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。

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

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。

稀土的分类 1)轻稀土(又称铈组)：镧、铈、镨、钕、钷、钐、铕、钆。 2)重稀土(又称钇组)：铽、镝、钬、铒、铥、镱、镥、钪、钇。 铈组与钇组之别，是因为矿物经分离得到的稀土混合物中，常以铈或钇比例多的而得名。 稀土金属(rare earth metals)又称稀土元素，是元素周期表ⅢB族中钪、钇、镧系17种元素的总称，常用R或RE表示。它们的名称和化学符号是钪(Sc)、钇(Y)、镧(La)、铈(Ce)、镨(Pr)、钕(Nd)、钷(Pm)、钐(Sm)、铕(Eu)、钆(Gd)、铽(Tb)、镝(Dy)、钬(Ho)、铒(Er)、铥(Tm)、镱(Yb)、镥(Lu)。它们的原子序数是21(Sc)、39(Y)、57(La)到71(Lu)。 钆(Gd) 1880年，瑞士的马里格纳克(G.de Marignac)将"钐"分离成两个元素，其中一个由索里特证实是钐元素，另一个元素得到波依斯包德莱的研究确认，1886年，马里格纳克为了纪念钇元素的发现者 研究稀土的先驱荷兰化学家加多林(Gado Linium)，将这个新元素命名为钆。钆在现代技革新中将起重要作用。 它的主要用途有： (1)其水溶性顺磁络合物在医疗上可提高人体的核磁共振(NMR)成像信号。 (2)其硫氧化物可用作特殊亮度的示波管和x射线荧光屏的基质栅网。 (3)在钆镓石榴石中的钆对于磁泡记忆存储器是理想的单基片。 (4)在无Camot循环限制时，可用作固态磁致冷介质。 (5)用作控制核电站的连锁反应级别的抑制剂，以保证核反应的安全。 (6)用作钐钴磁体的添加剂，以保证性能不随温度而变化。 另外，氧化钆与镧一起使用，有助于玻璃化区域的变化和提高玻璃的热稳定性。氧化钆还可用于制造电容器、x射线增感屏。 在世界上目前正在努力开发钆及其合金在磁致冷方面的应用，现已取得突破性进展，室温下采用超导磁体、金属钆或其合金为致冷介质的磁冰箱已经问世。金属钆氧化钆钆铁合金A.增强CT上显示为低密度额叶病灶；B.钆增强MRI上表现为低密度病灶；C.肿瘤在MRI T2W上显示为边缘清晰的高信号影

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

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。

高铍铜就是高性能铍铜的简称。高性能铍青铜主要围绕 有色金属 低压、重力铸造模具使用的各种工况，通过深入研究铍青铜模具材料失效原因、成份和耐 金属 液侵蚀性内在关系，开发了高导电（热）性、高强度、耐磨性、耐高温性、高韧性、耐 金属 液侵蚀相结合的高性能铍青铜模具材料，解决了国内 有色金属 低压、重力铸造模具易裂、易磨损等难题，显著提高了模具寿命和铸件强度；克服了 金属 液渣粘附和侵蚀模具；改善了铸件表面质量；降低了生产成本；使模具寿命接近进口水平。铍铜经过淬火调质后，具有高的强度，弹性，耐磨性，耐疲劳性和耐热性，同时铍铜还具有很高的导电性，导热性，耐寒性和无磁性，碰击时无火花，易于焊接和钎焊，在大气，淡水和海水中耐腐蚀性极好。铍铜合金在海水中耐蚀速度：（1.1-1.4）×10-2mm/年。腐蚀深度：（10.9-13.8）×10-3mm/年。腐蚀后，强度、延伸率均无变化，故在还水中可保持40年以上，是海底电缆中继器构造体不可替代的材料。在硫酸介质中：在小于80%浓度的硫酸中（室温）年腐蚀深度为0.0012-0.1175mm，浓度大于80%则腐蚀稍加快。铍铜是力学,物理，化学综合性能良好的一种合金, 铍青铜材料经过淬火调质后,具有高的强度，弹性，耐磨性，耐疲劳性和耐热性，同时铍青铜还具有很高的导电性，导热性，耐寒性和无磁性，铍铜材料碰击时无火花, 铍青铜易于焊接和钎焊,在大气，淡水和海水中耐腐蚀性极好,铍铜合金是一种不可多得的合金。铍青铜是一种含铍铜基合金（Be0.2～2.75%wt%），在所有的铍合金中是用途最广的一种，其用量在当今世界已超过铍消费总量的70%。铍青铜是沉淀硬化型合金，固溶时效处理后具有很高强度、硬度、弹性极限和疲劳极限，弹性滞后小，并具有耐蚀、耐磨、耐低温、无磁性、高的导电性、冲击无火花等特点。同时还具有较好的流动性和重现精细花纹的能力。由于铍铜合金的诸多优越性能，使其在制造业获得了广泛的应用。想要了解更多高铍铜的相关资讯，请浏览上海 有色 网（ www.smm.cn ）铜频道。

