MgO俗称苦土，是一种白色粉末状固体。熔点3125K，沸点3873K，密度3.58g/cm3（298K），硬度6.50。MgO对水呈一定惰性，特别是高温煅烧后的MgO难溶于水。MgO溶于酸。    MgO的制备方法：   （1）金属镁在高温下燃烧。                              2Mg  +  O2  ==  2MgO    （2）工业上一般通过煅烧碳酸镁或氢氧化镁来生产氧化镁。                             MgCO3  ====  MgO  +  CO2                                Mg(OH)2  ==== MgO  +  H2O    煅烧温度在923K左右制成的为轻质MgO，煅烧温度在1923K以上时制成的为MgO。    MgO大量用于耐火材料、金属陶瓷、电绝缘材料，轻质MgO与MgCl2或MgSO4溶液混合后可制成镁质水泥。医疗上用MgO作抗酸药和轻泻药。常与易致便秘的CaCO3配合应用。在水处理、人造纤维织物加工、造纸、催化剂生产等方面MgO都有重要应用。

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。

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。

碱土金属的氢氧化物都是白色固体，置于空气中就吸水潮解。其间Ca(OH)2就是常用的干燥剂。碱土金属氢氧化物在水中的溶解度比碱金属氢氧化物要小得多，从表中数据看，从Be到Mg，氢氧化物的溶解度顺次递加，它们的碱性也顺次递加。Be(OH)2和Mg (OH)2是难溶的氢氧化物。Be(OH)2是氢氧化物，Mg (OH)2归于中强碱，其他均归于强碱。表1  碱土金属氢氧化物的某些性质物质Be（OH）2Mg（OH）2Ca（OH）2Sr（OH）2Ba（OH）2性质色彩白白白白白熔点/K脱水分化脱水分化脱水分化脱水分化脱水分化水中溶解度/mol-dm-3（293K）8×10-1S×10-11.8×10-26.7×10-22×10-1酸碱性中强碱强碱强碱强碱 碱金属和部分碱土金属的焰色离子Li+Na-K+Rb+Cs+Ca2+Sr2+Ba2+焰色红黄紫紫红紫红紫红洋红黄绿波长/nm670.8589.6404.7629.8459.3616.2707553.6     Mg(OH)2的密度为2.36g/cm3，加热至623K即脱水分化：                                   Mg(OH)2  ====  MgO  +  H2O    Mg(OH)2易溶于酸或铵盐溶液：                               Mg(OH)2  +  2HCl  ====  MgCl2 +2H2O    这一反响可应用于分析化学中。    将海水和廉价的石灰乳反响，能够得到Mg(OH)2沉积，亦称氧化镁乳：                             Mg2+   +  Ca(OH)2  ==  Mg(OH)2  +  Ca2+    Mg(OH)2的乳状悬浊液在医药上用作抗酸药弛缓泻剂。

硼泥是、硼砂出产过程中构成的固体废弃物。硼泥中含有氧化镁、氧化钙、等碱性物质，对环境造成了极大污染。截止到2006年仅辽宁省内的硼泥就已达1700万t，并正以每年130万t的速度添加。       现在，国内外对硼泥归纳利用的研讨有诸多方面，已取得了许多科研成果，但硼泥污染的现象依然存在，这首要是因为各类硼泥归纳利用技术落后，工业化程度较低。硼泥中含有镁等有价元素，极具开发利用价值。因而，开发利用这种二次资源，出产氢氧化镁，对进步经济效益、削减环境污染、促进资源再生都有重要意义。氢氧化镁作为典型的无卤阻燃剂，具有阻燃、消烟、阻滴、高热稳定性、高效的促基材成碳效果和强除酸才能等特性。       现在，出产氢氧化镁的首要办法有：合成法、白云石的挑选煅烧法和电解卤水法。合成法需以含有氯化镁的卤水为质料，白云石的挑选煅烧法和电解卤水法的能耗皆较高。本文选用高温下煅烧工业浓硫酸与硼泥混合物的办法收回氢氧化镁，此办法能耗低且易于完成工业化，不只能够处理硼泥对环境的污染问题，也为氢氧化镁的出产拓荒了一条新途径。       一、试验       （一）试验质料       硼泥取自辽宁省某地，首要化学组成见表1。硫酸为工业级，浓度98%，、及其它检测所用药品均为分析纯，试验用水为二次蒸馏水。   表1  硼泥的成分（质量分数）/%MgOCO2SiO2Fe2O3Al2O3CaOMnO其它39.030.219.74.562.991.840.0821.628       （二）试验内容       将硼泥与工业硫酸的混合泥浆在高温炉中煅烧必定时刻，取出后加水溶解、加热、过滤，得到母液。用0.01mol/L的EDTA滴定Mg2+，核算浸出率。重复加热、过滤母液至用(NH4)2C2O4溶液体会不到Ca2+。向滤液中参加将溶液中的Fe2+、Mn2+氧化成高价的Fe3+、Mn4+有利于完全除杂，加至用K3[Fe(CN)6]溶液查验不到Fe2+，用硝酸和NaBiO3查验不到Mn2+。在必定温度下加10%NaOH溶液将母液调理至pH＝9.0，过滤，除掉杂质，得到镁精液。再向镁精液中参加5mol/L的NaOH溶液调理，pH＝12.0，过滤、洗刷，然后将产品恒温烘干，得到氢氧化镁产品。产品的检测按标准HG/T3607—2000履行。       （三）工艺流程       工艺流程见图1。图1  硼泥制备氢氧化镁工艺流程       二、成果与评论       （一）煅烧温度对镁浸出率的影响       在煅烧时刻为1h，硫酸与硼泥液固比为1∶1的条件下，调查不同煅烧温度下镁的浸出率，试验成果如图2所示。由图2可知，在烧烧温度为300℃时，镁的浸出率最高，尔后跟着煅烧温度的升高镁的浸出率反而快速下降。这是因为浓硫酸在350℃时开端发作分化反响，温度过高时，生成的SO3烟气和氧气会快速逸出，使反响不能充沛进行，故镁的浸出率下降。一起高温效果黏结生成不溶于水的硅酸盐类也会使得镁的浸出率下降。图2  煅烧温度对镁浸出率的影响       （二）煅烧时刻对镁浸出率的影响       在硫酸与硼泥液固比为1∶1、煅烧温度为300℃条件下，别离调查不同煅烧时刻下镁的浸出率，试验成果如图3所示。由图3可知，跟着煅烧时刻添加，镁的浸出率逐步增大。反响时刻为2h时硫酸与硼泥的反响根本完毕，此刻镁的浸出率到达最大。图3  煅烧时刻对镁浸出率的影响       （三）硫酸与硼泥份额对镁浸出率的影响       在煅烧时刻为1h，煅烧温度为300℃条件下，调查不同液固比时镁的浸出率，试验成果如图4所示。由图4可知，跟着硫酸与硼泥液固比的增大，硫酸过量增多，硼泥能充沛与硫酸反响，镁浸出率趋于增大，但耗酸量增大。若硫酸与硼泥的份额太小，则硼泥中的矿藏不能与硫酸充沛反响，导致镁的浸出率不高。依据试验成果，硫酸与硼泥的液固比以2∶1为宜。图4  硫酸与硼泥份额对镁浸出率的影响       （四）归纳条件试验       依据试验成果及归纳考虑能耗、药品用量和硫酸分化温度对浸出率的影响，断定工艺条件为：煅烧温度为300℃、煅烧时刻为2h、硫酸与硼泥的液固比为2∶1，在此工艺条件下镁的浸出率为88%。将此条件下所制样品按1.2所述办法制备氢氧化镁，经测定镁精液中镁的收回率为91.17%。因而，硼泥中镁的归纳收回率可达80%左右。       （五）氢氧化镁的检测与分析       1、氢氧化镁的XRD分析  选用X射线衍射仪分析了产品物相组成，其成果见图5。由图5可知，该产品的峰方位和强度均与JDPDS卡上标准Mg(OH)2的衍射峰数据完全一致，且峰值规整，无杂峰出现，可知粉体为Mg(OH)2。图5  Mg(OH)2样品XRD图       2、氢氧化镁的检测  对氢氧化镁产品进行成分分析，检测成果如表2所示。   表2  氢氧化镁成分（质量分数）/%Mg(OH)2FeAlCaOMn99.540.0190.0150.4300.008       由表2可知，氢氧化镁的纯度为99.54%，换算成氧化镁纯度为68.64%，高于标准HG/T3607—2000的规则，其他杂质的含量也契合此标准。       3、氢氧化镁的SEM分析  用SEM对氢氧化镁粉末的表面描摹微观结构进行分析，其成果见图6。由图6能够看出，未烘干的Mg(OH)2颗粒出现聚会状况，晶体微粒十分小，颗粒直径不到1μm。将样品烘干后Mg(OH)2晶体微粒逐步长大，颗粒呈不规则球状，颗粒直径大约70～90μm。图6  氢氧化镁SEM相片                     （a）未烘干；（b）烘干后       三、定论       （一）依据单要素条件试验断定高温煅烧工业硫酸与硼泥混合物的工艺条件为：煅烧温度为300℃、煅烧时刻为2h、硫酸与硼泥的份额为2∶1。此刻镁的浸出率为88%。       （二）以为沉积剂制备氢氧化镁可使镁精液中镁的收回率到达91.17%，硼泥中镁的归纳收回率可达80%。经XRD检测断定沉积产品为氢氧化镁，产品质量契合标准HG/T3607—2000。       （三）由SEM检测能够看出，未烘干的Mg(OH)2晶体微粒十分小，颗粒直径不到1μm。氢氧化镁经烘干后晶粒长大，颗粒呈不规则球状，颗粒直径大约70～90μm。

