粉末状呈暗蓝色，结晶状，为银白色脆金属。密度5.35克/厘米3。熔点937.4℃。沸点2830℃。化合价+2和+4。榜首电离能7.899电子伏特。是一种稀有金属，重要的半导体材料。不溶于水、、稀苛性碱溶液。溶于、浓硝酸或硫酸、熔融的碱、过氧化碱、硝酸盐或碳酸盐。在空气中不被氧化。其细粉可在氯或中焚烧。 　　性质：　　具有半导体性质。对固体物理和固体电子学的开展有重要效果。锗的熔密度5.32克/厘米3，锗可能性划归稀散金属，锗化学性质安稳，常温下不与空气或水蒸汽效果，但在600～700℃时，很快生成二氧化锗。与、稀硫酸不起效果。浓硫酸在加热时，锗会缓慢溶解。在硝酸、中，锗易溶解。碱溶液与锗的效果很弱，但熔融的碱在空气中，能使锗敏捷溶解。锗与碳不起效果，所以在石墨坩埚中熔化，不会被碳所污染。锗有着杰出的半导体性质，如电子迁移率、空穴迁移率等等。锗的开展仍具有很大的潜力。现代工业生产的锗，首要来自铜、铅、锌冶炼的副产品。

我国铝土矿资源丰富，已探明的铝土矿储量达23亿t。其间含硫高的一水硬铝石型铝土矿储量达1.5亿t，占总储量的11.0%左右。这类矿石以中高铝、中低硅、高硫、中高铝硅比矿石为主，且此类矿石高档次所占份额大，需加工脱硫才干运用，因而研讨经济合理的脱硫办法，具有巨大的潜在工业含义。       在氧化铝出产流程中，铝土矿中的硫不只构成Na2O的丢失，并且溶液中S2－进步后会使钢材遭到腐蚀，蒸腾和分化工序的钢制设备因腐蚀而损坏，添加溶液中铁含量。在拜耳法出产氧化铝过程中假如铝土矿中硫的含量超越0.3%，就能导致氧化铝档次因铁的污染而超支，别的还能使氧化铝的溶出率下降。跟着氧化铝工业的不断发展，科学研讨者对脱硫办法进行了许多的研讨工作，但效果及运用均不尽人意。因而有必要对高硫铝土矿进行进一步脱硫研讨，到达拜耳法氧化铝厂对铝土矿含硫的要求。       铝土矿中硫首要以黄铁矿（FeS2）办法存在，因为黄铁矿简略用黄药等捕收剂浮选，而含铝矿藏以氧化物和氢氧化物办法存在，亲水，不易被黄药捕收，因而，浮选用黄药理论上简略完成黄铁矿和含铝矿藏的别离。用浮选的办法下降铝土矿中硫的含量，最早被原苏联人员选用。在我国，浮选脱除铝土矿中的含硫矿藏还未见文献报导。因而，针对我国铝土矿的特色，用选矿脱除铝土矿中含硫矿藏的研讨具有重要含义。       针对河南某地出产的铝土矿的特色，选用黄药等作捕收剂，对反浮选除掉铝土矿中的硫化物进行了实验研讨。       一、实验部分       （一）实验质料       河南高硫矿，碳酸钠（分析纯，上海虹光化工厂），六偏磷酸钠（分析纯，天津市科密欧科技有限公司），（分析纯，天津市科密欧化学试剂开发中心），硫酸铜（化学试剂，天津市博迪化工有限公司），丁基黄药（株洲选矿药剂厂），戊基黄药（长沙矿冶研讨院选矿所），松醇油（株洲选矿药剂厂），单质碘和碘化钾（分析纯，汕头市西陇化工厂）。对河南高硫矿进行了化学分析。首要化学成分列于表1。   表1  试样的首要化学组成（质量分数）/%Al2O3SiO2Fe2O3TiO2CaOK2ONa2OMgOST61.6212.654.603.003.001.810.080.420.96       （二）实验设备及仪器       实验一切设备及仪器包含浮选机，拌和机，pH计，过滤设备，电炉，烘箱，管状炉，石英管，滴定管等。       （三）实验办法       各添加剂预先装备成必定的浓度备用。药剂添加次序为：六偏磷酸钠→→硫酸铜→丁基黄药→戊基黄药→松醇油，实验中各药剂的用量及添加药剂后的拌和时刻见表2。实验所用脱硫浮选办法为简略的一段浮选。浮选产品别离过滤、洗刷、烘干后分析。   表2  药剂用量及拌和时刻药剂称号药剂用量/（g·L－1）拌和时刻/min碳酸钠 六偏磷酸钠硫酸铜 丁基黄药 戊基黄药 松醇油2.5 7.65×10－3 4.00×10－4 1.88×10－2 3.13×10－2 3.13×10－2 0.125  1 1 2 1 2 1       二、条件实验       选用六偏磷酸钠作为按捺剂，和硫酸铜作为活化剂，丁基黄药和戊基黄药作为捕收剂，对高硫铝土矿进行一段浮选脱硫条件实验，研讨各添加剂用量对浮选成果的影响。       （一）碳酸钠用量的影响       在pH＞11的高碱环境下，黄铁矿表面会有亲水的氢氧化物生成，进而浮选遭到按捺。碱性增强对黄铁矿的按捺不断增强。低pH值系统中难以浮选，乃至浮选没有泡沫，这与铝土矿结构以及实验条件有关。碳酸钠另一效果是对黄铁矿具有活化效果。在CO32－与HCO3－离子效果下，铁的氢氧化物又可转变成铁的碳酸盐，使黄铁矿表面掩盖的氢氧化物和硫酸盐脱落暴露出新鲜的表面。因而碳酸钠添加量对浮选的效果有较大的影响。按表2所示条件，进行了碳酸钠用量对脱硫效果的影响的研讨，成果见表3。   