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。

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。

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。

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。

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

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。

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）

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。

鲕状赤铁矿提铁降磷选矿技术：鲕状赤铁矿嵌布粒度极细，且经常与菱铁矿绿泥石和含磷矿物共生或相互包裹，因此鲕状赤铁矿石是目前国内外公认的最难选的铁矿石类型之一。随着我国可利用的铁矿资源逐渐减少，研究绍状赤铁矿石的高效选矿技术已凸显重要性和紧迫性。我国大部分铁矿石含有硫、磷等有害杂质。我们对某地区鲕状赤铁矿主要含赤铁矿,脉石主要为硅和铝,采用重选、磁选、浮选和磁化焙烧磁选等选矿方法进行了试验研究。试验研究表明,在原矿品位45.31%的情况下,浮选工艺可以获得铁品位为60.14%、磷品位0.15%、铁回收率为75.32%的低磷、低硫、全自溶性的铁精矿供造球使用。

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%。

稀土精矿渣是冶炼稀土硅铁合金的重要质料。稀土精矿是由白云鄂博稀土铁矿经过选铁后的尾矿在经选矿处理而取得的。跟着选矿技能的不断进步和进步，现在稀土精矿的稀土氧化物含量能够到达60%以上。但用高档次稀土精矿冶炼稀土硅铁合金在经济上不合理，因此在工业规划的出产中未得到运用。现在很多运用白云鄂博中低档次稀土精矿冶炼稀土硅铁合金，其化学成分见表1。                                           表1  包头稀土精矿的化学成分                  单位：%品  级REOCaOCaF2SiO2MnOTiO2P2O5TFeBaOThO2S中等第 低等第54.18 30.420.95 1.1215.83 23.001.31 1.020.29 0.660.11 0.275.74 7.683.49 10.305.67 8.810.11 0.131.80 2.60        从中低档次稀土精矿的化学成分能够看出，稀土精矿中含有较多的杂质，特别是含磷量较高，这些氧化物，除在冶炼进程中要耗费必定数量的还原剂，不利于进步稀土硅铁合金的稀土含量，并且给产品质量构成很坏影响。因此稀土精矿有必要经过处理，以下降造渣的本钱。     中低档次稀土精矿的粒度一般都在200mm以下，且含有较高的水分，因此稀土精矿有必要经过造块和枯燥后，才干入炉进行脱铁除磷。     （1）稀土精矿的造块  常用的稀土精矿造块办法有球团法和压块法。     ①稀土精矿球团的制备  依据稀土精矿球团的固结温度的不同，将其分为低温固结球团和高温焙烧球团两种。     低温固结球团的制备  稀土精矿球团制备工艺流程如表2所示。  时刻/min02.55101530405075120合金含钙量/%0.3915.93 21.5321.1522.3321.8721.3019.0515.20合金含硅量/%75.7067.5059.10 56.1056.10 55.7055.8057.00        低温固结的稀土精矿球团需求挑选适宜的黏结剂，常用的有水玻璃（Na2SiO3）和消石灰[Ca(OH)2]等。造球工艺简略易行，首先向水分小于8%的稀土精矿进入占其精矿球团。生球在烘干炉内烘干40min，操控烘干炉底层球团温度为120～150℃。经过烘干的稀土精矿球团抗压强度能够到达390N/球以上。     制备低温固结稀土精矿球团的另一种办法是碳酸化冷固结。其工艺进程是用枯燥的稀土精矿增加10%～15%的消石灰及少数的玻璃，混合均匀，然后用造球机制成φ15～25mm的球团，成球率为70%～80%，经过天然枯燥后生球抗压强度大于50N/球，将枯燥的球团投入碳酸化罐内，通入热炉废气（CO2＞20%，50～80℃）。经过处理的球团抗压强度能够到达30～50N/球。稀土精矿球团中的消石灰不只参加了碳酸化反响，一起又作为熔剂进步了球团的碱度。  稀土精矿 固体水玻璃  ↓ ↓料仓 破碎机      ↓  ↓混料机 球磨机↓ ↓造球机 料仓↓   稀土精矿球团     图1  低温固结球团制备工艺示意图  图2烧结炉示意图                             1-炉体；2-抽风口；3-除尘阀4-手轮        高温焙烧球团的制备  稀土精矿不加黏结剂或只加少数熔剂。经过混匀后用造球机制成φ15～25mm的球团，经高温焙烧，依托球集体自身构成的渣相到达固结的意图。高温焙烧的办法有多种，稀土精矿球团常用烧结炉焙烧法和回转窑焙烧法。     用φ1600mm的圆盘造球机和0.24m3的烧结炉进行稀土精矿的造球和焙烧[15]，造球机圆盘倾盘为45°。边高180mm，转速17r/min，每吨稀土精矿可制得1.0～1.1t生球团，出产率为900kg/（m2·h）。生球功能列于表3。烧结炉如图2所示，所用风机的风压为4000Pa，转速2850r/min，功率2.8kW，每炉可产稀土精矿熟球0.8～1.0t，返矿率为5%～8%。焙烧的技能条件和熟球功能别离列于表3和表4。   表3  稀土精矿生球功能消石灰参加量%生球直径/mm抗压强度/（N/球）冲击强度/（次/50mm）堆密度/（t/m3）含水量/%9～1010～155.363.61.72～1.819.5～10.5   表4  焙烧技能条件焙烧时刻最高尾气温度/℃料层厚度/mm笔直焙烧速度（mm/min）最高焙烧温度/℃45～55450～500350～4006～81140～1150   表5  焙烧熟球功能堆密度/（t/m3）抗压强度/（N/球）转数目标（＞5mm）/%1.54395089.6        回转窑的首要参数为：窑身直径700mm，长度12000mm，有用容积4.6m3，内衬耐火砖厚115mm，窑身倾角5°，转速别离为0.465r/min、0.58r/min和1.2r/min。以焦炉煤气作燃料。空气助燃。窑内坚持弱小负压，火焰为弱氧化性，在窑尾设有钟式给料机，球团经过φ120mm排料弯管给入窑内，从窑头排出的制品球团存于料斗内。实践标明，当回转窑倾角为5°、转速0.58r/min，烧焙温度为115～1130℃时，能够取得利用系数1.45～1.54t/（m3 ·d ），制品率87.4%～91.1%的出产目标，球团抗压强度约为1100N/球。     在实践出产中，选用回转窑或烧焙炉进行稀土精矿球团的焙烧，都能够满意脱铁除磷及冶炼稀土硅铁合金的需求。     ②稀土精矿压块  稀土精矿压块工艺简略易行。将稀土精矿与消石灰（参加量为精矿量的8%～10%）在混料机内混合均匀，然后送入压块机内约束成型。稀土精矿压块的巨细能够依据出产要求用替换不同模具来改动，一般操控在65mm×110mm×240mm。这种压块经天然枯燥后，强度能够满意电炉脱铁的要求。此法简略，操作便当，但压块强度较低，在长时间贮存和运送进程中会构成破损，因此运用有必定约束。     ③稀土精矿球团的矿藏组成  稀土精矿球团的矿藏组成很大程度上取决于其焙烧温度和碱度。低温固结稀土精矿球团基本上坚持原稀土精矿的矿藏组成，其首要矿藏有独居石、氟碳铈矿、赤铁矿（Fe2O3）、磁铁矿（Fe3O4）、萤石（CaF2）和重晶石（BaSO4）等。     高温焙烧的高碱度稀土精矿球团的矿藏组成与低温固结球团有所不同，首要原因是在高温焙烧条件下，球团内部发作了一些物理化学变化，其矿藏组成首要有赤铁矿（Fe2O3）、铁酸钙（CaO·Fe2O3）、萤石（CaF2）、重晶石（BaSO4）、晶石（3CaO·CaFe2·SiO2）和铈针石（Ce2O3）等。铈针石的呈现显然是在焙烧进程中由独居石和氟碳铈矿发作分化发生的。而高碱度（CaO/SiO2>1.87）和高温（1100～1200℃）焙烧是发生铈针石的心要条件。高碱度高温焙烧的稀土精矿球团，对出产优质稀土精矿渣和冶炼土硅铁合金非常有利，在工业出产中应予推行。    参 考 文 献    15、JI.B.CлeпoBa и дp..CMaJIb 1980,6:507

