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。

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。

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。

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。

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。

（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。

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。

科技名词定义 中文名称： 物理气相沉积 英文名称： physical vapor deposition 其他名称： PVD法(PVD) 定义： 用物理方法(如蒸发、溅射等)，使镀膜材料汽化在基体表面，沉积成覆盖层的方法。 所属学科： 机械工程(一级学科) ；表面工程(二级学科) ；气相沉积(三级学科)本内容由全国科学技术名词审定委员会审定公布　　英文指"phisical vapor deposition" 简称PVD.是镀膜行业常用的术语. 　　PVD(物理气相沉积)镀膜技术主要分为三类，真空蒸发镀膜、真空溅射镀和真空离子镀膜。对应于PVD技术的三个分类，相应的真空镀膜设备也就有真空蒸发镀膜机、真空溅射镀膜机和真空离子镀膜机这三种。 　　近十多年来，真空离子镀膜技术的发展是较快的，它已经成为当今较先进的表面处理方式之一。我们通常所说的PVD镀膜 ，指的就是真空离子镀膜；通常所说的PVD镀膜机，指的也就是真空离子镀膜机。 　　物理气相沉积（PVD） 　　物理气相沉积是通过蒸发，电离或溅射等过程，产生金属粒子并与反应气体反应形成化合物沉积在工件表面。物理气象沉积方法有真空镀，真空溅射和离子镀三种，目前应用较广的是离子镀。 　　离子镀是借助于惰性气体辉光放电，使镀料（如金属钛）气化蒸发离子化，离子经电场加速，以较高能量轰击工件表面，此时如通入CO2，N2等反应气体，便可在工件表面获得TiC,TiN覆盖层，硬度高达2000HV。离子镀的重要特点是沉积温度只有500℃左右，且覆盖层附着力强，适用于高速钢工具，热锻模等。

次溶液浸出进程属氧化碱浸进程，也是碱法氯化进程。ClO -/Cl- 电极复原电位为1.715 V，比金「E（Au+ /Au)＝1.58V」和银［E（Ag+/Ag）＝0.80V」等贵金属高，故可用于从矿石浸出金银。从电位-pH图（见相关图）看出，在所有pH范围内，HC10, ClO-的电位都高于Au，都可用次溶液浸出金。    用次浸出碳质金矿时，有必要预先通氧进行氧化，以消除某些复原性物质。矿浆液固比7：1，加碳酸钠调理pH为8-13，在49-98℃温度下通氧，氧化4-6h,然后在20-60℃温度下用次浸出数小时，用活性炭吸附收回溶出的金，金的浸出收回率达90%以上。    在酸性条件下用溶液浸出金，有必要增加适量氯化络合剂，如食盐。含金泥制浆，并酸化至pH约为2,然后用浸出数小时，金浸出率超越95%。溶液中的金用溶剂萃取法收回。    含磁铁矿、结合态氧化铜以及透辉石和云母等碱性脉石矿藏的浸铜渣，不宜酸浸，因为试剂消耗量太大。在碱性条件下用次浸出，金浸出率达92%，因为铜渣中含有剩余，与银激烈络合生成银络离子进人溶液，银的浸出率达76%。金溶解的热力学数据指出，系统pH大于9.7时，溶解金发生水解而分出Au（OH) 3 或AuO2。尽管矿浆中含对银浸出有利，但有必要操控系统pH不高于9.7,确保取得高金浸出率。NaClO和C1- 既是浸出剂，又是氧化剂和络合剂，因而，保持必定的氯离子浓度，使反响物生成络合阴离子，能够进步金的溶解度，消除钝化，加快溶解反响。    次受热简单分化：                          3NaC1O ==== 2NaCl＋NaClO3    所以，浸出温度不宜过高，以45-50℃为宜。    国内某地难选氧化铜浸渣含金8.37g/t 、银21g/t。 用质量浓度为8.4g/L的NaC10和质量分数为8%的NaCl混合溶液浸出，浸出矿浆液固比3：1，系统pH为9.7，浸出温度53℃，浸出矿浆时刻7.5h，浸渣含Au 0.27g/t, Ag5g/t，金、银浸出率别离达96.7%和76.2%。部分浸出溶液补加适量浸出剂可回来浸出浸铜渣，适用于多段逆流浸出。

式中，OST为反响温度为T时嫡的改变。    常压不同反响温度时自由能、平衡常数、平衡转化率见上表3。    使用上边的计算结果绘成标明TiC14转化率X与热力学温度T的联系图1。氧化反响热力学计算结果通知咱们在氧化反响器及流场规划中，不但要考虑产能、质量、热平衡等问题，还要统筹TiCl4平衡的转化率问题，这样才干辅导咱们正确地设定氧化的操作参数。    实践中TiC14气相氧化反响是在高温下进行的（≥1300℃)，Ti02的粒子受反响温度、反响区的逗留时刻和加人的成核剂影响很大，欲制得均匀粒度为0. 2μm的高档颜料用Ti02是很不简单的事。下面临影响反响和产品功能的首要因素反响温度、反响时刻、成核剂、晶型转化剂及从反响区移出的时刻进行评论。    （一）反响温度    TIC14和氧在500-600℃就能够缓慢进行，700℃时就可显着察觉到TiO2气溶胶存在。跟着反响温度的进步，反响速率呈幂次函数添加。在600-1100℃温度范围内反响从受化学反响操控变为受动力学操控。在高于1100℃时，已到达很高的反响速率，反响时刻小于0.01s,反响的活化能为138kJ/ mol。    NB安基波夫等在电阻丝加热的石英管反响器中测定了TiC14氧化反响的动力学数据（见图2)。    从图2中能够看出，当反响温度＞900℃时，反响速率进步是十分快的。依此看，氧化操作中TiCl4和O2混合后的温度＞900℃是十分必要的。    研讨标明，该反响产品的晶型结构首要取决于反响物的开始温度（即反响的引发温度）和化学反响时刻。当反响温度为500-1100℃时，反响产品首要是锐钛型Ti02；当引发温度进步到1200-1300℃时，反响产品的金红石率可达65%-70％。因为由锐钛型Ti02转化为金红石型Ti02的活化能较高(460 kJ/mol)，特别是在反响区高温下逗留时刻极短的情况下，反响的开始温度就更显得更重要一些。实践证明，即便温度进步到1300℃，假如不加晶型转化促进剂也无法完成金红石型Ti02的转化率≥98％的目标。    （二）反响时刻    TiC14气相氧化反响需求在高温下进行，反响温度的进步尽管有利于生成粒子长大，可是生成粒子在高温区逗留时刻过长会使其过火长大，难以获得颜料用的Ti02产品。为了避免其过火长大，有必要操控生成粒子在高温区的逗留时刻。    从反响进程看，反响逗留时刻应包含TiC14与02混合成核时刻、化学反响时刻、晶粒长大和晶型转化时刻。一些研讨者经过对试验数据的数理统计处理，得出了Ti02均匀粒度与微观逗留时刻的联系，经历公式如下：[next]    结合温度操控有人曾绘出一条曲线来标明反响物和产品的温度改变（见图3）。    （三）晶型转化剂的效果    锐钛型Ti02在高温条件下能够向金红石型Ti02转化，在转化过程中自由能下降，晶体表面缩短，体积缩小，结构细密，稳定性好。应提出，因为晶型转化所需求的活化能高，晶型转化的动力学速度是缓慢的。即便在很高的温度>1300℃下，逗留数秒钟其转化率也不够大。在较低的温度≥850℃，要经20-30min才干使转化率到达抱负的程度。

