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氯化钴工艺

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氯化钴工艺百科

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氯化钴

2019-02-21 13:56:29

【英文名称】cobaltous chloride;cobalt dichloride 【结构或分子式】 CoCl2·6H2O   【密度】相对密度(25℃):1.925(六水),3.356(无水) 【熔点(℃)】86(六水) 【性状】 六水物:赤色晶体,无水物:浅蓝色粉末。 【溶解状况】 六水:易溶于水,也溶于乙醇、和;无水物:溶于乙醇、、。 【用处】 用于制气压计、比重计、隐显墨水等。氯化钴试纸在枯燥时是蓝色,湿润时转变为粉赤色。硅胶中加一定量的氯化钴,可指示硅胶的吸湿程度。 【制备或来历】 由氧化钴与效果而制得。 【其他】 六水物在空气中易潮解,热至120~140℃则失掉结晶水而成无水物。

利用钴矿制取氯化钴的试验研究

2018-12-10 14:18:49

利用钴矿制取氯化钴的试验研究.pdf

提钴工艺流程

2019-02-25 13:30:49

现在世界上钴的冶炼才能超越每年3万t,大部分来自铜-钴硫化矿及镍-铜-钴硫化矿,其间刚果(金)和赞比亚两个国家的产值约占60%。我国年产钴超越1000t,首要出产供应商是金川公司和赣州钴厂。 不同于铜和镍的提取以火法为主,钴的提取工艺大都选用湿法工艺,但是因矿石来历不同,各出产供应商选用的工艺流程有较大差异。        国外提钴首要流程可分为: 一、从铜-钴硫化矿中提钴 硫化矿硫酸化焙烧后和氧化矿一同进行硫酸浸出,浸出液除铁后电解提铜,电解母液除铁、铝后沉钴,钴渣重溶后电解提钴。         二、从镍铜硫化矿湿法进程的副产品中提钴 镍体系中以混合硫化物、氢氧化物或碳酸盐方式沉积的含钴副产品,经酸浸或加压酸浸取得含钴溶液,净化除杂,电解提钴;或用于出产其他钴产品。        三、从砷钴矿中提钴 鼓风炉熔炼→加压碱浸除砷→硫酸浸出→提钴; 加压酸浸→净化→电解。        四、从黄铁矿中提钴 硫酸化焙烧→浸出→净化除杂→氧化水解沉钴→复原熔炼→电解         五、从氧化矿(红土矿)中提钴 红土矿加压酸浸液硫化沉积得到镍钴混合硫化物→浸→镍钴别离→硫酸钴液高压氢复原→钴粉。         六、从转炉渣中收回钴 电炉贫化熔炼→钴冰铜转炉吹炼→富钴锍水淬→加压氧化酸浸→除铁→溶剂萃取别离→沉钴→煅烧出产氧化钴。根据我国钴出产的实际情况,首要出产工艺为: (一)以镍体系钴渣为质料,选用复原溶解→除铁→沉钴→煅烧→复原熔炼→钴阳极电解精粹出产电钴的工艺; 选用复原熔解→除铁→萃取除杂→镍钴别离→草酸沉钴→煅烧出产氧化钴的工艺; 选用复原熔解→除铁→萃取→电积出产电钴的工艺 (二)以钴硫精矿为质料,选用硫酸化焙烧→浸出→萃取→电积或氧化钴出产工艺。 (三)以砷钴矿为质料,选用氧焙烧脱砷→浸出→萃钴→草酸沉钴→煅烧出产氧化钴的工艺。 (四)以水淬富钴锍为质料,选用氧气加压浸出→除铁→萃取除杂→镍钴别离→草酸沉钴→煅烧出产氧化钴的工艺。 (五)以钴土为质料,选用电炉熔炼→转炉吹炼→水淬→浸出→除杂→沉钴→煅烧出产氧化钴的工艺; 选用细磨→钠酸浸→硫化沉积→硫化钴氧化浸出→除铁→萃取除杂、镍钴别离→氯化钴液草酸沉积→煅烧出产精制氧化钴的工艺。

钴硫精矿的冶炼工艺

2019-01-18 11:39:38

国内将含钴的黄铁矿和磁黄铁矿精矿通称钴硫精矿,是国内主要炼钴原料之一。南京钢厂、葫芦岛锌厂、湖北光化磷肥厂和山东淄博钴厂四个厂家利用这种原料。其中葫芦岛锌厂的产品是二号电钴,采用硫酸化焙烧→浸出→脂肪酸脱铁铜→沉钴→还原铸阳极→阳极液净化→隔膜电解的方法,因生产成本高,现已停产。南京钢厂曾采用氧化焙烧——烧渣中温氯化焙烧工艺,湖北光化磷肥厂采用氧化焙烧——烧渣硫酸化焙烧工艺。但由于钴硫精矿含钴太低,一般都小于0.3%,加上回收钴的工艺流程复杂,普遍无利可图,所以,这些厂在生产一段时间后,又停止了生产。山东淄博钴厂利用钴硫精矿和含钴原料生产硫化钴、氧化钴、氯化钴、硫酸钴等产品。

