脱铁除磷过程的配料计算
2019-01-29 10:09:41
稀土精矿球团脱铁除磷制备稀土精矿渣过程中，各种原料的入炉配比必须经过准确的计算，所用原料要进行化学分析。当稀土精矿球团中铁、磷、锰、钛全部为碳还原时，则焦炭量可按下式计算。
C=Q（0.21Fe＋0.22Mn＋0.97P＋0.5Ti） [1]C固（1－A）
式中 C——焦炭入炉量，kg；
Q——稀土精矿球团入炉量，kg；
C固——焦炭中含碳量，%；
A——焦炭烧损量，%；
Fe、Mn、P、Ti——分别为稀土精矿球团中根据化学分析数据换算出的含铁、锰、磷、钛元素，%。
在实际生产中，为了简化计算过程，焦炭加入量可按下列经验公式计算：
C=1.2Q（0.58Fe＋0.32P） [2]
式中 C——焦炭入炉量，kg;
Q——稀土精矿球团入炉量,kg；
Fe、P——分别为稀土精矿球团中含铁、磷量，%。
为了提高铁、锰和钛等的还原率，可向炉内加入占稀土精矿球团总量2%～3%的75硅铁。如果稀土精矿含铁量低于6%，可以加入占稀土精矿球团量2%～5%的生铁或废钢。
稀土精矿球团脱铁除磷
2019-01-24 17:45:52
稀土精矿球团经电弧炉、矿热炉脱铁除磷制备稀土精矿渣，是冶炼合格稀土硅铁合金的重要环节。下面重点介绍电弧炉脱铁除磷制备稀土精矿渣，的工艺和原理。
稀土精矿球团电弧炉脱铁除磷的工艺 利用电弧炉进行稀土精矿脱铁除磷制备稀土精矿渣，具有工艺简单、操作便利、设备利用率高等优点，因而在工业生产中采用。其工艺流程如图1所示。所用设备为冶炼稀土硅铁合金的电弧炉，渣铁罐为耐高温铸铁件。罐内渣铁经过8h以上的静止冷却，即可完全分离，注意不可将高磷铁混入渣中。
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。
宜昌某高磷赤铁矿反浮选提铁降磷试验研究
2019-01-24 09:37:09
鄂西地区存在着大量的赤铁矿资源，累计探明的储量18.95亿吨，远景资源量可达30亿～40亿吨。矿石的有害组分磷含量为0.3 %～1.8 %，SiO2含量也较高，在10%～15%左右，硫含量为0.01 %～0.4 %，矿石具有鲕状结构，属于“宁乡式” 鲕状赤铁矿，由于其难选难冶的特点而一直未得到开发利用。受宜昌市某单位委托，对宜昌某高磷赤铁矿进行了可选性试验研究，在给矿铁品位50.09%，含磷量0.53%的条件下，通过选择性絮凝脱泥-反浮选可获得精矿铁品位57.43%, 回收率71.80%，含磷量0.18%的良好指标。且探讨了组合捕收剂对此矿的分选效果，结果表明组合捕收剂用量为300g/t时可获得与单一捕收剂用量800g/t时相似的浮选指标，降低了捕收剂的用量，解决了此矿提铁降磷的难题，并为同类矿石的开发利用提供了一定的依据。
一、矿石性质
从宜昌某矿山四个不同地点按比列取样配矿，矿石为粒度范围较大的块矿，采用采用颚式破碎机和对辊式破碎筛分机将矿石破碎至－2mm，混匀后缩分至每袋1kg，并取样供化学多元素分析，物相分析。原矿化学多元素分析结果与铁物相分析结果分别见表1、2。
表1 原矿化学多元素分析结果元素TFeFeOSiO2PCaOMgOAl2O3含量（%）50.098.3017.280.533.391.366.75
表2 铁矿物物相分析结果铁物相磁性铁碳酸铁硫化铁硅酸铁赤褐铁含量（%）/1.680.0415.3343.04占有率（%）/3.360.0810.6485.92
从表1中可以看出矿石中有回收价值的元素只有铁，铁品位为50.09%，主要杂质SiO2品位为17.28%，含磷量为0.53%；另外（CaO+ MgO）／(SiO2+ Al2O3）＜0.5，为酸性不自熔矿石。物相分析结果表明：铁矿物主要为赤褐铁，占85.92%，少量的硅酸铁、碳酸铁及硫化铁，不含磁性铁。
工艺矿物学研究表明矿石中铁矿物主要为赤褐铁矿，共占80%以上，主要脉石矿物为石英，粘土矿物以及胶磷矿。矿石为具有同心圆的鲕状结构，鲕粒粒径大小一般为100－120µm，最大的200µm，最小60µm，鲕粒内粘土矿物和赤铁矿交互生长在一起，二者无法单体解离。石英呈不规则的粒状，粒径一般为60－80µm，最大的为95µm，最小为10µm，表面光滑，含量为15%－20%；粘土矿物和赤铁矿交织在一起，粒径小于2µm，含量在15%左右；磷矿物为胶磷矿和磷灰石分布在一起，与鲕粒一起致密共生。
二、试验研究
（一）磨矿试验
磨矿采用XMQ—67型Ф240×90mm球磨机，每次磨矿250g，磨矿浓度为50%。磨矿之前加入NaOH和Na2SiO3为分散剂，脱泥前加入对铁矿物有选择性絮凝作用的玉米淀粉100g/t。浮选采用XDF单槽式浮选机，浮选浓度约为30%，NaOH为矿浆pH调整剂，HZ为铁矿物的抑制剂，CaO为石英活化剂，MG为捕收剂，反浮选试验流程见图1，磨矿时间对浮选指标的影响见图2。图1 反浮选试验流程 图2 磨矿时间对浮选指标的影响
随着磨矿细度的增加，精矿铁品位不断上升，铁回收率不断下降，当磨矿时间从1min增加到6min时，精矿铁品位由51.74%上升到54.06%，磨矿时间继续增加到9min时，铁品位没有明显升高。所以选择磨矿时间为6min，此条件下的磨矿细度为－74um占94.17%。
