鲕绿泥石-一水软铝石铝土矿技术
2019-01-29 10:09:51
矿石的特点是微细赤铁矿和鲕绿泥石与一水软铝石紧密结合，部分富集一水软铝石的铝土岩在破碎时容易解离，而铁矿物在细级别中细粒分散。
国外某鲕绿泥石-一水软铝石铝土矿，原矿含Al2O341.93%、SiO210.68%、Fe2O330.6%。采用筛分洗矿后，粗级别（-50mm＋3mm）进行选择性碎矿后分级，粗粒级为低铝硅比产物，细级别（小于0.4mm）用选择性絮凝可脱除杂质铁，其选择工艺流程如图1b所示。可获得铝精矿含Al2O352.3%、SiO28.43%、Fe2O38.43%，铝的回收率73.3%，铝硅比为6.2的分选效果，见表1。
表1 鲕绿泥石-一水软铝石铝土矿选别指标产品名称产率/%品位/%回收率/%铝硅比Al2O3SiO2Fe2O3Al2O3SiO2Fe2O3铝土矿精矿
低铝硅比产品
高镁产品（絮凝溢流）
原矿59.2
18.0
22.8
100.052.3
33.99
21.95
41.938.43
13.28
14.45
10.688.43
13.28
14.45
30.322.35
32.12
50.77
30.673.8
14.6
11.6
100.046.7
22.4
30.9
100.06.2
2.6
1.5
3.9
图1 一水软铝石型铝土矿选别工艺流程图
8a-某高岭石； b-某鲕绿泥石
磷酸盐对一水硬铝石和高岭石的浮选性能
2019-01-18 09:30:34
我国铝土矿资源丰富，但具有高铝、高硅、低铁、低铝硅比的特点，大部分矿石不能满足工艺上先进的拜耳法生产氧化铝的要求。目前，我国氧化铝的生产主要是采用混联法及烧结法，面临生产成本高、能耗高及环境污染问题，产品缺乏国际竞争力。为了解决我国23亿吨铝土矿资源利用问题及应对我国加入WTO后的挑战，国家“九·五”攻关计划提出开发选矿一拜耳法生产氧化铝新技术，并已初步获得成功。开发出的正浮选脱硅技术可获得高铝硅比铝土矿精矿，以供生产氧化铝。国家重点基础研究发展规划项目(973)及国家“十·五”攻关计划进一步提出反浮选脱硅基础理论研究与技术开发作为重点课题。反浮选脱硅中，一水硬铝石的选择性抑制和高岭石的强化捕收是两个技术关键。本论文研究了磷酸盐对一水硬铝石和高岭石的浮选性能。六偏磷酸钠(SHMP)在低用量条件下，对高岭石的抑制作用大于对一水硬铝石的，可以实现铝土矿的正浮选脱硅；而在高用量的条件下，六偏磷酸盐对一水硬铝石的抑制作用很强，对高岭石的抑制作用与低用量条件相比没有明显变化，因而可以实现铝土矿的反浮选脱硅。通过磷酸盐的溶液化学、六偏磷酸钠对一水硬铝石和高岭石矿物的 电位影响及其在矿物表面上的吸附量测定，同时通过显微镜对溶液中的矿物颗粒成像，探讨了(NaPO3 )6在一水硬铝石和高岭石的胺阳离子反浮选体系中的作用机理。
一水硬铝石高浓度精液分流生产砂状氧化铝技术
2019-01-02 16:33:39
针对我国一水硬铝石矿资源和生产工艺特点，对高铝酸钠溶液晶种分解的附聚和长大过程进行了系统研究。通过大量的基础研究及工业规模的全流程试验研究，提出了一水硬铝石高浓度精液分流生产砂状氧化铝新技术。 成果创新点如下：1、揭示了温度、固含、浓度和过饱和度等条件对晶种分解过程的影响规律；2、首次开发了在高碱、高浓度条件下，通过精液分流提高晶体长大填充动力生产高强度砂状氧化铝的技术。 拜耳法种分采用该新技术，可以明显提高晶体长大过程初期溶液的过饱和度，有利于分解过程的附聚和产品强度的提高，通过控制精液分流比例等工艺条件，可以确保系统的粒度分布稳定。试验研究结果表明，精液分流后氧化铝磨损指数可以达到20%以下和不分流相比，相对降低25.7%，该规律得到了工业试验验证。产品氢氧化铝和氧化铝颗粒形貌较好，是以附聚长大为主的多晶体颗粒而非晶体径向长大，产品颗粒的晶粒小，可以得到高强度砂状氧化铝产品。 该成果具有我国自主知识产权，为我国一水硬铝石型铝土矿高浓度生产砂状氧化铝提供了理论依据和技术支撑，对提高我国冶金级氧化铝产品质量具有重要意义。该成果工艺技术先进，适应性强，系统粒度易于控制，在以一水硬铝石为原料生产砂状氧化铝领域，具有广泛的推广应用价值。
水氯化法提金
2019-02-14 10:39:39
