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。

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。

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。

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。

阳极氧化时氧化膜烧蚀是由制件或夹具的表面已生成的氧化膜被电流击穿引起的，氧化膜之所以会被击穿一般与以下三个方面原因有关：　　(1)夹具截面积过小，而所夹的制件表面积又较大的情况下，阳极氧化时制件所需经过的电流强度因负荷过大，引起夹具温度上升，致使膜层的溶解速度快于生成速度，最终导致烧蚀。　　(2)夹具装夹欠结实。当夹具力差时(一般由夹具过细或制件夹具的铝质过软)，所夹的制件在阳极氧化时，若溶液一起又有压缩空气拌和的，则装夹处易引起松动，然后发生热量，最终导致呈现与(1)相同的成果。　　(3)夹具运用前未经退处理。所用夹具若原先阳极氧化时生成的氧化膜未曾退除洁净，则不能传导电流，但当装夹时若膜层遭到损害，则此处有或许导电，但由于触摸面积很小，时而通上电流，时而脱电，这一部位也会由此而发生热量，成果会损害膜层而遭烧蚀。

轻稀土   根据稀土元素间物理化学性质和地球化学性质的某些差异和分离工艺的要求，学者们往往把稀土类元素分为轻、重两组或者轻、中、重三组。两组的分法以钆为界，钆以前的镧、镝、铈、镨、钕、钷、钐、铕7个元素为轻稀土元素，亦称铈组稀土元素；钆及钆以后的铽、镝、钬、铒、铥、镱、镥和钇等9个元素称为重稀土元素，亦称钇组稀土元素。尽管钇的原子量仅为89，但由于其离子半径在其它重稀土元素的离子半径链环之中，其化学性质更接近重稀土元素。在自然界也与其它重稀土元素共生。故它被归为重稀土组。轻中重三组稀土的分类法没有一定之规，如按稀土硫酸复盐溶解度大小可分为：难溶性铈组即轻稀土组，包括镧、铈、镨、钕、钐；微溶性铽组即中稀土组，包括铕、钆、铽、镝；较易溶性的钇组即重稀土组，包括钇、钬、铒、铥、镱、镥。然而各组之间相邻元素间的溶解度差别很小，用这种方法是分不净的。现在多用萃取法分组，例如用二（2）乙基已基（磷酸）即P204可在钕/钐间分组，然后再在钆/铽间分组等。这们，镧、铈、镨、钕称为轻稀土一般将稀土元素划分为两个亚族：（1）轻稀土元素包括镧、铈、镨、钕、钷、钐、铕七个元素，或称铈族（cerium group）稀土，它们具有较低的原子序数和较小质量；（2）重稀土元素（heavy rare earth elements, HREE），包括钆、铽、镝、钬、铒、铥、镱、镥，它们具有较高的原子序数的较大质量，有人将化学性质与重稀土元素相近的钆也列入重稀土亚族，因此重稀土元素也称为钆族（yttrium group）稀土。也有将稀土元素分为三个亚族：轻稀土元素（镧-钕），中稀土元素（middle rare earth elements, MREE,钷-钬），重稀土元素(heavy rare earth elements, 铒-镥)。更多有关轻稀土的内容请查阅上海 有色 网

轻稀土镧、铈、镨、钕、钷、钐、铕、钆。重稀土铽、镝、钬、铒、铥、镱、镥、钪和钇。根据矿物特点可分为铈组和钇组铈组(轻稀土)镧、铈、镨、钕、钷、钐和铕。钇组(重稀土)钆、铽、镝、钬、铒、铥、镱、镥、钪和钇。

