三氧化钼的熔点，沸点均较低，其熔点为795℃沸点为1155℃。三氧化钼在熔化前就已开端提高，当温度达900~1100℃时，蒸腾已适当快。气相的三氧化钼是以重聚合分子（MoO3）3状况存在。纯三氧化钼随温度改变，其蒸汽压的改变见下表。   表  温度与三氧化钼蒸汽压联系  温度（℃）600610625650720750800蒸汽压（Pa）0.001.202.406.6779.99233.311346.55温度（℃）8509009501000105011001150蒸汽压（Pa）3119.747186.0614012.1426504.4138436.7363487.94101324.7       液态三氧化钼上面的蒸汽压与温度之间联系，可用如下方程式表明： LgP（MoO3）3＝-1024580+1101.2T   式中P——（MoO3）3蒸汽压（Pa）；T——标定温度（K）。     此刻，蒸腾热△H蒸＝147KJ/mol，蒸腾熵△S蒸＝103J/mol。     纯三氧化钼的蒸腾速度随气流温度，速度而改变。即与重聚分子（MoO3）3从液面迁移出的速度相关。当气流速度在0.2~0.3cm/s时，气流温度为900℃，纯三氧化钼蒸腾速度为12.3kg/（m2·h），气温升至1100℃后，蒸腾速度骤升至110kg/（m2·h）。     提高法出产高纯三氧化钼的质料是工业钼焙砂，其间含有不少杂质，它们混入液体三氧化钼内，将下降三氧化钼的蒸汽压，因此下降三氧化钼的蒸腾速度。杂质含量愈高，影响愈显着。同一质料随蒸腾的继续进行，剩余物中杂质比率也显着加大。所以，出产实践中三氧化钼蒸腾速度也在逐步下降。在1000℃和气流速度2.3cm/s条件下，三氧化钼从含MoO348%~50％的钼焙砂中蒸腾速度仅为10~20kg/ (m2·h）。     钼焙砂所含杂质都是随钼精矿带入的。它们包含：氧化钙、氧化镁、氧化铁、氧化铅、氧化铜、氧化锌及二氧化硅等。对三氧化钼蒸腾速度影响最大的是那些能生成安稳钼酸盐并在提高温度（950~1100℃）下也不分化的钙、镁、铅、铁的氧化物杂质。明显，这些钼酸盐中的钼是无法提高出三氧化钼。至于氧化铜、氧化锌与三氧化钼生成的CuMoO4、ZnMoO4在≥900℃后就已分化；二氧化硅与三氧化钼间不发生化学反响。而PbMoO4不只储留了MoO3并且由于它的沸点为1060℃与MoO3明显提高温度共同，在1000~1100℃时，蒸汽压也适当可观，会随三氧化钼一起蒸腾进人高纯三氧化钼产品。所以，对用于提高法出产高纯三氧化钼的钼焙砂含铅量要求较严。当含量较高时，应严格操控提高温度，不该高于1000℃。可是，不论是否参予三氧化钼的反响，一切杂质都会影响三氧化钼的提高速度。[next]     美国克莱迈克斯选用含Mo56％、Cu0.16％、Fe 0.38%、SiO24.5％、A13O3 0.28％、CaO0.06%、Pb0.04％高质量钼精矿，经焙烧成含三氧化钼约90％的钼焙砂作质料，用电炉加热到1100~1200℃，并不断送入空气，提高的三氧化钼由空气带入收尘体系搜集，所得产品纯度可达99.9％，乃至高达99.975%MoO3。松装密度约0.2g/cm3。但质料中三氧化钼提高率仅60%~65％，余下的炉渣往往还含20%~30％未提高的MoO3被送去由湿法收回或冶炼钼铁。     前苏联在提高工艺中操控气流中MoO3浓度≥0.05g/L，气流速度7~14cm/s，温度＞690℃，出产出高松装密度0.8~1.2g/cm3的高纯三氧化钼。提高用电炉常有接连与间歇两种。 美国的一些厂商往往选用环形旋转炉底能接连出产的电炉，如下图。   图  电提高炉示意图       为防剩余物料烧结，炉底铺有一层石英砂。在炉上部径向摆放有硅碳加热电极。钼焙砂不断参加电炉炉底上，一边焙烧一边浸透石英层构成固定炉床，空气按要求的流速从炉底流过，带走已提高的三氧化钼，经过总集气管，表面冷凝体系，进入空气集尘器，高纯三氧化钼产品在此与空气别离。电炉由电极加热至1000~1100℃，并不断旋转。钼焙砂随电炉旋转一周后，其间三氧化钼已提高60％~65％，剩余炉料被螺旋耙料机从炉底卸出，并由给料器补加新的钼焙砂。被卸出的残渣还含有20%~30％的三氧化钼，往往经过浸收回，也有送去冶炼钼铁。此种电炉昼夜可出产3.75t高纯三氧化钼。     奥地利普兰杰厂出产规模较小，所以选用小型间歇式电炉提高三氧化钼。他们将钼焙砂与石英砂的混合物装入石英坩锅中，再放入与地表成35℃的旋转电炉内。歪斜增大了炉料的蒸腾面积，通入坩锅的空气将三氧化钼蒸汽带走。经电炉上通风罩由抽风机抽到带滤器中。     提高法出产高纯三氧化钼，工艺简略，产品纯度高。可是，对质料质量要求高，产品钼收回率低。

高纯三氧化钼中MoO3的分量百分含量一般为99.8%~99.99%，它是制取金属钼粉的根本质料，也可作高纯试剂的质料。出产高纯三氧化钼的根本质料是钼焙砂——工业三氧化钼粉。     由钼焙砂出产高纯三氧化钼粉，有两条截然不同的工艺道路：一条习惯上称湿法——由焙砂经浸，湿法提纯净化，出产成仲钼酸铵粉，仲钼酸铵经加热解离，驱逐净气而获高纯三氧化钼；另一条习惯称火法—由钼焙砂直接加温，钼焙砂中杂质残留在焙烧渣中，而大部分三氧化钼经提高，再结晶而净化，生成高纯三氧化钼粉。     火法，湿法都可出产出纯度很高的产品，常见标准见下表。       表  高纯三氧化钼质量标准  供应商        含量 元素克莱麦克斯标准   1971年典型分析规范MoO399.9599.95Al0.00100.0025Ca0.00100.0025Cr0.00050.0015Cu0.00100.0025Fe0.00100.0030Pb0.00200.0040Mg0.00050.0010Ni0.00050.0010Si0.00900.0140S0.00150.0300Sn0.00500.0100Ti0.00050.0010

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。

同钼铁相同，氧化钼块常被用作钢铁的钼合金添加剂．它用钼焙砂作质料，只需成型加工即可用之出产，比钼铁的钼回收率高、加工费低。在西方国家，它已逐步替代钼铁，比钼铁使用更广泛，所占份额也更大。见表1。   表1  美国氧化钼和钼铁产值及份额  年份（年） 类别19801981198219831984氧化钼产值（t）1636616393806979187361钼铁产值（t）36083304170115431169氧化钼产值/钼铁产值（倍）4.55.04.75.16.3        钼铁与氧化钼在各种使用领域内份额见表2及表3。   表2  1974年美国氧化钼与钼铁分配状况  名 称 耗费（%） 品 名合金钢低合金高强度钢不锈钢工具钢铸铁高温特殊合金其他合金产品金属钼化学品其他工业氧化钼90.785.479.373.323.736.96.0 66.071.2钼  铁8.513.719.625.273.818.976.2  17.0其  它0.80.91.11.52.544.217.8100.034.011.8合  计100.1100.0100.0100.0100.0100.0100.0100.0100.0100.0   表3  日本10个厂商出产钼和氧化钼的状况  年度工厂 品名日重化学工业太阳矿工日本钢管炒中矿业电工日本新金属票村金属工业日本电工钢峙产品华夏工业算计钼铁（%）氧化钼（%）1973钼铁566..0465.0307831379 557211  331020.41氧化钼2129300513902021446210324497613902741291379.591974钼铁4875331371047373 675218  348922.71氧化钼1893300611442131114490112056964112841187577.29       我国却仍以钼铁为主，氧化钼用量很少（表4）。     作为钢铁添加剂的氧化钼往往被制作成钼压块后使用。其产品标准见表5。     我国从1983年到1985年出产钼压块约2500t，首要出产供应商有锦州铁合金厂和上海铁合金厂，还有栾川钼业公司。   表4  我国氧化钼与钼铁产值与份额  年份（年） 品种19831984氧化钼产值（t）738762钼铁产值（t）47085585氧化钼与钼铁产值比（倍）0.160.14 [next]                               表5  氧化钼合金添加剂标准  国家与标准等级Mo含量（%）①≥杂质含量（%）＜或≤②包装CuSPCFeOPbAsSnH2O美国ASTMA146A55.01.00.25   0.05   桶装或压块，10或1kg/块B57.01.00.10       英国55.0~60.00.30.10  1~3    压块日本低碳55.0~61.00.10.05 0.05     压块0.5kg/块25kg/箱高碳53.0~54.00.10.05 8~10     前西德60.0~62.00.20.03~0.090.2~0.04      桶装前苏联KMo-1550.60.150.070.08     桶装10~40kgKMo-2531.20.180.070.10  0.070.07 KMo-3502.40.200.070.12     瑞典57~630.50.010.05      罐装10kg我国YMo-48481.00.100.040.20 0.04 0.050.5压块，桶装。5kg/块30kg/桶YMo-45451.00.150.040.20 0.06 0.070.5YMo-40402.00.800.040.20 0.10 0.100.5   ①前苏联为“≥”，其他为“＞”；②我国为“≤”，其他为“＜”。       从钼焙砂到钼压块是一个单纯压力成型的进程。其出产工艺见下图。 粘结剂一般为沥青，用量很少，不少工艺在选用高压力成型机后只加水甚至不添粘结剂。加水量切忌过大，以焙砂略发潮为限，拌和均匀后成型。   图  钼压块出产流程       压块可大可小，0.5~5kg均有。形状有方有圆，常见多为圆柱体，如日本为￠65 ×60mm圆柱体，重0.5kg，密度2.7g/cm3。国内栾川为lkg重的圆锥台体。

硅钼棒电热元件是一种以二硅化钼为基础制成的耐高温、抗氧化、低老化的电阻发热元件。在高温氧化性气氛下使用时，表面生成一层光亮致密的石英（SiO2）玻璃膜，能够保护硅钼棒内层不再氧化，因此硅钼棒元件具有独特的高温抗氧化性。硅钼棒，分子式：MoSi2 【理化性能】 密度：5.5～5.6g/cm3 抗弯强度：15MPa(20℃) 维氏硬度(HV)：570kg/mm2 气孔率：7.4% 吸水率：1.2% 热伸长率：4% 辐射系数：0.7～0.8(800～2000℃)根据加热设备装置的结构、工作气氛和温度，对电热元件的表面负荷进行正确地选择，是硅钼棒电热元件的使用寿命的关键。硅钼棒电热元件产品广泛应用于冶金、炼钢、玻璃、陶瓷、耐火材料、晶体、电子元器件、半导体材料的研究、生产制造等领域，特别是对于高性能精密陶瓷、高等级人工晶体、精密结构 金属 陶瓷、玻璃纤维、光导纤维及高级合金钢的生产。硅钼棒中的硅是一种化学元素，它的化学符号是Si，旧称矽。原子序数14，相对原子质量28.09，有无定形硅和晶体硅两种同素异形体，属于元素周期表上IVA族的类 金属 元素。硅也是极为常见的一种元素，然而它极少以单质的形式在自然界出现，而是以复杂的硅酸盐或二氧化硅的形式，广泛存在于岩石、砂砾、尘土之中。硅在宇宙中的储量排在第八位。在地壳中，它是第二丰富的元素，构成地壳总质量的25.7%，仅次于第一位的氧（49.4%）。硅钼棒中的硅名称的由来，来自拉丁文的silex,silicis，意思为燧石（火石）。 民国初期，学者原将此元素译为“硅”而令其读为“xi（圭旁确可读xi音，如畦字）”（又，“硅”字本为“砉”字之异体，读huo）。然而在当时的时空下，由于拼音方案尚未推广普及，一般大众多误读为gui。由于化学元素译词除中国原有命名者，多用音译，化学学会注意到此问题，于是又创 “矽”字避免误读。台湾沿用“矽”字至今。 1787年，拉瓦锡首次发现硅存在于岩石中。然而在1800年，戴维将其错认为一种化合物。1811年，盖-吕萨克和Thénard可能已经通过将单质钾和四氟化硅混合加热的方法制备了不纯的无定形硅。1823年，硅首次作为一种元素被贝采利乌斯发现，并于一年后提炼出了无定形硅，其方法与盖-吕萨克使用的方法大致相同。他随后还用反复清洗的方法将单质硅提纯。硅钼棒在氧化气氛下、最高使用温度为1800℃，硅钼棒电热元件的电阻随着温度升高而迅速增加，当温度不变时电阻值稳定。在正常情况下元件电阻不随使用时间的长短而发生变化，因此，新旧硅钼棒电热元件可以混合使用。

氧化钼铜 CAS号: 13767-34-5 英文名称: COPPER MOLYBDATE 分子式: CuMoO4 分子量: 223.48 MOL File: 13767-34-5.mol 熔点 : 500°C 密度 : 3.4以上信息仅供参考.

