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。

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。

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。

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。

氧化铜（CuO）是一种铜的黑色略显两性，氧化物，稍有吸湿性。相对分子质量为79.545，密度为6.3-6.9 g/cm，熔点1326℃。不溶于水和乙醇，溶于酸、氯化铵及氰化钾溶液，氨溶液中缓慢溶解。盐酸，学名氢氯酸，是氯化氢（化学式：HCl）的水溶液，是一元酸。盐酸是一种强酸，浓盐酸具有极强的挥发性，因此盛有浓盐酸的容器打开后能在上方看见酸雾，那是氯化氢挥发后与空气中的水蒸气结合产生的盐酸小液滴。氧化铜和盐酸反应是指氧化铜和稀盐酸反应氧化铜和稀盐酸反应属于复分解反应： 酸+ 金属 氧化物→盐+水氧化铜和稀盐酸的反应方程式为  CuO+2HCl=CuCl2+H2O反应速度：反应速度比较慢，要想加快反应速度，需要在加热的条件下进行。反应现象：氧化铜固体逐渐消失，溶液逐渐变蓝氧化铜和稀盐酸反应的实质是H+与CuO发生的离子反应：CuO+2H+==Cu2+ +H2O，CuO溶解并生成新物质。氧化铜无论与什么酸反应，不管生成什么铜盐，Cu元素都以Cu2+存在。 

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。

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。

金在通常情况下只能溶解于和碱金属溶液中，因而工业上发作的含金废液首要有含金废溶液和含金化废液两类。 1、含金废将含金固体废料溶于是最常用的将金转入溶液的办法。所得溶液酸度较大，常称为含金废，金在其间以+3价氧化态存在。从中收回金的根本原理是向这些游离状况或配位状况的金离子供给电子，使其转化为原子状况而得到金的单质。常用的向金离子供给电子的办法有两种：一是在废溶液中参加恰当的复原剂使金离子得到复原；二是经过电解办法向金离子供给电子，使金在阴极分出。 现在在工业上得到运用并可用于收回废中金的复原剂首要有硫酸亚铁、钠、生动过渡金属(如锌粉和铁粉等)、亚(NaHSO3)、草酸、和等。运用复原法收回金时有必要留意废的酸性和氧化性的强弱。通常情况下，废的酸性和氧化性很强，在参加复原剂之前有必要设法下降其酸性和氧化性。常用的办法是将含金废过滤除掉不溶性杂质，所得滤液置于瓷质或玻璃内衬的容器中加热煮沸，在此进程中以少数屡次的办法滴加必定量的，使废中的氮氧化物气体逸出。此操作俗称为赶硝。赶硝是否彻底的简略判别标准是从废中逸出的气体色彩有必要为无色。 硫酸亚铁是工业用处很广的廉价无机复原剂，它与废效果发作的氧化复原反响如下： 3FeSO4+HAuCl4HCI→FeCl3+Fe2(SO4)3+Au↓ 将经过过滤和赶硝的含金废趁热抽人高位槽，在拌和下滴加到过量的饱满硫酸亚铁溶液中，硫酸亚铁溶液能够恰当加热。当取少数0.1mol/LHAuCl4溶液滴加到少数硫酸亚铁的反响混合物中无显着反响时，能够以为反响混合物现已没有复原性。中止滴加废，持续拌和2h后，静置沉降。用倾桁法别离堆积下来的黑色金粉，用水洗净后铸锭得到粗金。所得滤液会集起来，用锌粉进一步处理。 因硫酸亚铁的复原才干较小，用硫酸亚铁处理含金废时除贵金属以外的其他金属很难被它复原，因而即便处理含贱金属较多的含金废液，其复原产出的金的档次也可达98%以上。但此法效果缓慢，结尾不易判别而且金不易被彻底复原，因而需求锌粉进一步处理尾液。 钠也是一种工业上常用的廉价复原剂，许多冶炼厂商在焙烧含硫矿藏或其他物料时，为了下降烟尘中的二氧化硫含量，通常将除尘后的烟气导入溶液中，所得溶液中钠的含量较高，能够用此溶液直接作为处理含金废的复原剂以到达以废治废和综合运用的意图。将经过除尘和净化的含二氧化硫的气体直接通入含金废中能够到达相同的效果。钠复原含金废的反响方程式如下： Na2SO3+2HCl→SO2+2NaCl+H2O 2SO2+2HAuCl4+6H2O→2Au↓+8HCl+3H2SO4 具体操作如下：将经过过滤和赶硝的含金废趁热抽入高位槽，在拌和下滴加到过量的饱满钠溶液中，复原时恰当加热溶液，有利于产出大颗粒黄色海绵金。参加少数聚乙烯醇(参加量约为0.3～30g/L)作凝聚剂以利于漂浮金粉沉降，充沛反响后静置。用倾析法别离堆积下来的黑色金粉，用水洗净后铸锭得到粗金。 锌粉是黄金精粹进程中常用的金属复原剂，其特点是复原容量大，置换金的速度快。缺陷是过量锌粉与置换所得金粉混在一同，有必要再用硝酸或将剩余的锌粉溶解掉才干得到较纯的金粉。将经过过滤和赶硝的含金废趁热抽入高位槽，调理溶液的pH＝1～2，参加过量锌粉。充沛反响后离心别离，所得金锌混合物用去离子水重复清洗到没有氯离子中止。在拌和下用硝酸溶煮，所得金粉的色彩为正常的金黄色，聚会杰出，用水洗净后铸锭得到粗金。置换进程中操控pH=1～2的意图首要是为了避免锌盐水解，有利于产品澄清和过滤。置换产出的金属堆积物含有过量锌粉，可用硝酸或将其溶解。需求留意的是选用溶解时，堆积中不该含有硝酸根，除银、铅、外，其他贱金属都易被溶解。选用硝酸溶解时，硝酸简直能溶解夹杂在金粉中的一切普通金属杂质，但堆积中不该含氯离子，不然复原所得的金粉有或许再次被溶解掉。别的，还可选用硫酸来溶解锌及其他杂质，堆积金不易从头溶解，但钙、铅离子不能与堆积别离，产品易呈黑色。 对含金量很低且量大的废，赶硝处理时能源耗费太大，能够选用亚(NaHSO4)作为复原剂进行复原处理，用亚进行复原时不需求赶硝。具体操作是：将含金废过滤后，先用碱金属或碱土金属的氢氧化物(例如含质量25%～60%的NaOH或KOH)或碳酸盐的溶液调整含金废的pH值为2～4，并将其加热至50℃并坚持一段时间，参加少数硬脂酸丁酯作凝聚剂。在拌和下滴加NaHSO4饱满溶液堆积金。所得金粉经洗刷后能够熔铸成粗金，含量约为98%。 运用草酸、、抗坏血酸和等有机复原剂对含金废进行复原处理的最大优点是不会引进新的杂质，但本钱较高，从含金废中收回金粉时很少选用，在将电解金加工成特定粒度的金粉工业产品时用得较多。 各种复原剂收回金后的尾液中是否还含有金，即收回是否彻底，可选用以下办法进行判别：按尾液色彩判别，若尾液无色，则金已根本堆积提取彻底；用氯化亚锡酸性溶液查看，有金时因为生成胶体细粒金悬浮在溶液中，使溶液呈紫红色；不然阐明尾液中金已提取彻底。 2、含金化废液第二大类含金废液是含金化废液，首要包含电镀进程发作的镀金废液(一般酸性镀金废液含金4～12g/L，中等酸性镀金废液含金4g/L，碱性废液含金达20g/L)、化法提金发作的废水以及含金化产品(如化亚金钾等)出产进程中发作的废水。常用的含金化废水中金收回办法首要有电解法、置换法和吸附法等。依据含金化废水的品种和金含量的凹凸能够挑选单种办法处理，也能够采纳几种办法联合处理。 ①电解法将含金化废水置于一敞开式电解槽中，以不锈钢作为阳极，纯金薄片作为阴极，操控液温为70～90℃，通人直流电进行电解，槽电压约5～6V。在直流电的效果下，金离子迁移到阴极并在阴极上堆积分出。当槽中镀液经过守时取样分析且金含量降至规则浓度以下时完毕电解，再换上新的废镀液持续电解提金。当阴极分出金堆集到必定数量后取出阴极，洗刷后铸成金锭。 电解法处理含金化废水除选用上述开槽电解外，还能够用闭槽电解进行处理。即选用一关闭的电解槽进行电解作业，溶液在体系中循环，操控槽电压为2.5V进行电解。当废镀液含金量低于规则浓度时中止电解，然后出槽、洗净、铸锭。电解尾液经吸收槽处理合格后，抛弃排放。闭槽电解的自动化程度较高，对环境比较友爱，但一次性设备投入较大。 ②置换法含金化废水中的金通常以[Au(CN)2]－的方式存在。在含金化废水中参加恰当复原剂，即可将[Au(CN)2]－中的金复原出来。依据含金化废水的品种和含金量，复原剂能够选用无机复原剂(如锌粉、铁粉、硫酸亚铁等)或有机复原剂(如草酸、、抗坏血酸、甲醛等)。无机复原剂报价比有机复原剂低，但处理含金化废水今后，过量的无机复原剂有必要设法除掉。有机复原剂报价较高，但复原金合作物后的产品与金很简单别离。因为金在收回进程中首要得到粗金，后边提纯在所难免。因而，实际操作中一般选用无机复原剂(特别是锌粉和铁粉)进行复原，将金置换成黑金粉沉人槽底。锌粉复原的反响方程式如下： 2KAu(CN)2+Zn→K2Zn(CN)4+2Au↓ 具体操作进程为：将含金化废水取样分析，断定其间的含金量。将废液置于塑料容器中，参加约1.5倍理论量的锌粉，拌和。为加快置换进程，含金废镀液应恰当稀释和酸化，操控pH=1～2。在酸化废液时易放出HCN气体，所以有关作业应在通风橱中进行。置换产品过滤后，浸入硫酸以去除剩余的锌粉，再经洗刷、烘干、浇铸即得粗金。滤液经过分析含金量和游离含量，当含金量和游离含量低于规则值时能够排放；不然应进一步进行处理。 ③活性炭吸附法活性炭对金合作物具有较高的吸附才干，活性炭吸附的作业进程包含吸附、解吸、活性炭的返洗再生和从返洗液中提金等进程。 含金化废水经化验含金量后，置于塑料容器中。参加恰当粒度的活性炭，充沛拌和。将吸附混合物离心脱水，所得液体搜集后会集处理。将所得湿固体参加到由10%NaCN和1%NaOH组成的混合液中，加热至80℃，充沛拌和下进行解吸金。过滤或离心脱水，所得滤液即为含金返洗液，将活性炭参加到去离子水中，充沛拌和，脱水，重复三次。所得滤液并人含金返洗液中，活性炭经枯燥后能够从头运用。返洗液中金的含量现已大大提高。可用电解或复原的办法将返洗液中的金提取出来。 用活性炭处理含金化废水时，废液中[Au(CN)2]－被活性炭的吸附一般以为是物理吸附进程。活性炭孔隙度的巨细直接影响其活性的巨细，炭的活性愈强对金的吸附才干愈大。常用活性炭的粒度为10～20目和20～40目两种。活性炭对金吸附容量可达29.74g/kg，金的被吸附率达97%。南非专利以为，先用臭氧、空气或氧处理废化液，再用活性炭吸附可获得更好效果。此外，解吸剂可选用能溶于水的醇类及其水溶液，也可选用能溶于强碱的酮类及其水溶液。这类解吸剂的(体积百分数)组成为：H2O(0～60%)，CH3OH或CH3CH2OH(40%～100%)，NaOH(≥0.11g/L)；或许CH3OH(75%～100%)，水(0～25%)，NaOH(20.1g/L)。 ④离子变换法因为含金化废水中金以[Au(CN)2]阴离子的方式存在，因而能够选用恰当的阴离子交流树脂从含金废液中离子交流金，再用恰当的溶液将[Au(CN)2]一阴离子从树脂上冼提下来。将阴离子交流树脂装柱，先用去离子水试验柱的流速，调理适宜后将经过过滤的含金废液经过离子交流柱，守时检测流出液含金量。当流出液的含金量超出规则标准时中止通入含金化废水。用溶液或溶液重复洗提金，使树脂再生。洗提液含金量大大提高，用电解或复原的办法将洗提液中的金提取出来。 ⑤溶剂萃取法其根本原理是运用含金化废水中的金合作物在某些有机溶剂中的溶解度大于在水相中的溶解度而将含金合作物萃取到有机相中进行富集，处理有机相得到粗金。试验标明，可用于萃取金的有机溶剂有许多，如、醚、二丁基卡必醇、甲基异丁基酮(MIBK)、磷酸三丁酯(TBP)、三正辛基氧化膦(TOPO)和三辛基甲基胺盐等都能够从含金溶液中萃取金。萃取作业时，含金废液的萃取道次一般操控在3～8次，如萃取剂挑选恰当，萃取收回率一般都能到达95%以上。 重法（CODCr） 概述 一、原理 在强酸性溶液中，必定量的重氧化水样中复原性物质，过量的重以试亚铁灵作指示剂、用硫酸亚铁铵溶液回滴。依据用量算出水样中复原性物质耗费的氧。 二、搅扰及其消除 酸性重氧化性很强，可氧化大部分有机物，参加硫酸银作催化剂时，直链脂肪族化合物可彻底被氧化，而芳香族有机物却不易被氧化，不被氧化，挥发性直链脂肪族化合物、等有机物存在于蒸气相，不能与氧化剂液体触摸，氧化不显着。氯离子能被重铬酸盐氧化，而且能与硫酸银效果发作堆积，影响测定成果，故在回流前向水样中参加硫酸，使成为络合物以消除搅扰。氯离子含量高于2000mg/L的样品应先作定量稀释、使含量下降至2000mg/L一下，再行测定。 三、访法的适用规模 用0.25mol/L浓度的重溶液可测定大于50mg/L的COD值。用0.25mol/L浓度的重溶液可测定5～50mg/L的COD值，但精确度较差。 仪器 1、回流设备：带250ml锥形瓶的全玻璃回流设备（如取样量在30ml以上，选用500ml锥形瓶的全玻璃回流设备）。 2、加热设备：电热板或变组电炉。 3、50ml酸式滴定剂。 试剂 1、重标准溶液（1/6＝0.2500mol/L：）称取预先在120℃烘干2h的基准或优级纯重12.258g溶于水中，移入1000ml容量瓶，稀释至标线，摇匀。 2、试亚铁灵指示液：称取1.485g邻菲啰啉，0.695g硫酸亚铁溶于水中，稀释至100ml，贮于棕色瓶内。 3、硫酸亚铁铵标准溶液：称取39.5g硫酸亚铁铵溶于水，边拌和便缓慢参加20ml浓硫酸，冷却后移入1000ml容量瓶中，加水稀释至标线，摇匀。临用前，用重标准溶液标定。 标定办法：精确西艘10.00ml重标准溶液与500ml锥形瓶中，加水稀释至110ml左右，缓慢参加30ml浓硫酸，混匀。冷却后，参加三滴试亚铁灵指示液（约0.15ml）用硫酸亚铁铵滴定，溶液的色彩由黄色经蓝绿色至红褐色及为结尾。 式中，c—硫酸亚铁铵标准溶液的浓度（mol/L）；V—硫酸亚铁铵标准滴定溶液的用量（ml）。 4、硫酸－硫酸银溶液：与2500ml浓硫酸中参加25g硫酸银。放置1～2d，不时摇摆使其溶解（如无2500ml容器，可在500ml浓硫酸中参加5g硫酸银）。 5、硫酸：结晶或粉末。 精密度和精确度 六个试验室分析COD为150mg/L的邻笨二氢钾一致分发标准溶液，试验室内相对标准偏差为4.3%；试验室间相对标准偏差为5.3%。 留意事项 1、运用0.4g硫酸络合氯离子的最高量可达40mL，如取用20.00mL水样，即最高可络合2000mg/L氯离子浓度的水样。若氯离子浓度较低，亦可少加硫酸，是坚持硫酸：氯离子＝10∶1（W/W）。如呈现少数堆积，并不影响测定。 2、水样去用体积可在10.00～50.00mL规模之间，但试剂用量及浓度按相应调整，也可得到满足成果。 3、关于化学需氧量小于50mol/L的水样，应该为0.0250mol/L重标准溶液。回滴时用0.01/L硫酸亚铁铵标准溶液。 4、水样加热回流后，溶液中重剩余量应为参加少数的1/5～4/5为宜。 5、用邻笨二氢钾标准溶液检测试剂的质量和操作技能时，因为每克邻笨二氢钾的理论CODCr为1.167g，所以溶解0.4251L邻笨二氢钾与重蒸馏水中，转入1000mL容量瓶，用重蒸馏水稀释至标线，使之成为500mg/L的CODCr标准溶液。用时新配。 6、CODCr的测定成果应保存三位有用数字。 7、每次试验时，应对硫酸亚铁铵标准滴定溶液进行标定，室温较高时特别留意其浓度的改变。

