【英文名称】cobaltous chloride;cobalt dichloride 【结构或分子式】 CoCl2·6H2O   【密度】相对密度（25℃）：1.925（六水），3.356（无水） 【熔点（℃）】86（六水） 【性状】 六水物：赤色晶体，无水物：浅蓝色粉末。 【溶解状况】 六水：易溶于水，也溶于乙醇、和；无水物：溶于乙醇、、。 【用处】 用于制气压计、比重计、隐显墨水等。氯化钴试纸在枯燥时是蓝色，湿润时转变为粉赤色。硅胶中加一定量的氯化钴，可指示硅胶的吸湿程度。 【制备或来历】 由氧化钴与效果而制得。 【其他】 六水物在空气中易潮解，热至120～140℃则失掉结晶水而成无水物。

利用钴矿制取氯化钴的试验研究.pdf

现在世界上钴的冶炼才能超越每年3万t，大部分来自铜－钴硫化矿及镍－铜－钴硫化矿，其间刚果（金）和赞比亚两个国家的产值约占60%。我国年产钴超越1000t，首要出产供应商是金川公司和赣州钴厂。 不同于铜和镍的提取以火法为主，钴的提取工艺大都选用湿法工艺，但是因矿石来历不同，各出产供应商选用的工艺流程有较大差异。        国外提钴首要流程可分为： 一、从铜－钴硫化矿中提钴 硫化矿硫酸化焙烧后和氧化矿一同进行硫酸浸出，浸出液除铁后电解提铜，电解母液除铁、铝后沉钴，钴渣重溶后电解提钴。         二、从镍铜硫化矿湿法进程的副产品中提钴 镍体系中以混合硫化物、氢氧化物或碳酸盐方式沉积的含钴副产品，经酸浸或加压酸浸取得含钴溶液，净化除杂，电解提钴；或用于出产其他钴产品。        三、从砷钴矿中提钴 鼓风炉熔炼→加压碱浸除砷→硫酸浸出→提钴； 加压酸浸→净化→电解。        四、从黄铁矿中提钴 硫酸化焙烧→浸出→净化除杂→氧化水解沉钴→复原熔炼→电解         五、从氧化矿（红土矿）中提钴 红土矿加压酸浸液硫化沉积得到镍钴混合硫化物→浸→镍钴别离→硫酸钴液高压氢复原→钴粉。         六、从转炉渣中收回钴 电炉贫化熔炼→钴冰铜转炉吹炼→富钴锍水淬→加压氧化酸浸→除铁→溶剂萃取别离→沉钴→煅烧出产氧化钴。根据我国钴出产的实际情况，首要出产工艺为： （一）以镍体系钴渣为质料，选用复原溶解→除铁→沉钴→煅烧→复原熔炼→钴阳极电解精粹出产电钴的工艺； 选用复原熔解→除铁→萃取除杂→镍钴别离→草酸沉钴→煅烧出产氧化钴的工艺； 选用复原熔解→除铁→萃取→电积出产电钴的工艺 （二）以钴硫精矿为质料，选用硫酸化焙烧→浸出→萃取→电积或氧化钴出产工艺。 （三）以砷钴矿为质料，选用氧焙烧脱砷→浸出→萃钴→草酸沉钴→煅烧出产氧化钴的工艺。 （四）以水淬富钴锍为质料，选用氧气加压浸出→除铁→萃取除杂→镍钴别离→草酸沉钴→煅烧出产氧化钴的工艺。 （五）以钴土为质料，选用电炉熔炼→转炉吹炼→水淬→浸出→除杂→沉钴→煅烧出产氧化钴的工艺； 选用细磨→钠酸浸→硫化沉积→硫化钴氧化浸出→除铁→萃取除杂、镍钴别离→氯化钴液草酸沉积→煅烧出产精制氧化钴的工艺。

国内将含钴的黄铁矿和磁黄铁矿精矿通称钴硫精矿，是国内主要炼钴原料之一。南京钢厂、葫芦岛锌厂、湖北光化磷肥厂和山东淄博钴厂四个厂家利用这种原料。其中葫芦岛锌厂的产品是二号电钴，采用硫酸化焙烧→浸出→脂肪酸脱铁铜→沉钴→还原铸阳极→阳极液净化→隔膜电解的方法，因生产成本高，现已停产。南京钢厂曾采用氧化焙烧——烧渣中温氯化焙烧工艺，湖北光化磷肥厂采用氧化焙烧——烧渣硫酸化焙烧工艺。但由于钴硫精矿含钴太低，一般都小于0.3％，加上回收钴的工艺流程复杂，普遍无利可图，所以，这些厂在生产一段时间后，又停止了生产。山东淄博钴厂利用钴硫精矿和含钴原料生产硫化钴、氧化钴、氯化钴、硫酸钴等产品。