(1)用途适用于炼钢和铸铁作为钼元素添加剂。(2)牌号和化学成分见表2-18。氧化钼块的牌号和化学成分牌  号化学成分(质量分数)(％)MoSCuPCSnSbIⅡ≥≤YM055.0一A55．O0.1O.15O.250.040.1O.050.04 YMD52.0一A52O.10O.150.250.050.150.070.06 YM055.0一B55O.100.15O.40O.04O.100.05O.04 YM052.0一B52．OO.15O．25O.50O.D5O.15O.07O.06 YM050.0500.150.25O.50O.05O.15O.07O.06 YM048.048.OO.25O.30O.80O.07O.15O.07O.06注：氧化钼块产品以圆柱形或其他块状交货。每块质量1．0---5.0kg，密度不小于2．5g／cm3，水分不大于0．5％。

氧化钼矿藏中具有一些价值的仅只有钼钙矿、铁钼华和彩钼铅矿。       一、钼钙矿的选别       钼钙矿浮选工艺分作别离浮选与混合浮选两种。       别离浮选是从辉钼矿浮选尾矿中收回钼钙矿的工艺。1950年前苏联И·A·思特里金特等人首要研讨并初次用于巴尔哈什选矿厂，以东科恩拉德硫化钼浮选尾矿中收回钼钙矿。       钼钙矿捕收剂一般用油酸（约100g/t），为一起收回辉钼矿，还须参加火油（200g/t），起泡剂选用二。浮选出产工艺包含粗选、扫选、粗精矿参加水玻璃（1300g/t），经蒸吹（温度85℃下处理30～40min），再过滤、脱药，并用新鲜水调浆后进行四次精选。火油、油酸捕收力较弱，选择性较差，所以泡沫产品中钼钙矿的档次和收回率都较低，无法产出合格的钼精矿，只能获取含钼7.5%～15%、铜2%～3%、钙30%～35%、铁3%～8%、硫4%～6%的钼中矿。该中矿还须经焙烧－浸出提取工艺制成钼酸钙（CaMoO4）后使用。       前苏联矿业研讨所研讨了用烷基硫酸钠作油酸、火油的分散剂。作用见图1及图2。    图1  乳化剂（烷基硫酸钠）对钼钙矿浮选影响    图2  有无分散剂对钼钙矿浮选影响       明显，参加少数分散剂烷基硫酸钠能够进步钼钙矿的收回率和浮游速度。       “别离”浮选无法获合格钼精矿，并且浮选设备增加。为此，前苏联矿业研讨所研讨了“混合”捕收硫化钼与氧化钼的工艺。       “别离”浮选与“混合”浮选动力学曲线比照，如图3及图4。    图3  氧化钼的浮选动力学曲线    图4  全钼浮选动力学曲线       从图可见，“混合”与“别离”浮选工艺目标相同，但浮选速度加速，浮选时刻缩短。明显，硫化钼和氧化钼矿藏可混合浮选而不下降精矿质量。       辉钼矿、钼钙矿混合浮选在1963年进行工业实验。实验在原硫化矿浮选系列上进行，球磨机增加苏打（600g/t）、火油（200g/t），扫选参加油酸钠（100g/t）与硫酸烷酯（10g/t）混合液，粗选、扫选还补加了火油，因油酸钠与硫酸烷酯也具有起泡性，起泡剂二用量减少了50%。蒸吹、精选工艺改变不大。实验证明，混合浮选比“别离”浮选，钼收回率均匀进步5%。       对是否选用混合浮选，首要要看能否获取合格的混合钼精矿，“别离”浮选产出的钼钙矿精矿含钼7.5%～20%，按此核算，混合精矿中钼钙矿部分不能超过钼总量的13%～18%。也就是原矿石中钼钙矿份额不能太高，不然，混合精矿就难以保证质量。       钼矿床中的钼钙矿主要为钼类质同象替代白钨矿（CaWO4）中钨的产品，很少见不含钨的纯钼钙矿。钼进入钨矿藏晶格替代钨，随替代量的增加，构成白钨矿、钨钼矿、钼钨矿、钼钙矿。其晶形与白钨矿、钼钙故相同；浮游功能也与白钨矿、钼钙矿类似。含钼钙矿的钨矿石在浮选中，钼钙矿与白钨矿无法别离，一起进入钨精矿，再经浸出－提取工艺以别离，提纯出钼产品。       二、铁钼华的选别       铁钼华矿石浮选是一个十分复杂的问题。       矿石中，铁钼华与褐铁矿、铁赭石关系密切，呈微粒状浸染。克莱麦克斯的氧化钼就主要与针铁矿，其次为黄钾铁钒共生。这些矿藏性脆，磨矿中易泥化，浸染粒度极细，索尔斯克氧化钼矿石不同粒度铁钼华的散布见图5。    图5  索尔斯克各粒级钼含量       因而，铁钼华选别比钼钙矿还困难，富矿比更小，只能产出低档次中矿，再经浸出－提取工艺制取钼制品。       铁钼华的浮选是在苏打（Na2CO3）介质顶用油酸作捕收剂选别，为收回硫化钼，还要一起增加火油。       前苏联稀有金属科学研讨所索尔库茨克分所提出选别索尔斯克氧化钼的工艺：选用6000g/t苏打、1500g/t油酸、1500g/t火油、100g/t，经一次粗选、一次扫选，成果如下表1所列。   表1  索尔斯克浮选氧化钼成果原矿档次 （%）精  矿尾矿档次 （%）产率（%）档次（%）收回率（%）0.048200.17710.017       油酸的用量（1500g/t）和报价都很高，所以г·A·哈罗和A·Й·扎拉哈尼引荐用氧化白腊作油酸代用品，并在索尔斯克得以使用。       工业实验用粗选、扫选、两次精选工艺增加苏打（2200～3000g/t）、氧化白腊皂（2000～3000g/t）、火油（1500～2250g/t）。对选别含氧化态钼档次≥0.045%的矿石，可获收回率65%～80%、含全钼0.32%～0.52%、含氧化态钼0.3%～0.5%的钼中矿。对选其他含氧化态钼档次＜0.045%的矿石，可获收回率51%～61%、含全钼0.22%～0.28%、或含氧化态钼0.21%～0.27%的钼中矿。       因为铁钼华易泥化、难选，所以浮选的富矿比很低，浮选产品必需再经浸出－提取工艺加工。       对辉钼矿矿床中部分富集的铁钼华富矿，可考虑别离挖掘，直接浸出－提取。克莱麦克斯即对矿床中富氧化钼矿直接浸出出产化工品。栾川三道童钼矿床也有部分富铁钼华产出，尚待研讨开发。

将氧化钼用于如35CrMoA、R102之类的含钼低合金钢冶炼已获得成功，并取得了显着经济效益。 为了进一步探索氧化钼在高合金钢冶炼中的运用可能性，咱们进行了氧化钼用于低碳和超低碳不锈钢冶炼的实验研究工作。 一、氧化钼的物化特性 咱们运用的氧化钼有两种牌号：YMo50和YMo54。这两种牌号的氧化钼含钼量别离为50%和54%，每块分量在1.0～5.0kg之间，比重不小于2.5g/cm2，水分不大于0.5%。 二、氧化钼的热力学分析 就电炉－钢包精粹炉双联工艺而言，冶炼不锈钢的炉料组成一般为钢种回来料、高碳铬铁、低磷回来钢和所需的合金料等。因而，炉猜中有必定量的碳、硅、铁、铬和锰。例如，关于00Cr17Ni14Mo2钢种。其熔清成分要求如表1所示。 表1  00Cr17Ni14Mo2铜部分元素熔清含量要求元素CMnSiCr要求含量（%）0.70～1.50≤1.00～0.4016.50～18.50 氧化钼的主要成分是二氧化钼。当二氧化钼与[Si]、[Mn]、Fe（1）、[C]、[Cr]触摸时所发生的反响及其标准。 自在能改变为： [Si]＋MoO2（s）＝[Mo]＋SiO2（1）………………………………① △G10＝－39814－1.02T 2[Mn]＋MoO2(s)＝2（MnO）＋[Mo]………………………………② △G20＝－35814－4.06T 3Fe（1）＋MoO2（s）＝[Mo]＋2FeO（1）…………………………③ △G30＝23186－22.88T 2[C]＋MoO(s)＝[Mo]＋2CO…………………………………………④ △G40＝70386－66.24T 4/3[Cr]＋MoO2（s）＝[Mo]＋2/3（Cr2O3）…………………………⑤ △G50＝79508－103.88T 别离核算上述五个反响在1400℃、1500℃、1600℃、1700℃、1800℃下的△G°，其成果如表2所示。由表2可知，在炼钢温度下，[Si]、[Mn]、Fe（1）、[C]、[Cr]都能复原氧化钼。跟着温度的进步，这五种元素与氧化钼的反响可能性按下列程序逐渐增大：[Mn]、Fe（1）、[Si]、[C]、[Cr]。 表2  五个反响在不同温度下的△G°值温度（K）16731773187319732073－△G10（4.1868J） －△G20（4.1868J） －△G30（4.1868J） －△G40（4.1868J） －△G50（4.1868J）41520 29022 15092 40434 9428341622 28616 17380 47058 10467141724 28210 19668 53682 11505941826 27804 21956 60306 12544741928 27398 24244 66930 135835 实验在30t电炉和40t钢包炉上进行。 三、实验钢种与实验工艺 （一）实验钢种包含：0Cr18Mo2、0Cr18Mo2Ca、00Cr17Ni14Mo2、00Cr17Ni14Mo2管。这四个钢种的制品Mo规格要求见表3所示。 表3  四个钢种的制品钼规格要求钢    种0Cr18Mo120Cr18Mo2Ca00Cr17Ni14Mo200Cr17Ni14Mo2管制品Mo规模（%）1.00～2.002.00～2.802.00～3.001.80～2.50 （二）实验工艺 对四个钢种，都选用原有的电炉初炼、钢包炉精粹的双联工艺。而且，依据以往的实验经历，在电炉复原期不添加任何复原剂数量。 1、氧化钼参加办法  氧化钼随炉料一同装入料斗。依据炉料的含钼量，总的配钼量在钢种制品规格要求的中限左右。 2、电炉初炼工艺关键  溶化期不得吹氧助溶或长期割料。溶化后期加石灰400kg。炉料全溶后敞开电磁拌和10min，然后取样分析。温度在1600℃以上，双管吹氧脱碳。当碳在0.30%～0.40%之间时，加3～4kg/t及适量C粉、Si－Fe粉进行复原。复原渣转色后取样全分析两次。按分析成果，用Mo－Fe和有关合金调整Mo及有关元素。成份、温度和渣况契合要求后出钢。 3、钢包炉精粹工艺关键  钢包除渣后加石灰200kg，并取样测温。钢液温度1560℃以上时进真空位吹氧精粹。当氧浓差电势和废气温度下降时，参阅总耗氧量决议停氧，并坚持67Pa 5min以上。然后，参加合金和脱氧剂及适量石灰。待钢渣拌和杰出后破真空。在座包位取样分析和测温，并加适量的铝粉或硅－铁粉使炉渣具有杰出的复原性。依据钢种和分析成果，进行成份微调。温度契合要求后吊包浇注。 四、实验成果与评论 （一）实验成果 实验的8炉钢的成果如表4所示。 表4  八炉钢的实验成果初炼炉号精粹炉号钢   种氧化钼参加量（kg）氧化钼理论含钼量（%）实践钢液量（t）制品钼（%）氧化钼的钼回收率（%）电炉内参加钼－铁量（kg）86－1562851－18120Cr18Mo26301.1830.01.2794.29－86－1701851－19550Cr18Ma2Ca9001.6927.622.221006086－1941851－22790Cr18Mo26001.1329.821.38100－87－1903851－23240Cr18Mo25000.9428.821.3795.974206－456051－51500Cr17Ni14Mo2管7001.3529.622.1686.9110006－444051－5020Cr18Mo2Ca9001.7627.922.1483.507006－537051－60800Cr17Ni14Mo211002.1630.122.1380.815006－495051－55100Cr17Ni14Mo212002.3527.622.3597.92－ （二）实验成果的评论 1、氧化钼的钼回收率  由表4可知，随炉料一同装入料斗的氧化钼的钼回收率在80.8%～100%之间，均匀为92.3%。略高于运用钼铁的钼回收率。表5是相同工艺、同一类钢种、选用钼铁配钼的钼回收率统计数据。由表5可得，其钼的回收率在80.16%～100%之间，均匀为91.32%。 表5  运用钼铁的钼回收率（10炉）初炼炉号精粹炉号钢   种钼铁参加量（kg）钼铁理论含钼量（%）实践钢液量（t）制品钼（%）钼铁回收率（%）97－1608951－20230Cr18Mo25001.1128.621.5210095－1523951－18200Cr18Ma2Ca8501.8829.122.892.8096－1339951－15650Cr18Mo24000.8929.921.4310097－676951－8630Cr18Mo2Ca9002.0328.622.2790.8597－669951－8570Cr18Mo24000.9027.621.1482.9396－634951－7430Cr18Mo25001.1829.621.8283.5996－557951－6560Cr18Mo25001.1128.921.3690.9497－436951－5740Cr18Mo26001.4427.621.3180.1696－419951－5070Cr18Mo2Ca9002.0329.122.1691.9296－258951－33000Cr17Ni14Mo25001.1130.122.00100 从表4也可看出，在冶炼进程中不追加钼铁的炉号的氧化钼钼回收率均在94%以上。这说明，氧化钼的钼回收率是比较安稳的。 2、氧化钼的复原  不锈钢炉猜中的铬、硅、碳等元素的很多存在，使得氧化钼在炉料的不断熔化和氧化期温度的不断进步中得到根本复原，这一点从实验炉号的全熔分析和氧化钼分析的成果得到证明，见表6所示。 表6  氧化钼在电炉熔化期和氧化期的复原炉号钢种氧化钼配入量（%）熔清钼（%）氧化钼期钼（%）炉猜中钼钢含钼量（%）86－15620Cr18Mo21.181.321.390.2986－17010Cr18Mo2Ca1.682.102.280.3386－19410Cr18Mo21.131.441.510.3387－19030Cr18Mo20.941.451.510.8006－45600Cr17Ni14Mo2管1.352.162.110.9006－4440Cr18Mo2Ca1.762.242.260.5306－53700Cr17Ni14Mo22.161.891.980.2206－49500Cr17Ni14Mo2管2.352.662.550.06 在复原期，因为氧化钼的比重不小于2.5g/cm2，因而，它是在复原炉渣中或在炉渣表面上被进一步复原的。 3、氧化钼对铬的回收率的影响  钢液含铬量在17%左右和较高的钢液温度为反响⑤的向右进行发明晰很好的热力学和动力学条件。这使铬的回收率受到了必定影响，见表7。 表7  运用氧化钼与钼铁的不锈钢的铬回收率比较类型电炉运用氧化钼的铬回收率（7炉）电炉运用钼铁的铬回收率（10炉）铬回 收率 （%）平   均 最   高 最   低89.62 95.58 82.10平   均 最   高 最   低91.59 98.66 81.15 由表7可知，与钼铁比较，氧化钼的运用使电炉的铬回收率下降了1.97%。因而，加强复原期，特别是出钢前的炉渣的复原是很有必要的。 4、氧化钼中的钼在钢包炉精粹进程中的安稳性  氧化钼一经复原，进入钢液中的钼是适当安稳的。这一点已由钢包炉的精粹进程得到证明。表8是实验炉号的钢种钼在真空吹氧脱碳前后的改变。 表8  实验炉号的钢种钼在真空精粹进程中的改变炉号钢种真空钼含量（%）真空后钼含量（%）真空加合金量（t）851－18120Cr18Mo21.291.281.0851－19550Cr18Mo2Ca2.262.230.9851－22790Cr18Mo21.411.401.0851－23240Cr18Mo21.421.401.1051－51500Cr17Ni14Mo2管2.162.161.1051－5020Cr18Mo2Ca2.182.151.08051－60800Cr17Ni14Mo22.192.141.25051－55100Cr17Ni14Mo2管2.442.361.3 由表8可知，真空精粹前后的钼含量的改变主要是由合金参加引起的。 五、关于冶炼时刻、电耗和钢的含量 （一）实验钢种的冶时和电耗 由实验工艺可知，氧化钼的运用不会影响电炉的冶时和电耗。表9的数据也说明晰这一点。 表9  运用氧化钼与钼铁的电炉不锈钢冶时和电耗比较类  型运用氧化钼的冶时和电耗（7炉）运用钼铁的冶时和电耗（10炉）均匀电耗（KWh/t） 最高电耗（KWh/t） 最低电耗（KWh/t） 均匀冶时（min/炉） 最高冶时（min/炉） 最短冶时（min/炉）536.1 603 433 206.4 261 154588.5 661 482 232.3 283 195 （二）实验钢种的质量 实验钢种的制品化学成份除一炉因设备毛病而导致制品碳超越规格外（851－1812），悉数契合有关规定。 实验钢种的高倍、低倍查验、机械性能等目标悉数契合有关技能要求。 六、经济效益 依据本分厂供给的数据，氧化钼的单价为18706元/t，钼铁的单价为37400元/t（1989年）。 本次实验的钢液总吨位为：231.54t，实验共用去氧化钼6.53t，氧化钼的纯钼量为3.412t。3.421吨纯钼可替代含钼为62%的钼铁为5.577t。因而，本实验可使吨钢炼钢装料本钱下降373.28元/t。 七、结束语 （一）氧化钼在电炉－钢包炉双联工艺条件下，能用于低碳和超低碳不锈钢的冶炼。 （二）在本实验工艺条件下，氧化钼的钼回收率均匀可达92.30%，略高于钼铁的回收率，但使铬的回收率有所下降。有必要加强复原炉渣的复原性。 （三）将氧化钼用于低碳和超低碳不锈钢的冶炼，吨钢装料本钱下降373元，并不影响电炉的冶时和电耗。