依照电化学腐蚀理论，金的溶解反响首要取决于金粒微电池的反响电动势（E）。E值愈大，金溶解反响的自由能（△G＝－nFE）改变愈小、反响的推动力愈大，金溶解反响的热力学条件就愈好。 也就是说，要加速金在溶液中的氧化溶解反响，则需求加大正极和负极反响的电位差（电动势）。用浸出金时，负极Au（SCN2H4）2＋∕Au电对的反响电位0.38V（25℃时）是个定数，故只要选用电对电位高的氧化剂来加大正极反响电位，才干扩展正负极反响的电位差。且在酸性液中具有复原性质，要使金溶解进入溶液，也必须有氧化剂存在。 在选用氧化剂时，首要应该考虑它的报价便宜、易得、复原产品不与生成安稳络合物等条件，还应考虑它的电位应高于负极金、银溶解生成络离子的反响电位。一般来说，氧化剂的电位愈高，金、银溶解反响的推动力就愈大。但氧化剂的氧化才能太强，则会加重的氧化而分化生成S0、HSO4－、SO42－等，使的耗费增大乃至失效。 表1是一些常用氧化剂的标准氧化复原电位。И.Н.普拉克辛在进行浸金实验中，曾别离选用漂、、重氧化剂。实验中发现溶液中金的溶解量小，而很快呈现元素硫沉积。阐明这些氧化剂的氧化才能太强，它使很快被氧化分化。除此，就只能从电位适中的高价铁盐、氧和二氧化锰等氧化制中挑选了。表1  常用氧化剂的标准氧化复原电位电对H2O2∕H2OMnO4∕Mn2＋CrO42－∕ Cr3＋Cl2∕ClClO4∕Cl2Cr2O72－∕ Cr3＋E0∕V1.7761.5071.4471.3961.3851.333电对O3∕H2OMnO2∕Mn2＋NO3－∕HNO2Fe3－∕Fe2＋SO42∕H2SO3E0∕V1.2281.2280.940.720.420.17 鉴于金矿石和精矿中总含有一些铁（黄铁矿、褐铁矿等），大都质料中常常含铁较高，在酸性浸金进程中必有一部分铁溶解进入溶液中，而为运用Fe3＋作氧化剂供给了条件。且在正常作业条件下，溶液中含铁0.5～2.0g∕L就满意作氧化剂用，故在浸出矿石或精矿时只需向浸液中鼓风拌和，溶解于溶液中的氧就能使Fe2＋氧化为Fe3＋，并不断得到再生。且鼓入压缩空气溶解入溶液中的氧浓度约为8.2mg∕L，它本身就足以使金氧化进入溶液（式1）。故选用Fe3＋和鼓风溶解的氧作混合氧化剂，有利于进步浓度，金粒表面也不会发作钝化，可强化浸出进程。因而，它已成为如今浸金最理想的氧化剂。 Au＋2SCN2H4＋H＋＋ O2 Au（SCN2H4）2＋ H2O  （1） 如上所述，金粒微电池的反响电动势（E）等于正极反响和负极反响电位之差（E＝φ＋－φ－）。当运用Fe3＋作氧化剂时，反响式（2）～（4）的反响电位和电动势为： Fe3＋＋e Fe2＋                           （2） Au＋＋2SCN2H4 Au（SCN2H4）2＋             （3） Au＋Fe3＋＋2SCN2H4 Au（SCN2H4）2＋＋Fe2＋ （4） 式（2）电位φ＋＝Fe3＋∕Fe2＋＝0.77V 式（3）电位φ－＝Au（SCN2H4）2＋∕Au＝0.38V 式（4）电动势E＝φ＋－φ－＝0.39V 从上式看出，运用Fe3＋作溶金的氧化剂，其浸出反响具有较高的电动势，它完全可以满意溶金对氧化剂的要求，且廉价易得。 从式（5）反响阐明在室温文酸性溶液中易氧化为二硫甲脒。因为（SCN2H3）2／SCN2H4电对的电位为0.42V，比式（3）Au（SCN2H4）2＋／Au电对电位0.38V高0.04V。故溶金进程中二硫甲脒实质上也成为氧化剂参加对金的氧化。且在作业pH1～1.5范围内，二硫甲脒对银的氧化比对金强。但在惯例情况下与Fe3＋比较，二硫甲脒的氧化作用仍是很小的。 2SC（NH2）2 （SCN2H3）2＋2H＋＋2e      （5） 但是，R.G.舒尔策（Schulze）的实验则得出彼此对立的成果。他运用一片0.25cm2重45.8mg的金片，于1L的五颈玻璃反响器中，在pH＝1.0、浓度0.5g∕L、温度40℃、拌和速度400r／min条件下，参加不同浓度的Fe3＋作氧化剂进行金浸出时发现，只要在Fe3＋浓度0.2～0.7g∕L时，金的溶解速度才跟着Fe3＋浓度的增加而加速。当Fe3＋浓度到达或超越3g∕L时，金的溶解速度则跟着浸出时刻延伸而呈下降趋势。这或许是因Fe3＋浓度增大而导致氧化丢失所造成的。图1是不同Fe3＋浓度在不同时刻溶解金量的曲线改变。从图中看到实验曲线呈现了相交现象。若以图中3h、6h和7h的数值来点评实验成果，就会得出彼此对立的定论。这一现实之所以被许多研究者忽视，显然是溶金的理论研究还较浅显所造成的。在T.格罗内瓦尔（Groenewald）的报导中也说到：尽管Fe3＋的存在对金的初始溶解速度很大，但因它能与生成安稳的〔Fe2（SO4）3·SCN2H4〕＋络离子，致使耗费过大，而使金的溶解速度随时刻的延伸而急剧下降。且他用南非的金矿石进行实验时，发现从矿浆中能释放出很多氧化剂，其数量足以氧化溶解矿石中三分之二的金。他以为：这是矿石中的某些物质在参加反响时生成的氧化剂，而使得向浸液中增加Fe3＋并不一定必要。这些氧化剂，也或许就是被氧化生成的二硫甲脒，而在溶金进程中成为活性氧化剂： 2Au＋（SCN2H3）2＋2SCN2H4＋2H＋ 2Au（SCN2H4）2＋图1  不同Fe3＋浓度（g∕L）对金溶解速度的影响 长春黄金研究院对小巧金精矿（含S38%）、峪耳崖金精矿（含S28%）、四道淘金精矿（含S29%）进行的－铁浸置实验证明，不别的增加氧化剂，金的浸出率都大于96%，刺进矿浆中的铁板上金的沉积回收率大于或等于99.48%。他们的实验还标明，若采用上法处理已有适当氧化程度的低硫金精矿时，则需增加氧化剂。实验是在室温文拌和条件下进行的。当不加氧化剂时金的浸出率较低；而增加H2O20.22～0.31mol，浸出时刻4～16h，金的浸出率别离进步1.32～2.27倍（见表2）。且从表中看出，浸出时刻4h金的浸出率和进步倍数最大，它阐明浸金的初始溶解速度很大，并随H2O2的耗费而减慢。实验者还以为，参加适量H2O2，可使首要氧化生成二硫甲脒： 2SCN2H4 （SCN2H3）2＋2H＋＋2e 而进步金的氧化浸出率。但H2O2的氧化才能太强（见表2），增加过多会使激烈氧化而耗费丢失，而使金的浸出达不到结尾。表2  低硫氧化金精矿增加或不加氧化剂金的浸出率比较氧化剂增加浓度∕mol浸出时刻∕h金浸出率∕%浸出率进步倍数∕倍不加H2O2加H2O2H2O20.22428.5865.062.27H2O20.31843.7571.001.62H2O20.311657.5076.251.32

