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酸溶性钛渣

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酸溶性钛渣百科

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酸溶性钛渣的酸解工艺

2019-02-13 10:12:38

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。

钛渣酸溶性好的原因分析

2019-02-13 10:12:38

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。

钛渣术语

2019-01-25 13:37:03

钛渣:钛铁矿(钛精矿)配加一定量的含碳还原剂通过电炉熔炼,使矿中的铁氧化物被C还原,从而实现铁钛分离,钛氧化物被富集在炉渣中所形成的产品。      酸溶钛渣: 用作硫酸法钛白生产原料的钛渣     氯化钛渣: 用作氯化法钛白或海绵钛生产原料的钛渣     富钛料: 将钛铁矿通过各种方法进行富集而得到的高品位的含钛物料的总称     预处理: 在矿物进入电炉冶炼前,为了改善矿物性能等而对矿物进行一定的处理。     预还原: 在矿物进入电炉冶炼前,对矿物先进行还原处理,将矿中部分铁氧化物还原成低价铁或金属铁的处理方法。     预氧化: 在矿物进入电炉冶炼前,将矿物在中性或氧化气氛中进行焙烧的处理方法。     电炉冶炼法: 通过电炉并由电极输入电能来进行冶炼的方法。      电极: 将电流输入电炉内,并由此将电能转化为矿物冶炼所需要的能量的导电物体。     石墨电极: 采用石墨作为电极的主要原料,是一种已焙烧成形的电极。     自焙电极: 将电极糊填充在电极筒套中,通过冶炼过程中产生的热量来焙烧成形的电极。     还原剂: 用于将高价氧化物还原成低价氧化物或金属单质的物料     炉况: 电炉冶炼过程中炉内的状况。     翻渣: 在钛渣冶炼时,因炉料突然陷落造成还原反应瞬间激烈发生,产生大量CO气体经熔渣逸出,使渣出现沸腾和喷溅现象。     低价钛: 化合价低+4价的含钛化合物。     半钢: 钛渣冶炼时铁氧化物被还原后所生成的一种铁水,因含C介于钢与铁之间,故称半钢。      不溶钛: 不溶于硫酸的钛化合物。     挂渣: 在冶炼钛渣时,为防止钛渣对炉壁的腐蚀,在炉内壁挂上一层钛渣以保护炉壁的方法。     直流电炉: 采用直流电源的电炉。     交流电炉: 采用交流电源的电炉     明弧冶炼:在冶炼钛渣时,通过电极顶端发出弧光热量来熔化物料进行冶炼的方法。     埋弧冶炼: 冶炼时电极插入物料中通过物料的电阻产生热量来进行冶炼的方法。     铁、钛总量:原料中二氧化钛和三氧化二铁与氧化亚铁的总和。     配碳量:根据原料中铁含量与还原剂的碳含量及其还原程度来确定配碳的比例关系。

钛酸锂电池

2019-12-17 12:06:21

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。

钛渣的制取和分类

2019-02-13 10:12:44

尽管钛铁精矿能够直接用于出产钛,可是其TiO2档次低,铁和其他杂质多,产品质量无保证,三废量大,对环境污染严峻。跟着环保要求日趋严厉,不管氯化法仍是硫酸法的钛白出产,对钛质料的要求,都趋于高档次化。将钛铁矿进行富集处理制成钛渣,就能更多地将杂质从矿中别离出去,然后取得TiO2档次较高的富钛料,再将其用于钛出产,就能进步产品的质量和削减三废对环境的污染。     用钛铁和还原剂,在一种既不同于矿热炉,也不同于电弧炉的特殊电炉中,加热到1600~1800℃,进行高温溶炼,使钛铁矿中铁的氧化物被还原为金属铁,以铁水流出成为生铁而别离除掉大部分铁;钛铁矿中的钛,即进入熔炼渣中而成为钛渣。钛铁矿还原熔炼电弧暗示和敞口电炉出产高钛渣工艺准则流程别离如图1和图2所示。         电炉熔炼制钛渣的优点如下:①工艺流程短;②副产品铁水经脱硫、脱氧后,其含铁量达98.5%,可供出产可锻铸铁或粉末冶金用铁粉;③不发生固体和液体废料,三废少;④电炉煤气可回收使用;⑤工厂占地面积小,是一种高效的制取富钛料的办法以。     国外一般将TiO2含量>70%的熔炼称为钛渣。钛渣有高钛渣和低钛渣之分。一般将TiO2含量<80%的钛渣称为低钛渣,低钛渣易于被硫酸所溶解而称为酸溶性钛渣。酸溶性钛渣的基本要求如下:①具有杰出的酸溶性,一般酸解率≥94%;②要有适量的助溶剂FeO和MgO,以使钛渣具有杰出的酸解反响功能;③贱价钛含量要操控适量;④出产钛的有害杂质(特别是硫、磷、铬、钒)含量不能超支。而将TiO2含量≥90%的钛渣称为高钛渣,简称UGS.     我国高钛渣质量标准见下表。                                                      我国高钛渣质量标准(ZBH31001-87)等第化学组成(质量分数)/%ΣTiO2ΣFeCaO+MgOMnO2一级品 二级品 三级品≥94.0≤3.0≤1.0≤4.5≥92.0≤4.0≤1.5≤4.5≥80≤5.0≤11≤4.5     因为高钛渣杂质少,在氯化时发生的废副产品少,多用于氯化法钛白出产。只需酸溶性好,不管低钛渣和高钛渣,都能够用于硫酸法钛白出产。