钴的冶炼回收工艺

2019-01-07 17:37:56

加工生产金属钴和高纯度氧化钴的技术要求高,冶炼流程复杂,加上能耗高和污染等问题,一般不适合民间冶炼。根据不同炼钴原料主要有如下几种冶炼回收工艺。    1.钴土矿冶炼工艺    建国初期,钴土矿主要作为制取氧化钴的原料。工艺流程大体上是将钴土矿用鼓风炉或电弧炉还原熔炼成钴铁,经退火或焙烧后,用酸浸得到含钴溶液,再经净化处理,沉淀出亚硝酸钴钾,然后焙解和粉碎制得工业氧化钴粉。潮州冶炼厂和赣州钴冶炼厂等厂家曾采用此工艺回收过钴。现在已没有厂家利用这种原料生产钴产品了。    2.钴硫精矿的冶炼工艺    国内将含钴的黄铁矿和磁黄铁矿精矿通称钴硫精矿,是国内主要炼钴原料之一。南京钢厂、葫芦岛锌厂、湖北光化磷肥厂和山东淄博钴厂四个厂家利用这种原料。其中葫芦岛锌厂的产品是二号电钴,采用硫酸化焙烧→浸出→脂肪酸脱铁铜→沉钴→还原铸阳极→阳极液净化→隔膜电解的方法,因生产成本高,现已停产。南京钢厂曾采用氧化焙烧——烧渣中温氯化焙烧工艺,湖北光化磷肥厂采用氧化焙烧——烧渣硫酸化焙烧工艺。但由于钴硫精矿含钴太低,一般都小于0.3%,加上回收钴的工艺流程复杂,普遍无利可图,所以,这些厂在生产一段时间后,又停止了生产。山东淄博钴厂利用钴硫精矿和含钴原料生产硫化钴、氧化钴、氯化钴、硫酸钴等产品。    3.砷钴矿冶炼工艺    赣州钴冶炼厂是国内唯一使用这种原料的厂家,原料从摩洛哥进口,该厂采用电炉熔炼→脱砷焙烧→二段浸出除铁砷→Na2S2O3脱铜→沉钴→还原铸阳极→净化→隔膜电解法生产氧化钴和电钴。    4.冶炼副产品中提钴的冶炼工艺    镍电解液净化产出的钴渣为主要原料。甘肃金川有色金属公司的生产流程为钴渣→浸出除铁→二次沉钴→还原铸阳极→阳极液净化→隔膜电解。该公司在许多生产、设计和科研单位的协助下在大量试验研究基础上确定了转炉渣提钴新工艺,该工艺采用电炉贫化获得钴硫,转炉吹炼富钴硫,加压氧化浸出技术,镍、钴、铜的浸出率高,反应速度快,浸出渣沉降性能好,钴的冶炼回收率达50%左右。金川有色金属公司采用硫酸溶解法从镍电解系统净化钴渣中回收钴,钴的回收率达到85%以上,同时,硫酸溶解钴渣还生产纯氧化钴粉。    5.从含钴废料提钴的工艺    二次提钴的工艺较简单,原料便宜,又不一定非要产出金属钴,因此,国内一些厂家已经开始利用含钴废料生产钴产品了。镇江冶炼厂利用各种含钴工业废料及钴硫精矿生产各类钴盐,采用流程为钴原料→净化提纯→合成→各类钴盐。江苏阜宁化工厂利用磁钢熔渣和砂轮磨屑等废料生产钴盐,采用流程为钴原料→酸溶造液→除铁→萃取→结晶。另外,赣州钴冶炼厂处理过废触媒,葫芦岛锌厂处理过磁钢渣,上海和沈阳冶炼厂处理过高温合金。    目前,国内已能利用矿山生产的各种原料生产高纯度电解钴、氧化钴粉和钴盐,生产加工工艺也得到很大发展,溶剂萃取技术在湿法炼钴中普遍得到应用。

氯化锌生产工艺

2019-02-14 10:39:49

氯化锌(ZnC12),白色棒状、粒状或粉状晶体,密度2.91 g/cm3,熔点283℃,沸点723℃,无味,潮解性强,能自空气中吸收水分而溶化。    氯化锌易溶于水,水溶液呈酸性;能溶于甲醇、乙醇、丙醇、等含氧有机溶剂;及溶于、等含氮溶剂;还具有溶解金属氧化物纤维的特性;不溶于液。熔融的氯化锌具有很好的导电功能。氯化锌有毒性,腐蚀性很强,应密闭储存。    氯化锌产品用于电池工业作电解质,出产活性炭的活化剂,在有机工业中用作聚腈的溶剂及有机组成的脱水剂、缩合剂,石油工业用作净化剂,染料工业用作显色稳定剂、活性染料和阳离子染料的出产,印染工业用作媒染剂、丝光剂、上浆剂。此外,还用于造纸、木材防腐、医药、纺织、电焊、电镀、颜料等工业部门。    氯化锌的出产工艺流程如下图所示。    现在,我国氯化锌出产大都选用锌浮渣、锌烟尘、锌铸型渣,也有选用锌锭或氧化锌(含Zn0 90%)为质料,工艺简略,产品质量好。可是,跟着工业的开展,锌锭和氧化锌求过于供。因而要寻觅扩展氯化锌工业开展的途径。我国菱锌矿资源丰富,亟待开发使用。研讨使用菱锌矿直接出产氯化锌是开展氯化锌工业的途径之一。    用菱锌矿出产氯化锌的关键在于原矿杂质含量高,