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％。.

 磷青铜一、特性及适用范围：  因含磷量较高，其抗疲劳强度较高，弹性和耐磨性较好,但在热制作时有热脆性，只能接受冷压力制作。二、化学成份：铜 Cu ：余量锡 Sn ：6.0～7.0铅 Pb：≤0.02铅 Pb：≤0.02硼 P：0.26～0.40铝 Al：≤0.002铁 Fe：≤0.02硅 Si ：≤0.002铍 Sb ：≤0.002铋 Bi：≤0.002三、力学性能：抗拉强度 σb (MPa)：≥410伸长率 δ10 (％)：≥15伸长率 δ5 (％)：≥18

  磷青铜带具有杰出的延展性，深冲功能以及电镀性，广泛用于建筑、轿车、装修、电子接插件、制作职业。带材的板型、表面及尺度精度控制为国际一流水平；锡磷青铜带普带（Sn4%）、高精带（Sn8%）均可加工。具有杰出的延展性、深冲性、较高的强度、硬度等优秀的归纳功能，多用于电子电气设备弹性材料、集成电路引线结构材料等。锡磷青铜有更高的耐蚀性,耐磨损,冲出时不发生火花。用于、中速、重载荷有轴承，作业最高温度250℃。具有主动调心对偏斜不灵敏，轴承受力均匀承载力高，可一起受径向载荷，自润滑无需保护等特性。锡磷青铜是一种合金铜，具有杰出的导电功能，不易发热、确保安全一起具有很强的抗疲劳性。锡磷青铜的插孔硬连线电气结构，无铆钉衔接或无冲突触点，可确保触摸杰出，弹力好，拨插平稳。该合金具有优秀有机械制作功能及成屑功能，可使零件制作进程敏捷缩短了制作时刻。

铝青铜价格参阅 铝青铜除了我国自己加工制作之外，还有许多质量优秀的铝青铜材料是从国外进口的，特别是从日本进口的比较多。铝青铜的多少钱也是各大做铝青铜材料制作的有色金属厂商一向重视的问题之一。 铝青铜是含铝量一般不超越11.5％，有时还参加适量的铁、镍、锰等元素，铝青铜以进一步改铝青铜善功能。铝青铜可热处理强化，其强度比锡青铜高，抗高温氧化性也较好。有较高的强度 杰出的耐磨性 用于强度比较高的螺杆、螺帽、铜套、密封环等，和耐磨的零部件,最杰出的特色便是其杰出的耐磨性。为含有铁、锰元素的铝青铜有高的强度和耐磨性，经淬火、回火后可进步硬度，有较好的高温耐蚀性和抗氧化性在大气、淡水和海水中抗蚀性很好，可切削性尚可，可焊接不易纤焊，热态下压力制作杰出。

高精度锡磷青铜带 以CuSnP为首要合金元素的铜合金，称为锡磷青铜。   a、特 点  具有杰出的屈从强度和疲劳强度  具有杰出的弹性功能  优秀的制作成形功能和曲折功能  具有较好的延展性、耐用性、耐腐蚀性  b、用 途  CPU插槽、手机按键  轿车端子、接插件  电子连接器、电器接插件  波纹管、弹、口琴摩擦片  电气器材部件、精密仪器以及外表的耐磨部件以及抗磁部件、轿车部件以及机械的电气部件

锡磷青铜是很多人都会关心的问题，因为格影响着锡的价格，下文中就会有这方面的知识。磷铜是一大类，包括了锡磷青铜的 　　锡磷青铜有更高的耐蚀性,耐磨损,冲出时不发生火花。用于、中速、重载荷有轴承，工作最高温度250℃。具有自动调心对偏斜不敏感，轴承受力均匀承载力高，可同时受径向载荷，自润滑无需维护等特性。锡磷青铜是一种合金铜，具有良好的导电性能，不易发热、确保安全同时具备很强的抗疲劳性。 　　锡磷青铜的插孔簧片硬连线电气结构，无铆钉连接或无摩擦触点，可保证接触良好，弹力好，拨插平稳。该合金具有优良有机械加工性能及成屑性能，可使零件加工过程迅速缩短了加工时间QSn4-3：为含锌的锡青铜，耐磨性和弹性高，抗磁性良好，能很好地承受热态或冷态压力加工；在硬态下，可切削性好，易焊接和钎焊，在大气，淡水和海水中耐蚀性好。制作弹簧（扁弹簧、圆弹簧）及其他弹性元件，化工设备上的耐蚀零件以及耐磨零件（如衬套、圆盘、轴承等）和抗磁零件造纸工业用的刮刀。QSn4-4-4：为添有锌、铅合金元素的有高的减磨性和良好的可切削性，易于焊接和钎焊，在大气、淡水中具有良好的耐蚀性，只能在冷态下进行压力加工，因含铅热加工时易引起热脆。制作在摩擦条件下工作的轴承、卷边轴套、衬套、圆盘以及衬套的内垫等。QSn4-4-4使用温度可达300℃以下，是一中热强性较好的锡青铜。如果你想了解锡磷青铜等更多关于锡的信息，你可以登陆上海有色网中的锡专区进行查询和访问。 

