银块(银元)的话，先泼珠(把银块放在高温杯里熔化，用硼砂裹去熔化状态下银表面的杂质，然后把液态银倒入盛有三分之二桶的水桶里，银块变成银珠)。再用浓硝酸把银珠溶掉(恰当加热，加快反响)，反响后往溶液里加5——10倍的水，过滤溶液，滤渣极有可能是金，另处理。把过滤后的溶液加温到60度左右，倒入玻璃缸或塑料盆中，丢几块紫铜片进去，置换出银。(必定要等反响充沛，大约1个小时)把铜片上的银泥弄下来，清水洗几回，烘干成银粉，再1000度高温铸成银锭。此法得出的银纯度可达99%以上。也有用锌粉复原的，不再讲了。

氧化物的酸、碱浸出许多遵守缩短中心模型，一个典型的实例是锌焙砂在稀酸中的溶解。它依据每种参加溶解进程的化学物质的离子扩散系数及离子搬迁率，使用方程式（1）和式（2）进行核算。核算假定溶解速率由传质操控，因此所用的核算进程只能用于不触及化学反响的状况。    （1）    （2） 求解方程（1）和式（2）需求几个边界条件，它们规则了模型中各参数的值，并将各物质的通量经过浸出反响的计量联系相关起来。 关于硫酸浸出体系，核算所用的数据包含H＋，HSO4－，SO42－及Zn2＋的离子扩散系数和离子搬迁率，下列平衡的平衡常数与活度系数稀酸浸出氧化锌的数学模型核算中所用的传质数据列于下表。物质等效离子电导 Λi0∕（Ω－1·cm2·equ－1）离子扩散系数 D∕（cm2·s－1）离子搬迁率 u∕（cm2·V－1·s－1）H＋348.99.3×10－53.6×10－3Zn2＋53.87.2×10－65.6×10－4SO42－79.01.0×10－5－8.2×10－4HSO4－100.002.7×10－5－1.6×10－3 几个边界条件为 在固液界面即r=rt时，                  Ci＝Cis          （3） 因为浸出进程最慢的过程是经过边界层的传质，能够假定在界面上到达化学平衡，然后得到下列边界条件     （4）     （5）     （6） 式中， 、 、 别离表明反响（a）、（b）（c）的平衡常数；Qa、Qb、Qc别离为用浓度表明时反响（a）、（b）、（c）的平衡常数；γi是物质i的活度系数。 在溶液体相即r＝∞，                E＝0    （7） Ci＝Cib   （8） 体相浓度用质量平衡和体相的化学平衡求算    （9）    （10）    （11）    （12）    （13） 式中，[H2SO4]与[ZnSO4]是t时刻硫酸和硫酸锌的净浓度。 计量联系            （14） 硫酸根通量                        （15） 数学模型由对每种物质组成的写出的方程式（2），方程式（1）和上面导出的边界条件组成。一旦知道了各物质的通量，就可核算ZnO的溶解速率。 假如半径rt的球形粒子含有Nmol的ZnO，则    （16） 式中，Mw为ZnO的分子量。 因为稳态下边界层内没有物质堆集，一切溶解的锌都必须传递到溶液体相中去。因此，反响速率能够与锌和酸经过边界层传质的速率相关如下    （17） 式中JZn－流离表面的锌的净通量；     JH－流向表面的酸的净通量。 由式（16）和式（17）得出    （18） 方程式（18）用有穷区间法数值积分得到rt对时刻的函数。关于单尺度粒子，rt与反响分数α的联系为    （19） 即为式（20）的缩短粒子模型，r0为固体粒子的初始半径。    （20） 粒子尺度散布的景象可作相似处理，m个初始半径r0k的单尺度分数每个组成总质量的分数wk。浸出的程度分粒级核算    （21） 总的浸出率由下式断定    （22） 为了查验模型及核算的正确性，需求研讨硫化锌精矿的焙砂在硫酸、高氯酸、硝酸和等4种酸中溶解的速率。选定的拌和条件使一切的固体粒子都悬浮且溶解速率与拌和速率无关。在高氯酸及硝酸溶液中试验曲线与模型核算得到的猜测曲线符合杰出，而在硫酸溶液中在浸出率80%曾经符合尚可，这以后的溶解曲线符合不抱负的原因是因为固体粒子的溶解并非如假定的那样均匀并始终保持球形，实际上发现部分浸出的焙砂粒子有大而深的孔。简化的模型没有考虑锌的氯合物的构成合氯离子的吸附，因此不能用来猜测浸出焙砂的溶解速率。而用新近树立的未考虑电搬迁对传质的奉献的模型即便关于0.1mol∕L高氯酸浸出的动力学也严峻违背，反映了电搬迁在传质中不行忽视的效果。

        多晶硅提纯炉是冶金硅提纯设备，提纯炉主要用于太阳能级多晶硅提纯，适用于（物理法-冶金法）。       多晶硅提纯是我国乃至世界上近几年新兴的 行业 ，目前 行业 前景极为乐观，我公司专门生产物理法多晶硅提纯用中频炉。和国内几家大型多晶硅生产厂商有着良好的合作。经验丰富，欢迎有需要的客户来电咨询，或者来公司实地考察。公司具有多年的设计和制造经验，竭诚为广大客户提供各种规格KGPS中频电源、中频感应熔炼（钢、铁、铜、铝）、保温（GWB）、透热（煅前加热、在线提温、低温喷涂、退火）、钎焊（电机、 金属 合金）、淬火（钢轨、轴承、机床导轨、汽车配件、齿轮）、弯管及烧结（钨、钼、合金刀具）等成套设备。我公司产品齐全，工艺精湛，产品容量从20KG—20吨，功率50—10000KW ，频率50—8000HZ 。开发研制的优良中频感应设备已广泛应用于铸造、锻造、机械制造、航天航空、兵器工业、汽车制造、石油钢管（石油钻杆、钻铤热处理、钢管管端加厚、加热、耐磨带焊接预热、弯管加热、输油（气）管道防腐喷涂加热）、铁路、化工等 行业 。                  另外,多晶硅提纯炉可以水冷电缆。多晶硅定向结晶真空提纯炉水冷电缆：水冷电缆电极与多晶硅定向结晶真空提纯炉感应圈的同轴电极相连接，水冷电缆电极的结构形式为90°弯头喇叭口锥度锁紧式，保证与多晶硅定向结晶真空提纯炉连接自然弯曲，不扭劲，无应力，能够提高水冷电缆的使用寿命。 

贵 金属 提纯:指的是按照贵 金属 标准和选贵 金属 要求，提高贵 金属 纯度和保持贵 金属 优良性状的措施。近年国内也陆续开发出了相关产品，目前了解到有两种环保型贵 金属 提纯机。 　　一种采用传统湿法冶金提纯工艺的环保型贵 金属 精炼机，属中小型设备，其结构包括反应器、加热装置及设有冷凝装置的尾气处理系统，该精炼机的尾气处理是将反应产生的尾气经冷凝装置通过制冷箱冷却成液态酸，残余的未被冷却的尾气经喷淋吸收，虽然该精炼机在一定程度上解决了废气污染的问题，但是其尾气处理系统结构过于复杂庞大，体积大成本高，同时该精炼机的功能设置过于简单，其提纯过程并没有对反应后剩下的液体进行过滤，也没有对贵 金属 进行还原沉淀及废水处理，该精炼机贵 金属 回收率95%左右，仍然存在废水污染环境的问题。适合于处理较多粗料的场合使用。另一种是微型设备更适合珠宝厂、小批量提纯的场合，日可处理5-10公斤粗料。其结构包括计量仪器、反应器 、加热器、冷凝器、过滤器、沉淀器、吸收器、储存器、电极等。针对现有的贵 金属 提纯方法造成的废气、废水的环境污染和操作安全的问题，提供一种操作安全、简便的环保型金银精炼机，在提高金银回收率和纯度的同时，实现废气零排放和废水按国家标准达标排放。该机有以下优点：1）精炼的纯度高，可达到99.9%以上；损耗低，损耗率约4～6‰。2）精炼成本低，低功耗。3）体积小，占地面积小，2-3平方米，适合首饰生产厂家使用。4）操作十分简便，全流程电气化控制，实现自动化控制。5）废气、废水的处理、排放采用化学电极全程监控，全部参数实现数字显示，方便操作者控制。6）废气可实现零排放，废水的酸碱性、 金属 离子浓度按国家标准全部达标排放，保护环境。想要了解更多关于贵 金属 提纯的资讯，请继续浏览上海 有色 网（ www.smm.cn ） 有色金属 频道。

铂铑合金用铝合金“碎化，稀浸出铝，得到细铂铑粉，加氧化剂溶解，溶液用三烷基氧化膦萃取别离铂铑，离子交换提纯铑。铑纯度99.99%，铑回收率92~94%。已请求中国专利。其二，成都208厂从日本引入一套铂铑别离设备，铂收率98.5%，铑收率95%，铂铑产品纯度均>99.95。

菱镁矿为结晶或潜结晶构造的碳酸盐类矿物(MgOCO3)，其MgO理论含量为47.82%。它被广泛用于耐材工业，如冶金粉末和镁质碱性耐火制品等；对呈苛性状态的菱镁矿也可用于以电解法和碳热法的炼镁工业及建筑工业。 我国天然菱镁矿资源极为丰富，列居世界首位。尤以辽南地区菱镁矿矿石储量大而集中，且质量较好，是我国冶金工业碱性耐火原料生产的重要基地。辽宁镁矿公司桦子峪镁矿，已探明矿石储量达8亿吨之多。其中低品位三级矿约占该矿储量的20%。长期以来该矿主要开采一级矿和部分二级矿，低品位三级矿由于质量问题，至今未被纳入开采计划。这一状况无疑会造成该地区菱镁矿资源的极大浪费。因此，寻找这类矿石的合理利用途径，充分发挥本地区的资源优势，是一项亟待解决的战略问题。 本文仅就我们对桦子峪低品级三级菱镁矿所开展的选矿提纯研究以及对其分选过程中几个主要影响因素进行论述。 一、矿石性质概述 桦子峪三级菱镁矿矿石组成较为简单，主要为菱镁矿和滑石、绿泥石（叶绿泥石、斜绿泥石）、白云石以及黄铁矿等。其中少量叶绿泥石以类质同像混入物形式存在于菱镁矿，白云石中。在菱镁矿的晶体中也含有一定量的白云石细微机槭包体。菱镁矿以及脉石矿物白云石分别呈粗中粒和中细粒均匀和不均匀嵌布；滑石、绿泥石及铁质呈中细粒和细粒较均匀嵌布。连生矿物之间的嵌镶关系密切，多以交代残留体不规则毗连嵌镶存在。其原矿化学多元素分析为：IL 47.94%、SO2 4.00%、AL2O3 0.97%、Fe2O3 0.48%、CaO 0.93%、MgO 46.05%。 二、试验及结果 根据桦子峪低品级三级菱镁矿的矿石性质以及对它的使用要求，在选择方案时采取了一段磨矿，－200目占70%，二段反浮硅酸盐脉石矿物和一段浮选菱镁矿的开路分选流程。并在菱镁矿的选别中，对有关新型药剂进行了探索。选别工艺流程见图1，其结果列于表1。图1  低品级三级菱镁矿选别工艺流程 表1  低品级三级菱镁矿试验结果产品 名称产率（%）IL （%）品位（%）回收率（%）熟料MgO 含量（%）高纯镁精矿58.1351.520.040.3247.430.310.0120.5721.3861.3733.770.8498.58次精矿11.9948.842.072.3944.350.630.545.9931.5611.8114.157.7688.91尾矿39.8839.8012.951.3740.590.932.5593.4447.0626.9252.0891.4069.53原矿100.00-4.140.8745.050.530.83100.00100.00100.00100.00100.00- 从试验结果可以看出，其选别条件是合理的，三级菱镁矿采用所述工艺流程，可获得高纯镁精矿及次精矿两个产品。其中，高纯精矿熟料MgO含量可选98.58%，SiO2＋CaO＋Fe2O3＋Al2O3总杂质含量为1.42%。完全达到了预期的质量指标。 三、影响分选的主要因素 （一）磨矿细度 为考查磨矿细度对分选过程的影响，采用两段反浮硅酸盐矿物的流程进行了试验。试验结果表明，－200目含量由60%增至90%时，精矿中SiO2含量在一定范围内是随磨矿细度的增大而下降；当细度达70%－200目后，SiO2含量保持不变；所有磨矿细度范围的精矿中，MgO含量基本在同一水平上。产率则随细度增大而明显降低。据此，并根据磨矿产品的单体解离检查结果，当磨矿细度为70%－200目时，其菱镁矿的单体解高度已达95%以上。所以，将磨矿绑度控制在－200目占70%是适当的。 （二）自然pH值下的十二胺解离状况 从对十二胺解离状况的研究可知，十二胺在溶液中的解离取决于介质的pH值。以十二胺浓度为1×10－4mol,计算对应不同pH值的RNH3＋、RNH3（水溶）、RNH2(不溶)时得出；在酸性介质中以RNH3＋为主；在pH值7～10之间，RNH3＋逐渐减少；当pH＝10.65时，溶液中有相同数量的RNH3＋及RNH2（水溶）；当pH>10时，开始从溶液中析出不溶性的RNH3，此时RNH3＋急剧减少。从所做试验结果也可得到证实。在固定十二胺用量200g／t时，pH值由0依次到7，脉石矿物收率随之增加；pH值超过7以后，脉石矿物的收率则迅速下降。其最佳反浮pH值在6～7之间。因此，反浮阶段采用自然pH值显然是适宜的。 图2为矿浆在自然pH值时，十二胺用量对反浮过程的影响曲线。从图中可以看出：随着十二胺用量的增大，精矿中SiO2含量下降，其降低率明显增大；当十二胺用量超过250g／t时，由于矿浆中胺离子浓度的提高，其在脉石矿物表面的吸附逐渐由静电吸附向“半胶束吸附”转移，电动电位符号改变，吸附与解吸平衡。结果精矿中SiO2含量及精矿中SiO2降低率分别逐渐趋于同一水平。此时再继续增加胺用量已失去实际意义。因此，在考虑确保高纯镁精矿的数质量前提下，将反浮中十二胺用量选定在250～300g／t范围内，对整个分选过程无疑是有益的。图2  自然pH值时，十二胺用量对分选指标的影响 曲线1－精矿SiO2降低率   曲线2－精矿中SiO2含量 （三）正浮菱镁矿过程中pH值的调节 研究表明，菱镁矿的电动电位在pH值为3.8～11.0范围内为正，其电动电位值在11.9～53.7mV之间波动（图3曲线1）。因菱镁矿为可溶性矿物，故大多数Mg2＋离子可从表面转移到溶液中；有极少量CO32－离子在提高溶液的pH值后同溶液中的H＋离子形成H2CO3;一部分H＋离子作为双电层中相反的荷电离子被吸附在菱镁矿表面。当增大溶液的pH值时，菱镁矿表面晶格离子的溶解度减小，电动电位值下降。在碱性范围内菱镁矿的电动电位号仍为正，此条件下矿物表面形成MgOH＋化合物。其吸附活性点数量发生明显变化。图3曲线2是以氧化石蜡皂（用量400g／t）作捕收剂考查pH值对菱镁矿可浮性影响所得到的结果。试验发现，pH值在6～8之间浮选效果极差，这可能关系到聚合层中捕收剂的吸附作用问题。而当pH值在8.5～11.0之间时，浮选效果最佳。因此，可以肯定pH值的调整对整个正浮菱镁矿过程具有十分重要的意义。图3  菱镁矿的电动电位及可浮性 曲线1－菱镁矿的电动电位 曲线2－pH值与菱镁矿的可浮性关系 （四）水玻璃用量 水玻璃是一种常用的脉石矿物抑制剂。其抑制作用随胶态硅酸成分{(SiO2)m·yH2SiO3·xSiO32－}2xH＋的增加而提高。本扶研究中，水玻璃用量为750～1250g／t，从试验结果得到，当用量增至1000g/t时，其高纯精矿中SiO2的含量可下降到0.04%，SiO2降低率可达到99.43%。显然，这一指标是令人满意的。 研究表明，水玻璃在水溶液中，其水解－复合平衡如下：在中、碱性矿浆内，水玻璃主要以[SiO(OH)3－]及[SiO2(OH)32－]的形式在矿物表面吸附。尽管矿物表面有时呈负电性，但这些组份仍可在其表面吸附而使表面负电性增强。水玻璃的这一特性，决定了它在菱镁矿分选过程中的重要地位。试验研究还得出，在菱镁矿浮选时，水玻璃与六偏磷酸钠混合使用，则更能发挥水玻璃的抑制作用。 （五）捕收剂氧化石蜡皂 从菱镁矿浮选的大量研究得出，未饱和和饱和的脂肪酸及其皂类可作为它们的捕收剂。 脂肪酸及其皂类是弱电解质，在水中解离为RCOOHROOO－＋H＋，其解离常数随烃链加长而减少。烃链长短对其捕收性能产生影响。研究还表明，在一定范围内，烃链中碳原子数目的增加，将使其捕收能力提高。但烃链过长，由于药剂溶解度降低，又将导致在矿浆中的分散不良，而降低捕收性能。氧化石蜡皂的烃链O15～O40，它在浮选过程中起捕收作用的主要成份为羧酸，因此，它表现出化学活性大，凝固点低以及较强的捕收能力和选择性等优点。 在试验研究中，矿浆pH值调整至9，在温度22℃下进行浮选。从试验结果得知，氧化石蜡皂在320～560g／t之间变化时，所得到的高纯精矿MgO的品位基本保持在相同水平，均可这47%以上（熟料MgO>98%）。加大氧化石蜡皂的用量，仅对高纯镁精矿的产率发生影响。显示出氧化石蜡皂的上述优点及特性。因此，在正浮菱镁矿过程中采用氧化石蜡皂作为捕收剂是可行的。 （六）低温浮选捕收剂 众所周知，氧化石蜡皂作为捕收剂，其缺点是对矿浆温度有较大的敏感性，低温浮选时效果不佳。一般，矿浆温度要求控制在25℃左右，这样给常年平均气温偏低的东北地区使用氧化石蜡皂带来一定困难，且会增加能耗。因此，寻抟一种利于低温浮选的新型捕收剂：以降低能耗和选矿成本，是十分必要的。 在对几种新药剂的初步研究后发现，W捕收剂具有较好的低温浮选性能。在其用量550g／t，矿浆温度为13℃时进行的试验结果表明，在工艺流程相同的情况下，使用W捕收剂比氧化石蜡皂所取得的指标十分接近。W捕收剂用量为550g/t，浮选温度13℃的浮选结果列于表2。 表2  W捕收荆(13℃)浮选试验结果上述对W捕收剂的探索试验，无疑为开辟菱镁矿浮选新药剂打下了一个良好基础。还有特于今后进一步深入研究。 四、结语 （一）桦子峪低品级菱镁矿矿物组成较为简单。菱镁矿与主要脉石矿物的物性差较大，有利于获得高纯产品。研究确定的一粗一扫反浮硅酸盐矿物和一次正浮菱镁矿的造别流程，流程简单，选矿成本较低、分造指标良好。其中高纯镁精矿MgO含量47.48%(熟料MgO>98%)，次精矿MgO含量44.35%（熟料MgO>88%）。两产品中的高纯镁精矿可用来生产高纯镁砂，次精矿也可加以利用。从而为该地区低品级菱镁矿的合理开发利用找到了一条新途径。 （二）在反浮选过程中，矿浆在自然pH值时使用十二胺可有效地排除硅酸盐类脉石矿物。调整pH值至碱性范围（8.5～11.0），加入水玻璃能选择性地改变菱镁矿和脉石矿物表面的负载状态，是造成菱镁矿良好可浮性的先决条件，进而在使用氧化石蜡皂作为捕收剂时，获得理想的高纯产品。 （三）对新型W捕收剂的探索试验，可望在进一步的研究中，在低温浮选时获得更好的结果。