表3  碳酸钠用量条件实验成果碳酸钠用量/（g·L－1）pH值产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0.59.70低硫铝土矿 高硫尾矿82.44 17.560.41 3.5435.25 64.751.010.10低硫铝土矿 高硫尾矿89.91 10.090.420 5.7739.35 60.652.510.43低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 563.510.78低硫铝土矿 高硫尾矿93.4 26.580.48 7.7846.67 53.33       由表3可知，跟着碳酸钠用量的添加和矿浆pH值升高，高硫尾矿中硫的档次越来越高，硫的收回率在逐步下降，低硫铝土矿的产率较大起伏的升高，到碳酸钠用量为2.5g/L，pH值为10.43时，硫的档次达最大值，随后又开端下降，硫的收回率持续下降，低硫铝土矿的产率也到达最大值后又下降。由此可见碳酸钠对浮选具有较大影响。归纳考虑以上要素，高硫矿浮选碳酸钠用量应为2.5g/L，pH值为10.43左右。       （二）按捺剂用量的影响       六偏碳酸钠在含量高时对一水硬铝石具有按捺效果，但在pH＞10时，其按捺效果较弱，只要在较高用量的条件下才具有较强的按捺效果。六偏磷酸钠的按捺效果为在浮选过程中损坏和削弱一水硬铝石与捕收剂之间相互效果，增强一水硬铝石表面的亲水性。它的效果办法有3种：消除活化离子；在矿藏表面构成亲水薄膜；消除矿藏表面的活化薄膜。六偏磷酸钠一起可对矿浆起涣散效果。按表2所示条件，进行六偏磷酸钠用量对脱硫效果的影响，成果见表4。   表4  六偏碳酸钠用量条件实验成果六偏碳酸钠用量/（×10－3g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿93 70.54 6.5852.02 47.987.65低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 5615.30低硫铝土矿 高硫尾矿95.34 4.660.48 10.7947.68 52.32       由表4可知，跟着六偏碳酸钠用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先进步然后下降，硫的收回率也是先进步后下降，低硫铝土矿的产率在小起伏规模内改变。六偏碳酸钠用量以7.65×10－3g/L为宜。       （三）活化剂用量的影响       活化剂的效果是在矿藏表面生成促进捕收剂效果的薄膜。浮选电化学以为，某些硫化矿藏具有半导体性质和必定的电子传导才能，表面的静电位是HS－离子能否在其表面氧化生成元素S0的要害，当表面静电位Ems高于HS－氧化成S0的平衡电位时，则这种氧化在热力学上能够完成。黄铁矿表面静电位Ems高于HS－氧化成S0的平衡电位，因而HS－可能在黄铁矿表面氧化成元素（S0）。王淀佐等人测定了黄铁矿的表面静电位，在pH＞8今后一直高于EHS-/S0，所以HS－能够在其表面氧化。Na2S参加矿浆中后，矿浆中存在许多的HS－离子，黄铁矿因为表面静电位较高，对HS－离子有较强的电催化效果，HS－在其表面有如下反响：   HS（aq）－→HS（ad）－     HS（aq）－→H＋＋S（ad）0＋2e－       S0吸附于黄铁矿表面使其变得疏水，因而黄铁矿具有杰出的诱导可浮性。       当黄铁矿表面氧化较深时，可被Cu2＋活化。其机理为Cu2＋可替代黄铁矿品质中的Fe2＋使表面生成含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附效果。铜离子比较简略进入黄铁矿的晶格，铜和硫的亲和性比铁和硫的亲和性更大，使黄铁矿表面构成铜膜，铜离子不影响矿藏晶格深处，在黄铁矿表面上掩盖铜相当于分散处理黄铁矿表面，即影响到黄铁矿表面的导电类型。黄铁矿为电子型半导体，晶格表面层上富集电子的表面，因而不能安稳的吸附黄药。一些二价Cu2＋从其表面取得电子，Cu2＋浓度下降为Cu2＋，使黄铁矿表面层电子浓度下降。黄铁矿表面导电性的转化，这时能安稳地吸附黄药。       综上所述，首要对黄铁矿起到诱导浮选效果，但因为黄铁矿镶嵌于结构杂乱的铝土矿中，且黄铁矿的含量小，尤其是当黄铁矿表面氧化较深时，对黄铁矿就起不了诱导浮选效果，而Cu2＋能够进入黄铁矿晶格中替代Fe2＋使表面生成含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附效果。因而和硫酸铜均可起到活化效果，其用量多少对硫档次影响很大。按表2所示条件，别离进行了和硫酸铜用量对脱硫效果的影响研讨，成果别离见表5和表6。   表5  用量条件实验成果用量/（×10－4g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿95.25 4.750.50 10.1649.73 50.272低硫铝土矿 高硫尾矿94.12 5.880.48 8.5747.51 52.494低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 5610低硫铝土矿 高硫尾矿96.62 3.380.61 1161.27 38.73   表6  硫酸铜用量条件实验成果硫酸铜用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿92.89 7.110.48 7.2348.59 51.411.88低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 563.75低硫铝土矿 高硫尾矿93.20 6.800.55 6.5553.6 46.4       由表5可知，跟着用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先下降后升高，随后又下降，硫的收回首先升高后下降，低硫铝土矿的产率改变不大。