氯氧化铋是三氯化铋的水解产品，首要用于塑料工业，使塑料制品具有美丽的珍球光泽。用量一般为氯氧化铋：树脂为0.4%～0.8%，可根据种类要求适量增减。 一、工艺流程。 如图1，包含溶解、转化水解、洗滤、烘干等工序。图1  氯氧化铋出产工艺流程 二、首要技能条件。 水淬后的铋粒，用稀释一倍的硝酸溶液溶解，生成溶液。 食盐转化：将溶液参加到饱满食盐水（密度1.2克／厘米3）中，拌和均匀，若发生白色水解物，则稍加稀溶化。 水解：将相当于氯化铋溶液体积4倍的稀释水加热至95℃，参加相当于稀释水体积0.7%～0.8%的于稀释液中，在拌和下将铋液倒入，再用热水稀释至pH＝2.3，弄清后，与上清液别离，用蒸馏水洗刷BiOCl至pH＞5。 枯燥：BiOCl在95～100℃下恒温枯燥脱水，枯燥后经过80目。 三、首要设备。 不锈钢溶解罐一个：硬聚氯乙烯塑料焊制转化槽一个；水解槽一个：离心机一台。 四、产品质量。 产出之氯氧化铋成分为（%）：BiOCl＞98.5，H2O＜0.5，酸不溶物低于0.1。

西南地区某广在处理氧化铋渣时，选用酸浸法，其工艺流程如图1。图1  氧化铋渣的酸浸法工艺流程图 整个流程包含硫酸二段逆流浸铜、浸铋、水解置换、海绵铋熔铸等首要工序。 一、硫酸浸铜。 氧化铋渣经球磨机破碎呈粉状，用硫酸溶液浸出，其反响为：      为了进步浸出作用，选用二段逆流浸出：即一次硫酸浸出后之渣，再进行二次硫酸浸出，二次硫酸浸出后之渣，进入下道工序，而二次硫酸浸出后之溶液，回来一次硫酸浸出，一次硫酸浸出后之溶液，用来收回铜。 技能条件及目标： 一次浸出液固比（3～3.5）∶1；一次浸出拌和时刻40～60分钟；一次浸出液终酸pH约2；一次浸出液弄清时刻10小时以上；二次浸出液固比（3～3.5）∶1；二次浸出拌和时刻2小时；二次浸出加酸量：工业60升，在80～l00分钟内加完。 铜浸出率43%：硫酸耗费2530千克／吨精铋。 二、浸铋。 硫酸浸出后的浸出渣，含有铋、铅与未彻底浸出的铜和铁以及银、碲、砷．锑等。浸出时，发作如下反响：  浸出后的浸出渣，再用稀溶液洗刷后，送往下道工序，用硫酸洗铜与收回银，洗铜液与硫酸浸出之硫酸铜溶液一道，加石灰乳碱性沉铜，产出Cu（OH）2渣，从中收回铜。而稀洗刷液与浸出液一道送去提铋。 技能条件及目标： 提出液固比（3～3.5）∶1；加酸量每批加工业400～430升；拌和时刻2小时；弄清时刻10小时以上；稀洗渣溶液酸度HCl 15～20克／升；洗渣时液固比2∶1；洗渣拌和时刻30分钟；洗渣弄清时刻10小时以上。 铋浸出率92%：耗费8380千克／吨精铋。 三、水解与置换。 将浸出液进行水解，使铋水解沉积而与部分杂质别离，其反响为：水解程序是将自来水注入三氯化铋谘液中，能够进步产出的氯氧化铋的档次（含铋70%以上），为了削减液量而用稀碱液水解，或将三氯化铋溶液参加自来水中，即便终究酸度相同，都会使氯氧化铋含铋档次下降为65%左右，而且沉积物的沉降速度和过滤速度都明显下降。 图2表明BiOCl溶解率、水解水量与pH值的联系。 因为BiOCl中还含有Cu、Fe、CaSO4等杂质，需用工业重溶，而且鼓风拌和，然后别离出不溶性的CaSO4与PbSO4。为了削减铋的丢失，残渣用pH≤1的溶液洗刷，以进步铋的收回率。图2  BiOCl溶解率。水解水量与pH联系 用重溶后的三氯化铋溶液，送往置换槽，用铁板置换海绵铋。因为天然置换速度太慢，为了加快速度，选用直流电电积法：置换后液回来浸出，而置换出的海绵铋放入熔融的苛性钠中熔化。 技能条件及目标： 水解稀释比为溶液∶水＝1∶10；水解后弄清6小时；置换后液含铋低于1克／升。 水解后液排放标准为加石灰中和至pH为5～6。 四、酸浸法设备。 破碎用球磨机一台；浸出并带机械拌和的2米3浸出槽四个，设备的原料为硬塑料；过滤用硬塑料制的0.5米3真空吸滤槽5个；置换用3600×900×1100毫米水泥烙沥青槽4个，阴、阳极均为950×800×10毫米钢板；水解槽共6个，巨细与原料同置换槽。 五、海绵铋熔铸。 置换出的海绵铋在铸钢锅内加固体碱熔融，然后进行精粹。 技能条件及目标： 加料温度350～400℃；熔化温度450～550℃。固体碱耗费200千克／吨海绵铋。

高纯氧化铜，顾名思义就是纯度很高的氧化铜。高纯氧化铜的纯度到达99.9%之高，熔点不变，一样为1326℃，密度为6.3 g/cm3，晶体折射率为n=2.6，规格为颗粒、压片、靶材三种，外观为棕黑色。

高纯氧化铝　　是白色无定形粉末，俗称矾土，密度3.9-4.0g/cm3，熔点2050摄氏度，沸点2980摄氏度，不溶于水。适用于各种化验室、实验室， 金属 、非 金属 样品分析及熔料和各种工业分析用。可根据用户需求订做各种异形氧化铝刚玉陶瓷坩埚 　　高纯氧化铝坩埚、刚玉瓷坩埚特点： 　　99瓷以优质α－氧化铝为原料,其氧化铝含量一般在99%以上 ,99氧化铝瓷材料用于制作高温坩埚、耐火炉管及特殊耐磨材料，如陶瓷轴承、陶瓷密封件及水阀片等，用作耐腐蚀、耐磨部件。 　　1.高纯度氧化铝，氧化铝含量大于99% 　　2.耐化学腐蚀 　　3.耐高温，正常使用在1600℃，短期1800℃ 　　4.耐骤冷骤热，不易炸裂 　　5.采用注浆成型，密度高 　　高纯氧化铝坩埚99%刚玉陶瓷坩埚规格有：5ml 10ml 15ml 20ml 25ml 30ml 50ml 100ml 150ml 200ml～5000ml。 高纯氧化铝的使用提到了抷体的密度，流动性，强度，提高了二次莫来石生成量等，降低加水量和气孔率。

湿法的首要工艺流程： 1、精粹铋→熔化→水淬→硝酸溶解 溶液浓缩结晶→结晶煅烧→氧化铋 2、精粹铋→熔化→水淬→硝酸溶解 溶液加碱中和→氧化铋过滤洗刷→枯燥→氧化铋制品 火法的首要工艺流程： 精粹铋—→熔化—→雾化焚烧—→产品搜集—→产品分级。   目前国内的氧化铋出产厂商大都选用湿法硝酸系统出产氧化铋，因为出产过程中因硝酸介质的引进导致发生很多NXOY污染环境，产品中也不可防止残留NXOY;不论选用煅烧或枯燥，均难防止氧化铋粉末的聚会，影响产品粒度，粒度均在5μm～7μm以上，且粒度散布不均匀，对产品的使用也有较大的影响。国内选用火法出产氧化比铋产品粒度在3μm～5μm。日本和德国则多以熔体雾化–焚烧法出产氧化铋，产品粒度在1μm～2μm。中国是世界上氧化铋产值最大的国家之一。首要用硝酸法出产工艺，产品难以彻底满意该部分高端商场的需求

处理氧化铋渣，常选用硫酸加食盐浸出，其工艺流程如图1所示。图1  氧化铋渣盐浸法工艺流程图 从图1可见，氧化铋渣的盐浸法（混酸浸出）包含混酸二次浸出、中和水解等工序，产出之BiOCl，可经火法还原为粗铋；也可用重溶、铁屑置换，产出海绵铋，碱熔后铸成粗铋。 一、浸出 硫酸加食盐混酸浸出本质上是一种氯盐浸出，即用含有NaCl的硫酸溶液浸出氧化铋渣，使铋呈氯化物溶出。NaCl参加后有两方面效果：一是作为添加剂，带入和添加溶液中氯离子浓度，进步被提取金属在溶液中的溶解度；一是作为氧化剂，参加反响将被提取金属溶解。 氧化铋渣中铋以Bi2O3状况存在，在浸出中按下式反响：  这个反响本质是借助于BiOCl从中转化而完结的。所以上反响分两步进行：  氧化铋在混酸中的溶解曲线如图2所示。图2  Bi2O3在H2SO4－NaCl溶液中溶解曲线 从图2可见，当H2SO4为1N，NaCl浓度大于100克／升吋，铋的溶解兴旺20克／升。 依据物相分析得知，氧化铋渣中的铅以PbO状况存在，浸出中以PbCl2形状溶入溶液中，跟着溶液中NaCl浓度的添加，PbCl2在溶液中的溶解度增大。表1展示出这种联系。 PbO溶于混酸的反响如下：   表1  PbCl2在食盐溶液中的溶解度当溶液中有很多NaCl存在时：溶液中一起还存在很多的硫酸根，所以氧化铅能够生成硫酸铅：尽管PbSO4的溶度积比氯化铅的溶度积更小，可是生成的硫酸铅又进一步参加反响：所以PbCl2是铅浸出的终究产品。 氧化铋渣中的铜以CuO与Cu2O状况存在，浸出时，一部分生成硫酸铜，一部分生成：   当向溶液鼓入空气时，因为空气的氧化效果，可加快Cu2O的 溶解，进步铜的浸出率：氧化铋渣中的银以金属银状况存在，浸出时一部分构成氯化银。 经过浸出，铋、铜进入溶液，便于别离收回。铅与银虽部分被浸出，但当浸出结尾因为浸出液酸度下降，液温下降时，氯化铅与氯化银又从头结晶沉积，经过处理结晶、浸出渣而收回。 技能条件与目标： 浸出液组成：H2SO4 250升、NaCl 300千克、氧化铋渣500千克；液固比（4～5）∶1；浸出时刻2小时；浸出温度95℃。 铋浸出率高于95%：铜浸出率高于90%；浸出渣率40%左右；银入渣率高于90%；硫酸耗费为1250升／吨铋；食盐耗费1500千克／吨铋。 浸出设备：1500升带拌和机的珐琅反响釜四个，球磨机一台。 二、中和与水解 选用二段逆流浸出，从产出的二次浸出渣中收回银与铅；而将一次浸出液弄清一昼夜后，抽取上清液中和、水解，别离铜、铋，产出BiOCl，再从中收回铋；后液用铁屑置换，产出海绵铜，从中收回铜。 为了避免一次浸出液中分出硫酸铜结晶，有必要坚持浸出液含Cu2＋低于60克∕升，为确保不发生铋的再沉积现象，浸出液的pH值应始终坚持低于1。 当浸出液含有高浓度的铜和铋时，不能用铁屑置换，不然会得到铜与铋的混合物。所以选用加碱和水稀释，以进步溶液的pH值，使铋呈BiOCl沉积别离。 选用加Na2CO3或NaOH以升高溶液的pH值，当pH值从0.6升至1.8时，溶液中铋离子浓度明显下降，pH值与溶液含铋离子浓度联系如表2。 表2  浸出液终究pH值对残Bi3＋的影响当pH 1.8时，溶液含铋小于50毫克／升，尽管铋含量很低，但对下工序从溶液中置换铜影响很大。为了确保海绵铜含铋低于0.04%，当溶液中含铜为25克／升时，有必要使含铋量小于10毫克／升，所以有必要将浸出液终究pH值进步2.3以上。 水解最好分两步进行：第一步用碱液将pH值调至1.5；第二步将溶液体积用水稀释两倍，使pH值上升至2.3。中和与水解次第不能倒置，避免BiOCl被污染。水解反响为：氯氧化铋被污染主要是因为部分规模pH值偏高引起氢氧化铁沉积。若终究用碱调pH值，杂质铁含量有时达2%；而终究选用水稀释时，即便进步pH值至3，也无铁离子水解沉积。水解能使溶液中99.6%以上的铋沉积，产出易于弄清与过滤的颗粒较粗的BiOCl。 技能条件与目标： 中和：用30% NaOH溶液或40% Na2CO3溶液中和一次浸出液至pH 1.5。 稀释：用两倍体积水稀释，使溶液pH值由1.5进步至2.3。 常温操作，水解后溶液弄清一昼夜。 碱耗由一次浸出液终酸断定。铋水解收回率高于98%；BiOCl含铋量大于70%。 水解设备：质料为钢槽衬腔。其间碱液槽容量2米3，尺度φ1200、H2000毫米；水解槽容积10米2，尺度φ2000、H3500毫米。 三、置换 水解沉铋后液参加铁屑置换铜：技能条件及目标： 置换温度95℃，加温拌和至溶液通明不显蓝色为结尾。 铁屑耗量为理论量1.5～2倍；置换铜收回率高于95%。 置换设备：因为置换周期短，选用带拌和的1500升珐琅反响釜两个，蒸汽夹套加温，每批结尾后中止拌和，弄清别离，排放上清液，再注入沉铋后液，开动拌和，先使用海绵铜中搀杂的铁屑置换，然后参加新铁屑，直至沉铋后液分批置换结束，再放出铜渣沥干，作为收回铜的质料。