高磷鲕状赤铁矿脱磷技术：中国高磷铁矿的探明储量高达几百亿吨，其潜在的经济价值达10000亿美元。高磷铁矿具有以下特点：(1)品位高。一般在45%以上。(2)堪布粒度细，复杂难处理。镜下显微结构表面，赤铁矿堪布粒度在40微米以下占80%以上。(3)含磷较高。含磷在0.5以上。传统处理方法有物理选矿、化学选矿、冶炼脱磷、磁化焙烧和生物脱磷等，化学选矿、冶炼脱磷、磁化焙烧存在着生产成本高、污染环境等问题;生物脱磷尚处于实验室研究阶段;物理选矿，能耗小，成本低，但是铁精矿品位不高，有害杂质磷含量较高。本研究所对云南某处高磷铁矿，原矿含磷1.2%，含铁42.5%，含硅12.3%，进行了反浮选试验研究，取得了以下指标：铁精粉60%，含磷0.10%，回收率80%。

稀土精矿渣是冶炼稀土硅铁合金的重要质料。稀土精矿是由白云鄂博稀土铁矿通过选铁后的尾矿在经选矿处理而取得的。跟着选矿技能的不断进步和进步，现在稀土精矿的稀土氧化物含量能够到达60%以上。但用高档次稀土精矿冶炼稀土硅铁合金在经济上不合理，因而在工业规划的出产中未得到运用。现在很多运用白云鄂博中低档次稀土精矿冶炼稀土硅铁合金，其化学成分见表1。 表1  包头稀土精矿的化学成分    单位：%等第ReOCaOCaF2SiO2MnOTiO2P2O5TFeBaOThO2S中等第 低等第54.18 30.420.95 1.1215.83 23.001.31 1.020.29 0.660.11 0.275.74 7.683.49 10.305.67 8.810.11 0.131.80 2.60 从中低档次稀土精矿的化学成分能够看出，稀土精矿中含有较多的杂质，特别是含磷量较高，这些氧化物，除在冶炼进程中要耗费必定数量的复原剂，不利于进步稀土硅铁合金的稀土含量，并且给产品质量构成很坏影响。因而稀土精矿有必要通过处理，以下降造渣的本钱。 中低档次稀土精矿的粒度一般都在20mm以下，且含有较高的水分，因而稀土精矿有必要通过造块和枯燥后，才干入炉进行脱铁除磷。 一、稀土精矿的造块  常用的稀土精矿造块办法有球团法和压块法。 （一）稀土精矿球团的制备  依据稀土精矿球团的固结温度的不同，将其分为低温固结球团和高温焙烧球团两种。 低温固结球团的制备  稀土精矿球团制备工艺流程如图1所示。图1  低温固结球团制备工艺示意图 低温固结的稀土精矿球团需求挑选适宜的黏结剂，常用的有水玻璃（Na2SiO3）和消石灰[Ca（OH）2]等。造球工艺简略易行，首要向水分小于8%的稀土精矿进入占其质量5%的水玻璃粉，在滚筒混料机内混匀，然后再经造球机制成Ф15～25mm的稀土精矿球团。生球在烘干炉内烘干40min，操控烘干炉底层球团温度为120～150℃。通过烘干的稀土精矿球团抗压强度能够到达390N/球以上。 制备低温固结稀土精矿球团的另一种办法是碳酸化冷固结。其工艺进程是用枯燥的稀土精矿添加10%～15%的消石灰及少数的水玻璃，混合均匀，然后用造球机制成Ф15～25mm的球团，成球率为70%～80%，通过天然枯燥后生球抗压强度大于50N/球，将枯燥的球团投入碳酸化罐内，通入热炉废气（CO2＞20%，50～80℃）。通过处理的球团抗压强度能够到达30～50N/球。稀土精矿球团中的消石灰不只参与了碳酸化反响，一起又作为熔剂进步了球团的碱度。 高温焙烧球团的制备  稀土精矿不加黏结剂或只加少数熔剂。通过混匀后用造球机制成Ф15～25mm的球团，经高温焙烧，依托球团自身构成的渣相到达固结的意图。高温焙烧的办法有多种，稀土精矿球团常用烧结炉焙烧法和回转窑焙烧法。 用Ф1600mm的圆盘造球机和0.24m³的烧结炉进行过稀土精矿的造球和焙烧，造球机圆盘倾角为45°。边高180mm，转速17r/min，每吨稀土精矿可制得1.0～1.1t生球团，出产率为900kg/（㎡·h）。生球功能列于表2。烧结炉如图2所示，所用风机的风压为4000Pa，转速2850r/min，功率2.8kW，每炉可产稀土精矿熟球0.8～1.0t，返矿率为5%～8%。焙烧的技能条件和熟球功能别离列于表3和表4。 表2  稀土精矿生球功能消石灰参与量/%生球直径/mm抗压强度/（N/球）冲击强度/（次/500mm）堆密度/（t/m³）含水量/%9～1010～155.363.61.72～1.819.5～10.5 表3  焙烧技能条件焙烧时刻/min最高尾气温度/℃料层厚度/mm笔直焙烧速度/（mm/min）最高焙烧温度/℃45～55450～500350～4006～81140～1150   表4  焙烧熟球功能堆密度/（t/m³）抗压强度/（N/球）转速目标（＞5mm）/%1.54395089.6图2  烧结炉示意图 1－炉体；2－抽风口；3－除尘阀；4－手轮 回转窑的首要参数为：窑身直径700mm，长度12000mm，有用容积4.6m³，内衬耐火砖厚115mm，窑身倾角5°，转速别离为0.465r/min、0.58r/min和1.2r/min。以焦炉煤气作燃料。空气助燃。窑内坚持弱小负压，火焰为弱氧化性，在窑尾设有钟式给料机，球团通过Ф120mm排料弯管给入窑内，从窑头排出的制品球团存于料斗内。实践标明，当回转窑倾角为5°、转速0.58r/min，烧结温度为1115～1130℃时，能够取得使用系数1.45～1.54t（m³·d），制品率87.4%～91.1%的出产目标，球团抗压强度约为1100N/球。 在实践出产中，选用回转窑或烧结炉进行稀土精矿球团的焙烧，都能够满意脱铁除磷及冶炼稀土硅铁合金的需求。 （二）稀土精矿压块  稀土精矿压块工艺简略易行。将稀土精矿与消石灰（参与量为精矿量的8%～10%）在混料机内混合均匀，然后送入压块机内约束成型。稀土精矿压块的巨细能够依据出产要求用替换不同模具来改动，一般操控在65mm×110mm×240mm。这种压块经天然枯燥后，强度能够满意电炉脱铁的要求。此法简略，操作便当，但压块强度较低，在长时间贮存和运送进程中会构成破损，因而运用有必定约束。 （三）稀土精矿球团的矿藏组成  稀土精矿球团的矿藏组成很大程度上取决于其焙烧温度和碱度。低温固结稀土精矿球团基本上坚持原稀土精矿的矿藏组成，其首要矿藏有独居石、氟碳铈矿、赤铁矿（Fe2O3）、磁铁矿（Fe3O4）、萤石（CaF2）和重晶石（BaSO4）等。 高温焙烧的高碱度稀土精矿球团的矿藏组成与低温固结球团有所不同，首要原因是在高温焙烧条件下，球团内部发作了一些物理化学变化，其矿藏组成首要有赤铁矿（Fe2O3）、铁酸钙（CaO·Fe2O3）、萤石（CaF2）和重晶石（BaSO4）、晶石（3CaO·CaF2·SiO2）和铈针石（Ce2O3）等。铈针石的呈现显然是在焙烧进程中由独居石和氟碳铈矿发作分化发作的。而高碱度（CaO/SiO2＞1.87）和高温（1100～1200℃）焙烧是发作铈针石的必要条件。高碱度高温焙烧的稀土精矿球团，对出产优质稀土精矿渣和冶炼稀土硅铁合金非常有利，在工业出产中应予推行。 二、稀土精矿球团脱铁除磷  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。下面要点介绍电弧炉脱铁除磷制备稀土精矿渣的工艺和原理。 （一）稀土精矿球团电弧炉脱铁除磷的工艺  使用电弧炉进行稀土精矿脱铁除磷制备稀土精矿渣，具有工艺简略、操作便当、设备使用率高级长处，因而在工业出产中选用。