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。

经预热的氧气夹藏石英砂，以15.24m/s（最好为30. 48m/s)的速度从给料导管轴向喷入。高速冲刷O2和TiC14成夹角穿插射流混合喷口处及反响区扩展管壁的疤料，Kerr-McGee公司运用这种技能。石英砂的粒度为10-40目(0.4-1.7mm），在氧气悬浮气流中浓度为0.1-v2.16g/ft3②（Ift3＝0.0283168m3）。    (4)高速气流再配以加盐除疤式的氧化炉。这种氧化炉的结构更为简略（见图8)。TiC14与Oz成90度穿插混合，因为推动力压力很大，在氧化炉高温区停留时间很短（≥0. l0s)，形成很高的流速(10-15m/s）。反响新生态的TiO2粒子还来不及在器壁上结疤，就进人骤冷段；与此同时，以N2作载体加人岩盐冲刷器壁上结疤，完结长周期安稳运转，现在国外大公司产能高的设备简直都选用这种办法。[next]    (5) TIC14双喷口节能型氧化反响器，其结构如图9所示。 [next]     作业原理：通过预热并按份额混有AIC13的TiC14气体，份额占TiCl4加人总量的约50％-60％，喷人与总量的热氧反响放出很多的热量；混合气流极快地流到TiC14喷口Ⅱ，与TiC14气流第2次穿插混合。第二孔喷人的TiCl4吸收部分反响热，升温很快，又开端同热氧反响。反响热并同上游混合流一并进人反响段完结悉数反响。    特色：喷口n喷出的TiC14吸收喷口Ⅰ下流的反响热，首要，可适当下降氧气的预热温度，节省了动力并有利于氧气预热量安全运转；其次，可使反响温度控制在1450℃，不至于过高；第三，因喷口Ⅱ的TiC14升温耗费了部分热焓，能够削减急剧骤冷通人的冷却气体量。这是现在最为先进的技能。此款设备的生产才能可到达年产10万吨钛。    国内20世纪开发的刮刀式氧化炉是比较落后的设备。现在氧化反响器朝着结构简略、高速(150m/s)、高压(0.4MPa)、气膜和加盐相结合除疤方法为主的方向开展。    （五）悬浮气流冷却、气固别离和制浆设备    从氧化炉移出的悬浮气流Ti02固相的浓度约为33％（质量），浓度达≥68％（体积）需求突然冷却到700℃以下，一般工艺上采纳的办法如下：①喷入冷却枯燥的循环尾气或，氮气直接冷却降温；②把冷却导筒浸人水中强化移热；③为加温传热，导游管内加人固体颗粒多为岩盐烧结的Ti02颗粒，冲刷管壁上的结垢，进步传热才能。    冷却导管的长度应满意在进人脉冲袋滤器前的悬浮气流的温度要低于275℃，以利于延伸滤袋的运用寿命。    气固别离设备可分为两级：榜首级旋风收尘器；第二级为脉冲布袋收尘器；也有一级脉冲布袋进行别离的，但粉尘浓度高所需求的布袋面积较大。布袋一般选用美国GORE-TEX、BH的公司全四氟乙烯、覆膜滤袋，也能够用覆四氟乙烯膜的玻璃纤维布袋，造价廉价一些。GORE-TEX公司的覆膜滤袋具有一种强韧而柔软的纤维结构，有满足的力学强度、杰出的清灰性，在低而稳的压力丢失下能长期运用，比普通的滤袋寿命长并能完结零排放。    制浆设备，布袋设备搜集下来的热Ti02粉料，经旋转阀加到制浆罐中，用去离子水稀释制浆并下降物料温度，发生的水蒸气和释放出的HC1、C12排到稀碱液脱氯罐中去脱氯后外排。    对设备的技能要求见表1。

(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。

新疆伊犁河区域某金矿，归于含金石英脉型。金以游离天然金为主，赋存态简略，绝大部分与石英和黄铁矿伴生。金属矿藏以黄铁矿为主，其次为黄铜矿、天然金和方铅矿等。化学分析含Au13.4g/t,Ag 452.4g/t, Cu0.11％，Fe 4.95%，S O.147%。可见，该金矿是一个高银低硫的氧化型金矿。用化浸出将污染伊犁河，所以选用非化工艺。    金和银均能与氯离子构成较安稳的络合物，在氯化物溶液中有氧化剂存在时，金和银的浸出反响可简略表明为：                                                       Au＋OX＋4Cl-—→AuC14-＋OX′                              Ag＋OX＋4C1-—→AuC143-＋OX′                                   Ag＋Cl-—→AgCl                           AgCl＋2NH3—→［Ag（NH3）2］+＋C1-    式中：OX为氧化剂，OX′为该氧化剂的复原态。    针对上述反响，探究在有氯盐或（和）存鄙人从该金矿石浸出金、银的或许性，并经过操控恰当的浸出条件，以到达别离浸出金银的意图。    1) NH4H-NaCl系统氯化浸出金和银    试验成果表明，在NH37%,氧化剂5%、NaCl 20%、液固比＝10：1,浸出时刻120min,温度80℃浸出条件下，用含氧氯化物作为氧化剂，有或许先挑选浸出银，银的浸出率达98%。而大部分金留在浸出渣中，便于独自处理。缺乏的是，约有24％的金同银一道被浸出进入溶液。要到达别离浸出金、银的意图，需要进一步改善浸出进程的挑选性。    2）HCl-NaCl系统氧化浸出金和银    为调查在HCl-NaCl系统中参加不同类型氧化剂一起浸出金和银的或许性，试验中，浸出条件定为：液固比＝10：1、浸出时刻120 min，温度80℃时，氧化剂用量增加但金浸出率增加不明显，而银浸出率影响则比较复杂。当氧化剂用量为2% -5%时，银浸出率大于96％，过多参加氧化剂将导致银浸出率下降，随后又有所上升。为了到达在该系统中一起浸出金和银的意图，曾探究了增加不同氧化剂的试验，典型的试验成果见下表。试验成果表明：在HCl-NaCl系统中，用一种金属离子和含氧氯化物作为氧化剂，可以一起浸出金和银，金浸出率到达96％，银浸出率大于98％。该浸出系统工艺简略，适于处量含银高的氧化型金矿。增加不同氧化剂一起浸出金、银的成果温度/℃浸出系统增加氧化剂金浸出率/%银浸出率/%80H4OH-NaCl含氧氯化物24.65.180HCl-NaCl金属离子85.399.890HCl-NaCl含氧氯化物91.799.790HCl-NaCl双氧化剂92.599.890HCl-NaCl双氧化剂96.199.9

当铝中加入的合金元素含水量超过其极限溶解度时，淬火加热时便有一部分不能溶入固溶体的第二相出现称之为过剩相。在铝合金中过剩相多为硬而脆的金属间化合物。它们在合金中起阻碍滑移和位错运动的作用，使强度、硬度提高，而塑性、韧性降低。合金中过剩相的数量愈多，其强化效果愈好，但过剩相多时，由于合金变脆而导致强度、塑性降低。