（二）矿浆温度试验
阴离子反浮选常用的是脂肪酸类捕收剂，此类药剂在碱性介质中，常温下大多呈胶束形，很少呈浮游活性形，长期以来，阴离子反浮选通常需将矿浆加温，以使捕收剂保持高度的分散性，获得较理想的分选指标。但矿浆加温费用太高，目前的研究主要是集中在常温(25℃左右)浮选上。矿浆温度试验条件为：NaOH用量1500g/t，HZ用量1000g/t，CaO500g/t，MG400g/t，变换矿浆温度，矿浆温度对浮选指标的影响见图3。
矿浆温度为10和15℃时，浮选指标不理想，精矿铁品位仅为52－53%，磷品位均为0.53%，可知阴离子捕收剂MG并不能实现低温浮选；随着矿浆温度从20℃上升到40℃，精矿铁品位由54.99%上升到56.42%、铁回收率从73.52%下降到63.56%、含磷量由0.37%下降到0.29%。从节约能源的角度考虑，选择合适的矿浆温度为25℃，在MG用量为400g/t的条件下，可以获得精矿品位为55.06%，回收率76.50%，磷品位0.36%的浮选指标。（a） (b)
图3 矿浆温度对浮选指标的影响
(a) 矿浆温度对精矿铁品位与回收率的影响；(b)矿浆温度对精矿磷品位的影响
（三） pH调整剂用量试验
NaOH用量试验条件为：HZ用量1000g/t，CaO500g/t，MG400g/t，变换NaOH用量，NaOH用量对浮选指标的影响见图4。(a) NaOH用量对精矿铁品位与回收率的影响；(b)NaOH用量对精矿磷品位的影响
图4 NaOH用量对浮选指标的影响
由图4（a）可知，随着NaOH用量的增加，精矿铁品位不断上升，回收率不断下降，用量为2000g/t时精矿品位达到55.15%，回收率达到76.59%。NaOH用量达到2500g/t时，精矿品位反而下降。图4（b）可知，随着NaOH用量的增加，精矿磷品位变化不大，保持在0.35－0.4%之间，因此NaOH的最佳用量为2000g/t。
（四）捕收剂用量试验
MG用量试验条件为：NaOH用量2000g/t，HZ用量1000g/t，CaO500g/t，变换MG用量，NaOH用量对浮选指标的影响见图5。(a)(b)
图5 MG用量对浮选指标的影响 (a)MG用量对精矿铁品位与回收率的影响；(b)MG用量对精矿磷品位的影响
从图5 (a)中可看出，当捕收剂MG用量为400g/t时，精矿铁品位为55.15%，回收率为76.59%，磷品位为0.36%，当MG用量为800g/t时，精矿铁品位上升到56.74%，回收率为65.23%，含磷量下降到0.22%。随着MG用量增加，精矿铁品位上升，回收率下降，精矿铁品位在MG用量800g/t左右时达到最大值，之后随MG用量增加到1000g/t时精矿品位与回收率同时有所下降；从图5 (b)看出，精矿磷品位随着捕收剂MG用量增加而持续下降，综合考虑确定捕收剂MG用量为800g/t。
（五）抑制剂用量试验
从图6(a)可看出，HZ用量从1000g/t增加到1500g/t时，精矿铁品位变化不大，而回收率由65.23%上升73.63%，之后随着HZ用量继续增加，铁品位持续下降，铁回收率不断升高；从图6 (b)可看出，精矿磷品位在HZ用量1500g/t左右也降到最低，综合考虑确定抑制剂用量为1500g/t。在此条件下，精矿铁品位为56.66%，回收率为73.63%，磷品位为0.21%。
( a)
(b)
图6 HZ用量对浮选指标的影响 (a)HZ用量对精矿铁品位与回收率的影响；(b)HZ用量对精矿磷品位的影响
（六）开路试验
确定了浮选药剂用量、矿浆浓度、温度对浮选指标的影响之后，为提高浮选药剂的选择性，采取分段加药的方式。通过大量的试验，确定了开路试验流程为一段粗选两段精选，浮选流程如图7所示。分散剂NaOH用量为1000g/t、Na2SiO3的用量为500g/t，粗选NaOH用量为 2000g/t，高分子抑制剂HZ用量为1500g/t， CaO用量为500g/t，捕收剂MG用量为300 g/t，精选ⅠMG用量为300g/t，精选ⅡMG用量为200g/t为最佳药剂制度。在给矿铁品位为50.09%、磷品位为0.53%的条件下，获得开路浮选试验指标为：精矿铁品位57.43%，铁回收率为71.80%，磷品位为0.18%。图7 开路试验流程
三、组合用药试验
浮选工艺中，通常对现有的捕收剂进行合理搭配、组合使用。组合用药大致可以获得以下的效果：1）改善浮选指标，组合药剂与单一药剂相比，可分别提高品位、回收率及浮选速度，也可同时改善几项指标。2) 扩大药剂的原料来源，药剂的组合使用，可减少主药的消耗量，缓解某些原料的紧缺问题。3）减少药剂用量，组合用药由于各药剂之间的协同效应，当配比适当时往往可以减少总药剂用量，从而达到降低选矿成本的作用。4）减少环境污染，通过组合用药可以用无毒无害或毒性较小的药剂部分或完全取代有毒有害药剂。
MY武汉理工大学自行研制的一种新型的多官能团阴离子捕收剂，合成工艺路线简单，原料来源广泛，起泡性能好。将MG与MY按2:1的比例组合使用，总用量为300g/t的条件下可获得精矿品位56.83%，回收率72.41%，磷品位0.18%的指标，此指标与单独用MG800g/t时近似。浮选试验流程见图8，试验指标对比见表3。图8 组合用药试验流程