其工艺流程如图3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。罐内渣铁通过8h以上的停止冷却，即可彻底别离，留意不可将高磷铁混入渣中。图3  电弧炉制备稀土精矿渣的流程示意图 （二）稀土精矿球团脱铁除磷的基本原理  中低档次稀土精矿球团电弧炉脱铁除磷，所用的复原剂首要是碳。在电弧炉冶炼温度条件下，碳能够复原铁、锰、磷、铌和钛等氧化物，但不能复原稀土氧化物，稀土氧化物仍坚持原形状留在渣中。 因为焦炭密度远比熔渣小，冶炼时焦炭易于漂浮在熔渣的表面，即便加强拌和，熔渣与焦炭之间的触摸也不抱负。因而复原的动力学条件不充分。另外用碳彻底去除较难复原的氧化物如TiO2等也有困难。为改进复原条件，在实践出产中配入必定量硅铁作辅佐复原剂，硅铁的复原效果优于焦炭，但因为报价昂贵，用量过多将导致稀土精矿渣的造价添加和部分稀土的被复原，在保证稀土精矿渣质量的前提下，应尽或许少用硅铁。 铁氧化物的复原  铁氧化物的复原是逐级进行的，用碳或硅均可使铁氧化物按Fe2O3→Fe3O4→FeO→Fe次序复原成铁。在实践出产中，铁的复原速度非常快，用压缩空气拌和10min，熔渣中含铁量可由10%降至0.5%以下。因为反响进程有CO气体逸出，起到了辅佐拌和的效果，有利于加快复原进程。 磷氧化物的复原  稀土精矿中的磷土首要以碳酸盐的状况存在，如独居石（CePO4），磷酸钙（3CaO·P2O5）、蓝铁矿（3FeO·P2O5·H2O）等。在电弧炉冶炼条件下，有SiO2和CaO参与时，独居石将发作分化[反响式（1）]生成的P2O5被碳[反响式（2）]或硅复原[反响式（3）]。 2CePO4＋3CaO＋2SiO2＝3CaO·Ce2O3·2SiO2＋P2O5     （1） P2O5＋5C＝2P＋5CO↑                             （2） 2P2O5＋5Si＝4P＋5SiO2                            （3） 在1200～1500℃时，磷酸钙能够被碳复原： 3CaO·P2O5＋5C＝3CaO＋2P＋5CO↑                  （4） 在SiO2存在时，磷酸钙将发作分化： 2（3CaO·P2O5）＋3SiO2＝3（2CaO·SiO2）＋2P2O5     （5） 硅复原铁氧化物及其他氧化物发作的SiO2能促进磷酸盐的分化，然后加快了反响进程。 当稀土精矿球团含铁量较低时，参与少数生铁，使复原发作的磷溶解于铁中，构成安稳的Fe3P相。 锰氧化物的复原  锰氧化物与铁氧化物的复原相同都是逐级进行的。但锰对氧的亲和力，且在稀土精矿中锰的含量远比铁的含量低，复原的热力学条件较差，因而锰氧化物比铁氧化物较难复原。用碳复原锰的高价氧化物为贱价氧化物在较低的温度下就能进行，碳和硅复原MnO的反响拜见反响式（6）和反响式（7）。 （MnO）＋C＝[Mn]＋CO↑     （6） 2MnO＋Si＝2Mn＋SiO2     （7） △G0＝－123090＋18.79T 渣中SiO2能与MnO反响生成难复原的MnSiO3，因而参与适量的CaO能够促进MnSiO3的分化，然后增大熔渣中MnO的活度。 MnSiO3＋CaO＝CaSiO3＋MnO     （8） △G0＝－75470－5.31T 稀土精矿球团脱铁除磷进程中锰的复原率能够到达80%以上。 钛氧化物的复原  白云鄂博稀土矿因为其含钛量相对较高，冶炼用于球铁的稀土硅铁合金时，要求精矿渣含钛量越低越好，因而稀土精矿在脱铁除磷进程中下降其渣的含钛量也是一项重要的内容。 TiO2是很安稳的氧化物，用碳复原TiO2[反响式（9）]，开端温度为1684℃，这在电弧炉冶炼温度条件下是适当困难的。但假如在炉料中参与硅铁，用硅复原[反响式（10）]，该反响能够顺利进行。 1/2 TiO2＋C＝1/2 Ti＋CO↑     （9） △G0＝－341290－174.05T [RESi]＋[Si]＝[RESi2]          （10） （三）脱铁除磷进程的配料核算  稀土精矿球团脱铁除磷制备稀土精矿渣进程中，各种质料的入炉配比有必要通过精确的核算，所用质料要进行化学分析。当稀土精矿球团中铁、磷、锰、钛悉数为碳复原时，则焦炭量可按下式核算。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－别离为稀土精矿球团中依据化学分析数据换算出的含铁、锰、磷、钛元素，%。 在实践出产中，为了简化核算进程，焦炭参与量可按下列经历公式核算： 1.2Q（0.58Fe＋0.32P）     （12） 式中：      C－焦炭入炉量，kg；      Q－稀土精矿球团入炉量，kg；      Fe、P－别离为稀土精矿球团中含铁、磷量，%。 为了进步铁、锰和钛等的复原率，可向炉内参与占稀土精矿球团总量2%～3%的75硅铁。假如稀土精矿含铁量低于6%，能够参与占稀土精矿球团量2%～5%的生铁或废钢。 （四）稀土精矿球团脱铁除磷进程的操作  首要依据电弧炉容量巨细，断定稀土精矿球团（压块）的参与量，核算出焦炭、硅铁和生铁（废钢）的参与量。电弧炉用低电压起弧后，将准备好的焦炭悉数参与炉内，稀土精矿球团（压块）加到焦炭上面。30min后用高电压送电。电流逐步到达满负荷。随时调查炉内的冶炼状况，在炉料熔化的一起，尽或许把炉料堆向高温区，以加快熔化进程及防止炉料黏结炉衬。 当炉料熔化80%～90%时，向炉内参与硅铁，必要时参与生铁或废钢。留意应尽或许发挥焦炭的复原效果，硅铁参与机遇不宜过早。 炉温操控在1400～1500℃，并辅以适度拌和。当渣中Fe＜0.5%时便能够出炉，稀土富渣和高磷铁在罐内冷却别离。 （五）制备稀土精矿渣的技能经济目标  稀土精矿球团电弧炉脱铁除磷制备稀土精矿渣，一个重要的技能目标是成渣率，即耗费单位稀土精矿球团所产出的渣量。成渣率的凹凸首要取决于稀土精矿球团的磷及锰等元素的含量，也与生成操作有关。白云鄂博低档次稀土精矿球团的成渣率一般为70%～80%。 另一个重要的技能目标就是稀土的回收率，稀土回收率的凹凸归纳反映了出产工艺水平缓操作水平。白云鄂博稀土精矿球团电弧炉脱铁除磷制备稀土精矿渣时，稀土回收率在80%以上。 包头中档次稀土精矿球团和脱铁渣的化学成分举例列于表5，脱铁除磷进程的首要元素在渣和铁相中的分配比例列于表6，出产技能经济目标列于表7。表5  中档次稀土精矿球团和脱铁渣的化学成分  单位：%质料称号REOTFeMnOP2O5CaOCaF2SiO2MgOTiO2BaOAl2O3球团 脱铁渣29.54 34.409.32 0.270.86 0.157.05 0.342.10 2.8023.40 27.688.76 13.360.66 0.870.42 0.146.39 8.231.21 1.39   表6  脱铁除磷进程的首要元素在渣和铁相的分配  单位：%项  目REFePMnTi渣相 铁相 损失率86.00 0 14.002.20 96.50 1.303.15 92.18 4.6712.54 86.73 0.7340.28 59.31 0.41   表7  电炉脱铁的技能经济目标质料耗费/（kg/t渣）电耗/（kW·h/t渣）成渣率/%稀土回收率/%精矿球团焦炭硅铁13501253010207486