水氯化法提金—电氯化法浸出工艺

2019-02-14 10:39:39

在水溶液中,金可与氯化合生成易溶性氯化金,由此提出了金矿石的氯化浸出法。金矿石氯化浸出剂是氧气。氯化浸出法的进一步开展是运用电解氯化钠溶液得到的氯浸出矿石中的金。运用这种电化学浸出办法从矿石中浸出金并由溶液中分出金的办法也称电氯化浸出法,简称电氯化法。    金矿石的电氯化浸出进程,多年来得到不断改进,其金的浸出速率比化法快,已进行了半工业实验,没有到达工业运用阶段。由于原子氯和对金的强氧化性和强络合才能,人们在处理难处理金矿石时,对电氯化法给予特别注意,经常在一些小设备中进行小规划加工处理。    1)电氯化法浸出金进程的一般原理    金矿石的电化学浸出进程在悬浮矿浆食盐溶液中通直流电进行,经过电解氯化钠溶液发作氯的氧化和络合作用,使金浸出,转入溶液。    在隔阂电解浸出槽中电解氯化钠溶液时,H+在阴极上放电分出气态氢,C1-在阳极上放电分出气态氯。在阳极上OH-也或许放电分出02。尽管OH-放电分出的氧的可逆电位[Eө(OH-)=+0.82 V,18℃NaCl溶液]比C1-放电可逆电位[Eө(Cl-)=-36 V]低,但其超电位数值大(见下表),实践分出电位比C1-高得多,在电流密度为1 000 A/m2下,Eө(OH-)=1.911 V,Ee(C1-)= 1.611 V。氧和氯在软石墨阳极上超电位电位/V离子电流密度/(A·m-2)102001000200050001mol/L KOH溶液Cl-——0.2510.2980.417饱满NaClOH-0.5250.9631.0911.1421.186     所以,电解中性氯化钠溶液时的首要反响为:    在铁板阴极上                                 2H20+2e- === H2↑+20H-    在石墨阳极上                                    2Cl- ==== Cl2↑+2e-    总反响式为:                              2H20+2C1- ==== C12↑+H2↑+20H-    进程发作的原子氯或分子氧对金都有强的氧化作用。氯溶解在食盐溶液中生成次氯酸,当溶液呈碱性时,则生成易分化的次氯酸盐。C10-的放电电位比C1-小得多,如下图所示,即便次氯酸盐浓度适当小,C10-与C1-也能一起放电。[next]                                  2ClO--2e- ==== 2Cl- + O2↑                                     2C1- - 2e- ==== Cl2↑    分出的氧也是一种强氧化剂。    金的标准电极电位为+1.50 V,在氢以上,意味着金的溶解只能在含氧溶液中进行,特别需求那些电极电位高的活性氧化剂,如次氯酸、次氯酸盐和Cl-(见下表)。金在碱金属氯化物中与氯离子生成氯化络合物,使金的标准电极电位变小,促进金浸出。含氯氧化剂和贵金属的氧化复原电位电极ClO-/Cl-HClO/Cl2(液)Au+/AuAu3+/AuCl2/Cl-Pt4+/Pt氧化复原电位/V1.7151.5941.581.51.3951.2电极Ir3+/IrPd2+/PdAg+/AgRu3+/RuRh3+/Rh 氧化复原电位/V1.150.980.80.490.81      在金矿石电化学浸出进程中,由于食盐电解进程中所耗费的气态氯和氧不断得到弥补,促进浸出反响敏捷进行。电氯化浸出时金的溶解进程也是一种分散进程,金的浸出速率受拌和强度和温度影响,一般,温度升高对金浸出有利,可是,当温度高于40℃今后,金浸出速率就明显下降。拌和强度过大,剧烈拌和会使氯渗透到阴极液,碱渗透到阳极液,或使分子氯很多蒸发,导致溶液中氧过量,构成矿石中的金部分钝化。[next]    2)电氯化法浸出金的运用实例    ①有隔阂电解槽的电氯化浸出。金矿石在装有隔阂的电解浸出槽中浸出。电解浸出槽是铁制的或木制的圆形槽,槽底和槽盖用石棉钢筋混凝土或生铁制作,槽内涂石油沥青或煤沥青。阴极室与阳极室用隔阂离隔。阴极是带孔铁质圆筒,外套隔阂。阳极是石墨板,依环形排列于底部与槽底绝缘。阳极室内装机械拌和器,转速120~150 r/min。经过充沛磨细的矿石与NaCl溶液混合后加到阳极室,运用不断拌和,使矿石颗粒坚持悬浮状。    电氯化浸出运用的矿石是磁黄铁矿型的金精矿,精矿所含的硫化物首要是磁黄铁矿,此外还有少数黄铁矿和硫砷铁矿。精矿的化学组分为:SiO2 3.44%,A1203 0.16%,CaO 7.92%,MgO 4.0%,Mn2O3 1.06%,CuS04 0.O1%,CuS 2.06%,Fe 38.96%,As0.14%,总S 31.88%,Au 52 g/t, Ag 98 g/t。精矿中银和铁,在电氯化浸出时进入溶液。溶液中的银发作堆积,并在金颗粒表面构成氯化银薄膜。铁以硫酸亚铁方式存在,硫酸亚铁将金的氯化物中的金复原成金属金,使金从溶液中堆积出来。据此拟定含金磁黄铁矿精矿的电氯化浸出工艺流程如下图所示。    