上调目标价52.0元,上调至“增持”评级。由于公司陶瓷墨水毛利率不及预期,我们下调2014年EPS到0.65元(原来0.79元),由于公司新增高纯氧化铝业务将在2015年迎来爆发,我们上调2015、2016年年EPS到1.30元、1.76元(原来1.15元、1.63元)元。我们认为,公司两个较重要的储备产品高纯氧化铝和纳米氧化锆在2015年均有望放量贡献业绩,给予公司2015年40倍PE估值,与行业平均水平相当,上调目标价至52.0元,上调至“增持”评级。 　　国内高纯氧化铝企业迎来高速增长。由于下游锂电池和蓝宝石领域出现爆发式增长,高纯氧化铝需求将从2013年的7737吨上升到2016年的29122吨,三年复合增速为55.5%,2016年对应市场空间合计为38.6亿元。另外,随着国内企业技术不断进步,技术领先、具备高性价比的国内优势企业将迅速实现进口替代,并且进军国际市场出口高纯氧化铝。 　　公司布局高纯氧化铝业务,2015年迎来业绩爆发。公司公告设立控股子公司来发展高纯氧化铝业务,预计在2015年年初合资公司有望达到1000吨以上产能。锂电池应用领域目前国内只有公司一家企业通过多家国内外主流电池厂家的认证,蓝宝石也与国内外数家知名企业合作。我们认为,公司高纯氧化铝投产后产能可以得到有效的消化,预计合资公司2015年有望实现1000吨的销量,实现销售收入1亿元,贡献利润约3000万元。

什么是陶瓷隔膜　　陶瓷涂覆特种隔膜：是以PP，PE或者多层复合隔膜为基体，表面涂覆一层纳米级三氧化二铝材料，经过特殊工艺处理，和基体粘接紧密，显著提高锂离子电池的耐高温性能和安全性。陶瓷涂覆特种隔膜特别适用于动力电池。　　锂离子电池对隔膜的要求　　隔膜性能决定了电池的内阻和界面结构，进而决定了电池容量、安全性能、充放电密度和循环性能等特性。因此需满足如下一些特性：　　好的化学稳定性：耐有机溶剂；　　机械性能良好：拉伸强度高，穿刺强度高；　　良好的热稳定性：热收缩率低；较高的破膜温度；　　电解液浸润性：与电解液相容性好，吸液率高。　　三氧化二铝作为一种无机物，具有很高的热稳定性及化学惰性，是电池隔膜陶瓷涂层的很好选择。　　陶瓷隔膜对氧化铝的性能要求　　粒径均匀性，能很好的粘接到隔膜上，又不会堵塞隔膜孔径；　　氧化铝纯度高，不能引入杂质，影响电池内部环境；　　氧化铝晶型结构的要求，保证氧化铝对电解液的相容性及浸润性。　　涂覆氧化铝隔膜的优点　　耐高温性：氧化铝涂层具有优异的耐高温性，在180摄氏度以上还能保持隔膜完整形态；　　高安全性：氧化铝涂层可中和电解液中游离的HF，提升电池耐酸性，安全性提高；　　高倍率性：纳米氧化铝在锂电池中可形成固溶体，提高倍率性和循环性能；　　良好浸润性：纳米氧化铝粉末具有良好的吸液及保液能力；　　独特的自关断特性：保持了聚烯烃隔膜的闭孔特性，避免热失控引起安全隐患；　　低自放电率：氧化铝涂层增加微孔曲折度，自放电低于普通隔膜；　　循环寿命长：降低了循环过程中的机械微短路，有效提升循环寿命。　　锂电池隔膜用高纯三氧化二铝技术指标

铋在地壳中白勺均匀含量为2×10-5%，独自白勺铋矿床很少见到、铋矿藏一般与pb、cu、w、sn、ni、co等等元素白勺硫化物其生。具有工业价值白勺铋矿床大都为热液矿床,其间最重要为高温文辉铋矿型和中温热液多金属铋型。高温热液型中铋以天然铋和辉铋矿(bi2s3)状况存在于w、sn及as白勺矿石中,与之共生等等。铋作为上述矿石白勺副产物。中温热液型中铋一般最重要以其生等等。铋作为上述矿石白勺副产物。中温热液型中铋一般最重要以辉铋矿为主,此外还有天然铋及铋白勺硫代酸盐类,与cu和ni、co以及as白勺硫化物共生,铋作为铜矿石及其他矿石白勺副产物。在矿床白勺氧化带,原生铋矿藏可风化构成铋华(bi2o3)和碳酸铋矿藏[如泡铋矿(bi2o3.co2.h2o)、基性泡铋矿(2bi2o3.co2.h2o)、含水泡铋矿(bi2o3.co2.nh2o)、球泡铋矿(bi2o3.h2o)]。现在已发现白勺含铋矿藏已有50余种，但只要上述数种矿藏具有工业价值。铋矿石化学物相分析[1，2]，一般只测定氧化铋矿藏、辉铋矿和天然铋。下面介绍此三种矿藏白勺别离办法。 一、氧化铋矿藏白勺别离氧化铋矿藏系指铋华和铋碳酸盐矿藏。10%hcl可用于浸取氧化铋,天然铋和辉铋矿不溶解。但浸取过程中如有fe3+存在，则天然铋和辉铋矿白勺浸取率添加，为此，于hcl中参加sncl2。也有人以为参加抗坏血酸效果更好。羟胺也起相同白勺效果。hcl浓度和浸沉取温度都对浸取和别离效果有显着影响，故应严厉把握操作条件。文献中还引荐了其他一些别离氧化铋白勺办法，也各有特点。如用c(h2so4)=0.25mol/l-50g/l溶液,在氮气或流中浸取1h;用5%hcl-30g乙酸溶液，于80℃浸取10min。二、天然铋与辉铋矿白勺别离别离氧化铋之后，可运用下述任一办法使天然铋与辉铋矿别离：(1)天然铋之后,可运用下述任一办法使天然铋与辉铋矿别离：(1)天然铋能从agno3溶液中置换出金属银，而自身进入溶液中。了避免bi3+水解，向agno3溶液中参加一定量酸一般用20%-20g/lagno3溶液或3-6%hno3-17g/lagno3溶液，作为天然铋白勺溶剂，在规则条件下，天然铋浸取率为99%左右,辉铋矿仅溶解1.5%。本法适用于天然铋含量高白勺试亲。(2)在加热白勺情况下，辉铋矿可溶于浓hcl，天然铋不溶。浸取时试亲中白勺氧化铁与hcl效果，所生成白勺fecl3对天然铋有氧化效果,故应参加还原剂(如羟胺)以消除fe3+白勺影响。本法更适合于以辉铋矿为主白勺试样

Abstrac：The carbonization soakingof low2grade granularmagnesite is studied. Themineralproperty and light baking performance ofmagnesite, the digestingprocessofMgO aswell as the technologicalparametersof carbonization soaking are investigated. With the carbonization soaking of magnesite, high2grade MgO has been obtained, which contains 99% ofMgO。 我国镁矿资源非常丰富 ,采用碳化法生产轻质碳酸镁的工艺依据矿石性质不同而分为两种：白云石碳化法和菱镁矿碳化法。白云石碳化法生产工艺成熟，但由于碳化浸出过程存在钙含量较高的问题，所以该工艺生产高纯产品受到限制。随着冶炼技术的不断发展,冶金过程中的许多特殊作业趋向于使用高纯度镁砂来大幅度提高耐火制品的寿命，降低生产成本。同时由于高品级菱镁矿的大量出口，因此导致镁矿资源的综合利用问题日益显著。为此，笔者采用低品级菱镁矿粉矿进行碳化法提取高纯氧化镁 (wMgO大于 99%)的工艺研究。试验中，对菱镁矿的矿石性质及轻烧性能、氧化镁的消化过程和碳化浸出的工艺条件和参数进行了研究,并用所获高纯碱式碳酸镁生产出高纯镁砂。 一、矿石性质研究与工艺流程 试样的矿物组成比较简单 ,主要矿物为菱镁矿和白云石,次要矿物为滑石、绿泥石;微量矿物有石英、褐铁矿、黄铁矿、磷灰石等。MgO在矿石中主要作为独立矿物的基本组成形式存在于矿石矿物菱镁矿和脉石矿物白云石、滑石和斜绿泥石中。CaO以两种形式存在于矿物中:一种是以形成独立矿物的基本组成形式存在 ,如白云石、磷灰石 另外一种是以白云石微细包裹体形式存在于菱镁矿晶体中。SiO2亦以两种形式存在于石英、滑石、斜绿泥石、透闪石、方柱石等脉石矿物中，另一种是以石英和硅酸盐矿物细微机械包裹体形式存在于菱镁矿晶体中。 粒度筛析结果表明，wSiO2，wAl2O3在细粒级(－150目 )中略为偏高。wMgO，wCaO，wFe2O3在各粒级中变化不大，与多元素化学分析结果相近。化学分析结果见表1。本试验工艺流程见图1。二、试验结果与分析 （一）煅烧试验 天然菱镁矿在碳化过程中不能直接与二氧化碳起作用，碳酸仅对具有活性的氧化镁起反应，因此需将矿石在高温设备中轻烧，使菱镁矿逸出二氧化碳，生成具有活性的氧化镁。煅烧反应如下： 菱镁矿（WMgCO3约为90%） 轻烧料（WMgO大于90%）＋CO2↑    （1） 为使氧化镁易于消化和碳化，对试样进行了差热分析。差热分析结果表明，试样中MgCO3的初始热分解温度为666℃。根据失重曲线可知，700℃以上。由于轻烧氧化镁的活性与煅烧温度和时间有关，故将温度控制在700～850℃之间，并在不同保温时间内进行煅烧条件试验。图2示出了温度和时间对菱镁矿灼减的影响。结果表明，菱镁矿的灼减随温度升高和时间延长而增大。为保证轻烧料不欠烧也不过烧，并具有较高的活性，最佳煅烧温度应控制在800℃，煅烧时间为1.5h。（二）消化试验 许多厂家的生产实践表明，采用白云石生产轻质碳酸镁的工艺中,白云石煅烧后，矿石中含量约30%的CaO与水反应生成Ca (OH)2，矿石自然 裂 解，wMgO为20 %也易与水作用生成Mg(OH)2，因而无需采用细磨工艺。本试验从节约能耗的角度出发 ,将菱镁矿破碎至较小粒级后进行煅烧、消化试验，以探索消化工艺的最佳工艺条件。消化过程的化学反应式如下： MgO＋H2O→Mg(OH)2              （2） 轻烧料中的氧化镁在水溶液中转化为氢氧化镁的过程与反应浓度、温度、时间等因素有关，同时与粒度有关。本试验的消化试样为小于2mm粒级的轻烧粉料。 1、消化浓度 将试样放入80℃水中，搅拌4min后过滤，分析不同浓度对消化率的影响。由试验结果得知，消化过程浓度大，转化率低,当浓度低于20%时 ,消化率的变化不大 ,故取消化浓度为 20%进行下面的试验。 2、消化时间 由于浓度试验消化率较低 ,故消化时间试验时增强了搅拌 在消化温度为 ℃、浓度为，80 20%的条件下进行了试验。时间变化对消化率的影响见图3。图3中曲线表明，消化反应时间的增加，对消化率的影响比较明显。消化时间超过12min,消化率已达98%以上。3、消化温度 在试验浓度和时间相对稳定的条件下，温度对消化结果的影响见图4。由图4看出，氧化镁转化成氢氧化镁的过程受化学反应控制，提高反应温度，可加快反应速度，消化温度的提高，对消化过程的影响极为明显。适宜的消化温度应控制在80℃以上。（三）碳化浸出试验 将氢氧化镁转化成碳酸氢镁，是以适量的二氧化碳为浸出剂，在特定的浓度、温度条件下进行反应，不同的时间和压力对浸出结果影响较大。其化学反应式如下 Mg(OH)2＋CO2＋H2O→Mg(HCO3 )2＋H2O          （3） 借鉴前期做过的工作,在常温常压条件下对消化后的试样进行了碳化浸出试验，进塔液nMgO为18.62g /L, cCO2为33%,在浸出过程中定时抽取泥浆过滤，分析碳酸氢镁溶液中WMgO，试验结果见图5。图5中下部曲线表明，试样粒径较大，碳化时间较长。超过90min后氧化镁的转化率增加不明显，浆液中nMgO为7.8g/L。为此，在上述浸出工艺条件相对稳定的条件下，降低进塔液中氧化镁的浓度进行了试验。由图5中上部曲线可知，随着进塔液中的氧化镁浓度的降低，转化率升幅较大，碳化反应至90 min时，MgO的转化率达84.01%，回收率为80.97%。（四）热水解试验 碳化浸出过程实现了目的组分由固相到液相的转移。经固液分离、滤去残渣，将滤液 (重镁水 )加热，使碳酸氢镁转型生成碱式碳酸镁。化学反应式如下： 5Mg(HCO3 )2→4Mg(OH)2·Mg(OH2 )·4 H2O＋6 CO2 ↑    （4） 根据上式，在滤液加温至沸腾温度时进行了热水解时间对母液 (废镁水 ) 中氧化镁含量影响的试验。试验结果表明，随时间的延长，母液中氧化镁浓度随之降低。超过5 min后，母液中nMgO均为0.18 g/L，故热水解过程控制为滤液加热至沸腾温度后继续保温 5 min。过滤烘干后的碱式碳酸镁产品多元素化学分析及氧化镁回收率如表2所示。三、结论 （一）采用碳化法浸出工艺处理低品级菱镁矿粉矿,可获得灼减为零时wMgO为99.31%的高纯轻质碳酸镁。氧化镁回收率为80.97%。经烧结工艺处理 ,可获得氧化镁含量为 99.21%，体积密度为3.38g/cm的高纯烧结镁砂。 （二）常压二氧化碳浸出工艺生成的轻质碳酸镁中氧化钙含量较前期加压试验最终产品的CaO品位略有升高。 （三）由于菱镁矿碳化浸出过程中未采用磨矿工艺 ,试样粒径较大 ,故氧化镁的转化率和回收率不近人意。当粒度变小后进行研究,浸出液中氧化镁的转化率指标非常理想。