        高强高导合金是指具有优良导电、导热性能，同时强度远高于纯铜的一类合金，其主攻方向是在不剧烈损失导电率的原则下，使用合金化方法提高强度，这类合金在国民经济和国防建设中具有重要的应用价值，其中电真空器件和集成电路框架材料需求最为迫切。电真空器件中前相波放大器、行波管、空调管、磁控管等需要大量无氧铜材，要求铜材在具有高强高导性能的同时，又具有抗软化性能，能够经历920℃、20min氢气退火，又不改变尺寸与形状。为此铜合金具有的强度应大于500MPa，导电率大于90%IACS的高强高导合金成为主要攻关目标。　　固溶强化与析出强化是铜合金重要强化方法，Zr、Ag、Cd、Ti、Si、Mg、Te等，它们在铜中的溶解度随温度下降而急骤下降，这些元素于固态下，以单质或 金属 化合物质点析出，从而产生固溶强化和析出强化，由于合金元素从固溶体中析出，减少了晶格畸变，降低了应力场的强度，从而使合金的导电率也明显提高。从而诞生许多优秀的高强高导合金，在国外又称为高铜合金，它们的特点是加入的合金元素重量比很少，一般不超过3.0%，经过时效和热处理后，强度可为纯铜的2～3倍，导电和导热性能降低不多，一般仅降低10～30%IACS，除此之外,有些合金还具有优良的弹性（铍铜合金）、良好的切削性能（碲铜）等；高强高导合金广泛的应用于国民经济各部门，重要的应用方向有：电机整流子、电阻焊电极、连续铸钢用结晶器、电气化铁路架空接触线、电子通讯导电元件、集成电路引线框架等。　　高效电机端子，通常使用含Ag 0.03%的拉制异型铜材；连续铸铜铜结晶器大量使用银铜、磷铜、铬铜、锆铬铜、结晶器为带有锥度和弧度的矩形或方型铜管，一般使用挤压管坯经成型冷拉而成；电极合金几乎全部是Cu-Cr-Zr合金，加工材的形状有棒、片、圆盘件，加工方法多为锻造、挤压、拉伸，直径φ8～φ12毫米，内孔φ0.8～φ1.2毫米小眼管材也正在试制中；随着电气化铁路和高速列车的发展，对供暖电接触线提出高强高导电的要求，过去 的纯铜导线已不能满足要求，由于列车速度的提高，要求接触线具有高的强度，车速与接触的线的抗张里平方根成正比，因此，多选用银铜和铜铬合金来制造导线，接触线的断面形状为双沟形状，断面积为100、110、120mm2，导线长度要求大于1000m，通常使用卧式和上引方法铸造大长度卷坯，然后经过盘拉法生产，盘拉一般为五模速拉；精密导电器件由于形状复杂，加工精度要求高，纯铜的切削性能不好，重要器件多选用含碲0.5%的碲铜合金，该合金可以使用常规方法生产，上述应用的合金性能列入表1.3.1。       常用高铜合金性能    TP2 TAg0.1 QCr0.5 QCr0.5-0.2-0.05 TTe0.5    性能名称 0.015%P 0.1%Ag 0.5%Cr 0.5%Crm0.2%Zr,0.05%Mg 0.5%Te0.015%P　　熔点℃ 1083 1083 1080 1078 1080　　比重g/cm3 8.9 8.9 8.9 8.89 8.89　　传热系数Cal/cm.sec.℃ 0.8 0.81 0.8 0.8 0.88　　导电率%IACS 85 90 85 80-85 90-95　　强度Mpa 265-343 265-343 300-480 370-450 250-320　　硬度HB 75-95 75-95 110-140 125-150 75-110　　抗软化温度℃ 200 250 300 450 250　　热加工温度℃ 750-850 800-850 850-900 850-950 800-850 