加工生产金属钴和高纯度氧化钴的技术要求高，冶炼流程复杂，加上能耗高和污染等问题，一般不适合民间冶炼。根据不同炼钴原料主要有如下几种冶炼回收工艺。    1.钴土矿冶炼工艺    建国初期，钴土矿主要作为制取氧化钴的原料。工艺流程大体上是将钴土矿用鼓风炉或电弧炉还原熔炼成钴铁，经退火或焙烧后，用酸浸得到含钴溶液，再经净化处理，沉淀出亚硝酸钴钾，然后焙解和粉碎制得工业氧化钴粉。潮州冶炼厂和赣州钴冶炼厂等厂家曾采用此工艺回收过钴。现在已没有厂家利用这种原料生产钴产品了。    2.钴硫精矿的冶炼工艺    国内将含钴的黄铁矿和磁黄铁矿精矿通称钴硫精矿，是国内主要炼钴原料之一。南京钢厂、葫芦岛锌厂、湖北光化磷肥厂和山东淄博钴厂四个厂家利用这种原料。其中葫芦岛锌厂的产品是二号电钴，采用硫酸化焙烧→浸出→脂肪酸脱铁铜→沉钴→还原铸阳极→阳极液净化→隔膜电解的方法，因生产成本高，现已停产。南京钢厂曾采用氧化焙烧——烧渣中温氯化焙烧工艺，湖北光化磷肥厂采用氧化焙烧——烧渣硫酸化焙烧工艺。但由于钴硫精矿含钴太低，一般都小于0.3％，加上回收钴的工艺流程复杂，普遍无利可图，所以，这些厂在生产一段时间后，又停止了生产。山东淄博钴厂利用钴硫精矿和含钴原料生产硫化钴、氧化钴、氯化钴、硫酸钴等产品。    3.砷钴矿冶炼工艺    赣州钴冶炼厂是国内唯一使用这种原料的厂家，原料从摩洛哥进口，该厂采用电炉熔炼→脱砷焙烧→二段浸出除铁砷→Na2S2O3脱铜→沉钴→还原铸阳极→净化→隔膜电解法生产氧化钴和电钴。    4.冶炼副产品中提钴的冶炼工艺    镍电解液净化产出的钴渣为主要原料。甘肃金川有色金属公司的生产流程为钴渣→浸出除铁→二次沉钴→还原铸阳极→阳极液净化→隔膜电解。该公司在许多生产、设计和科研单位的协助下在大量试验研究基础上确定了转炉渣提钴新工艺，该工艺采用电炉贫化获得钴硫，转炉吹炼富钴硫，加压氧化浸出技术，镍、钴、铜的浸出率高，反应速度快，浸出渣沉降性能好，钴的冶炼回收率达50％左右。金川有色金属公司采用硫酸溶解法从镍电解系统净化钴渣中回收钴，钴的回收率达到85％以上，同时，硫酸溶解钴渣还生产纯氧化钴粉。    5.从含钴废料提钴的工艺    二次提钴的工艺较简单，原料便宜，又不一定非要产出金属钴，因此，国内一些厂家已经开始利用含钴废料生产钴产品了。镇江冶炼厂利用各种含钴工业废料及钴硫精矿生产各类钴盐，采用流程为钴原料→净化提纯→合成→各类钴盐。江苏阜宁化工厂利用磁钢熔渣和砂轮磨屑等废料生产钴盐，采用流程为钴原料→酸溶造液→除铁→萃取→结晶。另外，赣州钴冶炼厂处理过废触媒，葫芦岛锌厂处理过磁钢渣，上海和沈阳冶炼厂处理过高温合金。    目前，国内已能利用矿山生产的各种原料生产高纯度电解钴、氧化钴粉和钴盐，生产加工工艺也得到很大发展，溶剂萃取技术在湿法炼钴中普遍得到应用。

氯化锌（ZnC12），白色棒状、粒状或粉状晶体，密度2.91 g/cm3，熔点283℃，沸点723℃，无味，潮解性强，能自空气中吸收水分而溶化。    氯化锌易溶于水，水溶液呈酸性；能溶于甲醇、乙醇、丙醇、等含氧有机溶剂；及溶于、等含氮溶剂；还具有溶解金属氧化物纤维的特性；不溶于液。熔融的氯化锌具有很好的导电功能。氯化锌有毒性，腐蚀性很强，应密闭储存。    氯化锌产品用于电池工业作电解质，出产活性炭的活化剂，在有机工业中用作聚腈的溶剂及有机组成的脱水剂、缩合剂，石油工业用作净化剂，染料工业用作显色稳定剂、活性染料和阳离子染料的出产，印染工业用作媒染剂、丝光剂、上浆剂。此外，还用于造纸、木材防腐、医药、纺织、电焊、电镀、颜料等工业部门。    氯化锌的出产工艺流程如下图所示。    现在，我国氯化锌出产大都选用锌浮渣、锌烟尘、锌铸型渣，也有选用锌锭或氧化锌（含Zn0 90％）为质料，工艺简略，产品质量好。可是，跟着工业的开展，锌锭和氧化锌求过于供。因而要寻觅扩展氯化锌工业开展的途径。我国菱锌矿资源丰富，亟待开发使用。研讨使用菱锌矿直接出产氯化锌是开展氯化锌工业的途径之一。    用菱锌矿出产氯化锌的关键在于原矿杂质含量高，

