用酸溶性钛渣作质料比钛铁矿作质料有以下长处。     a.因为钛渣中的TiO2含量高，产品总收率可进步2%~3%，并可节省相应的储运、枯燥、原矿破坏的费用；     b.因为钛渣中钛含量高、铁含量低，因而酸耗也明显下降，每吨钛的酸(H2SO4)耗可节省25%~30%，但反响时硫酸浓度较高；     c.无副产品硫酸亚铁，也不需求用铁屑来复原，防止废铁屑带进的杂质对成品质量的影响；     d.能耗低，可节省0.6t蒸汽/钛，节电8%、节油或燃气4%、节水5%、节省制作本钱12%；     e.工艺流程短，可省去复原、亚铁结晶与别离和浓缩3个工艺操作进程；     f.反响生成的钛液稳定性好，晶种增加量也较少；     g.废酸，废水、废渣排放量以每吨钛计比普通钛铁矿酸解工艺要少得多，三废管理的费用相对少。      因为酸溶性钛渣在高温冶炼时要参加复原剂(无烟煤)，因而产品中不含Fe2O3而含有二价的FeO和金属铁，所以在酸解进程中不只不需求参加铁屑来复原高价铁，有时因为三价钛含量过高还要参加少数的氧化剂。别的因为酸溶性钛渣中二氧化钛含量高、总铁含量低、不含有Fe2O3,因而反响时放热低，需求蒸汽加热的时刻较长，反响时的硫酸浓度要求较高(91%)老练和浸取的时刻较长。       图1为运用加拿大QIT索利尔酸溶性钛渣的酸解反响进程，从图中能够看出：反响前的80min为加酸、投矿和拌和的进程，此刻的压缩空气流量为600m3/h，随后加稀释水7min，因为硫酸稀释放热温度从50℃升至80℃，然后通蒸汽加热25min温度上升至120℃，主反响当即开端，在5min内温度从120℃猛增至200℃左右。主反响期间保持约15min，从加稀释水前20min到主反响期间压缩空气的流量增大至800~1000m3/h,保温吹气0.5h，此刻压缩空气量可降至500m3/h，中止吹气老练约4h，在此期间温度从190℃缓慢降至85℃，接着在不超越90℃的情况下浸取约7h，浸取期间拌和用的压缩空气流量约800m3/h,所得钛液的相对密度为1.550g/cm3。[next]     图2是一个运用加拿大QIT索利尔酸溶性钛渣的工艺流程和物料平衡示意图。

氟锑酸为质子酸SbF5与HF的混合物，属于超强酸。SbF5能与氟离子形成正八面体形阴离子SbF6-。氢离子能自由运动，几乎不受束缚，因此该物质有强酸性，酸性达纯硫酸的二千亿亿倍。为已知物质中酸性最强的物质。氟锑酸或称六氟锑酸、六氟合锑酸,是氢氟酸和五氟化锑反应后的产物.以一比一的比例混合时成为现在已知最强的超强酸,实验证明能分解碳氢化合物,产生碳正离子以及氢气. 　　氢氟酸(HF)和五氟化锑(SbF5)反应强烈放热.HF会释放质子H+,然后氟离子F?会与SbF5形成八面体型的SbF6?阴离子.SbF6?是非配位阴离子,亲核性和碱性都很弱.于是质子实际上是"裸露"在水溶液中,使得混合物体系呈现极强的酸性,比纯硫酸要强2×10^19倍.氟锑酸结构　　用X射线晶体学研究两份HF-SbF5反应形成的结晶,发现化学式分别为[H2F][Sb2F11]和[H3F2][Sb2F11],都含有Sb2F11作阴离子.据估计,Sb2F11离子的碱性比SbF6还要弱,因此更加稳定.氟锑酸会与水起强烈甚至爆炸性的反应，而且它会与目前已知所有的溶剂反应。能溶解氟锑酸的溶剂有SO2ClF、液态二氧化硫及氟氯烃。盛HF-SbF5的容器可用特氟龙制造。 　　性状： 　　1、沸点：无（注意，混合物固定无沸点） 　　2、熔点：无（注意，混合物固定无熔点） 　　3、氟锑酸和发烟氟锑酸中均不含水，SbF5为溶剂，HSbF6及HF是溶质。故氟锑酸和发烟氟锑酸均为无色油状液体。 　　4、氧化性：因为其中含五价锑，故氧化性极强。

氟锑酸为质子酸SbF5与HF的混合物，属于超强酸。SbF5能与氟离子形成正八面体形阴离子SbF6-。氢离子能自由运动，几乎不受束缚，因此该物质有强酸性，酸性达纯硫酸的二千亿亿倍。为已知物质中酸性最强的物质。氟锑酸或称六氟锑酸、六氟合锑酸,是氢氟酸和五氟化锑反应后的产物.以一比一的比例混合时成为现在已知最强的超强酸,实验证明能分解碳氢化合物,产生碳正离子以及氢气. 　　氢氟酸(HF)和五氟化锑(SbF5)反应强烈放热.HF会释放质子H+,然后氟离子F?会与SbF5形成八面体型的SbF6?阴离子.SbF6?是非配位阴离子,亲核性和碱性都很弱.于是质子实际上是"裸露"在水溶液中,使得混合物体系呈现极强的酸性,比纯硫酸要强2×10^19倍.氟锑酸结构　　用X射线晶体学研究两份HF-SbF5反应形成的结晶,发现化学式分别为[H2F][Sb2F11]和[H3F2][Sb2F11],都含有Sb2F11作阴离子.据估计,Sb2F11离子的碱性比SbF6还要弱,因此更加稳定.氟锑酸会与水起强烈甚至爆炸性的反应，而且它会与目前已知所有的溶剂反应。能溶解氟锑酸的溶剂有SO2ClF、液态二氧化硫及氟氯烃。盛HF-SbF5的容器可用特氟龙制造。 　　性状： 　　1、沸点：无（注意，混合物固定无沸点） 　　2、熔点：无（注意，混合物固定无熔点） 　　3、氟锑酸和发烟氟锑酸中均不含水，SbF5为溶剂，HSbF6及HF是溶质。故氟锑酸和发烟氟锑酸均为无色油状液体。 　　4、氧化性：因为其中含五价锑，故氧化性极强。本文为转载稿，仅代表作者本人的观点，与本网立场无关。上海有色网信息科技有限公司不对其中包含或引用的信息的准确性、可靠性或完整性提供任何明示或暗示的保证。对于任何因直接或间接采用、转载本文提供的信息造成的损失，上海有色网信息科技有限公司均不承担责任。媒体合作事宜， 敬请联系info@smm.cn 或 021-6183 1988 转 5009。

一、高温氧化酸浸 高温氧化酸浸是指温度在200 — 230℃，压力在4～6 MPa条件下进行浸取。此刻硫化矿的硫都氧化为硫酸根，黄铜矿的总浸取反响能够写作： 2CuFeS2＋H2SO4＋8.5O2 ==== 2CuSO4＋Fe2（SO4）3＋H2O 共生的黄铁矿在这样的浸取条件下也被浸出，在酸度较低时，高铁离子水解生成赤铁矿，发生硫酸，如下式：   Fe2（SO4）3＋3H2O ==== Fe2O3＋3H2SO4 按此反响计量比核算，氧化每公斤硫需氧气2.12kg。如一种精矿含Cu 26%、Fe 31.3% 、S36%，则溶出每公斤铜需氧气2.93kg。在不同温度和pH值及氧化条件下，铁还能够沉积为针铁矿FeOOH，酸型黄铁矾（H3O）Fe3(SO4)2(OH)6以及碱式硫酸铁Fe (OH)SO4。可是因为这些沉积组成不一样，发生的硫酸量也不同。如生成（H3O）Fe3（SO4）2（OH）6的反响为： 3Fe2（SO4）3＋14H2O ==== 2（H3O）Fe3（SO4）2（OH）6＋5H2SO4 每摩尔Fe3＋水解发生的酸（H＋）仅为5/3mol，而生成赤铁矿时，每摩尔Fe3＋水解发生的酸（H＋）为3mol。 铁沉积的稳定性影响到浸取渣排放的安全间题，以赤铁矿的稳定性最好，不会进一步水解释出酸，遇石灰不反响。碱式硫酸铁等与石灰反响，铁离子进一步水解。因而不管生成碱式硫酸铁或许酸型的黄铁矾（H3O) Fe3（SO4）2（OH）6，当从渣中化提金时，石灰耗费量往往很大。 二、黄铜矿和混合矿的酸 加拿大谢尔特•高登（Sherritt Gordon）在1954年成功将加压浸应用于镍黄铁矿浸取的一同，也进行了许多酸浸研讨。他们研讨过一种混合的镍黄铁矿—黄铜矿—磁黄铁矿的浸取，成分为：Ni 10%、Cu5% 、Fe 30%、S 30%。当温度在210℃和氧分压700kPa时，镍和铜的浸取率可到达99%。 20世纪90年代，科明科（Cominco）工程服务公司、佩莱•瑟侗（Placer Dome）公司、通用黄金资源公司 （General Gold Resources） 等试验过高温浸取黄铜矿的工艺。如试验研讨了斑岩铜矿、黄铜矿、黄铜矿—斑铜矿混合矿（含Cu 41.4%、Fe 22.2%、S 28.0%）等的浸取，在200～210℃，2MPa氧分压下，60 min，铜浸取率都在99%左右。浸出液含铜36～78g/L、硫酸40～31 g/L、铁小于lg/L。 三、高杂质含黄铜精矿的酸浸 在高温氧化酸浸时，砷、锑、秘等金属与铁一同沉积。在高温酸浸一种黑黝铜矿为主的精矿时，样品成分为：Cu 26.5%、Sb 13.2%、 As 6.8%、Fe 2.0%、Zn 2.9%、S 19.4% 、Ag 0.27%，事前参加硫酸亚铁，使Fe/(As＋Sb)＝1.5/1（mol )。在220℃和600kPa的氧分压下，铜和锌的浸取率别离到达95.4%和95.0%。渣用氯化物溶液浸取银，浸出率到达95.4%。 除了生成铁  Fe2（SO4）3＋2H3AsO4 ==== 2FeAsO4＋3H2SO4 铁离子和根还生成碱式盐 2Fe2（SO4）3＋2H3AsO4＋（2＋n）H2O ==== 2Fe2（AsO4）（SO4）OH·nH2O＋4H2SO4 常见的含砷、锑铜矿除了黑黝铜矿（Cu12Sb4S13），还有硫砷铜矿（Cu3AsS4）、砷黝铜矿(Cu12As4S13)。高压浸取一种含（％）：Cu 22.6、Sb 0.5、As 8.6、Fe 18.0、S 35.4、Ag 61g/t、Au 844g/t的精矿。在200℃经3h浸取或220℃下浸取1h，硫的氧化率到达99%，简直悉数的锑及多于94%的砷沉积到渣中。铜的浸取率在95%～98%，是因为溶解的铜又生成了一种含有Fe－Cu－As－S－O的沉积。进步浸取温度，生成的不稳定硫酸盐沉积量增大，在化时耗费更多的石灰。220℃的渣化浸金时耗费石灰达130kg/t，而200℃的浸取渣仅耗费50kg/t。金的化回收率在87%～96％之间。银的回收率很低，是因为构成银的黄铁矾盐的原因。 四、孔科拉流程 孔科拉矿石的首要铜矿藏是辉铜矿、斑铜矿，其次才是黄铜矿。因而它的精矿的特色是：高铜，低硫，低铁和高硅，而且含有钴矿藏，所以在熔炼时有必要配人黄铁矿和石灰。可是，这些特色使它十分合适选用加压浸取。孔科拉深部矿样中斑铜矿占铜矿藏的22%、辉铜矿18%、黄铜矿11％、铜蓝5%，首要脉石是钾长石(19%)、石英石（8%）和云母。钴首要以硫铜钴矿与铜矿藏共存。 南非的盎格鲁·阿美利加研讨室（AAC)受托付就孔科拉矿的冶炼，并结合恩昌加的难冶矿的使用，提出了一个酸的供需坚持平衡的联合湿法流程，流程图见图1。图1  孔科拉工程的流程 AAC的试验总共取了6个不同的钦可拉难冶矿样，其间一种典型的成分和孔科拉精矿样品一同列于表1。在进行了充沛的小试验之后，依照上述流程图进行接连的中间工厂试验，规划为4kg/h精矿和2kg/h难冶矿。氧化剂为纯氧。硫化矿加压浸取和难冶矿的两段常压浸出条件均见表2。 表1  孔科拉精矿和钦可拉难冶矿典型成分成分%CuCoFeAlMgCaMnNiSiZnCO3S孔科拉精矿41.440.46.513.010.880.350.0210.222约15难冶矿1.030.060.945.263.480.580.1429.70.022.48表2  孔科拉流程中试浸取条件矿藏工序温度/℃停留时间/h总压/kPa氧分压/kPa硫化矿分化碳酸盐6532300700加压浸取2001难冶矿一段常压302二段常压656    图2是浸取进程到达稳态时，各个取样点的铜、铁、钻和游离酸的均匀浓度散布。取样点1、2为碳酸盐分化前后的成分，当参加酸后，铜和铁都有显着的溶出，游离酸升至49g/L.取样点3至8别离是高压釜6个室的样品，因为样品是从200℃的釜中放出的，取样时有很多蒸汽蒸发，釜中溶液的浓度约为图中浓度乘以0.8后的数值。9是取自减压槽的样品。图2  孔科拉流程浸取进程中各首要成分的浓度散布这些结果标明，在釜中浸出的铁很快氧化、水解，然后沉积。沉积包含赤铁矿和铁的碱式硫酸盐。酸首要耗费于铜和钴的浸出反响，固体样品的分析标明，铜约在40mim时已浸出结束，而钴浸取则需求60min才干完结。铜矿藏的浸出次序为：斑铜矿＞辉铜矿＞铜蓝＞黄铜矿。