废铜水,通俗的讲就是含铜的废水，废铜水是怎么产生的？怎么处理掉那，来和小编一起看看吧。&nbsp;&nbsp; 随着经济的发展、城市化进程的加快和人民生活水平的提高，垃圾的排放量迅速增加。每年新增垃圾100亿t。对垃圾泛滥成灾的现实，世界各国的视线已不再仅仅停留在如何控制和消毁垃圾这一老问题上，而是采取积极的态度和有力的措施，着手科学地处理、利用垃圾，将垃圾列为维持经济持续发展的&ldquo;第二资源&rdquo;，向垃圾要资源、要能源、要效益。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 目前，我国历年垃圾堆存量已达60亿t，占用耕地5亿m2。全国为660个，城市中有200个城市陷入垃圾包围之中。以城市人口2.6亿为例，如每人每年产生440 kg垃圾计算，年产生垃圾量为1.14亿t。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 20世纪50年代到60年代中期，是垃圾污染矛盾激化的年代。60年代中期以后，大体形成了填埋、焚化、堆肥等一系列处置方法。如在美国，垃圾用填埋法处理的占85%，焚化法处理的仅占10%。日本国土不大，填埋法处理的只占26.9%，而焚化法处理占的61%。瑞士也是以焚化法为主，占53%。西欧几个国家以填埋法为主，并多为有控制的填埋法。20世纪70年代以来，日、美、英、法等国，由于受资源和能源危机的影响，对废物采取了&ldquo;资源化&rdquo;的方针，垃圾、粪便的处理不断向&ldquo;资源化&rdquo;的方向发展。尤其对于废物，日本已有25.3%的城市开展了从垃圾中分选回收物品的活动，1976年回收废物达3900万t，占当年废物排量的49.5%。近年来，有些国家还发展了无机垃圾堆山法，并在垃圾山的表面上种植树木、花草，发展街心公园，起到美化城市的作用。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 1 现有城市垃圾处理方法&nbsp;&nbsp;&nbsp; 解决垃圾问题的目标是将垃圾减容、减量、资源化、能源化及无害化处理。目前主要有填埋、堆肥及焚烧处理三种方法。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 1.1 填埋处理&nbsp;&nbsp;&nbsp; 垃圾填埋历史久远，是普遍采用的处理方法。因为该方法简单、省投资，可以处理所有种类的垃圾，所以世界各国广泛沿用这一方法。从无控制的填埋，发展到卫生填埋，包括滤沥循环填埋、压缩垃圾填埋、破碎垃圾填埋等。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 采用填埋处理法，首先要防止从废物中挤压出的液体滤沥及雨水径流对地下水的污染。一般规范要求回填地最低处的标高要高出地下水位3.3 m以上，并且回填地的下部应有不透水的岩石或粘土层。否则需另设粘土、沥青、塑料薄膜等不透水层。其次，填埋场应设置排气口，使厌氧微生物分解过程中释放出的甲烷等气体能及时逸出，避免发生爆炸。回填后的场地，一般在20年内不宜在其上修建房屋，避免由于回填场不均匀下沉造成的结构破坏，但可作绿地、农田、牧场等使用。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 填埋处理用地，尽量选用天然的或人工挖出的洼地，开发资源后的废粘土坑、废采石场、废矿坑等。将垃圾填埋于坑中，有利于恢复地貌，维持生态平衡，但如果在大面积的洼地、港湾、山谷等回填，则需考虑是否会破坏生态平衡。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 1.2 堆肥处理&nbsp;&nbsp;&nbsp; 堆肥是我国、印度等国家处理垃圾、粪便、制取农肥的最古老技术，也是当今世界各国均有研究利用的一种方法。堆肥是使垃圾、粪便中的有机物，在微生物作用下，进行生物化学反应，最后形成一种类似腐殖质土壤的物质，用作肥料或改良土壤。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 堆肥处理是利用微生物分解垃圾有机成分的生物化学过程。在生物化学反应过程中，有机物、氧气和细菌相互作用，析出二氧化碳、水和热，同时生成腐殖质。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 堆肥的关键，在于提供一种使微生物活跃生长的环境，以加速其致菌分解过程，使之达到稳定。堆肥主要受废物中的养分、温度、湿度、pH等因素的控制。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 根据堆肥原理，可分为厌氧分解与好氧分解两种。厌氧分解需在严格缺氧条件下进行，厌氧微生物分解生长较慢，故不多用。好氧分解过程可同时产生高温，可以杀灭病虫卵、细菌等，我国主要采用好氧分解法。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 堆肥技术的工艺比较简单，适合于易腐有机质含量较高的垃圾处理，可对垃圾中的部分组分进行资源利用，且处理相同质量垃圾的投资比单纯的焚烧处理大大降低。堆肥技术在欧美国家起步较早，目前已经达到工业化应用的水平。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 1.3 焚烧处理&nbsp;&nbsp;&nbsp; 焚烧是指垃圾中的可燃物在焚烧炉中与氧进行燃烧过程。实质是碳、氢、硫等元素与氧的化学反应。垃圾焚烧后，释放出热能，同时产生烟气和固体残渣。热能要回收，烟气要净化，残渣要消化，这是焚烧处理必不可少的工艺过程。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 焚烧处理技术的特点是处理量大，减容性好，无害化彻底，焚烧过程产生的热量用来发电可以实现垃圾的能源化，因此是世界各发达国家普遍采用的一种垃圾处理技术。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 通过焚烧可以使可燃性固体废物氧化分解，达到去除毒性、回收能量及获得副产品的目的。几乎所有的有机性废物都可以用焚烧法处理。对于无机-有机混合性固体废物，如果有机物是有毒有害物质，一般也最好采用焚烧法处理。焚烧法适用于处理可燃物较多的垃圾。采用焚烧法，必须注意不造成空气的二次污染。日本以及欧洲的瑞士、瑞典等国在一般焚烧法基础上，还发展了高温与中温分解，使垃圾在1650 ℃以上的高温下基本或完全燃烧，并回收释放的能量作为能源。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 焚烧是销毁垃圾利用热能的一种垃圾处理技术。但是，只有对那些不能回收有价物，只能回收热能的垃圾，垃圾焚烧处理才是科学、合理的。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 2 现有城市垃圾处理方法的局限性&nbsp;&nbsp;&nbsp; 2.1 填埋处理的局限性&nbsp;&nbsp;&nbsp; 填埋处理埋掉了可利用物，填埋场地的选择越来越困难，运输、填埋、管理等费用也不断提高。填埋场占地面积大，同时存在严重的二次污染，例如垃圾渗出液会污染地下水及土壤，垃圾堆放产生的臭气严重影响场地周边的空气质量，另外，垃圾发酵产生的甲烷气体既是火灾及爆炸隐患，排放到大气中又会产生温室效应。而且填埋场处理能力有限，服务期满后仍需投资建设新的填埋场，进一步占用土地资源。员本┪绻捎孟衷诘募际酰本┦?2000 t/d的垃圾进行卫生填埋处理，单是建设投资就高达7.2亿元人民币（不含征地费用），而且填埋场的寿命也只有12 a。基于以上原因，国外从80年代以来，卫生填埋设施有逐渐减少的趋势，成为其他处理工艺的辅助方法，用来处理不能再利用的物质。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 2.2 堆肥处理的局限性&nbsp;&nbsp;&nbsp; 堆肥处理不能处理不可腐烂的有机物和无机物，垃圾中的石块、金属、玻璃、塑料等废弃物不能被微生物分解，这些废弃物必须分捡出来，另行处理，因此减容、减量及无害化程度低；堆肥周期长，占地面积大，卫生条件差；堆肥处理后产生的肥料肥效低、成本高，与化肥比销售困难，经济效益差。引进国外技术投资巨大，不适合我国国情。发达国家由于生活垃圾中的易腐有机物含量大大低于我国的一般水平，因此靠堆肥只能处理15%左右的垃圾组分，这在一定程度上阻碍了堆肥技术的推广。堆肥技术必须是将新鲜的垃圾首先进行分类后再将易腐有机组分进行发酵，才能有效地防止重金属的渗入，从而保证有机肥产品达到国家标准，真正实现无害化和资源化。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 2.3 焚烧处理的局限性&nbsp;&nbsp;&nbsp; 焚烧处理对垃圾低位热值有一定要求，不是任何垃圾都可以焚烧的。垃圾中可利用资源被销毁，是一种浪费资源的处理方法，即使回收热能也只能做到废物一次性再生的目的，无法实现资源的多次循环利用。焚烧产生的大量烟气，带走的热能又是一种很大的损失。产生的烟气必须净化，净化技术难度大、运行成本高。焚烧产生的残渣还必须消化。还有，焚烧设备一次性投资大，运行成本高。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 3 城市垃圾处理方法的综合利用&nbsp;&nbsp;&nbsp; 表1为美国垃圾处理方式及各年所占比重。综合利用应包括以下几个方面的内容：&nbsp;&nbsp;&nbsp; （1）可用物资（废纸、金属、玻璃等）的回收再生利用；&nbsp;&nbsp;&nbsp; （2）易腐有机物的堆肥处理；&nbsp;&nbsp;&nbsp; （3）高热值不易腐有机物的能量利用；&nbsp;&nbsp;&nbsp; （4）灰渣的固化处理，实现灰渣的材料化。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 废铜水在许多国家垃圾处理实践表明，其中的 70% 可以回收，废铜水成为再生原料供重复利用。城市垃圾被誉为&ldqu