水溶化法在20世纪70年代末曾有不少专利。卡林（Carlin )公司用二次氯化法树立日处理500 t矿石的接连实验装置，使耗费大大下降，美国专利曾报导在328kPa氧压下（160℃）用氯化物溶液浸出，金浸出率高于98.5%。 化法（亦称湿法氯化或溶化）是在盐或酸的水溶液中，参加氯或其他氯化剂，使金被氯化而浸出提取。此法初期选用氯水或硫酸加漂的溶液从矿石中成功地浸出金，并用硫酸亚铁从浸出液中沉积出金。后经开展成为19世纪末的首要浸出金办法之一。一般说来，原猜中但凡可溶的物质，化法也能够溶解。选用化法，金的浸出率比化法高，可达90% -98%，氯的报价比低，氯的耗费量约为0.7～2. 5 kg/t精矿。化法面世后，化法工艺在19世纪末也相继呈现，并开端广泛使用于从矿石中直接浸出金，故几乎在同一时刻化法在各工厂中止选用，近些年来，因为一些湿法冶金办法污染环境，化法又从头被用来提取金、银，往后它有或许再次成为金、银重要的冶金办法之一。 该工艺的特色是出资少，收回率高，有利于环保。化法实质上是一种氧化浸出。氯溶于水后，发作水解反响生成氧化性极强的次氯酸使金氯化成HAuCl4或NaAuCl4，再用二氧化硫、硫酸亚铁复原沉积。按运用的氯化剂和介质的不同，化分为：介质水溶化，次氯酸盐（次或）氯化和电氯化三种首要工艺。 基本原理 水氯化法浸金原理是：金在饱满有Cl2的酸性氯化物溶液中被氧化，构成三价金的络阴离子。 氯是一种强氧化剂，能与大多数元素起反响。对金来说，它既是氧化剂又是络合剂。在Au-H20-Cl- 系统的电位-pH图中，如下图所示，金被氯化而发作氧化并与氯离子络合，故称水氯化浸出金，其化学反响为： 2Au＋3Cl2＋2HC1 ==== 2HAuC14 2Au＋3Cl2＋2NaC1 ==== 2NaAuC14 这一反响是在溶液中氯浓度显着增高的低pH条件下快速进行的。 三价金在氯化物溶液中电位适当高： Au＋4C1- ==== AuC14-＋3e- Eө ＝1.00 V[next] 因而，已溶金很易被复原，故矿石浸出时溶液中有必要饱满。水氯化法的最大长处是廉价，浸出速度快，用于化法的浸出剂首要是（湿）氯和氯盐。因为氯的活性很高，不存在金粒表面被钝化的问题。因而，在给定的条件下，金的浸出速度很快，一般只需浸出1-2h。这种办法更适于处理碳质金矿、经酸洗过的含金矿石、锑渣、含砷精矿或矿石等，而且从溶液中收回金很简单。 可是，水氯化法也存在严峻的局限性：当硫化矿浸出时，会有一部分或大部分MeS溶解，这使废液处理复杂化，因而，关于含S<0.5%的酸性矿石，用水氯化法或许是合适的，除此，水氯化法还存在Cl2对现场的损害以及设备复杂化的问题，可是跟着复合金属的使用，设备问题或许会方便的解决。 南非有一座大型水氯化法处理重选金精矿的实验工厂。所用流程是：精矿在800℃下氧化焙烧脱硫后，将焙砂在通的溶液中浸出，金的浸出率达99%。然后用SO2复原，从溶液中沉积金。用氯化溶液洗刷后的金粉，纯度达三个九。 工艺特色 实践流程是矿石磨至-200目占65%以上，矿浆浓度45%，温度27-38℃，以500t/d的给矿量参加4台串联的拌和槽，总的拌和时刻为20 h。氯化槽是衬胶的，外涂尿烷泡沫隔热层。通过分配管道送入前三个槽，第四个槽是储槽，以使氯化反响完结。密封槽的气体排至洗刷塔，该塔为一填料塔,有纯碱溶液循环通过,氯同纯碱反响生成次,再回来流程中同矿浆作用,的使用率超越99%。已用氯化法处理约60×104t矿石，当给矿含金8.71 g/t时，提取率为83.5%，每吨矿石耗费18 kg。 凭借氯化使难选冶矿石适于化法的这种预氧化处理，在美国至少有两个较大的金矿山选用。尽管如此，也还存在不同观念。如马塞恩在关于莫克金矿流程挑选的证明中以为，若选用进行预氧化处理，在后继的化作业中欲达较高的金提取率，等药剂耗费甚高（86.26 kg/t矿石、碳酸钠48.12 kg/t矿石，金化浸出率方可达84%），因而以为该矿预先氯化不是一种经济实用的办法。 漫金作用 水溶化作为预处理手法受到重视，并在固执矿石或精矿的处理上得到了工业使用。其间一例是卡林金矿选厂处理含碳难选矿石时选用的矿浆氧化法。卡林氧化矿石中存在活性炭及长链有机碳水化合物，难以用惯例化法处理，但发现含碳物质的有害影响可用矿浆中加氧化剂来消除，即可选用或使用就地电解含盐矿浆发生的次，将炭及有机碳水化合物氧化成CO或CO2。