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。

处理硫化铜镍矿，一般采用选矿、熔炼和吹炼获得高冰镍，然后再用浮选法使铜镍分离，铜、镍精矿再分别送冶炼产出金属铜和金属镍，在冶炼过程中综合回收钴和铂族元素，某铜镍硫化矿的原则工艺流程如下：详见流程图：          品位较高的铜镍矿可以直接送去冶炼获得高冰镍，只有贫的铜镍矿才进行选矿。浮选获得的铜镍混合精矿经过冶炼得出的高冰镍，其分离方法有熔炼法、水冶法和浮选法，而浮选法是较经济且有效的方法之一，我国某铜镍矿系采用浮选法分离高冰镍。该厂的高冰镍的物相组成是硫化镍（Ni3S2）、硫化铜〔（Cu2S2）2FeS+Cu2S〕、合金（Cu—Ni—Fe）、金属铜（Cu）以及少量的磁铁矿（Fe3O4）和残渣。其中硫化镍和硫化铜的含量占90%以上。因此，铜镍分离的关键是硫化镍和硫化铜的分离。高冰镍经磨碎后，铜镍硫化物的粒子互相解离，在强碱性溶液中（PH12~12.5），加入丁黄药进行浮选。此时硫化镍被抑制，硫化铜上浮，达到分离的目的。这一新工艺成功的被应用，使我国铜镍分离技术达到了国际先进水平。