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。

一、导言      从Nb 被初次提纯以来，它的性质一向遭到科学家和工程师的重视，一向在现代科技与工业中推行运用。事实上，相关于其它难熔金属而言，Nb的高熔点（2468℃）、低密度、耐蚀性、超导电性质和构成介电氧化物才能已使它在不同范畴得到了运用。      当然，绝大部分运用都依靠于铌的纯度，其潜在有用性也依靠于纯度，特别是在超导方面的运用。为了取得更高纯铌，科技人员作了许多的尽力，取得了许多有用的常识，而且大大进步了出产铌的工艺水平。      电子束熔炼技能（EBM ）的呈现对出产铌金属起到了很大的促进作用，该工艺出产的铌与曩昔传统的经过凝结办法取得铌比较，残留杂质更低。在20 世纪50 时代后期，HungR.Smith 和Charles Hunt 在Temescal 设备上经过EBM 初次出产出钽和铌锭。之后，1959 年，Wah Chang 公司开端在电子束熔炉中出产铌及钽锭。       Nb－10%Hf－1%Ti 合金是首要开展的重要高温铌基合金。Nb－10%Hf－1%Ti 合金现在已被用在涡轮发动机的高温部件上。后来，高纯Nb及一些Nb合金在超导方面得到了运用。Nb－47%Ti 合金一向是含铌合金的最大需求目标，它被用在超导磁极上，这种磁极运用在磁共振成像（MRI）单元上。当时，高纯铌粉末则作为钽的潜在竞赛目标而被用在固体电解质工业方面已引起广泛重视。      现在有许多的技能文献涉及到铌的出产，包含从提炼冶金到铸成铌锭的整个铌的出产进程。因而，本文旨在总结铌公司12 年来出产商业及反响堆档次级的铌锭的实践经验，内容包含从原矿到终究产品。      二、与提纯有关的问题      纯铌具有很好的耐性及延伸性、很好的低温加工功能，可是仅百万分之几百的氧、氢或碳杂质或许使铌变的又硬又脆，关于一些特殊的用处，比方超导电性，只答应几个ppm 杂质。      为了出产高纯铌锭，电子束熔炼技能被认为是现在最有用的工艺，其功率密度以及高或超高真空的维护是提纯的重要要素，别的还能灵敏操控熔融态金属的驻留时刻。这些要素对其他真空冶金进程简直是不能实现的。      在EB 操作条件下，铌经过蒸馏和脱气提纯。比铌蒸气压高的元素经过蒸腾除掉。运用朗格茂（Langmuir）公式能描绘详细蒸腾率，公式表现了蒸腾率与各元素的分压、分子量和温度之间的联系，公式表述为 ：        其间：av1（gcm－2s－1）是详细蒸腾率；         α是蒸腾系数—抱负状况下α=1；         PS（Pa）是在 TV温度下的饱满蒸气压；         TV是绝对温度；         MD是分子量；      按 Thumb 准则，要使提纯可以有用地进行，有必要具有的条件是杂质元素的蒸气压至少应是首要元素在熔化温度下蒸气压的 100 倍以上。      铌原材料中大大都的杂质首要是由 Ara×a 烧绿石（注：Ara×a烧绿石不清楚）加工进程所造成的，象 Al、Fe、Ti、Mn、Ba、Ka、Si 及许多其它金属，它们的蒸气压都远远高于铌的蒸气压。从图 1 和图2 中可以看出，在铌的熔化温度，这些残留元素从熔化的铌中适当易于蒸腾出来，并被熔室内的水冷壁和冷凝器所搜集。   图1  不同元素的蒸气压曲线    图2  纯元素的蒸腾率       例如，在出产 Nb－1%Zr 合金时，一般需经两步 EB 熔炼，添加到铌中的锆约有 30%的经过蒸腾损失掉，与此一起铌的回收率高达 96%－98%。      另一方面，低蒸气压元素比方钽、钨和钼，在 EBM工艺中不能或简直不能从铌中去除，所以一旦存在于原始矿中，则不得不经过其它的工艺除掉。       CBMM 公司的矿中所含的低蒸气压金属元素仅仅是钽，而且钽含量水平与现在许多铌金属商业运用中含的钽是共同的。钨和钼的存在简直是可以忽略不计的。因而，当 CBMM公司挑选原材料来出产铌时，除了碳、氧和氮，钽是仅有的金属元素而需求特别注意的。 应该提及，首要组元也或许会被蒸腾掉。在铌的加工中，由于铌的蒸腾，引起铌的收得率损践约 1%～3%。因而，低蒸气压元素，如钽的浓度会有少数的添加是正常的。       图2给出了一些元素的近似蒸腾率曲线，这些曲线是运用朗格茂公式在抱负蒸腾条件下得到的，是对其它不同元素蒸腾率的一个定性的描绘。       氮、氢和以气体的方式从熔化材料中释放出来，有必要用真空泵抽出。因而，除能得到十分低的终压外， 炉子的真空体系有必要有满足的抽吸才能来处理这些气体。 另一方面，氧可以以蒸腾性的贱价金属氧化物（首要是 NbO和 NbO2）方式从熔融的铌重释放出来，或许与碳（CO）结合。关于氧的浓度低于 1%，运用 NbO 脱氧是首要的办法。贱价金属氧化物从熔池中蒸腾出来也会凝结在熔化室水冷壁和冷凝器中。       铌中除脱碳首要依靠于样品中的过量氧。因而，假如在提纯的第一步碳含量没有削减到抱负的水平将不利于进一步的高真空重熔提纯。在这种状况下，另一办法是在真空且具有更高的氧分压条件下从头熔化。该进程或许会使氧含量添加。       尽管这一进程是在高真空下进行，但铌仍有与残留气体反响的才能，比方氧、氮、、二氧化碳和水汽。依托熔室中这些气体的分压，反响或许适当剧烈。因而，熔室中的终压对提纯而言是关键要素。       铌与气体反响的热力学、动力学和空隙方位浓度已在文献6中评论。      三、EB 炉的铌炉料       现代 EB 炉的灵敏性及电子束可操控性答应运用多种方式的原材料： 海棉状、 紧缩粉末、块状和棒状。       对出产铌而言，最重要的质料是棒状类型，它是由 Al 和 C复原铌的氧化物得到的。铝热复原技能是用来出产 EB 炉质料最首要的技能，这归因于铝有高的活性、价低廉价，而且易于制备无碳铌炉料。碳热复原铌的氧化物法也是出产炉料的重要办法。一般，与铝热法比较，这种办法出产出的质料在 EB 熔炼后，的残留氧会更低，收得率更高。但是，碳或许与铌和钽反响构成十分安稳的化合物—Nb2C、NbC、TaC  －－它们的熔点远高于纯铌的熔点。一旦这些化合物存在于原猜中，正如前面所说到的相同，在 EB 工艺中，使其分化、除碳将依靠氧化才能。因而，有必要严格操控碳热复原法的进程参量，特别是相关的化学计量，不然会得到高含碳量的铌锭；相反，由铝热法发生的杂质更易于在 EB 熔化进程中去除。       铝热法所需的炉料是铌氧化物和铝粉的混合物，也可以含有激起剂和助熔剂。为了确保铝热复原铌棒中能残留 3%～5%的铝，要化验其含量。实践标明，在铝热复原铌棒中过高的铝会使棒变脆，并或许会在加热时决裂，这使得 EB 熔化进程操控十分困难。相反，铝含量越低，残留氧越多，成果使得收得率削减。铝热复原铌棒中的氧含量正常范围在4000～8000wppm。       在 EB 熔化进程中若想得到最好的作用，预选进程中考虑铌氧化物的化学成分和颗粒尺度是很重要的。低蒸气压杂质－W、Ta 和 Mo－要特别注意，这些元素不能（或简直不或许）经过 EBM 工艺从铌中去除。       铝热法中铸造模子的耐火衬或许还会引进不必要的杂质。 当运用含碳的耐火材料时要特别注意，由于它或许会使铸坯铌棒中的碳含量升高。另一方面，耐火材料中的 CaO或 MnO或许会污染铌金属，尽管它们在 EBM 工艺不难去除（因其蒸气压高） ，但也或许使收得率下降。       图 3 给出了在 Brazil CBMM 公司设备上出产铌锭的全进程：    图3  CBMM公司出产流程图       EB 熔化的第一步是铝热复原铌棒水平滴熔。熔化率有必要依照原材料中的气体量、熔室内的真空要求、熔炉的直径和有用功率来调整。举个比如，关于CBMM 公司中一座 500kW的炉子，该炉配备有每秒能抽 50000升的泵，其熔化率在 40～50kg/hr之间，一起熔室内的压力在 5×10－4－3×10－3mbar之间改变。 在水平喂料进程中， 熔池的区域应处于喂料杆顶端的下面，除非损坏铜熔炉，不然电子束不能到达。由于继续低的暖流，铌锭的相应区域质量会有所下降，特别是氧和铝的残留及表面的滑润度。图4是 EB 熔化第一步的简图。      图4  CBMM 公司第一步熔炼操作图  1－电子；2－电极；3－真空室；4－水冷模子；5－可弹性铸模      为削减上面的负面影响，处理的计划是铸造大的圆柱状铝热复原铌棒（直径为 200mm，长 1250mm，每根重约 300kg）来习惯笔直进料。在进步锭的质量和添加锭的横纵方向上的氧含量的高均匀性（总是低于 300wppm）方面，笔直滴熔所出产的锭的作用很好。但是，由于铝热复原铌棒存在热裂的倾向，重的碎片会掉进熔池中，导致铌的收得率下降及损坏熔炉，该工艺在往常出产中一般不选用。       一般，为了使出产的铌契合 ASTM－B391－96反响堆级规格，有必要重复 2～3 次 EB 熔炼过程。因而，在随后的重熔中，前一步出产的锭被用作电极进行笔直滴熔。由于这些电极的含量比铝热复原铌棒低，则在第二步和第三步的熔化率可以更高些。    图5  是笔直熔炼配备图       在 500kW EB 熔炉上出产直径为 250mm（10英寸）的铌锭，其工艺数据列于表 1   表1  500kW电子束熔炉－操作数据熔次质料尺度/mm熔速/kg·h－1电子功率 /kW熔炼室压力/m·bar均匀收得率（w/w）/%1st铝热复原铌棒110×110 × 80040－50320－350＜3 ×10－3842nd经一次熔炼的铌棒φ250 dia.× 1，60060－65390－420＜3 ×10－4973rd经二次熔炼的φ250 dia.× 1，60065－70420－440＜5 ×10－598       从1989年以来，CBMM 公司已连续出产纯铌和 Nb－1%Zr 锭，产品契合表2所示的ASTMB391标准。   表2  Nb 和 Nb 合金的 ASTM B－391－96 规则标准 成分要求元素Type I （反响器级未合 金化铌） R04200Type II （商用级未合金 化铌） R04210Type 3 （反响器级 Nb – 1% Zr） R04251Type 4 （商用级 Nb – 1% Zr） R04251除非特别阐明，一般是  指最大质量百分数%每个锭C0.010.010.010.01N0.010.010.010.01O0.0150.0250.0150.025H0.00150.00150.00150.0015Zr0.020.020.8～1.20.8～1.2Ta0.10.20.10.5Fe0.0050.0050.0050.005Si0.0050.0050.0050.005W0.030.050.030.05Ni0.0050.0050.0050.005Mo0.0100.020.020.02Hf0.020.020.020.02有要求时B2 ppm-----2 ppm-----Al0.0020.0050.0020.005Be0.005-----0.005-----Cr0.002-----0.002-----Co0.002-----0.002-----        图 6－图11给出的统计数据是 CBMM实验室 1994－2000 年来成分分析陈述及硬度成果。在这期间，该公司已出产 400 多吨的铌锭用于各个方面。这一系列图给出了元素的常常改变的状况。其他未报元素绝大部分都低于分析设备能检测到的下限。   图6  1998年首熔Nb锭碳分析    图7  1998 年首熔 Nb 锭氧分析    图8  1994－2000年3次熔炼后的Nb锭氧分析    图9  1994－2000年3次熔炼后的Nb锭氮分析    图10  1994－2000年反响堆级 Nb 锭钽分析    图11  1994－2000年3次熔炼后的Nb锭硬度（HV10）        世界各地的顾客和实验室研讨证明，CBMM 公司的铌锭中存在的空隙元素绝大部分都远低于 ASTMB391 标准。表 3 和表 4 列出的是 GDMS（Glow Discharge Mass Spectrometry） 分析陈述。表 3 中选用的样品是来自经过第一次、第2次和第三次 EB熔炼后同一块锭；表4 列出的是两个不同的锭经过三次 EB 熔炼后的成分分析成果。可以看出，除了未分析的气体和第一次熔化锭中的铝之外，经第一次 EB 熔炼之后，一切其它的残留杂质均已契合或低于ASTMB391－36 标准。CBMM 公司出产的铌已广泛一切的铌终究用户，包含超导腔、MRI和 NMR 磁极。   表3  同一铌锭经3次 EBM后GDMS分析成果（ppm wt）  表4  10563/01和#10573/01号别离经3次EBM后GDMS化学成分分析成果（ppm wt）      四、总结       经过 EB 熔炼提纯铌可取得最高的纯度，其纯度已超越现在大部分商业的要求。铌矿中的绝大大都金属元素很简单在 EB 熔炼环境下蒸腾。极少数饱满蒸气压低于铌的杂质元素例如钽、钨和钼等，则不能经过蒸腾除掉。因而，假如原矿挑选正确，EB 工艺出产的铌锭中，大部分残留杂质浓度会低于百万分之几或乃至十亿分之几。       已知的铌金属提纯的办法中，还没有哪一种可以超越 EB 熔炼。