这种经氯化法预处理过的矿浆便可直接给入化回路。 水溶化法还可用于地下浸出，涅别拉以为这是从含金0.6-2.1g/t的贫矿中提金最经济的办法。美国专利也曾介绍，为进行地下浸出，对含金矿石疏松爆炸，然后让含氯、氧化剂和有机物质（钠叠氮化酯、羟或乙二胺）的溶液流入与金络合。开始研讨标明，金的提取率达80％-90％（浸出时刻三周），并证明含金低浓度溶液可用吸附、离子交换或电解等办法收回其间80%一-90%的金。工业上能否选用这种地下浸出法首要取决于地质条件。 涅别拉供给了用于地下浸出的氯化物溶液的三种配方：①HCl+0.1mol/L NaCl+Cl2；(2)Ca（OH)2+C12，③NaCl+0.05 mol/L Na2C03＋Cl2，其间都是到达饱满的，并对三者的浸出作用作了比较。 化法提金在工业生产中现已得到实践使用。美国选用介质水溶化工艺成功地处理了碳质金矿石，于1980年在内华达州建成了碳质矿石处理工厂。Murchison联合矿藏公司用该工艺处理锑烧渣，金的收回率达98%以上。此外，对含金黄铁矿、砷黄铁矿选用化法处理，比化法和法浸出率高。在通过650℃氧化焙烧或许矿石浆化后于75-100℃通入空气氧化预处理后，矿石以液固比2:1浸出数小时，金的浸出率达92%以上。 因为氯化剂简单得到，报价廉价；生成的金氯化物简单别离，且易得到纯产品；避免了氯化作业对人体的损害，有利于环保。因而，化法提金工艺的开展前景非常宽广，在未来的金银提取领域中，必将占有重要位置。 总归，水溶化法适于处理较单一的含金质料或含碳金矿石，其长处是金浸出率较高，选用作氧化剂报价比低。美国矿业局曾用进行过中间工业性实验。该法的首要缺陷是许多杂质简单一起溶解而耗费药剂，并给后继提金进程带来困难，选用操控电位浸出法，可部分战胜这方面的缺陷。
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。
一水硬铝石生产砂状氧化铝工艺技术研究（两项合并）
2019-01-16 11:51:40
具有自主知识产权的一水硬铝石拜耳法种分、烧结法碳分生产砂状氧化铝的分解工艺技术，总体技术达到了国际领先水平。其攻关的成果和技术已在全中铝范围内进行产业化推广和应用。 “连续碳分生产砂状氧化铝”通过对精液降温、添加晶种、分解过程通气速度调整、分解时间、产品旋流分级等关键技术的研究，开发出“精液降温—控制分解梯度—添加循环晶种”的连续碳分生产砂状氧化铝新工艺流程，该流程工艺简单、流程稳定、分解过程易于控制，易于实现全面自动化，可稳定得到合格的砂状氧化铝产品。 “拜耳法种分砂状氧化铝”通过对种分影响因素的系统研究，成功开发出“高温附聚－中间降温－低温长大－中等固含”生产工艺路线，在以一水硬铝石为原料的氧化铝拜耳法生产工艺中可稳定生产出砂状氧化铝。同时开发出一整套产品粒度、强度和系统粒度稳定平衡的调控技术，在半工业试验和工业试验中应用此技术所得到的拜耳法种分各项技术指标和氧化铝产品全部质量指标均达到了攻关目标，标志着我国一水硬铝石矿拜耳法生产氧化铝产品的质量已提高到砂状氧化铝的新水平。 通过《砂状氧化铝分解技术》研究，产品氧化铝的各项指标显著改善，大幅度减少气态悬浮炉焙烧时的破损、改善电解使用性能，其连续碳分和拜耳法种分工艺具有可靠性和先进性，而且综合经济效益较好。该技术在不需对我国现有的拜耳—烧结混联联合法和拜耳法法氧化铝厂种分生产系统进行大的改造，即可实现生产砂状氧化铝，应用前景广阔。目前已在中铝山西分公司成功应用。
水氯化法提金—氯化铁溶液浸出工艺
2019-02-14 10:39:39
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。
水氯化法提金—高温氯化挥发法浸出工艺
2019-02-14 10:39:39