一、硫的存在形式 硫铁矿烧渣中的硫主要有：未完全烧结的硫铁矿、硫酸盐、和部分可溶性硫化物。由于时间和经费的原因，该部分内容未进行深入研究。因此，只能根据指标判断。 二、机械脱S 由下表可以看出，原料粒度较细，－200目含量为57.8%，铁主要集中在－0.1～＋0.019mm的粒级中，并且铁的品位较高。S则主要集中在粗粒级中，而＋0.15mm级别中铁的品位较低，且＋0.15mm级别仅占烧渣的3.9%。因此，将硫铁矿烧渣（干矿）用100目过筛，筛下产物S的含量将大大降低，筛上级别可考虑回收硫。 表  烧渣筛析分析结果粒级产率（%）品位（%）FeSPbZnSiO2＋0.282.3826.202.660.751.2130.34－0.28＋0.151.5628.121.080.361.1638.73－0.15＋0.14.7347.480.460.230.8121.68－0.1＋0.07418.4257.590.400.220.5911.43－0.074＋0.03737.6460.220.200.180.448.29－0.037＋0.01924.5053.360.220.360.5614.19－0.019＋0.0104.9942.040.410.790.7923.00－0.010＋0.0050.937.890.560.941.0125.50－0.0054.849.340.200.420.268.35 硫铁矿烧渣焙烧过程中所产生的S、SO2、SO3等吸附在烧渣孔隙中，与烧渣中的活性元索高温下生成盐类。这类游离态硫、SO42－和可溶性SO42－形态存在的硫均溶于水，选别时可用溶解和冲水法将此部分硫除去。经过磨矿后，会使矿物达到较高的单体解离。在选别前搅拌一定的时间，可使S的脱除率提高50%～60%，烧渣中S的含量降为0.35%左右。 烧渣在流程中经过螺旋溜槽的擦洗，会将烧渣中不溶于水的FeS和FeS2以及部分可溶性的硫酸盐脱除，自然降低烧渣中的硫和硅的含量。此时，烧渣中S的含量约为0.2%左右。 其他脱硫方法，由于时间和经费的原因，无法进行，而且硫的含量已经达到课题的要求，所以也没有进一步深入研究的必要。

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。

当加热温度高于低熔点共晶的熔点，使低熔点共晶和晶界复熔的现象叫过烧。 　　（1）过烧的宏观组织特征。过烧严重时铸锭和加工制品表面色泽变暗、变黑，有时产生表面起泡。 　　（2）过烧的显微组织典型特征。检查铸锭及加工制品是否过烧，只以显微组织特征为依据，其他方法只能作为旁证。对变形铝合金，根据国家标准，过烧的判定特征有3个，即复熔共晶球、晶界局部复熔加宽和3个晶粒交叉处形成复熔三角形。 　　用电子显微镜对复熔三角形处组织的研究发现，与复熔产物相接触的基体有梯田花样。梯田花样是枝晶露头的结晶台阶，与疏松内壁表面上的枝晶露头一样，表明该处的组织已发生过复熔。　　一般将过烧程度分为轻微过烧、过烧和严重过烧。轻微过烧指过烧特征轻微，过烧指过烧特征明显，严重过烧指过烧特征多，晶界严重复熔粗化和平直，低熔点共晶大量熔化和聚集。轻微过烧判断较难，要判断准确必须有丰富的经验。   　　(3)过烧形成机理。变形铝合金中，除α(A1)基体外一般都有几种共晶，根据合金的不同，含有共晶的种类和多少也不同。如果在一种合金里有几种共晶，每种共晶的熔化温度不尽相同，当把合金从低温升到高温时，熔点最低的共晶必首先熔化，这个共晶熔化的温度称为过烧温度，而这种共晶被称为低熔点共晶，即熔点最低的共晶。   　　例如2A12合金主要有两种共晶：  　　α(Al)+CuAl2    　　　　熔点548℃  　　α(Al)+CuAl2+Al2CuMg(S相)　　熔点507℃ 　　三元共晶的熔点比二元共晶低得多，当合金在较高温度热处理时，三元共晶必首先熔化，其熔化温度(507℃)即为2A12合金的过烧温度。 　　对铸锭的热差分析得出主要变形铝合金的过烧温度见表1：表1：主要变形铝合金的过烧温度 合金过烧温度/℃2A125072A115226A025552A505482A145182A705482A065102A16548201155260635914A115407A04489 (4)防止措施：    　　1)严格控制热处理的温度和保温时间；  　　2)高温仪表定期检定，不允许使用检定不合格或超期仪表；    　　3)热处理炉内温度要均匀，炉料不能有油污，摆放要合理；  　　4)操作时要看对合金和卡片。  　　(5)过烧对性能的影响。合金过烧后，低熔点共晶在晶界上和基体内复熔又凝固，改变了过烧前该处组织紧密相联的状态，对合金的连续性造成了普遍损害，对合金的力学性能、疲劳和腐蚀性能等都产生严重影响。因为合金过烧不能用热处理或加工变形消除，任何铸锭和制品发生过烧都为绝对废品。特别是用于航天工业的合金，更加不能允许。    　　需要指出的是，当合金轻微过烧时，由于第二相固溶更加充分，过烧复熔产物很小，晶界没有遭到普遍损坏，有些合金例如2A12合金，其力学性能不但没有降低反而升高，但应力腐蚀和疲劳性能明显下降。当过烧严重时，各项性能都明显下降。    　　以7A04和6063合金铸锭为例，随着均火温度的升高，铸锭的强度和塑性都逐渐升高，当铸锭过烧后(7A04合金489℃，6063合金591℃)，性能开始下降，其中塑性下降最严重，见表2、表3。表2：7A04合金不同均火温度铸锭的力学性能（保温24h）铸锭规格/mm性能均 火 温 度400℃420℃440℃460℃470℃475℃480℃500℃φ172σ0.2/MPa308.7316.5352.8355.7348.9359.7354.8342.0σb/MPa315.6335.2388.1425.3427.3426.3415.5295.0δ/%4.14.74.89.29.39.510.07.3φ200σ0.2/MPa304.8322.4341.0352.8356.7357.7357.7352.3σb/MPa304.4323.4342.0372.4378.3375.3373.4364.6δ/%0.70.81.32.02.53.33.53.3φ300σ0.2/MPa308.7307.7340.1351.8356.3355.7365.5344.9σb/MPa307.7308.7345.7353.7363.7373.4370.4346.9δ/%1.31.21.52.73.53.54.02.7φ420σ0.2/MPa225.4266.6294.9294.8340.9343.0338.9320.5σb/MPa225.9267.6296.0303.8342.9343.0340.2323.5δ/%2.32.22.72.73.73.843.3 表3：6063合金均火铸锭性能（保温12h）均火温度/℃σb/MPaσ0.2/MPaδ/%510147.0105.827.3530156.898.031.3540152.9103.932.1550152.9100.932.4560163.7104.933.7570166.6124.533.2580164.6117.634.3590167.6119.634.2600157.8112.729.3620129.490.022.9