三氧化二镍Ni2O3 又称氧化高镍。黑色有光泽粉末。密度4.83。不溶于水，溶于硫酸和硝酸放出氧，溶于盐酸放出氯，也溶于氨水。在600℃时还可还原一氧化镍。用作陶瓷、玻璃、搪瓷的颜料，并用于制镍粉。由温和地加热硝酸镍、碳酸镍或氢氧化镍而得。 硫酸镍溶液与碳酸钠溶液进行复分解生成碳酸镍，经过滤、浓缩、冷却结晶、离心分离、干燥得到干燥的碳酸镍固体，再经煅烧、球磨粉碎，制得三氧化二镍。三氧化二镍制备硫酸镍溶液与碳酸钠溶液进行复分解生成碳酸镍，经过滤、浓缩、冷却结晶、离心分离、干燥得到干燥的碳酸镍固体，再经煅烧、球磨粉碎，制得三氧化二镍。 三氧化二镍用途用作玻璃、陶瓷和搪瓷的着色材料，也用于制造镍粉和磁性体的研究。操作注意事项： 密闭操作，局部排风。操作人员必须经过专门培训，严格遵守操作规程。建议操作人员佩戴防尘面具（全面罩），穿连衣式胶布防毒衣，戴橡胶手套。避免产生粉尘。避免与酸类接触。搬运时要轻装轻卸，防止包装及容器损坏。配备泄漏应急处理设备。倒空的容器可能残留有害物。 　　三氧化二镍储存注意事项： 储存于阴凉、通风的库房。远离火种、热源。应与酸类、食用化学品分开存放，切忌混储。储区应备有合适的材料收容泄漏物。 

西北地区某钼矿为一中型规划储量的含金多金属钼矿床。矿石以氧化矿为主，氧化钼矿藏首要为钼钙矿，少数为钼华，矿石氧化率高达68.5%。硫化钼为辉钼矿。金首要赋存在石英脉矿石中，嵌布特征以微细粒金为主。 矿石组成成分相对简略，有价元素以钼为主，其它非钼硫化矿含量较低。钼矿藏嵌布粒度较粗，单体解离简单，可选性相对较好。矿石中影响金浸出的杂质矿藏含量较低。钼首要用于冶炼钼铁和出产钼化工产品，而这些出产工艺无法收回其间的黄金，并且在出售时钼精矿中的含金不计价[1]，所以该类型矿石有必要在确保钼选别目标的前提下，处理钼矿石中金的归纳收回问题，以更好地使用矿产资源。 一、矿石性质 矿石首要矿藏组成及含量：辉钼矿0.32%、钼华0.13%/钼钙矿0.32%、白钨矿0.17%、黄铁矿0.24%、赤铁矿3.90%、石英57.5%、长石19.6%、方解石1.8%。矿石多项分析成果：Mo0.52%、WO0.08%、Cu0.01%、S 0.42%、TFe 2.12%、SiO271.5% 、A12O3 8.22%、CaO1.86%、MgO0.55%、As0.012%、C固定0.03%。 矿石中钼物相分析成果：硫化钼中钼31.50％，钼华中钼23.24％，钼钙矿中的钼占45.26％ 。 辉钼矿首要与石英亲近共生，其他在黄铁矿中占1.82%，在赤铁矿中占0.55%。氧化钼矿藏首要散布在脉石裂隙中，呈浅黄色或土黄色集合体，大部分坚持辉钼矿晶体外形，呈风化状，易泥化。钼矿藏呈粗细不均匀嵌布，以细粒为主。金以显微金和次显微金为主，首要呈裂隙金和包裹金嵌布于石英脉中，罕见与铁矿藏呈共生联系。 二、选矿实验 实验选用的工艺流程：原矿破碎一棒磨一硫化钼浮选一氧化钼浮选一硫化矿精矿按捺辉钼矿一化浸出一活性炭吸咐。 矿石破碎、挑选性磨矿实验：浮选实验的首要意图是收回钼矿藏，由于矿石中氧化钼呈风化状，易泥化，有必要选用挑选性磨矿办法才尽可能地防止氧化钼矿藏因过磨而泥化丢失。选用惯例破碎设备将样品破坏至－2mm后，进行球磨机、棒磨机的挑选性磨矿比照实验。以0.074mm筛子筛析进行产品的粒度检测，显微镜检测矿藏单体解离度。－10μm粒级进行水力沉降分析，检测因破碎磨矿产生的次生矿泥量。 硫化矿钼金混浮流程实验：进行钼金混浮实验时既要确保硫化钼的的精矿档次，使钼精矿质量到达标准售出[2]，一起又要尽可能地进步钼和伴生金的收回率。为此，进行了硫化矿捕收剂比照实验，以火油为首要捕收剂，辅佐丁基黄药、丁铵黑药等极性捕收剂进行辉钼矿浮选实验[3]。 氧化钼浮选实验：浮选实验断定以碳酸钠为pH值调整剂；改性水破璃为矿泥分散剂和脉石按捺剂，烃基铵RJT为捕收剂进行浮选实验[4]。 硫化钼脱药按捺辉钼矿实验：辉钼矿的天然可浮性非常好，特别是在矿藏表面吸咐捕收剂后可浮性添加，化浸出时彻底浮于矿浆表面。因而，不可能直接对硫化钼金混合精矿化浸出金，有必要脱药和将辉钼矿按捺后才干进行化浸出。化浸出——活性炭吸附：进行化浸出——活性炭吸附条件实验研讨，通过优化实验条件，使金得到较好地收回。 三、成果与评论 （一）破碎、磨矿 氧化钼矿呈土状、贝壳状，质地软、易泥化。实验发现用反击式破碎机粗碎、对辊破碎机细碎对晶体维护较好[4]。将样品破碎到－2mm，进行磨矿细度实验。磨矿细度过粗，有用矿藏解离不充分，导致氧化钼选别目标低，精矿中杂质含量也超支，晦气氧化钼粗精矿进一步化工处理。显微镜下检测成果表明，当磨矿细度到达－0.074mm占65%时，钼矿藏已有95%到达单体解离。实验中发现挑选棒磨机进行细磨，磨矿产品中－10μm次生矿泥量显着低于球磨产品，选矿技术目标显着好于球磨机磨矿。棒磨产品选别目标和球磨相比较，精矿氧化钼档次进步3.5%，钼收回率进步5%；在相同细度下，辉钼矿和金的选别目标相差不大。 （二）硫化矿浮选 选用火油、2#油作为辉钼矿的浮选药剂，用量分别为180 g/t和90g/t。因矿石中首要的硫化矿为辉钼矿，其他非钼硫化矿含量较低，所以能够辅佐用其它极性捕收剂强化辉钼矿和矿石中伴生金的捕收。选用一次粗选、三次扫选、六次精选的工艺流程，进行极性捕收剂的比照实验，实验成果见表1。从极性捕收剂的比照实验能够看出，不加极性捕收剂，钼的收回率较低，金的收回率最低，为了进步金的收回率有必要用辅佐极性捕收剂。在极性捕收剂中，丁基黄药效果较差，丁铵黑药和Y89效果适当，归纳考虑选取丁铵黑药为极性捕收剂，用量为15g/t。 （三）氧化矿浮选实验 以碳酸钠为pH值调整剂，用量为1500g/t；改性水玻璃为脉石矿藏的按捺剂，用量为800g/t；POT为捕收剂，用量为350g/t。选用一次粗选、三次扫选、三次精选、一次精扫选的工艺流程，进行氧化矿浮选实验，实验成果见表2。氧化矿浮选取得到的粗精矿钼档次较低，达不到钼精矿出售档次的最低质量要求，有必要通过化工处理。现一般选用酸法浸出一萃取一反萃一沉积或加碱焙烧水浸一离子交换一酸沉的工艺流程。取得的氧化钼粗精矿经上述两种办法处理，均能取得档次大于52%的钼化工产品。 （四）硫化钼精矿脱药按捺辉钼矿实验 辉钼矿具有天然的可浮性，钼精矿不可能直接进行化浸出，有必要脱药和将辉钼矿按捺后浸出进程才干顺利进行。钼精矿在550℃ 条件下，焙烧3h后能够取得满足的浸出效果 可是，辉钼矿焙烧设备较杂乱，对焙烧产品的质量要求也较严厉，因而在一般状况下不选用焙烧、浸出工艺流程收回金。实验研讨发现，选用、氧化剂等药剂对辉钼矿的脱药效果均较差，而活性炭脱药效果较好。选用颗粒活性炭作为脱药剂和金的吸附剂。脱药实验成果表明，辉钼矿经浮选后，惯例的糊精、木素磺酸钙、羧甲基纤维素等药剂按捺效果较差，在药剂用量较大的条件下，也不能将辉钼矿彻底按捺，总有部分硫化钼上浮悬浮在矿浆中，金浸出率较低。而选用改性淀粉PPG作为辉钼矿按捺剂具有药剂用量小，按捺效果好的特色。在药剂用量为1200g/t的条件下就能将辉钼矿彻底按捺。 （五）硫化钼精矿化浸出实验 辉钼矿选矿富集比较高，钼精矿中金档次较高，而金收回率较低。在将硫化钼精矿脱药及按捺辉钼矿后，进行了浸出条件实验。实验选用NaOH调理pH值为>12，用量为2.8kg/t，浸出时刻36h，液固比3：1，实验成果见表3。钼精矿经化浸出后，金的浸出率为93.2%，活性炭吸附率为97.6%，金浸出吸附率为91.0%，选冶金的总收回率为57.81% 。 四、结 语 （一）自然界中的钼以辉钼矿为主，首要为易选硫化矿。实验样品中的钼以氧化矿为主，钼是矿石收回的主元素。矿石中伴生的金档次较低，以显微金和次显微金为主。选用浮选办法将金富集在硫化钼精矿中，辉钼矿富集比大，钼精矿中金档次较高，但金的收回率偏低。 （二）矿石破碎、磨矿进程中，氧化钼矿应防止过破坏，不然氧化钼收回率会大幅度下降。氧化钼矿收回以浮选为主，所选用的浮选药剂有必要有较好的挑选性。氧化钼粗精矿通过化工处理后，才干取得合格的钼化工产品。 （三）硫化钼精矿因天然可浮性好，不能直接化浸出金，有必要脱药和将辉钼矿按捺后化浸出进程才干顺利进行。活性炭具有脱药和吸附的两层效果。钼精矿经预处理后，得到了较好的金化技术目标。 [参考文献] [1] 林春元.钼矿选矿与深加工[M].北京：冶金工业出版社，l996. [2] 任觉世.工业矿产资源开发使用手册[M].武汉：武汉工业大学出版社.1993. [3] 王淀佐.浮选剂效果原理及使用[M].北京：冶金工业出版社，1982：222. [4] 刘学胜，等.钼氧化矿藏浮选实验研讨[J].有色矿冶，2004(6)：12—14.