  易切削磷青铜概述青铜是一个大品种,包含磷青铜及磷铜。青铜是铜和锡的合金，含锡量约占5%～10%。有时也指铜和铝、硅、铍、锰所组成的二元或多元合金。这些合金又叫作特种青铜。不含锡的青铜又叫作无锡青铜，一般具有高的耐腐蚀性，杰出的润滑性、较高的导电性，还有的是具有杰出的机械性能。锡青铜（锡磷青铜）是我国很早就应用起来的合金，这种合金有很好的铸造性，以及很高的耐腐蚀性。在海水、稀硫酸、溶液，很稀的碳酸钠溶液中化学稳定性很强。用来铸造轴承、泵壳、阀门、齿轮。特种青铜可制造机械零件等。

材料称号 密度 克/厘米3 材料称号 密度 克/厘米3 7铝青铜 7.8 LD7、LD9、LD10 2.8 192铝青铜 7.6 超硬铝 2.85 94、1031.5铝青铜 7.5 LT1特殊铝 2.75 1044铝青铜 7.46 工业纯镁 1.74 铍青铜 8.3 变形镁 MB1 1.76 31硅青铜 8.47 MB2、MB8 1.78 13硅青铜 8.6 MB3 1.79 1铍青铜 8.8 MB5、MB6、MB7、MB15 1.8 0.5镉青铜 8.9 铸镁 1.8 0.5铬青铜 8.9 工业纯钛（TA1、TA2、TA3） 4.5 1.5锰青铜 8.8 钛合金 TA4、TA5、TC6 4.45 5锰青铜 8.6 TA6 4.4

