铅精矿价格是很多铅精矿企业关注的重点。    2010年7月12日讯，现货铅精矿价格今报14700-14900元/吨，上涨50元/吨。美股与欧元的反弹给伦敦金属市场带来不少乐观情绪，伦铅连续7日持稳，涨势虽微，但昨日已收高至1800美元以上。国内现货市场买气回温，部分贸易商报价持平，另一些贸易商则适当调高50元/吨左右出货。伦铅小幅攀升，但国内铅精矿价格上行压力较大，下游主动接货意愿依然较低，云南铅寡淡交投于14700-14750；品牌铅在14800。隔夜伦铅以1755开盘，最高1805美元/吨，最低1754，截至收盘报1775美元/吨，涨1%。LME总持仓96551手，增加290手。LME库存减少275吨，昨日报18.93万吨。    现货市场某铅贸易商说：“因为最近希望能多出点货，我们铅精矿价格还是持平在14700元/吨，和昨天一样。最近云南铅、金沙铅都有在出，每逢周末，成交量基本都会多少增加一些，今天出了170吨左右，还算不错。”但也有贸易商告诉我们：“前一阵我们这里的成交情况很好，很多老客户都选择了那时来采购。也许正因如此，这几天的成交量就减少了不少。今天云南铅铅精矿价格14750元/吨，也有一些厂家认为价格高了点，选择持币观望。”     宏观面：美国供应管理协会(ISM)周二公布,6月非制造业指数为53.8,预估为55.0,5月为55.4，数据令人失望，尽管读数在50以上。美国近日公布的经济数据表现疲弱明显拖累美元走势，昨日美元兑欧元下跌   至 6 周低点，美元兑日元也下跌至 7 个月以来的低点。美元走弱支持基本金属大幅反弹，但毕竟投资人担心全球经济增长前景，在需求没有好转，精铅仍供应过剩的背景下，伦铅最终冲高回落。      中国目前是全球第一大铅生产国，国内2009年达到273.5万吨，占全球产量约34%；此外，中国也是出口大国，2009年精炼铅出口量高达537092吨，同比增长18%。分析师则认为，国内铅精矿短缺量并不大，只是冶炼/精炼阶段存在盈利性瓶颈；减产只能在近期内使市场短缺。目前国内铅精矿供应明显增长。根据国家统计局提供的数据，国内前5个月精炼铅产量为109.27万吨，同比增长6.7%，5月份产量同比增长14.6%，铅精矿产量为28.45万吨，同比增长10.1%，5月份同比增长22.2%。    更多关于铅精矿价格的资讯，请登录上海有色网查询。

由于目前铅精矿被广泛地运用在各行各业，所以铅精矿价格也备受业内人士的关注。我们上海有色网是一家关于有色金属方面资讯的网站，我们希望您在关注铅精矿价格的同时也能多去我们的网站了解相关铅精矿价格的信息。铅是人类从铅锌矿石中提炼出来的较早的金属之一。它是最软的重金属，也是比重大的金属之一，具蓝灰色，硬度1.5，比重11.34，熔点327.4℃，沸点1750℃，展性良好，易与其他金属(如锌、锡、锑、砷等)制成合金。锌从铅锌矿石中提炼出来的金属较晚，是古代7种有色金属(铜、锡、铅、金、银、汞、锌)中最后的一种。锌金属具蓝白色，硬度2.0，熔点419.5℃，沸点911℃，加热至100～150℃时，具有良好压性，压延后比重7.19。锌能与多种有色金属制成合金或含锌合金，其中最主要的是锌与铜、锡、铅等组成的黄铜等，还可与铝、镁、铜等组成压铸合金。  铅精矿用途广泛，用于电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等领域。此外，铅金属在核工业、石油工业等部门也有较多的用途。以上是我们网站为各位用户简单地介绍有关铅精矿价格以及基本信息，希望您还能多多关注我们上海有色网的其他金属，我们能够为您提供最新的实时金属价格。

1970-2009年，世界铅精矿长期增长率为0.3%，2000-2009年年均递增2.2%，2009年为385.1万吨。西方国家铅精矿产量长期处于下降趋势，中国是世界铅精矿增长的主要力量。　　世界铅精矿的主要生产国有中国、澳大利亚、美国、秘鲁和墨西哥，2009年上述国家铅精矿产量在世界总产量中占到77%。 　　世界主要铅精矿生产企业有道朗公司（Doe Run）、必和必拓（BHP Billiton）、超达（Xstrata）、泰克资源公司（Teck Resources）等。2009年，世界前10家生产企业铅精矿产量在世界总产量中占到33.6%。世界主要铅矿山有美国的韦伯纳姆矿（Viburnum）铅锌矿、澳大利亚的坎宁顿（Cannington） 银铅锌矿和伊萨山（MountIsa） 铅锌矿、加拿大的红狗铅锌矿（Red Dog）等。2009年，世界前10大矿山的铅精矿产量在世界总产量中占到26.9%。 　　世界精铅的生产 　　世界精铅生产主要集中在亚洲、欧洲和美洲三大地区，2009年，这三大地区的精铅产量达到847.8万吨，占全球总产量的96.1%；其中亚洲占比达到55.5%。 　　二十世纪八十年代以前，世界精铅产量在西方产量的增长推动下上扬。1960-1980年间，世界精铅产量的年度增幅为2.7%，其中西方国家精铅产量增幅达到2.6%。九十年代以后，中国铅冶炼产能的迅速扩张，引导中国精铅产量迅猛增长，成为世界精铅产量增长的主力军； 同期，西方国家精铅产量维持在500万吨下方。1990-2009年间，世界精铅产量年度增幅为2.5%，其中西方国家的产量增幅仅为0.2%，而中国达到了13.5%。 　　亚洲在精铅生产方面与美洲、欧洲明显不同，前者以原生铅为主，而后两者以再生铅为主。2009年，亚洲再生铅产量占其总产量的比例为41.2%，低于世界平均水平的56.4%，欧洲、美洲再生铅产量在总产量中所占比重分别高达76.4%和81.2%。 　　分国别来看，精铅生产主要集中在中国和美国，2009年上述两国精铅产量为494.5万吨，占全球总量的56.1%。但两国的生产方式截然不同，中国以原生铅为主，美国以再生铅为主。2009年中国精铅产量为370.8万吨，其中再生铅为123.3万吨，所占比重为33.2%。美国2009年精铅产量为123.7万吨，其中再生铅所占比重高达91.4%。  (miki)

铅精矿质量标准品级Pb质量分子数不小于 %杂质质量分子数不大于 %CuZnAsMgOAl2O3一级品701.240.21.02.0二级品651.550.31.52.5三级品552.060.41.53.0四级品452.570.62.04.0注：铅精矿中金、银为有价元素，应报分析数据；其他类型铅精矿的杂质要求由供需双方商定

铅精矿是由主金属铅(Pb)、硫(S)和伴生元素Zn、Cu、Fe、As、Sb、Bi、Sn、Au、Ag以及脉石氧化物SiO2、CaO、MgO、A12O3等组成。为了保证冶金产品质量和获得较高的生产效率，避免有害杂质的影响，使生产能够顺利进行。

1、主金属含量不宜过低，通常要求大于40％。含量过低，对整个铅冶炼工艺来讲，单位物料产出的金属铅量减少，从而降低了生产效率。2、杂质铜含量不宜过高，通常要求小于1.5％。铜过高，烧结块中铜含量会相应升高，在鼓风炉还原熔炼过程中，所产生的锍量增加：一则使溶于锍中的主金属铅损失增加，二则易洗刷鼓风炉水套，缩短了水套使用寿命，并易造成冲炮等安全事故。另外，含铜太高，也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。3、锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点，特别是硫化锌。如含锌过高，则在熔炼时，这些锌的化合物进入熔渣和铅锍，会使它们熔点升高，粘度增大，密度差变小，分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜，严重影响鼓风炉炉况，妨碍熔体分离，故锌含量不宜过高，一般要小于5％。4、砷、锑等杂质含量也有严格的要求，通常要求As+Sb小于1.2％，如过高，则经配料烧结后，在鼓风炉中形成黄渣的量会增加，而且金属铅的流失量会相应增大，更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高；此外在电解精炼过程中，使铅溶解速度变慢，并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率，又影响生产效率。 另外，MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型，故一般要求MgO<2％，Al2O3<4％。

1)主金属含量不宜过低，通常要求大于40％。含量过低，对整个铅冶炼工艺来讲，单位物料产出的金属铅量减少，从而降低了生产效率。  (2)杂质铜含量不宜过高，通常要求小于1.5％。铜过高，烧结块中铜含量会相应升高，在鼓风炉还原熔炼过程中，所产生的锍量增加：一则使溶于锍中的主金属铅损失增加，二则易洗刷鼓风炉水套，缩短了水套使用寿命，并易造成冲炮等安全事故。另外，含铜太高，也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。  (3)锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点，特别是硫化锌。如含锌过高，则在熔炼时，这些锌的化合物进入熔渣和铅锍，会使它们熔点升高，粘度增大，密度差变小，分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜，严重影响鼓风炉炉况，妨碍熔体分离，故锌含量不宜过高，一般要小于5％。  (4)砷、锑等杂质含量也有严格的要求，通常要求As+Sb小于1.2％，如过高，则经配料烧结后，在鼓风炉中形成黄渣的量会增加，而且金属铅的流失量会相应增大，更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高；此外在电解精炼过程中，使铅溶解速度变慢，并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率，又影响生产效率。  另外，MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型，故一般要求MgO<2％，Al2O3<4％。

