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。

矿区位于柞水县东南小岭乡。矿床属于海相沉积型或沉积变质型菱铁矿矿床。    矿区出露地层为中泥盆统青石垭组海相粘土质碎屑-碳酸盐岩含铁建造，具有明显的复理石韵律特征。含矿岩系底部为绿泥绢云千枚岩互层，上部为硅质板岩、砂质板岩夹砂岩。含矿岩系总厚度500m左右，岩性以千枚岩为主，次为变质砂岩和碳酸盐岩夹硅质、砂质板岩。区内已知铁矿体17个，重晶石矿体5个，铜矿体2个。按铁矿体形态、产状和矿物共生组合分为：层状菱铁矿矿体、层状重晶石磁铁矿矿体和脉状磁铁矿矿体。以层状菱铁矿体为主要矿体，储量占99%。    层状菱铁矿矿体主要产于含矿岩系中部层位，延伸较稳定，产状与围岩一致。有两层主要矿体，其中6号矿体长1850m，最大斜深1370m,平均厚26.6m，最大厚133m;7号矿体长2000m,最大斜深870m,平均厚51m，最大厚181m。    金属矿物主要为菱铁矿（占铁矿物量的70%～75%）。次为磁铁矿，常见穆磁铁矿、镜铁矿、黄铁矿、褐铁矿。矿石结构以变余砂状、鳞片状花岗变晶结构为主。矿石构造以条带状为主，其次为致密块状和浸染状。    已探明铁矿石储量（A+B+C+D级）30203万t，其中A+B+C级26560万t。共生铜金属1.4万t，重晶石矿石量986万t。矿石品位：TFe 28%,S 1.4%,P 0.04%。铜 0.29%～1.05%，BaSO441.2%。    该矿尚未开发利用。

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。

我国钒矿资源丰富，首要矿种为钒钛磁铁矿。跟着钒的商场报价上涨，碳页岩类钒矿以及硅质钒矿也得到充沛的运用。提钒工艺中的钠化焙烧因为严峻污染环境，现已被制止运用，选用无钠化焙烧提钒是提钒工艺开展的方向。我国幅员辽阔，矿石性质杂乱，针对矿石性质研讨其工艺及参数是成功提钒的中心。本文针对陕西某碳硅质钒矿的特色，详细研讨其焙烧－浸上班艺，并完结萃取、沉钒、煅烧工艺，实验取得杰出的作用。 一、矿藏分析及化学组成 对该矿的矿藏分析成果表明，该矿的首要矿藏组成为，玉髓、石英、黏土矿类，少数长石，褐铁矿，赤铁矿，方解石。钒首要赋存于黏土矿，可能以高岭土、伊石为主。X－射线很难准确分辩各矿藏详细钒含量。物相分析成果表明，钒首要以Ⅴ（Ⅲ）类质同象方式置换6次配位的三价铝存在于硅铝酸盐矿藏占9.38%。其间氧化铁以及黏土矿藏中钒占32.81%，云母类型矿藏中钒占61.72%，电气石及石榴石中钒占5.47%。钒的嵌布粒度纤细，散布多样。原矿化学分析成果见表1。 表1  原矿化学成分分析成果  %元素V2O5FeOFe2O3MnOK2ONa2OMgOCaOCCu含量1.160.932.620.0050.520.0712.140.701.080.005元素PhBiNiMoSAl2O3P2O5SiO2水分烧失含量0.0050.0050.0260.0280.202.920.4854.570.328.30 二、焙烧－浸上班工艺研讨 碳硅质钒矿常用的焙烧－浸上班艺有三种，即酸浸、碱浸、水浸。实验别离进行了三种提钒计划比照。 （一）酸浸、碱浸与水浸实验计划比照 1、酸浸 酸浸包含直接酸浸、焙烧酸浸，实验比照了不同条件下两种计划对浸出成果的影响。参阅有关材料实验基本参数设定为：磨矿细度为－74μm 71.5%、制粒Φ8～20mm、焙烧时刻2h、温度850℃、含有少数氧化剂的酸用量为原矿样12%、浸出液固比1.2∶1、浸出时刻12h、温度85～90℃。其成果见表2. 表2  不同酸浸计划实验成果  %实验 序号浸出 渣率渣含 V2O5渣计 V2O5 浸出率补白1930.8922.64直接酸浸2971.091.19加10%H2O2直接酸浸3940.5353.44加2%NaClO3直接酸浸4980.7530.53加5%石灰制粒焙烧后酸浸5970.08592.49空白焙烧后酸浸 实验成果表明：（1）直接酸浸钒的浸出率只要22.64%，通过在浸上班艺中参加不同氧化剂可对钒的价态发生很大影响，参加2%NaClO3钒的浸出率能够到达53.44%，可能是NaClO3的参加使得贱价钒很多转化为高价钒易于浸出，而不能转化的钒大多以三价存在；H2O2的参加导致钒浸出成果变差，其原因有待进一步研讨。 （2）焙烧－酸浸实验做了两种工艺研讨，钙化焙烧条件下钒的浸出率为30.53%。相比较直接酸浸钒浸出率有所提高，但作用不显着，空白焙烧后酸浸条件下，钒的浸出率到达92.49%，空白焙烧－酸浸工艺成果较好。 2、碱浸与水浸 碱浸常选用钙化焙烧，即在焙烧工艺中参加氧化钙。浸出在碳酸盐碱液中进行，构成碳酸钙沉积和钒酸钠盐。实验选用的浸液为10%碳酸钠溶液；水浸选用空白焙烧。其它条件同酸浸，成果见表3. 表3  碱浸与水浸实验成果  %实验 序号浸出 渣率渣含 V2O5渣计 V2O5 浸出率补白6990.7827.01加5%氧化钙焙烧碱浸7990.7627.26加10%氧化钙焙烧碱浸8970.2577.91空白焙烧水浸 实验成果表明，该矿空白焙烧－水浸条件下浸出率到达77.91%，浸出成果显着优于碱浸工艺。 通过三种焙烧－浸上班艺实验比照能够看出，该碳硅质钒矿选用空白焙烧直接酸浸和水浸都能够到达满足的浸出作用，虽然水浸有助于消除铁、镁等杂质，但考虑到酸浸浸出率高于水浸大约15%，实验选用空白焙烧－酸浸计划经济作用更优。 （二）工艺条件研讨 1、焙烧温度影响 在提钒工艺中，钒矿的焙烧温度一般在750～900℃，实验选取焙烧温度规模为650～950℃，其成果见图1。图1  焙烧温度对浸出率的影响 从图1能够看出该矿最佳焙烧温度为800℃，温度较低时，贱价钒氧化不充沛；温度超越800℃时，浸出率下降是因为部分熟料被烧结，使得钒浸出难度加大。 2、焙烧时刻影响 焙烧时刻挑选为1、1.5、2h，其成果见图2。图2  焙烧时刻对浸出率的影响 从图2能够看出，最佳焙烧时刻为1.6h，时刻过长时不只添加能耗，还导致烧结的发生。 3、磨矿细度的影响 磨矿细度选取：－74μm 50%、60%70%、80%做曲线，成果见图3。图3  磨矿细度对浸出率的影响 从图3能够看出，磨矿细度对浸出率影响很大，跟着细度的加大，浸出率增大，当－74μm到达70%时，浸出率不再增大，最佳磨矿细度为－74μm 70%。 4、酸用量对浸出率的影响 实验选取含氧化剂的浓硫酸掺量值为4%、6%、8%、12%做曲线，实验成果见图4。图4  硫酸用量对浸出率的影响 从图4能够看出，酸用量为6%，钒的浸出率到达94.03%，用量为12%时，浸出率为94.39%，添加值不大，从经济和浸出目标考虑，硫酸最佳用量为6%。 5、浸出温度影响 浸出温度实验成果见图5。图5  浸出温度对浸出率的影响 从图5能够看出，该矿在常温30℃，浸出作用杰出，浸出率为93.36%，60℃，浸出率最大为95.30%。从工艺、能耗和浸出率三方面考虑，一般常温即可。 三、萃取－沉钒－煅烧工艺研讨 萃取选用磷酸、磷酸酯及火油，反萃取选用1.5M的浓硫酸，两段萃取－反萃取后萃取率可到达97.69%，萃取段数少，萃取作用显着；沉钒时参加调理pH氧化沉钒，沉钒率到达98.28%；进行1～3h煅烧即可取得五氧化二钒终究产品。 四、定论 （一）该钒矿矿石成分简略，首要以SiO2为主，钒大部分赋存在黏土矿中，杂质含量低。因而，焙烧－浸出及除杂工艺相对简略。 （二）该钒矿能够选用空白焙烧－常温酸浸及空白焙烧－水浸工艺，但前者浸出率更高。空白焙烧－酸浸无污染，其最佳工艺参数为：焙烧温度800℃，焙烧时刻1.6h，磨矿细度－74μm 70%，最佳浸出酸用量6%。在此工艺及参数下，浸出率为93.36%。 （三）通过空白焙烧－酸浸、萃取－沉钒－煅烧提钒，终究的钒回收率大于74%，五氧化二钒档次大于98%，契合产品标准。