结疤就是指氢氧化铝出产的设备表面上附着的固体物。出产过程中一切的设备都会结疤，成果使换热系数下降、外表丈量禁绝、隔膜泵后的压头增大，需求定时清洗，一切这些都影响氧化铝的正常出产。     结疤按从管子的断面来看分三层：（1）贴管壁层，土赤色，一般结合较紧；（2）中间层，灰白色，质硬且脆，易于与贴管壁层剥离；（3）贴矿浆层，易与中间层掉落，质轻，贴矿浆面呈黑色，贴中间层一面为黄色或灰色。结疤从矿藏组成来看首要是钙钛矿、羟基钛酸钙、钙霞石、赤铁矿、水化石榴等。广西平果矿和山西孝义矿溶出时结疤的特征为由钙钛矿、钙霞石、赤铁矿组成。均匀结疤速度为0.32mm/d（指一天内长出结疤的厚度）。     影响结疤生成的要素首要为：（1）温度，结疤最快的温度规模是160～210℃；（2）矿石的组成，如矿石中的SiO2以高岭石存在，则会在170℃以下就分出结疤，如果是伊里石、叶蜡石、绿泥石，则会在170～210℃时分出结疤；（3）石灰添加量，在130～170℃规模时随添加量的添加而减轻分出结疤，在170～210℃规模时随添加量的添加，分出结疤也添加；（4）溶液中氧化铝和二氧化硅的浓度添加绍疤；（5）矿浆流速添加，紊乱程度添加，结疤厚度在管道中各部位是不相同的，管道直径添加，结疤速度下降，故选用大直径单管预热能够延伸结疤周期。     结疤结瘤的避免就是设法减缓结疤的生成速度，延伸整理周期，改动结疤的成分，有利于铲除。避免办法如下：     （一）原矿浆预脱硅：使矿浆中能够导致结疤的物质先分出来而不在加热器上分出，就能有用地避免结疤。对我国高硅一水硬铝石型铝土矿，应防备硅渣结疤。选用将原矿浆送入预热之前在常压下与铝酸钠溶液反响，让矿石中的SiO2生成水合铝硅酸钠分出，预先脱出硅。常用脱硅功率来表征脱硅的好坏。脱硅功率指溶液中溶解的SiO2通过反响削减的量与原液中的量的百分比值。     脱硅功率首要取决于矿石中硅的存在形状、碱液浓度、温度、时刻、固含、石灰添加量、拌和速度及溶液中的杂质含量等要素。脱出的水合铝硅酸钠随矿浆进入高温溶出体系，起到晶种的效果，分出的固体物优先在其表面沉积，削减换热面上结疤。预脱硅时参加石灰，生成水化石榴石，能进步脱硅功率。矿石中的钛生成钛水化石榴石削减钛渣结疤。     （二）分段保温：在矿浆最易分出的温度段设置脱硅罐，使硅渣、钛渣结疤很多分出，能有用地减轻结疤的生成。各种矿石的最易分出的温度不同，需求实验决议。分段保温法对我国高硅一水硬铝石型铝土矿比原矿浆预脱法有用。     （三）添加晶种：在原矿浆预脱硅时有拜耳法的赤泥能促进水合铝酸钠的分出，进步脱硅功率。许多实验标明添加晶种能够进步传热系数。     （四）选用大直径预热器：添加矿浆活动的稳定性，坚持矿浆杰出的活动状况，能削减结疤速度。     （五）用磁场处理含硅的铝酸钠溶液：使部分硅以水合铝硅酸钠分出，避免在加热面上结疤。     （六）换热器表面作抗黏附处理能避免结疤物质在表面形面。实验标明水合铝硅酸钠颗粒表面带负电，把换热器表面阴极化可削减结疤，生成的结疤的孔隙率高、与器壁结合疏松，易于清洗。     （七）独联体用超声波处理矿浆避免结疤的实验标明，换热表面的结疤加剧；但用超声波效果换热器表面，可使结疤速度减缓。     反响器和热交换器运用一段时刻后，即便采取了防备措施，也会长出结疤。需求铲除才干保持正常出产。 换热器中的结疤结垢的清洗办法：     （一）机械清洗。多用于整理大容积设备中的结疤，也用于铲除热交换器中的结疤。法车的SAlindres厂用气动振打器铲除热交换管中的结疤，振打器由钢丝牵引，每分钟移动3m，然后用风吹净。用气动铣刀穿过每根热交换管破碎结疤，铣刀用风动设备经软管驱动。     （二）火焰整理。使用金属和结疤两者的热膨胀系数不同，加热结疤，使结疤水合物快速脱水而崩离掉落。山西铝厂火焰喷宣布的高温火焰直接烧结疤，整理高压釜中的结疤。将金属壁快速加热到300℃，可使凹形部位的结疤崩离。      （三）高压水整理。用特制的喷嘴射出高压水冲击结疤。我国用CM-3水力清洗器，压力70MPa，喷头水流束Φ1.5mm。德国的HDP332高压清洗器，最大排出压力85MPa，喷头水流束Φ1mm，排水量有50、80、200、300、500L/min五级可调，用330kW柴油机发动机驱动。对我国的高温高钛渣结疤，在水流压力为40～60MPa时就能很好清洗。     最近有人将预热器排出的蒸汽-冷凝水混合物送入结疤管中，使用蒸汽-冷凝水自蒸腾发生的高速、高温混合物来冲刷结疤。对硅渣结疤特别有用。      （四）化学清洗。化学清洗就是用某些溶剂与结疤进行化学反响，随溶剂流出，使结疤消除。化学清洗一切的溶剂一般是酸。虽然匈牙使用碱液多流变换法清洗氢氧化铝和纯碱类疤，但很有限。关于硅渣结疤和镁钛渣结疤，一般用5%～15%的硫酸和1.5%～2%的清洗。为了避免设备腐蚀，参加若丁（二邻）作缓蚀剂，用量为酸0.8%～1%。别的温度不宜高于75℃。

