碳酸钴制备超细球形钴粉的工艺探讨.pdf

A  基本原理    a 首要反响及其热力学条件    白钨矿白钨矿碳酸钠浸出的反响为：                       CaW04（s）+Na2C03（aq） ==== Na2W04（aq）+CaC03（s）            （1）    依据测定，反响式（1)的浓度平衡常数Kc和活度平衡常数Ka见表1，从表可知，反响的Kc值随苏打用量的增加而减小。黑钨矿黑钨矿碳酸钠浸取的反响为： 表1        反响式（1）的浓度平衡常数和活度平衡常数温度/℃90175200225250275300碳酸钠用量（理论量的倍数）1.01.01.01.52.02.50.751.01.52.01.01.52.01.01.0Kc（п.M.佩尔洛夫）（1958）0.461.211.451.190.960.671.561.521.490.991.851.610.97  T.щ.阿格诺夫（1986）  0.97    1.46  1.521.370.991.631.57Ka（阿格诺夫）   1.151.341.511.66              （Fe，Mn）W04（s）+Na2C03（aq）Na2W04（aq）+FeC03（s）（或MnC03（s））                      或FeW04（s）＋Na2C03（aq）Na2W04（aq）+FeC03（s）                        MnW04（s）+Na2C03（aq）Na2W04（aq）+MnC03（s）                         FeC03（s）+2H20 Fe（OH）2（s）+H2 C03（aq）                            He（OH）2（s）Fe3 04（s）+2H20+H2                        MnC03（s）+2H20 Mn（OH）2（s）+H2C03（aq）    T. III.阿格诺夫测定了人工合成的FeW04、MnW04与Na2C03的反响，发现在200~275℃下，反响生成的FeC03简直悉数水解，渣中含很多Fe304，而生成的MnC03只要3%~11%水解成Mn（OH）2。一起测定了FeW04及MnW04与Na2C03反响的浓度平衡常数Kc（见表2）。 表2     FeWO4、MnWO4、（Fe，Mn）WO4与Na2CO3反响的Kc值（T.щ.阿格诺夫）物料碳酸钠用量：理论量1倍碳酸钠用量为理论量2倍200℃225℃250℃275℃225℃FeWO41.101.512.253.000.80MnWO41.391.511.561.530.94人工合成（Fe，Mn）WO4，Fe：Mn=1：1（摩尔比） 约1.3   天然黑钨矿 1.1   [next]     b  进程的动力学及影响浸取率的要素    反响的机理许多作者都倾向于以为在155℃以上且拌和速度足够快时,进程为化学反响操控,因此升高温度可大大加速反响速度,缩短反响时刻。T.班．阿格诺夫指出天然钨锰矿的浸出速度显着低于天然钨铁矿,对钨铁矿(含16.14% FeO和6.49% MnO)而言,其开始浸出速度与温度的联系在225~250℃范围内契合反响操控的规则,表观活化能为100kJ/mol,温度高于250℃则契合扩散操控规则,表观活化能为25 kJ/mol。对钨锰矿（含13.75％MnO、4. 89 % FeO）而言，在225~ 300℃范围内均为反响操控，表观活化能为100kJ/mol。对上述两种矿而言，在必定温度下跟着反响的进行，因为生成物膜增厚，逐渐过渡到扩散操控。    影响浸取率的要素：    (1)温度II. M.佩尔洛夫在处理含25.1% W03的白钨精矿时，当温度为280℃，即便碳酸钠用量仅为理论量的2.25倍，则15 min内渣含W03亦可降至0.048%。因此佩尔洛夫等以为进步温度以下降碳酸钠用量、进步浸出率是当时碳酸钠高压浸出尽力方向之一。但与此一起，杂质的浸出率亦进步。P. B.奎缪亦得出相似成果。    (2)碳酸钠用量及碳酸钠开始浓度当开始浓度必守时，碳酸钠用量增加浸出率增加；当碳酸钠用量必守时，开始浓度下降浸出率增加。因此一般以为Na2C03开始浓度以70~200g/L为宜。残渣的显微镜调查和化学分析标明，当Na2C03浓度超越230g/L时，残渣中还存在成分近似为Na2C03·CaC03的复盐和微量Na2C03·2CaC03。    碳酸钠高压浸取进程的强化：    (I)机械活化A. H.泽里克曼等进行了很多研讨，标明钨矿预先进行机械活化后，浸取率显着进步。例如，含7.4% W03的白钨精矿，在相同的条件下，当预先在离心式磨机中活化，则浸取率达96.9%，而不予活化则浸取率仅84.9%。    实验也标明，机械活化使白钨矿与Na2C03反响的表观活化能由54.78kJ/mol降为12.71 kJ/mol，浸出钨锰矿时表观活化能由46kJ/mol降为20kJ/mol。    (2)热活化将矿在高温下锻烧，并进行淬火，在急冷急热的情况下，矿藏中存在热应力或坚持其高温相，因此处于较高的能位状况，一起淬火进程中因为热应力而在矿藏中发作裂纹，这些都有利于进步浸出速度。T. ILK.阿格诺夫将含33.32% W03、2.3% Mo、30.35% Ca0、3.75% Si02、0.5%有机物的白钨矿进行热活化处理，然后在225℃、碳酸钠用量为理论量2.5倍的条件下进行浸出，则W03浸出率可进步1~2个百分点。    (3)超声波活化H. H.哈伏斯基（XaBCKHri )等在容量为210L的设备中的实验标明，在5－lOkHz的超声波效果下，当碳酸钠用量为理论量的3倍，工作压力为0.7MPa，固／液比为1/4的条件下，白钨矿的浸出率较无超声波效果高3%~7%，A. A.别尔欣茨基等亦指出，在有超声波效果下，即便碳酸钠用量仅理论量的1.6~1.8倍，在2.5 h内，浸出率达86%~88%，比没有超声波效果时成倍增加。    c 碳酸钠高压浸取进程中杂质的行为及杂质的按捺    碳酸钠高压浸取进程华夏猜中的磷灰石、砷黄铁矿、臭葱石、萤石、磷灰石、硅酸盐、铝酸钙矿等都能部分与碳酸钠反响生成磷酸氢钠、氢钠、等进入溶液，但除钼酸钙矿的浸取率达80%~90%以外，其他杂质的浸出率都很低，一般磷、砷、硅的浸取率都为5%以下，在没有氧化剂存在的条件下，硫化矿如辉钼矿、辉锑矿等基本上都不发作浸取反响。    实验证明碳酸钠高压浸取进程中增加A12 03或镁化合物都有利于按捺Si02及部分磷、砷的浸取，例如含12.75%W03、13.7% Si02、0.407% P、O. 019% As的白钨中矿的浸取进程中，当不增加A12 03，则终究浸出液中含Si,P及As别离为0.86g/L、O.013g/L及0.O11g/L,参加A1203时，终究浸出液中含Si、P和As别离降为0. 0092g/L、O.006g/L和0.0065g/L，对含31.7% WO3、1.08% SiO2的白钨中矿进行高压浸出时，参加矿量5.2％的镁盐，则浸出液中Si02含量降至（1~5）、10-4 g/L。    B  工业实践    a  设备    高压釜有立式及卧式两种。立式釜容积一般为3~5m3。卧式釜的釜体由低合金钢焊成，直径约1.5~1.8m,长10~15m,壁厚25~30mm，一般转速为2~3 r/min，釜内装球，在旋转进程中能铲除釜壁上的结垢，蒸汽及料浆别离经过蒸汽管及料浆管通人釜内。    b  工艺进程    工艺进程分接连作业和接连作业两种。澳大利亚金岛白钨公司化学处理厂用立式釜接连高压浸出的设备流程见下图。接连作业便于机械化和自动化，一起蒸汽用量均匀，能耗低，设备生产能力高。前苏联某厂将接连作业改成直接蒸汽加热接连操作后，生产能力进步1倍。[next]    c  技能条件及技能经济目标    某些工厂的技能条件及技能经济目标见表3。 碳酸钠高压浸取法处理钨质料的技能条件及目标质料工艺条件浸出成果补白Na2CO3用量（理论量的倍数）液/固温度/℃时刻/h浸出率/%渣含WO3/%低档次白钨中矿，含10%~25%WO3约5 190~2001.5~2980.2~0.6由中矿至APT的收回率为95%低档次白钨矿中含8%~15%WO34~5，另加理论量0.5倍的NaOH矿浆密度1.7g/cm380497.5~98.7约0.1浸出母液成分/（g·L-1）：45WO3，2F，1Si钨中矿含45%~50%WO3，5%~6%Mo3.5~4，当用两段浸出时刻为2.5~3~3  99 浸出母液成分/（g·L-1）：100~130WO3，5~8Mo，80~90Na2CO3，1.5~2SiO2，3~4F钨细泥含12.6%WO3其间白钨与黑钨各占50%左右：0.019%As，0.14%Mo，0.49%P，13.7%SiO23.85，另加矿量3%的NaOH1.3~1.52102~398.060.3两段错流浸出3.85，另加矿量5%的Al2O3   97.610.35两段错流浸出钨细泥含：28.86%WO3，其间黑钨占总钨的39.2%4.5，另加矿重5%的NaOH2.8210~2202~396~980.6~0.8浸出液成分/（g·L-1）：86WO3；0.135SiO2；0.1P；0.05As是非钨混合钨精矿2.2，另加理论量0.2倍NaOH 230299  钨细泥含16.5%WO3，21%SiO23.0，另加2%NaOH，3%Al2O3 185~195298~990.15~0.2浸出液成分/（g·L-1）：0~80WO3，0.005As，0.01P，0.02Si，1~2F     d  碳酸钠收回    因为压煮中碳酸钠用量达理论量2.5~5倍，故母液中残留很多Na2CO3，其间Na2CO3/WO3达0.8~1.6（质量比）。从母液中收回碳酸钠的办法繁复，但都未见其工业化的报导，具体见参考文献[1]的72~77页。    参考文献：    1.李洪桂主编.有色金属提取冶金手册：稀有高熔点金属卷（上）.北京：冶金工业出版社，1999