磨细矿石浮选精矿粒度为74% -200目,用浓度为2.5 moVL的NaCl溶液混合制浆,并参加2%,矿浆液固比1.4:1。将该矿浆加到阳极室,2.5 moVL NaCl溶液加到阴极室,进行榜首段电氯化浸出.电氯化阳极电流密度为750 A/m2,容积电流密度为5500 A/m3,时刻为15 min。榜首段浸出后的精矿再磨细到91.5%-200目,在相同条件下进行第二段电氯化浸出。经过两段电氯化浸出金的金总浸出率为82.7%。用电氯化法处理每吨精矿需耗费3100 g NaCl,其电能耗费为45 kW·h。[next]    浸出进程中参加少数。对金颗粒表面的氯化银薄膜有溶解作用,使金浸出率得到进步。在榜首和第二阶段浸出之间,需对精矿再磨细,以损坏金颗粒表面的氯化银薄膜,进步金浸出率。硫酸亚铁的有害影响,可选用敏捷氧化的办法加以消除,也能够在阶段浸出间精矿再磨操作时用水冲刷除掉二价铁离子。    ②无隔阂电解槽的电氯化浸出。无隔阂电解浸出槽不存在矿泥阻塞问题。在无隔阂槽中运用电解氛化钠水溶液分出的原子氯,从矿石中浸出金,已进行了半工业规划实验。晏庄金矿是“铁帽型”含金氧化矿,以褐铁矿为主,金呈次显微状赋存在褐铁矿孔隙里,粒度为0.001~0.005mm,单个的为0.074~0.06 mm。矿石含金量9g/t。由于磨矿后细微的金粒进入矿泥中,故曾先后选用混-摇床、混-浮选、混-浮选-渗滤化等流程处理,金的收回率仅为63%左右。后在电氯化一树脂矿浆法实验中,金的收回率大大进步。这是由于矿石电氯化浸出时,金颗粒表面的铁、锰薄膜简单被损坏,可获得较高的金浸出率。    电氯化是经过电解碱金属氯化物(NaCl),使水溶液中放出活性氯将矿石中的金氧化生成AuC13,进而成为HAuC14及其复盐NaAuC14,并在水中离解成离子:                                HAuC14 —→ H++AuC14-                               NaAuC14 —→ Na++AuC14-                                AuC14- —→Au3++4C1-    生成的AuCl4-被阴离子交流树脂吸附,进程中离解生成的Au3+,有极少数堆积于阴极板上成阴极泥。向电解槽中参加,除为在电解进程中能分出一部分氯外,首要是用来避免氛化钠离解生成的氛被碱或水吸收而损耗活性氯。    半工业实验设备选用ф900 mm×1000 mm铁制元隔阂电解浸出槽。电解浸出槽内装有螺旋搅碎桨,螺旋桨直径为300 mm,转速为374 r/min,阳极为250 mm×700mm石墨板,每槽5块,沿槽的四周固定在拌和轴与槽壁之间,并与槽底绝缘。阴极为槽的内壁。阳极与阴极的间隔为200 mm。实验条件是:矿石粒度71.92%-200目,矿浆浓度22.25%,电流密度285 A/m2,槽电压13V,矿浆温度50℃。按质料配入氯化钠30 kg/t,20 kg/t制成矿浆,pH值为20再参加-16~+50意图717型湿树脂10 kg/t,在接连拌和下通电氯化和吸附8 h。经144 h的实验,所得的平均指标为:树脂含金量83.80 mg/g,尾液含金质量浓度为1.69 mg/L,除掉阴极上少数的阴极泥(含金6.26g/t)忽略不计,金的吸附收回率为99.10%。    为了调查含金硫化物矿(首要是黄铁矿)对电氯化的影响,还进行了含30%硫化物矿的混合矿样的实验,结果表明,在此条件下含金硫化物矿对金的浸出和吸附几乎没有影响。    选用筛选-筛分-摇床联合流程从矿浆中别离载金树脂获得了好的别离作用。载金树脂中的金用静电淋洗收回、静电淋洗在拌和珐琅桶内进行,拌和转速为252 r/min,螺旋桨直径70 mm。阴极为铅板,阳极为石墨板,南北极距离80 mm。金的淋洗剂由4%硫脉和2%制造。在槽电压2V和阴极电流密度400 A/m,条件下,运用7倍于载金树脂质量的淋洗剂,进行8h淋洗,金近于彻底淋洗。    金矿石的电氯化浸出作用遭到诸要素的影响。明显,影响金浸出的要素都与初生态氯的产值及运用程度有直接关系,氯产值高又能充沛运用,金的浸出作用就好。电氯化浸出作为一种强化浸出办法,对含少数硫化物的金矿加工是可行的,即便矿石中硫化物含量高达30%,金浸出率仍可到达88%。    金的电氯化浸出与金在矿石中的赋存状况、矿石化学成分以及矿藏成分有关,它们对电氯化进程的影响很大。合适电氯化浸出的矿石有:金呈游离态而无氯的吸附剂的石英矿石;金粒表面的铁、锰薄膜易氧化进入溶液的铁帽型氧化矿石;黄铁矿和其他硫化物含量少的金矿石;磁黄铁矿、黄铁矿精矿;含金方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、毒砂混合矿石或精矿以及含铜金矿石等。不合适电氯化浸出的金矿石有:含很多CaC03或MgCO3的碳酸盐矿石,碳酸盐匆溶解抓相互作用增大氯的耗费,并发作很多细泥阻塞隔阂的孔隙;高砷金矿和高锑金矿,砷化物和锑化物在电氯化进程中发作二次反响,耗费溶解的氯;含碲和硒的金矿,某些碲化物和硒化物对氯化金发作复原作用,阻碍金的电氯化浸出;含石墨和炭的金矿石,碳质物对氯化金发作抢先吸附,大大削减金的有用浸出。