优势一：电流过大时，能够阻断电流。PP/PE材料的锂电池隔膜是通孔，当电流过大时，很容易造成穿孔现象，进而造成锂电池燃烧或者爆炸，而用高纯氧化铝（VK-L500G）作为涂层材料与粘合剂一起使用涂覆在PP/PE材料表面可以起到调孔的作用，这是因为高纯氧化铝为板状晶体结构，当电流过大时，材料发热，进而板状晶体结构的高纯纳米氧化铝涂层材料就会体积膨胀，就会闭合锂电池隔膜上的电流传导孔，从而起到阻断电流的作用，当温度降下来时，材料体积会收缩，这时隔膜上的电流传导孔就会重新打开，利用该材料特殊的物理和化学性能，可以大大提高锂电池的安全性能，从而为大功率锂电池高能量安度且安全可靠充放电提供了可能。　　优势二：高纯纳米氧化铝（VK-L500G）还具有非常优良的导热性能，电池温度过高里，这种材料可以很好地进行热量传导，从而解决了PP/PE材料导热性差的问题。　　优势三：高纯纳米氧化铝（VK-L500G）材料还具有优良的阻燃性，这是因为高纯氧化铝材料本身就是非常优良的阻燃剂，即使因为温度过高，达到燃烧零界点，该材料的良好的阻燃性能会阻止大范围的燃烧甚至爆炸。

中文名称：氧化高镍 　　英文名称：nickelic hydroxide; nickel (Ⅲ) hydroxide 　　性状：　　黑色粉末。 　　溶解情况： 　　不溶于水和碱溶液。溶于酸和氨水。 　　用途： 　　用于制碱蓄电池等。 　　制备或来源：　　由氢氧化镍用次氯酸盐氧化而得。 　　其他： 　　在熔点分解。氢氧化高镍采用水溶液氧化沉淀法，试制了Ni(OH)3粉末材料。实验选用Na2O2等多种氧化剂与无水NiCO3，NiSO4·6H2O等四种镍盐发生反应，比较了制取高纯氢氧化高镍的反应效果及结果，并从中确立了较合理的氧化剂和镍盐配方。在此基础上，分析了反应液温度和反应液pH值两个主要参数对氢氧化高镍生成的影响，确立了制取氢氧化高镍的基本方法。 

代表性的铝原矿是铝土矿，其主要成分为不同晶形的三水铝石(y-A12O3·3H2O)、一水铝石(y-A12O3·H,O)、硬水铝石(a-A12O3·H2O)，各以单独状态或以混合状态存在。一般组成为45-60%A12O3, 2-20%Fe2O3，1-10%Si021-4%TiO2，10-30%的结合水，其他微量成分(Mn, GaCa, V, P, As等)。低品位矿有霞石(Na2O -A12O3·2SiO2K2O·A12O3·2SiO2)、矾土页岩A12O3·H2O+A12O3，2SiO2一2H20)、明矾石(K2O.3A12O3.4SO3·6H20)、粘土等。冶炼法主要是用拜尔法制纯A12O3，以此，用霍尔一埃鲁法进行熔盐电解。 1.氧化铝的制法用拜尔法从铝土矿制氧化铝的主要反应分以下三个阶段:(1)铝土矿中的AI2O3用NaOH溶液溶解生成NaA1O2: A12O3+2NaOH=2NaA1O2+H2O (6-14) (2)NaAIO2水解，析出A12 O3 .3H2O 2NaA1O2+4H20=A12O3·3H20O+2NaOH (6-15) (3)A1203·3H2O加热脱水，生成A12O3 A12O3.3H2O=Al2O3+3H2O (6-16) 硬水铝石准溶于NaOH溶液，因此此法不适用，不过以此为主要成分的原矿产地也只有极少数。 下图示出了拜尔法的简略操作流程图。三水铝石比一水侣石易溶子NaOH溶液。(1)三水铝石为主要成分的矿石处理。作为预处理，对原矿也有进行加热于燥的。在高压釜中的一般溶解条件是，碱浓度Na20为100-1501cg/m3,榕液中的Na2O和A1203的摩尔比为1.4-1.7,温度为410-420K.原矿中富于反应性的SiO2和A12O3一起一度溶解后，称为脱硅反应灼二次反应缓慢发生，即Na2O3和A12O3结合，生成不溶性的方钠石系化合物3(Na2O·A12O3·2SiO2)Na2X·nH2O(X表示CO32-、SO4 2-、2C1-、2OH-、2A1O2-)。此时，添加少量的Ca(OH)2也可减少Na2O的耗量，生成Fe2O3·xH2O,Na2TiO3等不溶性化合物。但添加高分子沉降促进剂，则和方钠石系化合物一起，在浓缩器中分离沉降出赤泥。 A12O3溶解生成的NaA1O3溶液送往结晶槽，加适量的粉状A12O3·3H,0作为晶种，长时间连续搅拌后缓冷，在330-350K发生水解，生成所谓白泥的A12O3·3H2O白色沉淀。在分级糟从溶液分离的A2O3·3H2O的一部分留为晶种，其余在1400-1500K缎烧为A12O3其中的杂质SiO2, Fe2O3一般各为0.010-0.015%,Na2O为0.5%左右。(2)一水铝石为主要成分的矿石处理。一水铝石较三水铝石难溶于NaOH溶液，因此，有必要提高溶解温度或NaOH浓度.或二者同时提高。例如，在Na2O为200kK/m’, 470K下或在Na2O 300kg/m3,440K的条件下，并增加提取时间。多半不提高NaOH浓度，而在Na20和A12O3的康尔比为1.5左右的条件下，在480-510K进行高沮溶解。从低碱浓度(NaOH100~140kg/m3)和高温(338-448K)挤液短时间析出的Al2O30·3H2O所得A12O3称为砂状三氧化二铝，从高碱浓度(NaOH150-200kg/m3)、低温(328-333K)条件下长时间析出的Al2O3·3H2O所得Al2O3，称为粉状三氧化二铝。前者表观密度和流动性大，而后者表观密度和流动性均小A12O3溶解生成的NaA1O3溶液送往结晶槽，加适量的粉状A12O3·3H,0作为晶种，长时间连续搅拌后缓冷，在330-350K发生水解，生成所谓白泥的A12O3·3H2O白色沉淀。在分级糟从溶液分离的A2O3·3H2O的一部分留为晶种，其余在1400-1500K缎烧为A12O3其中的杂质SiO2,Fe2O3一般各为0.010-0.015%,Na2O为0.5%左右。从低碱浓度(NaOH100~140kg/m3)和高温(338-448K)挤液短时间析出的Al2O30·3H2O所得A12O3称为砂状三氧化二铝，从高碱浓度(NaOH150-200kg/m3)、低温(328-333K)条件下长时间析出的Al2O3·3H2O所得Al2O3，称为粉状三氧化二铝。前者表观密度和流动性大，而后者表观密度和流动性均小 (3)其他矿石的处理。基本是添加石灰石焙烧或熔融，使之.生成铝酸钙(CaAl2O3)，用喊溶液提取的方法。用酸处理法也有各种方案。