焦锑酸钾 中文别名: 焦锑酸钾四水; 四水合焦锑酸钾; 酸性焦锑酸钾    英文名:Potassium pyroantimonate     英文别名: Potassium acid pyroantimonate(V); Potassium antimonate; Patassium pyroantimonate acid   分子式: K2H2Sb2O7.4H2O 分子量: 507.77第一种是白色颗粒或结晶粉未，包装为内层塑料袋，外层编织袋，净重25KG。此种产品易溶于热水，难溶于冷水。主含量：K2H2Sb2O7.4H2O%;Sb2O563% 。第二种为凝胶状产品，此状态的产品为我厂研制出的新产品，焦锑酸钾被约10-20%的水基保护起来，极易溶于水，又便于运输。当产品在水中稍为加热即可溶解，且冷确后不易重新析出。包装为铁箍园纸桶双层塑料袋包装，净重30KG25KG。主含K2H2Sb2O7.4H2O%:80-90%；Sb2O5%：50-58%；水份：10-20%。焦锑酸钾的生产方法，它是将含三氧化二锑[有色商机 : 三氧化二锑价格]物质置入氢氧化钾溶液中，再置入双氧水进行氧化还原反应；再在反应液中加入醇类物质作为分离剂，将反应液中的液、物分离，得到的沉淀物烘干、粉碎后得成品。本发明解决了焦锑酸钾溶液中物、液难以分离的问题，使得焦锑酸钾成为独立产品得以实现。本发明具有工艺简单，易于实现，产品纯度高、易使用，生产成本低，生产过程无污染的特点。 本文为转载稿，仅代表作者本人的观点，与本网立场无关。上海有色网信息科技有限公司不对其中包含或引用的信息的准确性、可靠性或完整性提供任何明示或暗示的保证。对于任何因直接或间接采用、转载本文提供的信息造成的损失，上海有色网信息科技有限公司均不承担责任。媒体合作事宜， 敬请联系info@smm.cn 或 021-6183 1988 转 5009。

焦锑酸钾 中文别名: 焦锑酸钾四水; 四水合焦锑酸钾; 酸性焦锑酸钾    英文名:Potassium pyroantimonate     英文别名: Potassium acid pyroantimonate(V); Potassium antimonate; Patassium pyroantimonate acid   分子式: K2H2Sb2O7.4H2O 分子量: 507.77第一种是白色颗粒或结晶粉未，包装为内层塑料袋，外层编织袋，净重25KG。此种产品易溶于热水，难溶于冷水。主含量：K2H2Sb2O7.4H2O%;Sb2O563% 。第二种为凝胶状产品，此状态的产品为我厂研制出的新产品，焦锑酸钾被约10-20%的水基保护起来，极易溶于水，又便于运输。当产品在水中稍为加热即可溶解，且冷确后不易重新析出。包装为铁箍园纸桶双层塑料袋包装，净重30KG25KG。主含K2H2Sb2O7.4H2O%:80-90%；Sb2O5%：50-58%；水份：10-20%。焦锑酸钾的生产方法，它是将含三氧化二锑物质置入氢氧化钾溶液中，再置入双氧水进行氧化还原反应；再在反应液中加入醇类物质作为分离剂，将反应液中的液、物分离，得到的沉淀物烘干、粉碎后得成品。本发明解决了焦锑酸钾溶液中物、液难以分离的问题，使得焦锑酸钾成为独立产品得以实现。本发明具有工艺简单，易于实现，产品纯度高、易使用，生产成本低，生产过程无污染的特点。 

环烷酸稀土 　　英文名称：Rare earth naphthenates 　　英文别名：Naphthenic acids rare earth salts 　　组 成：本品是镧系元素中以全铈为主的轻稀土生成的羧酸盐。 　　技术指标： 　　牌 号 ZHR-4 ZHR-8 　　外观 棕黄色均匀液体 棕色粘稠液体 　　金属 含量， % 4±0.2 8±0.2 　　溶剂中溶解性 全溶 　　溶液稳定性 透明无析出物 　　特 特 性： 本品是一种新型无毒催干剂，不仅具有普通催干剂变价性能，而且有配位性，能有效地促使醇酸树脂的实干。在涂膜干燥速率、硬度、耐溶剂方面均优于传统催干剂，可替代钴以外的全部催干剂，其用量一般是配方中除钴催干剂以外，其它催干剂总和的50~80%；稀土催干剂在醇酸漆中使用效果要比在脂胶、酚醛漆中好。 　　用 途： 主要用于醇酸清漆、磁漆等气干型油漆制造。 　　建议用量： 0.2-0.5%（ 金属 对树脂固体份），与钴配合，用量是钴（ 金属 ）的5-10倍。 　　包 装：200升铁桶装，4 %每桶净重170㎏，8%每桶净重180㎏。 　　贮 存 期：自生产之日起，有效贮存期为一年。更多有关环烷酸稀土的内容请查阅上海 有色 网

中温浸取大致在150～170℃，往往在开端阶段浸取速度比较快。可是跟着构成的单质硫量的增加，反响速度逐步下降。硫的熔点因结晶状况不同而异，斜方硫熔点385.8K。386.4K时斜方硫转化为单斜硫，熔点变为392K。尽管进步反响温度有利于硫化矿的浸取，可是实践中的经历标明，发生单质硫的最好温度规划是155～160℃。高于这个温度规划，液态硫的黏度随温度升高而显着增加，并且开端氧化为硫酸根。 前期的研讨把浸取温度都局限于110－115℃，也即低于硫的熔点，为的是避免熔融硫包裹未浸取的颗粒。因为液态硫非常易于滋润硫化矿，特别是硫化铜矿的表面，导致包覆或聚会。多年来现已发现许多化合物能够作为表面活性剂或分散剂，用于削减液态硫对硫化矿的滋润，然后削减硫对硫化矿包覆或聚会。其间用得最多的是木质素磺酸钠,还有邻二胺(OPD)和加拿大魁北克省的一种树皮和碎木材的提取物(商品名Quebracho)。浸取液中参加少数氯化物也能够非常有用地到达上述意图，在这个发现的基础上，开发了好几个流程。近来加拿大的迪那泰克（Dynatec )公司的研讨人员发现，无论是在浸取黄铜矿或许闪锌矿时，运用少数煤粉也能够非常有用地削减硫和硫化矿的聚会。 在中温酸浸的开发研讨方面，早在20世纪70年代其时苏联的研讨人员就发现，浸取温度在硫的熔点之上，加人少数氯化物能够强化镍铁磁黄铁矿的浸取，发生的硫不会阻挠硫化矿的进一步浸取。诺兰达（Noranda）矿业公司开发了一个浸取黄铜矿的流程，浸取温度在130～145℃。 近十多年中温浸取黄铜矿很受重视，人们在战胜产品单质硫对浸取反响的影响的研讨中，更重视从工业使用和工程方面寻觅解决方法。 在黄铜矿浸取时，浸取大部分铜的速度都非常快，只要大约10%～20%的铜需求比较长的浸取时刻。为了缩短在高压釜中的停留时刻，采纳两段收回铜，榜首段在较短的时刻内浸取85%～90%的铜。然后从渣中浮选收回未反响的铜精矿，枯燥后，熔融过滤，别离硫。余下的铜精矿再经磨矿后，回来浸取。尽管这种铜精矿是归于难浸的部分，并且仍含有许多单质硫，可是它们的浸取速度并不比质料铜精矿慢。而回来的单质硫在浸取过程中并不被显着氧化。因此，经过两次浸取，铜的总浸取率彻底能够到达98%～99%。在浮选时，大部分金进入硫化矿精矿。近来研讨标明，留在浮选尾矿中的金能够经过直接化收回，并且耗并不大。 关于含黄铁矿很高的低档次精矿，将黄铁矿悉数氧化是不合理的。迪那泰克采纳的方法是细磨矿石，稍稍延伸浸取时刻，使铜尽量浸出，但黄铁矿并不彻底氧化。金的收回率则决定于它的赋存状况以及在浮选时的散布。银或许生成银的铁矾盐，在银的含量较高时，必须用石灰在90℃左右分化铁矾盐，使银从其间释放出来才有或许收回。 一、迪那泰克增加煤粉的新工艺 在加压浸取方面富有经历的迪那泰克（Dynatec）公司在浸取锌精矿时，参加表面活性剂阻挠硫和硫化矿的包覆、聚会，并不非常收效。主要是因为表面活性剂在具有氧化性的酸溶液中分化。在很多的实验中发现，煤粉是最安稳和廉价的增加剂。不但在锌精矿浸取时如此，在铜精矿浸取时也相同有用，能够到达工业使用所需的浸取速度和较高的单质硫的产率。以含碳较低的煤为好，因为含碳高的煤是由芳烃化合物组成，而低碳的是烷烃化合物。实验结果标明，宜挑选碳含量25%～55%，主要是烷烃的煤。磨细到60μm。能够预先磨，也能够与矿粉一同磨。加人量与煤粉的成分和性质有关，在3～50kg/t矿石之间，一般在10kg/t左右。在浸取过程中煤粉的分化率不超越50%。 二、中温酸浸的CESL流程 1990年代，科明科（Cominco）工程效劳有限公司提出一种称作CESL的流程（CESL是该公司全称号缩写)，选用二级浸取，处理目标包含低黄铁矿的黄铜矿和黄铜矿－斑铜矿混合矿。榜首级在150℃下用稀硫酸加少数加压氧化浸取，浸取液含有氯离子浓度约12g/L、15～20g/LCu2＋ ，Cu2＋是直接氧化剂。操控参加的酸量，使终究的pH值为2.3～3.5，铜转化为碱式硫酸铜。第二级常压浸取，浸取温度40℃，保持pH值为1.5～2，使碱式硫酸铜溶解，尽量削减铁进入溶液。因为反响是放热的，因此两段反响均不需加热。两段的浸取时刻均约1h。榜首段浸取时，铁转化为赤铁矿，90%的硫转化为单质硫，少数为硫酸根。一段浸出液萃取、蒸腾后，回来一段浸取，二段浸出液萃取别离铜，反萃后电积。流程如图1所示。全流程铜的收回率到达99%左右。萃取1和萃取2与萃取3有机相兼并，一同经洗刷反萃。图1  CESL酸浸萃取流程 （图中虚线为有机相走向） CESL流程还在不断改进，以习惯不同的质料，因此流程图也屡次改变。据估量，生产能力20万t的CESL流程的工厂的出资为2.25亿美元，为同规划火法厂的一半。生产成本估量在176～286美元/t电解铜。

作为锂离子电池负极材料-钛酸锂，可与锰酸锂、三元材料或磷酸铁锂等正极材料组成2.4V或1.9V的锂离子二次电池。此外，它还能够用作正极，与金属锂或锂合金负极组成1.5V的锂二次电池。因为钛酸锂的高安全性、高稳定性、长寿命和绿色环保的特色。组成正极：磷酸铁锂、锰酸锂或三元材料、镍锰酸锂。负极：钛酸锂材料。电解液：以碳作负极的锂电池电解液。电池壳：以碳作负极的锂电池壳。优势选用电动车辆替代燃油车辆是处理城市环境污染的最佳挑选，其间锂离子动力电池引起了研究者的广泛重视.为了满意电动车辆对车载铿离子动力电池的要求，研发安全性高、倍率功能好且长寿命的负极材料是其热门和难点。现在，商业化的锂离子电池负极首要选用碳材料，但以碳做负极的锂电池在应用上仍存在一些坏处：1、过充电时易分出锂枝晶，构成电池短路，影响锂电池的安全功能;2、易构成SEI膜而导致初次充放电功率较低，不可逆容量较大;3、即碳材料的渠道电压较低(接近于金属锂)，并且简单引起电解液的分化,然后带来安全隐患。4、在锂离子嵌入、脱出过程中体积改变较大，循环稳定性差。与碳材料比较，尖晶石型的Li4Ti5012具有显着的优点：1、它为零应变材料，循环功能好;2、放电电压平稳，并且电解液不致发作分化，进步锂电池安全功能;3、与炭负极材料比较，钛酸锂具有高的锂离子扩散系数(为2 *10-8cm2/s)，可高倍率充放电等。4、钛酸锂的电势比纯金属锂的高，不易发生锂晶枝，为保证锂电池的安全供给了根底。

钒酸钙、钒酸铁盐沉淀法主要用于从低浓度含钒溶液中回收钒。 一、钒酸钙法 加入CaCl2、Ca（OH）2、CaO，随溶液pH值的变化而生成不同的沉淀。pH值10.8～117.8～9.35.1～6.1沉淀物正钒酸钙焦钒酸钙偏钒酸该Ca3（VO4）2CaV2O7Ca（VO3）2溶解度小小稍大 通常在强烈搅拌下逐渐加入沉钒剂，加Ca2＋后 等杂质也会进入沉淀，硅胶也混入沉淀。最经济有效地沉淀物位焦钒酸钙，沉钒率一般可达97%～99.5%。 二、钒酸铁沉淀法 用铁盐或亚铁盐作沉淀剂，在弱酸性条件下，将含钒溶液倒入硫酸亚铁溶液中，并不断搅拌、加热，便会析出绿色沉淀物。由于二价铁会部分氧化成三价铁，V2O5会部分还原成V2O4，所以沉淀物的组成多变，其中包括Fe（VO3）2、Fe（VO3）3、VO2·xH2O、Fe（OH）3等。若沉淀剂采用FeCl3或Fe2（SO4）3，则析出黄色xFe2O3·yV2O5·zH2O沉淀。本法钒的沉淀率可达99%～100%。 钒酸铁及钒酸钙均可作冶炼钒铁的原料，或作为进一步提纯制取V2O5的原料。

酒石酸锑钾又名　吐酒石，Tartar Emetic,Potassium antimony(Ⅲ) oxide tartrate hemihydrate 【用法与剂量】 　　疗程总量为25mg/Kg (男性不超过1.5g，女性不超过1.3g），分20次，每日静脉注射一次，连用20次为一疗程。 　　【危险性类别】：第6.1 类 有毒品 　　【 不良反应 】 　　不良反应多，本品有腐蚀性,对皮肤和粘膜有刺激性,重者可发生心脏和肝脏的毒性反应，甚至引起死亡，宜注意。 　　1，可有恶心、呕吐、腹痛、腹泻、头痛、头昏等。 　　2，漏于血管之外，可引起组织坏死。 　　3，肝、肾疾病、活动性结核、急性传染病、发热性疾病、血吸虫病伴有黄疸等忌用。 　　4，孕妇及哺乳期妇女禁用。 　　5，急性血吸虫病应在退热后应用。 　　6，反应较重时应减量或停药。 　　【 制剂】 　　注射剂：0.1g/10ml。 　　分子式(Formula)： C8H4K2O12Sb2.3(H2O) 　　分子量(Molecular Weight)： 667.86 　　CAS No.： 28300-74-5 (16039-64-8) 　　酒石酸又名( 葡萄)酸酒石酸锑钾作用与用途能麻痹血吸虫体肌肉及吸盘，使其失去吸附能力，随血液流入肝脏而被肝内白细胞、网状内皮细胞吞噬；并能使虫体生殖系变性。用于血吸虫病。