早在1851年，普拉特内提出运用使金转变成氯化金，然后再用水提取氯化金。这一办法后来在西里亚被选用。艾伦首要认识到氯化金的蒸发效果。氯化金的蒸发问题曾引发一系列研讨,1964年由谢弗以及许多苏联学者提出有价值的研讨，并以1970年末黑格和希尔在科罗拉多矿业学院所作的研讨工作到达高潮。美国矿务局最近依据艾斯尔、海南和费希尔等人所做的金矿石氯化的实验，在约翰·黑格的论文基础上提出了金的各种氯化物、它们的安稳区及生成这些氯化物的最新的热力学数据。本节不再重复这些推导，而是介绍斯图尔特·克罗斯德尔对霍姆斯特克型的金矿石列出的工艺流程和焙烧、氯化器以及冷凝体系的规划；以及苏联对4种不同精矿的氯化蒸发实验成果及我国辽宁冶金研讨所的扩展实验。 1)霍姆斯特克金矿的氯化蒸发流程 氯化工艺流程如下图所示。破碎后的矿石给入流态化焙烧炉中，发生的SO2气体送往触摸法制硫酸车间。焙烧矿进入两段式氯化器中，并往氯化器中通入循环运用的。从氯化器放出的气体进入冷凝室，在那里与氯化钠触摸和反响，生成盐-金氯化物的熔体（已从气流中提取了金），再进一步处理，以便收回金。及失效了的物质经冷却和用硫酸洗刷后送到紧缩机中再加压。从回来的气流中取出一部分进行液化，以便使能够蒸馏并除掉失效的物质 ①焙烧炉。为阐明含中等数量黄铁矿的硅质含金矿石氯化进程，已画出了包含操作温度和流速在内的简略的工艺流程，如图所示，在铁的含量为5%时，焙烧进程中不需要再弥补碳，就能发生满足的热量完成矿石的焙烧。焙烧进程中终究运用氧气仍是空气，或许两者结合运用，经实验决议仍是运用氧气，因为这时尽管会增加动力耗费和出资费用，但可缩小焙烧炉的体积，并可得到SO2浓度更高的气体送往硫酸车间，因而就可抵消制氧所需的那部分附加费用。[next] 焙烧的规划应依据终究是运用氧气仍是空气而决议，一同还要考虑到最佳的焙烧温度。为了便利起见，假定焙烧温度627℃是比较适宜和可行的,但在更低的温度（下降100℃）也是彻底或许的。在焙烧温度下降，也就是在527℃的反响器中焙烧时，或许会使给料冷却和彻底裸壳(bareshell），但仍处于热平衡状况。 为加速氯与金的反响，有必要进步氯化器的操作压力，但焙烧炉的压力还要高于氯化器的操作压力。单就为触摸法制硫酸供给S02这一点来说，也期望进步氯化器的压力。 ②氯化器。这种抓化器肯定要规划成二段或三段式的反响器，而且这几段或许都设置在同一个炉壳内。最适宜的操作温度约为350℃。尽管活动会使反响器冷却，而且不会有很多的反响热发生，但仍有必要对焙烧后的矿石给料进行冷却。因为金-铁氯化物的络合物会堆集在炉壁上，并使很多的金留在炉子里（这些金只能在每年或两年清洗一次反响器时才干收回），因而氯化反响器应尽或许规划成有耐火材料的内衬，以避免它在器壁处堆集金的络合物。因为这些反响的条件比较适度，所以不会呈现耐火材料的腐蚀问题。 为考虑到热量和质量的平衡问题，选用的流速为61 cm/s，这也就是为使固体物料能到达很好的搅动的最低的流态化速度，也是最低的安稳态气流。的脉动式活动也是能够运用的，它能削减流进反响器和整个冷凝阶段的量，别的，规划自身就不计划使一切的氧气都得到运用，而是经过的再循环效果使之坚持较高的压力，以保证能以很快的反响速度生成金的络合物。 实验证明，在没有任何促进剂存鄙人进行的金矿直接氯化，-200目矿样最大能以颗粒数每分钟3.45%的速率氯酸盐化。在有存在（它能使氯化反响速度至少进步25倍）并有必定的氯压（它可使氯化反响速度进步13.5-18倍）的条件下进行操作，反响动力学似乎是很快。估计霍姆斯特克的金矿破碎到-20目，在氯化器中逗留1h就可使金彻底转变为氯化金。但为了保证在一段氯化器中能到达很高的转化率，该反响床有必要在适当低的均匀床浓度下操作。选用两段氯化时，榜首段可在较高的金浓度下操作，最终的精加工阶段在十分低的金浓度下操作，这样就可使金到达很高的总转化率。 这一流程标明，往每段氯化器中增加少数的铁粉，是很有必要的。因为平衡核算标明，在氯化器的反响温度下，光靠氧化铁与的反响还不能供给必要数量的FeC13络合物。 ③冷凝体系。在氯化器中形成了金的络合物今后，蒸气状的络合物就以它在氧气中的很低浓度的方式从反响器中逸出。在金的络合物冷凝曾经，从挨近氯化器温度的气流中先经旋流集尘器除尘，然后使这些气体与含有熔体的氯化钠触摸，以使蒸发性的金-铁络合物能转变成四氯铁酸钠适当的NaAuC14。 NaAuC14络盐的键能强度足以使金的氯化物从气相的AuFeCl6络合物中分离出来，而且在低于150℃时，以含有这种络合物的液态熔体的方式存在。 这个反响和气体的冷却进程是在直径0.46 m高30m的水平或立式的高速烟道中进行的，必要时，这种烟道能曲折180o。这种液态盐的络合物可用旋流器在烟道结尾搜集，而气体（温度约为150℃）经过与洗刷旋流器的硫酸触摸而进一步冷却到80℃。