目前的多晶硅提纯技术主要包括以下几种：　　西门子法（包括改良西门子法）、流化床法和冶金法（包括物理法）。国际上生产高纯多晶硅的生产工艺仍以“改良西门子法一三氯氢硅氢还原法”为主(约占全球总 产量 的80%)。　　多晶硅生产的西门子工艺，其原理就是在1100℃左右的高纯硅芯上用高纯氢还原高纯三氯氢硅，生成多晶硅沉积在硅芯上。改良西门子法是在西门子法工艺基础上，增加还原尾气干法回收系统、SiCl4 氢化工艺，实现闭路循环，通过采用大型还原炉，降低了单位产品的能耗；采用SiCl4 氢化和尾气干法回收工艺，明显降低原辅材料的消耗，所生产的多晶硅占当今世界生产总量的80%。　　改良西门子法生产包括5 个主要环节，即SiHCl3 合成、SiHCl3 精馏提成、SiHCl3的氢还原、尾气的回收以及SiCl4 的氢化等。　　改良西门子法相对于传统西门子法的优点主要在于：　　1）节能：由于改良西门子法采用多对棒、大直径还原炉，可有效降低还原炉消耗的电能；　　2）降低物耗：改良西门子法对还原尾气进行了有效的回收。所谓还原尾气：是指从还原炉中排放出来的，经反应后的混合气体。改良西门子法将尾气中的各种组分全部进行回收利用，这样就可以大大低降低原料的消耗。　　3）减少污染：由于改良西门子法是一个闭路循环系统，多晶硅生产中的各种物料得到充分的利用，排出的废料极少，相对传统西门子法而言，污染得到了控制，保护了环境。　　制造太阳能电池须采用纯度99.9999％以上的多晶硅材料，通常以“N”表示小数点之后的“9”，N越大纯度越高。长期以来，4N至10N的多晶硅生产技术在我国仍属空白，这一关键原材料几乎全部依赖进口。若多晶硅提纯技术实现突破，太阳能电池成本有望下降。 　　 

（1）非金属矿选矿的目的通常是为了获得具有某些物理化学特性的产品，而不是为获得矿物中某一种或几种有用元素。 　　（2）非金属矿选矿过程应尽可能保持有用矿物的晶体结构，以免影响它们的工业用途和使用价值。 　　（3）非金属矿选矿指标的计算一般以有用矿物的含量为依据，多以氧化物的形式表示其矿石的品位及有用矿物的回收率，而不是矿物中某种元素的含量。 　　（4）非金属矿选矿提纯不仅仅富集有用矿物，除去有害杂质，同时也粉磨分级出不同规格的系列产品。

石英玻璃管是单一SiO2组分的特种玻璃材料，具有优良的光学、热性能、化学稳定性和耐辐照性能，因而在电子工业、电光源、光通讯、军工等方面具有广泛的用途。随着科技的发展，尖端科技领域对高质量石英玻璃的需求量不断增加。 石英玻璃的传统原料矿是天然熔炼水晶。我国水晶资源匮乏，且经多年的开采与使用，资源已近枯竭，促使人们探索新的石英玻璃原料矿种。近几十年来，人们致力于开发地壳上广泛分布的硅石矿物来替代石英玻璃的水晶原料矿。在20世纪70年代末，美国开始探索花岗岩中的硅石代替熔炼水晶，到20世纪90年代，Kemmochi和Sato分别用硅石加工出可用于生产高档石英玻璃的超高纯石英粉。我国从20世纪80年代末开始研究石英玻璃的硅石原料，已取得一定程度的进展，现达到替代三、四级熔炼水晶的水平，满足中低档石英玻璃的需要。 硅石(也叫石英石)与天然水晶在化学组成上是一致的，主体成分都是二氧化硅，纯度高的硅石SiO2含量可达99.85%左右，经过提纯可替代水晶作为石英玻璃的原料。硅石是重要的工业矿物原料，在传统的工业生产和现代科技中都得到非常广泛的应用，经过加工的硅石粉料，是各种工业陶瓷和日用陶瓷用作坯料和釉料的原料;是制造平板玻璃和玻璃制品的主要原料;是机械铸造工业用作造型材料的主要原料;是化学工业中制造水玻璃、硅胶、干燥剂以及各种硅酸盐、无水硅酸、有机硅等化工产品的原料。本文综述了硅石原料的矿物特征及其作为石英玻璃原料的处理、提纯工艺，对开发新的石英玻璃原料资源具有重要的现实意义。 硅石原料的矿产资源概况 硅质原料是自然界广泛分布的一种重要的矿产资源，是一种以SiO2为主要化学组分和以石英为主要矿物组分的矿物原料的统称。工业上把块状硅质原料统称为硅石(石英石)。硅石的岩石种类有石英岩、石英砂岩、燧石岩、石英片岩、脉石英和石英砂等。我国硅石资源十分丰富，主要特点是类型齐全，分布广泛。但中低质量矿多，优质硅石资源少。硅石按其形成的温度、所含杂质、晶形、气液包裹体含量等各种物理化学性质的差异分为四大类：岩浆型、变质型、水热生长型及沉积型。 岩浆型花岗岩中的石英晶粒、变质岩型石英中的元古代石英、水热生长型石英中早期形成的伟晶岩型石英等纯度高，含气液包裹体少。这些石英经提纯加工后有可能代替水晶。 岩浆岩石英由高温岩浆缓慢结晶而成(700～1000℃)。由于岩浆温度高，冷却缓慢，石英体系内的杂质易于析出，因此石英纯度高，气-液包裹体也少，形成高品质石英，但在花岗岩中的石英含量仅占5%～25%。 变质岩型石英是岩浆岩或沉积岩后期受到温度、压力、溶液等环境条件的变化，矿物成分和结构在固相条件下发生变化的岩石。变质岩型石英含量一般在85%以上。 水热生长型石英分两种，伟晶岩石英和脉石英。伟晶岩石英形成温度500～700℃，脉石英形成温度为50～500℃。早期形成的伟晶岩石英结晶速度快时呈小颗粒结构晶体，其挥发成分少，品质较高。在高温(400～500℃)条件下形成的脉石英透明度高，含气液包裹体相对较少，低温形成的脉石英为乳白色，内含大量气液包裹体，不能做透明石英玻璃原料。水热生长型石英含量一般在50%～100%之间。 沉积型石英岩是由松散矿物固结而形成，由于沉积物来源较复杂，形成的温度低(0～50℃)，因此石英内含有多种杂质和大量气液包裹体。这种类型的石英不可能代替水晶，只能作为平板玻璃等产品的原料。石英砂岩矿石英含量一般都在95%以上。

水洗高岭土除铁提纯新技术:本人经过多年研究和实验，高岭土矿除铁提纯新技术获得成功。现已从原理上、技术上、工艺上解决了AL2O3含量低，多种有害杂质(主要针对Fe2O3)含量高的复杂劣质高岭土矿等分选提纯技术，通过提纯除铁后的高岭土AL2O3含量在原来基础上可提高5-20%左右，Fe2O3含量可控制在0.5%左右，最高可达0.2%，分选成本35-50元/吨。 该技术放弃了传统的化学方法及高梯度磁选机除铁工艺，无论是有磁性或无磁性的有害杂质均能从高岭土中分离出来。此工艺简单为纯物理分选，投资少工期短，对环境无污染。我国各地高岭土优质资源经过长年开采，现已陆续开采完，造成优质矿源供应紧张局面。如今解决高岭土优质资源紧缺矛盾只有走精选提纯之路，将总数量占80%低品位劣质矿提纯为高品位优质矿，这样即解决了优质高岭土等资源紧缺矛盾，又可为投资者创造高额回报的经济效益，不仅使企业在市场竞争中占领先机，也大大缓解了资源危机，为实现该技术产业化、规模化、效益化，期待有实力的公司和个人进行合作。

据国土资源部全国矿产资源储量通报材料，2014年我国共有膨润土矿区208处，探明资源储量28.73亿吨，约占国际总量的60%左右。从省份散布上看，我国膨润土资源散布于23个省区，其间查明资源储量超越亿吨有广西、新疆、内蒙古、江苏、安徽等10个省区。 天然膨润土一般档次低，提纯膨润土能显着拓展其运用功能和运用范畴，且经提纯的膨润土是继续进行深加工重要的原材料，尤其是纳米复合材料、柱撑蒙脱石、化妆品底料、医药及药物辅料等高、精、尖膨润土产品，在许多范畴已显现出十分杰出的运用价值。故提纯膨润土有着十分可观的经济价值。 干 法 干法就是将已磨至必定细度的膨润土原矿和空气充沛混组成流态化，在分级轮离心力和风机抽力的作用下，大部分粗颗粒和比严重的颗粒与细粒矿藏相别离的提纯工艺。王志强等对新疆某处低档次天然膨润土原矿用干法进行了提纯。提纯后，蒙脱石质量能够到达国家钠基膨润土防水毯标准要求。1:1工业试验计划成果标明，原矿粉磨越细，提纯后的产品胀大功能越好。选用干法提纯膨润土，出资少、提纯本钱低于湿法工艺，具有设备品种少、工艺简练、无排污等优势。此外，干法简直不耗水，适宜新疆等缺水区域。但杂质与蒙脱石的密度相差很小，且干法磨矿不行能将粘土矿藏与杂质充沛解离，因而细粒杂质别离困难，产品质量不高，并且质量不安稳，只能作为对纯度要求不高的产品的质料。 湿 法 湿法提纯时，水介质为蒙脱石层间胀大与水化供给了满意的空间与动力，经过拌和、增加涣散剂，蒙脱石胶粒粒级将更小，然后更简单地与不能到达胶体粒级的杂质矿藏完成别离。 1.天然沉降法 将膨润土制成浆液，蒙脱石吸水胀大，遭到的浮力比非胀大性的杂质所受浮力更大，蒙脱石与杂质分层。另一方面，依据斯托克斯公式，球体在溶液中下降的速度与其半径的平方成正比，一些粒径比蒙脱石粒径大，比重比蒙脱石大的杂质矿藏就会下沉得更快。因而，静置一段时刻后除掉基层的杂质，即可提纯膨润土。 王等重复运用天然沉降法提纯钠基膨润土，大幅进步了蒙脱石的含量。研讨标明，矿藏粒度越细，产品越纯。 荣葵一等以为：在膨润土浆液中，很多高度涣散的粘粒具有很高的粘度，蒙脱石与杂质矿藏界面粘滞阻力阻止了两者的别离。一起，带电的蒙脱石晶片彼此缔组成的“工”字型结构将微细的杂质矿藏包裹住。他们的试验标明参加适宜的涣散剂能下降矿浆粘度，而磷酸盐涣散剂还能改动蒙脱石表面的带电性，使晶片层间彼此排挤。因而涣散剂常被用于膨润土的提纯中。叶力佳等选取焦磷酸钠、水玻璃、六偏磷酸钠为涣散剂，进行的系列研讨标明以0.5%的六偏磷酸钠的作用最好。 天然沉降法能在必定程度上提纯蒙脱石，操作简洁，提纯本钱低。但天然沉降提纯工艺所需沉降时刻长、工厂占地面积大、浆液界面不清构成质量不安稳等问题。并且在粘粒与杂质矿藏界面粘滞阻力的影响下，重力作用下降，导致蒙脱石与十分细微的杂质颗粒别离困难。 2.水力分级提纯法 水力分级提纯法是运用水力旋流器中不同粒度的颗粒沉降速度差和运动方向的不同，将蒙脱石颗粒群与杂质颗粒群别离，完成水力分级，然后提纯膨润土。 杨有学等对膨润土浆液进行了四级分选，跟着分选的进行，蒙脱石含量逐步进步。印航等用旋流器对新疆某地膨润土进行了屡次旋流分级提纯。条件试验成果显现：分选压力越大，精矿蒙脱石含量越高。在相同的压力条件下，分选浓度低，有利于蒙脱石含量的进步，可是回收率会略有下降。 水力提纯法脱盐作用显着，提纯作用较好，产品质量较好，易完成大规模工业化出产，且提纯进程未外加化学试剂，进一步提纯后可用于出产精细化工、日用品及医药产品等。但关于细粒石英以及水溶性盐等杂质，旋流器的去除作用有限。 3.离心提纯法 该法是运用膨润土悬浮液浆在离心力作用下，粒度较大、密度较大的杂质颗粒被抛向别离壁，沉降构成沉渣，别离沉渣，使膨润土得到提纯。 任欣等介绍了常用的卧螺离心机，并将其用于提纯膨润土，取得了杰出的作用。张小曼等以鄂州市低档次钙基膨润土为质料离心提纯得到各项目标均满意铸造用和冶金球团用质量目标的膨润土。武占省等经过系列试验探求了离心提纯工艺中固液比、制浆时刻、离心时刻、离心转速对提纯作用的影响，得到了日月雷矿膨润土的最佳工艺组合。并由正交试验极差分析得出影响提纯的决定性要素依次为：制浆时刻>固液比>离心转速>离心时刻。我国CN200780000799.2号专利供给将离心工艺与其他工艺相结合，制得了高纯度蒙脱石。 离心提纯工艺具有出产能力大、提纯时刻短、出产接连化，设备占地面积小，适宜产业化出产的需求、经提纯后的浆料质量安稳等长处，但产率低，且要耗费恰当数量的能量，提纯本钱较高。 4.重液提纯法 重液提纯法的原理是经过在蒙脱石晶体的层间刺进轻质分子或分子团等，增大层间间隔，使蒙脱石的密度下降，而杂质矿藏层间结合结实，轻质分子或分子团难以进入，密度简直不变，然后使蒙脱石与杂质密度差异增大。挑选密度适宜的重液，用拌和、振动、离心等手法将杂质与蒙脱石别离，然后提纯膨润土。 Loughnan用仿酒精进行了别离蒙脱石和高岭石的研讨，别离找到了能使蒙脱石和高岭石等上浮的重液的密度。他以为影响别离的要素主要有两个：矿藏对酒精的吸收能力，粒度巨细。对蒙脱石等而言，由层状结构胀大引起的密度下降是主要要素。而对高岭石、伊利石及石英等胀大不显着的矿藏来说，粒度巨细的影响更大。 孔庆池等对经20%的正辛胺水溶液浸往后的宣化天然蒙脱石进行X-射线衍射分析，证明正辛胺进入了层间。而CCl4做重液能够使经正辛胺水溶液浸往后的蒙脱石浮起，而非胀大性粘土不会上浮混入蒙脱石中，阐明正辛胺-CCl4别离蒙脱石是可行的。对提纯膨润土进行的X-射线衍射分析标明杂质峰很弱，蒙脱石纯度较高。 重液法运用的重液有必定的毒性，需求寻觅代替试剂以改善本办法。段体玉等介绍了一种新的重液多钨酸钠溶液，其密度改变规模为1.0~3.1g/cm3。他们用多钨酸钠超声高速离心法别离提纯缙云沸石和粘土，作用较好。多钨酸钠是一种无毒、安稳性好、回收率高、运用便利安全的新式无机重液。溶液的制造便利，密度巨细简单操控，在别离密度相差较小的矿藏时，具有必定的优势，为重液提纯法供给了宽广的运用远景。 5.化学提纯法 一些低档次的天然膨润土中常含有碳酸钙、铁的氧化物以及有机质，Chi-NhanHaThuc等用0.1mol/L的醋酸除掉了越南LamDong和ThuanHai两地产的膨润土中的碳酸盐。参加H2O2溶液能除掉有机质。草酸和0.5mol/L的HNO3对膨润土中铁的氧化物的作用好。 6.电泳法 天然双八面体蒙脱石结构中，均存在A1与Mg对双八面体层中四面体片和八面体片的同晶替代现象，正是这种同晶替代使蒙脱石层间和端面带有负电荷[21]。因而用直流电流对膨润土浆液进行电泳，搜集阳极液体，经脱水可得到精土。 我国CN200810109682.4号专利[22]选用电泳法提纯膨润土。将蒙脱石破坏到2微米以下，电泳蒙脱石浆液，脱水即可得到高纯度的蒙脱石。纳米蒙脱石和改性蒙脱石用电泳法提纯后，产品质量更高。 电泳法制得的高纯度膨润土，运用规模被显着拓展，附加值大幅进步。但该办法耗电量大，设备出资大，提纯本钱很高，工艺有待老练。 湿法提纯膨润土需对浆体进行固液别离，详细可经过天然蒸腾、加热、离心、过滤、絮凝等办法进行。天然蒸腾出产周期过长，不利于大规模出产。加热需耗费很多能量，不利于节能，本钱高。我国CN200810109682.4号专利供给了膜过滤法，但该办法需常常清洗浸透膜，且进程杂乱，局限性显着。参加絮凝剂能够加快膨润土聚沉，但运用无机或有机絮凝剂会使蒙脱石颗粒敏捷集合紧缩，比表面积变小，颗粒部分表面被絮凝剂掩盖，使其胀大性、吸附性、黏结性等特性下降。 结 语 膨润土提纯办法和工艺流程由以下几点断定： (1)膨润土中杂质的品种，杂质的粒径; (2)膨润土的用处及对纯度要求; (3)提纯工艺的本钱。 在工业出产中，应考虑以上要素，挑选恰当的办法，将多种办法进行科学的组合，合理归纳运用，得到多种纯度的膨润土，满意不同用处对产品的需求。一起，应充沛运用低纯度膨润土，以及石英、高岭石等提纯副产品，完成对资源的多级运用及尾矿零排放。  跟着科学技术和现代工业的开展，人们对膨润土纯度的要求越来越高。但取得高纯度膨润土并将提纯工艺运用于大规模工业出产仍然面对较大困难。究其原因，一方面，蒙脱石和伴生矿藏杂质的化学组成十分挨近，粒度及密度相差很小;另一方面，膨润土颗粒散布主要在<2μm和10~15μm区段，而粒度极小颗粒的比表面积较大，具有显着的表面效应，表面能增大。因而，一般的提纯工艺供给的别离作用力很难有效地平衡蒙脱石和杂质颗粒之间的彼此吸引力，将两者别离开来。笔者以为取得高纯度膨润土的提纯工艺开展趋势，一是进一步深化探究提纯工艺的条件和相关参数，优化现有工艺流程，使之由粗豪转向精细化。二是开发有潜力的新工艺，并将其运用于工业化出产。