传统烧结－鼓风炉熔炼工艺中，按硫化铅精矿中硫的质量分数为12％～24％计算，每冶炼1t粗铅有0.6～1.1t的SO2排空。     新的炼铅技术的共同特点是将焙烧与熔炼结合为一个过程，实现铅精矿直接处理，充分利用硫化铅氧化放出的大量热将炉料迅速熔化，产出液态铅和熔渣。直接炼铅仍需要将冶金过程分为氧化和还原两个阶段，在氧化段充分氧化获得低硫铅，在还原段充分还原产出低铅炉渣。本实验探讨熔池熔炼还原段，利用铅精矿和富铅渣之间的交互反应，考察还原段的终渣含铅量、铅回收率（按渣计）、烟气烟尘率、粗铅产率等各工艺指标的影响因素及条件。对其反应机理进行了初步的探讨。     一、试验理论基础     铅精矿和富铅渣之间的主要交互反应如下： PbS＋2PbO→3Pb＋SO2（1） PbS＋PbSO4→2Pb＋2SO2 （2）     这两个反应在一般高温1000℃时，△G已经很负了。随着温度的升高，△G越来越负，说明从热力学角度来说，交互反应很容易发生。渣中铅化合物的溶化温度低，其熔体的流动牲好，而且与SiO2结合的Pb0挥发性要比纯Pb0小。PbS溶化后流动性大；PbSO4在800℃便开始分解，至950℃以上分解进行的很快。反应式(1)在860℃时的平衡压力达101325Pa；反应式(2)在723℃时的平衡分压为98000Pa。即在较低温度下，两个反应可以剧烈的向右进行。从动力学角度看，熔渣的熔点一般为1200℃左右，试验温度只要能高于渣熔点，则在渣熔融状态下，各种化合物之间接触良好，反应能很好的进行。     二、试验原料及方法     （一）试验原料     本试验所用原料为某厂艾萨炉出来的富铅渣和铅精矿。铅精矿为黑色粉末，粒度小于1mm。化学成分（％）：Pb 45.44、Zn 6.46、Fe 8.82、SiO25.34、CaO 1.57、MgO 0.48、Al2O3 1.00、S 17.86、Cu 2.43、Ag 0.266。定性物相分析结果表明：铅精矿主要含PbS、ZnS、FeS、SiO2、FeS2、PbSO4。     富铅渣为浅粉色块状，化学成分（％）：Pb53.97、Zn 6.46、Fe 8.64、SiO2 8.31、CaO 3.07、MgO 0.75、Al203 1.78、S 0.17、Cu 0.73、Ag0.0197，堆密度3.05 g/cm3。XRD分析表明：铅物相以PbZnSiO4、PbO、Pb存在。其中PbZnSi04在高温下发生如下反应分解成PbO： PbZnSiO4→PbO＋ZnO＋SiO2     故本试验可将富铅渣中的Pb看做以Pb0形式存在，并以此进行配料计算，确定各种料的加入量。     试验所用熔剂为：石灰石(CaO 51.2％，MgO3.17％）；石英砂（SiO2 93.83％）。     （二）试验方法     根据可能发生的交互反应方程式，先计算出富铅渣和铅精矿所需的理论量，再以富铅渣与铅精矿中FeO成分含量的总和为渣型选择的计算基础，然后根据选定的渣型计算所需各溶剂的质量。将富铅渣、铅精矿、石灰石、石英砂分别先经破碎，磨细后，再充分混合均匀，加水湿润后制团，最后烘干12h以上。每次称2kg左右的混合料加人高15cm，内径14 cm的碳化硅坩埚中，从电炉底部进料。用一个Pt/Pt－13%Rh型热电偶检测炉内试验样料的温度，通人高纯氩气排除炉内空气并起轻微的搅拌作用；通过调节电炉的程序参数，设定好每次试验反应温度和时间；反应结束后，观察形成的铅渣表面现象，判断是否产生了泡沫渣，再称量铅渣和粗铅，并分析各主要成分含量。由于试验条件有限，未能检测SO2浓度和烟尘率，本试验将烟气烟尘率看做一个技术指标，计算式为：     烟气烟尘率＝（加入坩埚的炉料总量－反应后粗铅和铅渣的量）÷加入坩埚的炉料总量     三、试验结果及讨论     （一）渣型对终渣含铅量和烟尘率的影响     炼铅炉渣是个非常复杂的高温熔体体系，它由SiO2、FeO、CaO、MgO、Al2O3、ZnO等多种氧化物组成，并且它们之间可相互结合形成化合物、固熔体、共晶混合物。为了讨论渣型与结晶相的关系，将多元系简化为三元系：FeO－CaO－SiO2。将渣中该三相的成分换算为100％，再查看FeO－CaO－SiO2三元系相图，根据图中渣温度1 100～1 300℃区域，选择试验3个成分含量。A Perillo提供了维斯麦港基夫赛特法炼铅厂的投产与生产指标，炉渣的化学成分：FeO39％，SiO2 38％，CaO 23％。     试验条件：固定温度1250℃，时间5h，配料比1.0。试验编号分别为（1）－FeO 40％，SiO2 35％，CaO 25％；（2）－FeO 37.5％，SiO2 37.5％，CaO25％；（3）－FeO 35％，SiO2 40％，CaO 25％；（4）－FeO 35%，SiO2 37.5％，CaO 27.5％；（5）－FeO35％，SiO2 35％，CaO 30％。     试验结果表明CaO含量保持为25％，相应的SiO2含量减小时，试验（1），(2），(3)的渣含铅分别为3.48％，4.76％，5.87％；烟气烟尘率分别为36.9％，32.6％，28.1％。FeO含量固定为35％时，相应的SiO2含量减小时，试验(3)，(4)，(5)的渣含铅分别为5.87％，1.41％，3. 86％；烟气烟尘率分别为28.1％，42.25％，35.6％。     根据熔渣结构的离子理论，适当增加碱性氧化物有利降低炉渣黏度。但碱性氧化物过高时可能生成各种高熔点化合物，使炉渣难熔，渣黏度升高。对于FeO－CaO－SiO2三元系炉渣，但CaO含量超过30％时，黏度将随CaO含量的增加而迅速加大。SiO2/Fe过大，黏度高，排放困难，提高Ca0/SiO2，可降低渣的黏度。从试验结果数据可看出：当炉渣组成为FeO 35％、SiO2 37. 5％、CaO 27. 5％时，烟气烟尘率为42.25％，渣含铅1.41％为最低。     （二）配料比对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间定为3h,温度为1250℃的条件下。以100 g富铅渣为计算基础，理论需要消耗铅精矿71.297g，试验中铅精矿用量分别为理论量的0.9、0.95、1.0、1.05、1.1、1.15和1.2倍。     从图1可看出，在其他条件不变的情况下，随配料比增加，渣含铅呈先减小后增大的趋势，在配料比为1.0有最小值；烟气烟尘率呈先增大后减小的趋势，与渣含铅趋势相反，即渣含铅低时则烟气烟尘率高。鉴于两者的矛盾关系，折中取定试验条件，故此后试验定配料比为 1.1，此条件下渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％，能基本满足工业上对工艺指标的要求。图1  配料比对终渣含铅和烟尘率的影响     （三）反应温度对终渣含铅和烟尘率的影响     为减少烟尘量，必须严格控制炉内温度。如果能抑制铅及化合物的挥发，烟尘中氧化锌含量就会提高，就可以进入氧化锌系统进行处理。从沸点和平衡蒸气压分析，锌的挥发要比铅容易得多。如果试验中还原温度真正控制在1150～1200℃，Pb和PbO的蒸气压都只有1.3～6.7kPa，铅的挥发率不会如此高。     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间5h，配料比1.1。试验结果见图2。图2  反应温度对降低终渣含铅量，烟气烟尘率的影响     从图2可看出，其它试验条件不变时，渣含铅随温度的升高而降低，在1250℃有最小值，1300℃时反而渣含铅比其高。观察1300℃的试验现象，渣孔（从粗铅到渣表面）多，推测温度较高于渣熔点时，渣熔体流动性大，反应产生的气体更容易从渣孔隙跑出液面，同时使得渣中的铅及其化合物未能很好的沉降分离，所以渣含铅偏高；烟气烟尘率随温度升高而逐渐增大，1300℃时，烟气烟尘率高达48.82％。烟气烟尘率太高，对后续的收尘系统是个负担，会导致生产成本增加，严重时，会造成烟尘积压。综合考虑后选定温度为1250℃。     （四）反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。试验结果见图3。图3  反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     从图3可以看出，随着反应时间的延长，交互反应进行得越彻底，渣、铅分离沉降时间长，分离效果更好，则渣含铅逐渐减少；而烟气烟尘率逐渐增加。反应时间短，能缩短排渣周期时间，能提高床能率。试验时间为3h条件下，渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％。     （五）反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，时间3h，配料比1.1。试验结果见图4。图4  反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     从图4可看出，随反应温度的升高，各种化合物和金属的挥发量增多，粗铅产率从27.23％降至14.62％，产渣率也逐渐减小。故反应温度不易过高，折中选择1250℃为较好，此条件下，粗铅产率22.76％，产渣率43.61％。     （六）反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     固定渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。反应时间对粗铅产率（占点炉料）和渣产率的影响结果见图5。图5  反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     从图5可以看出：(1)随着反应时间的增加，粗铅产率从19.23％升至25.83%。时间长有利于渣铅沉降分离，同时能让其它各种金属化合物有足够时间发生还原反应，再以金属状态进入粗铅；(2)渣产率逐渐减少。时间长，渣中易挥发的化合物及被产出的气体气泡带走的物质则更多的进入烟气烟尘中，增加了收尘负荷。时间为3h时，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。     （七）其它反应效果的比较及分析     不同试验条件下，反应后，其它各成分含量变化不大。粗铅中的铅含量95.01％～96.12％；Ag含量0.28%～0.36％；S含量0.11％～0.19％；铜含量0.31％～0.56％。铅渣其它成分含量：S含量1.89％～2.37％；Zn含量2.47％～6.33％。且呈现渣含铅低，则含Zn亦低的试验现象。推测在相同工艺条件下，原料中铅化合物和锌化合物与其它物质之间发生的反应机理相似，故两者在铅渣和烟尘中呈正比例含量关系。随着反应时间的延长和反应温度的提高，各种化合物逐渐分解，易挥发物更多的进人烟尘，渣中较难挥发物SiO2、FeO、CaO的含量都有稍微增加的趋势。在渣含铅     四、结论     在熔池熔炼还原段采用铅精矿和富铅渣的交互反应可满足工业实践的各项经济技术指标。最优工艺条件：渣型三主要组成含量折算为FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，时间3h，配料比1.1。在此条件下可得到渣含铅2.61％，铅的回收率（以渣计98.21％，脱硫率91.5％，烟气烟尘率33.63％，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。

