钼酸铵的介绍
2019-02-12 10:08:00
钼酸铵易于纯化、易于溶解、易于热解离，并且，热解离出的NH3气随加热可充沛逸出，不再污染钼产品。因此，钼酸铵广泛用作出产高纯度钼制品的根本质料。比方，热解离钼酸铵出产高纯三氧化钼、用硫化钼酸铵溶液出产高纯二硫化钼，经过钼酸铵出产各种含钼的化学试剂等。钼酸铵也常用作出产钼催化剂、钼颜料等钼的化工产品的根本质料。
在钼的初级产品中，钼酸铵仅次于钼焙砂和钼铁，占有着重要的位置。
工业钼酸铵并非单一化合物，它是一系列钼同多酸铵的混合物，随（NH3）2/MoO3比率的不同而异。但它们都可概括进一个通式，常见几种钼酸铵和通式见表1。Dnval Rode等从实验成果提出了仲钼酸铵新的转化道路：
（NH4）6Mo7O24·4H2O△（NH4）4Mo5O16△（NH4）4Mo8O26△MoO3→→→
这儿又证明a=5或8，b=2或2，c=0或0两种钼杂多酸铵的存在。但不管有几种杂多酸，工业钼酸铵中首要成份一般仍是仲钼酸铵。
表1 常见几种钼酸铵特性
名 称分 子 式参 数（NH3）2/MoO3%Mo转 化abc钼酸铵（NH4）2MoO41101：148.94 仲钼酸铵（NH4）6Mo7O24·4H2O7343：754.34130℃脱结晶水，230℃转化为四钼酸铵（放出NH3↑）四钼酸铵（NH4）2Mo4O134101：461.12315℃转化为三氧化钼（放出NH3↑）通 式（NH4）2bMoaO3a+bCH2O b：a
从钼精矿动身，制取工业钼酸铵的工艺繁复。从钼精矿中辉钼矿分化方法，可将这些工艺概括为两大类，即（1）火法：经过氧化焙烧，将钼精矿转化为钼焙砂，再经湿法处理。（2）湿法：钼精矿直接浸出，辉钼矿转化为可溶钼盐。
火法或湿法差异仅在于MoS2氧化方法不同，前者选用焙烧，后者选用氧化剂溶液分化。终究，都使Mo4+→Mo6+，S2-→S0或S4+。
钼酸铵因为各杂多酸份额不同，钼含量也不同，但杂质含量往往很少，要求也很严厉。工业钼酸铵的技能要求见表2。
表2 钼酸铵质量标准
标准
含量（%）
成份我国国标GB3460-82克莱麦克斯1971年标准MSA-1MSA-2MSA-3标准产品典型分析Mo Si
︵
杂
质
︶
≯0.00060.00100.0020.00250.0013Al0.00060.00060.0020.00100.0005Fe0.00060.00080.0050.00200.0007Cu0.00030.0005 0.00100.0006Mg0.00060.00060.0020.00050.0005Ni0.00030.00050.0010.00050.0005Mn0.00030.0006 P0.00050.00050.001 K0.010.080 Na0.0010.003 Ca0.00080.0010 0.00150.0007Pb0.00050.00050.00060.00050.0005Bi 0.0006 Sn0.00050.00050.00060.00350.0010Sb 0.0006 Cd 0.0006 Cr 0.00100.0005Ti 0.00100.0005粒度＜40网目
钼酸铵的火法工艺
2019-02-12 10:08:00
所谓火法，特点是工艺前半部钼精矿经氧化焙烧成钼焙砂。从钼焙砂出产钼酸铵仍是湿法，根本工艺道路见下图。整个工艺分以下几步。
图 钼酸铵（火法）出产流程
1、浸
钼焙砂里里除了主成份的三氧化钼外还含有：没焙烧透的二氧化钼和二硫化钼、金属的硫酸盐、金属的钼酸盐、硅类杂质。这些不同物质在浸工艺中的反响也各不相同。
三氧化钼是酸酐，它极易溶于液中，发作如下反响而进入液相：
MoO3＋2NH4OH =（NH4）2MoO4＋H2O
二氧化钼和二硫化钼不溶于液，残留在固相中。铜、锌、镍的硫酸盐、钼酸盐能溶于，生成铁的络合物，发作如下反进而应入液相：
MeSO4＋6NH4OH＝Me[（NH3）4]（OH）2＋（NH4）2SO4＋4H2O
MeMoO4＋4NH4OH＝Me[（NH3）4]2MoO4＋4H2O
硫酸钙可与MoO2-4反响：
CaSO4+ MoO2-4＝CaMoO4↓＋SO2-4
反响新生成的钼酸钙和本来焙砂中的钼酸钙都不溶于，进入固相。
钼酸铁虽能被分化，但反响缓慢。由于，在钼酸铁表面上会生成一层实际上不溶于的氢氧化铁的薄膜，阻止了钼酸铁进一步被液溶解的进程。钼酸铁也大部分残留在固相。[next]
亚铁的硫酸盐或钼酸盐在液中生成氢氧化亚铁，它可溶于液构成铵的络合物：
Fe（OH）2＋6NH4OH＝[Fe（NH3）6]（OH）2＋6H2O
硅类杂质为石英（SiO2）或硅酸盐，是钼焙砂中首要杂质，不溶于而残留在固相。
对浸液进行液固别离，取得的钼酸铵溶液含杂量大为削减。
用8%~10%液，在常温或50~60℃，液固比为（3~4）：1的条件下浸出钼焙砂。增加量为反响理论耗费值的1.2~1.4倍。这儿留有防止生成聚钼酸盐和确保在终究浸液中有必要坚持的剩下浓度（25~30g/L）。
钼焙砂中杂质含量不同，钼浸出率也不同。当氧化焙烧不充分时，会呈现二氧化钼或二硫化钼；当钙、铁含量较多时，都会使钼的浸出率下降。一般，钼焙砂的浸出率在80%~95%之间。
浸渣分量约为所加焙砂分量的10％~25％，含钼量在5％~25％之间。还需进一步收回其间的钼。
为处理钙、铁等杂质金属离子对浸的搅扰，除了进步钼精矿质量外，还有以下方法：
（1）向浸液中参加碳酸铵，它与硫酸钙反响生成更难溶的碳酸钙（CaCO3），便可防止硫酸钙生成钼酸钙，而进步钼的浸出率。碳酸铵还能与硫酸铁、钼酸铁发作反响，生成碱式碳酸铁的沉积，它的吸附才干比氢氧化铁小，可下降浸渣中钼含量。
（2）浸前，用酸“预浸”钼焙砂是一个卓有成效的方法。此刻会发作如下反响：
MeSO4＋2HCl=MeCl2＋H2SO4
MeMoO4＋2HCl=MeCl2＋H2MoO4↓
钙、铁、铜、锌……等以可溶盐方式进入液相，三氧化钼以被酸分化出呈钼酸不溶于酸（应调好PH值）而进入固相。尔后，经过固液别离，可使焙砂中大部分杂质金属被别离出。对净化后的焙砂再浸，浸渣中钼含量可降至3％以下。“预浸”时，二氧化钼可溶于酸进入液相：
MoO2+4HC1＝MoCl4+2H2O
所以，钼焙砂含二氧化钼较高时，“预浸”废液应增加收回钼的工艺。