根据矿石品位不同可分为富矿和贫矿，一般富矿指含铁量在60%以上，25%-60%之间的称为贫矿，我国铁矿石储量丰富但有近80%属于贫矿，开采难度大成本高。铁矿石是我国钢铁工业的主要原料，国内钢铁行业的快速发展带动了铁矿石的旺盛需求。近年来，我国钢铁工业快速发展，钢铁产量先后突破2亿、3亿、4亿吨，2007年达到4.89亿吨，到2008年中国成为世界上首个年粗钢产量超过5亿吨的国家，2009年我国钢铁行业粗钢产量达到5.678亿吨，同比增长13.5%，但是从我国已查明的铁矿资源自然丰度上看，品位低，平均品位31-32%，低于世界平均水平11个百分点，97%以上是难于直接利用的贫矿，开采难度较大。而我国铁矿石储量2002年为578.72亿吨，仅占世界总量的18.67%，我国钢铁产量已经占到世界总量的40%以上。由此可见，我国铁矿石资源在总量、质量上相对不足、无法独立支撑国内庞大钢铁工业的快速发展。钢铁工业的快速发展带动了铁矿石旺盛的需求，2009年我国进口铁矿石达到6.3亿吨，近期市场价格暴涨，目前已经上涨至135美元的协定价，现货价最高更是逼近200美元，虽然国内大量资本进入铁矿石开采业，我国的铁矿石供应量快速增加。但铁矿石属于不可再生的矿产资源，虽然新增产能在暴力的刺激下大量增加，但与此同时，许多矿井也在不断枯竭。高磷赤铁矿是我省乃至我国潜在的优势矿产，广泛分布在鄂西、湖南、重庆、云南等地。已探明储量100多亿吨，远景资源量200亿吨以上。我省已探明储量近22亿吨，广泛分布在宜昌西部和恩施州。由于矿石含磷量高，有用矿物粒度细，选矿脱磷难度大成本高，极大的限制了该类铁矿石的工业利用。高磷赤铁矿提铁脱磷技术长期以来一直是国际国内冶金选矿技术攻关难题。目前除少量零星高磷赤铁矿开发利用于水泥配料外，基本处于闲置状态。中南选矿专家专利技术-高磷鲕状赤铁矿脱磷技术：中国高磷铁矿的探明储量高达几百亿吨，其潜在的经济价值达10000亿美元。高磷铁矿具有以下特点：(1)品位高。一般在45%以上。(2)堪布粒度细，复杂难处理。镜下显微结构表面，赤铁矿堪布粒度在40微米以下占80%以上。(3)含磷较高。含磷在0.5以上。传统处理方法有物理选矿、化学选矿、冶炼脱磷、磁化焙烧和生物脱磷等，化学选矿、冶炼脱磷、磁化焙烧存在着生产成本高、污染环境等问题;生物脱磷尚处于实验室研究阶段;物理选矿，能耗小，成本低，但是铁精矿品位不高，有害杂质磷含量较高。本研究所对云南某处高磷铁矿，原矿含磷1.2%，含铁46.5%，含硅12.3%，进行了反浮选试验研究，取得了以下指标：铁精粉58%，含磷0.10%，回收率85%。

磷脱氧铜 英文是什么?磷脱氧铜英文:BSC106 DINSF-Cu磷脱氧铜焊接性能和冷弯性能好，一般无“氢病”倾向，可在还原性气氛中加工、使用，但不宜在氧化性气氛中加工、使用。TP1的残磷量比TP2少，故其导电、导热性较TP2高。TP1和TP2主要以管材应用，也可以板、带或棒、线供应。用作汽油或气体输送管、排水管、冷凝管、水雷用管、冷凝器、蒸发器、热交换器、火车箱零件。化学成份： 　　铜+银 Cu+Ag：≥99.85 　　锡 Sn ：≤0.01 　　铅 Pb：≤0.005 　　磷 P：0.013～0.050 　　镍 Ni：≤0.01 　　铁 Fe：≤0.05 　　锑 Sb ：≤0.002 　　硫 S ：≤0.005 　　砷 As ：≤0.005 　　铋 Bi：≤0.002 　　氧 O：≤0.01 　　注：≤0.15(杂质) 　　●力学性能： 　　抗拉强度 σb (MPa)：215～275 　　伸长率 δ10 (％)：≥25 　　硬度 ：55～100HV 　　注 ：带材的室温拉伸力学性能 　　试样尺寸：厚度≥0.3 　　状态：磷脱氧铜带材(1/4硬,≥0.3mm)TP1磷脱氧铜焊接性能和冷弯性能好，一般无“氢病”倾向，可在还原性气氛中加工、使用，但不宜在氧化性气氛中加工、使用。TP1的残磷量比TP2少，故其导电、导热性较TP2高。TP1和TP2主要以管材应用，也可以板、带或棒、线供应。用作汽油或气体输送管、排水管、冷凝管、水雷用管、冷凝器、蒸发器、热交换器、火车箱零件。磷脱氧铜 BSC106 DINSF-Cu 纯铜 红铜的化学成分、性能与应用 红铜主要牌号有：T1；T2；TU1；TP2等。 红铜即纯铜，又名紫铜，具有很好的导电性和导热性，塑性极好，易于热压和冷压力加工，典型牌号 化学成分，% Cu+Ag P Bi Sb As Fe Ni Pb Sn O T1 99.95 0.001 0.001 0.002 0.002 0.005 0.002 0.003 0.005 0.02 T3 99.7 - 0.002 0.002 - - - 0.01 - - TP2 [C12200] 99.9 0.015-0.040 - - - - - - - - TAg0.1 Cu 99.5 Ag 0.06-0.12 0.002 0.005 0.01 0.05 0.2 0.01 0.05 0.1 电火花专用电蚀铜 牌号 产品名称 特性 应用 T1 纯红铜 高纯度、组织细密，含氧量极低，无气孔、沙眼，导电性能佳，电蚀出的模具表面光洁度高。经热处理工艺，电极无方向性，适合精打、细打。 密度：8.9g/cm3 电导率≥58.5MS/m 硬度:≥85.2HV 冲压模、塑胶模、橡胶模、压铸模、拉链模等 TAg0.1 银铜电极 电蚀速度快、高精度、低损耗、精加工与细加工可一次完成，是精密制模的理想材料。 密度：8.91g/cm3　电导率≥56.8MS/m 硬度:≥99.3HV 三宝红铜 C11OO JIS H3100 主要化学成份： Cu铜 P磷 Ni镍 Si硅 Fe铁 Zn锌 Pb铅 Sn锡 S硫 Ag银 99.96 0.0007 0.0002 0.0004 0.0008 0.0009 0.0001 0.0001 0.0009 0.0010 技术参数：电导率%IACS 密度g/cm3 软化温度℃ 晶粒度 硬度HV R角 ≥90 8.9 260 0.075 80 0.5 磷脱氧铜 BSC106 DINSF-Cu 纯铜更多有关磷脱氧铜 英文请详见于上海 有色 网