废锡水是投资锡的人较为关心的一个信息，其特性需要掌握。产品名称：废锡水产品价格：6000-7000元/吨公司所在地：四川 成都发布时间：2010-8-12 15:44:25产品描述：供应：废锡水废锡水按含量计价，测定可找专业从事测定检验实验室，4.1就是含锡的百分比，即100克含锡4.1克.退锡水是一种因应目前线路之发展需求，而研发出的单液剥锡铅液，适用在常温下喷洒或浸泡操作方式。以硝酸为主要成分，但不含任何氟化物，故不浸蚀底材及铜面，即使长期使用不会产生&ldquo;白点&rdquo;现象，咬铜速率低，且有抗氧化性能。另有以下特点：&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp; 1极少的沉淀产生，机器维护保养容易；&nbsp;&nbsp;&nbsp; 2全系列不含氟，不浸蚀底材和铜面，废水处理容易；&nbsp;&nbsp;&nbsp; 3剥锡铅速度快、稳定、高锡铅咬蚀量（100%/L以上）；&nbsp;&nbsp;&nbsp; 4适用于喷洒或浸泡的设备，维护管理容易，操作简便&nbsp;&nbsp;&nbsp; 5低咬铜速率；剥除锡铅后光泽性好，不易氧化；如果你想更多的了解废锡水等其他信息，你可以登陆上海有色网进行查询。

中国铝土矿的储量及品位如表6。表6  中国铝土矿的储量及品位表序号产地工业储量/万吨远景储量/万吨合计储量/万吨Al2O3/%A/S1山西省9084559166500064.55.12贵州省10665.131276.341941.465.286.283河南省187001530034000　　4广西壮族自冶区6268102981656663.514.85云南省907.39281.910189.26266山东省2954225852126347四川省11281279240762.545.678海南省　　223041~4469陕西省　　1696.660~656　全国合计　　180000654~6     中国铝土矿的特点是：一水硬铝石型，A12O3含量高，达60%以上。SiO2含量也高，A/S低，一般为4-6。富矿数量少且分散。    中国也有丰富的霞石资源。仅云南省个旧地区，经初勘表明储量达30亿吨，其中C1＋C2级2.8亿吨，品位为A12O3 24，K2O8%-10%，其特点是含K高。在四川省也有霞石资源发现。    中国也有丰富的明矾石资源。浙江省平阳矾山有储量：表内A+B+C1＋C2级1.4亿吨，明矾石含量46.31％；表外1.04亿吨，明矾石含量32％。安徽省卢江有储量：表内B＋C1＋C2级1.3亿吨，明矾石含量38.7%；表内富矿0.6亿吨，明矾石含量47.5%。

1986年河南桐柏银矿投产以来，又有20多个独立银矿山连续竣工投产，因而银精矿已成为我国白银出产的重要来历。但因为我国银矿石的档次偏低、矿藏成分镶嵌杂乱，所产出的银（精）矿除少数可选用传统化法收回金银外，大多尴尬处理银精矿。氯化焙烧法、加压氧化法、硝酸氧化法和氯盐—加压氧化法等预处理手法能大起伏改进银的收回率，但关于贵金属元素中报价最低而化学性质却最生动的银而言，这些工艺仍缺少经济竞争力。故银精矿大多被搭配到相应的铅或铜冶炼炉中处理，而金银则从其阳极泥中归纳收回。但是因熔炼工艺存在收回流程长、资金占压严峻等缺陷，故怎么经济地处理含银矿石仍然是国内外冶金工作者未能很好处理的重要难题。  水氯化法曾一度是从矿石中提金的首要办法，但跟着易浸金矿石资源的日渐干涸，难处理金矿石的比重逐渐加大，特别是对环境保护的要求日趋严厉，化面对经济与环保的两层应战。因而，水氯化提金法从头受到重视。现在已有多家工厂投入出产，如南非用水氯化法浸出金精矿焙砂时的浸金率达99%，前苏联浸出含金110g/t的脱砷焙砂时的浸金率达98%，而美国用水氯化法处理含砷、碳矿石，浸出18h时的浸金率达94%，单耗17.5kg/t矿。本文拟对某炭质银金精矿的焙烧进程及其水氯化法提金工艺进行开始研讨。     1 试验部分      1.1  原料及试剂  试料系某银矿的浮选银金精矿，且粒度-0.074mm的物料约占95%。物相分析标明，首要硫化矿藏为FeS2，并伴有少数的方铅矿、闪锌矿、黝铜矿等；首要脉石为硅酸盐类如绢云母；并有较高含量的石墨碳，其化学成分及其金银的化学物相分析成果别离见表1和表2，其间CT为总碳含量;Corg为除碳酸盐以外的有机碳含量。  表1  银金精矿多元素分析成果  %  组分Ag/g·t-1Au/g·t-1CuPbZnFeSCaSiO2 Al2O3CT Corg含量440017.30.392.052.2726.4925.290.9925.293.896.716.69 表2  银精矿中的金和银的化学物相分析 金品种含量g·t-1分配率/%　银品种含量g·t-1分配率/%单体金及露出连生体金15.8795.09天然银与角银矿49011.31辉银矿178041硫化物包裹金0.724.31黄铁矿等硫化物中包裹银203046.87硅酸盐包裹金0.10.6脉石中包裹银310.72小计16.69100小计4331100     1.2  工艺流程    因为所处理的银精矿为炭质高硫矿，若选用水氯化法直接处理时，其间的首要硫化物将与发作如下反响（以黄铁矿为例）：                          FeS2+7Cl2+8H2O=FeCl2+12Cl-+2SO42-+16H+    由上式不难看出，每溶解1kg黄铁矿（折合硫0.533kg）将需求至少4.13 kg，假定精矿中的硫悉数以黄铁矿存在，则溶解1t该精矿的硫，需求1959 kg，按1200元/t核算，仅的费用就高达2352元，明显其药剂本钱是不能承受的。因而，本项研讨选用焙烧工艺，先使大部分硫化物转化为SO2（工业出产可考虑用于制酸），以下降水氯化浸出时的耗费量。试验工艺流程如图1所示。 [next]                          图1 水氯化法处理银金精矿的工艺流程示意图     试验时，首要制备焙砂并经XZP-100振动磨再磨1min后用于水氯化提金，然后从其浸出渣收回银。浸金是在可控温的磁力拌和器上的锥形瓶中进行的, 经缓冲瓶后通入，电位及pH值由pHS-2C精细酸度计丈量；浸银试验是由电炉加热、6402型电子继电器和触点式温度计控温、JB-50电动拌和机拌和的带盖的烧杯中进行的。    1.3  分析办法    银精矿、焙砂及固体渣样中金银含量选用火试金法分析，而液相中的银用原子吸收光谱法，其间除非特别指明外，水氯化浸金进程中仅分析金。     2 成果与评论      2.1  银精矿焙砂的制备    因为受炭质银精矿本身性质的约束，焙烧往往很难到达一起改进金银浸出率的意图，一般需求增加硫酸盐或氯化物进行硫酸化或氯化焙烧。本试验焙砂的制备条件为：当有5%以上的增加剂存在的情况下，选用分段焙烧，即榜首段焙烧温度为400℃、焙烧时刻为1h；第二段焙烧温度与焙烧时刻别离为400～670℃和4h。所得焙砂经细磨、调浆后供水氯化浸金试验用。    2.2  水氯化法提金  在水氯化提金进程中，焙砂中残留的硫化物亦被氧化，银将以氯化银方式残留在水氯化渣中；然后选用传统的化法、硫代硫酸盐法或法等都可将水氯化浸金渣中的银收回，且其银的收回率将有较大起伏的进步。    2.2.1  温度对金浸出率的影响  为了保持有满足量的游离氯离子，以保证金氯络离子的稳定性，在水氯化浸金进程中，需增加10～20g/L NH4Cl。在固定的浸出条件（电位大于1.0V、时刻为6h）下，调查了水氯化浸出温度对金浸出率的影响，其试验成果见图2。图2的曲线标明：当温度由室温升至45℃，金的浸出率则进步了约16%，但持续进步温度，金的浸出率却稍有下降，这是因为跟着温度的升高，的溶解度有所下降，且耗氯的副反响加重，浸出液的色彩也由黄绿色逐渐转变成黄棕色，其浸出渣率明显削减（如浸出12h，室温文45℃时的渣率别离为93%和74%左右），也就是说很多的铁氧化物也被溶出，这对后续的金银收回是晦气的。别的，因该焙砂的金含量较低，所以选用室温浸出工艺较好。[next] 图2 温度对金浸出率的影响NH4Cl:20g/L HCl:0.8mol/L  L/S:4:1  t:6h    2.2.2  浸出时刻对金浸出率的影响  在常温及适宜的流量下（由水溶液的电位调理）调查浸出时刻对浸金率的影响，其试验成果如图3所示。图3的曲线标明：金的浸出率跟着浸出时刻的延伸而明显进步，但浸出时刻以10h为宜，此刻的金浸出率为96.1%，渣含金0.7g/t左右。 图3 浸出时刻对金浸出率的影响 NH4Cl:20g/L  HCl:0.8mol/L  L/S:4:1     2.2.3 水氯化法工艺的试剂耗费  因为试验规划小，且试验进程中常遇到瓶阀门阻塞等困难，有关耗量等参数没有进行具体考察，但据文献报导，水氯化法处理含硫0.46%的焙砂时，耗量为35kg/t。本试验焙砂的含硫量虽大于1%，但曾以稀硫酸溶液能否浸出很多银来判别所制备焙砂的质量好坏，故焙砂中的硫化物含量将很低，因而其的耗量似不会超越文献报导的水平。别的，据文献报导, 、及的试剂本钱别离为吨矿1.0、1.5和2.5美元，由此可见，水氯化法的试剂本钱与化法比较毫不逊色，这也许是除环保要素以外，水氯化提金法在炭质金矿处理领域中的研讨非常活泼的原因之一。    2.3  水氯化浸金渣中的银收回  硫代硫酸盐法是近几十年来研讨得最多的几种非提金办法之一。除与铁氧化物构成的难溶银化合物外，水氯化浸金渣中的银均转化为易溶的氯化银等，因而，选用硫代硫酸盐法进行了收回银的测验，最佳浸出条件为：室温、pH 值为9、液固比为25:1、 Na2S2O3浓度为20～25 g/L和浸出时刻3h，此刻，银的最佳浸出率约94.1%～95.6%。     3 结  论      3.1  该炭质银精矿组成杂乱，难以用传统的化法处理，但经焙烧—水氯化浸金—硫代硫酸盐浸银，其金银浸出率最高可别离达96.1%和95.6%。该法选用非试剂常温浸出，金银的浸出率高，适合于在小型金银矿山选用。    3.2  因为受试验室试验规划的约束，许多参数如耗量、贵液中的金银收回等还有待于进一步研讨。