酸浸法处理氧化铋渣

2019-03-05 12:01:05

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。

一张图看懂钛酸锂

2019-01-03 10:44:18

钛酸锂特点和性质

制酸烧渣综合回收铜钴实验

2019-02-18 15:19:33

德尔尼铜矿是20世纪六七十年代发现的大型铜钴矿床,现已建成日处理原矿石8kt,年处理240万t的采选联合体系,每年将有100多万t的尾矿进入尾矿库。德尔尼尾矿含铁40.7%、硫38.5%、铜0.35%、锌0.81%、金0.44g/t、银7.6g/t、钴11.3g/t。铁、硫含量高,有价金属含量丰厚,具有极为可观的开发利用价值。硫铁矿制酸烧渣经处理后可制得合格铁精粉外售,一起烧渣中含有Cu、Co、Au、Ag等有价金属元素,因而硫铁制酸烧渣作为二次资源,是一种很好的归纳利用质料。    一、试验物料硫精矿首要用于欢腾焙烧制酸,一起余热发电,焙烧温度一般控制在800~900℃。为模仿实践出产状况,欢腾焙烧试验温度控制在850℃,产出的烧渣为后续试验供给试样。     硫精矿含Au0.32g/t、Ag6.47g/t、其他多元素化学分析成果(%):Cu0.31、Co0.073、Zn0.29、TFe44.9、TS47.9、MgO 0.25、CaO1.11、SiO21.22。硫精矿粒度很细,其间-0.074mm占90.67%,-0.038mm占55.37,对过滤及焙烧除尘发生晦气影响。硫精矿堆密度2.35g/cm3。     硫精矿经850℃欢腾焙烧后,烧渣含Au 0.22g/t、Ag 6.22 g/t,其他多元素化学分析成果(%):Cu0.45、Co0.11、TFe63.4、TS1.42。可见,烧渣中Fe、S、Cu元素均未到达合格铁精粉的要求;Cu、Co元素均得到富集。烧渣堆密度1.30g/cm3。     二、试验进程及试验成果与评论    (一)酸浸试验     1、浸出时刻对浸出率的影响     酸浸条件:850℃欢腾炉烧渣,初始酸浓度100g/t,液固比2∶1,酸浸温度80℃,酸浸渣水洗4次,试验成果见表1。 表1  浸出时刻对浸出率的影响酸浸时刻渣计浸出率/%CuCoFe170. 1762. 001. 97274. 4464. 721. 42374. 4465. 621. 44478. 7062. 000. 98676. 4963. 701. 35     由表1可见,铜、钴浸出率跟着酸浸时刻增加而,当浸出时刻超越4h,铜、钴浸出率不再进步;考虑到实践出产状况,挑选酸浸时刻2h。     2、初始酸浓度对浸出率的影响     酸浸条件:850℃的欢腾炉烧渣,液固比2:1,酸浸时刻2h,酸浸温度80℃,酸浸渣水洗4次,试验成果见表2。 表2  初始酸浓度对浸出率的影响酸浸时刻渣计浸出率/%CuCoFe2057.2647.371. 544061.5350.090. 446070.0858.261. 698076.4963.701. 7510070.0857.351. 7112067.9457.351. 9016076.4965.521. 7520074.3662.791. 46     由表2可见,当酸浓度在20~80 g/L时,跟着酸浓度的增加,铜、钴浸出率升高,酸浓度80 g/L时,浸出率最高;再持续增加酸浓度对铜、钴浸出率影响很小。归纳考虑出产本钱、设备要求及后续工艺等要素影响,取初始酸浸浓度40 g/L。     3、还原剂对浸出率的影响     别离选用钠与二氧化硫气体作为还原剂。酸浸条件:850℃的欢腾炉烧渣,初始酸浓度100 g/,液固比2:1,酸浸温度80℃,酸浸渣水洗4次,酸浸时刻2h。试验成果:钠作为还原剂时铜和钴的浸出率别离为74.36%和64.61%;二氧化硫气体作为还原剂时铜和钴的浸出率别离为80.77%和71.87%。     与表2成果比较可见,参加还原剂对铜、钴浸出率均有进步,且二氧化硫气体作为还原剂的铜、钴浸出率进步更显着。考虑到工业实践状况,主张通入二氧化硫作为还原剂。     