浸工艺一般在珐琅反响釜或钢制浸槽中进行。这些设备带有机械拌和器和蒸汽加热套。浸出进程往往须重复2~4次。后几回稀浸液可循环运用。
2、净化除杂
浸、过滤后所获钼酸铵溶液还含有不少金属的络离子。特别铁和铜的络离子含量较多。为脱除它们，往往要向溶液参加硫氢化铵（或硫化铵、）。
这些金属的络离子中除[Fe（NH3）6]2+移定性较差，其他[Cu（NH3）4]2+、[Zn[Ni（NH3）4]2+结合得都很安稳，它们PK不稳分别为13.32、9.46。因此，溶液中铜、锌、镍的正二价离子浓度很低。
虽然[Cu（NH3）4]2+很安稳，但CuS与FeS溶度积更低。（LFeS＝3.7×10-19，LCuS＝8.5×10-45）所以，溶液中会发作如下反响，直至铜、铁沉积完：
[Cu（NH3）4]（OH）2+NH4HS+3H2O→CuS↓+5NH4OH
[Fe（NH3）6]（OH）2+NH4HS+5H2O→FeS↓+7NH4OH
关于锌和镍，虽然它们的硫化物溶度积也不高（LZnS＝1.2×10-19，LCuS＝1.4×10-24），但它们的络离子相对就安稳得多。此刻，溶液中很低的[Zn2+]、〔Ni2+〕与〔S2-〕不可能到达按此溶度积生成硫化锌、硫化镍的必需浓度。因此，锌、镍的杂质大部分仍留在溶液中。[next]
经过液固别离，就可以脱除钼酸铵溶液中的铜、铁杂质。
出产中，有必要当心操控铵的加人量，假设溶液中铵过量，将生成硫代钼酸盐使终究产品被硫污染。所以，铵需一点一点缓慢参加溶液并不断拌和。每次加往后要取样查验沉降是否已彻底，如发现溶液中铵过量，需参加新鲜的浸液冲销。
铵亦可用硫化铵或替代，但易形成终究产品含Na2O过量而较少选用。
净化是在珐琅反响釜或衬有橡胶的钢制浸出槽中进行。相同，需带拌和器和加热蒸汽套。
3、结晶
经净化的钼酸铵母液往往含有MoO3120~140g/L，母液密度约1.09~1.12g/mL。一般先经预先蒸腾浓缩至含MoO3为280~300g/L，或母液密度1.20~1.23g/mL。此刻，母液中为数不多的CuS、FeS、Fe（OH）3易沉降，可滤除。往后，将有两种加工计划：
（1）计划I—浓缩-结晶法：将经预浓缩后的母液在带机械拌和器、蒸汽加热套的不锈钢或珐琅反响釜中加热、蒸腾、浓缩。使溶液密度到达1.38~1.4g/mL（适当含MoO3为400g/L），过滤热溶液并搜集在冷却、结晶器内。
结晶是在带拌和器、冷却系统的不锈钢或珐琅结晶器中进行的。当母液温度冷却至40~45℃后，约50%~60%的仲钼酸铵从溶液结晶分出。经离心过滤、洗滤、枯燥获终究产品。剩下母液再经“浓缩-结晶”重复屡次，终究再将尾液蒸干，在350~400℃下煅烧，所得三氧化钼含杂太高，须回来浸。
操作须留意：蒸腾进程应保存4~6g/L自在；而且为防部分过热，应不断拌和，这样才干防止生成酸性较强、晶粒较细的钼酸铵沉积，从溶液中分出。
“浓缩-结晶”需重复屡次，进程持续时间较长，第2次后各批结晶含杂较高往往超越标准，而需重复结晶以净化。
（2）计划Ⅱ—中和法：对预浓缩的母液参加中和，依据溶液终究pH和温度不同，可分出不同成份聚钼酸盐。
当心翼翼地用中和加热到55~65℃的钼酸铵母液，直到pH=2.3，强烈拌和，可将96%~97%的钼以二水四钼酸盐方式沉积出来：
4（NH4）2MoO4+5H2OPH＝2~2.5（NH4）2Mo4O13·2H2O+6NH4OH→
分出的结晶有必要立刻过滤，不然，在与母液长期触摸后易脱水，生成细晶粒无水四钼酸铵而难过滤。
四钼酸铵沉积物纯度很高，Ni、Zn、Cu……及AS、P、S……等杂质都残留在弱酸性母液中。但它却含有较多氯离子（0.2%~0.4%）不易被水洗掉，而需重结晶，以脱除氯离子。
首要，将四钼酸铵在70~80℃下，用含3%~5%的溶液溶解，直到饱满（溶液密度1.41~1.42g/mL)。然后将饱满溶液冷却到15~20℃，50%~60％的钼会以纯洁的仲钼酸铵（（NH4）6Mo7O24·4H2O）方式从中分出。母液再重复溶解四钼酸铵，再冷却结晶，重复可达十次左右。四钼酸铵逐步转变成纯洁仲钼酸铵，杂质在母液中堆集到必定程度后，送去净化处理。
别离四钼酸铵后的酸性母液中，还残留有3%~4%的钼（适当6~10g/L），将其再酸化至pH=2送沉积池，可从中分出各种成份聚钼酸盐非晶形沉积。沉积送净化处理除杂，尾液还含约1g/L的钼，可用离子交换法加以收回。
4、浸渣收回
依据钼焙砂的不同成份，钼的浸出率在80%~95%之间，其余部分残留在产率10%~25%的浸渣中，渣的含钼量还高达5%~25%之间。[next]
浸渣中钼的物相生要为：难溶或不溶于的钼酸钙、钼酸铁；不溶于的二氧化钼、二硫化钼；极少量吸附在氢氧化铁表面的钼酸根离子。笔者在对栾川县钼酸铵厂浸渣所作物相分析发现：吸附MoO2-4很少，而CaMoO4、MoS2含量占渣中钼量的80%以上。见下表。
表 浸渣中钼的散布
钼的物相MoO2-4Fe2（MoO4）3CaMoO4MoO2MoS2算计钼分配率（%）4.199.3335.754.6746.06100.00
从浸渣中收回钼的工艺繁复，不少工艺与钼精矿分化工艺相同，此仅作简略介绍。这些工艺也有火法、湿法之分。
火法常见工艺有：（1）二次焙烧-浸；（2）碳酸钠焙烧-水浸；（3）硫酸焙烧-浸。后两种适用于含各种钼化合物的浸渣。其间碳酸钠焙烧法用得最多。
二次焙烧法：Richard将浸渣在富氧（或纯氧）中焙烧600~650℃，15~30min后总浸率达99%以上。
碳酸钠焙烧-水溶法：将湿渣拌上碳酸钠粉，放焙烧炉内，经700~750℃焙烧6~8h。此刻，浸渣中的各种钼化合物都会转化成可溶的钼酸钠。用水加热溶解此焙渣，钼酸钠溶入液相经过滤后别离出。在pH=3.5~5微酸性介质中，用从浸液中沉积出钼酸铁。沉积物中的FeO3/MoO3份额不定，一般不与Fe2（MoO4）3共同，可用溶解得钼酸铵溶液。
硫酸焙烧-水浸法：将浸渣拌入硫酸在600℃下焙烧，各种钼化合物转化为钼酸。用浸出焙渣，钼酸转化为钼酸铵进入溶液再收回。
湿法常见工艺有：（1）碱液压煮；（2）酸分化；（3）次分化。
碱液压煮：当浸渣中钼首要以钼酸盐方式存在，而MoO2或MoS2含量很低时，在高压反响釜内用碳酸钠溶液浸出浸渣。在180~200℃，1.2~1.5MPa浸出，可将其他钼酸盐转化为可溶钼酸钠别离收回。