传统烧结－鼓风炉熔炼工艺中，按硫化铅精矿中硫的质量分数为12％～24％计算，每冶炼1t粗铅有0.6～1.1t的SO2排空。     新的炼铅技术的共同特点是将焙烧与熔炼结合为一个过程，实现铅精矿直接处理，充分利用硫化铅氧化放出的大量热将炉料迅速熔化，产出液态铅和熔渣。直接炼铅仍需要将冶金过程分为氧化和还原两个阶段，在氧化段充分氧化获得低硫铅，在还原段充分还原产出低铅炉渣。本实验探讨熔池熔炼还原段，利用铅精矿和富铅渣之间的交互反应，考察还原段的终渣含铅量、铅回收率（按渣计）、烟气烟尘率、粗铅产率等各工艺指标的影响因素及条件。对其反应机理进行了初步的探讨。     一、试验理论基础     铅精矿和富铅渣之间的主要交互反应如下： PbS＋2PbO→3Pb＋SO2（1） PbS＋PbSO4→2Pb＋2SO2 （2）     这两个反应在一般高温1000℃时，△G已经很负了。随着温度的升高，△G越来越负，说明从热力学角度来说，交互反应很容易发生。渣中铅化合物的溶化温度低，其熔体的流动牲好，而且与SiO2结合的Pb0挥发性要比纯Pb0小。PbS溶化后流动性大；PbSO4在800℃便开始分解，至950℃以上分解进行的很快。反应式(1)在860℃时的平衡压力达101325Pa；反应式(2)在723℃时的平衡分压为98000Pa。即在较低温度下，两个反应可以剧烈的向右进行。从动力学角度看，熔渣的熔点一般为1200℃左右，试验温度只要能高于渣熔点，则在渣熔融状态下，各种化合物之间接触良好，反应能很好的进行。     二、试验原料及方法     （一）试验原料     本试验所用原料为某厂艾萨炉出来的富铅渣和铅精矿。铅精矿为黑色粉末，粒度小于1mm。化学成分（％）：Pb 45.44、Zn 6.46、Fe 8.82、SiO25.34、CaO 1.57、MgO 0.48、Al2O3 1.00、S 17.86、Cu 2.43、Ag 0.266。定性物相分析结果表明：铅精矿主要含PbS、ZnS、FeS、SiO2、FeS2、PbSO4。     富铅渣为浅粉色块状，化学成分（％）：Pb53.97、Zn 6.46、Fe 8.64、SiO2 8.31、CaO 3.07、MgO 0.75、Al203 1.78、S 0.17、Cu 0.73、Ag0.0197，堆密度3.05 g/cm3。XRD分析表明：铅物相以PbZnSiO4、PbO、Pb存在。其中PbZnSi04在高温下发生如下反应分解成PbO： PbZnSiO4→PbO＋ZnO＋SiO2     故本试验可将富铅渣中的Pb看做以Pb0形式存在，并以此进行配料计算，确定各种料的加入量。     试验所用熔剂为：石灰石(CaO 51.2％，MgO3.17％）；石英砂（SiO2 93.83％）。     （二）试验方法     根据可能发生的交互反应方程式，先计算出富铅渣和铅精矿所需的理论量，再以富铅渣与铅精矿中FeO成分含量的总和为渣型选择的计算基础，然后根据选定的渣型计算所需各溶剂的质量。将富铅渣、铅精矿、石灰石、石英砂分别先经破碎，磨细后，再充分混合均匀，加水湿润后制团，最后烘干12h以上。每次称2kg左右的混合料加人高15cm，内径14 cm的碳化硅坩埚中，从电炉底部进料。用一个Pt/Pt－13%Rh型热电偶检测炉内试验样料的温度，通人高纯氩气排除炉内空气并起轻微的搅拌作用；通过调节电炉的程序参数，设定好每次试验反应温度和时间；反应结束后，观察形成的铅渣表面现象，判断是否产生了泡沫渣，再称量铅渣和粗铅，并分析各主要成分含量。由于试验条件有限，未能检测SO2浓度和烟尘率，本试验将烟气烟尘率看做一个技术指标，计算式为：     烟气烟尘率＝（加入坩埚的炉料总量－反应后粗铅和铅渣的量）÷加入坩埚的炉料总量     三、试验结果及讨论     （一）渣型对终渣含铅量和烟尘率的影响     炼铅炉渣是个非常复杂的高温熔体体系，它由SiO2、FeO、CaO、MgO、Al2O3、ZnO等多种氧化物组成，并且它们之间可相互结合形成化合物、固熔体、共晶混合物。为了讨论渣型与结晶相的关系，将多元系简化为三元系：FeO－CaO－SiO2。将渣中该三相的成分换算为100％，再查看FeO－CaO－SiO2三元系相图，根据图中渣温度1 100～1 300℃区域，选择试验3个成分含量。A Perillo提供了维斯麦港基夫赛特法炼铅厂的投产与生产指标，炉渣的化学成分：FeO39％，SiO2 38％，CaO 23％。     试验条件：固定温度1250℃，时间5h，配料比1.0。试验编号分别为（1）－FeO 40％，SiO2 35％，CaO 25％；（2）－FeO 37.5％，SiO2 37.5％，CaO25％；（3）－FeO 35％，SiO2 40％，CaO 25％；（4）－FeO 35%，SiO2 37.5％，CaO 27.5％；（5）－FeO35％，SiO2 35％，CaO 30％。     试验结果表明CaO含量保持为25％，相应的SiO2含量减小时，试验（1），(2），(3)的渣含铅分别为3.48％，4.76％，5.87％；烟气烟尘率分别为36.9％，32.6％，28.1％。FeO含量固定为35％时，相应的SiO2含量减小时，试验(3)，(4)，(5)的渣含铅分别为5.87％，1.41％，3. 86％；烟气烟尘率分别为28.1％，42.25％，35.6％。     根据熔渣结构的离子理论，适当增加碱性氧化物有利降低炉渣黏度。但碱性氧化物过高时可能生成各种高熔点化合物，使炉渣难熔，渣黏度升高。对于FeO－CaO－SiO2三元系炉渣，但CaO含量超过30％时，黏度将随CaO含量的增加而迅速加大。SiO2/Fe过大，黏度高，排放困难，提高Ca0/SiO2，可降低渣的黏度。从试验结果数据可看出：当炉渣组成为FeO 35％、SiO2 37. 5％、CaO 27. 5％时，烟气烟尘率为42.25％，渣含铅1.41％为最低。     （二）配料比对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间定为3h,温度为1250℃的条件下。以100 g富铅渣为计算基础，理论需要消耗铅精矿71.297g，试验中铅精矿用量分别为理论量的0.9、0.95、1.0、1.05、1.1、1.15和1.2倍。     从图1可看出，在其他条件不变的情况下，随配料比增加，渣含铅呈先减小后增大的趋势，在配料比为1.0有最小值；烟气烟尘率呈先增大后减小的趋势，与渣含铅趋势相反，即渣含铅低时则烟气烟尘率高。鉴于两者的矛盾关系，折中取定试验条件，故此后试验定配料比为 1.1，此条件下渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％，能基本满足工业上对工艺指标的要求。图1  配料比对终渣含铅和烟尘率的影响     （三）反应温度对终渣含铅和烟尘率的影响     为减少烟尘量，必须严格控制炉内温度。如果能抑制铅及化合物的挥发，烟尘中氧化锌含量就会提高，就可以进入氧化锌系统进行处理。从沸点和平衡蒸气压分析，锌的挥发要比铅容易得多。如果试验中还原温度真正控制在1150～1200℃，Pb和PbO的蒸气压都只有1.3～6.7kPa，铅的挥发率不会如此高。     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间5h，配料比1.1。试验结果见图2。图2  反应温度对降低终渣含铅量，烟气烟尘率的影响     从图2可看出，其它试验条件不变时，渣含铅随温度的升高而降低，在1250℃有最小值，1300℃时反而渣含铅比其高。观察1300℃的试验现象，渣孔（从粗铅到渣表面）多，推测温度较高于渣熔点时，渣熔体流动性大，反应产生的气体更容易从渣孔隙跑出液面，同时使得渣中的铅及其化合物未能很好的沉降分离，所以渣含铅偏高；烟气烟尘率随温度升高而逐渐增大，1300℃时，烟气烟尘率高达48.82％。烟气烟尘率太高，对后续的收尘系统是个负担，会导致生产成本增加，严重时，会造成烟尘积压。综合考虑后选定温度为1250℃。     （四）反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。试验结果见图3。图3  反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     从图3可以看出，随着反应时间的延长，交互反应进行得越彻底，渣、铅分离沉降时间长，分离效果更好，则渣含铅逐渐减少；而烟气烟尘率逐渐增加。反应时间短，能缩短排渣周期时间，能提高床能率。试验时间为3h条件下，渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％。     （五）反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，时间3h，配料比1.1。试验结果见图4。图4  反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     从图4可看出，随反应温度的升高，各种化合物和金属的挥发量增多，粗铅产率从27.23％降至14.62％，产渣率也逐渐减小。故反应温度不易过高，折中选择1250℃为较好，此条件下，粗铅产率22.76％，产渣率43.61％。     （六）反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     固定渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。反应时间对粗铅产率（占点炉料）和渣产率的影响结果见图5。图5  反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     从图5可以看出：(1)随着反应时间的增加，粗铅产率从19.23％升至25.83%。时间长有利于渣铅沉降分离，同时能让其它各种金属化合物有足够时间发生还原反应，再以金属状态进入粗铅；(2)渣产率逐渐减少。时间长，渣中易挥发的化合物及被产出的气体气泡带走的物质则更多的进入烟气烟尘中，增加了收尘负荷。时间为3h时，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。     （七）其它反应效果的比较及分析     不同试验条件下，反应后，其它各成分含量变化不大。粗铅中的铅含量95.01％～96.12％；Ag含量0.28%～0.36％；S含量0.11％～0.19％；铜含量0.31％～0.56％。铅渣其它成分含量：S含量1.89％～2.37％；Zn含量2.47％～6.33％。且呈现渣含铅低，则含Zn亦低的试验现象。推测在相同工艺条件下，原料中铅化合物和锌化合物与其它物质之间发生的反应机理相似，故两者在铅渣和烟尘中呈正比例含量关系。随着反应时间的延长和反应温度的提高，各种化合物逐渐分解，易挥发物更多的进人烟尘，渣中较难挥发物SiO2、FeO、CaO的含量都有稍微增加的趋势。在渣含铅     四、结论     在熔池熔炼还原段采用铅精矿和富铅渣的交互反应可满足工业实践的各项经济技术指标。最优工艺条件：渣型三主要组成含量折算为FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，时间3h，配料比1.1。在此条件下可得到渣含铅2.61％，铅的回收率（以渣计98.21％，脱硫率91.5％，烟气烟尘率33.63％，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。

铅精矿在被鼓风炉熔炼之前必须把铅精矿在熔炼前进行预备作业即烧结焙烧，其目的：（1）除去铅精矿中的硫，如含砷及锑较多也须将其除去；（2）将细料烧结成块。     因此，在焙烧过程中，除进行氧化反应外，还必须使细料结块。这种同时完成两个任务的焙烧法，称为烧结焙烧或简称为烧结，而呈块状的焙烧产物称为烧结块或烧结矿。当用鼓风炉还原熔炼法处理块状富氧化铅矿时，不需要进行烧结焙烧，只要将矿石破碎至一定的块度，就可送往鼓风炉直接熔炼。如果要进行处理的不是块矿而是细碎的氧化铅精矿，仍须先行烧结或制团，然后才加入鼓风炉熔炼。铅精矿的烧结焙烧是强化的氧化过程，即将炉料装入烧结机中，在强制地鼓入或吸入大量空气的条件下，加热到800－1000℃，使之着火并继续燃烧，其中金属硫化物便发生氧化，生成各种金属氧化物和硫酸盐。

1号电解铅 :Pb含量不小于99.994% ； 2号铅: Pb含量不小于99.99%； 粗铅:  硫化铅矿氧化脱硫-去渣-粗铅.粗铅Pb纯度在96%-98%； 还原铅：以废铅做原料，重新回炉冶炼而得，PB含量通常在96%~98%左右，也可做为生产电解铅的原料。   再生铅：蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例，因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。 再生铅主要用火法生产。例如,处理废蓄电池时,通常配以8～15%的碎焦，5～10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂，在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。 铅精矿：矿石经过经济合理的选矿流程选别后，其主要有用组分富集，成为精矿，它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比（如铜、铜、锌等）表示，有的以重量比（如金矿以克／吨）表示。它是反映精矿质量的指标，也是制定选矿工艺流程的一项参数。

铁精矿中的氟一般以萤石或稀土氟化物的方式存在，通常在碱性介质中，以很多水玻璃或适量淀粉按捺铁矿藏，选用阴离子捕收剂反矿藏，如我国包钢选厂铁精矿选用阴离子捕收剂反浮选工艺除氟，以水玻璃作为涣散和按捺剂，铁精矿中的氟含量可从1％～2.4％降至0.65％左右，但仍然存在着铁份丢失较大和除氟率不高级问题。别的，还能够选用在强碱性介质中加淀粉作按捺剂、加Ca＋＋作活化剂、以阴离子捕收剂一起浮氟和硅的工艺。 铁精矿中的碱金属氧化物主要以含碱金属硅酸盐矿藏的方式存在（如长石类矿藏等）。依据该类硅酸盐矿藏的物理化学性质特色，一般选用阳离子捕收剂反浮选工艺，一起研讨证明，参加有利于进步碱金属氧化物的脱除率，但需求延伸浮选时刻，以确保铁精矿中含硅矿藏的浮出。

