流程由6道工序组成：铋矿的浸出与复原；铁粉置换沉积海绵铋；氧化再生；海绵铋熔铸粗铋；粗铋火法精练；铋浸出渣中有价金属的选矿收回。浸出进程的首要反响如下：浸出液经加铋矿复原，使溶液中残存的三价铁复原为二价。加铁粉，沉积出海绵铋，经过氧化，再生三价铁。 此法在工艺上比较老练，铋的浸出率高（渣计98%～98.5%），综合利用好，污染较小，为进步铋资源的综合利用供给了一种有用的途径。但此工艺材料耗费比较高，1t海绵铋耗用工业1.5～1.8t，氧气0.4～0.5t，铁粉0.5～0.6t。因为选用铁粉置换和再生技能，铁和氯离子在溶液中的堆集不容忽视，废液排放量大，浸出液中因为离子浓度相对较高，黏度较大，渣的过滤和洗刷较为困难。工艺流程见图1。图1  铋锡中矿浸出－铁粉置换提铋工艺流程图

为了简化流程，研讨用隔阂电积来替代图1流程中的铁粉置换和再生工序。其原理是在操控恰当电位的情况下，让铋在隔阂电解槽的阴极复原：阳极则发生铁的氧化反响：图1  铋锡中矿浸出－铁粉置换提铋工艺流程图 该流程的技能关键是电极电位的操控和溶液透过隔阂速度的操控。在阴极区，溶液中首要的阳离子是Bi3＋、Fe2＋和H＋、在阳极区，溶液中首要的阳离子是Bi3＋、Fe3＋和H＋，为使阳极区的三价铁不致在阴极放电而下降电流效率，应选用恰当的隔阂材料把阴、阳极分隔，阴极区液面应高于阳极区，并操控电解液的浸透速度，使流速与二价铁的氧化速度适当。 此工艺与－铁粉置换法比较，流程简略。但由于溶液中铁离子浓度较高，电积进程在电场力的效果下三价铁会不可避免地透过隔阂在阴扳复原，使电流效率下降（电流效率42%～50%），操作进程比较严厉。

此法实质上是使用氯氧铋的水解性，在弱酸性溶液中水解铋氧络合物，生成氯氧铋白色沉淀物，制取氯氧铋精矿。 为使水解彻底，溶液pH值一般控制在2，这就要求很多的水稀释溶液，形成酸耗高、水耗大、试剂耗量大、铋回收率低、废水排放量大的缺陷。某小型铋冶炼厂曾选用此法出产氯氧铋精矿，但作用不抱负，其技能经济指标为：吨精矿耗工业800kg，铋回收率为60%～70%。

方铅矿在酸性的饱满食盐水中浸出，生成二氯化铅和元素硫，二氯化铅溶于热的食盐水中，趁热过滤，滤液冷却后得到二氯化铅结晶；二氯化铅再进行融盐电解，得到金属铅和；用于氧化二，使之变成，循环运用。首要反响如下：    浸出：PbS＋2FeC13 ==== PbCl2＋2FeCl2＋So    电解：负极：PbCl2＋2e ==== Pb↓＋2Cl-           正极：2Cl- -2e ==== Cl2    再生：2FeC12＋Cl2 ==== 2FeC13    M. M. Wong 1980年报导了美国矿务局雷诺冶金研究中心进行的方铅矿浸出-二氯化铅融盐电解扩展实验的有关细节[1]，此扩展实验规划为每次处理铅精矿50kg，连续操作，浸出槽是带有聚氯二乙烯面料和钛加热管的钢桶,容积为1.5m3。浸出液含73g/L的FeC13,254g/L的NaCl、pH＝3。温度约100`C，反响30min，铅的浸出率达98%，铜和银的浸出率达80%，锌浸出率约为70%。    电解槽内壁用石英砖砌成，尺度为865mm x 635 mm x457mm，阴极为石墨板，阳极为石墨棒，下图为电解槽的示意图。    电解液由25% LiCl、32% KCl和45% PbCl2组成，电解时通入3000A电流，电解温度450℃，电解产出的液态金属铅用虹吸管放入置于真空室的铸模内，分出的C12经过纤维强化塑料管引至氯化塔底部，使FeCl2氧化为FeCl3，循环运用。此电解槽日产金属铅226.8 kg,电耗为每吨铅1168kW·h。此进程每吨铅的生产成本（包括除矿石外的食盐、、、石灰等原材料、人工、修理、税、稳妥、折旧等费用）为108美元，与火法附近。    此进程的长处是：完成了湿法炼铅，基本解决火法炼铅中的环境污染和铅中毒问题；可收回大部分伴生金属和硫；生产规划可大可小。    此进程的缺陷是：选用氯化物系统浸出和电解，对设备原料要求高PbCl2简单结晶，给矿浆运送、过滤等作业添加困难；电解温度450℃，又要发生，存在不安全要素；电解槽结构比较复杂；矿石中的金不能收回。    参考文献：    1  M. M. Wong，Paper Presented at the 109th AIME Annual Meeting at Lasvegas，Nevada，Feb. 24-28，1980

桂林冶金地质学院分析了FeC13溶液浸出金的热力学。浸出金是氧化复原反响进程。因为反响：                                    Fe3+ + e-====Fe2+的标准复原电极电位E1ө ＝0.771 V。而                                   Au3+ + 3e- ==== Au的E2ө=1.420 V。因而，用Fe3+不能将Au氧化为Au3+。假如溶液中存在C1-，C1-可与Au3+络合生成AuC14-：                                 AuCl4-＋3e- ==== Au＋4C1-E3ө=0.994 V，因而在氯离子存在的条件下，Fe3+将Au氧化为AuC14-就较简单了。经过操控系统中参与反响有关物质的浓度，就能使浸出金得以完结，浸出反响为：                              Au＋3Fe3++40- ==== AuC14-＋3Fe2+    该反响对应的原电池电动势为：                                              RT         α（AuC14-）·  α3（Fe3+）         E = Eө（Fe3+/Fe2+）-Eө（AuC14-/Au）- ——In ———————————                                                                                3F            α4（Cl-）·α3（Fe3+）要使该反响从左向右自发进行，E有必要大于零。若取a (AuC14-）＝10-2, a (Cl-）＝10,不难算出，当a（Fe 3+）/a（Fe2+）＞101.80时，E大于零。    在实际操作进程中这些条件是不难满意的，比方，在298 K下，当参加FeCl3使[Fe3+]＝3 mol/L，调理［Cl-]＝10 mol/L（FeC13电离C1-，浓度缺乏部分参加HCl或NaCl )。溶液中AuC14-浓度可达10-2.28mol/L。在整个反响进程中[Fe3+ ]／「Fe2+]＞102.80。这样的成果关于工业生产是有价值的。热力学分析标明，只需操控必定的热力学条件，坚持满足的Fe3+和C1-浓度，在常温(25℃）下，pH为1.0时，即可用FeCl3溶液来浸出金。    相同，某些金属（Fe, Sn, Pb, Cu, Ag）硫化物、砷化物均可与反响，耗费FeC13，一起生成的S附在矿粒表面，构成一层硫膜，阻止浸出反响。再者，有机物质和粘土的存在对浸出也是晦气的。    近年来，美国呈现了200t/d规划的堆浸场，其工艺办法十分简洁，只需在地上挖一些平行的槽坑，堆一层矿石，喷一层浸出溶液，再堆一层矿石，喷一层浸出溶液，如此循环往复，直至堆淋作业完结，最终从槽中取出富液并从中收回金。这种办法适于处理低档次的金矿，但因为矿粉空隙小，渗透性差，因而金的浸出率不高。    别的，湖南有色金属研究所对龙山砷锑金矿渣焙砂选用FeCl3浸出，金浸出率达98%-99%。电堆积率为98% -99%，金总的收回率达96.54％。与化法比较，浸出率高出4%-6%，总收回率高出5.34%，浸渣中的含金量也从3-5g/t降至0.75-1.5g/t。