陕西某金矿矿石为典型的含砷金属硫化物矿石，为结构蚀变岩型，金含量较高，档次达3.37g/t，属易选矿石。 1矿石性质1.1矿藏组成该金矿矿石中有价元素为金，首要以天然金方法存在;其他金属矿藏首要为黄铁矿，以及少数的钛铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿等，没有经济价值;非金属矿藏品种较多，首要有斜长石、绿泥石、海泡石、橄榄石、白云母、黑云母及石英等。原矿首要化学成分分析效果见表1.表1原矿首要化学成分分析效果成分含量成分烧失含量注：Au、Ag的含量单位为g/t.1.2金的矿藏特征矿石中金的赋存状况以黄铁矿裂隙金为主，其次以氧化残留的露出金存在，脉石包裹金较少。显微镜下发现的5粒天然金粒度小于0.状。金物相分析标明，暴露及半暴露金占原矿总金的86%，其他为硅酸盐、碳酸盐、硫化物、赤褐铁矿包裹金。包裹金是影响金收回率的重要原因。矿石中金的物相分析效果见表2.表2金物相分析效果相名暴露半暴露金硫化物包裹金硅酸盐包裹金碳酸盐包裹金赤、褐铁矿包裹金总金散布率/%王琳(1988―)，男，工程师，710054西安市雁塔区西影路178号。2选矿实验研讨因为金的首要载体矿藏黄铁矿合适浮选工艺收回，且浮选法合适收回脉金矿石中粒度小于0.1mm天然金，特别对硫化物载体金、包裹金收回效果较好。因而，本实验选用浮选法收回金。 2.1磨矿细度实验为了获得较高的金收回率和较低的磨矿本钱，首要进行了合适磨矿细度的挑选实验，实验流程见，碳酸钠1000g/t、硫酸铜500g/t、丁基黄药与丁铵黑药各80g/t、2油20g/t，实验效果见。 由能够看出，跟着磨矿细度进步，精矿金档次呈下降趋势、收回率呈上升趋势;当磨矿细度超越-0.074mm65%后，收回率上升不显着，但精矿档次下降依然显着。归纳考虑精矿目标和选矿出产中一段磨矿合适的细度，断定本次实验的磨矿细度为-0.2.2粗选碳酸钠用量实验在完结调整剂优选实验后，对最佳调整剂碳酸钠进行了粗选用量实验，实验流程见，磨矿产品细度为-0.074mm70%、硫酸铜500g/t、丁基黄药与丁铵黑药各80g/t、2油20g/t，实验效果见。 由能够看出，精矿的金收回率跟着碳酸钠用量的添加而缓慢上升;在碳酸钠用量添加到1000g/t前，精矿的金档次快速上升;进一步添加碳酸钠用量，精矿的金档次开端下降。因而，后续实验的碳酸钠粗选用量断定为1000g/t.2.3粗选硫酸铜用量实验硫酸铜是金矿石浮选中常用的活化剂，可进步载金矿藏浮选活性，加强矿藏表面与捕收剂效果，进而进步金档次、收回率。粗选硫酸铜用量实验流程见，磨矿产品细度为-0.074mm70%、碳酸钠1000g/t、丁基黄药与丁铵黑药各80g/t、2油20g/t，实验效果见。 ▲一金收回率;一金档次由能够看出，跟着硫酸铜用量添加，精矿的金档次和收回率出现程度不同的上升趋势。当硫酸铜用量大于500g/t时，精矿的金档次增速放缓、收回率简直不再上升。因而，后续实验的硫酸铜粗选用量断定为2.4粗选捕收剂用量实验经过捕收剂挑选实验，断定选用丁基黄药+丁铵黑药组合(质量比1：1)作为混合捕收剂，用量实验流程见，磨矿产品细度为-0.果见。 粗选捕收剂用量实验效果▲一金收回率;一金档次由能够看出，跟着组合捕收剂用量的添加，精矿中金档次小幅下降，但金收回率显着上升;当捕收剂用量超越160g/t，金收回率增加放缓，金档次降幅增速。因而，后续实验的组合捕收剂用量为2.5浮选闭路实验以条件实验效果为根据进行了2粗2精2扫浮选闭路流程实验，并对各作业药剂用量进行了恰当调整。实验流程见，实验效果见表3.闭路实验流程表3浮选闭路实验效果产品产率档次收回率精矿尾矿原矿注。Au、Ag的档次单位为g/t.由表3能够看出，在磨矿细度-0.074mm占70%的条件下，选用2粗2精2扫的单一浮选工艺，可获得金档次卯。66g/t、收回率(下转第127页)含现象显着，其间铅、铁、硅等元素互含杰出。铅及其氧化物含铁遍及，但铁的氧化物含铅量很少。硅酸盐矿藏中一起杂糅铅、铁2种元素，特别是铁元素较多，使硅酸盐矿藏带弱磁性，是影响铅收回率的主因。 2选矿工艺探究研讨35%、含铁21.34%，均以氧化物为主，只要很少数的硫化物，且渣样成分杂乱、铅嵌布粒度较细、元素互含率高、易过磨，与一般原生矿比较，铅档次虽高，但该类氧化铅的收回一直是选矿范畴的一个难点，国内外罕见效果0.但单一磁选均无法获得抱负的选矿目标是业界的一致，因而，将实验流程断定为重、浮联合流程。在开端选矿工艺研讨前，以工艺矿藏学研讨效果辅导完结了磨矿细度条件实验，得出-0.048mm占90%时，铅矿藏解离较充沛。 浮一重联合流程见，浮选药剂用量为666gA、为1000gA、水玻璃为3硫酸锌为5000g/t、h1和zh2各666g/t、松醇油113g/t，实验效果见表2.原矿调螫剂：：捕收剂f起泡剂摇床精矿浮选浮选精矿尾矿重一浮联合流程89.30%的金精矿。浮选尾矿金档次仍达0.373g/t，仍有下降空间，因而，应注重尾矿降金工艺的研讨。 3定论该金矿石的矿藏组成较简略，首要金属硫化物黄铁矿是金的首要载体，有价元素金首要以天然金的方法存在，粒度纤细，暴露及半暴露金占原矿总金的86%，合适浮选工艺收回金矿藏。 70%的条件下，选用2粗2精2扫的闭路浮选流程，表2重一浮联合流程实验效果称号产率Pb档次Pb收回率摇床精矿浮选精矿尾矿原矿从表2能够看出，重-浮联合流程处理该铅渣，可获得产率13.66%、铅档次42.32%、收回率55.85%的归纳精矿，到达铅精矿四级品标准。要进一步进步精矿质量和收回率，需进行体系的条件实验和闭路实验研讨。 3定论该鼓风炉铅渣性质杂乱，金属矿藏首要由天然铅、金属铅、磁铁矿等，非金属矿藏首要有硅铅钙铁矿、含铁铝钙硅酸盐。铅、铁互含显着，硅酸盐矿藏中杂糅铅、铁2种元素，嵌布方法多样，嵌布粒度归于微细嵌布。 经过选矿计划初探，选用重一浮联合流程收回铅，能获得产率13.66%、铅档次42.32%、收回率55. 85%的归纳铅精矿，经济技术目标较好。