4、水洗次数对脱硫的影响     酸浸、过滤后,增加新水拌和、过滤,每次拌和时刻为10 min,液固比1.5∶1。分析酸浸渣中硫元素,试验成果见表3。     从表3可见,对未通入S02酸浸得到的酸浸渣,拌和水洗5次均可将硫降低到0.1%以下;对通入S02酸浸得到的酸浸渣,拌和水洗6次硫含量仍在0.4%左右;考虑到工业出产实践状况,可选用稠密洗刷——过滤洗刷——1~2次拌和水洗。 表3  水洗次数对脱硫的影响初始酸浓度 /(g·L-1)酸浸渣S 含量/%水洗次数200. 264次(未通S02)200.0715次(未通S02)400.214次(未通S02)400.0625次(未通S02)1000.264次(未通S02)1 000.  105次(未通S02)400.565次(通入S02)400.386次(通人S02)     5、循环酸浸对浸出率的影响     酸浸条件:850℃欢腾炉烧渣,初始酸浓度40g/L,液固比1.5∶1,酸浸温度80℃,酸浸时刻2h,未通入S02,将过滤后的40%酸浸液量回来浸出,一起补加硫酸及水,酸浸条件同上。酸浸渣水洗2次,试验成果见表4。     由表4可见,从酸浸渣元素分析来看,循环酸浸基本上不影响铜、钴、铁的浸出率;从酸浸液分析来看,循环酸浸可进步溶液中铜、钴浓度。     (二)归纳酸浸     依据酸浸试验得到的最佳工艺参数进行归纳酸浸,酸浸条件:初始酸浓度40 g/L,液固比1.5:1,酸浸温度8 0℃,酸浸时刻2h,通入S02,酸浸渣水洗7次。成果标明,渣计铜、钴浸出率别离到达了70.08%、60. 07%,而液计铜、钴浸出率仅50.67%、49.65%。原因为试验及化学分析等存在累积差错,这儿以渣计为准。 表4  循环酸浸对浸出的影响样品酸浸渣/%渣计浸出率/%酸浸液/(g·L-1)每吨烧渣耗酸量/tCuCoFeSCuCoFeCuCoFeH2So410.170.05165.691.0763.6753.722.991.260.35.4126.518.920.180.05464.630.8961.53514.562.040.57.9330.428.4     (三)调理PH 酸浸液中硫酸浓度20~30g/L,考虑到本钱及试剂特色,用石灰石调理PH= 1.5~2.0,然后过滤,过滤送人萃取。试验标明,石灰石用量大约为每立方酸浸液18kg。     (四)铜萃取试验 萃取齐选用选用Lix984N,稀释剂为火油。选用一段萃取,比较1:1,萃取剂浓度5%,拌和3~5min。成果标明,铜萃取率到达93.6%,钴、铁简直不被萃取。 负载有相机相选用180 g/L H2S04反萃,比较1:1,拌和3~5min。成果标明,铜反萃取率到达93.8%。     (五)化提金试验     取归纳样酸浸渣,液固比1.5∶1,用Ca(OH)2调理PH=10.5~11,活性炭用量20~30g/L,NaCN量别离为每吨酸浸渣3~10kg,浸出时刻24、48h。     成果标明,Au、Ag的浸出率别离仅为37.5%、26.7%。因为烧渣中金银含量过低,选用全泥化-炭浆法收回烧渣中金银经济上不可行。     (六)除铁、沉钴试验     除铁条件:80℃、石灰石调理PH5左右、参加H2O2氧化剂(或通人空气)、时刻2.5h。成果标明,除铁率>99.9%,石灰石消耗量每立方萃余液22kg。     用Na2C03沉钴,PH=8~8.5,80℃。成果标明,沉钴率>98.5%,Na2C03消耗量每立方萃余液3kg。     三、定论     (1)选用欢腾焙烧——酸浸——萃取——除铁沉钻工艺可得到合格的铁精粉(Fe>65%、S     (2)酸浸工艺参数:一段酸浸、初始酸浓度40g/L、酸浸温度80℃、浸出时刻2h、通入S02作为还原剂、酸浸渣拌和水洗7次。铜、钴渣计浸出率别离为70.08% .60.07%;     (3)铜萃取率93.6%,反萃率93.8%,萃余液除铁率>99.9%,沉钴率>9 8.5%;     (4)用全泥化——炭浆法收回烧渣中金银经济上不可行,Au、Ag化浸出率别离为37.5%、26.7%。