本论文所推荐的工艺流程，现已投入实际生产当中。广西鹿寨硫铁矿烧渣性质与本试验的烧渣性质相似，经过前期的实验室与工业实验，已经投入生产。现对选厂的基本费用作一简单地计算，工业生产的各项主要技术经济指标见下表。应用现有流程，贵州某地也将在近期建厂生产处理硫铁矿烧。表  广西鹿寨硫铁矿烧渣选矿厂主要技术经济指标序号指标名称单位数量备注1采矿生产规模T／d375T／d123750原渣品位%52.75采矿方法水采水运2选矿工艺流程磁－重联合精矿品位%62.70尾矿品位%35.74精矿回收率%75.0精矿产量T／d236.62T／a78117.6选矿比1.58尾矿排放量T／a45632.43供电装机容量Kw200工作容量Kw200计算负荷Kw200年耗电量万度154单位矿渣耗电量度／T12.84供水总用水量m3／d2072.4单位矿渣耗水量m3／T5.7765年运出精矿量T／a78117.66劳动定员劳动人数人55年工作天数天3307选厂总投资万元97.188原渣加工成本元24.1一、生产规模 该厂精矿日产量为375吨／天，每年工作天数按330计算，年精矿量为375×330＝123750吨／年。 二、生产成本估算 （一）辅助材料 辅助材料是指衬板、钢球、润滑油、滤布、筛网和药剂等，根据耗量和市场价格，估算为每吨原渣为5.89元。 （二）电耗 设备总安装功率200KW； 生产照明用电4KW，每天平均用电10小时： 生活用电5KW，平均每天5小时；则全厂总耗电量为： 200×24×0.7＋4×10＋5×5＝3425度 按每度电费0.55元计算，则每吨原渣耗电为： 3425×0.55÷375＝5.02元／吨 （三）水耗 处理每吨原渣耗水：2166.6÷375＝5.776吨 水费按1元／吨计算，用水费用为：5.776×1＝5.78元／吨 （四）工人工资的附加费 工人工资及附加费按每人每月800元计算，则每年工资总额为： 800×12×55＝528000元 折算为处理每吨原渣为：528000÷（375×330）＝4.27元／吨 （五）固定资产折旧费、修理费 固定资产折旧费、大修、小修等费用从总效益中支付。 （六）管理费 按总费用的15%计算： （5.89＋5.02＋5.78＋4.27）×15%＝3.14元 税费、销售费用、原料费等每个地方均不一样，有些地方、厂家的硫铁矿烧渣不需要费用便被处理掉，所以税费、销售费用、原料费等并未计算在内，作为环保企业，应该是有减免税政策的。 按上面的各种费用，处理每吨原渣的总生产成本为： 5.89＋5.02＋5.78＋4.27＋3.14＝24.1元。 （七）经济效益估算 1、精矿销售收入 精矿价格按200元／吨计算，则每年的精矿销售收入为： 78117.6×200＝15，623，520元 2、经济效益 15623520－24.1×78117.6＝13，740，885元 该项目投资的回报率极高。主要风险在于销售渠道和销售价格的变动，原渣质量的数量也是需要注意的。