陕西某贫铁矿石中金属矿物主要为磁铁矿、钛铁矿，其次为赤褐铁矿、黄铁矿、铝铬铁矿等。非金属矿物主要为蛇纹石，其次为辉石，此外有少量石英、碳酸盐矿物。磁铁矿为回收的主要目的矿物，粒度以-0.08mm为主。部分磁铁矿呈它形-半自形集合体，粒度范围为0.01～0.03mm，较细，而且又包裹有脉石矿物；部分磁铁矿与脉石矿物形成贫连生体，而脉石矿物多为片状、纤维状蛇纹石，难以磨碎。要使磁铁矿充分单体解离，该矿石必须细磨。本文采用“粗磨弱磁抛尾一磁性产品阶段磨矿阶段弱磁选流程”及“原矿预先弱磁抛尾一阶段磨矿阶段弱磁选流程”分别对该矿进行了选矿试验研究，并推荐后一流程选别该矿石。     一、矿石性质     对选矿试样进行了多元素分析、铁物相分析及矿物组成分析，结果分别见表1～表3。     由表1～表3可见，该矿石自然类型为蛇纹岩型铁矿石，其工业类型为混合矿石。矿石中的金属矿物为磁铁矿、钛铁矿，其次为赤褐铁矿、黄铁矿、铝铬铁矿等。非金属矿物主要为蛇纹石，其次为辉石，此外有量石英、碳酸盐矿物。矿石中最主要的有用矿物为铁矿，该磁铁矿粒级以－0.08mm为主，占57.99%。 表1  原矿多元索分析结果（质量分数）/%TFeAu1)Ag1)CuPbZnS19.700.274.500.00580.00970.0150.078AsMoCrK20Na20Ti02Ni0.0190.0030.560.1570.1851.380.152CoV205Si02A1203CaOMg0LOI0.0140.1428.602.442.0926.967.35     1）单位为g/t。 表2  原矿铁物相分析结果相名含量/%占有率/%磁性铁中铁15.1075.01赤褐铁矿中铁2.0510.18碳酸盐中铁0.432.14硅酸盐中铁2.3511.68硫化铁中铁0.200.99合计20.13100.00 表3  矿石矿物组成（质量分数）/%磁铁矿钛铁矿赤铁矿铝铬铁矿黄铁矿20～251～31～28～10少见蛇纹石辉石石英碳酸盐矿物50～60少见1少    部分磁铁矿呈它形-半自形粒状集合体，粒径小于0.01～0.03mm，这部分磁铁矿粒度细，又包裹有脉石矿物。为了提高铁精矿的质量，必须细磨才能使脉石与之充分解离。     部分磁铁矿与脉石矿物形成贫连生，而脉石矿物多为片状、纤维状的蛇纹石，蛇纹石不易磨碎。所以预测需多段磨矿、多段选别。     绝大部分磁铁矿中含有一定量的Ti，这部分磁铁矿平均含铁65%左右；另还有部分磁铁矿为铬磁铁矿，平均含铁53%左右，而且铬磁铁矿呈它形粒状和细粒状集合体，粒径0.01～0.3mm，部分以细粒状包裹于铝铬铁矿中，需细磨才能解离。     二、选矿试验     （一）粗磨弱磁抛尾-磁性产品阶段磨矿阶段弱磁选流程     1、磨矿粒度试验     磨矿粒度是决定选别指标的关键因素。只有将矿石磨细，使铁矿物得到较充分的单体解离，才能通过选别工艺将其与脉石矿物分离。试验采用湿式弱磁选机，在100mT的磁感应强度下进行磨矿粒度试验，补加水流量为100mL/s（以下同），结果见表4。 表4  粗选磨矿粒度对铁粗精矿指标的影响-0.074mm粒级含量/%产率/%品位/%回收率/%5036.2445.4081.916037.5543.6682.037036.5746.3082.968036.2246.3082.969034.9847.7382.62     由表4可知，随着物料被磨细，铁粗精矿TFe品位，回收率略有上升，考虑到粗精矿需要再磨，因此粗选磨矿粒度可以适当放粗。综合考虑，粗选选择-0.074mm粒级占60%为宜。试验结果也表明，磨矿粒度较粗时，尾矿产率大且铁的损失率低。因此，认为抛尾时的粒度还可以再粗，在后面的试验中要进行磨矿前的预先抛尾试验。     2、磁感应强度试验     物料磨至-0.074mm粒级占60%进行了磁感应强度试验，结果见表5。 表5  粗选磁感应强度对铁粗精矿指标的影响磁感应强度/mT产率/%品位/%回收率/%8033.4247.2079.4010033.8447.6081.3012035.8545.8082.3114037.1145.0082.84     由表5可知，随着磁感应强度增加，铁粗精矿TFe品位略呈下降趋势，回收率呈上升趋势，综合考虑品位和回收率，粗选磁感应强度选择100mT为宜。     3、精选再磨粒度及选别段数试验     粗精矿经一段再磨后分别进行精选一次与精选两次对比试验，磁感应强度为100mT，结果见表6和表7。 表6  精选一次时再磨粒度对铁精矿指标的影响-0.037mm粒级含量/%产率/%品位/%回收率/%6028.1656.8078.617026.9658.0377.528026.3059.9878.069026.3959.3777.50 表7  精选二次时再磨粒度对铁精矿指标的影响磨矿粒度产率/%品位/%回收率/%-0.037mm60%24.5058.9067.38-0.037mm70%22.3159.5061.74-0.037mm80%18.4361.3052.82-0.037mm90%21.1760.7059.61-0.030mm85%24.6862.0075.07-0.030mm90%24.1062.2374.19-0.030mm98%23.3162.6071.89     由表6和表7结果可知，随着物料被磨细，铁精矿TFe品位呈上升趋势。当磨矿粒度达到-0.037mm粒级占90%时，无论是精选一次还是精选两次，铁精矿TFe品位仍然难以达到62%；当磨至-0.037mm粒级占85%以上时，两次精选，铁精矿TFe品位大于62%。试验结果也表明，当一段再磨粒度为-0.037mm粒级占70%，精选一次后，可以抛弃12%左右的尾矿。综合考虑品位、回收率及磨矿成本，所以一段再磨粒度选择-0.037mm粒级占70%，精选一次为宜。     4、精选磁感应强度试验     固定一段再磨粒度为-0.037mm粒级占70%，精选一次，进行了磁感应强度试验，试验结果见表8。     由表8结果可知，随着磁感应强度增加，铁精矿TFe品位呈下降趋势、回收率呈上升趋势，综合考虑品位和回收率，精选一段磁感应强度选择70mT为宜。 表8   精选磁感应强度对铁精矿指标的影响磁感应强度/mT产率/%品位/%回收率/%5025.9858.2073.997028.1757.2079.229028.7656.6079.93     5、精选二段再磨粒度试验为确定精选二段再磨粒度，在磁感应强度为50mT条件下进行了精选二段试验，结果见表9。 表9   精选二段再磨粒度对铁精矿指标的影响-0.030mm粒级含量/%产率/%品位/%回收率/%8024.7461.4073.348525.3361.8076.449024.7162.2074.7698.3419.9864.0061.64     由表9可以看出，随着物料磨细，铁精矿TFe品位呈上升趋势。且当磨矿粒度达到-0.030mm粒级占90%时，铁精矿 TFe品位达到 62%。因此要得到品位大于62%的铁精矿产品，再磨粒度-0.030mm粒级含量应在90%以上。     6、磁感应强度试验     固定二段磨矿粒度为-0.030mm粒级占90%，进行了精选二段磁感应强度试验，结果见表10。 表10  精选二段磁感应强度对铁精矿指标的影响磁感应强度/mT产率/%品位/%回收率/%4018.9462.6058.785024.2062.2074.406025.0561.8075.89     由表10可知，随着磁感应强度增加，铁精矿TFe品位呈下降趋势。回收率呈上升趋势。在保证铁精矿TFe品位大于62%的前提下，精选二段磁感应强度选择50mT为宜。     7、综合条件平行试验     粗选磨矿粒度为-0.074mm粒级占60%，磁感应强度100mT，一段再磨粒度为-0.037mm粒级占70%，磁感应强度70mT，二段再磨粒度为-0.030mm粒级占90%，磁感应强度50mT，进行了综合平行试验，结果见表11。     表11结果表明，粗磨弱磁抛尾-两段再磨-两段再选的流程所选用的条件适宜，试验结果稳定。     （二）原矿预先弱磁抛尾-阶段磨矿阶段弱磁选流程     由于矿石中有用铁矿物含量仅为20%～25%，如能在磨矿前预先丢弃部分废石，适当提高入选品位，则可降低矿石处理成本。由于来样质量限制，分别对-2mm和-12mm两粒级的原矿进行了预先弱磁抛尾试验，将抛尾后的磁性产品再进行阶段磨矿磁选。 表 11  综合条件平行流程试验结果试验序号产品名称产率/%TFe品位/%TFe回收率/%l精矿24.4462.8074.73尾矿75.566.8725.27原矿100.0020.54100.002精矿24.1462.4074.44尾矿75.866.8225.56原矿100.0020.23100.003精矿24.6662.8074.90尾矿75.346.8925.10原矿100.0020.68100.00平均精矿24.4162.6874.69尾矿75.596.8625.31原矿100.0020.48100.00     按照图 1所示流程，分别对-2mm和-12mm原矿进行了预先抛尾-阶段磨矿-阶段磁选全流程试验，结果见表12。表12   原矿预先抛尾-阶段磨矿阶段磁选全流程试验结果原矿粒度/mm产品名称产率/%TFe品位/%TFe回收率/%2精矿24.2462.0672.76尾矿75.767.4427.24原矿100.0020.68100.0012精矿23.4162.9572.09尾矿76.597.4527.91原矿100.0020.44100.00     -2mm与-12mm弱磁预先抛尾-阶段磨矿阶段磁选两流程抛尾量分别为45.35%和22.67%，所得铁精矿指标相差不大。本次试验确定原矿抛尾粒度为-12mm。     （三）推荐流程    最终推荐的原则流程为：破碎至-12mm的原矿经磁滑轮预先抛尾，磁性产品阶段磨矿阶段湿式弱磁选数质量流程见图2。经预先抛尾-阶段磨矿-阶段磁选流程，可获得产率为23.41%、TFe品位为62.95%、回收率为72.09%的铁精矿。     三、结语     （一）陕西某贫铁矿石类型为蛇纹岩型铁矿石，磁性铁占75.01%，工业类型属混合矿石。该磁铁矿的粒度变化范围较大，但主要以-0.08mm细粒为主，占57.99%。部分粒度小于 0.01～0.03mm的细粒磁铁矿集合体不仅包裹脉石，而且与脉石贫连。主要脉石矿物蛇纹石本身呈纤维状、片状，在磨矿过程中不易磨碎，因此须采用多段再磨才能使磁铁矿充分解离。部分铬磁铁矿因含有Ti、Cr、Al、Mg、Mn，平均含铁只有53%左右；还有大部分磁铁矿含有Ti，平均含铁65%左右。这是导致铁精矿品位不高的主要原因。     （二）最终推荐流程为：-12mm原矿磁滑轮预先抛尾-阶段磨矿-阶段选别，所得铁精矿产率 23.41%，TFe品位为62.95%，TFe回收率为72.09%，其中MFe回收率为94.26%。