广西玉林区域某含铜呈微细粒嵌布的金矿石属难选金矿石，矿石的首要金属矿藏为黄铁矿、硫化铜矿和少数Pb、Zn、Sb的矿藏。原矿含金档次15～32g/t，含铜1.4%～2.5%，含硫20％～28%。矿石中金首要以天然金产出，首要呈纤细状被硫化铜、黄铁矿所包裹，不适于捕集或惯例化提金。    矿石磨至-200目，在650～800℃下焙烧4～6h。焙砂用质量浓度为15g/L的H2S04,在80～90℃、液固比（1.5～2）:1下浸铜4h。浸铜后的残渣，若铜量低于0.5%即选用氛化法浸出金；若超越0.5%即用化法浸出金。    通过探究试验，选用5%、饱满氯水作为浸出剂，浸出固液比为1：（3～5），密封拌和浸出1h（确保停止时有游离氯存在），金的浸出率可达95%以上（原矿Au 32.8g/t,焙砂浸渣Au 43.7g/t，用饱满氯水酸度5%，固液比1：3，间歇半小时通氯共2h，残渣Au 1.53g/t，Au浸出率为94.5%）。    用含5%～10%的饱满氯水浸出金的贵液，通过滤除掉游离氯后，水洗烘干，放人耐火坩埚中，参加少数硼砂和纯碱，在炭炉中渐渐加热，然后升温熔炼出锑、金合金块。金的收回率98%。    最近，美国还报导了氯化物氧气加压浸出硫化物、氧化物和金属废料的工艺。研发的工艺包含用C12-O2、HC1-O2、FeC12-02、CaC12-02、H2S04-CaC12-02，在温度95～102℃，压力207 ～345 kPa条件下进行浸出，从杂乱的硫化物精矿、废金属、熔炉废料和金属氧化物等物猜中提取Cu, Pb, Zn, Ni, Co, Hg, Au, Ag和其他金属，美国矿务局还着重空气能够用作O2的来历，随后的金属收回办法决议了是C12, HCl, FeC12仍是CaC12适宜于返回到反应器再用。含砷金矿，金的收回率在99%，作为不溶成分留在浸出渣中的元素有A1、As、Cr、Fe、S、Sb和Si。    氯化物一氧气浸出是一个从各式各样的杂乱物猜中浸出金属的最有用和环保上答应的办法。由于不发生有毒的气体、液体或固体废物。此技能已在工厂得到验证，是很有远景的办法。

MnO(OH) 【化学组成】常含SiO2、Fe2O3、Al2O3、CaO等混入物。 【晶体结构】单斜晶系；a0=0.888 nm,b0=0.525 nm,c0=0.571 nm,β=90°；Z=8。注意：水锰矿也是β=90°的单斜晶系。 【形态】晶体常呈柱状。沿c轴伸长，柱面具清晰纵纹。集合体成束状。双晶以(011)为接合面。沉积成因者多呈隐晶质块体,也有成鲕状或钟乳状者。 【物理性质】暗钢灰至黑色；半金属光泽。解理平行{010}完全,平行{110}和{001}中等。硬度3.5～4。相对密度4.2～4.33。性脆。 【成因及产状】形成于较还原环境中，在低温热液矿脉中常呈晶簇状与重晶石、方解石共生。沉积作用形成的水锰矿则常呈块状或鲕状，此时为四价锰矿物(软锰矿)和二价锰矿物(菱锰矿)之间的过渡产物。在氧化条件下水锰矿不稳定,易氧化成软锰矿。 【鉴定特征】以其晶形,柱面条纹和褐色条痕初步鉴定。与其类似矿物的可靠区别需用差热曲线和X射线粉晶数据进行鉴定。 【主要用途】锰的重要矿石矿物。

