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。
四氯化钛气相氧化工艺设备（一）
2019-02-15 14:21:16
国内1000吨／年、3000吨／年的工业实验配备是在常压下进行的设备，出产能力小，特别是氧化炉除疤体系很杂乱，作业率低。只要在锦州引入1. 5万吨／年氯化法技能并攻关成功后才使我国氯化法钛白的中心技能—气相氧化技能有了腾跃，设备水平挨近国外先进水平。 （一）四氛化钛预热器 预热器的效果是把精TiCl4气化并预热到450-550℃，其设备与炼油厂的原油加热炉类似（见图1）。 （二）氧气预热器 TiCl4气相氧化工艺要求是将氧气加热至1800℃后，再与450-550℃的TiC14气体均匀混合进行反响。一般选用两段式加热：榜首段预热器先把氧气预热到850-920℃；第二段在氧化炉内用焚烧发作的热量再把流人的热氧流加热到1800℃。氧气预热器的结构如图2所示。 （三）三发作器 TiC14气相氧化进程中晶型转化剂AIC13的参加和发作的工艺有以下几种。 (1)溶解法。把AIC13溶解在TiC14中，这种办法工艺进程杂乱，设备多，加人量难以操控得精确，需求定时除掉水解的AIC13，操作条件恶劣，环境很差。这种办法现已被筛选。 (2) AIC13提高法。国内3000吨／年的工艺中曾选用。因AIC13装料条件差、蒸发量操控困难等要素，没有构成产业化设备。 (3)用铝粉与反响直接发作AIC13，一起与TiC14气体均匀混合后进人氧化炉进行反响。这种办法发作的AIC13活性强，反响热得到充沛使用，工艺进程简略，可控性强。现在国外大型设备都选用这种办法出产。 该办法又分为两种工艺：一种为熔融铝法，国外有K. M公司选用；另一种为流化床法发作AIC13，许多大公司选用。流化床发作器的结构如图3所示。[next] 作业原理：参加慵懒填料的发作器经过预热到200℃以上。按产能要求，加人过量铝粒的一起别离通人TiC14和定量的C12，使慵懒物床流化的一起，铝粒与反响生成AIC13并放出很多的热，与同步导人的TiC14进行热交换并混合。炉气上升到扩大段，铝粉颗粒沉下去，炉气净化后由出口进人氧化炉。因为慵懒填料丢失由慵懒物加人体系补加新的填料。填料的效果是避免铝粒彼此触摸，在高温下熔结在一块，一起也有强化传热、传质的功用。停产时可由放料管放出床中的慵懒填料和残留的铝粒。 这种工艺设备体积小，出产能力大，传质、传热效果好，结构简略，安全可靠，悉数参数由DCS操控。其反响式如下： 2A1（s）＋3C12（g）===AIC13（g) △H0＝-584.5048kJ/mol △G0＝-99000＋16. 4T（500～932K) 国外大型设备根本都选用此办法。 国外加人碱金属盐的流化床AIC13发作器流程如图4所示。
[next]
该设备在用铝粉与反响生成AIC13的一起，也在流化床内加人定量的碱金属盐（一般可以加人无水油酸钾），并随气流一块进人反响区，既有促进晶型转化的效果，又有促进晶粒细化的效果，一箭双雕。 （四）氧化反响器 氧化反响器的方法多种多样，按氧化加热方法分为焚烧二次提温型、CO作燃料反响器、等离子加热等多种方法。最为遍及的是焚烧二次加热使氧气提温到1800℃的方法。按除疤方法分为喷砂除疤式、喷盐除疤式、喷盐和气流维护式、高速气流和气膜维护相结合等多种方法。而最为遍及、先进的为高速气流、加盐除疤的方法。按TiC14喷人方法分为单狭缝和双狭缝喷人节能型。 氧化反响器是TiC14气相氧化技能的中心设备，它关系到氧化产品是否具有杰出的颜料功能，高的使用价值。氧化反响器的除疤体系关系到全体系的安稳运转，设备耐高温、耐腐蚀功能关系到全体系的安全可靠性，它是氯化法钛白出产厂和工程技能人员最为重视的关键设备。 在这里需求着重指出，TiC14气相氧化进程是在高温、高压、强腐蚀介质下进行的，简略手工操作现已不能满意安全出产和出产出高品质产品的需求，所以不管是国内、国外，都彻底是计算机自动操控，即我们常说的DCS操控体系。这样的DCS操控体系曩昔需求进口，现在国内现已彻底可以出产，满意各种杂乱工艺的要求。 下面要点介绍几种用户反响器。 (1) CO作燃料的氧化反响器。CO和氧气从反响器炉头进入，经散布板整流，轴向喷入焚烧室焚烧，温度达2000℃（见图5）。下流榜首环慵懒气体沿切向多孔喷人，意图方法旋转气幕（膜），维护第二环TiCl4喷人环不过热，喷口不结疤和反响高温胀大气流不返混。