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。

钨铜合金板运用的是真空熔渗法制 造。产品具有优秀的物理机械功能，并有杰出的抗烧损才能。1.老练的限制烧结熔渗技术操控，产品内部无孔洞。2.高导电率及电制作速度。3.塑性好，易制作成型。

稀土氧化物是指元素周期表中原子序数为57 到71 的15种镧系元素氧化物，以及与镧系元素化学性质相似的钪（Sc） 和钇（Y）共17 种元素的氧化物。稀土氧化物在石油、化工、冶金、纺织、陶瓷、玻璃、永磁材料等领域都得到了广泛的应用，随着科技的进步和应用技术的不断突破，稀土氧化物的价值将越来越大。稀土氧化物的原子结构可以用4fx5d16s2 表示，x 从0→14。稀土元素从 金属 变成离子后，4f 轨道的外侧仍包围着5s25p6的电子云，失去6s2 电子及5d1 或4f 失去一个电子，形成4fx5s25p6的电子结构。在稀土 金属 中，6s 电子和5d 电子形成导带，4f 电子则在原子中定域，这种4f 电子的定域化和不完全填充都将反映在它们的种种物性之中。目前来说,稀土氧化物有多种，如LnO，Ln2O3 和LnO2，其中Ln2O3较常见。 

一、钴的氧化物 钴能生成三种氧化物：CoO，Co3O4，Co2O3。前两种安稳，后者只能在低于3oO℃下存在。而CoO2只能在阳极氧化法中制得，常呈含水的氢氧化物呈现。 （一） CoO：它是钴的碳酸盐或钴的其它氧化物或Co（OH）3在中性或微复原性气氛中煅烧的终究产品。纯CoO在室温下易于吸收氧而生成高价的氧化物Co2O3，Co3O4，煅烧温度越高，吸收的氧越少。如要获得适当纯的CoO，煅烧温度有必要高于1050℃，且煅烧后须在慵懒气氛或弱复原性气氛中冷却。高于850℃时CoO是安稳的，1000℃时离解压为3.36×10－12大气压。随制取办法不同，CoO呈灰绿色至暗灰色，CoO分子量为94.97，理论上含钴为78.65%，用于冶金和化学方面的多为灰色CoO，一般含Co76%,常含有少数Co3O4。 CoO晶体为面心立方体，晶格参数为4.2sA，比重6.2～6.6，生成热为55.6～57.5千卡／摩尔分子，熔点为1810℃。钴氧化成CoO在不同的温度规模内的自由焓改变式分别为：   当温度在120～200℃时，高价氧化钴开端被H2和CO复原。CoO复原反响的平衡常数跟着温度的改变如下：     CoO水化物的分子式为Co（OH）2，溶度积约为1.6×10－18，它极易溶解于热酸中。 （二）Co2O3：分子量为165.88，理论含钴量为71.03%。许多人在氧压为100大气压下氧化CoO或低温从Co（N3O）3，CoCl3中制得含氧量挨近或等于Co2O3计量式中的含氧量再经结构分析依然不是Co2O3。但只在阳极氧化法中制得含水的Co2O3，在低于200℃时脱水得到Co2O3。 （三）Co3O4：理论含钴量为73.43%，分子量为240.82,黑色。在400～900℃的空气中或在300～400℃的氧气中氧化CoO时生成Co3O4。Co3O4于250～400℃的氧气中，因为接连氧化或或许因为化学吸附，而变为Co2O3，但仍坚持Co3O4的尖晶石结构。当高于450℃时离解或脱吸，氧化物的成分可回复或Co3O4。 当CoCO3或含水三氧化二钴在空气中加热到高于265℃而不超越800℃时，构成Co3O4。 因为钴的氧化物相互间易于生成固溶体，因此，难于测定各自的离解压及安稳温度规模，一般以为Co2O3·nH2O在250～280℃彻底分解为Co3O4。Co3O4的离解压可按lg Po2＝－ +13.3636算出，故知空气中Co3O4在910～920℃内大部分离解为CoO，至980℃可按下式离解彻底，生成的CoO仍具有原Co3O4的尖晶石结构。  Co3O4极难溶干稀硫酸中。 图1是600℃～1490℃间氧在固体金属钴中的溶解度。875℃时氧的溶解度急剧下降是因为钴发生了晶形改变。当溶解O20.26%（适当于CoO1%）时则呈现共晶，其温度为1446℃。与含CoO3.3%和CoO14.6%相对应的凝结温度为1600℃和1700℃。图1  Co－O系状态图 二、钴的氢氧化物 （一）Co（OH）2：它是弱的化合物，极易溶解于酸，而难溶于水。  溶度积为1.6×10－18。当NaOH参加钴盐溶液中，则生成Co（OH）2，因颗粒、吸附离子、时刻、温度和碱度等要素的不同，可呈蓝色、绿色和赤色。pH＝6～7和室温时，开始分出的蓝色沉淀物为α－Co（OH）2。老化变为安稳的玫瑰色β－Co（OH）2，两者的溶度积均约为10－12.8。 Co（OH）2在常温下易被空气中的氧部分地氧化成Co（OH）3：Co（OH）2在无机酸和有机酸中能很好溶解并生成相应的盐。多种氧化剂在有碱存在的情况下，能将Co（OH）2和二价钴盐的溶液氧化成Co（OH）3。 （二）Co（OH）3：这是一种易吸水的不安稳化合物，难溶于水，溶度积为2.5×10－43。较易溶于和中，难溶于硫酸中。

一、三氧化二锑及亚锑酸    Sb4O6为白色立方晶体，熔点929K，沸点1698K。和磷的氧化物相同，三氧化二锑也是以Sb4四面体为结构根底的，以Sb4O6方式存在的分子晶体，其结构和P4O6类似。 Sb4O6是偏碱性的氧化物，难溶于水，易溶于酸和碱。                              Sb2O3＋3H2SO4Sb2（SO4）3＋3H2O                                Sb2O3＋2NaOH2NaSbO2＋H2O    亚锑酸盐在碱性介质中是一个较强的还原剂： ［H3SbO6］4－＋H2O＋2eSbO2－＋5OH－         ψBθ=－0.4V 二、及锑酸 为淡黄色粉末，是偏酸性氧化物，难溶于水，不溶于硝酸溶液，但溶于碱生成锑酸盐。如溶于KOH溶液生成锑酸钾K［Sb（OH）6］，锑酸钾是判定Na＋的试剂。锑酸   H［Sb（OH）6］是一元酸（K＝4.0×10－6），它与同周期的H6TeO6、H5IO6有相同的结构，都是六配位八面体结构，并且它们互为等电子体。锑酸及其盐最杰出的性质是氧化性，且从As、Sb到Bi，其＋Ⅴ氧化态的氧化性顺次增强。 H［Sb（OH）6］＋2HClH［Sb（OH）4］＋Cl2＋2H2O