酸分化法：当浸渣的钨档次较高（3%~5%W）时，用其他方法难将W-Mo别脱离。此刻用20~30%加温到100℃左右浸出浸渣，可将其间钼酸盐彻底分化，生成易溶于的钼酸，而钨酸盐大部分不会分化而与杂质一块残留在固相，别离出钼酸溶液收回钼。残渣可再收回钨和MoS2、MoO2。
用15%浓度硝酸、10%浓度硫酸，在液固比为3：1，加温到70~80℃时，浸出浸渣2h，可将浸渣中各种钼化合物转化为钼酸，残渣含钼量仅0.44%。
钼中矿处理——钼酸铵生产
2019-02-15 14:21:24
钼矿选矿过程中，有的流程产出一个难以用浮选收回的低档次钼中矿；有的因杂质含量太高得不到合格钼精矿〈或称低档次钼精矿〉。使用这些不合格的钼精矿和钼中矿来出产钼酸铵是收回这部分钼的一个方法。 1.钼中矿的化学选矿 杨家杖子钼矿在选矿过程中产出一个含钼0.6~0.8%的钼中矿，以此为质料出产钼酸铵的工艺流程如下： 首先把钼中矿浓缩到60%固体浓度，参加次溶液浸出，反响式如下：
MoS2+9NaClO+6H2O→Na2MoO4+2Na2SO4+9NaCl+3H2O
次溶液含NaClO130～140克/升、含NaOH50～60克/升。浸出温度45～55℃，钼中矿细度为0.074毫米以下。 浸出生成的钼酸钠溶液参加使pH=5～6，然后加氯化钙，用蒸汽煮沸生成钼酸钙沉积。反响式如下：
Na2MoO4+CaCl2→CaMoO4↓+2NaCl
把钼酸钙沉积过滤后，加碳酸钠溶液分化钼酸钙以除掉其中平杂的重金属离子，反响式如下：
CaMoO4+Na2O3←→Na2MoO4+CaCO3↓
然后加使溶液的pH=0.5，在95℃下反响生成钼酸沉积，反响式如下：
Na2MoO4+2HCl→H2MoO4↓+2NaCl[next]
把钼酸别离出来后，直接溶解于中，生成钼酸铵。参加活性产脱色，然后加使pH=2.5，得到白色结晶的二水四钼酸铵[（NH4）2O•4MoO4•2H2O]。过滤、枯燥、破坏得到钼酸铵制品。整个出产流程如下图所示。
[next]
2.低档次钼精矿出产钼酸铵 有的选厂如金口岭和宝穴选矿厂，因含炭质矿藏的影响，浮选得到的钼精矿含钼仅20~35%。该厂选用化学选矿制成钼酸铵。出产流程如下：首先将低档次钼精矿烘干后焙烧成三氧化钼，反响式如下：
2MoS2+7O2 4.5小时 → 2MoO3+4SO2↑600～650℃
然后将三氧化钼用浸出、生成正钼酸铵，反响式如下：
MoO3+2NH4OH 3小时 → （NH4）2MoO4+H2O
过滤除掉氢氧化铁等不溶物。滤液加（或硫化铵），将浸出液中铜络合物转化为硫化铜沉积、与正钼酸铵别离。除掉重金属离子的溶液，参加硝酸，使pH=2.5，正钼酸铵转化为四钼酸铵晶体，反响式如下：
4（NH4）2MoO4+6HNO3→（NH4）2O·4MoO3↓+6NH4NO3+3H2O
把晶体过滤、在120℃枯燥3小时得到白色结晶的四钼酸铵。出产流程如下图所示。[next]
钼酸铵的湿法生产工艺
2019-02-12 10:08:00
传统的氧化焙烧钼精矿出产钼酸铵的火法工艺，存在SO2烟气严峻污染环境，钼和铼收回率低一级缺点。温法分化钼精矿就可防止这些缺点。
湿法工艺品种繁复，从钼精矿分化手法区分，常见工艺有以下几种（见表1）。
表1 常见湿法工艺
工 艺氧化剂压力（MPa）温度（℃）浸 液硝酸氧压煮O2△0.8~1.5①
※2.0~2.5②180~22020~40g/LHNO3
（HNO3：Mo＝0.2~0.3：1）烧碱氧压煮O2同上200 硝酸分化HNO319027~30%浓度硝酸次分化NaOCl120~4030g/L NaOCl，
20~30g/L NaOH
①氯分压；②釜内总压。
1、（硝酸）氧压煮
钼精矿在水介质里，经硝酸催化的氧化煮是一个三相（液-固-气）反响的放热进程，反响为：
MoS29O2+3H2O→H2MoO4+2H2SO4+△Q2
硝酸起作催化剂作用，在反响中循环：
MoS2+9HNO3+3H2O→H2MoO4+9HNO2+2H2SO4+△Q
2HNO2→NO+NO2+H2O
2NO+O2→2NO2+1233kJ
3NO2+H2O→2HNO3+NO+484.5kJ
从亚硝酸→NO+NO2→NO2→HNO3反响很快到达平衡。增大氧分压、下降气相温度，都有利反响进行。
压煮进程中，钼除少数在强酸介质中呈阴离子进入压煮液外，94%左右钼以钼酸方式留在固相。钼精矿里伴生的铼绝大部分转化为可溶的高铼酸或其盐进入压煮液中。钼精矿中铁、铜、铝、镁等呈硫酸盐，部分磷、砷、硅以阴离子方式进入了压煮液。
硝酸氧压煮工艺流程如图1，工艺条件见表2。
表2 氧压煮出产钼酸铵工艺条件
工 艺工 艺 条 件压煮钼精矿（kg）：水（L）1：1.5~2.5①釜内加压（MPa）2（反响中上升至3）加热温度（℃）14~15（反响上升至20）②硝酸用量（kg HNO3/kg Mo）0.20~0.30反响时刻（h）2（滤饼）
浸滤饼（kg）：水（L）：（L）1：0.7~0.8：1.2~1.23PH8.5~90加热温度（℃）70~75拌和时刻（min）15~20溶液比重（g/mL）1.16~1.18净化加热温度（℃）80~PH8.5~9参加过量时溶液呈淡黄色浓缩溶液比重（g/mL）1.2~1.21冷却温度（℃）40~45酸沉反响温度（℃）≯60PH2~2.5溶
再结晶粗晶（kg）：蒸馏水（L）：（L）100：（40~50）：（45~50）溶液比重（g/mL）1.40~1.50溶解加热温度（℃）70~80
① 现在蒸煮加压已可降至0.8~1.2Mpa；
② 反响中，压力还会上升，温度自行再升高[next]
图2 （酸）氧压蒸煮出产钼酸铵工艺流程
钼精矿、硝酸和水（或回来的洗液）参加钛材高压反响釜，向反响釜送入蒸汽开端加热并通入氧气。当釜内温度上升到140~150℃、压力达1.5~2.5MPa后中止蒸汽加热。持续送入氧气，随反响开释热量，釜内的温度、压力得到上升，可到达180~220℃、3~3.5MPa。在不就义载时保持反响2h。反响完毕，中止送氧，温度会随之下降到150℃以下。冷却浸液使温度降至l00℃以下，排气降压，再经液固别离：可获钼酸滤饼和压煮液。对钼酸滤饼的进一步加工与钼焙砂浸工艺类似。
氧压煮工艺里钼和锌的转化率都可达98%~99%以上，加工费不高、三废较少但氧压煮能否施行于出产的关键是设备能否耐压、耐温、耐酸腐蚀。高压反响釜用钛材、密封材料可用四氟乙烯材料制备，对高压、高温、高酸度、高氧化气氛下的阀门等尤须留意。