三氧化二铝又名活性氧化铝。    活性氧化铝（分子式Al2O(3-x)(OH)2x,0＜x＜0.8)是当前世界上大量使用的无机化工产品之一。由于活性氧化铝具有多孔结构，高比表面积且处于不稳定的过渡态，因而具有较大的活性。在石油化工、化肥工业中，广泛用作催化剂、催化剂载体。活性氧化铝又具有吸附特性，因而用作气体和液体的干燥剂、气体净化的吸附剂、饮水除氟剂、工业污水的颜色和气味消除剂等。当今得到的主要的工业活性氧化铝产品都是靠快速脱水法生产的。活性氧化铝是指经过充分细磨、以原晶尺寸大小1μm的α- Al2O3为基本组成（20%-90%）的煅烧氧化铝。    高性能的活性氧化铝在不定形耐火材料配料中能带来以下好处：提高坯体密度、流动性、强度，提高二次莫来石生成量等，降低加水量和气孔率。此外，活性氧化铝还能做干燥剂，吸水量大、干燥速度快，能再生（400 -500K烘烤)。活性氧化铝属于化学品氧化铝范畴，主要用于吸附剂、净水剂、催化剂及催化剂载体，根据不同的用途，其原料和制备方法不同。    在催化剂中使用的三氧化二铝的通常专称为“活性氧化铝”，它是一种多孔性、高分散度的固体材料，有很大的表面积，其微孔表面具备催化作用所要求的特性，如吸附性能、表面活性、优良的热稳定性等，所以广泛地被用作化学反应的催化剂和催化剂载体。    该纳米氧化铝XZ-L14显白色蓬松粉末状态，晶型是α型。粒径是20nm；比表面积≥50m/g。粒度分布均匀、纯度高、高分散、α-Al2O3，其比表面低，具有耐高温的惰性，但不属于活性氧化铝，几乎没有催化活性；耐热性强，成型性好，晶相稳定、硬度高、尺寸稳定性好，可广泛应用于各种塑料、橡胶、陶瓷、耐火材料等产品的补强增韧，特别是提高陶瓷的致密性、光洁度、冷热疲劳性、断裂韧性、抗蠕变性能和高分子材料产品的耐磨性能尤为显著。由于α相氧化铝也是性能优异的远红外发射材料，作为远红外发射和保温材料被应用于化纤产品和高压钠灯中。此外，α相氧化铝电阻率高，具有良好的绝缘性能，可应用于YGA激光晶的主要配件和集成电路基板中。    了解更多有关三氧化二铝的信息，请关注上海 有色 网。 

三氧化二氯俗称氧化铝概要　　三氧化二铝，刚玉型晶体接近于原子晶体，其它晶型的基本上是离子晶体，熔点为2050℃，沸点为3000℃，真密度为3.6g/cm。 　　三氧化二铝的流动性好，难溶于水，能溶解在熔融的冰晶石中。它是铝电解生产中的主要原料。 　　有四种同素异构体β－氧化铝 δ－ 氧化铝 γ－氧化铝 α－氧化铝 ，主要有α型和γ型两种变体，工业上可从铝土矿中提取。 　　名称 氧化铝;刚玉;白玉;红宝石;蓝宝石;刚玉粉;corundum 　　化学式 Al?O?外观 白色晶状粉末或固体物理属性　　式量 101.96 amu   熔点 2303 K 　　沸点 3250 K 　　真密度 3.97 g/cm3 　　松装密度：0.85g/mL（325目~0）0.9g/mL（120目~325目） 　　晶体结构 三方晶系 (hex) 　　导电性 常温状态下不导电 　　热化学属性 　　ΔfH0liquid −1620.57 kJ/mol 　　ΔfH0solid −1675.69 kJ/mol 　　S0liquid, 1 bar 67.24 J/mol•K 　　S0solid 50.9 J/mol•K安全性　　食入 低危险 　　吸入 可能造成刺激或肺部伤害 　　皮肤 低危险 　　眼睛 低危险 　　在没有特别注明的情况下，使用SI单位和标准气温和气压。 　　氧化铝是铝和氧的化合物，分子式为Al?O?。在矿业、制陶业和材料科学上又被称为矾土。编辑本段应急处理　　隔离泄漏污染区，限制出入。建议应急处理人员戴防尘面具（全面罩），穿防毒服。避免扬尘，小心扫起，置于袋中转移至安全场所。若大量泄漏，用塑料布、帆布覆盖。收集回收或运至废物处理场所处置。用途　　1. 红宝石、蓝宝石的主成份皆为氧化铝，因为其它杂质而呈现不同的色泽。红宝石含有氧化铁和氧化钛而呈红色，蓝宝石则含有氧化铬而呈蓝色。 　　2. 在铝矿的主成份铁铝氧石中，氧化铝的含量最高。工业上，铁铝氧石经由Bayer process纯化为氧化铝，再由Hall-Heroult process转变为铝 金属 。 　　3. 氧化铝是 金属 铝在空气中不易被腐蚀的原因。纯净的 金属 铝极易与空气中的氧气反应，生成一层致密的氧化铝薄膜覆盖在暴露于空气中铝表面。这层氧化铝薄膜能防止铝被继续氧化。这层氧化物薄膜的厚度和性质都能通过一种称为阳极处理（阳极防腐）的处理过程得到加强。 　　4. 铝为电和热的良导体。铝的晶体形态金刚砂因为硬度高，适合用作研磨材料及切割工具。 　　5. 氧化铝粉末常用作色层分析的媒介物。 　　6. 2004年8月，在美国3M公司任职的科学家开发出以铝及稀土元素化合成的合金制造出称为transparent alumina的强化玻璃。 　　资料刚玉粉硬度大可用作磨料，抛光粉，高温烧结的氧化铝，称人造刚玉或人造宝石，可制机械轴承或钟表中的钻石。氧化铝也用作高温耐火材料，制耐火砖、坩埚、瓷器、人造宝石等，氧化铝也是炼铝的原料。煅烧氢氧化铝可制得γ-Al2O3。γ-Al2O3具有强吸附力和催化活性，可做吸附剂和催化剂。刚玉主要成分α-Al2O3。桶状或锥状的三方晶体。有玻璃光泽或金刚光泽。密度为3.9～4.1g/cm3，硬度9，熔点2000±15℃。不溶于水，也不溶于酸和碱。耐高温。无色透明者称白玉，含微量三价铬的显红色称红宝石；含二价铁、三价铁或四价钛的显蓝色称蓝宝石；含少量四氧化三铁的显暗灰色、暗黑色称刚玉粉。可用做精密仪器的轴承，钟表的钻石、砂轮、抛光剂、耐火材料和电的绝缘体。色彩艳丽的可做装饰用宝石。人造红宝石单晶可制激光器的材料。除天然矿产外，可用氢氧焰熔化氢氧化铝制取。 　　氧化铝化学式Al2O3，分子量101.96。矾土的主要成分。白色粉末。具有不同晶型，常见的是α-Al2O3和γ-Al2O3。自然界中的刚玉为α-Al2O3，六方紧密堆积晶体，α-Al2O3的熔点2015±15℃，密度3.965g/cm3，硬度8.8，不溶于水、酸或碱。γ-Al2O3属立方紧密堆积晶体，不溶于水，但能溶于酸和碱，是典型的两性氧化物。 　　Al2O3+6H+=2Al3++3H2O 　　Al2O3+2OH-=2AlO2-+H2O当能源 价格 不断攀升之时，世界各大铝业公司开始把建设铝业生产基地的目光转向电价低廉的中东和非洲。通过降低左右生产成本的电费，确保铝业生产的 价格 竞争力，成为世界各大铝业公司的着眼点。从国内政策面上分析，国家 产业 政策给铝 行业 定位在满足国内需求上，且在对高精尖产品和低技术含量产品在政策上将会有区别。因此，上下游铝企业对于 行业 所出现的政策性和结构性拐点，应着眼于内销 市场 ，扩大铝在国内 市场 的应用；扩大铝应用领域，提高铝应用的附加值、提升技术含量。另外，铝生产企业应该多关注相关 行业 和下游 行业 发展动向，特别是掌握交通运输、电力、包装、家电等 行业 发展趋势，同时加大技术攻关和科技投入。

某储量规划中型的钼矿床，矿体上部以氧化矿为主，下部首要为硫化矿，矿山采矿选用露天结兼并下挖掘方法，现在人选矿石以氧化矿为主。 一、矿石性质 矿石组成成分相对简略，金属矿藏首要是辉钼矿、钼华、钼钙矿、磁铁矿，其次为白钨矿、黄铁矿、黄铜矿、钛铁矿；脉石矿藏首要是石英、长石、高岭石、角闪石，其次为方解石、绿泥石、白云母等；矿石中钼氧化率高，加之泥质矿藏和非钼有色金属矿藏对氧化钼浮选有较大的影响，该矿石属难选钼矿。 原矿多项分析成果(%)为：Mo 0.34、WO0.14、Cu 0.02、S 0.58、Fe 3.36、SiO2 66.8、Al2O311.91、CaO 2.40、MgO 0.61。矿石中首要矿藏组成及含量(%)为：辉钼矿0.18、钼华0.13、钼钙矿0.32、白钨矿0.17、黄铁矿0.42、赤铁矿3.90、石英57.5、长石9.6、方解石1.8。原矿钼物相分析成果见表1。矿石钼氧化率68.5%。首要矿藏嵌布特征为：辉钼矿首要与石英亲近共生，其它在黄铁矿中占1.82% ，在赤铁矿中占0.55% ；氧化钼首要散布在脉石裂隙中，呈浅黄色或土黄色集合体，大部分坚持辉钼矿晶体外形，呈风化状易泥化。矿藏呈粗细不均匀嵌布，以细粒为主；白钨矿与石英共生亲近，罕见与铁矿藏呈共生联系。 二、选矿实验 （一）磨矿细度实验 矿石中氧化钼极易泥化，应选用具有挑选性破磨效果的设备。经比照实验，对辊破碎和棒磨机有利于防止氧化钼泥化而丢失，因而选用挑选性破磨设备进行磨矿细度实验，流程见图1，成果见图2。图2  磨矿细度与硫化钼粗精矿档次、收回率联系图3  磨矿细度与氧化钼粗精矿档次、收回率联系 成果表明，跟着磨矿细度变细，硫化钼精矿档次和收回率升高，氧化钼精矿档次和收回率均有所下降，而磨矿粒度太粗，辉钼矿解离不充分，硫化钼收回率较低，故磨矿细度挑选-200目占70%为宜。 （一）硫化矿浮选 硫化钼浮选选用火油为捕收剂、2#油为起泡剂，经一次粗选二次扫选，粗精矿直接精选五次、中矿次序回来等惯例选钼药剂和工艺流程，成果见表2。（三）氧化钼浮选 以硫化钼浮选尾矿作为氧化钼的浮选给料进行浮选实验，氧化钼矿因可浮性差，与脉石矿藏浮选性质差异小，有必要经过增加选矿药剂改动其可浮性；因而氧化钼矿浮选捕收剂和调整剂的挑选是十分重要的，选用惯例的油酸、731的氧化矿捕收剂，因其捕收功能强，挑选性较差，药剂用量较大，生产成本较高[1]；加之氧化钼矿藏的可浮性与其间的含钙脉石矿藏的可浮性差异小，得到的精矿档次十分低，因而有必要选用挑选性相对较好的氧化矿捕收剂。经过比照实验，挑选RT作为氧化钼矿捕收剂，该药剂用量、挑选性好。实验成果见图4。成果表明，捕收剂用量相对较小，而跟着药剂用量增大，收回率增加而精矿档次下降，因而捕收剂用量挑选500 g／t为宜。图4  捕收剂用量与氧化钼粗精矿档次、收回率联系 （四）按捺用量实验 因为氧化钼的可浮性与矿石中萤石、方解石等脉石矿藏的可浮性十分附近，因而有必要经过增加挑选性按捺剂按捺脉石矿藏[2]，探究实验成果表明，选用惯例的水玻璃按捺剂对氧化钼矿藏也具有较强的按捺效果，而选用改性水玻璃能够下降对氧化钼的按捺效果，增强按捺剂的挑选性，然后有利于在捕收剂的合作下取得较高的精矿档次；实验挑选改性水玻璃作为氧化钼矿调整剂，实验成果见图5。成果表明，药剂挑选性较好。图5  按捺剂用量与氧化钼粗精矿档次、收回率联系 图5显现出了按捺剂用量对氧化钼精矿档次和收回率的影响。因为矿泥的影响，在药剂用量2500g/t的范围内，按捺剂用量与收回率呈正相关联系，跟着按捺剂用量增大，收回率下降而精矿档次增高，当按捺剂用量超越2000g/t后，钼收回率急剧下降，因而按捺剂用量挑选2000g/t较适合。 （五）精选实验 经粗选得到的氧化钼粗精矿中含有很多的方解石、萤石及少数的重晶石，这些脉石矿藏对氧化钼精矿后续加工带来较大的影响，有必要进行精选。精选选用粗精矿浓缩脱药，浓缩后矿浆加温至85℃，保温4 h，参加水玻璃5～8kg/t，然后浓度稀释至35%，经一次粗选四次精选二次扫选流程选别，精选中矿次序回来，得到产率0.79% 、氧化矿精矿档次27.65%、精选作业收回率87.83%的实验目标。 （六）归纳条件实验 挑选磨矿细度为-200目占70% ，硫化钼浮选选用火油为捕收剂、2#油为起泡剂，经一次粗选二次扫选，粗精矿直接精选五次、中矿次序回来等惯例选钼药剂和工艺流程；氧化矿选用lit为捕收剂用量500 g/t、按捺剂改性水玻璃用量超越2 000 g/t、粗精矿浓缩脱药、加温精选的工艺流程终究得到实验目标如表3所示。三、定论 (1)自然界中辉钼矿为易选硫化矿，但该矿区矿石钼以钼华和钼钙矿氧化矿为主，其可浮性下降[3]，加之矿石中含有很多的矿泥，属难选矿石。 (2)氧化钼矿收回以浮选为主 [3,4]，浮选药剂有必要有较好的挑选性；在挑选破坏工艺时应防止氧化钼过破坏，选矿目标也与浮选设备亲近相关。 (3)氧化钼矿精选很难到达满足的精矿档次，过高地寻求精矿档次对收回率影响较大。 (4)选矿得到的氧化钼精矿档次较低、杂质含量高。经化工处理后可得氧化钼产品，得到的氧化钼产品钼档次47.18% ，作业收回率可达81.82%。 参考文献： [1]王淀佐．浮选剂效果原理及使用[M]．北京：冶金工业出版社，1982．222． [2]朱建光．浮选药剂[M]．北京：冶金工业出版社，1993．140—141． [3]林春元．钼矿选矿与深加工[M]．北京：冶金工业出版社，1996． [4]陈建华，冯其明．钼矿选矿现状[J]．矿产维护与使用，1994，(6)：26—28．