高纯钨条要求纯度在99.98%以上。钨金原名钨 金属 条，简称钨金、钨条。 钨金是世界上少有的一种 有色 矿产品，年 产量 很低，用途非常广泛，主要用于铸造配料用原料。钨金来源于一种白色砂型矿体，矿线特别微小，经过采掘、研磨、水重选、提炼等多道工艺，得到品位达到95%以上的钨矿粉，再经过高温电炉提炼成型生产出的成品才是钨金。钨金的熔点：3500℃。目前钨矿主要分布在中国和俄罗斯，中国现在是世界上最大的钨金出口国。钨的应用非常广，最常见的是以碳化钨（WC）的形式使用在硬质合金。这样的硬质合金用在 金属 加工、采矿、采油和建筑工业中作为耐用 金属 。此外在电灯泡和真空管中钨丝的应用也很广。钨还常用作电极。钨可以被拉成很细的丝，而且熔点非常高。其它应用包括：由于钨的熔点非常高，常用于航天和高温应用，比如电子、加热、焊接，比如钨极气体保护电弧焊。钨非常坚硬，非常紧密，因此制作重 金属 合金非常理想，这样的合金用在装甲、散热片和高密度应用如压重、平衡重物、船和飞机的压重等。由于钨非常紧密，飞镖往往含80%至97%的钨。高速钢含钨，有时含18%的钨。制造涡轮机片、耐用部分和保护层的高温合金含钨（哈氏合金、钨铬钴合金等）。子弹中使用钨来取代铅。钨的化合物被用作催化剂、无机颜色。二硫化钨是高温润滑剂，它在500 °C依然稳定。由于钨的热胀性与硅酸硼玻璃类似，它被用来做玻璃/ 金属 密封钨与镍、铁和钴的合金被用来制作重合金，这样的重合金用在动能弹中取代贫铀。在集成电路中钨是前路之间的连接物。在二氧化硅绝缘体中侵蚀接触孔，注入钨，磨平来连接三极管。典型的接触孔可以小到65纳米。碳化钨是最硬的物质之一，被用在机器工具和磨料中。碳化钨是磨具和转具中最常见的材料，往往也是最好的材料。在放射性医学中钨被用作屏蔽物质。运输氟脱氧葡萄糖一般用钨容器，由于氟脱氧葡萄糖中的高能氟-18铅容器无法使用。氧化钨被用在陶瓷釉中，钙或镁钨常用在荧光粉中。在核物理和核医学中钨晶体被用作闪烁探测器。钨被用作X射线目标和在电子炉中作为加热器。含钨的盐被永在化学和皮革工业中。青铜色的氧化钨被用在绘画中。由于它的低敏感性碳化钨被用作首饰，此外由于它非常硬它不会像其它擦光的 金属 被划痕。有些乐器的铉使用钨丝。高纯钨条外观呈灰色或暗灰色 金属 光泽，主要用于铸造配料用原料；加工用车刀刀头及各种导热体；炼钢的配料及添加剂，制造高级汽车的曲轴、缸筒的配料及电极,广泛用於枪支、火炮、火箭、卫星、飞机、舰船的制造。  

高铝矾土就是指铝矾土，只是其中含铝量比较高。铝矾土又称矾土或铝土矿，主要成分是氧化铝，系含有杂质的水合氧化铝，是一种土状矿物。白色或灰白色，因含铁而呈褐黄或浅红色。密度3.9～4g/cm3，硬度1～3，不透明，质脆。极难熔化。不溶于水，能溶于硫酸、氢氧化钠溶液。主要用于炼铝，制耐火材料。    高铝矾土的用途：    (1)炼铝工业。用于国防、航空、汽车、电器、化工、日常生活用品等。    (2)精密铸造。矾土熟料加工成细粉做成铸模后精铸。用于军工、航天、通讯、仪表、机械及医疗器械部门。    (3)用于耐火制品。高铝矾土熟料耐火度高达1780℃，化学稳定性强、物理性能良好。    (4)硅酸铝耐火纤维。具有重量轻，耐高温，热稳定性好，导热率低，热容小和耐机械震动等优点。用于钢铁、有色冶金、电子、石油、化工、宇航、原子能、国防等多种工业。它是把高铝熟料放进融化温度约为2000～2200℃的高温电弧炉中，经高温熔化、高压高速空气或蒸汽喷吹、冷却，就成了洁白的“棉花”——硅酸铝耐火纤维。它可压成纤维毯、板或织成布代替冶炼、化工、玻璃等工业高温窑炉内衬的耐火砖。消防人员可用耐火纤维布做成衣服。    (5)以镁砂和矾土熟料为原料，加入适当结合剂，用于浇注盛钢桶整体桶衬效果甚佳。    (6)制造矾土水泥，研磨材料，陶瓷工业以及化学工业可制铝的各种化合物。    目前，已知赋存高铝矾土的国家有49个。我国有丰富的高铝矾土资源，约37亿吨，居世界前列，与几内亚、澳大利亚、巴西同属世界高铝矾土资源大国。但生产供耐火材料用的高铝矾土的国家只有圭亚那和我国,其他国家的铝矾土含铁量高，多用于炼铝和研磨材料。 我国高铝矾土矿资源比较丰富，在全国18个省、自治区、直辖市已查明高铝矾土矿产地205处，其中大型产地72处(不包括台湾)。主要分布在山西、山东、河北、河南、贵州、四川、广西、辽宁、湖南等地。    更多关于高铝矾土的资讯，请登录上海有色网查询。 