一、概述     金川公司选矿厂一选矿车间处理龙首混合矿石，设计处理能力为1200t/d，有破矿、磨浮、精矿输送三道工序。其中，磨浮采用三段磨矿、三段浮选的阶段磨选流程。经80年代后期和90年代初期的系列改造，形成了1500t/d的生产能力。90年后期，经过不断挖潜改造，特别是2000年和2001年连续两次150t/d的扩能改造，现已形成2000t/d的生产能力。     目前所指的龙首混合矿石，是指龙首矿东、中、西部三个不同采区的矿石混合，而不是矿石工业类型上所所义的硫化率为45%～60%的混合矿石。其中一部分较富混合矿石（含Ni1.3%以上）由一选矿进行处理，另一部分较贫混合矿石（含Ni1.122%左右）由二选磨浮车间处理。     本文所探讨的就是Ni品位在1.30 %以上的由一选处理的龙首混合矿。     二、矿石性质及主要矿物选矿工艺特性     （一）龙首混合矿石中主要金属矿物及选矿工艺特性     龙首混合矿石中主要金属矿物有紫硫镍铁矿、镍黄铁矿、黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、方铜矿等；脉石矿物有蛇纹石、绿泥石、滑石及碳酸盐。紫硫镍铁矿被认为是最易浮选的硫化镍矿物。镍黄铁矿属比较好选的镍矿物，其选别效果仅次于紫硫镍铁矿，主要原因是其原生粒度比紫镍铁矿小，由于中细粒贫矿石中的镍黄铁矿和磁铁矿紧密共生呈网络状结构，磨矿过程中绝大部分不能单体解离，造成镍黄铁矿可浮性稍差。氧化会使紫硫镍铁矿的可浮性变差，因此对于以紫硫镍铁矿为主的硫化镍矿石要求快采、快运、快选，矿石存放越久越不利于选别。     一般的蛇纹石化矿石，用黄药做捕收剂，镍回收率和硫化率接近或比较接近，是比较好选的硫化镍矿石，使用调整剂可提高精矿品位，回收率无明显改善。蛇纹石具有一定的可浮性，所以精矿中30%左右脉石矿物中有相当部分是蛇纹石，致使精矿中金属品位降低，氧化镁含量高。强蚀变矿石中蛇纹石含量较少，在一般的浮选生产中，硫化物损失严重。     研究证明：各类厂矿中的硫化镍矿物可选性无明显差异，但矿石中脉石矿物对选别生产显著影响，因此，提高镍矿物选别指标或降低精矿中氧化镁的研究工作中，必须重视脉石矿物的抑制。     （二）含镁脉石矿物的浮选工艺性质     金川硫化铜、镍矿床中主要脉石矿物为含镁硅酸盐，由于地质蚀变作用，这些硅酸盐主要以蛇纹石、绿泥石、滑石的形式存在，这些脉石矿物对铜、镍的浮选影响较大。     1、主要脉石矿物的结构     蛇纹石是层状碳酸盐矿物中最简单的矿物，结构式为[Mg3Si2O3（OH）]，在它的没一层结构中都含有一层硅氧四面体，水镁石层获得额外电荷，所以和另外一个硅氧四面体六方网成夹层结构，一旦在滑石层上没有净电荷而只有范德华力时，这个夹层就裂开，滑石也很软。     绿泥石也是层状硅酸盐矿物，结构式为（Mg·Al·Fe）12[（SiAl）8O22]（OH12），它是在双层云母之间夹上一层水镁石而形成的，如果水镁石层价键遭到破坏，这个矿物就裂开。和前两种矿物比，它最松软。     2、脉石矿物的可浮性     蛇纹石大量存在于镍精矿中而影响精矿质量。在镍矿的生产实践中发现蛇纹石大量进入镍精矿而难以脱除，原因是蛇纹石在形成过程中具有较强的磁性，具有磁性的蛇纹石吸附与同样具有磁性的硫化物表面一起进入精矿；另外，带正电的蛇纹石易吸附与带负电的镍矿物表面而上浮。     绿泥石在镍矿物浮选中易浮难抑，另外，绿泥石疏松易碎，在磨矿过程中易泥化。绿泥石矿泥在镍矿物浮选中其行为与蛇纹石细泥基本一致。     滑石具有非极性表面，疏水性好，具有较强的天然可浮性，仅用起泡剂就能很好使之浮游，镍矿物浮选中，滑石极易进入精矿中。     三、降镁现状分析     （一）工艺流程及其特点     90年代，为了给闪速炉提供低镁合格精矿，弥补二矿区富矿精矿量的不足，金川公司选矿厂、金川镍钴研究设计院、中南工业大学、西北矿冶研究院等单位，针对龙首混合矿石低精矿中氧化镁进行了大量的试验研究，这些试验研究概括起来有三种：       1、通过改变工艺流程降镁；       2、通过新药剂达到活化有用矿物，抑制脉石矿物的药剂降镁；       3、采用改变工艺流程和添加新药剂相结合的方式降镁。       通过大量的试验研究，一选车间于1998年6月9月分别对2#系统和1#系统进行了流程改造，形成了目前的降镁工艺，产出的低镁精矿送闪速炉处理，新的降镁工艺主要是强化了精选作业，增加了粗选次数，通过提高精矿品位达到降镁的目的。现场生产实践证明三段磨矿、三段浮选的阶段磨选流程是选别金川龙首混合矿石的成功经验，既可使有用矿物达到充分单体解离得到有效回收，又可减少过磨和矿物表面污染。生产实践还证明，该流程适应性比较好，既可组织降镁生产，为二期闪速炉提供低镁精矿（精矿中氧化镁含量≤7%）；又可以组织低精矿品位生产，为一期电炉生产提供原料，并且在这两种情况下，回收率都基本不受损失。一选磨浮工艺流程（框图）如图1。    