稀土金属在高温下与某些熔盐接触混合，改变金属O、N、H等杂质在金属与熔盐之间的配分，达到去除气体杂质的目的。有日本专利报道，用LiF、CaF2等萃取的稀土金属镝可满足磁致伸缩材料应用的要求。在上述第二种提纯方法中添加DyF3进行重熔脱钙，除了消耗过量钙之外，也是熔盐萃取的过程，达到了净化杂质的目的，氧含量降低50%。卡尔松（Carlson O.N.）等人[17]用YF3-CaCl2和YCl3做熔盐，对制备金属钇工艺过程跌中间合金进行熔盐萃取的过程中的中间合金进行熔盐萃取处理，最终获得了含氧0.015%、含氮0.002%的金属钇（未经熔盐萃取制备的金属钇含氧0.12%～0.25%、含氮0.015%）。斯皮丁（Spedding F·H·）等人[13]将金属镨与CaF2和Ca一起在1500℃加热，保温15min，冷却除渣，再进行真空熔炼制得了含氧0.936%、含氮0.04%)。北京有色金属研究总院曾开展了熔盐萃取法制备高纯金属铽的试验工作，将粗金属铽与Ca、氟化铽置于还原炉内还原，可以同时获得普通纯度的铽和高纯铽，并根据结晶状态通过手选将两者分开，其中普通铽因杂质含量高结晶粗大，而高纯铽则结晶细密。       参 考 文 献     17、Nagai H,et al.Matall Trans,1978,9B:25～28

选用通氧焚烧别离锇铱，碱液吸收氧化锇，沉积，除硫得粗锇，再氧化，液吸收，氯化铵沉积，氢复原，制取纯锇粉，锇回收率>98%。此办法适用于含锇3%~8%的废料。

铂族矿的别离和提纯 铂族金属的提取和精制流程因质料成分、含量的不同而异。将铂族金属精矿或含铂族金属的阳极泥用溶解，钯、铂、金均进入溶液。用处理以损坏亚硝酰化合物，然后加硫酸亚铁沉积出金。加氯化铵，铂呈铵沉积出，煅烧铵可得含铂99.5%以上的海绵铂。别离铂后的滤液，参加过量的氢氧化铵，再用酸化，沉积出二氯二配亚钯方式的钯，再在中加热煅烧可得纯度达99.7%以上的海绵钯。　　 　　        铂族金属的别离和提纯，经上述处理后的不溶物与碳酸钠、硼砂、密陀僧和焦炭共熔，得贵铅。用灰吹法除掉大部分铅，再用硝酸溶解银，残留的铅、铑、铱、锇、钌富集于残渣中。将此残渣与熔融，铑转化为可溶性的硫酸盐，用水浸出，加沉出氢氧化铑，再用溶解，得氯铑酸。溶液提纯后，参加氯化铵，浓缩、结晶出氯铑酸铵。在中煅烧，可得海绵铑。铂族金属的别离和提纯，在熔融时，铱、锇、钌不反响，仍留于水浸残渣中。将残渣与和苛性钠一同熔融，用水浸出；向浸出液中通入并蒸馏，钌和锇以氧化物方式蒸出。用乙醇-溶液吸收，将吸收液再加热蒸馏，并用碱液吸收得锇酸钠。在吸收液中加氯化铵，则锇以铵盐方式沉积，在中煅烧，可得锇粉。在蒸出锇的残液中加氯化铵，可得钌的铵盐，再在中煅烧，可得钌粉。浸出钌和锇后的残渣主要为氧化铱，用溶解，加氯化铵沉出粗氯铱酸铵，经精制，在中煅烧，可得铱粉。将铂族金属粉末用粉末冶金法或经过高频感应电炉熔化可制得金属锭。