加拿大谢尔特•高登（Sherritt Gordon）在1954年成功将加压浸应用于镍黄铁矿浸取的一起，也进行了许多酸浸研讨。他们研讨过一种混合的镍黄铁矿—黄铜矿—磁黄铁矿的浸取，成分为：Ni 10%、Cu5% 、Fe 30%、S 30%。当温度在210℃和氧分压700kPa时，镍和铜的浸取率可到达99%[1]。    20世纪90年代，科明科（Cominco）工程服务公司［2］、佩莱•瑟侗（Placer Dome）公司、通用黄金资源公司 （General Gold Resources） 等实验过高温浸取黄铜矿的工艺。如实验研讨了斑岩铜矿、黄铜矿、黄铜矿—斑铜矿混合矿（含Cu 41.4%、Fe 22.2%、S 28.0%）等的浸取，在200~210℃，2MPa氧分压下，60 min，铜浸取率都在99%左右。浸出液含铜36~78g/L、硫酸40~31 g/L、铁小于lg/L。    参考文献：    1.Berezowsky R，Trytten L，ALTA Copper—7 Technical Proceedings，23 May 2002，Perth，Australia    2.Jones D L，U.S. Patent 5316567 ，May31 1994

在高温氧化酸浸时，砷、锑、秘等金属与铁一同沉积。在高温酸浸一种黑黝铜矿为主的精矿时，样品成分为：Cu 26.5%、Sb 13.2%、 As 6.8%、Fe 2.0%、Zn 2.9%、S 19.4% 、Ag 0.27%，事前参加硫酸亚铁，使Fe/(As＋Sb)＝1.5/1（mol )。在220℃和600kPa的氧分压下，铜和锌的浸取率别离到达95.4%和95.0%。渣用氯化物溶液浸取银，浸出率到达95.4%[1]。    除了生成铁                        Fe2（S04）3＋2H3As04 ==== 2FeAs04＋3H2S04铁离子和根还生成碱式盐        2Fe2（S04）3＋2H3As04＋（2＋n）H20 ==== 2Fe2（As04）（S04）OH·nH20＋4H2S04    常见的含砷、锑铜矿除了黑黝铜矿（Cu12Sb4S13），还有硫砷铜矿（Cu3AsS4）、砷黝铜矿(Cu12As4S13)。高压浸取一种含（％）：Cu 22.6、Sb 0.5、As 8.6、Fe 18.0、S 35.4、Ag 61g/t、Au 844g/t的精矿。在200℃经3h浸取或220℃下浸取1h，硫的氧化率到达99%，简直悉数的锑及多于94%的砷沉积到渣中。铜的浸取率在95%~98%，是因为溶解的铜又生成了一种含有Fe—Cu—As—S—0的沉积。进步浸取温度，生成的不稳定硫酸盐沉积量增大，在化时耗费更多的石灰。220℃的渣化浸金时耗费石灰达130kg/t，而200℃的浸取渣仅耗费50kg/t。金的化回收率在87%~96％之间。银的回收率很低，是因为构成银的黄铁矾盐的原因。

酸法出产氧化铝有各种不同的办法，但根本进程为：（1）矿石的预处理。意图在于改进矿石中氧化铝的溶出性，除掉杂质，将矿石磨细到必定粒度。（2）用酸容法，使矿石中氧化铝转变为可溶性的无机酸铝盐与不溶性杂质别离。（3）溶出液除铁。（4）铝盐的分化和氢氧化铝的煅烧。（5）酸的收回。     酸法出产氧化铝的长处是质料来历广泛，但存在下述首要缺陷：从铝盐中除铁困难；钢制设备遭到腐蚀；溶解氧化铝所需酸量大；酸的收回再生进程杂乱；铝盐具有高的生成热，煅烧分化时热耗大；大都酸具有挥发性，环境保护方面较杂乱；酸法得到的氧化铝与拜耳法得到的氧化铝的性质有所不同，电解作业需求调整。     酸法出产氧化铝中，法最受注重，因为它有许多长处：比较廉价，溶出条件不严苛；水和氯水铝的水含量比其他铝盐少，无段蒸腾便可结晶分出：HCl易于收回使用。     法的工艺流程如图1所示，用1:1的于50℃下拌和溶出600℃下焙烧过的黏土，因为反响放热，坚持溶出进程在欢腾下进行。通过2h的溶出，氧化铝的溶出率达95%。钛化合物少数溶出，硅矿藏悉数进入渣，易别离。溶出液中的FeCl3可通过基萃取完全脱除。除净铁的AlCl3溶液浓缩后或通入HCl气分出AlCl3·6H2O。煅烧AlCl3·6H2O，在185℃时分化为AlCl3和水，400℃以上进一步分化为氧化铝。为了得到冶金级的氧化铝需求在1000℃以上进行，得到的HCl气回来使用。图1  法出产氧化铝的工艺流程图     酸法出产氧化铝的办法还有法国Petzer公司的H+-process和酸碱联合法等。

跟着易选冶硫化铜矿资源的日益干涸，氧化铜矿资源的运用日益受到重视。氧化铜矿所含矿藏较杂乱且难以经过选矿富集进步铜档次。本实验研讨了用硫酸浸出氧化铜矿石，调查了各要素对铜浸出率的影响。       一、实验质料       实验质料为云南某铜矿原矿经破碎后的粗颗粒矿石，铜档次0.95%，归于低档次氧化铜矿。矿石中所含铜矿藏以氧化铜矿藏为主，大部分为孔雀石和硅孔雀石，有少数的黑铜矿、蓝铜矿和赤铜矿；其次为硫化铜矿藏，如辉铜矿、铜蓝、斑铜矿等；其他金属物有褐铁矿、黄铁矿及磁铁矿等；脉石矿藏主要为石英、白云石等。       矿石化学分析成果见表1，化学物相分析成果见表2。   表1  氧化铜矿石元素分析成果化学成分ωB/%Cu Fe Zn Pb CaO MgO Al2O3 SiO20.95 10.35 0.32 0.03 7.66 13.53 10.23 414.63   表2  氧化铜矿石化学物相分析成果物相ωB/%占有率/%自在氧化铜 结合氧化铜 次生硫化铜 原生硫化铜价 全铜0.58 0.27 0.04 0.06 0.9560.87 28.51 4.01 6.61 100.00       二、验办法及试剂、仪器       浸出实验在1000mL烧杯中进行，机械拌和。浸出液过滤后分析酸度及其间各元素质量浓度，浸出渣经水洗（少数屡次）、烘干，分析铜质量分数并核算铜浸出率。       实验试剂：工业浓硫酸，17.93mol/L；，分析纯，12.14mol/L。       实验设备：JJ－1型大功率电动拌和器，全自动控温设备（最高温度300℃），电炉，电热恒温干燥器，SHB－ⅢA型循环水式多用真空泵，1000mL抽滤瓶，漏斗。       分析仪器：XRF－1800型X射线荧光光谱仪，GGX－6型原子吸收分光光度计，雷磁pHB－4型pH计。       三、实验成果及评论       （一）条件实验       单要素条件实验中，别离调查矿石粒度、液固体积质量比、浸出时刻、温度、硫酸质量浓度、活化剂用量对铜浸出率的影响。       1、矿石粒度对浸出的影响       原矿经振荡磨矿机磨细，运用100意图标准查验筛进行筛分，硫酸质量浓度为50g/L，液固体积质量比为4L/kg，室温拌和浸出1h。实验成果如图1所示。    图1  矿石粒度对铜浸出率的影响       矿石粒度对铜的浸出影响不大，细磨后铜的浸出率有所增大，当矿石粒度为－100目占80%时，铜浸出率为61%，再减小粒度铜的浸出率不再进步。       2、液固体积质量比对浸出的影响       矿石粒度为－100目占80%，硫酸质量浓度为50g/L，室温拌和浸出2h。不同液固体体积质量比对铜浸出率的影响实验成果如图2所示。    图2  液固体积质量比对铜浸出率的影响       液固体积质量比对铜浸出率影响较小，液固体积质量比增大至4L/kg，铜浸出率稳定在61%左右。       3、浸出时刻对铜和铁浸出率的影响       矿石粒度－100目占80%，硫酸质t浓度50g/L，液固体积质量比4L/kg，室温下拌和浸出3h。前2h每隔10min取液样一次，后1h每隔20min取液样一次。实验成果如图3所示。    图3  浸出时刻对铜和铁浸出率的影响       开端浸出的前20min，铜浸出较快，浸出率达57.27%，今后浸出速率添加缓慢，浸出50min后，铜浸出率稳定在61%左右，而铁的浸出率随浸出时刻延伸不断添加。       4、温度对浸出的影响       矿石粒度－100目占80%，硫酸质量浓度50g/L，液固体积质量比为4L/kg，用全自动控温设备操控浸出温度，拌和浸出1h。成果如图4所示。    图4  温度对铜和铁浸出率的影响       浸出温度升高有利于铜和铁的浸出，80℃时，铜浸出率为76.6%，铁浸出率为9.3%，铜的浸出率较室温时添加了15%，铁的浸出率较室温时添加了近3倍，由此也增大了硫酸用量。       5、溶液硫酸质量浓度对铜浸出率的影响       矿石粒度为－100目占80%，液固体积质量比为4L/kg，室温下拌和浸出2h，硫酸质量浓度对铜浸出率的影响实验成果如图5所示。室温下，硫酸质量浓度为10g/L时，铜浸出率仅为40%，浸出液pH＝4.9，硫酸缺乏是铜浸出率低的主要原因。当溶液中硫酸质t浓度高于30g/L后，铜的浸出率稳定在60%左右。    图5  硫酸质量浓度对铜浸出率的影响       6、活化剂用量对铜浸出率的影响       矿石粒度为－100目占80%，硫酸质量浓度50g/L，液固体积质量比4L/kg，室温下拌和浸出1h，活化剂用量对铜浸出率的影响见图6。    图6  活化剂用量对铜浸出率的影响       活化剂的参加能够改进浸出动力学条件，其质量浓度为5g/L时可进步铜浸出率5%。       7、硫酸质量浓度与硫酸耗费       在不同质量浓度的硫酸溶液中浸出，依据铜浸出率核算相应条件下浸出1t金属铜所耗费的硫酸的量，成果见图7。在相同硫酸质量浓度下，80℃时耗酸显着高于20℃时，溶液中硫酸质量浓度越高，浸出时耗费的硫酸就越多。从经济视点考虑，以30g/L的硫酸在常温下浸出即可，此条件下吨铜硫酸耗费量为11t。    图7  溶液配酸浓度（1t金属铜计）与耗酸联系图       （二）归纳条件实验       依据以上条件实验成果，操控液固体积质量比为4L/kg，硫酸质量浓度30g/L，室温，矿石粒度－100目占80%，活化剂质量浓度5g/L，拌和浸出50min。3组归纳实验成果见表3，浸出渣铜物相分析成果见表4。   表3  归纳条件实验成果编号矿石质量/g液计浸出率%渣计浸出率%E－1 E－2 E－350 100 20065.8 64.9 64.864.9 64.5 64.2     表4  浸出渣中铜的物相分析自在氧化铜结合氧化铜硫化铜ω/%占有率%浸出率%ω/%占有率%浸出率%ω/%占有率%浸出率%0.03911.8293.50.20160.9128.720.0927.2713.55       四、结语       （一）矿石氧化程度较高，结合氧化铜占28.5%，常温下用硫酸只能将自在氧化铜浸出，铜浸出率为61%。       （二）常温下，硫酸质量浓度高于30g/L后，再增大硫酸用量对铜的浸出没有效果，而杂质元素会被很多浸出，增大了硫酸耗费量。       （三）矿石粒度为－100目占80%即可，粒度再减小，对进步铜浸出率效果不大。       （四）升高温度能将矿石中的结合氧化铜损坏，当温度升高到80℃时，铜浸出率进步到76%，但矿石中的铁也很多进入溶液，耗费很多硫酸。       （五）活化剂的参加可进步5%的铜浸出率。

工业上生产氟钽（铌）酸钾的原料主要为溶剂萃取的反萃取液。工艺上是在80～85℃下往反钽液中加入钾盐（KF，KCl，K2CO3）使沉淀出晶体：  H2TaF7＋2KCl＝K2TaF7↓＋2HCl       所加入的钾盐同时还起很强的盐析作用。最佳工艺条件为：原料液中含Ta2O535～45g/L，HF1.35～1.50mol/L，KCl加入量为理论量过量10%～20%，在80～85℃下边搅拌边加入浓度为300g/L的KCl，然后冷却结晶，晶体经离心过滤甩干，并在真空烘干箱中烘干。

此法在我国的运用尚不行广泛，首要原因是我国氧化铜矿的原矿性质大部分不适于用酸浸出，但在单个矿山或矿点，依然存在着运用此法的可能性。有的矿山现已进行过实验，取得了必定的效果。此法在国外已有很多运用成功的实例，如美国比尤特酸浸厂、津巴布韦曼古拉堆浸厂等。   （1）比尤特酸浸厂（美国）    比尤特（Butte）选厂于1964年投产，开端是选金矿，已开采了3.3亿吨矿石，现在储量还有3亿吨。因母岩和断层四周所产矿石中含有硫酸铜，均匀含量为0.18%Cu。为收回这部分铜建立了酸浸-沉积-浮选车间，工艺流程如下图所示。 美比比尤特酸浸—沉积—浮选流程[next]     从矿仓出来的矿石进入衬有耐酸材料的转鼓式解磨机中，因为磨机的冲突破坏效果，脉石中的细泥和氧化物成为涣散状况。向解磨机中参加约1.5公斤/吨的硫酸使pH=2。在解磨过程中，有70%的氧化铜转入溶液，溶液中的铜离子浓度达1.1克/升，通过解磨后，矿砂再经两段磨矿，用双黄药进行浮选；溢流用海绵铁沉积铜；然后用双黄药、和醇类起泡剂浮选沉积铜。海绵铁用磁选法收回循环运用。矿砂部分的终究精矿档次为15%Cu.浮选除用双黄药外，还添加了少数的硫醇、起泡剂和石灰乳。    沉积铜的粗选作业参加14克/吨双黄药和90克/吨起泡剂（50%和50%醇类），扫选作业补加必定量的捕收剂。选厂邻近建立了制酸厂和海绵铁厂。硫酸是由黄铜矿精矿焙烧发生的二氧化硫制取，海绵铁则由黄铁矿焙烧发生的烧渣通过处理而成。    （2）曼古拉堆浸厂（津巴布韦）    曼古拉（Mangula）是津巴布韦的大型矿山之一，该矿床上部被白云砂岩、长石片岩和绿泥石等所掩盖，地表24米以上为氧化矿，以下为硫化矿。氧化铜矿藏有孔雀石、硅孔雀石、假孔雀石、蓝铜矿，偶见少数蓝磷铜矿和赤铜矿。硫化铜矿藏有斑铜矿、辉铜矿和少数的黄铜矿。金属矿藏还有黄铁矿、磁铁矿、镜铁矿和辉铜矿等，一切金属矿藏都是细粒嵌布。重要脉石矿藏有正长石、石英、方解石、绢云母、绿泥石和少数硬石膏、电气石等。    1957年建成一座日处理能力3000吨的硫化矿选厂，1965年又建成一座日处理能力2000吨的氧化矿堆浸厂。堆浸厂首要处理露天开采的矿体上部氧化铜矿，原矿含铜1.13%。    堆浸厂所用的流程和设备如下图所示。矿石堆浸场所380米*60米，为不透水地上，矿石可堆高6米，从中心到边际横向斜度4%，纵向斜度5%。堆浸场所的巨细满足完结循环浸出、洗矿和进出矿石。浸过的矿石经洗刷后作井下采矿回填料。浸出作业酸耗3.5-4公斤/公斤铜，铁耗1.5公斤/公斤铜。为避免硫酸腐蚀效果，各有关设备别离选用环氧沥青涂层或橡胶和不锈做面料。[next]  曼古拉堆浸流程