锑与氧可构成一系列氧化物，其中有Sb2O3、Sb2O4、Sb2O5、Sb6O13、Sb2O及气态的SbO，但只要前三种在工业上具有含义，其他氧化物多为锑的不同出产过程中的过渡产品，氧化锑的物理和化学性质列于下表。 表  氧化锑的物理和化学性质品种物理性质化学性质三氧化二锑 Sb2O3在常温下为白色粉末，受热时为黄色，有立方和斜方两种晶系，立方转变为斜方的温度为570℃。立方晶系为Sb4O6分子组成，密度为5.28g∕cm3，斜方晶体为5.67g∕cm3，熔点656℃，蒸发热36.33～37.29kJ∕mol，沸点依据不同材料为1327℃或1435℃； 蒸气压（Pa）与温度的关系式为： 立方晶形Sb2O3lgp＝14.320～10357∕T 斜方晶形Sb2O3lgp＝13.433～9625∕T 液体Sb2O3lgp＝7.443－3900／T锑或硫化锑在空气中加热蒸发出来的Sb2O3，主要为立方晶系；由SbCl3水解生成的Sb2O3为斜方晶体。Sb2O3为氧化物，在水中的溶解度仅0.01g∕L，也难溶于稀硫酸和稀硝酸，浓硝酸可使其氧化为高价氧化物。易溶于碱性金属硫化物构成硫代亚锑酸盐，能彻底溶于 酒石酸，如溶于酒石酸钾，构成，即吐酒石。Sb2O3易被C或CO还原为金属锑四氧化二锑 Sb2O4白色结晶属立方晶系，密度为6.59～7.5g∕cm3，生成热－895.811kJ∕mol具有不熔化和不蒸发的特色。最适合时生成温度为500～900℃，超越900℃即开端离解，达1030℃能够彻底离解。微溶于水，溶于，不溶于其他酸类，但溶于碱溶液。分子式可写为SbO2，其组成可认为是Sb2O3和Sb2O5的混晶Sb2O5棕黄色粉末，分子式为Sb2O5·nH2O，大约相当于Sb2O5·3.5H2O，可由SbCl4水解取得，加热至700℃，即变为白色粉末一般认为是一种水合物的胶体，稍溶于水，不溶于硝酸，可溶于碱性溶液

稀土氧化物稀土元素氧化物是指元素周期表中原子序数为57 到71 的15种镧系元素氧化物，以及与镧系元素化学性质相似的钪（Sc） 和钇（Y）共17 种元素的氧化物。稀土元素在石油、化工、冶金、纺织、陶瓷、玻璃、永磁材料等领域都得到了广泛的应用，随着科技的进步和应用技术的不断突破，稀土氧化物的价值将越来越大。                                                                          　　氧化铷（Rb2O），是铷的氧化物之一，呈黄色，有很强的潮解性。 　　铷在空气中燃烧时，主要生成的是过氧化铷，只有少量的氧化铷和超氧化铷生成。当 金属 铷被露置于空气中时，它会很快氧化，失去 金属 光泽，并产生一系列有颜色的氧化产物。其中生成了铷的低氧化物，例如青铜色的Rb6O和红棕色的Rb9O2。铷最终的氧化产物主要是过氧化铷。Ln 系稀土元素的原子结构　　稀土元素的原子结构可以用4fx5d16s2 表示，x 从0→14。稀土元素从 金属 变成离子后，4f 轨道的外侧仍包围着5s25p6的电子云，失去6s2 电子及5d1 或4f 失去一个电子，形成4fx5s25p6的电子结构。在稀土 金属 中，6s 电子和5d 电子形成导带，4f 电子则在原子中定域，这种4f 电子的定域化和不完全填充都将反映在它们的种种物性之中。 　　4f 电子位于原子内层轨道，5s25p6 电子云对其有屏蔽作用，4f 轨道伸展的空间很小，所以受结晶场、配位体场等的影响很小；与此相反，其自旋（MS）与轨道（ML）的相互作用都很大，使得f- f 电子轨道L 与自旋S 相互耦合作用，E4f 分裂成许多能级有微小差别的能级亚层，每一个亚层对映一个光谱项2s+1L。 　　稀土元素化合价有多种价态，并存在变价作用。铈、钐、铕等在一些化合物中，其原子价为3 价、4 价或2 价和3 价共存，而且这种原子价的变化有的极快，有的极慢，十分引人注目。稀土离子电价高，半径大，易受极化，极化强度愈高折射率愈大，在陶瓷颜料中利用稀土离子的高折射率，使装饰画面色泽鲜艳。与普通釉彩颜料相比，加入稀土的颜料色泽加深。 　　从La 到Lu 的稀土元素都容易失掉2 个6s 电子，1 个5d电子或4f 电子，形成三价正离子（4fx5s25p6）,因此稀土元素的氧化物大多是Ln2O3。此外镧系元素的4f0、4f7、4f14（全空、半充满、全充满）电子排列较稳定，一般具有该结构型的离子都是无色的。　　稀土氧化物有多种，如LnO，Ln2O3 和LnO2，其中Ln2O3较常见。随着原子序数的递增，电子被填充在4f 轨道上，其电子结构、离子的价态及三价离子的颜色详见附表1。 　　稀土离子的4f 亚层被外层（5s2）（5p6）电子壳层所屏蔽，致使4f 亚层受邻近其它离子的势场（结晶场）影响很小，其线状谱线基本保持自由离子的线状光谱特征，这与过渡元素的d- d 跃迁不同，d 亚层处于过渡 金属 离子的最外层，没有屏蔽层的保护，受配位场或晶体场影响较大，谱线不稳定，容易造成同一元素在不同化合物中的吸收光谱出现差别，导致颜色不稳定。稀土元素的电子能级和谱线比其它元素丰富多样，它们在从紫外光、可见光到红外光区都有吸收或发射现象，是非常好的色谱较广的 有色 物质。              以上是稀土氧化物的介绍,更多信息请详见上海 有色金属 网。 