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

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

钴是灰色硬质金属，它的居里点（失去磁性的临界温度点）为1150℃，熔点为1495℃，沸点为2900℃，具有磁性和耐高温性。在300℃以上发生氧化作用，极细粉末状钴会自动燃烧。钴能溶于稀酸，在浓硝酸中会形成氧化薄膜而被钝化；在加热时能与氧、硫、氯、发生剧烈反应。 

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。

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℃

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。

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。

钴是灰色硬质金属，它的居里点（失掉磁性的临界温度点）为1150℃，熔点为1495℃，沸点为2900℃，具有磁性和耐高温性。在300℃以上发作氧化效果，极细粉末状钴会主动焚烧。钴能溶于稀酸，在浓硝酸中会构成氧化薄膜而被钝化；在加热时能与氧、硫、氯、发作剧烈反响。　　自然界中已知含钴矿藏有近百种，大多伴生于镍、铜、铁、铅、锌等矿床中，常见的用于提取钴的矿藏有辉砷钴矿、砷钴矿、硫钴矿、硫镍钴矿、含钴黄铁矿、硫铜钴矿、钴华、方硫镍钴矿等。钴矿藏的赋存状况杂乱，矿石档次低，所以提取工艺比较杂乱且收回率低。一般先用火法将砷钴精矿、含钴硫化镍精矿、铜钴矿、钴硫精矿中的钴富集或转化为可溶性状况，然后再用湿法使钴进一步富集和提纯，最终得到钴化合物或金属钴。　　金属钴首要用于制作合金。钴基合金是钴和铬、钨、铁、镍中的一种或几种制成的合金的总称。含钴工具钢能够显著地进步钢的耐磨性和切削性能，含钴50%以上的司太立特硬质合金即便加热到1000℃也不会失掉其原有的硬度。航空航天技术中运用最广泛的合金是镍基合金，也能够运用钴基合金。含钛和铝的镍基合金强度高是因为构成组成为NiAl(Ti)的相强化剂，当运转温度高时，相强化剂颗粒就转入固溶体，这时合金很快失掉强度。钴基合金的耐热性是因为构成了难熔的碳化物，这些碳化物不易转为固体溶体，分散活动性小，温度在1038℃以上时，钴基合金的优越性就显现无遗，它可用于制作高效率的高温发动机。在航空涡轮机的结构材料运用含20%-27%铬的钴基合金，能够不要维护覆层就能使材料达高抗氧化性。钴是磁化一次就能坚持磁性的少量金属之一，在热效果下失掉磁性的温度叫居里点，铁的居里点为769℃，镍为358℃，钴可达1150℃。含有60%钴的磁性钢比一般磁性钢的矫顽磁力进步2.5倍。在振荡下，一般磁性钢失掉差不多1/3的磁性，而钴钢仅失掉2%-3.5%的磁性。因此钴在磁性材料上的优势就很显着。钴在电镀、玻璃、染色、医药医疗等方面也有广泛运用。　　我国钴矿资源首要散布在甘肃、山东、云南、河北、青海和山西，其保有储量占全国保有储量的百分比依次为30.5％、10.4％、8.5％、7.3％、7.1％、6％，这六个省的储量之和占全国总储量的70％，其他30％的储量散布在新疆、四川、湖北、西藏、海南、安徽等省区。我国已探明的钴矿床绝大多数是伴生矿，档次较低，钴首要作为副产品加以收回。依据对全国钴储量大于1000吨的50多个矿床的统计分析得知，钴的均匀档次仅为0.02％，因此出产过程中金属收回率低，工艺杂乱，出产成本高。可利用的钴资源首要伴生在铜镍矿床中，其钴资源探明储量占全国总储量的50％左右。已开发的铜镍矿床有甘肃金川的白家嘴子、吉林磐石的红旗岭、新疆的喀拉通克等矿，甘肃金川为我国首要钴出产地。可利用的钴资源其次伴生在铜铁矿床中，现在现已开发的有山西中条山铜矿、湖北大冶铁矿、山东金岭铁矿、四川拉拉厂铜矿和海南石碌铁铜矿等。因为受资源条件约束，国内钴产值增加缓慢，不能满意国内市场需求，需经过进口补偿缺乏。

自然界中已知含钴矿物有近百种，大多伴生于镍、铜、铁、铅、锌等矿床中，常见的用于提取钴的矿物有辉砷钴矿、砷钴矿、硫钴矿、硫镍钴矿、含钴黄铁矿、硫铜钴矿、钴华、方硫镍钴矿等。钴矿物的赋存状态复杂，矿石品位低，所以提取工艺比较复杂且回收率低。一般先用火法将砷钴精矿、含钴硫化镍精矿、铜钴矿、钴硫精矿中的钴富集或转化为可溶性状态，然后再用湿法使钴进一步富集和提纯，最后得到钴化合物或金属钴。 　　金属钴主要用于制造合金。钴基合金是钴和铬、钨、铁、镍中的一种或几种制成的合金的总称。含钴工具钢可以显著地提高钢的耐磨性和切削性能，含钴50%以上的司太立特硬质合金即使加热到1000℃也不会失去其原有的硬度。航空航天技术中应用最广泛的合金是镍基合金，也可以使用钴基合金。含钛和铝的镍基合金强度高是因为形成组成为NiAl(Ti)的相强化剂，当运行温度高时，相强化剂颗粒就转入固溶体，这时合金很快失去强度。钴基合金的耐热性是因为形成了难熔的碳化物，这些碳化物不易转为固体溶体，扩散活动性小，温度在1038℃以上时，钴基合金的优越性就显示无遗，它可用于制造高效率的高温发动机。在航空涡轮机的结构材料使用含20%-27%铬的钴基合金，可以不要保护覆层就能使材料达高抗氧化性。钴是磁化一次就能保持磁性的少数金属之一，在热作用下失去磁性的温度叫居里点，铁的居里点为769℃，镍为358℃，钴可达1150℃。含有60%钴的磁性钢比一般磁性钢的矫顽磁力提高2.5倍。在振动下，一般磁性钢失去差不多1/3的磁性，而钴钢仅失去2%-3.5%的磁性。因而钴在磁性材料上的优势就很明显。钴在电镀、玻璃、染色、医药医疗等方面也有广泛应用。 　　我国钴矿资源主要分布在甘肃、山东、云南、河北、青海和山西，其保有储量占全国保有储量的百分比依次为30.5％、10.4％、8.5％、7.3％、7.1％、6％，这六个省的储量之和占全国总储量的70％，其余30％的储量分布在新疆、四川、湖北、西藏、海南、安徽等省区。我国已探明的钴矿床绝大多数是伴生矿，品位较低，钴主要作为副产品加以回收。根据对全国钴储量大于1000吨的50多个矿床的统计分析得知，钴的平均品位仅为0.02％，因而生产过程中金属回收率低，工艺复杂，生产成本高。可利用的钴资源主要伴生在铜镍矿床中，其钴资源探明储量占全国总储量的50％左右。已开发的铜镍矿床有甘肃金川的白家嘴子、吉林磐石的红旗岭、新疆的喀拉通克等矿，甘肃金川为我国主要钴生产地。可利用的钴资源其次伴生在铜铁矿床中，目前已经开发的有山西中条山铜矿、湖北大冶铁矿、山东金岭铁矿、四川拉拉厂铜矿和海南石碌铁铜矿等。由于受资源条件限制，国内钴产量增长缓慢，不能满足国内市场需求，需通过进口弥补不足