氧压煮液的处理可选用萃取或离子交流提取钼和铼。几个典型氧压煮条件、作用比照见表3。
表3 氧压煮条件、作用比照
项 目单 位株洲硬质合金厂前苏联美国专利3988418美国专利3739057日本专利昭-37-1520氧分压MPa1.5~2.01.01.05~1.41.0~1.52.0硝酸用量Kg/kg（Mo）0.20~0.30/0.45~0.90.34/液固比/1.5~2.5：110：110：15：110：1温度℃180~220200~225120~160155~160200精矿粒度目75%-200/-325-200-200浸出时刻h2~33~43~426钼转化率%99.1393~993599.5＞9998.4进压煮液钼量%~75~720~2510~15/
2、硝酸氧压煮液收回铼的工艺
铼广泛散布在地壳中，但还没有发现有天然形状铼的存在，它也很少呈首要矿藏组分呈现。存在于其他矿藏中的铼仅为痕迹量，辉钼矿却是铼仅有重要的宿主矿藏。至今，世界上所出产铼的99%来源于热液型斑岩铜-钼矿。
从钼精矿出产铼的办法也依靠钼精矿分化的工艺。当氧化焙烧钼精矿时，在500℃以下的焙烧温度，铼就以Re2O7提高进入烟气。用高压力差的高洗刷塔，从烟尘中搜集率约65%。再从溶解有高铼酸或高铼酸铵的洗刷液里萃取或离子交流收回铼。氧压煮时钼精矿中铼的98％转化成高铼酸进入压煮液，压煮液里还含有总钼量5％~6％的钼。
从压煮液可用萃取法或离子交流法收回钼与铼。萃取工艺见图1，萃取铼的工艺条件见表4。
表4 压煮液中收回钼、铼的工艺条件
工 序工 艺 条 件沉 硅聚醚用量50g/m3压煮液萃取与反萃取条 件铼钼有机相组成N2352.520仲辛醇4010火油57.570反萃取剂（mol）NH4OH5~69~10洗刷剂（mol）NH4OH 1.8流比萃取萃铼1.3g/L萃钼20g/L洗刷 1/0.5反萃取铼液10g/L钼液150 g/L铼一次结晶用量（g/L）50 用量（ml/L）20 结晶温度（℃）≤0 铼二次结晶溶解液组成（：水）1：1 一次结晶溶解温度（℃）95 固液比1/10 结晶温度（℃）≤0
[next]
3、烧碱氧压煮
在130℃和氧分压为0.2MPa、釜内总压1MPa时，用NaOH溶液浸出钼精矿。经浸出7~8h后，98%~99%的钼与铼转化进液相。当温度提高到200℃，氧分压可达1~1.5MPa，反响如下：
MoS29O2+6OH-→MoO2-4+2SO2-4+3H2O2
溶液中除含有MoO2-4、ReO4-外，还含有Cu、Fe、Si、As、Sb、P的化合物，这些杂质使溶液处理复杂化。
从含硫酸盐离子高的溶液中别离钼，不适宜选用沉积钼酸钙的办法，由于这会一起生成硫酸钙的沉积而污染钼酸钙。因而，可选用在高压釜中200℃的弱酸溶液中（pH=2）用钼粉复原MoO2-4：
MoO2-4+Mo+4H+→3MoO2↓+2OH-
再用H2复原MoO2即可得工业钼粉。复原后的残液再用以萃铼。该工艺可提取96%钼和85%~90%的铼。
在弱酸性介质中，在加压下通入H2也可复原MoO2-4
MoO2-4+H2→MoO2↓+2OH-
MoO2最佳沉积条件为200℃，氢分压6MPa，pH＝2~3，参加晶种反响1~4h后，98％以上相钼会以粗粒MoO3晶体分出。
从苛性碱压煮液中提取钼的另一有效途径是用强碱性阴离子交流树脂作离子交流。
惯例处理钼溶液的萃取、活性炭吸附、离子交流工艺都适用于酸性介质。株洲钨钼材料研究所选用OH-型717#或D296阴离子树脂，从苛性碱氧压煮的钼液中吸附钼，吸附率可达99.5%。而且除掉90％以上磷、砷、硅和80％以上SO42-等杂质。实验中，湿树脂的吸附量较大，pH=8时717#树脂穿透简单（交流柱流出与流入液相含量之比为0.01时简单）为25~29g/L；饱满容量（当流入，流出液的含量到达持平后的树脂含量）为38~40g/L；D296-10在pH=10时的穿透容量为29.06g/L，饱满容量为37g/L。在对树脂用NH4Cl解吸，解吸液酸沉等工序中，可进一步脱除SO42-及铜铁等杂质，取得合格的高质量仲钼酸铵。
4、次氧化法
这往往用作低档次钼精矿和钼中矿的湿法分化工艺。
在碱性介质中，加氧化剂次简直能氧化一切的硫化物：
但在20~40℃时，铁、铜的硫化物氧化速度远比辉钼矿的低。此刻，可充沛将MoS2转化为MoO42-，而铜、铁的硫化物很少溶解。一起，氢氧化铁，特别氢氧化铜在碱性介质能催化次的分化，加速辉钼矿的氧化：
NaClO→NaCl+[O]
浸液成份一般为：NaCIO30g/L，NaOH20~30g/L。一般用此法浸取含钼5％~23％的钼中矿时，钼的收回率可高达96%~98％。这个办法可在常温，常压下作业，比氧压煮易操控。不足之处是药剂耗量太大，理论上核算，每浸取lkg钼，需耗费7kg次，而实践出产耗费还为理论值的1.5~2倍。
为此，呈现通以再生次的工艺：
2NaOH+Cl2→2NaClO+H2↑
亦呈现电氧化法：用通电的氯化钠溶液浸出：
NaCl+H2O电解NaClO+H2↑→
[next]
这些工艺都只是次法的分支，见图2。
图2 次法流程
钼酸铵、钼酸钠实行分等级报价的具体方法
2018-12-14 09:31:07
中国有色金属工业协会钼业分会于2006年4月26－27日在杭州召开了“钼业分 会全国钼化工企业第三次峰会”。与会代表围绕会议讨论议题进行了认真讨论，大 家各抒己见，畅所欲言，最后达成了多项有利于全国钼化工行业及钼行业发展的共 识。其中提出了对钼酸铵、钼酸钠的报价问题，大家一致认为，钼酸铵、钼酸钠应 实行分等级报价，这种报价较为科学，有利于钼行业的发展，现将具体事宜通知如 下： 一、四钼酸铵 1、精品级 Mo≥56％ 化学物理性能达标，满足钼拉丝条及深加工； 2、一级品 Mo≥56％ 各项化学性能达标，满足钼粉制备及钼制品棒、杆、板 等； 3、二级品 Mo≥56％ 主含量满足炼钢钼条、块、坯及其普通应用。 二、七钼铵酸 1、一级品 Mo≥54％ 化工原料及其主应用； 2、二级品 Mo≥52％ 钼肥生产原料； 三 、二钼酸铵 参照七钼酸铵一级品价格执行mo≥56％ 四、钼酸钠 1、精品级 Mo≥39.2% 含量≥99％ 无钨、钒杂质； 2、一级品 Mo≥38.5％ 含量≥98.5％； 3、二级品 Mo≤38％ 含量≤98％。.