自然界中硫化矿藏受空气或水中氧及水中离子的效果生成氧化矿藏，氧化进程一般发生在矿床的上部，根据地质条件不同氧化层厚度可达10～50m。按矿石氧化率(指某金属以氧化矿藏状况存在的百分数)不同可将矿石分为氧化矿、硫化矿和混合矿。一般规则，氧化率在30%以上为氧化矿，氧化率在10%以下为硫化矿，介于两者之间为混合矿。有色金属氧化矿的首要矿藏有氧化铜、氧化铅及氧化锌矿。 有色金属氧化矿石具有如下特色：①结构较杂乱，浸染粒度较细，不易解离，一般很脆，细磨时易泥化;②矿藏组成十分杂乱，同一矿床内常含多种同一金属的氧化矿藏，而可浮性不同却很大;③常含有很多矿泥和可溶性盐;④不同矿床中氧化矿性质的不同很大，乃至同一矿床中不同地段的氧化程度及矿石性质改变很大。因此氧化矿石的浮选是较困难的。 氧化铜矿及其混合矿石的浮选 常见的首要氧化铜矿藏有：孔雀石(CuCO3·Cu(OH)2)，含铜57.4%，密度4g/cm3，硬度4);蓝铜矿(石青，2CUCO3·Cu(OH)2)，含铜55.2%，密度4g/cm3，硬度4)。其次有：硅孔雀石(CuSiO3·2H2O，含铜36.2%，密度2～2.2g/cm3，硬度2～4)及赤铜矿(Cu2O，含铜88.8%，密度5.8～6.2g/cm3，硬度3.5～4)。 脂肪酸类捕收剂对有色金属氧化矿藏具有杰出的捕收性，但因选择性差(特别当脉石是碳酸盐矿藏时)，精矿档次不易进步。黄药类捕收剂中仅高档黄药对有色金属氧化矿藏有必定捕收效果。但未经硫化，直接用黄药浮选氧化铜矿时因本钱高在工业上未得到运用。实践上得到运用的办法有： ①硫化法———最为遍及，工艺简略，凡能进行硫化的氧化铜矿均可用此法进行浮选。经硫化后的氧化矿具有硫化矿的性质，可用黄药进行浮选。孔雀石和蓝铜矿很简单用硫化，而硅孔雀石和赤铜矿较难硫化。 硫化时用量可达1～2kg/(t原矿)。因等硫化剂自身易氧化，效果时间短，生成的硫化膜不稳固，激烈拌和简单掉落，所以应分批增加，并不需预先拌和，直接参加浮选机榜首槽。硫化时，矿浆pH值越低，硫化越快。 矿泥多、需涣散时应加涣散剂，一般用水玻璃。捕收剂一般用丁基黄药或同黑药混合运用。矿浆pH值一般坚持9左右，过低时，可适量增加石灰。 ②有机酸浮选法———有机酸及其皂类可很好地浮选孔雀石及蓝铜矿。如脉石矿藏不是碳酸盐类矿藏时可用此法。不然，将使浮选失掉选择性。当脉石中含有很多可浮的铁、锰矿藏时，会发生相同的效果，使浮选目标变坏。用有机酸类捕收剂进行浮选时，一般还要增加碳酸钠、水玻璃、磷酸盐作脉石的抑制剂和矿浆调整剂。 也有混合运用硫化法与有机酸浮选法的实例。先用及黄药浮起硫化铜及部分氧化铜，然后再用有机酸类浮选剩余的氧化铜。 ③浸出—沉积—浮选法———当选用硫化法和有机酸法都不能得到满足的效果时选用。该法运用氧化铜矿藏比较简单溶解，将氧化矿先用硫酸浸出，然后用铁粉置换，沉积分出金属铜，再用浮选法浮出沉积铜。该法首要应根据矿藏嵌布粒度，将其磨到单体解离，(-200网目占40%～80%)。浸出液为0.5%～3%的稀硫酸溶液，酸的用量随矿石性质在2.3～45kg/(t原矿)改变。关于难浸出的矿石，可选用加温(45～70℃)浸出。浮选在酸性介质中进行，捕收剂用黑药或双黄药。未溶解的硫化铜矿藏和沉积金属铜一同上浮，进入浮选精矿。 ④浸—硫化沉积—浮选法———如矿石中含很多碱性脉石，运用酸浸耗量大、本钱过高时选用。该法将矿石细磨后，参加粉，然后浸。浸出进程中，氧化铜矿中的铜离子与NH3、CO2效果的一起，被硫离子沉积，成为新的硫化铜颗粒，将蒸腾收回，进行硫化铜的浮选。矿浆pH=6.5～7.5，用一般硫化铜矿的浮选药剂可得到杰出目标。此法应留意的收回，不然会形成环境污染。 ⑤离析—浮选法———本质是将粒度恰当的矿石同2%～3%的煤粉、1%～2%的食盐混合，在700～800℃之间进行氯化复原焙烧，生成铜的氯化物，从矿石中蒸发出来，在炉内被复原成金属铜，并吸附在煤粒上，再用浮选法与脉石别离。此法适用于处理难选的氧化铜矿，特别是含泥量较多、结合铜占总铜30%以上的难选氧化铜矿，及含很多硅孔雀石和赤铜矿的矿石。归纳收回金、银及其他稀有金属时，离析法比浸出—浮选法优胜。缺陷是热能耗费大、本钱较高。 ⑥混合铜矿石的浮选———混合铜矿石的浮选流程应根据实验断定，可选用硫化后氧化矿藏和硫化矿藏一起浮选的流程，也可选用先选硫化矿藏、尾矿硫化后再选氧化矿藏的流程。一起浮选氧化铜矿藏和硫化铜矿藏的工艺条件和浮选氧化矿藏的根本相同，但和捕收剂用量应随矿石中氧化物含量的削减相应削减。 国外氧化铜矿石多选用两种工艺：硫化浮选法和酸浸—沉积—浮选法。