三氯化锑 　　1英文名称 Antimony trichloride 　　别 名 氯化亚锑 　　分子式 SbCl3 外观与性状 白色易潮解的透明斜方结晶体，在空气中发烟 　　分子量 228.11 蒸汽压 0.13kPa(49.2℃) 　　熔 点 73.4℃ 沸点：223.5℃ 溶解性 溶于醇、苯、丙酮等 　　密 度 相对密度(水=1)3.14 稳定性 稳定 　　危险标记 20(酸性腐蚀品) 主要用途 用作分析试剂、催化剂及用于有机合成三氯化锑 对环境的影响:一、健康危害　　侵入途径：吸入、食入、经皮吸收。 　　健康危害：吸入、摄入或经皮肤吸收对身体有害。高浓度的三氯化锑对眼睛、皮肤、粘膜和呼吸道有强烈的刺激作用。可引起支气管炎、肺水肿。 　　慢性影响：实验表明有诱变作用。二、毒理学资料及环境行为　　急性毒性：LD50525mg/kg(大鼠经口) 　　危险特性：受热或遇水分解放热，放出有毒的腐蚀性烟气。具有较强的腐蚀性。 　　燃烧(分解)产物：氯化物。三氯化锑 应急处理处置方法:一、泄漏应急处理　　隔离泄漏污染区，周围设警告标志，建议应急处理人员戴自给式呼吸器，穿化学防护服。不要直接接触泄漏物，用沙土、干燥石灰或苏打灰混合，转移到安全场所。如大量泄漏，收集回收或无害处理后废弃。二、防护措施　　呼吸系统防护：可能接触其粉尘时，应该佩带防尘口罩。必要时佩带防毒面具。 　　眼睛防护：戴化学安全防护眼镜。 　　防护服：穿工作服(防腐材料制作)。 　　手防护：戴橡皮手套。 　　其它：工作后，淋浴更衣。单独存放被毒物污染的衣服，洗后再用。保持良好的卫生习惯。三、急救措施　　皮肤接触：立即脱去污染的衣着，用大量流动清水彻底冲洗。若有灼伤，就医治疗。 　　眼睛接触：立即提起眼睑，用流动清水冲洗10分钟或用2%碳酸氢钠溶液冲洗。 　　吸入：迅速脱离现场至空气新鲜处。注意保暖，保持呼吸道通畅。必要时进行人工呼吸。就医。 　　食入：患者清醒时立即漱口，给饮牛奶或蛋清。立即就医。 　　灭火方法：干粉、砂土。

轧钢厂在轧制进程中轧件表面所发生的氧化铁皮，含铁量很高。我国钢铁职业每年要抛弃很多的氧化铁皮，完成对这些氧化铁皮的综合使用无疑是一个很有含义的节能降耗作业。依据现在的研讨，可以在以下几个方面展开对氧化铁皮的综合使用。 (1)用于出产海绵铁或制取复原铁粉。 海绵铁可用作炼钢用废钢缺少的一种弥补，跟着电炉产钢量的不断上升，海绵铁越来越显得重要。用矿粉出产海绵铁因为设备出资大及工艺杂乱，现在在我国仍难以取得迅速发展。选用恰当的工艺流程，可以用煤粉复原氧化铁皮，出产出w(Fe高，含杂质量低且成分安稳的海绵铁，比用矿石出产的海绵铁(常含脉石杂质)更适合作优质废钢运用。 氧化铁皮也可用来制取复原铁粉。氧化铁皮制作复原铁粉的出产进程大体上分为粗复原与精复原。经粗复原进程将氧化铁皮在约1100℃下复原到w(Fe>95%，w(C 氧化铁皮可用来出产作为粉末冶金质料用的复原铁粉。氧化铁皮被复原成含w(Fe98%以上的海绵铁，经清渣、破碎、筛分磁选后，进行精复原，出产出合格的复原铁粉。然后进入球磨机细磨，经分级筛得到不同粒度的高纯度铁粉。粒度较细的铁粉用于制作设备的要害部件，只需压模，即可一次成型，取得强度高、耐磨、耐腐的部件，可用于国防工业、航空制作、交通运输、石油勘探等重要职业。粒度较粗的铁粉可用于出产电焊条。 (2)用作烧结辅佐含铁质料或炼钢助熔化渣剂。 氧化铁皮中FeO含量最高达50%以上，是较好的烧结出产辅佐含铁质料，理论核算结果标明，1kgFeO氧化成Fe2O3可放热1973焦耳。烧结混合猜中配加氧化铁皮后，因为温度高，烧结进程充沛，因而烧结出产率进步，固体燃料耗费下降。出产实践标明，8%的氧化铁皮即可增产2%左右。宝钢使用氧化铁皮作为辅佐材料，在混匀矿中配加氧化铁皮，一方面，因为氧化铁皮相对粒度较大然后改进了烧结料层的透气性;另一方面，氧化铁皮在烧结进程中放热然后下降了固体燃料耗费。 别的。使用氧化铁皮可作为助熔剂，用于矿石助熔，应用于转炉炼钢。氧化铁皮用作助熔化渣剂是一种高功率的冶炼助熔材料，可以进步炼钢功率，下降焦、煤的耗费，延伸转炉炉体的运用寿命。 (3)代替钢屑冶炼硅铁合金或代替废钢用于电炉炼钢。 钢屑是冶炼硅铁合金的重要原材料，我国每年用于冶炼铁合金的钢屑量在200万吨左右，而钢铁职业每年抛弃的氧化铁皮约1000万吨。现已开宣布用氧化铁皮代替钢屑冶炼硅铁合金的新工艺，并取得了杰出的经济效益。 电炉炼钢需求废钢作质料，对废钢铁料的要求较严，但这种废钢铁数量少，报价高，直销缺乏。以报价低廉且来历广泛的氧化铁皮、渣钢等废料作为主要质料，替代量少价高的废钢，具有明显的经济效益。

铁粉，尺寸小于1mm的铁的颗粒集合体。颜色：黑色。是粉末冶金的主要原料。按粒度，习惯上分为粗粉、中等粉、细粉、微细粉和超细粉五个等级。粒度为150～500μm范围内的颗粒组成的铁粉为粗粉，粒度在44～150μm为中等粉，10～44μm的为细粉，0.5～10μm的为极细粉，小于0.5μm的为超细粉。一般将能通过325目标准筛即粒度小于44μm的粉末称为亚筛粉，若要进行更高精度的筛分则只能用气流分级设备，但对于一些易氧化的铁粉则只能用JZDF氮气保护分级机来做。铁粉主要包括还原铁粉和雾化铁粉，它们由于不同的生产方式而得名。铁粉 纯的金属铁是银白色的，铁粉是黑色的，这是个光学问题，因为铁粉的比表面积小，没有固定的几何形状，而铁块的晶体结构呈几何形状，因而铁块吸收一部分可见光，将另一部分可见光镜面反射了出来，显出白色;铁粉没吸收完的光却被漫反射，能够进入人眼的可见光少，所以是黑色的。 铁粉的应用 粉末冶金工业中一种最重要的金属粉末。铁粉在粉末冶金生产中用量最大，其耗用量约占金属粉末总消耗量的85%左右。铁粉的主要市场是制造机械零件，其所需铁粉量约占铁粉总产量的80%。

现在国内外首要选用化学法出产a-氧化铁，产品用于永磁和软磁铁氧体材料。在化学法出产中，因为含铁质料的来历不同，其杂质品种和含量则不同，在同一出产工艺的条件下，不免呈现氧化铁质量的差异，然后影响铁氧体器材的出产。而天然矿藏赤铁矿的晶体结构安稳，在同一矿床中矿石的化学组分、含杂质品种根本相同，因而从赤铁矿矿石中提取6t一氧化铁，有较好的安稳性和共同性。 1氧化铁的制备工艺 1.1 a-Fe203粗精矿的提取 经过调研，选定安徽某矿山的赤铁矿作为矿源产地，其首要矿藏为赤铁矿和石英。它们之间比重差较大，可选用重选别离。此外，该矿石中，强磁性矿藏较少(磁铁矿约占1～2)，选用磁选丢掉部分尾矿，再进行重选，可削减铁矿藏在重选中的丢失。依据原矿石细度实验和不同磁场强度实验，宜选用磨细度～200目6O，磁场强度6.366×106A/m的产品进行摇床重选，可获得较佳的粗精矿。 1.2 a-Fe203粗精矿的深加工 流程所提取的氧化铁在纯度、杂质含量等方面尚不契合要求，为进一步下降Si、Mg等有害杂质，仅靠物理分选已很难到达，深加工考虑了运用挑选性溶解，使杂质元素得到有用消除。经过实验，发现选用含氟溶剂时，能明显地下降Si02而不损创伤a-Fe2o3。与此同时，在屡次洗刷倾析时，稀释的水溶液中还带走了部分被胶凝吸附的杂质，以及细微的飘浮物，使其它杂质含量如钙、镁等随之下降。因而，对挑选性溶解进行了相关扩展实验，断定工艺条件： 1.3制品制备 经过深加工的口-Fe203精矿，其纯度、杂质含量根本合格，但粒度须进一步细磨，经过多计划的比较，挑选Co6—1型砂磨机进行湿磨5h，再经离心机脱水甩干、烘干、破坏、包装，即制得制品氧化铁。 2产品质量 2.1产品杂质元素含量 经过对赤铁矿的分选工艺处理和终究粗精矿的深加工处理，得到了口-Fez含量达99.68%的产品，经检测其杂质元素含量。该纯度和杂质含量根本契合出产铁氧体器材所需氧化铁的要求。 3结语 因为天然矿藏赤铁矿在自然界散布广泛，储量较大，在相同地质条件下的矿藏理化性质比较共同，就可以用同一工艺大量出产安稳性、共同性较好的优质氧化铁，为铁氧体器材供给较为抱负的原材料。