锡水铜线是应用比较广泛的一种铜线，此外，铜线还分为镀银铜线:镀银铜线在某些场合称之为镀银铜丝或镀银丝，是在无氧铜线或低氧铜线上镀银后，经过拉丝机拉细而成的细线。镀银铜线分为镀银软圆铜线和镀银硬圆铜线。镀银软圆铜线是经过退火，改变其物理特性，以达到变软的目的。好的镀银铜线镀层连续牢固地附在导体表面，经试样后样品表面不变黑。镀银的镀层表面应该光滑连续、没有银粒、毛刺、机械损伤等有害缺陷镀银铜线是铜芯上同心地镀覆银层而制成的。它综合了两种 金属 的特点，具有很好的导电性能，以及明亮而光泽的表面，而且银层具有很高的耐腐蚀性。正因为这些优点，镀银铜线成为高频线和 有色 纺织线的首选产品。康铜丝是以铜镍为主要成份的电阻合金。特点：具有较低的电阻温度系数，较宽的使用温度范围（480℃以下），加工性能良好，具有良好的焊接性能。主要用于制作仪器仪表，电子以及工业设备中的电子元件。此外还有一种新康铜电阻合金,为铜铁基同合金，它具有与康铜一样的电阻率，基本相近似的电阻温度系数，和相同的使用温度。新康铜与康铜电阻合金相比由于不含 价格 较高的镍，而具有低 价格 的优胜，但抗氧化性能比康铜差。在比较多的方面能够替代康铜丝电阻合金.&nbsp;&nbsp; 还有漆包铜线线是绕组线的一个主要品种，由导体和绝缘层两部组成，裸线经退火软化后，再经过多次涂漆，烘焙而成。但要生产出即符合标准要求，又满足客户要求的产品并不容易，它受原材料质量，工艺参数，生产设备，环境等因素影响，因此，各种漆包线的质量特性各不相同，但都具备机械性能，化学性能，电性能，热性能四大性能。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 更多关于锡水铜线的相关信息请更多关注上海 有色 网。&nbsp;

龙水岭选矿厂规划规划为100t/d，1979年投产。1984年又建有一座规划为10t/d在提金车间。   （1）矿石性质：龙水岭矿石属中温裂隙充填型含金硫化物矿床，矿体赋存在黄岗岩与砂页岩地层触摸部位。矿石中首要金属矿藏有黄铁矿，其次有方铅矿、黄铜矿、少数闪锌矿、斑铜矿和天然金等。脉石矿藏以石英为主，少数绢云母、白云石、方解石、重晶石等。    天然金首要赋存在黄铁矿裂隙中，一般与黄铁矿和石英共生。金的嵌布粒度不均匀，并且粒度较细，大部分都在0.1mm以下，一般为0.01~0.006mm。矿石密度2.87t/m3，普氏硬度8~10。   （2）工艺流程：用浮选取得含金硫精矿，精矿再磨后进行浸出、铁板置换，产出金泥和副产硫精矿，金泥熔炼后得终究产品合质金。工艺流程见下图。    提金工艺是当今世界上黄金选冶的一项新技术。龙水选矿厂提金车间是我国第一座较为完好的工业型实验工厂。提金工艺是当今世界上黄金选冶的一项新技术。龙水选矿厂提金车间是我国第一座较为完好的工业型实验工厂。提金无毒，本钱与惯例化法附近，关于我国数量较多的含金硫砷矿藏提金更具有优越性。    该工艺经过河北峪耳崖金矿和张家口金矿的半工业实验，以及龙水金矿的工业实验标明，浸出置换工艺目标较高，浸出与铁置换在同工序完结，流程较短。该车间规划对置换铁板的提取、清洗、金泥脱落等设有自动化设备，取得了较好的作用。缺陷是，铁板置换在板上简单发生坑洼而缩短铁板的使用寿命，一起金泥中铁含量较高，添加金熔炼的复杂性。为此，从往后的工艺开展和完善出产动身，应对-炭浆法（树脂矿浆法）提金进行研究，以改善法提金和熔炼工艺。龙水岭选矿厂工艺目标见表一，单位耗费目标见表二，首要设备见表三。 表一表二表三

固相烧结：固态烧结的主要传质方式有：蒸发-凝聚、扩散传质等。 1、 蒸发-凝聚传质 蒸发-凝聚传质时在球形颗粒表面有正曲率半径，而在两个颗粒联接处有一个小的负曲率半径的颈部，根据开尔文公式可以得出，物质将从饱和蒸气压高的凸形颗粒表面蒸发，通过气相传递而凝聚到饱和蒸气压低的凹形颈部，从而使颈部逐渐被填充。球形颗粒接触面积颈部生长速率关系式:                         蒸发-凝聚传质的特点是烧结时颈部区域扩大，球的形状改变为椭圆，气孔形状改变，但球与球之间的中心距不变，也就是在这种传质过程中坯体不发生收缩，即⊿L/L0 =0。气孔形状的变化对坯体一些宏观性质有可观的影响，但不影响坯体密度。 2、 扩散传质 在大多数固体材料中，由于高温下蒸气压低，则传质更易通过固态内质点扩散过程来进行。在颗粒的不同部位空位浓度不同，颈部表面张应力区空位浓度大于晶粒内部，受压应力的颗粒接触中心空位浓度最低。系统内不同部位空位浓度的差异对扩散时空位的漂移方向是十分重要的。扩散首先从空位浓度最大的部位(颈部表面)向空位浓度最低的部位(颗粒接触点)进行，其次是颈部向颗粒内部扩散。空位扩散即原子或离子的反向扩散。因此，扩散传质时，原子或离子由颗粒接触点向颈部迁移，达到气孔充填的结果。 扩散传质初期动力学公式：    x/r = K r-3/5t1/5                在扩散传质时除颗粒间接触面积增加外，颗粒中心距逼近的速率为  ⊿L/L0 = K1 r-6/5t2/5            烧结进入中期，颗粒开始粘结，颈部扩大，气孔由不规则形状逐渐变成由三个颗粒包围的圆柱形管道，气孔相互联通。科布尔(Coble)提出烧结体此时由众多个十四面体堆积而成的，Coble根据十四面体模型确定了烧结中期坯体气孔率(Pc)随烧结时间(t)变化的关系式:        式中 L为圆柱形空隙的长度，t为烧结时间，tf为烧结完成所需要的时间。 烧结进入后期，晶粒已明显长大，气孔己完全孤立，气孔位于四个晶粒包围的顶点。从十四面体模型来看，气孔已由圆柱形孔道收缩成位于十四面体的24个顶点处的孤立气孔。根据此模型Coble导出了烧结后期坯体气孔率（Pt）为：

&nbsp;硅锰水渣作为在铸造硅锰合金后残留下来的废物品。如利用硅锰水渣在中频炉中生产硅锰合金以及利用硅锰水渣和锡渣烧制硅酸盐水泥熟料等。每年随着硅锰合金的产出会产生大量的硅锰水渣，如何利用先进技术让这些硅锰水渣变废为宝成为未来一个具有前景的 行业 。&nbsp;&nbsp;硅锰水渣具有二次回收利用的价值。