一、前言 韶关冶炼厂两个系统的鼓风炉渣经烟化沪回收的次氧化锌达10000 t左右，其主要化学成份见表1。 表1  次氧化锌的化学成份元素ZnPbAsGeAg成份（%）50.28～54.225.21～16.184.17～9.740.022～0.0550.008～0.023 另外还有少量的C，S，Cl，F等，晶相表明：Zn，Pb，As以氧化物形态存在，Ge大部分以锗酸盐形态存在，Ag则被包含于Pb中。 目前绝大部分的次氧化锌返回烧结配料，这种处理方式有三个不足之处。 （一）由于次氧化锌中含砷总量近1000 t，韶关冶炼厂全厂约50%的砷富集进次氧化锌中，是该厂砷的汇聚点，同时每年从铅锌精矿中带人的砷约为500～800 t，如不及时处理。砷将会在系统中不断富集循环，对环保造成巨大的压力。 （二）砷的不断富集，各物料中砷含量将会越来越高，而高砷物料对该厂主体工艺—ISF炉有不可忽视的负面影响，同时给有价稀散金属锗、铟回收带来困难。 （三）次氧化锌返烧结配料时，粉尘大且含砷高，造成操作环境恶劣，同时配料加入过多的次氧化锌使烧结块的强度和成块率下降，影响烧结块的质量和产量。 因此，寻找合适的处理次氧化锌的方法，综合回收铅锌锗砷等有价金属，产出市场受欢迎的产品则能变废为宝，获得可观的经济效益。 二、试验原理及工艺流程 将次氧化锌加硫酸及少量水混合，则锌、铅迅速生成硫酸盐，发生的反应式主要有：     ZnO+H2SO4=ZnSO4+H2O                （1）     PbO + H2SO4 = PbSO4+H2O            （2）     ZnGeO3 +H2SO4 = ZnSO4 + GeO2+H2O   （3）     As2O3十3H2O=2H3AsO3                （4） 在350～550℃烙烧时，H3ASO3被重新分解，H2O和As2O3挥发：     2H3AsO3=AS2O3+3H2O                 （5） 而硫酸锌要在大于600℃时才能分解，硫酸铅的熔点则达1170℃，并且在950℃以上开始分解，这两种产物在此温度下都会留在焙砂中，不被挥发；由于次氧化锌中有少量碳，GeO2可能被部分还原成GeO，另外由于次氧化锌中的Cl， F存在也可能生成GeCl4，GeF4而造成有部分被挥发；而Cl，F则主要生成HCI，HF挥发出去。 将焙砂水浸时，硫酸锌溶于水中，锗也有30%溶解，而铅银则被富集在渣中以便进一步回收。其主要工艺流程图如图1。图1  硫酸焙烧水浸综合回收次氧化锌原则流程 三、试验部分 （一）直接酸浸 将次氧化锌加硫酸直接浸出：1/s= 5∶1，温度70～90℃，时间1.5h，终酸10～20 g/L，浸出时，Zn有96%被浸出，As，Ge约浸出94%、70%， F、Cl浸出90%以上，而Pb、Ag银留在渣中，浸出液的化学成份(g/L)；Zn90～100，As8～20，Ge0.1～0.2，F0.1～0.2，Cl0.1～0.2，酸浸液中的As、F、Cl含量都较高，要将其直接净化成电解液，难度十分大。 （二）硫酸焙烧 将次氧化锌加直接酸浸量酸耗110%～120%的硫酸和少量水混匀，然后将混料放入石墨坩埚中焙烧。试验考察了不同焙烧温度、硫酸量、焙烧时间等参数。 1、不同硫酸量对物料挥发率的影响 各取200 g次氧化锌加90mL，100mL，110mL，120mL，130mL硫酸于400℃焙烧7h，金属挥发率如图2。F，Cl在这种酸度范围挥发较彻底。图2  不同硫酸量对金属挥发率的影响 由图2可知，在这种酸度范围内，铅、锌全部在焙砂中，砷锗则随加酸量的增加而增加，在加入硫酸110～120mL（即加入直接酸浸耗酸量 110%～120%）时效果较好，砷的挥发率为90%以上。 2、不同焙烧温度对金属挥发率的影响 各取200 g次氧化锌加120 mL硫酸及少量水混匀，于300℃、350℃、400℃、500℃烙烧7h。F、Cl在较低温度范围内挥发完全，而砷则在350℃以上挥发可达90%以上，锗的挥发为40%左右，而铅、锌几乎不被挥发。挥发温度取400～500℃较合适。见图3。图3  不同焙烧温度对金属挥发率的影响 3、焙烧时间对金属挥发率的影响 各取200 g次氧化锌加115 mL硫酸（98%）及少量水于400～500℃焙烧3h、4h、5h、6h、7h，F、C1在3h就几乎挥发完全，金属挥发率曲线变化如图4。 图4  不同焙烧时间对金属挥发率的影响 由图4知，锌、铅始终没有什么挥发，砷、锗随时间增加挥发率增加。在5h左右时砷的挥发率达到90%以上，试验取焙烧时间5h较好。 综合以上条件，硫酸焙烧的最佳条件为：加入次氧化锌重量的1.1～1.2倍的硫酸，在400～500℃焙烧5h，便可获得理想的焙烧结果。 （三）焙砂酸漫将焙砂加水浸出，条件I/s= 5∶1，温度70℃，时间1.5 h，浸出终点pH=3，浸出渣量为次氧化锌的30%，浸出液及渣的化学成份如表2。 表2  焙砂水浸液及渣的化学成份物料ZnPbGeAsFCl1#液（g/L）105.280.0220.0320.300.00120.00381#渣（%）3.1451.700.0140.40——2#液（g/L）101.550.0140.0330.160.002650.00382#渣（%）2.5256.140.0120.21——3#液（g/L）107.210.0170.0290.170.001850.002963#渣（%）3.8352.620.0200.40—— 由表2知，浸出液中的As都在0.3g/L以下，F、Cl已符合电解要求，只要对酸浸液稍加处理就可得到合格的电解前液，而渣被富集成含铅50%以上含砷小于0.4%的铅精矿，可以返烧结配料或另外处理。 四、工业试验 工业试验共处理9.2 t次氧化锌，产出17.36t焙砂，0.75 t烟尘。试验利用回转窑进行脱砷、氟、氯，窑长12 m，直径1.2m倾斜度5。。试验条件为：次氧化锌：硫酸=1∶0.91，焙烧时间5 h，焙烧温度为450～550℃，进料500kg/h。由于加入的硫酸量几乎是与次氧化锌反应的量，所以烟囱的烟气几乎没有。其技术指标为：脱砷率在85%～95%，而F、Cl的脱除率大于95%，而Ge的挥发率比小型试验好，小于30%，而Pb、Zn、Ag几乎不挥发，焙砂中的砷小于0.5%，扩大试验中次氧化锌、焙砂及烟尘的化学成份的平均值如表3。 表3  工业试脸中次氧化锌、焙砂及烟尘的化学成份（%）物料PbZnAsGeAgFCl次氧化锌13.9052.895.420.0310.02250.06430.030焙砂7.5027.400.370.0120.0150.001180.00070烟尘6.002.6732.350.00290.0023—— 由表3可知，工业试验与小型试验基本吻合。 五、结语 （一）采用“硫酸焙烧－水浸”处理次氧化锌，工艺流程简单，铅、锌直收率高，成本低，所耗试剂少。在小型试验的基础上，工业试验证明该工艺能较好脱除次氧化锌的砷、氟、氯。 （二）在焙烧条件为：温度400～500℃，加酸量为次氧化锌重的110%～120%，焙烧时间为5 h，焙砂水浸条件为：1/s=5∶1，时间1.5 h，温度60～80℃，铅的直收率大于99%，锌的直收率为98%，砷的脱除率为90%，锗的直收率为60%。原料中的98%的锌、60%左右的锗、0.5%左右的砷进入浸出溶液，而铅、银全部留在渣中，浸出渣含铅50%以上，含砷小于0.4%。 （三）该工艺一个不足之处是锗在流程中分散，增加了锗的回收成本，降低了锗的回收率。

前言 随着锌用途范围的扩大，世界各国锌产品消耗逐年增加。硫化锌矿日渐供应不足，氧化锌矿的开采利用逐渐引起人们的重视。氧化锌矿主要是含有硅酸锌矿Zn2SiO4，异极矿Zn4(Si2O7)(OH)2·H2O和菱锌矿Zn2CO3的含锌矿物，有些氧化锌矿含锌品位高达20%～30%，其特点是： 1、氧化矿很难通过选矿富集； 2、含可溶硅高，浸出矿浆很难实现固液分离。在未解决浸出矿浆难过滤问题之前，一般采用火法冶炼处理，但在能源日益紧张和环保要求日益严格情况下，氧化锌矿火法冶炼逐渐被湿法冶炼工艺取代。 湿法处理氧化锌矿的最大难点是浸出时生成难以过滤的胶质SiO2。几十年来人们围绕着如何获得易于过滤的矿浆，做了大量的工作，经过长期的研究，在应对矿浆中硅的危害方面取得了突破，已有一些处理硅酸锌矿的酸浸技术用于工业生产。 2004年笔者参加国外某氧化锌矿湿法冶炼半工业试验，对当地矿石的浸出脱硅工艺进行多方案探索，提出新的浸出脱硅工艺，并将新工艺在半工业试验厂实施。新工艺与原工艺对比，锌回收率提高9.4%，酸碱消耗降低50%。本文详细介绍了浸出脱硅流程的选择，半工业试验情况及取得的技术经济指标。 一、工艺流程选择 由于成矿条件不同，不同地区高硅氧化锌矿的性质差异较大。为适应原矿特性，世界上开发出了多种湿法处理工艺。本试验原料特性及较成熟的处理工艺简述如下。 （一）原料特性 本试验所用的氧化锌矿含有大量的碱性物质及大量碳酸根，浸出过程中产生大量二氧化碳且耗酸量大。小型试验表明，在低酸条件下，浸出时间30 min，终点pH 1.5时，锌浸出率高达95.3%，主要杂质Fe，Al和Si浸出率很低。其化学成分及物相组成分别见表1和表2。（二）工艺流程 目前工业上应用的3种较成熟的工艺是:V.M法；EZ法；Radina法。 1、老山工艺（Vieille－Montagne) V.M工艺是比利时老山公司发明的，其特点是将浸出槽串联起来，在严格控制浸出温度7090T条件下，缓慢加酸，逐步提高酸度，经8－10h终点pH达到1.5后，继续搅拌2h使SiO2呈结晶形式沉淀。 2、EZ工艺 EZ法是澳大利亚电锌公司发明的，其特点是:先进行氧化锌矿酸性浸出，再进一步中和凝聚。浸出控制在自热(较低)温度40～45℃下进行，终点pH1.8～2.0，凝聚温度控制在6070 9C，加人Fe3＋，A13＋凝聚剂及中和剂，终点pH 5.2～5.4。全过程4-6 h，从而使胶质SiO2凝聚成易于过滤的沉淀物。 3、Radina法 Radina法是巴西工商公司研制的方法，该法的关键点在于浸出过程胶质SiO2浓度低，用已沉淀析出的SiO2作晶种，在硫酸铝凝聚剂存在下，使胶质SiO2结晶沉淀下来。其操作程序如下： 将硫酸铝、废电积液(10% H2SO4)加人浸出槽中，加热到90℃左右。用过量的氧化锌矿石中和至pH=4左右，再加人一批废电积液，其量与第一批相同，浸出0.5 h，然后用氧化锌矿中和槽中的废电积液，至少要加3次废电积液及相应量的矿石使浸出槽装满。 抽出三分之一已中和浸出好的矿浆送去过滤，再加人新电积液。因为浸出槽只有三分之一的体积是有效的，Radina法也被称为“三分之一”法。 以上3个方法均采用稀硫酸直接浸出氧化锌矿，使锌和硅分别以硫酸锌和硅酸形态进人溶液，但解决矿浆的过滤问题则分别采取不同措施。M.V法与Radina法都是在浸出过程中使二氧化硅形成结晶沉淀，EZ法则分为浸出和硅酸凝聚两段组成，SiO2在中和絮凝段聚合成颗粒紧密易于过滤的沉淀物。 M.V法与Radina法浸出结晶时间长达8～10 h使用原矿作中和剂，浸出中和渣含锌较高(Zn5.0%～9.0%)，锌浸出率较低。 EZ法浸出絮凝时间较短(3. 5～6.0 h )，使用石灰作中和剂，浸出中和渣含锌较低(Zn 3.5%～5.0%)，但浸出过程酸耗增加。 外方选择了生产能力相对较高的，用石灰中和的EZ法，工艺流程见图1。二、中和絮凝法(EZ)的基本原理 （一）氧化锌矿浸出过程中SiO2的行为 氧化锌矿的主要成分均易被稀硫酸溶解，在锌溶解的同时SiO2也进人溶液，其反应式如下： 硅酸锌 Zn2SiO4＋2H2SO4→2ZnSO4＋H4SiO4             （1） 异极矿 Zn4(Si2O7)(OH)2·H2O＋4H2SO4→4ZnSO4＋2H4SiO4＋2H2O    （2） 菱锌矿 ZnCO3＋H2SO4→ZnSO4＋CO2↑＋H2O      （3） 进人溶液的硅酸很不稳定，分子间将发生多次 聚合作用，形成多聚硅酸、硅溶胶、水凝胶。当溶液中SiO2浓度足够大时，在放置过程中就会自动进人胶凝过程而成为水凝胶，呈半固体状态失去流动性，使固液分离完全停顿。 硅酸是带电的，通常认为原硅酸的等电点在pH=2附近。 在pH>2时，部分原硅酸按下式离解:： H4SiO4 H3SiO4－＋H＋                         （4） 原硅酸与带一个负电荷的H3SiO4－作用，生成带一个负电荷的硅酸的二聚体，此二聚体又可与原硅酸作用生成三聚体、四聚体等多硅酸，进而生成SiO2溶胶。 在pH H4SiO4＋H＋ H5SiO4＋                              （5） 原硅酸与带正电荷的 H5SiO4＋进行经联反应形成双硅酸，进而生成三硅酸、四硅酸等多硅酸，生成硅 溶胶。 因此，在pH>2的溶液中是原硅酸与一价阴离子的缩合作用；而在酸液内是原硅酸与一价阳离子的聚合作用。 （二）硅酸在溶液中的聚合形态 硅酸在溶液中由于其聚合程度不同，以α、β、γ三种形态存在。α形态接近于单分子状态(即原硅酸或简单的偏硅酸)，不致影响溶液的澄清过滤，即pH=2左右的溶液，此时溶液最稳定。β形态的硅酸聚合程度略高，约大于α形态的350倍，这种胶凝物难于沉淀，即当pH>2或pH 因此，浸出溶液含二氧化硅较高时，会出现下列现象： 1、在pH=2左右时，以稳定的胶体溶液存在； 2、在较高pH时，聚集成一种巨大的疏松网状结构，即凝胶； 3、在迅速聚集的条件下(高温、高pH值、高离子强度、絮凝剂和相反电荷等)就絮凝成胶体颗粒紧密堆积的沉淀物。 通过控制特殊的工艺技术条件，保证生成二氧化硅沉淀而不发生胶凝，从而改善矿浆的澄清与过滤问题。 三、半工业试验 外方按小试方法选择了EZ法作为半工业试验方案，并设计了半工业试验厂。中方专家根据原矿性质及现场小试结果提出新工艺流程并修改试验厂设计。半工业试验采用两个试验流程完成浸出脱硅过程试验。 （一）工艺流程 1、原工艺流程 原工艺流程见图1。在控制Fe、A1、Si较低的浸出率条件下，常温加人石灰石、絮凝剂进行中和絮凝，使矿浆易于沉降。此工艺与E.Z法很相似，但在中和絮凝段未加温，未加人含Fe3＋、A13＋的絮凝剂。该工艺优点在于工艺流程简单，锌浸出率较高 (约94%)；其缺点为:①浸出后液含酸高，溶液量大，中和溶液中残酸消耗大量的石灰石和可再利用的酸同时增大了中和渣量；② 中和渣量大，含锌较高(6.2%～8.5%)，中和段锌损失率高。 2、新工艺流程 新工艺流程见图2。在分析原小试工艺流程优缺点后，结合矿石及原方案中和渣特性，对原工艺作如下修改:(1)用部分原矿代替石灰作中和剂； (2)增加脱硅渣二次酸浸工序； (3)二次酸浸液(含Fe3＋、Al3＋)返回二次酸浸，达到降低弃渣含Zn量，降低酸、碱消耗量，提高全流程经济效益的目的。 （二）试验过程 1、浸出工序 浸出工序两种工艺相同，设备为3个串联连续浸出槽。 球磨后矿浆底流进1#浸出槽，同时加入废电解液、二次酸浸浓密机溢流液、滤液及洗水在常温下浸出1h,1#、2#浸出槽加人浓硫酸控制浸出pH=1.5,3#浸出槽pH=1.8～2.0。浸出矿浆自流进中和脱硅槽。 2、中和脱硅工序 中和脱硅工序设备为3个串联连续中和槽及中和浓密机。 浸出矿浆进入1#中和脱硅槽，同时加人原矿矿浆控制中和pH=3.6～3.8,3#中和脱硅槽加人CaCO3矿浆控制中和pH=4.5～4.8。中和脱硅温度85～90℃，中和时间2.5～3h。中和后矿浆加人絮凝剂后流人中和浓密机。中和浓密机溢流液部分返回磨矿，其余去净液工序，底流进行二次酸浸。原工艺中和浓密机底流进过滤洗涤工序。 3、二次酸浸工序 二次酸浸工序设备为一个二次酸浸槽和酸浸浓密机。 中和浓密机底流泵人二次酸浸槽，加浓硫酸和二次洗水，常温下进行二次酸浸。二次酸浸时间:60min，液固比1.6:1，酸浸pH=1.0～1.5。经二次酸浸后矿浆泵人酸浸浓密机，酸浸浓密机溢流返回浸出工序，底流洗涤过滤后堆存。 4、过滤洗涤工序 过滤洗涤工序设备为真空吸滤盘及滤液、洗水贮槽。 二次酸浸后渣泵人吸滤盘过滤、洗涤。滤液及部分洗水进滤液贮槽，返浸出工序，一次洗水返二次酸浸工序，二次洗水返磨矿工序。 （三）试验结果 试验在国外某试验厂进行了3个月，共处理矿石30t。两种工艺同时进行，取得的指标见表3。从表3中看出，新方案锌实际回收率比原方案高近10个百分点。 四、结束语 在新工艺流程与原工艺流程都经过充分试验后，双方均认为:新方案利用当地高硅氧化锌矿石的特性，合理选用工艺流程，大幅度降低原辅材料消耗，提高锌回收率，是本半工业试验的最佳方案。其优点如下: (一)用原矿取代石灰作中和剂，酸耗降低约50%，碱耗减少约75%； (二)通过增加中凝聚渣的二次酸浸工序，提高锌回收率约9%。