一、生产流程。 如图1。图1  PbCl3渣生产三盐工艺流程图 二、主要技术条件。 将氯化铅渣球磨至－20目浸出，浸出液成分：NaCl3 20～340克／升，HCl 10～15克／升；液固比8∶1；浸出温度高于90℃；机械搅拌；浸出时间2小时；过滤温度高于60℃。 稀释结晶；用水稀释一倍，pH为1～3；稀释沉淀时间24小时：室温冷却，PbCl2结晶用水洗至洗水pH为5左右，稀释液中和浓缩后返回浸出。 碳酸转化：将相当于PhCl2结晶量40～45%的纯碱在80℃热水中溶化，搅拌中慢慢加入氯化铅结晶进行转化，液固比2∶1，转化温度100℃以上，转化时间约2.5小时，水洗至中性，过滤得碳酸铅。 硝酸溶解：用3倍水稀释硝酸，搅拌中将浆化的碳酸铅慢慢加入，完全溶解至无碳酸铅。 硫酸转化：加入稀释一倍的稀硫酸，硫酸用量稍低于计算值，转化为PbSO4后水洗去游离酸根，直至pH为7时停洗。 固碱转化：将PbSO4浆化成液固比2.5∶1，搅拌下加入40～50%的NaOH，加完碱后搅拌3小时以上，NaOH用量控制在按分析SO3达7.5%～8.5%。 三盐调整：在固碱转化中，产品可能含SO3过低或过高，所以还需要进一步调整；当SO3过低时，再加入硫酸，当SO3过高时，加入NaoH，调整产出合格产品。经离心过滤，蒸馏水洗涤除尽硫酸根，然后在150～250℃烘箱内烘干，经风磨机粉碎后，真空吸滤包装。 三、主要设备。 球磨机一台；浸出罐、稀释罐、碳酸转化罐、硝酸溶解罐、硫酸转化罐、固碱转化罐各一个，采用夹套式搪瓷反应釜，机械搅拌；离心机二台；烘箱一台；风磨机一台。 四、产品用途。 主要用作聚氯乙烯塑料、电气绝缘材料和人造革的热稳定剂。 五、产品质量（%）。 PbO 89±1，SO3 8±0.5，水分不高于0.4，细度（－200目）99.5以上，外观为白色粉末。

日前，记者从辽宁北票盛隆粉末有限公司了解到，该公司用高科技把普通铁精粉加工成还原铁精粉，使普通铁精粉成为身价倍增的高附加值产品。目前，还原铁粉的国内市场价格为每吨4800元-18000元。（据2006年6月26日报道，国内部分地区铁精粉采购价格分别为承德580-590（含税）元/t、霍邱660-670（含税）元/t 、本溪510-520 (含税)元/t ）         北票盛隆粉末冶金有限公司前身是生产普通铁精粉的北票铁矿。2000年，该公司依托当地丰富的铁矿资源和自己较强的采矿、选矿生产能力，引进和采用乌克兰先进技术，并积极与国内科研院所开展技术合作，实现了初级资源型企业向高新技术企业的转型，开发出了还原铁粉、铝镍合金粉等一系列附加值较高的冶金新产品。2002年，该公司开始生产还原铁粉，目前已达到9000吨的年生产能力，产品主要供给“珠三角”和“长三角”地区的零部件制造企业，同时出口日本等国家和地区。    据了解，还原铁粉是用高科技把含铁量66%以上的普通铁精粉，经过加工成海绵铁、粉碎、磁选、两次还原、筛分等工序提纯，使其变成含铁量达到99%以上的纯铁粉，粒度可达到100-500网目。还原铁粉可用于汽车零部件制造、家电零部件制造、金刚石工具、钢结硬质合金以及高端电子产品软磁性材料等领域；用还原铁粉制成的各种零部件，能够做到无机械切削加工或极小量机械切削加工的特点，使下游各类制造业节约能源和原材料，降低生产成本。 来源:世纪金山网

从上表4中能够看到，晶型转化率受温度影响很大。在1500K时晶型转化所需的时刻与反响所需的时刻在数量级上大体一致，可同步完结。    实践中证明，单一TiCl4与O2反响的金红石型转化率只要30％-65％，为取得金红石型产品含量≥98. 0％需求加人晶型转化剂。我国在开发氯化法钛白技能中从前做过很多晶型转化剂的挑选实验，终究以为AIC13是最经济、作用较好的晶型转化剂。氧化产品中A1203含量达0.9%-1.2％时，产品中金红石型的含量就完全能够完成）98.0％的要求。    实践也证明，TiCl4气相氧化反响过程中没有引人成核剂，产品的均匀粒度粗、粒度散布宽，很难得到优秀的颜料级Ti02粒子。一般的成核剂有水蒸气及元素周期表中榜首主族元素、第二主族元素及镧系元素的盐类，如锉、钠、钾、钙、、铈的各种盐类，它们在高温下很简单生成氧化物。一般把它们按必定份额溶解在水中，使用氮气或许氧气作载体把它们压送到氧化反响器中，最好加人到热氧气流中。    经过实验，以为最好的成核剂为。当加人KC1量为(90-110)×10-6时，产品的CBU（炭黑底彩值表明产品消色力）进步5-6，到达12.4。满意颜料对氧化半成品的要求。    各种碱金属氯化物作成核剂的挑选性实验见下表5。美国专利2791490、5201949、3208866较具体地叙说了加人晶粒细化剂对炭黑底调的影响。炭黑底调是Ti02粒子巨细和粒子巨细均匀度的一种测量方法的衡量单位，值愈大，其粒子愈细，散布愈会集。其反响条件氧气过量系数为1.10,预热到1000℃，TiC14蒸气预热到800℃，反响区温度在1000-1400℃之间，把盐溶液喷到紧靠反响区的热氧流之中。