氧化物的酸、碱浸出许多遵守缩短中心模型，一个典型的实例是锌焙砂在稀酸中的溶解。它依据每种参加溶解进程的化学物质的离子扩散系数及离子搬迁率，使用方程式（1）和式（2）进行核算。核算假定溶解速率由传质操控，因此所用的核算进程只能用于不触及化学反响的状况。    （1）    （2） 求解方程（1）和式（2）需求几个边界条件，它们规则了模型中各参数的值，并将各物质的通量经过浸出反响的计量联系相关起来。 关于硫酸浸出体系，核算所用的数据包含H＋，HSO4－，SO42－及Zn2＋的离子扩散系数和离子搬迁率，下列平衡的平衡常数与活度系数稀酸浸出氧化锌的数学模型核算中所用的传质数据列于下表。物质等效离子电导 Λi0∕（Ω－1·cm2·equ－1）离子扩散系数 D∕（cm2·s－1）离子搬迁率 u∕（cm2·V－1·s－1）H＋348.99.3×10－53.6×10－3Zn2＋53.87.2×10－65.6×10－4SO42－79.01.0×10－5－8.2×10－4HSO4－100.002.7×10－5－1.6×10－3 几个边界条件为 在固液界面即r=rt时，                  Ci＝Cis          （3） 因为浸出进程最慢的过程是经过边界层的传质，能够假定在界面上到达化学平衡，然后得到下列边界条件     （4）     （5）     （6） 式中， 、 、 别离表明反响（a）、（b）（c）的平衡常数；Qa、Qb、Qc别离为用浓度表明时反响（a）、（b）、（c）的平衡常数；γi是物质i的活度系数。 在溶液体相即r＝∞，                E＝0    （7） Ci＝Cib   （8） 体相浓度用质量平衡和体相的化学平衡求算    （9）    （10）    （11）    （12）    （13） 式中，[H2SO4]与[ZnSO4]是t时刻硫酸和硫酸锌的净浓度。 计量联系            （14） 硫酸根通量                        （15） 数学模型由对每种物质组成的写出的方程式（2），方程式（1）和上面导出的边界条件组成。一旦知道了各物质的通量，就可核算ZnO的溶解速率。 假如半径rt的球形粒子含有Nmol的ZnO，则    （16） 式中，Mw为ZnO的分子量。 因为稳态下边界层内没有物质堆集，一切溶解的锌都必须传递到溶液体相中去。因此，反响速率能够与锌和酸经过边界层传质的速率相关如下    （17） 式中JZn－流离表面的锌的净通量；     JH－流向表面的酸的净通量。 由式（16）和式（17）得出    （18） 方程式（18）用有穷区间法数值积分得到rt对时刻的函数。关于单尺度粒子，rt与反响分数α的联系为    （19） 即为式（20）的缩短粒子模型，r0为固体粒子的初始半径。    （20） 粒子尺度散布的景象可作相似处理，m个初始半径r0k的单尺度分数每个组成总质量的分数wk。浸出的程度分粒级核算    （21） 总的浸出率由下式断定    （22） 为了查验模型及核算的正确性，需求研讨硫化锌精矿的焙砂在硫酸、高氯酸、硝酸和等4种酸中溶解的速率。选定的拌和条件使一切的固体粒子都悬浮且溶解速率与拌和速率无关。在高氯酸及硝酸溶液中试验曲线与模型核算得到的猜测曲线符合杰出，而在硫酸溶液中在浸出率80%曾经符合尚可，这以后的溶解曲线符合不抱负的原因是因为固体粒子的溶解并非如假定的那样均匀并始终保持球形，实际上发现部分浸出的焙砂粒子有大而深的孔。简化的模型没有考虑锌的氯合物的构成合氯离子的吸附，因此不能用来猜测浸出焙砂的溶解速率。而用新近树立的未考虑电搬迁对传质的奉献的模型即便关于0.1mol∕L高氯酸浸出的动力学也严峻违背，反映了电搬迁在传质中不行忽视的效果。

硫代锑酸锑（SbSbS4）是一种功能极端优秀的光滑油脂极压抗磨添加剂及固体光滑剂，20世纪80年代由美国首要研制成功并很快使用于水兵配备。许多文献作了报道并对其功能给予了高度的点评；少数添加于光滑脂中，可显着进步其承载才能和抗磨损才能，其极压抗磨性远优于传统的MoS2、WS2和石墨；与一切的根底脂如锂基脂、粘土脂、硅脂及复合铝基脂等都有较好的相容性；对各种合金包含难以光滑的铬工具钢及不锈钢等，均有很好的光滑效果；热安稳性好；适合于高真空、高负荷、辐射等特殊状况下运用。硫代锑酸锑的各种组成办法、功能及其使用作一概括性的总结。 一、组成办法 组成硫代锑酸锑的根本反响为 Sb3＋＋SbS43－＝SbSbS4 SbSb43－一般经过Na2S2氧化Na3SbS3制得，Na3SbS3则为Sb2S3（或辉锑矿）与Na2S的反响产品 Sb2S3＋3Na2S＝2Na3SbS3             （1） Na3SbS3＋Na2S2＝Na3SbS4＋Na2S       （2） 反响（1）可由固相反响或液相反响完结，其他反响均在溶液中进行。这两步反响也能够一步完结，总反响式表明为 Sb2S3＋3Na2S＋2S＝2Na3SbS4 这步反响要用N2维护，不然不能彻底生满足硫代酸盐（产品色暗）。经过参加少数辅佐试剂，处理了这一问题，不再需求N2维护。 Sb3＋可直接由SbCl3供给，也能够由Sb3＋的合作物供给。依据供给Sb3＋的办法不同，可将硫代锑酸锑的组成办法分红以下几类。 （一）直接由SbCl3与Na3SbS4反响 因为SbCl3在水中激烈水解，尽管能在强酸溶液中配成水溶液，但一遇碱性的Na3SbS4溶液，当即水解，使产品中含SbOCl；一起Na3SbS4遇 强酸性的SbCl3溶液时，也会发作分化，分出单质硫于产品中： SbCl3＋H2O＝SbOCl十2HCl 2SbS43－＋6H＋＝Sb2S3＋2S＋3H2S 这两种状况都会形成产品使用时对冲突副表面的腐蚀，尤其是后者。为削减这些副反响的发作，一般将SbCl3配成有机溶剂（乙醇等）的溶液，严格控制SbCl3溶液的滴加速度，而且用很多的有机溶剂（CS2、CCl4等）洗刷终究产品。即便这样，所得硫代锑酸锑的腐蚀性也难过关，产品功能不安稳，何况反响周期长，还有有机溶剂对操作者健康的影响和生产成本的增加等问题。 （二）以Sb2O3的浓碱溶液与Na3SbS4反响 将Sb2O3溶于浓的KOH溶液后，与Na3SbS4溶液混合反响一段时刻，用无机酸（HCl，H3PO4等）中和，可用下式表明： 2Na3SbS4＋Sb2O3＋2KOH＋8HCl＝2SbSbS4＋2KCl＋6NaCl＋5H2O 用酸中和时，发生很多的H2S气体,伴随着硫代酸盐的分化，产品中含较多游离硫，也需用很多有机溶剂洗刷。 （三）以配离子[SbCl4]与Na3SbS4反响 此办法是将SbCl3或Sb2O3先溶解在浓度较大的溶液中，再在NaCl饱满的状况下，渐渐稀释溶液，溶液中始终坚持较高的氯离子浓度，使Sb3＋以配离子[SbCl4]的方式存在于溶液中： SbCl3＋Cl－＝[SbCl4]－ Sb2O3＋6HCl＋2C1－＝2[SbCl4]－＋3H2O 这样所得的Sb3＋离子的溶液，其间酸的浓度能够比不必NaCl饱满时小得多，其酸性大为削弱，对处理反响时Na3SbS4的分化问题大有优点。因为该溶液加人Na3SbS4溶液时，其间的氯离子浓度变稀，故SbCl3的水解仍在所难免。不过按此办法制得的硫代锑酸锑产品功能与直接用SbCl3制备时要稳 定得多，腐蚀试验经过率大大进步。 （四）以Sb3＋离子的多羟基援酸合作物与Na3SbS4反响 为了彻底处理SbCl3水解及Na3SbS4遇酸分化的问题，以Sb3＋离子的较安稳的多羟基羧酸合作物与Na3SbS4反响制备硫代锑酸锑的办法因为该合作物在酸碱介质中有满足的安稳性，可一起处理SbCl4水解及Na3SbS4遇酸分化的问题。将合作物溶液调成弱酸性（意图是使反响结束时溶液呈中性， 进步产率）。直接与Na3SbS4溶液以恣意次序和速度相混合，反响必定时刻，过滤，水洗，即可获得功能优秀的硫代锑酸锑产品。 二、性质 （一）根本性质 SbSbS4为红棕色粉末状固体，易溶于碱溶液，不溶于大多数有机溶剂和无机酸。SbSbS4在N2环境中对热安稳，510℃熔化，525℃坚持36 h后，样品失重9.1%，相当于SbSbS4转化为Sb2S3的失分量，终究产品经X射线衍射证实为Sb2S3晶体。在空气中，SbSbS4的热安稳性稍 差，在193～371℃范围内有约8%的质量分数丢失。 （二）极压抗磨功能 将硫代锑酸锑在成脂过程中加于锂基光滑脂中，用MQ－800型四球机对其极压抗磨性进行鉴定,数据见表l：将其加于锂、钙基光滑脂中也显示出杰出的极压抗磨功能（表2）。 表1 含SbSbS4的锂基脂的四球测试数据极压剂 及含量（质量分数计）PB/NPD/N027415703%MoS264730901%SbSbS474539203%SbSbS474560805%SbSbS48047840 表2 含SbSbS4的锂钙基脂的四球测试数据SbSbS4含量/%(质量 分数计)PB/NPD/N047024501% SbSbS464739202% SbSbS469649004% SbSbS49217840 还将SbSbS4与石墨、二硫化钼、CaCO3及Sb2O3等复合，组成二元、三元复合添加剂，加于锂基脂中，鉴定了其极压抗磨性。成果表 明，SbSbS4与这些添加剂有杰出的协同效果，特别对进步其PB值具有十分显着的效果，见表3。 表3  复合添加剂对锂基脂极压抗磨性的效果添 加剂组成（质 量分数计）PB/NPD/N2% SbSbS4+1% MoS292149002% SbSbS4+0.5% Sb2O392149002% SbSbS4+0.5% CaCO392149002% SbSbS4+0.5%石墨+0.5% MoS29214900 三、使用 硫代锑酸锑具有优秀的极压抗磨功能，用于光滑脂中，可明显进步负荷承载才能和抗磨损才能，与多种脂有好的相容性，对根底脂的理化目标无不良影响，可在高真空、高负荷及辐射条件下起效果，并对一般光滑剂难以光滑的原料，有较好的光滑效果，其使用远景十分宽广。可作成多种极压、长寿命光滑脂，用于普通机械或特殊机械部位的光滑，还能够作成固体光滑剂使用。使用硫代锑酸锑制成极压锂、极压锂钙及多功能军用通用光滑脂产品在戎行的轿车、坦克、舰船及当地车辆等配备上使用，获得杰出的经济效益和军事、社会效益。

铌钽精矿酸浸法分解(decomposition of niobium and tantalum concentrate by acid leachingmethod)铌钽精矿中的钽和无机酸作用，转变成可溶性组分与不溶性杂质分离而得以提取的过程，为含铌钽原料处理方法之一。所得浸出液用作进一步提取铌钽的原料。主要有硫酸焙烧分解法和氟氢酸分解法。硫酸焙烧分解法一般用浓硫酸焙烧分解铌钽精矿。铌钽精矿中所有金属组分在焙烧条件下几乎都能与硫酸作用，生成可溶性或不溶性的硫酸盐。焙烧产物有酸浸出和水浸出两种处理方法。酸浸出处理时，铌钽进入浸出液，浸出液可作为铌钮革取法分离等的原料。水浸出处理时，铌和钽、稀土、钍、钛、铁、铝等可溶性硫酸盐都进入溶液，可利用铌、钽、稀土等氢氧化物水解pH值的不同，用分步水解法(见沉淀)使铌、钽与其他元素分离。铌钽精矿的铌、钽和钛，在453～523K温度下焙烧，一般都分解完全。硫酸焙烧分解法适用于处理低品位铌钽精矿。由于浸出液的铌钽浓度低，浸出液处理量大，产品纯度低，硫酸消耗量大，国际上甚少采用。氟氢酸分解法用氟氢酸分解铌钽精矿的效果好，为国际所广泛采用。这种方法的特点是分解与浸出能同时进行，但几乎所有的矿物组分都与氟氢酸反应，因而氟氢酸的消耗量大。因此，氟氢酸分解法适用于处理高品位的铌钽精矿。铌钽精矿中的钽、铌和钛在氟氢酸分解过程中的主要反应为：其他的金属杂质亦生成相应的氟化物。当溶液中的氟氢酸浓度低于7%时，H2NbF7发生水解生成H2NbOF5。影响分解反应的因素主要有氟氢酸浓度和用量、精矿粒度、分解温度、搅拌速度和分解时间等。氟氢酸浓度和用量增加，分解反应速度加快。氟氢酸浓度一般以25～30mol/L为宜。在分解过程中加入硫酸，由于精矿中某些组分与硫酸反应，能提高分解反应的速度。分解反应速度与精矿颗粒总表面积成正比，而颗粒总表面积与颗粒半径成反比，减小精矿粒径有利于提高分解反应速度。一般使用粒径在0.074mm以下的铌钽精矿。分解温度高，分解反应速度快，一般在低于333K温度下加完物料，在353K温度下保温6～8h。铌钽精矿的分解速度受扩散层厚度的控制，适当增加搅拌速度可减小扩散层厚度，对提高分解速度有利。用氟氢酸分解铌钽精矿的铌钽分解率一般在98%以上，分解残渣中的铌钽含量低于1%。氟氢酸是强腐蚀性酸，加热时容易挥发，分解作业在衬铅、衬胶或钼镍合金的密封槽中进行。作业场所要备有有效的通风设施，严禁人体接触氟氢酸。在铌钽精矿氟氢酸分解的废渣中常含有铀、钍等放射性元素，根据国家放射性防护规定，比放射性活度大于7.4×104Bq/kg的废渣要按放射性废物处理，存入专用渣库，严防废渣流失，避免污染环境。氟氢酸分解铌钽精矿所产生的含氟酸性废液，用石灰处理达到国家标准后排放。