硫铁矿烧渣中各种顺磁性物质的比磁化系数变化范围比较窄，磁性差异较小；硫铁矿烧渣铁矿物的氧化程度均不完全，除部分形成磁铁矿（Fe3O4）外，大部分为假象、半假象赤铁矿（Fe2O3）。深度氧化的赤铁矿在大多数硫铁矿烧渣中含量不多，因此磁选要求的磁场强度比较低，中场强磁选就可以使部分铁矿物得以回收。 硫铁矿烧渣中主要铁矿物的比磁化系数虽然比天然矿物低，但与脉石矿物的磁性差异仍很大，采用磁选法进行分离，其中关键因素是有用铁矿物与脉石矿物的单体解离。该硫铁矿烧渣曾在昆明理工大学和昆明冶金研究院不同的磁选设备上进行过磁性矿物分离的试验研究，经试验表明该硫铁矿烧渣可以用磁选的方法加以选别。（见下表）表  磁选探索性试验产品名称产率（%）品位（%）回收率（%）FePbSFePbS精矿1#23.6660.170.310.5528.4821.577.48尾矿2#76.3447.610.312.1171.5278.4392.52精矿3#37.6060.790.300.4347.2033.189.29尾矿4#62.4043.010.302.5352.8066.8290.71将硫铁矿烧渣用100目的筛子筛去粗级别物料，细级别的筛下产物进行磁选。选用XCRS－φ4000×240电磁湿式多用转鼓弱磁选机（湖北探矿机械厂）。一部分直接磁选，所得产品为1#和2#；另一部分用棒磨机磨矿2分钟，再进行磁选得到3#和4#产品。磨矿浓度C＝50%。 用磁选处理硫铁矿烧渣，得到较高的铁精矿品位，可达到61%以上，但精矿的产率较低，回收率也不高。经磨矿处理的烧渣明显要比没有磨矿的磁选效果好，精矿的产率和回收率分别为37．60%和47．20%，Pb的含量影响不大，但S的含量降低。由此可见，单一的磁选工艺达不到较好的选别指标，需要和重选等其他工艺配合使用。

由于硫铁矿烧渣中主要回收利用的矿物为Fe，在碱性条件下，可以用淀粉作为抑制剂，十二胺作捕收剂浮选石英等脉石矿物，反浮选的方法回收尾矿中的铁矿。

铸造铝合金具有一些其他铸件无法比拟的优势，如美观、质量轻、耐腐蚀等优势，使它广受用户的青睐，特别是在汽车轻量化以来，铸造铝合金铸件在汽车工业中得到了广泛的应用。   铸造铝合金的密度比铸铁和铸钢小，而比强度则较高。因此在承受同样载荷条件下采用铝合金铸件，可以减轻结构的重量，故在航空工业及动力机械和运输机械制造中，铝合金铸件得到广泛的应用。  铝合金有良好的表面光泽，在大气及淡水中具有良好的耐腐蚀性，故在民用器皿制造中，具有广泛的用途。   纯铝在硝酸及醋酸等氧化性酸类介质中具有良好的耐蚀性，因而铝铸件在化学工业中也有一定的用途。纯铝及铝合金有良好的导热性能，放在化工生产中使用的热交换装置，以及动力机械上要求具有良好导热性能的零件，如内燃机的汽缸盖和活塞等，也适于用铝合金来制造。   铝合金具有良好的铸造性能。由于熔点较低（纯铝熔点为660.230C，铝合金的浇注温度一般约在730～750oC左右），故能广泛采用金属型及压力铸造等铸造方法，以提高铸件的内在质量，尺寸精度和表面光洁程度以及生产效率。   铝合金由于凝固潜热大，在重量相同条件下，铝液的凝固过程时间延续比铸钢和铸铁长得多，放流动性良好，有利于铸造薄壁和结构复杂的铸件。