氟锑酸为质子酸SbF5与HF的混合物，属于超强酸。SbF5能与氟离子形成正八面体形阴离子SbF6-。氢离子能自由运动，几乎不受束缚，因此该物质有强酸性，酸性达纯硫酸的二千亿亿倍。为已知物质中酸性最强的物质。氟锑酸或称六氟锑酸、六氟合锑酸,是氢氟酸和五氟化锑反应后的产物.以一比一的比例混合时成为现在已知最强的超强酸,实验证明能分解碳氢化合物,产生碳正离子以及氢气. 　　氢氟酸(HF)和五氟化锑(SbF5)反应强烈放热.HF会释放质子H+,然后氟离子F?会与SbF5形成八面体型的SbF6?阴离子.SbF6?是非配位阴离子,亲核性和碱性都很弱.于是质子实际上是&quot;裸露&quot;在水溶液中,使得混合物体系呈现极强的酸性,比纯硫酸要强2&times;10^19倍.氟锑酸结构　　用X射线晶体学研究两份HF-SbF5反应形成的结晶,发现化学式分别为[H2F][Sb2F11]和[H3F2][Sb2F11],都含有Sb2F11作阴离子.据估计,Sb2F11离子的碱性比SbF6还要弱,因此更加稳定.氟锑酸会与水起强烈甚至爆炸性的反应，而且它会与目前已知所有的溶剂反应。能溶解氟锑酸的溶剂有SO2ClF、液态二氧化硫及氟氯烃。盛HF-SbF5的容器可用特氟龙制造。 　　性状： 　　1、沸点：无（注意，混合物固定无沸点） 　　2、熔点：无（注意，混合物固定无熔点） 　　3、氟锑酸和发烟氟锑酸中均不含水，SbF5为溶剂，HSbF6及HF是溶质。故氟锑酸和发烟氟锑酸均为无色油状液体。 　　4、氧化性：因为其中含五价锑，故氧化性极强。

多年来，铝材的表面处理一向选用阳极氧化处理，为了确保氧化膜的结实和光泽，国内外对用于铝门窗的型材进行了仔细的挑选，终究选中了6063合金(我国为LD31)。该合金杰出的氧化性能使人们对氧化膜结实度和氧化膜光泽的要求得以完成。跟着建筑技能的开展，阳极氧化处理已不能满意建筑师和业主对门窗颜色的要求。由于，阳极氧化后只要白色和古铜色两种颜色。 　　氟碳喷涂是选用液态氟碳喷涂料喷涂在铝合金制品上。这种喷涂在香港被称为煸油。它具有优异的抗褪色性、抗起霜性、抗大气污染(酸雨)腐蚀性、抗紫外线照耀和较强的抗裂性。因而，它一呈现便于工作遭到人们广泛的注重和喜爱。 一、氟碳喷涂的质料 　　氟碳喷涂是以聚偏地氟乙烯树脂为基料或配以金属粉为色料制成。它于1965年由美国Penwalt化学公司首要推出，并以Ky—nar500作为商标。该喷涂料经美国研究机构对其和别的两种涂料进行的长达12年暴露在湿润含盐环境中的测验结果表明，它能够在各种恶劣的环境下运用。 二、氟碳喷涂的技能要求和标准 　　氟碳喷涂为高级的铝材表面涂装工艺，故对全进程的质量要求极为严厉。现在，国际上公认的查看涂装质量的首要标准为美国建筑制作业协会标准AA-MA-605.02.90。该标准中的一些首要技能指标为： 　　1．最小涂层厚度：3O.5 μm(2层)、40.6μm(3层) 　　2．颜色均匀度：肉眼操控。 　　3．附着性：1/16” 方格，湿、干涂层时均无掉落。 　　4．冲击性：1/1O” 变形，无掉落。 　　5．耐酸性：1%滴在表面，15min后无腐蚀。 　　6．耐碱性：Mortar Pat试验，24h无腐蚀。 　　7．耐清洁剂：浸泡于30%、38℃清洁剂中，72h无腐蚀。 　　8．耐盐雾污染：5%的38℃盐水300h，底层掉落中于1/16”。 三、氟碳喷涂的设备及工艺 　　氟碳喷涂的设备有必要确保有超卓的雾化作用，确保喷涂均匀。质量优异的氟碳涂层应具有金属光泽，颜色鲜明，有显着的立体感。不然，构件表面颜色不均，有阴影或涂层不牢。 　　氟碳喷涂工艺多选用多层喷涂，以充分发挥Ky—nar500的耐外尾和耐候性，从铝材的前表面处理到各喷涂进程都需求严厉操控质量，终究产品有必要到达美国建筑制作业协会AAMA-605.02-90标准。 氟碳喷涂工艺流程为： 　　前处理流程：铝材的去油去污→水洗→碱洗(脱脂)→水洗→酸洗→水洗→铬化→水洗纯水洗。 　　喷涂流程：喷底漆→面漆→罩光漆→烘烤(180～250℃)→质检。 　　喷涂工艺有三次喷涂(喷底面漆、面漆及罩光漆)和二次喷涂(底漆、面漆)。 　　1．意图：对工件表面进行去油去污及化学处理，意图是发生铬化膜，添加涂层与金属表面的结合力和氧化才能，有利于延伸漆膜的运用年限。 　　2．底漆涂层：为了进步涂层抗浸透才能，增强对基材的维护，安稳金属表面层，加强面漆与金属表面的附着力，能够确保面漆涂层的颜色均匀性，漆层厚度一般为5～1Oμm。 　　3．面漆涂层：面漆涂层是喷涂层要害的一层，在于供给铝材所需求的装修颜色，使铝材外观到达规划要求，而且维护金属表面不受外界环境的腐蚀，避免紫外线穿透。漆层厚度一般为23～3Oμm。 　　4．罩光漆涂层：意图是更有效地增强漆层抗外界腐蚀才能，维护面漆涂层，添加面漆颜色的金属光泽。涂层厚度一般为5～1 Oμm。 　　5．固化处理：三喷涂层一般需求二次固化，铝材进入固化炉处理，固化温度一般在180～250℃之间，固化时刻为15～25min。 　　6．质量检验：质量检验应按AAMA605.02.90标准。氟碳喷涂在我国仍是一个较新的产品，但已具有出产厂商3O佘家，年喷涂面积已超越400万平方米。在这些厂商中，有选用手艺喷涂的，也有自动化喷涂的，喷涂质量差异很大。因而用户在选材时，要严厉查看产品的喷涂质量，既要考虑出产供应商的设备先进程度，也要考虑其技能人员的技能落后水平缓操作工人的工作经验。

1号电解铅 :Pb含量不小于99.994% ；2号铅: Pb含量不小于99.99%；粗铅: 硫化铅矿氧化脱硫-去渣-粗铅.粗铅Pb纯度在96%-98%；还原铅：以废铅做原料，重新回炉冶炼而得，PB含量通常在96%~98%左右，也可做为生产电解铅的原料。 再生铅：蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例，因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。 再生铅主要用火法生产。例如,处理废蓄电池时,通常配以8～15%的碎焦，5～10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂，在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。铅精矿：矿石经过经济合理的选矿流程选别后，其主要有用组分富集，成为精矿，它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比（如铜、铜、锌等）表示，有的以重量比（如金矿以克／吨）表示。它是反映精矿质量的指标，也是制定选矿工艺流程的一项参数。

氟锑酸为质子酸SbF5与HF的混合物，属于超强酸。SbF5能与氟离子形成正八面体形阴离子SbF6-。氢离子能自由运动，几乎不受束缚，因此该物质有强酸性，酸性达纯硫酸的二千亿亿倍。为已知物质中酸性最强的物质。氟锑酸或称六氟锑酸、六氟合锑酸,是氢氟酸和五氟化锑反应后的产物.以一比一的比例混合时成为现在已知最强的超强酸,实验证明能分解碳氢化合物,产生碳正离子以及氢气. 　　氢氟酸(HF)和五氟化锑(SbF5)反应强烈放热.HF会释放质子H+,然后氟离子F?会与SbF5形成八面体型的SbF6?阴离子.SbF6?是非配位阴离子,亲核性和碱性都很弱.于是质子实际上是&quot;裸露&quot;在水溶液中,使得混合物体系呈现极强的酸性,比纯硫酸要强2&times;10^19倍.氟锑酸结构　　用X射线晶体学研究两份HF-SbF5反应形成的结晶,发现化学式分别为[H2F][Sb2F11]和[H3F2][Sb2F11],都含有Sb2F11作阴离子.据估计,Sb2F11离子的碱性比SbF6还要弱,因此更加稳定.氟锑酸会与水起强烈甚至爆炸性的反应，而且它会与目前已知所有的溶剂反应。能溶解氟锑酸的溶剂有SO2ClF、液态二氧化硫及氟氯烃。盛HF-SbF5的容器可用特氟龙制造。 　　性状： 　　1、沸点：无（注意，混合物固定无沸点） 　　2、熔点：无（注意，混合物固定无熔点） 　　3、氟锑酸和发烟氟锑酸中均不含水，SbF5为溶剂，HSbF6及HF是溶质。故氟锑酸和发烟氟锑酸均为无色油状液体。 　　4、氧化性：因为其中含五价锑，故氧化性极强。本文为转载稿，仅代表作者本人的观点，与本网立场无关。上海有色网信息科技有限公司不对其中包含或引用的信息的准确性、可靠性或完整性提供任何明示或暗示的保证。对于任何因直接或间接采用、转载本文提供的信息造成的损失，上海有色网信息科技有限公司均不承担责任。媒体合作事宜， 敬请联系info@smm.cn 或 021-6183 1988 转 5009。

图1中所示的是生产中的强化高温硫酸焙烧分化混合型稀土精矿的前处理准则工艺流程。在生产进程中运用的首要设备和技能条件如下。图1  高温硫酸焙烧混合稀土精矿及前处理准则工艺流程 一、硫酸焙烧 焙烧进程的首要设备是钢板卷制、内衬防腐耐火砖的回转窑。窑头砌燃烧室，燃料可用重油、煤炭。物料在窑内的焙烧时刻长短和窑的长度、转数、斜度相关。生产中的技能条件为： 矿∶酸（硫酸浓度为92%）=1∶（1.2～1.4）； 窑头温度700～800℃； 窑尾温度220～270℃； 精矿分化率约93%。 二、浸出和净化 从回转窑出来的热焙烧产品在调浆槽内用一次洗渣液调成浆状，一起参加FeCl3溶液，然后经泵转入浸出槽。在浸出槽中拌和浸出一起参加MgO中和剩余酸，至pH=3.5～4.0，用板框式压滤机别离渣和浸出液。为了进步稀土收率，浸出渣须经过二次洗渣操作。生产中的技能条件为： 固液比（质量∶体积）=1∶（10～15）； Fe/P=2～3； 浸出时刻2～3h； 浸出温度  常温； 中和pH值3.5～4.5。 净化后浸出液的技能要求： REO=25～40g/L； Fe2O3＜0.05g/L； PO43－＜0.005g/L； ThO2＜0.001g/L。 三、溶剂萃取转型 选用二（2－乙基已基）磷酸（即P204）萃取剂将硫酸溶液中的稀土悉数萃入有机相，然后以为反萃取液，能够将稀土硫酸溶液转化为稀土溶液。在萃取转型的进程中能够从萃余液中扫除Ca2＋、Mg2＋、Fe2＋等杂质，而且经过操控反萃取剂浓度和流量使稀土溶液的浓度得到富集。工业上依据用户对产品的要求，有时在转型前首先用与前相同的萃取剂进行钕钐分组，分组的萃余液中稀土元素是La～Nd 。反萃溶液中稀土元素是钐后的中重稀土元素，用草酸或碳酸氢铵沉积后，可直接收回钐、铕、钆富集物。La～Nd元素的萃余液再进入萃取转型工序。钕钐分组和萃取转型均用分馏萃取方法，首要技能条件如下。 钕钐分级 级数：萃取＋洗刷＋反萃取=7级＋13级＋8级=28级 有机相组成：1mol/L P204－火油 反萃取剂酸度：6mol/L La～Nd萃取转型 级数： 级数：萃取＋弄清＋反萃取=7级＋2级＋6级=15级 有机相组成：同钕钐分组 La～Nd料液酸度：pH=1～4.5 反萃剂及酸度：6mol/LHCl 反萃液的质量要求：REO=250～270g/L、SO42－＜0.179g/L、Fe2O3＜0.418g/L假如萃取液中SO42－不符合要求，能够定量参加BaCl2除掉。 四、蒸腾浓缩 蒸腾浓缩进程在蒸汽夹套加热、内衬珐琅的蒸腾罐内进行。蒸腾进程的技能参数如下： 罐内真空度   6×104Pa； 蒸腾温度     108～115℃； 蒸气压力     0.3～0.4MPa。 五、碳酸稀土制备 浸出液参加碳酸氢铵能够直接制备碳酸稀土，生产中首要技能条件如下： 浸出液稀土浓度REO=30～50g/L； 沉积温度  40～60℃； 拌和转速  60～80r/min； 碳酸稀土要求  REO≥43%，Fe2O3≤0.5%，SO42－≤2%。