铋的电解液由与铋组成，所用阳极是经开始火法精粹的粗铋。开始火法精粹首要包含两个工序：榜首工序是熔析除铜后加硫拌和除铜、铅，然后用洗刷脱硫；第二工序是用惯例的碱性精粹与氧化精粹除砷、锑。 阳极选用立模浇铸，阴极选用铜板，悬挂在电解槽中，在直流电效果下，发作下列反响：铋的溶液电解工艺流程图如图1所示。图1  铋的溶液电解工艺流程 各种杂质在电解中的行为与在氯化溶液中类似，不用造液。电解液含铋在80～100克／升，H2SiF8 330～350克／升，室温，当电流密度40～80安／米2时，槽压0.3伏，阴极分出纯度达99.9%。 日本住友公司国富冶炼厂曾选用电解精粹铋、阳极的典型分析为Bi 98.77%，Pb 0.12%、Ag 0.022%、Cu 0.032%、As 0.03%、Sb 0.026%。选用笔直型阳极浇铸机铸成挂耳型阳极，每块重约为70千克，阳极袋套用聚料。运用18个衬沥青的钢筋混凝土电解槽，尺度为：长×宽×深＝3350×760×850毫米。28块阳极，24块阴极，板距离为130毫米。电解液含铋40克／升，游离330～350克／升，每出产一吨铋加胶一克，电解的总电流为850安，总电压4.5伏，选用硅整流器，槽电压0.2伏，电流密度60安∕米2，电流效率93%，残极率约40%，阳极泥率0.5%，分出铋洗刷后脱落熔化铸成5千克锭。电铋质量为：铋高于99.99%，铜与铅均为2ppm，铁与锌均为3ppm，微量银、砷、锑。

西南地区某广在处理氧化铋渣时，选用酸浸法，其工艺流程如图1。图1  氧化铋渣的酸浸法工艺流程图 整个流程包含硫酸二段逆流浸铜、浸铋、水解置换、海绵铋熔铸等首要工序。 一、硫酸浸铜。 氧化铋渣经球磨机破碎呈粉状，用硫酸溶液浸出，其反响为：      为了进步浸出作用，选用二段逆流浸出：即一次硫酸浸出后之渣，再进行二次硫酸浸出，二次硫酸浸出后之渣，进入下道工序，而二次硫酸浸出后之溶液，回来一次硫酸浸出，一次硫酸浸出后之溶液，用来收回铜。 技能条件及目标： 一次浸出液固比（3～3.5）∶1；一次浸出拌和时刻40～60分钟；一次浸出液终酸pH约2；一次浸出液弄清时刻10小时以上；二次浸出液固比（3～3.5）∶1；二次浸出拌和时刻2小时；二次浸出加酸量：工业60升，在80～l00分钟内加完。 铜浸出率43%：硫酸耗费2530千克／吨精铋。 二、浸铋。 硫酸浸出后的浸出渣，含有铋、铅与未彻底浸出的铜和铁以及银、碲、砷．锑等。浸出时，发作如下反响：  浸出后的浸出渣，再用稀溶液洗刷后，送往下道工序，用硫酸洗铜与收回银，洗铜液与硫酸浸出之硫酸铜溶液一道，加石灰乳碱性沉铜，产出Cu（OH）2渣，从中收回铜。而稀洗刷液与浸出液一道送去提铋。 技能条件及目标： 提出液固比（3～3.5）∶1；加酸量每批加工业400～430升；拌和时刻2小时；弄清时刻10小时以上；稀洗渣溶液酸度HCl 15～20克／升；洗渣时液固比2∶1；洗渣拌和时刻30分钟；洗渣弄清时刻10小时以上。 铋浸出率92%：耗费8380千克／吨精铋。 三、水解与置换。 将浸出液进行水解，使铋水解沉积而与部分杂质别离，其反响为：水解程序是将自来水注入三氯化铋谘液中，能够进步产出的氯氧化铋的档次（含铋70%以上），为了削减液量而用稀碱液水解，或将三氯化铋溶液参加自来水中，即便终究酸度相同，都会使氯氧化铋含铋档次下降为65%左右，而且沉积物的沉降速度和过滤速度都明显下降。 图2表明BiOCl溶解率、水解水量与pH值的联系。 因为BiOCl中还含有Cu、Fe、CaSO4等杂质，需用工业重溶，而且鼓风拌和，然后别离出不溶性的CaSO4与PbSO4。为了削减铋的丢失，残渣用pH≤1的溶液洗刷，以进步铋的收回率。图2  BiOCl溶解率。水解水量与pH联系 用重溶后的三氯化铋溶液，送往置换槽，用铁板置换海绵铋。因为天然置换速度太慢，为了加快速度，选用直流电电积法：置换后液回来浸出，而置换出的海绵铋放入熔融的苛性钠中熔化。 技能条件及目标： 水解稀释比为溶液∶水＝1∶10；水解后弄清6小时；置换后液含铋低于1克／升。 水解后液排放标准为加石灰中和至pH为5～6。 四、酸浸法设备。 破碎用球磨机一台；浸出并带机械拌和的2米3浸出槽四个，设备的原料为硬塑料；过滤用硬塑料制的0.5米3真空吸滤槽5个；置换用3600×900×1100毫米水泥烙沥青槽4个，阴、阳极均为950×800×10毫米钢板；水解槽共6个，巨细与原料同置换槽。 五、海绵铋熔铸。 置换出的海绵铋在铸钢锅内加固体碱熔融，然后进行精粹。 技能条件及目标： 加料温度350～400℃；熔化温度450～550℃。固体碱耗费200千克／吨海绵铋。

在电炉熔炼的1600~1800℃的中温条件下，除铁的氧化物被复原外，还有适当数量的TiO2被复原为贱价钛的氧化物(只要在更高的温度下，TiO2才被复原生成TiC和金属钛而溶于铁水中)。     在钛渣熔炼出炉后的冷却结晶过程中，大部分钛的氧化物与其他碱性较强的金属氧化物化合构成二钛酸盐(如FeO·2TiO2、MgO·2TiO2、MnO·2TiO2)，并与A12O3·TiO2、Ti3O5等构成黑钛石固熔体。也有少数偏钛酸盐等构成塔柱石固熔体，还有少数钛的氧化物进入硅酸盐玻璃体。钛渣熔体在空气中冷却时，其间部分贱价钛还会被氧化生成游离TiO2,当这种氧化发生在温度>750℃时，氧化产品主要是金红石型TiO2。生成了金红石型TiO2，就不能被硫酸所溶解。因而出产酸溶性钛渣，很重要的一点是在高温期尽量让其保持在复原气氛，不让空气氧化。     钛渣酸溶标明，黑铁石固熔体的钛氧化物最易溶于硫酸，金红石型TiO2不溶于硫酸。因而作为酸溶性钛渣应满意以下几点：①应含有适量的助溶杂质(主要是FeO和MgO)以及一定量的Ti2O3，以使钛的氧化物尽可能存于黑钛石固熔体中；②在工艺上采纳喷水冷却，可防止高钛渣与空气触摸氧化生成不溶于硫酸的金红石型TiO2,一起也可加速冷却速度。一般温度在＜750℃时，其钛的氧化产品为锐钛型TiO2，而不是金红石型TiO2；③像前独联体那样，在熔炼后期参加废钛屑，进步钛渣的复原度，防止高温被氧化成金红石型TiO2。     经分析攀枝花矿酸溶性钛渣物相标明，其渣中钛氧化物90％以上进入黑钛石固熔体中，有4%~7%进入硅酸盐相，有1%左右以金红石型TiO2方式存在。     钛渣中的Fe2+、Mg2+、Mn2+、Al3+为构成黑钛石固熔体供给了必要的二价和三价金属离子，它们具有安稳该固熔体的效果。其间FeO·2TiO2和MgO·2TiO2是最易溶于硫酸的，即FeO和MgO具有促进钛渣中钛氧化物溶于硫酸的效果，是酸溶性钛渣不行短少的助溶杂质。这两种氧化物增加了钛渣与硫酸的反响热，反响式如下：                             FeO+H2SO4===FeSO4+H2O+113.4kJ/mol                             MgO+H2SO4===MgSO4+H2O+163.8kJ/mol     经核算，攀枝花矿钛渣与硫酸的反响热比砂状钛铁矿(含TiO251%)只低15％左右。MgO是攀枝花矿钛渣与硫酸反响的重要热量来历，它占悉数反响热的42％左右。在酸解攀枝花矿钛渣时，当加热蒸汽压力>0.6MPa时，其反响速率较快，反响最高温度可达200℃左右。攀枝花矿钛渣具有杰出的反响功能，可满意硫酸法钛白出产的要求。     我国一些研讨和出产单位曾研制成酸溶性好的钛渣，其TiO2含量达75%~78%，当TiO2含量超越80％时，酸溶性便大为下降。一般运用档次高的钛渣时，需求运用更浓的硫酸才干使其酸解。用两广钛铁矿和用攀枝花钛精矿都能炼制出酸溶性好的钛渣。上海东升钛厂曾在年产2000吨硫酸法钛白出产设备上，完成了用南边流程出产的酸溶性好的钛渣制取出BA-0101型钛。

钛酸锂特点和性质

Ca［WO4］ 【化学组成】由于W和Mo离子半径几乎相等，因此，白钨矿中W与Mo为完全类质同像，成 为白钨矿—钼钨矿系列。高温时，Mo含量高；与辉钼矿共生的白钨矿中，Mo含量也高。部分的Ca可被Cu和TR代替。 【晶体结构】四方晶系；a0=0.525nm,c0=1.140nm;Z=4。白钨矿晶体结构简单，是由稍扁平的［WO4］四面体和Ca离子沿c轴相间排列而成。 【形态】晶体常呈四方双锥，也有的沿{001}呈板状（图H-22）。依(110)成双晶普遍。集合体多呈不规则粒状，较少呈致密块状。   图H-22白钨矿晶体 【物理性质】白色、黄白、浅紫等，油脂光泽或金刚光泽；透明至半透明。解理{111}中等；断口参差状。硬度4.5～5。相对密度5.8～6.2(相对密度随Mo的增加而降低)。性脆。具发旋旋光性，在紫外光照射下发浅蓝色至黄色(依Mo的含量而定，Mo增加，荧光变浅黄至白)的荧光。 【成因及产状】主要产于接触交代矿床。也可见于高—中温热液矿床。 【主要用途】重要钨矿石矿物。

镍钴复盐硫酸化焙烧酸浸办法，触及一种从首要物料成份为镍钴铜的硫酸复合盐和镍钴铜硫化物中收回有价金属的办法。其特征在于其进程是将镍钴复盐细磨后加硫酸进行焙烧，再将焙砂进行酸浸，浸出液进入电积钴流程，浸出渣回来焙烧工序处理。本发明的办法，选用镍钴铜硫酸盐混合物料硫酸化焙烧，将其间镍钴铜转化为可溶性硫酸盐，并将该物猜中的悉数除掉，焙砂进行酸性水溶液浸出，镍钴铜浸出率到达98％以上，是一个成本低而金属收回率高的工艺。