什么是氧化铜？我们平时所说的氧化铜，非常的笼统，就是指铜为+2价的氧化物。氧化铜（CuO）其实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。氧化铜是一种粉末状固体，化学性质稳定。氧化铜的用途非常广泛，主要用作玻璃、陶瓷、搪瓷的绿色、红色或蓝色颜料，光学玻璃磨光剂，油类的脱硫剂，有机合成的催化剂，制造人造宝石及其它铜氧化物。也可用于气体分析和制造人造丝等。

染料的挑选 　　用于铝制品染色的染料品种繁多，依据不同用处和产品要求挑选适宜的染料。如染料类别有酸性染料、酸性络合染料、酸性前言染料、直接染料、分散染料、可溶性还原染料、活性染料、碱性染料、醇溶染料、油溶染料等。依据它们的成分、溶解度、色牢度、上染率，耗费率，PH值等功能挑选功能附近的染料，并结合棕色的要求,最终挑选600灰色染料和900黄色染料按必定的份额进行混合，配槽浓度为：4.8g/L。混合前相同浓度的 600灰色染料PH值为：7.3，而900黄色染料的PH值为：5.4，混合后的染料PH值为：6.2。在此染料配比条件下,铝阳极氧化膜能够染出带红黄底色的棕色。 　　实验材料与工艺流程 　　实验材料是6063铝合金,依照试样制备→脱脂→两级清洗→碱蚀→两级清洗→出光→两级清洗→阳极氧化→两级清洗→混合染色→两级清洗→关闭→两级清洗→外观和封孔质量检测的工艺流程进行实验。 　　脱脂工艺与注意事项 　　选用浸泡式脱脂, 化学脱脂规范: 硫酸浓度100～150g/L; AC脱脂剂浓度30～60g/L; 　　温度: 20～30℃,处理时刻: 4～6分钟。脱脂能够除去铝材表面的油污及洗脱天然氧化膜，假如脱脂处理欠好，简单导致铝材表面有油斑印和腐蚀点的发生而导致型材作废。 　　碱蚀工艺与注意事项 　　碱蚀规范: 浓度50～80g/L;ADD添加剂浓度10～30g/L;温度: 50～70℃, 处理时刻: 7～13分钟。碱蚀时刻的操控对染色后色彩的艳丽度有很大的影响，当碱蚀时刻过短，表面砂面小，光泽高，染色后，色彩过于艳丽，达不到柔软光泽的效果;而当碱蚀时刻过长，表面的砂面过大，又会导致表面色彩发暗发哑。所以在批量出产时,每一天需求依据当天碱槽的碱腐蚀速度，对照标准色板的砂面挑选详细的碱蚀时刻，以到达最佳的表面效果。 　　阳极氧化工艺 　　电流密度 　　电流密度的凹凸直接影响着氧化膜的孔径结构和氧化膜孔的数量，当电流密度越高其孔径就越大，反而氧化膜孔的数量就越小;反之，当电流密度越低其孔径就越小，反而氧化膜孔的数量就越多。氧化膜孔的数量越多，染色速度会越快。也就是说，电流密度的凹凸直接影响染料的上色速度。咱们在出产实践中证明，当电流密度由0.8A/dm2增加到1.6A/dm2时，跟着电流密度升高，染料的上色速度减慢。依据色彩要求和考虑出产功率,挑选出对应的上色速度，最终断定电流密度为1.2A/dm2来出产，染色的色泽效果比较漂亮。 　　氧化槽液温度 　　在实验中，氧化槽液温度对染色的影响十分显着，当温度在18℃以下时其上色时刻很长，乃至不能到达标准色板的底色要求或色彩深浅要求;而当温度在21℃以上，其上色速度很快，染两分钟其色彩就呈现红黑底色, 形成色差而需求返工。当温度在18至21℃氧化时，染色时刻在8至12分钟，能够得到底色安稳的棕色。原因是氧化温度升高，会对氧化膜的孔径有扩孔效果，进而进步其对染料的吸附才能,所以在挑选好适宜的电流密度后，也就是说定了氧化膜孔的数量，还需求断定适宜的氧化温度。经过屡次比照实验，最终将温度定在18--21℃进行氧化。