用非晶态钼矿石制备钼酸铵的研究
2019-01-25 13:36:45
摘 要：以中国某地含钼矿石为原料，通过研究发现钼以非晶态硫化物形式存在，一般选矿及文献记载的湿法提取方法均无法使之达到工业应用要求。研究了用原矿直接通过氧化焙烧、碳酸钠溶液高温高压浸取，将其中的钼转化为含钼溶液，再加入一定量固体氯化铵，加热析出钼酸铵，从而制备钼酸铵产品，并通过条件试验选取最佳工艺技术参数。钼酸铵中钼含量大于55％(质量分数)，钼的回收率大于90％。关键词：非晶态钼矿石；钼酸铵；氯化铵。 1 物质组分 原矿分析结果：ω／(SiO2)＝21.77％，ω／(K2O)＝1.04％，ω／(Fe2O3)＝15.96％，ω(Na2O)＝0.22％，ω(Al2O3)＝8.28％，ω／(TiO2)＝0.33％，ω／(CaO)＝7.28％，ω／(MgO)＝2.10％，ω(S)＝19.48％，ω(P)＝0.16％，ω／(Mo)＝4.32％，ω(Ni)＝3.14％，ω／(Mn)＝O 0.045％，ω／(C) ＝13.00％。 原矿经X射线衍射图谱分析，未见钼(镍)矿物的谱线和峰值，含硫矿物只有黄铁矿(二硫化铁)，质量分数在14％左右，换算其中的硫含量占总质量的7.5％，而原矿化学分析结果表明硫含量高达19.48％，显然无法 平衡。据此判断，钼(镍)以非晶态硫化物形式存在。原矿其它主要矿物组成为：石英、碳、白云石、云母、菱铁矿、高岭石等。 2 原则工艺流程的制定 原矿钼品位较低，硫、碳含量较高，曾尝试浮选或重浮联选进行富集，由于其未结晶形成独立矿物，与碳等共生紧密，且嵌布粒度极细，无法与其它矿物进行有效分离，使得精矿晶位和回收率均极不理想。因此，本研究采用湿法冶金工艺提取其中的钼。原矿直接经氧化焙烧后，用碳酸钠溶液高温高压浸取，再用氯化铵析出浸取液中的钼，制备钼酸铵产品。原则工艺流程为：原矿→破碎→磨矿→氧化焙烧→碳酸钠溶液浸取→氯化铵析出→过滤洗涤→干燥→钼酸铵产品。 文献介绍了用低品位钼精矿制备钼酸铵的工艺路线，制备工艺在常压下进行且为结晶完好的辉钼矿原料。在文献的基础上，研究碳酸钠用量、浸取反应时间、浸取温度(压力)对浸出率的影响，并据此确定最佳浸取工艺条件，以及研究了用氯化铵制备钼酸铵的工艺技术指标。[next] 3 试验结果及分析 3.1 碳酸钠溶液浸取试验 试验仪器：l 000 W可调电炉；调速电动搅拌机；200 mL不锈钢反应釜，自制；调温烘箱。 试剂：碳酸钠，化学纯。 主要反应： 2MoS2+7O2＝2MoO3+4SO2 ↑ MoO3+Na2CO2＝Na2MoO4+CO2 ↑ 3.1.1 碳酸钠用量试验 试验条件为：液固质量比2:1，温度100℃，时间1 h。取100g焙烧后的样品，磨至52 µm，加入不同量的碳酸钠，加人量为与固体原矿的质量比，两级浸取，第一次与第二次加入的量相同，加200 mL水，加热到100℃，搅拌反应l h，冷却后过滤洗涤，渣烘干后分析钼含量。浸取焙烧后的样品钼含量为4.07％(质量分数)，试验结果见表1。从表l看出，当每次碳酸钠用量为50％时，浸出率相对较突出，但用量过高，不经济。总的来看，常压下浸取效果并不理想，但为高温高压浸取试验提供了一定的参考依据。表l 碳酸钠用量试验结果(质量分数) ％碳酸钠用量一次浸出渣钼含量二次浸出渣钼含量总浸出率103.793.0226.8203.521.7656.8301.471.2669401.41.0973.2501.481.5187.5[next]
3.1.2 浸取时间试验 试验条件：液固质量比2:l，碳酸钠用量40％，温度100℃。浸取时间分别为1 h、2 h、3 h、4h时，一次浸出渣钼含量(质量分数)分别为1．40％、1．6l％、1．54％、1．68％。结果表明，浸取时间对浸取效果无显著影响，以1 h为宜。 3.1.3 浸取温度(压力)试验 试验条件：液固质量比2:l，浸取时间l h，碳酸钠用量30％，结果见表2。结果显示，在碳酸钠用量相同的情况下，160℃时的密闭静态浸出率远高于常压下动态浸出率，超过了90％的预期指标。考虑到温度过高，反应时状态的平衡压力也随之增高，对设备的要求更加严格，反应温度以160℃较为适宜，此时状态的压力约606 kPa。表2 浸取温度(压力)试验结果浸取温度／℃一次浸出渣钼质量分数/％二次浸出渣钼质量分数/％总浸出率/％室温3.262.6933.91001.471.26691601.380.2691.2
钼酸铵热解生产三氧化钼
2019-01-29 10:09:51
工业仲钼酸铵是一系列钼的同多酸铵盐的混合物，它主要包括有：钼酸铵，四钼酸铵与仲钼酸铵。
下表列出了常见几种钼酸铵盐。
表 常见几种钼酸铵盐
名称分子式脱水温度（℃）转化温度（℃）转化产品仲钼酸铵（NH4）6Mo7O24·4H2O90°脱一个结晶水230四钼酸铵四钼酸铵（NH4）2MoO13130°脱其余结晶水315三氧化钼钼酸铵（NH4）2MoO4·2H2O120 三氧化钼
仲钼酸铵热离解反应及条件如下：
（NH4）6Mo7O24·4H2O90~130℃（NH4）6Mo7O24·4H2O+4H2O↑→
（NH4）6Mo7O24150~250℃（NH4）2Mo4O13+NH3↑+2H2O↑→
（NH4）2Mo4O13280~380℃4MoO3+2NH3↑+H2O↑→
工业生产中，这一系列反应在同1台回转炉内进行。炉温保持在450~500℃。炉温偏低，仲钼酸铵等热解离不彻底；炉温偏高，解离后的三氧化钼蒸汽压上升，会因升华而损失。回转炉的加热通常由炉外缠绕的电阻丝来实现。
由仲钼酸铵热解离生产的三氧化钼呈极淡的黄绿色，基本可满足高纯三氧化钼的要求。此工艺对原料——仲钼酸铵的质量要求较高，原料中的杂质往往进入焙烧后钼砂——高纯三氧化钼的产品中。所以，当原料含杂质较高时，必须先经除杂纯化，直至达到要求之后，再进入热解离段工艺。
用离子交换法分离钼酸铵溶液中的钒
2019-02-21 11:21:37
跟着现代工业的飞速发展，钼的用量不断添加，其报价也继续上涨，但优质钼矿资源越来越少。在各种类型的钼矿藏和钼系废催化剂中都含有一定量的钒酸根，钒酸根是钼产品的有害杂质，因此，需求经过除钒酸根来制备纯钼化合物。
钼酸根、钒酸根在水溶液中的性质十分类似，别离很困难。已有的一些钼酸根、钒酸根别离办法有铵盐沉淀法、溶剂萃取法、电化学离子交流法、电化学复原反萃取法、螯合树脂吸附法等。铵盐沉淀法和溶剂萃取法对钼酸根、钒酸根别离不完全，后3种办法可使钼酸铵产品中钒酸根质量分数小于0. 0015%，可是电化学离子交流法和电化学复原反萃取法操作工艺杂乱，而螯合树脂吸附容量低，工业运用不抱负。实验研讨了用强碱性阴离子交流树脂从钼酸铵溶液中去除钒酸根。
一、实验部分
（一）实验仪器、试剂和分析办法
强碱性阴离子交流树脂D231－Ⅱ，浙江争气实业股份有限公司产品。
实验料液由钼酸铵、和去离子水制造而成，钼质量浓度62.36gL，钒质量浓度0.52gL，pH为6.5～7.5。
、、钼酸铵、均为分析纯。
溶液中钼质量浓度用铜离子催化硫酸盐法在722S型分光光度计上测定，钒酸根质量浓度用硫酸亚铁铵滴定测定，氯离子质量浓度用滴定测定，溶液pH值用pHS－25数显pH计测定。
