氯氧化铋是三氯化铋的水解产品，首要用于塑料工业，使塑料制品具有美丽的珍球光泽。用量一般为氯氧化铋：树脂为0.4%～0.8%，可根据种类要求适量增减。 一、工艺流程。 如图1，包含溶解、转化水解、洗滤、烘干等工序。图1  氯氧化铋出产工艺流程 二、首要技能条件。 水淬后的铋粒，用稀释一倍的硝酸溶液溶解，生成溶液。 食盐转化：将溶液参加到饱满食盐水（密度1.2克／厘米3）中，拌和均匀，若发生白色水解物，则稍加稀溶化。 水解：将相当于氯化铋溶液体积4倍的稀释水加热至95℃，参加相当于稀释水体积0.7%～0.8%的于稀释液中，在拌和下将铋液倒入，再用热水稀释至pH＝2.3，弄清后，与上清液别离，用蒸馏水洗刷BiOCl至pH＞5。 枯燥：BiOCl在95～100℃下恒温枯燥脱水，枯燥后经过80目。 三、首要设备。 不锈钢溶解罐一个：硬聚氯乙烯塑料焊制转化槽一个；水解槽一个：离心机一台。 四、产品质量。 产出之氯氧化铋成分为（%）：BiOCl＞98.5，H2O＜0.5，酸不溶物低于0.1。

西南地区某广在处理氧化铋渣时，选用酸浸法，其工艺流程如图1。图1  氧化铋渣的酸浸法工艺流程图 整个流程包含硫酸二段逆流浸铜、浸铋、水解置换、海绵铋熔铸等首要工序。 一、硫酸浸铜。 氧化铋渣经球磨机破碎呈粉状，用硫酸溶液浸出，其反响为：      为了进步浸出作用，选用二段逆流浸出：即一次硫酸浸出后之渣，再进行二次硫酸浸出，二次硫酸浸出后之渣，进入下道工序，而二次硫酸浸出后之溶液，回来一次硫酸浸出，一次硫酸浸出后之溶液，用来收回铜。 技能条件及目标： 一次浸出液固比（3～3.5）∶1；一次浸出拌和时刻40～60分钟；一次浸出液终酸pH约2；一次浸出液弄清时刻10小时以上；二次浸出液固比（3～3.5）∶1；二次浸出拌和时刻2小时；二次浸出加酸量：工业60升，在80～l00分钟内加完。 铜浸出率43%：硫酸耗费2530千克／吨精铋。 二、浸铋。 硫酸浸出后的浸出渣，含有铋、铅与未彻底浸出的铜和铁以及银、碲、砷．锑等。浸出时，发作如下反响：  浸出后的浸出渣，再用稀溶液洗刷后，送往下道工序，用硫酸洗铜与收回银，洗铜液与硫酸浸出之硫酸铜溶液一道，加石灰乳碱性沉铜，产出Cu（OH）2渣，从中收回铜。而稀洗刷液与浸出液一道送去提铋。 技能条件及目标： 提出液固比（3～3.5）∶1；加酸量每批加工业400～430升；拌和时刻2小时；弄清时刻10小时以上；稀洗渣溶液酸度HCl 15～20克／升；洗渣时液固比2∶1；洗渣拌和时刻30分钟；洗渣弄清时刻10小时以上。 铋浸出率92%：耗费8380千克／吨精铋。 三、水解与置换。 将浸出液进行水解，使铋水解沉积而与部分杂质别离，其反响为：水解程序是将自来水注入三氯化铋谘液中，能够进步产出的氯氧化铋的档次（含铋70%以上），为了削减液量而用稀碱液水解，或将三氯化铋溶液参加自来水中，即便终究酸度相同，都会使氯氧化铋含铋档次下降为65%左右，而且沉积物的沉降速度和过滤速度都明显下降。 图2表明BiOCl溶解率、水解水量与pH值的联系。 因为BiOCl中还含有Cu、Fe、CaSO4等杂质，需用工业重溶，而且鼓风拌和，然后别离出不溶性的CaSO4与PbSO4。为了削减铋的丢失，残渣用pH≤1的溶液洗刷，以进步铋的收回率。图2  BiOCl溶解率。水解水量与pH联系 用重溶后的三氯化铋溶液，送往置换槽，用铁板置换海绵铋。因为天然置换速度太慢，为了加快速度，选用直流电电积法：置换后液回来浸出，而置换出的海绵铋放入熔融的苛性钠中熔化。 技能条件及目标： 水解稀释比为溶液∶水＝1∶10；水解后弄清6小时；置换后液含铋低于1克／升。 水解后液排放标准为加石灰中和至pH为5～6。 四、酸浸法设备。 破碎用球磨机一台；浸出并带机械拌和的2米3浸出槽四个，设备的原料为硬塑料；过滤用硬塑料制的0.5米3真空吸滤槽5个；置换用3600×900×1100毫米水泥烙沥青槽4个，阴、阳极均为950×800×10毫米钢板；水解槽共6个，巨细与原料同置换槽。 五、海绵铋熔铸。 置换出的海绵铋在铸钢锅内加固体碱熔融，然后进行精粹。 技能条件及目标： 加料温度350～400℃；熔化温度450～550℃。固体碱耗费200千克／吨海绵铋。

湿法的首要工艺流程： 1、精粹铋→熔化→水淬→硝酸溶解 溶液浓缩结晶→结晶煅烧→氧化铋 2、精粹铋→熔化→水淬→硝酸溶解 溶液加碱中和→氧化铋过滤洗刷→枯燥→氧化铋制品 火法的首要工艺流程： 精粹铋—→熔化—→雾化焚烧—→产品搜集—→产品分级。   目前国内的氧化铋出产厂商大都选用湿法硝酸系统出产氧化铋，因为出产过程中因硝酸介质的引进导致发生很多NXOY污染环境，产品中也不可防止残留NXOY;不论选用煅烧或枯燥，均难防止氧化铋粉末的聚会，影响产品粒度，粒度均在5μm～7μm以上，且粒度散布不均匀，对产品的使用也有较大的影响。国内选用火法出产氧化比铋产品粒度在3μm～5μm。日本和德国则多以熔体雾化–焚烧法出产氧化铋，产品粒度在1μm～2μm。中国是世界上氧化铋产值最大的国家之一。首要用硝酸法出产工艺，产品难以彻底满意该部分高端商场的需求

处理氧化铋渣，常选用硫酸加食盐浸出，其工艺流程如图1所示。图1  氧化铋渣盐浸法工艺流程图 从图1可见，氧化铋渣的盐浸法（混酸浸出）包含混酸二次浸出、中和水解等工序，产出之BiOCl，可经火法还原为粗铋；也可用重溶、铁屑置换，产出海绵铋，碱熔后铸成粗铋。 一、浸出 硫酸加食盐混酸浸出本质上是一种氯盐浸出，即用含有NaCl的硫酸溶液浸出氧化铋渣，使铋呈氯化物溶出。NaCl参加后有两方面效果：一是作为添加剂，带入和添加溶液中氯离子浓度，进步被提取金属在溶液中的溶解度；一是作为氧化剂，参加反响将被提取金属溶解。 氧化铋渣中铋以Bi2O3状况存在，在浸出中按下式反响：  这个反响本质是借助于BiOCl从中转化而完结的。所以上反响分两步进行：  氧化铋在混酸中的溶解曲线如图2所示。图2  Bi2O3在H2SO4－NaCl溶液中溶解曲线 从图2可见，当H2SO4为1N，NaCl浓度大于100克／升吋，铋的溶解兴旺20克／升。 依据物相分析得知，氧化铋渣中的铅以PbO状况存在，浸出中以PbCl2形状溶入溶液中，跟着溶液中NaCl浓度的添加，PbCl2在溶液中的溶解度增大。表1展示出这种联系。 PbO溶于混酸的反响如下：   表1  PbCl2在食盐溶液中的溶解度当溶液中有很多NaCl存在时：溶液中一起还存在很多的硫酸根，所以氧化铅能够生成硫酸铅：尽管PbSO4的溶度积比氯化铅的溶度积更小，可是生成的硫酸铅又进一步参加反响：所以PbCl2是铅浸出的终究产品。 氧化铋渣中的铜以CuO与Cu2O状况存在，浸出时，一部分生成硫酸铜，一部分生成：   当向溶液鼓入空气时，因为空气的氧化效果，可加快Cu2O的 溶解，进步铜的浸出率：氧化铋渣中的银以金属银状况存在，浸出时一部分构成氯化银。 经过浸出，铋、铜进入溶液，便于别离收回。铅与银虽部分被浸出，但当浸出结尾因为浸出液酸度下降，液温下降时，氯化铅与氯化银又从头结晶沉积，经过处理结晶、浸出渣而收回。 技能条件与目标： 浸出液组成：H2SO4 250升、NaCl 300千克、氧化铋渣500千克；液固比（4～5）∶1；浸出时刻2小时；浸出温度95℃。 铋浸出率高于95%：铜浸出率高于90%；浸出渣率40%左右；银入渣率高于90%；硫酸耗费为1250升／吨铋；食盐耗费1500千克／吨铋。 浸出设备：1500升带拌和机的珐琅反响釜四个，球磨机一台。 二、中和与水解 选用二段逆流浸出，从产出的二次浸出渣中收回银与铅；而将一次浸出液弄清一昼夜后，抽取上清液中和、水解，别离铜、铋，产出BiOCl，再从中收回铋；后液用铁屑置换，产出海绵铜，从中收回铜。 为了避免一次浸出液中分出硫酸铜结晶，有必要坚持浸出液含Cu2＋低于60克∕升，为确保不发生铋的再沉积现象，浸出液的pH值应始终坚持低于1。 当浸出液含有高浓度的铜和铋时，不能用铁屑置换，不然会得到铜与铋的混合物。所以选用加碱和水稀释，以进步溶液的pH值，使铋呈BiOCl沉积别离。 选用加Na2CO3或NaOH以升高溶液的pH值，当pH值从0.6升至1.8时，溶液中铋离子浓度明显下降，pH值与溶液含铋离子浓度联系如表2。 表2  浸出液终究pH值对残Bi3＋的影响当pH 1.8时，溶液含铋小于50毫克／升，尽管铋含量很低，但对下工序从溶液中置换铜影响很大。为了确保海绵铜含铋低于0.04%，当溶液中含铜为25克／升时，有必要使含铋量小于10毫克／升，所以有必要将浸出液终究pH值进步2.3以上。 水解最好分两步进行：第一步用碱液将pH值调至1.5；第二步将溶液体积用水稀释两倍，使pH值上升至2.3。中和与水解次第不能倒置，避免BiOCl被污染。水解反响为：氯氧化铋被污染主要是因为部分规模pH值偏高引起氢氧化铁沉积。若终究用碱调pH值，杂质铁含量有时达2%；而终究选用水稀释时，即便进步pH值至3，也无铁离子水解沉积。水解能使溶液中99.6%以上的铋沉积，产出易于弄清与过滤的颗粒较粗的BiOCl。 技能条件与目标： 中和：用30% NaOH溶液或40% Na2CO3溶液中和一次浸出液至pH 1.5。 稀释：用两倍体积水稀释，使溶液pH值由1.5进步至2.3。 常温操作，水解后溶液弄清一昼夜。 碱耗由一次浸出液终酸断定。铋水解收回率高于98%；BiOCl含铋量大于70%。 水解设备：质料为钢槽衬腔。其间碱液槽容量2米3，尺度φ1200、H2000毫米；水解槽容积10米2，尺度φ2000、H3500毫米。 三、置换 水解沉铋后液参加铁屑置换铜：技能条件及目标： 置换温度95℃，加温拌和至溶液通明不显蓝色为结尾。 铁屑耗量为理论量1.5～2倍；置换铜收回率高于95%。 置换设备：因为置换周期短，选用带拌和的1500升珐琅反响釜两个，蒸汽夹套加温，每批结尾后中止拌和，弄清别离，排放上清液，再注入沉铋后液，开动拌和，先使用海绵铜中搀杂的铁屑置换，然后参加新铁屑，直至沉铋后液分批置换结束，再放出铜渣沥干，作为收回铜的质料。

铋在地壳中白勺均匀含量为2×10-5%，独自白勺铋矿床很少见到、铋矿藏一般与pb、cu、w、sn、ni、co等等元素白勺硫化物其生。具有工业价值白勺铋矿床大都为热液矿床,其间最重要为高温文辉铋矿型和中温热液多金属铋型。高温热液型中铋以天然铋和辉铋矿(bi2s3)状况存在于w、sn及as白勺矿石中,与之共生等等。铋作为上述矿石白勺副产物。中温热液型中铋一般最重要以其生等等。铋作为上述矿石白勺副产物。中温热液型中铋一般最重要以辉铋矿为主,此外还有天然铋及铋白勺硫代酸盐类,与cu和ni、co以及as白勺硫化物共生,铋作为铜矿石及其他矿石白勺副产物。在矿床白勺氧化带,原生铋矿藏可风化构成铋华(bi2o3)和碳酸铋矿藏[如泡铋矿(bi2o3.co2.h2o)、基性泡铋矿(2bi2o3.co2.h2o)、含水泡铋矿(bi2o3.co2.nh2o)、球泡铋矿(bi2o3.h2o)]。现在已发现白勺含铋矿藏已有50余种，但只要上述数种矿藏具有工业价值。铋矿石化学物相分析[1，2]，一般只测定氧化铋矿藏、辉铋矿和天然铋。下面介绍此三种矿藏白勺别离办法。 一、氧化铋矿藏白勺别离氧化铋矿藏系指铋华和铋碳酸盐矿藏。10%hcl可用于浸取氧化铋,天然铋和辉铋矿不溶解。但浸取过程中如有fe3+存在，则天然铋和辉铋矿白勺浸取率添加，为此，于hcl中参加sncl2。也有人以为参加抗坏血酸效果更好。羟胺也起相同白勺效果。hcl浓度和浸沉取温度都对浸取和别离效果有显着影响，故应严厉把握操作条件。文献中还引荐了其他一些别离氧化铋白勺办法，也各有特点。如用c(h2so4)=0.25mol/l-50g/l溶液,在氮气或流中浸取1h;用5%hcl-30g乙酸溶液，于80℃浸取10min。二、天然铋与辉铋矿白勺别离别离氧化铋之后，可运用下述任一办法使天然铋与辉铋矿别离：(1)天然铋之后,可运用下述任一办法使天然铋与辉铋矿别离：(1)天然铋能从agno3溶液中置换出金属银，而自身进入溶液中。了避免bi3+水解，向agno3溶液中参加一定量酸一般用20%-20g/lagno3溶液或3-6%hno3-17g/lagno3溶液，作为天然铋白勺溶剂，在规则条件下，天然铋浸取率为99%左右,辉铋矿仅溶解1.5%。本法适用于天然铋含量高白勺试亲。(2)在加热白勺情况下，辉铋矿可溶于浓hcl，天然铋不溶。浸取时试亲中白勺氧化铁与hcl效果，所生成白勺fecl3对天然铋有氧化效果,故应参加还原剂(如羟胺)以消除fe3+白勺影响。本法更适合于以辉铋矿为主白勺试样