铜钴镍分离工艺实例

2019-01-21 18:04:37

处理硫化铜镍矿,一般采用选矿、熔炼和吹炼获得高冰镍,然后再用浮选法使铜镍分离,铜、镍精矿再分别送冶炼产出金属铜和金属镍,在冶炼过程中综合回收钴和铂族元素,某铜镍硫化矿的原则工艺流程如下:详见流程图:          品位较高的铜镍矿可以直接送去冶炼获得高冰镍,只有贫的铜镍矿才进行选矿。浮选获得的铜镍混合精矿经过冶炼得出的高冰镍,其分离方法有熔炼法、水冶法和浮选法,而浮选法是较经济且有效的方法之一,我国某铜镍矿系采用浮选法分离高冰镍。该厂的高冰镍的物相组成是硫化镍(Ni3S2)、硫化铜〔(Cu2S2)2FeS+Cu2S〕、合金(Cu—Ni—Fe)、金属铜(Cu)以及少量的磁铁矿(Fe3O4)和残渣。其中硫化镍和硫化铜的含量占90%以上。因此,铜镍分离的关键是硫化镍和硫化铜的分离。高冰镍经磨碎后,铜镍硫化物的粒子互相解离,在强碱性溶液中(PH12~12.5),加入丁黄药进行浮选。此时硫化镍被抑制,硫化铜上浮,达到分离的目的。这一新工艺成功的被应用,使我国铜镍分离技术达到了国际先进水平。