一、起步 解放前，我国没有稀土工业，稀土产品依托进口。1953年锦州石油六厂用硫酸法分化独居石出产硝酸钍，为石油工业供给催化剂。1957年因为汽灯纱罩用量添加，很多需求硝酸钍。上海永联化工厂开端选用碱法处理独居石，但出产硝酸钍时，稀土仅作为副产品堆存。20世纪50年代中期，我国科学院长春运用化学研讨所钟焕邦等同志开端研讨单一稀土的别离。北京有色金属研讨总院1958年研讨从独居石和褐钇钶矿中别离单一稀土，于当年7月制得了16个单一稀土氧化物。并于1960年在北京有色金属研讨总院树立实验厂，选用离子交流法和半逆流萃取工艺试制单一稀土氧化物，为北京有色金属研讨总院1962年完结16种单一稀土金属的制备发明了良好条件，也为稀土冶炼厂的建造供给了规划依据。20世纪60年代初，长沙602厂、上海跃龙化工厂，包钢8861厂相继建成投产，从此我国稀土工业由实验室走向工业化。 二、稀土矿冶炼与归纳运用 1.包头白云鄂博稀土资源的归纳运用 白云鄂博矿坐落包头市区以北150公里的白云鄂博区域，是我国闻名的以铁、稀土、铌等为主的特大型多金属共生矿床。工业有价元素多达二十多种，稀土元素工业储量为3500万吨。但因为该矿是由氟碳鈰矿和独居石两种稀土矿藏组成的混合型矿种，选矿和冶炼难度很大。因而，开端所出产的稀土精矿中稀土含量只要20%～30％。 1966年北京有色金属研讨总院、北京有色冶金规划总院、包头冶金研讨所、上海跃龙化工厂、长春运用化学研讨所和包钢稀土三厂等单位展开了碳酸钠焙烧-硫酸浸出-P204萃取提铈和高温氯化等工艺技能的半工业实验会战，实验完毕后包钢稀土三厂运用半工业实验的工艺出产氯化稀土。 1972年北京有色金属研讨总院选用回转窑浓硫酸焙烧法冶炼低档次包头稀土精矿(REO 20%～30％)出产氯化稀土（榜首代酸法），在北京通县冶炼厂进行的工业实验获得了成功，较好地处理了低档次稀土精矿的湿法冶炼工艺。1974年包钢稀土三厂引入北京有色金属研讨总院回转窑浓硫酸焙烧冶炼包头稀土精矿新工艺替代碳酸钠焙烧法出产氯化稀土，使稀土收回率由40％进步到70％。 1973～1979年间，哈尔滨火石厂、包钢稀土三厂和甘肃903厂先后选用北京有色金属研讨总院榜首代酸法工艺出产氯化稀土，使年出产才干猛增到10000吨以上，促进了稀土工业的展开。 1975年，广州有色金属研讨院黄国相等同志研讨成功了用羟肟酸为浮选药剂出产精矿，榜初次从白云鄂博资源中出产出REO～60％的稀土精矿，这是包头矿选矿工艺的一个严峻打破。于1976年在包钢稀土三厂进行了出产高档次(REO>60％)稀土精矿的浮选工业实验，获得了彻底成功。1981年包钢运用该项工艺建成了两个年产5000吨高档次稀土精矿的选矿车间，使我国高档次稀土精矿的出产才干到达10000吨以上，标志着我国的稀土冶炼工业又进入了新的展开阶段。 1979年北京有色金属研讨总院研讨成功了硫酸强化焙烧－萃取法出产氯化稀土的新工艺（第二代酸法）；上海跃龙化工厂和包头冶金研讨所等单位协作研讨成功的烧碱法；再加上高温加炭氯化法、硫酸法和碳酸钠焙烧法总称为五朵金花，构成了冶炼包头稀土精矿冶炼工艺的百家争鸣，相互斗丽，各放异彩的喜人局势。 十-届三中全会以采，我国稀土工业进入了一个蓬勃展开的时期，稀土产品商场由国内向国外展开。方毅同志从1978年至1986年先后七次到包头，亲身掌管白云鄂博资源的归纳运用会议。国家经委树立了全国稀土推行运用领导小组，并于1978年树立全国稀土推行运用办公室。1980年我国稀土学会树立。这一系列的有力办法促进了我国稀土工业的展开。 1980年甘肃稀土公司以30万元购买北京有色金属研讨总院硫酸强化焙烧-萃取法出产氯化稀土的新技能（第二代酸法），更新旧工艺，进步经济效益。由北京有色金属研讨总院张国成等同志为首与该公司有关同志组成规划组担任工艺规划；并由北京有色冶金规划研讨总院担任主体设备规划，新建了一条年产六千吨氯化稀土出产线，1982年投入出产，氯化稀土收回率到达85%以上。这意味着我国包头稀土精矿的冶炼工业技能进入国际先进队伍。 1985年，北京有色金属研讨总院又研讨成功了处理包头稀土精矿第三代酸法工艺，即硫酸焙烧－P204从硫酸系统中萃取别离稀土元素新工艺，该工艺流程简略，稀土收回率高，产品本钱低，1985年至1993年相继转让给哈尔滨稀土材料厂、包钢稀土三厂（稀土高科）、包头202厂、甘肃稀土公司等厂，成为处理包头稀土矿的干流工艺。现在包头稀土矿90%以上均选用酸法工艺处理，后续别离提取工艺依据产品结构的不同有一些改变和改进 。 2.离子吸附型稀土矿的开发 1968年，江西908地质队和冶金勘探公司13队初次在江西龙南区域发现了国际上稀有的重稀土离子吸附型稀土矿，这是曩昔国内外从未报道过的稀土矿藏。原矿中的稀土是以离子方法赋存在高岭土等粘土矿藏上，砂粒风化矿体复盖很浅，有的暴露于地表，并且此种矿藏用普通选矿办法得不到精矿。1970年10月，江西省有色冶金研讨所进行龙南稀土矿藏质成份和试选的研讨，发现其间90％的稀土能够用电解质溶液以离子交流淋洗方法使其进入溶液，并初次命名为离子吸附型稀土矿。 1970～1973年，以江西有色冶金研讨所为组长，江西908地质队、南昌603厂、九江806厂参与的联合实验组，研讨成功了离子型稀土矿氯化钠浸取-草酸沉积的混合稀土提取工艺（即榜首代池浸工艺），处理了从离子吸附型矿藏中提取稀土的工艺问题。并在龙南县工业局选用江西冶金研讨所供给的工艺在足洞区域树立土法出产矿点，开端了对离子型矿藏的挖掘提取运用。 1975年3～12月，江西有色冶金研讨所和江西909地质队协作，在寻乌河岭完结年产稀土氧化物50吨的半工业实验。这是在国内初次用（NH4）2SO4浸矿成功，并且浸出液直接以P204萃取稀土并进行分组，从而使以轻稀土为主的寻乌稀土在国内外翻开商场。 1981年，江西有色冶金研讨地点赣县大埠稀土矿进行（NH4）2SO4浸矿工业实验获得成功。1985年，由赣州有色冶金研讨所和江西大学一起完结了离子吸附型稀土矿稀土提取新工艺（即硫酸铵浸取-碳铵沉积工艺），使稀土提取本钱大大下降，被广泛运用于离子吸附型稀土矿的工业提取。 为了维护生态植被，赣州有色冶金研讨所于1983年提出就地浸取挖掘离子型稀土矿工艺。1988年12月完结《离子型稀土矿就地浸取工艺研讨》现场小试。1995年12月，全面完结《离子型稀土原地浸矿新工艺研讨》国家八五攻关使命。其效果在龙南类型稀土矿山全面推行。新工艺运用面到达15%。 现在江西南边稀土高技能股份有限公司承当了《离子型稀土原地浸矿及直接萃取别离技能》国家重点项目，正在寻乌施行，将于2003年建成为国内一流的原地浸矿和从浸出液直接萃取富集和别离稀土的演示工程。 3.四川氟碳铈矿的冶炼 四川省地勘局109地质队于20世纪80年代中期发现四川冕宁稀土矿，它归于氟碳铈矿单一矿体，磷钛等杂质少，是我国第二大稀土资源。1989年开端挖掘，1993年开端建造稀土冶炼厂，通过近十年的开发，已构成了一套针对四川矿特征的冶炼别离技能。 （1）氧化焙烧-稀硫酸浸出－二次复盐沉积法 20世纪60年代，北京有色金属研讨总院研讨了氧化焙烧－稀硫酸浸出工艺处理包头稀土精矿，发现铈简直悉数以四价状况进入浸出液，通过复盐沉积能够提取纯铈。但因为包头矿中含有独居石，稀土无法悉数分化浸出，导致稀土收率较低，所以该工艺不适合处理包头混合型矿。而四川稀土矿与包头稀土矿比较，因为不含独居石，矿藏组成单一，因而比较简略冶炼。1990年，包头稀土研讨院进行了四川冕宁氟碳铈矿精矿氧化焙烧、稀硫酸浸出、复盐沉积提取铈的研讨，氧化铈的纯度大于99%，收率78%。该工艺于1992年转让给四川稀土材料厂。之后，通过多年出产实践，对该工艺进行了许多改进，氧化铈的纯度和稀土收率有较大进步，现在四川百分之七十左右的稀土冶炼厂选用该工艺出产。该工艺的特征是设备简略，建厂出资少，对化工质料要求不高，但缺少的是工艺流程长，化工质料耗费大，三废排放量大，稀土收回率偏低，产品纯度较差。 （2）氧化焙烧-浸出工艺 该工艺是美国钼公司20世纪60年代开发的，浸出时四价铈留在渣中得到铈富集物（铈含量大于90%），可作为抛光粉的质料，也可作为提纯高纯铈的质料，其它三价稀土进入溶液，然后通过萃取别离。该工艺减去了两次复盐别离工序，大幅度缩短了工艺流程，下降了化工质料的耗费、三废的排放和出产本钱，铈收率可进步5％以上。缺少的是安稳出产2N的铈产品有必定的难度，并含有必定的放射性元素钍。 以上两种工艺尽管现在广泛运用于四川矿的冶炼，但还存在许多缺少之处，并不是很满意的工艺，因而国内许多研讨者一直在尽力开发新工艺，期望用简略接连的萃取法工艺替代化学法工艺，因为四价铈与三价稀土别离系数非常大，因而直接萃取别离很简略得到高纯铈，萃余液再通过萃取别离其它三价稀土，但因为溶液中含有很多的氟、钍等杂质，在萃取进程中易发生乳化，影响萃取进程的顺利进行。现在国内已开宣布直接萃取别离工艺流程，但都还未真实用于工业出产中。 三、稀土的别离与提纯 我国稀土科技工作者从20世纪50年代开端对溶剂萃取法别离稀土元素进行了很多的研讨开发，获得了许多科研效果，并广泛运用于稀土工业出产。如1970年成功地在工业上选用N263萃取别离出纯度为99.99％的氧化钇，替代了离子交流法别离氧化钇工艺，本钱不到离子交流法的非常之一；1970年选用P204萃取替代了经典的重结晶法制取轻稀土氧化物；用甲基二甲庚脂（P350）萃取替代了经典的分级结晶法制取氧化镧；20世纪70年代首要将化P507萃取别离稀土和用环烷酸萃取钇的工艺用于我国的稀土湿法冶金工业；萃取技能在我国稀土工业中的迅速展开是与我国科学院上海有机化学研讨所袁承业等同志的辛勤劳动分不开的，他们研讨成功的各种萃取剂（如P204、P350、P507等）均在工业中得到广泛的运用；北京大学徐光宪教授在20世纪70年代提出和推行的串级萃取理论，对我国的萃取别离技能起到了指导效果。一起提出了用串级萃取理论规划优化的别离工艺，并广泛运用在稀土萃取别离工业中。 40多年来，我国在稀土别离提纯范畴获得了许多世人属目的效果。 20世纪60年代，北京有色金属研讨总院研讨成功锌粉复原碱度法出产高纯氧化铕工艺，为我国榜初次出产出大于99.99%的产品，该法至今仍为全国各稀土工厂所沿袭；上海跃龙化工厂和复旦大学、北京有色研讨总院协作先运用萃取-离子交流流程，用P204富集N263萃取提纯制备得到99.95%纯度的氧化钇，1970年选用P204富集N263二次萃取提纯得到纯度大于99.99%的氧化钇。1967～1968年，江西801厂实验厂与北京有色金属研讨院协作研讨成功选用P204萃取分组-N263萃取提取氧化钇的工艺流程，并于1968年12月建成3吨/年的氧化钇出产车间，氧化钇纯度为99%。 1972年由北京有色金属研讨总院、江西806厂、江西有色冶金研讨所、长沙有色冶金规划院等4家组成攻关组，在北京有色金属研讨总院通过二年联合攻关实验，研讨成功用环烷酸作萃取剂，以混合醇作稀释剂提取氧化钇的工艺流程。 1974年长春运用化学研讨所初次发现当用环烷酸萃取别离稀土时，钇的方位在镧的前面，是稀土中最不易被萃取的元素，所以提出了从硝酸系统顶用环烷酸萃取别离氧化钇的技能。与此一起，北京有色金属研讨总院展开了用环烷酸从系统中别离氧化钇的研讨，并于1975年别离在南昌603厂和九江806厂进行扩展实验，质料为龙南混合稀土氧化物。1974年上海跃龙化工厂、复旦大学和北京有色金属研讨总院一起协作，又研讨了从独居石、褐钇钶矿的混合稀土中选用P204萃取分组后的重稀土为质料，用环烷酸萃取别离氧化钇。三条阵线展开了友谊比赛，我们互通情报，扬长避短，总算研讨成功了具有我国特征的环烷酸萃取别离99.99%氧化钇工艺。 1974～1975年，南昌603厂与长春运用化学研讨所、北京有色金属研讨总院、江西有色冶金研讨所等单位协作研讨成功第三代氧化钇提取流程-环烷酸一步法萃取提取高纯氧化钇工艺，并于1976年投产。 1976年在包头举行的榜初次全国稀土萃取会议上，徐光宪先生提出了串级萃取理论。1977年在上海跃龙化工厂举办了全国稀土萃取串级理论与实践讨论会，对该理论作了系统和全面的介绍。随后，串级萃取理论被广泛运用于稀土萃取别离提纯的研讨和出产。 1976年北京有色金属研讨总院用包头矿混合稀土提取铈后的富集物选用N263萃取法别离镧镨钕，一次萃取别离中流出三个产品，氧化镧、氧化镨、氧化釹纯度均在90％左右。 1979～1983年，包头稀土研讨院、北京有色金属研讨总院等研讨开发了以包头稀土矿为质料，选用P507－系统稀土全萃取别离工艺，得到镧、铈、镨、钕、钐、钆六种单一稀土产品（纯度99%～99.95%）和铕、铽富集物产品，工艺流程短，进程接连，产品纯度高。 20世纪80年代初，北京有色金属研讨总院同九江有色金属冶炼厂、长春运用化学研讨所和江西603厂协作进行国家六五攻关，研讨成功了用P507－系统从龙南混合稀土中全别离单一稀土元素的工艺技能。 1983年九江有色金属冶炼厂选用北京有色金属研讨总院环烷酸系统从龙南混合稀土中制取荧光级氧化钇的工艺技能出产荧光级氧化钇，下降了氧化钇的本钱，满意了我国彩色电视用的氧化钇的需求。 1984年北京有色金属研讨总院在国内首要研讨成功以铽富集物为质料用P507萃淋树脂别离高纯氧化铽工艺。 1985年，北京有色金属研讨总院以171万瑞士法郎将环烷酸萃取别离荧光级氧化钇工艺技能转让给原德意志民主共和国，这是我国榜首个出口的稀土别离工艺技能。 1984～1986年北京大学在包钢稀土三厂完结了P507-HCl系统La/CePr/Nd和La/Ce/Pr两段三出口萃取别离的工业实验，得到了大于98％的氧化镨、99.5%的氧化镧、大于85%的氧化鈰和99%的氧化釹。1986年上海跃龙化工厂运用北京大学串级萃取理论效果--三出口萃取工艺的优化规划理论，在新建P507-HCl系统轻稀土别离流程中进行了三出口工业实验，完成了将串级萃取理论规划直接扩大到100吨的工业实验规划，极大地缩短了新工艺运用于出产的周期。 1986～1989年，包头稀土研讨院、江西603厂、北京有色金属研讨总院开发了P507-HCl系统多出口萃取工艺，即一次分馏萃取可一起获得3～5种稀土产品，工艺流程短，本钱低，工艺灵敏。 1990～1995年，北京有色金属研讨院和包头稀土研讨院协作承当了国家八五科技攻关项目高纯单一稀土提取技能研讨。别离选用萃取法、萃取色层法、氧化复原法、阳离子交流纤维色层法制备了纯度大于99.999%～99.9999%的16种单一稀土氧化物产品。该工艺到达国际先进水平，获得国家八五攻关严峻效果奖。 1990～1995年，北京有色金属研讨院和包头稀土研讨院、江西赣州稀土所协作承当了国家八五科技攻关项目稀土萃取进程自动操控系统研讨，别离选用X-射线能谱解析法、活动打针分光光度法、光纤分光光度法，在山东淄博加华稀土材料有限公司对萃取槽中稀土浓度进行了在线分析，并进行了部分自动操控的研讨。该项目获得国家八五攻关严峻效果奖。 2000年北京有色金属研讨总院开发成功了电解复原-碱度法制备高纯氧化铕工艺，因为避免了锌粉对产品的污染，该工艺可一次提取纯度5N～6N的氧化铕，并于2001年在甘肃稀土公司建成年产18吨高纯氧化铕出产线，当年投产。 综上所述，我国稀土别离提纯工艺技能能够说在国际上是抢先的，如环烷酸萃取别离大于5N氧化钇、P507萃取法制备大于5N氧化镧、电解复原-萃取法或碱度法制备大于5N氧化铕等。但别离提纯工业自动化操控水平较低，部分厂商高纯稀土产品质量安稳性、一致性还较差。因而，还需进一步进步厂商的配备水平。 四、我国稀土工业展开现状 我国稀土工业通过40余年的尽力，尤其是1978年以来的快速展开，出产水平和产品质量都发生了质的腾跃，已构成一套完好的工业系统。现在我国稀土精矿冶炼别离才干达13万多吨/年（REO），稀土年产值达7万多吨，占国际总产值的80％以上，其出产值、出口量均为国际榜首。 全国现有稀土冶炼别离厂商170多家，但年处理才干大于5000吨（REO）的不过5家，大部分厂商处理才干在1000～2000吨。 现在国内首要环绕三大稀土资源，构成了三大出产基地： （1）以包头混合型稀土矿为质料构成了以包头稀土高科、甘肃稀土公司为主干的北方稀土出产基地，有厂商80多家，年产氯化稀土和碳酸稀土等稀土化合物6万多吨，单一稀土化合物1.5万吨。现在大部分处理包头矿的稀土厂商均选用北京有色金属研讨总院开发成功的酸法工艺冶炼，然后选用P204或P507萃取别离，其间高纯铈一般选用氧化萃取提取，荧光级氧化铕选用复原萃取提取，首要产品有镧、铈、镨、钕、钐、铕等单一或混合稀土化合物。 （2）以南边离子型矿为质料的中重稀土出产基地，年处理南边离子型稀土矿近2万吨，主干厂商有广州珠江冶炼厂、江阴加华稀土厂、宜兴新威稀土公司、溧阳罗地亚方正稀土公司、广东阳江稀土厂等。南边离子型稀土矿遍及选用硫酸铵原地浸－碳酸盐沉积－灼烧－溶解－P507和环烷酸萃取别离提纯钇、镝、铽、铕、镧、钕、钐等中重单一稀土氧化物和部分富集物。 （3）以四川冕宁氟碳铈矿为质料，在四川构成了氟碳铈矿出产基地，现有湿法冶炼厂27家，年总产值达1.5～2万吨。氟矿铈矿冶炼工艺首要是以氧化焙烧-硫酸浸出法为主干流程而衍生出来的各种化学处理工艺，产品为以镧、铈、钕为主的单一或混合稀土化合物。大多数厂商规划小、配备及技能水平较低，稀土冶炼产品中初级产品多，高纯及单一稀土化合物产品估量不超越5%。 五、我国稀土工业展开趋势 1.从大宗的稀土初级产品向稀土精密化产品方向展开 近20年来，我国的稀土冶炼、别离工业展开非常迅猛，其种类数量、产值、出口量及消费量均占国际首位，在国际上具有无足轻重的位置。许多稀土别离提纯工艺也可谓国际一流。但在稀土精密化工产品质量、一致性方面还落后于国际先进水平。近年来，各大稀土厂的产能远远大于国内国际商场的需求，大宗稀土化合物产品处于供大于求的状况，而稀土精密化工产品具有技能密度高，出资报答大，技能垄断性强，供应赢利高的特征，故归纳经济效益可观。因而，国内稀土厂商未来几年必须在该范畴获得打破，才或许坚持厂商较高赢利率和展开速度。 2.稀土产品向着高纯化、复合化、超细化方向展开 稀土在高技能范畴的效果只要在高纯化后，其各项物理、化学特性才干充沛发挥出来。如发光材料、激光材料、光电子材料等要求稀土纯度5N以上；非稀土杂质含量要求越来越低，如Fe、Cu、Ni、Pb等重金属含量要求小于1×10-6。因而，高纯化仍将是未来稀土产品的一个展开方向。 稀土新材料的开发首要依托稀土与其他化合物通过一系列工艺进程构成复合稀土材料，复合化是稀土化合物产品的展开趋势。 稀土化合物的粒度将影响运用材料的质量，这是因为跟着粒度的减小，比表面积也随之加大，表面活性不断改进，稀土的功用将得到更充沛的发挥。超细化能够促进各项物理化学反应加速，颗粒之间的结合力添加。稀土化合物的超细化既是一项杂乱的、高技能深度的研讨，也是进步稀土化合物经济价值的重要手法。 别的对稀土化合物的比表面积、晶体、描摹、比重等也提出了特殊要求。 3.有自主知识产权的制备工艺和技能将呈现 多年来，稀土厂商因为职业的特殊性，赢利率较高，门槛较低，国内稀土化合物厂商遍及存在原创力缺少的问题，一直对稀土制备技能的知识产权维护不行，侵权和被侵权现象非常严峻，致使各出产厂商缺少中心竞赛力，跟着我国进入WTO，这一状况将在未来几年呈现改观，各稀土厂商和研讨单位将会在稀土化合物制备范畴加大科研投入，能够估计很多具有自主知识产权的稀土化合物制备工艺和技能将呈现。 4.厂商与科研单位和高校的协作将进一步加强 国内稀土出产厂商遍及存在原创力缺少的问题，科研院所虽具有必定科研原创力，但又存在工程化技能经历较为缺少的问题。因而二者结合，一起展开该职业是未来几年的展开趋势。 5.外资进入我国的速度将加速，将导致该职业新的竞赛 自20世纪90年代开端，以法国罗地亚公司、加拿大AMR公司为代表的外资进入我国稀土化合物厂商，运行都较为成功，先进的管理经历、晓畅的供应途径、对科研原创力的注重、本乡资源和人力优势都给合资厂商带来了丰盛的报答，因为一系列成功的典范的引导效果，这一趋势还会加速。因而，将导致该职业新的竞赛。 6.单体规划小、缺少特征的厂商将被筛选出局 从20世纪90年代以来，稀土职业曾多次呈现动摇，我国稀土报价一跌再跌，呈现从超额赢利向平均赢利挨近的趋势，乃至呈现为了抢占商场，在低于赢利线下降价供应状况。在商场经济条件下，无特征的小厂商将被筛选出局，留下的是规划大、产品附加值高的厂商，这一经济规律在本职业也不破例。 7.稀土产品结构将发生改变 从整体来看，稀土在传统范畴中的用量添加较慢，能促进稀土需求量添加的范畴当属新材料范畴，因而稀土化合物产品结构应适合新材料范畴的需求。现在钕铁硼磁材添加速度达30%～40％，故钕的用量将快速添加，各稀土化合物厂商都要环绕钕化合物作文章，既要确保钕的直销量，又要确保其他稀土化合物的平衡运用。