表3 组合用药与单独用药试验指标对比 药剂用量/g/t精矿品位
/%铁回收率
/%磷品位/%MGMY组合捕收剂20010056.8372.410.18单一捕收剂800/57.4371.800.18单一捕收剂/60056.4033.530.25
四、结论
a 原矿含铁品位50.09%，磷含量0.53%，SiO2品位17.28%，为酸性不自溶矿石。铁矿物主要为赤褐铁矿，矿石为鲕状构造，为典型的难选矿石。
b 反浮选开路流程为一段粗选两段精选，粗选NaOH用量为 2000g/t， HZ用量为1500g/t，CaO用量为500g/t，MG用量为300 g/t，精选ⅠMG用量为300g/t，精选ⅡMG用量为200g/t为最佳药剂制度。在给矿铁品位为50.09%、磷品位为0.53%的条件下可获得精矿铁品位57.43%，铁回收率71.80%，磷含量0.18%的优良指标。
c MG与MY以 2∶1的比列组合使用在用量为300g/t的条件下即可获得单独用MG800g/t时相似的浮选指标，可以在很大程度上降低选矿成本。
协同效应的产生主要是由于组合药剂在矿物表面产生了共吸附，与单独使用时比较，其吸附量大、吸附层比较致密、吸附层与疏水层的形成较快、颗粒的絮凝作用较大、与气泡的粘附作用时间较短，从而改变了矿物表面的疏水性、矿粒与气泡粘着几率、粘着强度与接触时间，并在一定条件下达到优化。由于吸附密度的增大，矿物表面的疏水性增强，可浮性增大，所以可以降低捕收剂的用量。
选铁尾矿回收低品位磷、钛、钴技术
2019-01-24 09:35:03
中国北方河北丰宁三赢公司的丰宁招兵沟低品位磷矿属变质型矿床，磁铁矿（含钛磁铁矿）－磷灰石型矿石。其特点为中品位磁铁矿、低品位磷矿与低品位钛铁矿、超低品位硫钴等共生。为使招兵沟铁磷矿中的磷、钛、硫钴等资源得到合理的综合回收利用，开展了从磁选尾矿中选矿回收磷、钛、硫钴的实验室选矿试验研究，确定了合理的综合回收选矿工艺流程。
根据实验室选矿试验研究成果，改扩建了原矿处理能力为30万t/a老选厂，新建了原矿处理能力为300万t/a的新选厂，综合回收招兵沟铁磷矿中的磁铁、磷、钛铁、硫钴矿物。确定了常温无碱浮选回收磷矿物、合理的重－磁选联合工艺回收钛铁矿物、浮选工艺回收硫钴矿物的选矿工艺路线。
一、矿石性质
河北省丰宁县招兵沟铁磷矿矿石类型较为简单，主要矿石矿物为磁铁矿、钛铁矿、磷灰石等。脉石矿物主要有辉石、角闪石、黑云母、斜长石等。
矿石结构主要为中粒半自形粒状结构、花岗变晶结构，其次有片柱状变晶结构、陨铁结构、平行连晶结构、固溶体结构。矿石构造主要为块状构造、片麻状、条带状、网状构造。矿石自然类型一般为斑杂状钛磁铁矿石、斑杂状磁铁矿矿石、块状钛磁铁矿矿石、块状磁铁矿矿石、片麻状磁铁磷灰石矿石和片麻状钛磁铁磷灰石矿石。
矿石工业类型可分为钛磁铁磷灰石矿石、磁铁矿矿石、钛磁铁矿矿石和磁铁磷灰石矿石。
矿石中含TFe 10%～20%、含P2O5品位平均为3%±，含TiO2 5%±；铁与钛及磷的含量一般成正比关系。磷、钛、硫钴品位较低。
该矿一直以选铁为主，对选铁尾矿中的其他有用组分未能综合回收，可回收利用的低品位磷、钛、钴等作为尾矿抛弃。由于该矿矿石结晶较好，适宜采用阶段磨矿阶段选矿的综合回收工艺，其选铁尾矿中的主要元素含量见表1。
表1 选铁尾矿多项分析结果二、磷的综合回收
磷矿浮选采用的AW－10捕收剂，该药剂不仅无毒、无污染，而且还有很好的生物降解性能，有利于环境保护。该成果解决了浮选矿浆需要加入大量的碳酸钠调整矿浆pH值的问题；降低了浮选温度，实现了常温浮选，对节约能源、降低选矿成本做出了很大贡献。依据试验确定的工艺流程，设计建成了处理能力30万t/a原矿的磷浮选车间，并于2005年9月投产，生产出了高品质的磷精矿。工业调试改造后确定了磁选尾矿经旋流器脱水，一段开路磨矿，磨细度.074mm(－200目)含量50%±5，一次粗选一次扫选二次精选、中矿顺序返回的常温浮选工艺流程（图1）。图1 磷回收生产数质量流程
工业生产采用常温浮选工艺回收磷矿物，浮选矿浆不需要加温、加碱。浮选药剂均为常规、无毒、无污染的产品。浮选药剂制度简单，仅加入了水玻璃调整剂和浮选捕收剂。
流程考查指标为：入选原矿品位P2O5 3.84%，磷精矿品位P2O5 37.88%、Fe2O3 1.50%、MgO 0.96%，磷精矿回收率95.49%。
采用的选磷捕收剂AW－10，是合理开发利用招兵沟磷矿这一易选磷灰石，提高企业经济效益的关键。该捕收剂必须具备原料来源广、价廉、无毒、选择性及捕收能力好等特点，并能克服使用氧化石腊皂类的捕收剂价高，泡沫粘、精矿不易后处理等缺陷。捕收剂主要由两部分组成，第一部分（占80%）采用化工、油脂厂废料作原料，变废料为有用产品，因此也减少了相关行业造成的环境污染。但单独作为捕收剂用量较高，矿浆粘性大。第二部分（占20%）是一种阴离子型活性助剂，具有增溶、分散、乳化、发泡和润湿渗透作用，能显著促进脂肪酸类捕收剂的高度分散溶解，从而增加主体捕收剂被目的矿物吸附的浓度，降低选择性好的捕收剂为达到浮选必须的临界胶束浓度而需要的用量，使得主体捕收剂在较宽的介质中和较低的温度下具有良好的分散溶解性。该助剂还具有发泡性能好、泡沫性脆的特点。因而采用AW－10捕收剂能够实现招兵沟磷矿常温、无碱浮选，并且精矿沉淀浓缩性能好。另外，该活性助剂有很好的生物降解性能，对矿山实际产生尾矿水的分析结果（表2）表明：尾矿水中的COD含量较上一生产工序磁选尾矿水，降低了将近一半。在捕收剂中引入该助剂后，极大减轻了水质污染，有利于环境保护。