氯化法制取粗四氯化钛的工艺流程

2019-02-15 14:21:16

富钛料与反响制取粗工艺流程如图1所示。    熔盐氯化与欢腾床氯化TiCl2淋洗、冷凝体系底子相同,最底子的差异在于氯化炉和收尘器体系。    1.熔盐氯化工艺流程    熔盐氯化工艺流程如图2所示。    熔盐氯化工艺经历最丰厚的厂商应属哈萨克斯坦共和国乌兹基市镁钛联合厂商。该厂商共有6台熔盐氯化炉,每年能够出产海绵钛3.0万吨。相当于年产8.0万吨的氯化法钛厂的出产才能,可是单台氯化炉的出产才能不高,为日产100-120吨粗TiCl4的水平。[next]    2.熔盐氯化工艺首要设备    (1)熔盐氯化炉的结构熔盐氯化炉的结构如图3所示。熔盐氯化炉发动比较费事,首要应把炉外熔融的NaCI-MgCI2混合熔盐压人炉内,吞没电极,送电升温。不断加人枯燥的NaCl盐直到反响要求的高度,提温到750℃以上能够加料进行反响。     由加料孔向炉内加人配好的混合料,由通氯管通人或氧化循环尾气开端反响。[next]    生成的TiCI4、FeCI2、FeCI3、AICI3、C02、CO等进人扩大段,炉气带出粗颗粒炉料及熔盐颗粒沉下降人熔盐中,炉气经出口进入收尘器。反响开端需送电提温,因反响放热,反响正常后完全能够自热。反响区温度到达750℃稳定一段时间后,就能够中止送电。炉盖、扩大段、过渡段、炉缸都有冷却水套,在正常反响时通水移出反响热,维护炉衬,下降炉内温度,避免反响区温度过高构成很多熔盐进步恶化操控条件。    (2)收尘器因熔盐氯化,氯化炉出口炉气压力为微正压,收尘器底子选用重力沉降收尘器。收尘器的首要效果是经过大的表面积散热,使750℃左右的炉气冷却;而且使炉气下降流速,使炉气中固相FeCl2、气相FeCI3、AICI3结晶长大沉下来,用桶装送到处理工序。    收尘器可为多级。强化散热榜首级收尘器表面焊有散热片,内衬有耐酸混凝土层,避免在较高的温度下,金属壳体被炉气中的剩余腐蚀。第二级壳体无内衬,加强散热。一般在内壁上结有FeCl3,AICI3黄色渣层,阻挠金属筒体被氯化,可运用多年,可是也下降了散热才能。    熔盐氯化工艺中当炉温较高常常有NaFeCI4, NaAICI4低熔点物生成,简单构成炉气出口、收尘器筒壁、顶盖结疤。当长大受冲击,振荡易掉下,时有堵住出渣口、料桶口的现象发作。因而操作中要严格操控氯化炉温不要太高,削减低熔点NaFeCl4、NaAICI4生成,避免上述的事情发作,一起也可削减粗TiCI4中的泥浆量。      NaCl十FeCl3===NaFeCI4      NaCl+AIC13===NaAICI4    NaFeCl4、NaAICI4被称为低沸点的“固体”,熔点一般在188-430℃之间。    其他氯化物的沸点见下表。    含有AICI3、FeCI3的TiCI4泥浆料返回到氯化炉体系(包含烟道、收尘器),每l000kg料浆气化后可从氯化炉中带走380-420MJ的热量。有利于操控炉温,简化氯化炉的结构。一起发作的反响其反响式如下:      3Ti02(s)+4AICI3(g)===3TiCI4(g)+2 AI2O3(s)↓TiO2(s)+4FeCI3(g)+C(s)===TiCI4(g)+4FeCI2(s)↓+CO2↑    这样能够有效地除掉泥浆中的AICI3、FeCI3,使其变成高熔点、高沸点的杂质从体系中除掉,一起又进步了氯的利用率。一般向氯化炉内返泥浆愈平稳接连,除杂质的效果愈好,愈能削减TiCI4中的泥浆含量,愈有利于进步的利用率。此项技能锦州厂已获专利权。    (3) TiCI4淋洗塔其效果是被降温到250℃以下的TiCI4炉气,在淋洗塔顶用TiCI4淋洗进行充沛换热,使90%左右的TiCI4被吸收,由气相转为液相而搜集下来。一般TiCl4淋洗塔为逆流操作;选用文丘里洗涤器的为顺流操作。淋洗塔如图3所示。[next]    (4)冷凝设备选用常温或低于65℃ TiC14淋洗吸收的方法是不能把一切TiCl4淋洗(冷凝)吸收下来的。由于正常状况淋洗用的TiCI4尽管经过冷却到50-65℃,淋洗后的TiCl4料液一般在90℃左右有较高的蒸气压20kPa。为进一步使TiCI4冷凝下来,进步钛的收回率,一般选用冷冻盐水冷却到-20℃下的TiCl4料液去冷凝气相TiCl4。冷凝设备有喷淋塔和膜式冷凝器。