富钛料与反响制取粗工艺流程如图1所示。    熔盐氯化与欢腾床氯化TiCl2淋洗、冷凝体系底子相同，最底子的差异在于氯化炉和收尘器体系。    1.熔盐氯化工艺流程    熔盐氯化工艺流程如图2所示。    熔盐氯化工艺经历最丰厚的厂商应属哈萨克斯坦共和国乌兹基市镁钛联合厂商。该厂商共有6台熔盐氯化炉，每年能够出产海绵钛3.0万吨。相当于年产8.0万吨的氯化法钛厂的出产才能，可是单台氯化炉的出产才能不高，为日产100-120吨粗TiCl4的水平。[next]    2.熔盐氯化工艺首要设备    (1)熔盐氯化炉的结构熔盐氯化炉的结构如图3所示。熔盐氯化炉发动比较费事，首要应把炉外熔融的NaCI-MgCI2混合熔盐压人炉内，吞没电极，送电升温。不断加人枯燥的NaCl盐直到反响要求的高度，提温到750℃以上能够加料进行反响。     由加料孔向炉内加人配好的混合料，由通氯管通人或氧化循环尾气开端反响。[next]    生成的TiCI4、FeCI2、FeCI3、AICI3、C02、CO等进人扩大段，炉气带出粗颗粒炉料及熔盐颗粒沉下降人熔盐中，炉气经出口进入收尘器。反响开端需送电提温，因反响放热，反响正常后完全能够自热。反响区温度到达750℃稳定一段时间后，就能够中止送电。炉盖、扩大段、过渡段、炉缸都有冷却水套，在正常反响时通水移出反响热，维护炉衬，下降炉内温度，避免反响区温度过高构成很多熔盐进步恶化操控条件。    (2)收尘器因熔盐氯化，氯化炉出口炉气压力为微正压，收尘器底子选用重力沉降收尘器。收尘器的首要效果是经过大的表面积散热，使750℃左右的炉气冷却；而且使炉气下降流速，使炉气中固相FeCl2、气相FeCI3、AICI3结晶长大沉下来，用桶装送到处理工序。    收尘器可为多级。强化散热榜首级收尘器表面焊有散热片，内衬有耐酸混凝土层，避免在较高的温度下，金属壳体被炉气中的剩余腐蚀。第二级壳体无内衬，加强散热。一般在内壁上结有FeCl3,AICI3黄色渣层，阻挠金属筒体被氯化，可运用多年，可是也下降了散热才能。    熔盐氯化工艺中当炉温较高常常有NaFeCI4, NaAICI4低熔点物生成，简单构成炉气出口、收尘器筒壁、顶盖结疤。当长大受冲击，振荡易掉下，时有堵住出渣口、料桶口的现象发作。因而操作中要严格操控氯化炉温不要太高，削减低熔点NaFeCl4、NaAICI4生成，避免上述的事情发作，一起也可削减粗TiCI4中的泥浆量。      NaCl十FeCl3===NaFeCI4      NaCl＋AIC13===NaAICI4    NaFeCl4、NaAICI4被称为低沸点的“固体”，熔点一般在188-430℃之间。    其他氯化物的沸点见下表。    含有AICI3、FeCI3的TiCI4泥浆料返回到氯化炉体系（包含烟道、收尘器），每l000kg料浆气化后可从氯化炉中带走380-420MJ的热量。有利于操控炉温，简化氯化炉的结构。一起发作的反响其反响式如下：      3Ti02（s）＋4AICI3（g）===3TiCI4（g）＋2 AI2O3（s）↓TiO2（s）＋4FeCI3（g)＋C（s）===TiCI4（g)＋4FeCI2（s）↓＋CO2↑    这样能够有效地除掉泥浆中的AICI3、FeCI3，使其变成高熔点、高沸点的杂质从体系中除掉，一起又进步了氯的利用率。一般向氯化炉内返泥浆愈平稳接连，除杂质的效果愈好，愈能削减TiCI4中的泥浆含量，愈有利于进步的利用率。此项技能锦州厂已获专利权。    (3) TiCI4淋洗塔其效果是被降温到250℃以下的TiCI4炉气，在淋洗塔顶用TiCI4淋洗进行充沛换热，使90％左右的TiCI4被吸收，由气相转为液相而搜集下来。一般TiCl4淋洗塔为逆流操作；选用文丘里洗涤器的为顺流操作。淋洗塔如图3所示。[next]    (4)冷凝设备选用常温或低于65℃ TiC14淋洗吸收的方法是不能把一切TiCl4淋洗（冷凝）吸收下来的。由于正常状况淋洗用的TiCI4尽管经过冷却到50-65℃，淋洗后的TiCl4料液一般在90℃左右有较高的蒸气压20kPa。为进一步使TiCI4冷凝下来，进步钛的收回率，一般选用冷冻盐水冷却到-20℃下的TiCl4料液去冷凝气相TiCl4。冷凝设备有喷淋塔和膜式冷凝器。膜式冷凝器是在换热器中壳程走冷冻盐水，管程中经过TiCl4气体，在管程上冷凝构成TiCl4液膜并吸收TiCl4气体的设备（见图4）。为使98％以上的TiCl4收回下来，淋洗、冷凝设备选用多级吸收的工艺。 [next]    (5)气液别离器TiCl4经过淋洗、冷凝后）98％被搜集下来，但随不凝性气体(CO, C02、N2等）夹藏的TiCl4液滴，经过别离器别离液相进步收回率。    前两组淋洗单元淋洗进程运用蛇形管换热器，用工业水冷却换热；后两组用冷冻盐水换热，冷却TiCl4流体使温度到达-15℃以下，与炉气中的TiCl4触摸，使炉气中的TiCl4悉数冷凝下来，进步收回率。由于TiCl4中会有一定量的泥浆，首要是FeCl2 ,FeCl3、AICl3等杂质，在炉气温度较高的状况下很简单构成结垢，阻塞淋洗塔的栅板和挡板塔的挡板，所以在氯化用料杂质较高时一般不选用上述两种类型的淋洗、冷凝设备。    为了避免泥浆料的泵罐中淤积，一般选用如下方法。    ①操控榜首、二级淋洗槽TiCl4料浆的温度≥90℃，使固体颗粒处于悬浮状况，不易堆积。    ②在容器内加拌和，使固体颗粒在机械力的效果下无法堆积。    ③经过泵循环冲击TiCI4浆料，使固体颗粒难以堆积。    ④塔下部规划成瀑布式，用淋洗液从高处落下以很大的能量冲击泵槽底部，使固体颗粒不易堆积并节能。例如，哈萨克斯坦乌兹基工厂就是这样做的。    3.熔盐氯化的工艺参数    (1）最佳熔盐的组成Ti02 1.5%-5.0％；C 2％- 5％；NaCl 15％-20％；KCl 30％-40％；MgCI2 10％-20％；CaCI2＜10%；FeCl2＋FeCI3＜10％；Si02＜6.0％；Al203＜6.0％。    当Ti02<1.0％时，其他杂质被氯化下降了氯的利用率，一起也使TiCI4中杂质升高。    在实践中因KCl较贵，能够恰当削减KCl的配人量。当熔盐组分中Ti02外的其他氧化物组成增高时，熔盐的物理性质变坏，黏度添加，熔点升高影响氯化功率，有必要周期性地排出废盐并弥补新盐（首要是NaCl、KCl)。    (2)炉气的组成（炉温较低时）    TiCI4 63.8％；SiCI4 1.0%；AICI3 1.9％；FeCI3 0.5％；FeCl2 0.3％；N2 9.4％；C02 21.0％；CO 0.37％；固体成分1.73％；FeCI3、FeCl2的含量首要与高钛渣中的铁含量有关。    （3)首要工艺参数    ①反响温度700-800℃。    ②用于熔盐氯化最低浓度（体积）70％。    ③作业熔盐中组分Ti02 1.5％-5.5％；C 2％一5％；Si02＜10％。    ④盐层高度<5. 5m.    ⑤排放废盐中Ti02 <2. 0％。    ⑥废气中游离量<3. 2mg/L[2％（体积）〕。    ⑦氯化炉炉气压力1470Pa。    ⑧氯化炉炉气出口温度700℃。    ⑨进人淋洗塔炉气温度<250℃。    ⑩淋洗塔循环泵槽中TiCI4温度≥90℃。    ⑾冷冻盐水的温度＜-20.0℃。    ⑿捕集器（气液别离器）＜-5℃。[next]    4.熔盐氯化工艺现在的首要问题    熔盐氯化工艺最大的长处如下：①用料比较广泛，欢腾氯化运用困难的CaO, MgO高的钛渣，熔盐氯化都能够运用；②熔盐欢腾层的操控较气固流化床简单。    现在影响熔盐氯化开展的有下面几方面的问题。    ①每吨TiCI4大约产出200kg的废盐；年产6.0万吨的氯化法钛白工厂将产出12000吨废盐，处理较困难。综合利用有待进一步研讨。    ②熔盐氯化炉现在规划距大型氯化法钛白要求距离较大。出产才能偏小，匹配困难。最大的熔盐氯化炉日产TiCI4只要130吨，相当于年产1.5万吨钛白才能。更高出产才能熔炉开发有待证明。    ③熔盐组成中含有很多NaCl, KCI,极易同FeCI3、AICI3构成低熔点“液体”。黏附在炉壁、收尘器上，使设备结疤，易掉下阻塞出料口。一起构成固体颗粒在TiCl4中堆积，使之循环运用困难，要定时整理槽子。    ④熔盐炉发动烘炉，化盐十分费事，需求的附属设备如化盐炉等较多；日常还要常常加人新盐调整熔盐成分，工序较为烦琐。    ⑤多台熔盐炉与氧化炉对接困难；各炉的工艺技能参数难以平衡，操控十分困难。    ⑥氯化炉排盐操作较风险，环境恶劣，不如流化床排层床料易操作。