用量以4×10－4g/L为宜。       由表6可知，跟着硫酸铜用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先升高后下降，改变的起伏比较大，硫的收回首先逐步升高然后较大起伏的下降，低硫铝土矿的产率改变不大。硫酸铜用量以1.88×10－2g/L为宜。       （四）捕收剂用量及其品种的影响       在浮选中运用捕收剂，能够进步有用矿藏表面的疏水性。黄铁矿捕收剂首要是黄药类等捕收剂。在许多情况下，已成功地运用单一种捕收剂。但混合运用多种硫代捕收剂可大大进步硫化矿浮选目标。按表2所示条件，丁基黄药及戊基黄药用量对脱硫效果的影响成果别离见表7和表8。   表7  丁基黄药用量条件实验成果丁基黄药用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿94.29 5.710.55 7.8253.49 46.511.56低硫铝土矿 高硫尾矿95.10 4.900.57 8.5456.41 43.593.13低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 566.25低硫铝土矿 高硫尾矿97.06 3.740.50 12.9251.68 48.32   表8  戊基黄药用量条件实验成果戊基黄药用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿96.62 3.380.56 12.4556.17 43.831.56低硫铝土矿 高硫尾矿95.69 4.310.45 12.344.78 55.223.13低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 566.25低硫铝土矿 高硫尾矿96.5 3.50.57 11.5957.74 42.26       由表7可知，跟着丁基黄药用量的添加，高硫尾矿中硫的档次和收回率都随之添加，然后下降，低硫铝土矿的产率在小规模内增大。丁基黄药对浮选效果具有较大影响。丁基黄药用量以3.13×10－2g/L为宜。       由表8可知，跟着戊基黄药用量的添加，高硫尾矿中硫的档次在小起伏内先升高后下降，硫的收回率在较大起伏内先升高后下降，低硫铝土矿的产率改变不大。戊基黄药对硫的收回率影响较大。戊基黄药用量以3.13×10－2g/L为宜。       三、优化条件的浮选成果       通过以上各条件实验的影响，得出高硫铝土矿一段浮选除硫的最佳条件实验为：碳酸钠用量2.5g/L，六偏磷酸钠用量为7.65×10－3g/L，拌和1min，用量为4.0×10－4g/L，拌和1min，硫酸铜用量为1.88×10－2g/L，拌和2min，丁基黄药用量为3.13×10－2g/L，拌和1min，戊基黄药用量为3.13×10－2g/L，拌和2min，松醇油用量为0.125g/L，拌和1min，实验成果见表9。   表9  原矿一段浮选实验成果产品称号产率/%S档次/%S收回率/%低硫铝土矿 高硫尾矿 原矿96 4 1000.44 13.44 0.9644 56 100       由表9可知，在优化的浮选条件下，原矿通过一段浮选即可取得硫档次高达的13.44%，收回率56%，而产率仅为4%的高硫尾矿；一起取得产率为96%，硫档次为0.44%的低硫铝土矿。这一成果比前苏联研讨人员浮选高硫铝土矿一段浮选尾矿含硫达9%的工艺目标还好。       对浮选所得低硫铝土矿和高硫尾矿进行化学分析，分析成果见表10。为了便于对照，将原矿相应数据也列于表10中。   表10  浮选产品化学分析成果（质量分数）/%产品称号Al2O3SiO2Fe2O3TiO2CaOK2ONa2OMgOST1）低硫铝土矿 高硫尾矿 原矿62.10 51.96 61.6212.83 8.18 12.654.17 14.94 4.602.95 4.71 3.003.07 1.43 3.001.85 0.95 1.810.08 0.11 0.080.42 0.40 0.420.44 13.44 0.96        1) 此为化学分析成果，不是荧光分析成果       由表10可知，一段浮选高硫尾矿的A/S比为6.35，与A/S比为4.87的原矿比较，高硫尾矿的A/S比高，这是因为铝比硅更简略浮选，成果导致高硫尾矿中A/S比稍高。因为被浮选的高硫尾矿产率不大，因而对低硫铝土矿的A/S比的影响不大。高硫尾矿中硫和铁含量比原矿明显进步，铁略有进步，其它元素含量都偏低。而低硫铝土矿与原矿比较，除了铝，硅以及钾比原矿略低高外，其它元素都有所下降。       