然后将氧气在轴流式紧缩机中紧缩，并在80℃时回来氯化阶段。为到达高度紧缩和蒸馏，需放出一部分气体，用以避免失效了的气体的堆集。这种金络合物与盐的反响，虽或许会放出很多的热，但就到达热平衡来说仍是太小，所以热的传递就成为重要因素。[next] 能够坚信，用盐使气相的含金氯化物络合的办法是可完成的，并能供给一种比活性炭吸附更有用的办法，到达从氯化器逸出的气流中收回金。运用低温氯化法处理金、银矿石，以使矿石中的金和银蒸发，到达提金和银的意图。 2)氯化蒸发法从难溶的金精矿中收回金 氯化蒸发法是将精矿与氯化剂一同加热，使金、银、铜、铅、锌等金属氯化生成具有蒸发性的物质提高并捕集于烟尘中，然后经过湿法冶金从烟尘中分步收回这些金属。 氯化剂NaCl或CaCl2的用量一般为精矿质量的10%~15％。当质料为硫化物精矿时，应预先进行不彻底氧化焙烧，使焙砂中残留3％~5%的硫,以便于氯化进程中发生一部分氯化催化剂效果的S2Cl2,使精矿能在1 000℃下氯化蒸发，但精矿不含硫时，氯化蒸发温度有必要不低于1150℃。此刻氯化剂的用量可削减到精矿质量的5%。精矿常与质量分数为10%~15% NaCl一同加水于圆盘制球机中制球，经150~200℃烘干后筛去粉末，再于竖式炉中进行氯化蒸发。当运用的物料为粉料（不制球）时，可选用回转窑进行氯化蒸发。苏联4种难溶金精矿焙砂的氯化蒸发实验成果见下表。 难溶金精矿焙砂的化蒸发实验条件及目标精矿特性氯化剂用量/%氯化温度/℃氯化时刻/h渣含金/（g·t-1）金收回率/%金与硫化物严密共生，前含很多碳5115030.8~396~99金与砷黄铁矿共生5115020.8~396~99金与黄铁矿共生10115030.199.7含铜品10115030.499.4
我国曾对某矿的浮金精矿进行了高温氯化蒸发扩展实验。金精矿组分：Cu 0.20%，Pb 0.29%，Zn 0.29 %，Fe 32.00%，S 30.96%，Si02 26.30%，CaO 0.48%，MgO 0.49%，A1203 0.89%，Au 76.38 g/t,Ag 41.83 g/t。因为精矿含硫高,故先经欢腾焙烧脱硫。焙砂经磨矿后和70.6%140~180目烟尘兼并，于圆盘制粒机上喷洒相对密度为1.29~1.30的氯化钙液，制成直径10~12 mm的球粒。经竖式枯燥炉枯燥至含水1％左右，此刻球粒含氯化钙8%~10%，抗压强度为10~15kg/t，经振动筛去粉料后，送回转窑进行氯化焙烧。 实验用的回转窑生产能力为0.98 t/（m3·d），窑体倾斜度1.85%，转速1.42 r/min,矿球在窑内的充填系数10.3%，逗留时刻80 min 。加热用柴油，每吨矿球耗油250~300 kg。窑内高温区（氯化蒸发区）温度1040~1080℃，烟气含5%~9%氧，烟气排出速度1.5~2 m/s。经氯化蒸发焙烧后，矿球失重率10%左右，抗压强度达31 ~ 95 kg/t，所含的铁和杂质均契合炼铁要求，可直接入高炉熔炼生铁。收尘运用沉降斗、冲击洗刷器、内喷式文氏管和湿式电收尘器等组成的湿式快速收尘体系。 氯化蒸发烟尘中的金悉数呈金属状况，将其于磁球磨机中参加液，并向液中参加漂和硫酸，使其分化放出活性氯来氯化金：[next] 2Au＋Cl2 —→2AuCl AuCl＋Cl-—→AuC12 AuC12-＋C12 —→ AuC14- 其总反响式为： 2Au＋3Cl2＋2HCl —→2HAuCl4 因为烟法中含金较多(12 kg/t),故选用两次浸出。浸出前先将烟尘磨碎至-0.15mm（100目）。一次浸出条件为：固液比1:2,参加10%、5%漂、4%硫酸,浸出时刻4h,金的浸出率可达96.70 %。二次浸出条件为：固液比1:1.5，参加10%、3%漂、4%硫酸，浸出时刻4h，可使剩余金的79.80%进入溶液。两次浸出金的总浸出率达99%以上，浸出渣含金小于100g/t。 二次浸出渣用质量分数为2%洗刷两次，一次洗液回来作二次浸出用，二次洗液回来作一次洗刷用。洗刷渣过滤后送收回银、铅。二次氯化浸出液回来作一次浸出用，以便于取得富含金的浸出液。 一次浸出的富金溶液，在0.7 moV/L浓度下加钠复原金： 2AuCl3＋3Na2S03＋3H20 ==== 2Au↓＋6HC1＋3Na2SO4 钠的用量为理论量的1.2~1.8倍，一般按每克金参加1.5 g。金的复原率达99.9%，液中含金的质量浓度在0.01g/L以下。复原的金粒经过滤后，用质量分数为1%的洗刷两次，再用水洗刷两次，取得的金纯度大于98.5%，然后分别用氯化铵液和稀硝酸处理除掉银、铅等杂质，金的纯度可进步到99.7%~99.8%。 浸出金的渣，用pH为1的酸性食盐水洗刷后送去收回其他金属。