第二环为TiCl4喷入环，TiC14沿环进人流道，经缓冲稳压室稳压之后，又经过均布分配孔沿径向喷人反响器内与高温（≥18000C）的热氧正交混合，并瞬间发作反响。因发作很多的热量和，极易被氧化的反响器内层表面经过冷却剂冷却。第三环为气膜有防结疤的效果，慵懒气体在此环沿切线快速喷入构成气膜，使新生成的Ti02粒子无法与反响器内壁触摸，避免结疤。又因旋转气速较快对器壁有必定的吹扫效果，减平缓冲刷去结疤，延伸反响器的作业时间。一起对体系轴向气流和器壁有冷却效果，操控Ti02长大和避免内层被热腐蚀。TiCl4与O2充沛反响的反响室，此处温度可达1400℃，器壁有水冷维护。反响后混合气流温度可达1400℃，反响器出口规划有混合气流骤冷设备。该反响器反响室为价200mm*1500mm，反响室各部件用镍制成，水冷，出产能力为5.0吨/h TiO2。
[next]
这套氧化反响器简直与锦州的结构十分类似，区别只在于锦州厂是用加热。锦州厂的实践证明，这种三环式结构杂乱，各喷孔易热腐蚀烧坏，特别在预热500℃的TiC14气体中搀杂没有彻底反响完的铝粉时，第二环即TiC14喷入孔十分易被烧损变形，影响TiC14和O2的充沛混合，反响导致TiO2的粒子不能满意颜料的要求。 (2)多孔壁反响器。多孔壁反响器的结构如图6所示。热氧与TiCl4气流笔直穿插混合后进入反响区，反响区圆筒壁有小孔以高速喷人C12或慵懒气体，冷却反响壁不被腐蚀的一起构成气幕阻隔新生成TiO2粒子不与反响器壁触摸，完成避免结疤。多孔壁开孔率为0.1％-0.6％，清洁气体的用量为TiC14的1/20-1/3（质量比）。孔壁原料以镍质为最好。内径305mm，每平方英寸①（lin2=6.4516*10-4m2）开有一个直径1.6mm小孔，600-700℃的TiC14以18t/h的速度加人，1400℃的氧气以2260m3/h的速度加人，枯燥的室温C12以1130-1360kg/h的速度送人穿过多孔镍壁，使壁温在300℃以下，长期反响后多孔壁不结疤，清洁润滑。 特色：进人冷风量比较小，当出产能力较大的反响器引人的气量占炉气中份额很小，对氧化反响的搅扰和对浓度的冲稀效果都是很小的。这种氧化反响器的改进型正在线上运转。 (3)固体颗粒冲刷法除疤的氧化反响器。选用喷砂或粗粒子的Ti02使用高速运动固体颗粒的冲刷效果，处理喷口及反响器壁结疤的问题。选用喷砂法要求后处理严格操控，喷砂不能进人包膜罐，否则会影响产品质量。而Ti02的颗粒会使后边处理工艺简略化，较为适用。典型的喷砂除疤反响器如图7所示。
四氯化钛气相氧化的热力学（一）
2019-01-25 13:37:59
(1)气相氧化反应及热力学数据 TiC14气相氧化过程的反应式如下： TiC14（g)＋O2（g)===Ti02（R）＋C12（g) 反应热效应为：△H0=-181. 5856kJ/mol（为放热反应）。 不同温度下的反应热按基尔霍夫公式计算： 各种物质的热容见表1。不同温度下反应热焓值见表2。 从表2中可以看出气相反应是放热反应，其热烩值变化不大，随着反应温度升高，热焙值略有降低。其反应热不足以维持反应在高温下进行。为保证反应的同步、快速进行，在工业实践中通常把TiC14、Oz预热到一定温度再进行反应。这样就使气相氧化装置略显复杂一些。 (2) TiC14气相反应的动力学 TiC14气相氧化生成Ti02是多相复杂反应，其特征是在相变过程中成核。反应大致包括下列步骤。 ①气相反应物在极短时间内相互扩散和接触。 ②加人晶型转化剂兼成核剂AIC13 ,首先与氧反应生成Al203，并成核。 ③TiC14与O2反应生成TiO2，并附着在A1203核上长大。 ④TiO2晶核长大，并转化为金红石型。表示为：[next] nTiO2（s)→（Ti02）n（s） nTiO2（A)→（Ti02）n（R） ⑤生成物被快速降温并移出反应区，控制晶体颗粒长大，防止失去颜料性能。 通常认为，TiCl4气相氧化反应是非均相成核的典型例子，优先在反应器壁上成核。随着反应进行，新相Ti02颗粒不断黏附在反应器壁上，Ti02产物不断长大形成疤层。实际也是如此，在反应器壁表面形成黏软的疤层又被气流冲刷不断去除，反复进行，周而复始。在没有有效驱除疤层的情况下，疤层就会逐渐加厚、烧硬，最终会影响反应正常进行，这就是通常讲的氧化炉结疤。
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。
一水氯化钴