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。

钴镍钴镍作为战略资源在工业中的地位大大提高，在硬质合金、功能陶瓷、催化剂、军工 行业 、高能电池方面应用广泛，有工业味精之称。钴镍的生产以湿法冶金为主。钴镍在工业中的作用是相当重要的，在现代工业中，钴镍是不可替代的资。，主要分为以下四个步骤。 　　一、浸出。作为湿法冶金的第一步，浸出率的高低直接决定效率以及效益。原矿经过破碎、筛选、富集以及其他处理以后，将矿物里面的有价 金属 转移到溶液中的过程。在钴镍生产中浸出主要有酸性浸出、氯化浸出、氨浸出以及高压氧浸等等。主要用到的辅料有浓硫酸、浓盐酸、氯气，二氧化硫、氨水、空气、氯酸钠、双氧水、二氧化锰、亚硫酸钠等等。一般钴镍矿主要有硫化矿以及氧化矿，特别是硫化矿多半生有其他 金属 ，所以在浸出时不仅要考虑钴镍的浸出，还要考虑其他有价 金属 的综合回收利用。 　　二、除杂。除杂是钴镍冶金中产品保障的重要过程。 对于一些大量的杂质离子，比如铁离子、铝离子，主要考虑化学除杂法，直接加碳酸钠或者氢氧化钠调节pH在3.5-4.0，由于二价铁沉淀pH比较高，所以一般会加氧化剂使得二价铁氧化成三价铁，对于除铁还有黄铁钠矾法。对于铅镉铜一般会采用硫化钠除杂，一般调节pH在1.8-2.0左右。当然由于考虑到综合回收，可以先用其他萃取剂在较低pH捞铜后再除其他杂质。对于锰、锌、少量的铁铝锰铬，可以用萃取法除去。常见的萃取剂有P204、P507、cyanex272。 　　三、前驱体的合成。萃取生产合格的钴镍溶液，需用沉淀剂生产前驱体，主要的前驱体是碳酸盐、草酸盐。如若生产晶体，如硫酸镍晶体、硫酸钴晶体等，则不需要这一，直接浓缩蒸发结晶。一般合成前驱体采用对加方式，控制一定的过程pH以及终点pH，反应温度，反应时间等。控制一定的形貌，粒径等。 　　四、还原。如果直接选用高压氢还原，则不需要合成这一步。如果用高温氢还原，则把前驱体破碎后，在还原炉中控制一定的温度和气流量，然后破碎，真空包装。钴镍 金属 广泛应用于电池、硬质合金、不锈钢、石油化工、汽车制造、机械工具等 行业 ，钴镍粉体是现代工业不可缺少的 金属 材料。我国是贫钴国家，已探明的钴资源可开采储量是4.09万吨，仅占世界钴资源的1.03%，而钴资源的消耗却达到12000吨/年以上，占全球消耗量的25%；同时我国也是镍资源缺乏的国家，已探明的镍资源储量为232万吨，占世界的3.56%，而我国年消耗量约25万吨，每年缺口在10万吨以上。我国每年的锂离子、镍氢、镍镉等废电池超过30万吨，废旧电池保有量已超过100万吨，急需发展废旧电池的资源化利用技术。在锂离子、镍氢、镍镉等废电池中，存在丰富的钴、镍 金属 ，是重要的可再生钴、镍资源。利用废旧电池生产出满足高端产品应用要求的钴、镍粉末，可形成资源回收利用的良性循环。 

因为Co原子占有FeS中Fe的晶格，构成类质同相，所以选矿别离富集钴困难，浮选产出的钴硫精矿含钴不超越0.5%。为从贫钴硫精矿中提取钴，先氧化焙烧将S氧化成气体SO2除掉，一起将钴转变成水溶或酸溶形状，再用酸浸出钴，并与很多的铁渣别离。我国使用的焙烧工艺有三种：硫酸化焙烧、氧化焙烧一烧渣硫酸化焙烧和氧化焙烧一烧渣化焙烧。焙烧设备均选用欢腾焙烧炉。    氧化焙烧一烧渣硫酸化焙烧是一种两段法工艺。钴硫精矿硫酸化动力学研讨标明，该焙烧进程是分段完结的，开端是脱硫氧化反响，当焙砂含S降到2％-3％时，钴才开端很多硫酸化。因而分段焙烧既提高了S的利用率和设备生产能力，又有利于钴的硫酸化和收回。    1．氧化焙烧    在欢腾焙烧炉中于840-860℃温度下焙烧钴硫精矿。当精矿成分为（％）：Co 0.3-0.4、Fe 35-45、S 30-35时，可得到含Co 0.4％、Fe 45％、S 1.8％的焙砂和SO2浓度8％-10％的烟气。    2．硫酸化焙烧    焙砂配入含钴黄铁矿，使混合料含硫到达10%以上，一起参加3% Na2SO4，将铁酸盐中钴转变为CaSO4。酸化焙烧条件为：床能率5-6t/（m2·d），钴浸出率75%-80%。浸出液通过净化、沉积、缎烧等工序，即可得到产品氧化钴。