稀土图稀土根据稀土元素间物理化学性质，稀土类元素分为轻、重两组。 　　1)轻稀土(又称铈组)：镧、铈、镨、钕、钷、钐、铕。 　　2)重稀土(又称钇组)：钆、铽、镝、钬、铒、铥、镱、镥、钪、钇。 　　铈组与钇组之别，是因为矿物经分离得到的稀土混合物中，常以铈或钇比例多的而得名。 　　稀土 金属 (rare earth metals)又称稀土元素，是元素周期表ⅢB族中钪、钇、镧系17种元素的总称，常用R或RE表示。它们的名称和化学符号是钪(Sc)、钇(Y)、镧(La)、铈(Ce)、镨(Pr)、钕(Nd)、钷(Pm)、钐(Sm)、铕(Eu)、钆(Gd)、铽(Tb)、镝(Dy)、钬(Ho)、铒(Er)、铥(Tm)、镱(Yb)、镥(Lu)。它们的原子序数是21(Sc)、39(Y)、57(La)到71(Lu)。稀土就是化学元素周期表中镧系元素&mdash;&mdash;镧(La)、铈(Ce)、镨(Pr)、钕(Nd)、钷(Pm)、钐(Sm)、铕(Eu)、钆(Gd)、铽(Tb)、镝(Dy)、钬(Ho)、铒(Er)、铥(Tm)、镱(Yb)、镥(Lu)，以及与镧系的15个元素密切相关的两个元素&mdash;&mdash;钪(Sc)和钇(Y)共17种元素，称为稀土元素(Rare Earth)。简称稀土(RE或R)。稀土元素在地壳中丰度并不稀少，只是分散而已。因此，虽然稀土的绝对量很大，但就目前为止能真正成为可开采的稀土矿并不多，而且在世界上分布极不均匀，主要集中在中国、美国、印度、前苏联、南非、澳大利亚、加拿大、埃及等几个国家，其中中国的占有率最高。 　　　总之中国的稀土资源储量大，矿种和稀土元素齐全，稀土品位高，矿点分布合理等。更多有关稀土图的内容请查阅上海 有色 网

砷黄铁矿归于难处理金矿之一，金首要呈细粒和极微细粒状天然金嵌布于硫化物中，特别是毒砂中，平江金矿归于此种类型。金精矿含金约100g/t，砷、硫各约20%,金绝大部分（80%以上）存在于硫化物包裹体中，这就给浸出金工艺带来了困难。经过一系列的试验与分析，已根本弄清了浸渣中含金高的原因，首要是原嵌布在毒砂黄铁矿中的极细微粒金，经焙烧后，又部分地被焙烧产品—铁氧化物包裹着。经过电位-pH热力学分析以为，用化法浸出金是可行的。    1）从高含硫焙砂中直接浸出金    硫对化浸出金的影响试验可知，氯能将铁硫化物溶解，这就是说，溶液中保持有较高的氧化电位，即有必定过剩氯存在时，可使铁（Fe2+）充沛氧化为Fe3+，而金则可到达最大极限的溶解。下表1为该物料工业回转窑焙砂（含Au 146g/t，S6.07%）的直接化浸出金的成果。表1        高含硫焙砂直接化浸出金成果条件成果阐明液固比时刻/h通氯进展浸渣/%浸液/（g·l-1）Au/（g·t-1）S渣率金浸出率HClClSO42-Fe3+Fe2+Au/（mg·L-1）　4慢1434.1487.514.339.561.931.9726.93—10.44滤液无氯味26快21.00.8465.7390.653.71143.273.0474.390.2266.14微有氯味　8快20.00.2067.0790.818.36171.682.0593.831.1266.28微有氯味     表中后两种浸渣中含金约14g/t，焙砂经第2次浸出后，便降为10.8g/t，这与低硫焙烧浸出金成果适当，金总浸出率达92.6%。    2)硫酸浸铁一化浸出金    为调查残渣中酸溶物包裹金与铁氧化物之间的联系。将这些浸渣混匀后用硫酸浸铁，再将酸渣氯化浸出金。成果见表2和表3。 表2                     一次氯化浸渣酸浸铁-化浸出金成果酸浸条件酸浸成果二次氯浸总作用（相对于焙砂）酸料比液固比温度/℃时刻/h渣率/%Au/（g·t-1）Fe/%铁浸出率/%总渣率/%总浸出率/%折合焙砂AuFeAu/（g·t-1）Fe/%12901057.7920.522.3861.1154.3895.4766.65.112.041.59542.18306.3592.5739.3197.3293.23.542.45[next]表3                        渣中金的嵌布状况试样称号含量/（g·t-1）试金/（g·t-1）铁物相/%m单体金硫化物包裹体金酸溶物包裹金难溶物包裹金算计Fe2O3Fe3O4硫化铁硅酸铁算计一次氯化渣1.120.75100.9512.821334.720.130.114.1339.092.86×10-5酸浸渣25.250.7513.7530.75303.770.10.0452.486.4　二次氯化渣3.50.7513.68.8593.320.10.0452.936.42.92×10-5     注：表中m为酸溶物包裹金、铁氧化物。    酸浸，每次用1 kg一次氯化浸渣；该渣含Au 13 g/t, Fc 36.04%。经酸浸法浸出后，金浸出率显着进步。当酸料比降至接近于理论值（按Fe203耗酸量2.625 g H2SO4/g Fe计，该理论值为0.973 5）时，金浸出率便跟着铁溶解率显着下降而显着下降，这就阐明残渣中金与铁氧化物是密切相关的。    由表3可知，经酸浸之后，酸溶物包裹金露出出来，因为1，2次氯化浸渣之m值很附近，便可推断出该酸溶物包裹的金处在铁氧化物之中。    由此可知，即便砷黄铁矿焙砂中含硫化物硫的质量分数达5%以上，金的化浸化率仍能达90%以上。化浸出金对这类固执金来说，是一种有用的办法，其速度特快，只需浸出1h，约160g/t的焙砂中的金就能最大极限地溶解下来。但此进程也存在缺乏：①耗氧气量大（理论耗量Cl : S＝10）；②将导致浸出金速度显着地减慢；③进入溶液中的杂质—铁将大大地增加等问题，然后给下一步沉金带来晦气。

废退锡水是与废锡相关的产物，是广大投资者也比较关注的一个方面。退锡水 是一种因应目前线路之发展需求，而研发出的单液剥锡铅液，适用在常温下喷洒或浸泡操作方式。以硝酸为主要成分，但不含任何氟化物，故不浸蚀底材及铜面，即使长期使用不会产生&ldquo;白点&rdquo;现象，咬铜速率低，且有抗氧化性能。另有以下特点：&nbsp;&nbsp;&nbsp; ①极少的沉淀产生，机器维护保养容易；&nbsp;&nbsp;&nbsp; ②剥锡铅速度快、稳定、高锡铅咬蚀量（100%/L以上）；&nbsp;&nbsp;&nbsp; ③全系列不含氟，不浸蚀底材和铜面，废水处理容易；&nbsp;&nbsp;&nbsp; ④低咬铜速率；剥除锡铅后光泽性好，不易氧化；&nbsp;&nbsp;&nbsp; ⑤适用于喷洒或浸泡的设备，维护管理容易，操作简便废锡水按含量计价，测定可找专业从事测定检验实验室，4.1就是含锡的百分比，即100克含锡4.1克.如果你想对废退锡水有更加进一步的了解，你可以登陆上海有色网进行查看和咨询。