我们知道氧化铜的化学稳定性强，但它的热稳定就相对较差，所以要使氧化铜分解，就必须在高温的条件下进行。氧化铜分解的温度条件在1000度左右，所以实验中使用酒精灯是达不到预计效果的，我们要改用酒精喷灯才可以。在氧化铜分解反应中，要不断地通入氧气，为了防止爆炸现象的产生，实验要在持续通入氮气的环境下进行，在氮气环境下氮气相当多O2相对很少，这样就不会爆炸，但反应还是会进行的。也可以在稀有气体的环境下进行，只要该气体的化学性质不活泼就可以。

氧化物的分化、复原及再氧化反响是烧结进程中化学反响中一个重要部分，它影响烧结矿的矿藏组成及液相的构成，然后影响烧结矿的质最。例如恰当操控烧结气氛以削减铁氧化物的复原进程，促进Fe2O3生成而削减FeO的构成，这有利于烧结矿复原性的进步。   （一）铁氧化物的分化    烧结猜中有许多氧化物，在铁猜中主要是铁或锰氧化物，在熔剂中有钙镁氧化物，这些氧化物在烧结进程中是否发作分化反响决定于它们的化学反响式的平衡常数(Kp)及等压位的改变(ΔZ)一般金属氧化物的分化可按下式表明：                                      2MeO=2Me+O2    如MeO及Me是以固相存在而不相互熔解，则上式的反响平衡常数即等于分化压力：                                       Kp=Po2    分化压力与反响的标准等压位的关系为：                                     ΔZo=-KTlnPo2    当气相中氧的分压为P′o2时，则    当Po2＞P′o2时,ΔZ＜0氧化物分化，    当Po2＜P′o2时,ΔZ＞0反响向生成氧化物的方向进行；    当Po2=P′o2时,ΔZ=0反响趋于平衡状况。    在大气中P′o2=0.21而大多数金属氧化物的分化压力比0.21气压小得多，所以大多数金属氧化物在大气中是比较安稳的。 [next]     MnO2,Mn2O3,Fe2O3的分化压力比较大，MnO2在460℃的分压为0.21,550℃的分压为1.0大气压(98066.5帕),Mn2O3到达相应分压的温度为927℃及1100℃因而铁锰的高档氧化物(即氧化程度高的氧化物)在烧结进程中枯燥带或预热带就开端分化乃至已很剧烈，而Fe2O3在1383℃分化压力为0.21,在1452℃分化压力为1.0,要比锰的高档氧化物分化困难一些。在烧结条件下，烧结冷却带的气体的实践压力为0.9大气压(0.9×98066.5帕），所以氧的分压为0.18～0.气压(0.9×98066.5帕);预热带废气含氧8～10%,氧的分压在0.072～0.09大气压(×98066.5帕),在焚烧带烧结温度可达1350～1450℃,氧的分压接近碳粒处则比预热带的更低，因而Fe2O3发作分化或剧烈分化。磁铁矿Fe3O4在1500℃只要10-7.5气压(×98066.5帕),所以在烧结条件下分化是不可能的。但在有SiO2存在的条件下，温度高于1300～1350℃,它可按下式进行分化：                           2Fe3O4+3SiO2=3(FeO)2·SiO2+O2    浮士体(FexO)的热分化在烧结条件下是不可能的，由于它的分化压力在同一温度下比Fe3O4还低。    可以用下式核算FeO的分化温度：    因而在烧结条件下FeO不可能分化。烧结猜中还有许多氧化物，其分化压力比FeO还要小，因而要求分化温度更高。但凡ΔZ°负值愈大，金属与氧亲和力越大，即该金属氧化物愈不易分化，从图中看到钙、镁氧化物，其ΔZ°最小，因而在烧结的温度及气氛下不发作任何分化。   （二）铁氧化物的复原    在烧结进程中，接近燃料颗粒处存在着复原性气体CO以及赤热燃料粒，所以有很强的复原性气氛，因而烧结猜中铁、锰等氧化物及液相中的铁、锰氧化物将遭到复原。    即A,B,C,D分别为Fe2O3、Fe3O4、FeO及Fe的安稳区，见图2当有过剩的固定碳存在时，铁的各级氧化物的复原反响产品决定于气化反响的平衡曲线CO2+C=2CO,见图3.

根据理论计算表明,Fe2O3还原成Fe3O4的平衡气相中,CO%含量要求很低，即CO2/CO的比值很大。微量CO的混合气体就足以完全还原赤铁矿成为磁铁矿。还原反应可能在烧结的预热带进行。特别是在固体燃料的燃烧带进行。从实验室研究表明，气相中存在CO2(CO-CO2混合气体中)并不减缓赤铁矿的还原。对于FeO4还原成FeO反应中，平衡气相在700℃时CO2/CO的比值为1.84,1300℃时为10.76.对于FeO还原成Fe的反应，平衡气相在700℃时,CO2/CO的比值为0.67,1300℃时为0.297温度升高，比值不断降低。在实际烧结过程中，当使用惰性物料(例如石英砂)烧结时，燃料燃烧产物中CO2/CO=0.76－1.00之间。因而从热力学的观点考虑,Fe3O4有可能被还原为FeO,而FeO不可能还原成为Fe.但必须指出，在烧结料层中气体组成的分布是极不均匀的。在焦粉粒的周围CO2/CO可能很小，而离焦粉粒子较远的区域CO2/CO可能很大，氧的含量可能较多。在前一种情况下，铁的氧化物甚至可能波还原到金属铁。而在后一种情况下,Fe3O4和FeO有可能被氧化。因此在烧结的条件下，不可能使所有的Fe3O4甚至所有的Fe2O3还原。此外，实际的还原过程取决于过程的动力学条件，如矿石本身的还原性，矿石和还原剂的接触时间和表面积。虽然烧结料中铁矿石的粒度小，比表面积大，但由于高温持续时间短(1～1.5分),(CO向矿粒中的扩散条件差，以及Fe3O4本身还原性不好，所以Fe3O4的还原将受到限制。因此从热力学来分析Fe3O4有可能还原成FeO而事实上还原的多少还取决于高温区平均气相组成和动力学条件。    还原最终作用还决定于烧结过程温度水乎及燃料消耗。当烧结料中加入石灰石时，有利于形成易熔化合物降低燃烧特温度，使还原反应过程受限制，其结果使得烧结矿中FeO下降。相反，当料中加入MgO形成难熔的化合物，燃烧带温度上升，所以烧结矿中的FeO也上升，见图4.[next]   （三）烧结过程中铁氧化物的再氧化    使用高品位赤铁矿粉的烧结试验表明：在正常配碳的条件下(4.75%C),赤铁矿几乎全部还原为磁铁矿，但在燃烧带上部受氧化作用，烧结矿Fe++逐步减少。随着固定碳的减少，氧化更加剧烈，以至可以重新回到赤铁矿的水平。图5表明赤铁矿粉不同配碳烧结时料层中Fe++的分布情况。    由图可知：当配焦粉7%时，燃烧带的Fe++可达30%以上，这说明有FexO出现。在配焦粉5.7%时, Fe++最高达23%,正说明赤铁矿全部还原为磁铁矿。而在距离燃烧带约60%的地区又重新氧化到赤铁矿。对于在高燃料配比的情况下(7%焦粉),氧化作用较弱仅使已还原的氧化物再氧化到磁铁矿的水平。    当烧结磁铁矿时，氧化反应也得到相当大的发展。特别在燃料偏低的情况下，燃烧带温度在1350℃以下，氧化进行得非常剧烈。磁铁矿的氧化带先在预热带开始进行，然后在燃烧带不含燃料的烧结料中，最后在烧结矿冷却带中进行。    当燃料消耗稍高于正常时，这种再氧化过程对烧结矿的最后结构并无影响。在较低的燃料消托时所得到的烧结矿结构，通常含有沿着解理平面被氧化的最初的磁铁矿粒，因为在这种条怍下热量及还原气氛都较弱，不足使它们还原。这种结构类型常常是天然氧化磁铁矿及假象赤铁矿的特征。很值得注意的，在液相中析出的磁铁矿也趋向于具有沿解理平面的氧化，这可能与结晶不均质性的规律有关。而浮士体的氧化经常沿颗粒边缘进行。    当烧结矿的最后结构形成后，烧结矿经受到很微弱的第二次氧化。在一般情况下，分布在硅酸盐液相之间的磁铁矿结晶来不及氧化。磁铁矿部分氧化只是在烧结矿的孔隙表面、裂缝以及各种有缺陷附近的颗粒才能发生。

酸分化法为现在工业上处理标准白钨精矿（要求含黑钨及磷、砷等杂质低，例如我国的一级B类白钨精矿）的首要办法，将流程作恰当修改后，亦可用于处理质量稍差的白钨精矿（含40% ~70%W03，一起含少数CaC03等易溶于酸的化合物），具有流程短、本钱低一级特色。    A  准则流程    准则流程如下图所示。    B  墓本原理    a  首要反响及其热力学条件    白钨矿：      CaW04（s)+2HC1(aq）====H2W04（s)+CaCl2（aq）               （1）     黑钨矿：      FeW04（s）+2HC1（aq）====H2W04（s）+FeCl2（aq）            （2）                   MnW04（s）+2HC1（aq）====H2WO4（s）+MnC12（aq）            （3）    上述反响在25℃的平衡常数及浓度平衡常数Kc（Kc＝〔CaCl2）／〔HCl〕2）见表1。 表1          某些反响的平衡常数反响序号Ka（25℃核算值）Kc=[CaCl2][HCl]2（测定值）（1）107104（2）6.3×104700（3）2.5×108 [next]     b  反响机理及影响分化率的要素    反响机理  郑昌琼等研讨标明，当拌和速度满意快时，经过固态H2W04膜的分散为分化进程的操控性进程，跟着浓度的不同，进程中反响的级数以及生成的H2W04膜的性质也不彻底相同，在浓度为1~4mo1/L时，膜对分散进程的阻止效果最大，而在8mo1/L左右则阻止小些。对人工白钨而言，其分化分数(x)与时刻（t)的联系遵守以下方程式：                                  2                             1 - ——x - （1 - x）2/3 = kt                                  3    反响的表观活化能(40-98℃）为37.93 kJ/mol ,属固相膜（即H2W04膜）操控。对白钨精矿而言，测出表观活化能为43.61 kJ/mol。    影响分化率的要素进步分化温度、添加用量和延长时刻都有利于进步分化率。在酸用量必定的情况下，改变酸浓度的一起就改变了固液比，浓度进步则一方面反响剂浓度大，有利于反响；另一方面固液比变大，不利于液相内的传质，总的说来，人们普遍认为选用高浓度有利于进步分化率。因为进程属经过H2W04膜的分散操控，因而减小矿的粒度，相应地将减小H2W04膜的厚度，有利于进步分化率，例如在用量为理论量的2.5倍，浓度29.75%，100℃，拌和1.5h的条件下，当粒度分别为58~74μm和小于58μm，则分化率分别为87.3%和95.1%。    因为经过H2W04膜的分散为速率操控进程，故在球磨的一起进行分化有利于进步分化率。此外，因为黑钨矿难与HCl反响，故原猜中含铁（黑钨矿）高，则分化率下降。    杂质行为  用分化时的杂质行为见表2。表2            白钨矿分化进程中的杂质行为杂质及其矿藏分化进程中的行为铁及重金属硫化物与反响生成相应的氯盐并放出H2S。为防止H2S将钨酸还原成贱价化合物，分化时往往参加精矿重0.1%~0.15%的硝石砷：As2S5，As2S3在中性气氛下不与HCl反响，在有氧化剂NaNO3存在时，生成H3AsO4进入溶液： 3AsS3+28NaNO3+10HCl+4H2O====6H3AsO4+9Na2SO4+10NaCl+28NO↑FeAsO4部分反响，生成H3AsO4进入溶液，并进一步构成杂多酸钼：辉钼矿中性气氛下不与HCl反响，有氧化剂存在时： 3MoS2+18NaNO3+6HCl====3H2MoO4+6Na2SO4+6NaCl+18NO钼：钼酸钙矿CaMoO4+2HCl====H2MoO4+CaCl2；H2MoO4在中溶解度远大于H2WO4（见表3）；故在高酸度下部分进入溶液与钨别离，工业条件下除钼率达50%~70%磷：磷灰石2Ca5（PO4）3F+18HCl→6H3PO4+9CaCl2+CaF2（或HF），H3PO4和H3AsO4相同与钨构成杂多酸，P的存在使钨的丢失量进步。HF加快对设备（如珐琅等）的损坏金属氧化矿大部分金属氧化矿与HCl反响生成相应的氯直盐[next]  表3             H2WO4和H2MoO4在中的溶解度浓度20℃50℃70℃H2MoO4H2WO4H2MoO4H2WO4H2MoO4H2WO44004407.02551.39.45535.66.48270192.64.32270.04.86265.05.25200101.51.7124.52.50135.02.1613029.20.6518.60.692.60.678010.90.256.480.2813.00.25403.80.132.460.094.60.01     C  工业实践    a 酸分化进程    设备    (1)拌和浸出槽  槽内壁及拌和器均衬以耐腐蚀的橡胶，或槽壁在内衬玻璃钢的情况下，再砌一层石墨砖，以确保设备有满意的运用寿命，酸分化时一般用蒸汽直接加热。设备无特殊密封办法。    (2）密闭酸分化槽  其主体设备结构与拌和浸出槽相同，但密封杰出，滚动轴采纳机械密封，并选用耐磨、耐酸的密封元件；改进了传动系统以削减轴滚动进程的摇摆，然后确保在操作进程不漏气，槽内可在50kPa的正压下操作，温度达110℃，HC1蒸发量及消耗量少，因而有很好的经济效益及环保效益。    (3）热球磨反响器结构见下图。对其内衬材料及球的原料要求在工作温度下耐、耐磨，现在没有找到能一起满意上述要求的材料。前苏联科学工作者主张用熔铸辉绿岩。我国科学工作者对研磨介质的材料进行了比较，发现在酸分化的详细条件下，钦球、卵石每小时的损耗量分别在0.36%和0.1％以下，一个直径20mm的铝球可运用5000h。    首要技能经济指标  某些工厂的工艺特色及首要技能经济指标见表4，一般白钨矿酸分化时操控终究母液含HCl约100~150g/L。[next] 表4             白钨精矿分化的首要技能经济指标工艺特色技能参数分化率/%酸用量/理论量固：液温度/℃时刻/h白钨精矿热球磨分化1.3~1.51：155~60499白钨精矿拌和分化3.5~4.01：2~100 约99.540%~75%WO3的白钨矿酸分化后再碱浸    98白钨精矿密闭酸分化2.9~3.0--110199.7     b  溶进程    先将粗钨酸用热水调浆，按1kg钨酸加1.2~1.5kg水，操控矿浆密度为1.6~1.65g/cm3（亦有操控为1.35 g/cm3左右的），将热矿浆参加剧烈拌和、浓度为25%~28%的中，1kgW03约需28%浓度的1~1.5L，操控温度约60℃左右，2h左右即可彻底溶解，终究操控溶液含游离35g/L左右，过滤所得的溶液含W03350g/L左右。    溶时，H2W04、H2Mo04分别成（NH4）2 WO4、（NH4）2 Mo04形状进入溶液，磷、砷亦成相应的铁盐进入溶液，为除磷、砷可参加MgCl2，使之成铵镁盐沉积，终究钨酸铵溶液中As/W03、P/W03可降至0.01％以下。    酸分化后溶渣的产出率约相当于精矿量的10%~15％，其间含W03达5% -30%，应进一步处理收回WO3。    参考文献：    1.郑昌琼.分化白钨精矿动力学开始研讨.稀有金属，1980（6）：11~15