铌钽氧化物能够用在空气中加热金属、碳化物氧化、氮化物氧化等办法制取，生产上一般选用中和沉积法和晶体热分化法制取。此外还有氯化物水解法。制备办法不同，氧化物的一些物理化学性质不尽相同。例如，氧化铌的密度可在4.3～5.2g/cm3之间改变；中和法和水解法氧化物残留有F或Cl，简略受潮；晶体分化法产品无F或Cl污染问题，粒度细，不受潮。       一、中和沉积法   中和沉积法是工业上使用最多的办法。质料主要是含钽或铌的反萃取液，用作沉积剂，反应为：   H2NbF7＋7NH3＋5H2O＝Nb（OH）5↓＋7NH4F H2NbOF5＋5NH3＋4H2O＝Nb（OH）5↓＋5NH4F H2TaF7＋7NH3＋5H2O＝Ta（OH）5↓＋7NH4F       中和为放热反应，沉积结尾pH＝8～9，中和时沉积物易吸附F－、SO4－等，为下降氟等杂质的吸附，操控沉积温度为80℃，沉积物过滤也用80～90℃的纯水洗刷，至滤液中含F－＜0.1g/L。所得滤饼先烘干，然后进行热解，氢氧化物热解进程分别为：       此办法的缺点在于：过滤难度大；所得的氢氧化物沉积吸附性强，难于彻底脱除F－；沉积、过滤、洗刷、枯燥、煅烧需求很多设备。       二、晶体分化法       晶体分化法的质料为草酸铌晶体。该晶体由溶剂萃取的反萃取液蒸腾浓缩或将氢氧化铌溶于草酸溶液中取得。工艺上选用工业氧化铌和工业草酸，溶解温度70～75℃，溶解后趁热过滤除掉固体杂质，随之冷却结晶，离心过滤后的晶体再重结晶一次即可取得合格晶体。最终将晶体进行热分化。分化时晶体在100℃下脱去结晶水，180℃开端分化（焚烧），350℃氧化铌开端向嫩黄色（氧化铌晶格氧缺点引起）改变，500℃时分化结束。分化反应为：   2（NH4）3[NbO（C2H4）3]＋21O2→Nb2O5＋6NH3↑＋12CO2＋15H2O       该办法的工艺、设备和设备原料、操作等都很简略。产品不含氟，纯度高（＞99.99%），有利于使用。       我国工业级和高纯级氧化铌和氧化钽国家标准见表1～表4。   表1  五氧化二铌国标（GB3627－83）（不大于）     （%）元  素FNb2O5－1FNb2O5－2FNbO－3元  素FNb2O5－1FNb2O5－2FNbO－3Ta0.050.10.3Cu0.0030.0050.005Ti0.0010.0040.01Al0.0030.0050.05F0.0030.010.03Si0.0050.020.04Mo0.0020.005－As，Sb，Pb－－0.005Cr0.0020.005－S，P－－0.01Mn0.0020.005－F－－－0.15Fe0.0050.020.04粒度/目－60－60－60Ni0.0050.020.04       表2  五氧化二钽世界（GB3626－83）（不大于）     （%）元  素FTa2O5－1FTa2O5－2FTa2O5－3元  素FTa2O5－1FTa2O5－2FTa2O5－3Nb0.0030.050.3Ni0.0040.01－Ti0.0010.0050.03Cu0.0040.01－F0.0010.006－Al0.0020.0040.015Mo0.0010.0030.005Si0.0040.020.05Cr0.0010.004－F－0.100.150.15Mn0.0010.0040.005粒度/目－80－80－80Fe0.0040.020.003       表3  高纯氧化铌国标（GB10578－89）（不大于）    （10－4%）杂质元素特级 FNb2O5－045一级 FNb2O5－04二级 FNb2O5－035杂质元素特级 FNb2O5－045一级 FNb2O5－04二级 FNb2O5－035Ta1530100Mo3510Al3510Ni2310B2－－Pb3－－Bi1－－Si71350Cr2310Sn135Cu3510Ti135F5090150F－3510Fe3510粒度/目－60－60－60Mn135       表4  高纯氧化铌国标（GB10577－89）（不大于）    （10－4%）杂质元素特级 FTa2O5－045一级 FTa2O5－04二级 FTa2O5－035杂质元素特级 FTa2O5－045一级 FTa2O5－04二级 FTa2O5－035Nb153080Mo3510Al3510Ni1310B1－－Pb3－－Bi1－－Si71350Cr1310Sn135Cu3510Ti135F3070150F－3510Fe3510粒度/目－60－60－60Mn135

在现有的多金属矿浮选过程中，有价金属往往以硫化矿和氧化矿两种方式存在，现在针对这类资源一般选用先浮硫化矿后浮氧化矿的浮选工艺。 文书明、张文彬等人针对云南东川新矿区、迪庆羊拉、新疆拜城的超越200万吨的混合铜矿，选用“低能耗碎磨矿-硫化铜自活化浮选-结合铜桥联浮选-钙镁反浮选-酸浸提铜”的办法进行处理。 乔吉波针对某杂乱难选铜铅锌多金属矿样选用先选硫化矿后选氧化矿的准则流程，断定了“铜铅混浮-铜铅别离-再浮锌-选氧化铅”的浮选工艺，完成了有价矿藏铜铅锌矿的有用别离方针。刘万峰针对河北张家口某铅矿中硫化铅、氧化铅含量都高的特色选用“先浮硫化铅-脱泥-再浮氧化铅”流程。 赵平等人针对某高氧化率钼矿选用硫化钼和氧化钼混合浮选全浮选流程。赵平等人针对某含金氧化钼矿，选用优先浮选辉钼矿，将金富集到硫化钼精矿中，然后再浮选氧化钼矿藏，硫化钼精矿经脱药按捺辉钼矿后化浸出收回金的工艺流程，使矿石中钼和金得到归纳收回。 陈代雄针对伊朗某难选氧化锑选用“先硫后氧”和“浮重结合”的选矿流程，其间硫化锑矿选用惯例浮选工艺，粗粒氧化锑矿选用重选工艺，细粒氧化锑矿选用浮选工艺。

混合稀土 金属稀土资料稀土的英文是Rare Earth,意即“稀少的土”。其实这不过是18世纪遗留给人们的误会。1787年后人们相继发现了若干种稀土元素，但相应的矿物发现却很少。由于当时科学技术水平的限制，人们只能制得一些不纯净的、像土一样的氧化物，故人们便给这组元素留下了这么一个别致有趣的名字。混合稀土 金属由稀土矿中提取出含有镧、铈、镨、钕及少量钐、铕、钆混合的氧化物或氯化物经熔盐电解制出的 金属 。稀土总量大于98％，铈大于48％的轻稀土。在空气中易氧化为黑色，室温下能和水反应，升温而加快。可做打火石、合金添加剂、贮氢材料等。                             金属 2.jpg" />                                                                                           

混合稀土　　mischmetal 　　由稀土矿中提取出含有镧、铈、镨、钕及少量钐、铕、钆混合的氧化物或氯化物经熔盐电解制出的 金属 。稀土总量大于98％，铈大于48％的轻稀土。在空气中易氧化为黑色，室温下能和水反应，升温而加快。可做打火石、合金添加剂、贮氢材料等。稀土的英文是Rare Earth,意即“稀少的土”。其实这不过是18世纪遗留给人们的误会。1787年后人们相继发现了若干种稀土元素，但相应的矿物发现却很少。由于当时科学技术水平的限制，人们只能制得一些不纯净的、像土一样的氧化物，故人们便给这组元素留下了这么一个别致有趣的名字。混合稀土的制造方法：（1）制造混合稀土 金属 所采用的原料为碳酸稀土、草酸稀土、氟碳酸稀土或氧化稀土中任一种以上；（2）所采用电解质的化学成分（wt％）为：REF3 35—85％，BaF2 5—35％，LiF 10—50％；（3）所述的原料在加入电解槽前要求煅烧或焙烧，使原料脱水，并分解成以氧化稀土为主的活性稀土混合料；（4）电解开始后，活性稀土混合料的加入量为30—50kg／hr；（5）电解过程的工艺参数为：直流电流20000—28000A，电解电压8—14V，电解温度为900—1080℃。 　更多有关混合稀土的内容请查阅上海 有色 网

氧化钼铜 CAS号: 13767-34-5 英文名称: COPPER MOLYBDATE 分子式: CuMoO4 分子量: 223.48 MOL File: 13767-34-5.mol 熔点 : 500°C 密度 : 3.4以上信息仅供参考.