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。

碳酸锂，一种无机化合物，化学式为Li2CO3，为无色单斜晶系结晶体或白色粉末。密度2.11g/cm3。熔点618℃（1.013*10^5Pa）。溶于稀酸。微溶于水，在冷水中溶解度较热水下大。不溶于醇及丙酮。可用于制陶瓷、药物、催化剂等。常用的锂离子电池原料。由于生产碳酸锂的主要原料是盐湖卤水（矿石法由于成本高在全球产能很小），因此规模化生产碳酸锂的企业必须拥有锂资源储量较为丰富的盐湖资源开采权，这使得该行业具备较高的资源壁垒；另一方面，由于全球盐湖绝大多数资源都是高镁低锂型，而从高镁低锂老卤中提纯分离碳酸锂的工艺技术难度很大，之前这些技术仅掌握在少数国外公司手中，这使得碳酸锂行业又具备了技术壁垒。因此，造就了碳酸锂行业的全球寡头垄断格局。目前全球碳酸锂市场集中度非常高。在我国的几个大型项目投产前，全球主要产能集中在SQM、FMC、和Chemetall三家手中；资料显示，碳酸锂产品虽然存在一定的资源和技术壁垒，但我国具备可开采价值的盐湖还是不少，技术除中信国安、西藏矿业外盐湖集团也面临突破，行业的壁垒正逐渐削弱，行业目前的高毛利率必然会吸引更多资金介入。作用与用途用于制取各种锂的化合物、金属锂及其同位素。还用于制备化学反应的催化剂。半导体、陶瓷、电视、医药和原子能工业也有应用。分析化学中用作分析试剂。在锂离子电池中也有应用。在水泥外加剂里作为促凝剂使用。碳酸锂有明显抑制躁狂症作用，可以改善精神分裂症的情感障碍，治疗量时对正常人精神活动无影响，作用机制可能与抑制脑内神经突触部位去甲肾上腺素的释放并促进再摄取，对升高外周血细胞有作用，本药小剂量用于子宫肌瘤合并月经过多的有一定治疗作用，小剂量也可用于急性菌痢，锂盐无镇静作用，一般对严重急性躁狂患者先与氯丙嗪或氟哌啶合用，急性症状控制后再单用碳酸锂维持。使用注意事项危险性概述健康危害：误服中毒后，主要损及胃肠道、心脏、肾脏和神经系统。中毒表现有恶心、呕吐、腹泻、头痛、头晕、嗜睡、视力障碍、口唇、四肢震颤、抽搐和昏迷等。环境危害：对环境可能有危害，对水体可造成污染。燃爆危险：该品不燃。急救措施皮肤接触：脱去污染的衣着，用大量流动清水冲洗。眼睛接触：提起眼睑，用流动清水或生理盐水冲洗。就医。吸入：迅速脱离现场至空气新鲜处。保持呼吸道通畅。如呼吸困难，给输氧。如呼吸停止，立即进行人工呼吸。就医。食入：饮足量温水，催吐。洗胃，导泄。就医。消防措施危险特性：自身不能燃烧。受高热分解放出有毒的气体。有害燃烧产物：一氧化碳、二氧化碳。灭火方法：消防人员必须穿全身防火防毒服，在上风向灭火。灭火时尽可能将容器从火场移至空旷处。然后根据着火原因选择适当灭火剂灭火。泄漏应急处理应急处理：隔离泄漏污染区，限制出入。建议应急处理人员戴防尘口罩，穿一般作业工作服。不要直接接触泄漏物。小量泄漏：避免扬尘，小心扫起，收集于干燥、洁净、有盖的容器中。大量泄漏：收集回收或运至废物处理场所处置。操作处置与储存操作注意事项：密闭操作，提供充分的局部排风。防止粉尘释放到车间空气中。操作人员必须经过专门培训，严格遵守操作规程。建议操作人员佩戴防尘面具（全面罩），穿透气型防毒服，戴橡胶手套。避免产生粉尘。避免与氧化剂、酸类、氟接触。配备泄漏应急处理设备。倒空的容器可能残留有害物。储存注意事项：储存于阴凉、通风的库房。远离火种、热源。防止阳光直射。包装密封。应与氧化剂、酸类、氟分开存放，切忌混储。储区应备有合适的材料收容泄漏物。制备将锂辉石和石灰石高温烧结生成铝酸锂再浸出氢氧化锂溶液，与碳酸钠反应制得。亦可利用卤水经提取氯化镁后的含锂料液，经纯碱除钙、镁离子，用盐酸酸化，再与纯碱反应制得。医疗用途及注意事项碳酸锂常被用来治疗双相型障碍（bipolar disorder），它通过稳定钙和血清素来稳定情绪（mood)，对抗狂躁（antimanic）。它的生物要效率也很不错。一天服用2-3次。它通过肾脏被快速排掉，但是会对肾脏造成负担，因此如果病人的肾功能不好的话，很容易造成锂中毒。事实上这种药物是容易造成中毒的，因此在服用这个药的时候，要定期检查血液。血液中的锂含量必须保持在0.6-1.2mEq/L之间。如果超过1.5mEq/L的话，就会造成锂中毒。即使血液中含量正常，也可能会中毒。锂中毒现象：<1.5mEq/L：恶心、呕吐、腹泻、口渴、多尿、软弱无力、言语不清1.5mEq/L-2.0mEq/L：肠胃不适、震颤、头脑混乱、心电图（EKG）变化、嗜睡2.1mEq/L-2.5mEq/L：共济失调、嗜睡、严重的EKG变化、视力模糊、耳鸣、昏迷>2.5mEq/L：癫痫发作（seizure)、肾衰竭、死亡。注意事项：碳酸锂是致畸药物（pregnancy category D），因此孕妇慎用。在怀孕最先的3个月服用这个药，有11%左右的可能会造成胎儿心脏畸形。如果身体里面的钠非常少的时候（例如服用利尿药物或脱水时），身体会把锂当做盐来保存起来不排泄掉，造成锂中毒。因此在服用这个药物时，要多喝水，多吃钠盐。给病人服药以前，要注意：1. 病人是否有锂中毒现象。2. 病人血液中锂的含量是否超标。3. 通过检查 肌氨酸酐来查看病人的肾功能是否好。4. 检查病人的血钠含量是否太低。5. 检查病人是否服用利尿药物。由于锂有利尿作用，因此病人服药期间要检查尿量。如果病人服药时感到恶心的话，可以在服药的同时吃点食物，以减少恶心的感觉。禁忌：脱水、心脏病、肾病、钠不平衡的病人不能服用这个药。 

我国钴产值的40%来自铜镍硫化矿的归纳收回。金川有色金属公司占去从铜镍硫化矿中收回钴产值的80%。金川公司原矿含钴一般为0.05%，主要以硫化物形状存在于镍黄铁矿中，选矿时进入硫化镍精矿。此种精矿在电炉熔炼过程中，有85%的钴进入产品低镍锍，转炉吹炼时又一次分流，钴量的1/3进入高镍锍，其他2/3散布于转炉渣中。因转炉吹炼前、中、后期氧化程度的不同，中后期转炉渣含钴可达前期渣的2倍，均为0.4%-0.7%。此中后期转炉渣不回来电炉处理，而是作为提钴质料送炼钴体系。镍高锍中的钴在电解时与镍一道进入阳极液，可采用将Co2+氧化成Co3+，然后调pH使之水解成Co(OH)3沉积从溶液中分出。过滤后所得钴渣含Co 10%、Ni 30%、Fe 2%-4%、SiO2 4%-9％，可用来出产氧化钴、钴盐和电解钴。

钴是灰色硬质金属，它的居里点(失掉磁性的临界温度点)为1150℃，熔点为1495℃，沸点为2900℃，具有磁性和耐高温性。在300℃以上发作氧化效果，极细粉末状钴会主动焚烧。钴能溶于稀酸，在浓硝酸中会构成氧化薄膜而被钝化;在加热时能与氧、硫、氯、发作剧烈反响。 自然界中已知含钴矿藏有近百种，大多伴生于镍、铜、铁、铅、锌等矿床中，常见的用于提取钴的矿藏有辉砷钴矿、砷钴矿、硫钴矿、硫镍钴矿、含钴黄铁矿、硫铜钴矿、钴华、方硫镍钴矿等。钴矿藏的赋存状况杂乱，矿石档次低，所以提取工艺比较杂乱且收回率低。一般先用火法将砷钴精矿、含钴硫化镍精矿、铜钴矿、钴硫精矿中的钴富集或转化为可溶性状况，然后再用湿法使钴进一步富集和提纯，最终得到钴化合物或金属钴。 金属钴首要用于制作合金。钴基合金是钴和铬、钨、铁、镍中的一种或几种制成的合金的总称。含钴工具钢能够显著地进步钢的耐磨性和切削性能，含钴50%以上的司太立特硬质合金即便加热到1000℃也不会失掉其原有的硬度。航空航天技术中运用最广泛的合金是镍基合金，也能够运用钴基合金。含钛和铝的镍基合金强度高是因为构成组成为NiAl(Ti)的相强化剂，当运转温度高时，相强化剂颗粒就转入固溶体，这时合金很快失掉强度。钴基合金的耐热性是因为构成了难熔的碳化物，这些碳化物不易转为固体溶体，分散活动性小，温度在1038℃以上时，钴基合金的优越性就显现无遗，它可用于制作高效率的高温发动机。在航空涡轮机的结构材料运用含20%-27%铬的钴基合金，能够不要维护覆层就能使材料达高抗氧化性。钴是磁化一次就能坚持磁性的少量金属之一，在热效果下失掉磁性的温度叫居里点，铁的居里点为769℃，镍为358℃，钴可达1150℃。含有60%钴的磁性钢比一般磁性钢的矫顽磁力进步2.5倍。在振荡下，一般磁性钢失掉差不多1/3的磁性，而钴钢仅失掉2%-3.5%的磁性。因此钴在磁性材料上的优势就很显着。钴在电镀、玻璃、染色、医药医疗等方面也有广泛运用。 我国钴矿资源首要散布在甘肃、山东、云南、河北、青海和山西，其保有储量占全国保有储量的百分比依次为30.5%、10.4%、8.5%、7.3%、7.1%、6%，这六个省的储量之和占全国总储量的70%，其他30%的储量散布在新疆、四川、湖北、西藏、海南、安徽等省区。我国已探明的钴矿床绝大多数是伴生矿，档次较低，钴首要作为副产品加以收回。依据对全国钴储量大于1000吨的50多个矿床的统计分析得知，钴的均匀档次仅为0.02%，因此出产过程中金属收回率低，工艺杂乱，出产成本高。可利用的钴资源首要伴生在铜镍矿床中，其钴资源探明储量占全国总储量的50%左右。已开发的铜镍矿床有甘肃金川的白家嘴子、吉林磐石的红旗岭、新疆的喀拉通克等矿，甘肃金川为我国首要钴出产地。可利用的钴资源其次伴生在铜铁矿床中，现在现已开发的有山西中条山铜矿、湖北大冶铁矿、山东金岭铁矿、四川拉拉厂铜矿和海南石碌铁铜矿等。因为受资源条件约束，国内钴产值增加缓慢，不能满意国内市场需求，需经过进口补偿缺乏。