钼钙矿（CaMoO4）与白钨矿晶型相同，见图1。   图1  钼钙矿的晶体结构       纯钼钙矿没有共同的工业价值。它往往与辉钼矿或白钨矿共生。在硫化钼或白钨矿选别时可考虑归纳收回。     在硫化钼矿床中的钼钙矿主要为辉钼矿氧化产品，往往散布在硫化钼矿床的氧化带内，与辉钼矿共生。 辉钼矿在气-水介质的氧化-复原相态转化参照图2及图3。在氧化灰件，辉钼矿首要氧化成MoO2·SO4络离子，它与重碳酸钙溶液触摸，会反响沉积出钼酸钙：   2MoS2 + 9O2 + 2H2O＝2（MoO2SO4）+ 2H2SO4   MoO2SO4 + Ca（HCO3）2＝CaMoO4↓+ H2SO4 + 2CO2       随辉钼矿氧化程度的不同，钼钙矿占总钼量的5%~40%不等。    图2  Mo—Fe—S—H2O系统Eh—PH图解    图3  水介质中钼随Eh—PH状况改变25℃，0.1MPa       钼钙矿系典型含氧酸盐，晶格内由强极性键严密键合，不具备天然可浮性。在烃油捕收辉钼矿时，单体的钼钙矿难以上浮，经尾矿而丢失。     钼矿石中，钼钙矿与辉钼矿共生关系密切，有时会呈皮膜状包裹在辉钼矿晶粒表面，构成表层钼钙矿化的辉钼矿而失掉浮游活性。     据测定，前苏联巴尔哈什选矿厂在处理东科恩拉德硫化钼矿石时，终究尾矿含钼约0.01%~0.02%，其间，60％左右的钼呈钼钙矿存在，其他的钼则以表面钼钙矿化了的辉钼矿、贫辉钼矿连生体、泥化了的辉钼矿存在。[next]     唐顺英测定，杨家杖子钼选厂在选别辉钼矿所产出终究尾矿里，一般含钼0.013%~0.015%，其间，60%左右也是钼钙矿或钼钙矿化了的辉钼矿。因为它们难上浮，约50%~55%在粗选尾就已丢失，别的5%~10％则在再磨精选后，由精尾遗出。按此核算，原矿钼含量的7.7%~11.3％是钼钙矿或钼钙矿化了的辉钼矿。给钼钙矿的收回带来必定困难的原因是：     （1）氧化带矿石受表生成矿作用，矿藏晶格遭到必定程度损坏，磨矿时易泥化。     （2）矿石一般伴生有其它含钙矿藏，如方解石（CaCO3）、萤石（CaF2）、磷灰石（Ca（PO4）2）等，它们与钼钙矿（CaMoO4）同为含相同阳离子（Ca2+）的含氧酸盐（CaF2破例，不含氧），浮游性质很挨近，使钼钙矿浮选时，难与含钙脉石别离。     收回钼钙矿的实践或研讨还不多见，仅见于前苏联矿业研讨所对东科恩拉德矿石的研讨，巴尔哈什选矿厂对钼钙矿收回实践，钼钙矿浮选工艺分作别离浮选与混合浮选两种。     别离浮选是从辉钼矿浮选尾矿中收回钼钙矿的工艺。1950年前苏联И·A·思特里金特等人首要研讨并初次用于巴尔哈什选矿厂，以东科恩拉德硫化钼浮选尾矿中收回钼钙矿。     钼钙矿捕收剂一般用油酸（约100g/t）为一起收回辉钼矿，还须参加火油（200g/t），起泡剂选用二。浮选生产工艺包含粗选、扫选，粗精矿加水玻璃（1300g/t），经蒸吹（温度85℃下处理30~40min），再过滤、脱药，并用新鲜水调浆后进行四次精选。火油、油酸捕收力较弱，选择性较差，所以泡沫产品中钼钙矿的档次和收回率都较低，无法产出合格的钼精矿，只能获取含钼7.5%~15%、铜2％~3％、钙30％~35％、铁3％~8％、硫4％~6％的钼中矿。该中矿还须经焙烧-浸出提取工艺制成钼酸钙（CaMoO4）后使用。     前苏联矿业研讨所研讨了用烷基硫酸钠作油酸、火油的分散剂。作用见图4及图5。   图4  乳化剂（烷基硫酸钠）对钼钙矿浮选影响   图5  有无分散剂对钼钙矿浮选影响       明显，参加少数分散剂烷基硫酸钠能够进步钼钙矿的收回率和浮游速度。     “别离”浮选无法获合格钼精矿，并且浮选设备添加。为此，前苏联矿业研讨所研讨了“混合”捕收硫化钼与氧化钼的工艺。[next]     “别离”浮选与“混合”浮选动力学曲线比照，如图6及图7。   图6  氧化钼的浮选动力学曲线   图7  全钼浮选动力学曲线       从图可见，“混合”与“别离”浮选工艺目标相同，但浮选速度加速，浮选时刻缩短。明显，硫化钼和氧化钼矿藏可混合浮选而不下降精矿质量。     辉钼矿、钼钙矿混合浮选在1963年进行工业实验。实验在原硫化矿浮选系列上进行，球磨机添加苏打（600g/t）、火油（200g/t），扫选参加油酸钠（l00g/t）与硫酸烷酯（10g/t）混合液，粗选、扫选还补加了火油，因油酸钠与硫酸烷酯也具起泡性，起泡剂二用量减少了50％。蒸吹、精选工艺改变不大。实验证明，混合浮选比“别离”浮选，钼收回率均匀进步5％。     对是否选用混合浮选，首要要看能否获取合格的混合钼精矿，“别离”浮选产出的钼钙矿精矿含钼7.5 %~20％，按此核算，混合精矿中钼钙矿部分不能超过钼总最的13%~18%。也就是原矿石中钼钙矿份额不能太高，不然，混合精矿就难以保证质量。     钼矿床中的钼钙矿主要为钼类质同象替代白钨矿（CaWO4）中钨的产品，很少见不含钨的纯钼钙矿。钼进入钨矿藏晶格替代钨，随替代量的添加，构成白钨矿、钨钼矿、钼钨矿、钼钙矿。其晶形与白钨矿、钼钙故相同；浮游功能也与白钨矿、钼钙矿类似。含钼钙矿的钨矿石在浮选中，钼钙矿与白钨矿无法别离，一起进入钨精矿，再经浸出-提取工艺以别离，提纯出钼产品。

河南某矿钼矿石为强矽卡岩化的蛇纹石化辉钼矿矿石、绿泥石化辉钼矿矿石、强褐铁矿化氧化贫矿石。有用成分主要是氧化程度较高的辉钼矿，矿物嵌布以微细粒嵌布为主；脉石矿物中绿泥石、蛇纹石、滑石等易泥化的矿物较多。大量原生及次生矿泥影响了钼的回收率，因此该钼矿为国内外极难选钼矿。     该矿现有1100t/d处理量的选矿厂，分为2个系列。一系列为500t/d的处理量，采用1次粗选、3次扫选、10次精选的流程；二系列规模为600t/d，采用1次粗选、4次扫选、10次精选的流程。     上述流程存在的主要问题是：①钼金属回收率低，仅有40.00%～50.00%；②钼精矿品位低，钼精矿品位仅为15.00%～20.00%，达不到钼精矿最低国家质量标准。     2006年3月该矿与中国矿业大学合作，采用柱式分选工艺分别进行了-20μm粒级细泥浮选柱半工业分流试验，随后进行了粒级半工业分流试验和精选分流试验，取得了满意的试验效果；2007年8月该厂安装了3台工业浮选柱，经过调试试验，系统稳定运行。     细泥部分是入浮原矿分流了一部分进行水力旋流器分级，-20μm粒级部分进入柱分选系统，经1次粗选、2次精选获得精矿产品和尾矿；全粒级分选是直接从入浮原矿分流进入柱分选系统进行分选；精选部分是直接引入浮选机粗选精矿经3次精选获得最终钼精矿产品。     细泥和全粒级分选流程见图1，精选流程见图2。图1  细泥/全粒级分流试验流程图2  浮选柱精选分流试验流程     细泥部分半工业分流试验结果见表1，全粒级半工业分流试验结果见表2，精选分流试验结果见表3。 表1  细粒级矿石半工业分流试验结果  %班次浮选柱浮选机原矿精矿尾矿回收率原矿精矿尾矿回收率1 2 3 4 平均0.169 0.198 0.180 0.210 0.18927.40 29.60 27.45 28.38 29.210.070 0.082 0.078 0.083 0.07858.73 58.75 56.83 60.65 58.740.186 0.195 0.217 0.204 0.20122.17 18.58 18.83 17.96 19.390.09 0.121 0.117 0.102 0.10851.82 37.95 46.37 50.29 46.61     从表1看出，对于细粒级钼矿的分选，柱式分选比浮选机流程有明显的优势，精矿品位提高了8.82个百分点，回收率提高了12.13个百分点。由于该矿石的高氧化部分大部分赋存于细粒级中，所以将细粒级分级出来采用柱式分选是有良好效果的。 表2  全粒级矿石稳定性试验结果  %班次浮选柱浮选机原矿精矿尾矿回收率原矿精矿尾矿回收率1 2 3 4 5 平均0.195 0.184 0.197 0.195 0.191 0.19229.49 26.47 31.89 30.71 30.54 29.820.102 0.063 0.093 0.097 0.100 0.09147.86 65.92 52.95 50.41 47.80 52.770.186 0.212 0.194 0.190 0.188 0.19419.67 17.85 18.11 16.38 18.20 18.040.108 0.111 0.0984 0.108 0.104 0.10642.17 47.94 49.55 43.16 44.94 45.63     从表2看出，全粒级钼矿分选，与细闰级比较，柱式分选精矿变化不大，但是尾矿稍微偏高。主要原因是矿石粒度变粗，未完全解离的部分增加；但是比同条件下浮选机流程的分选结果要好，在入料性相当的情况下，柱式分选的精矿品位提高了11.78个百分点，回收率提高7.14个百分点。   表3  浮选柱精选分流试验结果班次粗精浮选柱浮选机精矿精尾回收率精矿精尾回收率1 2 3 平均1.73 2.03 1.86 1.8738.74 37.52 39.29 38.520.235 0.284 0.319 0.27986.94 86.67 83.53 85.7019.89 17.35 19.26 18.500.798 0.672 0.653 0.70856.25 69.59 67.17 64.61     从表3看出，与浮选机10次精选结果相比，同等入料条件下，柱式分选两段精选的效果更好。精矿品位可以提高到38.52%，比浮选机提高了20.02个百分点，精选回收率提高 21.09个百分点。     氧化矿钼矿的半工业分流试验结果表明，柱式分选对于高氧化率钼矿石有着比普通浮选机流程更为高效的分选效率。由于矿石氧化程度较高，在现有药剂制度条件下，精矿品位很难提高到40.00%以上，回收率也很难提高到65.00%以上。