高纯铝锭相关知识很多，让我们对它进行下介绍。高纯铝锭指的是Al含量≥99.999％（5N）的铝。高纯铝具有许多优良性能，用途广泛。它具有比原铝更好的导电性、延展性、反射性和抗腐蚀性，在电子工业及航空航天等领域有着广泛的用途。在电子工业中，用于制作高压电容器铝箔、高性能导线、集成电路用键合线；航空航天工业中，高纯铝用来开发制作等离子帆（推动航天器的最新动力）；高速轨道交通中，高速轨道交高纯铝锭参数范围： 10±1Kg ，YS/T275-2000。铝及铝产品分类　　1、电解铝的生产过程：铝土矿→氧化铝→电解铝。　　2、按照铝锭的主成份含量可以分成三类:高级纯铝（铝的含量99.93%-99.999%）、工业高纯铝（铝的含量99.85%-99.90%）、工业纯铝（铝的含量98.0%-99.7%）。　　3、按照铝锭的市场产品型态可以分成三类：一类是加工材，如板、带、箔、管、棒型、锻件、粉末等；一类是铸造铝合金、盘条线杆电缆等；一类是日常生活中的各类铝制品等。 铝锭分类铝锭按成分不同分重熔用铝锭、高纯铝锭和铝合金锭三种：按形状和尺寸又可分为条锭、圆锭、板锭、T形锭等几种，下面是几种常见的铝锭； 　　重熔用铝锭--15kg，20kg（≤99．80％Al）： 　　T形铝锭--500kg，1000kg（≤99．80％Al）： 　　高纯铝锭--l0kg，15kg（99．90％～99．999％Al）； 　　铝合金锭--10kg，15kg（Al--Si，Al--Cu，Al--Mg）； 　　板锭--500～1000kg（制板用）； 　　圆 锭--30～60kg（拉丝用）。在我们日常工业上的原料叫铝锭，按国家标准（GB/T 1196-2008）应叫“重熔用铝锭”，不过大家叫惯了“铝锭”。它是用氧化铝-冰晶石通过电解法生产出来的。铝锭进入工业应用之后有两大类：铸造铝合金和变形铝合金。铸造铝及铝合金是以铸造方法生产铝的铸件；变形铝及铝合金是以压力加工方法生产铝的加工产品：板、带、箔、管、棒、型、线和锻件。按照?重熔用铝锭?国家标准，“重熔用铝锭按化学成分分为6个牌号，分别是Al99.85、Al99.80、Al99.70、Al99.60、Al99.50、Al99.00”（注：Al之后的数字是铝含量）。目前，有人叫的“A00”铝，实际上是含铝为99.7%纯度的铝，在伦敦市场上叫“标准铝”。大家都知道，我国在五十年代技术标准都来自前苏联，“A00”是苏联国家标准中的俄文牌号，“A”是俄文字母，而不是英文“A”字，也不是汉语拼音字母的“A”。和国际接轨的话，称“标准铝”更为确切。标准铝就是含99.7%铝的铝锭，在伦敦市场上注册的就是它。通过了解高纯铝锭的知识，我们才可以掌握其真正的价值，你可以登陆上海有色网查找更多的信息。 