电解钴是最重要的钴产品之一。国内电钴的出产质料，一般是铜、镍、铅、锌等冶炼进程产出的含钴副产品，如镍电解净化进程产出的钴渣、含钴黄铁矿烧渣等。 从含钴副产品中出产电钴的准则流程首要有两种，一是选用化学沉积法去除杂质，两段氧化沉积别离镍和钴，火法煅烧后复原熔炼得到粗钴，铸成阳极电解精粹；另一种是选用萃取除杂，萃取别离镍和钴，得到氯化钴溶液，不溶阳极电解。 金川集团公司是我国镍钴的首要出产基地，钴的年产量到达500t以上，目条件钴已构成两大出产体系，别离出产电钴和氧化钴，并产出钴盐等其他产品。出产质料为镍体系的钴渣和富钴锍。 电钴的出产以镍体系电解流净化所产钴渣为厚料，选用钴渣球磨浆化→复原溶解→黄钠铁矾除铗→除铜→二段沉钴→氢氧化钴反射炉烧结→电炉复原熔炼→可溶阳极电解工艺出产电解钴，别离钴后的硫酸镍回来镍出产体系。这是一个火法和湿法相结合的出产流程。出产工艺的流程图示于图1和图2。图1  从钴渣出产氢氧化钴的工艺流程图图2  从氢氧化钴出产电钴的工艺流程图 选用与此相似流程出产电解钴的其他供应商还有前沈阳冶炼厂、重庆冶炼厂等。 选用N235萃取净化和别离、不溶阳极电解工艺出产电解钴的首要供应商是成都电冶厂。 一、钴渣的复原浸出 镍电解体系净化产出的钴渣，首要元素组成列于表1。 表1  钴渣的首要金属元素的含量Co、Ni、Cu、Fe等金属在钴渣中首要以氧氧化物方式存在，在液固比为（3～4）∶1及机械或鼓风拌和条件下，用硫酸调pH＝1.5～1.7，通入SO2复原溶解。但在初期未通入SO2之前，因Cl－被氧化而放出氧气，复原浸出期间Ni、Co和Cu呈二价离于进入溶液，在鼓空气拌和浸出时部分Fe氧化成三价。首要化学反响可表示为：在鼓空气拌和情况下，可发作亚铁离子的部分氧化，如：复原浸出液的成分列于表2。 表2  钴渣复原浸出液首要成分二、钴浸出液的净化 浸出液中首要杂质元素是铁和铜，非有必要的有铅、锌、锰、砷等。铁选用黄钠铁矾法除掉，铜用硫化沉积法除掉，其他杂质用水解沉积法除掉。 （一）黄钠铁矾除铁 黄钠铁矾除铁的基率原理是生成难溶盐。黄钠铁矾[Na2Fe6（SO4）4（OH）12]是一种淡黄色晶体沉积，具有杰出的过滤性和洗刷性，生成进程比较复杂，需求较严格操控生成条件，首要影响要素有碳酸钠溶液的浓度、温度和pH值、晶种的参加等。详细操控条件如下： 1、碳酸钠的浓度 7%～8%的浓度，且有必要均匀参加，常用办法是运用低压风使碱液呈雾状喷入铁矾生成槽内。碳酸钠浓度高时，易生成胶状氢氧化铁，形成渣含有价金属上升，且过滤困难：浓度过低则对整个体系的体积平衡晦气，下降溶液浓度。 2、温度、氧化和pH值 除铁前溶液需经氧化，使Fe2＋氧化成Fe3＋，氧化剂一般为NaClO3，氧化温度≥85℃，铁矾生成温度≥90℃时，呈颗粒状，具有杰出过滤功能；除铁前溶液的pH值操控在1.5～1.7，氧化时刻操控在1.5～2.0h，结尾pH值操控在2.5～3.0，除铁率可达99%，溶液中Fe≤0.05g∕L；终究pH值操控在4.0～4.5时，除铁后溶掖中Fe≤0.001g∕L。 3、晶种 湿铁矾渣作晶种参加，即在除铁压滤时，在反响罐底留必定渣量，可大大加速黄钠铁矾除铁速度。 洗后铁渣成分为：0.5%～1% Co，1%～3% Ni，0%～0.4% Cu，Fe≥24%。 （二）沉积除铜 除铜的根本原理是生成难溶的硫化铜沉积。除铜作业在机械拌和的珐琅釜中进行，用量为Cu2＋∶Na2S＝1∶5。先配成饱和溶液，常温下缓慢参加釜内，初始pH＝2.0～3.0，终究pH＝3.5～4.0，由于为碱性。除铜停留时刻约30min。溶液中的铜含量可降至0003g∕L以下，一同可除掉铅。除铜的缺陷是或许部分生成NiS和CoS沉积，形成铜渣含镍钴过高，且使溶液中带入钠离子。 三、氯化水免除砷、锑 氧化水免除砷、锑的首要原理，是运用铁水解产出的肢状Fe（OH）3具有较强吸附效果，使砷、锑等杂质一道沉积。因而，砷、锑从溶液中脱除的深度，在很大程度上取决于溶液中的含铁量，一般要求溶液中含铁量为砷、锑量的10～20倍。在水解沉积前参加氧化剂，如、次或，意图是使二价铁氧化为三价铁。 四、氧化水解别离钴 运用三价钴氢氧化物的低溶度积，使钴氧化水解沉积，是出产上别离溶液中镍和钴的常用办法。 在酸性溶液中，Co2＋比Ni2＋优先氧化，且Co（OH）3的溶度积及水解沉积的pH值显着低于Ni（OH）3，在强氧化剂效果下，Co2＋被氧化而水解沉积。在氧化水解沉钴进程中，即便少置Ni2＋氧化而生成Ni（OH）3沉积，也仍对Co2＋具有氧化效果，发出发生Co（OH）3沉积的置换反响，Ni2＋进入溶液。常用的强氧化剂为或次改。 水解沉积进程中有H＋发生，有必要加碱进行中和。 在出产运用中，为了使钴和镍杰出别离，应遵照以下根本准则： （一）参加过量氧化剂和碱，如用次为氧化制，应使NaCl∶Na2CO3＝（1.1～1.2）∶1。 （二）操控恰当的析钴率，溶液含钴高时析钴率可高些。 （三）用二次沉钴替代一次沉钴，以取得较高纯度的氢氧化钴。 沉钴作业在空气拌和槽中完结。NaClO作氧化剂时，二次沉钴的工艺进程为：一次沉钴→压滤→滤渣用二次沉钴母液淘洗→复原溶解→二次沉钴→压滤，如图2所示。二次沉钴的根本技能参数见表3。 表3  二次沉钴的首要技能参数沉钴进程中，溶液用空气拌和均匀，氧化剂有必要用压缩空气雾化均匀喷洒在液面上。一次沉钴得到的氢氧化钴中，Co∕Ni≥10；二次沉钴得到的氢氧化钴中，Ca∕Ni≥350，Co∕Cu≥200，Co∕Fe≥100。假如要求出产1号电钴，Co∕Ni比须大于600。 五、粗钴阳极板的制备 二次沉钴得到的氢氧化钴含水约50%，配入少数石油焦，在反射炉中烧结成多孔氧化钴团块，然后与脱硫剂CaO、复原剂（石油焦）及造渣剂SiO2一同装入电炉，在高温下熔炼，插湿木进行复原和拌和，使氧化钴复原成金属钴，并脱去杂质，浇铸得到含钴超越95%的粗钴阳极板，用于钴的电解精粹。 反射炉煅烧的意图有3个： （一）使氢氧化钴脱水、分化，转变为氧化钴，并烧结成多孔的团块； （二）参加石油焦，使氧化钴半复原； （三）脱除部分硫。 反射炉可用煤、煤气、液化、天然气或重油作燃料。金川公司用重油作燃料，选用低压喷嘴，具有能耗低、雾化好的特色。进料配比为石油焦∶水＝100∶8，与氢氧化钴一同在拌和机内拌和均匀后参加炉内，炉温操控在1000～1100℃。 反射炉产出的氧化钴含钴76%左右，按要求配比：氧化钴∶石油焦∶石灰石＝100∶（8～9）∶（5～7）配料后装入电炉，物料表面铺少数粗钴残极，以利于起弧熔炼。炉料熔化后，操控炉温在1550～1650℃，经造渣、扒渣操作，提温浇铸成阳极板。金川公司的阳极板规格为530mm×230mm×40mm。粗钴阳极板的化学成分为Co＞95%、Ni＜0.45%、Cu＜0.65%、Fe＜1%、Pb＜0.003%、Zn＜0.002%、S＜0.6%、C＜0.05%。 六、电解精粹 金川公司选用可溶阳极和阴极隔阂电解法出产电钴。出产运用12个电解槽，规格为2060mm×790mm×860mm，运用2个槽造液。电解液为氯化物体系，阴极新液的化学成分列于表4。 表4  钴电解新液的成分    （g∕L）钴电解时的首要技能条件如下： 阳极规格及片数：    500mm×230mm×40mm，每槽22块 同极中心距：        180mm 始极片规格及片数：     540mm×520mm，每槽10块 电解温度:              55～65℃ 电流密度              300～400A∕m2 槽电压：              1.6～2.2V 电解液循环量：        16～220ml∕（min·袋） 阴阳极区液面差：      30～50mm 阴极周期：            3天 钴电解阳极液的成分：阳极液和造液一同进行净化除杂，然后作为阴极新液回来电解。首要除杂作业为除镍、除铜、除铅和除铁。净化除杂的首要工艺条件列于表5。 表5  电解钴阳极液除杂首要工艺条件净化渣压滤除掉，含钴铁渣回来与镍体系钴渣一同进行浆化、复原溶解。通过净化处理，溶液到达出产电钴的阴极液的要求，即：Co＞100g∕L，Fe＜0.001g∕L，Cu≤0.003g∕L，Pb≤0.0003g／L，Zn≤0.007g∕L。