（六）二氧化钛（中间半成品）脱氛    从布袋搜集下来的半成品二氧化钛吸附必定量的(0.1％一0.5％）的游离氯，微量的TiC14氯氧化物如TiOC12、Ti2O3C13等。这些杂质不脱除带人后处理会影响产品的白度，制漆时氯与树脂反响影响漆用功用，产品吸潮变黄，使设备的腐蚀严峻。工艺要求脱出二氧化钛粒子吸附的及其他氯化物。    脱氯的办法首要分为干法脱氯和湿法脱氯。    1.干法脱氯    干法脱氯首要为沸腾床脱氯。干法脱氯工艺流程如图10所示。    流化床通电加热，温度控制在400-500℃，吸附的氧化半成品从炉中间加人，炉底筛板吹入枯燥空气，使Ti02粉料流化被空气从Ti02粒子表面脱出进人空气中，稀释从气固混合流经旋风、布袋收尘器别离，气相进人碱淋洗塔净化。    脱氯后的料制浆经泵送到后处理涣散后砂磨。也有的把干料送入粉磨机磨成细粉。    这种办法工艺杂乱，设备繁复，耗能多，现在氯化法生产工艺已被筛选。    2.湿法脱氯    现在大型氯化法钛白的设备基本上都选用湿法脱氯。湿法脱氯工艺流程如图11所示。[next]     一般用的脱氯剂有焦钠(Na2S2O5),硫代硫酸钠（Na2S2O3）、（H202），脱氯反响式如下：    （1）H202脱氯反响            2HC1（g)＋H202（I）===C12（g)＋2H2O（1）          NaC1O（1）＋H202（1）===NaCl（1）＋O2（g）＋H20（1）    （2）焦钠、硫代硫酸钠反响                    C12＋H2O===HC1O（1）＋HCl                    NaOH＋HC1O===NaCIO＋H20    Na2S2O3（1）＋4C12（g)＋5H2O（1）===                                    Na2SO4（1）＋H2SO4（1）＋8HC1                  NaOH＋HCl===NaCl＋H2O              H2S04＋2NaOH===Na2S04＋2H20    Na2S203＋NaCIO十H2O===Na2S404＋2NaOH＋NaCl    （3）Na2S03脱氯：                    Na2S205===Na2S03十S02                Na2S03＋Cl2===Na2S04＋2NaCl    脱氯反响首要是把具有较强氧化性的游离氯、次氯酸、次氯酸盐还原成安稳的氯化物如氯化钠，而钠、硫代硫酸钠、焦钠等脱氯剂被氧化成硫酸盐在后处理时很简略被洗去，不影响产品漆用功用。    （七）氧化尾气的循环运用    经过脉冲布袋别离后的氧化尾气大致成分见表2。表2  氧化尾气成分成分Cl2COCO2O2HClN2含量/%68~790.8~1.64~64~81~310~13     浓度很高一般回来氯化运用。回来运用最简洁的办法是直接运送到氯化工序运用，杜邦、美礼联等一些公司都是这样做的。条件是氧化炉的工作压力高，从氧化运送到氯化进程中通导才能大，阻力丢失小，无需加压可直接运用。因氧化尾气中含有4％-8％的氧气在氯化炉与碳反响放出热量，使氯化炉气的温度给后边TiC14的冷凝带来更多的困难。    此外，为防止氧化尾气直接用于氯化带来的热量、废气量大的缺陷，国外某公司运用低温TiCl4吸收氯的特色，运用TiC14在低温下吸收把与其他无用成分的气体分隔，然后将TiC14加热后吸收的释放出来，再经过加压以较纯的循环运用。    在TiCl4中的溶解度见表3.[next]表3  在TiCl4中的溶解度温度t/℃-2020406080100120含量/%56.728.116.310.16.754.713.272.27     尽管这样的工艺较为杂乱，但送到氯化工序的纯，不含氧气，能够进步氯化率，削减反响热，使TiCl4冷凝的工艺得到简化。    氧化尾气直接运送的管道因压力较高，其含HCl很简略液化腐蚀管线，在生产中运用衬四氟乙烯的钢管作用很好。    （八）晶粒细化剂参加    在氧化反响进程中为了得到产品均匀粒径0.25μm且粒径散布窄的产品，实验证明，必需要加人晶粒细化剂。细化剂多为碱金属盐类的水溶液。其中最经济、作用也非常好的晶粒细化剂是KCl。    晶粒细化剂加人流程如图12所示。     经过实践人们认识到氧化反响器首要应具有以下功用。    ①使与TiC14反响的氧气被加热到≥1180℃，并能完成使其气流成平稳轴向脉冲流。    ②使被加热到420一500℃的TiCl4气体能均匀、接连地径向喷人反响器内。    ③使轴向高温氧流与沿必定视点径向喷人的TiC14气流穿插，快速混合完成传热、传质同步开端反响，该视点与轴向成60°-90°角。    ④具有穿插混合气流升温胀大不向燃烧室返混的办法。    ⑤有牢靠的使TiC14喷口邻近及喷口下流反响器不结疤，及时冲刷除疤，确保反响器长周期运转的功用。    ⑥反响器中温度高达1450℃以上，有强腐蚀介质热氧及浓度≥65％（体积）的流，设备材料应具有耐腐蚀、耐高温的牲能和保护办法。    ⑦反响器结构上易腐蚀件易替换保护，结构简略。    ⑧反响器结构有利于高温悬浮气流快速脱离反响区进人冷却区。    依据以上功用的要求，氧化反响器的开发阅历了不断创新的进程，因此为满意反响器首要功用，各氯化法钛白生产厂研发了多种多样的氧化反响器，其技术创新推进着氯化法钛白的技术进步。

近年来，随着钢铁工业的迅速发展和生产规模的不断扩大，在钢铁冶金生产中产生的含铁粉矿也随之迅速增长。主要包括烧结粉尘、高炉粉尘及尘泥、转炉粉尘、电炉粉尘、轧钢皮及尘泥等，这些粉矿的含铁量比较高，是一种可循环再利用的宝贵资源。此外，金属矿在开采过程中也会产生粉矿，对这些含铁粉矿资源的再次利用，具有重要意义，因此有很多球团厂和钢铁企业均对如何利用含铁粉矿进行了深入的研究[1-2]。 在含铁粉矿利用过程中，还存在以下主要问题：①生产出来的球团抗压力太低，满足不了球团进入高炉冶炼的要求。②制备工艺过程中的粘结剂对原材料要求高，含铁矿粉本身来源复杂，严格要求是不可能的，甚至有的粘结剂还要求原料中要加入一定量的含铁90%以上的金属粉才能固化，这就失去了利用矿粉的意义。③球团的固化时间太长，有的需要几十个小时固化时间、或几十天的养护才能产生抗压力，没办法实现批量生产。 本研究拟开发一种简单可靠、适应性广的球团生产工艺，并具有设备简单、投资少、生产成本低、便于操作等优点；要实现这一目标，首先粘结剂的烘干温度要低，加热时间要短，能源消耗要少，不污染环境，所以首先研制了新型粘结剂。已有不少关于球团用粘结剂的研究[3-6]，在前人研究的基础上，对粘结剂进行了进一步深入研究，获得了新的无机、有机复合粘结剂，以此为基础，对加热固化制度工艺也进行了研究，并探索了粘结剂的合适加入量及粘结剂对不同矿粉原料的适应性，以获得能用于实际工业生产的含铁粉矿的球团化制备工艺。 一、试验条件与方法 （一）原材料 1、粘结剂，采用自制无机有机复合粘结剂(简称粘结剂)。 2、含铁粉矿，来自攀枝花某企业，其化学组成见表1。（二）试验过程 每次称取含铁粉矿原料500g，试验采用人工配料混合，试样加压成型是在万能压力试验机上进行。加压成型压力为30000N/个，每个球团用料30g，直径为25mm。粉矿加压成型后放在加热炉中进行烘干固结，最后测其径向抗压力。其径向抗压力与实际工业生产中对辊压块法生产的椭圆球团两端点间的力更接近，所以在试验中，都是采用的测试试样的径向抗压力。试验过程如图1所示。 （三）抗压力测试 试样为直径25mm，高20mm的圆柱体，每种条件下制作5个试样进行抗压力测试，去掉最高、最低值，取其余3个值的平均值作为该条件下的抗压力值。 （四）所用仪器与设备 加压设备为YE-30型液压式压力试验机，烘干设备为TMF-4-3型陶瓷纤维高温炉，抗压力检测设备为CMT5105型微机控制电子万能试验机。二、试验结果与分析 （一）加热固化制度对球团抗压力的影响 所用粘结剂要在加热条件下才能固化，因此加热固化制度是球团制备重要的工艺参数之一。通过查阅文献，采用自制的无机有机复合粘结剂，首先在固定12%粘结剂用量的条件下，通过改变加热固化温度，进行试验，其固化温度对球团抗压力影响的试验结果见表2。从表2可见，将试样从室温直接加热到加热固化温度并保温1h的条件下，加热固化温度从300，400，500℃，变化到800℃的过程中，试样的径向抗压力是依次增大的，在500℃时达到最大值。当温度800℃时，径向抗压力反而降低了。所以采用500℃为此工艺较合适的加热温度。通过查阅文献，当球团试样加热到500℃左右时，球团试样中的粘土失去结构水，粘土变成了死粘土，相当于常见的泥通过烧制变成了砖瓦，从而表现出球团抗压力的提高。不仅如此，粘土向死粘土的转化，可使球团在雨水作用的条件下不会散开，而保持其力，有利于球团生产后的储存和运输，这对大批量生产球团的企业非常重要。 试验过程中，发现水分对粘结剂的固化作用产生影响，所以设计了在加热固化过程中的一个除水的过程，在105℃时保温0.5h，以除去试样中的水分(表3)。 从表3可见，在105℃保温0.5h后，球团试样的径向抗压力明显提高。在105℃保温0.5h，可以除去球团试样中的水分，防止了水分对粘结剂的固化作用产生影响，所以抗压力就提高了。综上，加热固化温度从300，400，500℃，变化到800℃的过程中，试样的径向抗压力在500℃时均达到最大值。所以选定的最佳加热固化制度是球团在加热固化过程中先从室温升至105℃，让其在此保温0.5h后，再连续升温到500℃并保温1h。 （二）粘结剂加入量对抗压力的影响 在球团化的制备工艺中，球团抗压力的产生主要来源于粘结剂的固化作用，所以粘结剂的加入量的多少，直接影响到球团整体性能，也是进行工业化生产过程中，生产成本的主要部分。用相同的加热固化工艺，采用不同的粘结剂加入量，进行了试验，试验结果见表4。从表4可见，随着粘结剂加入量的增加，球团试样的径向抗压力会相应提高。当粘结剂用量为12%时径向抗压力过到最大值。继续增加粘结剂的用量，当增加到14%时径向抗压力反而有所降低。在球团中，径向抗压力的产生主来源于粘结剂在加热固化过程中形成的粘结膜。所以当粘结剂用量增加，形成的粘结膜球团的数量也会相应增加，球团的抗压力会提高。但当粘结剂用量达到14%时，粘结剂的量早已达到饱和状态，多的粘结剂无法再继续形成粘结膜，反而增加了球团中的水分，影响了粘结剂的加热固化效果，导致其抗压力下降。在粘结剂的加入量为12%，先在105℃时保温0.5h，再连续升温到500℃并保温1h的条件下，在攀枝花某企业进行了球团中试生产试验，并用所生产的球团进行了转鼓指数测定，发现大部分转鼓指数在67%左右，最高的可达90%。 （三）不同粉矿条件下的抗压力 为了验证此球团化制备工艺的普适性，选用了3种不同的粉矿原料进行试验。①原料1。高铁粉36%，中加粉40%，转炉污泥24%，含铁量50.81%。②原料2。泥矿20%，中加粉30%，高铁粉30%，铁精矿20%，含铁量52.31%。③原料3。泥矿10%，中加粉50%，高铁粉40%，含铁量50.89%。 按粘结剂加入量为12%，烘干制度采用先在105℃时保温0.5h，再连续升温到500℃并保温1h的工艺方案，对以上3种不同的粉矿原料进行试验，结果见表5。从表4可见，3个不同的原料配比，按此工艺，其球团试样的径向抗压力最低为1.4153 kN，达到了使用的要求。该工艺对粉矿原料没有特别的要求，具有普适性，有很广的应用前景。 通过对加热固化制度、粘结剂的加入量对含铁粉矿球团化力的影响试验，找到了一套合适的制备工艺。此制备工艺生产的球团径向抗压力较高，能满足进入高炉冶炼的要求；此制备工艺对含铁粉矿的原料没有严格的要求，具有普适性；在此工艺中，固化时间为2h左右，生产周期短，适合企业实现批量生产；为解决目前球团生产中存在的主要问题奠定了基础。 三、结论 （一）试验研究表明，球团在加热固化过程中，先在105℃时保温0.5h，除去球团中的水分，再连续升温到500℃并保温1h的工艺方案，所生产的成品球团径向抗压力可从1.5731 kN提高到1.9122kN，成品球团还能抗水，便于工厂保存和运输。 （二）当粘结剂的用量在12%时，所制备的球团径向抗压力最大达到1.9122 kN，能满足高炉冶炼的要求。 （三）通过对不同含铁粉矿的试验研究表明，此工艺对粉矿原料没有特别的要求，具有普适性。 参考文献 [1] 甘勤．攀钢含铁尘泥的利用现状及发展方向[J]．金属矿山，2003(2)：62-64． [2] 田昊，马晓春．烧结除尘灰混合炼钢污泥喷浆的工艺设计与应用[J]．烧结球团，2005(4)：34-36． [3] Eisele T C，Kawatra S K.A review of binders in iron orepelletization[J]．Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review，2003，24(1)：90-98． [4] 刘新兵，杜烨．含有机粘结剂人工钠化膨润土在球团生产中的应用[J]．烧结球团，2003，28(6)：47-50． [5] 李宏煦，姜涛，邱冠周，等．铁矿球团有机粘结剂的分子构型及选择判据[J]．中南工业大学学报，2000，31(1)：17-20． [6] 杨永斌．有机粘结剂替代膨润土制备氧化球团[J]．中南大学学报：自然科学版，2007，38(5)：851-857．

