A+B)用量的影响     改动碱(NaOH)与混合氧化剂的用量，其它条件与探究实验中的相同，实验成果见表2。 表2  碱与混合氧化剂参加量对金浸出率的影响编号(NaOH) /%(混合氧化剂)/%渣中 (Au) /(g·t-1)金浸出率/%ABOH-12 OH-31 OH-34 OH-3210 7 10 130 1.4 2.0 2.60 0.9 1.0 1.35.79 2.88 2.29 1.9055.94 79.66 83.90 85.80         实验成果表明，在用量相同条件下，不参加混合氧化剂，金浸出率很低。跟着与混合氧化剂参加量的添加，金浸出率随之进步。在强碱性介质中，露出的金部分被氧化成AuO2-、AuO33-金酸盐而转入溶液。碱与混合氧化剂的用量以10%和2%A+1%B为宜。     （二）预氧化时刻的影响     改动预氧化时刻，其它条件与探究实验条件相同，实验成果见表3。 表3  预氧化时刻对金浸出率的影响编号预氧化时刻/d渣中 (Au)/(g·t-1)金浸出率/%OH-7 OH-27 OH-28 OH-29 OH-301 2 4 6 96.26 3.89 2.57 2.80 2.7552.36 71.46 82.01 79.71 80.58         实验成果表明，随预氧化时刻的延伸，金浸出率添加，但预氧化时刻太长(6d)以上，金浸出率反而下降。处理时刻以4d为宜。     （三）矿石粒度的影响     改动矿石粒度，其它条件与探究实验条件相同，实验成果见表4。 表4  矿石粒度对金浸出率的影响编号粒度/目渣中 (Au)/(g·t-1)金浸出率/%OH-52 OH-53 OH-54-160 -200 -3254.82 3.06 2.3864.42 77.74 82.34         实验成果表明，随矿石粒度的减小，金浸出率逐步升高。矿石粒度为-325目占98.6%时，浸出成果较好。这与矿石粒度细微、金能充沛露出有关。     （四）预氧化温度的影响     改动预氧化时的温度，其它条件与探究实验条件相同，实验成果见表5。 表5  预氧化温度对金浸出率的影响编号粒度/目渣中 (Au)/(g·t-1)金浸出率/%OH-11 OH-28 OH-34 OH-4914～21 30～35 50～55 65～704.2 2.57 2.29 1.5970.34 82.01 83.90 88.53         从表5看出，温度对矿石预氧化的影响较大。随预氧化温度的升高，金浸出率升高。当预氧化温度升高到65～7O℃时，金浸出率达88.53%。为此，矿石预氧化处理的温度以挑选65～70℃为佳。     （五）用量对金浸出率的影响     在最佳条件下对矿石预氧化后，按惯例化法浸出金。改动用量，其它条件同探究实验，实验成果见表6。 表6  用量对金浸出率的影响编号粒度/目渣中 (Au)/(g·t-1)金浸出率/%OH-58 OH-57 OH-49800 1200 14002.16 1.90 1.5984.87 86.58 88.53         实验成果表明，矿石经水化学预氧化后再化浸金，金浸出率在用量为1.4kg/t条件下达88.53%。     （六）归纳实验     按上述条件实验选定的最佳条件，对矿石先进行水化学预氧化，然后按惯例化法浸出，成果金的浸出率高达91.56%，作用令人满意。     （七）矿藏成分的改变     为讨论矿石成分在碱性水化学预氧化处理－化浸出后的改变，对浸出渣进行了矿藏成分判定。成果表明，渣中首要矿藏是石英(53.5%)，绿泥石(18%)、绢云母(14%)、白云石及少数碳酸盐矿藏(3.5%)，金属矿藏首要是褐铁矿(9.0%)，其次是极少数的黄铁矿(＜0.5%)，还有少数粉末状硫或硫酸盐(1%)。由此可见，矿石经碱性条件下氧化后，成分发作了明显改变，其间的大部分硫化物(黄铁矿、毒砂、辉锑矿)被分化，包裹的金被露出出来，从而使金得以浸出。     四、结束语     高砷、高锑，金被硫化物(黄铁矿、毒砂、辉锑矿)包裹的难浸金矿石，适于在碱性条件下用混合氧化剂氧化后再化浸出。这种办法简略，对环境污染小，金能被充沛浸出。     矿石在碱性条件下经水化学预氧化、再化浸出后，其成分和工艺矿藏学性质发作了明显改变。浸出渣的矿藏成分以脉石矿藏为主，硫化物大部分被分化，仅存少数。

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。

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。