铜和氧气反应，变黑方程式：2Cu+O2===2CuO不是点燃是加热放火上烧一烧旧行了别用硝酸,浓的稀的都不行,会把铜溶解

此法已在原苏联完成了半工业实验，用来处理哈萨克矿的难选含铋硫化矿精矿。基本原理是根据反响：此法耗费试剂品种多，除及氯化钠之外，需要、火油及过氧化氢等药剂。工艺流程见图1。技能经济指标（精矿耗费∕t）：HCl 185kg、NaCl 260kg、NaNO3 3kg火油3kg、H2O2 6kg。图1  亚硝酸法处理铋精矿准则工艺流程图

A、电极电位 当金属电极浸入含有该金属离子的溶液中时，存在如下的平衡，即金属失电子而溶解于溶液的反应和金属离子得电子而析出金属的逆反应应同时存在：Mn++ne = M 平衡电位与金属的本性和溶液的温度，浓度有关。为了精确比较物质本性对平衡电位的影响，人们规定当溶液温度为250℃，金属离子的浓度为1mol/L时，测得的电位叫标准电极电位。标准电极电位负值较大的金属都易失掉电子被氧化，而标准电极电位正值较大的金属都易得到电子被还原。 B、极化 所谓极化就是指有电流通过电极时，电极电位偏离平衡电极电位的现象。所以，又把电流-电位曲线称为极化曲线。产生极化作用的原因主要是电化学极化和浓差极化。 1、电化学极化 由于阴极上电化学反应速度小于外电源供给电子的速度，从而使电极电位向负的方向移动而引起的极化作用。 2、浓差极化 由于邻近电极表液层的浓度与溶液主体的浓度发生差异而产生的极化称浓差极化，这是由于溶液中离子扩散速度小于电子运动造成的。 电镀过程是镀液中的金属离子在外电场的作用下，经电极反应还原成金属原子并在阴极上进行金属沉积的过程。 电镀原理简单而言，就是在含有欲镀金属的盐类溶液中，以被镀基体金属为阴极，通过电解作用，使镀液中欲镀金属的阳离子在基体金属表面沉积出来，形成镀层。 电镀的要素： 1.阴极：被镀物，指各种接插件端子。 2.阳极：若是可溶性阳极，则为欲镀金属。若是不可溶性阳极，大部分为贵金属（白金，氧化铱）。 3.电镀药水：含有欲镀金属离子的电镀药水。 4.电镀槽：可承受，储存电镀药水的槽体，一般考虑强度，耐蚀，耐温等因素。 5.整流器：提供直流电源的设备。 (磨光→抛光)→上挂→脱脂除油→水洗→(电解抛光或化学抛光)→酸洗活化→(预浸)→电镀→水洗→(后处理)→水洗→干燥→下挂→检验包装 电镀工作条件是指电镀时的操作变化因素，包括：电流密度、温度、搅拌和电源的波形等。

美国印第安那州的科学家们正在开发一种新式的产氢技能，利用水与铝和镓合金反响出产。    普度大学的科学家们表明：是一种不会发作污染的清洁动力，它被广泛应用于从高尔夫球车到潜水艇等各个领域。当水与这种合金反响时，铝会招引氧、开释氢，从而将水分化。普度大学的研究人员们现在正在研发这种合金颗粒，以便能够放置在容器中，一旦需求就能够与水反响生成。    研究人员陈述称：镓是这种合金中的要害组分，由于铝在正常情况下与氧气触摸会发作反响而在其表面构成氧化膜，而镓会阻挠这种氧化膜的构成。发明晰这个工艺的电子和计算机工程教授JerryWoodall表明：镓能够削减氧化膜对铝的保护性，使得水与铝的反响得以继续，直到一切的铝都产氢反响彻底。    该项研究结果将于9月7日在加州举办的第二届动力纳米世界会议期间发布。

α-Al2O3具有优秀的理化功能，广泛应用于耐火材料、陶瓷、化工等工业范畴。现在，工业出产上首要经过煅烧工业氧化铝来制备α-Al2O3，但工业氧化铝中含有碱金属氧化物（以Na2O较为杰出），以及煅烧温度高引起α-Al2O3晶粒尺度过大、聚会体过多等问题，导致制备的α-Al2O3高温使用功能遭到很大的影响。因而，使用溶胶—凝胶法、增加矿化剂法和机械球磨法等除掉碱金属氧化物，下降煅烧温度，操控晶粒描摹和聚会体数量的办法应运而生。 增加矿化剂法首要是经过增加H3BO3、TiO2、MgCO3等复合矿化剂来除掉碱工业氧化铝中的金属氧化物，下降相变温度，操控晶粒巨细和描摹。可是，复合矿化剂的增加或许导致效果堆叠以及彼此反响，进而影响α-Al2O3功能。机械球磨法的出产成本较高，且制备的α-Al2O3纯度较低，不适合工业化出产。溶胶—凝胶法首要是先以铝盐与酸或碱反响制备氧化铝前驱体，再经煅烧后制备α-Al2O3。此法得到的α-Al2O3煅烧温度低，纯度较高，可是制备工艺冗杂，而且对质料纯度的要求较高，在大规模工业化出产中无法施行。因而，如安在溶胶—凝胶法的基础上进行改善，在进步相变转化率和操控α-Al2O3晶粒描摹的一起简化制备工艺，已成为现在亟待解决的问题。 有研讨标明，先选用对过渡相氧化铝或许水合氧化铝进行处理构成溶胶—凝胶，再在高温下煅烧制备α-Al2O3，能够有用削减操作流程，下降出产成本。但现在关于溶液对工业氧化铝相变影响的研讨还较少，为此，研讨者以工业氧化铝为质料，研讨不同pH值的溶液对工业氧化铝煅烧进程中相变的影响。 实验办法一览 实验质料。首要质料为工业氧化铝、分析纯和α-Al2O3微粉（w≥99.99%）。工业氧化铝的化学组成（w）为：Al2O394.26%，Na2O0.51%，Fe2O30.12%，SiO20.07%，CaO0.02%，MgO0.01%，K2O0.025%，灼减量为4.98%；其主晶相为γ-Al2O3。 实验办法。研讨者选用以下4个进程制备α-Al2O3粉体： 靠前步，选用球磨机对工业氧化铝进行球磨，球、料质量比为4:1，球磨时间2h。 第二步，选用去离子水将浓的分析纯稀释成pH值别离为1、3和5的溶液。 第三步，用量筒别离量取300mL不同pH值的溶液，再别离向其间参加5g球磨后的工业氧化铝粉，并在磁力拌和器拌和1h，然后将所得的乳浊液进行抽滤处理，得到白色沉积物(即氧化铝水化物)，再将沉积物重复上述处理进程3次。 第四步，将较终得到的白色沉积(氧化铝水化物)在110℃枯燥12h——24h，然后将这3种经酸处理的工业氧化铝和未经酸处理的工业氧化铝别离于700℃、900℃、1000℃和1100℃保温3h煅烧。 功能表征。研讨者选用激光粒度分析仪丈量球磨后工业氧化铝的粒度，选用X射线衍射仪（Philips，X’Pert PRO, Cu Kα）分析煅烧后试样的物相组成，并依据外标法核算α-Al2O3的含量、依据谢乐公式核算α-Al2O3晶粒尺度的巨细，再使用场发射扫描电子显微镜（Nova 400 Nano）观察所制备α-Al2O3粉体的显微描摹和结构。 实验成果与评论 球磨后质料的粒度。图1为球磨2h后工业氧化铝的粒度散布曲线。由图1可知，球磨后工业氧化铝的d10=0.970μm，d50=5.347μm，d90=33.224μm。球磨工艺有用下降了工业氧化铝的颗粒粒径，进而进步了氧化铝的相变转化速率。这是因为颗粒尺度越小，反响系统的比表面积越大，反响界面和分散截面也相应增加，键强散布曲线变平，弱键份额增加，所以反响和分散才能进步。 煅烧后试样的物相和晶粒尺度。不同试样在700℃——1100℃煅烧后的XRD图谱显现，跟着煅烧温度的升高，各试样中α-Al2O3的衍射峰均逐步增强，过渡相γ-Al2O3和θ-Al2O3的峰逐步削弱，在煅烧温度为1100℃时，θ-Al2O3近乎彻底消失。这是因为跟着温度升高，过渡相Al2O3的活性逐步增大，提升了相变推动力，过渡相Al2O3不断向稳定相α-Al2O3改动。 不同试样在700℃煅烧得到的粉体的XRD图谱见图2。由图2可知，经700℃煅烧后，酸处理后试样中的α-Al2O3衍射峰较未经酸处理的强，而且未经酸处理的试样中还存在一些共同的过渡相Al2O3的衍射峰。这标明，酸处理后，试样的α相变速率高于未处理的。经分析，其相变途径如下：多种非晶态氧化铝水化物→非晶氧化铝→γ-Al2O3→θ-Al2O3+α-Al2O3→α-Al2O3。由此可知，试样中的氧化铝可在低温下发作过渡相之间的改动以及向稳定相α相之间的改动，进而下降相变温度，进步α相变转化率。 使用外标法核算的α-Al2O3含量见表1。由表1可知，经溶液处理后的试样，在不同的煅烧温度下，氧化铝的α相变转化率均高于未经处理的。这或许是因为酸处理后构成的非晶态氧化铝前驱体，能够在较低温度下加快过渡相氧化铝向α相的改动，所构成的α-Al2O3晶粒作为籽晶，又加快了α相变。比照经不同pH值溶液处理后试样的α相转化率可知，跟着溶液pH值的下降，煅烧后试样中的α-Al2O3含量逐步增大。这或许是因为工业氧化铝经不同pH值的酸处理后，生成的非晶态氧化铝前驱体的品种不同，导致其相变速率也不相同。 研讨者核算经不同pH值的处理并在不同温度下煅烧后试样中α-Al2O3的晶粒尺度，成果见表2。由表2可知，跟着煅烧温度和溶液浓度进步，试样中α-Al2O3晶粒尺度逐步增大。 显微结构分析。经不同pH值的溶液处理后的试样在700℃、1000℃和1100℃煅烧后的显微结构显现，当煅烧温度相一起，跟着溶液浓度下降，氧化铝晶体颗粒聚会显着而且晶体颗粒尺度偏小，这与谢乐公式核算出来的成果共同。 当煅烧温度为700℃时，因为煅烧温度过低，试样中首要是过渡相之间的改动，只要很少数的氧化铝发作α相变，试样的显微描摹呈现出过渡相以及非晶态氧化铝的聚会。 当煅烧温度高于1000℃时，比较未经处理的试样，酸处理后试样中有显着的蠕虫状和层状结构发生，且溶液的pH值越小，试样中的蠕虫状和层状结构越显着。曾有学者研讨发现，以工业氧化铝为质料，经1400℃煅烧后，不加矿化剂时得到的α-Al2O3是类似于蠕虫状的空间网状结构；而增加矿化剂AlF3时，得到的α-Al2O3是片状晶型。由此能够揣度，经处理后，在高温下可使一部分α-Al2O3的构成由固相传质变为气相传质，而且改动氧化铝晶体的结晶进程和结晶习性，构成层状结构。 跟着煅烧温度升高，试样中氧化铝颗粒不断聚会，煅烧温度为1100℃时，试样中开端有α-Al2O3大晶粒呈现；跟着溶液pH值的增大，颗粒聚会越发显着。这或许是因为经不同pH值的溶液处理后，试样中α-Al2O3籽晶含量不同对氧化铝晶粒描摹发生的影响。 综上所述，使用不同pH值的溶液对工业氧化铝进行酸处理，再经700℃——1100℃煅烧制备α-Al2O3时，跟着溶液pH值的下降，煅烧后试样中氧化铝的α相变转化率逐步进步，α-Al2O3的晶粒尺度逐步增大。当溶液pH=1时，试样于1100℃煅烧能悉数完结氧化铝的α相变，α-Al2O3的晶粒尺度为91nm，有片状和蠕虫状结构发生，且试样中聚会体数量较少。由此可见，处理对促进工业氧化铝在煅烧进程中的氧化铝α相变，改动晶粒尺度，下降聚会体颗粒，以及进步制品的高温使用功能起到重要的效果。