一熔体质量影响　　熔体纯净化是提高铝材质量的共性技术基础，也是提升铝材品质的关键技术。熔体中气体和非金属夹杂物的存在均有显着的影响。主要包括：坯料的后续加工成形性能，最终产品的物理性能，力学性能，抗腐蚀性能，结构完整性与外观质量。　　二影响熔体质量的因素　　1外部材料：原辅材料质量，废料类别和添加比例；　　2熔炼及在线处理：　　熔体温度，静置时间，炉内精炼，扒渣作业，炉子清洁程度，铝液转炉／浇筑，流槽卫生及干燥程度，工具干燥程度；　　除气，过滤，细化添加剂；　　3铸造过程：分配袋，金属流量，金属温度，操作不规范。　　三杂质分类　　1气体杂质：H2　　2碱性杂质：Na，Ca，Li等。　　3非金属杂质：通常说的夹杂物　　Al2O3，尖晶石，MgO，FeO，MnO；　　AlN，TiB2，(Ti，V)B2，Al4C3；　　MgCl2，NaCL2，CaCl2盐类；　　4液态杂质：低熔点的氯化物，氟化物及其混合物。　　四如何判断熔体质量的好坏　　1高质量的产品必须以减少或消除铝熔体中的非金属夹杂物为最终目的；　　2国内外熔体处理的手段非常多，但是处理后的效果如何就需要一个准确点评价体系；　　3熔体内夹杂物评价是对所使用的熔体处理系统进行综合的判断与分析，在全面系统地对全流程的熔体处理进行定量分析的基础上建立评价标准，使过滤器的选择与使用更具科学性，寻求以最经济合理的过滤方式达到铝制品性能的最优化。　　五熔体内夹杂物评价方法　　1目前主要的评价手段以离线分析为主，即将过滤前后熔体取样后，测定夹杂含量并进行对比，常规方法包括定量金相法，化学分析法，图像扫描法(IA)，容量法，扫描电镜法(SEM)，激光衍射颗粒尺寸分析法(LDPSA)，非破坏超声法(CUS)，激光显微探针质谱分析法(LAMMS)，X射线衍射法(XPD)，光电扫描法，俄歇电子光谱法(AES)等。离线分析虽准确性高，但检测结果滞后于熔铸过程，仅能表达取样时刻的过滤效率，无法及时跟踪过滤效率低变化情况并做出调整。　　2西方发达国家针对高端铝制品对质量对严格要求，开发了多种用于生产现场的新的评价技术。　　11LiMCA11液态金属洁净度分析仪，由加拿大ABB公司发明。　　22PoDFA装置，由加拿大铝业公司发明；　　33LAIS法，由美国联合碳化物公司发明；　　44Prefil—Footprinter装置，由加拿大ABB公司发明。　　东北大学副教授：王向杰

氟碳铈矿－独居石混合稀土精矿是我国特有的一种复合型稀土矿藏，该矿藏具有如下特色：     一、精矿中氟碳铈矿与独居石的质量比在9∶1～6∶4之间动摇；     二、精矿中含有铁矿藏（Fe2O3、Fe3O4）、萤石（CaF2）、重晶石（BaSO4）、磷灰石（Ca5F(PO4)3）等矿藏；     三、铈组元素约占矿藏稀土元素总量的98%；     四、放射性元素Th含量约为0.2%，低于独居石等稀土矿藏。     现在可供工业上运用的混合型稀土精矿的稀土档次一般在50%～60%之间。表1中列出的是常用的混合型稀土精矿的化学成分。 表1  氟碳铈矿－独居石混合稀土精矿的化学成分      单位：%成分ΣREOΣFeFPSiO2CaOBaOSThO2Nb2O5含量50.403.705.903.500.565.557.582.670.2190.05254.782.106.204.650.677.654.591.640.1700.01760.123.056.204.851.285.802.420.650.2100.023    混合型稀土矿藏中因为含有高温下非常安稳的稀土磷酸盐矿藏（独居石），常温下难以用酸分化，运用的办法现在仅限于硫酸焙烧和溶液分化两种。可是因为这两种办法在环境保护和生产成本等方面上别离都存在必定的问题，因而开发经济环保型的新工艺一直是人们重视的工作。

当下主流的手机，平板电脑，笔记本等电子设备使用的电池材料主成分为钴酸锂类。然而，高含量钴溶液基体的情况下测量铅元素，由于受到了光谱之间的相互干扰，然而使分析变得困难。日立ICP(型号PS3520UVDD)拥有真空紫外波长的观察区域，可从不同波长分析线的区分来改善诸如此类的干扰情况。 1. PS3520UVDD拥有130nm处波长的对应可能。(普通分光器一般只能达到160nm的短波长) 2. 因此，铅元素在短波长143.396nm处不受钴元素特征波长的干扰影响。 3.铅143.396nm波长的检测下限值(DL)可达8ppb，使钴基体下的铅痕量分析成为可能。