氧化物的分化、复原及再氧化反响是烧结进程中化学反响中一个重要部分，它影响烧结矿的矿藏组成及液相的构成，然后影响烧结矿的质最。例如恰当操控烧结气氛以削减铁氧化物的复原进程，促进Fe2O3生成而削减FeO的构成，这有利于烧结矿复原性的进步。   （一）铁氧化物的分化    烧结猜中有许多氧化物，在铁猜中主要是铁或锰氧化物，在熔剂中有钙镁氧化物，这些氧化物在烧结进程中是否发作分化反响决定于它们的化学反响式的平衡常数(Kp)及等压位的改变(ΔZ)一般金属氧化物的分化可按下式表明：                                      2MeO=2Me+O2    如MeO及Me是以固相存在而不相互熔解，则上式的反响平衡常数即等于分化压力：                                       Kp=Po2    分化压力与反响的标准等压位的关系为：                                     ΔZo=-KTlnPo2    当气相中氧的分压为P′o2时，则    当Po2＞P′o2时,ΔZ＜0氧化物分化，    当Po2＜P′o2时,ΔZ＞0反响向生成氧化物的方向进行；    当Po2=P′o2时,ΔZ=0反响趋于平衡状况。    在大气中P′o2=0.21而大多数金属氧化物的分化压力比0.21气压小得多，所以大多数金属氧化物在大气中是比较安稳的。 [next]     MnO2,Mn2O3,Fe2O3的分化压力比较大，MnO2在460℃的分压为0.21,550℃的分压为1.0大气压(98066.5帕),Mn2O3到达相应分压的温度为927℃及1100℃因而铁锰的高档氧化物(即氧化程度高的氧化物)在烧结进程中枯燥带或预热带就开端分化乃至已很剧烈，而Fe2O3在1383℃分化压力为0.21,在1452℃分化压力为1.0,要比锰的高档氧化物分化困难一些。在烧结条件下，烧结冷却带的气体的实践压力为0.9大气压(0.9×98066.5帕），所以氧的分压为0.18～0.气压(0.9×98066.5帕);预热带废气含氧8～10%,氧的分压在0.072～0.09大气压(×98066.5帕),在焚烧带烧结温度可达1350～1450℃,氧的分压接近碳粒处则比预热带的更低，因而Fe2O3发作分化或剧烈分化。磁铁矿Fe3O4在1500℃只要10-7.5气压(×98066.5帕),所以在烧结条件下分化是不可能的。但在有SiO2存在的条件下，温度高于1300～1350℃,它可按下式进行分化：                           2Fe3O4+3SiO2=3(FeO)2·SiO2+O2    浮士体(FexO)的热分化在烧结条件下是不可能的，由于它的分化压力在同一温度下比Fe3O4还低。    可以用下式核算FeO的分化温度：    因而在烧结条件下FeO不可能分化。烧结猜中还有许多氧化物，其分化压力比FeO还要小，因而要求分化温度更高。但凡ΔZ°负值愈大，金属与氧亲和力越大，即该金属氧化物愈不易分化，从图中看到钙、镁氧化物，其ΔZ°最小，因而在烧结的温度及气氛下不发作任何分化。   （二）铁氧化物的复原    在烧结进程中，接近燃料颗粒处存在着复原性气体CO以及赤热燃料粒，所以有很强的复原性气氛，因而烧结猜中铁、锰等氧化物及液相中的铁、锰氧化物将遭到复原。    即A,B,C,D分别为Fe2O3、Fe3O4、FeO及Fe的安稳区，见图2当有过剩的固定碳存在时，铁的各级氧化物的复原反响产品决定于气化反响的平衡曲线CO2+C=2CO,见图3.

选矿厂采用手选－重选－浮选－重选流程 一、碎矿与手选 1、碎矿为两段一闭路流程。原矿最大块度为400毫米，由提升机提升卸入选矿厂的粗矿仓，用电磁振动给料机给入第一段600*900mm鄂式破碎机。矿石被破碎至－150mm，经1230双层振动筛洗矿并筛分为三个级别：－150～30mm粒度矿石再次筛洗后手选，－28～18mm粒级矿石进入第二段破碎，并全部破碎至－18mm，经螺旋分级机脱泥，返砂进入细矿仓储存，矿泥进入浓缩机中脱水浓缩后单独进行浮选处理。 2、手选为两段作业，采用正手选以选出成品硫氧富块锑精矿与贫精矿，贫精矿经破碎后进入第二段闭路碎矿系统。手选废石用自卸卡车运往废石场。 二、重选和磨矿 1、重选经破碎和手选后的矿石，进行两段选别，第一段分三级跳汰机（－18＋8，－8＋2，－2＋0mm），棒磨后再进行一次跳汰（－4－0mm）均得硫氧混合锑精矿。第二段跳汰尾矿进入球磨。 2、磨矿棒磨机用于处理－18＋8，－8＋2毫米两个粒级的跳汰尾矿，球磨机用于处理第二段跳汰尾矿，细磨产物再用浮选法回收硫化产物，此外尚有一台球磨机用于磨细混合精矿。 三、浮选 第二段跳汰尾矿经闭路磨矿后进行硫化锑矿物的浮选，采用的是一次粗选，一次精选，一次扫选的浮选流程。 四、摇床重选 用来回收浮选尾矿中的氧化锑矿物。 此外，选厂还采用了浮选－重选联合流程处理原生及次生锑矿泥。