摘要  陕西省锰矿产资源丰厚、种类多、可选性好，具有很高的工业价值，易构成采、选及产品深加工的工业结构。本文树立了开发陕西省锰矿资源的系统规划模型、出资经济模型和出资目标的点评系统，针对现在存在的问题及出产现状提出了相应的对策。   要害词    锰矿资源     系统规划    出资经济    点评系统    模型 1 前语     矿产资源是现代人类赖以生存的重要物质，地球上矿产资源的储藏量是丰厚的、但又是有限的，人类在不断地挖掘运用资源，也在发现新的资源，从久远的战略高度，从国家和民族的久远利益动身，有方案的、合理的挖掘矿产资源，关于一些影响我国国民经济稳定开展的重要资源来说尤为重要。     跟着国民经济的迅速开展，我国85%～95%以上的动力、工业原材料来自矿产资源，但后备矿产资源严重不足，特别是联系到我国国民经济稳定开展的缺少资源如石油、铁矿、锰矿、铜矿、铬铁矿、硫铁矿、钾盐等。据统计，2000～2010年我国国民经济急需的45种矿产中将有1/4不能满意国民经济开展的需求，钾盐、铬铁矿、硫铁矿仅占总需求量的10%～30%，如表1所示。 表1   2000～2010年我国矿产资源供需情况    序号  矿产资源称号2005年供应占需求的份额2010年供应占需求的份额  供需联系产值需求量产值需求量1石油/×108t1.62.2～2.470%1.753～3.554%缩小2铁矿石/×108t2.54.556%2.45～5.546%缩小3锰矿石/×104t38067057%35075047%缩小4铬矿石/×104t2218412%15210～2307%缩小5铜/×104t5515037%62180～21032%缩小6硫铁矿/×104t21502400-260086%24503000-320079%缩小7钾/×104t10888012% 160012%缩小8铝/×104t435300满意 350-400满意 9镍/×104t5.5-64.76满意 6.25满意 10煤/×104t1312-13满意1716-18满意 11锌/×104t140105满意 130～140满意 12钨/×104t4.51.3满意 1.5满意 13锡/×104t5-5.54.4满意 6.8满意 14钼/×104t40.56满意 0.66满意  2 陕西省锰矿资源的散布     据统计，陕西省已探明的锰矿储量在2×107t以上，位居全国锰矿储量的第7位，首要散布在我省南部汉中市（勉县、略阳县、宁强县、镇巴县、乡县等）和安康市（县、旬阳县等），少量散布在关中渭南市。详细资源散布情况如表2所示。[next] 表2  陕西省锰矿产资源散布情况  行政区域矿带称号矿床类型矿石类型保有储量/×104t汉中市（区域）南秦岭锰矿带小型矿床低磷碳酸锰矿10.65汉中市（区域）中秦岭锰矿带中-小型低磷碳酸锰矿868.01汉中市（区域）摩天岭锰矿带中-小型褐锰矿544.41汉中市（区域）大巴山锰矿带中-小型低磷碳酸锰矿489.38汉中市（区域）其它锰矿带中-小型褐锰矿161.40安康市（区域）其它锰矿带中型矿床氧化锰矿149.68渭南市（区域）其它锰矿带小型矿床氧化锰矿15.25合          计   2238.78     注：1988年发布的地勘资料     陕西省锰矿资源的特色：    （1）矿床成因杂乱。陕南锰矿床的成因类型以海相堆积型和堆积蜕变型为主，别离属优地槽、冒地槽和地台型；在成矿年代上别离为蓟县、震旦纪和寒武纪，具有多成因、多年代、多层位的矿床散布特色。    （2）矿床规划小，散布广。矿床以中小型为主，由秦岭和巴山含锰岩系构成四大锰矿带，首要散布在汉中市属的6个县，少量在安康市。矿体多呈层状、似层状、扁豆状，挖掘条件杰出。    （3）矿石种类齐全，档次较低。首要矿石有低磷碳酸锰矿、高磷碳酸锰矿、褐锰矿和氧化锰矿。工业类型以宁强县黎家营的褐锰矿和镇巴县屈家山的低磷碳酸锰矿为代表，矿石的均匀档次在20%左右，属贫矿类型，矿藏粒度和集合体的粒度较大，矿藏的选别性杰出，具有杰出的工业价值，易构成采矿、选矿、及深加工的工业格式，把资源优势转化为工业优势。 3  资源开发系统规划模型     资源系统规划是指搜集、存储和处理有关资源信息，在现有技能条件下，最大极限的合理挖掘矿产资源并取得最大的经济效益。锰矿厂商的投入、产出反映了厂商部分之间直接和直接的悉数技能经济联系，它包含了锰资源彻底耗费和产品彻底耗费，不单纯是由出产过程直接耗费锰资源及因为锰资源等耗费而发生的直接耗费两部分组成，还包含因为厂商出产过程中所运用资源的康复，以及所出产环境污染物的管理带来的直接资源耗费。     假定A为厂商出产过程中锰资源直接与直接耗费目标；pi k为第i个出产部分出产第k种锰产品对锰资源直接耗费目标；g i k为第i个出产部分的第k种锰产品（贫矿石、富矿石）对锰资源直接耗费目标；akj为第j种锰产品（锰精矿）对第k种锰产品（矿石）的直接耗费目标；eik为第i个出产部分对第k种锰资源康复而产出的锰资源直接耗费目标；βkj为第k种锰资源康复过程中对第j种锰资源直接耗费目标；rik为第i个出产部分的第k种固定资产耗费对锰资源直接耗费目标；θkj为第j种锰产品出产过程中第k种固定资产（折旧率）耗费而发生的锰资源直接耗费目标；sik为第i个出产部分的第k种污染物管理而发生的锰资源直接耗费目标；则锰矿产资源的系统规划模型为：     式中：第1部分是矿山厂商出产过程中锰资源直接耗费部分；      第2部分是矿山厂商出产过程中的锰矿石、锰精矿等中间产品对锰资源的直接耗费部分；     第3部分是矿山厂商出产过程中所运用各种资源的康复而发生对锰资源的直接耗费部分；     第4部分是矿山厂商出产过程中污染物管理而发生对锰资源的直接耗费部分；     第5部分是矿山厂商出产固定资产耗费（折旧）所发生对锰资源的直接耗费部分。[next] 4 资源开发出资经济模型     许多有色金属和稀有金属矿床的矿化极不均匀。在挖掘时，有或许挑选性地挖掘较富的区段。可是，假如先采富矿，后采贫矿，则整个矿床核算的选矿收回率将比贫富矿混合选矿时低。从富矿区段中回采贫矿是不合算的，实际上这些贫矿是丢掉了。为了消除选别挖掘（对最富的部分超前挖掘）带来的晦气结果，以及确保投产初期产出较富的矿石，有必要事前方案和规划矿床的挖掘次序，把矿床的挖掘划分为两期或若干期。     在建造新矿山时，储量的探明情况较差，这意味着，比改建现有矿山要多支付基建出资及出产费用。假如矿山的第1期建造是以B级以上储量为主并且是最富的部分，则差错将不超越15～20%。在矿山的第1期出产经营过程中对首要储量详查之后，断定储量时的差错将不超越10～15%。即比一般的差错要削减三分之一，并且，在规划中断定其他技能经济目标时或许发生的差错也将会削减。假如不分期挖掘的年限大于20年，相应的差错不小于±30%；若把此期限分为两个阶段，则差错约为±15%，即削减一半。分期挖掘的最大优点是能够确保规划决议方案更为精确。这是因为当矿床由出产探矿工程和第1期采矿工程详探后，作为第2期规划根底的悉数资料更为可靠了。分期挖掘的初期出资是最小的，而出资的效益将是高的，因为以采出矿石计的年产值尽管较小，可是按终究产品计的厂商出产才能将是相当大的。     中小矿山的第1期工程能够很快建成并投产。在划分为两期挖掘时，因为矿山第1期工程较快投产和挖掘矿床较富的部分，考虑到时刻要素，多获的赢利能够用下式核算：    式中：Ed——分为两期挖掘后多取得的赢利，元；     A1、A2、A0——第1期、第2期和基准方案（不分期）矿山出产才能，t/a；     P1、P2、P0——第1期、第2期和基准方案中采出矿石收回价值，元/t；     C1、C2、C0——第1期、第2期和基准方案的采选费用，元/t；     t1、t2、t0 ——第1期、第2期和基准方案的矿山效劳年限，a；     △t——基准方案与分期建造方案第1期工程在建造期限之间的不同，a；     k——额外折现率。     因为改进基建资金运用情况而取得的效益为：              式中：Q1、Q2——第1期挖掘、第2期间挖掘和不分期挖掘中，矿山的固定资产及流动资金，元。     考虑到时刻要素，按折算费用计的效益为：E=Ed+Eg     明显，分为两期挖掘并在第1期挖掘储量中较富部分而获益甚高，一起也提高了出资决议方案的精确性和可靠性。 5 资源开发出资目标点评系统     新建，改建或扩建矿山工程是一个较杂乱的技能经济系统工程，它具有多要素、多条件、多变量约束的特色，是一系列技能上可行、经济上合理的多目标优化问题。研讨这方面问题要从不同的技能经济特征，提出有科学依据的多挑选方案，以便于多方案纵向、横向比较点评，从中择优。每个技能方案经过技能经济核算，能够得到许多技能的、经济的单项目标，每一个单项目标都具有必定的技能概念和经济概念，别离阐明某一特定含义的技能问题和经济问题。不或许有这样少量几个目标，能够承担起阐明各种技能经济问题的功能，承担起作为衡量出资经济作用好坏的准则，为了从不同的旁边面别离阐明技能方案的特征，经济作用的好坏，就有必要树立资源开发出资的多种经济目标系统，并且赋予各个目标的不同权重，处理出资目标系统中的不断定要素，如表3所示。[next] 表3  矿山资源开发的出资目标点评系统  一级目标权重二级目标权重三级目标权重补白微观经济分析目标                  0.6价值目标      0.5新建、改建矿山的单位产品出资额0.08 新建、改建矿山单位出资添加的产值0.08 新建、改建矿山的单位产品成本0.12 新建、改建矿山的单位产品盈余0.12 新建、改建矿山的劳作出产率0.10 新建、改建矿山的静态出资收益率0.15 新建、改建矿山的动态出资收益率0.20 新建矿山的追加出资比数作用系数0.15 什物目标        0.3新建、改建矿山的出产才能0.10 资源的运用程度（收回率、贫化率等）0.15 建造矿山工程项目的总工程量0.10 建造矿山工程项目的工程质量0.15 建造矿山工程需求的动力燃料等材料0.08 建造矿山工程的工艺技能装备水平0.12 新建、改建矿山的劳作出产率0.10 新建、改建矿山的产品质量0.15 新建矿山的劳作卫生及环境维护0.05 时刻目标    0.2新建、改建矿山的建造时刻0.20 新建、改建矿山的达产时刻0.20 建造总出资收回期（静态、动态）0.25 建造追加出资收回期（静态、动态）0.25 矿山出产设备维护与更新期0.10 微观经济分析目标0.4动态 目标  0.5净产值的净现值0.40 社会收益（纯收入）净现值0.30 社会内部收益率（纯收入内部收益）0.30 静态 目标  0.4静态出资产值率0.50 静态社会收益率（出资利税率）0.50 其他目标    0.1净外汇作用0.05 世界竞争力0.25 社会就业率0.20 劳作分配作用0.25 其它社会作用（文明、生态等）0.25     运用树立的出资经济目标系统，实现在质与量上可比，在时刻上可比；一起着重矿山厂商的微观经济作用和国民经济的微观经济作用，正确地作出判别和出资决议方案。[next] 6 定论    因为矿山建造是一项较杂乱的技能经济系统工程，是多要素、多目标、多目标的杂乱系统，跟着系统杂乱性的添加，描绘系统的不断定性和不精确性也添加，这些不断定性和不精确性既有随机性，又有含糊性，而大多数是具有含糊性。人们在建造矿山厂商出资时，往往需求推理、判别，进行综合性点评，为出资决议方案作出能够或不能够的定论供给科学依据。    但近年来，陕西省锰矿山厂商有增无减，锰矿产量迅速增长。受局部利益的唆使，大矿大开，小矿小开，有水快流。特别是地方政府出台了一些优惠政策，从某些视点扶持、鼓舞了民采滥挖，使我省锰矿产资源呈现失控状况。因而分析现状、提出对策、展现规划，是我省锰矿产资源可持续开展的要害。    （1）从久远的战略高度，从国家和民族的利益动身，有方案的合理断定出产规划，构成探、采、选及深加工的工业格式，树立区域间分工合理的区域矿产资源开发系统，活跃推动产品结构、矿山厂商安排结构、区域结构的调整和优化，科学地运用资源，为子孙后代谋福。    （2） 统一规划，方案挖掘，综合运用，“在维护中开发，在开发中维护”，这是我国矿产资源开发运用的总准则。据1999年统计资料，汉中市锰矿产量已超越20×104t ，工业供应产值达2500多万元，已开始构成采、选联合厂商，为本地经济开展和将资源优势转化为工业优势作出了奉献。但因为我国对矿产资源开发运用的投入严重不足，地质勘探作业资金缺少，保有储量剧减，国营厂商效益低，困难重重，民采现象逐年上升。特别是采矿、选矿工艺落后，产值低、回采率低，常常采富弃贫，使很多资源糟蹋的“小作坊”，有必要坚决撤销，规范采矿次序，对已耗费资源和现有锰资源进行调查分析，作出科学的评价和出资决议方案。    （3）经济社会的开展有必要约束在资源、环境的承载才能之内。单一地寻求经济、社会的开展，疏忽了人口、资源、环境维护相和谐是非常可怕的，特别是每年向大气中排放约4万吨SO2气体，破坏了生态环境，污染问题非常严峻。这就要求咱们加大科技投入力度，注重选用新技能、新工艺，下降锰资源耗费，下降厂商出产成本，下降环境污染目标，开发锰深度产品，以增强商场竞争才能和厂商抗危险才能，力求在最短的时刻内使我省锰厂商的技能水平、管理水平、设备和环境管理水平习惯可持续开展战略。