四、结语       （一）选用浮选的办法，以碳酸钠为pH调整剂，六偏磷酸钠为按捺剂，和硫酸铜为活化剂，丁基黄药和戊基黄药为捕收剂，松醇油为起泡剂，进行高硫铝土矿的一段反浮选，取得硫含量高达13.44%，收回率56%，氧化铝含量为51.96%，而产率仅为4%的高硫尾矿，一起取得产率为96%，氧化铝含量为62.10%，硫档次为0.44%的低硫铝土矿。因为铝比硅更简略浮选，高硫尾矿的A/S比升高，但因为高硫尾矿的产率低，仅为4%，因而对低硫铝土矿的A/S比影响不大。       （二）对原矿进行一段浮选的最佳条件是：碳酸钠用量为2.50g/L，六偏磷酸钠用量为7.65×10－3g/L，用量为4.00×10－4g/L，硫酸铜用量为1.88×10－2g/L，丁基黄药用量为3.13×10－2g/L，戊基黄药用量为3.13×10－2g/L，松醇油用量为1.25×10－1g/L。矿浆最佳浮选pH值规模是10.4～10.5左右。       （三）本研讨测验一起运用2种活化剂，即和硫酸铜，活化的效果大于单一活化剂的效果，进步硫的浮选收回率。丁基黄药与戊基黄药2种捕收剂按份额混合运用可进步硫的档次及收回率。

一、概述     韶关冶炼厂进厂质料含锗约0.0048％，选用I.S.P.工艺出产锌和铅金属时，质猜中约55％的锗进入粗锌中。粗锌中的锗在精馏过程中，约40％进入铅塔硬锌，40％入B吨塔硬锌，其他大多在鼓风炉的锌渣中。       硬锌选用蒸馏法得锌粉和锗渣。锌渣选用浸出－丹宁沉锗得锗精矿（中浸液经处理得七水硫酸锌）。       含锗产品用浸出－蒸馏法制取，最终将其水解成二氧化锗。二氧化锗经复原可得金属锗。       由铅锌精矿至金属锗总收回率达33％～55％。       硬锌处理工艺流程见图1，锌渣处理工艺流程见图2，二氧化锗和金属锗出产工艺流程见图3。    图1  硬锌处理工艺流程    图2  锌渣处理工艺流程    图3  二氧化锗出产流程       二、质料       （一）硬锌成分       硬锌是以锌、铅为主体的多元合金，含有少数Fe、As、Ge等元素。硬锌成分见表1。   表1  硬锌成分，％称号ZnPbAsFeCuGeCd铅塔硬锌80～908～100.4～1.00.7～1.00.140.17～0.46微B号塔硬锌74～8010～151.0～2.52.0～3.01.5～3.00.5～1.0微       （二）锌渣成分       锌渣用于出产硫酸锌并收回锗。其成分（％）为：Ge0.088，Zn76.70，Pb2.57，As0.299，Fe0.22。       三、技能操作条件       硬锌选用隔焰炉和工频感应电炉处理。这两种炉子、丹宁锗出产及二氧化锗出产的技能操作条件如下：           （一）隔焰炉  燃烧室温度1350～1450℃煤气预热温度＞750℃蒸腾室温度890～920℃熔化炉780～840℃锌粉冷凝温度≤300℃废气（换热室出口）＜450℃处理量800～1200kg/（炉·8h）       （二）工频感应电炉  炉温＜1200℃炉顶温度950～1000℃电压380V电流＜260A冷却器温度350～400℃冷却水出口温度＜55℃冷却水进口压力＞19.6×104Pa投料量700kg/炉电炉炉时15～20h       （三）丹宁沉锗       栲胶∶锗（35～40）∶1（浸出液含锗0.10～0.25g/L）       始酸pH值    2.5～3.0       温度         60℃       拌和时刻     5min       （四）丹宁锗焙烧       温度         约550℃       时刻         3～5h/盘       气氛         能充沛氧化       （五）二氧化锗出产       浸出－蒸馏       液固比           8∶1       始酸pH值        1       FeCl3参加量      物料量的0.1～0.3倍       拌和速度         80r/min       通氯量           50kg料通氯3kg       浸出温度         60～70℃       蒸馏最高温度     115℃       蒸馏残液         含CaCl2300g/L，HCl2～2.5g/L       残液中和       初温        60℃       终温         ＜90℃       终酸pH值    4.5～5.0       水解       投入量           1600ml/桶       ∶水           1∶6.5（体积）       参加速度      20～30ml/min       水解槽温度            ＜0℃       烘干温度                 140～160℃       烘干时刻                 6～8h       四、产品产率及成分       （一）隔焰炉       日处理量       2.4～3.6t/（炉·d）       日产锌粉量     1.4～2.2t/（炉·d）       含锗粗铅       Zn15％，Pb70％，Ge1.2％。约占硬锌量的20％       锌渣           Zn75％，Pb8％。