钛渣生产工职业技能要求

2019-01-25 13:37:03

1、职业道德1.1、职业道德基本知识1.2、职业守则    (1)遵章守纪,精心操作    (2)爱岗敬业,忠于职守    (3)认真负责,确保安全    (4)刻苦学习,不断进取    (5)团结协作,尊师爱徒    (6)谦虚谨慎,文明生产    (7)勤奋踏实,诚实守信    (8)厉行节约,降本增效    (9)自爱自强,立志钛业。2 、基本知识2.1、钛冶炼基本知识    (1)钛的资源和发展概况;    (2)钛及其化合物的性质、制取、用途;    (3)镁法炼钛的基本知识。2.2、质量基础知识    (1)质量管理体系基础知识;    (2)质量分析基本知识;    (3)质量统计基本知识。2.3、安全、消防和环境保护知识    (1)起重设备指挥基本知识;    (2)电工学基本知识    (3)消防基础知识;    (4)安全生产、工业卫生及环保的有关法律法规;    (5)安全规程。2.4、机械制图基础知识识图知识;2.5、计算机基本知识    (1)计算机基本知识;    (2)计算机控制基本知识。2.6、法律常识    (1)劳动法相关知识。    (2)合同法相关知识。3.工作要求    本标准对初级、中级、高级和技师技能要求依次递进,高级别包括低级别的要求。3.1 初级 [next] 3.2、中级3.3、高级[next] 3.4技师4.  比重表4.1理论知识4.2技能操作