图1  一造厂磨浮原则流程     （二）生产指标分类统计分析     对2000年1～8月选厂生产指标进行了分类统计，从统计结果得出如一结论。     1、原矿品位对指标有着直接的影响。随着原矿品位的升高，精矿品位、回收率均呈上升趋势，精矿中MgO含量逐渐降低。     2、原矿镍品位大于1.2%时，只要控制精矿镍品位大于6.5%，精矿中MgO含量即能低于7%，说明在现有工艺条件下，保证一定的精矿品位是降镁的首要条件。     3、原矿镍品位小于1.2%时，要保证精矿中MgO含量，必须将精矿品位提高到7%以上，回收率损失较多。     四、降镁问题分析     （一）矿石性质对降镁的影响     1、MgO赋存矿物的自然可浮性     大多数硅酸盐矿物有强的共价键或离子键，亲水性强，可浮性差，如橄榄石、辉石等。但蛇纹石、滑石、绿泥石等矿物是特殊的层状或双链状硅酸盐矿物，破碎后表面键力是分子键力，疏水性好，自然可浮性强，在浮选过程中容易进入精矿，致使精矿中MgO含量升高。金川矿区的矿石大多发生蚀变，原生的橄榄石、辉石大多蚀变为蛇纹石、滑石、绿泥石等，这些含镁矿物可浮性好，是MgO难以抑制的主要原因。     2、矿石硬度     矿石的硬度变小，在磨矿过程中更容易泥化，矿石的蚀变与矿石中构造挤压带的发育会加剧这一趋势，使蛇纹石、滑石、绿泥石矿泥包裹在金属矿物的表面进入精矿，造成MgO含量升高。     3、矿石品位     矿石中金属硫化物与含镁脉石矿物呈负相关，即矿石品位越低，MgO含量越高。2001年1～8月一选矿处理的龙首混合矿石累计Ni原矿品位1.333%，比计划Ni原矿品位1.35%低0.017%，比2000年同期的1.445%降低了0.112%，呈明显的下降趋势，增加了降镁工作的难度。     （二）降镁方案的局限性     针对龙首混合矿石改善镍铜指标，降低精矿中MgO的工作，各大专院校，科研院所做了大量的试验研究，对不同的矿石采用不同的技术措施都有一定的效果，但是一经生产应用，效果若显若隐。选矿过程很复杂，工业化生产又是一个连续性过程，因目前矿山尚无法实现配矿或稳定出矿，入选的矿石性质、品位波动很大，以不变（或说相对固定）的选矿设备、工艺流程处理多变化矿石，使过程控制更加复杂化，从而使一些看起来比较好的技术措施，在现场应用时就很难取得理想的效果。     五、降镁工作的研究方向     （一）工艺矿物学研究     一矿区龙首混合矿石矿物组成复杂，过去的矿物工艺学研究多侧重于考察原矿，对脉石矿物在选矿过程中各中间产品的赋存状态和工艺特性研究很少，而弄清楚含镁脉石矿物在整个浮选工艺过程中的走向及选矿过程中各中间产品中的脉石矿物的工艺特性，对降镁工艺与药剂的研究具有重要的指导意义，是降镁的关键所在。     （二）选矿新工艺研究     金种一矿区龙首混合矿石降镁工艺的研究晚于二矿区，但也取得了一定进展。但从生产实践来看，还需继续深入探索。     澳大利亚的G·D·Senior等人采用一种新的工艺流程处理镍硫化矿，可除去98%的含镁矿物，工艺要点为：预先浮选含镁矿物，然后将物料分别处理，分段抑制含镁矿物，最后活化含镍矿物，得到高品位镍精矿。金川一矿区混合矿石主要含镁矿物为蛇纹石，其良好的可浮性是造成精矿MgO含量高的重要原因，可以考虑预先浮选蛇纹石，并通过降镁药剂分段抑制其它含镁矿物来达到降镁的目的。另外，G·D·Senior等人认为，粒度不同的物料可浮性和对药剂的要求都有很大的差异，这一点也值得借鉴。     （三）浮选新药剂研究     在工艺流程确定的前提下，影响浮选过程和最终指标最为关键的因素就是浮选药剂的合理选择与使用。由于浮选过程中药剂之间存在着的交互作用，很难真正搞清楚选矿药剂的作用机理，现有的很多理论都是以假设和推测的形式出现，不能确定地描述药剂如何作用于矿物，怎样改变其浮选特性，这一点妨碍了浮选药剂研究的针对性。因此，深入研究各种药剂的作用机理，是降镁研究的重要组成部分。     （四）应注意整体指标的优化     各大专院样、科研院所以往对于金川矿石降低精矿中MgO的研究中，虽然部分地注意了对其它指标的影响，并且采取了一定的技术措施，但这种注意还是不够的。很多降镁方案都要通过不同程度地提高精矿品位来实现，而精矿品位的提高势必造成回收率的损失。若是为了降镁则大幅度提高精矿品位，导致过多地损失回收率，在经济上是不合理的，金川资源有限，在考虑降镁满足闪速炉要求的同时，不能过多损失镍、铜回收率，要特别注意整体指标的优化，这应在今后的降镁工艺研究中引足够重视。     六、结语     金川一矿区龙首混合矿石降镁工艺，经各大专院校、科研院所的大量研究，已取得了一定的进展，有些已应用于工业生产中，目前一选矿的降镁工艺就是在充分吸收各家研究成果的基础上形成的，生产实践也证明在矿石性质、品位相对稳定时，还要靠提高精矿品位来达到降鲜的目的；在矿石性质恶化时，精矿中MgO含量还不能满足要求等，因此，针对一矿区龙首混合矿石降低精矿中MgO含量的工作，还要进一步地探索研究。