用于出产硫酸锌       （二）工频电炉       锌粉产值         500kg/（台·d），产率约70％       产锗渣含锗     3.0～4.0kg/（台·d），产率约7.5％       粗铅           Pb＞75％，Zn1.8%，Ge＜1.1％，产率约12％       高砷锗渣成分   Zn4.62％，Pb21.8％，As12.4%，Fe10.93%       （三）粗二氧化锗出产       丹宁锗粗矿   Ge＜5％ As＜1％（湿渣：Ge＜2％  As＜0.2％ H2O＜80％）       粗二氧化锗   白色粉末Ge≥65％  As＜1.0％       五、首要技能经济指标       隔焰炉       （2.7m2，3.55m2）       锌收回率      95.5％       锌直收率      75.5％       煤气单耗      3800m3/t硬锌       水单耗        120t/t硬锌       工频电炉（190kW/380V）       锌收回率     95.0％       锌直收率     83％       锗收回率     95％       锗直收率     75％       硬锌单耗     1.181t/t锌粉       粗二氧化锗出产       锌渣中锌收回率       92％       锌渣中锗收回率       50.5％       高砷锗渣中锗收回率   90.25％（至GeO2）       六、首要设备实例       韶冶锗车间首要设备为两座隔焰炉，面积分别为2.7m2和3.55m2，1台190kW/380V的工频感应电炉；其他均为湿法车间的小型设备。

归纳收回锗的办法许多，常用的是氯化蒸馏的经典办法。该法是使原猜中的锗转入硫酸溶液，参加单宁得单宁锗沉积物，经氧化焙烧脱砷及脱有害物后，在83～100℃下氯化蒸馏得GeCl4。在氯化蒸馏过程中发作如下反响： GeO3+4HCl=GeCl4+2H2O GeCl4经水解得纯GeO2，过程中发作下列反响： GeCl4+2H2O=GeO2+4HCl GeO2通复原得到约具有10～20Ω·cm电阻率的金属锗，其反响为: GeO2+2H2=Ge+2H2O (1)优先蒸发法收回锗先把质料制团，经复原蒸发硫化锗，蒸发锗率达90%～98%;然后将尘按经典法提锗，锗的收回率听说高达90%。在我国，曾实验用此法从含0.006%～0.008%Ge的锌精矿中提锗，通过两次复原蒸发，所得硫化物尘再用经典法提锗，锗收回率达75%～80%。 (2)硫酸化-载体沉积法收回锗此法处理含0.022%锗的扎伊尔锗矿，经浮选得含锗0.13%的铜精矿，经铜冶炼得含0.36%Ge的烟尘，经硫酸化使锗转入硫酸系统，净化后用MgO作载体沉积出溶液中的锗，然后按经典法提锗。比利时的巴伦厂选用此法出产，锗的收回率达75%。 (3)碱土金属氯化蒸馏法收回锗。 (4)烟化法收回锗。 (5)氧化复原焙烧收回锗。 (6)再次蒸发收回锗。 (7)萃取法收回锗近年来，国内外溶剂萃取锗的研讨工作进展较大，在系统中可用火油、CCl4、MIBK、Lix63及二等萃取锗;在硫酸系统中可用TOA、P204+YW100、Lix63及Kelex100等萃取锗，此法可根据具体情况进行出产。 (8)鼓风炉蒸发法收回锗。

一、铜、铅、锌硫化矿的可浮性 1、铜矿藏的可浮性 (1)黄铜矿CuFeS2，含Cu 34.57%。斑岩铜矿。 捕收剂：初级黄药、黑药。机理：化学吸附，与铜离子作用生成黄原酸铜;物理吸附，以双黄药方式吸附与Fe3+离子表面。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]，均在碱性介质中运用。H2O2、NaClO经过过氧化作用而下降其可浮性，在酸性介质中运用。 活化剂：CuSO4。 (2)辉铜矿和铜兰的可浮性(归于次生铜矿) 辉铜矿Cu2S:含Cu 79.83%，天然可浮性最好。 铜兰 CuS:含Cu 64.4%，天然可浮性很好。捕收剂：初级黄药，黑药，PH值1~13。 机理同上。按捺剂：Na2OS3、Na2S2O3、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]、Na2S，均在碱性介质中运用。 按捺作用较差。特色：这两种矿藏均性质较脆，磨矿易泥化，溶解性也相对较大，收回率较低，矿浆中的[Cu2+]离子含量高，形成按捺困难，且简单活化其它矿藏，致使浮选选择性差。 (3)斑铜矿 Cu5FeS4，Cu含量 63.3%，可浮性介于上述(1)、(2)两种矿藏之间。 捕收剂同上，PH值5~10。按捺剂：CN-、石灰在碱性介质中运用。一般规则：1)凡不含铁矿藏，可浮性类似，CN-、石灰对它们的按捺弱。2)凡含铁矿藏，CN-、石灰在碱性介质中能够按捺其可浮性。 3)含铜量越高，可浮性越好。 2、铅矿藏的可浮性 代表性矿藏为方铅矿。PbS含Pb 86.6%，立方晶体结晶，天然可浮性较好。 捕收剂：1)PH值 10.5后方铅矿受必定的按捺。 捕收机理为化学吸附，产品为黄原酸铅。按捺剂：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)、Na2S、CaO。