表4  铝矿物一览表序号名称分子式相对分子质量质量/%密度/（g/cm3）莫氏硬度Al2O3H2OSiO2Na2OK2OSO31一水铝石Al2O3·H2O1208515　　　　3.01~3.53.5~7.02三水铝石Al2O3·3H2O15665.434.6　　　　2.35~2.422.5~3.53霞石Na2O· Al2O3·2SiO2284.235.9　42.321.8　　2.635.5~6.0　　K2O· Al2O3·2SiO2316.432.2　38　29.8　2.4~2.664明矾石K2SO4·Al2（SO4）3·4Al（OH）3838.236.913.05　　11.438.652.6~2.83.5~4.05刚玉Al2O3102100　　　　　4~.196蓝晶石Al2O3·SiO2162.162.9　37.1　　　3.56~3.684.5~7.07红柱石Al2O3·SiO2162.162.9　37.1　　　3.157.58红线石Al2O3·SiO2162.162.9　37.1　　　3.247

一、工艺流程。 如图1。图1  湿法出产氧化铋工艺流程 包含溶解、中和、枯燥等工序，产出氧化铋；滤液经转化、结晶，产出。 二、首要技能条件。 水淬与硝酸溶解同火法出产。中和：与液碱反响如下式： 2Bi（NO3)3＋6NaOH＝Bi2O3＋6NaNO3＋3H2O 将固体碱用蒸馏水溶解制成30%的NaOH溶液，弄清后撇去悬浮物，取上清液备用。要求上清液清亮通明，不染杂色。然后取体积1.5～2.5倍于硝酸溶液的NaOH溶液加热至95℃左右，将饱满的溶液逐步缓慢注入加热后的NaOH溶液，边加边拌和边升温，使生成的氧化铋沉积呈黄色。留意不能加得太快，太快则易发生白色的氢氧化铋与碱式沉积。 当参加之饱满溶液体积约为NaOH溶液之一半时，尽管此刻溶液中NaOH浓度仍约为5N，但不能再加，再加则生成白色絮状氢氧化铋胶体物。持续拌和及保温半小时，使生成的氧化铋由浅黄色转变为澄黄色，再转变为暗黄色，然后坚持暗黄色不变。 过滤洗刷：中和后中止加温拌和，弄清过滤，沉积即Bi2O3粉末，用水屡次淋洗至洗水呈中性，枯燥后的氧化铋粉末（约200目）即产品。 硝酸转化：滤液中除NaNO3外，尚有NaOH存在，缓慢参加HNO3于滤液中，使NaOH转化为NaNO3，其反响为：当溶液呈中性时，阐明已悉数转化为溶液，然后加温浓缩结晶，分出副产物。 三、首要设备。 不锈钢溶解槽一只：中和罐一个、浓缩结晶罐一个、选用夹套式珐琅反响釜，附机械拌和：离心机一台；烘箱一台。 四、产品质量。 当用自来水出产时，可达工业纯级，其成分为（%）：Bi2O3＞98.5%，Fe＜0.01，碱金属硫酸盐低于0.1，不溶物低于0.1；当用蒸馏水出产时，可达化学纯级，其成分为（%）：Bi2O3高于99.5，Fe＜0.005，碱金属硫酸盐低于0.03，不溶物低于0.005。

一、工艺流程。 如图1。图1  火法出产氧化铋工艺流程 二、首要技能条件。 将1号精铋熔化，缓慢呈细流参加水淬池中水淬成疏松多孔、粒度为5毫米以下的颗粒。 硝酸溶解：将硝酸体积用蒸馏水稀释一倍，常温下参加水淬铋，其反响为： Bi＋4HNO3＝Bi（NO3）3＋NO＋2H2O 为避免氮氧化物很多逸出，水淬铋应缓慢参加。反响后之溶液即溶液。 浓缩结晶：浓缩温度控制在100℃左右，溶液体积蒸发到50%再冷却结晶，10小时后溶液中所含的有60%～70%结晶分出来；将分出之结晶别离后，一次母液再进行浓缩，体积缩小一倍，还可得到20～30%的结晶，杂质悉数留在二次母液中，将二次母液加热并用水处理以构成碱式沉积，将Bi（OH）2NO3滤出后再回来用硝酸溶解：将分出的结晶用少数含酸水洗刷（H2O∶HNO3＝5∶2），常温下风干，此进程将开释部分氮氧化物尾气。 煅烧：温度控制在600℃左右，焚烧时刻为3～4小时，此刻有很多氮氧化物气体逸出。其反响为： 4Bi（NO3）2＝2Bi2O3＋12NO2＋3O2 煅烧至无氮氧化物逸出停止，然后降温，取出煅烧后的氧化铋，用瓷球磨机破坏至粒度一60目。 三、首要设备。 马弗电炉一台；瓷球磨机一台。

钼是发现得比较晚的一种金属元素，1792年才由瑞典化学家从辉钼矿中提炼出来。因为金属钼具有高强度、高熔点、耐腐蚀、耐磨研等长处，因而在工业上得到了广泛的运用。在冶金工业中，钼作为出产各种合金钢的添加剂，或与钨、镍、钴，锆、钛、钒、铼等组成高档合金，以进步其高温强度、耐磨性和抗腐性。含钼合金钢用来制作运输装置、机车、工业机械，以及各种仪器。某些含钼4%～5%的不锈钢用于出产精细化工外表和在海水环境中运用的设备。含4%～9.5%的高速钢可制作高速切削东西。钼和镍、铬的合金用于制作飞机的金属构件、机车和汽车上的耐蚀零件。钼和钨、铬、钒的合金用于制作军舰、坦克、炮、火箭、卫星的合金构件和零部件。金属钼很多用作高温电炉的发热材料和结构材料、真空管的大型电极和栅极、半导体及电光源材料。因钼的热中子抓获截面小和具高耐久强度，还可用作核反响堆的结构材料。在化学工业中，钼首要用于光滑剂、催化剂和颜料。二硫化钼因为其纹层状晶体结构及其表面化学性质，在高温高压下具杰出的光滑功能，广泛用作油及油脂的添加剂。钼是氢制法脱硫作用及其他粹过程中的催化剂组分，用于制作乙醇、甲醛及油基化学品的氧化复原反响中。钼桔色是重要的颜料色素。钼的化学制品被广泛地用于染料、墨水、五颜六色沉积染料、防腐底漆中。钼的化合物在农业肥猜中也有广泛的用处。   　　钼矿的选矿办法首要是浮选法，收回的钼矿藏是辉钼矿。有时为了进步钼精矿质量、去除杂质、将钼精矿再进行化学选矿外理。 　　辉钼矿晶体呈六方层状或板状结构，由沿层间范氏健的S-Mo-S结构和层内极性共价键S-Mo构成的。层与层间的结合力很弱，而层内的共价键结合力甚强。所以辉钼矿极易沿结构层间解裂呈片状或板状产出，这是辉铜矿天然可浮性杰出的原因。实践证明：在适宜的磨矿细度下，辉钼矿晶体解离发生在S-Mo-S层间，亲水的S-Mo面占很小份额。但过磨时，S-Mo面的份额添加，可浮性下降，尽管此刻参加一定量极性捕收剂如黄药类，有利于辉钼矿的收回，但过磨发生的新矿泥影响浮选作用。因而对辉钼矿的选别要避免和避免过磨，在出产上需求选用分段磨矿和多段选别流程，逐渐到达单体解离，保证钼精矿的高收回率。

铁钼华〔Fe2（MoO4）3·7.5H2O〕为辉钼矿氧化产品。在表生成矿条件，辉钼矿经氧化、淋滤，呈MoO2·SO4络合物形状随介质搬迁。当它与可溶性铁盐相遇，介质中又没有方解石存在时，便发作如下反响，构成铁钼华堆积：   6MoO2·SO4＋2Fe2（SO4）3＋27H2O ←→ 2Fe2（MoO4）3·7.5H2O+12H2SO4   6MoO2·SO4＋4Fe（OH）3＋15H2O ←→ 2Fe2（MoO4）3·7.5H2O+6H2SO4       随成矿环境不同，铁钼华的化学组成也不同，在前苏联索尔斯克钼矿山，铁钼华中Fe2O3与MoO3份额从1：3.8到1：4.6不等。     铁钼华往往堆积于浸析的裂隙和空泛处，在很多富集的当地（栾川、克莱麦克斯、索尔斯克和其它钼矿床上部氧化带中），铁钼华具有必定的工业价值。     铁钼华矿石浮选是一个十分复杂的问题。     矿石中，铁钼华与褐铁矿、铁赭石关系密切，呈微粒状浸染。克莱麦克斯的氧化钼就主要与针铁矿，其次为黄钾铁矾共生。这些矿物性脆，磨矿中易泥化，浸染粒度极细，索尔斯克氧化钼矿石不同粒度铁钼华的散布见下图。   图  索尔斯克各粒级钼含量       因而，铁钼华选别比钼钙矿还困难，富矿比更小，只能产出低档次中矿，再经浸出-提取工艺制取钼制品。     铁钼华的浮选是在苏打（Na2CO3）介质顶用油酸作捕收剂选别，为收回硫化钼，还要一起增加火油。     前苏联稀有金属科学研讨所索尔库茨克分所提出选别索尔斯克氧化钼的工艺：选用6000g/t苏打、1500g/t油酸、1500g/t火油、100g/t，经一次粗选、一次打选，成果如下表所列。   表  索尔斯克浮选氧化钼成果  原矿档次（%）精矿尾矿档次（%）产率（%）档次（%）收回率（%）0.048200.17710.017       油酸的用量（1500g/t）和报价都很高，所以Г·A·哈罗和A·Й·扎拉哈尼引荐用氧化白腊作油酸代用品，并在索尔斯克得以使用。     工业实验用粗选、扫选、两次精选工艺增加苏打（2200~3000g/t）、氧化白腊皂（2000~3000g/t）、火油（1500~2250g/t）。对选别含氧化态钼档次≥0.045％的矿石，可获收回率65％～80％、含全钼0.32%~0.52％、含氧化态钼0.3%~0.5％的钼中矿。对选其他含氧化态钼档次＜0.045％的矿石，可获收回率51％~61％、含全钼0.22％～0.28％、或含氧化态钼0.21％~0.27%的钼中矿。     因为铁钼华易泥化、难选，所以浮选的富矿比很低，浮选产品必需再经浸出-提取工艺加工。    对辉钼矿矿床中部分富集的铁钼华富矿，可考虑别离挖掘，直接浸出-提取。克莱麦克斯即对矿床中富氧化钼矿直接浸出出产化工品。栾川三道潼钼矿床也有部分富铁钼华产出，尚待研讨开发。

2007年1-4月份，中国出口日本的钼铁数量均保持在100吨以上，但从5月份开始，出口量骤然下降，5月份出口量为71吨，仅为去年同期的1/4，与4月份相比下降59.2%。6、7月份出口量仍然比较低，分别为37吨和94吨，同比下降87.3%和57.3%。    与此同时，中国对日本出口氧化钼的数量也有了大幅度下降。今年上半年，日本累计进口氧化钼18967吨，，其中来自中国的进口量减少21%至782吨，占总进口量的4%；来自智利的进口量同比增长7%至10614吨，占总进口量的56%；来自美国的进口量上涨5%至1805吨，占进口总量的9.5%。     中国对日本出口钼铁和氧化钼数量下降的主要原因是，中国实行钼出口配额制度以后，钼铁和氧化钼出口价格上涨，在日本钼市场上的优势荡然无存。日本开始将目标转向智利、美国等国家。有消息称，从2007年9月份开始，日本将取消智利钼铁的3.3%进口关税，届时智利钼铁将在日本市场上占据更大的优势。.