镁粉主要可用于火箭冲压发动机和去除推进剂燃气中氯化氢。另外还可用作还原剂、制闪光粉、铅合金，冶金中作去硫剂、有机合成、照明剂等。镁粉与铝粉一样，受潮会产生自燃、自爆。当每公升空气中含镁粉10-25毫克，遇到火源就会爆炸。因此工厂在储放镁粉时要格外的注意，一旦生产自然爆炸后果将不堪设想。镁粉做为炼钢不可缺少的材料之一，其需求也多来自于炼钢，因此钢市的好换对镁粉价格有一定的制约作用。 镁粉分为碳酸镁、雾化球形镁粉等。而氧化镁粉作为制作电加热管的主要材料之一，对其电加热管性能好坏的影响非常大。电工级氧化镁粉是指电熔结晶氧化镁块经破碎并对不同颗粒尺寸或数目按一定比例配合，直接或改性后用于管状电热元件中作为在高温下导热的绝缘介质。 电工级氧化镁粉可分为普通型、低温防潮型、中温防潮型以及高温型。氧化镁粉在工作温度的时候，其要具有较高的导热性能，以便能迅速把热量传递到管表面上去，使电阻与管壁温度更接近。当工作温度在1100摄氏度以内时，其具有较好的绝缘性能。其必要要具有一定的颗粒度，形状一般要求为圆状。并且要求其无论在常温还是高温状态下对发热丝材料和管材都应无腐蚀现象。 因氧化镁矿石经粉碎后，颗粒的大小不同，若按一定数量的配比具有以下优点，一是能提高粉密度，减少电阻丝的温度，从而提高电热元件的寿命。二是能克服“分筛”效应，提高mgo粉的利用率。