离子交流柱：Ф2.5 cm×200 cm。
（二）实验办法
树脂先用去离子水浸泡24 h，充沛溶胀后再用去离子水洗至无杂质；用40gL溶液和40 gL溶液替换处理2次，每次用2倍树脂体积的用量浸泡8h并用去离子水洗至中性；最后用4倍树脂体积的40 gL溶液转为氯型，再用去离子水洗至中性，备用。
取200 mL处理好的D231－Ⅱ树脂装填在交流柱中，室温下，将制造好的料液从上向下经过树脂层，操控流速为200 mL／h，每2h取交流柱流出液一次，检测钼和钒的质量浓度。
交流柱流出液中钒酸根质量浓度达0.02 g/L时中止吸附。当树脂吸附饱满后，用4倍树脂体积的50 g/L溶液（或50gL溶液）解吸，用去离子水洗至pH=8，再用4倍树脂体积的50g/L溶液转为氯型，用去离子水洗至pH值为中性后，进行下一个周期的吸附。
二、实验成果与评论
（一）吸附
3个周期的吸附实验曲线如图1～3所示。图1 第1周期树脂对钒酸根的吸附曲线图2 第2周期树脂对钒酸根的吸附曲线图3 第3周期树脂对钒酸根的吸附曲线
从图1～3看出：D231－Ⅱ树脂对料液中的钼酸根和钒酸根都有吸附作用，当流出液体积为1倍树脂体积时，钼酸根开端穿透，随后流出液中钼酸根质量浓度敏捷升高；当流出液体积为8倍树脂体积时，流出液中钼酸根质量浓度与进料液中的根本共同，而钒酸根根本检测不出；当流出液体积为20倍树脂体积时，流出液中检测出有微量的钒酸根。若以钒酸根质量浓度0.02g/L为失效结尾，则树脂对钒酸根的吸附容量约为16.0g/L，处理料液量为26倍树脂体积。
（二）解吸
选用强碱性阴离子交流树脂D231－Ⅱ去除钼酸铵溶液中的钒酸根作用很好。流出液中钒酸根质量浓度达0.02g/L为吸附结尾，此刻对树脂进行解吸处理。负载树脂先用清水淋洗，去除残留的吸附原液，然后用4倍树脂体积的50 g/L溶液进行解吸，再用去离子水洗至pH=8。3个周期的解析实验曲线如图4～6所示。树脂吸附容量、洗脱量和洗脱率见表1。图4 第1周期树脂对钼酸根和钒酸根的解析曲线图5 第2周期树脂对钼酸根和钒酸根的解析曲线图6 第3周期树脂对钼酸根和钒酸根的解析曲线
表1 D231－Ⅱ树脂3个周期的吸附参数从表1看出：3个周期的解析成果根本共同，钒酸根洗脱率均在99%以上，阐明D231－Ⅱ树脂吸附钒酸根的重复性好、洗脱率高。D231－Ⅱ树脂作为一种大孔强碱性阴离子交流树脂，具有特殊的孔结构和比表面积，在pH为6.5～7.5范围内，对钒酸根的吸附选择性大于对钼酸根的吸附选择性。一起，树脂的抗污染才能强，具有很高的吸附才能、耐温性、稳定性和机械强度，十分合适从实践溶液中吸附别离钒酸根。
三、定论
实验成果表明：D231－Ⅱ树脂可用于从钼酸铵溶液中别离钒酸根；溶液pH为6.5～7.5时，D231－Ⅱ树脂对钒酸根的吸附选择性很高，吸附率大于99%;负载树脂用稀（稀碱液）脱附，钒酸根洗脱率在99%以上。D231－Ⅱ树脂有较高的耐氧化、耐酸碱、耐有机溶剂的功能，机械强度大，正常情况下，年损耗率小于5%。选用D231－Ⅱ树脂从钼酸铵溶液中吸附钒酸根，工艺简略，别离作用好，不需求特殊设备，技能简单把握，可完成自动化。
钼酸钙
2019-02-12 10:08:00
同钼铁、氧化钼相同，钼酸钙也常作为钢铁的钼合金添加剂。其运用远没钼铁、氧化钼广泛。纯钼酸钙含钼48.0％。下表列出了前苏联钼酸钙标准，供参阅。
表 钼酸钙（前苏联）标准UMTY-4523-65ROC
类型Mo
≥Ca
≤P
≤S
≤MДK-144220.10.2MДK-240240.20.3
钼酸钙的出产可由钼焙砂加石灰（CaO）混匀焙烧，钼精矿加石灰（CaO）后混匀焙烧。但更多的是在处理低档次钼精矿时，用氯化钙（CaCl2）沉积MoO42-而制成，惯例工艺见下图。
图 低档次钼精矿制钼酸钙流程
当用苏打液浸出钼焙砂时，不只能与三氧化钼反响，也能与钼酸钼，钼酸铁反响而溶解（但就不能使它们溶解、反响）：
MoO3+Na2CO3←→Na2MoO4+CO2↑
CaMoO4+ Na2CO3←→Na2MoO4+CaCO2↓
FeMoO4+ Na2CO3+H2O←→Na2MoO4+Fe（OH）2↓CO2↑
为了溶解充沛并节约苏打，一般选用四到五段逆流浸出。对过泸后的浸液经蒸汽加热浓缩，钼酸钠溶液的钼浓度超越50~70g/L后，就可在80~90℃下参加氯化钙（CaCl2）生成钼酸钙沉积。沉积需在中性或碱性溶液中进行，所加CaCl2量应比理论反响量多10~15%。对所生成的沉积用清水清洗去硫酸盐后，经过滤、锻烧（600~700℃）即可获炼钢工业钼酸钙。
由低档次钼精矿，乃至出产钼酸铵的浸渣，都可与苏打拌合后焙烧，发生如下反响：
MoS2+Na2CO3+O2△Na2MoO4+CO2↑+SO2↑←→
SiO2+ Na2CO3→Na2SiO3+CO2↑
生成的可溶性钼酸钠与硅酸（或偏硅酸）钠可在必定的pH范围下进行别离。别离出硅酸后的母液参加氯化钙，将生成钼酸钙的沉积。对沉积先经清洗、烘干后即成工业级钼酸钙。
钼酸的出产工艺与钼酸钙的出产工艺类似。所不同的仅仅不必氯化钙而用氯化去沉积钼酸钠溶液中的钼：
Na2MoO4＋BaCl2→2NaC1＋BaMoO4↓
钼酸使用于珐琅工业中。出产时，国内用浸渣加苏打焙烧的工艺使用较多，它的出产要害，是溶液中偏硅酸与钼酸钠的充沛别离。
钨矿物原料的分解—盐酸分解法
2019-02-13 10:12:38
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
硫酸镍铵
2017-06-06 17:49:58
硫酸镍铵又称硫酸镍（II）铵，分子式为 (NH4)2Ni(SO4)2.6H2O，是一种浅绿色的晶体，可溶于水。硫酸镍铵加热时失去结晶水，变为黄色结晶粉末，而它可用于镀镍。【密度】1.923 【性状】 浅绿色单斜晶体。 【溶解情况】 溶于水，不溶于乙醇。 【用途】 用于镀镍和作分析试剂等。 【制备或来源】 将硫酸铵的饱和溶液与硫酸镍的浓溶液混合结晶而得。 【其他】 加热时失去结晶水，变为黄色结晶粉末。 与碱反应会放出氨气，和氢氧化镍。硫酸镍铵IUPAC
名ammonium nickelous sulfate别名硫酸镍（II）铵识别CAS
号15699-18-0<div style="margin: 12pt 0cm" align="cente
硫酸镍铵
2017-06-06 17:49:57
硫酸镍铵又称硫酸镍（II）铵，分子式为 (NH4)2Ni(SO4)2.6H2O，是一种浅绿色的晶体，可溶于水。硫酸镍铵加热时失去结晶水，变为黄色结晶粉末，而它可用于镀镍。CAS号：15699-18-0 化学式：(NH4)2Ni(SO4)2.6H2O摩尔质量：395.00 g·mol−1外观：浅绿色单斜晶体密度：1.92溶解度（水）：10.4g/100cc 晶体结构：单斜晶系其他：加热时失去结晶水，变为黄色结晶粉末。 与碱反应会放出氨气，和氢氧化镍。健康危害：皮肤接触过敏，症状为发痒、发红，而后出现皮疹，高度暴露或重复暴露会伤肺，引起咳嗽、气短，肺积水、气喘，对心脏、肝、肾有损害 急救皮肤接触：脱下被污染的衣物，用水清洗皮肤患处眼睛接触：立即用水清洗至少15分钟 食入：将患者立即送到医院观察2天，同时检查尿样中镍含量 呼吸系统防护：选用带护目镜的呼吸器，定期检查肺功能、血浆及尿液中镍含量 防护服：穿戴清洁完好的防护用具(防护服、手套、足靴、头盔)，以保护皮肤 泄漏处置：须穿戴防护用具进入现场，将粉状泄漏物收集于密闭容器中。