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。

黄铁矿经焙烧制酸后剩余的残渣和烟尘统称为黄铁矿烧渣。烧渣中首要含铁（含量为40～55%），烧渣中金含量一般在2～0.5克/吨以下，有的可高达3～10克/吨。这部分金收回首要选用化作业。除对烧渣进行冷却、磨矿等预备作业外，还需进行激烈冲刷和化学处理。冲刷意图是脱掉硫酸铜、剩余的酸、金属氯化物、铁盐等。这些物质在化作业中会添加和石灰的耗量,以及钝化金的溶解。化学处理的意图是碱处理矿浆,使烧渣化作用得到进步和改进，进步金的浸出率。    山东某金化工厂提金物料来源于六个黄金矿山的含金硫精矿、含金硫精矿经欢腾炉焙烧制酸后，得到硫酸烧渣。 烧渣首要金属矿藏有赤铁矿 、磁铁矿，其次有少数黄铁矿和黄铜矿。 天然金粒度范围在0.009～0.0009 毫米之间，金含量为3～4克/吨左右。其间单体金占3.5%，连生体占76.71%，裂隙金占1.62%，包裹金占18.17%。将烧渣经水淬、磨矿、稠密脱水和碱处理，选用惯例化-锌粉置换的提金办法。出产首要材料耗费为：1.08公斤/吨、锌粉耗量60克/吨、用量6公斤/吨、石灰15公斤/吨、40克/吨、钢球用量为1.15公斤/吨。出产指标为：原矿档次：3.98～4.26克/吨，浸出率67.71～68.50%，洗刷率95.5～95.71%，置换率98.03～98.48%，金的总收回率为64.28～63.73%，铁的收回率36.99～33.88%。1987年共处理30103吨烧渣，获纯利润94万元。其工艺流程见下图所示。

金属钛因化学性质安稳，在航空航天、车辆工程等范畴颇受喜爱。CNMn。现在，这种新材料凭仗丰厚颜色、质轻耐腐等优势，成为珠宝规划师的“新宠”（见图）。CNMn。 　　物轻价廉 　　在当今珠宝规划圈，钛越来越受欢迎，首要因为它比金等稀有贵金属轻得多、报价便宜得多。CNMn。 　　钛外观似钢，具有银灰光泽，曾被误以为稀有金属，其实在地壳中储量丰厚。CNMn。它强度大，密度小，硬度大，熔点高，抗腐蚀性强，具有杰出可塑性。CNMn。相同体积的钛分量相当于金的四分之一。CNMn。在航天事业中，钛可制成防高温的太空飞船“外衣”。CNMn。 　　意大利米兰珠宝规划师阿莱西娅·安萨尔迪说，分量持平的钛与金比较体积更大，这让钛成为制造大耳环的“抱负金属”。CNMn。 　　珠宝规划师马蒂亚·切洛近几年在钛珠宝规划范畴走在前列。CNMn。他说，因为分量轻，钛在制造体积较大的珠宝时优势显着。CNMn。 　　颜色丰厚 　　规划师以为，珠宝规划职业喜爱金属钛是全球运用新材料“大趋势”，这种潮流能够视为人们对贵金属报价继续飞涨的某种回应。CNMn。意大利规划师乌尔丹佐说，人们对珠宝的知道和了解正趋于多元，“珠宝不再与贵重的元素绑缚在一起”。CNMn。 　　规划师钟情钛的另一原因是，钛通过电解加工后能够出现缤纷颜色，从墨绿到紫色，常常让人眼前一亮。CNMn。以金做珠宝，颜色挑选有限，规划师被禁闭在黄、白、红三色中，而以钛做珠宝，规划师能得到“惊人的颜色”。CNMn。切洛说，钛加工后表面能够出现“豪放的颜色”，有助规划师打破传统限制，拓宽立异空间。CNMn。 　　贵在加工 　　用钛制成的“人工骨骼”用于外科接骨时，能像真实的骨骼相同与血肉相连，不会被人体排挤。CNMn。因为具有这种“亲生物”特性，钛珠宝不会损害人体健康，也不会形成皮肤过敏。CNMn。 　　“钛具有纯洁、清洁的特质，”乌尔丹佐说，“这是为什么我规划一款钛珠宝，你能够把它嵌入鼻子。CNMn。” 　　虽然具有许多长处，因为运用钛金属制造珠宝有必要运用特殊加工设备，制形本钱相应偏高。CNMn。一名日本规划师说，与加工金银比较，用于加工钛的机械设备更贵重，遍及程度也不高，加工本钱较高。CNMn。按规划师卡马拉塔的话说，运用钛制造珠宝的费用“贵在加工环节，而不是原材料自身”。