陕西某钒矿提钒新工艺研讨   李洁  海  马晶   西北有色地质研讨院       摘  要 传统的钠化焙烧提钒工艺本钱较低，可制得纯度达98%以上的五氧化二钒；新工艺则具有无污染的长处，在实验目标附近的情况下，出产本钱不高，有杰出的经济效益，环境效益和社会效益。     关键词 超细磨矿 焙烧 钒       陕西某钒矿系吸附涣散状况存在的钒矿，不宜用机械选矿办法富集。在该区域的同类矿石中，提钒办法大致有两类，一是传统的钠化焙烧提钒工艺，该工艺技能老练、操作简略，建厂出资和出产本钱相对较低，但由于选用工业食盐作钠化剂，焙烧时发作很多的、氯化氢等有毒气体，对周围环境形成了严重破坏；二是酸浸-萃取提钒工艺，该工艺可削减环境污染，但出产本钱和建厂出资过大，致使出产厂商不堪重负。本研讨标明，选用超细磨矿-无增加剂焙烧-助浸提钒工艺，可获得较好的实验目标，且不形成环境污染，在现在超细磨矿技能日趋完善、本钱不断下降的情况下，新工艺为该类矿石的开发利用展示了新的远景。   1  矿石性质       矿石类型为泥岩与炭硅质岩的混合矿石，原矿含V2O51.60%，矿石中首要金属矿藏为褐铁矿、黄铁矿、铁钒锐钛矿、钒铁矿等。首要非金属矿藏为石英、泥质和炭质，一起还有少数碳酸盐矿藏和磷灰石。钒的赋存状况较杂乱，除在钒铁矿、钒铁锐钛矿中散布以外，经电子探针分析标明，矿石中占很大份额的石英和褐铁矿中普遍存在涣散状况的钒。原矿多元素分析成果见表1。   表1  原矿多元素分析成果        成份V2O5TiO2P2O5Na2OK2OFe2O3SiO2Al2O3含量（%）1.600.270.640.121.666.8673.863.22成份MgOCaOCoNiAsSTCMo含量（%）2.421.940.0020.0160.0060.520.440.016   2  提钒工艺   2.1 实验想象       矿石中的贱价钒经焙烧可氧化成V2O5，如其能与矿石自身所含K、Na元素生成可溶性盐，在浸出作业可再参加有利该盐类溶解的助浸剂，则可使矿石中的钒有用转化，后经二段沉钒作业即可得到含V2O598%以上的精钒。   2.2首要因素对焙烧转浸率的影响   2.2.1磨矿细度对焙烧转浸率的影响：       磨矿细度对焙烧转浸率的影响见表2。[next]   表2  磨矿细度对焙烧转浸率的影响实验成果       磨矿细度（%）V2O5转浸率（%）-76μm含量-40μm含量-30μm含量-10μm含量91.8///63.75/87//65.00//88/69.38//93.06075.00     实验成果标明，磨矿细度越细，焙烧转浸率越高。   2.2.2焙烧温度对转浸率的影响      焙烧温度对转浸率的影响成果见表3  表3  焙烧温度对转浸率的影响    焙烧温度（℃）转浸率（%）75013.7580076.8885078.13       实验成果标明，当750℃时，转浸率很低。而温度升至800℃时转浸率急升至76.88%，800℃今后趋于稳定。   2.2.3  焙烧时刻对转浸率的影响       焙烧时刻对转浸率的影响成果见表4   表4  焙烧时刻对转浸率的影响    焙烧时刻（小时）转浸率（%）165.63276.88377.50479.38     实验成果标明，跟着焙烧时刻的增加，转浸率呈上升的趋势，但2小时以上时趋于稳定。   2.3  新工艺与钠化焙烧法转浸率的比较       焙烧、浸出作业新工艺与钠化焙烧法异同点见表5。   表5  钠化法与新工艺异同点    相同点相异点V2O5转浸率(%)焙烧温度800℃ 焙烧时刻 2小时钠化法增加10%NaCl磨细度-76µm90%水浸浸出78.71新工艺磨矿细度-10µm60% 助浸浸出76.88[next]   2.4  其他作业       原矿磨矿焙烧后，加温拌和助浸浸出，浸出液经二段沉钒，归纳闭路实验可获得72.26%的提钒总回收率，精钒档次到达98%以上。   3 成果评论       新工艺与钠化焙烧法比较，实验目标挨近，在焙烧浸出段的首要区别是钠化焙烧加钠化剂氯化钠，新工艺选用超细磨矿，另外在浸出段进行助浸浸出，它的首要长处是无污染。 材料标明焙烧机理为：     焙烧钠化法的机理：     2NaCl+O2+H2O(g)+V2O3=2NaVO3+HCl↑     4NaCl+3O2+2V2O3=4NaVO3+2Cl2↑     其中有氯化氢和放出污染环境。     而新工艺在焙烧时发作的仅是贱价钒的氧化反响。     V2O3 + O2= V2O5     2V2O4 + O2= 2V2O5     故不形成空气污染。     从出产本钱上讲，钠化焙烧所需氯化钠的本钱，能够部分乃至悉数抵销新工艺中超细磨矿的本钱，跟着超细磨矿技能的进一步开展，磨矿本钱还有或许进一步下降。   4 定论      （1）本实验选用超细磨矿—无增加剂焙烧—助浸提钒新工艺可获得钒焙烧转浸率75%以上，归纳闭路实验可获得72.26%的提钒总回收率，精钒档次到达98%以上的实验目标。    （2）新工艺为无污染工艺,出产本钱挨近钠化焙烧,且跟着超细磨技能的不断开展,还有或许进一步下降。   参考文献   1  戴文灿等  《石煤提钒归纳利用新工艺的研讨》 2  邹晓勇等   《含钒石煤无盐焙烧出产五氧化二钒工艺的研讨》