废盐酸浸出菱锰矿制备四水氯化锰
2019-02-25 09:35:32
贵州遵义钛厂是我国最大的海绵钛全流程大型冶炼厂，是国内名列前茅的海绵钛出产大厂。在冶炼进程中有很多发作，为了削减环境污染，运用水洗除氯，这样就会发作很多的废，这种废酸浓度大约为20%，难以处理，并且由于废酸中含有很多杂质，所以对其收回使用也有必定的困难。燃眉之急是怎样处理钛厂废。贵州作为我国的矿产资源大省之一，其锰矿的储量居于全国第三位。贵州省的锰矿资源首要散布在遵义、松桃两区域。跟着近年严峻的无序挖掘，导致锰矿资源档次逐渐下降。这种中低档次的菱锰矿作为冶金、化工等职业的出产质料，很难对其进行开发使用。由于贵州省大部分锰矿资源具有贫、细、杂的特色，所以选矿也有必定的困难，对遵义、松桃两地的中低档次锰矿资源的综合使用一直是一个冶金化工等职业科研人员比较重视的问题。因而，本文作者提出用钛厂废浸出遵义区域中低档次菱锰矿制备四水的试验计划，选用单要素的研讨办法，别离调查浸出温度、浸出时刻、液固比、酸过量系数对锰浸出率的影响。
一、试验
(一)原理菱锰矿与浸出反响首要是菱锰矿中的碳酸锰与发作反响的进程，并且菱锰矿中的Fe2O3、FeO、CaO、MgO等成分也均能与反响而溶解到溶液中，其首要反响方程如下：MnCO3+2HCl(1)=MnCl2+H2O+CO2 △G@=-100.661KJ/mol) 核算可得上述反响的吉布斯自由能△G MaterialW(Mn)/% W(Fe2+)/% W(Fe)/% Rhodochrosite 19 5.6 10 Psilomelane massive 28 - -Manganese dioxide 42 - - 三)办法与工艺流程通过拌和浸出的方法，行将和硫酸渣按必定的液固比配成浸出液在加热的条件下进行，然后进行过滤净化得到四水产品，其工艺流程如图1所示。图1 废酸浸出菱锰矿制取四水的工艺流程
二、成果与分析 挑选浸出温度70、80、90和95℃;浸出时刻40、60、80和100min;反响液固比为2∶1，2.5∶1，3∶1;低浓度过量系数为1、1.3、1.5等几组试验别离进行单要素试验研讨。
(一)浸出温度对铁浸出率的影响 别离组织反响温度为70、80、90和95℃4组试验，浸出试验条件为菱锰矿200g，硬锰矿60g，240mL，液固比为2.5∶1，浸出时刻60min，反响进程PH值0.5～1.0，反响结尾pH值4.0～5.0。图2 浸出反响温度对锰浸出率的影响
图2所示为浸出反响温度对锰浸出率的影响。从图2能够看出，跟着浸出温度的升高，锰的浸出率会相应增高。可是温度过高对进步锰的浸出作用并不显着，相反还添加了投入本钱。因而，挑选80℃作为试验浸出温度较好。
(二)浸出反响时刻对锰浸出率的影响 别离组织反响时刻为40、60、80和100min4组试验，浸出试验条件为菱锰矿200g，硬锰矿60g，250mL，液固比2.5∶1，浸出反响温度80℃，反响进程pH值0.5～1.0，反响结尾pH值4.0～5.0。图3 浸出反响时刻对锰浸出率的影响
图3所示为浸出反响时刻对锰浸出率的影响。从图3能够看出，跟着浸出时刻的添加，锰的浸出率会相应增高。浸出时刻从40min添加到60min，浸出率进步了6%，再进步到80min，浸出率又进步了0.5%。因而，酸浸锰矿浸出时刻越长，锰的浸出作用越好。可是浸出时刻到达60min今后，浸出率的增量显着变小，考虑到60min后延伸浸出时刻会增大本钱并且作用也不很显着，所以浸出时刻挑选60min较好。
(三)浸出反响液固比对锰浸出率的影响别离组织反响液固比为2∶1、2.5∶1、3∶1的3组试验，浸出试验条件为菱锰矿200g，硬锰矿60g，250mL，浸出反响时刻60min，浸出反响温度80℃，反响进程PH值0.5～1.0，反响结尾PH值4.0～5.0。图4 浸出反响液固比对锰浸出率的影响