钨钴合金钨钴合金又称碳化钨-钴硬质合金。碳化钨和 金属 钴组成的硬质合金。按钴含量，可分为高钴(20％～30％)、中钴(10％～15％)和低钴(3％～8％)三类。这类 金属 陶瓷可按通常特种陶瓷配料、成型等工艺制造，惟有烧成应根据坯料性质及成品质量采用控制烧结气氛为真空或还原气氛，一般在碳管电炉、通氢钼丝电炉、高频真空炉内进行。中国生产的这类硬质合金的牌号有YG2，YG3，YG3X，YG4C……等。字母“YG”表示“WC-Co”，“G”后面的数字表示Co的含量，“X”表示细晶粒，“C”表示粗晶粒。钨是属于 有色金属 ，也是重要的战略 金属 ，钨矿在古代被称为“重石”。1781年由瑞典化学家卡尔．威廉．舍耶尔发现白钨矿，并提取出新的元素酸－钨酸，1783年被西班牙人德普尔亚发现黑钨矿也从中提取出钨酸，同年，用碳还原三氧化钨第一次得到了钨粉，并命名该元素。钨在地壳中的含量为0.001%。已发现的含钨矿物有20种。钨矿床一般伴随着花岗质岩浆的活动而形成。经过冶炼后的钨是银白色有光泽的 金属 ，熔点极高，硬度很大。钨钴合金镀层的外观接近铬镀层,且镀液分散能力及覆盖能力好.在此研究了钨酸钠、硫酸钴、添加剂、电流密度及pH值对镀层钨含量及性能的影响.钨钴合金具有很好的耐蚀、耐热和耐磨性能,应用前景好. 售价70000元/千克 W含量83.36%,Co含量9.56%,C含量5.44%,硬度HRA为87。钨钴合金可用作刀具可加工铸铁、 有色金属 、非 金属 、耐热合金、钛合金和不锈钢等，还可作引伸模具、耐磨零件、冲压模具和钻头等。钨钴合金陶瓷通常抗弯强度和断裂韧性随钴含量的增加而提高，而硬度下降。钨钴合金具有较高的抗弯强度、抗压强度、冲击韧性、弹性模量和较小的热膨胀系数，是硬质合金中使用最广泛的一类。用作刀具可加工铸铁、 有色金属 、非 金属 、耐热合金、钛合金和不锈钢等，还可作引伸模具、耐磨零件、冲压模具和钻头等。钨和钴为主要成份的一种合金，多用于矿山开采的钎头制作。

铍钴铜铍钴铜的物理指标：硬度: >260HV,导电率：>52%IACS，软化温度：520℃，同时铍钴铜具有许多优秀的特性，在许多方面都具有很独特的性质。电阻焊电极： 铍钴铜力学性能比铬铜材料和铬锆铜材料要高，但导电率和热导性低于铬铜和铬锆铜，这类材料在作为焊和缝焊电极时，用于焊接高温下仍保持特性高强度的特性的不锈钢、高温合金等，因为焊接这类材料时需要施加较高的电极压力，要求电极材料的强度也较高。这类材料可以作为点焊不锈钢和耐热钢的电极、受力电极电极握杆、轴和电极臂， 也可以作成缝焊不锈钢和耐热钢的电极轮轴和衬套，模具、或是镶嵌电极。铍钴铜具有许多优良的特性。各种耐磨内套（如结晶器用内套以及机械设备中的耐磨内套）以及高强度电工引线等。高热传导性 ,优良的抗腐蚀性,优良的抛光性 ,优良的抗磨性 ,优良的抗粘着性 ，优良的机械加工性,高强度和高硬度,极优良的焊接性。铍钴铜广泛用于制造注塑模或钢模中的镶件和模芯。用作塑胶模具中的镶件时，可有效地降低热集中区的温度，简化或者省去冷却水道设计。铍钴铜现有出厂的规格包括；经锻轧成型的圆材和扁材，挤压成型的管材，经机械切削加工的芯棒（Core Pins），铸锭和各类铸造型材。铍钴铜的极优良热传导性比模具钢材优越约3~4倍。此特性可确保塑胶制品快速及均匀地冷却，减少制品的变形，外形细节不清晰及类似的缺陷，在多数情况下可显著地缩短产品的生产周期。铍钴铜的用途：铍钴铜可广泛地采用在需要快速均匀冷却的模具、模芯、嵌入件，特别是高的热传导性，抗腐蚀性及良好抛光性的要求。吹塑模：夹断部，劲圈和把手部位镶件。注塑模：模具、模芯、电视机外壳角落的镶件。注塑：喷咀和热流道系统的汇流腔。