一、前语     跟着硫化铅锌矿资源的逐步干涸，许多较低档次的氧化铅锌资源也作为开发的目标；众所周知，氧化矿是由原生硫化矿通过天然的氧化以及地表水的淋滤进程所构成的产品，矿石中除了铅、锌氧化矿藏外，还含有较多的碳酸盐矿藏、石英及硅酸盐矿藏和易泥化的褐铁矿、针铁矿等铁矿藏。因为矿石中含有较多的易泥化的褐铁矿，构成很多的矿泥，对其浮选技术目标形成严峻的影响。本文针对广西某地的含铁高、泥化严峻的氧化铅锌矿，在不脱泥的条件下进行了浮选实验研讨，取得较好的选别效果，为低档次氧化铅锌资源的收回供给参阅依据。     二、矿石性质     矿石中首要有用矿藏为白铅矿、菱锌矿、少数铅钒、异极矿及微量的黄铜矿等，脉石矿藏首要为黄铁矿、褐铁矿、赤铁矿、方解石、白云石等，首要矿藏铅、锌联系杂乱、风化、铁化、泥化严峻，而又多呈细脉浸染状，铅锌档次别离3.54%、5.86%，氧化率高，硫首要是以黄铁矿方式存在。物相分析氧化铅首要是白铅矿，还有少数的铅钒，氧化锌矿则为菱锌矿及少数异极矿，试样多元素分析见表1。 表1  试样多元素分析元素SiO2TiO2ZrO2LiSrMnSnAs含量/%12.70.10.30.060.1元素MgOV2O5MoNiBePbSSb含量1.30.020.010.053.542.60.03元素WO3CaOBaCoCrZnCuFe2O3含量/%0.73.20.015.860.0226.6     三、实验计划挑选     适合的工艺流程是进步选别效果的条件，而挑选工艺流程的依据是矿石性质，针对该矿石的特色进行了前期探究实验，实验成果表明选用浮选的办法可以收回矿石中的铅锌，脱泥浮选并不能有用改进浮选目标，相反丢失了很多微细颗粒的铅锌矿，下降了收回率。因为含铁比较高，选用硫化-黄药法难以取得比较好的目标，但在不脱泥的情况下选用硫化-胺法浮选可取得比较好的目标。归纳比较后断定选用硫化-胺法对该矿石进行浮选实验。浮选流程如图1所示。图1  浮选实验流程图     四、实验成果与分析     （一）涣散剂的影响     因为该矿石泥化比较严峻，褐铁矿含量较高，需求参加涣散剂对矿浆进行涣散，消除矿泥的影响。在矿浆pH=9，用量2kg/t，硫酸锌与钠用量以1:1份额500g/t，混合胺80g/t条件下调查了六偏磷酸钠用量对铅矿浮选目标的影响。由表2成果可见参加六偏磷酸钠可以进步铅矿档次和铅的收回率，跟着六偏磷酸钠用量的增大，铅精矿档次不断增加，但铅收回率开端下降，阐明在必定用量下六偏磷酸钠具有比较好的涣散效果，可以明显进步铅矿浮选目标，但用量过大时，六偏磷酸钠对铅矿有必定的按捺效果，依据浮选现象和化验成果分析，这首要是因为部分铅矿和褐铁矿共生亲近，六偏磷酸钠用量过大导致和褐铁矿共生的铅矿遭到按捺。 表2  六偏磷酸钠用量对铅矿浮选目标的影响六偏磷酸钠用量，g/t0100300500铅精矿档次，%10.2411.6514.6416.59铅收回率，%62.8665.4268.1762.57    （二）的用量与分析     氧化铅表面的硫化好坏是决议其浮选效果的要害，用量小的情况下，难以取得抱负的硫化效果，硫化用量过大又会对铅矿产生按捺效果，然后下降铅的收回率。本研讨选用图1（下同）流程调查了用量对浮选目标的影响，其间六偏磷酸钠用量300g/t，混合胺用量为100g/t，按捺剂硫酸锌500g/t、钠500g/t，2号油60g/t。浮选实验成果见表3。 表3  用量对钼铅矿浮选目标的影响用量，kg/t1.52.02.53.0.3.54.0矿浆pH值6.07.08.09.010.011.0铅精矿档次，%10.3212.2513.6715.5313.9612.63铅收回率，%50.5355.7663.068.562.556.9     由表3中硫化用量与矿浆pH的数据可见，可以明显进步铅矿的浮选，跟着用量的增加，铅精矿的档次和收回率均增加，当用量到达3kg/t时，铅精矿档次到达15.53%，收回率到达68.5%；再增加用量钼精矿档次和收回率下降，当用量到达4kg/t时，铅精矿档次仅有12.63%，收回率56.9%。