表2 尾矿水水质主要分析结果（mg/L）三、钛的综合回收
丰宁铁磷矿中的伴生钛铁矿，结晶程度较好、粒度较粗大。根据其矿石性质、选矿规模、设备投资、选矿成本以及环境保护等因素，确定采用重－磁选工艺综合回收该矿中的钛铁矿。工艺路线为：螺旋溜槽抛尾→摇床粗选→钛铁粗精矿→磨矿[磨矿细度为
工业生产流程考查指标为：入选品位TiO2 7.02%、磨矿细度图2 钛回收生产数质量流程
该选矿工艺流程及设备简单、动力消耗少，综合回收利用有很好的经济效益，符合国家矿产资源利用和发展循环经济的政策。
四、钴的综合回收
丰宁招兵沟磷铁矿中的钴，主要和硫铁矿共生在一起。黄铁矿结晶较好、粒度较粗大、可选性较好，属易选矿石。硫钴选矿的技术路线为浮选，工艺流程为一次粗选三次精选，中矿顺序返回（图3）。采用选硫化矿常规选矿药剂：硫酸、丁基黄药、2#油。图3 钴回收生产数质量流程
该工艺工业生产流程指标为：选铁、磷、钛后的尾矿品位为Co 0.0073%、S有效0.20%，精矿品位Co 0.3691%、S有效39.31%，尾矿品位Co 0.0051%、S有效0.053%；精矿产率按Co计算0.60%、按S有效计算0.37%；Co回收率30.34%、S有效回收率72.72%。五、结论
通过对研究成果在招兵沟铁磷矿选矿厂的实施，综合回收了国家有限的磷、钛铁、钴等资源，减少了全选厂的尾矿排放量10%以上，选矿过程无环境污染，符合我国可持续发展战略对磷矿和磷肥工业立足国内资源的要求；符合国家资源与环境及循环经济政策。
丰宁县招兵沟铁磷矿采用浮选工艺回收磷矿物，采用重—磁选工艺回收钛矿物，浮选回收钴，企业经济效益显著。对资源综合回收利用，有效扩展资源储量，发展循环经济起到了行业科技示范作用。
丰宁铁磷矿综合回收磷、钛铁、硫钴矿选矿
2019-01-18 11:39:34
我国磷资源日趋枯竭，越来越制约我国磷肥及磷化工的生产和发展，开发利用北方低品位磷资源意义重大，势在必行。 北方大部分磷矿属磁铁矿（含钛磁铁矿）—磷灰（块）岩型矿石，特点为中高品位磁铁矿、低品位磷矿与低品位钛铁矿共生，含有少量硫钴矿。磷、钛铁矿易选，但选矿成本高，多数选矿厂只磁选回收磁铁矿，而将磁选尾矿丢弃，资源浪费现象严重。 从上世纪80年代起，我院对北方低品位磷矿开展了选矿试验研究，取得了很好的成果。 河北省丰宁县招兵沟铁磷矿矿石类型较为简单，主要为钛磁铁磷灰石矿石，矿石结构为细粒～中粒变晶结构和细粒～中粒花岗变晶结构，矿石稳定性较好。主要矿物为磁铁矿、钛铁矿、磷灰石，其中含有少量硫钴矿。磷品位较低。 2003年，我院对招兵沟铁磷矿进行了磷、钛铁、硫钴资源综合选矿试验研究，研制出适合该矿矿石性质的AW-10新型高效磷矿捕收剂；确定了常温无碱浮选回收磷矿物、重－磁选联合工艺回收钛铁矿物、浮选工艺回收硫钴矿物的选矿工艺路线。 磷矿物实验室闭路流程试验选矿指标为：磨矿细度-200目含量47%，浮选温度为20℃，原矿品位P2O5 3.34 % ，精矿产率9.75%、品位 P2O5 33.18 %、回收率96.77 %。钛铁矿物重选选矿试验标为：原矿品位TiO2 4.50%～6.64%、TFe10.13%～12.51%, 精矿产率4.59%～8.39%、品位TiO2 42.53%～42.98 %、TFe39.46%～39.87 %，TiO2回收率43.38%～54.33%。重选钛精矿经中强磁场磁选，最终钛铁精矿品位 TiO245.50 %。硫钴实验室流程试验选矿指标为：原矿品位Co 0.0114%、S有效1.07%， 精矿产率1.52%，精矿品位 Co 0.4117 % 、S有效 44. 76 %， Co回收率53.49%、S有效回收率 63.31%。 2005年至2008年，我院将此成果成功地用于20万t/a和300t/a选矿厂的工业生产，取得了很好的选矿技术指标，实现了低品位磷、钛铁、硫钴矿物综合回收利用产业化。 20 万t/a浮选车间生产流程考查选矿指标为：磨矿细度-200目47%，浮选温度为25℃，原矿品位P2O5 3.84% ，磷精矿产率9.68%、品位P2O537.88% 、回收率95.49 %。300t/a选矿厂浮选车间生产流程考查选矿指标为：磨矿细度-200目31.90%，浮选温度为14℃，原矿品位P2O5 3.02% ， 磷精矿产率5.71%、品位P2O538.19%、回收率72.21%。钛工业生产调试流程考查指标为：入选原矿品位TiO27.02%、磨矿细度-200目，含量39.65%，高品位精矿产率2.94%、品位TiO243.41%、回收率18.18%；低品位精矿产率9.97%、品位TiO223.61%、回收率33.53%。