利用氧化钼代替钼铁直接进行钢的合金化，在国外应用已经比较广泛，1974年美国在工业钢方面氧化钼与钼铁的消耗中氧化钼占73.3%，钼铁占25.2%，其它1.5%。日本用氧化钼直接投入电炉炼钢，氧化钼用量占83%，用钼铁占很小的比例。美国1984年氧化钼和钼铁产量比为6.3∶1。我国用氧化钼炼钢也在不断提升，现今已有大连钢厂、重庆特钢等主要大型特钢企业在广泛利用氧化钼直接炼钢。使用氧化钼炼钢与使用钼铁炼钢相比优越性明显。 氧化钼由钼精矿（MoS2）焙烧生成三氧化钼，被炼钢做添加剂使用。由于三氧化钼做炼钢的添加剂，钼的回收率较低，透气性比较差，脱氧剂消耗较高等缺陷。某集团公司科研所研究人员，试验研究一种在结构和成份上与三氧化钼不同的氧化钼炼钢添加剂，叫做氧化钼烧结块，氧化钼烧结块强度比三氧化钼压块的强度大，并且含有二氧化钼成份。因此，使用氧化钼烧结块克服了用三氧化钼压块时某些缺陷。 氧化钼烧结块试验方法与条件 一、试验过程 1、所用原料：钼精矿  44.49% 2、试验主要设备：反射炉、热电偶、毫伏表、吸收塔、风机等。 3、操做规程，将钼精矿加入反射炉后，随温度不断升高，钼精矿被氧化，当氧化层达到15mm～20mm厚时，再将氧化层移到炉前700～800℃的部位的温区堆集一块进行烧结，烧结成块后出炉。 尾气中的SO2气体使用石灰乳吸收除去。 4、反应原理： 反应方程式 MoS2＋3 O2＝MoO3＋2SO2↑ MoS2＋6MoO3＝7MoO2＋2SO2↑ 在焙烧过程中由于焙烧料是在没有搅拌静态的状况下焙烧的，所以从上面的反应方程式可以得知烧结块的成份主要是由MoO3和MoO2两种钼的氧化物组成。由于烧结时也是在静态状况下进行，当温度达到氧化钼熔化温度时，堆积面上的烧结料有部分三氧化钼挥发，但由于过热，表面又形成一层粘结物，所以，堆积料内部是不会有三氧化钼挥发的。 二、工艺条件选择焙烧时间（t）400℃氧化层厚度（mm）600℃氧化层厚度（mm）0.5－0.52.0154.04186.05207.0620     从上述试验条件分析：焙烧条件应控制在600℃左右，焙烧时间应为4小时，氧化速度较快。 焙烧时间、温度、回收率之间关系试验结果 焙烧时间          焙烧温度         钼回收率 2小时          790℃～900℃         ＞87% 3小时          790℃～900℃           85% 结果分析：焙烧温度应在790～900℃。烧结时间应控制2小时之内，钼回收率较高，钼的回收率还有一些具体操作方面的影响因素。 烧结块化学成分批号烧结前Mo%烧结后分析结果Mo%S%MoO3%MoO2%443.6548.261.262.7611.12743.6550.86＜0.0166.369.15843.6550.67＜0.0152.3922.0011－48.12＜0.011343.9849.460.0651744.4949.510.089烧结钼回收率批号烧结前烧结后回收率%重量kgMo%H2O重量kgMo%1395.543.9837149.4685.91797.544.49383.549.5198.2累计91.62 试料的累计回收率是91.62%，操作严格控制温度与烧结时间，焙烧料不能在炉内停留时间过长，减少机械损失，以及增加尾气中三氧化钼回收设施，回收率可以达到95%以上。 氧化钼烧结块符合炼钢厂对氧化钼添加剂的技术要求。重庆钢厂对氧化钼添加剂技术指标要求为：Mo48%以上，S＜0.15%、Cu＜1%、P＜0.04%、Sn＜0.07%、Sb＜0.06%，Pb＜0.05%。试验用料Mo44.49%，焙烧出的氧化钼烧结块成分为Mo49.51%，S＜0.089%、Cu 0.16%、Sn 0.0054%、Pb 0.092%。（Pb烧结前后没有变化）。 经测试氧化钼烧结块中二氧化钼含量占20%左右。通过配料调整、炉内气氛的严格控制，二氧化钼含量可以再提高。 氧化钼烧结块的销路前景广阔，经济效益十分可观。据重度钢厂试用结果表明，用氧化钼烧结块做炼钢添加剂可减少钼铁用量30%。重庆钢厂钼总用量的80%都用在炼合金钢的添加剂方面。 研究氧化钼烧结块还应该继续做的工作是：进一步解决提高氧化钼烧结块的生产效率以及增加氧化钼烧结块中二氧化钼的含量。

主要生产过程简述如下。    ①原料准备系统  为熟料烧成准备原料——生料浆，要满足水分、配比及细度的要求。    由矿山来的铝矿石先经破碎、均化及贮存达到粒度小于15mm及化学成分稳定的要求，然后送入管磨机中进行生料浆磨制，同时加入磨机中的物料还有5种：工业碱粉（补充生产过程中碱的损耗）、脱硫用煤（在烧成窑中脱硫）、石灰（与SiO2反应用）、蒸发母液（循环碱液）及硅渣（生产过程中间产物）。本工序控制的主要技术指标是：料浆水分38%；细度120#筛残留 90%，Na2O>93％。    ④调整液配制  虽然熟料中的有用成分能溶解于热水中，但为了溶出泥浆的稳定性避免二次反应损失，要保持溶出液有一定的Na2O浓度及苛性比值，这就要靠调整液来完成。配制调整液就是把四种溶液按比例掺配，以满足对调整液的要求。这四种溶液是氢氧化铝洗液、种子分解母液、赤泥洗液及碳酸分解母液。配制所用的设备是贮槽及泵。    ⑤赤泥分离及洗涤  将固（熟料溶出后的残渣——赤泥）液（溶出后的溶液——铝酸钠溶液）混合物进行分离并将赤泥进行洗涤的过程称赤泥分离及洗涤。分离得到的溶液称粗液，送中压脱硅工序处理；洗涤后的残渣——赤泥送堆场或水泥厂，赤泥可做水泥制造的一种原料。对这一过程的要求是“快速”，尽力缩短固液接触的时间，以防固液之间发生二次反应，使溶液中的氧化铝再返回固相中。这一过程通常用的设备是沉降槽、真空过滤机。本工序控制的主要技术指标是：分离沉降槽底流固体含量百分数30%-40%；过程温度95℃；弃赤泥附液中碱含量Na2O≤5kg/t干泥。[next]    ⑥溶液脱硅  这是对溶液进行净化的一种手段。根据对净化后溶液的质量要求不同，可采取一段脱硅（中压脱硅）及二段脱硅两种方法。中压脱硅即将粗液（加入硅渣种子及部分种分母液）加热到170℃并保持1.5-2h，使溶液中的组分发生化学反应产生固相硅渣，进而将硅渣分离出去返回配料，将溶液进行控制过滤分离出细小的固体悬浮物后即得精制液，送往分解工序处理。中压脱硅使用的主要设备是脱硅机、分离沉降槽及叶滤机。    二段脱硅系将中压脱硅所得的分离沉降槽溢流，加入石灰乳在常压下再搅拌反应2h,使溶液中的SiO2进一步以固相析出，得到更纯净的溶液，此时溶液中A12O3/SiO2（质量比）可达1500，然后再分离固相及液相。一般情况下都使用一段中压脱硅，当对氧化铝产品有特殊要求时才采用二段脱硅。    ⑦种子分解  烧结法中采用种子分解的目的是获取苛性溶液（种分母液），以返回使用保证溶液的安定性，同时获得固态氢氧化铝是其副产品。种子分解的分解率低（小于50%）、分解时间长（55h以上）、占用设备多是其不足。种子分解所用设备及工艺流程与拜耳法的相同。    ⑧碳酸分解  与种子分解相比，碳酸分解的分解率高（大于90％）、分解时间短（2-3h)、所用设备少。但是，分解后所得的溶液（碳分母液）是Na2CO3水溶液，只能经过蒸发浓缩后，再经原料磨配料后在烧成窑中与矿石中的成分起反应。碳酸分解所使用的主要设备是碳分槽，可间断分解也可连续分解。分解所使用的CO2气体来自经净化后的石灰炉烟气，其浓度为CO2>38％（体积百分数）。    当前在运行的处理铝土矿的烧结法厂有3个，联合法厂有7个，处理霞石矿的有3个厂。    烧结法存在的问题主要是能耗高，工艺综合能耗为46.05MJ/t氧化铝。主要技术经济指标为：氧化铝总回收率87%；铝土矿单耗2t/t;石灰石单耗1.8t/t;苏打单耗108kg/t;焦炭单耗95kg/t;烧成煤单耗770kg/t;生料加煤量100kg/t;焙烧耗油量78kg/t;电力消耗450kW.h/t；蒸汽单耗4.2t/t；压缩空气消耗980m3/t；新水消耗18t/t。[next]    (3)联合法联合法是将拜耳法与烧结法联合使用生产氧化铝的方法，方法的最大特点是可用烧结法系统所得的铝酸钠溶液，来补充拜耳法系统中的碱损失。方法适于大规模生产和用于处理A12O3/SiO2＝5-7的原料。    联合法有三种形式，即并联法、串联法及混联法。世界上只有美国、前苏联和中国采用联合法，美国曾用过串联法，中国开发了混联法。    ①并联法  并联法是指拜耳法与烧结法平行地进行，各自处理高品位及低品位的矿石，各自排出自己的废渣——赤泥。拜耳法与烧结法互为利用的方面是：拜耳法析出的碱不设苛化来处理，而是送烧结法配料；拜耳法的碱耗用烧结法的铝酸钠精液来补充；拜耳法与烧结法生产出来的氢氧化铝合并洗涤而焙烧。    使用并联法时，工厂必须要有高品位矿及低品位矿的供应，高品位矿供拜耳法处理，低品位矿供烧结法处理。    ②串联法串联法是指拜耳法与烧结法的串联，矿石先经拜耳法处理，产出的残渣—赤泥再经烧结法处理，最终的残渣由烧结法排出。    该生产方法与纯拜耳法及纯烧结法的不同点是：    a.拜耳法的赤泥不外排而是送烧结法配料，再经烧结法处理，配料时不加矿石；    b.拜耳法生产过程中循环积累起来的碱（Na2CO3）析出后，不设苛化处理而是送烧结法配料，简化了拜耳法工艺流程；    c.烧结法产出的铝酸钠精液不设碳酸化分解处理，而是送往拜耳法种子分解工序，简化了烧结法工艺流程又补充了拜耳法的碱耗。    串联法的优点是：矿石经二道处理，矿石中氧化铝的回收率高；拜耳法部分的能力大，烧结法部分的能力小，故使工厂投资较小、产品成本较低。    目前，在世界上只有惟一的一个串联法生产厂—哈萨克斯坦的巴夫洛达尔氧化铝厂。该厂也是经过了多年研究、改进，终获成功。该厂的工艺流程如图3。[next]

一、替代—EDTA容量法 　　很多锰存在对EDTA络合滴定法测定铝有搅扰，使滴定结尾无法判别。在滴定溶液中，即便只要0.5～1毫克锰，也会使滴定结尾不稳定，影响严峻。因而有必要把锰别离后再进行测定。 　　汲取别离二氧化硅后的滤液用硝酸—别离锰后，再用—氯化钠小体积别离别离除掉铁和钛。参加过量的EDTA溶液，调理溶液至pH6，用锌盐回滴过量的EDTA，加煮沸置换出铝络合的EDTA，再用锌盐滴定。求得三氧化二铝的含量。 　　分析手续 　　分取前节钙、镁的测定中经硝酸—法别离除锰的滤液100毫升(相当于0.16克试样)，置于250毫升烧杯中，加热浓缩至2～3毫升。参加8克氯化 钠，摇匀，参加50%溶液10毫升，再搅匀。用水稀释至40～50毫升，微沸，冷却。将溶液连同沉积一同移入100毫升容量瓶中，用1% 溶液稀释至刻度，摇匀，干过滤。滤液供测定铝用。 　　汲取滤液50毫升 (相当于80毫克试样)，置于250毫升锥瓶中，参加0.1%甲基红指示剂1滴，用1∶1中和至溶液刚变赤色。参加1%EDTA溶液 10～20毫升，微热，用1∶1中和至溶液刚变黄色。参加20毫升pH6的乙酸盐缓冲溶液，煮沸1～2分钟。冷却，参加几滴0.2%二橙指示剂， 用乙酸锌溶液滴定至紫赤色(不用计读数)。参加20%溶液5～6毫升，加热煮沸1～2分钟。冷却，用乙酸锌标准溶液滴定至紫赤色为结尾。由第2次滴 定所耗费的乙酸锌标准溶液毫升数核算三氧化二铝含量。 　　二、铬天蓝S比色法 　　铝含量小于5%时，用铬天蓝S比色法进行测定。但取样不宜超越5毫克，中和前应参加1%羟胺以消除锰的搅扰。 　　汲取别离二氧化硅后的部分滤液，按“铝及铝土矿、粘土、高岭土分析”中铝的测定手续进行。

3选冶联合工艺 选冶联合工艺是将浮选与冶金工艺优势相结合的一种选别工艺。 关于一些性质杂乱，含钙、镁、硅等较高的氧化矿，运用单一的浮选法难以收回，选冶联合工艺常能获得不错的作用。 选用“硫化焙烧—人工硫化矿浮选”的选冶技能思路，石云良等人对兰坪氧化铅锌矿进行了硫化焙烧浮选实验研讨，焙烧产品通过惯例硫化矿的浮选后获得的混合精矿铅档次7.85%、锌档次34.24%，铅锌收回率分别为79.13%和79.04%。 李珊珊等人选用循环浸—萃取—酸性电积—浸出渣浮选的工艺流程处理云南兰坪高碱性脉石型低档次氧化锌矿，对浸渣再磨后以硫化—黄药法一起浮选浸出渣中闪锌矿和残留菱锌矿。终究得到锌档次为22.16%的锌精矿，收回率为68.97%，锌的总收回率达92.57%。 简胜等人选用选冶联合工艺归纳收回铅、锌及铁。选用惯例硫化浮选工艺能得到铅档次为50.43%、铅收回率为72.46%的铅精矿;选铅尾矿选用配煤高温复原一磁选工艺，能得到铁档次为87%左右、铁收回率在90%左右的金属铁粉，锌在高温复原过程中的蒸发率高达90%左右。 选冶联合工艺对氧化铅锌矿的处理能躲避氧化铅锌矿中钙、镁、硅等杂质的不良影响，既能充分发挥冶炼技能对有价金属的收回，又能充分发挥浮选技能收回硫化铅锌矿的优势，从全体上进步了资源使用率，降低了能耗。 4结语 ①因为氧化铅锌矿矿藏组成杂乱，共伴生矿多，嵌布粒度细，性脆而易过磨而发作泥化现象，且可溶性盐含量高，各种不免离子对铅锌可浮性的影响极大，造成了其难以选别和使用。 ②关于氧化铅锌矿的使用，国内外的学者做了很多研讨，近年来虽然在氧化铅锌矿浮选工艺和药剂方面研讨获得必定效果，但大都还停留在实验室研讨阶段，局限性较强，因为经济技能上的原因，难以进行工业化使用。 ③使用新技能简化药剂组成的条件，开发廉价高效的新式浮选药剂，进一步研讨细微粒浮选的新工艺，完成氧化铅锌矿的高效低成本收回，是当下选矿工作者们尽力的一大方向。一起选冶联合工艺结合冶金和浮选的优势，能大幅度简化选别流程和进步选别目标，在氧化铅锌矿的选别中有极大的发展潜力。而现在对选冶联合工艺研讨相对较少，值得进一步深入研讨。