表1、表2、表3是硫铁矿烧渣光谱分析、多元素分析结果及铁物相分析结果。表1  硫铁矿烧渣（烧结）光谱分析结果元素AlSiMgPbFeTiMoCaCuAgZn含量（%）0.1＞100.10.1＞100.10.011.00.10.011＞ 表2  多元素分析结果元素FeSiO2CaOMgOAl2O3STiO2As含量（%）50.8212.073.351.291.901.740.28＜0.1元素PbZnCuMnPAgMo含量（%）0.340.570.700.0870.01414.7g／t0.0059表3  铁物相硫酸盐硫化物硅酸盐磁性氧化铁非磁性氧化铁及其它总量Fe（%）0.13＜0.100.5310.6039.4550.82 由以上各表数据表明，铁是烧渣中主要可回收利用的元素，其它元素的含量较低，达不到综合利用的要求。按铁精矿的标准，元素S、Cu、Pb、Zn的含量均超过对有害元素的含量要求，生产铁精矿时应予以去除。 表4为烧渣筛析分析结果，从中可以看出，烧渣中S则主要集中在粗粒级中，铁主要集中在－0.1～＋0.019mm的粒级中，并且铁的品位较高，而S的含量相对较低。并且，Zn和SiO2的含量在＋0.15mm级别中较高。而铁在此级别中的品位较低，＋0.15mm级别仅占3.9%。 表4  烧渣筛析分析结果粒级产率（%）品位（%）FeSPbZnSiO2＋0.282.3826.202.660.751.2130.34－0.28＋0.151.5628.121.080.361.1638.73－0.15＋0.14.7347.480.460.230.8121.68－0.1＋0.07418.4257.590.400.220.5911.43－0.074＋0.03737.6460.220.200.180.448.29－0.037＋0.01924.5053.360.220.360.5614.19－0.019＋0.0104.9942.040.410.790.7923.00－0.010＋0.0050.937.890.560.941.0125.50－0.0054.849.340.200.420.268.35

硫化铁矿（黄铁矿和磁黄铁矿）是制取硫酸的主要质料。与黄铁矿共生的金，不适合于直接用化法提取金。通常是将浮选得到的黄铁矿硫化物精矿，先在700～850℃下进行焙烧脱硫，产出的含SO2烟气用于制取硫酸，而焙烧后的烧渣再用于提金。烧渣的主要成分是赤铁矿和一些磁铁矿，一般烧渣中含金0.5～3g/t。但烧渣中金的粒度很细微，多灾0.01mm以下，并且大多为包裹金。用单一的磨矿办法难以达到金的单体别离。只要经过焙烧、水淬后再磨矿，才能用化法提取其间的大部分金。工业上黄铁矿烧渣中收回金的流程如下图所示，金的化浸出率77%，洗刷率98%，锌置换率99.8%，金的总收回率71.6%。所得化金泥含金品位在0.4%左右，可作为一步精炼金的质料。图  从黄铁矿烧渣收回金流程

铝是面心立方结构，故具有很高的塑性，易于加工，可制成各种型材、板材，抗腐蚀性能好;但是纯铝的强度很低，故不宜作结构材料。通过长期的生产实践和科学实验，人们逐渐以加入合金元素及运用热处理等方法来强化铝，这就得到了一系列的铝合金。　　　　铝合金以铝为基的合金总称。添加一定元素形成的合金在保持纯铝质轻等优点的同时还能具有较高的强度，接近或超过优质钢，塑性好，可加工成各种型材，具有优良的导电性、导热性和抗蚀性。成为理想的结构材料，广泛用于机械制造、运输机械、动力机械及航空工业等方面，飞机的机身、蒙皮、压气机等常以铝合金制造，以减轻自重。　　　　采用铝合金代替钢板材料的焊接，结构重量可减轻50%以上。