从图1示出的ZrO2－SiO2状态图中可看出，当温度在1175℃以上时，ZrSiO4可分解为ZrO2和熔融态SiO2，热源为高温等离子。反应产物经NaOH处理即可获得二氧化锆，工艺流程见图2，主要工艺条件见表1。 表1  等离子分解锆英砂主要工艺条件工艺步骤工  艺  条  件备    注熔  炼 300kW；225kg/h 反应为：   ＞1175℃ ZrSiO4分解率大于96%碱浸出NaOH 50%；145～150℃ 反应为：SiO2（g）＋2NaOH＝Na2SiO3（1）＋H2O，产品含ZrO2＞99%；粒径小于0.189nm占95%；ZrO2 NaOH 50%；热溶液 ZrO2纯度为96%～99.6%图1  ZrO2和SiO2平衡相图图2  高温等离子法分解锆英砂原则流程

钽铌矿藏很难将其分化。一般依据精矿中的矿藏结构及其化学成分和需求取得什知类型的中间化合物和纯度要求来挑选分化办法。工业上钽铌精矿分化办法首要有三种：碱分化法、酸分化法和氯化分化法。此外还有氟化分化、电解分化法；分析化学中还选用KHSO4、K2S2O7、KHF2分化样品。其间，碱熔分化法是最最选用的工业办法，后续首要接分步结晶法别离钽和铌，也可进行酸转化接溶剂萃取法；氯化分化法一般后续精馏法别离钽和铌；酸分化法首要接溶剂萃取法或离子交换法别离钽和铌。       一、碱分化法       碱法分化钽铌精矿首要选用NaOH和KOH试剂，为了下降熔融物的熔点和黏度，常选用NOH＋Na2CO3或KOH＋K2CO3混合试剂。碱分化按设备和工艺分有坩埚碱熔分化和高压釜碱液分化两种办法。图1为碱熔融处理钽（铌）铁精矿的准则流程图。从中可看出NaOH和KOH熔融的不同之处。   图1  碱分化流程简图       （一）钽铌碱金属化合物的一般性质       和本家中的磷相似，钽、铌和碱金属氧化物能生成偏钽（铌）酸盐（MTaO3、MnbO3）（M为钾钠等碱金属，下同）、焦钽（铌）酸盐（M4Ta2O7、M4Nb2O7）和原钽（铌）酸盐（M2TaO4、M3NbO4）等多种盐类，一般将它们表明为：M2O·nTa2O5、M2O·nNb2O5，式中n值改变很大，常在10以上。实际上它们归于一种多聚体，其原子比一般为M∶Ta（Nb）＝16∶14；14∶12；12∶10；16∶12∶；10∶8；7∶5；8∶6；6∶4，化合物中的结晶水分子数改变也很大，从1到40或更多。       钽铌碱金属化合物有如下性质：       1、当用碱金属的氧化物或碳酸盐与钽（铌）氧化物熔融时，因组分不同能够得到不同成分的钽铌酸盐，当M2O∶（Ta，Nb）2O5＝1∶1时生成偏钽（铌）酸盐；当碱过量时生成原钽（铌）酸盐见图2、图3、图4。     2、钾和钠的偏钽（铌）酸盐少溶于水，不发作水解，也不为所分化。并且偏钽（铌）酸盐较易被氢复原成贱价氧化物：   2MnbO3＋H2＝M2O＋2NbO2＋H2O       复原温度＞400℃   2MtaO3＋H2＝M2O＋2TaO2＋H2O       复原温度600～700℃     图2  K2O（K2CO3）－Nb2O5系熔度图    图3  K2O（K2CO3）－Ta2O5    图4  Na2O（Na2CO3）－Nb2O5系熔度图       3、各种温度下偏钽（铌）酸盐在水中的溶解度见表1，溶度积见表2，一些热力学数据见表3。   表1  碱金属偏钽（铌）酸盐在水中的溶解度    （mol/L）化合物0℃25℃50℃75℃100℃NaNbO34.3×10－45.9×10－41.6×10－33.7×10－37.4×10－3KnbO37.4×10－48.7×10－44.4×10－39.5×10－31.3×10－2NaTaO34.69×10－55.46×10－51.10×10－43.19×10－42.39×10－4KtaO34.34×10－54.87×10－51.22×10－42.88×10－44.89×10－4   表2  25℃下碱金属偏钽（铌）酸盐的溶度积化合物溶度积化合物溶度积NaNbO33.23×10－7NaTaO32.99×10－9KnbO37.48×10－7KTaO32.37×10－9       表3  偏钽（铌）酸盐的一些热力学数据，温度20℃化合物溶解度/ （mol·L－1）自由能△F/ （kJ·mol－1）溶解热/ （J·mol－1）晶格能/ （J·mol－1）NaNbO34.803×10－436.819260.2496886.59KNbO36.726×10－435.145678.6952785.76NaTaO34.679×10－548.534444.7688960.65KTaO33.959×10－549.371259.8312843.49       4、与偏钽铌酸盐不同，原钽铌酸盐简单水解并构成一系列的多钽（铌）酸盐，如M8（Ta,Nb）5O16·nH2O，M7（Ta，Nb）5O16·nH2O，M14（Ta，Nb）12O37·NH2O等，又如水解反响：   6Na3TaO4＋21H2O＝Na8Ta6O19·16H2O＋10NaOH       铌也有相似反响。并且两者的高碱酸盐（K5NbO5）都存在这样的水解次序：      5、当Na＋离子过量时，多钽（铌）酸钠很少溶解，如90℃时Na7Nb12O37·23H2O在水和1％NaOH溶解中的溶解度分别为26g/L和1.1g/L。可是多钽（铌）酸钾则有很高的溶解度，乃至钾离子很多过剩时也溶解度很大。例如中，25℃时六铌酸钾K8Nb6O19·16H2O在水中的溶解度到达111.8g/L，生成的六钽（铌）酸钾盐可溶于水而不分化，并且可用真空蒸腾浓缩使以晶体方式分出。       （二）碱熔融分化钽（铌）铁矿精矿       1、碱熔分化工艺进程       国内外碱溶分化钽铌精矿的工业施行办法根本相似。一般将精矿与放内钢质坩埚中，在煤气敞式炉或竖式电炉中进行熔炼。大致的碱：精矿（分量比）＝3∶1（碱耗约为反响理论需求量的6～8倍）。为了下降熔融体的温度和黏度，往往选用90％的NaOH加10％的Na2CO3混合试剂。       操作时先将混合试剂在400～500℃下熔融，然后边拌和边参加磨至0.1mm的精矿（精矿过细会形成较高的漂尘丢失，参加量过大或过快会引起剧烈反响，导致熔体喷溅）。随精矿持续批量参加，将温度升至800℃，保温20～30min，然后将熔体倒入水中（水淬），或薄层倒入铁盘中。熔炼工艺也选用相似的办法。       2、熔炼反响       首要的熔炼反响如下：       Fe[（Ta，Nb）O3]2＋6MOH＝2M3（Ta,Nb）O4＋FeO＋3H2O       Mn[（Ta，Nb）O3]2＋6MOH＝2M3（Ta,Nb）O4＋MnO＋3H2O       FeWO4＋2MOH＝M2WO4＋FeO＋H2O      MnWO4＋2MOH＝M2WO4＋MnO＋H2O       FeTiO3＋2MOH＝M2TiO3＋FeO＋H2O       Al2O3＋2MOH＝2MAlO2＋H2O       SiO2＋2MOH＝M2SiO2＋H2O       SnO2＋2MOH＝M2SnO2＋H2O       熔融时参加氧或硝石等氧化剂，使铁锰氧化。       NaOH和KOH分化的不同在于：NaOH分化时多钽酸钠和多铌酸钠与氧化铁、氧化锰均转入沉积中，而大部分硅、锡、钨、铝则以硅酸盐等方式转入溶液中。然后加热用处理沉积物浸洗掉铁和锰，最终获工业纯钽铌混合氧化物。而用KOH分化时，用水浸熔体可使大部分钽和铌以可溶性多钽（铌）酸钾的方式进入溶液，氧化铁、氧化锰和钛酸钾则留在水浸渣中。水浸液中再参加氯化钠，使钽铌以难溶的多钽（铌）酸钠方式悉数沉积出来。再用处理沉积物即可获钽和铌的混合氧化物。       KOH分化所得钽铌混合氧化物的纯度较NaOH分化混合氧化物高，缺陷是钽铌的直收率偏低（仅80％）。       （三）碱溶液高压釜分化       碱熔分化的缺陷在于碱耗过高（每1kg精矿耗碱3kg）。选用碱溶液高压釜分化可使碱耗降至0.5kg（为碱熔法的1/6）。分化时选用30％～40％NaOH和KOH，温度在150～200℃，时刻约2～3h，分化时先生成多钽（铌）酸，然后转化成偏钽（铌）酸，反响为：   3Fe[(Ta,Nb)O3]2＋8NaOH＋（n－1）H2O→Na8（Ta,Nb）6O19·nH2O＋3Fe（OH）2   Na8（Ta,Nb）6O19·nH2O→6Na（Ta,Nb）O3＋2NaOH＋（n－1）H2O       分化后弄清或过滤，滤液初充碱后返回心压釜再用。沉积物则用15％HCl浸洗（固∶液＝1∶1，80～90℃，30min）。过滤所得偏钽铌酸盐在20℃下即可为15％～20％HF所溶解。       用KOH分化时（33％～37％KOH，200℃），为进步生成多钽（铌）酸的速度，还向高压釜参加氧化剂（氧压0.4～0.5MPa），所生成的K8（Ta，Nb）6O19·Nh2O虽难溶于KOH溶液，但易溶于水，为此在高压釜分化后沉积物先水浸［固液比1∶（4～5）］，将钽铌转入溶液，将溶液蒸腾浓缩后再加KOH使从头沉积出六钽（铌）酸盐，经分化即可得到适当纯的钽铌混合氧化物。       二、酸分化       钽铌的高度耐蚀性的长处，关于冶金更成了缺陷：很难用廉价的工业无机酸作为他们的冶金根底。除了腐蚀性最强的HF酸外，钽铌很难为其他无机酸所溶解，并且溶解度很小。从溶解度表4可看出，能用于分化精矿的只能是HF酸，其次是硫酸。因此有分化和硫酸分化两种办法，其间法用于高档次精矿，硫酸法用于低档次质料。   表4  钽铌在无机酸中的溶解度（20℃）酸名酸浓度/ （g·L－1）Na2O5溶解度/ （g·L－1）酸浓度/ （g·L－1）Ta2O5溶解度/ （g·L－1）HCl660.072360.2314514.8362923.48H2SO4680.047490.2059007.67841.8HF4187753021282       （一）分化法       和其他分化办法不同，分化一起也是浸出进程。分化一般在内衬铅、钼镍合金或镶砌石墨板的反响器中进行，拌和哭喊用蒙耐尔合金（含铜27％～29％铜镍合金）制造。       浸出液中钽铌以络合酸的方式存在，其组分与HF酸的浓度有关。对铌而言随HF酸浓度的添加，会呈现由氟氧铌酸络合物型向氟铌酸络合物型的过滤：H2NbOF5→H2NbF7→HNbF6，对金属性较铌强的钽则由：H2TaF7→HTaF6。浸出反响为：       Nb2O5＋10HF＝2H2NbOF5＋3H2O（低酸度HF＜20％）       Nb2O5＋14HF＝2H2NbF7＋5H2O（高酸度 HF浓度为20％～40％）       Nb2O5＋12HF＝2HNbF6＋5H2O（高酸度 HF浓度为20％～40％）       Ta2O5＋14HF＝2H2TaF7＋5H2O（高酸度 HF浓度为20％～40％）       Ta2O5＋12HF＝2HTaF6＋5H2O（高酸度 HF浓度为20％～40％）       即便在高酸度下，除了占主导地位的一种络合物外，实际上是多种络合酸并存。图5和图6分别为NbF5－HF－H2O和TaF5－HF－H2O在20℃时的等温溶解度图。  图5  NbF－HF－H2O系溶解度图（20℃）    图6  TaF5－HF－H2O系溶解度（温度20℃）       关于精矿，因为存在多种杂质，反响要杂乱得多，例如铁锰等也会以络合物方式如HFeF3，HMnF3等存在浸出液中。以钽（铌）铁矿为例，分化浸出反响还有：   Fe（Ta,Nb）2O6＋17HF＝2H2（Ta,Nb）F7＋HFeF3＋6H2O   Mn（Ta,Nb）2O6＋17HF＝2H2（Ta,Nb）F7＋HMnF3＋6H2O       除了钽、铌、铁、锰之外，在伴生矿藏中所含的其他元素如锡、钛、硅、钨也以络合酸H2SnF6、H2SiF6、H2WF8的方式进入溶液。而稀土、铀、钍、钙等则以沉积物方式REF3、UF4、ThF4、CaF2残留在浸出渣中。     为了加速反响速度和进步钽铌的分化率，分化时还参加硫酸。硫酸的参加还有利于后认取工序进步杂质的别离效果。一般选用60％～70％浓度的，分化温度为90～100℃，耗酸量按化学反响计量的理论用，并超越5％～10％。分化时，将磨至粒度＜0.074mm的精矿边拌和边参加反响器中，操控温度小于50℃，因分化为放热反响，加料过快，反响过于剧烈，易形成HF酸蒸发丢失。矿粉加完后，通蒸气或用石墨电阻发热体持续加热至90～100℃，拌和保温4h，冷却后过滤或直接送萃取工序。一般钽铌分化率达98％以上。分化残渣中的钽铌含量低于1％。       （二）硫酸分化法       钽铌能和硫酸效果生成多种硫酸盐，并且在硫酸介质中钽和铌表现出较大的不同。例如铌更易被复原成贱价和更易发作水解，在硫酸介质中铌很简单被锌齐、金属镁和碱金属复原到＋3价。钽很难复原，并且只能到达＋4价。钽铌硫酸化合物都易和碱金属和铵生成复盐，并且这些复盐都简单水解。随硫酸浓度添加，反响如下：   Nb2O5＋H2SO4＝Nb2O4SO4＋H2O   Nb2O5＋2H2SO4＝Nb2O3（SO4）2＋2H2O   Nb2O5＋3H2SO4＝Nb2O2（SO4）3＋3H2O（中）   Nb2O5＋4H2SO4＝Nb2O2（SO4）4＋4H2O（中）       钽的金属性较强，除上述反响外，还有反响：   Ta2O5＋5H2SO4＝Ta2（SO4）5＋5H2O       图7为Nb2O5－SO3－H2O的等温溶解度图。硫酸分化后一般再用水浸熔料使钽铌水解沉积，一起别离掉大部分铁、锰等可溶性硫酸盐杂质。但也有从硫酸溶液中直接萃取别离钽和铌。    图7  20℃下Nb2O5－SO3－H2O系溶解度图