硫、钴工业生产流程考查指标为：原矿品位Co 0.0073%、S有效0.20%，精矿品位Co 0.3691%、S有效 39.31%，尾矿品位Co 0.0051%、S有效0.053%；精矿产率按Co计算0.60%、按S有效计算0.37%；Co回收率30.34%、S有效 回收率72.72%。 综合回收磷、钛铁、硫钴矿物，还可以使磁铁矿入选品位由TFe12%以上降到TFe9%～10%，扩大资源储量；选矿厂每年减少尾矿排放量10%以上，相当于固体尾矿80多万t/a，从而降低了矿区尾矿污染，减少了尾矿坝的安全隐患。 招兵沟磷矿浮选采用的zn128捕收剂，无毒、无污染，具有很好的生物降解性能，有利于环境保护。该成果解决了浮选矿浆需要加入大量碳酸钠调整矿浆pH值的问题；降低了浮选温度，实现了常温浮选，领先国际水平。 对招兵沟铁磷矿中低品位磷、钛铁、硫钴的综合选矿加工利用研究，不仅使企业具有经济效益，而且减少了环境污染，解决了就业问题，还具有良好的环境和社会效益，起到了行业示范作用。该项研究对我国北方铁磷矿综合利用和可持续发展具有深远意义。
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
高磷赤褐铁矿提铁降磷氯化离析工艺条件试验研究
2019-02-21 15:27:24
跟着我国钢铁工业的迅速开展，迫切需要依托技能进步来最大极限地合理开发利用国内现有铁矿资源，尤其是受现在选矿技能约束而不能开发利用的杂乱难选铁矿石，增储增效，充沛发掘现有铁矿山的生产潜力，进步铁矿石的自给率，缓解进口铁矿石的压力，保持安稳、足量、优质的铁矿质料供应，以保证钢铁工业继续安稳的开展。现在，我国有占总储量14.68%，问题达74.5亿t的高磷铁矿石，因技能问题而没有开发利用。所以，研讨高磷铁矿石降磷的工艺，对保证我国钢铁工业质料的供应，具有十分重要的理论含义和现实含义。
本课题以云南某矿高磷赤褐铁矿为研讨目标，进行了高磷赤褐铁矿提铁降杂实验研讨。在惯例的强磁选、重选和浮选得到的选矿目标不行抱负的情况下，选用复原焙烧－弱磁选工艺得到了较好的选矿目标。
一、研讨办法
（一）试样性质
试样是云南某高磷赤褐铁矿，试样光谱分析见表1，试样化学成分分析见表2，试样铁物相分析见表3
表1 试样光谱分析成果／%元素AgAlAsBBaBeBiCa概量0.000210.007＜0.001＜0.03＜0.0010.0030.3元素CdCoCrCuFeGaGeMg概量＜0.0010.010.0020.03＞＞100.001＜0.0010.2元素MnMoNiPPbSbSiSn概量0.80.0030.050.30.004＜0.01＞100.002元素TiVWZnInTaNb概量0.40.006＜0.0030.05＜0.01＜0.005＜0.01表2 试样化学成分分析成果成分Fe／10－2S／10－2P／10－2SiO2／10－2As／10－6含量35.550.0260.8830.18＜1
表3 试样铁物相分析成果／%成分碳酸铁中Fe赤褐铁矿中Fe硫化铁硅酸铁磁性铁总铁含量0.3034.740.050.050.1135.25占有率0.8598.560.140.140.31100.00从表1、表2及表3能够看出，该矿中铁首要以赤褐铁矿方式存在，占总铁的98.56%。有害元素硫、砷的含量较低，对该矿石影响不大，经化学分析矿石磷超支严峻。
通过矿石赋存状况研讨，矿石中的铁首要是以褐铁矿的方式产出。其它脉石矿藏首要为石英，还有少数的长石、绢云母和高岭石等。石英和长石简单从褐铁矿中选别出。经电子探针成分分析，褐铁矿中首要含MnO、SiO2和P2O5等杂质。矿石中的磷含量为0.88%，其间85.9%的磷以类质同象的开工散布于褐铁矿中，这部份磷不能用机械选矿的办法和褐铁矿别离。还有14.1%的磷是以胶磷矿的方式发生，但胶磷矿也是以浸染状或极细的机械混入物的方式散布于褐铁矿中，这部份磷也难用机械选矿的办法和褐铁矿别离。
（二）实验计划
实验过程中发现，选用复原焙烧的办法，能够将铁的档次进步到55%左右，但磷含量依然较高，仍不能到达合同目标。因而，在复原焙烧实验研讨过程中，参加了其它药剂，把磷的含量下降到0.3%以下。该实验是将试样在必定温度下，枯燥脱水后干磨制粉，参加必定量的氯化剂和复原剂与粉状试样混匀，将之置入焙烧中进行焙烧；焙烧后的产品，通过水淬、磨矿及弱磁场磁选机选别后，得到磁性产品；磁性产品通过过滤脱水枯燥后，得终究的铁精矿。实验流程见图1。图1 氯化离析－弱磁选工艺流程
二、研讨成果与评论
（一）氯化剂用量实验
氯化剂用量实验成果见表4。焙烧温度900℃，焙烧时刻60min，磁选物料细度－0.074mm占75%，弱磁选磁场强度H＝0.1T。