氢氧化镁产品从应用上分为阻燃级、中和级、医用、电子级、油品增加剂用氢氧化镁等;从结构上分为片状、超细、晶须、纳米级、重质氢氧化镁等。其间发展潜力较好的是超细氢氧化镁和氢氧化镁晶须。 片状氢氧化镁可作为增加型阻燃剂，碳化法即以菱镁矿或白云石为质料，经煅烧、消化、除杂、碳化、沉积制得产品。以白云石为质料，为沉积剂并参加表面改性剂十六烷基三甲基化铵，水热制得菱面片层氢氧化镁，该法镁、钙别离程度较高，镁的提取率为90.02%，产品收率为88.21%;沉积法以菱镁矿或白云石为质料，经煅烧、浸取、除杂、沉积制得产品。以白云石为质料，先后用和硫酸浸取，参加克己络合沉积剂和表面改性剂聚乙二醇可制得产品，收率为85.20%。酸解法以多种含镁矿藏为质料，经过酸解、除杂、沉积制得产品。以白云石为质料，经酸化、除杂，以白云石灰乳为沉积剂，产品纯度为98%，其间，白云石灰乳经过白云石煅烧消化制备。 超细氢氧化镁可作为复合材料的阻燃成分，参加不同的表面改性剂能够改动产品粒径。以氯化镁溶液为质料，为沉积剂，产品粒径 卤水替代。 氢氧化镁晶须是短纤维功能型材料，首要作为阻燃剂和补强材料增加到高分子材料中。沉积法，改善沉积进程能够改动长径比。以氯化镁溶液为质料，参加碱和表面改性剂，水热组成产品。以为沉积剂，丙三醇为表面改性剂，选用微波水热，直径为0.1～0.3μm，长度为80～110μm;改用和为沉积剂，酸为表面改性剂，直径为8～15nm，长度为50～150nm;中低浓度的和低浓度的氯化镁溶液，产品的分散性较好;以碱式硫酸镁晶须为前驱体，为沉积剂，油酸钾为表面改性剂，水热制得直径为1～2μm，长度为100～200μm的产品;参加表面改性剂不能减小粒径，反而会阻挠碱式硫酸镁晶须向氢氧化镁晶须转化。