按捺后的活化：诺克斯试剂按捺用HCl或酸性介质顶用NaCl活化，后者在酸性介质顶用CuSO4活化。CN-无按捺作用。(含铁时在外)。 3、闪锌矿ZnS，含Zn量67.10%。 天然可浮性较1、2均弱。 捕收剂：用Cu2+活化后，用黄药捕收。未活化则黄药无效。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。特色：常有Fe及Cd呈类质同象混入。形成可浮性下降，使按捺更简单。其间Cd需收回，现在Cd均来自从闪锌矿中的收回。 4、铁硫化矿藏的可浮性 1)黄铁矿的可浮性 FeS2，含S 53.4%。 有必定的天然疏水性，但不充沛，其表面恰当氧化后有利于黄药捕收。过度氧化则可浮性下降。 捕收剂：在弱酸性介质中，用黄药捕收。机理：电化学吸附机理。黄药首要被氧化成双黄药，黄药中的孤对电子和Fe2+离子的空轨迹结合，经过孤对电子的给予黄药吸附在矿藏表面。 按捺剂：石灰，。活化剂：石灰按捺用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附; 按捺用硫酸铜活化。 2)磁黄铁矿 Fe1-xS，x：0.1~0.2，其可浮性弱于黄铁矿，用高档黄药捕收，按捺剂同黄铁矿。 二、铜、铅、锌、硫的别离(各种硫化矿的简称) 1、铜硫别离办法：取决于矿石性质。主要有下列两种办法。 1)优先浮选：适用于细密块状矿石，在比较粗的磨矿粒度条件下Cu与S能充沛单体解离。次序：按捺硫先浮铜。2)混合浮选：适用于矿石中Cu与S结合严密，Cu与S的集合体粒度较粗，而单体矿藏粒度较细时，用混合浮选先甩出合格尾矿，再把Cu与S混合精矿再磨脱药，再选别离。条件：Cu的捕收剂为黄药或黑药，石灰做pH值调整剂及铁矿藏的按捺剂，必要时参加辅佐按捺。活化剂：只要石灰按捺，用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附;合作按捺后用硫酸和硫酸铜活化。 2、铅、锌别离优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收方铅矿。 捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。 活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 3、铜、锌别离优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收铜矿藏。别离难度大于2的铅锌别离，应加强对锌的按捺。 捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。 活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 4、铜、铅别离 一般为铜铅的混合精矿别离，先脱药，再优先浮选。 脱药办法：机械法，再磨脱药，拌和洗刷脱药，Na2S脱药，活性炭吸附脱药，加温，焙烧等。1)按捺铅浮铜 适用于次生铜矿，Cu2+离子溶解较多不易按捺的状况。 按捺铅：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)和Na2S合作运用;或氧硫法：1)SO2(或)+淀粉;2)，;3)硫代硫酸钠+或硫酸亚铁;4)碳酸钠十硫酸亚铁。2)按捺铜浮铅适用于原生铜矿。捕收剂：黄药、黑药，PH值9~9.5，用CaO调整。 按捺剂：及其代替按捺剂。或加温脱药按捺铅40~70℃(PH值≤7)。 5、锌、硫别离 选用按捺硫，浮选锌的流程。 捕收剂：黄药，锌必须经硫酸铜活化。

锗单质是一种灰白色类金属，有光泽，质硬，属于碳族，化学性质与同族的锡与硅相近，不溶于水、HCl、稀苛性碱溶液，溶于王 水、浓硝酸或硫酸，具有两 性，故溶于熔融的碱、过氧化碱、碱金属硝酸盐或碳酸盐，在空气中较稳定，在自然界中，锗共有五种同位素：70，72，73，74，76，在700℃以上与氧作用生成GeO2，在1000℃以上与氢作用，细粉锗能在氯或 Br 中燃烧，锗是优良半导体，可作高频率电流的检波和交流电的整流用，此外，可用于红外光材料、精密仪器、催化剂。锗的化合物可用以制造荧光板和各种折射率高的玻璃。锗化学性质稳定，常温下不与空气或水蒸汽作用，但在600～700℃时，很快生成二氧化锗。与HCl、稀硫酸不起作用。浓硫酸在加热时，锗会缓慢溶解。在硝酸、王 水中，锗易溶解。碱溶液与锗的作用很弱，但熔融的碱在空气中，能使锗迅速溶解。锗与碳不起作用，所以在石墨坩埚中熔化，不会被碳所污染。??锗在电子工业中的用途，已逐渐被硅代替。但由于锗的电子和空穴迁移率较硅高,在高速开关电路方面,锗比硅的性能好。锗在红外器件、γ辐射探测器方面，有新的用途。金属锗能通过?2～15微米的红外线，又和玻璃一样易被抛光，能有效地抵制大气的腐蚀，可用以制造红外窗口、三棱镜和红外光学透镜材料。锗酸铋用于闪烁体辐射探测器。锗还同铌形成化合物，用作超导材料。二氧化锗是聚合反应的催化剂。用二氧化锗制造的玻璃有较高的折射率和色散性能，可用于广角照相机和显微镜镜头；GeO2－TiO2－P2O5类型的玻璃有良好的红外性能，在空间技术上，可用来保护超灵敏的红外探测器。