1.氧化铅矿藏及其浮选办法 有工业含义的氧化铅矿藏首要有白铅矿（PbCO3，含铅77.6%，密度6.5g/cm3，硬度3）和铅矾（PbSO4，含铅68.3，密度6.3g/cm3，硬度3）。这两种矿藏都能够硫化，故浮选上常用硫化浮选法。氧化铅矿石经硫化后用黄药或黑药作捕收剂，一般高档黄药作用较好。硫化前一般先经脱泥处理，脱去粘土、氢氧化铁及其他泥质物质。但脱泥会构成金属丢失，亦能够不经脱泥处理，增加水玻璃等涣散剂以消除矿泥的有害影响。硫化剂用或。过量的对白铅矿、铅矾和方铅矿均有抑制作用。实践标明，白铅矿硫化时适合的pH值为9~10，过多的Ns2构成pH值过高，将生成易从矿藏表面掉落的胶质硫化铅，然后下降硫化作用。实践中为下降硫化时pH值，有时增加部分替代，或增加硫酸铵、硫酸等往往也能加速硫化速度，改进浮选目标。硫化剂参加办法有两种，即一次参加或分批参加，一般经过实验加以断定。 2.氧化锌矿藏及其浮选办法 首要的氧化锌矿藏有菱锌矿（ZnCO3，含锌52%，密度4.3g/cm3，硬度5）和异极矿（H2Zn2SiO5，含锌54%，密度3.3~3.6g/cm3，硬度4.5~5.0）。 氧化锌矿石浮选在工业上得到使用的首要有两种办法： ①加温硫化浮选法———在室温下氧化锌矿藏可构成硫化锌胶质沉积，但不易固着在其表面。需将矿浆加热到60~70℃，然后加进行硫化，在氧化锌表面生成硫化锌薄膜，硫化后用硫酸铜活化，加黄药进行浮选。此法首要用于浮选菱锌矿，也能浮选异极矿，但作用较差。 ②脂肪胺浮选法———即在常温下用调整矿浆pH值达10.5~11，然后用阳离子捕收剂脂肪族榜首胺浮选氧化锌。这一办法对菱锌矿及异极矿均有较好的浮选作用。该法的特色是仅用于矿浆pH值的调整，过量的并无抑制作用。因而参加后，不需要必定的拌和时刻，就能够增加捕收剂浮选。但用胺盐浮选时矿泥有明显的影响，由于矿泥能很多吸附胺类药剂，并能附着于矿藏表面，使浮选进程的选择性大大下降。因而，有必要进行预先脱泥以消除矿泥的影响。也可用六聚偏磷酸钠与水玻璃涣散矿泥，将胺与按1：50左右配成乳浊液浮选，可取消预先脱泥作业，获得杰出的浮选作用。 3.铅锌混合矿石的分选次序 关于既有铅锌硫化矿藏又有铅锌氧化矿藏的矿石，一般选用先选硫化矿藏后选氧化矿藏的流程，即按硫化矿藏（混合浮选或优先浮选）—氧化铅—氧化锌的次序浮选。实践上也有先选铅后选锌的流程，即：先选硫化铅、氧化铅，再选硫化锌、氧化锌的流程。前者为先硫后氧流程，后者为先铅后锌流程。 用脂肪胺浮选氧化锌时硫化锌也能很好浮游，故当矿石的氧化率很高、硫化锌不多时，能够用胺将它们一起收回。矿石的分选次序要根据矿石的特色，经实验后加以断定。

1.氧化铅矿藏及其浮选办法 有工业含义的氧化铅矿藏首要有白铅矿(PbCO3，含铅77.6%，密度6.5g/cm3，硬度3)和铅矾(PbSO4，含铅68.3，密度6.3g/cm3，硬度3)。这两种矿藏都能够硫化，故浮选上常用硫化浮选法。氧化铅矿石经硫化后用黄药或黑药作捕收剂，一般高档黄药作用较好。硫化前一般先经脱泥处理，脱去粘土、氢氧化铁及其他泥质物质。但脱泥会构成金属丢失，亦能够不经脱泥处理，增加水玻璃等涣散剂以消除矿泥的有害影响。 硫化剂用或。过量的对白铅矿、铅矾和方铅矿均有抑制作用。实践标明，白铅矿硫化时适合的pH值为9~10，过多的Ns2构成pH值过高，将生成易从矿藏表面掉落的胶质硫化铅，然后下降硫化作用。实践中为下降硫化时pH值，有时增加部分替代，或增加硫酸铵、硫酸等往往也能加速硫化速度，改进浮选目标。硫化剂参加办法有两种，即一次参加或分批参加，一般经过实验加以断定。 2.氧化锌矿藏及其浮选办法 首要的氧化锌矿藏有菱锌矿(ZnCO3，含锌52%，密度4.3g/cm3，硬度5)和异极矿(H2Zn2SiO5，含锌54%，密度3.3~3.6g/cm3，硬度4.5~5.0)。 氧化锌矿石浮选在工业上得到使用的首要有两种办法： ①加温硫化浮选法———在室温下氧化锌矿藏可构成硫化锌胶质沉积，但不易固着在其表面。需将矿浆加热到60~70℃，然后加进行硫化，在氧化锌表面生成硫化锌薄膜，硫化后用硫酸铜活化，加黄药进行浮选。此法首要用于浮选菱锌矿，也能浮选异极矿，但作用较差。 ②脂肪胺浮选法———即在常温下用调整矿浆pH值达10.5~11，然后用阳离子捕收剂脂肪族榜首胺浮选氧化锌。这一办法对菱锌矿及异极矿均有较好的浮选作用。该法的特色是仅用于矿浆pH值的调整，过量的并无抑制作用。因而参加后，不需要必定的拌和时刻，就能够增加捕收剂浮选。 但用胺盐浮选时矿泥有明显的影响，由于矿泥能很多吸附胺类药剂，并能附着于矿藏表面，使浮选进程的选择性大大下降。因而，有必要进行预先脱泥以消除矿泥的影响。也可用六聚偏磷酸钠与水玻璃涣散矿泥，将胺与按1：50左右配成乳浊液浮选，可取消预先脱泥作业，获得杰出的浮选作用。 3.铅锌混合矿石的分选次序 关于既有铅锌硫化矿藏又有铅锌氧化矿藏的矿石，一般选用先选硫化矿藏后选氧化矿藏的流程，即按硫化矿藏(混合浮选或优先浮选)—氧化铅—氧化锌的次序浮选。实践上也有先选铅后选锌的流程，即：先选硫化铅、氧化铅，再选硫化锌、氧化锌的流程。前者为先硫后氧流程，后者为先铅后锌流程。 用脂肪胺浮选氧化锌时硫化锌也能很好浮游，故当矿石的氧化率很高、硫化锌不多时，能够用胺将它们一起收回。矿石的分选次序要根据矿石的特色，经实验后加以断定。