首要有烧碱分化法和纯碱焙烧法。前者首要用于分化独居石和磷钇矿精矿，后者首要用于分化氟碳铈矿和独居石的混合精矿。 烧碱分化法 有液碱(烧碱的水溶液)法和固碱法两种办法。液碱法又分常压法、压煮法和热球磨法。工业上大多选用液碱常压分化法。 独居石精矿液碱分化 1952年印度稀土有限公司(Indian Rare EaithLtd.)在特兰旺科一科琴(Travancore-Cochin)的阿尔沃耶(Alwaye)建成了世界上第一座液碱分化独居石精矿的工厂。直至90年代初期，美国、巴西、法国、马来西亚、朝鲜等国也相继建成了液碱处理独居石精矿的工厂。我国第一条液碱分化独居石精矿的出产线于1964年在上海跃龙化工厂投产。 液碱分化独居石精矿出产氯化稀土首要由液碱分化、归纳收回、优先溶解、除镭等作业组成。 在液碱分化中，独居石精矿中的稀土和钍与碱液效果生成氢氧化物沉积： REPO4+3NaOH=RE(OH)3↓+Na3PO4 (1) Th3(PO4)4+12NaOH=3Th(OH)4↓+4Na3PO4 (2) 而磷则生成可溶性的Na3PO4转入分化液中。因为分化进程在精矿颗粒表面生成的氢氧化物阻止了液碱与矿粒内部稀土持续反响，故分化前须先将精矿湿磨细至0.043mm粒级，然后再与含。NaOH50%的溶液在413K温度下反响约5h。实践用碱量约为精矿质量的1.5倍。分化进程在外加热的钢制反响器中进行。 碱液分化完成后，分化液中含过量NaOH和新生成的Na3PO4 有必要归纳收回。收回的办法是用热水稀释并洗刷分化产品，过滤后从滤液中收回Na3PO4和剩下的烧碱。独居石精矿含P2O5约25%，仅低于稀土，故Na3PO4 是烧碱分化独居石精矿的一种重要副产品。 滤饼的首要成分为稀土、钍、铁等的氢氧化物，运用稀土和其他元素的碱性差异，用稀优先溶解稀土： RE(OH)3+3HCl=RECl3+3H2O (3) 优先溶解结束时，溶液pH约4.5，在此pH下钍、铀、铁等仍残留在滤饼中。优先溶解产品经过滤所得的滤渣是提取铀、钍的质料(见铀钍与稀土元素别离)。 过滤所得滤液尚含有微量钍、铀的放射性蜕变产品226Ra和228Ra，有必要经过除镭处理。镭和同属ⅡA族元素，其硫酸盐溶度积均很小(298K时BaSO4为1.1×10-10，RaSO4为4.2×10-11)。往滤液中参加BaSO4就可使镭被BaSO4载带子沉积中： Ba2+(Ra2+)+2SO42-=BaSO4(RaSO4)↓ (4) 除镭后的清液为纯洁的RECl3溶液，可直接浓缩、结晶分出混合稀土氯化物产品，也可先经过P204溶剂萃取分组(见稀土元素革取分组别离)得到混合轻稀土氯化物和中重稀土富集物两种产品。 法国罗纳一普朗克公司(Rhone-Poulene)在拉罗歇尔(LaRochelle)的工厂选用在压煮器内用液碱分化独居石精矿的办法。因为压煮器的温度较常压容器的高，能加快独居石精矿的分化反响，然后可缩短分化时刻、下降碱耗。 与浓硫酸法分化独居石精矿(见稀土精矿硫酸法分化)比较，液碱分化法有两大长处：(1)分化反响不发作酸气，全流程产出的三废量少;(2)经济合理，占独居石精矿分量90%以上的稀土、磷、铀、钍均得到收回，分化剂中的钠成为副产品Na3PO4•12H2O的组成部分而得到运用。但也存在需运用磨细的高质量精矿等问题，因为精矿含杂质多会添加碱的耗费量。 白云鄂博混合型稀土矿精矿烧碱分化白云鄂博混合型稀土矿精矿含钙较高(折组成CaO5%～10%)，钙首要以萤石(CaF2)形状存在。钙含量过高不只会导致混合稀土氯化物产品质量下降乃至不合格，还会使稀土收率下降。我国已研讨出除掉精矿中钙的办法。 白云鄂博混合型稀土矿精矿含有氟碳铈矿和独居石两种稀土矿藏，在碱分化时，除发作独居石和烧碱式(1)的反响外，还发作氟碳铈矿和烧碱的反响： RECO3+3NaOH=RE(OH)3+Na2CO3+NaF (5) 影响稀土矿藏分化的首要因素是分化温度和烧碱浓度，较高的分化温度和较高的烧碱浓度都可加快分化反响。烧碱液的沸点随烧碱浓度的添加而升高，因此添加烧碱浓度亦可进步常压烧碱液分化的温度。但烧碱浓度过高又会引起分化产品过于粘稠，影响反响进行。 1982年我国选用固碱电场分化白云鄂博混合型稀土矿精矿。其作法是将除钙的精矿(含水分12%～14%)和固体碱混兼并拌和10min，然后装入分化设备，通电分化15～20min。其间最终7～8min的物料温度达453K。因精矿含有水分，碱易吸潮，故这种反响实践上是浓烧碱液与矿藏的反响，但分化设备中究竟还存在着固碱，所以存在分化反响不易进行的死角。电场分化时刻很短，能耗和碱耗都低。 1985年我国又选用在电加热的反响器平分化除钙后的白云鄂博混合型稀土矿精矿办法。该法运用含烧碱60%～70%的溶液，在433～453K温度下分化40min。这种分化工艺操作简略，耗碱量低。因为烧碱报价比硫酸高得多，故处理规划远不如浓硫酸法分化。 白云鄂博混合型稀土矿精矿烧碱法分化出产氯化稀土的工艺进程与独居石精矿液碱分化出产氯化稀土的类似，分化产品经水洗、过滤、优先溶解稀土、浓缩、结晶等处理，最终得到混合稀土氯化物产品。或在优先溶解稀土后，经溶剂萃取分组，得到混合轻稀土氯化物和中重稀土富集物产品。没有发现白云鄂博混合型稀土矿精矿中有镭的同位素，故全流程无需设除镭工序。 纯碱焙烧(或烧结)法纯碱即为碳酸钠(Na2CO3)，1958年苏联用纯碱焙烧(烧结)分化独居石精矿。1963年我国开端研讨用纯碱焙烧白云鄂博混合型稀土矿精矿，1970年前后曾用于工业出产。前苏联也曾进行过用纯碱烧结分化稀土氟碳酸盐和磷酸盐混合精矿的研讨。 按白云鄂博混合型稀土矿精矿质量的10%～30%参加纯碱，混合后于873～973K温度下焙烧，稀土矿藏即可分化生成RECO3，且精矿中的Ce抖被氧化成ce”，为后续作业的铈与其他稀土别离发明了条件。焙烧矿经磨细后，再用水、稀酸洗去非稀土杂质，然后用含硫酸0.25mol/L溶液浸出稀土。浸出液中Ce4+与F-构成合作物。如浸出液的F一浓度过低，则会使稀土浸出率和铈氧化率明显下降。浸出后过滤，滤液用1mol/LP204-0.2mol/LTBP-火油组成的有机相萃取Ce4+，得到纯度超越99.9%的CeO2。因浸出液中含F-及铁、硅等杂质，萃取进程中易发作乳化。参加可抑制因F-而发作的乳化。 前苏联所用的稀土混合精矿由钇氟碳铈矿(Y，Ca)FCO3•CaCO3、磷钇矿、独居石和钇萤石组成。精矿档次低(均匀含RE2O3约6%)，还含很多萤石、铁矿藏、云母及锆石，且各矿藏含量改变大。以精矿质量30%的Na2CO3+Na2SO4为分化剂，在1173K温度下焙烧可使稀土矿藏分化成可溶性的碳酸盐或硫酸盐。萤石有助于稀土矿藏分化。当精矿中含萤石高于15%时，不加分化剂在1273K温度下焙烧稀土矿藏即自行分化。 展望从环境保护、资源归纳运用、经济效益等方面衡量，独居石精矿的液碱分化都不失为一种较好的办法，因此为全世界大多数处理独居石的工厂所选用。但一般选用含烧碱50%的碱液在常压下分化，不只碱耗和能耗高，并且分化时刻长，因此极待改善。改善方向是从工艺和设备下手，环绕强化分化条件(如恰当进步分化温度)来进行，这是削减耗费、进步功率、下降成本的有效途径。烧碱分化白云鄂博混合型稀土矿精矿的研讨成果与工业实践都可以在这些方面供给学习。 将白云鄂博混合型稀土矿精矿的氟碳铈矿与独居石分隔，即把混合精矿分红两种精矿(见白云鄂博混合型稀土矿)，运用这两种矿藏的不同特色别离处理：独居石精矿用烧碱法分化，制取混合稀土化合物，磷亦得到归纳收回;氟碳铈矿精矿选用氧化焙烧分化，Ce3+一起氧化成Ce4+，然后进行单一稀土别离(见稀土元素别离提纯)。这是白云鄂博混合型稀土矿精矿的最佳处理计划。

其首要使命是使辉钼矿转变为契合钢铁及化工部分使用要求的氧化物或钼酸盐。钢铁部分的要求首要是含硫、磷、砷低，化工部分则首要要求其在中可溶性好，即含MoS2、MoO2、CaMoO4等难溶于NH4OH中的化合物少。    辉钼矿的分化办法有氧化焙烧法和各种湿法分化法（拜见下图）。前者首要适用于处理标准精矿，后者既可处理精矿，亦可处理非标准精矿和中矿以及杂乱矿。    上述分化办法得到的Mo03粉，可直接制成三氧钼块用于炼钢。因为Mo02的密度比Mo03大，在高温下蒸发丢失小，近年来越来越多地选用MoO2块炼钢，处理辉钼矿时，有时直接制成moO2产品。

含稀土的原矿岩通过选矿后所到的高稀土档次的产品称为稀土精矿。表1中列出的是我国出产的稀土精矿的化学成分。精矿中的稀土与原矿岩中的稀土的赋存形状根本相同，仍然是难溶于水和一般条件下的无机酸的化合物。为使其易溶于水和无机酸，以便于从中收回稀土，工业上依据精矿中稀土存在的形状而选用相应的办法，将稀土矿藏转化为易于提取稀土的化合物。这样一个将稀土矿藏转化为易于提取稀土的化合物的进程称为精矿分化，稀土化合物中REO与稀土精矿的REO之比的质量百分数成为精矿分化率。 精矿分化的办法许多，归纳起来能够分为酸分化法、碱分化法、氧化焙烧法和氯化法四大类。 一、酸分化法包含硫酸、和氟氢酸分化等。 二、碱分化法首要包含分化和碳酸钠焙烧法等，它合适对稀土磷酸盐矿藏和氟碳酸盐矿藏的处理。 三、氧化焙烧办法首要用于氢碳铈矿的分化。 碳酸钠焙烧法、氧化钙焙烧法以及在焙烧进程中具有使三价铈化物被进一步氧化成四价的氧化物特色的分化办法都具有优先别离铈长处。 四、氯化法分化稀土精矿能够直接制得无水氯化稀土，其产品可用于熔盐电解制取混合稀土金属。 稀土精矿的分化办法许多，工业出产中一般依据下列准则挑选适合的工艺流程： (一)依据精矿中稀土矿藏的化学性质、稀土档次、其他非稀土化学成分等特色，先择分化办法，以求得高的分化率。 (二)由产品计划、原材料的直销和报价以及耗费状况，优化工艺进程以求得高的经济效益。 (三)便于收回有价元素和综合利用，有利于劳动卫生与环境保护。

当温度在900℃以上，碳为还原剂时，锆英砂可与反响生成ZrCl4和SiCl4，从而将二氧化硅别离，主反响为： ZrSiO4＋4Cl2＋2C＝ZrCl4（g）＋SiCl4（g）＋2CO2 ZrSiO4＋4Cl2＋4C＝ZrCl4（g）＋SiCl4（g）＋4CO     取得的经水溶可制取二氧化锆或其他锆化学制品，工艺流程参见图1。图1  锆英砂分化和制备锆化合物的准则流程

含稀土的原矿岩通过选矿后所到的高稀土档次的产品称为稀土精矿。表1中列出的是我国出产的稀土精矿的化学成分。 精矿中的稀土与原矿岩中的稀土的赋存形状根本相同，仍然是难溶于水和一般条件下的无机酸的化合物。为使其易溶于水和无机酸，以便于从中收回稀土，工业上依据精矿中稀土存在的形状而选用相应的办法，将稀土矿藏转化为易于提取稀土的化合物。这样一个将稀土矿藏转化为易于提取稀土的化合物的进程称为精矿分化，稀土化合物中REO与稀土精矿的REO之比的质量百分数成为精矿分化率。 稀土精矿的首要化学成分表精矿称号产地REOTFe(Fe2O3)P(P2O5)CaOBaOSiO2ThO2U3O8其他元素氟碳铈矿四川冕宁60.12(0.61)0.4611.450.230含F6.57混合型矿内蒙包头50.403.703.505.557.580.560.219含F5.90独居石中南某地60.30(1.80)(31.50)1.464.700.22磷钇矿南边某地550.5(26～30)1.031～2含钨 磷钇矿南边某地10～2010～20(5～8)13～100.5～1含WO3  15～25褐钇铌矿广西24.272.105.2010.502.47含(NbTa)2O5 20.05褐钇铌矿湖南20.821.964.435.602.24含(NbTa)2O3 26.99褐铌铌矿广东30.661.332.565.002.19含(NbTa)2O3 26.99 精矿分化的办法许多，归纳起来能够分为酸分化法、碱分化法、氧化焙烧法和氯化法四大类。 一、酸分化法包含硫酸、和氟氢酸分化等。硫酸分化法适用于处理磷酸盐矿藏（如独居石、磷钇矿）和氢碳酸盐矿藏（氟碳铈矿）。分化法使用有限，只适于处理硅酸盐矿藏（如褐帘石、硅铍钇矿）。分化法适于分化铌钽酸盐矿藏（如褐钇铌矿、铌钇矿）。酸分化法的特色是分化矿藏能力强，对精矿档次、粒度要求不严，适用而广，但挑选性差，腐蚀严峻，操作条件差，三废较多。 二、碱分化法首要包含分化和碳酸钠焙烧法等，它合适对稀土磷酸盐矿藏和氟碳酸盐矿藏的处理。关于单个难分化的稀土矿藏亦有选用熔合法的。碱法分化的特色是工艺办法老练，设备简略，归纳使用程度较高。但对精矿档次与粒度要求较高，污水排放量大。 三、氧化焙烧办法首要用于氢碳铈矿的分化。焙烧进程中氢碳铈矿被分化成稀土氧化物、氟氧化物、二氧化碳及氟的气态化合物，其间三价的铈氧化物一起被空气中的氧进一步氧化成四价的氧化物。该办法的缺陷是氟以气态化合物随焙烧尾气进入大气中，对环境有必定的污染。长处是焙烧进程中无须参加其他的焙烧尾气进入大气中，对环境有必定的污染。长处是焙烧进程中无须参加其他的焙烧助剂，而且使用四价铈三价稀土元素的化学性质上的不同。能够选用硫酸复盐沉积或优先溶解三价稀土元素的办法，优先将占稀土配分约50%的铈提取出来。这使得进一步的稀土萃取别离工艺进程简化，出产成本下降。 碳酸钠焙烧法、氧化钙焙烧法以及在焙烧进程中具有使三价铈化物被进一步氧化成四价的氧化物特色的分化办法都具有优先别离铈长处。 四、氯化法分化稀土精矿能够直接制得无水氯化稀土，其产品可用于熔盐电解制取混合稀土金属。氯化是指将碳与稀土精矿混合，制团，在竖式氯化炉的高温下直接通入的进程。依据生成不同氯化物的沸点差异，可一起得到三种产品：稀土、钙及等金属的氯化物，呈熔体状况流入氯化物溶盐接收器；低沸点的氯化物（钍、铀、铌、钽、钛、铁、硅等）为气态产品，从熔盐中蒸发后，被搜集在冷凝器内，再归纳收回；未分化的精矿与碳渣等高沸点成分则为残渣。氯化法现在因为设备的需氯腐蚀材料较难处理，放射性元素钍散布在三种产品中，所得熔盐成分杂乱，劳动条件较差等问题的存在而在我国尚为被工业选用。 稀土精矿的分化办法许多，工业出产中一般依据下列准则挑选适合的工艺流程： （一）依据精矿中稀土矿藏的化学性质、稀土档次、其他非稀土化学成分等特色，先择分化办法，以求得高的分化率。 （二）由产品计划、原材料的直销和报价以及耗费状况，优化工艺进程以求得高的经济效益。 （三）便于收回有价元素和归纳使用，有利于劳动卫生与环境保护。