用硫酸分化钛铁矿的化学反响为：                               FeTiO3+3H2SO4→Ti(SO4)2+FeSO4+3H2O           (1)                               FeTiO3+2H2SO4→TiOSO4+FeSO4+2H2O             (2)     该化学反响的方程式也能够把钛铁矿中的钛和铁，视作一个独自成分来表明。                              TiO2+2H2SO4→Ti(SO4)2+2H2O+Q                  (3)                              TiO2+H2SO4→TiOSO4+H2O+24.45kJ                (4)                              FeO+H2SO4→FeSO4+H2O+121.45kJ                 (5)                              Fe2O3+3H2SO4→Fe2(SO4)3+3H2O+141.5k1          (6)     从以上化学反响方程式能够知道，钛铁矿在用硫酸分化时，反响生成物首要是:Ti(SO4)2(硫酸钛或正硫酸钛)、TiOSO4(硫酸氧钛或硫酸钛酰基)、FeSO4(硫酸亚铁或硫酸低铁)、Fe2(SO4)3(硫酸高铁)和水。     在实践出产中究竟是按(1)式反响生成硫酸钛Ti(SO4)2仍是按(2)式反响生成硫酸氧钛TiOSO4，或许有或许按下面反响(7)硫酸钛先水解生成硫酸氧钛，游离出部分硫酸，然后再与这部分酸参加反响：                              Ti(SO4)2+H2O→TiOSO4+H2SO4                      (7)     一般我们以为反响物中首要是Ti(SO4)2仍是TiOSO4要视反响的具体条件来分析，也就是依据反响(3)和(4)的硫酸用量多少来断定。     依据反响(3)钛铁矿中的TiO2与H2SO4反响首要生成Ti(SO4)2，此刻lmol的TiO2要耗费2mo1的H2SO4，假如此刻参加反响的硫酸悉数与矿中的二氧化钛结合，不考虑有未参加反响的游离硫酸存在，则此刻的当反响后F值＞2.453应视为“酸性”、＜2.453应视为“碱性”，F=2.453证明硫酸悉数与钛结组成Ti(SO4)2,理论上讲该溶液应呈“中性”。     如按反响(4)，则lmolTiO2只耗费lmol的H2SO4，按以上相同的假定核算此刻的F值应为1.226,那么以(4)式反响生成物TiOSO4而言，F=1.226该溶液也应呈“中性”状况，而实践出产中不管F=2.453仍是F=1.226的反响物中都有许多的游离酸存在，按道理这些游离酸应该会持续参加反响，但实践上并未持续参加反响。因而人们依据以上反响理论和实践出产状况分析后得出结论，钛铁矿被硫酸分化后的溶液中有Ti(SO4)2，也有TiOSO4，当F＞2.45时Ti(SO4)2占大大都，当F＜2.45时溶液中TiOSO4占大大都，工业钛出产时的F值工艺操控规模一般在1.7~2.1，应该了解反响物中以TiOSO4(硫酸氧钛)为主。也有人把钛液中的有用酸含量大于Ti(SO4)2核算所需求的酸量者称为“酸式钛液”；把钛液中的有用酸含量低于Ti(SO4)2核算所需求的酸量者称为“碱式钛液”，现在世界各国硫酸法钛工厂毫无例外的选用碱式钛液来出产各种品牌的钛。     正硫酸钛[Ti(SO4)2]是一种白色易潮解的粉末，它不能从水溶液中分出，只能在中结晶离分出来。一般以为四价钛的无水硫酸钛Ti(SO4)2简直不存在，有记载的是硫酸钛的九水、四水和三个结晶水的水合物。[next]     硫酸氧钛(TiOSO4)是一种白色易潮解的结晶状粉末，它能溶于水，在0.5%~1.0%的稀硫酸中能彻底溶解，在40%~60%的浓硫酸中溶解度最低，仅0.04%~0.09%，酸的浓度再进步，溶解度又从头上升。在钛的各种硫酸盐中以硫酸氧钛的二水合物TiOSO4·2H2O结晶最安稳，也是被研讨得最具体的一个，它呈白色粗大针状结晶(图1)、在空气中直接加热脱去结晶水与三氧化二硫而生成二氧化钛，二水合的硫酸氧钛在冷水中溶解较慢，加热时简单发作水解。       图2为二氧化钛-三氧化硫-水的浓度三角系统图。系统的组成以mo1%表明，以点作为必定化合物的符号，三角形图中的TiO2-H2O边为钛的氢氧化物，SO3-H2O边为硫酸、焦硫酸及其水合物，TiO2-SO3边为钛的硫酸盐，在许多的钛的硫酸盐中以钛的二水合硫酸氧钛(TiO2·SO3·2H2O)最安稳。     钛的硫酸盐溶液粘度很高，一般以为它既似真溶液又像胶体溶液，两种状况有时彼此平衡一起存在。一切硫酸钛溶液都显现出丁脱尔效应，行将这种溶液细心浓缩，不能构成固定组成的结晶型沉积，而是构成半液体半固体的胶态物质。一般人们以为在强酸介质浓溶液中大大都呈离子状况，而在弱酸介质稀溶液中首要呈胶体状况。        钛铁矿的酸分化产品(钛的硫酸盐溶液)，除上述TiOSO4和Ti(SO4)2以外，许多研讨人员以为还有其他四价钛的硫酸盐存在，其TiO2与SO3的份额从1:2~7:1的硫酸盐都有或许存在，它们的组成不固定，特性也不同，有的不溶于水，有的既不溶于稀酸也不溶于浓酸，乃至不分出沉积。为了尽或许地不发作这些物质，在酸解反响时必定要依据不同状况从严操控。[next]     钛铁矿与硫酸酸分化后的溶液中，TiO2与H2SO4的比值对出产操作进程和终究产品的质量都有很大的影响。     在钛的硫酸盐溶液中存在着不同办法的硫酸a.游离酸---未参加与钛铁矿反响的硫酸；b.与铁结合的硫酸；c.与铁和其他金属结合的硫酸。游离酸和与钛结合的硫酸总和称为“有用酸”，与钛结合的硫酸又能够由有用酸与游离酸之差核算出来，只要有用酸在实践出产中才有含义。       例如:含有150g/LTiO2和270g/L有用H2SO4的钛液F值为1.8。F=270/150=1.8。     F值的凹凸不只能够显现钛液中TiO2与H2SO4的比值，并且能够点评钛液的质量。F值高的钛液一般安稳性好，但会使水解速度减慢，影响水解收得率使水解后偏钛酸的粒径较细。F值低的钛液一般安稳性较差，水解速度虽快，但所取得的偏钛酸粒径粗，颜料功用欠好。     可是F值在出产时的某些进程中还不能彻底阐明物料的改动，因为它反映的仅仅钛液中酸与钛的比值。例如:当钛液冷冻结晶后，许多的硫酸亚铁从溶液中分出，而此刻钛液的F值不会发作改动；当钛液在浓缩或稀释时，总钛和有用酸的浓度都发作了改动而F值也不发作改动；既使酸解反响中所生成的TiOSO4和Ti(SO4):的份额发作改动，会影响钛液中的有用酸含量，F值相同也不发作改动。此外F值的凹凸首要取决钛铁矿酸解时的矿酸比，其次是在浸取时补加的废硫酸，这两部分酸的量在总酸量不变的状况下发作改动，F值不会发作改动。一般以为F值高可进步钛液的安稳性，首要靠有用酸中的游离酸来按捺钛液的前期水解，F值不能直观地表明游离酸的含量与效果。     工业钛出产中F值的操控规模在1.7~2.1，加上有用酸测守时的结尾显色不显着，分析差错较大，在某些状况下用FOA或BAS值来表明更好些。       式中1.2265是按下式反响lmol硫酸与lmol二氧化钛反响生成的硫酸氧钛时，硫酸与二氧化钛的比值(98/79.9).                                              TiO2+H2SO4→TiOSO4+H2O     上面的核算式也能够用下式表明：                                                  FOA=F-1.2265/1.2265     例如用上述同一实例，含有150g/L TiO2和270g/L有用酸的钛液(F值=270/150=1.8)，用FOA值表明则为46.76%。      因为FOA值和BAS值表明的酸度系数起伏较宽，因而在生中体现得更直观，工人操作时更简单调整操控.     钛液在放置时有陈化的倾向(即溶液变浊，部分发作水解分出白色胶体粒子)，这种倾向的强弱程度称为 钛液的安稳性。安稳性差的钛液简单发作前期水解，分出的TiO2胶体颗粒使沉积和过滤操作发作困难，水洗时偏钛酸颗粒穿滤比较严重。因为前期水解的偏钛酸粒径巨细不规则，用这种产品制造出来的颜料级钛的白度、消色力等颜料功用欠好。     从实践出产经历中反映出影响钛液安稳性的首要要素是，钛液的酸比值、浓度(钛液中总TiO2含量)和温度3要素，3要素从钛液的水解方程式中也能从理论上证明。       从以上3个钛的硫酸盐水解化学反响方程式中能够看出，3种水解反响都发作游离硫酸，这阐明溶液中酸度高，能够按捺反响向右进行，并可下降水解反响的速率；其次3个水解反响方程式中，水是反响物之一，水多，钛液的浓度必定会下降，因而会加速水解反响向右进行；别的3个水解反响都是吸热反响，进步温度能够加速水解反响的速率。[next]     钛铁矿的酸解工艺操作，工业出产中一般选用固相法工艺，一般有如下3种操作办法。       a.高温法     先把浓硫酸放入酸解罐内，在压缩空气拌和下将计量好的钛铁矿投入酸解罐内并拌和均匀，然后添加核算好的稀释水，运用硫酸稀释放出的热量，再用蒸汽加热到必定温度后开端酸解反响。       b.低温法     先在酸解罐内把计量好的浓硫酸稀释到工艺规则的浓度和温度后，把计量好的钛铁矿在压缩空气拌和下投入酸解罐中，拌和均匀后开直接蒸汽引发酸解反响。       c.预混合法     把浓硫酸与钛铁矿先在一台预混合罐中拌和均匀，然后把此粘稠状的矿浆投入酸解罐内，再参加定量的稀释水，运用稀释热来引发酸解反响(假如稀释热缺乏于引发反响，可通入少数直接蒸汽加热)。     高温法首要适用于环境温度较低的冬季，或钛铁矿中三氧化二铁含量低(反响热低)，反响比较陡峭的矿种以及二氧化钛含量高、总铁含量低的钛矿(包含酸溶性钛渣)。     预混合法首要用于大型酸解罐，因为酸解的反响速度快，设备大投入的矿粉数量多，用上述两种办法不简单拌和均匀，经过预混合能够使钛铁矿与硫酸充沛混匀，以利进步酸解率，削减难浸取的固相物，还能够避免向酸解罐内投入矿粉时，细矿粉会随烟筒跑掉的现象。     (1)矿酸比的断定     酸解反响的第一步是先断定矿酸比，正确的矿酸比不只能够节省硫酸用量，进步酸解率使反响更彻底。一般矿酸些过低反响所生成的TiOSO4溶液不安稳易前期水解，而矿酸比过高个仅糟蹋硫酸、按捺水解反响，反响所生成的Ti(SO4)2在浸取时难溶于水，还会构成水解产品颗粒细难洗刷。     依据下列钛铁矿与硫酸的反响方程式，能够核算出理论矿酸比：                                FeTiO3+3H2SO4→Ti(SO4)2+3H2O+FeSO4           (8)                                FeTiO3+2H2SO4→TiOSO4+2H2O+FeSO4             (9)     按(8)式核算矿酸比为1:1.93,按(9)式仅为1:1.29.但实践上钛铁矿的组成很杂乱，除了FeO和TiO2外，还有许多的Fe2O3、Al2O3、SiO2、MgO、CaO、MnO等一起参加与硫酸的反响，所以矿酸比很难用核算办法得出，一般要依据钛铁矿中TiO2含量，总铁含量(包含Fe2O3和FeO的比值)及其他杂质含量再经过实验来决议。     我国的钛厂商依据所用钛铁矿的质量和酸解操作办法，矿酸比一般操控在1:1.55~1.65(硫酸以100%计)，这一份额要依据每批矿粉的质量和实践出产状况灵敏把握如:浸取时废酸用量的多少、工艺所要求的F值凹凸等，切忌生搬硬套。     依照化学反响的规则，添加主反响的硫酸用量能够进步酸解反响的速度和酸解率，当矿酸比调整到1:2时酸解率可进步10%，但持续增大到1:15时酸解率仅进步6%~7%，这阐明硫酸的用量不是越多越好。  [next]    (2)反响硫酸浓度的断定     质料硫酸的浓度和反响时稀释的浓度断定对酸解反响的好坏有显着的影响。前面已说到理论上质料硫酸的浓度从85%到98%都能够运用，但最好运用92.5%~95%的硫酸为好，因为质料硫酸浓度过高(＞96%)不只在稀释时会放出更多的热量，并且高浓度的硫酸中H+和SO42-浓度高、活性大使反响速度加速，而质料硫酸浓度过低(＜92%)因为稀释热较少，酸解反响陡峭、固相物紧实不易浸取、安稳性差。但选用预混合法硫酸浓度能够偏高些。     硫酸反响时稀释的浓度也很重要，它直接影响反响的速度和反响剧烈与陡峭的程度。钛铁矿与硫酸的反响尽管是一种放热反响，但钛铁矿是由许多不同共价键与离子键组成的杂乱的氧化物，它的比热容只要0.743kJ/(kg·℃)，活化能约56.9kJ/mol，在常温下钛铁矿与硫酸的效果十分缓慢，往往是加热到必定温度后，反响才会以比较快的速度进行，今后依托反响生成热使反响越来越剧烈，直至主反响完毕。因而要使反响彻底，在反响开端阶段有必要加热活化，从图3-4的数据(矿酸比1:2)能够看出温度进步能够缩短反响时刻，进步酸解率。这个实验是用50%的硫酸在122℃左右的状况下的酸解效果(需求20h反响才干完毕)，可是把硫酸浓度进步到90%时，反响温度能够进步到190~210℃，反响速度显着加速，反响能够敏捷完结，酸解率也能够进一步进步。在实践出产中一般反响温度进步10℃，反响速度能够进步2~4倍。       在我国钛工厂中，硫酸的稀释浓度一般为(88±2)%，因为稀释浓度过低(低于85%)，稀释热少需求补加蒸汽，反响物不易稠化、也不易构成固相物，乃至呈糊状、反响不彻底、难浸取、酸解率低、钛液的安稳性也欠好，假如稀释浓度过高(＞90%)，反响热量大、反响速度快、主反响时刻时刻短、反响物温度高，也会引起前期水解，乃至呈现冒锅事端或发作未反响的固相物而下降酸解率.     一般挑选质料硫酸的浓度和断定反响时稀释浓度的原则为，冬季挑选浓度较高的硫酸，夏日挑选浓度较低的硫酸。运用浓度较高的硫酸，反响稀释时的浓度要偏低一些，运用浓度较低的硫酸，反响稀释时的浓度可偏高一点。大型酸解罐(90m3以上)，因投入的硫酸和钛铁矿较多，为避免反响剧烈难驾驭，硫酸的稀释浓度可偏低一些，矿粉的细度可偏大一些，这样能够延伸酸解反响时刻便于操作操控。     因为硫酸浓度对钛铁矿的酸解反响和安全操作很重要，因而每批运用的硫酸都要认真细心地化验，一般用化学分析的办法来测定硫酸的浓度。[next]     (3)酸解反响的操作     酸解反响的操作一般是先把计量好的硫酸先放入酸解罐中，在压缩空气的拌和下投入矿粉，即先加酸后加矿。硫酸的稀释夏日一般选用低温法，即先把硫酸稀释到必定的工艺浓度并冷却到必定的温度再投矿粉；冬季一般选用高温法，即先加酸后加砂粉然后再参加计量后的稀释水，用硫酸的稀释热来引发反响。     除上述硫酸、矿粉和稀释水的添加次第外，投入矿粉前的硫酸预热温度也很重要。硫酸预热温度过高，矿粉投入后很快会发作剧烈反响，简单构成冒锅事端，并且因为反响速度过快，矿粉与硫酸还未拌和均匀反响已完毕，酸解率偏低，反响不彻底简单呈现固相物；而硫酸温度过低，反响缓慢，主反响不显着，固相物较软，反响不彻底也会呈现未反响的固相物，酸解率偏低。一般硫酸预热温度操控在80~120℃(冬季温度可偏上限、夏日温度可偏下限)，在冬季冰冷时节既使选用高温法稀释热缺乏于到达工艺规则的温度，有时要经过蒸汽预热；在夏日就是选用低温法，稀释后的硫酸温度仍很高，不宜立刻投入矿粉反响，要用压缩空气拌和降温，可是有时压缩空气的温度也很高难于在短时刻内降至规则的温度，此刻能够用收回的稀废酸替代水来稀释浓硫酸以下降稀释热，当然要经过准确核算避免酸度系数过高或矿酸比过高。     按上述办法操作，反响一般在矿粉投入后10~20min后到达120~130℃，反响开端时罐内有白烟从入孔盖处外溢，并有细微振感，当温度到达160℃左右剧烈的酸解反响开端，此刻要当即中止蒸汽加热，因为反响放热温度急剧上升，白烟时而外溢时而倒吸，数分钟内温度陡增百余度，最高可达200℃左右有显着地振动感，反响体积瞬间胀大并发作许多泡沫，从烟筒中排放出许多水蒸气、酸雾、二氧化硫、三氧化硫及夹藏的矿粉粉尘。因为反响温度很高硫酸中的水分很快蒸发掉，加大压缩空气的吹入力度使反响物经过稠化阶段后成为多孔的固相物，便于今后的溶解(浸取)。主反响一般5min左右完毕，但大型酸解罐，因为运用的矿粉较粗、硫酸浓度偏低、反响时刻偏长，主反响一般在10min左右，主反响时的温度也较低(160~190℃)。热力学的研讨指出，酸解反响中有两次稠化进程，这是钛和不同价铁的氧化物与硫酸反响时温度不同的客观反响。     在酸解反响物固化后，应中止吹入压缩空气(此刻温度约180~200℃)，保温老练(熟化)一段时刻让其渐渐冷却，使未反响彻底的矿粉运用此温度持续与游离酸反响以进步酸解率。一般钛精矿的酸解率可达95%~97%，实践出产中酸解率的85%~90%是在主反响时完结的，老练期间可再进步5%~10%。老练时刻随反响设备的巨细和气温而异，10m3酸解罐老练时刻40~80min，132m3大型酸解罐1.5~2.5h，一般夏天偏长，冬季偏短。合理的老练时刻还与罐内反响后的固相物温度有关，固相物温度高散热慢老练时刻可长一些，固相物温度低老练时刻可相对短一些，有材料介绍老练温度200℃比老练温度180℃最多能够进步酸解率7%。     在老练时刻到达后，再通入压缩空气，此刻通入的压缩空气首要是协助固相物进一步冷却，待固相物冷却至90~120℃时即可加水浸取以溶解反响生成的固相物。     钛铁矿与硫敌反响生成的钛盐很杂乱，首要有Ti(SO4)2、TiOSO4·2H2O、TiOSO4，H2SO4·H2O、TiOSO4·H2SO4·2H2O、TiOSO4·H2O, TiOSO4等，这些钛的硫酸盐安稳性、溶解度都不相同，它们在水和稀硫酸中的溶解度依下列次第递减Ti(SO4)2、TiOSO4·H2SO4·H2O、TiOSO4·H2SO4·2H2O、TiOSO4·2H2O、TiOSO4·H2O、 TiOSO4.因而在酸解操作时要严格操控矿酸比、反响温度等工艺条件，尽量使其生成工艺要求的TiOSO4·2H2O，避免生成难溶于水的无水硫酸氧铁(TiOSO4)。     (4)固相物的浸取     所谓浸取是在压缩空气拌和下、严格操控温度和浓度的状况下，用水或部分淡废酸、小度水(低TiO2浓度的收回稀钛液)把反响固相物溶解。浸取与固相物温度、加水办法、加水次第、加水速率和溶液的温度及浓度有很大的联系，不然浸取不彻底、酸解率低、安稳性下降、乃至会呈现前期水解。     加水时一般宜先快后慢，在压缩空气拌和下待许多的水敏捷浸没固相物后，再以必定的速率把水参加酸解罐内。因为刚开端浸取时固相物温度仍较高，假如水量较小表面浸出物温度过高(包含水与游离酸稀释所放出的热)简单构成前期水解，但也不能加水速度太快，因为固相物的溶解有一个进程，不然短时刻内部分溶液浓度和酸度过低，加上此刻的温度还较高也简单发作前期水解。     工业出产中浸取经常参加部分稀废酸(水解过滤后的母液)和小度水，在这种状况下一般先加稀废酸后加水或小度水。酸解浸取时参加稀废酸不只能够下降浸取时的温度，还能够添加溶液的酸度避免前期水解，一起能够下降反响时的矿酸比以节省硫酸的耗费。小度水是洗刷泥渣、硫酸亚铁及清洗钛液贮罐的含有TiO2的低浓度钛液，代用小度水可进步钛的收率削减糟蹋，所以许多工厂在浸取时首要依托废酸和小度水，自来水用的很少。     一般小型酸解罐，水、废酸、小度水直接从罐的上部参加，大型酸解罐从底部或上下一起进水以利快速把固相物吞没，避免部分温度过高构成前期水解。[next]     浸取尽管仅仅酸解固相物的溶解进程，但浸取质量的好坏直接影响钛液的质量指标(安稳性和酸解率)。影响浸取操作好坏的要素首要有：     a.固相物是否呈多孔性,多孔性的固相物因固液触摸面积大易溶解，相反结构板实的固相物很难浸取；     b.固相物的温度,固相物的温度假如过高，当然具有溶解速度快的长处，但会导致前期水解，使安稳性下降的趋势；假如固相物温度过低，则又将使浸取速度变慢；     c.浸取时的固液比,即浸取时的固液份额和浸取完结后终究溶液中的TiO2浓度。一般浓度高钛液安稳性好，但浸取速度慢；浓度低不只会添加今后浓缩工序的担负，有时也会诱发前期水解，一旦发作前期水解浸取就更困难了。     d.拌和效果的好坏，首要取决于压缩空气的温度、压力、罐底空气散布板开孔是否均匀、是否有异物阻塞等，压缩空气拌和不均，是构成残留未反响固相物的首要原因之一；     e.溶液的酸比值(F值)在反响物的酸比值(F值)较低的状况下浸取时刻过长易发作前期水解。     前期水解是指钛液没有进行热水解就开端分出偏钛酸和正钛酸，这种不定型的乳白色胶体颗粒粒径细而不规则，不只影响浸取并且在沉积时，部分会随泥渣一道沉降使钛的收率变低，在过滤时这些胶体颗粒会阻塞滤布，使过滤操作变得很困难，一起在水解时这些胶体颗粒会构成不良的结晶中心，使水解产品的颜料功用变坏，只能出产等级低非颜料级的钛。     辨别钛液质量好坏，是否简单发作前期水解可用“安稳性”来表明。钛液的安稳性是指lml钛液在必定的温度下(25±1℃)，用蒸馏水逐渐稀释至钛液发作水解(刚变混浊时)所耗用蒸馏水的毫升数       酸解钛液(沉积后)的安稳性一般不该低于350ml，不然这种钛液是不安稳的，影响钛液安稳性的要素许多，从酸解工艺操作视点来看首要是温度、酸度和浓度。     在这3个要素中温度最重要，有人做过实验，同一钛液在25℃时的安稳性为400mL，在12℃时安稳性进步至500mL，在65℃时安稳性则下降至200mL，当温度升至100℃时安稳性简直等于零，一触摸水就水解。     一般状况下温度较低(80℃以下)的钛液安稳性随酸比值和浓度(TiO2含量)的进步而进步。可是温度太低浸取速度会变慢，因为温度低粘度大反而会影响沉积质量，假如温度太高(超越80℃)既使酸度高的钛液也不安稳。钛液的浓度高，尽管安稳性好不简单发作前期水解，但浓度过高钛液粘度增大会使沉积和过滤发作困难。相同F也不能太高，过高尽管安稳性好，但会按捺水解使水解时的粒子变细，水解率低，水洗穿滤丢失大。     一般出产高级颜料级二氧化钛的浸取温度操控在55~75℃左右，复原时操控在65℃左右，因为复原时要放热，温度还会上升5~6℃，F值操控在1.8~1.95，钛液的浓度TiO2120~150g/L，除温度外F值和TiO2浓度随水解工艺不同有时会上下起浮。     温度在酸解反响进程中十分重要，是酸解反响胜败的重要要素之一，从硫酸预热、主反响开端到老练、浸取、复原的整个进程都需求操控温度。值得注意的是我国绝大大都的钛工厂的酸解反响器上没有装备温度丈量设备，也没有空气和蒸汽流量计，首要原因之一是找不到强度高、耐高温腐蚀的热电隅维护套管。国外一般选用钽管，但报价太贵，近年来我国开发了一种3YC-24的特殊合金管处理了强度高、耐高温腐蚀的问题。钛铁矿酸解反响既快又剧烈，没有温度显现和空气、蒸汽流量计就很难操控酸解反响进程，对产品质量、收率、安全都没有确保，现在这种仅凭经历操作的办法是不可的，这也是我国钛出产与国外比较的首要距离之一。       别的钛液的酸度和浓度也很重要，特别是在浸取进程中，操控必定的浓度和酸度是浸取操作是否成功的要害之一。有经历的操作者在钛出产中的黑段(酸解至浓缩)各道工序中都尽或许的不运用水或少用水，不管是酸解配酸、浸取、洗刷泥浆、洗刷硫酸亚铁都尽或许不运用自来水，而是运用淡废酸或小度水，这样不只能够节省用水、收回废酸及小度水，还能够避免因用水稀释下降酸度和浓度后引起钛液安稳性下降。[next]     (5)钛液的复原     钛铁矿的酸解反响物组成十分杂乱，钛铁矿中最首要的成分是钛和铁，反响物钛的组分首要归于TiO2-SO3-H2O的三元系统，首要以TiOSO4·2H2O的办法存在。在铁的组分中QDY 铁矿中的二价铁氧化物和三价铁氧化物，经与硫酸反响后生成硫酸亚铁FeSO4和硫酸高铁Fe2(SO4)3，硫酸亚铁在酸性溶液中比较安稳，pH5时,才开端水解生成氢氧化铁沉积，其反响式为：                                          FeSO4+2H2O→Fe(OH)2↓+H2SO4     硫酸高铁在酸性溶液中是不安稳的，在pH2.5时就开端水解生成碱式硫酸盐或氢氧化物沉积，其反响式为：                                Fe2(SO4)3+2H2O→2Fe(OH)SO4↓+H2SO4                                Fe2(SO4)3+6H2O→2Fe(OH)3↓+3H2SO4     这些铁的氢氧化物是有害的，在钛液水解时它们一道沉积到偏钛酸中无法经过水洗除掉，在煅烧时又变成氧化铁使钛变色、白度下降严重影响制品的质量。为了避免这种现象发作，就有必要把溶液中的三价铁离子都复原成二价铁离子，然后经过结晶的办法使硫酸亚铁从溶液中分离出来。     钛液中除了占大大都的钛和铁的硫酸盐外，还有部分是不溶于硫酸的固体悬浮物(首要是未分化的钛铁矿、金红石、脉石、泥砂等)，能够经过沉降除掉，另一部分数量虽少但危害性较大的是各种溶于硫酸的微量重金属硫酸盐，这部分金属盐也有高价和贱价之分，相同需求把它们复原成贱价状况，以便在今后的操作进程中尽或许的除掉。     工业出产中钛液的复原剂首要运用金属铁粉、铁屑、铁皮，因为铁粉、铁屑和薄铁皮的比表面积较大，可添加它们的反响面积取得较好的复原效果。尽管金属锌、铝、钠、硫代硫酸钠也能起到复原效果，乃至复原功率更高，但没有铁粉、铁屑、铁皮报价便宜获取便利。硫酸高铁与金属铁粉的复原反响式如下：                                  Fe+H2SO4→FeSO4+2[H]                                  Fe2(SO4)3+2[H] →2FeSO4+H2SO4     或                          2Fe3++Fe→3Fe2+     当复原剂铁粉把硫酸高铁复原成硫酸亚铁后，钛液中的硫酸铁也会从四价钛复原成三价钛，其反响式如下：                                  2Ti(SO4)2+2[H]→Ti2(SO4)3+H2SO4     复原一般在酸解罐内进行，在浸取的后阶段参加复原剂，假如此刻复原不彻底，可在沉积工序补加铁皮复原至到达工艺要求停止。当溶液中有四价钛被复原成三价钛时，溶液会从土黄色变为紫黑色，这是因为溶液中的三价钛实践上是Ti2(SO4)3·6H2O的紫黑色络合物。国外也有在复原器中复原，复原器是一塔式衬胶设备，内盛铁屑钛液在塔内用泵循环至到达要求时停止。     复原是一个放热反响，过早参加复原剂不只使铁与硫酸反响生成的强复原剂——氢丢失较多，还会因温度升高构成钛液安稳性下降，假如矿粉中的Fe2O3含量很高，为了避免反响放热较多，复原剂可分批参加，一般操控复原时温升不大于6℃。     复原剂参加多少要视被复原物质——首要是钛铁矿中Fe2O3的凹凸来决议。所用铁屑应无油、不含硅(如矽钢片)或其他合金、无金属镀层或油漆的铁屑，因为油污等有机杂质在复原时会起泡沫，而硅等其他杂质对产品质量有害。     钛液的复原程度要视溶液中三价钛呈现的多少来把握。依据氧化复原反响的电极电位来看，溶液中的复原剂首要与氧化性效果较强的三价铁先反响，待溶液中三价铁悉数被复原成二价铁后，四价钛才参加反响被复原成三价钛。因而一旦溶液中呈现三价钛就阐明溶液中的三价铁已悉数被复原成二价铁，工业出产中一般都人为的使复原过量，坚持溶液中的三价钛含量(以TiO2计)在1~3g/L左右。     溶液中坚持必定的三价钛含量，能够避免溶液中已被复原成贱价状况的金属离子，在今后出产中再氧化成高价状况，可是三价钛不参加钛盐的水解反响，只要在pH大于3时，才干水解，因而三价钛含量过高，尽管对质量有优点，但会下降水解率，添加钛的丢失率，很不经济。[next]    除了运用复原剂复原外，还有人做过电化学的工业实验，在电流2~4A,电压2.75~3.1V、温度50~60℃的状况下，在一石棉隔阂电解槽中进行，复原lkg三价铁耗电1.7kW·h,因为此法电耗高、操作杂乱未能工业化。     浸取和复原的时刻视酸解反响器的巨细而异，一般为2~8h，国外某厂95m3的酸解罐反响周期大致如下(矿粉170目，一次投矿粉20t):放酸30min、投矿40min、吹气l0min、通蒸汽20min,老练60min、浸取420min,出料110min算计11.5h。       酸解反响器(图4)的原料要求很高，一般先在钢板上搪一层铅(特别是锥底部分)，然后再砌上两层耐酸瓷砖，也有以耐酸钢筋混凝土为罐体再衬耐酸砖，国外较先进的是先搪铅，再衬上一层硬橡胶，然后再砌两层耐酸砖，听说运用寿命可达50年。     因为钛铁矿与硫酸反响极为剧烈，酸解反响器的运用率不高，一般1m3的容积只能反响钛铁矿200kg。我国钛工厂较小，因而酸解反响器的容积也比较小，一般只要10~30m3，最大的也只要50m3(南京油脂化工厂)，国外一般都在90m3以上，最近我国引入三套硫酸法钛出产设备的酸解反响器容积为132m3，与国外大型工厂根本类似。     酸解反响器的规划除了优先考虑原料的耐腐蚀、耐温、抗震等功用外，烟筒的规划比一般化学反响器的烟筒大得多，这样能够使主反响时发作的许多水蒸气等酸性气体及时排出。其次底部的散布板规划也很重要，散布板的开孔与视点要确保拌和用的压缩空气能均匀地吹到反响器的四周，不然会在罐壁发作固相物，多孔板的原料有用铅-锑合金，也有用陶瓷材料的，大型酸解反响器的多孔板常规划成泡罩形，这样空气散布更均匀，也可避免杂物阻塞散布板的孔眼。酸解反响器底部的放料阀门规划也很共同，它既要耐温、耐腐蚀，又要能满意放料、通压缩空气、通蒸汽、通水的功用，还要确保放料时无死角(避免泥渣阻塞阀门)和压缩空气散布均匀。