图4所示为浸出反响液固比对锰浸出率的影响。由图4能够看出，当反响液固比为2.5∶1时反响的浸出率最佳。因而，在反响系统中反响液固比为2.5∶1较好。
(五)废酸过量系数对锰浸出率的影响别离组织酸过量系数为1、1.3、1.5的3组试验，浸出试验条件为菱锰矿100g，硬锰矿40g，130mL，浸出反响时刻60min，浸出反响温度80℃，液固比2.5∶1，反响进程PH值0.5～1.0，反响结尾pH值4.0～5.0。图5 废酸过量系数对锰浸出率的影响
图5所示为废酸过量系数对锰浸出率的影响。从图5能够看出，当的过量系数为1.3(运用量为170mL)时，锰的一次浸出率最好，并优于其它的试验条件。因而，挑选酸的过量系数为1.3较好。但一起也能够看到，废酸运用量关于锰浸出率的影响并不太大，所以，假如结合实际需要也能够恰当挑选较小的过量系数。
(五)成果分析通过对4个首要要素进行单要素分析能够看出，针对前2个要素，跟着反响时刻的延伸，进步反响温度能够很好地进步产品的浸出率，可是当反响时刻到达60min，反响温度到达80℃今后，锰的浸出率不再有显着的改变，为了下降出产本钱，故挑选这2个参数作为最佳反响条件。从液固比和废酸过量系数2个参数能够看出，当液固比为2.5∶1，废酸过量系数为1.3倍时，锰浸出率到达极大值，故挑选这2个参数为最佳反响条件。依据探索性试验与单要素试验得到的最佳工艺条件为依据，咱们又进行了三要素三水平的正交试验，固定酸过量系数为1.3，得到了与单要素试验类似的最佳工艺条件：浸出反响时刻60min、浸出反响温度80℃、反响液固比2.5∶1。依据单要素分析可知液固比对锰浸出率的影响最大，反响温度次之，反响时刻对锰浸出率的影响最小。
(六)最佳工艺条件试验 在断定了浸出反响的最佳工艺条件之后，在固定废酸过量系数为1.3的条件下，又组织了选用此工艺参数的试验，成果如表2所列。
表2 最佳工艺条件试验成果从表2中能够看出，在相同的试验条件下由最佳工艺条件得到的锰的一次浸出率要显着优于各单要素试验所得成果。
(七)产品四水的分析将试验所得到的浸出液进行浓缩后分两步别离参加净化剂除掉里边的钙、镁离予与各种重金属离子，然后对除杂后的浸出液进行过滤、浓缩结晶，结晶后的产品经分析，质量能够到达工业级四水一等品的职业标准HG/T3816-2006，产品品质合格。
三、定论
(一)通过浸出反响的单要素试验，断定了该工艺的最佳反响条件，所得浸出液通过净化、除杂、浓缩、结晶所得产品质量能够到达现行的工业级四水的职业标准。(二)该工艺很好地处理了遵义钛业的废酸处理问题以及对遵义区域中低档次锰矿的资源使用问题，很好地完成了资源的再生使用问题，具有较高的经济价值。(三)该工艺流程简略、操作便利、出资少、效益高，易于完成工业化，有较大的实用价值。
氯化法钛白的原料（一）
2019-01-25 13:37:59
一、氯化工艺对原料的要求 目前氯化工艺（包括海绵钛生产）从总体看有两种工艺，即沸腾床氯化和熔盐氯化。世界上各厂家多采用沸腾床氯化，仅有前苏联和中国锦州厂采用熔盐氯化工艺制取TiCl4，而且中国锦州厂已实现氯化与熔盐氯化工艺对接技术。 根据氯化工艺不同所选用的原料也不同。国外把氯化使用的原料分为以下三类。 ①CP-A原料中Ti02≥90％，多为人造金红石、天然金红石。 ②CP-B原料中Ti02≥80％，电炉冶炼的高钛渣。 ③CP-C原料中Ti02≥60%-80％，以电炉冶炼的高钛渣和高品位的钛矿为主。 熔盐氯化使用的原料较沸腾氯化用料要求低一些，特别是高钛料CaO, MgO含量可以放宽很多。 世界上氯化法工厂采用CP-A原料的较多，占工厂总数的60％，占总生产能力的54.87％；采用CP-B原料的有7个工厂，占工厂总数的29. 16％，占生产能力的31.12％；仅有杜邦公司下属的两个工厂可使用CP-C原料，生产能力达40. 5万吨／年，占氯化法总生产能力的15.5%。 2000年的氯化法生产能力统计见表1。 20世纪70年代末使用CP-A原料9个工厂的生产能力还没有使用CP-C原料的生产能力大。由于受排污的限制，在80年代CP-A工厂的生产能力得到发展；到1990年CP-A工厂运行超过CP-C工厂的生产能力；到2000年使用CP-A工厂的总生产能力占氯化法总生产能力的50％。可见氯化法工艺使用优质富钛料生产TiCI4已成为发展的趋势，同时也满足了日益严格的环保要求。