点评纳米钛制备办法主要有以下标准：    ①粒子纯度及表面清洁度高；    ②粒子粒径巨细和散布是否可控；    ③粒子几许形状均一，晶相稳定性好；    ④聚会程度低，即分散性好；    ⑤本钱低，便于大规模出产。    气相法反响速度快，能完结接连化出产，并且制作的纳米钛粉体纯度高、分散性好、聚会少、表面活性大，产品特别适用于精密陶瓷材料、催化剂材料和电子材料。但气相法反响在高温下瞬间完结，要求反响物料在极短的时间内到达微观上的均匀混合，对反响器的型式、设备的质料、加热方法、进料方法均有很高的要求。现在气相法在我国还处于小试阶段，欲到达工业化出产，还要处理一系列工程问题和设备采制问题。一旦我国可以运用气相法进行批量出产纳米钛，则将是我国纳米技能的一大前进。    液相法出产纳米钛，其长处是质料来历广泛、本钱较低、设备简略、便于大规模出产。可是液相法易形成物料部分浓度过高，粒子巨细、形状不均，并且因为超细钛粒子细微，比表面积大，表面能极高，枯燥和锻烧进程易引起粒子间的聚会，特别是硬聚会，使产品的分散性变差，影响产品的运用作用和使用规模。液相法可引人均相沉积、微乳和高温水热技能来操控粒径的巨细和粒度的散布；还可引进冷冻枯燥、共沸蒸馏、超临界枯燥和表面处理等技能来削减颗粒之间的聚会。咱们以为只需严格操控工艺条件，就可以制得粒径小、粒度散布窄、分散性好的纳米钛粉体，液相法中以TiOSO4和TiCl4液相中和水解法或加热水解法最有发展潜力，应加大研讨开发的力度和深度。    现在，世界上超细钛的研讨方向如下：    ①怎么经过表面处理，减轻纳米超细钛的聚会，进步其分散性，拓展产品使用领域，这是纳米钛燃眉之急；    ②怎么对粒子巨细、形状进行有用的操控。    国外超细钛系列产品的商场价格一般为30如果40万元／吨，而普通钛的价格只要1.4如果2.1万元／吨，可见超细钛技能的附加值很高。我国钛矿资源丰富，应抓住机遇，以降低本钱、进步产品分散性和表面改性为要点，开发合适我国的纳米钛。    某品牌纳米钛质量检测数据如下图所示。[next]    下表为国外纳米钛的功能。

广西龙水金矿属中温热液含金黄铁矿型。在浮选金精矿中首要收回金、少数银。精矿中金属矿藏以黄铁矿为主，含有少数的黄铜矿、方铅矿、毒砂、闪锌矿、磁铁矿、菱铁矿、褐铁矿等。脲石矿藏以石英、硅酸盐等为主、含有少数的绢云母、石墨等。    精矿中的金绝大多数是以细粒、微细粒状况存在的，小于0.01mm以下粒级金占54.89%，精矿中包裹金占11%，其间脲石包裹金占1.83%，硫化物包裹金占9.17%。精矿多元素分析成果详见表1。碳物相分析成果详见表2。表1  精矿多元素分析表元素称号Au/（g·t-1）Ag/（g·t-1）CuPbZnFeSC含量/%45.33113.170.3380.6720.1822.3321.772.32元素称号AsMnCaOMgOAl2O3TiO2SiO2　含量/%0.110.0840.881.99.070.7830.87表2  碳物相分析表物相C石墨C有机C无机C总精矿中金量/%1.610.130.582.32相对含量/%69.45.625100     为了完成浸出一堆积一步法工艺，可在酸性介质中别离选用泥金属置换法、吸附法和溶剂萃取法提取浸出矿浆中的金，以下降Au[SC（NH2）2]2+离子浓度。因为Au[SC（NH2）2]2+/Au电对的标准电位为+0.38V，加之金络阳离子的浓度较低，金属置换时需选用负电性的金属。金属的负电性愈大，其酸溶性也愈大。故金属置换法的酸耗和金属置换极的耗量恰当高，添加操作本钱。近年虽有溶剂萃取金的报导，但现在直接从矿浆中萃取金仍有恰当困难。吸附法虽可选用活性炭或离子交换树脂作吸附剂，但其选择性仍有待实验研讨。因而，一步法工艺中较有工业远景的是浸出-电积一步法。浸金时，因“一步法”工艺中浸-置一起进行，故浸出流程较简略，详细工艺如1流程图所示。[next]    扩展实验工艺的主体是多槽组合的浸置槽，其结构如图2所示。    槽中极板部分是置换区，拌和部分是浸出区。整个槽体及内部衔接螺丝都选用硬聚氯乙烯材料，轴与叶轮都衬有环氧树脂层。接连浸出附属设备是：整流器和选用光电半自动程序操控的进步极板行走机构。    浸出的作业程序是：金精矿在溶液中不断拌和下被浸出，并经过带负电位的铅极板置换出金，金呈松懈层附着在极板上，每小时由榜首槽起次序将槽中极板提起沿导轨送至洗泥槽洗去杂质，最终再送至刷金泥槽，将附着在极板上的金泥刷下刷净的极板送回原槽再行置换，设置洗泥槽的意图是将极板上附着的硫化物粒子洗去，使金泥纯洁。洗刷下来的杂持量不超越浸量的2%，并经分级，粗粒回来榜首槽复浸，细粒的可作为金泥处理。    浸出-电积一步法提金工艺除具有提金所固有的无污染外，还具有流程短、操作简洁、操控要素单纯、本钱低一级一系列长处，有较好的工业化远景。只需恰当操控硫酸用量、用量、槽电压等要素，即可得到较满足的浸金率和沉金率。    ①硫酸用量。浸出矿浆的酸度、电导率和电极电位皆随硫酸用量的增大而增大。但阳极电位添加的梯度比阴极电位大。当阳极电位增至某值时将使氧化，且跟着阳极电位的进步，阳极的电流密度也进步，氧的超电压也进步，矿浆温度将显着升高，致使热分化。一起因为阳极析氧速度加大，在矿浆面上构成-粘稠的炭质泡沫层，不利于操作。因而，浸出-电积目标开端随硫酸用量的增大而增大，但有一峰值。一般矿浆pH以1.0~1.3为宜。    ②用量。在必定的酸度条件下，浸出-电积目标随用量的添加而显着进步。但矿浆的电导率、pH和电极电位等参数根本安稳。因而，在必定的酸度条件下，首要呈分子状况存在于矿浆中。添加用量将进步浸出分散动力，可加快浸出进程。[next]    ③槽电压。固定其他条件时，随槽电压的添加，电极电位和电流密度显着升高，尤以阳极电位升高为甚，致使矿浆酸度和温度升高。槽电压高时还将在矿浆面上构成炭泡沫层，影响操作。故操作时槽电压不宜过高。矿浆酸度高时能够下降些（3V左右），酸度略低时能够进步些（5V左右）。    ④电极电位。电极电位首要与槽压和矿浆酸度有关。随槽电压和硫酸用量的添加，阴极电位逐突变负，阳极电位逐突变正，但阳极电位的改变梯度大，而阴极电位改变的梯度小。金在阴极堆积首要与阴极电位有关。阴极电位为-5mV（对饱满甘电极）时，即可使金满足地沉析出来。因而，丈量阴极电位是操控进程的一个简洁办法。    ⑤磨矿细度。浮选金精矿再磨的脱药效果十分显着。再磨后浸出一电积槽面不会构成安稳的炭泡沫层，但再磨使耗酸物质（如方解石、绢云母等）的解离度添加。硫酸用量需成倍添加才干确保浸出矿浆的酸度。对实验试样而言，以不再磨为宜。此刻-300目含量为55.45%，50%以上的金散布于-360意图粒级中。    ⑥阴极板原料。在实验介质中，铅、铁、铜阴极在不通电时的电位有显着的差异。但在相同的电积条件下，不同原料阴极板的电位简直相同。因而，阴极板原料对金的电堆积无显着影响。但从耐蚀方面考虑，宜用铅、铜或银板制造阴极板、以Pb-Ag合金板作阳极，平行放置为佳。这样可下降电流密度和氧的超电压。    ⑦氧化剂。用浸出金精矿时，不可避免地会有Fe2+、Fe3+等离子转入浸出液中，电积进程中阳极不断析氧，可使Fe3+不断再生，矿浆中溶解氧的浓度可维持安稳。因而，浸出一电积时不需另加氧化剂，并且虽然仅用浸出的初速度和浸出一电积进程的浸出初速度简直附近，但浸出一电积进程可维持较高的浸出速率。    ⑧拌和强度。一般浸出时，拌和除使矿粒悬浮有利分散外，还要求有必定的吸气效果以添加矿浆中溶解氧的浓度。因为浸出一电积时阳极不断析氧，故其拌和速度能够低些，为下降矿浆对阴极板的冲刷效果，可将拌和区和堆积区分隔，这样更有利于参数的调理。