锗为银灰色金属，密度5.35克，熔点937.4℃，沸点2830℃。室温下，晶态锗性脆，可塑性很小。锗的化学性质安稳，常温下锗在空气中不被氧化，但在加热时，锗能在氧气、和蒸气中焚烧。锗不与水效果，不溶于和稀硫酸，硝酸和热的浓硫酸能将金属锗氧化为二氧化锗，锗还溶于。锗易溶于熔融的或，生成锗酸钠或锗酸钾。在过氧化氢、次等氧化剂存鄙人，锗能溶解在碱性溶液中，生成锗酸盐。锗具有半导体性质，在高纯锗中掺入三价元素（如铟、镓、硼）、得到P型锗半导体；掺入五价元素（如锑、砷、磷），得到N型锗半导体。　　锗一般以涣散状况存在于其他矿藏中，独立的矿藏很少。可从含锗的氧化铅锌矿、闪锌矿和煤灰中收回锗。锗的提取办法是首先将锗的富集物用浓氯化，制取，再用溶剂萃取法除掉首要的杂质砷，然后经石英塔两次精馏提纯，再经高纯洗刷，可得到高纯，用高纯水使水解，得到高纯二氧化锗。一些杂质会进入水解母液，所以水解进程也是提纯进程。纯二氧化锗经烘干煅烧，在复原炉的石英管内用于650-680℃复原得到金属锗。　　锗在电子工业中的用处已逐步被硅替代。但因为锗的电子和空穴迁移率较硅高，在高速开关电路方面，锗比硅的功用好。锗首要用来出产低功率半导体二极管三极管，锗在红外器材、γ辐射探测器方面有着新的用处，金属锗能让2-15微米的红外线经过，又和玻璃相同易被抛光，能有效地抵抗大气的腐蚀，可用以制作红外窗口、三棱镜和红外光学透镜材料。锗还与铌构成化合物，用作超导材料。用氧化锗制作的玻璃有较高的折射率和色散功用，可用于广角照像镜头和显微镜。　　镓、铟、、锗、硒、碲和铼一般称为稀散金属，这7个元素从1782年发现碲以来，直到1925年发现铼才被悉数发现。这一组元素之所以被称为稀散金属，一是因为它们之间的物理及化学性质等类似，划为一组；二是因为它们常以类质同象的方式存在于有关的矿藏傍边，难以构成独立的具有独自挖掘价值的稀散金属矿床；三是它们在地壳中的均匀含量较低，以稀疏涣散状况伴生在其他矿藏之中，只能随挖掘主金属矿床时在选冶中加以归纳收回和运用。　　稀散金属具有极为重要的用处，是今世高科技新材料的重要组成部分。由稀散金属与其他有色金属组成的一系列化合物半导体、电子光学材料、特殊合金、新式功用材料及有机金属化合物等，均需运用共同功用的稀散金属。用量尽管不大，但至关重要，缺它不行。因此广泛用于今世通讯技能、电子计算机、宇航、医药卫生、感光材料、光电材料、动力材料和催化剂等职业。　　稀散金属在自然界中首要以涣散状况赋存在有关的金属矿藏中，如闪锌矿一般都富含镉、锗、镓、铟等，单个还含有、硒与碲；黄铜矿、黝铜矿和硫砷铜矿常常富含、硒及碲，单个的还富含铟与锗；方铅矿也常富含铟、、硒及碲；辉钼矿和斑铜矿富含铼，单个的还富含硒；黄铁矿常富含、镓、硒、碲等。现在，尽管已发现有近200种稀散元素矿藏，但因为稀疏而未富集成具有工业挖掘的独立矿床，迄今只发现有很少见的独立锗矿、硒矿、碲矿，但矿床规划都不大。　　我国稀散金属矿产资源比较丰富，已探明有稀散金属矿产储量的矿区：锗矿散布在11个省区，其间广东、云南、吉林、山西、四川、广西和贵州等省区的储量占全国锗总储量的96%；镓矿散布在21个省区，首要会集在山西、吉林、河南、贵州、广西和江西等省区；铟矿散布在15个省区，首要会集在云南、广西、内蒙古、青海、广东；矿散布在云南、广东、甘肃、湖北、广西、辽宁、湖南等7个省区；硒矿散布在18个省区，首要会集在甘肃，其次为黑龙江、广东、青海、湖北和四川等省区；碲矿散布在15个省区，首要会集在江西、广东、甘肃；铼矿散布在陕西、黑龙江、河南和湖南、湖北、辽宁、广东、贵州、江苏9个省。

锗为银灰色金属，密度5.35克，熔点937.4℃，沸点2830℃。室温下，晶态锗性脆，可塑性很小。锗的化学性质安稳，常温下锗在空气中不被氧化，但在加热时，锗能在氧气、和蒸气中焚烧。锗不与水效果，不溶于和稀硫酸，硝酸和热的浓硫酸能将金属锗氧化为二氧化锗，锗还溶于。锗易溶于熔融的或，生成锗酸钠或锗酸钾。在过氧化氢、次等氧化剂存鄙人，锗能溶解在碱性溶液中，生成锗酸盐。锗具有半导体性质，在高纯锗中掺入三价元素(如铟、镓、硼)、得到P型锗半导体;掺入五价元素(如锑、砷、磷)，得到N型锗半导体。 锗一般以涣散状况存在于其他矿藏中，独立的矿藏很少。可从含锗的氧化铅锌矿、闪锌矿和煤灰中收回锗。锗的提取办法是首先将锗的富集物用浓氯化，制取，再用溶剂萃取法除掉首要的杂质砷，然后经石英塔两次精馏提纯，再经高纯洗刷，可得到高纯，用高纯水使水解，得到高纯二氧化锗。一些杂质会进入水解母液，所以水解进程也是提纯进程。纯二氧化锗经烘干煅烧，在复原炉的石英管内用于650-680℃复原得到金属锗。 锗在电子工业中的用处已逐步被硅替代。但因为锗的电子和空穴迁移率较硅高，在高速开关电路方面，锗比硅的功用好。锗首要用来出产低功率半导体二极管三极管，锗在红外器材、γ辐射探测器方面有着新的用处，金属锗能让2-15微米的红外线经过，又和玻璃相同易被抛光，能有效地抵抗大气的腐蚀，可用以制作红外窗口、三棱镜和红外光学透镜材料。锗还与铌构成化合物，用作超导材料。用氧化锗制作的玻璃有较高的折射率和色散功用，可用于广角照像镜头和显微镜。 镓、铟、、锗、硒、碲和铼一般称为稀散金属，这7个元素从1782年发现碲以来，直到1925年发现铼才被悉数发现。