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。

跟着高技术陶瓷、橡胶、塑料、催化剂、环保材料、航天材料的不断发展，氧化镁晶体材料、特别是高纯氧材料（MgO含量不低于98%）的使用越来越广。例如用于医治胃酸过多及十二指肠溃疡患者，用作硅钢制作进程中的高温退火阻隔剂，用于制作电子管、滤光器、滤色器、滤波器等。此外作为灵敏型高效催化剂及功用体良的掺杂材料，高纯氧化镁有很多使用于工业催化及材料改性和高功用复合材料的制备。已报导的高纯氧化镁制备办法较多，例如菱镁矿（白云石）碳化法、卤水（海水）－石灰（）法、卤水（海水）－碳按法及镁盐直接热解法等。     熔盐法选用一种或几种低熔点的盐类作为反响介质，在高温熔融盐中完结组成反响，然后选用适宜的溶剂将盐类溶解，经过滤、洗刷得到组成产品，它在高熔点氧化物粉体和电子陶瓷粉体及其它功用粉体材料组成等范畴广泛使用。熔盐法具有工艺简略、组成温度低、保温时刻短、本钱低价、组成粉体的化学成分安稳均匀等长处。     对熔盐法制备MgO粉体的不同熔盐系统进行了比照，发现NaCl-KCl盐类熔点适中，功用相对安稳，洗刷进程中NaCl、KCl溶解于水，滤液经枯燥后得到NaC1、KC1等盐类可回收使用，是一种优秀的反响介质。当选用NaN03-KN03盐类作反响介质时，与镁盐直接热解法相同，反响进程中发作腐蚀性气体，不适合工业化出产。可是NaN03 -KN03盐类熔点较低，有利于分析质料系统在熔盐中的反响进程，进而对反响机理进行评论，因而本文以MgCl2、 CaCO3和NaN03、KN03为质料制备Mg0粉体。     一、试验     （一）质料     试验所用无水氯化镁、碳酸钙、、、无水乙醇等均为分析纯。     （二）氧化镁粉体的制备     将MgCl2、CaCO3及NaN03、KN03按1.1︰1︰2︰2配比置于碾钵中碾磨，使质料混合均匀并磨细至－0.074mm粒级，550℃下保温3h热处理，经水浸泡、洗刷、减压过滤、110℃枯燥，再在600℃下保温3h热处理。     （三）反响机理分析     作CaCO3和MgCl2-CaCO3-NaN03-KN03的TG-DSC曲线，分析质料热反响进程；依据TG-DSC曲线，将质料在不同温度和保温时刻下热处理，断定产品组成，分析熔盐法制备氧化镁的反响机理。     （四）表征     用德国NETZSCH公司STA449/6/G型热重－差示扫描归纳热分析仪对试样进行热效应分析。     用荷兰Philips公司出产的X′Pert Pro型X射线衍射仪对产品进行物相判定。     用荷兰Philips公司出产的Nova400NanoSEM型场发射扫描电子显微镜调查粉体描摹及巨细。     二、成果及评论     （一）试样的组成与描摹分析    图1为S11试样和S12试样的XRD图谱，其间S11试样为质料在550℃下保温3h热处理，用水洗刷后经110℃枯燥的前驱物，S12试样为S11试样在600℃温3h热处理的产品。     从图1可见，质料在550℃下保温3h热处理，用水洗刷后的前驱物主要为氢氧化镁，其间尚有少数氧化镁没有水解，经600℃保温3h热处理，氢氧化镁分化为氧化镁。图2  试样TEM （a）S11；（b）S12     图2为S11试样和S12试样的SEM图。从图2可见，氢氧化镁前驱物主要为层状描摹，形状不规整，巨细散布不均匀，厚度介于0.03～0.05μm，直径介于0.2～1.0μm之间；氢氧化镁分化后得到的氧化镁为颗粒状描摹，巨细散布较均匀，粒径介于0.2～0.5μm之间。     表1为S12试样的化学成分分析成果。从表1可知，所制备的氧化镁粉体纯度高，可满意医药、冶金、工业催化、量子器材、微电子等职业要求。 表1  S12试样化学成分分析成果（质量分数）/%Mg0CaC03A1203Si02Fe203IL98.820.520.100.090.060.41     （二）反响机理分析     图3为CaCO3和MgC12-CaC03-NaN03-KN03质料的TG-DSC曲线。     由图3（a）可见，从700℃至800℃失重37.08%，CaC03分化为CaO和CO2，对应的DSC曲线在769.2℃有一个吸热峰。    由图3（b）可见，从室温至400℃失重18.90%，该温度范围内质料失掉悉数物理水及结构水，NaN03-KNO3熔融，对应的DSC曲线上有3个吸热峰；从400℃至530℃失重8.10%，对应的DSC曲线上在490.5℃有一个吸热峰，该温度范围内可能发作了分化反响；从530℃至700℃失重23.20%，对应的DSC曲线上在660.4℃有一个吸热峰，该温度范围内可能发作了分化反响；温度大于700℃后，失重持续加大，主要是熔盐在高温下加速蒸腾。对照图3（a)，没有呈现CaCO3分化的吸热峰，阐明在700℃曾经CaCO3已彻底反响。     图4为试样的XRD图谱。其间M11试样为质料在320℃下保温48h热处理，水洗后经110℃枯燥的产品；Ml2试样为质料在320℃下保温360h热处理，水洗后经110℃枯燥的产品；M14试样为质料在900℃下保温3h热处理，用无水乙醇洗刷后产品的XRD图谱。由图4可见，质料在320℃下保温48h热处理，水洗后经110℃枯燥的产品主要为碳酸镁和白云石及少数的氢氧化镁；质料在320℃下保温360h热处理，水洗后经110℃枯燥的产品主要为碳酸镁；质料在900℃下保温3h热处理，用无水乙醇洗刷后产品悉数为氧化镁。    结合S11试样和S12试样的XRD图谱，以MgC12、CaCO3和NaNO3、KNO3为质料，选用熔盐法制备Mg0粉体的反响机理如下：     1、  熔盐环境下Mg2+与Ca2+发作置换反响，其产品组成与反响温度和反响时刻有关。     MgCl2←→Mg2++2Cl-     xMg2++CaCO3→MgxCa1-xCO3     当x＜0.5时．产品为碳酸钙的置换型固溶体，当x=0.5时，产品为CaMg（C03）2，当0.5＜x＜1时，产品为CaMg（C03）2和MgC03混合物，跟着反响的不断进行，当x=1时，产品为MgC03。     2、碳酸镁分化。     MgC03→Mg0＋C02↑     3、水洗进程中氧化镁水解。     Mg0＋H20→Mg（OH）2     4、氢氢氧化镁分化。        三、结语     （一）MgCl2-CaC03-NaN03-KN03质料制备氧化镁进程中，在熔盐环境下Mg2+与Ca2+发作置换反响，生成白云石和碳酸镁等中间产品，跟着反响的不断进行，白云石终究转变为碳酸镁；550℃热处理碳酸镁分化为氧化镁，经水浸泡后氧化镁水解生成氢氧化镁，600℃热处理氢氧化镁分化为氧化镁。     （二）氢氧化镁前驱物为不规整的层状描摹，巨细散布不均匀，厚度介于0.03～0.05μm，直径介于0.2～1.0μm之间；产品氧化镁为颗粒状描摹，巨细散布较均匀，粒径介于0.2～0.5μm之间。