碳化氯化与直接氯化分化锆英砂的办法相同，可用于制取和、铪，但也可用于出产二氧化锆和其他锆化学制品。此法的工艺流程见图1，碳化在温度高于2000℃的高温电弧炉中进行；碳（氮）化锆在400℃即可被氯化成为，首要反应为： ZrSiO4＋4C＝ZrC＋SiO（g）↑＋3CO ZrSiO4＋4N2＝ZrN＋SiO（g）↑＋3NO ZrC＋2Cl2＝ZrCl4（g）＋C ZrN＋2Cl2＝ZrCl4（g）＋1/2N2图1  碳化氯化法分化锆英砂工艺流程     水溶、结晶可获得碱式氯化锆再进行后处理。

分化办法 铁矿石的分化，在实践的使用中，依据矿石的特性，分析项目的要求及搅扰元素的别离等状况，一般选用酸分化和碱熔融的办法。 常用的酸分化法如下： (1)分化铁矿石一般能被加热分化，含铁的硅酸盐能溶于，可加少数或是试样分化彻底。磁铁矿的溶解速度很慢，可加几滴氯化亚锡溶液，是分化速度加速。 (2)硫酸-分化 试样在铂坩埚和塑料坩埚中，加1：1硫酸10滴、4-5ml，低温加热，待冒出三氧化二硫白烟后，用提取。 (3)硫酸或硫-磷混合酸(1：2)分化 溶矿时需加热至水分彻底蒸腾并呈现三氧化硫白烟后，在加热数分钟。但因留意加热时刻不能过长，以避免生成焦磷酸盐。现在选用碱熔法分化试样更为遍及。常用的熔剂用碳酸钠、、、和-碳酸钠(2：1)混合熔剂等。 熔融可在银坩埚、镍坩埚、高铝坩埚或石墨坩埚中进行。也有用在镍坩埚中半熔的。因为铁矿石中含有很多的铁，用碳酸钠直接在铂坩埚中熔畅通领悟危害坩埚，且铂也影响铁的测定，故很少选用。关于含有硫化物和有机物的铁矿石，应将试样预先在500-600℃灼烧以除掉硫及有机物，然后以分化，并参加少数硝酸，使试样分化彻底。硝酸的存在影响铁的测定，可加蒸腾除掉。

稀土精矿用硫酸处理、出产氯化稀土或其他稀土化合物的稀土精矿分化办法。本法具有对质料适应性强、出产成本低一级长处，是稀土精矿工业上常用的分化办法，广泛用于氟碳铈矿精矿、独居石精矿和白云鄂博混合型稀土矿精矿的分化。首要有硫酸化焙烧一溶剂萃取法、硫酸分化一复盐沉积法、氧化焙烧一硫酸浸出法三种工艺。     一、硫酸化焙烧－溶剂萃取     首要用于分化白云鄂博混合型稀土矿精矿出产氯化稀土。白云鄂博混合型稀土矿精矿成分杂乱，归于难处理矿，其典型的首要成分(％)为：RE2O350～55，P2.5～3.5，F7～9，Ca7～8，Ba1～4，Fe3～4，ThO2约0.2。精矿中放射性元素钍和铀含量低，冶炼的防护要求不高，适于用硫酸化焙烧法分化。     （一）原理     经瘩细的稀土精矿与浓硫酸混合后加热焙烧到423～673K温度时，稀土和钍均生成水溶性的硫酸盐。氟碳铈矿与硫酸的首要反应为： 2REFCO3＋3H2SO4＝RE2(SO4)3＋3HF↑＋2CO2＋2H2O     独居石与硫酸的首要反应是： 2REPO4＋3H2SO4＝RE2(SO4)3＋2H3PO4 Th3(PO4)4＋6H2SO4＝3Th(SO4)2＋4H3PO4     铁、钙等杂质也生成相应的硫酸盐。分化产品用精矿质量12倍的水浸出，取得含稀土、铁、磷和钍的硫酸盐溶液。操控不同的焙烧温度、硫酸用量和水浸出的液固比，即可改动分化效果。当硫酸与稀土精矿的量比为1.5～2.5、分化温度503～523K、水浸出液含RE2O350～70g/L时，钍、稀土、磷、铁等一起进入溶液。上述焙烧和浸出条件首要用于独居石精矿和白云鄂博混合型稀土矿精矿的分化。当硫酸与稀土精矿的量比为1.2～1.4、分化温度413～433K、水浸出溶液含游离硫酸50％时，首要是钍进入溶液，大部分稀土则留在渣中。当硫酸与稀土精矿的量比为1.2～1.4、分化温度573～623K、水浸出液含RE2O350g/L时，则稀土进入溶液，钍和铁等留在渣中。通过操控焙烧和浸出条件，就可使稀土与首要伴生元素得以开始别离。     （二）工艺进程     从稀土精矿到取得氯化稀土，首要通过硫酸化焙烧、浸出除杂质和溶剂萃取转型等进程。      1、硫酸化焙烧。白云鄂博混合型稀土矿精矿粉与浓硫酸在螺旋混料机内混合后，送入回转窑进行硫酸化焙烧分化。操控进料端(窑尾)炉气温度493～，523K，焙烧分化进程中炉料渐渐移向窑前高温带，氟碳铈矿和独居石与硫酸效果生成可溶性的硫酸稀土。铁、磷、钍等则构成难溶于水的磷酸盐。炉料跟着向高温带移动温度不断升高，过量的硫酸逐步被蒸发掉。当炉料运转到炉气温度为11’73K左右的窑前出料端时，炉料温度到达623K左右，并构成5～10mm的小粒炉料，称为焙烧料，从燃烧室侧端排出。      2、浸出除杂质。焙烧料含硫酸3％～7％，直接落入水浸槽中溶出稀土，而杂质简直悉数留在渣中与稀土别离。制得纯洁的硫酸稀土溶液含RE2O340g/L、Fe0.03～0.05g/L、P约0.005g/L、Th      3、溶剂萃取转型。用溶剂萃取法使硫酸稀土改变成为氯化稀土的进程。这种工艺已用于替代传统的硫酸复盐沉积、碱转化等繁琐转型工艺。这是我国在20世纪80年代稀土提取流程的一次严重改造。溶剂萃取转型选用羧酸类(环烷酸、脂肪酸)萃取剂，预先用皂化，然后直接从硫酸稀土溶液中萃取稀土离子，稀土负载有机相用含HCl6mol/L溶液反萃稀土，制得氯化稀土溶液。萃取和反萃取进程选用共流萃取(见溶剂革取)办法。萃余液pH为7.5～8.0，含RE2O310mg/L左右，稀土萃取率超越99％。反萃液含RE2O3250～270g/L，含游离酸0.1～0.3mol/L。选用减压浓缩办法将反萃液浓缩制成氯化稀土。氯化稀土的首要成分(质量分数ω/％)为：RE2O3约46，Fe0.01，P0.003，Th0.0002，SO42－     我国研讨成功从硫酸化焙烧分化白云鄂博混合型稀土矿精矿产出的硫酸稀土溶液中直接用P204萃取剂萃取别离稀土的新工艺，具有将稀土精矿分化作业和单一稀土萃取别离进程结合起来的特色，即同在硫酸介质中别离钐、铕、钆和钕以及制取稀土氯化物，省去了萃取转型和一些化学别离工序，然后减少了试剂耗费，降低了出产成本。1986年我国的四家工厂用此工艺改造原有流程，共建立了年处理10000t混合矿的出产线，其简化流程如图1。钕一钐萃取分组产出的钐铕钆富集物含：Eu2O311％、Sm2O350％。萃取法出产Na2O3的产品纯度到达99％。萃取法收回稀土所得氯化稀土溶液含RE2O3250g/1，，残液含RE2O30.2～0.4g/L。图1  白云鄂博混合型稀土矿精矿的硫酸焙烧 －P204萃取法萃取别离稀土的新工艺流程     二、硫酸分化－复盐沉积     首要用于处理独居石精矿。独居石为磷酸盐矿藏，是出产稀土和钍的重要质料，一般含RE2O355％，6、ThO23％～10％、U3O8约0.3％、P2O5约25％，别的还含少数钛、铁、锆、硅等杂质。独居石首要含轻稀土元素，中稀土、重稀土只占稀土总量的8％～10％，产于澳大利亚、印度、巴西。我国每年出产独居石约2200t。硫酸分化一复盐沉积是从独居石提取稀土的传统工艺，独居石精矿和浓硫酸在铸铁拌和槽中加热到473K温度后分鳃2～4h，大部分稀土促转化成可溶性的硫酸盐。用水浸出分化产品所得的硫酸稀土溶液的首要成分为： 首要成分 RE2O3  ThO2    U3O8含量(质量浓度p)/g•L－1  约50 6～7 0.4首要成分 P2O5 Fe2O3 ＋ H含量(质量浓度p)/g•L－1  25  2～3 2.5mol/L     从这种浸出溶液中提取稀土、钍和铀最常用的是硫酸钠复盐沉积法。硫酸钠复盐沉积法是用硫酸钠或氯化钠沉积剂使稀土和钍以3Na2SO4•RE2(SO4)3•4H2O•0.09Th(SO4)2复盐沉积分出。接着用NaOH将稀土和钍转化成氢氧化物，然后用优先溶出稀土。所得氯化稀土溶液经减压浓缩、冷却结晶产出氯化稀土(图2)。钍富集物送提钍处理。硫酸分化一复盐沉积工艺能够处理档次较低的独居石精矿，具有对质料适应性强、出产成本低一级长处，但放射性元素钍、铀在流程中涣散，较难收回。近来有人用伯胺从硫酸稀土溶液中首要萃取钍，然后再用硫酸复盐沉积法收回纯洁的稀土，这种办法更有利于稀土和钍的提取。图2  硫酸法分化独居石流程     三、氧化焙烧硫酸浸出     首要用于从氟碳铈矿精矿中提取稀土。我国山东微山湖畔和四川冕宁蕴藏着丰厚的氟碳铈矿，与美国芒廷帕斯(Mountain Pass)盛产的氟碳铈矿类似，矿藏粒度粗，易选别，精矿中的RE2O3 达60％左右，含磷低，简单提取。美国钼矿公司(Molycorp Inc.)选用氧化焙烧一浸出分化氟碳铈矿，出产氯化稀土和铈富集物已有30多年前史，稀土产值占国际稀土总产值的30％以上。     氟碳铈矿(REFCO3)在773～873K温度的氧化焙烧进程中，即分化放出CO2，生成稀土氧化物和氟氧化物，三价铈被氧化为四价，难溶的氟碳铈矿改变成可溶性产品。浸出进程中能够使用三价稀土和四价铈的性质不同而将铈作为氟化物和氧化物富集于渣中，富铈渣中的CeO2/RE2O3 可到达85％～90％。但富铈渣还含有重晶石、萤石和独居石等杂质，用此渣出产铈产品时，因需求除掉这些杂质而致使流程杂乱化。美国钼矿公司的产品首要是氧化铕、氧化钐和富镧氢氧化甲物，因而要先除掉很多铈，以利于单一稀土的萃取别离。图3  氧化焙烧－硫酸浸出法分化氟碳铈矿工艺流程      20世纪60年代我国开发的氧化焙烧一硫酸浸出氟碳铈矿精矿分化工艺(图3)，能使稀土悉数进入酸浸出液。在773～873K温度下焙烧氟碳铈矿时，Ce3＋被氧化为ce4＋。用含硫酸1.25～1.5mol/L溶液浸出焙烧矿时，焙烧矿中Ce4＋与F－构成安稳的配位离子CeF62－进入溶液，Ce4＋与F－的结合不光避免了氟化稀土生成沉积物，还促进了焙烧矿中氟化稀土的溶解。当溶液中存在CeF62－时，氟起着加快难溶二氧化铈溶解的效果。以上两种效果互相促进，使焙烧矿中的二氧化钍、重稀土草酸盐送收回钾稀xi铈、氟化稀土、氟氧化稀土和氧化稀土等能很快被稀硫酸悉数溶解。稀土浸出率可达96％～97％。此法制得的硫酸稀土溶液含RE2O380g/L左右、F8～9g/L酸约1.5mol/L、Fe1g/L以下，铈的氧化率达98％～99％。所得溶液比较纯洁，能够直接用P204萃取法、碳酸钠法或硫酸复盐法出产纯度99％～99.9％的二氧化铈。

一、工艺流程     碳酸钙、氧化钙烧结分化锆英砂的工艺流程见图1。图1  碳酸钙、氧化钙烧结分化锆英砂工艺流程     二、烧结反响     碳酸钙烧结反响： ZrSiO4＋2CaCO3＝CaZrO3＋CaSiO3＋2CO2 ZrSiO4＋4CaCO3＝CaZrO3＋Ca3ZrSi2O9＋4CO2 ZrSiO4＋Ca3ZrSi2O9＝3CaSiO3＋2ZrO2     氧化钙烧结反响： ZrSiO4＋CaO＝CaSiO3＋ZrO2 ZrSiO4＋2CaO＝CaZrO3＋CaSiO3 2ZrSiO4＋4CaO＝CaZrO3＋Ca3ZrSi2O9     三、烧结块浸出和沉积 CaO（g）＋CaCl2（g）＋2HCl＝2CaCl2（l）＋H2O Ca2SiO4（s）＋4HCl＝2CaCl2（l）＋SiO2＋2H2O CaSiO3（s）＋2HCl＝CaCl2（l）＋SiO2＋H2O     热浸出反响： CaZrO3＋4HCl＝ZrOCl2＋CaCl2＋2H2O     沉积反响： ZrOCl2＋2NH4OH＋nH2O＝ZrO（OH）2·nH2O＋2NH4Cl     四、首要工艺条件     碳酸钙、氧化钙分化锆英砂工艺条件见表1。 表1  碳酸钙、氧化钙分化锆英砂工艺条件工艺过程条    件分化率烧结 ZrSiO4∶CaO＝1∶3.3～3.6（摩尔比）；  CaCl2∶ZrSiO4＝1∶5；1100～1200℃；4～5h97%～98% ZrSiO4∶CaO＝1∶3.9～4.5（摩尔比）；  CaCl2∶CaO＝1∶5；1000～1100℃；8～10h90%～94%冷浸出 HCl＝5%～10%烧结HCl＝25%～30%；70～80℃HCl＝20%～30%；80～90℃