硫脲法从锌的酸浸渣中回收银

2019-02-19 09:09:04

黄开国  胡天觉     现在,从湿法炼锌酸浸渣中收回银,大多选用浮选法从锌渣中浮选出银精矿,然后,再进行硫酸化焙烧-浸出-沉积银[1,2]。该工艺流程长、过滤次数多、固液别离困难、功率不高。若选用传统的化法直接从锌的酸浸渣顶用浸出提取银,一是要运用很多碱将酸性的锌浸渣调整pH值至高碱性才干化浸出;二是化浸出速度慢、周期长、浸出率低、易受铁、铅、铜、砷等离子的搅扰;三是剧毒,对环境污染。本研讨选用作浸取剂,直接从锌的酸浸渣中浸出银,克服了化法的缺陷。     的结构式是:简写为TU,易溶于水,呈中性,在碱性液中不安稳,易分化生成硫化物和基,在酸性液中性质安稳,能与银离子构成安稳的络合物离子[Ag (H2NCSNH2)3]+,简写为[Ag (TU)3]+,其络合常数为13.1[3]。因而,它对Ag2S,AgCl及金属Ag等有很强的溶解性。     一、试料及试验办法     (一)试料     试料为某冶炼厂湿法炼锌的酸浸渣(pH=5.0),经混匀、缩分获得有代表性的试样,试样的多元素化学分析成果见表1,试猜中银的物相分析成果见表2,试料粒度细,95.8%小于75μm。 表1  试样的多元素化学分析成果元素AgZnPbCuFeSSi02含量ω/%488.420.454.170.48619.598.356.08     注:Ag含量的单位为g/t。 表2  试样中银的物相分析成果硫化银金属银其它形状银算计银含量/(g·t-1)386411444485散布率/%79.598.452.899.07100     (二)试验办法     称取必定量的酸浸渣研散,移入800mL烧杯中,参加必定量的TU及酸化后的水溶液,强拌和浸出,必要时加温,然后过滤别离。每一进程均按拟定的工艺流程,别离进行矿浆浓度、浸出剂TU浓度、浸出时刻、温度、pH值等对银浸出率的影响的研讨。     浸出液中的银用锌置换,银的分析用Z-8000原子吸收光谱仪(日立公司)分析。     二、试验成果的分析与评论     本研讨选用法从湿法炼锌酸浸渣中提取银,讨论矿浆浓度、浸出剂TU浓度、温度、浸出时刻、pH值等对银浸出率的影响,得出最佳工艺条件。     (一)矿浆浓度及浸出剂浓度对浸出率的影响     用正交法(L4表)组织试验,分析矿浆浓度和浸出剂TU浓度对浸出率(R)的影响。二要素:浸出剂浓度(A);矿浆液固比(B)。二水平:A1 4g/L;A2 8g/L;B1 5∶1;B2 10∶1。试验成果列于表3。 表3  二要素二水平试验成果试点A ρTU/(g·L-1)B 矿浆液固比AB试验成果 R/%① ② ③ ④1(4) 2(8) 1(4) 2(8)1(5∶1) 1(5∶1) 2(10∶1) 2(10∶1)1 2 2 138.0 57.8 84.4 87.3效应γ+11.4+38.0+8.5    由表3正交试验数据能够看出:     1、浸出剂TU浓度(即要素A)的效应γA是+11.4,阐明TU浓度改变对银的浸出率影响较大;     2、矿浆液固比的效应γB是+38.0,阐明矿浆浓度(即液固比)改变对银的浸出率影响很大;     3、比较A、B的效应,可见γA<γB,阐明矿浆浓度改变影响大于TU浓度改变的影响;     4、A,B两要素的交互作用的效应γAB较小,阐明矿浆浓度和TU浓度相互影响较小。     不同矿浆浓度和不同TU浓度对浸出率的影响的试验成果如图1和图2所示。其它浸出条件为:pH 1.5~2.0,[Fe3+]=0.0159mol/L,温度30℃,浸出时刻2h。    从图1能够看出,常温时,跟着矿浆浓度的减小,浸出率增大,浸出率与矿浆浓度成反比,为直线联系。当TU改变增大时,浸出率仍随矿浆浓度减小而增大。TU 6g/L,液固比7.5∶1时Ag的浸出率(65%)与TU 2g/L,液固比10∶1时Ag的浸出率适当。    图2 则标明跟着TU浓度添加,不管液固比是5∶1仍是10∶1,浸出率开端都随TU浓度添加而添加,但添加到必定程度就不再上升,斜率趋近于零。     值得阐明的是,TU浓度并不代表的耗费量。依据理论核算每吨酸浸渣中银耗费为1032g,但实践耗费量为1500~1800g。操控TU浓度达6g/L,首要是添加浸出反响平衡式左面物料的浓度,使反响平衡充沛向右移动。如式(1)和(2)所示。     的过量耗费是由2个原因引起的。一是酸浸渣中铜离子对的耗费,Cu[TU]42+ 的络合常数为15.40[3],因而,铜离子也可与TU构成安稳络合物而耗费它,二是自身的氧化耗费。     Ag2S←→Ag+ + S2-                    (1)     Ag+ + 3TU←→Ag[TU]3+               (2)     (二)温度对浸出率的影响     表4和表5给出了温度对银浸出率的影响。 表4  不同温度和矿浆浓度对浸出率的影响%温度/℃液固比补白3∶15∶17.5∶110∶125 6018.80 58.6038.00 75.1154.00 80.5084.40 85.76ρTU=4g/L,其它条件不变 表5  不同温度和浓度对浸同率的影响%温度/℃液固比补白46825 6084.40 85.7685.80 89.9187.30 89.61液固比为10∶1,其它条件不变     从表4和表5能够看出,跟着温度添加,银的浸出率也相应添加,到60℃以上,进一步升高温度(至90℃),收回率添加十分小,这与E.Acma等[4]的试验报导类似,依据试验和理论揣度,高温下银浸出率添加不大,与化学反响平衡有关,由反响式:     Ag2S + 2Fe3+ + 6TU →2Ag(TU)3+ + 2Fe2+ + S0    (3)     可得其化学反响平衡常数:            (4)     因为该反响是吸热反响,故温度升高,K增大,浸出率增大。