膜式冷凝器是在换热器中壳程走冷冻盐水,管程中经过TiCl4气体,在管程上冷凝构成TiCl4液膜并吸收TiCl4气体的设备(见图4)。为使98%以上的TiCl4收回下来,淋洗、冷凝设备选用多级吸收的工艺。 [next]    (5)气液别离器TiCl4经过淋洗、冷凝后)98%被搜集下来,但随不凝性气体(CO, C02、N2等)夹藏的TiCl4液滴,经过别离器别离液相进步收回率。    前两组淋洗单元淋洗进程运用蛇形管换热器,用工业水冷却换热;后两组用冷冻盐水换热,冷却TiCl4流体使温度到达-15℃以下,与炉气中的TiCl4触摸,使炉气中的TiCl4悉数冷凝下来,进步收回率。由于TiCl4中会有一定量的泥浆,首要是FeCl2 ,FeCl3、AICl3等杂质,在炉气温度较高的状况下很简单构成结垢,阻塞淋洗塔的栅板和挡板塔的挡板,所以在氯化用料杂质较高时一般不选用上述两种类型的淋洗、冷凝设备。    为了避免泥浆料的泵罐中淤积,一般选用如下方法。    ①操控榜首、二级淋洗槽TiCl4料浆的温度≥90℃,使固体颗粒处于悬浮状况,不易堆积。    ②在容器内加拌和,使固体颗粒在机械力的效果下无法堆积。    ③经过泵循环冲击TiCI4浆料,使固体颗粒难以堆积。    ④塔下部规划成瀑布式,用淋洗液从高处落下以很大的能量冲击泵槽底部,使固体颗粒不易堆积并节能。例如,哈萨克斯坦乌兹基工厂就是这样做的。    3.熔盐氯化的工艺参数    (1)最佳熔盐的组成Ti02 1.5%-5.0%;C 2%- 5%;NaCl 15%-20%;KCl 30%-40%;MgCI2 10%-20%;CaCI2<10%;FeCl2+FeCI3<10%;Si02<6.0%;Al203<6.0%。    当Ti02<1.0%时,其他杂质被氯化下降了氯的利用率,一起也使TiCI4中杂质升高。    在实践中因KCl较贵,能够恰当削减KCl的配人量。当熔盐组分中Ti02外的其他氧化物组成增高时,熔盐的物理性质变坏,黏度添加,熔点升高影响氯化功率,有必要周期性地排出废盐并弥补新盐(首要是NaCl、KCl)。    (2)炉气的组成(炉温较低时)    TiCI4 63.8%;SiCI4 1.0%;AICI3 1.9%;FeCI3 0.5%;FeCl2 0.3%;N2 9.4%;C02 21.0%;CO 0.37%;固体成分1.73%;FeCI3、FeCl2的含量首要与高钛渣中的铁含量有关。    (3)首要工艺参数    ①反响温度700-800℃。    ②用于熔盐氯化最低浓度(体积)70%。    ③作业熔盐中组分Ti02 1.5%-5.5%;C 2%一5%;Si02<10%。    ④盐层高度<5. 5m.    ⑤排放废盐中Ti02 <2. 0%。    ⑥废气中游离量<3. 2mg/L[2%(体积)〕。    ⑦氯化炉炉气压力1470Pa。    ⑧氯化炉炉气出口温度700℃。    ⑨进人淋洗塔炉气温度<250℃。    ⑩淋洗塔循环泵槽中TiCI4温度≥90℃。    ⑾冷冻盐水的温度<-20.0℃。    ⑿捕集器(气液别离器)<-5℃。[next]    4.熔盐氯化工艺现在的首要问题    熔盐氯化工艺最大的长处如下:①用料比较广泛,欢腾氯化运用困难的CaO, MgO高的钛渣,熔盐氯化都能够运用;②熔盐欢腾层的操控较气固流化床简单。    现在影响熔盐氯化开展的有下面几方面的问题。    ①每吨TiCI4大约产出200kg的废盐;年产6.0万吨的氯化法钛白工厂将产出12000吨废盐,处理较困难。综合利用有待进一步研讨。    ②熔盐氯化炉现在规划距大型氯化法钛白要求距离较大。出产才能偏小,匹配困难。最大的熔盐氯化炉日产TiCI4只要130吨,相当于年产1.5万吨钛白才能。更高出产才能熔炉开发有待证明。    ③熔盐组成中含有很多NaCl, KCI,极易同FeCI3、AICI3构成低熔点“液体”。黏附在炉壁、收尘器上,使设备结疤,易掉下阻塞出料口。一起构成固体颗粒在TiCl4中堆积,使之循环运用困难,要定时整理槽子。    ④熔盐炉发动烘炉,化盐十分费事,需求的附属设备如化盐炉等较多;日常还要常常加人新盐调整熔盐成分,工序较为烦琐。    ⑤多台熔盐炉与氧化炉对接困难;各炉的工艺技能参数难以平衡,操控十分困难。    ⑥氯化炉排盐操作较风险,环境恶劣,不如流化床排层床料易操作。