      铜钴合金是铜和钴所组成的合金.其中钴是具有光泽的钢灰色 金属 ，熔点1493℃、比重8.9,比较硬而脆，钴是铁磁性的,在硬度、抗拉强度、机械加工性能、热力学性质、的电化学行为方面与铁和镍相类似。加热到1150℃时磁性消失。钴的化合价为2价和3价。在常温下不和水作用，在潮湿的空气中也很稳定。在空气中加热至300℃以上时氧化生成CoO，在白热时燃烧成Co3O4。氢还原法制成的细 金属 钴粉在空气中能自燃生成氧化钴。     钴在地壳中的平均含量为0.001%（质量），海洋中钴总量约23亿吨，自然界已知含钴矿物近百种，但没有单独的钴矿物，大多伴生于镍、铜、铁、铅、锌、银、锰、等硫化物矿床中，且含钴量较低。 全世界已探明钴 金属 储量148万吨,中国已探明钴 金属 储量仅47万吨。分布于全国24个省（区），其中主要有甘肃、青海、山东、云南、湖北、青海、河北和山西。这七个省的合计储量占全国总保有储量的71%，其中以甘肃储量最多，占全国的28%。此外，安徽、四川、新疆等省（区）也有一定的储量。 世界钴 产量 1986年达到顶峰3万吨，以后不断下降，到1989年只有2.5万吨左右。扎伊尔和赞比亚是最大的钴生产国，其 产量 约占世界总 产量 的70%。     钴在地壳中的平均含量为0.001%（质量），海洋中钴总量约23亿吨，自然界已知含钴矿物近百种，但没有单独的钴矿物，大多伴生于镍、铜、铁、铅、锌、银、锰、等硫化物矿床中，且含钴量较低。 全世界已探明钴 金属 储量148万吨,中国已探明钴 金属 储量仅47万吨。分布于全国24个省（区），其中主要有甘肃、青海、山东、云南、湖北、青海、河北和山西。这七个省的合计储量占全国总保有储量的71%，其中以甘肃储量最多，占全国的28%。此外，安徽、四川、新疆等省（区）也有一定的储量。 世界钴 产量 1986年达到顶峰3万吨，以后不断下降，到1989年只有2.5万吨左右。扎伊尔和赞比亚是最大的钴生产国，其 产量 约占世界总 产量 的70%。有一种铜钴镍合金---白铜.呈白色.铜镍二元合金称简单白铜.三元以上合金称复杂白铜.含钴的白铜就属于复杂白铜.工业应用中常分为结构白铜和电工白铜.前者力学性能和耐腐蚀性能好.色泽美观.用于制造精密机械.化工机械和船舶构件,后者一般有良好的导热性和导电性.主要有锰铜.康铜和考铜等.用于制造精密电工仪器.变阻器.精密电阻.热电偶等.钴的主要用途是制造各种合金.钴合金的硬度很高.含钨78-88%.钴6-15%与碳5-6%的合金称为超硬合金.在1000℃时也不会失去原来的硬度.可用来制造切削工具,由钴35%.铬35%.钨15%.铁13%与碳2%组成的[钨铬钴合金".也是用来制造高速切削刀具.钻头的硬质合金.钴合金还具有磁性.所谓永久磁铁.便是由钴15%.铬 5-9%.钨1%和碳组成的钴钢.有些磁性合金中.钴的含量甚至高达49%.另外在一些耐热.耐酸的合金中.也常用到钴.      以钴为基加入其他合金元素形成的合金。铜钴合金是其中的一种。范围内具有较高的强度和良好的抗热疲劳性能，适用于制作喷气发动机、燃气轮机等高负荷的耐热部件。

    铍钴铜合金（Beryllium cobalt copper ) 型号：ANK-2 Mogel:ANK 标准：ASTM-C17500 Standard :ASTM-C17500 产品应用：各种滚焊机 、点焊机 、对焊机等焊接用电极。    铍钴铜合金 ,加工性良好 , 可锻造成各种形狀的零件 , 铍钴铜的強度.耐磨性比鉻锆銅合金物理性能更佳 , 可做焊接机 器零部件及焊接嘴及点焊焊接材料 。    铍钴铜合金技术参数：电导率（％IACS）≈55 ,硬度(HV) ≈210, 软化温度(℃)≈610 可以提供棒材、板材，超大件及各类异型件需客户提供图纸。主要参数（Main Date ) 密度：g/cm3(8.9) 抗拉强度：MPa(650) 硬度HV(≥250) 延伸率%(55) 导电率%IACS(55) 導熱率W/m.k(195) 软化温度℃(≥700)

铍钴铜物理指标：硬度: >260HV,导电率：>52%IACS，软化温度：520℃电阻焊电极：铍钴铜力学性能比铬铜材料和铬锆铜材料要高，但导电率和热导性低于铬铜和铬锆铜，这类材料在作为焊和缝焊电极时，用于焊接高温下仍保持特性高强度的特性的不锈钢、高温合金等，因为焊接这类材料时需要施加较高的电极压力，要求电极材料的强度也较高。这类材料可以作为点焊不锈钢和耐热钢的电极、受力电极电极握杆、轴和电极臂， 也可以作成缝焊不锈钢和耐热钢的电极轮轴和衬套，模具、或是镶嵌电极。铍钴铜广泛用于制造注塑模或钢模中的镶件和模芯。用作塑胶模具中的镶件时，可有效地降低热集中区的温度，简化或者省去冷却水道设计。 　　铍钴铜现有出厂的规格包括；经锻轧成型的圆材和扁材，挤压成型的管材，经机械切削加工的芯棒（Core Pins），铸锭和各类铸造型材。 　　铍钴铜的极优良热传导性比模具钢材优越约3~4倍。此特性可确保塑胶制品快速及均匀地冷却，减少制品的变形，外形细节不清晰及类似的缺陷，在多数情况下可显著地缩短产品的生产周期。 　　铍钴铜的用途： 铍钴铜可广泛地采用在需要快速均匀冷却的模具、模芯、嵌入件，特别是高的热传导性，抗腐蚀性及良好抛光性的要求。 　　吹塑模：夹断部，劲圈和把手部位镶件。 　　注塑模：模具、模芯、电视机外壳角落的镶件。 　　注塑：喷咀和热流道系统的汇流腔。铍钴铜的其它相关信息查询您可以登入上海 有色 网，在我们 有色 网的主页还有其它详细的 金属 资讯。 