Abstract：Based on the present material condition of N0.3 sintering plant of Magang, the effects of different basicitys and SiO2 and MgO contents in sinter on production and quality of sinter are studied. The results show that, with increas ing the sinter basicitys and SiO2 contents, the sinter strength is improved, but after increasing the MgO contents in sinter, all sinter technicaleconomic indexes are worsened. Therefore, the sinter basicity should be 2.0, SiO2 content should be 4.95%, MgO content should be reduced to the best of its ability in practical production. 烧结矿的碱度、MgO及SiO2含量水平直接影响着烧结矿品位、强度、产量及其冶金性能。为了了解其变化对烧结生产技术指标的影响，马鞍山钢铁股份有限公司(简称马钢)在烧结实验室进行了烧结矿不同MgO、SiO2含量及不同碱度水平的试验。 一、原料成分及烧结工艺制度 试验用含铁料均取自港务原料厂和马钢第三烧结厂生产现场，其化学成分列于表1。此次烧结试验在Φ300mm烧结杯上进行，料层高度为580mm，点火负压6kPa，点火时间1.5min，烧结抽风负压为12kPa。烧结饼经机上冷却后，进行落下和ISO转鼓试验，然后取样做化学分析和冶金性能检验。每组试验在相同的条件下反复进行多次，取在允许误差范围内的两次试验平均值为试验结果，以确保试验结果的重现性。 表1  含铁原料化学成分分析  ％粉矿名称TFeFeOSiO2CaOAl2O3MgOTiO2SP烧损姑精57.410.5012.090.8231.150.2990.2250.0120.2502.25CVRD粉65.280.233.740.3550.780.0890.0540.0120.0190.72杨基粉58.710.314.350.1021.350.1040.0490.0030.05010.47天普乐粉62.361.763.840.0291.940.0670.1150.0030.0494.47恰那粉63.010.313.970.1302.120.0850.1040.0120.0653.19FTC粉66.010.313.100.0780.890.0430.1180.0090.0291.22MBR粉67.000.421.460.1201.200.0600.190.0100.0501.30 二、试验方案 本次试验共进行7组。所用的烧结含铁料配比设计基本与马钢第三烧结厂现行生产混匀矿配比相一致，主要是通过对含SiO2较高的姑精配比以及石灰石、白云石的添加量作调整，使得烧结矿的碱度、MgO及SiO2含量满足各个试验水平的要求。设计各组试验因素的水平见表2。各组混合料配比及编组见表3。混合料中含铁料配比为100%，燃料和熔剂百分数是外配的。 表2  各组试验因素的水平  ％组号SiO2RMgO备  注14.951.852.10基准组24.951.652.10低碱度34.952.052.10高碱度44.951.852.40高MgO含量54.951.851.80低MgO含量64.801.852.10低SiO2含量75.151.852.10高SiO2含量 表3  混合料的配比及编组  ％组号姑精CVRD粉杨基粉天普乐粉恰那粉FTC粉白云石石灰石113.63012111716.410.097.10213.23012111716.810.064.87314.03012111716.010.139.38413.73012111716.311.806.20513.53012111716.58.407.99611.73012111718.310.116.50716.23012111713.810.077.92 三、试验结果及分析 烧结矿化学成分列于表4，冶金性能试验结果见表5。 表4  烧结矿化学成分  ％组号TFeFeOSiO2CaOMgOAl2O3TiO2SPC/S157.738.445.029.232.101.460.1060.0110.0651.84257.977.965.098.532.111.540.1030.0100.0631.67357.137.465.049.982.071.580.1200.0140.0681.98457.588.735.009.412.301.560.1040.0120.0691.88557.689.254.949.271.891.410.1070.0090.0651.88658.158.564.819.052.101.550.1020.0090.0651.88757.627.755.159.352.031.500.1170.0130.0711.82 表5  还原性、还原粉化及熔滴性能试验结果组号还原粉化试验结果/%不同还原时间的还原度(RI)/%开始软化温度Ts/℃开始熔化温度Tm/℃开始滴下温度TD/℃最高压差△Pmax/kPa透气性指标S/kPa.℃滴下量MD/gRDI+6.3RDI+3.15RDI-0.530min60min90min120min150min180min125.3658.767.5330.3646.2458.1566.4671.2075.141108133514954.60941841.5223.5654.928.3728.3944.9055.5260.9668.4771.981128132414402.15715780.3326.2459.637.5529.9645.1357.9367.9275.7181.091115134515203.5303421.5428.0961.796.6828.8843.3254.1463.7569.7574.131130133015052.15732085.0532.7862.717.4525.7741.2854.0064.3273.0579.391082132414654.70733979.1626.4159.557.4024.7939.5151.4461.7870.5278.061108131014807.74777843.1724.8057.428.1327.9644.3757.9868.3776.7681.931126134215103.13819741.4 （一）不同烧结矿碱度的影响 由第2组、第1组和第3组构成不同烧结矿碱度水平试验。从试验结果可以看出，当烧结矿SiO2含量一定时，随碱度的提高，烧结生产率及烧结矿强度指标均呈上升趋势。当碱度由1.65升至2.05时，垂直烧结速度稍微加快(由18.78mm/min升到19.51mm/min)、再加上烧结矿成品率的增加(由76.42%升到78.17%)，使烧结生产率提高，由1.231t/m2.h增加到1.253t/m2.h，而且也改善了烧结矿的强度指标，转鼓指数也从65.39%提高到67.88%。这主要是因为碱度提高后，烧结矿粘结相中铁酸钙系得以进一步发展的缘故。同时，由于烧结成品率随碱度升高而提高，吨矿烧结固体燃耗由68.24kg下降到66.65kg。而烧结矿品位相应由57.97%降到57.13%。 随碱度升高，RDI+6.3不断升高，RDI+3.15亦升高，RDI-0.5有所降低，但1、3组极接近；还原性改善明显，碱度提高0.1,RI180min提高近3.2%,软化温度无明显变化,熔融和滴下温度不断升高，滴下量逐渐减少。 （二）同烧结矿SiO2含量的影响 由第6组、第1组和第7组构成烧结矿不同SiO2含量试验。在烧结矿碱度一定条件下，随着SiO2含量增加，烧结矿粘结相增加，强度指标变好。当烧结矿SiO2含量从4.80%提高到5.15%时，转鼓指数由64.80%升高到67.70%，提高幅度约2.9个百分点，烧结成品率亦提高1个百分点。而烧结生产率则呈下降趋势，从1.300t/m2.h降到1.247t/。造成生产率下降的原因是：当烧结矿粘结相增多时，烧结过程透气性变差，烧结速度会下降。此外，本次试验是通过调整含SiO2较高的姑精矿配量来满足烧结矿SiO2含量不同水平要求。提高烧结矿SiO2含量就需要配加更多的姑精矿，精粉率增大也直接影响了烧结矿生产率的提高。 随SiO2含量的升高，烧结矿品位由58.15%下降到57.62%。这是因为在原料中增加了高硅的自产姑精矿用量、并减少了进口高品位巴西FTC矿，同时石灰石的配比也有所提高。 6、1、7三组含SiO2由低到高，对应的还原粉化及还原性指标基本相近，而软化、熔融、滴下温度亦不断升高，TD－Ts、TD－Tm区间差异不大，最高压差和透气性S值不断降低，滴下量无明显差异。 （三）不同烧结矿MgO含量的影响 由第5组、第1组和第4组构成烧结矿不同MgO含量试验。从试验结果可知，随MgO含量的增加，烧结矿产量、转鼓强度均有所下降，固体燃耗上升。当烧结矿MgO含量从1.8%增加到2.4%时，生产率由1.281t/m2.h降至1.240t/m2.h，烧结矿转鼓强度由67.07%降到65.67%；而吨矿固体燃耗由68.04kg上升到69.20kg。造成烧结经济技术指标变差有以下原因： 1、白云石在烧结过程中的分解是吸热反应，因此对分解后的MgO矿化形成新的化合物不利，显微分析发现有不少未发生反应的圆粒状MgO被方镁石周围生成的铁酸镁(MgO·Fe2O3)液相所胶结。 2、本次烧结试验及现场生产均配用粗颗粒白云石(-4mm含量只有90%)，导致烧结矿产生大量白云石“白点”。 3、白云石与硅酸盐矿物常混在一起，生成镁橄榄石和钙铁橄榄石，结晶细小，一般以玻璃质的物相存在，而玻璃相中发现有细微裂纹，随着白云石的添加，烧结矿玻璃相大量增加。 4、白云石中Mg++容易渗入Fe3O4晶格，稳定了Fe3O4矿相，造成Fe3O4难以向Fe2O3转变形成铁酸钙，MgO添加量愈多，将有更多Mg++渗入到Fe3O4晶格中，限制了铁酸钙系的发展。 由表5可见,随MgO含量上升,还原粉化指标略变差,还原度有所下降，软化、熔融、滴下温度逐渐上升。 四、结  语 （一）在烧结矿SiO2含量一定条件下，随着烧结矿碱度提高，烧结生产率及烧结矿强度指标均能得到提高，还原粉化指标得到改善。因此，在现有高炉用料碱度得到平衡的条件下，马钢第三烧结厂应按2.0的碱度组织生产以满足炼铁厂对烧结矿产、质量的要求。 （二）提高烧结矿SiO2含量亦能提高烧结矿强度，烧结矿软熔温度均有所上升，其它冶金性能无明显变化，但同时烧结矿品位及生产率皆呈下降趋势。因此，在目前条件下烧结矿SiO2含量应稳定在4.95%，以保证烧结矿的强度。 （三）当MgO含量增加时，烧结各项技术经济指标均变差，烧结矿还原性及还原粉化指标略变差。可见，在确保高炉炉渣流动性的前提下，应尽可能降低烧结矿中MgO含量。