可用稀硫酸作浸出剂处理硅酸盐型的难选氧化铜矿石。若除氧化铜矿藏外，还有适当量的硫化铜矿藏，则宜选用氧化酸浸法分化矿石。酸浸一般在常压进行，依据难浸程度不同，可加温或不加温，固液比一般为1:1～2，铜呈硫酸铜形状转入浸液中，可用铁置换法、堆积－浮选法、萃取－电积法收回浸液中的铜。     一、酸浸－置换（堆积）－浮选法     酸浸－置换－浮选法简称LPE法，它是由3个阶段组成：第一阶段用稀硫酸溶液将氧化和混合铜矿石浸出；第二阶段用铁屑等置换浸出液，将铜置换堆积；第三阶段浮选堆积铜。     此法的工艺进程可简述如下：     （一）磨矿。磨矿细度依据矿石性质和铜矿藏的成分而定。假如矿石是纯氧化矿，如孔雀石、蓝铜矿和其他易溶解的矿藏，则磨矿粒度应尽量大些，一般粒度上限约1mm。若含难分化的硫化铜矿藏和贵金属时，则磨矿粒度与普通浮选进程相同，即确保使硫化矿、金银同脉石单体解离。近年来趋向于选用泥沙分隔处理的流程，即先将矿石碎至8mm，泥沙分隔处理，矿泥用酸浸，矿砂可先浸后浮或只用浮选法处理。     （二）浸出。浸出时适宜的条件，发硫酸的浓度、矿浆的液固比、温度等要经过实验来断定。一般来说，酸浸时选用浓度为 0.5%～3%的稀硫酸作浸出剂，意图是分化次生氧化铜矿藏，余酸一般为0.05%～0.1%，固液比为1:1～2。浸出是在室温或加温至50～80℃的条件下进行。     （三）堆积。堆积时可用废铁、铁屑、海绵铁或灼烧后的废罐头盒作堆积剂，也可选用作堆积剂，使铜呈海绵铜或硫化铜形状分出。堆积时首要操控pH值、堆积剂用量等要素。置换堆积时固液比为1:3，开端的酸度2～3g/L，置换时刻10～25min，铜的堆积达87%～97%，铁耗首要取决于介质的剩下酸度，一般为1.2～3.5kg/kg。置换堆积时应防止充气，避免置换铜被氧化和重溶。若浸液余酸太高，可先用石灰进行中和。     （四）浮选。金属铜的可浮性好。堆积铜的浮选直接在弱酸性（pH=3.7～4.5）矿浆中进行，一般选用混有（1:1）的黑药及双黄药作捕收剂，以或作起泡剂，未分化的硫化铜矿藏与伴生的贵金属和堆积铜一同上浮。浮选流程简略，一般从粗选槽中即能发生富精矿。     总归，该工艺的特点是可选用较粗的磨矿细度、较稀的浸出剂、浸出矿浆不必固液别离，未分化的硫化铜矿藏和贵金属可与堆积一同浮选收回，与直接浮选法比较可得较高的铜精矿档次和收回率。     一种易于工业化的难选铜矿石的化学选矿办法，浸出－堆积－载体浮选法，简称LPCF法。用该法处理硅铝型、钙镁型和铁锰型难选氧化铜矿石和中矿，都取得了较好成果；精矿档次高于20%，铜收回率比惯例浮选法高6%～40%。     浸出时一般用稀硫酸作浸出剂。堆积时，在浸出后的矿浆中参加碱或碱式盐，中和游离酸。再增加硫化碱，使铜离子生成胶态硫化铜堆积。载体浮选，用铜精矿（尽量用进程自身所发生的高档次精矿）作为载体，可省去载体的别离与再生等工序。     用该法对某氧化铜矿实验成果表胆，与惯例硫化浮选法比较，精矿档次进步5%，收回率进步6%～7%。实验的准则流程如图1所示。    图1  浮选－LPCE法实验准则流程     二、酸浸－萃取－电积法     自美国BiueBial铜矿于1968年3月成功地用溶剂萃取代了铁屑置换法建立起世界上第一座铜萃取工厂今后，浸出－萃取－电积技能提取铜的根本工艺就断定了。从那时起，尽管所用铜萃取剂不断更新，萃取级数和反萃取数不断削减，但根本工艺流程没有准则的改动。     （一）溶剂萃取－电积法     溶剂萃取具有提取率高、别离作用好、操作简洁、“三废”少，易接连和自动化等长处，是一种很有发展前途的提铜新工艺。     1、萃取进程。萃取进程，它也是一种平衡。该进程就是酸浸含铜溶液同有机载体药剂混合，铜离子进入有机相，萃余液循环运用。再从负荷有机相中反萃取铜，再生有机剂循环运用，一起为电积铜预备了电解液。     由上简述，溶剂萃取包含下列两个进程：     （1）萃取。将浸出液与不相混溶的有机萃取剂拌和，可将浸出液中有价金属萃取至有机相，两相别离后，保存荷载有机相而萃余液再循环或许弃去。     （2）反萃。以少数恰当的反萃溶液与荷载有机相拌和收回其间的有价金属铜，这样便得适当纯的有价金属铜的富集。经反萃的溶液可循环运用。     2、萃取剂。从酸性浸铜液中萃取铜国外广泛选用Fix（R）型萃取剂，国内现有的萃取剂为N－510、N－531、O－3045等，与Fix（R）相同均归于肟类螯合剂。N－510适于从贫铜液（1－3g/L）中萃取铜，萃取率随pH值的进步而增大，一般用于浸液。N－530、N－531性质类似，适于从富铜液（约10g/L）中萃取铜，可用较高的酸度（pH=1）O－3045的选择性较好，但平衡时刻较长，适用于细菌浸铜液和贫铜液。用肟类螯合剂萃铜时，一般选用废电解液进行反萃，反萃液含铜可达50g/L左右，然后选用不溶阳极电积法得电铜。反萃有机物可回来萃取作业循环运用。     3、溶剂萃取法的长处。国内外工业实践标明，从含铜量低的贫液中（一般为1－5g/L）提取铜，溶剂萃取法比铁屑置换法，有以下几个显着的长处：     （1）萃取流程。防止了铁屑置换、液固别离、烘干及火法工序，使得总收回率进步。     （2）收回的阴极铜质量高，一般均能达99.99%以上。     （3）电积进程使硫酸再生，可回来作反萃或浸出用，下降了酸耗，使总操作费用下降。     （4）浸出－萃取－电积进程组成闭路循环，排出物料只要产品和浸出渣。消除了SO2污染及火法处理难以防止的废气排放问题，改进了工厂劳作环境，并利于完成自动化。     4、电积。电积与一般冶金工厂的电解精粹工艺类似，其不同特点是所用的阳极不同。电解精粹所用的阳极是用粗金属做成的可溶阳极，通电电解时，阳极逐步溶解，纯金属则在阴极上堆积出来。而电积用的阳极是用含银1%的铜或含锑6%～15%的铅锑合金做成的不溶阳极，通电电解时，阳极并不溶解，仅仅电解液中欲提取的金属铜离子在阴极上堆积而到达提取金属之意图，送电解的溶液含铜应在25～30g/L以上。     （二）酸浸－萃取－电积法工艺及生产实践     1、工艺流程。此工艺以稀硫酸为浸出剂，其准则流程大都如图2所示。    图2  浸出－溶剂萃取－电积法工艺的准则流程     在整个工艺进程中，除了排出的浸出渣及产品阴极铜以外，所有料液均处于闭路循环之中。萃余液回来浸出段循环浸矿，反萃后的有机相回来萃取段循环萃取，充分利用了电解进程中发生的酸。整个循环系接连工作。除了原矿石外，大宗质料只要硫酸（一般每吨金属铜，需耗硫酸2～3t）。现在，萃取段多选用二级萃取、一级反萃取，萃取剂耗量一般为每吨金属铜5～8kg。产品可达一级电解铜质量标准。     2、生产实践。酸浸―萃取―电积法在国外有不少生产厂，如美国Blue Bird矿氧化矿堆浸，浸液含铜4g/L和硫酸3～5g/L，用Fix64萃取，电积产铜18.2t/d，纯度99.9%。     国内对此工艺也进行了很多的实验研讨和生产实践，如某氧化铜矿选用酸浸―萃取―电积法的生产实践标明，该工艺技能牢靠，经济合理，可产出99.95%的电解铜。     该厂处理的质料是某铁矿脉石层工表土层里的伴生氧化铜矿，其首要含铜矿藏有孔雀石、蓝铜矿及少数硅孔雀石，化学成分和物相分析见表1和表2。 表1  原矿化学成分化学成分CuSFeCaOMgOAl2O3SiO2MnO质量分数/%2.280.0193.960.51.331.5053.140.66 表2  原矿藏相分析结合铜/%单体氧化铜墙/%硫化铜/%全铜/%0.431.810.042.28     从表2中看出，铜矿藏首要以单体氧化铜存在，硫化铜仅占1.8%，酸性脉石占53.4%，比较适宜酸浸处理。     矿石经碎矿和磨矿至适宜粒度后，进行拌和浸出―萃取―电积处理，其准则流程如图3所示。    图3  某铜矿酸浸－萃取－电积准则流程     （1）拌和浸出。浸出槽用花岗岩砖砌成，内衬耐酸瓷砖，容积为Φ2m×2m，选用涡轮拌和器。浸出液固比为3:1，浸出液酸度20～30g/L，每槽装矿1t，拌和3h后补加1m3洗液，天然弄清，抽出上清液后逆流洗刷二次，终究浸出液（与洗液兼并）含Cu4g/L，pH值为1.6～1.8。     （2）萃取作业。从浸出作业取得的含铜富液，选用浅池式混合弄清萃取箱进行萃取。萃取箱的首要尺度分别为：混合室（有用）0.9m×0.9m×0.9m、弄清室（有用）0.9m×1.8m×0.45m，拌和转速为320r/min。萃取作业生产条件见表3。 表3  萃取作业生产条件首要参数生产条件参数值生产条件参数值进入料液 N－510 电积废液（反萃液）含铜3～5g/L，pH=1.5～2 10%左右 含铜25～40g/L，H2SO4150g/L  流比 级数有机:废液:反萃取=（4～5）:（3.5～5）:1.5m3 四级萃取，三级反萃    （3）电积作业。电积槽由钢筋混凝土制成，内衬硬聚氯乙烯塑料板。每槽尺度为长×宽×宽=2m×0.8m×1m，阴极尺度为0.72m×0.64m，阳极为铅、锑合金，尺度为0.7m×0.62m，硅整流器才能3000A/75V。为削减电积作业的酸雾，在槽面覆盖了塑料浮球，每槽加12kg。电积条件见表4。 表4  电积作业操作条件首要条件参数值首要条件参数值槽电压 电流密度 循环速度1.7～1.9V 90～120A/m2 100L/h电解周期 电流效率  15d 82%～86%       该铜矿用酸浸―萃取―电积法的原材料耗费见表5。 表5  原材料的耗费原矿档次/%收回率/%每吨铜原材料耗费矿石/t酸/t电耗/kW·hN－510/kg火油/kg2.2872.4651.152.5828563.14248.90