除硫酸焙烧分化和分化两种办法外，人们还研讨了高温氯化法、熔盐萃取法以及酸碱联合法。这些办法根据矿藏性质进行研讨，有共同之处，可是三种分化办法的工艺流程中都没有完好的收回矿藏中有价值的氟、磷、钍元素的工序设置，这些元素常常残留于废气、废水、废渣中而污染环境，虽然有些研讨方案的工艺流程中能够收回某一两种元素，但由于所触及的设备杂乱，化工原料耗费本钱高，工艺进程冗长，不易操作，而导致出产中难以实现。近几年，基酝环境保护意图，分化混合型稀土精矿的工艺研讨取得了一些发展，其间具有必定含义的有如下几种。 一、NaCO3焙烧法 在高温下碳酸钠能够将混合型稀土精矿中的稀土氟碳酸盐和磷酸盐分化成稀土氧化物。在分化进程中，矿藏中的其他组成也将参与反响，使焙烧产品的组成杂乱化。碳酸钠焙烧方未予的特点是：1、焙烧进程中，稀土矿藏被分化成稀土氧化物可溶性的稀土复盐，一起铈由三价氧化为四价；2、焙烧产品中含有Na3PO4、BaCO3、Na2SO4、CaCO3、NaF等非稀土杂志。为了避免这些杂质在硫酸浸出时与稀土构成难溶的稀土硫酸复盐及稀土磷酸盐，构成稀土丢失，在硫酸浸出前需用水洗、酸洗办法预先处理焙烧产品；3、硫酸稀土溶液能够接溶剂萃取提取铈和收回钍；4、焙烧废气和浸出废渣以及废水对环污染小。碳酸钠焙烧办法现在尚存在焙烧进程中焙烧产品在回转窑中结块等问题而仍未用于工业出产。图1中所示的是工业试验流程。图1  碳酸钠分化混合稀土精矿试验工艺流程 （一）焙烧反响 在600～700℃用Na2CO3焙烧混合型稀土矿藏将发作如下化学反响： 2REFCO3＋Na2CO3=RE2O3＋2NaF＋3CO2                   （1） 2CeFCO3＋Na2CO3＋(1/2)O2=2CeO2＋2NaF＋3CO2          （2）  2REPO4＋3Na2CO3=RE2O3＋2Na3PO4＋3CO2                 （3） Th3（PO4）4＋6NaCO3=3ThO2＋4Na3PO4＋6CO2             （4） 在750～780℃下，精矿中的萤石（CaF2）与上述反响生成的Na3PO4和NaF进一步反响，生成可溶于酸的NaREF4、NanREPO4Fn和Na3RE(PO4)2: CaF2＋Na3PO4=2NaF＋NaCaPO4                        （5） REPO4＋nNaF=NanREPO4Fn                           （6） REPO4＋Na3PO4=Na3RE（PO4）2                                  （7） 用X射线衍射办法测验不同温下度的焙烧产品，发现在850℃下，Na2CO3参与量缺乏时（15%），焙烧产品中仍有REPO4存在，并且呈现了Ca8RE（PO4）5O2。剩下的REPO4同矿藏中CaCO3的分化产品CaO构成固溶体，在构成固溶体的一起伴有化学反响发作，即： REPO4＋2Ca3(PO4)2＋2CaO=Ca8RE（PO4）5O2           （8） 2REPO4＋3CaO=RE2O3＋Ca3（PO4）2                   （9） 此外，在焙烧进程中部分萤石、重晶石、磷灰石也参与下反响： CaF2＋Na2CO3=CaCO3＋2NaF                      （10） BaSO4＋Na2CO3=BaCO3＋Na2SO4                   （11） Ca5（PO4）3F＋5Na2CO3=5CaCO3＋3Na3PO4＋NaF     （12）2Na3PO4＋3BaCO3=Ba3（PO4）2＋3Na2CO3           （13） 2Na3PO4＋3CaCO3=Ca3（PO4）2＋3Na2CO3            （14） 精矿在焙烧进程中的分化率受碳酸钠的参与量和焙烧温度的影响比较大，在700℃前，分化率随碳酸钠参与量的增加而增加，可是当焙烧温度大于700℃，碳酸钠参与量超越20%后，由于Na2CO3与矿藏中的SiO2效果增强，使反响进程愈加杂乱化，并促进了难溶于酸的化合物NaRE4（SiO4）3F的生成，导致分化率反而下降。过高的温度，将会引起可溶性的Na3RE（PO4）2分化及难溶于酸的化合物NaRE4（SiO4）3F的生成，也会导致分化率的下降。 （二）硫酸浸出及稀土提取 由于焙烧产品中除REO外还含有Na3PO4、BaCO3、Na2SO4、CaCO3、NaF等非稀土杂质。Na3PO4在硫酸浸出时与硫酸反响生成H3PO4和Na2SO4，而H3PO4和Na2SO4与稀土又将构成难溶的稀土硫酸复盐及稀土磷酸盐，构成稀土丢失。BaCO3和CaCO3在硫酸浸出时生成了BaSO4和CaSO4难溶化合物而沉积于浸出渣中。可是CaSO4在浸出进程中所构成的晶粒很小并且分出速度慢，在过滤进很难彻底出去。因而，焙烧产品在硫酸浸出前需用水洗、酸洗办法预先除掉这些杂质。浸出液的硫酸浓度约为1.5mol/L，铈氧化率大于90%，其大致的组成如表1。表1  硫酸浸出液的化学成分化学成分REOThO2FFeCaO含量/ g·L-150～600.2～0.33～72～15约4 根据四价铈与三价稀土元素化学性质的不同，这种溶液能够用硫酸复盐沉积或溶剂萃取的办法首要别离铈，可是硫酸复盐沉积办法存在工艺流程长、耗费化工原料多、出产本钱高级缺陷，同硫酸复盐沉积法比较溶剂萃取法战胜了这些缺陷，并且还具有铈产品的纯度高、稀土收回率高的长处，缺陷是F对萃取进程搅扰大，影响出产的正常进行。 二、氯化铵分化法 氯化铵焙烧分化混合型稀土精矿提取稀土工艺，是一种经过NH4Cl在必定温度条件下分化丰HCl使矿藏中的稀土氯化为稀土氯化物的办法。该工艺中为了战胜碳酸钠焙烧工艺中需用许多水进行洗除焙烧产品中的NaF的问题，选用两次焙烧的办法。第一次，用轻烧镁（MgO）与包头混合型稀土精矿（以稀土氧化物计，含52.1%）混匀焙烧使混合型稀土精矿中的独居石的氟碳铈矿分化成稀土氧化物和氟化镁，第2次焙烧，用氯化铵将在第一次焙烧中生成的稀土氧化物氯化为稀土氯化物。用这种焙烧产品提取稀土可直接加水浸出不必引进酸、碱并且稀土转化方式少，小试验的稀土的收回率在85%以上，是一种值得进一步研讨的稀土提取工艺。 第一次焙烧的反响如下： 2REFCO3＋MgO=MgF2＋RE2O3＋2CO2                   （15） 4CeFCO3＋2MgO＋O2=2MgF2＋4CeO2＋4CO2             （16） 2REPO4＋3MgO=RE2O3＋Mg3（PO4）2                  （17） MgF2＋Mg3（PO4）2=2Mg2FPO4                       （18） 试验中发现：当稀土精矿与氧化镁质量比3∶1时，稀土收回率最高。持续增加MgO，稀土收回主反而下降，这是由于当MgO过量时，MgO会在氯化进程中被氯化而影响了稀土的氯化；焙烧的最佳温度为600℃。反响温度低，晦气于焙烧反响的进行；再持续升温，温度对被烧反响的影响不大，混合型稀土精矿的最佳焙烧时刻为80min。第2次焙烧的反响如下： NH4Cl=NH3＋HCl（328℃）                           （19） RE2O3＋6HCl=2RECl3＋3H2O                          （20） 2CeO2＋8HCl=2CeCl3＋Cl2＋4H2O                     （21） RE2O3＋3Cl2=2RECl3＋(3/2)O2                       （22） 试验成果以为：当稀土精矿与氯化铵的质量比为1∶2时，稀土收回率可达85%以上，再增加氯化铵的用量，已无益于稀土收回率的进步。在350～500℃规模内，跟着反响温度的升高，稀土的收回主逐步进步，当温度为500℃时，稀土的收回率最高。进一步进步反响温度，稀土的收回率反而下降，这或许是氯化稀土又从头被氧化之故。 三、CaO分化法 CaO－NaCl分化混合型稀土精矿是凭借溶剂NaCl增虽CaO对REPO4和REFCO3的分化效果的办法。在600～900℃的焙烧温度下，REPO4和REFCO3被分化为REO和Ca5F（PO4）3，分化的一起，Ce2O3被空气中的氧氧化成CeO2。焙烧进程中发生的废气的首要成分是CO2，对环境无污染。焙烧产品经稀酸洗除掉Ca5F（PO4）3和NaCl后，用硫酸浸出REO、CeO2、ThO2，浸出渣中ThO2小于0.001%g/L，归于低放射性渣，能够按一般废渣处理。浸出液能够用溶剂萃取法别离提取铈、钍及非铈稀土元素。该工艺是一种契合环境保护的清洁出产工艺，现在尚处于研讨阶段，还需要系统的研讨后才干应用于出产实践。 CaO分化稀土矿藏的研讨，多会集在对独居石的研讨。1980年Yasuo.Hikichi等人对SiO2、Al2O3、CaO同稀土磷酸盐的化学效果进行了研讨。试验中测出：稀土磷酸盐同SiO2的反响在1700℃以上；而同CaO的反响在700℃就能够进行。由于CaO和稀土磷酸盐之间的化学反响为固相反响，反响速度受分散速度的约束，分化率很低，只要在液相存鄙人反响进行的比较彻底，分化率可到达78%。混合稀土精矿的组成比独居石杂乱，其焙烧进程中的化学反响与独居石也不彻底相同。近年来，用氧化钙焙烧分化混合型稀土精矿的研讨方面上得到了如下一些成果。 （一）焙烧进程的分化反响 用TG－DTA热分析技能，研讨增加CaO、NaCl分化混合稀土精矿在100～1000℃规模焙烧进程，得到了图2所示的成果。成果标明：CaO－NaCl焙烧分化混合稀土精矿的进程分为两个阶段：第一阶段在417～530℃之间，首要分化反响是REFCO3的分化和Ce2O3的氧化： REFCO3=REOF＋CO2                              （23） 3REFCO3＋H2O=RE2O3＋REOF＋2HF＋3CO2           （24） Ce2O3＋(1/2)O2=2CeO2                          （25） 第二阶段在600～800℃之间，首要是CaO分化REPO4和REOF的反响，分化产品为Ca3（PO4）2、RE2O3、CaF2，其间CaF2还参与了CaO分化REPO4的反响，并促进了CaCO3分化独居石的反响进行： 3CaO＋2REPO4=RE2O3＋Ca3（PO4）2               （26） CaO＋2REOF=RE2O3＋CaF2                         （27） 9CaO＋CaF2＋6REPO4=3RE2O3＋2Ca5F（PO4）3       （28） 在这一阶段，参与的NaCl为反响系统中供给了液相，强化了固相反响物间的传质进程，显着地进步了混合稀土精矿的分化。当反响系统中CaF2量缺乏时，NaCl也或许参与分化反响： 15CaO＋3NaCl＋10REPO4=3CaCl（PO4）3＋Na3PO4＋5RE2O3   （29） 可是，当反响系统中存在满足的CaF2时，由于Ca5F（PO4）3和Ca5Cl（PO4）3同属六方晶系，晶格常数挨近，并且F原子半径（0.136nm）小于Cl的原子半径（O.181nm），所以CaF2比NaCl更简单参与CaO分化REPO4的反响。因而，反响系统中一起存在REFCO3和REPO4时，反响式（28）比反响式（29）的反响趋势更大。 （二）CaO参与量对分化率的影响 将NaCl参与量定为10%，改动焙烧温度为700℃、780℃、860℃，得到了分化率（Y）随CaO参与量（C）改变的等温曲线（见图3）。由图3中的曲线能够看出分化率（Y）随CaO参与量的增加而改变的进程分为三个阶段：第一阶段，随CaO的增加分化率敏捷增加，并且随温度的增加，此阶段变长；第二阶段，随CaO参与量增加，分化率增加趋于陡峭；第三阶段，CaO持续增加，分化率有隆低的趋势。因而，在断定CaO参与量时应留意到温度的条件，假如为取得高的分化率，能够挑选900℃，CaO参与量为30%的条件。 （三）NaCl参与量对分化率的影响 图4是NaCl参与量与分化率的联系图。图中的曲线随NaCl参与量的增加呈势线形改变。焙烧温度800℃条件下，NaCl在0～10%时，分化率呈上升趋势并且改变较大；在10%～20%时，分化率上升，改变率减小，在20%左右分化率到达最大；NaCl参与量超越20%时，分化率呈现下降趋势。在焙烧进程中NaCl的首要效果是为反响物供给液相，促进了反响的进行，进步了稀土精矿分化率。NaCl参与量从10%增加到20%时，分化率改变并不大。并且NaCl参与过多有许多晦气，如焙烧产品简单结块，简单烧结，给浸出工艺带来诸多不便，增加硫酸浸出前的水洗量，由于假如水洗不彻底，浸出时NaCl将转变为Na2SO4稀土构成的稀土复盐留在渣中，严重影响稀土收回率。所以从各方面归纳考虑，NaCl参与量以10%为宜。图2  混合稀土精矿增加15% CaO＋10%NaCl的TG－DTA测验成果图3  CaO参与量与分化率的联系图4  NaCl参与量与分化率的联系图5  焙烧温度对分化率的影响 （四）焙烧温度对分化率的影响 从图5中温度－分化率联系曲线标明：随温度的升高，分化率升高，这是由于分化反响均为吸热反响，温度升高，有利于反响的进行。一起温度升高，NaCl或NaCl与CaF2等物质所构成的低熔点熔体开端熔化，呈现液相，这有利于反响物之间的传质，使精矿分化更为彻底。可是应该留意：温度过高，将构成熔盐蒸发，减少了低熔点体的效果，反而晦气于分化反响的进行。别的，温度过高，焙烧产品中的CeO2不易被酸溶液浸出，会使稀土收回率下降。因而，温度的挑选是非常重要的。例如，将混合型稀土精矿在精矿∶CaO∶NaCl=1∶0.35∶0.1份额下，别离在670℃，780℃，900℃下焙烧1h得到的分化率别离为71.12%，89.27%，91.08%。这说明780℃前进步温度对进步分化率效果显着，而780℃与900℃间起效果不大，所以温度控制在780～800℃时比较合理。 （五）从焙烧产品中收回稀土的办法 焙烧产品经稀酸洗除掉Ca5F（PO4）3和NaCl后，按图6所示的试验流程，用硫酸浸出REO、CeO2、ThO2，稀土收回率能够到达92%以上。经两次浸出，两次水洗的浸出渣中的首要成分是CaSO4，ThO2小于0.001g/l。图6  从焙烧产品中硫酸浸出收回稀土试验流程