氯化稀土中文名　氯化稀土 　　英文名 Rare earth chloride 　　分子式 RCl3·6H2O物化性质　　微红色或灰色结晶或块状物，能溶于水，易潮解。遇碱生成氢氧化物或氯氧化物沉淀。水溶液与草酸反应生成草酸稀土沉淀，与硫酸钠或硫酸铵反应生成稀土硫酸钠复盐或稀土硫酸铵复盐沉淀。编辑本段主要用途　　主要用于制取混合稀土 金属 和提取单一稀土，大量用于制备石油裂化催化剂，还用作玻璃研磨剂。用作电解混合稀土 金属 ，稀土合金和提取单一稀土元素的原料，也可作石油化工催化剂，助催化剂和稀土抛光粉原料。段运输防护　　包装储运用内衬聚乙烯塑料袋的编织袋包装，每袋净重25kg；或用双层聚乙烯塑料袋密封、外套铁桶包装，每桶净重50kg或200kg。应贮存在通风、干燥的库房中。本品易吸水潮解，贮运中应防止包装破损，保持干燥。 　　物化性质微红色或灰色结晶或块状物，能溶于水，易潮解。遇碱生成氢氧化物或氯氧化物沉淀。水溶液与草酸反应生成草酸稀土沉淀，与硫酸钠或硫酸铵反应生成稀土硫酸钠复盐或稀土硫酸铵复盐沉淀。 　　毒性防护参见氧化铈。制备方法　　由独居石经碱熔、除杂、沉淀后与盐酸反应而得；或由氟碳铈矿精矿经浓盐酸溶解、用碱转化，再经盐酸溶解而得；也可由氟碳铈矿经焙烧后用盐酸溶解而得。从而可以得到氯化稀土了。                                                                                               以上是氯化稀土的介绍,更多信息请详见上海 有色金属 网。

氯化锌氯化锌是无机盐工业的重要产品之一，它应用范围极广.氯化锌易溶于水，溶于甲醇、乙醇、甘油、丙酮、乙醚，不溶于液氨。潮解性强，能自空气中吸收水分而潮解。具有溶解 金属 氧化物和纤维素的特性。熔融氯化锌有很好的导电性能。灼热时有浓厚的白烟生成。氯化锌有腐蚀性，有毒。中文名称：氯化锌 　　英文名称： Zinc Chloride 　　CAS号：7646-85-7 　　分子式：ZnCl2氯化锌的化学反应　　在化学合成中，氯化锌作为一种中强路易斯酸，用途广泛。它可以做费舍尔吲哚环合反应(A)的催  氯化锌化剂，也可以催化活化芳香环上的傅-克酰基化反应(B)。(见右图，点击放大。) 　　在普通的无机化学中，氯化锌可以用盐酸和锌粒反应制备氯化锌：Zn+2HCl==ZnCl2+H2↑，而制备的氯化锌通常含有水和主要的水解产物：氯氧化锌(zinc oxychloride)。一般通过以下步骤来提纯：将100g的氯化锌加入800mL的二恶烷中加热，进行分馏。趁热进行过滤，除去锌粉，冷却后氯化锌变为白色沉淀。而无水的氯化锌则可以先在氯化氢气流中加热升华，然后在干燥的氮气流中加热到400°C。也可以将样品通过二氯亚砜处理。若要制备无水氯化锌，可以通过氯化氢气体和锌反应，锌在氯气中燃烧也能得到氯化锌。 　　氯化锌可以和氢氧化钠反应：ZnCl2+2NaOH==2Zn(OH)2↓+2NaCl；氢氧化钠过量时，氢氧化锌溶解：Zn(OH)2+NaOH==NaZnO2+2H2O，产物是锌酸钠和水。 　　无水氯化锌水解放热氯化锌主要用途　　可以用作有机合成工业的脱水剂、催化剂，以及染织工业的媒染剂、上浆剂和增重剂，也用作石油净化剂和活性炭活化剂，由于氯化锌与丝绸、纤维素等材料的亲和性，它可用作衣料的防火物质，也可用在织物气味洁净剂，氯化锌可以攻击 金属 氧化物（MO）生成MZnOCl2，这就是它作为 金属 焊剂的原理。还用于电池、硬纸板、电镀、医药、木材防腐、农药和焊接等方面。近年来随着小型电器的不断增多，同时石油、有机合成等工业发展迅猛，需要量也在大量地增加，从而促进了氯化锌工业生产的发展。         以上是氯化锌的介绍,更多信息请详见上海 有色金属 网。