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

跟着社会经济的开展，燃煤开释的二氧化硫、二氧化碳，燃油开释的硫化合物，氮化合物及采矿、冶金、印染、化工、制药等职业排放的工业废液对人类赖以生存的环境的污染日益严峻，怎么有用地处理这些污染要素，以削减它们给人类带来的巨大丢失，已成为需求火急处理的全球性重要问题之一。 依据对环境保护的需求，处理这些污染必定要用到具有以下特色的化工产品：无毒、温文、不腐蚀处理设备，廉价易得、处理本钱低，效率高，能力强、易操作，且易收回或综合利用、不构成二次污染。 料浆状氢氧化镁正是契合上述一切特色的最佳质料之一，它是一种首要运用于环保范畴的液相无机碱类产品，具有活性大、比表面积大、吸附能力强、缓冲和中和能力强、非沉积性、流动性好、运用和调理便利、温文、安全、无毒、无害、腐蚀性小、易操作、副产品易收回或综合利用等特色，被称为环境友好型“绿色安全中和剂”，运用于酸性废水中和、废液中重金属离子(Ni2+、Mn2+、Cd2+、Cu2+、Cr3+、Cr6+等)脱除、烟气脱硫、印染废液处理等环保范畴，具有其他碱性物质（氧化钙、氢氧化钙、、碳酸钠等）无与伦比的优越性，以往运用于酸性工业废水、含硫烟气处理范畴中的一些强碱物质，如：石灰、烧碱、纯碱等的运用逐渐遭到限制，而被兴起的弱碱氢氧化镁所代替。 因料浆状氢氧化镁运用于环保范畴的许多优势，20世纪90年代末，国外料浆状氢氧化镁料的出产和运用得到迅速开展；我国虽然具有丰厚的镁资源，可是氢氧化镁的出产和运用并未引起人们的满意注重，首要处于研讨开发阶段。近年来，国内虽然建设了一些中试或出产设备，但规划小、品种少、产品质量低、技能水平低，亟待进步职业全体水平。 一、现有料浆状氢氧化镁的首要出产办法 依据氢氧化镁用处和形状的不同，可分为粉末状、滤饼状、料浆状三种。用于环保范畴的料浆状氢氧化镁的纯度要求不是很高，一般在30%左右即可，首要是要求不含重金属等污染严峻的杂质，其出产办法相对简略，首要包含粗氧化镁（镁砂、粗制工业氧化镁等）水化法、海水或卤水－碱性物质（、石灰、氢氧化钙、等）沉积法等。 氧化镁水化法是一种非常陈旧的出产工艺，首要是将菱镁矿轻烧得到的轻烧氧化镁粉放入盛有热水的反响池中，边加边拌和，加料结束后保温沉化2h左右，然后进行固液别离、脱水，得到滤饼状及料浆状氢氧化镁。此工艺根本不具有除杂功用，产品质量受质料氧化镁的纯度和活性影响，氧化镁中的杂质除微量可溶性的盐类外，根本被带入产品中，因此，只能出产低层次的氢氧化镁。 海水或卤水－碱性物质（、石灰、氢氧化钙、等）沉积法是将海水或卤水经过简略的净化后，参加碱性沉积剂，发生氢氧化镁沉积，经过滤、洗刷、脱水得到滤饼状及料浆状氢氧化镁。虽然原理简略，但的挥发性强，易污染环境，操作难度大；石灰和氢氧化钙易生成硫酸钙，随氢氧化镁一同分出，构成产品杂质含量高，质量差；是强碱，易使生成的氢氧化镁构成胶体沉积，给产品功能操控带来困难，一起易带入较多的Na+和Cl-及其他杂质，也构成产品杂质含量高，纯度难以保证。 二、海水、卤水－轻烧白云石沉积法 氢氧化镁运用于环保范畴具有其它碱性物质无与伦比的优越性，在国外已被大量出产和广泛的运用，而我国氢氧化镁的出产办法较落后，本钱较高，杂质含量较多，质量较差，在环保范畴的运用更是屈指可数。鉴于此，咱们首要针对出产环保型氢氧化镁，研制了海水、卤水－轻烧白云石沉积法。 该办法归于沉积法的一种，以海水、卤水和轻烧白云石为质料，选用操控结晶一步组成工艺制取氢氧化镁，它克服了以往出产办法的不利要素，产品纯度高、杂质含量少、质量安稳。 （一）根本原理 将轻烧白云石水合生成含氢氧化钙和氢氧化镁的轻烧白云石乳，轻烧白云石乳中的氢氧化钙和质料海水、卤水中的镁离子在接连组成及别离一体化反响器中反响生成氢氧化镁。本工艺选用自主研制的接连组成及别离一体化反响器，在反响器中始终保持一定量的晶种，简化了传统的晶种回头增加工艺，并在反响器中将生成的氢氧化镁和杂质进行了有用地别离，氢氧化镁完结液经沉降、洗刷、别离、脱水得到滤饼状氢氧化镁，把滤饼加水谐和，并按份额增加分散剂，以防止氢氧化镁的聚会结核，然后制得不同浓度且功能安稳的料浆状氢氧化镁，反响方程式：（二）工艺流程（见图1）图1  海水、卤水－轻烧白云石沉积法工艺流程图 首要，用一种不同于韩利华说到的新处理技能，将质料水中影响产品质量的杂质除掉，得到净化质料水，将轻烧白云石加适量净化质料水水合消化后，加水制得契合组成要求的轻烧白云石乳。 然后，将制好的净化质料水和轻烧白云石乳按份额打入带拌和的接连组成及别离一体化反响器中，操控好反响时间和反响结尾，使二者充沛触摸、完全反响。因为氢氧化镁和不溶性较大粒径杂质沉降速度的不同，不溶性较大粒径杂质首要沉积到反响器底部，并由反响器底部排出。富含氢氧化镁的完结液从反响器中上部进入一级沉降器进行固液别离，固相经净化水洗刷除掉大部分可溶性杂质后进入二级沉积器进行二次固液别离，固相经脱水得到滤饼状产品，滤饼加水谐和，并按份额增加分散剂，以防止氢氧化镁的聚会结核，然后制得不同浓度且功能安稳的料浆状氢氧化镁。 （三）产品质量 氢氧化镁的技能方针多种多样，但用于环保范畴的料浆状和滤饼状氢氧化镁在我国没有见专门的质量标准，为适运用户需求，国外有关供应商对料浆状和滤饼状氢氧化镁产品均拟定了厂商标准，见表1。 表1  国外料浆状、滤饼状氢氧化镁厂商标准本工艺出产的氢氧化镁的首要方针：Mg(OH)230%～35%,CaO 0.5%～0.6%,Cl-≤0.1%，虽杂质氧化钙的含量稍高于日、美产品的质量方针，但已远低于瑞士的质量方针。且该质量的氢氧化镁已足以满意废水处理、烟气脱硫等环保范畴的质量要求咱们将在此基础上进一步改善工艺，进步产品质量，以满意更多职业更高运用要求的需求。 （四）工艺特色 该工艺的首要质料为海水、卤水和轻烧白云石，其来历广泛、报价低廉。 该工艺反响在常温下进行，整个进程不需求加压、加热，出产节能、本钱低。 该工艺进程无有毒、有害及有腐蚀性的物料投入和产出，对出产设备无特殊要求，首要设备为压滤机、普通工业泵和反响器、沉降器等碳钢槽罐，设备出资少，操作简略。 该工艺中，经过对质料水的预处理，有用地下降了产品中杂质含量，产品质量显着优于国内同类工艺产品，达到了沉积法出产高质量氢氧化镁的要求。 该工艺中，接连组成及别离一体化反响器的研制和运用，有用地操控了产品结晶，反响器中保留足量的晶种，防止了晶种的回头增加，完成了接连组成，并完成了方针产品和杂质的有用别离，产品质量较传统办法出产的产品杂质含量少、质量高。 三、结束语 污染正给人类构成巨大的损害，给经济构成巨大的丢失。就我国排放的二氧化硫一项，其构成的酸雨给我国经济构成的丢失每年大约在1100亿元在上，环境管理，已刻不容缓。 我国在酸性废水中和、重金属离子脱除和烟气脱硫等环保方面运用的处理工艺比较落后，操作杂乱，质料耗费高，运转本钱高，并且处理的不完全，副产品又构成二次污染。 跟着我国可持续开展战略的施行、世贸组织的参加、环保认识的增强和环保法律法规的逐渐健全、完善，运用于环保范畴的新技能、新工艺也被日益注重，对其研讨开发的力度正在加大，高效、无毒、优质的新产品或代替产品越来越遭到人们的注重。 我国海水、卤水资源、白云石、菱镁矿、水镁石等含镁资源适当丰厚，应充沛利用现有资源优势，经过改善现有落后工艺，研讨开发新工艺，大力开展多品种的氢氧化镁产品，并进步产品的质量和附加值、下降出产本钱，以满意环保及其他职业日益开展对氢氧化镁质量要求不断进步和用量不断增加的需求，促进经济健康快速地开展。

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%。

①氟化镁能降低电解质的熔点。　　②氟化镁能增加电解质的表面张力，这对减少铝的再溶解损失，促进电解质中的碳渣分离起到有益的作用；所以MgF2间接地起了提高电解质导电性的作用，MgF2在这方面的作用比氟化钙更大些。　　③氟化镁是一种矿化剂，能加速a—Al2O3的矿比作用，这对于在电解槽侧壁上形成稳定的结壳起到有益的作用。④此外，添加MgF2的电解质结壳酥松好打。　　但是缺点是氟化镁会在一定程度上减小氧化铝的溶解度和溶解速度，增大电解质密度，稍稍降低导电率等，所以MgF2只在沿炉帮附近处添加，而不添加在里边，以免在阳极底下产生多量沉淀。我国铝厂推行“勤加工，少下料”作业法，可以弥补因添加MgF2而带来的缺点。因此，氟化镁是一种有益的添加剂。一般添加为4—6%，添加氟化钙的作用基本上与MgF2一致。

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。

①氟化镁能降低电解质的熔点。 ②氟化镁能增加电解质的表面张力，这对减少铝的再溶解损失，促进电解质中的碳渣分离起到有益的作用;所以MgF2间接地起了提高电解质导电性的作用，MgF2在这方面的作用比氟化钙更大些。 ③氟化镁是一种矿化剂，能加速a—Al2O3的矿比作用，这对于在电解槽侧壁上形成稳定的结壳起到有益的作用。④此外，添加MgF2的电解质结壳酥松好打。 但是缺点是氟化镁会在一定程度上减小氧化铝的溶解度和溶解速度，增大电解质密度，稍稍降低导电率等，所以MgF2只在沿炉帮附近处添加，而不添加在里边，以免在阳极底下产生多量沉淀。我国铝厂推行“勤加工，少下料”作业法，可以弥补因添加MgF2而带来的缺点。因此，氟化镁是一种有益的添加剂。一般添加为4—6%，添加氟化钙的作用基本上与MgF2一致。

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