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

高硅铝矿是指铝硅比低于3.5的含铝矿藏质料，包含低档次铝土矿、高岭土、粉煤灰、煤歼石、黄砂以及猫土等。传统工艺在用铝矿提取Al2O3时，因为质猜中SiO2的存在，常常会发作铝硅酸钠Na2O·A12O3·2SiO2，而下降Al2O3的提取功率。所以，拜耳法只能挑选SiO2含量低的软铝石型铝土矿做质料来避开Na2O·A12O3·2SiO2的搅扰．而烧结法也仅仅用石灰中的CaO去替换Na2O·A12O3·2SiO2中的大部分Na2O开释出部分Al2O3不管拜耳法仍是烧结法，实践上都不能彻底处理提取Al2O3进程中的Na2O·A12O3·2SiO2搅扰问题，都只能挑选铝硅比至少大于3.5的含铝矿藏作为提取Al2O3的出产质料。     提取Al2O3的新工艺     全球优质软铝石型铝土矿首要散布在澳大利亚、巴西、印度、加拿大、美国、圭亚那、俄罗斯等国家。欧美等国家依托丰厚的优质铝土矿资源，大多数选用拜耳法提取Al2O3少量国家选用拜耳法与烧结法联合的方法来提取Al2O3。就现在全球Al2O3出产的现状来看，因为资源和技能的约束，美国、澳大利亚等铝土矿资源丰厚的国家多选用拜耳法，欧洲国家则较多选用烧结法与联合法。     关于铝硅比低于3.5的高硅铝矿质料，因为质料转化进程中发作的Na2O·A12O3·2SiO2对提取Al2O3的严峻搅扰问题，全球各国根本都不能直接用来提取Al2O3对粉煤灰、煤研石、低档次铝土矿、高岭土等Al2O3含量很低而SiO2含量很高的质料，都只能用堆积、埋葬、回填坑道、填方处理或用来出产陶瓷制品、水泥、砖块、作路基材料等进行低附加值运用。我国是铝土矿资源非常匮乏的国家，据报道，人均铝土矿占有量缺乏300千克，而且我国的绝大多数铝土矿都是铝硅比较低的中低档次一水硬铝石型铝土矿，现已不能确保2010年的国内需求，考虑前景储量，也只能确保20年左右。据海关计算，为满意国内需求，2005年全国共进口铝土矿217万吨，2006年添加到925万吨，2007年猛增到2326万吨，而2008年仅1～6月，全国就现已从国外进口了高档次铝土矿1344.92万吨，大部分用来与国内的中低档次铝土矿掺合，用烧结法进行氧化铝出产。现已有分析以为：“铝土矿进口开展惊人、直销趋紧，或成‘铁矿石第二’。”     处理提取Al2O3进程中的Na2O·A12O3·2SiO2搅扰，开发一种运用铝硅比低于3.5的高硅铝矿提取Al2O3新技能工艺，能够从全国现已堆积的近100亿吨高硅铝矿质猜中提取Al2O3，关于我国的Al2O3出产工业具有非常实践的重要意义，见表1。 表1  高硅铝矿质料的化学组成（%）组 分Al2O3SiO2Fe2O3CaOMgOTiO2K2ONa2OP2O5SO3其它含量（%）24.8662.764.500.671.230.901.851.200.490.541.00     实践上，提取Al2O3时，在碱性环境下转化进程中新生成的铝硅酸钠是一种具有沸石型松懈结构的结晶体，很简单被高浓度的烧碱分化．运用“C－JSTK”技能，经过添加溶液的Na2O浓度和进步反响温度，彻底能够将碱性环境下转化进程中生成的Na2O·A12O3·2SiO2悉数从头分化成Na2O·A12O3·2SiO2，并施行别离，从高硅铝矿中一起提取Al2O3和SiO2。     实验质料及工艺流程     出产实验用高硅铝矿质料取自江苏镇江某矿区，纯碱与烧碱用工业品。高硅铝矿质料的化学组成列于表。实验研讨的工艺进程描绘如下（见图1)：    图1  “C－JSTK”技能工艺流程简图     高硅铝矿粉与纯碱按必定份额配料、入炉进行碱融转化反响，得到的熔压触体用冷水水淬成1～5毫米的细颗粒压料。将细颗粒料湿磨成浓稠浆料、稀释、过滤．滤饼用浓烧碱溶解后再加热浓缩、烘焙枯燥．将得到的干粉料溶解、过滤；滤饼再用浓烧碱溶解、过滤。将3次过滤的滤液兼并稀释水解，得到Al（OH）3沉积和滤液。将碱融进程发作的CO2气体搜集并经净化、加压，引进稀释水解后的滤液中使之碳酸化分化，然后顺次得到剩下的Al（OH）3沉积、H2SiO3沉积和Na2CO3稀溶液。洗刷液会集循环用于弥补水淬液和用作溶解、稀释用水．将Na2CO3稀溶液浓缩后收回纯碱Na2CO3溶液和烧碱NaOH溶液，副产出沉积CaCO3。收回的纯碱Na2CO3溶液循环至前道配料工序与高硅铝矿粉混合、枯燥后循环用于纯碱碱融工序。烧碱NaOH溶液循环至前道两段烧碱溶解工序。将纯碱碱融的高温烟道气换热成洁净的热空气，用于Al（OH）3和H2SiO3及CaCO3的枯燥，终究得到工业品Al（OH）3沉积SiO2和沉积CaCO3。     工艺原理     1、纯碱碱融     首要用纯碱Na2CO3处理高硅铝矿粉，是为了让高硅铝矿中的SiO2和Al2O3与Na2CO3反响转化成为可溶的Na2O·SiO2和Na2O·Al2O3与高硅铝矿质猜中的其它成别离离。     依照质量比，高硅铝矿粉：Na2CO3＝1:1.2－1.3配料，在1300℃温度下反响约30分钟后，Na2CO370%左右分化开释出Na2O并分出CO2；高硅铝矿中的大部分SiO2和A12O3与Na2O结合转化成为Na2O·SiO2和Na2O·Al2O3，残留有部分游离的A12O3和消融的Na2CO3；部分Na2O·Al2O3和Na2O·SiO2又进一步反响生成Na2O·Al2O3·2SiO2。     Fe2O3大部分转化成为Na2O·Fe2O3；CaO与MgO转化成为2CaO·SiO2、CaO·Fe2O3、Na2O·CaO·SiO2、MgO·SiO2、MgO·2CaO·Fe2O3、CaO-TiO2、MgO-TiO2等。     2、湿磨与浆料稀释溶解     纯碱碱融时新生成的Na2O·Al2O3·2SiO2很简单被NaOH分化，开释出Na2O·Al2O3和Na2O·SiO2。     Na2O·Al2O3遇水会部分发作水解，发作Al（OH）3与NaOH；Na2O·Fe2O3遇水悉数水解，发作Fe（OH）3与NaOH。     经过湿磨及对湿磨后的浓浆料加水溶解，Na2O·A12O3和Na2O·Fe2O3水解发作的NaOH与Na2O·A12O3·2SiO2反响，部分Na2O·A12O3·2SiO2被分化成为Na2O·A12O3·2SiO2溶解于水进入溶液。过滤后，溶解的Na2O·A12O3和Na2O·SiO2与包含未反响的Na2O·A12O3·2SiO2固体及Fe（OH）3、部分Al（OH）3的杂质固体先行别离。     湿磨、溶解后的浆猜中，70℃时SiO2的溶解情况见图2，     从图2能够看出，在2小时内，SiO2在溶液中的最大溶解度约55克/升。湿磨、溶解后的浆料应该在2小时内过滤别离。    图2  70℃Na2O200克/升、Al2O3120克/升时溶液中SiO2含量 与时刻联系曲线     3、烧碱碱熔     向湿磨、溶解后的滤饼中参加烧碱NaOH溶液并烘焙枯燥成干粉料，其作用是跟着溶液的不断蒸腾浓缩，NaOH浓度也不断增大，终究NaOH浓度将挨近于最大的纯NaOH消融情况浓度。一起，跟着溶液的蒸干，物料的反响温度也到达挨近供热环境的最高温度，反响动力到达最大，然后将滤饼中的Na2O·A12O3·2SiO2悉数分化成为Na2O·A12O3和Na2O·SiO2。     一起，滤饼中包含的Al（OH）3和Fe（OH）3也被从头转化成Na2O·A12O3和Na2O·Fe2O3。     4、干粉溶解     一般，SiO2在Na2O·Al2O3溶液中的安稳溶解度很低，过量的SiO2会与Na2·A12O3生成Na2O·A12O3·2SiO2沉积，使A12O3与SiO2的提取率下降，Na2O碱耗（Na2CO3耗费）增大。     图3是70℃时SiO2在Na2O·A12O3溶液中的溶解情况。     图3中，曲线AB上方（Ⅲ区）为SiO2的过饱和区（不安稳区），AB与AC之间（Ⅱ区）为介稳情况区，AC下方（I区）为不饱和区（安稳溶解区）。    图3  SiO2在分子比（MR）为2.0的Na2O·Al2O3溶液中的溶解 度和介稳情况溶解度（70℃）     从图3看，当Na2O·Al2O3溶液中的MR为2.0，A12O3为75克/升时，SiO2的最大介稳浓度大约只需2克/升。 可是，SiO2溶解于Na2O·A12O3溶液中时，开端经常常是过饱和的，并不会当即发作Na2O·Al2O3·2SiO2沉积，需求在长时刻的拌和后，才干将其浓度降到平衡含量，到达介稳浓度。     实验成果证明，当加大溶液的MR到4.2以上，Al2O3为75克/升左右时，将烧碱碱熔得到的干粉溶解于水后，Na2O·SiO2在Na2O·Al2O3溶液中将会构成SiO2过饱和溶液，经过拌和、加热2小时或放置4小时后，SiO2才逐渐到达溶解平衡的介稳情况，溶液中会发作无定型的Na2O·Al2O3·2SiO2。因为没有晶种，在10～15天内Na2O·Al2O3·2SiO2都不会呈现结晶分出，溶液能够安稳存在。     所以，干粉溶解于水后，在溶液天然温度下，应该在2小时或4小时内过滤别离，防止溶液中的杂质颗粒代替Na2O·Al2O3·2SiO2晶种，促进Na2O·AlO3·2SiO2晶体的生成。     干粉溶解后，Na2O·Al2O3和Na2O·SiO2悉数溶解于水，部分Na2O·Al2O3发作水解，发作Al（OH）3与NaOH；Na2O·Fe2O3悉数水解，发作Fe（OH）3与NaOH。水解发作的 NaOH会进一步加大SiO2（Na2O·SiO2）在溶液中溶解的安稳性。     将干粉溶解后的溶液过滤别离，滤饼中除了杂质，还有部分Al（OH）3。     5、烧喊溶出     用烧碱溶液溶解干粉溶解后的滤饼，使滤饼中的Al（OH）3与NaOH反响转化成Na2O·Al2O3溶解进入溶液，并与杂质别离。     6、稀释水解     将前面3次过滤别离得到的滤液兼并，加水稀释，85%左右的Na2O·Al2O3发作水解，得到大部分Al（OH）3。     7、碳化别离     稀释水解后的滤液用CO2气体加压进行碳酸化处理，中和掉NaOH，下降溶液的PH值，使溶液中剩下的Na2O·Al2O3简直悉数水解成为Al（OH）3沉积，残留的Na2O·Al2O3浓度低于10－3摩尔。     别离出Al（OH）3后，溶液成为Na2CO3和NaHSiO3混合溶液。     持续对Na2CO3和NaHSiO3混合溶液用CO2气体加压进行碳酸化处理，下降溶液的PH值，使溶液中NaHSiO3简直悉数水解成为H2SiO3沉积。     别离出H2SiO2后，溶液成为稀Na2CO3溶液。     8、碱收回     将稀Na2CO3溶液直接用生石灰进行苛化处理，得到副产品CaCO3与稀NaOH溶液。NaOH溶液经过恰当浓缩今后作为浓烧碱循环用于烧碱碱熔和烧碱溶出两道工序作质料。     将稀Na2CO3溶液恰当浓缩后，再与高硅铝矿粉混合、枯燥除掉水分得到混合干粉，混合千粉循环用于纯碱碱融工序作质料。     Al2O3与SiO2提取率和碱丢失率     影响Al2O3提取率的首要因素包含碱融转化的温度和时刻以及干粉溶解后的滤饼用烧碱溶出时的浓度和温度。碱融温度过高或时刻过长，生成的沸石型Na2O·Al2O3·2SiO2的松懈结构将发作转化，变得愈加细密，会添加后续烧碱处理的难度，进而下降Al2O3的提取率；滤饼用烧碱溶出时的浓度和温度添加，Al2O3的提取率增大。     影响SiO2提取率的首要因素包含质猜中的CaO和MgO含量以及碱融反响的温度和时刻。质猜中的CaO和MgO含量增大，碱融时耗费的SiO2量添加，使SiO2的提取率下降；碱融温度过高或时刻过长，SiO2的提取率也下降。     处理进程的碱丢失首要取决于碱融反响的温度和时刻。温度过高或时刻过长，因为Na2CO3的蒸腾和生成的Na2O·Al2O3·2SiO2结构趋向细密添加后续处理难度，将使部分Na2O不能被开释，都会使Na2CO3的丢失率增大。     在年处理3000吨高硅铝矿质料的工业出产设备上的实验成果证明，对表1所列质料，取高硅铝矿粉：纯碱粉＝1:1.2～1.3配料、碱融温度1150～1350℃、反响时刻40～25分钟，出料温度1050～1150℃，烧碱浓度50%左右、烧碱溶出温度70～80℃时，A12O3和SiO2的提取率别离能够到达95%与90%以上，纯碱Na2CO3的循环份额可达98%以上。     废气、废液循环和废热运用     高硅铝矿粉在纯碱碱融进程中，因燃料的焚烧和Na2CO3的分化，将放出很多的CO2气体，工艺中的碳化处理则需引进CO2将纯碱碱融进程中发作的CO2循环至碳化工序中，不只CO2浓度能满意要求，而且CO2总量还有充裕。     碳化构成的Na2CO3稀溶液与AI（OH）3沉积以及H2SiO3沉积别离后，经过恰当浓缩，循环用于配料，与高硅铝矿粉混合得到浆料，再用工艺中的废热对所配得的浆料进行烘干，得到“高硅铝矿粉－Na2CO3”混合干粉，循环至纯碱碱融工段从头配料，完成了纯碱的循环运用。     出产中耗费的烧碱，用碳化所构成的Na2CO3稀溶液与生石灰进行苛化处理，收回得到烧碱，经过浓缩后循环至烧碱碱熔和烧碱溶出工段运用，完成了烧碱的循环运用。     各个工艺段的洗刷液会集搜集，用作水淬液和相应工段的溶解用水。     出产进程的碱丢失，经过洗刷液的循环运用和高硅铝矿质猜中含有的K2O与Na2O的弥补，能够根本完成平衡。     纯碱碱融时发作的高温烟道气首要别离用洁净的常温空气和水进行换热处理，得到550℃左右与350℃左右两种温度的洁净热空气和热水以及500～600℃的中温烟道气；500～600℃的中温烟道气直接用于对第二碳化后别离得到的、经过蒸腾浓缩的浓Na2CO3溶液与高硅铝矿粉混合后的混合浆料进行枯燥，得到混合干粉与200℃左右的低温烟道气；200℃左右的低温烟道气再经水洗、净化处理，得到含CO3的常温洁净烟道气，加压后作为CO2质料气体用于榜首碳化和二碳化工艺，别离得到Al（OH）3和H2SiO3沉积；550℃左右的洁净热空气用于烧碱碱熔工段的供热；350℃左右的洁净热空气用于产品枯燥；热水用于各个相应工段的滤饼洗刷。     烧碱溶出后得到的滤渣，与苛化的废渣兼并，用于对洗刷烟道气后的污水进行絮凝净化处理。净化处理后的清水循环用于烟道气洗刷。     结束语         用“C－J STK”技能从高硅铝矿质猜中提取Al2O3和SiO2，一起作废气、废液循环运用和废热分级运用的新工艺，是高硅铝矿资源化、高附加值综合运用的有效途径。运用该技能工艺，只需质猜中的Al2O3含量到达20%或Al2O3与SiO2含量算计到达70%，经济上就有开发运用价值。经过对表1所列质料的工业出产实验，每处理1吨该高硅铝矿质料，能够获得约360千克Al（OH）3和约820千克H2SiO3一起副产出CaCO3约500千克，产量超越5500元，利税达2500元以上。     经过对得到的Al（OH）3与H2SiO3进行进一步深加工，还能够出产出品种完全、规格繁复的高附加值的各种铝盐与硅酸盐以及氧化铝、铝酸盐、沉积白炭黑、硅胶等数十种化工产品。这些产品能够用于造纸、油墨、印染、纺织、医药、油脂、催化剂、塑料、橡胶、日化、石油、环保、无机盐等10多个工业职业作为质料运用，国内的年需求总量到达几千万吨。     本工艺不只完成了高硅铝矿中铝资源与硅资源的全面收回和热能资源的合理转化运用，完成了高硅铝矿资源的合理运用，大幅度进步了高硅铝矿资源运用的经济效益，防止了资源糟蹋，减轻了环境污染，而且下降了出产成本，消除了出产中的二次污染，到达了清洁出产的意图，特别针对我国这种软铝石型铝矿与高档次铝矿资源紧缺的实践情况，具有巨大的经济效益、社会效益和环境效益。

高纯氧化铝粉呈白色微粉，粒度均匀，易于分散，化学性能稳定，高温收缩性能适中，具有良好的烧结性能转化率高、钠含量低。本产品是生产耐热、耐磨、耐腐产品的基本原料，如高铝耐火材料，高强陶瓷制品，汽车火花塞，高级研磨材料等产品质量可靠，具有熔点高、热稳定性好、硬度大、耐磨性好、机械强度高、电绝缘性好、耐腐蚀，广泛用于定型、不定型耐火材料、耐火浇注料结合剂、耐磨磨具、高纯耐火纤维、特种陶瓷、电子陶瓷、结构陶瓷、不锈钢、花岗岩等装饰材料镜面抛光。可满足不同用途、不同工艺条件用户的要求α氧化铝采用一级工业氧化铝、氢氧化铝外加添加剂技术低温转相煅烧后，再采用先进的粉磨技术及工艺，生产出的活性氧化铝微粉，其特点是活性大，粒度细。特别适用于定型制品和耐火浇注料、可塑料、修补料、喷补料、涂抹料等不定形耐火材料，对改善耐火材料的高温强度、提高材料的抗侵蚀性能具有很强的作用。