1)阳极氧化是在通高压电的情况下进行的，它是一种电化学反应过程;导电氧化(又叫化学氧化)不需要通电，而只需要在药水里浸泡就行了，它是一种纯化学反应。     2)阳极氧化需要的时间很长，往往要几十分钟，而导电氧化只需要短短的几十秒。     3)阳极氧化生成的膜有几个微米到几十个微米，并且坚硬耐磨，而导电氧化生成的膜仅仅0.01-0.15微米。耐磨性不是很好，但是既能导电又耐大气腐蚀，这就是它的优点。     4)氧化膜本来都是不导电的，但因为导电氧化生成的膜实在是很薄，所以就是导电的了。

王成彦、邱定蕃等对辉铋矿在矿浆电解进程的阳极反响进行了比较深化的研讨。经过很多的实验研讨，以为辉铋矿的阳极浸出进程是一个杂乱的反响进程，辉铋矿在酸性氯化钠介质中呈悬浮状所发作的阳极浸出进程，能够经过下列几种途径来完结： （1）石墨相当于一个导体，辉铋矿相当于一个可溶阳极，当辉铋矿和石墨阳极发作磕碰而触摸时，将经过下面的反响被氧化：（2）石墨电极上或许发作其他氧化反响，如发作Cl2、O2气体分出，这样一些气体再氧化辉铋矿。（3）有关实验标明，在浸出渡中参加铁离子，辉铋矿的浸出反响速率显着进步，槽电压显着下降，阐明铁离子也参加了辉铋矿的阳极浸出进程。 为查明辉铋矿在矿浆电解阳极浸出进程的反响机理，实验测定了溶液中有辉铋矿和无辉铋矿时的i－E曲线以及在上列溶渣中参加4g∕L的Fe2＋后有和无辉铋矿存鄙人的i－E曲线，见图1。图1  不同条件下的i－E曲线 1－HCl 1mol∕L＋NaCl 200g∕L； 2－HCl （1mol∕L）＋NaCl （200g∕L）＋辉铋矿（－0.074mm、L∶S＝10∶1）； 3－HCl（1mol∕L）＋NaCl（200g∕L）＋Fe2＋（4g∕L）； 4－HCl（1mol∕L）＋NaCl（200g∕L）＋Fe2＋（4g∕L） ＋辉铋矿（－0.074mm、L∶S＝10∶1）。 HCl－NaCl溶液中没有辉铋矿和铁离子存在的状况下，石墨阳极只或许存鄙人列反响：    （1） E333（1）＝1.177－0.066pH＋0.0165lgPO2                （2） E333（2）＝1.306＝0.066lg[Cl－]＋0.0333lg[Cl2] 矿浆电解条件下，pH＝0、pO2＝0.2×105Pa、[Cl－]＝3mol∕L，代入以上两个方程得E333（1）＝1.248V，E333（2）＝1.255＋0.0333lg[Cl2]，因为溶液中[Cl2]很小，因而，E333（1）和E333（2）的不同不大，上述两种反响均有或许在阳极上发作。Arslan、Duby研讨了黄铁矿在溶液中的阳极氧化状况，在阳极电位1.4～1.5V（SCE），t＝35～40℃下，阳极液中HClO的浓度可达0.15smol∕L，并以为HClO是由阳极上分出的Cl2发作的，阳极上水的氧化反响也一起发作并分管了部分电荷传输。Arslan在用石墨阳极研讨黄铁矿的阳极氧化时，发现阳极上有CO2生成并发作阳极蚀变现象。王成彦、邱定蕃在矿浆电解扩展实验中也发现石墨阳极存在蚀变现象。这些也能够证明，在矿浆电解进程中，当阳极电位较高时，阳极上能够发作Cl2和O2的一起分出。 关于反响考虑到铁离子在溶液中能够构成铁氯络合物，其实践电位会更低（如图2线23所示），因而，当件系中存在铁离子时，上述反响有或许是阳极的首要反响。图2  Bi2S3－Cl－－H2O系E－lg[Cl－]图图1中，线1是无辉铋矿、无铁离子潜液中测得的i－E曲线，其电流只能是因为反响式（1）和式（2）发作，且电流巨细应表明该反响的速度。从图中看到，当阳极电位高于～1.10V（SCE）时，电流便急剧上升，而低于该电位时，阳极电流极低且动摇很小。因而能够以为在实验用溶液中，当阳极电位高于－1.10V（SCE），石器阳极上开端很多分出气体，此电位正处于和氧气的理论分出电位邻近。 线2是有辉铋矿、无铁离子溶被中测得的i－E曲线，此刻阳极上的电流应是辉铋矿直接与电极磕碰的氧化反响、和氧气分出反响一起发作的，比较线1和线2，在电位低于－1.10V（SCE）的规模之内，电流能够以为是因为辉铋矿在石墨阳极上直接电氧化发作的，这个电流较线1升高了许多，阐明辉铋矿的直接电氧化是能够发作的；电位大于－1.10V（SCE）二线根本重合，析氯析氧反响起了主导作用。 线3是无辉铋矿、有二价铁离子的溶液中测得的i－E曲线，从图中能够看到，当阳极电位高于0.5V（SCE），电流便显着增大，该电位正处于反响的标准电位邻近，因而能够以为此电流是因为二价铁离子的阳极氧化发作的。在固定电流密度小于300A∕m2的条件下，阳极不会发作析氯析氧反响，只要在电解后期，二价铁的氧化挨近结束，才或许发作析氯析氧反响，此刻槽电压将显着上升。 线4是在有辉铋矿、有二价铁离子的溶液中测得的i－E曲线，它较线3的电流大。此电流的发作能够以为是二价铁离子的阳极氧化和辉铋矿与阳极磕碰的触摸氧化一起发作的。但线4并不是线2和线3的简略加合，它仅仅略高于线3并类似于线3，因而能够以为此刻的首要反响仍旧足二价铁离子的阳极氧化反响、而辉铋矿的直接电氧化则是非必须的。因为有辉铋矿存在，在阳极上生成的三价铁将Bi2S3氧化后自身还原为二价，二价铁又在阳极氧化为三价。如此重复，直至辉铋矿的氧化浸出挨近彻底。 如果在固定电流密度200A／m2的条件下，由图1能够比较看出，线2和线4的阳极电位相差0.7V左右，也就是说，要取得相同的浸出反响速度，在有铁离子存存的溶液中，其阳极电位要比无铁离子溶液的阳极电位低0.7V，相应的槽电压也要下降0.7V左右，然后下降了电解进程的电耗。 图3是在固定电流密度200A∕m2、Fe2＋为4.0g∕L、Cl－为150g∕L、H＋为1.0g∕L、Bi3＋为10g∕L、100g辉铋矿、粒度＜0.038mm为96%、L∶S＝3∶1的状况下测得的石墨阳极电位（SCE）和槽电压随时刻的改变曲线。图3  恒电位电解槽电压和阳极电位随时刻的改变 图3阐明，在辉铋矿的理论浸出电解时刻内，槽电压被迫在0.8～0.9V的规模之内，阳极电位动摇在－0.5～－0.6V（SCE）的规模之内，正处于二价铁离子的标准氧化电位邻近。能够以为，在此刻间内的阳极反响首要是二价铁离子的氧化反响，铋精矿的浸出首要是因为三价铁的氧化作用。 在铋的理论浸出电解时刻今后，槽电压和阳极电位都急剧上升，槽电压升至1.6～1.8V，阳极电位动摇在－1.2V（SCE）左右，此刻，辉铋矿的浸出巳挨近彻底，二价铁也简直悉数氧化为三价铁，阳极开端发作析氯反响，槽电压也跟着阳极电位的进步和阴极的极化而升高。 由以上的分析，能够得出以下的定论： （1）在实验选用的条件下，溶液中无铁离子存在时，在阳极电位为－0.2V到－1.0V的规模内，阳极反响首要是辉铋矿在石墨阳极上直接电氧化，当阳极电位大于－1.10V时，析氯析氧反响起主导作用。 （2）在有铁离子存在的状况下，阳极上发作的首要反响是二价铁离子的氧化反响，辉铋矿的氧化能够以为是由三价铁离子完结的，三价铁被坯原为二价，二价铁又在石墨阳极上氧化，如此重复循环。当然，在浸出进程中从头到尾也存在着辉铋矿与阳极的磕碰触摸氧化。 （3）在有铁离子存在的状况下，阳极电位可较无铁离子的阳极电位下降0.7V左右，过对下降电耗是有利的。