硫酸焙烧办法依据焙烧温度的不同分为低温（300℃以下）焙烧和高温（750℃左右）焙烧两种工艺。两种工艺的首要差异在于：高温焙烧进程中精矿中的钍生成了难溶性的焦磷酸钍，浸出进程中与未分化的矿藏一同进入渣中，随渣而抛弃（因放射性超支有必要封存）；低温焙烧进程中精矿中的钍生成了可溶性的硫酸钍，浸出进程中同稀土一同进入浸出液中，待进一步别离。因为高温焙烧的产品在浸出和净化进程中耗费化工质料少，工艺流程短，相对低温焙烧而言具有较高的经济效益，因此被出产厂商广泛选用。 一、硫酸焙烧进程的分化反响 浓硫酸与混合型稀土精矿拌和均匀，在差热（DTA）仪上测验其不同温度下的差热改变，发现有6个显着的吸热反响峰（见图1）。每个峰所对应的分化反响别离如下。 榜首个吸热峰（181℃），峰宽约为150～300℃的范围内，首要是矿藏中的氟碳酸盐、磷酸盐、萤石、铁矿藏等与浓硫酸反响： 2REFCO3＋3H2SO4=RE2（SO4）3＋2HF↑＋2CO2↑＋2H2O↑     （1） 2REPO4＋3H2SO4=RE2（SO4）3＋2H3PO4                     （2） CaF2＋H2SO4=CaSO4＋2HF↑                             （3） Fe2O3＋3H2SO4=Fe2（SO4）3＋3H2O↑                      （4） 反响产品HF与矿藏中SiO2的反响：  SiO2＋3HF=SiF4↑＋2H2O↑                            (5) 在此温度区间还存在磷酸脱水转变为焦磷酸，焦磷酸与硫酸钍效果生成难溶的焦磷酸钍的反响： 2H3PO4=H4P2O7＋H2O↑                                 （6） Th（SO4）2＋H2P2O7=ThP2O7＋2H2SO4                      （7） 生成焦磷酸钍的反响趋势随温度添加而增强，当焙烧温度超越200℃时，ThP2O7的生成量显着添加。图1  混合型精矿浓硫酸焙烧差热曲线(DTA) 第二个吸热峰（328℃）所对应的化学反响首要是硫酸的分化反响： H2SO4=SO3↑＋H2O↑                           （8） 第三个吸热峰（400℃）是硫酸铁分化成碱式硫酸铁和焦磷酸脱水等反响： Fe2(SO4)3=Fe2O(SO4)2＋SO3↑                   （9） H4P2O7=2HPO3＋H2O                            （10） 第四个吸热峰（622℃）和第五个吸热峰（645℃）部分堆叠，这说明在焙烧温度到达600～700℃时至少存在两个化学反响，但现在能够断定的反响是碱式硫酸盐的分化反响： Fe2O（SO4）2=Fe2O3＋2SO3↑                   （11） 第六个吸热峰出现在800℃，此温度下稀土硫酸盐将分化碱式硫酸稀土。当焙烧温度超越1000℃时，碱式硫酸铁进一步分化成氧化稀土： RE2（SO4）3=RE2O（SO4）2＋SO3↑               （12） RE2（SO4）3=RE2O3＋2SO2↑                     （13） 经过上述反响能够看出：1、精矿的氟碳铈矿、独居石、萤石、铁矿石、硅石等首要成分在300℃曾经即可被硫酸分化，稀土矿藏转化成可溶性的硫酸盐，这有利于在浸出进程中收回稀土；2、以磷酸盐存在的钍（Th3(PO4)4 ）在300℃曾经首要被硫酸分化为可溶性的硫酸盐，然后硫酸盐又与H3PO4的分化产品焦磷酸和偏磷酸反响生成难溶性的ThP2O7和Th（PO3）4。当焙烧温度高于250℃以上时，硫酸钍生成难溶性化合物的反响趋势添加，在浸出时留于浸出渣的量添加，反之，200℃以下时，硫酸钍生成难溶性化合物趋势削减，浸出时随稀土进入溶液中的量添加。在工业出产中应依据焙烧产品中钍存在的化学方法及溶解性能来断定工艺道路。为了避免放射性元素钍损害劳作人员健康和对环境的污染，出产中期望在精矿分化后的榜首工序（浸出）进程将钍别离并收回；3、进步焙烧温度有利于稀土矿藏的分化，可是过高的温度（800℃以上）稀土硫酸盐会分化成碱式硫酸稀土，乃至氧化稀土，这将下降稀土的浸出率，对收回稀土晦气。 二、影响精矿分化的要素 稀土精矿的焙烧进程在回转窑中进行。与浓硫酸均混合的稀土精矿从回转窑的尾部接连参加，随窑体的转意向窑头方向运动。回转窑为内热式，重油焚烧室设在窑头，焚烧气体经过辐射直接加热物料，焙烧反响气体与焚烧气体从窑尾排出，经排风机送入净化系统。窑内的温度由窑尾至窑头逐步升高。依据物料在窑内的反响进程大致能够将窑体分为低温区（窑尾部分），温度区间为150～300℃；中温区（窑体部分），温度区间300～600℃；高温区（窑头部分），温度区间为600～800℃。依据前述的分化反响可知，低温区的首要效果是硫酸分化稀土矿藏，其化学反响归于固－液－气多相反响；可是因为反响进程中在精矿颗粒表面生成的是多孔膜，而使得涣散进程相对简化。为了便于评论，现假定硫酸用量很大，反响进程酸浓度不变，液－固相间涣散膜形成的阻力极小，即涣散进程能够疏忽，分化反响速度首要受化学反响进程操控，此刻硫酸焙烧反响动力学方程能够用下式表明。 1－（1－x）1/3=(kco/ργ0)t                 （14） 式中 X－稀土矿藏的反响分数（或表明精矿分化率）； ρ－精矿的密度； k－化学反响速度常数； co－硫酸的初始浓度； rO－精矿的粒度； t－反响时刻。 使用动力学方程式对影响硫酸焙烧进程稀土精矿分化的要素评论如下。 （一）焙烧温度的影响 浓硫酸焙烧混合型稀土精矿的反响动力学进程受化学反响速度限制，依据阿累尼乌斯公式，化学反响速度常数K与反响温度T有关。 K=Z·e(－E/RT)                            （15） 式中Z－与反响物浓度和温度无关的常数； E－活化能； K－阿累尼钨斯公式反响速度常数，K= kco/ργ0； T－温度； R－气体常数。 当进步焙烧温度T时，反响速度常数K添加，使分化率X添加。在高温强化硫酸焙烧工艺中，为了强化稀土矿藏的分化反响，使稀土转变成可溶性硫酸盐，而钍、磷、铁、钙等非稀土元素则呈焦磷酸盐和不溶性的硫酸盐留于渣中，一般操控反响温度在300～350℃，窑尾温度（即低温区）控帽在250℃左右，窑头温度（高温区）操控在680～750℃之间。假如温度过低，分化速度慢，分化不彻底，钍在浸出时涣散于溶液和浸出渣中不便于收回；焙烧温度高于800℃以上时，稀土硫酸盐被分化成难溶的RE2O（SO4）2和RE2O3，在浸出时进入渣中，导致稀土的收回率下降。关于以钍在浸出时进入溶液中而进一步收回为意图焙烧工艺，有必要合理的挑选焙烧澷工，避免温度过高，钍生成焦磷酸盐留于渣中，温度过低，稀土矿藏分化不彻底，形成分化率过低。 （二）硫酸用量对分化率的影响 硫酸作为反响剂在反响前滋润于精矿颗粒的周围，当周围的硫酸浓度cO越高时，分化率x越大。因此，硫酸参加量在出产中一般都过量于理核算量。实际上，硫酸的用量与精矿档次有关。精矿的档次越低，耗酸越多，因为矿藏中的萤石、铁矿石等杂质均耗费硫酸。此外，还有必要考虑焙烧温度下的硫酸分化而导致的丢失。 （三）焙烧温度的影响 由硫酸焙烧反响动力学表达式和阿累尼钨斯公式，能够直观地看出，分化率x随温度T的添加而添加的规则。可是应注意到时刻过长，会延伸出产周期，下降回转窑的处理才能。早年面的硫酸焙烧分化反响可知，在低温区是稀土矿藏分化的区域，延伸分化时刻有利于分化率的进步，而对中、高区而言，延伸时刻会形成硫酸的分化和稀土不溶性化合物的生成，并因此而导致硫酸耗费添加与稀土收率下降。这说明操控回转窑的各温度区段的长度是十分重要的。 （四）精矿粒度的影响 因为硫酸对矿藏的渗透才能强及固体产品的多孔性，反响剂和产品的涣散速度大，因此浓硫酸焙烧工艺对精矿粒度的要求较宽松，一般小于200目即可。不过粒度过大，将使精矿表面积减小，下降反响速度和分化率。 三、稀土的浸出率与净化 经回转窑焙烧的产品依据焙烧温度的不同化学性质有所不同，因此所采纳的浸出与净化工艺办法也不相同。选用高温强化焙烧办法，焙烧产品中钍、钙、铁、磷等杂质均以难溶性的化合物存在，浸出时留于渣中，便于同稀土别离，使浸出液净化进程简单化。关于低温焙烧的产品，在工业出产中首要使用稀土硫酸复盐不溶于水和酸溶液的性质与铁、钙等杂质别离，然后再用溶剂萃取或优溶办法别离钍（见图2）；关于高温焙烧产品则用MgO中和余酸及参加FeCl3的办法除掉浸出液中少数的磷、铁、钍（见图3）。图2  硫酸复盐法从硫酸盐溶液中提取稀土的准则流程图3  高温硫酸焙烧混合稀土精矿及前处理准则工艺流程 鉴于现在工业上首要使用高温焙烧工艺分化混合型稀土精矿的原因，文中将首要叙述高温焙烧产品的浸出与净化工艺进程。 （一）浸出 焙烧产品中的稀土现已转变为可溶性的硫酸盐，产品中并含有少数的剩余硫酸，浸出时一般不需要参加硫酸，能够直接用水浸出。因为稀土硫酸盐在水中溶解度较低，对混合铈组稀土而言常温下REO仅为40g/L，并且随温度添加而减小，所以在浸出时为了确保稀土浸出彻底，应有较大的液固比，一起将温度操控在尽可能低的条件下。焙烧产品出窑后不宜寄存时刻长，否则将生成溶解速度较慢的含水盐。一般的做法是，热焙烧料直接加水调成浆状，然后经泵打入浸出槽，按固液比1∶（10～15）在拌和条件下浸出。 （二）浸出液净化 经高温焙烧的稀土精矿，在浸出时能够除掉大部分难溶性的非稀土杂质。为确保稀土的充沛浸出，一般操控浸出酸度为0.2mol/L左右，此条件下稀土的浸出率能够到达95%以上，可是因为浸出酸度过高，浸出液中仍含有少数的钙、铁、磷、硅、铝、钛和微量的钍，影响接下来的萃取别离工艺的进行及混合氯化稀土和碳酸稀土的产品质量。出产中除掉这些杂质办法如下。 首要，在浸出液中参加FeCl3调整Fe/P=2～3，使磷生成FePO4沉积： FeCl3＋H3PO4=FePO4＋3HCl                       （16） 然后，浸出液中参加MgO调整pH=4.0～4.5使浸出液中的Fe2（SO4）3和Th（SO4）2水解成氢氧化物沉积： Fe2（SO4）3＋6MgO＋3H2SO4=2Fe（OH）3↓＋6MgSO4              （17） Th（SO4）2＋4MgO＋2H2SO4=Th（OH）4↓＋4MgSO4           （18） 浸出液中还含有硅酸和颗粒细小的硫酸钙，使过滤和洗刷操作困难，对此可参加少数的聚酰胺凝集剂，促进胶体凝集，添加过滤速度。 四、因为浸出液制备混合稀土产品 净化后的浸出液能够作为稀土别离的质料进入萃取车间逐个别离单一稀土。依据需要也能够制备成结晶混合氯化稀土和混合碳酸稀土。 （一）制备结晶氯化稀土 由硫酸稀土溶液制备结晶氯化稀土，首要有必要将硫酸稀土溶液转化为氯化稀土溶液。转化的办法整体可分为固体沉积－溶解和溶剂萃取－反萃两大类，后者具有与前工艺联接便利和进一步净化稀土溶液以及出产成本的长处。氯化稀土溶液一般含有REO为200～280g/L，经蒸腾后REO浓缩至450g/L左右，冷却可得到结晶RECl3·nH2O产品。出产上为了进步蒸腾的速度，一般选用减压浓缩的方法。使用水流喷射器将蒸腾罐内的真空保持在6×104Pa时，稀土氯化物溶液的沸点可降到14℃左右。 （二）制备碳酸稀土 向含REO为40～60g/L的浸出液中参加碳酸氢铵（固体或液体均可）将按反响式（19）出产碳酸稀土沉积。沉积出的碳酸稀土用水洗除掉吸附的硫酸盐，过滤后制备得的RE（CO3）3·nH2O产品。 RE2（SO4）3＋6NH4HCO3=RE2（CO3）3＋3H2O＋3CO2      （19）

12月3日，以“聚焦熔铸技术、引领加工未来；专注技术探讨、实现利益共赢”为主题的2015（第二届）中国国际铝熔铸峰会在哈尔滨召开。会议由上海易贸商务发展有限公司联合中国有色金属加工工业协会、哈尔滨东盛金属材料有限公司举办，作为业内熔铸行业交流平台，会议聚集了业内资审专家学者与生产技术精英，就行业前沿工艺与生产技术展开探讨，共同推动熔铸行业技术升级，推进行业发展。　　　　东北大学副教授王向杰在会上发表了《铝合金熔铸测渣技术及应用》的主题演讲。（原定演讲者为中铝瑞闽股份有限公司技术质量部主任工程师罗筱雄，因其有事未能出席）。演讲内容涉及熔体质量影响，影响熔体质量的因素，杂质分类，如何判断熔体质量好坏，熔体内夹杂物评价方法等内容。　　　　一 熔体质量影响　　　　熔体纯净化是提高铝材质量的共性技术基础，也是提升铝材品质的关键技术。熔体中气体和非金属夹杂物的存在均有显著的影响。主要包括：坯料的后续加工成形性能，较终产品的物理性能，力学性能，抗腐蚀性能，结构完整性与外观质量。　　　　二 影响熔体质量的因素　　　　1 外部材料：原辅材料质量，废料类别和添加比例；　　　　2 熔炼及在线处理：　　　　熔体温度，静置时间，炉内精炼，扒渣作业，炉子清洁程度，铝液转炉／浇筑，流槽卫生及干燥程度，工具干燥程度；　　　　除气，过滤，细化添加剂；　　　　3 铸造过程：分配袋，金属流量，金属温度，操作不规范。　　　　三 杂质分类　　　　1 气体杂质：H2　　　　2 碱性杂质：Na，Ca，Li等。　　　　3 非金属杂质：通常说的夹杂物　　　　Al2O3，尖晶石，MgO，FeO，MnO；　　　　AlN，TiB2，（Ti，V）B2，Al4C3；　　　　MgCl2，NaCL2，CaCl2盐类；　　　　4 液态杂质：低熔点的氯化物，氟化物及其混合物。　　　　四 如何判断熔体质量的好坏　　　　1 高质量的产品必须以减少或消除铝熔体中的非金属夹杂物为较终目的；　　　　2 国内外熔体处理的手段非常多，但是处理后的效果如何就需要一个准确点评价体系；　　　　3 熔体内夹杂物评价是对所使用的熔体处理系统进行综合的判断与分析，在全面系统地对全流程的熔体处理进行定量分析的基础上建立评价标准，使过滤器的选择与使用更具科学性，寻求以较经济合理的过滤方式达到铝制品性能的较优化。　　　　五 熔体内夹杂物评价方法　　　　1 目前主要的评价手段以离线分析为主，即将过滤前后熔体取样后，测定夹杂含量并进行对比，常规方法包括定量金相法，化学分析法，图像扫描法（IA），容量法，扫描电镜法（SEM），激光衍射颗粒尺寸分析法（LDPSA），非破坏超声法（CUS），激光显微探针质谱分析法（LAMMS），X射线衍射法（XPD），光电扫描法，俄歇电子光谱法（AES）等。离线分析虽准确性高，但检测结果滞后于熔铸过程，仅能表达取样时刻的过滤效率，无法及时跟踪过滤效率低变化情况并做出调整。　　　　2 西方发达国家针对高端铝制品对质量对严格要求，开发了多种用于生产现场的新的评价技术。　　　　11LiMCA11液态金属洁净度分析仪，由加拿大ABB公司发明。　　　　22PoDFA装置，由加拿大铝业公司发明；　　　　33LAIS法，由美国联合碳化物公司发明；　　　　44Prefil—Footprinter装置，由加拿大ABB公司发明。（记者 邵琦萍）