国际钴资源比较丰富，2005年国际钴储量为700万t，储量根底为1300万t。国际钴储量会集散布于刚果（金）、澳大利亚、古巴、赞比亚、新喀里多尼亚、俄罗斯和加拿大等，储量总和约占国际总储量的95%以上。我国钴资源贫乏，钴矿档次均匀仅0.02%，单个高的为0.05%～0.08%，而刚果（金）和赞比亚的铜钴矿，钴档次为0.1%～0.5%，高的到达2%～3%。因为钴矿档次偏低，矿石组成杂乱，所以收回工艺比较杂乱，出产本钱高，钴收回率低。近年来，我国镍、铜、钴的消费大幅增加，但受矿产资源条件限制，我国铜、钴矿石的出产增加缓慢，铜、钴矿产品进口量逐渐上升，供求矛盾日益突出。       铜钴合金是现在刚果（金）钴铜矿石深加工产品的首要方式之一，也是我国往后从非洲进口的首要钴质料之一，因而，研讨从铜钴合金或含钴废猜中收回钴、铜有着重要意义。       钴废料品种许多，首要有废高温合金、废硬质合金、废磁性合金、废可伐合金、废催化剂和废二次电池材料等。钴废料成分比较杂乱，一般含有铜、新、猛、镍、镉等有价金属。       铜钴合金有2种，一种是在铜冶炼进程中经转炉吹炼得到的转炉渣再经电炉复原熔炼水淬而得到的合金，其间含Cu、Co、Fe、Mn、Si等元素（现在，作为钴质料的铜钴合金许多从刚果（金）、赞比亚、扎伊尔输入），另一种是熔炼氧化钴矿和钴精矿的富铜产品。在电炉内，用焦炭复原氧化钴矿产出2种合金，密度较大的为红合金（铜质量分数约为89%，钴质量分数4%～15%），较轻的为铜钴合金（铜质量分数约15%，钴质量分数约42%，铁质量分数约34%）。2种铜钴合金中其他元素含量均较低。       一、火法工艺       依据含钴质猜中各元素与氧的亲和力的巨细，可选用火法别离有关元素。有关元素对氧亲和力的巨细次序为A1＞Si＞V＞Mo＞Cr＞C＞P＞Fe＞Co＞Ni＞Cu，因而，将钴含量低的物料在电弧炉中高温熔化，再鼓风吹炼造渣，使与氧亲和力比Co大的杂质不同程度地氧化而进入炉渣，一起取得含Ni和Co的镍阳极。镍阳极经隔阂电解得电镍，钴进入阳极液。此办法适合于处理含镍、钴的合金废料。       彭忠东，等选用造渣熔炼－浸出工艺处理Cu－Co－Fe合金，在1300℃下增加10%CaCO3造渣焙烧，然后用硫酸溶液恒温90℃拌和浸出5h，钴浸出率为95%；而削减CaCO3用量一半，一起增加5%Na2SO3，在相同温度下造渣焙烧后，用浓硫酸浸出，钴浸出率可进步到97%。火法工艺比较繁琐。       二、湿法工艺       （一）浸出       关于富钴合金，可选用酸法浸出、氧化浸出、电化学溶解法和微生物浸出法浸出。       1、酸法浸出。用硫酸、硝酸、均可将钴合金中的金属转入溶液，化学反响为：   2H＋＋Me＝Me2＋＋H2↑       （Me表明Co、Fe等金属）。       当有氧存在时，金属铜和其他生动金属与酸反响生成金属离子，进入溶液：   2H＋＋Me＋O2＝Me2＋＋H2O       （Me表明Cu等金属）。       当硫酸初始浓度为6mol/L,浸出温度为100℃，浸出时刻为6h，液固体积质量比为5∶1时，钴、镍浸出率别离到达95.37%和96.73%。       2、氧化浸出。在用稀硫酸浸出时，往溶液中通入可强化浸出进程，进步金属浸出率，但简略溢出，构成环境污染，并且在各种物料氯化浸出液中都含有3～5g/L的钴需求收回。       3、电化学溶解法。以硫酸介质作电解液，合金作阳极、铜板作阴极，当电流通过期，阳极中的金属和金属硫化物按下式反响，钴转入溶液：   Me（Co，Fe，Cu）－2e＝Me2＋（Co，Fe，Cu）   CoS－2e＝CO2＋＋S。       4、微生物浸出法。微生物浸出是运用某些微生物或其代谢产品对某些矿藏进行氧化、复原、溶解、吸附等，使钴转入溶液。微生物浸出法适用于处理贫矿、尾矿、炉渣等，其出资少，金属提取率高，无污染。选用氧化亚铁硫杆菌浸出首要矿藏为水钴锰矿（钴质量分数0.0054%）的矿石，在pH＝2.5、铁总质量浓度3g/L、m（Fe3+）/m(Fe2+）＝1∶1、液固体积质量比4∶1、温度26℃条件下，钴、锰浸出率别离是88.6%和67.2%。再针对细菌浸出液含锰高的特色，用Na2CO3调pH至4左右沉积铁，选用沉积钴即可较好地别离钴锰，终究得到硫酸钴溶液。       （二）从含钴溶液中除铁（锰）       钴浸出液中含有铁、锰等金属离子，一般选用氧化中和法、黄钠铁矾法、针铁矿法等去除。       1、氧化中和法。调整溶液pH并增加C12、NaC1O3、HNO3等强氧化剂，将铁、锰等贱价态离子氧化成高价态离子，使构成沉积。化学反响为：   2Fe2＋＋Cl2＋6H2O＝2Fe（OH）3 ↓＋6H＋＋2C1－   3Mn2＋＋Cl2＋4H2O＝Mn3O4↓＋8H＋＋2C1－。       2、黄钠铁矾法。黄钠铁矾法是使三价铁从含有K＋、Na＋、NH4＋等离子的硫酸盐溶液中以淡黄色的结晶化合物，即M2Fe6（SO4）4 （OH）12方式沉积（M表明K＋、Na＋、NH4＋、Pb（I）、Ag＋、H3O＋等）。此法适用于从含有硫酸根离子的溶液中净化除铁。       3、针铁矿法。将溶液pH调至2.0左右，参加复原剂将其间的Fe3＋复原为Fe2＋，然后缓慢参加氧化剂，坚持必定的pH，使Fe2＋渐渐氧化成Fe3＋，构成针铁矿沉积。所构成的针铁矿为棕色针状晶体，其组成为α－FeOOH，属斜方晶系，溶解度很小，并且不带结晶水，过滤功能杰出。       （三）溶液的净化及镍、钴别离       1、萃取法。溶剂萃取法因为具有高选择性、直收率高、流程简略、操作接连、易于完成自动化等长处，已成为提取钴的首要办法。萃取剂的品种许多，我国前期用于镍、钴别离的萃取剂是P204，后改用P507。但P204关于从硫酸镍溶液中去除钙、铁、铜等杂质元素的作用均优于P507，因而二者可合作运用，前者用于除杂，后者用于镍、钴别离，作用很好。P204和P507的一起缺陷是三价铁的反萃取比较困难，加拿大鹰桥公司和法国勒阿弗尔厂都选用TBP（磷酸三丁酯）萃取除铁工艺。5709是核工业北京化工冶金研讨院研讨组成的膦类萃取剂，其功能与P507类似，但其对钙的适应才能优于P507，并且有必定的萃取铅的才能，报价低于P507，是一种功能优秀的萃取剂。       在介质中，可选用N235萃取 FeC13，再用P204萃取除杂P507萃取别离钴、镍，得到的镍、钴溶液既能够出产相应的盐或化合物，也能够出产电镍和电钴。       在协同萃取研讨中，羧酸酯和烷基是最有期望的萃取钴的萃取剂。实验证明，以Versaticl0＋10%＋Cl2＋脂肪族稀释剂为萃取剂，在镍、钴和其他金属混合系统中，可显着改进镍、钴的萃取选择性。       2、液。文献[1]介绍，以P507为活动载体的Span－80表面活性剂膜，在pH为4.2～5.3范围内，能够从含钴、镍的工业废水中提取别离钴、镍，别离作用较好。文献[2]介绍，用EDTA、NH4F和巯基丁二酸等掩蔽搅扰离子，以HDTHP、L113B，液体白腊、磺化火油和内相为2.5 mol/L HCl的水溶液等液膜别离黄铁矿、烟灰、炉渣和含钴废催化剂中的钴，钴提取率均在91%以上。       （四）脱硅       因为合金中含有许多硅，酸性条件下氧化浸出时，许多硅会进入溶液，构成硅酸。当硅酸含量到达必守时则构成硅胶。硅胶一旦构成，即对出产构成严重影响，使溶液无法过滤，乃至导致整个出产中止。       现在的惯例做法是将钴、铜等有价金属转入溶液，将硅等杂质留在浸出渣中；别的一种做法是在强碱性溶液中，钴、铜、镍等金属以氢氧化物方式彻底沉积，硅则以硅酸钠方式进入溶液，完成金属与硅的别离。将别离得到的金属氢氧化物用酸溶解，则溶液中简直不含硅。这种办法的缺陷是本钱较高，不引荐直接选用。       注释：       [1] 李玉萍，王献科。液提取氯化钴[J]。我国钼业，2002，26（2）：28－30。       [2] 包福毅。溶剂萃取在镍钴湿法冶金中使用的发展[J]。有色金属：冶炼部分，1995（2）：12－6。

镍电解时，阳极中的镍与钴一同电化学溶解进入溶液，在阳极液净化除杂质时，溶液中钴以Co(OH)3方式沉积进入钴渣。钴渣含钴6％-7％，可用来出产氧化钴，也可产出金属钴。所用工艺由钴渣溶解、浸出液净化除杂质、镍钴别离以及制取氧化钴（或金属钴）四部分组成（见图）。    在65-75℃温度下，在硫酸溶液中，参加Na2SO3将Co3+还原成CO2+并溶解：                2Co（OH）3＋Na2SO3＋2H2SO4====2CoSO4＋Na2SO4＋5H2O    溶出液在95℃，参加NaClO3将Fe2+氧化水解沉积除掉。除铁液进萃取槽，用P204萃取剂除铜和剩下铁，除铜后液再以P507别离镍钴，含钴有机相用溶液反萃取得到含Co75g/L左右的COCl2溶液。此溶液既可以在不溶阳极电解槽中隔阂电解出产金属镍；也可以用草酸沉钴然后煅烧出产氧化钴粉。电解的技能条件是：电流密度400A/m2，槽电压3-4V，电解温度60℃，电流效率94％。