现在仅有杜邦公司在墨西哥的阿尔塔米拉(12.0万吨／年）和美国密西西比州的德莱尔厂（30.0万吨／年）仍然使用CP-C原料生产。 在沸腾氯化工艺中使用的富钛矿物中，最有害的杂质CaO,Mg0含量不能过高，特别是CaO含量不能太高，否则影响氯化炉正常运行。 美国钛产品公司专利419179提出，如果钛渣氯化时CaO,MgO, Al203的含量要控制在0.5％、7.0％和5.0％以下，可以使沸腾氯化炉操作正常进行并可以避免氯化炉筛板堵塞。为防止炉壁结疤氯化炉多采用高温氯化，控制1000℃以上温度使生成的CaCl2（沸点1900℃，熔点731℃)、MgCl2（沸点1412℃，熔点714℃）以较小的颗粒被气流带出去。[next] 中国在研究无筛板沸腾氯化过程中曾使用过攀枝花矿冶炼的高钛渣，MgO+CaO含量≥12％，CaO含量≥1. 0％，基本顺利，状态稳定，反应良好，排渣顺畅，床层料中MgO+CaO含量高达30%-40%；超过了国外认为的15％的“极限浓度”。国内无筛板氯化炉排渣中控制Ca含量1.0％一1.5％，Mg含量1.5％-4.0％，可以正常运行。 某工厂沸腾床层料实际组成见表2。工艺控制范围见表3.直接用于氯化法高品位铁精矿的化学组成见表4。 从国外床层料成分可以看出Si02的氯化率很低并在床层料中得到富集，相反，CaO, MgO被氯化后带出去，在床层中控制仍然比较低（＜1.0％），以防止结料堵塞筛板的喷孔。即使在CP-C的工艺中采用高品位的Ti02含量≥60％的钛精矿，但依然要求CaO, MgO的含量非常低，其中Mg0含量≤0. 5％，CaO含量≤0. 10％。要求Mg0+Ca0含量不超过0.6％，否则在系统中也难以正常控制，影响氯化的质量。 就此看来按照国外的沸腾氯化技术要求，目前国内的最优质钛铁矿、最好高钛渣都不能满足沸腾氯化的要求。而我国目前无筛板氯化炉技术确有一定的先进性，目前Φ1200-1400mm的炉日产TiCI4只有25-40吨，因没有需求没能开发出满足钛白需要日产TiCI4 250吨以上的沸腾氯化炉。因此国内大型沸腾氯化炉尚需要攻关解决。[next] 二、氯化法原料的制备技术 氯化法钛白原料的最大特点是要求Ti02含量高，CaO, MgO含量低，特别是CaO含量要求更低。 1. CP-C原料（高品位钛精矿）的制备 CP-C原料的特点是Ti02含量）60％，CaO, MgO含量低，CaO含量＜0.10％，CaO+MgO含量≤1.2％。 钛的资源十分丰富，且分布很广，几乎遍布全世界。现已发现的钛矿物有140多种，但现阶段具有实用价值的只有少数几种，主要是金红石、钛铁矿，其次是白钛石、镁钛矿和红钛铁矿。 钛矿中理论分子式为FeTi03,其中Ti02的理论含量为52. 63％。因形成的条件各异而含有杂质（如Cr, Al, Mg等），可以用通式表示，即m[(Fe·Mg·Mn)·Ti02］·n[(Fe·Cr·A1）203〕。 具有开采价值的钛矿床可分为岩矿和砂矿两大类。岩矿床又可分为两类，即岩浆分化形成的块状矿和碱性岩石中的金红石矿。 钛原料开采和处理作业示意如图1所示。
钛矿含钛铁矿达到15kg/m3的就具有开采价值。 尽管经过严格的选矿，但是能达到CP-C使用钛铁矿的还是不多的。由于氯化技术的限制和环保要求废物排放量减少的要求，因此使得使用CP-C的原料工厂在减少，都在向CP-B、CP-A方向发展。[next] 2. CP-B原料的制备 氯化法使用的CP-B原料主要是电炉冶炼的高钛渣。 生产原理：钛铁矿与还原剂石油焦或褐煤，加入一定量的黏结剂如沥青、造纸业的纸浆进行混配料，在电炉中温度达到1650-1700℃时进行熔炼，使以铁为主能被碳还原的金属还原生成合金在熔融物下层，上层则是熔融的Ti02。定期放出到炉外渣包中，冷却后将它们分开，上层的钛渣进行破碎精整，选出铁珠，就得到被称为高钛渣的富钛料。 冶炼高钛渣的钛铁矿，除要求Ti02含量要高之外，尚要求含铁高，电炉熔炼后才能得到含Ti02高的富钛料。 国外钛渣冶炼厂生产的钛渣，不追求过度还原生成低价钛化合物，提高Ti02含量，而是基本使铁完全还原析出即可，节电高产。因此，这样产品中Ti02含量正常在70%-80％之间，例如，南非RBM渣是Ti02含量比较高的高钛渣。氯化法原料化学成分见表5。
一水氯化钴