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。

一、磁—重联合收回工艺       陕南月河横贯健康、汉阴两市县，沿河有五里、健康、恒口、汉阴4座砂金矿山，9条采金船，3个岩上选厂。月河砂金矿经采金船和岸上选厂处理后所得尾矿有21种矿藏，矿藏以强磁性矿藏为主，弱磁性矿藏为辅，搀杂有微量的非磁性矿藏，现在可使用的只要4种：磁铁矿（42%）、赤铁矿（18%）、钛铁矿（18%）、石榴石（17%）其间石榴石以铁铝石榴石为主。以磁铁矿为主的铁精矿作为强磁性矿藏，在砂金尾矿中含量最多，一般为60%，小于1mm粒级中含量达90%以上。       考虑到选厂尾矿中的粉尘已被重选（砂金矿山均选用重选法）介质——水浸洗过，故可选用干式分选工艺选铁精矿，既可简化工艺设备，又可削减脱水、浓缩和过滤作业，削减占地面积和选矿用水。       健康金矿依据选厂导矿特性，经过实践，选用φ600×600（214.97kA/m）永磁单辊干选机和CGR－54型（1592.36kA/m）水磁对辊强磁干选机依次从尾矿中分选磁铁矿、赤铁矿（合称铁精矿）及钛铁矿与石榴石连生体的两段干式磁选工艺，见图1，在流程末还增加了两台XZY2100×1050型摇床，用来分选泥砂废石中的金。使用该工艺，健康金矿每年可从选厂尾矿中取得铁精矿1700t，收回砂金2.18kg，铁精矿以保存价136元/t、黄金以96元/g核算，年共创产量44.12万元。图1  健康金矿分选铁精矿工艺       陕南恒口金矿选用单一的φ600mm×600mm（87.58kA/m）永磁单辊干选机从选厂尾矿中分选铁精矿，精矿产率达31.2%，选得铁精矿的档次为65%～68%，从尾矿中可产铁精矿1100t/a，凭借摇床从中可选砂金1.5309kg，共创产量近30万元。       二、磁选—焙烧—磁选收回工艺       汉阴金矿按照尾矿性质，挑选了场强为135.35kA/m的湿式磁选机从尾矿中分选铁精矿，分选铁精矿后的尾矿再选用焙烧—磁选的工艺分选出钛铁矿和石榴石，生产工艺见图2。据开始预算，可年产钛铁矿360t、石榴石468t和选铁时未选净的磁铁矿216t，从中分选细金屑1.218kg，共创产量可达170万元。图2  汉阴金矿分选钛铁矿及石榴石等工艺