硫铁矿烧渣在选别之前，通过筛分预处理。筛下产品经磁选－重选的联合工艺流程来制取铁精矿，而筛上的部分含S量比较高，有4%左右。为了不至于白白浪费此部分资源，所以用筛上的产品来收回S，到达充分利用烧渣的意图。 从工艺矿藏学视点看，磁铁矿和赤铁矿属氧化矿类，而磁黄铁矿等含硫矿藏属硫化矿类，因而能够选用反浮选法脱除磁铁矿精矿中所含的硫化矿杂质。因为硫首要赋存在磁黄铁矿中，而对其它几种硫化矿来说，磁黄铁矿的可浮性最差，若能将磁黄铁矿浮出，那大部分的硫将会被分离出来，到达收回硫的意图。 浮选工艺规划为一粗一精两段流程。因为筛上等级比较大，所以要事先进行磨矿。恰当的磨矿能够使烧渣中的磁黄铁矿表面的氧化膜及杂质吸附物得以剥磨和铲除，以新鲜的表面分子结构与药剂作用，然后可使硫的收回率进步。持续进步磨矿细度，烧渣中的磁黄铁矿极易被氧化和过破坏，加速了矿藏的氧化和泥化进程，使其可浮性下降。 在挑选药剂时，首要针对磁黄铁矿的浮选来进行药剂的组合。用硫酸铜、作为活化剂，硫酸和石灰调整pH值，丁基黄药和中性柴油作捕收剂，2#油为起泡剂。 近来对黄药类捕收剂作用机理的研讨以为黄药类捕收剂在硫铁矿藏表面大多是发作电化学吸附。黄药由烃基（R－）和亲固基（－OCSS－）组成，起捕收作用的是（ROCSS－）阴离子。因为磁黄铁矿表面的不均匀性和晶格缺点多，很简单在表面发作氧化复原反响，发生阴、阳区。在磨矿进程中，溶解氧很简单使磁黄铁矿氧化并生成部分可溶性盐，跟着碱性进步，氧化速度加速，结果在矿藏表面生成亲水性的Fe（OH）2薄膜，阻碍了捕收剂的吸附。因而跟着矿浆减度的进步，磁黄铁矿收回率下降比较显著。当pH值小于5时，因为黄药的不稳定性，黄药水解的黄原酸很快地自发分化，生成了CS2和ROH，然后使黄药失去了捕收作用。因而，当pH值过低时，磁黄铁矿的收回率也不高。当pH值＜5时： ROCSSM ROCSS－＋M＋， ROCSS－＋H2O＝ROCSSH＋OH－， ROCSSH→CS2＋ROH 当矿浆pH值呈碱性时，因为磨矿时氧的存在，使矿藏表面自由电子削减，氧是一种很好的电子接受体，可攫取晶格上的自由电子：O2－＋H2O→2OH－ FeS→Fe2＋＋S Fe2＋＋2OH－→Fe（OH）2 在酸性介质中，烧渣中的磁黄铁矿表面亲水性氧化膜，能够被酸溶去，使其显露硫化物表面，有利于捕收剂的吸附，然后使磁黄铁矿得到活化。因为酸对设备具有必定的腐蚀性，对环境保护也有必定的影响，所以宜在弱酸条件下进行，pH值取6.5左右。 收回硫的工艺流程如图1所示：将预先筛分的硫铁矿烧渣筛上各等级产品，在棒磨机中磨矿10min，磨矿浓度为70%；浮选时pH值调整为6.5左右，粗选和精选的药剂准则分别为：CuSO4100g／t、50g／t，Na2S150g／t、60g／t，丁黄120g／t、60g／t，2#油作为起泡剂。得到的硫精矿产品含S档次为30%以上，收回率为47.83%。浮选进程中，泡沫有结板的现象，所以在其他条件不变的情况下，参加六偏磷酸钠作为分散剂调理矿浆，泡沫情况有所改进，但作用不是很显着。后来用中性柴油替代六偏磷酸钠，泡沫情况显着得到改进，并且能够进步浮选速度和黄药的捕收才能，刮出量增大，刮泡时刻也可由本来的5分钟降为4分钟左右。终究能够得到硫档次为38.67%，收回率为54.60%的硫精矿，根本上到达了收回硫的意图。    图1  收回硫