一、分化 分化独居石稀土精矿的进程在钢板卷制并带有蒸气加热夹层的圆形分化槽中进和地。在工业生产中，分化进程能够选用间歇方法或接连方法。间歇方法是指参加质料－分化－出料进程在一个分化槽中完结，而接连方法是在几个串联在一起的分化槽中完结这一进程。相比之下，接连方法具有生产能力大、稀土和钍的分化率高、操作便利等长处。 分化的工艺条件： 精矿粒度   －320目≥99%，其间－360目≥95%； 精矿含水   26%～30%； 矿碱比     1∶（0.95～1）； 碱浓度     45%～50%； 反响温度   135～140℃； 反响时刻   8～12h； 碱分化率   REO≥95%，ThO2≥98%，U3O8≥98%。 二、水洗 碱分化底浆（氢氧化物沉积）在装备有拌和体系钢制圆形的槽中完结，为了便于收回碱和节约水能够选用逆流洗刷的方法。 水洗的工艺条件及要求为： 底浆与水比  比1∶（4～5） 水洗温度＞90℃； 水洗完毕操控条件   洗水pH值7～8，P2O5＜1.2g/L。 三、优溶 优溶在玻璃钢制的具有拌和功用的容器中进行。其工艺条件及要求如下： 酸溶反响温度   80～95℃； 全溶反响pH值   2.0～2.5； 优溶反响pH值   4.0～4.5。 四、氯化稀土溶液除镭工艺条件及要求 反响温度   80～90℃； 加料次序  先加硫酸铵溶液，后加氯化溶液； 拌和时刻  加氯化后拌和10min，加聚酰胺后持续拌和2min； 氯化稀土溶液要求  REO≥160g/L，SO42－/REO≤0.03%，放射性强度≤3.7×104Bq/L。 五、蒸腾浓缩制备结晶氯化稀土 蒸腾浓缩进程在蒸汽夹套加热、内衬珐琅的蒸腾罐内进行。蒸腾进程的技术参数如下： 罐内真空度    6×104Pa； 蒸腾温度      108～115℃； 蒸汽压力      0.3～0.4MPa； 结晶氯化稀土中REO≥45%。

A  基本原理    下图是loo℃条件下Mo-S-H20系的电位一pH图。 [next]     分析如图可知，100℃下Fe3+、Mn02、C12、ClO-、O2均可将MoS2氧化，随着pH值的不同，分别生成MoO42-或H2MoO4。    根据热力学计算，用上述氧化剂氧化时，反应的平衡常数都很大，在100~200℃温度范围内均超过10100，故反应进行彻底。    B  辉钼矿的硝酸分解    a  主要反应          MOS2＋6HN03 ====H2Mo04＋2H2S04＋6N0           3MS＋8HN03 ====3MS04＋4H20＋8N0                （M指Cu、Fe、Pb等）    3ReS2＋19HN03 ====3HRe04＋6H2S04＋2H20＋19N0    生成的H2Mo04大部分（一般占总量的80%左右）保留在渣中，经过滤后锻烧得MoO3，可直接用于炼钢。少部分钼以Mo02(S04)n(2n -2）-或Mo205(S04)n(2n-2）-形态或胶体形态与Re、Cu、Fe等一道进人溶液，可用萃取法进行分离。    b  影响分解率的因素    (1)温度当酸度超过20%时，温度对分解率的影响见下图。    图中同时表明在80℃下，在反应初期分解所得氧化物全部进人溶液，然后逐步沉淀入渣。[next] [next]     (2) HN03浓度HN03浓度升高分解速度增快，同时有利于溶液中以胶体形态存在的钼化合物凝聚沉淀。例如在90℃下，当HNO3起始浓度分别为27%~30%和54%时，母液中含钼分别为12~15g/L和2.5~3g/L。    (3) H2SO4浓度  Л.Н.克利亚奇科报道,H2S04的存在对过程有利。为达到一定的分解率，当无H2S04时，HN03浓度应为35%，而当有10%~12% H2S04存在时，则HN03浓度可降至30%。    c  工业实践    莫利斯坎德（Molyscand )公司采用两段逆流分解，其流程及技术条件见下图。所处理的辉钼矿精矿及所得工业MoO3和浸出母液成分见下表。分解后约80%的钼进入MoO3渣，20%的钼及几乎全部铼、铜、铁进人母液，母液经萃取回收钼、铼，萃余液用CaC03中和成CaS04沉淀后排放。硝酸氧化过程可在不锈钢搅拌槽中进行，亦可在一系列塔式设备中连续进行。莫利斯坎德公司用硝酸分解辉钼矿的原料及中间产品成分、物料MoFeCuBiPbReMgSiAlAsH2SO4精矿/%46430.10.080.005　　　　　母液（g·L-1）2310.68.10.020.030.010.50.030.40.01312.5工业MoO3/%59.90.110.030.020.016痕0.093.040.8　0.06[next]

C  辉相矿在酸性条件下高压氧分解    a  主要反应    辉钼矿与含HNO310~20g/L的水溶液（L/S≈5/1），在160~200℃时首先发生下列反应：                      MOS2＋6HN03 ====H2Mo04＋2H2S04＋6N0    部分MOS2被氧化，产生的NO又在设备的上部空间与高压氧（0.65~1.2MPa）作用生成HNO3：    故总反应为：    此反应在150℃的平衡常数达3x10173。    过程中70%~80%的钼以钼酸的形态进人固相，经锻烧后即得工业氧化钼。几乎全部铼和约20%的钼以及绝大部分铜、铁、锌进人溶液，可用萃取法回收。    b  工业实践    (1)设备所用高压釜的结构示意见下图通过加料管1进人矿浆，高压氧则由通氧管2通入，在搅拌器激烈搅拌下，氧气被通过入气口9吸入矿浆中与之混合，过程系放热反应，故釜具有夹套用水冷却，同时在上部空间（这里再生HN03）和下部均有冷却管。[next]    酸性条件下高压氧分解的设备材质十分重要，要求其在工作条件下能耐HN03-H2SO4腐蚀。试验表明：钛材釜经1000h工作无明显腐蚀，但气流速度大的部件（如阀门等）耐冲刷性能差，特别是高速氧引起温度升高进而导致钛阀的氧化。    试验表明对3m3的大釜而言，锚式搅拌器即使在低转速下（60r/min )也能保证高的分解率。[next]    (2)工艺过程特点及主要指标   某些工厂的工艺特点及主要指标见下表： [next]     D  辉铂矿在碱性条件下高压氧分解    在高压釜内的NaOH溶液中，辉钼精矿与氧气发生如下反应：    钼进入溶液，与此同时铼亦以NaReO4形态进入溶液。技术经济指标见下表。     本工艺的特点是温度和压力均低于酸性介质中高压氧浸出，回收率高，设备材质易解决，但耗NaOH量大，反应时间长。    针对该工艺反应时间长的弱点，C.H.索波里（C.H.Co6onb）考虑到在实际分解中，当时间进行到总分解时间的1/3左右时，分解率已接近80%，剩下的2/3时间仅带来18%~19%的分解率，因此提出分解一浮选工艺，即在较短时间内使大部分辉钼矿得到分解，含MOS2的残渣进行浮选回收其中的钼，所得到的精矿再返回分解。试验表明，最终弃渣含钼0.85%以下，Mo,Re总回收率均高于99％。

稀土精矿经用碱处理后进而出产稀土氯化物或其他稀土化合物的稀土精矿分化办法。碱处理产品经溶解、净化、归纳收回等进程，终究制得混合稀土氯化物产品。此产品是制取混合稀土金属、稀土盐类及别离单一稀土的质料。 首要有烧碱分化法和纯碱焙烧法。前者首要用于分化独居石和磷钇矿精矿，后者首要用于分化氟碳铈矿和独居石的混合精矿。 烧碱分化法 有液碱(烧碱的水溶液)法和固碱法两种办法。液碱法又分常压法、压煮法和热球磨法。工业上大多选用液碱常压分化法。 独居石精矿液碱分化 1952年印度稀土有限公司(Indian Rare EaithLtd.)在特兰旺科一科琴(Travancore-Cochin)的阿尔沃耶(Alwaye)建成了世界上第一座液碱分化独居石精矿的工厂。直至90年代初期，美国、巴西、法国、马来西亚、朝鲜等国也相继建成了液碱处理独居石精矿的工厂。我国第一条液碱分化独居石精矿的出产线于1964年在上海跃龙化工厂投产。 液碱分化独居石精矿出产氯化稀土首要由液碱分化、归纳收回、优先溶解、除镭等作业组成。 在液碱分化中，独居石精矿中的稀土和钍与碱液效果生成氢氧化物沉积： REPO4+3NaOH=RE(OH)3↓+Na3PO4 (1) Th3(PO4)4+12NaOH=3Th(OH)4↓+4Na3PO4 (2) 而磷则生成可溶性的Na3PO4转入分化液中。因为分化进程在精矿颗粒表面生成的氢氧化物阻止了液碱与矿粒内部稀土持续反响，故分化前须先将精矿湿磨细至0.043mm粒级，然后再与含。NaOH50%的溶液在413K温度下反响约5h。实践用碱量约为精矿质量的1.5倍。分化进程在外加热的钢制反响器中进行。 碱液分化完成后，分化液中含过量NaOH和新生成的Na3PO4有必要归纳收回。收回的办法是用热水稀释并洗刷分化产品，过滤后从滤液中收回Na3PO4和剩下的烧碱。独居石精矿含P2O5约25%，仅低于稀土，故Na3PO4是烧碱分化独居石精矿的一种重要副产品。 滤饼的首要成分为稀土、钍、铁等的氢氧化物，运用稀土和其他元素的碱性差异，用稀优先溶解稀土： RE(OH)3+3HCl=RECl3+3H2O (3) 优先溶解结束时，溶液pH约4.5，在此pH下钍、铀、铁等仍残留在滤饼中。优先溶解产品经过滤所得的滤渣是提取铀、钍的质料(见铀钍与稀土元素别离)。 过滤所得滤液尚含有微量钍、铀的放射性蜕变产品226Ra和228Ra，有必要经过除镭处理。镭和同属ⅡA族元素，其硫酸盐溶度积均很小(298K时BaSO4为1.1×10-10，RaSO4为4.2×10-11)。往滤液中参加BaSO4就可使镭被BaSO4载带子沉积中： Ba2+(Ra2+)+2SO42-=BaSO4(RaSO4)↓ (4) 除镭后的清液为纯洁的RECl3溶液，可直接浓缩、结晶分出混合稀土氯化物产品，也可先经过P204溶剂萃取分组(见稀土元素革取分组别离)得到混合轻稀土氯化物和中重稀土富集物两种产品。 法国罗纳一普朗克公司(Rhone-Poulene)在拉罗歇尔(LaRochelle)的工厂选用在压煮器内用液碱分化独居石精矿的办法。因为压煮器的温度较常压容器的高，能加快独居石精矿的分化反响，然后可缩短分化时刻、下降碱耗。 与浓硫酸法分化独居石精矿(见稀土精矿硫酸法分化)比较，液碱分化法有两大长处：(1)分化反响不发作酸气，全流程产出的三废量少;(2)经济合理，占独居石精矿分量90%以上的稀土、磷、铀、钍均得到收回，分化剂中的钠成为副产品Na3PO4·12H2O的组成部分而得到运用。但也存在需运用磨细的高质量精矿等问题，因为精矿含杂质多会添加碱的耗费量。 白云鄂博混合型稀土矿精矿烧碱分化白云鄂博混合型稀土矿精矿含钙较高(折组成CaO5%～10%)，钙首要以萤石(CaF2)形状存在。钙含量过高不只会导致混合稀土氯化物产品质量下降乃至不合格，还会使稀土收率下降。我国已研讨出除掉精矿中钙的办法。 白云鄂博混合型稀土矿精矿含有氟碳铈矿和独居石两种稀土矿藏，在碱分化时，除发作独居石和烧碱式(1)的反响外，还发作氟碳铈矿和烧碱的反响： RECO3+3NaOH=RE(OH)3+Na2CO3+NaF (5) 影响稀土矿藏分化的首要因素是分化温度和烧碱浓度，较高的分化温度和较高的烧碱浓度都可加快分化反响。烧碱液的沸点随烧碱浓度的添加而升高，因此添加烧碱浓度亦可进步常压烧碱液分化的温度。但烧碱浓度过高又会引起分化产品过于粘稠，影响反响进行。 1982年我国选用固碱电场分化白云鄂博混合型稀土矿精矿。其作法是将除钙的精矿(含水分12%～14%)和固体碱混兼并拌和10min，然后装入分化设备，通电分化15～20min。其间最终7～8min的物料温度达453K。因精矿含有水分，碱易吸潮，故这种反响实践上是浓烧碱液与矿藏的反响，但分化设备中究竟还存在着固碱，所以存在分化反响不易进行的死角。电场分化时刻很短，能耗和碱耗都低。 1985年我国又选用在电加热的反响器平分化除钙后的白云鄂博混合型稀土矿精矿办法。该法运用含烧碱60%～70%的溶液，在433～453K温度下分化40min。这种分化工艺操作简略，耗碱量低。因为烧碱报价比硫酸高得多，故处理规划远不如浓硫酸法分化。 白云鄂博混合型稀土矿精矿烧碱法分化出产氯化稀土的工艺进程与独居石精矿液碱分化出产氯化稀土的类似，分化产品经水洗、过滤、优先溶解稀土、浓缩、结晶等处理，最终得到混合稀土氯化物产品。或在优先溶解稀土后，经溶剂萃取分组，得到混合轻稀土氯化物和中重稀土富集物产品。没有发现白云鄂博混合型稀土矿精矿中有镭的同位素，故全流程无需设除镭工序。 纯碱焙烧(或烧结)法 纯碱即为碳酸钠(Na2CO3)，1958年苏联用纯碱焙烧(烧结)分化独居石精矿。1963年我国开端研讨用纯碱焙烧白云鄂博混合型稀土矿精矿，1970年前后曾用于工业出产。前苏联也曾进行过用纯碱烧结分化稀土氟碳酸盐和磷酸盐混合精矿的研讨。 按白云鄂博混合型稀土矿精矿质量的10%～30%参加纯碱，混合后于873～973K温度下焙烧，稀土矿藏即可分化生成RECO3，且精矿中的Ce抖被氧化成ce，为后续作业的铈与其他稀土别离发明了条件。焙烧矿经磨细后，再用水、稀酸洗去非稀土杂质，然后用含硫酸0.25mol/L溶液浸出稀土。浸出液中Ce4+与F-构成合作物。如浸出液的F一浓度过低，则会使稀土浸出率和铈氧化率明显下降。浸出后过滤，滤液用1mol/LP204-0.2mol/LTBP-火油组成的有机相萃取Ce4+，得到纯度超越99.9%的CeO2。因浸出液中含F-及铁、硅等杂质，萃取进程中易发作乳化。参加可抑制因F而发作的乳化。 前苏联所用的稀土混合精矿由钇氟碳铈矿(Y，Ca)FCO3·CaCO3、磷钇矿、独居石和钇萤石组成。精矿档次低(均匀含RE2O3约6%)，还含很多萤石、铁矿藏、云母及锆石，且各矿藏含量改变大。以精矿质量30%的Na2CO3+Na2SO4为分化剂，在1173K温度下焙烧可使稀土矿藏分化成可溶性的碳酸盐或硫酸盐。萤石有助于稀土矿藏分化。当精矿中含萤石高于15%时，不加分化剂在1273K温度下焙烧稀土矿藏即自行分化。 展望 从环境保护、资源归纳运用、经济效益等方面衡量，独居石精矿的液碱分化都不失为一种较好的办法，因此为全世界大多数处理独居石的工厂所选用。但一般选用含烧碱50%的碱液在常压下分化，不只碱耗和能耗高，并且分化时刻长，因此极待改善。改善方向是从工艺和设备下手，环绕强化分化条件(如恰当进步分化温度)来进行，这是削减耗费、进步功率、下降成本的有效途径。烧碱分化白云鄂博混合型稀土矿精矿的研讨成果与工业实践都可以在这些方面供给学习。 将白云鄂博混合型稀土矿精矿的氟碳铈矿与独居石分隔，即把混合精矿分红两种精矿(见白云鄂博混合型稀土矿)，运用这两种矿藏的不同特色别离处理：独居石精矿用烧碱法分化，制取混合稀土化合物，磷亦得到归纳收回;氟碳铈矿精矿选用氧化焙烧分化，Ce3+一起氧化成Ce4+，然后进行单一稀土别离(见稀土元素别离提纯)。这是白云鄂博混合型稀土矿精矿的最佳处理计划。