表4 氯化剂用量实验成果用量／%产品产率／%档次／%收回率／%FePFeP10铁精矿42.3762.660.60065.0324.22尾矿57.2324.951.3834.9775.78算计100.0040.821.05100.00100.0015铁精矿37.9074.500.32868.6612.06尾矿62.1020.751.4631.3487.94算计100.0041.121.03100.00100.0020铁精矿43.7574.170.31577.3313.28尾矿56.2516.911.6022.6786.72算计100.0041.961.04100.00100.0025铁精矿40.3477.700.28074.5810.95尾矿59.6617.911.5425.4289.05算计100.0042.021.03100.00100.0030铁精矿40.3577.300.27974.3010.92尾矿59.6518.091.5425.7089.08算计100.0041.981.03100.00100.00
从表4能够看出，跟着氯化剂用量的添加，铁档次呈逐步上升趋势改变，铁收回首先呈升高趋势改变，当氯化剂用量添加至25%时，铁收回率有必定的下降；铁精矿中的磷含量呈逐步下降的趋势改变。归纳考虑，挑选氯化剂用量为25%比较适宜，能够得到产率为40.34%、含磷0.280%、铁档次为77.70%、铁收回率74.58%的铁精矿选矿目标。
（二）复原剂用量实验
复原剂用量实验成果见表5。焙烧温度900℃，焙烧时刻60min，磨矿细度－0.074mm占75%，弱磁选磁场强度H＝0.1T。
表5 复原剂用量实验成果用量／%产品产率／%档次／%收回率／%FePFeP5铁精矿12.9477.160.24423.832.99尾矿87.2636.001.15676.1797.01算计100.0041.241.04100.00100.007铁精矿23.2669.340.21443.404.93尾矿76.7427.411.2556.6095.07算计100.0037.161.01100.00100.009铁精矿42.4276.980.19179.997.95尾矿57.5814.181.6320.0192.05算计100.0040.821.02100.00100.0011铁精矿40.9879.040.16880.666.42尾矿59.0213.161.7019.3493.58算计100.0040.161.07100.00100.00
从表5能够看出，跟着复原剂用量的添加，铁档次呈逐步上升趋势改变，铁收回首先呈升高趋势改变，铁的收回率有必定的下降；铁精矿中的磷含量呈逐步下降的趋势改变。归纳考虑，挑选复原剂用量为11%比较适宜，能够得到产率为40.98%、含磷0.191%、铁档次为79.04%、铁收回率74.58%的铁精矿选矿目标。
（三）磁场强度实验
磁场强度实验成果见表6。焙烧温度900℃，焙烧时刻60min，磁选物料细度－0.074mm占75%。
表6 磁场强度实验成果磁场强度／T产品产率／%档次／%收回率／%FePFeP0.06铁精矿36.4678.940.19668.447.69尾矿63.5420.881.3532.5692.31算计100.0042.050.93100.00100.000.08铁精矿42.6878.110.19879.119.17尾矿57.3215.361.4620.8990.83算计100.0042.160.92100.00100.000.10铁精矿43.2978.020.21480.1110.19尾矿56.7114.791.4419.8989.81算计100.0042.160.91100.00100.000.12铁精矿43.9377.680.21981.1410.91尾矿56.0714.151.4918.8689.01算计100.0042.060.93100.00100.000.15铁精矿44.4276.920.22381.3910.36尾矿55.5814.061.4918.6189.64算计100.0041.980.94100.00100.000.20铁精矿44.4576.900.24081.4311.35尾矿55.5514.031.5018.5788.65算计100.0041.980.94100.00100.00
从表6能够看出，跟着磁场强度的添加，铁档次改变较小，铁收回率呈升高趋势改变，铁的收回率有必定的下降；铁精矿中的磷含量改变比较小。归纳考虑，挑选磁场强度H＝0.15T比较适宜，能够得到产率为44.42%、含磷0.223%、铁档次为76.92%、铁收回率81.39%的铁精矿选矿目标。
（四）磨矿细度实验
焙烧温度900℃，焙烧时刻60min，磨矿纤细磁选磁场强度H＝0.1T，磨矿细度实验成果见表7。
表7 磨矿细度实验成果细度产品产率／%档次／%收回率／%FePFeP－0.154mm占100%铁精矿36.9160.630.53154.5320.70尾矿63.0929.581.1945.4779.30算计100.0041.040.95100.0100.00－0.100mm占100%铁精矿39.0770.120.35566.6314.61尾矿60.9322.521.3333.3785.39算计100.0041.120.95100.00100.00－0.074mm占100%铁精矿39.7582.330.23979.669.99尾矿60.2513.871.4220.3490.01算计100.0041.080.95100.00100.00－0.045mm占100%铁精矿38.7780.290.20276.138.05尾矿61.2315.941.4623.8791.95算计100.0040.890.97100.00100.00－0.038mm占100%铁精矿34.7780.690.20268.538.05尾矿65.2319.751.4631.4791.95算计100.0040.910.97100.00100.00