在湖南、贵州、重庆三地交界处有一个“锰三角”，这里生产的锰矿和金属锰占全世界的40%，曾经因为开矿矛盾不断的“锰三角”吸引了大家的视线。 　　湖南湘西的花垣县是“锰三角”的重要支点，文学大师沈从文笔下的“边城”写的就是花垣县的茶峒，现在这里已经改名叫边城镇了。华如启是边城的一个村长，曾经带领村民上山砸了200多个矿洞的老华，最近却自愿到一家矿山企业干起了管理工作。 　　老华说，前几年带着村民砸矿洞，是因为看着千疮百孔的大山心痛，更不想把有限的资源白白浪费光。 　　更让大家忍无可忍的是，电解锰生产把水都污染了，当年大师笔下清澈见底的清水江被一层厚厚的黑砂泥盖住了江底的彩色石头。 　　后来在各级政府的严厉督导下，“锰三角”地区的污染整治才明显好转。看到政府整顿了矿山，治理了污染，老华的心气顺了，这才上矿山做了管理人员。但工作没一个月，老华又头痛了，公司的尾矿库眼看就要填满了，新的场地却没有批下来。 　　这里就是花垣县重新规划的大型尾矿库，在它的旁边，一个两亿元的国家863项目日前正式投产，新的技术和工艺让这家企业省去了高耗能、高污染的电解锰过程，直接生产半导体工业急需的四氧化三锰。同时，一项新的选矿技术也完成了中试。 　　目前，花垣县锰矿企业已经从200多家整合为27家，清水江的水质也越来越好，老华家门口的边城河街上，游客逐渐多了起来。

一、概述 铝合金作为一种重要金属材料，近年来在在轿车，电子，家电，航空航天，建材等新式工业范畴的运用越来越广。作为铝合金的一种首要防腐技能，铬酸盐钝化工艺被广泛运用达半个多世纪。但是因为六价铬的高危害性和致癌性，严峻阻止了该材料的运用。跟着欧盟RoHS，ELV，WEEE法规的施行，六价铬酸盐将被严厉约束运用，终究将被全面停止运用。近年来，关于六价铬酸盐代替物(或称绿色防腐材料)的研讨开发在全球正方兴未已。现时国际上已开宣布许多新技能并已商业化。首要类型有： 1.锆-钛系统。 2.硅烷偶联剂系统。 3.铈盐系统。 4.三价铬盐系统。 5.钼酸盐系统 6.钒酸盐系统 为点评各种技能代替六价铬酸盐的或许性，由美国国防部牵头安排建立的污染物防治一起小组(JG-PP)对铝合金的非六价铬酸盐转化膜产品进行了很多比照实验，测验结果表明，从工业运用视点看，三价铬系统是现在最有或许全面代替六价铬酸盐的。其它系统现在尚只能满意铝合金表面处理的部分要求，表现在： 1.与铬酸盐比较，运用工艺较严厉，杂乱； 2.本钱较高； 3.在某些功能，特别是裸铝耐蚀功能上还难以满意需要； 4.对原料有选择性。 由珠海市奥美伦公司在吸收国外先进技能基础上开发成功的铝合价铬钝化剂AllmeluxSF-565，选用低浓度三价铬及其它成膜助剂，被验证为可彻底代替六价铬酸盐工艺。到达乃至超越国外同类产品技能水平。首要特点： 1.低污染，无环保约束问题，满意RoHS，ELV，WEEE法则要求。 2.高功能，满意乃至超越MIL-DTL-81706B，MIL-DTL-5541FClass1A&Class3的耐蚀要求 3.运用操控简略，合适工业运用环境。 4.有竞争力的运用本钱。 下面将以数据图解说明SF-565的首要特性及运用。 二、转化膜的质量 按MIL-DTL-81706B4.5.4测得转化膜的质量在20-23mg/ft2 三、转化膜的硬度 与传统六价铬不同，AllmeluxSF-565构成的转化膜枯燥后具有很硬的表面，在批量生产中不易引起工件划伤，下降膜层损害及粘连。

用菱锰矿制备四氧化三锰工艺研究,中国矿冶网,金属矿产资源矿冶技术中小企业服务平台,国家金属矿产资源综合利用工程技术研究中心,中国矿冶技术中小企业联盟 用菱锰矿制备四氧化三锰工艺研究 高纯四氧化三锰是电子工业生产锰锌氧软磁材料的重要原料之一。随着国家“绿色照明”工程的实施，电视机、移动通讯、计算机与节能灯等迅速发展，软磁铁氧体需求量迅速增长，使得四氧化三锰的需求量迅速增大。因而四氧化三锰的开发具有广阔前景。 目前四氧化三锰生产采用氧化法，此法以纯净的电解金属锰片为原料，制备高纯四氧化三锰，具有工艺简单，操作方便，锰回收高，污染小等优点，但需要使用电解金属锰作原料，生产成本相对较高。 用原生锰矿直接制备四氧化三锰工艺与氧化法相比，省去了电解工序，节省了大量的电力资源，对降低四氧化三锰的生产成本，提高产品竞争力具有重要的意义。 1 原料与试剂 原料：碳酸锰矿粉由金瑞新材料科技股份有限公司贵州分公司提供，粒度：-100目，化学成分列于表1。 试剂：H2SO4工业级、NH3·H2O工业级、SDD工业级、NH 4F工业级、NH4HCO3工业级 2 基本原理 硫酸浸出：用硫酸浸出碳酸锰矿粉的目的就是以硫酸为浸出剂，使碳酸锰矿粉中的低价锰转变成硫酸锰溶液。化学反应为：MnCO3+H2SO4→MnSO4+H2O+CO2↑ 硫酸锰溶液净化：碳酸锰矿粉中都不同程度地含有钙、镁、硅、铁、铝、铜、钴、镍和铅等杂质。在浸出过程中，这些杂质的除去是分四步进行的：第一步是氧化中和水解法除铁;第二步是硫化沉淀法除铜、钴、镍等重金属;第三步是氟化沉淀法除钙镁;第四步是浓缩絮凝除硅。

强化溶出新技术有：（1）管道化溶出；（2）单管预热-高压釜溶出；（3）管道化加热-停留罐溶出。     一、管道化溶出     管道化溶出就是“溶出过程在管道中进行，且热量通过管壁传给矿浆”的溶出。有单流法和多流法两种。德国采用单流法，匈牙利采用多流法。     1980年RA-6管道化溶出装置在Nab厂投产，采用图1所示的工艺流程。LWT表示原矿浆-溶出矿浆热交换管，外管Φ368mm，内装4根Φ100mm管，共长160mm。BWT（1～8）是溶出矿浆经八级自蒸发产生的二次蒸汽与原矿浆进行交换的管，有200×10=2000m。BWT（1～6）的外管直径为400mm，BWT（7～8）的则为508mm，内装4根Φ100mm管。E（1～8）为八级溶出矿浆自蒸发器，E（1～6）的规格为Φ2200mm×Φ4500mm，E（7）Φ2600mm×Φ4500mm，E（8）Φ2200mm×Φ4500mm。K（0～7）为八级冷凝水自蒸发器，K（0～3）的规格为Φ1000mm×Φ1400mm，K（4～6）Φ1400mm×Φ1800mm，K（7）Φ3300mm×5000mm。图1  RA-6管道化溶出流程 1-矿水槽；2、3-混合槽；4-泵；5-高压泵；6、8-管式加热器； 9-保温反应器；10-冷凝水自蒸发器；11-矿浆自蒸发器；12-泵；13-融盐槽     原矿浆经LWT管加热到90℃，在BWT管中加热到220℃，再往SWT管中加热到280℃，经反应器充分溶出后，到八级自蒸发和LWT换热系统降温后排出。RA-6管道化溶出装置还配有检测、控制和数据处理系统。管道化溶出技术在德国用于处理三水铝石型和一水软铝石型铝土矿。获得较好的经济指标。     1984年11～12月在Nab用RA-6装置对我国山西孝义一水硬铝石型铝土矿进行了工业试验。矿石成分（%）：Al2O366.7，SiO212.27，Fe2O32.08，TiO22.74，CaO0.68，灼碱14.4。矿物组成（%）：一水硬铝石68.2，高岭石24.9，针铁矿2.3锐钛矿2.6，金红石0.4，方解石0.7。工业生产用碱液为种分母液Na2Ok。浓度152.3g/L，苛性比2.76。要得到90%以上的氧化铝溶出率及1.50以下的溶出苛性比，就必须按以下要求操作：温度为280℃，时间为10min，添加CaO6%。原郑州铝厂于1990年购入Nab的RA-6型管道化溶出装置，用于处理铝硅比7.58的铝土矿。在原有保温反应管后串联Φ1200mm×Φ1200mm的6个停留罐，矿浆流量300m3/h，使氧化铝溶出率从69%提高到80%，每生产1t氧化铝的脱硅、溶出、蒸发的热耗由19GJ降至10.3GJ。     与RA-6管道化溶出过程不同，匈牙利采用多流管道化溶出装置，即碱液和预脱硅的矿浆分别用高压泵送入管式反应器中，先用高温矿浆产生的二次蒸汽加热至215℃，再用新蒸汽加热至溶出温度（240～260℃）。已加热的矿浆和碱液在混合管中合流充分溶出，之后进入多级自蒸发系统降温，排出反应器后进入稀释槽。匈牙利用这套装置处理一水软铝石型铝土矿（成分（%）：Al2O350、SiO26.67、Fe2O322.8），氧化铝的溶出率为85%。所用的技术条件为：溶出温度248℃，矿浆流量120m3/h，Na2Ok浓度为200g/L，溶出液苛性比为1.44。匈牙利的多流管道化液出装置的主要问题是碱液结疤，后来也改为单流法。     二、单管预热-高压釜溶出     广西平果铝业公司从法国引起了单管预热-高压釜溶出技术，溶出系统流程如图2所示。固体含量300g/L的矿浆在Φ8000mm×Φ8000mm的矿浆槽加热至100℃，用高压橡胶隔膜泵送入五级长2400m的单管预热器（外管Φ336mm，内管Φ253mm），用后五级自蒸发器产生的蒸汽加热矿浆至155℃。随后进入中温脱硅器分段保温（同时也加热）停留20min脱硅，即到5台Φ2.8m×16m的加热高压釜，用前五级自蒸发器产生的蒸汽加热矿浆至200℃。再进入6台Φ2.8m×Φ16m的反应高压釜，用6MPa的新蒸汽加热矿浆至260℃。然后在3台Φ2.8m×Φ16m的终端高压釜中，保温反应45～60min。溶出矿浆经十级自蒸发降温到130℃以下，经缓冲现槽进入稀释槽稀释。加热高压釜和反应高压釜都配有机械搅拌及加热管束，终端高压釜只有机械搅拌装置。图2  广西平果铝业公司从法国引进的单管预热-高压釜溶出流程图     单管预热-高压釜溶出装置用于处理一水硬铝石型铝土矿，矿浆流量为450m3/h，设计年产氧化铝33万t。广西平果铝业公司用该设备于1998年生产38万t氧化铝。溶出液的αk为1.50，蒸发母液的Na2Ok浓度为230g/L，氧化铝的相对溶出率达91%。工业生产表明溶出效果好，存在的问题是磨损严重，需要定期频繁停产检修。       三、管道化加热-停留罐溶出     管道化加热时矿浆在管道内高速流动，雷诺系数Re达到105，处于高度湍流状态，传热系数达8000kJ/（m2·h·℃），比列管式热交换器高5倍，所需热交换面积减少。然而，对于一水硬铝石型铝土矿，即便溶出温度达310℃，若没有充足的停留时间，氧化铝的溶出率是很低的，管道化溶出的停出时间要延长，管道就会长得难以经济摆布。为此提出了管道化加热-停留罐溶出强化技术。     1988年广西平果铝业公司的铝土矿进行管道化加热-停留罐溶出的结果为：碱液浓度为Na2Ok230g/L，石灰添加量为7%～10%，管式反应器预热时间为10～12min，停留罐溶出时间为40min，氧化铝的相对溶出率达92%，溶出液的αk为1.50。管道化加热-停留罐溶出技术对我国其他矿的试验也收到良好效果。