高尔峒山（Mt. Gordon)在澳大利亚东北部的昆士兰省的西北边，原来叫做冈拍德（Gunpowder），是一个老矿山。高尔峒山主要的铜矿物是辉铜矿、铜蓝及与黄铁矿紧密镶嵌的黄铜矿，浮选不能分开的两种矿物。脉石主要是硅化的粉砂岩。    高尔峒山所属依斯拍兰札（Esperanza）矿的辉铜矿平均铜品位高达8.4%，决定先开采这部分矿石。脉石主要是硅化的粉砂岩。经过比较，决定采用酸性硫酸铁溶液直接浸取原矿，纯氧作氧化剂。这样就可以在高压釜中低压、低温下进行浸取[1]。    矿石平均成分为：Cu 7.5%~8.5%、Fe 28%、S 37%、As 0.2%。铜的矿物组成：辉铜矿91％、斑铜矿1%、黄铜矿2%、铜蓝5%、硫砷铜矿1%。浸取液的成分(g/L) : Fe3+为10, Fe2+为35,H2S04为70，CuS04为10。维持氧化电位635~640mV。浸取温度80℃，总压力0.8MPa。    分析结果表明大约有2%~3%的黄铁矿与氧气直接作用而被氧化。同时也有少量的单质硫被氧化为硫酸，从而有利于减少酸的消耗。    工业流程    高尔峒的工业流程见下图。这是第一家用加压酸浸处理硫化铜矿的湿法冶金工厂。    每个高压釜的总容积是180m3，有效容积120m3。釜分为5个室，各有单独的搅拌桨，下面的桨是涡轮式桨叶，上部是轴向流的桨叶。由于浸取是放热反应，浸取时温度从77~80℃上升至85~90℃。为了控温，向第三室中喷入冷的萃余液。这个喷液装置是后来安装的。控制温度有利于氧气的有效利用，反而可以提高浸取速度。    投资和生产成本    工厂于1998年7月建成，首先用堆浸的矿石进行试车，直至1999年12月才正常运转。在后面的18个月生产十分平稳，达到原设计的45000t/a的指标。高尔峒厂设备、厂房直接投资4400万美元，加上间接投资（如开工费用、设计采购调试费用等）总计5370万美元。    高尔峒厂在2001年6至12月的半年期间内实际生产电解铜23933t，消耗铜品位8.85%的矿石31.4万t。相当年产47866t电解铜，消耗铜品位8.85%的矿石62.8万t，铜的总回收率86%（设计900k）。吨铜矿石成本682美元与运行成本504美元之和为1186美元。[next]    参考文献    1.Dreisinger D，Richmond G，et al.，ALTA Copper-7 Technical Proceedings，23 May 2002，Perth，Australia

此法选用操控电位的方法，用选择性浸出硫化铋矿，一起抵抗杂质的浸出。避免了很多的铁离子在流程中的循环和三价铁的再生问题，提高了产品质量，渣的过滤、洗刷功能也得以改进。浸出进程根本反应为：选择性浸出，铋的选择性较高，但消耗量比较大，一部分单质硫会被氧化生成硫酸根，的污染和腐蚀问题也比较严重，设备需求密封。从经济上分析，比用浸出没有显着的优越性。 选择性浸出的工艺流程见图1。图1  选择性浸出铋准则工艺流程图

近年，拓扑绝缘体成为了物理学领域最为热门的话题之一，这些拓扑绝缘体材料可同时作为绝缘体和导体，因其内部结构阻止了电流通过，而其边缘以及表面却能保证电流运动。而最为重要的可能是拓扑绝缘体的表面可保证旋转极化电子运动，另外也防止了能量消耗时出现的电子分散情况。因这些种特性，未来拓扑绝缘体材料在晶体管、存储设备以及磁性传感器等能耗效率高的产品领域均有很大的应用前景。在《自然纳米科技》杂志上，来自加州大学洛杉矶分校（UCLA）的工程及应用科学院和澳洲昆士兰大学的材料研究所的研究员发表论文，展示了碲化铋拓扑绝缘子的表面传导渠道，说明了这些绝缘体的表面可以根据费密能级的位置来调节表面态的传导性能。USLA工程及应用科学院的教授Kang L. Wang说道：“我们的发现为新一代低功耗的纳米电子和自旋电子器件的研发创造了更大的空间。”碲化铋以其热电性能而出名，并因其独特的表面状态被推断为三位拓扑绝缘体。最近针对碲化铋散装材料开展的一些实验也说明了其表面态具有二位传导渠道。但是 这种能带隙小的半导体的热激发性以及纯度不够等原因造成的重要体散射也使得调整表面导电功能成为一项很大的挑战。而拓扑绝缘纳米技术的发展在这方面做出了补充。这些纳米材料绝大程度的夯实了表面条件，使得靠外力完全能控制表面状态。Wang和他的团队使用碲化铋纳米材料作为场效应晶体结构的传导渠道。这依赖于外部电场来控制费密能级，从而调控渠道的传导状态，最高传导率可达到51%。研究员们首次做到了展示调节拓扑绝缘体表面的可能性。中国小金属资源信息网

高精黄铜就是指精度比较高的黄铜合金。随着黄铜合金在人们的日常的生活中和工业生产中的广泛应用，高精黄铜越来越受到人们的青睐。    高精黄铜用途：    由于具有较好的延展性、冲压、电镀、耐腐蚀性，多应用于各种复杂冷冲、深冲五金件、散热器、汽车连接器、端子、继电器、钮扣、工艺品、电池弹片等行业中。    不同牌号的高精黄铜特性及用途：高精黄铜C2720∶延展性，深冲性能好，用于浅冲加工。　高精黄铜C2620∶延展性，可焊性，深冲性，可镀性，耐蚀性均佳，用于各种复杂冷深冲件。　高精黄铜C2600∶延展性，深冲性优，可镀性好，用于汽车散热片。　高精黄铜C2200∶色泽美，延展性，深冲性，耐蚀性均佳    高精黄铜带厚度公差：±0.005--±0.01MM　，宽度公差：±0.05--±0.1MM     高精黄铜带产品状态：M、Y2、Y、T（O，H，EH，1／2H）    黄铜以锌作主要添加元素的铜合金﹐具有美观的黄色﹐统称黄铜。铜锌二元合金称普通黄铜或称简单黄铜。三元以上的黄铜称特殊黄铜或称复杂黄铜。含锌低於36％的黄铜合金由固溶体组成﹐具有良好的冷加工性能﹐如含锌30％的黄铜常用来制作弹壳﹐俗称弹壳黄铜或七三黄铜。含锌在36～42％之间的黄铜合金由和固溶体组成﹐其中最常用的是含锌40％的六四黄铜。为了改善普通黄铜的性能﹐常添加其他元素﹐如铝﹑镍﹑锰﹑锡﹑硅﹑铅等。铝能提高黄铜的强度﹑硬度和耐蚀性﹐但使塑性降低﹐适合作海轮冷凝管及其他耐蚀零件。锡能提高黄铜的强度和对海水的耐腐性﹐故称海军黄铜﹐用作船舶热工设备和螺旋桨等。铅能改善黄铜的切削性能﹔这种易切削黄铜常用作钟表零件。黄铜铸件常用来制作阀门和管道配件等。    更多关于高精黄铜的资讯，请登录上海有色网查询。 

美国能源部下属的阿贡国家实验室与来自日本、芬兰、德国的科学家合作，用激光对液体高铝水泥(又称矾土水泥)进行处理，使其变成了能导电的半导体，或可被用来制造计算机芯片、触摸屏等。 　　高铝水泥是以铝矾土和石灰为原料，按一定比例配制，经煅烧、磨细所制得的一种以铝酸盐为主要矿物成分的水硬性胶凝材料，又称铝酸盐水泥。研究人员使用一种经过二氧化碳激光束加热的空气动力悬浮装置，在2000摄氏度的高温下将高铝水泥熔化;然后在不同的空气中对这种材料进行处理，以便控制得到的玻璃中氧原子的结合方式。 　　这种悬浮装置可以让热液体不接触任何容器表面并形成晶体，这就会使该液体冷却成能捕获电子的玻璃状，从而使其获得导电能力。

产地日本   牌子金宝牌号W70 特性钨铜是运用高纯钨粉优异的金属特性和高纯紫铜粉的可塑性、高导电性等优势,经静压成型、高温烧结、溶渗铜的技术精制而成的复合材料。断弧功能好,导电导热好,热胀大小,高温不软化,高强度,高密度,高硬度。 应用范围 1.电阻焊电极归纳了钨和铜的优势,耐高温、耐电弧烧蚀、强度高、比严重、导电、导热性好,易于切削制作,并具有发汗泠却等特性,因为具有钨的高硬度、高熔点、抗粘附的特色,常常用来做有必定耐磨性、抗高温的凸焊、对焊电极。 2.电火花电极针对钨钢、耐高温超硬合金制造的模具需电蚀时,普通电极损耗大,速度慢,而钨铜高的电腐蚀速度,低的损耗率,准确的电极形状,优秀的制作功能,能确保被制作件的准确度大大提高。 3.高压放电管电极高压真空放电管在作业时,触头材料会在零点几秒的时间内温度升高几千摄氏度,而钨铜的抗烧蚀功能、高韧性,杰出的导电、导热功能给放电管安稳的作业供给必要的条件。 4.电子封装材料既有钨的低胀大特性,又具有铜的高导热特性,其热胀大系数和导电导热性能够经过调整材料的成分而加以改动,然后给材料的运用供给了便当。 化学成份 钨W 70%  铜Cu 30%使用电阻焊电极，电火花电极，高压放电管电极，电子封装材料。 物理功能及机械功能 密度g/cm3 13.814  导电率％IACS 42 硬度 185HV  抗弯强度Mpa 700 软化温度℃ 900

使用氧化铝热力学数据库，对高铁赤泥炉料烧成过程中的相关化学反响进行热力学核算，并在此基础上，研讨烧成温度、烧成时刻、炉料配比等烧成工艺条件对高铁赤泥炉料烧成作用的影响。研讨结果表明：赤泥炉料的配钙量能够在较宽的规模内改变，并且在烧成过程中或许生成不溶盐类，导致熟猜中氧化铝的溶出率下降：延伸烧成时刻和添加配料铁酸钠含量均有利于烧结：高铁赤泥炉料的较佳配料是： 熟猜中Na=O·Fe203质量分数为10O／~12％，钙铁摩尔比为1．o~1．2：烧成工艺条件是：温度为l 000- 1 050℃，烧成时刻为30--40 min。在较佳配料和烧成工艺条件下，当熟猜中氧化铝含量为15％左右时，熟猜中AI203收回率可达85~／o~90％。     在我国湖南、广西和山西等地有必定储量的高铁中等档次铝土矿，这种矿石适合选用拜耳一烧结串联法来处理出产氧化铝。即先使用简略、经济的拜耳法收回矿石中大部分Al2O3，拜耳法所发生的高铁赤泥再选用烧结法处理，进一步收回其间的Al2O3，收回铝后的富铁渣可用做炼铁的质料。但迄今为止，用烧结法处理拜耳法高铁赤泥仍存在技能难题。尽管人们对拜耳法厂高铁赤泥的综合使用方面展开了很多的研讨，如用酸浸出赤泥制备聚合铁、聚硅酸铁和聚硅酸铁铝等无机高效絮凝剂，用高铁赤泥煤基直接焙烧复原收回金属铁[删以及用赤泥出产水泥等，但这些研讨大都尚处于试验或半工业试验阶段，且首要着眼于收回其间的铁和其他稀有金属，而对选用烧结法处理拜耳法高铁赤泥收回其间氧化铝的研讨甚少。赤泥烧结块的特点是铁酸钠和铁酸钙的含量高，而铝酸钠的含量很低，倾向于构成易熔共晶体。对这样的炉料，其烧成温度规模较窄，熔化温度不高，形成烧成困难。一起，若选用传统的苏打一石灰炉料烧结时会生成难溶的含Al2O3和Na20的三元化合物，下降碱和氧化铝的收回率。所以，高铁赤泥炉料烧成时需求配入更多的石灰，使炉猜中一部分氧化铁与石灰结组成铁酸钙(2CaO-Fe2O3或CaO·Fe2O3)，别的的氧化铁与苏打生成铁酸钠。本文作者使用氧化铝热力学数据库，对高铁赤泥炉料烧成过程中相关反响进行了热力学核算，经过试验研讨烧成温度、烧成时刻、炉料配比等对高铁赤泥炉料烧成后所得熟猜中氧化铝溶出率的影响，以期取得选用烧结法从高铁赤泥中收回氧化铝的较佳工艺条件。