 锡磷青铜简述　　磷铜是一大类，包含了锡磷青铜的 　　锡磷青铜有更高的耐蚀性,耐磨损,冲出时不发生火花。用于、中速、重载荷有轴承，作业最高温度250℃。具有主动调心对偏斜不灵敏，轴承受力均匀承载力高，可一起受径向载荷，自润滑无需保护等特性。 　　锡磷青铜是一种合金铜，具有杰出的导电功能，不易发热、确保安全一起具有很强的抗疲劳性。 　　锡磷青铜的插孔硬连线电气结构，无铆钉衔接或无冲突触点，可确保触摸杰出，弹力好，拨插平稳。 该合金具有优秀有机械制作功能及成屑功能，可使零件制作进程敏捷缩短了制作时刻。

硅锰磷分析仪硅锰磷分析仪具有国内领先水平自动分析仪，由上海科果仪器有限公司自主研发生产，能在90秒内（不包括溶样时间）完成钢、铁、合金钢、合金铸铁、不锈钢、 有色金属 等材料中Si、Mn、P、Cr、Mo、Cu、Ni、Re、Mg、Ti等元素中任意1～3个元素质量分数的同时测定。硅锰磷分析仪主要特点： 　　国内首创、独家专有;采用品牌电脑控制程序，硬件高度集成化，操作人性化，使用简单方便;软件功能齐全，全中文操作;零点满度自动跟踪，工作曲线自动旋转，k、b、R、C等参数自动显示并可修改;工作曲线可自动和手工建立，并且可直观显示，方便查看及修改;室温显色,显色液稳定，室温小于15℃，仪器内的恒温装置自动工作,从而保持仪器内的温度在15～40℃之间，显色液无需直接加热;试剂用量少，分析成本低;试剂定量加液器等计量器元件结构合理，采用标准模具生产，计量精度高;试剂分液均自动加入，分液精度高;测量范围广，采用高精度A/D卡进行数据处理，同时采用多种数据模型供选择进行线性和非线性数据处理，确保高、中、低各区域曲线建立和数据处理 ;测试材料种类多，采用经典的化学方法，可以测定高、中、低合金钢、比锈钢、普碳钢、高锰钢、生铁、球墨铸铁、高、中、低合金铸铁及 有色金属 ;每个元素通道可建立无数条工作曲线,可任意贮存和使用;百分含量电脑数显，并可打印，软件具有大容量数据库，原始实验数据可永久保存;仪器荣获多项国家专利保护;试剂在全封闭管道内运行，无有害气体，无污染;只要一个母液，1-3个元素即可同时分析 .仪器介绍硅锰磷分析仪根据不同的化学工艺可快速、准确测定钢铁、铜合金、铝合金等不同材质中的硅、锰、磷、镍、铬、钼、铜、钒、钛、稀土总量、镁、铁、锌、铅、铝等元素。（任选三个元素）测量范/围可根据用户需求而定。该仪器T/A转换精度高，设有灵.主要技术指标：测量范围：Si:0.10%～6.00% Mn:0.05%～25.00%P:0.005%～1.00% Cr:0.10%～25.00%Mo:0.10%～5.00% Ni:0.10%～20.00%Cu:0.05%～1.00% Ti:0.01%～6.00%　 Re:0.01%～0.10% Mg:0.01%～0.10%分析方法：光电比色法（机外溶样）分析时间：90秒左右（不包括溶样时间）数据显示及输入方式：电脑数显，打印机打印测试数据分析精度：符合国家标准数据处理摸式：一点法、多点法曲线贮存：每个元素通道可贮存无数条工作曲线电源：220V±10% 50Hz±2%更多硅锰磷分析仪请详见于上海 有色 网 