氟碳铈矿－独居石混合稀土精矿也能够选用溶液分化办法处理（工艺流程见图1），可是因为精矿中含氟高于独居石，对碱分化设备腐蚀严峻，如依然用独居石分化所用的蒸汽夹套加热，设备寿命短，运转极不安全。生产中应该用直接加热物料的办法操作。某工厂在钢制的分化罐中刺进三根电极，是电流通过精矿和混合物，使用物料自身的电阻发热，分化精矿。此种办法称为电场分化。该办法与夹套加热办法比较具有精矿分化率高、能量消耗低、碱耗低一级长处。混合稀土精矿另一个特点是含钙比独居石高，直接分化稀土收率很低，必须在分化前除掉钙。图1  分化混合稀土精矿准则工艺流程 一、浸泡除钙 混合型精矿中以萤石（CaF2）、白云石（CaCO3、MgCO3）、方解石（CaCO3）形状存在的CaO大约7%左右，在碱分化中萤石难以被分化，而其他钙矿藏的分化产品氢氧化钙易与碱液中的磷酸三钠效果生成难溶的磷酸钙。碱分化后，部分钙以氟化钙和磷酸钙的方式同稀土氢氧化物一同进入酸溶工序。在酸溶工序中，CaF2、Ca3（PO4）2被分化，溶液中呈现的HF和H3PO4使RE3＋生成REF3和REPO4沉积于渣中，形成稀土丢失。在碱分化前用先将钙除掉能够有用的防止稀土丢失。浸泡除钙进程中稀土矿藏的化学形状基本上没有发作变化，因而这一办法也被称为化学选矿除钙。浸泡除混合型精矿中钙的化学反响如下： CaF2＋2HCl=2CaCl2＋2HCl       （1） CaCO3＋2HCl=CaCl2＋H2O＋CO2↑     （2） 3REFCO3＋6HCl=2RECl3＋REF3↓＋3H2O＋3CO2   （3） 被溶解的稀土与溶液中的氟化氢反响，生成氢化稀土而沉积在未分化的稀土矿藏中。因为REF3溶度积（Ksp=8×10-16）小于CaF2(Ksp=2.7×10－11)，因而式（1）、式（2）和式（3）所示的化学反响不断地进行，钙的去除率能够到达90%以上，一起稀土的丢失率不大（2%～4%）。 RECl3＋3HF=REF3↓＋3HCl 浸泡除钙的操作条件为：浸泡酸度=2mol/L；矿酸比（固∶液）=1∶2；温度=90～95℃；时刻=3h。除钙后，精矿的稀土档次由50%～60%上升到60%～70%，钙≤1%。浸泡除钙进程的稀土丢失率随精矿中的钙含量的添加而添加，并且酸用量也随之添加。因而用浸泡除钙-碱分化工艺处理混合稀土精矿时应选稀土档次高、钙含量低的精矿质料。 二、分化 浸泡除钙后的稀土精矿在60%～65%的的溶液中，用三相沟通电极加热至160～165℃，稀土、钍、酸浸泡进程中未分化的萤石将发作如下化学反响： REFCO3＋3NaOH=RE(OH)3↓＋Na2CO3＋NaF        （4） REPO4＋3NaOH=RE(OH)3↓＋Na3PO4             （5） Th3（PO4）4＋12NaOH=3Th（OH）4↓＋4Na3PO4   （6） CaF2＋2NaOH=Ca(OH)2↓＋2NaF               （7） 3Ca(OH)2＋2Na3PO4=Ca3（PO4）2↓＋6NaOH      （8）在此一起，精矿中的铁、等杂质与反响生成相应的氢氧化物。 碱分化进程中，铈的三价氢氧化物将进一步被氧化为四价氢氧化物，其化学反响式如下： 2Ce(OH)3＋H2O＋(1/2)O2=2Ce(OH)4                           （9） 分化完成后，沉积物（碱饼）中除了RE（OH）3、Th(OH)4、Ca (OH)2、Fe(OH)3等难溶性的物质外，还存有过量的NaOH及分化着重指出NaF、Na3PO4可溶性盐。工业生产中按固液比1∶（10～12），用60～70℃水洗刷沉积物6～7次（洗至水pH=8～9），从中除掉可溶性盐，使氢氧化稀土得到开始的净化。分化后的废碱液，仍含有较多的，能够收回使用。 三、溶解 通过洗刷的沉积物（碱饼）在酸溶槽中加溶解，使得氢氧化稀土转化为氯化物进入溶液与未分化的矿藏及不溶性的杂质别离。与氢氧化稀土一起溶解的还有Th（OH）4、Fe(OH)3、Fe（OH）2，其化学反响如下： RE（OH）3＋3HCl=RECl3＋3H2O               （10） Ce(OH)4＋4HCl=CeCl3＋4H2O＋(1/2)Cl2         （11） Th(OH)4＋4HCl=ThCl4＋4H2O                  （12） Ca（OH）2＋2HCl=CaCl2＋2H2O               （13） Fe（OH）2＋2HCl=FeCl2＋2H2O               （14） Fe（OH）3＋3HCl=FeCl3＋3H2O                （15） 酸溶后溶液的稀土浓度一般控制在REO=200～300g/L，溶液的酸度在pH=1～2。酸溶渣中一般还有少数稀土矿藏，为了充沛收回稀土，经水洗后回来碱分化。 四、氯化稀土溶液的净化 由溶解进程的反响式（10）～（15）能够知道，酸溶得到的氯化稀土溶液中除RE3＋外，还含有Th4＋、Fe3＋、Fe2＋，根据它们的溶度积和水解pH值的不同，能够从溶液中逐个地除掉。 五、从优溶渣中收回稀土 优溶渣中尚含有未溶解的精矿钍、铁等杂质，其渣中的稀土含量（REO）大于10%以上。对此，一般采纳硫酸全溶解的办法收回稀土。其主要溶解反响如下： 2REPO4＋3H2SO4=RE2（SO4）3＋2H3PO4         （16） 2REF3＋3H2SO4=RE2（SO4）3＋6HF            （17） Th（OH）4＋2H2SO4=Th（SO4）2＋4H2O         (18) 2Fe（OH）3＋3H2SO4=Fe2（SO4）3＋4H2O       (19) 硫酸溶出的溶液，经硫酸复盐沉积别离铁等杂质、稀土和钍的硫酸复盐用溶液在90℃下转化为氢氧化物，然后再经优溶工序别离稀土与钍。

FEVE氟树脂涂料除了具有PVDF体系具有的颜料润湿性和附着力和柔韧性外，还具有良好的溶剂可溶解性、透明性、光泽、硬度和可交联性。这些优点使存在近30年的氟碳涂料得以进一步扩大其应用。它既可设计为常温固化，也可短时间热固化成膜。FEVE氟树脂涂料在我国已成功用于外墙涂装，为自干体系。　　对卷材涂料而言，建筑市场是新的机遇。随着铝板在特殊建筑场合的渗透应用，FEVE溶剂型氟碳涂料将继续进入这一行业。全球主要的石油公司已使用FEVE溶剂型氟树脂涂料涂装铝卷材。但目前国内的FEVE氟树脂涂料，由于树脂本身抗高温泛黄性、T弯差等问题未得到解决而至今未能用于卷材的涂装。解决这一难题，将为FEVE氟树脂涂料的发展提供新的动力。

工业上生产氟钽（铌）酸钾的原料主要为溶剂萃取的反萃取液。工艺上是在80～85℃下往反钽液中加入钾盐（KF，KCl，K2CO3）使沉淀出晶体：  H2TaF7＋2KCl＝K2TaF7↓＋2HCl       所加入的钾盐同时还起很强的盐析作用。最佳工艺条件为：原料液中含Ta2O535～45g/L，HF1.35～1.50mol/L，KCl加入量为理论量过量10%～20%，在80～85℃下边搅拌边加入浓度为300g/L的KCl，然后冷却结晶，晶体经离心过滤甩干，并在真空烘干箱中烘干。

氟碳喷涂工艺多采用多层喷涂 ，以充分发挥Kynar 500金属漆的耐久性、耐候性的优势，从铝材的前表面处理到各喷涂过程都需要严格控制质量，最终产品必须达到美国建筑制造业协会AAMA-605.02.90标准。 　　氟碳喷涂工艺流程为： 　　前处理流程：铝材的去油去污→水洗→碱洗(脱脂)→水洗→酸洗→水洗→铬化→水洗→纯水洗 　　喷涂流程：喷底漆→面漆→罩光漆→烘烤(180-250℃)→质检 　　多层喷涂工艺以三次喷涂(简称三喷)，喷底面漆、面漆及罩光漆和二次喷涂(底漆、面漆)。 　　1．前处理的目的：在铝合金型材 、板材进行喷涂前，工件表面要经过去油去污及化学处理，以产生铬化膜，增加涂层和金属表面结合力和防氧化能力，有利于延长漆膜的使用年限。 　　2．底漆涂层：作为封闭底材的底漆涂层，其作用在于提高涂层抗渗透能力，增强对底材的保护，稳定金属表面层，加强面漆与金属表面的附着力，可以保证面漆涂层的颜色均匀性，漆层厚度一般为5-10微米。 　　3．面漆涂层：面漆涂层是喷涂层关键的一层 ，在于提供铝材所需要的装饰颜色，使铝材外观达到设计要求，并且保护金属表面不受外界环境大气，酸雨，污染的侵蚀，防止紫外线穿透。大大增强抗老化能力，面漆涂层是喷涂中最厚的一层漆层，漆层厚度一般为23-30微米。 　　4．罩光漆涂层：罩光漆涂层也称清漆涂层， 主要目的是更有效地增强漆层抗外界侵蚀能力，保护面漆涂层，增加面漆色彩的金属光泽，外观更加颜色鲜明，光彩夺目，涂层厚度一般为5-10微米。三喷涂层总厚度一般为40-60微米，特殊需要的可以加厚。 　　5．固化处理：三喷涂层一般需要二次固化，铝材进入固化炉处理，固化温度一般在180℃-250℃之间，固化时间为15-25分钟，不同氟碳涂料生产厂家 ，都会根据自己的涂料，提供最佳的温度和时间。氯碳喷涂厂(锔油厂)也有的根据自己经验把三喷时的两次固化改为一次固化。 　　6．质量检验：质量检验应按AAMA-605.02.90标准。严格的质量检查才能保证高质量喷涂产品。