钽铌精矿分解
2019-03-05 12:01:05
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
稀土精矿碱法分解
2019-02-26 10:02:49
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。
钼矿物原料的分解
2019-02-15 14:21:24
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。
稀土精矿分解方法
2019-03-07 09:03:45
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。
氯化法分解锆英砂
2019-03-05 10:21:23
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
稀土精矿分解工艺
2019-02-21 08:58:48
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。
碳化氯化法分解锆英砂
2019-03-05 10:21:23
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。
氧化铜分解
2017-06-06 17:50:01
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。
铁矿石的分解方法
2019-02-22 15:05:31
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。
稀土精矿硫酸法分解
2019-02-11 14:05:30
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。
硫酸亚铁铵、莫尔盐
2019-02-21 13:56:29
【英文名称】ammonium ferrous sulfate;Mohr` salt【结构或分子式】
FeSO4·〔NH4〕2SO4·6H2O
【密度】1.864【性状】通明浅蓝色单斜晶体。【溶解状况】溶于水，不溶于乙醇。【用处】在定量分析中常用作标定重、等溶液的标准物质，并用于医药、电镀等方面。【制备或来历】由硫酸亚铁溶液与硫酸铵溶液混合后，浓缩、结晶而制得。【其他】
约在100℃失掉结晶水。在空气中安稳。
多硫化铵浸出含砷金矿和贫矿
2019-02-18 10:47:01
好久以来，金的提取和收回一向引起人们的爱好。今日，处理工艺适当杂乱，而且趋向于更为经济和处理矿石档次更低的工艺方面开展。
现在，遍及公认的处理金矿的工艺是化法。可是，因为构成难溶的砷化物，而大量地耗费。因而，用这种办法处理含砷金矿是不经济的。
含砷金矿中的砷能够用挥发法，使砷以或许的方式除掉。但在焙烧过程中，、氯化砷以及二氧化硫的毒性，引起了简直无法操控的污染问题。 南非矿藏处理研讨实验室研发的新的多硫化物浸出法，其长处是： ① 挑选浸出效率高；
② 无污染。
这个新的办法是：含砷金矿在25℃常压下，用含40%多硫化铵水溶液进行浸出。金（如有锑存在的话，与锑在一起）被挑选浸出，砷留于残渣中。在实验室，用特定矿石做的实验标明：用这种办法，能够提取在精矿中80%以上的金。
能够用活性炭从溶液中吸附金，或用加热和蒸汽加热的办法从溶液中沉积金的办法来收回金。这与矿石中其它能够浸出的成分有关。此刻所得到的铵和能够从头生成多硫化铵，回来浸出。
这个办法已由J.C.I实验室作了充沛的点评，而且南非穆尔奇森格拉夫洛特厂建设了日处理五吨的实验车间。从含砷的尾渣中收回锑和金，证明了实验室的数据。
实验作业：只能在实验室中进行实验，而且测定了各种成分的溶解度今后，才干确解出特定矿石的具体流程图。为此，需求二十公斤矿石或许二公斤精矿试样。
在做出上述作业今后，即能够划出处理特定矿石的流程图。也能够同时算出出资与经费。
定论：因为工业性出产的工厂中要操控污染，这个处理含砷金矿的新的多硫化铵浸出法，将在未来的黄金出产中占着重要的方位。
由纯钨酸钠溶液转型制备纯钨酸铵溶液
2019-03-05 09:04:34
一、有机溶剂萃取法转型
（一）基本原理
1、莘取剂。钨萃取工艺中，常用的萃取剂主要为有机胺和季铵盐，在有机胺中又分为伯胺、仲胺和叔胺萃取剂。
在胺类萃取系统中，有机相一般由胺、相调节剂和稀释剂组成。作为相调节剂的有醇类、酮类和磷酸三丁酯（TBP），但大都用醇类，作为稀释剂的多用火油。上述三种溶剂的份额视萃取条件而定。某些萃取系统萃钨的功能见表1。
表1 某些萃取剂萃钨的功能注：N235－三烷基胺；N263－季胺盐。
在用有机胺时，先用无机酸（常用H2SO4）与有机相效果，使胺生成胺盐，例如用2～3mol∕L H2SO4效果，则：用H2SO4≥5mol∕L效果时，则：2、萃钨进程。先用无机酸（如H2SO4）将Na2WO4溶液酸化至pH＝2.5～3.0，钨以（HW6O21）5－、（H2W12O40）6－、（W12O39）6－等存在。当这些溶液与酸化后的叔胺触摸时，发作阴离子交流萃取反响。
关于叔胺萃钨（Ⅵ）的反响，在不同文献报导中有所不同，即萃合物中萃取剂与钨的摩尔比动摇于1∶3～1∶2之间。因而，有的作者提出了叔胺萃钨的通式，即在Na2WO4溶液pH＝1～3条件下，用体积比为：% Alamine336∶癸醇∶火油为7∶7∶86的有机相萃钨（Ⅵ）的通式为：依据Kim等的数据，在此pH值范围内，通式中钨的阴离子为（W12O40H2）6－、(W6O21H)5-（低钨浓度下）和（W12O40）8－。
当Na2WO4溶液中存在着硅、磷、砷和钼时，在溶液pH＝2.5～3.0的条件下，它们均与钨生成杂多酸阴离子被叔胺萃取，这样，不只玷污终究钨产品，并且还给萃取作业带来困难。例如杂多酸根（SiW12O40）4－、（PW12O40）3－、（AsW12O40）3－与叔胺生成的萃合物是密度大于1g∕cm3的黏性物质，当沉降到萃取器底部时会阻塞溢流口。因而，当有这些杂质时，先向料液中参加F－离子（以氟盐参加），以生成不被萃取的H2SiF6、HPF6等。
3、反萃进程。为了直接获得（NH4）2WO4溶液，工业上用（或含部分钨酸铵）反萃钨。关于不同的有机相萃合物组成，其反萃的反响别离如下：可见，虽然有机相中萃合物的组成不同，但都是1mol钨耗费2mol氮。所用的浓度一般为3～4mol∕L NH4OH，反萃终了的平衡水相应保持在pH＝8.5左右。
（二）工业实践
用叔胺萃钨的准则流程参见图1。图1 从粗Na2WO4溶液制取钨化合物准则流程图