可是,跟着温度升高,当反响到必定程度,[Ag(TU)3+ ]改变已不大,一起,铁离子浓度有限,改变很小,浸出率添加减小,因而,再添加温度,浸出率添加不大。     (三)反响时刻与浸出率的联系     从试验成果(见图3)可看出,其它条件不变时,浸出时刻越长,浸出率越高,在反响1.0h左右,浸出率达85%以上,再添加反响时刻,浸出率已添加不大,乃至不再添加。因而,反响时刻一般取2h。浸出率与浸出时刻的联系可用“缩短核模型”表明:        式中,R为浸出率,t为时刻,k为分散速率系数。     该定论推导因篇有限在此不作胪陈。     当温度必守时,k必定,t与  成直线联系,如图3所示,这一模型阐明浸出进程中固膜分散速度是整个浸出反响的决议速度,因而对浸出反响时刻起决议作用。    (四)pH值及铁离子浓度的影响     图4给出了在不同pH值时的浸出率,浸出试验条件:ρTU = 6g/L,液固比为10∶1,[Fe3+]=0.0157mol/L,浸出时刻为2h,温度为60℃,pH在3.0~6.0时,浸出率下降,在3.0~1.5时,浸出作用很好,在pH=2左右,浸出率到达最高,但在pH<1.0时,浸出率不再添加。    这可依据在不同酸度介质中的安稳性以及铁离子在不同酸度下的活性来解说。一般地,是随酸度增高而趋于安稳,安稳值为pH=1.78~2.0,当pH>2.0时,高浓度易水解,其耗费量增大,当pH<1.78时,它又易氧化分化成二硫化脒。因而,浸出反响宜运用稀酸,坚持浸出液pH在1.5~2.0之间。另一方面,Fe3+ 在pH>2.7时,也易水解生成Fe(OH)3 沉积,在pH<2.0时,Fe3+ 彻底呈游离态,此刻活性最大,氧化才能最强,表6列出了不同pH值时反响液的氧化复原电位。这儿,因为反响试猜中含铁19.59%以Fe2O3方式存在,现已满意试验,不需别的参加,因而,也不考虑铁离子浓度改变的影响,一起从表6还可看了,氧化复原电位为200mV左右时,浸出率最高,此刻,pH值为1.7。 表6  矿浆pH值、电位与浸出率的联系pH值电位/mV浸出率/%5.6 2.5 1.7 1.050 151 194 24053.88 84.57 89.91 89.55     (五)银的置换     银的置换是在酸性条件下进行的,当浸出液经调整循环运用5次,液中银离子浓度加大,此刻,可调pH值到4.0~5.0,用1g锌粉置换浸出液中的银,因为锌离子与的络合常数仅为1.77[3],因而,锌的很多存在不影响浸出银和置换银。锌粉用量超越理论用量10倍,首要是因为在置换进程中其它杂质离子如Cu2+、Fe3+都耗费锌。     三、定论     在浸出反响中,首要影响要素是矿浆浓度、浸出剂浓度、反响温度、反响时刻以及酸度pH值等。从湿法炼锌酸浸渣顶用提取银的最佳条件为:液固比为10∶1,TU浓度为6g/L,反响温度为40~60℃,反响时刻为2h,pH值为1.5~2.5,铁离子由物料自身供应,在此条件下,银的浸出率高于89%。 参考文献     1 陈志飞,沈湘黔,宁顺明,等.锌铟有用冶金.长沙:中南工业大学出版社,1996. 259~260     2 余炳权.湿法炼锌进程中银的收回.第四届全国金银选冶学术会议论文集.昆明:云南科学技能出版社,1993.182~183     3 浸矿技能编委会编.浸矿技能.北京:原子能出版社,1994.215     4 Acma E,Arslan F,Wuth W. Silver extraction from a refractory type ore by thiourea leaching. Hydrometallurgy,1993,34:263~274 SILVER RECOVERY WITH THIOUREA SYSTEM FROM ACIDIC LEACHING RESIDUES OF ZINC HYDROMETALLURGY Huang Kaiguo   Hu Tianjue ABSTRACT     This paper describes the process of silver extraction with acid thiourea solution from acidic leaching residues in zinc hydrometallurgy. The factors,which affect the process of leaching,such as pulp density,thiourea concentration,reacting time,and pH,are tested and discussed.The best optional is obtained,and the leaching rate reaches approximately 89%.     Key words  zinc leaching residues;thiourea;silver;extraction      本文原载《中南工业大学学报》1998年12月 第29卷第6期     ☺