矿石性质1 该钼矿为以辉钼矿为主，伴生磁铁矿，富含滑石、石棉(蛇蚊石)等层状硅酸盐矿藏。滑石与辉钼矿呈粗细不均匀嵌布，以细粒为主，故影响钼分选的首要脉石矿藏为滑石和少数蛇蚊石。滑石与辉钼矿天然可浮性极为附近，选用浮选法直接别离困难。 表1 矿藏组成表2 化学组分矿石磨矿产品粒度分析2 对磨矿产品进行粒度分析，从矿石粗磨产品粒度分析成果可知，辉钼矿在+0.020mm散布率较高，在-0.020mm散布率相对较低，而滑石则在-0.020mm明显富集，特别是矿泥(-0.010mm)中滑石含量较高，故可选用分级来别离滑石。 表3 磨矿产品分析成果选矿工艺流程断定3 该钼矿石生滑石含量达13%，因为滑石的天然可浮性与辉钼矿十分挨近，很多的滑石矿藏严峻影响到辉钼矿浮选，选用浮选药剂按捺滑石很难取得杰出的钼选矿目标，怎么下降滑石对辉钼矿浮选的搅扰是该类型矿石选矿难题。 滑石是天然界中硬度最低的矿藏，与其他矿藏比较硬度极低，简单在破碎磨矿进程优先解离破坏，经过粗细分级将滑石富集到细粒级，然后使粗粒级浮选不受滑石搅扰。从矿藏分析成果来看，矿石中滑石与磁铁矿等铁矿藏亲近共生，选用磁选将部分滑石别离，经过磁选和粗细分级完成滑石与辉钼矿别离，准则工艺流程见下图。 图1 准则分选工艺流程磁选别离4 该钼矿藏中滑石与磁铁矿、磁赤铁矿亲近共生，故选用磁选别离能够抛除与铁矿藏共生的滑石对钼浮选的影响，不同磁场强度分选比照实验。 图2 磁选别离表4 磁选别离实验成果由表4中数据可见，磁选别离可别离出占原矿20%以上的滑石进入细泥浮选，添加磁场强度不只能进步铁的回收率，一起也能别离出更多的滑石矿藏，但强磁选作用欠安，因而磨矿产品磁选磁场强度挑选中磁场即可。 中强度磁选铁精矿中辉钼矿搀杂严峻，对中磁选精矿进行磨矿后再磁选，可有用削减钼的金属丢失，实验成果见表5。 表5 中磁场磁选机粗选-铁粗精矿再磨精选别离滑石成果 分级别离5 依据磨矿产品粒度分析成果，矿石经碎磨后大部分滑石因为矿藏硬度低而散布于细泥产品中，磁选别离后的非磁性产品能够经过分级办法完成滑石与辉铝矿别离，别离滑石后进步了药剂在辉钼矿表面的吸咐几率，然后改进辉钼矿的可选性。 (1)不同分级设备的分级作用比照 以CKLM-55×2型中细粒物料斜板分级机和φ75mm水力旋流器组合作为分级别离滑石设备，实验规划分级粒度30μm，分级功率40%，进行了不同设备组合方法的比照实验。 图3 不同分级别离工艺流程比照实验发现，与旋流器-斜板分级机比较，斜板分级机-旋流器组合分级功率相对较高，别离产品钼浮选作用也较好，终究挑选斜板分级机漩流器组合作为细粒分级设备。粗细分级别离钼和滑石实验成果见表6和表7。 表6 不同分级设备组合方法的分级作用比照表7 斜板分级机+旋流器别离和滑石实验成果  斜板分级机和水力旋流器组合尽管对-0.030mm粒级分级功率仅为35.71%，但对滑石别离作用较好，整个别离作业分级机溢流产率为16.60%，别离出30.97%的滑石，分出钼的金属量仅为8.91%。从细粒物料分级给料以及粗粒、细粒物料粒度分析成果可知，斜板分级机-旋流器组合达到了预期的分级别离作用。但该组合存在设备占地面积大、单机处理量小的缺点。 (2)旋流器-盘式分级别离工艺 以GPF-320型高速盘式分级机和φ75mm水力旋流器组合进行分级别离滑石设备，实验规划分级粒度30μm，组合分级功率40%，分级功率和各产品粒度分级成果见表8和表9。 表8 旋流器-高速盘式分选机分级作用表9 旋流器-高速速盘式分级机分级别离钼和滑石实验成果水力旋流器-0.030mm分级功率为35.22%，高速盘式分选机-0.030mm分级功率为86.73%，-0.010mm分级功率仍高达74.51%，实验进程中发现该设备不只运转安稳、目标安稳，单机处理量大、对粒度为-0.005mm微细粒物料分级功率较高，是高效的细粒矿藏分级和脱泥设备。 (3)分级别离工艺断定 从分级功率比照实验成果可知，挑选旋流器高速盘式分选机为分级设备作用较好。 因物料粒度不同引起的矿藏成分差异，导致水力旋流器对滑石具有必定的别离作用，选用高速盘式分级机对水力旋流器溢流进一步分级，粗粒沉砂产品中滑石含量较低，钼丢失率也较低，因而该计划别离滑石和辉钼矿功率较高，选用该计划进行硫化钼浮选实验。 全流程分选6 经过上述别离分级实验，断定选矿实验工艺流程，包含磁选、分级别离、钼浮选。矿石经别离滑石后为大幅度地进步钼选矿技能目标供给了有利的条件，钼选矿实验终究取得高档次钼精矿档次45.60%、回收率72.41%、低档次钼精矿档次10.12%、回收率7.73%、总钼回收率80.14%。 图5 磁选-水力分级-粗粒粗选工艺流程图6 细粒钼浮选工艺流程图7 粗粒粗精矿精选工艺流程定论7 (1)辉钼矿与滑石的天然可浮性极为附近，矿石中滑石含量远高于辉钼矿，很多的滑石矿藏严峻搅扰钼选矿，形成钼精矿档次和选矿回收率较低，选用按捺滑石或滑石辉钼矿混浮-别离浮选等单浮选工艺选矿作用较差。 (2)在辉钼矿浮选前别离滑石是处理该类型矿石资源使用的技能要害，选用磁选-水力分级联合工艺是适合的;高效别离滑石后改进了硫化矿浮选环境，为进步选别目标发明了有利条件。  (3)别离时选矿设备挑选也是技能要害之一，磁选别离时设备类型和磁场强度挑选决议别离作用，选用分级别离滑石时，水力旋流器-高速盘式分级机组合别离作用杰出。

在熔盐电解和金属热还原方法生产的稀土金属的过程中，由于受原料中的杂质含量、设备容器、操作工具、环境气氛等因素影响，上述两种方法制得的稀土金属杂质含量较高。纯度一般在99%左右。随着高新技术的飞速发展，诸多新型稀土功能材料对稀土金属的纯度提出了大于99.9%、甚至99.99%的更高要求，有的还对部分非稀土杂质的含量做出限制。近年来，高纯稀土金属的应用不断得到开发，比如高纯镝和铽用于Tb-Dy-Fe大磁致伸缩材料，高纯铽、镝、钆用于制备磁光靶材，高纯镝、钬、铒、铥用于高光效金属卤素灯，高纯铒、钬用于磁致冷材料等。稀土金属向高纯化发展已成为当今稀土金属研究开发的重要课题之一。     稀土金属中的杂质可分为稀土杂质和非稀土杂质两种。稀土杂质是指除主体稀土元素以外的其他稀土元素，稀土杂质含量的多少表示稀土元素分离程度的好坏，尽管现有的提纯方法对去除稀土杂质的效果较差，但可使用含稀土杂质极低的高纯稀土氧化物来制备稀土金属；非稀土杂质包括稀土元素以外的其他金属、非金属杂质，特别是C、O、N、H等杂质在金属中溶解度低，多以氧化物、氮化物、氢化物等形式存在，提纯有一定难度。目前，稀土金属的提纯方法主要有真空蒸馏法、真空熔炼法、熔盐萃取法、电迁移法、区域熔炼法、电解精炼法以及区熔-电迁移联合法等[1]。稀土金属的提纯具有如下特点：稀土金属性质活泼，容易与金属和非金属杂质发生作用，因此提纯应在氩气或真空中进行，同时要选择适宜的坩埚和冷凝器，避免对稀土金属造成污染；任何一种提纯方法对去除稀土金属中的稀土杂质的效果都较差，因而应选择稀土杂质尽量低的稀土金属作为被提纯的原料；任何一种提纯方法只能去除稀土金属中的某些杂质，所以在选择提纯方法时要综合考虑杂质的种类、纯度要求、提纯效果，必要时采用几种方法相结合除去杂质。       参 考 文 献     1、钟俊辉，稀土金属的高纯化技术[J]，稀土，1992，13（3）：44

根据硅石矿物原料的杂质和包裹体的赋存状态，其选矿提纯工艺主要分擦洗-磁选-浮选-酸浸等工艺流程。而且随着选矿工艺研究的不断深入，我国又引进了电选和生物选矿等工艺。 擦洗是借助机械力和砂粒间的磨剥力来除去石英砂表面的薄膜铁、粘结及泥性杂质矿物的选矿方法，它可以进一步擦碎未成单体的矿物集合体，再经分级作业对泥质性杂质矿物进行有效脱除。该工艺一般作为硅石矿物原料入选前的预处理工艺。目前，主要有机械擦洗、棒磨擦洗和加药高效强力擦洗和超声波擦洗等方法。 磁选，可以最大限度地清除包括连生体颗粒在内的磁性矿物，如赤铁矿、褐铁矿、黑云母、钛铁矿、黄铁矿和石榴石等杂质矿物，也可除去带有磁性矿物包裹体的粒子。一般来说硅石磁选包括湿式和干式磁选两种方式。 当硅石中含杂质矿物较多时，仅采用擦洗、脱泥和磁选是不能将硅石提纯成高纯石英的，为了进一步提高硅石的纯度和降除杂质含量，通常采用浮选的方法。浮选是为了除去硅石矿物原料中的长石、云母等非磁性伴生杂质矿物。 原矿经磁选和浮选分离之后，SiO2纯度已达99.93%。但高纯或超高纯的硅石中SiO2含量高于99.99%，含铁量要低于几个ppm的含量，这就需要用酸浸法来进行处理。酸浸是利用石英不溶于酸(HF除外)，其它杂质矿物能被酸液溶解的特点，从而可以实现对硅石的进一步选矿提纯。 目前我国硅石矿物的选矿提纯工艺研究已经取得很大的进展，同时这些选矿提纯工艺具有良好的应用前景，这也为我国硅石的深加工生产打下了良好的基础。

本人经过多年研究和实验，高岭土矿除铁提纯新技术获得成功。现已从原理上、技术上、工艺上解决了AL2O3含量低，多种有害杂质(主要针对Fe2O3)含量高的复杂劣质高岭土矿等分选提纯技术，通过提纯除铁后的高岭土AL2O3含量在原来基础上可提高5-20%左右，Fe2O3含量可控制在0.5%左右，最高可达0.2%，分选成本35-50元/吨。该技术放弃了传统的化学方法及高梯度磁选机除铁工艺，无论是有磁性或无磁性的有害杂质均能从高岭土中分离出来。此工艺简单为纯物理分选，投资少工期短，对环境无污染。我国各地高岭土优质资源经过长年开采，现已陆续开采完，造成优质矿源供应紧张局面。如今解决高岭土优质资源紧缺矛盾只有走精选提纯之路，将总数量占80%低品位劣质矿提纯为高品位优质矿，这样即解决了优质高岭土等资源紧缺矛盾，又可为投资者创造高额回报的经济效益，不仅使企业在市场竞争中占领先机，也大大缓解了资源危机，为实现该技术产业化、规模化、效益化。

（1）金属铈的电迁移提纯  由熔盐电解制取的金属铈纯度最高可达到99.8%，其中主要杂质是铁、氧、碳、钼等。将此金属铈重熔铸成长约160mm，直径约为13mm的棒。然后在有惰性气体保护的密闭装置中，将其两端夹在水冷电极头具上，通以120V和500A的直流电流，使金属铈棒加热至（600±10）℃（约低于铈熔点200℃），经长时间电迁移精炼的结果如表1所示。实践得出，碳杂质的有效迁移约需要100h，而铁则约50h就足够充分了。             表2  电迁移精炼前后金属铈中杂质的含量              单位：μg/g杂质元素精炼前组成均匀的棒精炼后棒的中间段杂质元素精炼前组成均匀的棒精炼后棒的中间段C O2 Fe Cu Mo400 50 1300 120 400140 350 30 40 440Al Ca Mg Si500 20 10 250200 10 40 70       （2）其他稀土金属的电迁移提纯  由于各稀土金属的熔点、导电率以及各杂质在其中的U/D值的差别，电迁移所需的工艺条件也不相同，表2列出了电迁移金属钇、钆、铽、镥、钕的工艺条件及提纯效果。   表2  稀土金属电迁移提纯工艺条件及提纯效果元素气氛温度/℃时间/h原试棒杂质含量（μg/g）提纯后杂质含量（μg/g）CNOCNOY Y Gd Gd Tb Lu Nd氩气 1.3×10－5Pa 氦气 超高真空 超高真空 超高真空 超高真空1370 1175 1245 1100 1050 1150 860200 190 150 310 350 168 1237－ 100 23 1000 － 70 13510 10 28 4 30 15 543330 25 81 500 380 475 45－ 120 2 8 － 60 －75 8 0.5   15 6 1340 60 6 11 25 42 16