铝及其合金的氧化处理分为化学氧化和电化学氧化(俗称阳极氧化)两大类。用于装饰的目的往往需进行着色处理，着色的方法有化学着色和电解着色之分。　　化学氧化处理所获得的膜层比较薄，一般厚度为0.5μm——4μm，质软不耐磨，抗蚀能力低于阳极氧化膜，一般不宜单独使用。由于化学氧化膜吸附能力较好，主要作用油漆的底层。　　阳极氧化的氧化膜厚度约为5——20微米(硬质阳极氧化膜厚度可达60——200微米)，拥有较高硬度，良好的耐热和绝缘性，抗蚀能力高于化学氧化膜，多孔，有很好的吸附能力。　　化学氧化处理所需设备简单、操作方便，生产效率高而成本低，适用范围广，不受零件大小和形状的限制，可以氧化大型零件和组合件(如点焊件、铆接件、细长管子等)。经化学氧化后涂装，可有效地提高零件的耐蚀能力。　　铝阳极氧化膜综合性能优于化学氧化膜，应用更为广泛，主要用途有：　　(1)防护性。提高零件的耐磨、耐蚀、耐气候腐蚀。　　(2)装饰性。制成本色光亮膜，看成彩色膜。　　(3)绝缘性。作为电容器介质膜，铝线卷绝缘膜，每微米厚度可耐25V电压。　　(4)提高与有机涂层的结合力，作涂装底层。　　(5)提高与无机覆盖层的结合力，作电镀、搪瓷的底层。　　(6)开发中的其他功能用途，在多孔膜中沉积磁性合金作记忆元件、太阳能吸收板、超高硬质膜、干润滑膜、触媒膜等。　　因此铝及其合金的氧化处理在建筑业、航空和航天工业、电气和电子工业、食品工业、化工和医药工业、交通运输业等领域获得了广泛应用。同时随着这些行业的发展，它们对阳极氧化的要求也越来越高。

这类反响的特征是系统电位与pH值无关，仅与溶液中的离子活度有关。反响的通式为：系统的E值越大，系统中的离子被复原而分出金属的趋势越大；反之，若系统的E值越小，金属被氧化的趋势越大，假如氧化反响的终究产品是易溶的，则金属溶解。 在堆浸中，铜、金、银的溶解浸出和大多数金属的溶解进程，均归于这一类反响。关于矿石中含有天然铜的堆浸而言，当有氧化剂存在时，其反响可表示为：当选用铁屑置换浸出液中的铜离子而构成海绵铜时，其反响式如下：这个反响包含了两个简略的金属电极反响，铜的溶解反响如前所述，另一个电极反响及其电位关系式如下：置换反响的电动式：当有足量的铁存在时，反响一向进行到简直一切的铜离子堆积完停止。由于当ε＝0时，aCu2＋／aFe2＋＝10－26.3。 关于金矿石堆浸而言，矿石中的金基本上是天然金，它的浸出反响可表示为：其电位为：                         E＝1.3＋0.0591lgaAu＋    （9） 如此高的电位，标明在水溶液顶用氧气或其他氧化剂，不行能将金氧化而浸出。在生产实践中，人们经过金与、氯化物的络合作用，下降溶液中的金属离子浓度（活度），进而下降系统的电位。络合反响如下：由表1和表2可知，上述反响的标准复原电位为－0.68V，络离子的安稳常数为2×1038，可见当有游离CN－存在时，可明显下降溶液中的金属离子的活度。此刻，金的化堆浸的电位为：   表1  常见的一价金的络合物构成电位络离子电极反响复原电位（V）Au（CN）2－Au（CN）2－  Au＋2CN－－0.686Au（S2O3）23－－0.007Au［CS（NH2）2］2＋Au［CS（NH2）2］2＋＋e  Au＋2CS（NH2）2＋0.223Au（SCN）2－Au（SCN）2－＋e  Au＋2SCN－＋0.72AuBr2－AuBr2－＋e  Au＋2Br－＋1.02AuCl2－AuCl2－＋e  Au＋2Cl－＋1.20 表2  常用的金的结离子安稳常数Au＋络离子安稳常数Au3＋络离子安稳常数Au（CN）2－2×1038Au（CN）4－～1×1056Au（S2O3）23－5×1028AuI4－5×1047AuI2－4×1019Au（SCN）4－1×1042Au（SCN）2－1.3×1017AuBr4－1×1032AuBr2－1×1012AuCl4－1×1026AuCl2－1×109AuCl2－1×109对化堆浸液中的金络离子，有部分堆浸场选用锌置换工艺，其化学反响如下：这个反响中包含的另一个金属电极反响及其电位关系式如下：还应该指出，金、铜、银等矿石堆浸进程中，高品位氧化铜矿石的浸出液经过萃取－反萃取，取得含铜量很高（35～50g／L）的反萃取液；金矿石经过炭吸附－解吸，取得含金量很高（0.3～8g／L）的解吸液，这些溶液经过电积，别离得到电解铜、金泥。这些电积进程，也归于金属电极反响。

在这类反应中不发生电子迁移，溶液中的离子活度仅与溶液的pH值有关，而与电位无关。铀矿堆浸中氧化铀（六价）的溶解，金属离子的水解反应均属于此类反应。其通式如下：由于此类反应的热焓为零，水的活度为l，所以反应的标准吉布斯自由能变为：当体系中的A离子和B离子的活度均等于1时，式（2）变为：从式（4）看到，此时的pH值仅与反应的标准吉布斯自由能变有关。我们称此pH值为标准pH值，用pH标表示。它的物理含义是：在标准状态下，体系中的反应物与生成物的活度均为1时的pH值。它是表示金属离子水解程度的一个重要标志。当介质的pH值大于标准pH值时，金属离子就水解，金属的氢氧化物就会沉淀；当介质的pH值小于标准pH值时，金属离子的活度便大于1，即金属氢氧化物的沉淀溶解。这类反应的平衡条件为：在用硫酸作溶浸剂堆浸铀矿石或铜矿石时，往往出现底部的渣品位高于中上层渣品位，个别时候，甚至出现底部的渣品位高出入浸矿石的品位就是由于pH值控制不当，致使已浸出的离子水解反应平衡时UO22＋的浓度与pH值的关系如下：铀矿堆浸时，矿石中的UO3的溶解浸出反应为：很显然，UO3的溶解依赖于溶浸液的酸度，其关系如下：  铜矿石中的黑铜矿（CuO），硅孔雀石（CuSiO2·2H2O）等氧化铜矿石，硫酸堆浸时的反应可表示为：这类浸出反应平衡时的Cu2＋浓度与pH值的关系式如下：在堆浸工艺中，除了铀、金、铜、银等有价值的金属外，脉石矿物中的某些元素，如铁、铝、钙、镁等也同时与溶浸剂（特别是在采用酸性溶浸剂时）发生化学反应，因而Fe2＋，Fe3＋，Al3＋，Mg2＋，Ca2＋等离子进入浸出液，其中高价的铁、铝离子经常引起结垢，妨碍生产的顺利进行。这类结垢，与溶液的pH值紧密相关。例如，用硫酸堆浸铀、铜矿石时，往往有大量的亚铁和高铁离子进入浸出液，经过若干个循环，亚铁氧化成高铁，由于Fe3＋的水解沉淀pH值低于Fe2＋，因而引起大量沉淀。Fe3＋，Fe2＋水解反应，及与pH值的关系如下：溶液中的Al3＋在pH值为3.1时，也因水解而沉淀，反应如下：则                    当矿石中的黑云母［H2K（Mg，Fe）3Al（SiO2）3］及碱性硅酸盐矿物的含量高时，矿石中的铁、铝、镁等元素很容易被酸性溶浸剂所浸出，如不采取防结垢措施，矿堆的结垢是不可避免的。

无论是氯化法钛白生产还是海绵钛生产过程中，粗TiCI4的制取工艺基本相同。以氯化炉为主体设备可分为以下几种。    ①固定床氯化随着技术的进步已经被淘汰。    ②熔盐氯化哈萨克斯坦、中国锦州正在应用。    ③流化床氯化流化床氯化被普遍采用，快速循环流化床氯化正处于开发阶段。                      Ti02＋2CI2===TiCI4＋02         △G0T＝184300-58T（T为409一1940K)    该反应即使T=2000K, △G0T>0由此可见，在标准状态下不能自发进行氯化反应。    只有在加碳的情况下，钛铁矿、金红石才能正常反应。其反应式如下：        Ti02（s）＋2C（s）＋2CI2（g）===TiCI4（g）＋2C0（g）            △G2＝48000-266T（T为409一1940K)        Ti02（s）＋C（s）＋2CI2（g）===TiCI4（g)＋C02（g）            △G3＝210000-58T（T为409一1940K)    在正常情况下以上两反应△G pco；当T>980K时，pco2Mn0>Mg0>Fe203>Fe0>Ti02>A1203>Si02。其中钛的低价物氯化优于Ti02，其顺序为：Ti0>Ti203>Ti305>Ti02。    各物质在800℃时的氯化率见下表。    由此可以看出，在沸腾炉未被氯化的床层料和熔盐氯化排出废盐之中以Si02、A1203为主，其次为CaO, MgO.因CaO, MgO熔点低，沸点高，可被氯化成CaCI2、MgCl2且挥发度低，所以在沸腾炉氯化床层料中的比例大时最易造成烧结，黏附在筛板上造成筛板堵塞，影响氯化炉正常运行，因此要求原料中CaO, MgO含量要低。