水+氯化钠提金工艺是一种无提金新办法。该办法将金精矿进行焙烧收回硫，然后选用氯化钠＋水浸取金，浸取的贵液操控酸度为10%，运用泡沫塑料吸附金，金的关于乡镇厂商开发黄金出产具有很好的经济效益和社会效益。    1)浸金机理    氯化钠的首要效果是为溶金系统供给满足的氯离子。选用氯化钠＋水系统溶金的反响机理如下：                                  Br2＋2e- ==== 2Br-                               Au＋4C1- ==== AuC14-＋3e-                           2Au＋3Br2＋8C1- ==== 2AuC14-＋6Br-        2）工艺流程    氯化钠＋水提金新工艺不适用于含硫金精矿中金的浸取。因金精矿粉中一般含硫量较高，故对金精矿有必要进行焙烧预处理以除硫，其工艺流程见图1. 图1[next]     3)金精矿粉焙烧    依照从硫精矿矿石中制备硫酸的办法进行焙烧,一般在特制的焙烧炉中进行。焙烧温度操控在600~650℃,焙烧时刻以含硫量多少而定，一般以1h为宜。    4)浸金办法    ①直接浸取法。关于含金在100g/t以上的矿粉，可直接在浸出槽中进行浸取。浸出槽为硬质塑料，也可选用水泥槽进行浸取，其形状如图2所示，其巨细可根据规划的规划断定。 图2     ②接连浸出法。关于含量小于100g/t的金精矿粉，可选用接连浸取法。该办法是将三个浸取槽串联起来，在每个槽中参加必定量的焙砂，由浸出液贮槽中供入浸出剂，使浸出剂靠压力的效果，自上而下进入焙砂层，操控必定渗滤速度，使浸出液接连渗过第二、第三浸出槽中的焙砂。工艺流程如图3所示。 图3[next]     5)泡塑吸附及摆脱    选用动态吸附的办法是将泡塑装入必定直径巨细的吸附柱，操控必定的流速，将酸化的贵液流经吸附柱，先用质量分数为2%洗刷，后用自来水冲刷至中性，选用70~80℃的质量分数为0.05%钠分数次进行洗脱。    6)复原和熔炼    将洗脱的贵液转移至5000 mL大烧瓶中，置于电炉上加热至沸、加人混合复原剂A进行复原制得海绵金。将制得的海绵金洗净后，置于石墨坩埚中参加该分量的1%的和2％的硼砂，于1250℃的高温炉中熔炼，制成金锭。    7）影响要素    ①矿石焙烧对浸出率的影响。挑选含量为32.50g/t的金精矿进行了焙烧时刻对浸取率影响的实验，成果见表1.表1    矿石焙烧时刻对浸出率的影响焙烧时刻/min3306090120金的浸取率/%0.150.498.499.899.9     从表1中可见，金精矿粉不经焙烧，金的浸出率简直为零，而经焙烧的矿样，浸取率随焙烧时刻的延伸而进步，这是由于矿样经焙烧后使矿样中的硫和有机碳、石墨等物质除掉，使金粒露出，有利于溶剂对金的浸取。焙烧除硫操作简略快速，且可收回在焙烧进程焙烧温度过高或焙烧时刻过长，简略使矿样烧结，使金的浸出率下降，这是由于氯化钠＋水为中性溶剂，不简略使烧结的氧化铁溶解，阻止了对金的浸取，对此可参加必定量的，进步对矿样的溶解能力。    ②氯化钠用量对浸出率的影响。氯化钠的用量与浸出率的联系见表2。表2        氯化钠用量对浸出率的影响氯化钠用量/g0.513510金的浸出率/%93.99999.199.399.2     从该表中可见，氯化钠用量为1 g,金的浸取率为99.0%，为此实验时选用1g氯化钠。    ③水用量对浸出率的影响。水是一种强氧化剂,在中性溶液介质中，可以将金(0)氧化成金(III)，生成的金（III）与氯离子构成氯金酸络阴离子而进入溶液。水的用量对浸出率的影响见表3。 表3             水用量对浸出率的影响水浓度/%5102030金的浸出率/%72.782.899.199.5      为泡沫塑料收回金时减小酸的用量，固定浸取液的体积为10 mL，从表3中可见，金的浸出率随水浓度的添加而添加，当到达20%的水浓度时，金的浸出率可达99%，故实验时选用20%水浓度的溶液为浸取液。[next]    ④浸取时刻对浸出率的影响。影响实验成果见表4。表4       浸取时刻对浸出率的影响浸取时刻/h248121824金的浸出率/%39.782.293.89999.299.3     从表4中看到，跟着浸取时刻的延伸，金的浸出率逐步增高，当浸取时刻为12 h,金的浸出率可达99%以上。    ⑤酸度对泡塑和活性炭收回的影响。在质量分数为1%～20％介质中，泡塑可定量吸附金。为此在浸取金的溶液中进行了用量实验，成果见表5。 表5             用量对泡塑吸附金的影响用量/mL0.512.55金的浸出率/%93.99999.399.4     从表中可见，在10 mL氯化钠＋水浸取金的溶液中，参加1 mL（浓度10%）泡塑对金的吸附率达99%以上，故在浸取液中参加1 ml质量分数为10%的为宜。    选用活性炭吸附也可将浸取液中的金收回，但用量对金的吸附率影响较大（见表6）。表6             用量对活性炭吸附金的影响用量/mL0.512.55金的吸附率/%53.478.59599     从表6中可见，在10 mL浸取液中，参加5 mL（浓度为33%），活性炭对金的吸附率为99%以上。    两种办法相比较，选用泡塑吸附收回金具有如下长处：a)水的存在有利于泡塑对金的吸附，吸附率可达99%以上；b)对活性炭吸附金有影响的铅、锑、铋,钨等搅扰离子，不影响泡塑对金的吸附。故挑选性好、对提金适应性强；c）操作简略快速、易于摆脱，选用灰化法、钠摆脱法可彻底收回；d)泡塑收回金所需酸量少、成本低。    ⑥载金泡塑处理办法。灰化法将载金泡塑置于650℃高温炉中进入灰化，灼烧；残渣中即含海绵金，将含金残渣用溶解，选用混合复原剂A进行复原，制备得制品金。    钠摆脱法将载金泡塑用自来水冲刷洁净后，用70~80℃的0.05%钠进行摆脱，含金摆脱液选用混合复原剂A进行复原，制备得制品金。摆脱后的泡塑可重复运用。    摆脱法载金泡塑可用在常温下进行摆脱，含金选用蒸馏法收回，残渣即为金粉。摆脱后的泡塑可重复运用。