由于近几年我国钢铁原料----铁精粉价格的攀升，河沙选铁的利润大幅度提高，专用机械----河沙选铁船、磁选机等系列选矿设备得以在全国范围内大面积推广。 中科公司生产的河沙铁粉提取磁选机有实际的应用效果。 这些选矿设备大致的工作原理为：通过磁选机将河沙中的磁性铁选出来。下面就具有代表性的设备--挖沙选铁船的构造、原理以及操作规程简介如下： 挖沙选铁船由浮体、链斗挖沙系统、筛分系统、磁选系统、尾沙排除系统、动力系统组成。 首先，河道里有水，我们的选矿设备必须要浮在水面上工作，因此我们用3.5-4毫米的钢板做成了浮体，根据挖沙深度的不同，浮体的宽度和长度都有相应的尺寸要求，一般宽度在1.5-2米之间，长度在16-32米之间。 另外，我们为了增加船的稳定性，两个浮体之间间隔了一定的距离，一般为1.5米左右。顾名思义，这套选矿设备的上料系统是链斗式的挖沙系统，河沙由链斗提上来以后，因为有大小不一的石子，为了保护磁选机的安全，必须经过筛分系统。根据河道的环境不同，一般来说，石子比较少、直径比较小的河道用自震式比较好，维修方便，节省动力(约3KW)。而石子很多，直径又比较大的河道就要用滚筒式的筛子了。经过筛分后的石子一般直接流入河道，如果有经济价值也可由传送带输送到岸上出售;河沙转入磁选系统。磁选系统主要是磁选机和水洗精选系统。 磁选机的磁表强度一般要达到3800-4500高斯，规格为750*2200-2400，这样配套才能达到90%的净选率。水洗的作用是提高毛铁粉的品位，一般可在30-45之间自由调节。尾沙排除系统的作用是将选去铁粉的尾沙排到远离本机械的地方，以保证本机械能正常的工作。一般有自流式、传送带式、抽沙泵式三种形式当然这也是根据河道的具体环境来定的。

氯 化 铅；二氯化铅Lead chloride分 子 式：PbCl2分 子 量：PbCl2=278.11性　　状：白色结晶性粉末。易溶于热水、浓、氯化铵、硝酸铵和溶液；微溶于甘油；难溶于冷水和稀；不溶于醇。露置强光下表面变色。熔点：501℃。有毒。避光、密封保存。

【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。

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

产品名称 氯化镍 　　产品英文名 Nickel chloride;Nickelous chloride 　　又名：二氯化镍，是化学式为NiCl2的化合物。无水二氯化镍为黄色，但它在自然界中很少见，仅在水氯镍石这样的矿石中可以发现，而更为人们所熟悉的是绿色的六水合二氯化镍（NiCl2·6H2O）。二氯化镍还有一系列已知的水合物，均为绿色[1]。通常来讲，二氯化镍是化工合成中最重要的重要的镍源。镍盐均有致癌性。制取方法：一般来讲，在大规模的工业生产中需要使用盐酸以除掉镍表层氧化物和精炼含镍矿石所产生的杂质。六水合氯化镍（NiCl2·6H2O）很少在实验室中制备，因为它廉价而易长期储存。当在亚硫酰氯或氯化氢气氛中加热时，六水合氯化镍会失去结晶水而回到无水形态。仅仅依靠加热无法获得无水二氯化镍。NiCl2·6H2O + 6 SOCl2 → NiCl2 + 6 SO2 + 12 HCl这一脱水过程中伴随着从绿到黄的颜色变化。结构与性质NiCl2采用CdCl2型结构。[3]在这个结构中，每个Ni2+与六个Cl−配位，而每个Cl−均与3个Ni2+成配位键。在NiCl2中，Ni-Cl键有离子键特征。黄色的NiBr2和黑色的NiI2也采用类似的结构，但由于卤原子的填充方式不同，这两种镍的卤化物采用的是CdI2型结构。与此相反，NiCl2·6H2O中含有反-[NiCl2(H2O)4] 单位和水分子。[NiCl2(H2O)4] 与邻近的水分子以微弱的作用力相连接。需要注意的是，分子式中的6个水分子，只有4个与镍络合成键，而另外两个剩余的水分子则成为了结晶水[3]。六水合氯化钴(II)也有着相似的结构。许多镍(II)的化合物都是顺磁性的，因为在每个金属原子上都有2个未成对的电子；然而，当镍形成构型为平面正方形的四配位络离子时，这些络合物呈反磁性。有机合成中的应用在有机合成中，NiCl2及它的水合物有时有着重要作用[6]：是一种温和的路易斯酸，例如促进二烯醇特定选择性异构化：  与CrCl2共用促使醛类和碘乙烯偶联合成烯丙醇。当使用LiAlH4作还原剂时，使得反应只进行选择性还原，例如将烯烃还原成烷烃。是硼化镍的母体，与NaBH4原位反应得到硼化镍。硼化镍类似于兰尼镍，可以有效用作对不饱和羰基化合物进行氢化时的催化剂。与锌反应得到细镍粉，用于还原醛、烯烃和硝基苯等化合物。这种镍粉还可以用于武兹反应。作碘苯和亚磷酸酯反应生成芳基二烷基膦酸酯的催化剂：ArI + P(OEt)3 → ArP(O)(OEt)2 + EtI   

一、前言 炼钢厂生产过程产生的含铁粉尘中含有15%～25%的金属铁粉，攀研院在“九五”攻关时，独立开发了一种新的生产工艺，采用球磨后重选将含铁粉尘中的金属铁粉与其它杂质分开，成功地生产出MFe达90%以上的还原用铁粉（后简称铁粉），主要用于钛白还原剂，成果于2001年就在冶炼厂很好的运行。 由于炼钢厂扩能和工艺优化，年污泥量增加1万多吨且污泥的品位大大降低，若按原生产工艺，达不到生产要求，因而根据现状对原工艺进行了技改。技改后，处理能力得到大大提高，各项指标均能达到产品质量要求。 二、原因分析 （一）原料分析 铁粉的生产原料是在转炉炼钢过程中用湿式除尘器收集而来的粉尘，是一种理化性质极不稳定的人造矿物，并且在冶炼过程中还被焦油等杂质污染，以上这些原因对产品的稳定性产生了一定的影响。 炉尘原料的物理性质随冶炼条件的变化而波动，其整体粒度细，其中-38um的粒级含量约占30%～35%，且粒度越细，金属铁品位越低。细粒级的存在由于其比表面积大，表面能高而容易吸湿结块。对-38um粒级的物料，由于其粒度太细，普通的选别设备无法对其进行有效选别，同时粒度太细也很容易被氧化。这样，大量的低品位细泥占用了选别设备的处理空间，使其处理能力降低，同时也会影响分选精度，降低选别指标。 另外，由于炼钢的吹氧工艺优化和造渣剂的增加都影响了污泥的粒度和品位，污泥的品位越来越低且越来越细， 对选别设备要求就更高，采用原工艺生产就达不到生产要求。 （二）原工艺流程及存在的缺陷 1、原工艺流程  原工艺流程如图1所示。2、原工艺存在的缺陷 （1）一次摇选处理能力不够大：摇床为粗选设备，对现一年增加1万吨的污泥要进行粗选，处理能力是不够的。 （2）管磨机对矿浆研磨不充分：管磨机的入料浓度较低，且管磨机中的钢球装球率不高，钢球种类少只有一种小钢球，对矿浆的磨剥力度不够，使氧化物与金属铁不能有效的分离。 （3）管磨机电耗高：管磨机电机功率为37KW，每天4台管磨机就工作20小时那么4台管磨机光电耗一项就要2960度。 （4）二次摇选入料品位低：从管磨出来的料浆浓度较稀，也没经过选别直接进入摇床进行二次精选，粗精矿品位不高，导致二段选别效果不好，使最终的成品质量不稳。 三、解决措施 针对现有生产工艺存在的问题，对现有工艺进行了优化。 （一）新工艺流程 经改造后的新工艺流程（略） （二）改造措施 1、将一段摇床改为螺旋溜槽。 2、在一段摇床后增加了分级机，对一段粗精矿进行了浓缩。 3、将4台管磨机并联改为2台节能型球磨机串联，对球磨机钢球按要求进行配比。 4、在新增球磨机后增加一台磁选机。 四、改进效果 经过以上措施的改造，将一段摇床改为螺旋溜后，有效的增加了一段粗选的处理量，能将现有原料处理完，提高了铁粉的产量；在一段摇床后增加了分级机，对一段粗精矿进行浓缩，保证了二段球磨入料浓度，使二段磨矿更充分；将4台管磨机并联改为2台节能型球磨机串联，节约了电，同时增加了钢球配比，保证了矿浆得到有效的研磨，使氧化物与金属铁能有效的分离；在二段增加一台磁选机，对二段摇床的入料品位进一步提高，有效控制摇床的入料浓度和品位，使二段精矿品位较稳定且都符合要求；通过改造后，产品质量稳定，从而取得了很好的经济效益。 五、结论 （一）通过技改后，有效的提高了污泥的处理量，进一步的降低了能耗。 （二）通过技改后，提高了铁粉的产量，进一步增加了市场份额，达到了预想要求。