图1的热力学分析标明，辉铋矿的络合酸溶反响在实验条件下能够发作。实验标明，没有氧化剂存在时，反响速度较慢。图1  恒电位电解槽电压和阳极电位随时刻的改变 王成彦、邱定蕃等研讨了矿浆电解时辉铋矿的氧化浸出机理，以为辉铋矿的氧化能够经过下面几种不同的反响进程而得以完成。   （1）   （2）   （3） 反响式（1）是辉铋矿与阳极的直接受阻触摸氧化。反响式（2）是三价铁与辉铋矿的直触摸摸氧化。反响式（3）是辉铋矿首要经络合酸分化反响生成硫化氲，而氧化剂主要是和的氧化复原。式（2）和式（3）的差异就在于此。微观上，能够借助于对进程浸出渣样的物相结构的分析，来判明辉铋矿浸出反响的机理进程。 一般来讲，元素硫系硫化物在湿法冶金进程的相变产品。在低于硫的熔点（386K）浸出时，元素硫通常以三种方式嵌布（图2）：（a）在硫化矿周围呈疏松多孔状；（b）呈细密细粒状吸附在硫化矿周围；（c）呈细粒单体散布在提出渣中，与硫化矿自身无关。前者为金属阳离子分散进溶液后而残留下来的结构；后两种是硫化矿首要经酸分化生成H2S今后被氧化的结构；究竟是（b）仍是（c），则取决于浸出进程的许多影响要素。浸出渣中元素硫的嵌布状况直接联系到对浸出进程的解说。图2  元素硫的几种嵌布形状 对辉铋矿浸出进程分阶段取样渣的显徽镜调查发现，浸出15min时，辉铋矿改变甚微，此刻渣中有很少数的细粒状单体元素硫生成，散布在浸出渣中。当浸出时刻到达30min时，部分辉铋矿鸿沟已出现被腐蚀的痕迹；元素硫的生成数量较前者略有添加，基本上以细粒单体存在。浸出时刻到达60min，辉铋矿的溶蚀愈加显着，锯齿型鸿沟随时可见，元素硫大部分呈单体外，少数呈细粒状吸附在辉铋矿颗粒的鸿沟。90min时，辉铀矿颗粒鸿沟附着元素硫的状况愈加遍及，构成粒度显着增大，渣中已不易发现细粒的辉铋矿。浸出时刻达130min，辉铋矿周围的硫珠越来越多，简直连成一个硫珠环，一起渣中呈单体的硫珠也显着添加，残存的辉铋矿随浸出时刻的改变已不非常显着。 归纳以上的分析，能够以为，辉铋矿在实践的矿浆电解进程中的浸出反响，不是简略的硫化物金属阳离子的分散进程。从浸渣中存在着很多与硫化物无嵌布联系细粒细密的单体元素硫的状况看，它绝非是硫化物中金属离子分散进溶液后的残留物，而是一个从头构成的产品。也就是说，在辉铋矿的浸出进程中必定存在着一个成硫反响，也必定存在着辉铋矿的酸分化反响。依浸渣中的矿藏改变能够以为酸浸进程存在着如下反响跟着辉铋矿的不断分化，成硫反响也在不断进行；跟着H2S生成量的添加，部分H2S与溶液中的三价铁反响，产出元素硫嵌布在辉铋矿周围，部分H2S远离辉铋矿颗粒而与三价铁反响，构成单件的硫珠。 理论浸出电解时刻今后，辉铋矿浸出挨近彻底，二价铁也简直悉数转换为三价铁，析氯析氧反响开端发作。 由此能够得出如下的定论： （1）在阳极浸出进程中，辉铋矿首要进行的是酸分化反响（2）阳极生成的三价铁主要是与辉铋矿酸分化生成的H2S进行氧化复原反响，而与辉铋矿直触摸摸进行的氧化复原是非必须的。（3）对浸出渣的物相分析标明，元素硫的构成不是简略的金属阳离子分散进程产品，而是的氧化产品。因此在实践的酸浸进程中既存在着硫化矿的酸溶解反响，也存在着一个成硫反响；产出的硫大部分呈细粒单体，少数吸附在辉铋矿周围。 张英杰从电解质溶液中固液界面双电层结构与矿粒的机械运动动身，推导了必定超电位下（阳极析氯反响没有发作）影响阳极反响速率（电流密度）的要素，得出阳极电流密度（i）与矿浆浓度（Cs）、拌和转速的平方（NR2）呈线性联系，与矿粒粒度无关。进而核算出在任一会儿附着在1cm2阳极表面上的矿粒的总表面积为： S0＝3Cs／ρ 式中S0－矿粒的总表面积；     ρ－矿粒密度，g∕cm3；     Cs－矿浆浓度，g∕mL。 据此核算，假如取Cs＝0.lg／mL，ρ（辉铋矿）＝6.4g∕cm3，则S0＝0.046。这就是说当矿浆中一起含有Fe2＋时，在1cm2阳极表面上只要0.046cm2的面积在进行矿藏与阳极的磕碰触摸氧化，其他的面积进行的是Fe2＋的氧化。这就很好地解说了矿浆电解时，在有Fe2＋存在时，辉铋矿与阳极的磕碰触摸氧化并不占主导地位的原因。

火法炼镍流程中电炉、闪速炉等冶炼设备产生的低镍锍，由于其成分不能满足精炼工序的处理要求，因此必须进行低镍锍的进一步处理，这一过程大都在卧式转炉中进行。    低镍锍吹炼的任务是向转炉内低镍锍熔体中鼓入空气和加入适量的石英熔剂，将低镍锍中的铁和其他杂质氧化后与石英造渣，部分硫和其他一些挥发性杂质氧化后随烟气排出，从而得到含有价金属（Ni,Cu,Co等）较高的高镍锍和含有价金属较的转炉渣,由于它们各自的密度不同而进行分层m密度小的转炉渣浮于上层被排除。高镍锍中的贵金属和部分钴也进入高镍锍中。    转炉吹炼是一个强烈的自热过程，所需要的热量全部由吹炼低镍锍过程中铁、硫及其他杂质的氧化放热和造渣反应放热来供给。    低镍锍吹炼与铜锍吹炼不同，只有第一周期，没有明显的第二周期，当低镍锍吹炼到含铁2%～4%时就作为转炉的产出物而倒出，因此低镍锍的吹炼只有造渣期，没有造金属镍期，在造渣过程中，分批加入低镍锍和生渣，保持炉内一定的液面，以保证操作的正常运行。    低镍锍的主要成分是FeS、Fe3O4、Ni3S2、Cu2S、ZnS等，如果M代表金属，MS代表金属硫化物，MO代表金属氧化物，在吹炼1250℃左右的高温下硫化物一般可按下列反应进行氧化：                          MS+3/2O2=MO+SO2          （1—1）                          MS+O2=M+SO2              （1—2）    按(1—2)式进行吹炼镍锍产出金属镍要1650℃的温度，而一般卧式转炉炼不能达到如此高温,即(1—2)式不能顺利进行，（1—1）式便成为低镍锍吹炼的主要反应。    叛断一种硫化物沿何种方式进行氧化反应，较精确的方法是计算反应的自由能变化。为简便起见，在生产实践中常常根据在该温度下金属对氧的亲和力以及硫对氧的亲和力大小来叛断。    铁对氧的亲和力最大,依次为钴、镍、铜，故在吹炼过程中铁最易被氧化。铜、镍、钴、铁对硫的亲和力,恰与对氧的亲和力相反，故金属的硫化次序正好相反，即首先被硫化的是铜，依次是镍、钴、铁，所以在吹炼过程中铁易被氧化造渣除去。在铁氧化造渣除去。在铁氧化造渣除去以后，接着就应该是钴被氧化造渣，但镍锍中钴的含量少，在钴氧化除去的时候，镍也开始氧化造渣，正因为这样，吹炼过程就必须控制在铁还没有完全氧化造渣除去之前，就结束造渣吹炼，否则钴、镍也会被氧化造渣。由于在生产过程中要准确叛断很难，不可避免有少量钴、镍进入渣中，钴完全进入渣中，然后从吹炼渣中用其他方法回收钴。

一、铝氧化的特征和分类　　铝及铝合金的氧化处理可分为化学氧化和电化学氧化两大类，用于装饰的还需着色处理化学着色多在阳极氧化膜上进行。化学氧化处理获得的膜厚度一般在0.3-0.4μm，质软，耐磨性，抗蚀性，均低于阳极氧化；阳极氧化处理获得的氧化膜厚度一般在5~20μm之间，质硬且耐磨。　　二、硬质阳极氧化的特点、用途和分类　　铝及铝合金硬质阳极氧化后，可获得的膜层具有以下特点：　　1、色泽：褐色，深褐色，灰色，黑色。膜层愈厚，电解温度愈低，颜色愈深。　　2、厚度：膜层厚度可达250μm左右。　　3、硬度：氧化膜厚度非常高，在铝合金上可达400~600HV，在纯铝上可达1500HV，不仅硬度高，而且耐磨性能好。　　4、抗热：硬质氧化膜的熔点可达2050℃，是极好的耐热材料。　　5、绝缘：硬质氧化膜的电阻率极大，它的击穿电压大于200V。　　6、耐蚀：在大气中具有较高的抗蚀能力，在大于3%NACL盐雾中，能经数千小时不腐蚀。　　7、结合能力：膜层与基体具有牢固的结合力。　　三、常用的硬质阳极氧化工艺和方法　　目前应用较广泛的有硫酸硬质阳极直流氧化法和混合酸硬质阳极氧化交直流叠加法两种。　　四、电源在电镀中的重要性　　电镀是一个多工艺，多环节，多系统，共同来实现完成的一个较复杂的工作过程，影响电镀质量的因素很多，有人为的，非人为的，技术的非技术的，客观的和非客观的。其中电源系统也是影响电镀品质的一个重要因素，同时也影响电镀的成本。　　在电镀过程中电源输出的纹波系数大小决定电源的电流效率，如电流上不去，电流密度低，电镀时间长等多是电源输出特性不好所致。如要提高电镀产品的质量，除了改善设备，工艺之外，应该注意电源的改造。　　五、如何选择电源设备　　电源的选用是根据实际使用需求而决定的，用途不同要求也不一样。电源的选用首先要考虑产品的安全性，这一点得选择正规厂家产品，最好具有3C认证，安全质量认证的企业。　　评价一台电源的好坏会考虑电源的输出特性，如输出波形，纹波系数等；节能特性，如电源效率；可靠程度：负载能力，满载能力，成熟度局定稳定性，安全性：易维修，维护，操作方便等方面。　　电源的选择需考虑使用环境，如工作量，负载度，环境温度，环境湿度，污染物等因素，可选择风冷式，水冷式，油冷式，也右选择不同制造标准的电源。