该项目针对东川难处理高钙镁氧化铜矿不同的矿石性质，研制成功了“难处理高钙镁氧化铜矿高效选冶新技能”，归纳处理了其高效使用的关键技能难题。首要技能特色和立异点如下： 1、研讨查明晰难处理高钙镁氧化铜矿中结合氧化铜的类型、结构及嵌布特性，初次提出了结合氧化铜可选的观念；针对高氧化率和中低结合率的矿石，选用单一浮选工艺，针对高氧化率、高结合率和高钙镁“三高”矿石，选用冶选联合流程。 2、发明晰氧化铜矿“细磨矿－共活化－强捕收”的新工艺技能： 初次提出了相搬运活化、硫化促进活化、微溶解活化和相变活化的体系活化理论，自主研制了新式活化剂，大幅度进步了浮选目标；开发了新式螯合组合捕收剂，协同强化氧化铜矿捕收。 3、发明晰“氧化铜矿藏常温常压浸－萃取－电积出产电铜—硫化铜矿藏浮选出产铜精矿”的全新工艺技能：初次发现铜溶液萃取体系中NH3－CO2浓度的影响规则，提出了临界CO2浓度作为萃取有机分相的判据，处理了萃取过程中的技能瓶颈；初次用Lix84－I替代了Lix54－100，完成了性溶液中铜的成功萃取。 该项目体系地完成了小试、中试、工业实验的全过程，并在云南铜业（集团）公司完成了产业化，节能降耗减排作用杰出。其间，冶选联合流程，已在东川建成了两座规划分别为500吨/日和1500吨/日的冶选联合厂商，在原矿档次1.0%情况下，铜总回收率75%，年创利税1.24亿元，四年算计经济效益4.96亿元；全浮选流程已在相关矿山推行使用，进步回收率3－8个百分点，每年新增经济效益1.59亿元，四年新增经济效益6.36亿元。算计年经济效益2.83亿元，四年合计已取得经济效益11.32亿元。选用该项效果正在东川新建三座原矿处理才能为3000吨/日的选冶厂。该项效果属国表里难处理高钙镁氧化铜矿选冶技能的重大突破。已申报国家发明专利5项，主体技能已获发明专利授权。立异性杰出、先进性强，全体技能到达世界领先水平。主张加速该项技能的使用推行。

一般来说，含硫高的有色金属硫化矿矿石简略起火燃烧，国内外普遍存在，该类矿石有用金属氧化程度高，性质杂乱，选别难度大，现在尚无行之有用的选别技能，资源开发也不多。在大厂矿田，火烧锡石-多金属硫化矿矿石储量较大，该部分矿石含有锡、铅锑、铟锌等多种有用金属，储量丰厚，潜在价值高。其间锡石价值约占45%，能够用传统办法选别；铅、锑、锌归纳价值约占50%，但氧化率较高，别离到达10%～40%，用普通硫化矿选别办法无法取得抱负的选别目标。有必要探究有用的工艺流程和药剂准则，以到达归纳收回的意图，使难以运用的矿产资源提前得到归纳运用，给厂商和工业带来实践的经济效益，并给其他火烧硫化矿选别提供有利的学习。 一、原矿性质 （一）原矿分析 实验归纳矿样取自矿山原矿。该矿石首要有用矿藏为锡石、铁闪锌矿、脆硫锑铅矿、辉锑锡铅矿、黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂以及稀贵金属银、铟、镉等，并含有少数的铜和铋，脉石首要是方解石和石英，试样的多元素化学分析成果见表1，矿藏组成分析见表2。 表1  实验原矿化学多元素分析成果（%）表2  实验原矿矿藏组成含量分析成果（%）（二）矿石性质特色 从原矿分析能够看出，原矿含锡档次较低，且锡石晶体嵌布粒度较细，并有较大一部分呈浸染 状嵌布于脉石与硫化矿中，特别与硫化矿亲近共生。各种硫化矿均呈以细粒为主的不均匀嵌布，且彼此嵌结比较细密，除黄铁矿磨至0.2mm以下根本解离外，其他硫化矿藏则需磨至0.1mm以下才彻底解离。其他，铅锑、锌矿藏的氧化率较高，锌矿藏的氧化率一般在11%左右，铅、锑矿藏的氧化率到达30%，最高时到达44%，35%%；一起还存在可浮性较好，性质与铁闪锌矿附近的磁黄铁矿，含量较高。 二、实验流程与药剂准则 依据矿石性质特色，该矿石属氧化矿、硫化矿混合结晶的杂乱矿石。同类矿石的生产实践标明，锡石简略过粉，硫化矿浮选粒度超越0.3mm就难以上浮，所以矿石磨至0.3mm比较适宜，该粒度不致构成严峻的锡石过粉。在此粒度下，锡石归纳解离度到达90.54%，铅锑锌矿藏的归纳解离度到达85%，浮出铅锑锌矿藏后，浮选尾矿中的锡石用重选办法处理，而铅锑矿藏则另与锌矿藏浮选别离收回。这是锡石2多金属硫化矿惯例的选别办法。因而，矿藏别离实验流程首要考虑了两个计划：铅锑优先浮选流程和全浮2铅锌别离流程。 该矿石选其他另一个要害问题是被严峻氧化的铅锑锌矿藏的浮选收回。关于氧化铅锌矿藏的浮选收回，国内外近几年首要研讨方向是：（1）研发氧化铅锌矿的选择性捕收剂，到达不必或少用完成分选的意图；（2）探究不脱泥分选工艺；（3）处理氧化锌矿与与碳酸盐的别离问题；（4）研讨氧化矿藏的选择性絮凝别离工艺；（5）深化优化惯例选矿工艺[1]。研讨工作虽然有必定的发展，但没有实质性的打破，选矿收回率低，归纳经济效益差。而大厂矿田被火烧氧化的铅锑锌矿藏又有其共同的性质特色，与氧化铅锌矿不同较大。据开始分析，该矿石被严峻氧化后，铁闪锌矿表面构成氧化铁薄膜，影响了锌矿藏的可浮性。脆硫铅锑矿表面构成硫酸铅掩盖，在矿浆中溶解亲水；Pb2＋吸附在其间的辉锑矿表面后，亲水难浮[2]。这些特色决议了实验中有必要探究共同的药剂准则，以消除影响矿藏可浮性的各种因素。所以在两个流程实验中，侧重考虑了氧化铅锑锌矿藏的活化剂和选择性捕收剂以及它们与普通硫化矿浮选剂的组合效果。 三、成果与分析 （一）优先浮选流程实验 优先浮选流程工艺简略，所以实验中首要考虑了该计划。准则流程为：磨矿2铅锑浮选2锌硫混浮2锌硫别离。浮选给矿当选粒度为－0.3mm。依据当地选矿经历，实验探究了在中性至弱酸性（pH＝6～7）矿浆条件下，选用丁铵黑药或乙硫氮做捕收剂，XSQ、或氯化做活化剂，独自或联合运用来优先浮选铅锑矿藏。开路条件实验流程图略，实验最好成果见表3。 表3  铅锑优先浮选条件实验成果（%）实验成果标明：选用铅锑优先浮选流程计划，铅锑精矿的档次和收回率均较低，较佳目标均为40%左右，锌精矿档次和收回率也偏低，只到达50%，70%左右。分析各产品粒度可知，铅锑精矿中＋0.1mm的粗粒铅锑矿藏根本上没有上浮，丢失的铅锑金属大部份是在浮锌尾矿中，阐明浮选别离的粒度过粗。其他一个原因，部分铅锑矿氧化程度较深，在没有硫酸铜参加活化的情况下，这部分铅锑矿藏很难在优先浮选中上浮。阐明优先浮选流程并不合适该矿石的选别。 （二）全浮2铅锌别离流程实验 该计划准则流程为：磨矿2硫化矿全浮2硫化矿再磨2铅锑浮选2锌硫别离。硫化矿全浮给矿当选粒度为－0.3mm。铅锑、锌别离浮选给矿当选粒度为－0.1mm。 该计划先后进行了全浮作业药剂比照实验、全浮2别离流程开路实验和闭路实验。 1、全浮作业药剂比照实验　　 实验首要探究了氯化、、XSQ、X活化剂这几种药剂，在独自运用或合作运用的情况下对被火烧的铅锑锌氧化矿藏的活化效果，流程见图1。图1  全浮作业药剂比照实验流程图 比照实验成果标明，氯化和X活化剂对氧化铅锑锌矿藏的活化效果较差，的活化效果次之，XSQ的最好。实验发现易与矿浆中游离的铜、铅金属粒子发作化学反应，构成铜、铅的硫化物沉积，而相对添加了硫酸铜、XSQ与联合运用时的药剂用量。其他，在其它药剂条件根本相同的情况下，跟着全浮粗、扫选作业硫酸用量的添加，XSQ的用量可相对地削减。 实验条件（g·t－1）：硫酸：3000；硫酸铜：450；黄药：512；2#油：147。 部分药剂比照实验成果见表4。 表4  全浮作业药剂比照实验成果（%）2、全浮2铅锌别离流程开路实验 在全浮作业药剂比照实验成果中，选定了XSQ做为氧化铅锑矿的首要活化剂，硫酸做为辅佐清洗、活化剂。实验对铅锑浮选作业的药剂准则做了比较详细的探究，先后对硫化矿按捺剂：、硫酸锌、、腐植酸钠、石灰进行了比照实验；其他，还探究了乙硫氮对铅锑矿的选择性捕收效果。流程实验较佳的比照成果见表5。 表5  铅锌别离较佳条件实验成果（%）实验成果标明：铅锑浮选作业在弱碱性矿浆条件下（pH=8左右），只选用惯例的＋硫酸锌作按捺剂，合作运用少数的捕收剂乙硫氮，通过一粗二精一扫作业，便可取得较高质量的铅锑精矿，Pb＋Sb金属含量到达45%以上，铅金属收回率到达58%左右。锌浮选作业选用石灰做黄铁矿、磁黄铁矿的按捺剂，用硫酸铜活化被按捺的锌矿藏，以少数黄药做捕收剂，通过一粗一精一扫作业，便可取得含锌48%，收回率73%以上的高质量锌精矿，锌矿藏比较照较好选。 （三）小型闭路实验 归纳比照全浮2铅锌别离流程与铅锑优先浮选流程的小型开路实验成果，全浮2铅锌别离流程的选别目标较好，故小型闭路实验仅选用该流程计划。与开路实验比较，闭路实验流程别离添加了一次铅精选和一次锌精选作业，以消除中矿循环回来对铅、锌精矿质量的不良影响，详细实验流程见图2。闭路实验成果见表6。图2  闭路实验流程 表6  闭路实验成果P%四、结语 1、大厂矿田火烧锡石2多金属硫化矿铅锑锌矿藏以表面严峻氧化为主，表面的氧化掩盖物严峻影响了矿藏的可浮性。 2、硫酸与XSQ归纳效果能铲除矿藏表面严峻氧化的多种掩盖物，使铅锑锌矿藏相对简略上浮。 3、乙硫氮对被氧化过的铅锑矿藏有较好的捕收效果。 4、选用全浮2铅锌别离工艺，用XSQ和乙硫氮别离做氧化铅锑矿的活化剂与选择性捕收剂，可取得较好的选别目标：铅锑精矿档次到达44.95%、收回率为60.92%；锌精矿档次到达46.37%、收回率为81.17%；全浮选尾矿中锡金属的收回率到达89.16%。 参考文献： [1] 方启学.西部氧化铅锌资源提取根本思路讨论[J].矿冶,2002,75－78（增刊）:200. [2] 胡为柏.浮选（修订版）[M].长沙:中南工业大学.

相对于传统的初级加工铝锭而言，高纯铝的生产有着较高的产品附加值及利润空间。高纯铝指的是Al含量≥99.999%（5N）的铝。高纯铝具有许多优良性能，用途广泛。它具有比原铝更好的导电性、延展性、反射性和抗腐蚀性，在电子工业及航空航天等领域有着广泛的用途。在电子工业中，用于制作高压电容器铝箔、高性能导线、集成电路用键合线；航空航天工业中，高纯铝用来开发制作等离子帆（推动航天器的最新动力）；高速轨道交通中，高速轨道交通车辆除了需要用高纯铝配制高性能合金外，还由于高纯铝具有导磁率低、比重轻的特点，在磁悬浮体材料中得到大量应用；光学应用方面，汽车工业中的车灯反射罩，天文望远镜等大量使用铝反射器，国外也在研究用高纯铝作为大型天文望远镜的反光面。随着对高纯铝性能的进一步认识和开发，高纯铝的应用前景越来越广阔。 　　国际上成熟的提纯技术有三层液电解法和偏析法两种。三层液法现在应用比较广泛，但与偏析法比较起来，后者有着省电、低能耗、环保的优势，平均每吨能省电6000度。而且偏析法利用物理的方法，整个过程中不涉及其他的任何添加物质，不需要特别额外施加能源促进凝固和偏析过程，除了铝熔炼本身产生的气体和粉尘外，在生产过程中不产生任何有毒有害物质，符合环保生产的要求。

高铝砖主要用于砌筑高炉、热风炉、电炉炉顶、鼓风炉、反射炉、回转窑内衬。此外高铝砖还广泛地用做平炉蓄热式格子砖、浇注系统用的塞头、水口砖等。但高铝砖价格要比粘土砖高，故用粘土砖能够满足要求的地方就不必使用高铝砖。 　　而高铝砖的耐火度比粘土砖和半硅砖的耐火度都要高，达1750~1790℃，属于高级耐火材料。因为高铝制品中Al2O3高，杂质量少，形成易熔的玻璃体少，所以荷重软化温度比粘土砖高，但因莫来石结晶未形成网状组织，故荷重软化温度仍没有硅砖高。所以抗碱性渣的能力比抗酸性渣的能力弱些。