这一组元素之所以被称为稀散金属，一是因为它们之间的物理及化学性质等类似，划为一组;二是因为它们常以类质同象的方式存在于有关的矿藏傍边，难以构成独立的具有独自挖掘价值的稀散金属矿床;三是它们在地壳中的均匀含量较低，以稀疏涣散状况伴生在其他矿藏之中，只能随挖掘主金属矿床时在选冶中加以归纳收回和运用。 稀散金属具有极为重要的用处，是今世高科技新材料的重要组成部分。由稀散金属与其他有色金属组成的一系列化合物半导体、电子光学材料、特殊合金、新式功用材料及有机金属化合物等，均需运用共同功用的稀散金属。用量尽管不大，但至关重要，缺它不行。因此广泛用于今世通讯技能、电子计算机、宇航、医药卫生、感光材料、光电材料、动力材料和催化剂等职业。 稀散金属在自然界中首要以涣散状况赋存在有关的金属矿藏中，如闪锌矿一般都富含镉、锗、镓、铟等，单个还含有、硒与碲;黄铜矿、黝铜矿和硫砷铜矿常常富含、硒及碲，单个的还富含铟与锗;方铅矿也常富含铟、、硒及碲;辉钼矿和斑铜矿富含铼，单个的还富含硒;黄铁矿常富含、镓、硒、碲等。现在，尽管已发现有近200种稀散元素矿藏，但因为稀疏而未富集成具有工业挖掘的独立矿床，迄今只发现有很少见的独立锗矿、硒矿、碲矿，但矿床规划都不大。 我国稀散金属矿产资源比较丰富，已探明有稀散金属矿产储量的矿区：锗矿散布在11个省区，其间广东、云南、吉林、山西、四川、广西和贵州等省区的储量占全国锗总储量的96%;镓矿散布在21个省区，首要会集在山西、吉林、河南、贵州、广西和江西等省区;铟矿散布在15个省区，首要会集在云南、广西、内蒙古、青海、广东;矿散布在云南、广东、甘肃、湖北、广西、辽宁、湖南等7个省区;硒矿散布在18个省区，首要会集在甘肃，其次为黑龙江、广东、青海、湖北和四川等省区;碲矿散布在15个省区，首要会集在江西、广东、甘肃;铼矿散布在陕西、黑龙江、河南和湖南、湖北、辽宁、广东、贵州、江苏9个省。

前苏联南乌拉尔铝土矿采用浮选法脱除硫化矿物和碳酸盐的工业试验取得成功。该矿石中一水软铝石和一水硬铝石占46%，方解石占19.0%，赤铁矿占12%，高岭石占6.6%和黄铁矿占4%。矿石经三段碎矿、三段磨矿，最终磨矿粒度为-200目占94%。浮选流程：硫化物经一次粗选、二次精选、二次扫选，分别得硫化物精矿和尾矿；其尾矿再浮选碳酸盐，经二次精选和二次扫选，分别可得到碳酸盐精矿和铝土矿精矿。其试验结果见表1，铝土精矿矿供拜耳法生产铝，碳酸盐精矿供烧结法炼铝，硫精矿作为氧化镍矿熔炼的硫化剂，矿石得到充分综合利用。 表1  浮选工业试验指标产品名称产率/%品位/%回收率/%Al2O3SiO2Fe2O3CO2SAl2O3SiO2Fe2O3CO2S硫精矿 碳酸盐精矿 铝土矿精矿 原 矿8.42 27.26 64.32 100.0027.90 19.42 50.49 40.124.54 4.01 8.18 6.7429.86 4.99 13.95 12.835.09 27.17 2.76 9.6128.68 0.69 0.19 2.225.86 13.19 80.95 100.005.67 16.23 78.10 100.0019.60 10.60 69.80 100.004.46 77.07 18.47 100.0086.02 8.47 5.51 100.00     北乌拉尔铝土矿采用筛分-光电拣选-浮选联合流程的工业试验也取得成功，其原矿铝土矿主要为一水硬铝石，铝硅比高达15，但硫和碳酸盐等有害杂质含量较高，分别为1.5%S和3.5%～3.6%CO2。硫主要分布于黄铁矿类型矿石，CO2则集中于碳酸盐矿石中。碎矿后硫和碳酸盐绝大部分集中在+200mm粒级，-200mm粒级中杂质含量较低，可供拜耳法炼铝。粗粒级进行光电选矿和浮选，光电拣选的精矿供拜耳法炼铝原料，尾矿用浮选脱硫，硫精矿作氧化镍溶炼的硫化剂，浮选尾矿烧结法炼铝。该流程特点是利用硫化物和碳酸盐在矿石中的不均匀性和光学性质上的差异采用简单的筛选和光电选别。     为此，在20世纪80年代初建成日处理能力为250～300t贝斯铝土矿选矿厂，主要处理南乌拉尔和北乌拉尔铝土矿，脱除硫化物和碳酸盐等有害杂质。该厂从碎矿、预选、磨矿、分级和浮选、脱水过滤等均进行了系统的工业试验，并取得了良好可靠的技术经济指标。

为开发利用云南驰宏锌锗股份有限公司深部铅锌矿资源，北京矿冶研究总院和云南驰宏锌锗股份有限公司创造性地开发出“等可浮－异步选铅－锌硫异步混选－铅锌硫分离－氧化铅锌矿不脱泥硫化电位控制浮选”新技术，并成功应用于复杂难选铅锌硫化氧化混合矿的选矿过程，技术上取得了突破性进展。 1、依据铅硫、锌硫关系密切的特点，根据等可浮的原理把铅锌硫分成两部分：“铅硫”部分和“锌硫”部分，首次将异步和等可浮两个流程的核心技术有机结合起来，形成等可浮异步浮选和混选流程结构，成为硫化矿浮选的骨干流程；采用有效的针对性捕收剂，保证了铅、锌、硫、银、锗等金属得到最大限度的回收，确保了铅硫在低pH下分离，为后续氧化矿有效浮选创造了必要条件。 2、氧化铅锌矿不脱泥硫化浮选新技术，解决了矿石中铅锌氧化矿物和脉石矿物同为碳酸盐矿物、泥化程度高的难题，是获得混合矿浮选技术指标突破性进展的关键技术。 最终的选矿产品结构简单，便于操作管理，该技术整体上达到国际领先水平。