当加热温度高于低熔点共晶的熔点，使低熔点共晶和晶界复熔的现象叫过烧。 　　（1）过烧的宏观组织特征。过烧严重时铸锭和加工制品表面色泽变暗、变黑，有时产生表面起泡。 　　（2）过烧的显微组织典型特征。检查铸锭及加工制品是否过烧，只以显微组织特征为依据，其他方法只能作为旁证。对变形铝合金，根据国家标准，过烧的判定特征有3个，即复熔共晶球、晶界局部复熔加宽和3个晶粒交叉处形成复熔三角形。 　　用电子显微镜对复熔三角形处组织的研究发现，与复熔产物相接触的基体有梯田花样。梯田花样是枝晶露头的结晶台阶，与疏松内壁表面上的枝晶露头一样，表明该处的组织已发生过复熔。 　　一般将过烧程度分为轻微过烧、过烧和严重过烧。轻微过烧指过烧特征轻微，过烧指过烧特征明显，严重过烧指过烧特征多，晶界严重复熔粗化和平直，低熔点共晶大量熔化和聚集。轻微过烧判断较难，要判断准确必须有丰富的经验。 　　(3)过烧形成机理。变形铝合金中，除α(A1)基体外一般都有几种共晶，根据合金的不同，含有共晶的种类和多少也不同。如果在一种合金里有几种共晶，每种共晶的熔化温度不尽相同，当把合金从低温升到高温时，熔点较低的共晶必首先熔化，这个共晶熔化的温度称为过烧温度，而这种共晶被称为低熔点共晶，即熔点较低的共晶。 　　例如2A12合金主要有两种共晶： 　　α(Al)+CuAl2:熔点548℃ 　　α(Al)+CuAl2+Al2CuMg(S相):熔点507℃ 　　三元共晶的熔点比二元共晶低得多，当合金在较高温度热处理时，三元共晶必首先熔化，其熔化温度(507℃)即为2A12合金的过烧温度。 　　(4)防止措施： 　　1)严格控制热处理的温度和保温时间； 　　2)高温仪表定期检定，不允许使用检定不合格或超期仪表； 　　3)热处理炉内温度要均匀，炉料不能有油污，摆放要合理； 　　4)操作时要看对合金和卡片。 　　(5)过烧对性能的影响。合金过烧后，低熔点共晶在晶界上和基体内复熔又凝固，改变了过烧前该处组织紧密相联的状态，对合金的连续性造成了普遍损害，对合金的力学性能、疲劳和腐蚀性能等都产生严重影响。因为合金过烧不能用热处理或加工变形消除，任何铸锭和制品发生过烧都为废品。特别是用于航天工业的合金，更加不能允许。 　　需要指出的是，当合金轻微过烧时，由于第二相固溶更加充分，过烧复熔产物很小，晶界没有遭到普遍损坏，有些合金例如2A12合金，其力学性能不但没有降低反而升高，但应力腐蚀和疲劳性能明显下降。当过烧严重时，各项性能都明显下降。 　　以7A04和6063合金铸锭为例，随着均火温度的升高，铸锭的强度和塑性都逐渐升高，当铸锭过烧后(7A04合金489℃，6063合金591℃)，性能开始下降，其中塑性下降较严重。

就选矿工艺而言，重选是最简单易行的方法。重选所处理的物料相对较粗，粒度范围相对较宽，不同粒度物料要求选用不同的设备;重选的操作因素比较简单。各种选别设备，中人其入选原料的比重组成和粒度基本相同，选别的条件也基本相同。重选处理量大、设备简单、操作容易、投资少、工艺流程也比较简单。对各种类型的硫铁矿烧渣也有一定适应性。根据工艺矿物学比重的测定，可知，硫铁矿烧渣中主要矿物的比重为3.783～3.973。而石英的比重为2.65、方解石的比重为2.7、正长石为2.5～2.6、硼砂为1.7、光卤石为1.6、芒硝为1.5等。根据下列的计算公式，不同比重矿物重选分离的难易度可大致地按等降比判断： 式中：δ1-轻矿物的比重;δ2-重矿物的比重; △-分选介质比重。该硫铁矿烧渣中主要铁矿物虽然与脉石矿物石英的密度差不大，但仍可以用重选加以选别。将烧渣经100目筛子筛分，筛下级别磨矿3min后，试用摇床和螺旋溜槽做单一选矿试验，试验结果见表。表 摇床、螺旋溜槽单一选矿试验选矿方法精矿品位产率（%）尾矿品位Fe的精矿回收率（%）S的含量摇床63.1619.8547.7624.670.272螺旋溜槽60.2356.6838.5067.180.296从表可以看出，试用摇床的效果不好，虽然品位可达到63.16%，但其产率和精矿回收率都较低，分别只有19.85%和24.67%。采用螺旋溜槽处理烧渣，可以直接用于选别此种硫铁矿烧渣。经一次选别，便可以得到精矿品位为60%以上的铁精矿，回收率也有67.18%，而且硫的含量已经降到0.3%左右。单一的摇床工艺达不到较好的分选指标。但采用摇床和螺旋溜槽，有处理量大，工艺简单操作简捷等优点。考虑到今后工业应用的可行性，为降低投资成本，提高经济效益，宜选用处理量大的设备，所以为达到更好的选别指标，重选工艺适合与磁选联合工艺流程的方法来处理硫铁矿烧渣。