溴水+氯化钠提金工艺

2019-02-14 10:39:39

水+氯化钠提金工艺是一种无提金新办法。该办法将金精矿进行焙烧收回硫,然后选用氯化钠+水浸取金,浸取的贵液操控酸度为10%,运用泡沫塑料吸附金,金的关于乡镇厂商开发黄金出产具有很好的经济效益和社会效益。    1)浸金机理    氯化钠的首要效果是为溶金系统供给满足的氯离子。选用氯化钠+水系统溶金的反响机理如下:                                  Br2+2e- ==== 2Br-                               Au+4C1- ==== AuC14-+3e-                           2Au+3Br2+8C1- ==== 2AuC14-+6Br-        2)工艺流程    氯化钠+水提金新工艺不适用于含硫金精矿中金的浸取。因金精矿粉中一般含硫量较高,故对金精矿有必要进行焙烧预处理以除硫,其工艺流程见图1. 图1[next]     3)金精矿粉焙烧    依照从硫精矿矿石中制备硫酸的办法进行焙烧,一般在特制的焙烧炉中进行。焙烧温度操控在600~650℃,焙烧时刻以含硫量多少而定,一般以1h为宜。    4)浸金办法    ①直接浸取法。关于含金在100g/t以上的矿粉,可直接在浸出槽中进行浸取。浸出槽为硬质塑料,也可选用水泥槽进行浸取,其形状如图2所示,其巨细可根据规划的规划断定。 图2     ②接连浸出法。关于含量小于100g/t的金精矿粉,可选用接连浸取法。该办法是将三个浸取槽串联起来,在每个槽中参加必定量的焙砂,由浸出液贮槽中供入浸出剂,使浸出剂靠压力的效果,自上而下进入焙砂层,操控必定渗滤速度,使浸出液接连渗过第二、第三浸出槽中的焙砂。工艺流程如图3所示。 图3[next]     5)泡塑吸附及摆脱    选用动态吸附的办法是将泡塑装入必定直径巨细的吸附柱,操控必定的流速,将酸化的贵液流经吸附柱,先用质量分数为2%洗刷,后用自来水冲刷至中性,选用70~80℃的质量分数为0.05%钠分数次进行洗脱。    6)复原和熔炼    将洗脱的贵液转移至5000 mL大烧瓶中,置于电炉上加热至沸、加人混合复原剂A进行复原制得海绵金。将制得的海绵金洗净后,置于石墨坩埚中参加该分量的1%的和2%的硼砂,于1250℃的高温炉中熔炼,制成金锭。    7)影响要素    ①矿石焙烧对浸出率的影响。挑选含量为32.50g/t的金精矿进行了焙烧时刻对浸取率影响的实验,成果见表1.表1    矿石焙烧时刻对浸出率的影响焙烧时刻/min3306090120金的浸取率/%0.150.498.499.899.9     从表1中可见,金精矿粉不经焙烧,金的浸出率简直为零,而经焙烧的矿样,浸取率随焙烧时刻的延伸而进步,这是由于矿样经焙烧后使矿样中的硫和有机碳、石墨等物质除掉,使金粒露出,有利于溶剂对金的浸取。焙烧除硫操作简略快速,且可收回在焙烧进程焙烧温度过高或焙烧时刻过长,简略使矿样烧结,使金的浸出率下降,这是由于氯化钠+水为中性溶剂,不简略使烧结的氧化铁溶解,阻止了对金的浸取,对此可参加必定量的,进步对矿样的溶解能力。    ②氯化钠用量对浸出率的影响。氯化钠的用量与浸出率的联系见表2。表2        氯化钠用量对浸出率的影响氯化钠用量/g0.513510金的浸出率/%93.99999.199.399.2     从该表中可见,氯化钠用量为1 g,金的浸取率为99.0%,为此实验时选用1g氯化钠。    ③水用量对浸出率的影响。水是一种强氧化剂,在中性溶液介质中,可以将金(0)氧化成金(III),生成的金(III)与氯离子构成氯金酸络阴离子而进入溶液。水的用量对浸出率的影响见表3。 表3             水用量对浸出率的影响水浓度/%5102030金的浸出率/%72.782.899.199.5      为泡沫塑料收回金时减小酸的用量,固定浸取液的体积为10 mL,从表3中可见,金的浸出率随水浓度的添加而添加,当到达20%的水浓度时,金的浸出率可达99%,故实验时选用20%水浓度的溶液为浸取液。[next]    ④浸取时刻对浸出率的影响。影响实验成果见表4。表4       浸取时刻对浸出率的影响浸取时刻/h248121824金的浸出率/%39.782.293.89999.299.3     从表4中看到,跟着浸取时刻的延伸,金的浸出率逐步增高,当浸取时刻为12 h,金的浸出率可达99%以上。    ⑤酸度对泡塑和活性炭收回的影响。在质量分数为1%~20%介质中,泡塑可定量吸附金。为此在浸取金的溶液中进行了用量实验,成果见表5。 表5             用量对泡塑吸附金的影响用量/mL0.512.55金的浸出率/%93.99999.399.4     从表中可见,在10 mL氯化钠+水浸取金的溶液中,参加1 mL(浓度10%)泡塑对金的吸附率达99%以上,故在浸取液中参加1 ml质量分数为10%的为宜。    选用活性炭吸附也可将浸取液中的金收回,但用量对金的吸附率影响较大(见表6)。表6             用量对活性炭吸附金的影响用量/mL0.512.55金的吸附率/%53.478.59599     从表6中可见,在10 mL浸取液中,参加5 mL(浓度为33%),活性炭对金的吸附率为99%以上。    两种办法相比较,选用泡塑吸附收回金具有如下长处:a)水的存在有利于泡塑对金的吸附,吸附率可达99%以上;b)对活性炭吸附金有影响的铅、锑、铋,钨等搅扰离子,不影响泡塑对金的吸附。故挑选性好、对提金适应性强;c)操作简略快速、易于摆脱,选用灰化法、钠摆脱法可彻底收回;d)泡塑收回金所需酸量少、成本低。    ⑥载金泡塑处理办法。灰化法将载金泡塑置于650℃高温炉中进入灰化,灼烧;残渣中即含海绵金,将含金残渣用溶解,选用混合复原剂A进行复原,制备得制品金。    钠摆脱法将载金泡塑用自来水冲刷洁净后,用70~80℃的0.05%钠进行摆脱,含金摆脱液选用混合复原剂A进行复原,制备得制品金。摆脱后的泡塑可重复运用。    摆脱法载金泡塑可用在常温下进行摆脱,含金选用蒸馏法收回,残渣即为金粉。摆脱后的泡塑可重复运用。