铌钽精矿酸浸法分解(decomposition of niobium and tantalum concentrate by acid leachingmethod)铌钽精矿中的钽和无机酸作用，转变成可溶性组分与不溶性杂质分离而得以提取的过程，为含铌钽原料处理方法之一。所得浸出液用作进一步提取铌钽的原料。主要有硫酸焙烧分解法和氟氢酸分解法。硫酸焙烧分解法一般用浓硫酸焙烧分解铌钽精矿。铌钽精矿中所有金属组分在焙烧条件下几乎都能与硫酸作用，生成可溶性或不溶性的硫酸盐。焙烧产物有酸浸出和水浸出两种处理方法。酸浸出处理时，铌钽进入浸出液，浸出液可作为铌钮革取法分离等的原料。水浸出处理时，铌和钽、稀土、钍、钛、铁、铝等可溶性硫酸盐都进入溶液，可利用铌、钽、稀土等氢氧化物水解pH值的不同，用分步水解法(见沉淀)使铌、钽与其他元素分离。铌钽精矿的铌、钽和钛，在453～523K温度下焙烧，一般都分解完全。硫酸焙烧分解法适用于处理低品位铌钽精矿。由于浸出液的铌钽浓度低，浸出液处理量大，产品纯度低，硫酸消耗量大，国际上甚少采用。氟氢酸分解法用氟氢酸分解铌钽精矿的效果好，为国际所广泛采用。这种方法的特点是分解与浸出能同时进行，但几乎所有的矿物组分都与氟氢酸反应，因而氟氢酸的消耗量大。因此，氟氢酸分解法适用于处理高品位的铌钽精矿。铌钽精矿中的钽、铌和钛在氟氢酸分解过程中的主要反应为：其他的金属杂质亦生成相应的氟化物。当溶液中的氟氢酸浓度低于7%时，H2NbF7发生水解生成H2NbOF5。影响分解反应的因素主要有氟氢酸浓度和用量、精矿粒度、分解温度、搅拌速度和分解时间等。氟氢酸浓度和用量增加，分解反应速度加快。氟氢酸浓度一般以25～30mol/L为宜。在分解过程中加入硫酸，由于精矿中某些组分与硫酸反应，能提高分解反应的速度。分解反应速度与精矿颗粒总表面积成正比，而颗粒总表面积与颗粒半径成反比，减小精矿粒径有利于提高分解反应速度。一般使用粒径在0.074mm以下的铌钽精矿。分解温度高，分解反应速度快，一般在低于333K温度下加完物料，在353K温度下保温6～8h。铌钽精矿的分解速度受扩散层厚度的控制，适当增加搅拌速度可减小扩散层厚度，对提高分解速度有利。用氟氢酸分解铌钽精矿的铌钽分解率一般在98%以上，分解残渣中的铌钽含量低于1%。氟氢酸是强腐蚀性酸，加热时容易挥发，分解作业在衬铅、衬胶或钼镍合金的密封槽中进行。作业场所要备有有效的通风设施，严禁人体接触氟氢酸。在铌钽精矿氟氢酸分解的废渣中常含有铀、钍等放射性元素，根据国家放射性防护规定，比放射性活度大于7.4×104Bq/kg的废渣要按放射性废物处理，存入专用渣库，严防废渣流失，避免污染环境。氟氢酸分解铌钽精矿所产生的含氟酸性废液，用石灰处理达到国家标准后排放。

独居石稀土精矿中含有磷、钍、铀成分，为了收回这些有价成分及避免放射性元素染产品和环境，在分化独居石的流程中应包含分化，磷碱液收回，稀土与杂质别离和钍、铀收回四个部分。图1是工业上所用的工艺流程。图1  分化独居石稀土精矿的工艺流程 一、分化独居石稀土精矿的化学反响 独居石在的溶液中加热至140～160℃时将发作如下的分化反响： REPO4＋3NaOH=RE（OH）3↓＋Na3PO4                    （1） Th3(PO4)4＋12NaOH=3Th（OH）4↓＋4Na3PO4               （2）独居石中的U3O8在拌和的作用下与NaOH和空气中的O2发作反响： 2 U3O8＋O2＋6NaOH=3Na2U2O7↓＋3H2O                    （3） U3O8实际上是铀的四价和六价复合氧化物UO2·UO3，在NaOH溶液中未被O2氧化的四价铀与NaOH作用，生成氢氧化物： UO2＋4NaOH=U（OH）4↓＋2Na2O                         （4） 在NaOH过量许多的情况下U（OH）4以铀酰酸根的形状溶入碱液中： U（OH）4＋OH－=H3UO4－＋H2O                       （5） 一起，铁、钛、铝、锆、硅等矿藏也被NaOH所分化： Fe2O3＋2NaOH=2NaFeO2＋H2O                       （6） TiO2＋2NaOH=Na2TiO3＋H2O                        （7） Al2O3＋2NaOH=2NaAlO2＋H2O                     （8） SiO2＋2NaOH=Na2SiO3＋H2O                      （9） ZrSiO4＋4NaOH=Na2ZrO3↓＋Na2SiO3＋H2O          (10)ZrSiO4＋2NaOH=Na2ZrSiO5↓＋2H2O                (11) 铁、钛、铝矿藏及石英的分化产品均溶于碱溶液中，与难溶性氢氧化物存在的稀土和钍及重铀酸钠别离。 二、影响精矿分化的要素 分化独居石的反响归于固－液多相反响。分化反响首先在矿藏的表面上进行，生成固体的氢氧化物膜。由于此固体膜细密，独居石的分化反响速度将受NaON在固相膜中的分散速度际制，其分化率与温度、时刻、NaON浓度、精矿的粒度等工艺要素的联系能够用生成细密固体产品的动力学方程式表明： 1－2/3x－（1－x）2/3=（2MDc/αρr02）t              （12） 式中x－经过t时刻后，稀土矿藏的反响分数（表明稀土矿藏的分化率）； M－独居石矿藏的分子量； ρ－独居石矿藏的密度； c－NaOH溶液的浓度； r0－精矿颗粒原始半径； α－化学核算因子； D－反响物在溶液中的分散系数。 依据上碠的反响速度方程，能够对独居石稀土精矿分化的影响要素进行如下分析。 （一）精矿粒度的影响 在式（12）中分化率（x）与精矿粒度（ro）的平方成反比。可见，精矿的粒度是影响分化率的一处重要要素，由于粒度越大精矿与NaOH触摸的表面积越小，反响的速度越慢。实际上关于生成物在精矿表面上构成的细密膜而言，由于细密膜阻止着NaOH向精矿的深部分散，此条件下，精矿的粒度越大，随反响时刻的延伸，则在精矿表面的细密膜越厚，分化反响的速度越慢，由此而导致精矿的分化越不彻底。出产实践证明，精矿的粒度在0.043mm以下时，分化率能够到达98%以上。 在热球磨机内进行碱分化是一种处理粒度影响分化率的有用办法。例如，在密封的热球磨机顶用NaOH分化粒度为0.5～1.5mm的独居石精矿，NaOH浓度为50%，反响温度为175℃，分化进程中凭借钢球的碰击和冲突力使矿藏表面生成的氢氧化物掊落，不断露出新的表面，在4.5～6h，独居石简直悉数分化。可是热球磨机的损耗，以及动力耗费和出产能力小等问题约束了这种办法的使用。 （二）反响温度与NaOH浓度的影响 在生成细密膜的固－液反响中触及反响物在液相中和细密的固相膜中的分散。在分化反响初期，在精矿表面的细密膜掩盖不彻底或很蔳，此刻分散首要是在液相中进行，进步反响温度，能够使液相中的分散系数增大，然后进步反响速度。可是随反响时刻的加长，独居石稀土精矿分化进程中细密膜的厚度不断添加，分散速度由液相中的分散操控转变为首要遭到细密膜中的分散速度操控，此刻进步反响温度，对固相中的分散系数影响不大，假如反响温度过高还会引起反响器部分温度过热而使稀土和钍的氢氧化物脱水，下降它们在无机酸中的溶解功能，导致酸溶工序中稀土收率下降。 反响温度的断定与NaOH的浓度有关。由于NaOH的浓度与其溶液的沸点相关，如表1所示。 表1  溶液浓度与沸点的联系NaOH/%37.5848.3060.1369.9777.53沸点/℃125140160180200 为了取得高的分化率和坚持分化进程中物料的流动性，出产中选用NaOH的浓度为55%～60%，NaOH的用量要超越理论核算量的2～3倍。假如NaOH的浓度过高，将使得碱液的黏度添加，流动性变差，物料在运送管路中结晶，影响出产的顺利进行。别的，NaOH的浓度越高，铀进入磷酸钠中的也越多，使磷酸钠的提取工艺变得复杂。依据表1中的数据，与此相应的温度应为140～150℃，高于此温度，碱液处于欢腾状况，简单构成溢槽。有时出产中，为了进步反响速度，缩短反响时刻，在常压间歇反响槽中加固体的进步溶液中的NaOH浓度，分化操作结束时，须加水稀释浓碱液以便利物料的运送。 （三）反响时刻与拌和强度的影响 由式（12）可知，分化率与反响时刻成正比，延伸反响时刻会使分化添加，可是如前面所分析的，矿藏的粒度较大时，随反响时刻的延伸，则在精矿表面的细密膜越厚，分化反响的速度越慢。进步拌和强度，能添加固、液两相的触摸时机，对表面生成的氢氧化物膜的剥离，促进分角反响的进行有必定的作用。拌和在出产中别的的一个重要作用是坚持碱分化矿浆的均匀性和流动性，必定程度上能够避免物料在碱分化槽中结底和溢槽。 综上所述，分化独居石稀土精矿的进程是将一种难溶于碱液的稀土磷酸盐转化为别的一种难溶于碱液的稀土氢氧化物的进程。在精矿粒度为0.043mm，NaOH浓度为55%～60%及与其适当的温度和必定的拌和强度下，分化率能够到达97%以上。 三、从分化产品中提取稀土 经分化后得到的是由稀土、钍和大部分铀的氢氧化物沉积以及未分化的矿藏组成的碱溶饼和由磷及其他杂质的可溶性盐及过量的NaOH组成的碱溶浆。欲从碱溶饼中收回稀土，需求经过水洗别离碱溶性物质，溶解氢氧化物和氯化稀土溶液净化进程。 （一）水洗别离碱溶性物质 水洗进程归于液、固别离进程。为了便于液、固别离，在弄清之前，首先使用水稀释碱溶浆并且在70℃以上陈化6～7h，使固体颗粒凝集长大，添加沉降速度。溶液弄清后从水洗罐的中部放出上清液（也能够选用虹吸的办法）。由于碱溶浆中的NaOH和Na3PO4浓度很高，出产中一般用10倍于固体的水量，并将溶液加热至60～70℃，在拌和的作用下，重复水洗进程7～8次，才干到达水洗液中P2O5＜1%，pH=7～8的要求。前几次洗液中的NaOH和Na3PO4浓度很高，可用于收回NaOH和Na3PO4。 （二）溶解稀土氢氧化物 浆浓缓慢参加水洗后的氢氧化物的浓浆中，稀土、钍和铀将溶解于溶液中： RE（OH）3＋3HCl=RECl3＋2H2O               （13） Th（OH）4＋4HCl=ThCl4＋4H2O           (14) Fe（OH）3＋3HCl=FeCl3＋3H2O            (15) 在酸溶进程中，Na2U2O7也被分化，以U4＋和UO22＋存在溶液中。 在NaOH分化进程中，铈磷酸盐被分化成三价氢氧化物的一起一部分三价铈与空气中的氧触摸被进一步氧化成四价的氢氧化物。在酸性溶液中Ce4＋具有很强的氧化性，能够将Cl－氧化，而的办法从溶液中逸出。 Ce（OH）4＋4HCl=CeCl3＋4H2O＋1/2(Cl2)          （16） 四价铈的碱性较低，pH＞0.7的条件下就开端水解，构成Ce（OH）4沉积。出产中为了进步铈的收回率，现将反响酸度操控在pH=1.5～2.0范围内，并参加少数的H2O2复原四价铈为三价，以促进Ce（OH）4的充沛溶解。 （三）氯化稀土溶液的净化 溶解时氢氧化物浓浆中的杂质，铁、钍、铀以及微量的镭进入氯化稀土溶液中。根本溶度积原理，按照试（17）和表2中的数据，调整溶液的pH值，使铁、钍、铀水解成氢氧化物沉积，从溶液中除掉。 10－14/（Ksp[RE(OH)3]）/[RE3＋]1/3＜[H＋]＜10－14/（K′sp[Me（OH）n]/[Men＋]）1/n         （17） 式中Me－代表Fe、Th、U； K′sp－Me（OH）n的溶度积。 表2  RE（OH）3，Th（OH）4，Fe（OH）3，Fe（OH）2沉积pH值及溶度积氢氧化物Ce（OH）3Th（OH）4Fe（OH）3Fe（OH）2UO2（OH）2U（OH）4溶度积Ksp1.6×10－204.0×10－453.0×10－398.0×10－161.1×10－221.0×10－45沉积pH值6.83～8.034.153.689.616.179.25沉积程度开端沉积沉积彻底沉积彻底沉积彻底沉积彻底沉积彻底 由表2能够看出，若将pH值操控在4.5左右，Th4＋和Fe3＋能够较彻底的除掉，可是Fe2＋依然保留在溶液中。为此能够向溶液中参加适量的H2O2，使Fe2＋氧化成Fe3＋之后，再经过水解除掉。 在pH＞2的条件下，存在溶液中的U4＋和UO22＋开端一级水解，生成U（OH）3＋和UO2（OH）＋；随pH值升高，U（OH）3＋进一步水解成具有胶体性质的聚合氢氧化物［U（OH）4］n，而UO2（OH）＋则需在更高的pH值条件下，才干生成铀酸及多铀酸的氢氧化物沉积。胶体性质的铀氢氧化物吸附于氢氧化铁和氢氧化钍的颗粒表面而沉积。 在出产实践中，常用水洗后的氢氧化物的浓浆或碳酸稀土，将酸浸溶液的pH值由1～2调至4.5左右，并参加少数凝集剂，使呈悬浮状况的水解产品敏捷凝集沉积。经弄清、过滤得到的滤渣中含放射性元素钍较高，能够作为提取钍的质料或封存，滤液可供出产混合结晶氯化稀土或萃取别离的料液，这一出产进程，在工业中称为“优溶”、由此取得的渣称为“优溶渣”。 镭和硫酸盐的溶度积分别是4.2×10－11和1.10－10，归于难溶性物质。并且镭离子半径（1.42Å）和的离子半径（1.38 Å）不同小，在两种离子共存的条件下，能构成类质同晶共沉积。依据这一原理，向热的稀土氯化物溶液（70～80℃）中参加硫酸铵和氯化则能够凭借BaSO2晶体的载带作用，将溶液中微量的镭除掉。 （四）由氯化稀土溶液制备混合稀土产品 净化后的氯化稀土溶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。依据需求也能够制成结晶混合氯化稀土和混合碳酸稀土。 1、制备结晶氯化稀土 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办法。使用水流喷射器将蒸腾罐内的真空度坚持在6×104Pa时，稀土氯化物溶液的沸点可下降14℃左右。 2、制备碳酸稀土 向含REO为40～60g/L的氯化稀土溶液中参加碳酸氢铵（固体或液体均可）将按反响式（18）发生碳酸稀土沉积。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RECl3·nH2O产品。 2RECl3＋3NH4HCO3=RE2（CO3）3＋3NH4Cl3＋HCl          （18） 四、从优溶渣中收回钍、铀和稀土 优溶渣中的首要化学成分是稀土、钍、铀的氢氧化物和少数的硅酸盐以及未分化的矿藏。优溶渣用水洗去除氯离子（Cl－＜0.6g/L）后，一般选用硝酸溶解的办法溶出稀土、钍、铀。溶解反响是放热反响，溶解的进程中向溶液开释很多的热，使其温度升高。如选用浓硝酸直接溶解优溶渣，能够使溶液的温度急剧升至120℃以上。这样做有利于硅溶解后而发生的硅胶凝集，在此一起参加聚丙酷胺能够使硅胶凝集的速度加速，添加溶液的弄清作用。不溶的残渣中的首要化学成分是金红石（TiO2）、钛铁矿（FeO·TiO2）、锆英石（ZrSiO4）、石英（SiO2）以及其他未分化的矿藏经过滤或别离除掉。酸溶进程中的首要化学反响为： RE（OH）3＋3HNO3=RE（NO3）3＋3H2O              （19） Th（OH）4＋4HNO3=Th（NO3）4＋4H2O              （20） Na2U2O7＋6HNO3=2UO2（NO3）2＋2NaNO3＋3H2O       (21) 溶液中微量的镭，需参加少数的（NH4）2SO4和Ba（NO3）2除掉。 除镭后的硝酸溶液，一般选用TBP（磷酸三丁酯萃取剂）－火油（稀释剂）组成的有机溶剂萃取别离稀土、钍、铀。图2是出产顶用的萃取别离工艺流程。图2  TBP－火油萃取别离RE/Th/U工艺流程