本次试验经各种条件考察，为处理该矿石制定了合理的工艺流程和药剂制度，取得了金精矿品位108.15克/吨，回收率92.28%的良好指标。    该矿为秦岭重要金矿类型，属微细浸染氧化金矿石、毒砂—黄铁矿金矿石、角砾—碎裂岩代—碳酸盐化粉砂泥岩型金矿石、含铜毒砂—黄铁矿金矿石等多种金矿石组成。本试验之样品，以毒砂—黄铁矿含金矿石为主，主要脉石矿物为：绢云母、方解石、白云石、石英。亚显微金或存在于上述矿物裂隙中，或被其包含、紧密共生。这导致产品的金品位与含砷的高低成正向相关关系，即金品位越高含砷越高。    本次试验之最终精矿含砷10.78%即是此原因所致。由于载金矿物为含砷矿物，故砷和金同上同下，至少在目前，浮选方法尚不能解决金和砷的分离，目前含砷金精粉在我国冶炼中已得到解决，此含砷金精粉在市场销售中不存在问题。    本次试验金精矿品位已足够高，为保回收率没有进行精选，将来生产上若原矿品位低，可考虑适当增加精选。    由于工艺流程中添加了石灰1000克/吨，尾矿很容易沉降，故将来生产上不会存在尾矿库中的尾砂浆难以沉降、难以澄清的问题。    本次试验采用的浮选工艺，工艺流程、药剂制度较为简单，所得指标也较为理想，可作为该矿建厂设计依据。

实验意图是为该矿床的开发利用供给可行性根据。      1975年8月，陕西省地质局实验室曾对铁梵宇钒钛磁铁矿Ⅰ类矿样进行了开始可选性实验，因为样品代表性不行，全铁档次偏高级原因要求从头采样，进行具体的实验研讨。托付方从头收集的桃源Ⅰ、Ⅱ类矿样，因为代表性不行，全铁档次均为10%左右，无法进行实验，与托付方洽谈赞同本实验以铁梵宇矿样为主。铁梵宇Ⅰ类样原矿档次：TFe 26.00%、TiO2 9.08%、V2O5 0.27%、S 0.55%、Co 0.013%；铁梵宇Ⅰ、Ⅱ类矿1：1混合样原矿档次TFe 20.61%、TiO2 7.47%、V2O5  0.23%、S 0.52%、Co 0.011%。    铁梵宇矿样属基性岩浆成因铁矿床，首要金属矿藏为钛磁铁矿、钛铁矿、少数黄铁矿、磁黄铁矿、白铁矿等。脉石矿藏首要有斜长石、辉石、角闪石、绿泥石、绢云母、透闪石、钠长石，少数方解石、高岭土等。其间钛磁铁矿和钛铁矿是首要收回矿藏，钴以类质同象赋存在黄铁矿及磁黄铁矿中，可归纳收回；钒以类质同象首要存在于钛磁铁矿中，可归纳收回。

实验意图是为该矿床开发利用的可能性供给根据。     该钼矿床首要为石英、绢云母、角闪石、长石、黄铁矿、毒砂、萤石、绿泥石、辉钼矿、少数磁铁矿、褐铁矿、磷灰石等。     矿石中金属矿藏以稀少浸染结构，自形微细粒结构为主，黄铁矿呈环带结构，毒砂呈细柱状、细矛头状与黄铁矿组成共边结构及黄铁矿聚晶包裹。辉钼矿首要散布于萤石——硅化石英告知蚀岩体中，因为矿化蚀变非常激烈，钼矿化与绢英岩化萤石化密切相关。据相关材料介绍，钼的首要赋存状况为微晶辉钼矿、以单体不均匀浸染状打开，辉钼矿首要以微晶体包裹或涣散状微粒体嵌布于微细粒石英聚集体中，少数以相同的颗粒巨细嵌布于黄铁矿中。辉钼矿粒度改变规模：0.005-0.3mm，其间0.01-0.074mm者约占70-80%，0.074-0.3mm者约占20-30%。辉钼矿的这种嵌布特性是导致钼精矿档次和收回率不高的重要原因。     该矿石在磨矿细度-200目 90%条件下，实验选用二粗、二扫、二精的闭路浮选流程，取得钼精矿档次12.64%，收回率62.11%。与同类型矿石比较，到达预期选别效果。     因为黄铁矿中包裹有辉钼矿，在少数黄药效果下，黄铁矿很简单进入钼精矿，然后下降钼精矿档次，当用石灰按捺黄铁矿，不加黄药时，黄铁矿又进入尾矿，导致尾矿档次上升，使钼精矿收回率下降。可以说，黄铁矿也是影响选别目标的重要因素。     原矿含碳1.56%，为钼档次的3倍左右。钼和碳（石墨）均为非极性矿藏，加非极性油——火油，乃至只加起泡剂就能浮游。在实验和生产实践顶用浮选法别离钼和碳尚无先例。这也是影响钼精矿档次的又一重要因素。     矿石含金0.36克/吨，没有收回价值。

报告摘要：     该矿石为铜铅锌多金属复杂硫化矿，属难选矿石类型。    根据岩矿鉴定报告，细粒及微细粒包裹现象在有用矿物间普遍存在。如黄铜矿多以0.001-0.02毫米的极细粒度被包裹在闪锌矿之中，且80%以上的闪锌矿内都含有包裹体，导致闪锌矿与方铅矿之间的可浮性差异减小；又如各有用矿物嵌布粒度以微细粒-细粒为主，粗磨条件下难以单体解离。复杂的矿石性质给铅-锌分离带来困难。        在一段磨矿条件下，采用优先选铅然后选锌的工艺流程，可获得锌精矿和混合精矿两种产品。铜矿物分散在锌精矿和混合精矿中，未得到单独产品。    试验所采用的工艺流程为常规流程，药剂亦为常规选矿药剂，易于生产管理。    主要试验指标为：锌精矿中锌回收率65.03%,锌精矿品位46.07%,混合精矿中锌回收率34.00%,锌品位21.27%；混合精矿中铅回收率92.11%,铅品位22.35%。    混合精矿中含银450克/吨，银回收率71.94%；锌精矿中含银150克/吨，银回收率21.17%。

试验目的是通过选矿试验研究，为该矿提供合理的选矿工艺流程及经济技术指标，为资源开发利用提供参考依据。     该钼矿石采用钼一粗、二扫、八精，选钼尾矿综合回收黄铁矿，试验指标：钼精矿含钼42.75%，钼回收率76.04%，硫精矿含硫48.17%，硫回收率78.33%。     该钼矿石中金属矿物有七种：辉钼矿、黄铁矿、黄铜矿、斑铜矿、磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿。脉石矿物十七种：石英、长石、透辉石、透闪石、阳起石、黑云母、绢云母、绿泥石、方解石、白云石、绿帘石、滑石、水镁石、海泡石、木屑石、锆石、石墨。    该钼矿石中由于碳和易浮脉石（绢云母、滑石、辉石）存在，在选矿过程中造成泡沫发粘，从而影响了选矿指标。    辉钼矿为本次试验的主要目的矿物,而辉钼矿又多以浸染状不均匀地散布在矿石中。单晶为主，少量呈聚晶堆积在一起，少量辉钼矿以细脉穿插在含矿岩石的裂隙中，部分辉钼矿可包裹在黄铁矿晶粒内，亦见对黄铁矿有穿插交代现象，矿物结晶粒度细小，这主要是影响钼精矿品位及回收率的主要原因。

铝氧化标牌制造、面板的氧化办法有以下几种：　　　　1.沟通氧化上色，氧化膜软合适冲压凸字后加工；　　　　2.室温硫酸氧化合适染黑色；　　　　3.低温硫酸氧化，氧化膜详尽又硬，合适染印地素、金色染料等；　　　　4.硫酸、草酸混酸氧化可在常温条件下得到硬氧化膜；　　　　5.瓷质氧化用铬酸和阳极氧化，表面同瓷釉.