叔胺萃钨工艺中各阶段的条件及目标见表2。
表2 叔胺萃钨工艺中各阶段的技能条件及目标阶段称号技能条件目标各物料组成萃取比较（o∕a）＝1，混合2～3min，温度25～40℃，3～5级逆流钨萃取率大于99%，萃余液中低于0.1g∕L WO3①有机相φ∕%：10叔胺＋10仲辛醇＋80火油，酸度（H2SO4）0.1～0.2mol∕L；
②Na2WO4料液：（WO3）90～100g∕L，pH＝2.5～3
③萃取洗剂和反洗剂为纯水；
④酸化剂为（H2SO4）0.1～0.2mol∕L
⑤反萃剂为（NH4OH）3～4mol∕L萃洗比较（o∕a）＝4～5，混合2～3min，温度25～40℃，3～5级逆流洗出液中WO3含量低于0.5g∕L反萃取比较（o∕a）＝3（未计水相回流），混合10min以上，温度25～40℃，1级箱式回流反萃取率大于99%，反萃液中250～300g∕L WO3反洗比较（o∕a）＝4～5，混合2～3min，温度25～40℃，3～5级逆流洗出液中低于0.5g∕L WO3酸化比较（o∕a）＝5，混合2～3min，温度25～40℃，2～3级逆流 纳尔契斯克湿法冶金厂用萃取法处理白钨精矿苏镇压煮液的工艺条件、设备及成果如下。
工艺条件：
有机相φ∕%；20叔胺，20异辛醇，60火油；
料液组成／（g·L－1）；（WO3）45～55；（Mo）0.03～0.05；（SiO2）0.03～0.06；（F－）0.1；（NaCl）50～60。
设备。萃取和有机相的洗刷在带有分配器的脉冲填料塔中进行，反萃取在混合弄清器中进行。钛材脉冲塔直径1.6m，填料区高10m，有两个弄清区，脉冲频率50次∕min，振幅20min，塔总体积30m3，生产才能按两相总计为50m3／h。脉冲塔中的比较约为1。在塔上部用水洗刷，其比较（o∕a）为（5～10）∶1，从塔出来的富钨有机相流入第二个填料塔（不必脉冲）顶用稳定剂处理，塔直径为1.3m。反萃用的混合弄清器的混合室和弄清室别离为5m3和16m3。反萃后的有机相送至第三个填料塔（不必脉冲）水洗，塔直径为1.6m。
钨和其他成分在流程中的分配见表3。
表3 钨和其他成分在流程中的分配 （g∕L）美国联合碳化物公司用苏镇压煮所得的Na2WO4溶液为55～110g∕L WO3，2.1～4.5g∕L Mo，pH＝10.5～11.0。首要除掉钼。除钼后溶液含51. 8g∕L WO3，0.0012g／L Mo，0.75g∕L SiO2。有机相为5（V）%三癸胺－10（V）%十二醇－火油。在混合弄清器中3级逆流萃取。萃取比较O∕A为1，洗刷比较（O∕A）为 1∶0.75。然后用3mol∕L NH4OH反萃钨，比较（O∕A）为1∶（1～1.1）。将反萃液循环至（NH4）2WO4溶液中WO3浓度为225g∕L停止。这时反萃液中含0.4g／L SiO2以上。将溶液在55℃和2.7mol∕L NH4OH条件下弄清约1.5h，使SiO2沉积分出。萃取和反萃取均在50℃下进行。
中科院赵由才等曾研讨用伯胺及磷酸三丁酯（TBP）为萃取剂别离钨酸钠或钼酸钠溶液中的砷、磷、硅杂质，获得较满足的成果，估量被萃取杂质以杂多酸方式进入有机相，有待展开更多的作业。
二、离子交流法转型
乌兹别克斯坦某厂使用活动床经过AH－80П树脂将经典法净化所得的Na2WO4溶液转型为（NH4）2WO4，其准则流程见图2。图2 用AH－80П将Na2WO4溶液转型的流程
—树脂运动道路；----各种溶液运动道路
1－吸附柱；2－洗刷柱；3－解吸柱；4－再生柱：5－交流后液贮槽；
6－中和槽；7－（NH4）2WO4液贮槽；8－中和槽；9－过滤器
Na2WO4溶液含125g∕L WO3；0.01～0.08g∕L Mo；≤0.05g∕L P、As；115～135g∕L NaCl＋Na2CO3；pH＝2.5～3.0。溶液中钨主要以偏钨酸根离子形状存在。溶液由吸附柱1底部进入，AH－80П树脂（Cl－型）由上部进入吸附柱悬浮在溶液中并缓慢下沉，两者相对运动并进行离子交流进程，树脂与溶液的流比为1∶（4.2～5.0），吸附柱处理才能为0.2～0.45m3／（m2·h）。从吸附柱底部卸出的树脂当密度到达1.36～1.40g／cm3，则阐明已饱满送往洗刷，当密度小于1.36g∕cm3，则回来吸附柱持续吸附。树脂在吸附柱内与溶液触摸时刻达8～12h，交流后液含WO3 0.02g∕L，WO3吸附率达99.95%。饱满WO3的树脂在洗刷柱2内用pH＝2的水洗去Na＋后。再进入解吸柱3用15%～25%的解吸。解吸液中高浓度部分送蒸腾结晶APT，低浓度部分回来解吸。解吸后的树脂经60～80g∕L HCl再生成Cl－型后，进行再吸附。
依据测定当溶液中WO3浓度为15～20g／L时，AH－80П的全改换容量达1g干树脂吸附1610mg WO3，比经典的人工白钨酸分化再溶的工艺WO3回收率可进步1.3%～1.5%，耗费下降65%～70%，CaCl2耗费下降100%；电能耗费下降30%～40%。
在生产条件下，当用HNO3系统，则树脂亦可用BП－14K型。
三、沉积人工白钨－酸分化法转型
其实质是将净化除杂后的Na2WO4溶液首要参加CaCl2使Na2WO4转化为CaWO4沉积，而Na＋留在溶液中，然后完成了Na＋与WO42－的别离，反响为：生成的CaWO4（又称人工白钨）再与HCl效果转化为H2WO4，H2WO4进而用NH4OH溶解得（NH4）2WO4溶液。
辉钼矿精矿的湿法分解（一）
2019-01-08 09:52:35
A 基本原理 下图是loo℃条件下Mo-S-H20系的电位一pH图。
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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]
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(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]
辉钼矿精矿的湿法分解（二）
2019-01-08 09:52:35
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：
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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％。
稀土矿分解技术了解
2019-02-25 09:35:32
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
2019-01-21 09:41:35
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。
钨矿物原料的分解—NaF浸取法
2019-02-13 10:12:38
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
钨酸铵分解