一、工艺流程     工艺流程见图1。各过程中首要反响举例如下：图1  碱分化锆英砂工艺流程     二、烧结     首要反响： ZrSiO4＋2NaOH＝Na2ZrSiO5＋H2O ZrSiO4＋4NaOH＝Na2ZrO3＋Na2SiO3＋2H2O ZrSiO4＋6NaOH＝Na2ZrO3＋Na4SiO4＋3H2O ZrSiO4＋2Na2ZrSiO5＝Na4Zr2Si3O12＋ZrO2 ZrSiO4＋Na2ZrO3＝Na2Zr2SiO5＋ZrO2 2ZrSiO4＋3Na2SiO3＝Na4Zr2Si3O12＋Na2SiO5     反响过程中ZrSiO4与各反响物的反响速度为： ZrSiO4/Na2ZrO3＞ZrSiO4/Na4SiO4＞ ZrSiO4/Na2SiO3＞ZrSiO4/Na2ZrSiO5＞     三、碳酸钠烧结     首要反响： ZrSiO4＋Na2CO3＝Na2ZrSiO5＋CO2 ZrSiO4＋2Na2CO3＝Na2ZrO3＋Na2SiO3＋2CO2     四、水浸     假如碱度不行，则部分发作下列水解反响： Na2ZrO3＋2H2O＝ZrO（OH）2＋2NaOH Na2SiO3＋2H2O＝SiO2·H2O＋2NaOH     五、浸出 Na2ZrO3＋4HCl＝ZrOCl2＋2NaCl＋2H2O Na2ZrSiO3＋4HCl＝ZrOCl2＋SiO2·2H2O＋2NaCl ZrO（OH）2＋2HCl＝ZrOCl2＋2H2O     六、煅烧 ZrOCl2·8H2O＝ZrO2＋2HCl＋7H2O ZrO（OH）2·nH2O＝ZrO2＋（n＋1）H2O     七、首要工艺条件     碱分化锆英砂制备锆、铪化合物的首要工艺条件见表1。 表1  碱分化锆英砂制备锆、铪化合物的工艺条件工艺过程工  艺  条  件备    注烧结ZrSiO4∶NaOH＝1∶1.3（质量比）；700～800℃，1.5h 分化率95% ZrSiO4∶NaOH＝1∶1.1（质量比）；650℃，1～2h 分化率90% ZrSiO4∶NaOH＝1∶（3～4）（摩尔比）；600～700℃，2～3h 分化率95% ZrSiO4∶Na2CO3＝1∶1.1（摩尔比）；1050℃，2h水浸 1%～3% NaOH；60～80℃；20min；固液比（质量比）1∶5 水浸沉积物Na2ZrO3，Na2ZrSiO5，ZrO（OH）2，Fe2O3，NaTiO3，H2SiO3；浸洗三次，除硅率大于98%酸浸 5～5.5mol/L HCl；100℃；ZrO2∶HCl＝1∶5（摩尔比）；0.5h 锆转化率大于98%碱式硫酸锆水解分出① Zr4＋＝40～60g/L；70～80℃；HCl＝1～1.5g/L；SO42－∶Zr4＋＝0.55∶0.6∶1（摩尔比） 碱式硫酸锆组成为：2ZrO2·SO3·5H2O硫酸锆结晶分出② Zr4＋＝120～130g/L（对硫酸锆溶液）；  Zr4＋＝200～220g/L（对氧氯化锆溶液）；  VH2SO4浓∶VZr液＝1∶2（体积比）；洗液H2O∶H2SO4∶HCl＝75∶40∶5（体积比） 沉积率94%～95%，沉积物H2[ZrO（SO4）2]·3H2O煅烧 800～900℃ ZrO（OH）2·nH2O煅烧 800～900℃ ZrOCl2·8H2O煅烧 850～900℃ 2ZrO2·SO3·5H2O850～900℃ H2[ZrO（SO4）2]·3H2O煅烧     ① ② 用硫酸浸出的成果。     八、碱分化锆英砂的相关物化数据     图2～图5给出了HCl、H2SO4系中锆、铪的相关数据。图2  ZrO2－HCl－H2O系中锆的溶解度 1－0℃；2－30℃；3－50℃；4－75℃；5～80℃；6～90℃图3  ZrOCl2·8H2O热分化产品中氯含量与温度的联系 （287℃时[Cl]＝2%；305℃时[Cl]≈0） 1－晶体结构不变；2－晶体结构发作小改变；3－晶体结构简直不变； 4－非晶氧化锆；5－四方结构氧化锆图4  Zr（OH）2Cl2·7H2O溶解度与HCl浓度的联系（20℃）图5  ZrOCl2·8H2O脱水曲线 1－55℃；2－65℃     九、氧氯化锆的脱水机理     氧氯化锆ZrOCl2·8H2O脱水机理为：         十、碱式硫酸锆的分化机理     碱式硫酸锆（2ZrO2·SO3·5H2O）的热分化机理为：         ＜600℃脱水，产品呈无定形；≈600℃产品组成约为ZrO2·0.57 SO3；＞600℃开端分化出SO3，呈现四方晶二氧化锆（T－ZrO2）；1000～1050℃，SO3彻底分化，产品呈单斜晶系；1150℃，单斜二氧化锆（M－ZrO2）从头转变为四方二氧化锆（T－ZrO2）；由1150℃冷却至室温，样品又转化为M－ZrO2。

A  基本原理    NaF浸取法其反响为：                         CaW04（s）+2NaF（aq）CaF2（s）+Na2W04（aq）    225℃时，浓度平衡常数达24.5。    用F-浸出白钨的速度较用CO32-、PO43-等大（见下图）。    在低于100℃时，矿粒表面生成CaF2薄膜，阻止反响，高于100℃时，则薄膜掉落。在拌和速度分别为830r/min和510r/min时，表观活化能分别为63.54kJ/mol和89.03kJ/mol。    B  首要技术指标    俄罗斯学者处理含33.7%~41.5%WO3的白钨中矿时，当温度为225℃，NaF用量为理论量1.8倍时，分化率达99.2%~99.8%，浸出液中Si02/W03＝0.2%~0.5%。姚珍刚等在工业条件下处理柿竹园白钨精矿时，当NaF用量为理论量1.2倍，190℃保温1.5小时，则分化率达98.87%，所得Na2W04溶液中含P0.002g/L、As 0.017g/L、Si02 0.055g/L。    NaF浸出法的缺乏处在于NaF的溶解度有限，即浸出剂中F-浓度有限，相应地设备单位生产能力低。    参考文献：    1.姚珍刚.压煮分化白钨精矿工艺研讨.我国钨业，1999（5-6）：166~170

一、钼矿试样的分化   辉钼矿能被硝酸分化，更易被分化，生成硫酸及钼酸；它不溶于。钼的氧化矿藏都溶于硝酸和。钼的硫化矿藏和氧化矿藏也都能被碱性熔剂如、以及碳酸钠-所分化。也可用氧化钙或氧化锌烧结法分化。       （一）酸分化法   MoS2＋6HNO3→MoO3↓＋2H2SO4＋6NO↑＋H2O   辉钼矿被硝酸氧化为氧化钼，在蒸腾时可结晶分出，但能复溶于过量的酸中生成钼酸。在分化试样时，最终应参加硫酸，并蒸腾至冒浓烟使氧化钼彻底溶解。这样分化试样可别离硅、铅、钨、铌和钽。但假如残渣中含有很多铅铁矾或钨酸时会被带下少数的钼。铜、铁和铋等离子进入溶液。   （二）碱溶融法   常用的熔剂有：、、、-和碳酸钠-等。溶融物以水浸提后，钼即成钼酸盐进入溶液，而铁、铜和铋等搅扰元素则留在残渣中。MoS2＋9Na2O2＋6H2O→Na2MoO4＋2Na2SO4＋12NaOHMoO3＋2Na2O2＋H2O→Na2MoO4＋2NaOH＋O2↑    硅酸和铅则分别成硅酸钠和铅酸盐进入溶液，可参加过量硫酸并加热蒸腾至冒浓烟后沉积除掉。    （三）烧结法    用2:1碳酸钠-氧化锌为烧结剂，在700°烧结1～1.5小时，烧结物用水浸提使钼以钼酸钠与钨、钒、砷和铬等一同进入溶液，铅、铋、锰、铁和铜等元素则成碳酸盐或氢氧化物留在沉积中，大部分硅成硅酸锌状况留于沉积。   用氧化钙（镁）-为烧结剂，水浸提后钼以钼酸钙（镁）与铁、铅和锰等元素留在沉积中，经过滤除掉。被溶解的钼酸只要0.05～0.2毫克，首要用以测定钼精矿中的铼。   （四）钼精矿试样在分析前的处理    当钼精矿中含有浮选油及煤时，很难直接用酸分化试样。因而，钼精矿应预先在300°焙烧（钼和砷在300°以下并不蒸发）。称取5克钼精矿放于已知分量的瓷坩埚内，在105～110°烘干30分钟，然后在300°焙烧1小时，称重。所失的分量为水份和浮选油的含量。焙烧温度应该逐步升高至300°，避免易蒸发的浮选油很多逸出时使试样崩贱。试样焙烧后再充沛研细，然后保存于称量瓶内备用。   二、钼矿的别离办法    别离钼可用沉定法、萃取法和离子交流法。   （一）沉积法   在酸性溶液中通入，钼逐步构成硫化钼而与铁、铝、铬、镍、钴、锌、锰和碱土元素等别离。因为能复原六价钼，致使钼不能彻底沉积。需将溶液煮沸驱除，参加过硫酸铵使钼氧化，然后再通入沉积一次。铅、铅、镉和铋与钼一同成硫化物沉积 。若将硫化物沉积用-溶液处理，则硫化钼被溶解而与铅、铜、镉和铋别离。有钨或钒存在时，向溶液或含有酒石酸的酸性溶液中通入，可使钼成硫化钼沉积而与钨别离；向含有酒石酸的性溶液中通入，可使钼成硫化钼沉积而与钒别离。   用氢氧化铵可以使铁（Ⅲ）、钛、铌、钽、铋、锡、锗和稀土金属与钼别离，在很多铁（Ⅲ）存鄙人，锑、钒、砷和磷亦一同被沉积。假如有相当量的铅和钙存在与钼生成酸铅及钼酸钙留在沉积内。用沉积别离时，应将含钼的酸性溶液慢慢地倒入中，而不是将参加溶液内。用替代氢氧化铵，可以使钼与铁（Ⅲ）、钛、锆、铪、铌和钽等别离。   某些有机试剂，如α-安息香肟可于稀酸溶液中沉积钼而与铁、钛、锆、铪、和铼别离。铌、钽、钨、铬（Ⅵ）和钒（Ⅴ）与钼一同沉积。若事先将铬（Ⅵ）和钒（Ⅴ）复原为贱价则不被沉积。铜铁试剂在酸性溶液中亦可沉积钼使与铝、铬、镍、钴、锰（Ⅱ）、锌、铼和碱土金属等别离。   用碳酸钠溶融，水提取，过滤后钼即与钒、和钙等元素别离。用硫酸加热冒烟，可使铅成硫酸铅沉积与钼别离。    （二）萃取法   在稀溶液中，钼（Ⅵ）可被萃取而与铜、锰、镍、钴、铬和铝等别离。然后钼（Ⅵ）可用水反萃取。毫克量的钼（Ⅵ）可在6N硫酸溶液顶用1:1乙酰丙铜一三氯萃取，部分铁一同被萃出。    此外，8-羟基钼在pH1.55的酸性介质中可被三氯萃取。α-安息香肟钼则在2M中被三氯萃取。硫酸钼可被、、异戊醚、和乙酸丁酯溶剂萃取。   （三）离子交流法    钼（Ⅵ）与很多Fe（Ⅲ）的0.5M溶液经过阳离子交流树脂后，可用0.04M硫酸铵溶液淋洗钼（Ⅵ）。钙（Ⅵ）与铼的溶液经过阴离子交流树脂后，可用1M草酸钾溶液淋洗钼（Ⅵ），再用7N淋洗铼。

此法选用操控电位的方法，用选择性浸出硫化铋矿，一起抵抗杂质的浸出。避免了很多的铁离子在流程中的循环和三价铁的再生问题，提高了产品质量，渣的过滤、洗刷功能也得以改进。浸出进程根本反应为：选择性浸出，铋的选择性较高，但消耗量比较大，一部分单质硫会被氧化生成硫酸根，的污染和腐蚀问题也比较严重，设备需求密封。从经济上分析，比用浸出没有显着的优越性。 选择性浸出的工艺流程见图1。图1  选择性浸出铋准则工艺流程图