金属镧、铈、钆、铽经区熔提纯后的杂质含量如表1所示。表中的气体杂质H、O、N采用真空熔融法分析，金属杂质用质谱法分析。经区熔提纯后杂质在试棒的始端、中部和末端的含量发生了明显变化。O、N向着熔区运动相反的方向移动，在样品始端富集。金属杂质的运动方向与熔区运动的方向一致，大部分集中在样品末端。 表1 金属镧、铈、钆、铽区熔提纯的杂质含量金属位置 HONLaTbYCuNiFeTiSiAlPbSNaLa始90011829690 1530 75     315中7597450776            末5265248204 310 160     1000.3Gd始1793339610 42401.53215 7 中17596247.523 6.534934995 20 末17341142060 6565190865450 26 Tb始131999140   6.56.56.55 60.4  中1064069   77273 501  末1334829   3232754 1701.5

长石是陶瓷、玻璃等制造业的重要原料。随着玻璃、陶瓷产品日益高档化，对高纯低铁的长石原料需求量不断扩大。虽然我国长石资源丰富，但一般含铁都较高，必须经过除铁提纯才能应用。目前，我国长石加工提纯存在磨矿效率低、选矿工艺技术落后、生产设备陈旧等问题，没有形成规模化和产业化。 针对上述问题，对江西宜春钾钠长石矿进行了原矿性质与特征研究，并采用高效率的湿法连续式磨矿代替传统的石质轮碾或间歇式砾磨等磨矿方式，探讨了瓷球、钢棒和钢球介质下的磨矿细度情况。针对铁、钛等杂质矿物主要富集在细粒级矿石中的特点，控制磨矿细度-74μm 55％～60％。基于上述试验结果，进行了实验室小型试验、半工业性试验及工业性试验，均获得令人满意的选别指标。 实验室小型试验采用“选择性磨矿—浮选—脱泥—磁选”工艺流程，经选择性磨矿、丁基黄药浮选黄铁矿、脱泥分级和高梯度磁选，可有效除去矿石中的铁、钛矿物，获得产率72.70％、Fe2O3 0.17％、TiO2 0.058％的优质长石精矿。 半工业性试验采用“选择性磨矿—分级—黄铁矿浮选—磁选—云母浮选”工艺流程，经选择性磨矿与螺旋分级闭路、丁黄药浮选黄铁矿、弱磁选和高梯度磁选，以及中南云母浮选剂ZN116浮选云母等工艺，可获得产率67.85％，Fe2O3 0.17％，TiO2 0.06％的优质长石精矿。试验结果表明，在扩大试验规模和连续磨矿、选别条件下，实验室小型试验采用的工艺流程具有良好的适应性与稳定性。 基于实验室小型试验和半工业性试验的试验结果，进行了工业性试验。最终长石精矿产率66.10％、Fe2O3含量0.10％、TiO2含量0.03％、K2O+Na2O 13.54％，达到我国长石特级品和出口品级标准。目前，该工艺已投入生产。 通过本文及相关课题的研究，获得了低品质钾钠长石矿加工提纯新技术和合理的工艺路线，使我国江西宜春地区大量存在的二、三级低品质长石资源，通过加工提纯达到一级品或特级品标准，扩大了国内十分短缺的优质长石原料的资源量。

导读 跟着技能的前进，高新产品关于原材料质量的要求越来越高，石英砂产品局限于纯度和粒度，一般只能作为玻璃或陶瓷的原材料，无法满意新式职业要求高纯超细的质量要求，面临商场的巨大需求国内外相继开端了关于高纯超细二氧化硅粉体的制备研讨。 现在高纯超细硅微粉的制备一般包括化学合成法和天然矿藏提纯法，可是经过长时刻的研讨发现化学合成法本钱高产值低，无法满意需求。本文从运用天然脉石英制备高纯超细硅微粉动身，介绍矿藏提纯法的相关研讨进展和运用。1超细破坏的研讨跟着现代高新技能和新材料的开展，超细破坏技能在微电子、航空、特种陶瓷、耐火材料、复合材料、新能源和生物化工等工业范畴都发挥了重要的作用，现已成为一种重要的原材料加工手法。超细破坏是经过对物料的冲击、磕碰、剪切、研磨、涣散等手法完成的。经过 20 多年的开展我国的超细破坏技能也有了很大的进步，不过大多数是经过引进吸收的办法。现在的超细破坏设备有拌和磨、振动磨、球磨机、气流磨、压辊磨、高速机械冲击磨、胶体磨、行星磨等。国内外一向致力于微米级矿藏材料的研讨，多为气流式破坏机利 用 天 然石英矿藏作为原材料制备超细粉体既是为了满意商场需求，一起为更好的下降粉体中有害杂质含量。天然石英矿藏中含有很多的包裹体和裂纹，运用超细破坏技能能够大大的下降裂纹和缺点的数量，再结合提纯工艺能够更好的下降有害杂质的含量。 以现在的破坏技能而言，天然石英矿藏能够运用的设备有球磨机、拌和磨、气流磨、振动磨等。可是这些设备因破坏进程中简单引进有害的杂质并且一般很难将粉体的粒度破坏至微米级，所以很难满意高纯超细粉体的制备。其间气流磨是一种比较好的破坏技能，如现在运用最为广泛的 JOM 型循环式气流磨、流化床气流破坏机。 为了处理这些问题，张晓钟等对石英砂超细破坏粒度操控进行了试验，运用振动磨加工超细粉石英进行了干湿工艺比照，以为给料量及其均匀性、入料粒度配比对产品的粒度散布的影响较大；湿磨工艺效率高但介质损耗大。杨慧芬等研讨了粉石英的超细破坏及对其表面的改性，研讨了磨料时刻、球料比、固液比、拌和强度对样质量量和功能的影响。 郝保红对粉石英的超细破坏进行了研讨，试验标明，粉石英在干磨条件下破坏粒度极限为 1.28μm，而湿磨条件下粒度极限 为 1.01μm。 李化建等对优质石英制备高纯超细硅微粉进行了工艺研讨，选用了振动磨和分级体系，出产出了满意电子电工级和涂料职业要求的产品。2提纯工艺的研讨国外早在 20 世纪 70 时代就开端研讨运用石英矿藏制备高纯石英砂的技能，现在美国处于领先水平，其特色是工业化产值大、制备专业化、自 动化程度高、检测水平高、产质量量安稳。从天然岩石矿藏中直接提纯石英是现在国际出产高纯石英粉最先进的技能，到90时代，Kemmochi和 Stato用普通石英加工成了高档石英玻璃运用的石英粉。 俄罗斯、日本和德国等根本上能够自给自足，除了巴西出口未经加工的水晶原矿外，国际高纯石英砂商场根本被美国尤尼明公司 （ UNIMINCorporation） 操控 。 尤尼明公司的“ IOTA” 商标被国际石英玻璃制作厂商公以为最著名的商标，其纯度被作为国际标准纯度，也是国际上其他供应商产质量量的衡量标准。其产品现已开展到了第六代，透明度为光学级，二氧化硅的含量现在正在由 99.9992%向99.9994%的方向开展。 我国的高纯石英粉根本上经过水晶或水晶边角料制得，水晶在我国的储量有限，报价昂贵，质地也不均匀，有些矿藏杂质和工艺进程中混合的杂质无法去除，导致由水晶出产的高纯石英粉产值小、质量不安稳。并且到现在为止，国内还没有彻底处理从天然岩石中提取高纯石英粉的工艺技能问题，无法完成工业化。所以一方面是高新技能对高纯石英粉的需求越来越大，另一方面是硅质质料提纯技能的 短板，导致关于高纯硅微粉制备工艺的研讨火烧眉毛。 2.1内部缺点的去除关于天然矿藏来说因为构成的条件各不相同，在矿藏内部的缺点相差较大，其间以包裹体和裂隙中的杂质差异尤为显着，前文已有描绘这儿不再重复。在对天然矿藏的提纯中，文献中的研讨多经过水淬法运用石英晶体之间的晶型改变引发巨大的体积改变，经过急速降温然后导致矿藏内部的缺点扩张，致使包裹体和裂隙中所包括的杂质矿藏露出出来，为进一步提纯供给条件。 2.2铁杂质的去除高纯石英粉的质量要求上关于杂质总含量的要求极为严厉，可是其间关于铁和铝元素的含量尤为严苛。其间铁质在天然矿藏中的赋存状况根本有五种办法： ① 微粒状况存在于粘土或高岭土的长石中；②氧化铁薄膜状况存在于石英颗粒表面；③铁矿藏或含铁矿藏；④分散状况存在于石英矿藏内部；⑤以固溶体状况存在于石英晶体内部。依据铁杂质存在的不同办法，一般有一下几种去除办法： （1）筛分和分级运用范畴的不同对石英粉的粒径要求也不同，运用筛分和分级能够到达操控粒径目标。一起分级进程能够起到脱泥和下降铁含量的作用，据研讨发现二氧化硅的含量随石英粉粒度的下降而下降，铁含量则相反。现在美国、日本等发达国家因为选矿工艺自动化程度高，选用水力旋流器进行石英砂分级处理，获得了很好的作用。 （2）擦拭擦拭就是经过机械力和矿藏颗粒间的摩擦力去除矿藏表面的含铁薄膜及杂质矿藏到达开始提纯的意图。首要有机械擦拭、超声波擦拭和棒磨擦拭等，在对擦拭的研讨中得到天然矿 物在磨矿擦拭后，铁的含量从 0.19%降到 0.10%，去除率高达 47.4%。而苏联拉曼选矿厂的研讨标明：超声波-浮选-磁选工艺能够将铁含量降至 0.1%，具有更好的除杂作用。 （3）磁选磁选分为干式和湿式两种，首要原理是经过高强磁场去除含铁杂质和具有磁性的杂质 矿藏然后到达提纯的意图 。 从相关文献能够得知，跟着磁场强度的添加，杂质去除率升高，但磁场强度添加到必定强度今后杂质去除率不再有上升趋势；含铁杂质的含量跟着磁选次数的添加而下降；矿藏粉体的粒度越小除杂的作用越好。 （4）酸洗因为 SiO2不溶于以外的酸，而其他矿藏杂质能被酸液溶解，运用这一特色，能够完成对石英矿藏进一步提纯的意图。天然石英矿藏中含有铁质薄膜或以包裹体形状附着在石 英颗粒表面时就必须运用酸液来溶解这些有害成分，其他办法一般难以去除，所以在现有的 提纯工艺中酸洗是无法代替的提纯手法并且能够得到很好的除杂作用。一般酸洗运用硫酸、草酸、和等。据材料得知，酸洗除杂的作用与酸液浓度、温度和时刻联系较大，其他要素影响较小。关于国内的酸洗现在还处于试验和小规模试出产阶段，而国外早已构成了体系的酸浸理论，所制备的产品在质量上也很安稳。近年也呈现了一些新式的提纯工艺，如超声酸洗法、微波酸洗法等在试验室研讨中获得了较好的试验作用。 （5）微生物处理微生物的品种繁复，在很多的微生物中寻找到一种或多种物种，运用其排泄的代谢物溶解石英矿藏表面的有害杂质成分达 到 提 纯 的作用在国外的相关文献上已屡次提及，研讨标明用多粘菌素杆菌、黑曲霉素、青霉、假单胞菌等培养液浸泡石英颗粒表面的含铁薄膜时，获得了很好的去除效 果 ， 其间黑曲霉素菌的氧化铁去除率高达75%以上，也为高纯石英微粉的制备供给了新的思路。 2.3铝杂质的去除石英矿藏中包括的长石、云母或粘土矿藏是铝质元素的首要来历，其间粘土矿藏能够运用前述的擦拭办法去除，可是关于长石和云母矿藏运用浮选工艺才干获得较好的去除作用。 浮选又分为有氟和无氟浮选两种办法。常用的有氟浮选是运用硫酸为 pH 调节剂，DWBE 和 SHN 为混合捕收剂或者是运用为活化剂、胺类阳离子捕收剂的法以及 YS 或 SHN 为捕收剂的阴离子浮选法。许多的研讨发现有氟浮选能够很好的去除石英矿藏中的长石，Schaper.E报导了德国某地石英矿以硫酸和为调整剂，两段反浮选脱出重矿藏及长石等杂质。可是近年来环境问题日益显现，为了削减 HF 的运用，无氟工艺得到了较大的开展。在 1976年美国 S.G.迈尔汉首要提出无氟浮选。据富田坚二等的研讨可知，在硫酸或介质中，运用高档脂肪族铵盐和石油磺酸钠为混合捕收剂，能够很好的别离石英和长石。蚌埠玻璃规划研讨院无氟浮选试验也获得了成功，为我国选矿工业的开展做出了较高的奉献。 2.4其他提纯办法研讨天然石英矿藏中的杂质元素多种多样，要想去除不同的杂质需求不同的办法。如电选法运用石英与杂质矿藏在电功能上的细小不同，选出微量的金属杂质矿藏；热爆裂法是将二氧化硅加热到必定的温度后矿藏中的包裹体发生爆炸，是包裹体中的杂质得以去除；热氯化法能够去除石英矿藏气泡中的金属包裹体。

铂族金属的别离和提纯：铂族金属的提取和精制流程因质料成分、含量的不同而异。将铂族金属精矿或含铂族金属的阳极泥用溶解，钯、铂、金均进入溶液。用处理以损坏亚硝酰化合物，然后加硫酸亚铁沉积出金。加氯化铵，铂呈铵沉积出，煅烧铵可得含铂99.5%以上的海绵铂。别离铂后的滤液，参加过量的氢氧化铵，再用酸化，沉积出二氯二配亚钯方式的钯，再在中加热煅烧可得纯度达99.7%以上的海绵钯。 铂族金属的别离和提纯，经上述处理后的不溶物与碳酸钠、硼砂、密陀僧和焦炭共熔，得贵铅。用灰吹法除掉大部分铅，再用硝酸溶解银，残留的铅、铑、铱、锇、钌富集于残渣中。将此残渣与熔融，铑转化为可溶性的硫酸盐，用水浸出，加沉出氢氧化铑，再用溶解，得氯铑酸。溶液提纯后，参加氯化铵，浓缩、结晶出氯铑酸铵。在中煅烧，可得海绵铑。  铂族金属的别离和提纯，在熔融时，铱、锇、钌不反响，仍留于水浸残渣中。将残渣与和苛性钠一同熔融，用水浸出;向浸出液中通入并蒸馏，钌和锇以氧化物方式蒸出。用乙醇-溶液吸收，将吸收液再加热蒸馏，并用碱液吸收得锇酸钠。在吸收液中加氯化铵，则锇以铵盐方式沉积，在中煅烧，可得锇粉。在蒸出锇的残液中加氯化铵，可得钌的铵盐，再在中煅烧，可得钌粉。浸出钌和锇后的残渣主要为氧化铱，用溶解，加氯化铵沉出粗氯铱酸铵，经精制，在中煅烧，可得铱粉。将铂族金属粉末用粉末冶金法或经过高频感应电炉熔化可制得金属锭。

熔盐电解精炼法提纯金属是将金属在一定的熔盐体系中经电解除去杂质提纯金属的方法。电解精炼法提纯稀土金属周期短，对除去某些杂质有明显效果。     电解精炼过程中，以杂质较高的稀土金属为阳极，研究得最为透彻得是金属Gd[16]，最初含有810μg/g O和920μg/g Ta。进入LiF-GdF3电解槽并用He气保护，H、O、N和Al、Fe、Ta等金属杂质经过电解精炼后含量明显下降，但C含量仍维持不变，F含量略有增加，经电子束熔炼脱除。电解精炼除Ta尤为合适。图1为电解精炼金属钇的装置示意图。用粗金属钇作阳极，用镍衬或钨坩埚做电解槽。电解质组成cm2，槽压为0.4～0.6V，电解后针状或片状的金属钇沉积在阴极上，然后将这种金属在880℃下进行真空蒸馏，除去金属上附着的盐类后熔铸成钇锭。    图1  电解提纯设备     参 考 文 献    16、Jones D W,et al.The rare earth in modern science and technology,Vol 1,309～314