关于载体难被酸溶解的废催化剂，用此办法处理比较简略。因为催化剂表面的铂族因为催化剂表面的铂族金属处于高度涣散状况，其溶解比相应的纯金属简略得多。如铂、钯等金属一般不需要用溶解，用就可使其进入溶液，的浓度为0.1～12mol/L，一般为2～9mol/L。 实践证明，如用单一的难以获得满足的浸出作用，往往需要向液中参加恰当的氧化剂，以促进铂族金属的溶解。常用的氧化剂有硝酸、、、等。关于载体为易被酸溶解的γ-Al2O3，用加氧化剂的办法处理废催化剂时，往往是铂族金属和载体都可进入溶液，极易发作铝盐水解成脱体的现象。为了仅溶解废催化剂中的铂族金属，而不溶解载体中的氧化铝，废催化剂首要有必要进行煅烧处理，以除掉积炭和将酸溶性γ-Al2O3转化为酸难溶的α-Al2O3。 用于石油重整和二异构化的催化剂为含铂的γ-Al2O3载体催化剂，废催化剂含Al2O396.5%、Fe0.4%、SiO20.7%、Pt0.35%。金属铂以微细粒(小于500mm占70%～80%)吸附在载体表面或载体空地中。废催化剂吸附有很多有机化合物和表面炭，先在1000～1100℃下煅烧，消除积炭并将γ-Al2O3转化为慵懒的α-Al2O3。然后在70℃下用6mol/L的溶液，用作氧化剂的条件下浸出废催化剂1～2h。 浸出液含(g/L)：Pt0.263，Al1.2，Fe0.07，HCl1.9mol/L，溶液的成分简略，可用置换或萃取进行铂族金属的富集。如催化剂中含铑，高温煅烧时会部分转化尴尬浸的氧化物状况，有用的预处理办法是运用碱性溶液浸泡进行复原，以进步浸出率。