A  加压酸浸的机理    加压氧化酸浸是液、固、气多相反应，浸出中氧对硫化锌精矿有氧化作用和金属氧化物的酸溶作用，实质上是将传统湿法炼锌的焙烧、浸出两个过程合为一个过程进行。硫化锌精矿加压氧化酸浸的机理基本上可分为两种类型，即电化腐蚀机理和吸附配合物机理。    a  电化腐蚀机理    硫化物的溶解类似于金属腐蚀的电化反应。    阴极反应：                                   O2+2H++2e ==== H2O2                                   H2O2+2H++2e ==== 2H2O    阳极反应：                                    MeS ==== Me2++S+2e                              MeS+4H2O ==== Me2++SO42-+8H++8e    总反应：                                    1                              MeS+ ——O2+2H+ ==== Me2++H2O+S                                    2                                    MeS+2O2 ==== MeSO4        硫化物中的S2-在矿粒阳极部位氧化放出电子，通过矿粒本身转送到阴极部位，使氧还原，完成一个闭路微电池。氧的还原通过一个H2O2中间物进行转移。    硫化锌在100℃下进行氧化酸溶试验，其动力学曲线如下图所示。溶液中的氧压与所需酸量的关系是：氧压愈高，要求的酸浓度愈高；氧压一定时，酸超过极限含量，反应速率则不再增大，保持一个恒定值。在130℃时硫化锌进行氧化酸溶也可得到类似的曲线，证实属于电化学腐蚀机理。 [next]     b  吸附配合物机理    假设在固相S与液相B之间的反应中途形成吸附配合物S·B，其反应机理可用下式表示。                                      S固+B液 ==== S·B —→  产物     吸附配合物的形成是过程的最缓慢阶段，为过程速率的控制步骤。过程的反应动力学可以推导如下：    设Q为形成吸附配合物过程中参与反应的部分，                               1 - Q = 没有参与反应的游离部分    设形成配合物的速率ξ1为                                            ξ1 = K1（1-Q）[B]n    设配合物分解（成组分）的速率ξ2为                                                ξ2 = K2Q    设配合物分解（成产物）的速率ξ3为                                                ξ3 = K3Q    式中，K1，K2，K3均为速率常数。    当n=1反应状态稳定时，可建立如下关系式：    试验证实CuS氧化酸溶的反应速率符合上式的规律，试验结果见下图。[next]              [B]    由图看出，——与[H+]在某一恒定氧压值时为直线关系。由此可推论出CuS的氧化酸溶可能按以下各步骤               ξCu进行。                                                    K1                                         CuS+2[H+]←—→[CuS·2H+]                                                    K2                                                      K3                                            CuS·2H+ —→ Cu2++H2S                                                  1     K                                              H2S——O2—→S+H2O                                                  2    总反应式：                                                   1                                          CuS+2H++——O2—→Cu2++S+H2O                                                   2    式中CuS·2H+的形成是最缓慢的阶段。

对锡石的捕收才能强弱次序：对-甲﹥邻 -甲﹥。对甲首先在德国用作锡 石的捕收剂。 运用混合用药比单一用药好的准则，研讨了对-甲和邻-甲按不同份额 混合浮选锡石的功能，发现两者混合比在50~30：70 范围内捕收才能强于单一运用对-甲时的捕收才能，其间尤以混合比在45：55时对锡石的捕收能 力最强，这是制作混合甲的根据，是我国研 究和使用胂酸作锡石捕收剂的一个较大改善。