从表7能够看出，跟着细度的添加，铁档次改变较小，铁收回首先呈升高趋势改变，但细度添加至－0.045mm铁档次改变比较小，铁的收回率有必定的下降；铁精矿中的磷含量改变比较小。归纳考虑，挑选磁场细度为－0.074mm占100%比较适宜，能够得到产率为39.75%、含磷0.239%、铁档次为82.33%、铁收回率79.66%的铁精矿选矿目标。
（五）氯化离析－弱磁选工艺流程全程实验
选用氧化离析－弱磁选工艺对铺铁矿的混合样进行了工艺条件实验，得到了实验条件；焙烧温度900℃、焙烧时刻60min、复原剂用量11%，氯化剂用量25%，弱磁选磁场强度H＝0.10T，磁选物料细度－0.074mm占100%。下面就所获得的实验条件，分别对高档次样和混合样进行氯化离析－弱磁选工艺流程全程实验，实验成果见表8。
表8 氯化离析－弱磁选工艺流程全程实验成果产品产率／%档次／%收回率／%FePFeP铁精矿36.2677.240.21880.209.76烧失率16.260.000.000.000.00尾矿47.4814.561.5419.8090.24算计100.0041.700.967100.00100.00
从表8的氯化离析－弱磁选工艺流程全程实验成果可知，对试样能够得到铁档次为77.24%、含P 0.218%、铁收回率为80.20%的选矿目标。
三、定论
（一）通过矿石赋存状况研讨，矿石中的铁首要是以褐铁矿的方式产出，褐铁矿中首要含MnO、SiO2和P2O5等杂质。矿石中的磷含量为0.88%，其间85.9%的磷以类质同象的方式散布于褐铁矿中，还有14.1%的磷是胶磷矿的方式产出。
（二）在惯例的强磁选、重选和浮选得到的选矿目标不行抱负的情况下，选用复原焙烧－弱磁选工艺得到较好的选矿目标。实验标明：氯化剂用量为25%，复原剂用量为11%，磁场强度为0.15T，磁场细度为－0.074mm占100%比较适宜。在最优工艺下，进行氯化离析－弱磁选工艺流程全程实验，能够得到产率64.46%、铁档次为55.77%、铁收回率为85.48%的铁精矿选矿目标。
某难选高磷赤褐铁矿提铁降磷选矿试验研究
2019-01-24 09:36:23
铁矿石作为钢铁工业的主要原料是一个国家的重要战略资源，近年来随着钢铁冶金工业的飞速发展，对铁矿石原材料的需求也越来越大。但是地球上有限的富铁矿和易选铁矿资源将逐步枯竭，研究高磷铁矿石的高效分选技术显得十分重要。高磷铁矿的选矿一直是选矿界的一大难题，我国高磷铁矿石储量占总储量的14.86%，达74.5亿t。因此加大对高磷铁矿石选矿和降磷的研究，开发有效、经济、实用的新方法、新技术势在必行[1、2]。云南某高磷铁矿矿石储量大，原矿含铁42%左右，铁矿物主要以赤铁矿和褐铁矿形式存在，有害杂质磷含量达0.586%，且磷矿物与铁矿物相互浸染，嵌布粒度极细，属高磷难选铁矿石。通过大量试验，确定采用还原焙烧－磁选－反浮选工艺处理该矿石，获得了铁精矿铁品位为61.72%、铁的回收率67.48%，铁精矿磷含量为0.20%选矿指标。
一、矿石性质
云南某高磷铁矿石中主要矿物为赤铁矿和褐铁矿，还有少量磁铁矿。脉石矿物主要为方解石、绿泥石、石英等。主要元素分析结果及物相分析结果见表1和表2。
表1 原矿主要化学成分(质量分数)/%表2 铜物相分析结果由表1和表2可知，该铁矿物主要目的元素是铁，原矿铁品位达到42.66%；有害元素硫和砷含量较低，有害元素磷的含量较高，为0.586%；该铁矿属于铁质泥铁矿，铁主要以赤褐铁矿形态存在，属高磷赤褐铁矿石，且磷矿物与铁矿物相互浸染，主要呈粒状分布于赤铁矿和褐铁矿中，嵌布粒度极细，属于非常难选铁矿石。
二、试验方案
对矿样分别进行了单一流程试验(强磁选、重选、直接浮选)和联合流程的试验(分级磁选、分级重选、磁浮/浮.磁联合选别和磁.重/重一磁联合选别)，均未得到较好指标的铁精矿，精矿中磷的含量也不能降到0.2%以下。为此，改变思路，决定先用还原焙烧的方法把原矿还原为磁铁矿，再用磁选方法选出铁品位较高的铁精矿，再用反浮选的方法将铁精矿中的磷降到0.2%以下，得到品位合格和杂质磷不超标的铁精矿。
三、试验结果
（一）还原焙烧试验
焙烧温度、还原剂用量和焙烧时间是焙烧试验的主要影响因素。温度太低，反应进行太慢；温度太高会生成弱磁性的富氏铁或硅酸铁，从而影响精矿指标。焙烧时间太短，反应没有完全进行，会降低精矿品位和回收率；焙烧时间太长，会消耗大量的热能，同时使反应生成物的磁性大大降低，影响后面磁选的效果[3]。
将原矿破碎到－2mm后与粒度为－1mm、用量为5%的焦炭混合，还原焙烧20min，然后磨至－0.074mm粒级占100%，在磁选电流为2A条件下进行磁选，还原焙烧温度对试验效果的影响见图1。图1 焙烧温度试验结果