钴是灰色硬质金属，它的居里点（失去磁性的临界温度点）为1150℃，熔点为1495℃，沸点为2900℃，具有磁性和耐高温性。在300℃以上发生氧化作用，极细粉末状钴会自动燃烧。钴能溶于稀酸，在浓硝酸中会形成氧化薄膜而被钝化；在加热时能与氧、硫、氯、发生剧烈反应。&nbsp;

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。

（一）流态化氯化工艺及设备    现在，无论是钛厂的氯化工艺仍是海绵钛厂的氯化工艺，多选用流化床氯化工艺技术，其流化床氯化设备流程如图1所示。    国内流化床氯化工艺技术是在前苏联竖式氯化炉基础上开展起来的，所以，收尘器、淋洗冷凝体系的设备，依然保持着前苏联老工艺设备的面貌，没有大的改动。    国外流化床氯化设备流程如图2所示。 [next]     该流程的特点是设备简化，没有熔盐氯化工艺中巨大且很多的除尘设备；代之为旋风收尘器；主TiCl4喷淋吸收塔工作功率较高，喷淋量大，一般喷淋量与产出TiCl4之比为(6-10)：1；到达充沛传热、传质，湿式除掉固体夹藏物的意图；该体系中的热量彻底经过功率较高的换热器带出体系之外，防止热量堆集，确保体系内的热平衡。    （二）流态化氯化的设备出产才能    现在国内流态化氯化的设备才能与海绵钛出产才能匹配规划比较小，一般在Φ1000-1400mm,产能日产20-25吨粗TiCl4。根本都是无筛板的。为习惯海绵钛出产的大型化开展，遵义钛厂正在建造Φ2400mm流态化氯化炉。    国外无论是海绵钛出产仍是氯化法钛出产，流化床氯化炉的规划都很大，一般以年产6.0万吨钛计，每天约产粗TiC14550吨。流化床氯化炉的直径可达Φ5000mm以上。    （三）流化床首要工艺技术指标    ①钛质料的利用率96％-98％。    ②氯的利用率92％-94％。    ③单位面积出产才能15-30吨粗TiC14/（m2·天）。    ④氯化尾气含氯量≥l0lb/h①（① 116＝0. 45359237kg。）（以100％C12计）。    ⑤氧化循环尾气中C12浓度）70％（体积）；海绵钛出产镁氯循环的工艺Cl2浓度）90％；哈萨克斯坦乌兹基厂Cl2浓度≥92％，能够循环运用。    （四）流化床别离固体氯化物的方法    ①用满足量的TiC14液体冷却，淋洗使FeC12、FeC13悬浮在TiC14的液体中。收尘器温度操控要高于FeC13沸点20℃。    ②把炉气激冷至400℃，防止FeC12分解成FeCl3，然后用TiCl4喷淋换热到200-210℃，持续用TiC14淋洗使TiC14、SiC14、Vocl3一块冷凝下来。可防止FeCl3在器壁上结垢。    ③悬浮在TiC14之中的FeC13、AIC13等固体颗粒在向氯化炉或蒸腾降温烟道中喷发时可发作反响，生成FeC12、A1203在旋风收尘器中被除掉，以防止恶性循环，添加TiCl4之中的含固量。    ④流化床层料的处理。排出的床层猜中首要成分为Si02、C、CaC12、MgC12等，被放出可用水洗去可溶性CaC12、MgC12等杂质，烘干后可回来从头配料运用（美国专利419118)。国内一般也采纳这样方法收回有价值成分。