根据委托方要求，本次试验的目的在于：通过对提供的试验样品进行多元素分析、岩矿鉴定，查明其矿物组成，确定可开发利用的石墨固定碳、金红石具体含量。在此基础上，进行多方案可选性试验，确定石墨碳、金红石产品指标，提供石墨产品的精矿品位及其回收率，结合市场价格及所采用工艺大体生产成本，进行经济分析，为该石墨（金红石）矿是否具有可开采价值，提供指导性意见。     1、陕西洋相翁子沟石墨（金红石）矿主要有用碳质物为石墨，主要工业钛矿物为金红石，石墨的特征是矿物粒度细小，但固体嵌晶包体极少，成分纯净，石墨质量相对较好。     2、本次试验的重点是确定翁子沟石墨（金红石）矿中的石墨资源开发价值，因此针对样品的矿石特点，进行了多方案对比试验，并借鉴国内外石墨选矿的先进工艺，最终采用一段粗磨、二段再磨、一次粗选、一次扫选、八次精选工艺流程。    经过连续20天的试验，获得石墨精矿含固定碳87.05%，回收率79.11%；尾矿综合回收金红石，富集后TiO2可达9.39%，回收率44.62%。初步结论为：翁子沟石墨（金红石）矿中石墨是可选的，金红石回收试验也有一定效果；如果进行闭路试验以及优化试验条件，石墨精矿的产品品位和回收率，将会进一步提高；金红石的回收亦将获得更加理想的指标。因此，该矿具有可以开采的经济价值。    陕西洋县翁子沟石墨（金红石）矿，按照日处理500吨矿石的小型选矿厂设计，经过初步估算，每年净利润可达132.75万元。    综上所述，可以确定陕西洋县翁子沟石墨（金红石）矿，具有可以开发的经济价值。    由于试验时间要求紧，有一些工艺条件没有进行详细研究。如果进行闭路试验以及优化试验条件，石墨精矿的精矿品位和回收率，将会进一步提高；金红石的回收亦将获得更加理想的指标。

紫铜氧化以后是会变成黑色，长期在潮湿环境中会变绿色。紫铜很容易氧化，这对于一些工厂想要长期的储存紫铜是一个很大的问题。那么如何有效的防治紫铜氧化这个问题呢？首先来了解一下紫铜的一些性质：紫铜 因呈紫红色而得名。它不一定是纯铜，有时还加入少量脱氧元素或其他元素,以改善材质和性能   ,因此也归入铜合金。中国紫铜加工材按成分可分为：普通紫铜(T1、T2、T3、T4)、无氧铜（TU1、TU2和高纯、真空无氧铜）、脱氧铜（TUP、TUMn）、添加少量合金元素的特种铜（砷铜、碲铜、银铜）四类。紫铜的电导率和热导率仅次于银，广泛用于制作导电、导热器材。紫铜在大气、海水和某些非氧化性酸（盐酸、稀硫酸）、碱、盐溶液及多种有机酸（醋酸、柠檬酸）中，有良好的耐蚀性，用于化学工业。另外，紫铜有良好的焊接性，可经冷、热塑性加工制成各种半成品和成品。20世纪70年代，紫铜的 产量 超过了其他各类铜合金的总 产量 。防治紫铜氧化主要有一下几个方法：1.定期用稀盐酸清洗铜锈，因为附着的铜锈也会加速铜的氧化。 2.可在铜棒表面涂抹油类，减少与空气接触。3.保持储存环境的通风，干燥4.防锈油漆5.铜棒中的杂质 金属 或者碳元素都会加速氧化。想要了解更多关于紫铜氧化的信息，请继续浏览上海 有色 网。

黄铜氧化是指黄铜件经过一系列的氧化工艺从而给黄铜件镀上一层氧化膜的过程。对于黄铜件的防腐蚀具有重要的作用。    黄铜氧化方法一般是黄铜件在含有碱式碳酸铜的氨液中进行氧化，该黄铜氧化工艺具有工艺设备简单，可室温操作，成膜速度快，生产成本低等优点，被认为是黄铜材料的主要氧化方法。    黄铜氧化缺点：常因氧化前预处理方法选用不当和难以避免沉淀于膜上的红色挂霜等问题的存在，往往不能获得理想的氧化膜质量，阻碍了该工艺进一步应用和发展。    黄铜氧化成膜速度过慢原因：    黄铜氧化速度过慢，一般是因为氧化溶液使用一定时间之后，溶液开始老化，由原来的清亮透彻的深蓝色变成混浊的蓝黑色，这是溶液中积聚过多的锌盐和消耗过多的原溶液所致，这时应该更换溶液，但更换时最好留下1／l0～1／20旧液作为“药引子”，这样使用效果好。虽然这样，但也不要当天即用。    黄铜氧化溶液若要继续使用，则需加点温(30～40℃)，但此时所获膜层颜色显得较黑，光泽性也比较差。       为提高黄铜氧化溶液的利用率，黄铜氧化溶液使用时尽可能不加温，使用后妥善保管。    黄铜氧化氧化膜表面红色挂灰，其产生的原因是：(1)黄铜氧化氧化液使用过久，有少量金属铜游离析出；(2)黄铜氧化氧化过程中的置换铜层；(3)黄铜氧化氧化前预处理过程中酸洗不当，工件表面已有置换铜层。    上述三点中除了(3)可在酸洗中采取措施去除之外,(1)和(2)两点较难避免，只能黄铜氧化氧化后在膜上设法除去。经过多种酸、碱处理试验发现，用5～7g／L的氰化钠溶液清洗黄铜氧化氧化膜上的红色挂灰效果最好，经此溶液中清洗后的黄铜氧化氧化膜表面不但红色挂灰全部消失，而且黄铜氧化氧化膜色泽更佳，呈深乌黑色，操作也很方便，是一种理想的除挂灰方法。    更多关于黄铜氧化的资讯，请登录上海有色网查询。 

  有关铝板氧化的过程：以铝板为阳极置于电解质溶液中，利用电解作用，使其表面形成氧化铝薄膜的过程，称为铝板的阳极氧化处理。其装置中阴极为在电解溶液中化学稳定性高的材料，如铅、不锈钢、铝等。铝阳极氧化的原理实质上就是水电解的原理。当电流通过时，在阴极上，放出氢气；在阳极上，析出的氧不仅是分子态的氧，还包括原子氧（O）和离子氧，通常在反应中以分子氧表示。作为阳极的铝被其上析出的氧所氧化，形成无水的氧化铝膜，生成的氧并不是全部与铝作用，一部分以气态的形式析出。  阳极氧化膜生长的一个先决条件是，电解液对氧化膜应有溶解作用。但这并非说在所有存在溶解作用的电解液中阳极氧化都能生成氧化膜或生成的氧化膜性质相同。  阳极氧化按电流形式分为：直流电阳极氧化，交流电阳极氧化，脉冲电流阳极氧化。按电解液分有：硫酸、草酸、铬酸、 混合酸和以磺基有机酸为主溶液的自然着色阳极氧化。按膜层性子分有：普通膜、硬质膜（厚膜）、瓷质膜、光亮修饰层、半导体作用的阻挡层等阳极氧化。铝及铝 合金常用阳极氧化方法和工艺条件见表-5。其中以直流电硫酸阳极氧化法的应用最为普遍。  阳极氧化膜由两层组成，多孔的厚的外层是在具有介电性质的致密的内层上上成长起来的，后者称为阻挡层（也称活性层）。用电子显微镜观察研究，膜层的纵横面几乎全都呈现与 金属 表面垂直的管状孔，它们贯穿膜外层直至氧化膜与 金属 界面的阻挡层。以各孔隙为主轴周围是致密的氧化铝构成一 个蜂窝六棱体，称为晶胞，整个膜层是又无数个这样的晶胞组成。阻挡层是又无水的氧化铝所组成，薄而致密，具有高的硬度和阻止电流通过的作用。阻挡层厚约 0.03-0.05μm，为总膜后的0.5%-2.0%。氧化膜多孔的外层主要是又非晶型的氧化铝及小量的水合氧化铝所组成，此外还含有电解液的阳离子。 当电解液为硫酸时，膜层中硫酸盐含量在正常情况下为13%-17%。氧化膜的大部分优良特性都是由多孔。  外层的厚度及孔隙率所觉决定的，它们都与阳极氧化条 件密切相关。  更多铝板氧化信息请详见于上海 有色 网