由图1可见，随着焙烧温度升高，铁品位和回收率均呈上升趋势。当焙烧温度达到1000℃之后，铁品位和回收率均下降。可见适宜的焙烧温度为1000℃。
将原矿破碎到－2mm后与－1mm的焦粉混合，焙烧温度为1000℃时还原焙烧20min，然后磨至－0.074mm粒级占100%，在磁选电流为2A条件下进行磁选，还原剂焦炭的用量对试验效果的影响见图2。图2 还原剂用量试验结果
由图2可见，随着焦炭用量增加，铁品位和铁回收率均呈先上升后下降的趋势，在焦炭用量为8%时出现极值。可见适宜的焦炭用量为8%。
将原矿破碎到－2mm后与－1mm焦炭混合，焦炭用量为8%，在1000oC下还原焙烧，然后磨至－0.074mill粒级占100%，在磁选电流为2A条件下进行磁选，还原焙烧时间对试验效果的影响见图3。图3 还原焙烧时间试验结果
由图3可见，随着还原焙烧时间延长，铁品位和铁回收均呈先上升后下降的趋势，在还原焙烧时间为30min时，铁品位和回收率均达到最大值。可见适宜的还原焙烧时间为30min。
（二）磁选试验
1、磁场强度试验将原矿破碎到－2mm后添加－1mm焦炭8%，在1000℃下焙烧30min，然后磨至－0.074mm粒级占100%，进行磁选，磁选电流对试验效果的影响结果见图4。图4 磁选电流试验结果
由图4可以看出，磁选电流太高时精矿铁品位达不到60%，磁选电流太低则铁精矿回收率达不到50%。磁选的电流为2.5A时选别指标较为适宜，此时的精矿品位为61.77%，回收率为68.25%。
2、磨矿粒度试验将原矿破碎到－2mm后添加－1mm焦炭8%，在1000℃下焙烧30min，然后磨矿，在磁选电流为2.5A条件下进行弱磁选，磨矿粒度对试验效果的影响结果见图5。图5 磨矿粒度试验结果
由图5可以看出，物料越细，铁矿物单体解离越充分，精矿铁品位越高，但物料太细导致磁选时铁的损失严重。根据试验结果，确定适宜的磨矿粒度为－0.054mm粒级占90%。
3、综合试验通过条件试验，确定各工艺参数后进行了综合试验。将原矿破碎到－2mm后添加－1mm焦炭8%，在1000℃下焙烧30min，然后磨矿至－0.054mm粒级占90%，在磁选电流为2.5A条件下进行弱磁选，可获得铁品位为60.86%、磷含量为0.42%、回收率为70.68%铁精矿。
（三）铁精矿降磷试验
由于该铁矿所含的磷矿物与铁矿紧密共生，浸染于氧化铁矿物颗粒边缘，并有少量的磷存在于铁矿石及铁质粘土的晶格中，部分磷矿物在焙烧过程中与铁矿物分离开，磷的含量由原来的0.59%降到了0.42%，但仍有部分磷矿物留在磁选精矿中，造成铁精矿的磷含量超标，所以进行了铁精矿反浮选降磷试验[4]。
以碳酸钠为pH调整剂、淀粉为抑制剂、RP为捕收剂、2油为起泡剂，对弱磁选精矿进行了一粗一精反浮选脱磷，试验流程见图6，试验结果见表3。图6 反浮选流程
表3 反浮选试验结果由表3结果可知，反浮选流程可以得到铁品位61.68%、回收率91.87%的铁精矿(相对于原矿为65.93%)，铁精矿中磷降到了0.21%。
（四）全流程试验
在以上条件试验的基础上进行了全流程试验，试验流程见图7，试验结果见表4。图7 还原焙烧－磁选－反浮选全流程
表4 全流程试验结果由表4结果可知，采用还原焙烧.磁选.反浮选工艺处理该赤褐铁矿石，获得了铁精矿铁品位为61.72%、铁的回收率67.48%，铁精矿磷含量为0.20%的选矿指标。
四、结语
1、云南某铁矿石铁矿物主要以赤褐铁矿形式存在，磷含量达0.586%，矿物嵌布粒度微细，用常规物理选矿方法难以获得符合冶炼要求的铁精矿。通过大量试验，确定用还原焙烧－磁选－反浮选工艺流程处理该矿石，获得了精矿铁品位61.72%、磷含量0.20%、铁回收率67.48%的较好选别指标。
2、随着铁矿石资源的日益紧张和冶炼对原料越来越高的要求，本研究提出的焙烧－磁选－反浮选工艺为类似难处理微细粒高磷赤褐铁矿的开发利用提供了新的思路。
参考文献：
[1] 林祥辉,罗仁美.鄂西难选铁矿的选矿与药剂研究新进展[J].矿冶工程,2007(3):28－29.
[2] 孙炳泉.近年我国复杂难选铁矿石选矿技术进展[J].金属矿山,2006(3):11－13.
[3] 肖军辉.某细粒难选赤褐铁矿提铁降磷新工艺工业试验[J].金属矿山,2007(1):44－46.
[4] 李广涛,张宗华.四川某高磷鲕状赤褐铁矿石选矿试验研究[J].金属矿山.2008(4):43－46.
作者单位
江西理工大学（艾光华、余新阳）
广西大学（魏宗武）
关于红铜你知道多少？
2019-05-24 11:10:38
红铜即纯铜，又叫紫铜，具有很好的导电性和导热性，可塑性极好，易于热压和冷压力制作，很多用于制作电线、电缆、电刷、电火花专用电蚀铜等要求导电性杰出的产品。由硫化物或氧化物铜矿物提炼得来的纯铜，可用以铸钱及制作器物。 红铜因为高纯度，安排细密，含氧量极低，无气孔、沙眼、裂纹、杂质，导电功能佳。电蚀出的模具表面光洁度高，经 红铜热处理技术，电极无方向性，合适精打、细打。现很多用于制作电线、电缆、电刷、电火花专用电蚀铜等要求导电性杰出的产品，须防磁性搅扰的磁学仪器、外表，如罗盘、航空外表等。硫酸铜在农业和林业上可防看病虫灾，按捺水体中藻类的很多繁衍。
磷酸铁锂