锰及其化合物应用于国民经济的各个领域。钢铁工业用锰量占90％一95％，首要作为炼铁和炼钢进程中的脱氧剂和脱硫剂，以及用来制作合金。 跟着我国钢铁工业出产的开展和锰系产品出口的添加，锰矿石的消费量也逐步添加，进口矿石所占的比重越来越大，2002年进口锰矿石初次打破 200万t，占我国总锰矿石消费量的45.81％，如按锰金属量计算，因为进口矿石档次高于国产锰矿石，进口矿的锰金属已超越 了国内锰金属量耗费总量 的50％，国内矿石直销的缺口越来越大。因而，在充分运用国外资源的一起，加速国内锰矿资源的勘查力度、进步勘查深度、大力研讨锰矿加工及除杂(磷、硫)技能显得十分必要。 我国锰矿石中磷的含量较高，P／Mn平均在0．01左右，而冶金用锰矿石要求 P／Mn 我国高磷贫碳酸锰矿石首要散布在湘、黔、川3省接壤地带，包含湖南花垣锰矿、贵州松桃锰矿、四川秀山锰矿等，总储量约为 1亿 t，这类型锰矿含 P0.24％ 左右 ，Mn 18％一19％，P／Mn为 0.01左右。 磷是钢铁冶炼进程中的首要有害元素之一。冶 金用锰矿石中含磷量过高会直接影响钢铁的品种与 质量。结合高磷锰矿石的归纳运用，研讨经济有用的脱磷技能是很重要的课题。 一、高磷锰矿石脱磷技能现状国内外针对不同的矿石性质，进行了较为深化的锰矿石脱磷工艺研讨。首要办法有：强磁选一反浮选、强磁选一焙烧、强磁选一黑锰矿、复原一浸、微生物脱磷。 （一）强磁选一反浮选反浮选仍然是 现在最首要的锰矿石脱磷办法。为了下降反浮选本钱或进一步下降含磷量，磁选一反浮选联合脱磷已显现出优势。锰矿反浮选脱磷中一般用氧化石腊皂为捕收 剂，以NaOH、Na2SiO3、Na2CO3为调整剂，淀粉为抑 制剂。一起，添加运用 GY—l药剂，GY—l是在 DC一854药剂基础上改制的一种高效、无毒、无腐蚀、运用方便的阴离子表面活性剂，在反浮选中不只具有杰出的选择性涣散作用，并且对改进产品质量具有显着成效。鄂西某地的高磷菱锰矿 P／Mn为0.046，经脱泥、强磁选、1次反浮粗选脱磷和 3次泡沫再选分级脱磷，可取得 P／Mn为 0.002，锰档次为78.87％的终究锰精矿目标。 （二）强磁选一焙烧湘潭锰矿属低铁高磷贫碳酸锰矿床，其含磷矿藏为胶磷矿，赋存于粘土类矿藏中。碳酸锰为弱磁性矿藏，粘土类矿藏为非磁性矿藏，运用其磁性差异选用强磁选选别，然后焙烧，可到达富锰降磷作用。湘潭锰矿进行了强磁选接连实验。原矿含 Mn21.95％，粒度 7～10 mm。经 1次粗选和1次精选，取得锰精矿 I含 Mn 27.70％，收回率为 38.5％；锰精矿 Ⅱ含 Mn 23.7％，收回率为 55.94％，总收回率可达 94.44％。磁选锰矿经焙烧后，精矿 I含 Mn42.6％，P／Mn为 0.003 9；精矿 Ⅱ含 Mn 35.03％，P／Mn为 0.0049。（三）强磁选一黑锰矿 湖南花垣锰矿是我国大型碳酸锰矿，其特色是低锰、高磷，矿藏嵌布粒度很细，是一种难选的锰矿石。该锰矿选用了强磁选一黑锰矿法来进行脱磷强磁选一黑锰矿脱磷工艺中，矿石破碎到必定粒度后经粗粒和细粒强磁选机分级选后，脱水进行欢腾焙烧，焙烧产品给入接连浸出机脱磷，终究固液别离得到终究精矿。 该工艺特色在于当选粒度粗、磁选抛尾作用好焙烧温度均匀、焙烧黑锰矿转化率高、酸浸逗留时间短、作业简略。研讨标明接连扩展实验到达了与小型实验相同的成果，归纳精矿产率40.85％，精矿锰档次为 40.15％，锰 收回率达 82.071％，磷锰 比为0.003 7。 （四）炉外脱磷炉外脱磷法系将含磷高的锰矿原矿或烧结矿在电炉内炼制成硅锰合金，将火热的合金放至炉外铁水包内，再向其参加脱磷剂，经振动反响而到达脱除合金中的磷。花垣锰矿曾进行过炉外脱磷实验，脱磷率到达76．84％。长沙冶金研讨院用含磷较高的烧结矿炼制成含 0.91％的硅锰合金。经脱磷处理后，合金含磷降至0.19％。该工艺运用了余热，产品本钱添加不多而取得优质的硅猛合金，值得推广应用。（五）复原焙烧一浸该法处理低档次锰矿石在国外已有几十年的前史，20世纪 50年代美国锰化学公司和比利时的Sedema公司建立了处理锰矿石的浸厂，将浸法提锰产品作为出产化学二氧化锰的质料，取得了较好的作用。我国自20世纪 80年代开端了浸法提锰的实验研讨，1983年，贵州遵义铁合金科研所提出了用复原焙烧一浸法处理贵州松桃高磷锰矿的计划。1984年，湖南省冶金材料研讨所也报道了用浸法 处理花垣高磷锰矿石的开始实验成果。贵州松桃高磷锰矿运用复原焙烧一浸法脱磷，其工艺进程包含矿石的碎磨，焙烧，浸出，固液别离，从浸出液中收回锰，以及溶剂的再生循环运用等工序。锰的浸出率为73.2％～89．6％，产品含锰70％～72％，产品含磷小于0.02％ 。 （六）微生物脱磷生物技能是开展速度较快的新兴产业之一。生物技能以其低能耗、无污染等特色逐步显现其强壮的优势。在自然界，60多种元素的散布与微生物有关，微生物参加了 S、Fe、C、N、P、Cu、Si、Mn等多种元素的涣散一氧化一复原。微生物法处理废水 ，除掉其间的磷已获成功，这标明微生物有脱磷才能。近年来，运用微生物处理矿产资源的研讨十分活泼。现已发现很多种细菌、真菌、放线菌都具有脱磷作用。它们首要经过代谢产酸下降系统的 pH值，使磷矿藏溶解而进入液相。一起，代谢产酸还会与 Ca2＋、Mg2＋、Al3＋等离子构成络合物，然后促进磷矿藏的溶解。研讨标明，有的细菌具有过量摄磷的特性，这也是微生物脱磷的机理之一。微生物脱磷的国内外研讨进展见表1。二、高磷锰矿石脱磷技能展望现代工业技能的开展，有必要遵从资源归纳运用程度高、环境污染程度低、契合建造节约型社会的科学开展观。对高磷锰矿石脱磷技能的研讨，应当在有用的脱磷技能上，特别注重进步锰的收回率，下降工艺进程中的能耗和用水量，下降各种化学试剂的耗费，尽或许完成工艺进程的无害化，不形成环境污染。已有的研讨中，反浮选耗水量大，磨矿进程耗费很多动力，一起要运用多种浮选药剂，强磁选一焙烧要求矿藏有较好的单体解离，对固熔体矿藏分选作用差。强磁选一黑锰矿法工艺流程长，操作冗杂。炉外脱磷工艺需在高温下进行脱磷，操作不方便。综观高磷锰矿石脱磷的研讨成果，与现代工艺要求比较切合的看来是复原焙烧一浸法与微生物脱磷技能。比较而言，微生物脱磷技能更具优势，值得深化研讨与注重。微生物脱磷技能的研讨应注重以下几个方面： (一)挑选脱磷微生物时，以其是否具有产酸代谢和积累磷的生化特征为标准打开。进行矿石脱磷时，促进这两个进程的进行是强化脱磷作用的要害； (二)脱磷微生物的品种繁复，分化机制不尽相同且较杂乱，虽有一些研讨，但没有深化，脱磷机理需求进一步清晰；(三)脱磷微生物的遗传稳定性差，应着眼于寻觅稳定性好的微生物。关于一些具有优秀性状的脱磷微生物要不断进行挑选和复壮，以进步其脱磷才能；(四)要使脱磷微生物更好地习惯高磷贫碳酸锰矿石所供给的环境，如增强微生物抗氟离子和或许存在的重金属离子的才能，进步其数量和活性；(五)脱磷微生物大多属异养菌，寻觅廉价的有机碳源(如碳水化合物)能够进步该技能经济性。

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]

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