这首要是因为用量过大，一方面按捺了胺在铅矿表面的吸附，另一方面矿浆黏度增大，泡沫带泥较多，然后下降了精矿档次。从归纳目标来看适合用量为3kg/t。     （三）按捺剂的用量与分析     在六偏磷酸钠300g/t，3.0kg/t，混合胺用量为100g/t条件下，首要调查了硫酸与钠用量以1:1份额对粗铅精矿锌含量的影响，浮选实验成果见表4。 表4  硫酸锌+钠用量对铅矿浮选目标的影响硫酸锌/钠，g/t400500600700800900矿浆pH值6.07.08.09.010.011.0锌档次，%11.358.257. 766.536.165.83锌收回率，%20.5117.3612.0510.259.859.79     由表4硫酸锌与钠与pH数据可见，当硫酸锌与钠用量逐步增大时，铅粗矿中锌的含量与档次逐步下降，但当用量增加到700g/t时，锌的收回率与档次下降不明显，这首要是因为浮选进程中含泥太多机械搀杂所造成的，因而，硫酸锌与钠适合量700g/t。     （四）捕收剂的挑选与分析     在六偏磷酸钠300g/t，3.0kg/t，硫酸锌与钠700g/t，捕收剂用量为100g/t条件下，调查了各种胺类捕收剂对铅、锌浮选目标的影响。实验成果见图表5。 表5  不同捕收剂对铅矿浮选目标的影响捕收剂称号十二胺十六胺十八胺混合胺铅收回率65.8763.3262.7669.43锌收回率14.6515.7416.8311.23     由表5可以看出，不同品种的胺捕收剂都能完成对铅的有用捕收，但混合胺对铅的挑选性捕收较好，故挑选混合胺作为铅的捕收剂，用量为100g/t。     （五）活化剂的用量与分析     断定铅矿浮选药剂目标，在丁基黄药200g/t，2#油60g/t条件下，调查了不同用量的硫酸铜对氧化锌的浮选目标的影响，浮选实验成果如表6。 表6  不同活化剂对铅矿浮选目标的影响硫酸铜用量g/t150250350450锌档次19. 7817. 2313.3511. 34锌收回率61.6567.7468.8569.27     由表6可见，跟着硫酸铜用量的增加，锌档次逐步下降，但收回率增加，但当硫酸铜用量增加参与350克/吨时，锌收回率增加不明显，故硫酸铜用量断定为350克/吨。     依据以上实验成果断定了铅锌矿浮选工艺参数为：调矿浆pH到9、六偏磷酸钠300g/t，3kg/t，硫酸铜350g/t，丁基黄药用量200g/t，2号油60g/t进行了小型闭路实验，实验流程为一粗一扫三次精选，在铅、锌给矿档次为3.54%和5.86条件下，取得了铅档次45.23%，收回率73.51%，锌档次40.56%,，收回率为76.21的浮选目标。     五、定论    选用硫化-胺法可以有用完成高铁泥化氧化铅锌矿的浮选收回，需求恰当用量才干取得比较好的硫化效果，混合胺对铅矿具有比较好的捕收才能和挑选性，适量的六偏磷酸钠具有较好的涣散效果，可以明显改进铅矿浮选效果，硫酸锌+钠是锌的杰出按捺剂，硫酸铜的增加可以起到活化锌矿的效果，进步锌的浮选目标。

本发明提供一种高泥质碱性脉石氧化铜矿浮选方法，利用高泥质碱性脉石氧化铜矿的可浮性特点，对常规硫化浮选技术进行改进，采用无起泡剂—强活化—泥分散--强捕收的浮选工艺进行氧化铜矿的高效回收。本发明首先对高泥质碱性脉石氧化铜矿石进行磨矿，其次对磨矿产品调浆，最后进行浮选产出铜精矿，浮选全过程不添加起泡剂。它与常规硫化浮选比较，在精矿品位一致的情况下，提高铜回收率15个百分点以上，既消除了矿泥对浮选过程的影响，保证氧化铜矿高效回收，又使浮选操作方便，指标稳定，易于实现进一步的产业化和规模化生产。