电解法炼铝有多种途径可得到，其中一种就是电解氯化铝。以下就简单做一下介绍。氯化铝融盐电解法以氯化铝为原料，以碱金属或碱土金属氯化物为电解质进行电解制取铝的方法。1973年美国铝业公司（Alcoa）宣称获得了氯化铝融盐电解的成功，在得克萨期州建立了一座年产1.5万t的试验厂，1976年投产，3年后停产。Alcoa的氯化铝融盐电解法包括3个主要步骤，见图1。和冰晶石－氧化铝电解一样，氯化铝融盐电解法需要拜耳法先制纯氧化铝。然后氧化铝和炭及电解得到的氯气在高温下反应生成氯化铝，氯化铝加到电解槽进行融盐电解得到金属铝和氯气，氯气返回制取氯化铝。氯化铝融盐电解的电解槽为多室槽，它的外面是一个钢壳，内部砌筑耐火耐侵蚀的非电导性材料，槽内留有储存铝液的空间，上部为耐火材料内衬砌的盖子。经过盖子上的孔洞供入原料氯入铝，并排出电解产物铝液和氯气。电解槽内有若干个双极性电极，上下配置，极间距约是1.3cm。据报道，电解槽日产铝13t，电耗为每千克铝9.5kW·h，电流效率为87%。电解质组成为：AlCl3=5%、NaCl=53%、LiCl=42%。电解质还含少量MgCl2、KCl、CaCl2。阳极上析出来的氯气从槽内上升时，引起电解液对流和循环运动，有助于把铝液从阴极上清扫掉并把供入的氯化铝带进各个电解室内。更多信息可资讯上海有色金属网查询。

氯化亚锡是很多人都会关心的问题，因为格影响着锡的价格，下文中就会有这方面的知识。用途　　用于染料, 香料, 制镜, 电镀等工业;并用作超高压润滑油, 漂白剂 ，用作还原剂、媒染剂、脱色剂和分析试剂，用于银、砷、钼、汞的测定。毒性防护　　在生产过程中制锡花时要防止吸入锡粉尘，以免造成患慢性支气管炎，氯化亚锡溶液与皮肤接触能引起湿疹。 最高容许浓度在美国规定锡的无机化合物为2mg/m3（以金属锡计）。 生产人员要穿工作服、戴防毒口罩和手套等劳保用品，注意保护呼吸器官，保护皮肤，生产设备要密闭，车间通风良好。包装储运　　用内衬塑料袋的铁桶或木桶或塑料桶包装，每桶净重25kg、30kg或50kg，包装上标明“密封保存”字样。 应贮存在阴凉、通风、干燥的库房内，库温不宜高于32℃。容器必须密封，防潮。不可与氧化剂共贮混运。运输过程中要防雨淋和日晒。装卸时要小心轻放，防止包装破损。 失火时，可用水、砂土和各种灭火器扑救。性质溶于水中则水解生成碱式氯化亚锡[Sn(OH)Cl]的白色沉淀。在酸性环境下易氧化成氯化锡，为强还原剂。主要用作化学试剂、有机锡合成原料、电镀塑料电镀的敏化剂、香料的稳定剂、食品添加剂印染助剂、农药中间体、有机合成催化剂等。物化性质： 无色或白色斜晶系结晶。相对密度2.710。熔点37.7℃。在熔点下分解为盐酸和碱式盐。在空气中逐渐被氧化成不溶性氯氧化物。溶于醇、乙醚、丙酮、冰醋酸中，在浓盐酸中 溶解度大大增加。遇水则分解。中性的水溶液易分解生成沉淀，酸性溶液有强还原性，能将氧化铬（六价）还原为Cr3+,Cu2+还原为Cu+,Hg2+还原为Hg+和Hg，Ag+还原为Ag，Fe3+还原为F2+；能将硝基化合物还原为胺类。与碱作用生成水和氧化物沉淀，但碱量过剩时，生成能溶解的亚锡酸盐。 如果你想了解氯化亚锡等更多关于锡的信息，你可以登陆上海有色网中的锡专区进行查询和访问。

氯化镍又称二氯化镍，是化学式为NiCl2的化合物。无水二氯化镍为黄色，但它在自然界中很少见，仅在水氯镍石这样的矿石中可以发现，而更为人们所熟悉的是绿色的六水合二氯化镍（NiCl2·6H2O）。二氯化镍还有一系列已知的水合物，均为绿色。通常来讲，二氯化镍是化工合成中最重要的重要的镍源。镍盐均有致癌性。物化性质 绿色或草绿色单斜棱柱状结晶。相对密度1.921克/立方厘米。体积密度：大约1.00克/立方厘米（未压实）。熔点80℃。脱水在103oC。分解在973 oC。溶解度：2135克/升 （20oC）；5878克/升（80oC）。5%水溶液pH值=3.5。最大不溶物含量：百万分之五十（镍(Ni) %最大质量：24.00；钴(Co)%最大质量：0.5；铜(Cu)：百万分之二；重金属(Pb)：百万分之二；铁(Zn)：百万分之一）。氯化镍的关税率：28.27易溶于水、乙醇，其水溶液呈微酸性。在干燥空气中易风化，在潮湿空气中易潮解。加热至140℃以上时完全失去结晶水而呈黄棕色粉末。氯化镍性质与结构：NiCl2采用CdCl2型结构。在这个结构中，每个Ni2+与六个Cl−配位，而每个Cl−均与3个Ni2+成配位键。在NiCl2中，Ni-Cl键有离子键特征。黄色的NiBr2和黑色的NiI2也采用类似的结构，但由于卤原子的填充方式不同，这两种镍的卤化物采用的是CdI2型结构。与此相反，NiCl2·6H2O中含有反-[NiCl2(H2O)4] 单位和水分子。[NiCl2(H2O)4] 与邻近的水分子以微弱的作用力相连接。需要注意的是，分子式中的6个水分子，只有4个与镍络合成键，而另外两个剩余的水分子则成为了结晶水。六水合氯化钴(II)也有着相似的结构。许多镍(II)的化合物都是顺磁性的，因为在每个金属原子上都有2个未成对的电子；然而，当镍形成构型为平面正方形的四配位络离子时，这些络合物呈反磁性。 

氯化锌溶液的浓度因生产活性炭的品种而异，氯化锌溶液的配制是指配制成规定浓度的氯化锌溶液，它是保证锌屑比的一个重要因素。氯化锌溶液因活性炭用途不同，使用时，要求也不同，简述如下：药用活性炭的配方要求是：氯化锌溶液的波美浓度与温度有一定的关系，当百分浓度一定时，随着温度的升高，波美浓度降低。所以对于氯化锌溶液的波美浓度，必须注明溶液的温度。例如，要配制60摄氏度下的45—46波美浓度的氯化锌溶液，若在30摄氏度下，就应配成46—47波美浓度。在制作氯化锌溶液的时候要注意要加入少量的单质锌,配制FeCl2溶液时须加入少量单质铁和盐酸，因为氯化亚铁易被氧化且易水解。加入少量单质铁是防止氯化亚铁被氧化，加入少量盐酸是防止氯化亚铁水解。随着科技的发展,氯化锌溶液的应用范围也越来越广,而氯化锌溶液的价格也因此水涨船高了