自然界中硫化矿藏受空气或水中氧及水中离子的效果生成氧化矿藏，氧化进程一般发生在矿床的上部，根据地质条件不同氧化层厚度可达10～50m。按矿石氧化率（指某金属以氧化矿藏状况存在的百分数）不同可将矿石分为氧化矿、硫化矿和混合矿。一般规则，氧化率在30%以上为氧化矿，氧化率在10%以下为硫化矿，介于两者之间为混合矿。有色金属氧化矿的首要矿藏有氧化铜、氧化铅及氧化锌矿。 有色金属氧化矿石具有如下特色：①结构较杂乱，浸染粒度较细，不易解离，一般很脆，细磨时易泥化；②矿藏组成十分杂乱，同一矿床内常含多种同一金属的氧化矿藏，而可浮性不同却很大；③常含有很多矿泥和可溶性盐；④不同矿床中氧化矿性质的不同很大，乃至同一矿床中不同地段的氧化程度及矿石性质改变很大。因此氧化矿石的浮选是较困难的。 氧化铜矿及其混合矿石的浮选 常见的首要氧化铜矿藏有：孔雀石（CuCO3·Cu(OH)2），含铜57.4%，密度4g/cm3，硬度4）；蓝铜矿（石青，2CUCO3·Cu(OH)2），含铜55.2%，密度4g/cm3，硬度4）。其次有：硅孔雀石（CuSiO3·2H2O，含铜36.2%，密度2～2.2g/cm3，硬度2～4）及赤铜矿（Cu2O，含铜88.8%，密度5.8～6.2g/cm3，硬度3.5～4）。 脂肪酸类捕收剂对有色金属氧化矿藏具有杰出的捕收性，但因选择性差（特别当脉石是碳酸盐矿藏时），精矿档次不易进步。黄药类捕收剂中仅高档黄药对有色金属氧化矿藏有必定捕收效果。但未经硫化，直接用黄药浮选氧化铜矿时因本钱高在工业上未得到运用。实践上得到运用的办法有： ①硫化法———最为遍及，工艺简略，凡能进行硫化的氧化铜矿均可用此法进行浮选。经硫化后的氧化矿具有硫化矿的性质，可用黄药进行浮选。孔雀石和蓝铜矿很简单用硫化，而硅孔雀石和赤铜矿较难硫化。 硫化时用量可达1～2kg/（t原矿）。因等硫化剂自身易氧化，效果时间短，生成的硫化膜不稳固，激烈拌和简单掉落，所以应分批增加，并不需预先拌和，直接参加浮选机榜首槽。硫化时，矿浆pH值越低，硫化越快。 矿泥多、需涣散时应加涣散剂，一般用水玻璃。捕收剂一般用丁基黄药或同黑药混合运用。矿浆pH值一般坚持9左右，过低时，可适量增加石灰。 ②有机酸浮选法———有机酸及其皂类可很好地浮选孔雀石及蓝铜矿。如脉石矿藏不是碳酸盐类矿藏时可用此法。不然，将使浮选失掉选择性。当脉石中含有很多可浮的铁、锰矿藏时，会发生相同的效果，使浮选目标变坏。用有机酸类捕收剂进行浮选时，一般还要增加碳酸钠、水玻璃、磷酸盐作脉石的抑制剂和矿浆调整剂。 也有混合运用硫化法与有机酸浮选法的实例。先用及黄药浮起硫化铜及部分氧化铜，然后再用有机酸类浮选剩余的氧化铜。 ③浸出—沉积—浮选法———当选用硫化法和有机酸法都不能得到满足的效果时选用。该法运用氧化铜矿藏比较简单溶解，将氧化矿先用硫酸浸出，然后用铁粉置换，沉积分出金属铜，再用浮选法浮出沉积铜。该法首要应根据矿藏嵌布粒度，将其磨到单体解离，（-200网目占40%～80%）。浸出液为0.5%～3%的稀硫酸溶液，酸的用量随矿石性质在2.3～45kg/（t原矿）改变。关于难浸出的矿石，可选用加温（45～70℃）浸出。浮选在酸性介质中进行，捕收剂用黑药或双黄药。未溶解的硫化铜矿藏和沉积金属铜一同上浮，进入浮选精矿。 ④浸—硫化沉积—浮选法———如矿石中含很多碱性脉石，运用酸浸耗量大、本钱过高时选用。该法将矿石细磨后，参加粉，然后浸。浸出进程中，氧化铜矿中的铜离子与NH3、CO2效果的一起，被硫离子沉积，成为新的硫化铜颗粒，将蒸腾收回，进行硫化铜的浮选。矿浆pH=6.5～7.5，用一般硫化铜矿的浮选药剂可得到杰出目标。此法应留意的收回，不然会形成环境污染。 ⑤离析—浮选法———本质是将粒度恰当的矿石同2%～3%的煤粉、1%～2%的食盐混合，在700～800℃之间进行氯化复原焙烧，生成铜的氯化物，从矿石中蒸发出来，在炉内被复原成金属铜，并吸附在煤粒上，再用浮选法与脉石别离。此法适用于处理难选的氧化铜矿，特别是含泥量较多、结合铜占总铜30%以上的难选氧化铜矿，及含很多硅孔雀石和赤铜矿的矿石。归纳收回金、银及其他稀有金属时，离析法比浸出—浮选法优胜。缺陷是热能耗费大、本钱较高。 ⑥混合铜矿石的浮选———混合铜矿石的浮选流程应根据实验断定，可选用硫化后氧化矿藏和硫化矿藏一起浮选的流程，也可选用先选硫化矿藏、尾矿硫化后再选氧化矿藏的流程。一起浮选氧化铜矿藏和硫化铜矿藏的工艺条件和浮选氧化矿藏的根本相同，但和捕收剂用量应随矿石中氧化物含量的削减相应削减。 国外氧化铜矿石多选用两种工艺：硫化浮选法和酸浸—沉积—浮选法。