（1）将矿石中有用矿物和脉石矿物相分离，富集有用矿物； 　　（2）除去矿石中有害杂质； 　　（3）尽可能地回收伴生有用矿物，充分而经济合理地综合利用矿产资源。 　　目前非金属矿提纯常用的方法：浮选法、重选法、磁选法、电选法、化学选矿法、光电拣选法、摩擦洗矿以及近些年出现的超细颗粒的选矿方法等。

金矿1、矿石破坏，2、用溶液溶出金的成分、3、用活性炭吸附溶液里的含金成分4、燃烧活性炭，煅烧残渣、5、电解法。6、得到毛金。得到纯金还要进一步除掉残余和其他金属[铁、锌、铜、银。]比方使用比重的法

选矿就是使用矿藏的物理或物理化学性质的差异，凭借各种选矿设备将矿石中的有用矿藏和脉石矿藏别离，并抵达使有用矿藏相对富集的进程。选矿学是研讨矿藏分选的学识，是别离、富集、综合使用矿产资源的一门技能科学。 选矿就是使用矿藏的物理或物理化学性质的差异，凭借各种选矿设备将矿石中的有用矿藏和脉石矿藏别离，并抵达使有用矿藏相对富集的进程。选矿学是研讨矿藏分选的学识，是别离、富集、综合使用矿产资源的一门技能科学。 非金属矿最杰出的特色是矿种多。现在，世界上开发使用的非金属矿产200余种(包含宝玉石)，我国已发现有经济价值的非金属矿产有100多种。非金属矿产的又一个杰出特色是各矿种的性质差异很大，共性很少。例如，在这个我们族里，既有自然界中硬度最大的金刚石，又有最软的滑石;既有无价之宝的珍稀宝石，又有量大价廉的土、砂、石。物性和价值的大相径庭，决议其采矿、选矿、加工办法千差万别。再加上大都非金属矿是以有用矿藏集合体或岩石为使用目标，在选矿作业中，维护有用矿藏晶体，坚持矿藏的使用价值不下降，成为断定选矿工艺和设备选型的首要准则，因而，非金属矿选矿比其他固体矿产杂乱得多。选矿进程一般是由选前的矿石预备作业、选别作业和选后的脱水作业所组成的接连生产进程。 为了从矿石中选出有用矿藏，有必要先将矿石破坏，使其间的有用矿藏和脉石抵达单体解离。有时为了满意后继作业对物料粒度的特殊要求，也需在中间参加必定的破坏作业。选前的预备作业一般分为破碎筛分作业和磨矿分级作业两个阶段进行。破碎机和筛分机多为联合作业，矿机与分级机常组成闭路循环。它们分别是组成破碎车间和磨选车间的首要机械设备。 选别作业是将现已单体解离的矿石，选用恰当的手法，使有用矿藏和脉石别离的工序。最常用的办法有： (1)浮游选矿法(简称浮选法)。浮选是依据矿藏表面的潮湿性的不同，增加恰当药剂，在浮选机平分选矿藏的办法。它使用广泛，可用来处理绝大大都矿石。 (2)磁选法。磁选是依据矿藏磁性的不同，在磁选机中进行分选的办法。首要用来处理黑色金属矿石和稀有金属矿石。 (3)重力选矿法(简称重选法)。重选是使用密度不同的矿藏在介质(水、空气或重介质)中运动速度和运动轨道的不同，而抵达分选的办法。它广泛用来选别钨、锡、金和铁、锰等矿石，其他有色金属、稀有金属和非金属矿石也常用重选法分选。重选是在各种类型的重选设备中进行的。 别的，还有依据矿藏的导电性、冲突系数、色彩和光泽等不同而进行选矿的办法，如电选法、冲突选矿法、光电选矿法和手选法等。 绝大大都的选后产品都含有很多的水分，这关于运送和冶炼加工都很晦气。因而，在冶炼曾经，需求脱除选矿产品中的水分。脱水作业常常按下面几个阶段进行： (1)浓缩。浓缩是在重力或离心力效果下，使选矿产品中的固体颗粒发作沉积，然后脱去部分水分的作业。浓缩一般在浓缩机中进行。 (2)过滤。过滤是使矿浆通过一透水而不透固体颗粒的间隔层，抵达固液别离的作业。过滤是浓缩今后的进一步脱水作业，一般在过滤机上进行。 (3)枯燥。枯燥是脱水进程的终究阶段。它是依据加热蒸腾的原理削减产品中水分的作业。但只要在脱水后的精矿还需求进行枯燥时才用。枯燥作业一般在枯燥机中进行，也有选用其他枯燥设备的。由浓缩、过滤、枯燥等工序构成的辅佐车间称为脱水车间。 非金属矿藏的选矿与提纯意图有以下几点： (1)将矿石中有用矿藏和脉石矿藏相别离，富集有用矿藏; (2)除掉矿石中有害杂质; (3)尽或许地收回伴生有用矿藏，充沛而经济合理地综合使用矿产资源。 现在非金属矿提纯常用的办法：浮选法、重选法、磁选法、电选法、化学选矿法、光电拣选法、冲突洗矿以及近些年呈现的超细颗粒的选矿办法等。 非金属矿分选提纯特色： (1)非金属矿选矿的意图一般是为了取得具有某些物理化学特性的产品，而不是为取得矿藏中某一种或几种有用元素。 (2)非金属矿选矿进程应尽或许坚持有用矿藏的晶体结构，避免影响它们的工业用处和使用价值。 (3)非金属矿选矿目标的核算一般以有用矿藏的含量为依据，多以氧化物的办法表明其矿石的档次及有用矿藏的收回率，而不是矿藏中某种元素的含量。 (4)非金属矿选矿提纯不仅仅富集有用矿藏，除掉有害杂质，一起也粉磨分级出不同规格的系列产品。 1.拣选和冲突洗矿 (1)拣选：拣选是使用矿石的表面特征、光性、电性、磁性、放射性及矿石对射线的吸收和反射才能等物理特性，使有用矿藏和脉石矿藏别离的一种选矿办法。拣选首要用于块状和粒状物料的分选，如除掉大块废石或拣出大块富矿。其分选粒度上限可达250～300mm，下限为10mm，关于单个宝贵矿藏(如金刚石)，下限可至0.5～1mm。 非金属矿藏的分选来说，拣选具有特殊效果，可用于预先富集或取得终究产品，如对原生金刚石矿石，选用拣选可预先使金刚石和废石别离，对金刚石粗选和精选，选用拣选可取得金刚石制品。相同，关于大理右、石灰石、石膏、滑石、高岭土、石棉等非金属矿藏，均可选用拣选取得纯度较高的终究制品。拣选又可分为以下两种办法： A:人工拣选:依据矿石和废石之间的外观特征(色彩、光泽、形状等)用手拣出矿石和废石。分正手选(从物猜中拣出有用矿藏)和反手选(从物猜中拣出废石)两种。首要用于机械办法欠好拣选或确保不了质量的矿石，如拣选长纤维的石棉、片状云母，从煤系高岭石中拣出大块废石(石英、长石)等。手选是最简略的拣选办法，但劳动强度大、功率低。人工拣选一般在手选场、固定格条筛、手选皮带机和手选台上进行。常用手选设备有手选皮带和手选台两种。手选皮带要求平皮带，宽度不大于1.2m，速度为0.2～0.4m/s，倾角不大于15度，距地上高0.7～0.8m，照明距地上高2m。手选台一般按4人面积3.2m2计。 B:机械拣选:依据矿石外观特征及矿石受可见光、X射线、γ射线照耀后反映的差异或矿石天然辐射才能的不同，凭借仪器完结矿石和脉石别离的选矿办法。如放射性拣选γ射线;射线吸收拣选(γ吸收法、x射线吸收法，中子吸收法);发光性拣选(γ荧光法、x荧光法、紫外荧光法、红外线法);光电拣选(表面光性拣选) ;电磁性拣选。 选用哪种拣选办法较为合理，首要由矿石特性所决议，矿石性质不同，拣选办法也不同。(2)冲突洗矿：冲突洗矿是处理与粘土胶粘在一起或含泥多的矿石的一种工艺，包含碎散和别离两项作业。 一般矿藏以水介质浸泡，冲刷并辅以机械搅动(必要时须配加分散剂)，凭借于矿藏自身相互之间的冲突效果，将被矿泥粘附的矿藏颗粒解离出来并与粘土杂质相别离，称之为冲突洗矿。擦拭(冲突洗矿)既可作为其他提纯作业的前期预备，也可独自完结矿藏的提纯。 2.重力选矿 重力选矿简称重选。它是依据矿藏间密度的差异，在必定的介质流中(一般为水、重液或重悬浮液)，凭借流体浮力、动力或其他机械力的推进而松懈，在重力(或离心力)及粘滞阻力效果下，使不同密度(粒度)的矿藏颗粒发作分层搬运，然后抵达有用矿藏和脉石别离的提纯办法。选用重选，有用矿藏和脉石间密度差值越大，越有利分选，越小分选则越困难。重选一般是在笔直重力场、斜面重力场和离心力场中进行。 在重选提纯进程中，影响重选目标的要素首要有：矿藏密度、矿粒巨细及形状、介质性质、设备类型及操作条件等。 3.浮选 浮选是使用矿藏表面性质(疏水性或亲水性)的差异，在气—液—固三相界面体系中使矿藏得以别离的选矿办法。矿藏颗粒表面的潮湿是由水分子结构的偶极性及矿藏晶体结构不同引起的，潮湿性即矿藏被水潮湿的程度。易被水潮湿的矿藏称为亲水性矿藏，不易被水潮湿的矿藏称为疏水性矿藏。矿藏的潮湿性决议着矿粒与气泡发作磕碰触摸时，是否能附着于气泡，也即潮湿性决议了矿粒的天然可浮性。表面潮湿性强的矿藏(亲水性矿藏)，天然可浮性差;反之天然可浮性好;矿藏表面的潮湿性—即亲水或疏水程度一般用触摸角来衡量。 单纯使用矿藏表面天然可浮性进行矿石各矿藏的浮选别离是有限的，一般要凭借必定的浮选药剂，使矿藏易于同气泡触摸，即进步矿藏的可浮性，浮选剂在固一液界面的吸附影响着矿藏的可浮性，而这种吸附又受矿藏表面电性的影响;因而，矿藏表面电性同其可浮性有着必定的联络。 浮选工艺中常见以下药剂： (1)起泡剂。散布在水气界面上的有机表面活性物质，如常用的、油、醇类等。 (2)捕收剂。它的效果是改动矿藏表面的疏水性，使浮游的矿粒粘附在气泡上。依据它们的效果性质又分为非极性捕收剂(烃)，阴离子捕收剂(如脂肪酸等)，阳离子捕收剂(如脂肪胺)等。 (3)调整剂。包含活化剂与抑制剂，改动矿粒表面的性质，影响矿藏与捕收剂的效果，调整剂也用于改动水介质的化学或电化学性质的，如改动矿浆PH值和其间捕收剂的状况。调整剂一般为无机化合物。 但在实践使用进程中，许多有机浮选药剂，常常具有起泡与捕收两种性质，一个药剂在一个进程中用作起泡剂，而在另一个进程中或许又以捕收剂的办法呈现，假如按用处分类必定会形成紊乱。因而，在评论或介绍浮选药剂问题时分，按有机化学的根本分类，或许按有机化合物的官能团分类，并恰当考虑在浮选实践上的用处是比较合理的。 4. 磁选与电选 磁选是在不均匀磁场中，使用各矿藏间磁性差异而使不同矿藏完结别离的提纯办法。多用于黑色金属矿石的选别和有色、稀有金属矿石的精选。非金属矿的磁选，便是从非金属矿藏原猜中除掉含铁等磁性杂质，而抵达非金属矿藏提纯的意图。 电选是使用各种矿藏的电性不同，在高压电场中完结矿藏分选的一种选矿办法。它广泛地使用于有色、黑色金属和非金属矿藏的分选。 (1)矿藏磁选进程：磁选是在磁选设备中进行。被选矿石给入磁选设备的分选区后;矿藏颗粒遭到磁力和机械力(包含重力、离心力、水流动力等)的联合效果，磁性不同的矿粒遭到不同的磁力效果。因为效果在各矿藏颗粒上的磁力和机械力的合力不同，然后完结了磁性强的矿藏和磁性弱的矿藏(无磁性矿藏)的磁选别离。 A:高梯度磁选和超导磁选 a:高梯度磁选:高梯度磁选机也是湿式强磁选机，它通过两个途径来取得大的磁场力，–是磁场强度H，二是磁场梯度。梯度定是因为选用了特殊的聚磁介质—钢毛，而大大进步其磁场效果力。 b:超导磁选:超导磁选机是把其磁性材料由铁磁体改为超导体。结构可分为三个体系：超导磁系、制冷体系和分选体系。 B:卧式串罐往复式高梯度超导磁选机由螺线管式超导磁系、分选罐列、铁磁屏、液压往复运动设备和机座组成。卧式串罐往复式高梯度超导磁选机分选进程：作业时，超导磁体激磁，一个分选罐坐落磁场空腔内，给人矿浆，捕获磁性粒子，洗刷磁介质。另一个分选罐坐落相应的磁屏腔内等候作业。当往复罐借往复传动设备退出磁场时，抵达相应的磁屏腔内，冲出介质上的磁性粒子。原停在磁屏腔内的另一分选罐进人磁场，顺次往复重复前一个分选罐进行的程序。这种办法答应超导磁体像永磁体相同作业而不用耗能量，可使制冷体系的能耗降到最低极限。 (2)电选：电选是在电选机的电场中进行。矿藏颗粒给入电场后，因为导电性质的不同，使得矿粒在电场中以某办法带不同性质的电荷或带不同数量的电荷。然后遭到不同的电场力的效果，以完结别离。矿藏颗粒在电场中除电场力的效果外，还受离心力、重力的联合效果。 以上是对非金属矿藏选矿办法及特色的总述，下面就现在我国非金属选矿的开展趋势作进一步论说。 矿产品加工和制品的开发，是一个远景十分宽广的范畴，也是非金属矿工业的开展方向。一种矿产品通过加工，做成制品，往往会身价百倍。其时，我国非金属矿产出口局势很好，近10年来，出口创汇额年年增加，但出口产品结构不合理，三分之二为原矿和初加工产品，贱价出口原矿，高价进口制制品的案例层出不穷，因而，开展加工制品，调整产品结构，刻不容缓。非金属矿是一类不断在开展，不断在改变的矿产资源，就某种矿藏或岩石而言，是矿或不是矿，同其时的科学技能和经济水平密切相关，也同本地资源条件、选矿和加工技能水平密切相关。 非金属矿藏选矿总的开展趋势是： (1)合适非金属矿藏选矿特色的惯例选矿办法、工艺流程和设备，将会逐渐得到推行、使用和开展; (2)为满意特种陶瓷、工程塑料、光导纤维等新型材料对非金属矿藏质料更严厉的质量要求，非金属矿选矿将向高纯、超细技能范畴跨进; (3)高效选矿设备的进一步研发和推行;各种选矿办法联合流程在处理非金属矿难选矿石方面的使用和开展;各种新技能(如超导、超声波、激光等等)在非金属矿选矿中的使用及现代检测技能的使用等。