电解法炼镁进程中从电解槽取出的镁和热复原法炼镁进程中从复原炉取出的镁，均称为粗镁，都达不到质量标准，有必要去除镁中杂质，才干到达质量标准。    电解法粗镁含有金属杂质和非金属杂质。金属杂质有Fe、Si、Al、Ni、Mn、Cu、K、Na和Ca。这些金属杂质，有的是电解进程中在阴极上分出的，有的是其氯化物或氧化物被镁复原出的。非金属杂质物质有MgCl2、NaCl、KCI、CaCl2、Mg3N2、MgO、SiO2、Fe2O3,CaO。非金属杂质中氯化物是出镁时从电解槽带出的电解质；Mg3N2是镁在空气中焚烧生成的；MgO是质料和电解质含有的，也有镁焚烧生成的；其他氧化物是从槽衬耐火材料磨损下来的。热复原法粗镁也含有金属杂质和非金属杂质。金属杂质有Si、Al、Fe、Mn、Ni、Zn、K和Na。金属杂质中Si、Fe、A1、Mn首要来源于复原剂硅铁粉尘；其他金属杂质是被复原出来的。非金属杂质有MgO、CaO、Fe2O3、 SiO2、CaF2，来源于球团料粉尘。不管电解法粗镁仍是热复原法粗镁，金属杂质含量较少，小于或等于重熔镁锭标准中较低等第的规定值；非金属杂质含量较多。    镁精粹办法有熔剂精粹、沉降精粹、添加剂精粹、真空蒸馏、区域熔炼和电解精粹。熔剂精粹和沉降精粹是精粹粗镁的办法。各镁厂或选用熔剂精粹办法或选用沉降精粹办法精粹粗镁。通过其间一种办法精粹过的镁称为精镁，镁质量到达了一般用处的重熔镁锭质量标准，铸成镁锭供应。添加剂精粹是去除一种或几种杂质的办法，是前两种精粹办法的弥补。真空蒸馏、区域熔炼和电解精粹是将精镁再精粹，进一步去除杂质，制取特殊用处的简直不含杂质的高纯镁，这儿不介绍了。    熔剂精粹是在熔融状态下用熔剂去除镁中杂质。熔剂精粹首要作用是去除非金属杂质，又能通过化学作用除掉碱金属K和Na。熔剂应具有以下性质：熔剂与镁和坩埚不起化学反响；熔剂熔点低于镁的熔点；熔剂与杂质间界面张力小，与液体镁界面张力大，因此熔剂既可以吸附杂质，又能与液体镁别离；熔剂与液体镁密度不同。按用处区分，有精粹熔剂和掩盖熔剂。精粹熔剂密度大于液体镁密度，用作去除杂质。掩盖熔剂密度小于液体镁密度，用作掩盖于液体镁表面，阻隔空气，避免镁氧化。    熔剂由碱金属和碱土金属氯化物与氟化物组成。各镁厂的熔剂配方不同。我国镁厂精粹粗镁用的熔剂成分见表2。表2   我国镁厂精粹熔剂成分/%熔剂称号MgCl2KClNaClCaCl2BaCl2MgO根底熔剂38±337±38±38±39±3精粹熔剂根底熔剂90~95+CaF26~10掩盖熔剂根底熔剂75~80+硫黄粉20~25[next]     熔剂精粹选用坩埚精粹炉。精粹炉由普通耐火砖砌筑，由电、天然气或煤气加热。坩埚有铸钢的，也有耐热钢板焊接的。首先把熔剂参加精粹炉坩埚，并开端加热，熔剂熔化后参加粗镁。待粗镁熔化、温度到达700℃时，用拌和器拌和液体镁，使液体镁与熔剂充沛触摸、吸附杂质，拌和时刻约20min，再升温至730-750℃，静置5-15min，使杂质和熔剂沉降，与液体镁别离。在以上进程中，经常向坩埚内撒些掩盖熔剂，避免液体镁焚烧。精粹进程中，非金属杂质被熔剂吸附、沉降，与镁别离。一起，碱金属K和Na与熔剂中MgCl2反响生成KCl和NaCl，进入熔剂而被除掉。静置期间，精粹炉中止加热。当液体镁温度降到680-710℃时，用气动泵抽取液体镁注入铸锭机铸成镁锭。精粹1t电解粗镁（液体镁）耗电300kW·h，熔剂30kg。精粹1t皮江法粗镁（结晶镁）耗电600kW·h,熔剂120kg。    热复原法镁厂均选用熔剂精粹法精粹粗镁。小型电解法镁厂也选用此法。    （二）沉降精粹    沉降精粹是大型电解镁厂精粹粗镁的办法。该法是在电加热熔盐炉（为接连精粹炉）中通过沉降去除镁中杂质。精粹炉见图，精粹炉为圆形，钢壳内衬耐火砖；炉顶直径约5.5m，炉底直径约3m，高约4.5m；炉中心部位是集渣井，炉体下部均匀分布6根石墨电极，加热功率300kW;加热介质氯盐温度720-730℃，氯盐成分为MgCl2 8%-12%、KCl 55％-65％、NaCl 18％-22％、CaCl2 0.5％-2％、BaCl2 5％-8％、CaF2 0.3％-1％。其密度大于液体镁的密度，因此坐落液体镁层下面。 [next]     电解槽中抽取出的液体镁，用台包运到精粹车间，从粗镁参加口注入接连精粹炉。因为加料管伸入氯盐熔体基层，液体镁从加料管出来后通过氯盐熔体层上浮到镁液层。这一进程与熔剂精粹进程相同。镁液层储存镁8-10t，温度710-720℃。镁在炉内逗留2h以上，镁中非金属杂质充沛沉降别离。精粹渣聚集于炉底中部集渣井内，定时翻开井盖用抓斗抓取渣。铸锭用的虹吸管从炉盖上刺进镁液层，开端铸锭时用真空泵将虹吸管抽成负压、使液体镁流出。为了避免液体镁焚烧，向炉内充氩气。接连精粹炉每天产精镁50-100t。精粹1t镁耗电50-100 kW·h，氯盐60kg。    （三）添加剂精粹    该办法是通过向液体镁中参加某种单质或化合物除掉镁中某些杂质的办法。添加剂精粹是对熔剂精粹或沉降精粹过的镁进一步精粹。    电解法粗镁和热复原法粗镁，通过熔剂精粹或沉降精粹，除掉了非金属杂质和碱金属K和Na，不能除掉其他金属杂质Fe、Si、Al、Mn、Cu和Ni。因为粗镁中金属杂质含量较少，通过熔剂精粹或沉降精粹，镁的质量一般能到达重熔用镁锭质量标准中我国标准Mg 99.90等第，可以满意普通用处要求。若要求镁含Fe 0.04％-0.003％、Si 0.01％-0.005％，应对熔剂精粹或沉降精粹的镁进行添加剂精粹。添加剂精粹除掉杂质最多的是Fe和Si，其次是Al和Mn,也能除掉一部分Cu和Ni。    用作精粹添加剂的有锰、钛和锆。锰以镁锰合金方式参加，钛和锆可以金属或氯化物方式参加。这几种添加剂可以与Fe、Si等金属杂质构成难溶于镁的金属间化合物，然后沉降别离出来。其间，钛和锆的精粹作用好，锆报价贵，因此常用的是钛。用钛添加剂精粹过的镁的杂质含量为Fe 0.004%、Si 0.005、Al 0.005%、Mn 0.01%、Cu 0.003%、Ni 0.0007%。镁的质量到达了我国标准Mg 99.95等第，行将熔剂精粹或沉降精粹过的镁进步一个等第或更高等第。    用钛添加剂精粹镁，运用的设备是坩埚精粹炉。先制备含钛熔剂，在坩埚精粹中熔化氯盐，氯盐成分为KCl 40％-70％、NaCl 20％-50％、MgCl2 10％，待氯盐熔化后参加粒度为18-60目海绵钛粉，拌和混合均匀。将熔剂精粹或沉降精粹过的镁参加坩埚精粹炉，然后参加含钛熔剂，当温度到达700-720℃时，用拌和器拌和5-15min，使钛与Fe等金属杂质充沛触摸、吸附、构成金属间化合物，静置沉降15-30min，最终进行铸锭。氯盐参加量为镁的20%，钛参加量为镁的0.05％-0.3％。    也可以用作添加剂。与镁反响生成钛，然后由所生成的钛吸附镁中金属杂质。但选用作添加剂精粹设备比较复杂。

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。

当温度在900℃以上，碳为还原剂时，锆英砂可与反响生成ZrCl4和SiCl4，从而将二氧化硅别离，主反响为： ZrSiO4＋4Cl2＋2C＝ZrCl4（g）＋SiCl4（g）＋2CO2 ZrSiO4＋4Cl2＋4C＝ZrCl4（g）＋SiCl4（g）＋4CO     取得的经水溶可制取二氧化锆或其他锆化学制品，工艺流程参见图1。图1  锆英砂分化和制备锆化合物的准则流程

氯化法精粹金是在金熔化状态下通入，使重金属杂质及银生成氯化物浮在熔融状态下金的表面而被除掉。氯与各种金属效果的化学亲合力巨细次序是：Zn>Pb>Cu>Ag>Bi>Au。依据这一次序，就可挑选性地使杂质和银氯化而金不被氯化。    氯化法精粹金是在专门通风烟柜中进行的，选用木粘土坩埚（套在石墨坩埚中），进程是：    （1）　熔化金，操控温度不超越1250℃；    （2）　往熔体中通入进行氯化，时刻视杂质含量和被处理的金属量而定；    （3）　从精粹金熔体上别离氯化物；    （4）　再熔化金；    （5）　处理氯化物从中收回金；    （6）　从氯化物复原银；    （7）　再熔化金属银。    此法产出的金纯度不够高，在澳大利亚和南非兰德精粹厂仍在运用。