鉴于铅阳极泥中的铅大多以PbO、PbCO3和Pb（OH）2·2PbCO3等氧化物状况存在，较易溶于中。特别是运用铅作电解液的工厂，浸出液可与电解液的净化兼并进行，并用净化除铅后的废电解液来浸出阳极泥。也可将浸出液参加适量H2SO4沉积铅后回来电解进程运用。但H2SO4的参加不行过量，避免S2－进入电解渡中生成PhS损害电解作业。 铅阳极泥的浸出可用内衬塑料、橡胶或涂沥青的钢板槽或钢筋混凝土槽与木槽，拌和桨可用黄铜制的或外套塑料与橡胶的钢制桨，选用压缩空气拌和铅的溶解速度更快。浸出铅阳极泥的理论参加量与阳极泥中含铅量之比为1∶1，但实践上因为Sb、As、Bi等在阳极泥中也呈氧化状况，会部分溶解而加大的耗费，且浸液中还需坚持一定量的游离酸，故实践作业中Pb∶H2SiF6≈1∶3～4。在此条件下，阳极泥中铅的浸出率可达85%～90%。除铅渣的处理可依据其组分断定。一般浸渣含银高，可先用稀HNO3浸出银，再向滤液中参加HCl或NaCl使其生成AgCl沉积。除银渣再用HCl浸出锑、铜等，但HCl浸出时，渣中的金会部分溶解进入浸液中，若如此则可在浸出后期参加少数生阳极泥或铁粉之类，经拌和复原金后再过滤，并向滤液中参加石灰乳或碱液中和归纳收回锑、铜等。经上述处理后渣量巳很少，可运用NaClO3浸出其间的金，或将其熔炼成合质金出售或提纯。 依据王政德的报导，某厂铅阳极泥含（%）：Sb47.52、Cu2.71、Pb12.18、Au0.039，选用HCl直接浸出，在固液比1∶2、温度80℃、HCl浓度3.5mol／L的条件下浸出2h，Sb、Cu的浸出率大于90%、Pb、Au浸出率低于1%。浸渣运用浸出，在固液比1∶4、温度80℃、HCl1.0mol∕L，NaClO3参加量为渣重的8.5%，经浸出3h，金的浸出率大于96%。

在稀土精矿的生产上存在两大问题，严重影响了包头稀土 产业 的可持续发展。　　第一个是稀土精矿品位，产品单一，处理工艺也比较单一，稀土选矿厂生产的大部分是50%REO的精矿，处理工艺也是单一的浓硫酸焙烧工艺，给地区环境造成较大影响，黄河附近的稀土冶炼企业威胁黄河水源，处于半停产和全体等待迁徙的境地。如果稀土精矿品位提高到55%或60%以上，则从工艺上进行改变，就可从根本上改进和解决稀土冶炼企业的三废对环境带来的不利影响，因此改变稀土精矿产品结构，生产高品位稀土精矿是一项紧急和迫切的任务。　　第二个是稀土回收率太低，目前，用包头资源生产稀土精矿的选矿厂回收率不高，大部分选矿厂实际回收率都不超过60%，有的还要低，远远低于四川和美国同类选矿厂的水平，因此，提高包头资源稀土精矿回收率就更具有特殊的意义。其一是集中回收稀土矿物，使铁精矿的质量和回收率得到提高。由于铁精矿中的磷、氟严重影响了钢铁冶炼，铁的选矿回收率往往也是受到稀土矿物、萤石矿物等的影响，提高稀土精矿回收率对解决包头资源的全面综合利用具有重要的意义；其二是钍的回收利用得到保证，因为包头资源中的钍主要集于稀土矿物中，或者说绝大部分钍与稀土共生于稀土矿物中，要回收钍必须从稀土冶炼过程中回收，稀土回收率提高了，钍的回收率也提高了。而钍被认为是解决未来核能发电的长期核燃料来源，因此，提高稀土精矿回收率对钍的回收利用也具重要意义。其三是对放射性钍元素的环境影响也有很大的积极帮助，钍集中回收和利用，避免了放射性钍元素的扩散并避免对其他产品、空气、水源等造成污染和影响。在进行工业生产试验，本试验的目的就是既要提高稀土精矿品位，又要同时提高回收率。用不同工艺生产稀土精矿品位53%和59%的产品，回收率分别达到84%和90%以上，而且由于精矿品位和回收率的大幅提高，产品档次提高，生产效率提高，使选矿的经济效益大幅增长。这次提高稀土精矿品位和回收率的试验是在选矿闭路串级理论的基础上进行的，而这一理论又是在稀土萃取串级理论的基础上完成的，根据这一理论，对某一种选矿体系，可以通过计算和设计来达到我们人为要想达到的技术指标，这一理论的应用已经得到实验的证实，如能推广应用，对提高矿产品的质量和回收率是很有意义的，对矿产资源的节约利用和发展循环经济也将具有重要的意义。更多有关稀土精矿的内容请查阅上海 有色 网

锌是微量元素的一种，在人体内的含量以及每天所需摄入量都很少，但对机体的性发育、性功能、生殖细胞的生成却能起到举足轻重的作用，故有&ldquo;生命的火花&rdquo;与&ldquo;婚姻和谐素&rdquo;之称。人体正常含锌量为2-3克。绝大部分组织中都有极微量的锌分布，其中肝脏、肌肉和骨骼中含量较高。锌是体内数十种酶的主要成分。锌缺乏时全身各系统都会受到不良影响。尤其对青春期性腺成熟的影响更为直接。概况锌精矿一般是由铅锌矿或含锌矿石经破碎、球磨、泡沫浮选等工艺而生产出的达到国家标准的含锌量较高的矿石。锌 是一种常用有色金属,是古代铜、锡、铅、金、银、汞、锌等7种有色金属中提炼最晚的一种,金属锌具蓝白色，硬度2.0，熔点419.5℃，沸点911℃，加热至100～150℃时，具有良好压性，压延后比重7.19。锌能与多种有色金属制成合金，其中最主要的是锌与铜、锡、铅等组成的黄铜等，还可与铝、镁、铜等组成压铸合金。锌主要用于钢铁、冶金、机械、电气、化工、轻工、军事和医药等领域。锌精矿是生产金属锌、锌化合物等的主要原料。金属锌主要是生产铜合金、铅合金、镁合金 、 铅锌合金及锌化合物用于钢铁、冶金、机械、电气、化工、轻工、军事和医药等领域。市场行情由于全球锌精矿增产，特别是中国矿山扩产带来供应增加，2012年全球锌精矿供应首次由短缺转为过剩，过剩数额36.99万吨，受此影响，锌精矿加工费逐渐回升，行业利润格局出现向冶炼环节转移倾向，中国产业洞察网《锌精矿行业当前现状及未来趋势发展预测报告》数据显示2013年全球锌精矿加工费已敲定210.5美元/吨，增幅为10.2%，中国锌精矿加工费从2012年的4247元/吨，上升到了5060元/吨，增幅19.1%。矿产商在TC上的让利有利于提振生产企业热情，中国产业洞察网分析师调研，今年1月中国冶炼企业开工率73.41%，较去年相比维持高位，2月份受春节假期影响开工率略低，但仍能维持在70%上方。资源锌的单一锌矿较少,锌矿资源主要是铅锌矿。中国铅锌矿资源比较丰富，全国除上海、天津、香港外，均有铅锌矿产出。产地有700多处，保有铅总储量3572万吨，居世界第4位；锌储量9384万吨，居世界第4位。从省际比较来看，云南铅储量占全国总储量17%，位居全国榜首；广东、内蒙古、甘肃、江西、湖南、四川次之，探明储量均在200万吨以上。全国锌储量以云南为最，占全国21.8%；内蒙古次之，占13.5%；其他如甘肃、广东、广西、湖南等省(区)的锌矿资源也较丰富，均在600万吨以上。铅锌矿主要分布在滇西兰坪地区、滇川地区、南岭地区、秦岭-祁连山地区以及内蒙古狼山-渣尔泰地区。从矿床类型来看，有与花岗岩有关的花岗岩型(广东连平)、夕卡岩型(湖南水口山)、斑岩型(云南姚安)矿床，有与海相火山有关的矿床(青海锡铁山)，有产于陆相火山岩中的矿床(江西冷水坑和浙江五部铅锌矿)，有产于海相碳酸盐(广东凡口)、泥岩-碎屑岩系中的铅锌矿(甘肃西成铅锌矿)，有产于海相或陆相砂岩和砾岩中的铅锌矿(云南金顶)等。铅锌矿成矿时代从太古宙到新生代皆有，以古生代铅锌矿资源力量丰富。生产工艺与质量指标锌精矿的选矿工艺一般是由铅锌矿或含锌矿石经破碎、球磨、泡沫浮选等工艺,生产出达到国家标准的锌精矿,锌精矿的主要成份根据产品等级规定，锌含量为40--55%。质量指标等 级Zn(%)Cu(%)Pb(%)Fe(%1≧55≦0.8≦1.0≦6.02≧53≦0.8≦1.0≦6.03≧50≦1.0≦1.5≦8.04≧48≦1.0≦1.5≦12.05≧45≦1.5≦2.0≦12.06≧43≦1.5≦2.0≦12.07≧40≦2.0≦2.5≦14.08≧40≦2.0≦2.8≦18.0

铜是人类最早 发现和使用的金属之一，紫红色，比重8.89，熔点1083.4℃。铜及其合金由于导电率和热导率好，抗腐蚀能力强，易加工，抗拉强度和疲劳强度好而被广泛应用，在金属材料消费中仅次于钢铁和铝，成为国计民生和国防工程乃至高新技术领域中不可缺少的基础材料和战略物资。在电气工业、机械工业、化学工业、国防工业等部门具有广泛的用途。铜精矿是低品位的含铜原矿石经过选矿工艺处理达到一定质量指标的精矿， 可直接供冶炼厂炼铜。1)火法冶炼一般是先将含铜百分之几或千分之几的原矿石，通过选矿提高到20－30%，作为铜精矿，在密闭鼓风炉、反射炉、电炉或闪速炉进行造锍熔炼，产出的熔锍（冰铜）接着送入转炉进行吹炼成粗铜，再在另一种反射炉内经过氧化精炼脱杂，或铸成阳极板进行电解，获得品位高达99.9%的电解铜。该流程简短、适应性强，铜的回收率可达95%，但因矿石中的硫在造锍和吹炼两阶段作为二氧化硫废气排出，不易回收，易造成污染。近年来出现如白银法、诺兰达法等熔池熔炼以及日本的三菱法等、火法冶炼逐渐向连续化、自动化发展。2)现代湿法冶炼有硫酸化焙烧－浸出－电积，浸出－萃取－电积，细菌浸出等法，适于低品位复杂矿、氧化铜矿、含铜废矿石的堆浸、槽浸选用或就地浸出。湿法冶炼技术正在逐步推广，预计本世纪末可达总产量的20%，湿法冶炼的推出使铜的冶炼成本大大降低。主要矿物铜是一种典型的亲硫元素，在自然界中主要形成硫化物，只有在强氧化条件下形成氧化物，在还原条件下可形成自然铜。目前，在地壳上已发现铜矿物和含铜矿物约计250多种，主要是硫化物及其类似的化合物和铜的氧化物、自然铜以及铜的硫酸盐、碳酸盐、硅酸盐类等矿物。其中，能够适合目前选冶条件可作为工业矿物原料的有16种。即自然元素：自然铜（含铜近100%）；铜的硫化物：黄铜矿（含铜34.6%，括号指铜含量，下同）、斑铜矿（63.3%）、辉铜矿（79.9%）、铜蓝（66.5%）、方黄铜矿（23.4%）、黝铜矿（46.7%）、砷黝铜矿（52.7%）、