富钛料制取的工艺技能有如下几个阶段。竖式炉团球固定床氯化现已被筛选；代之以发展起来的是沸腾床氯化技能。有两种工艺：其一以哈萨克斯坦、乌克兰等国家为代表（前苏联）的熔盐氯化技能；其二是以美国、日本等国家为代表的沸腾床氯化技能。沸腾床氯化设备规划大，自动化程度高，不仅在氯化法钛白生产上使用，在海绵钛生产上也使用。现在，具有发展前途的循环床氯化技能正处在小型工业实验的研制阶段。其工艺特色首要会集在氯化炉上：①氯化炉气流带出的物料搜集下来与加人的新料充沛混合预热，进步传热的功率重新人炉；②从旋风收尘器收下的料能够直接进人体系进行循环使用参加反响，处理工艺简略；③循环床的操作速度高于正常流化床的操作速度，反响强度大，产能高。    循环床氯化实验工艺流程如下图所示。

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。

硫酸法出产涂料级钛白要通过五大进程：原矿预备；钛的硫酸盐制备；水合Ti02制备；水合Ti02煅烧；二氧化钛后处理。包含环节如下：枯燥、磁选与磨砂、酸解、净化、浓缩、晶种与水解、水洗、漂白与漂后水洗、盐处理、煅烧、后处理、废副产品的收回、处理和使用。缺陷是流程长而杂乱、出产进程不接连、设备巨大、设备出产才能低、自动化程度低，因而产品质量不如氯化法。    氯化法最大的特色如下。    ①工艺流程短。质料高品位钛铁矿、天然金红石、富钛料或人工金红石进厂前都已按工艺要求加工好；氯化所需的1＃锻后焦，也能够按工艺要求进厂，即使是块状进厂加工成工艺要求的粒度也十分简略。省掉质料加工预备工序。氯化、精制、氧化工艺进程简略接连化，出产不停顿，使工艺流程短。    ②设备小，反响速度快，出产才能大。首要设备接连运转，设备出产弹性较小，中间无法存贮逗留。    ③各相关工艺要求可靠性高，自动化程度高，较难把握。由于全进程在有压、高温、强腐蚀介质中进行，调理操控需求十分敏捷、准确才干确保体系安全运转，一切的工艺动力、质料有必要确保接连不间断。除了一般工厂的电力、蒸汽、工业用水外，还有特殊要求的空气别离设备、直销设备、脱盐水直销设备等都有必要有100％的可靠性，才干确保整个体系杰出的状况。不然一处呈现毛病，就会形成全线泊车，为此有必要对主体工艺全面进行自动操控，完成自动化。    ④产品质量好。质料纯度高，特别是精制除钒、铁的才能是硫酸法所不及的。氧化体系参数可调理，所以氯化法半成品粒度细，均匀，散布窄，白度好，为终究产品奠定了杰出基础。    硫酸法和氯化法工艺特性比照见下表. [next] [next]

从黄铁矿中提钴常采用脱硫烧渣的氧化焙烧－酸浸法或精矿的硫酸化焙烧－酸浸法。 芬兰奥托昆普公司的科科拉钴厂（Kokkola Cobalt plant）从含镍、铜和锌的钴黄铁矿精矿中生产钴，年产约1400t，采用硫酸化焙烧－浸出－氢还原工艺生产超细钴粉。流程简图示于图1。图1  钴黄铁矿生产钴粉的流程简图 主要技术参数： 过程固体物料的元素成分    （%）过程溶液的元素成分    （g∕）硫酸化焙烧        680℃ 浸出和浓密        二段逆流 浸出液除铜、锌    常压搅拌通H2S，pH＝1.4～1.5 镍钴硫化物浸出    高压釜，140℃，1013kPa，通空气 浸出液除镍        高压釜，709kPa，70℃ 氢还原            高压釜，4053kPa，180℃ 主要设备 矩形沸腾焙烧炉    2台，每台4室，每室分布板面积15m2，炉高7.5m 高压釜            5台

氯化法是相对硫酸法而言来定义的，氯化法钛白主要有以下三大工艺过程。    ①用高品位钛铁矿或天然金红石、人造富钛料，采用氯化工艺生产粗TiCl4；粗TiCI4经过提纯制取纯精TICI4。    ②精TiC14气相氧化制取符合颜料性能的金红石型Ti02粒子。    ③后处理与硫酸法相似，生产出适应不同用途的产品。    因后处理的工艺流程及设备与硫酸法相似，所以氯化法工艺流程重点在前两项。氯化法钛白工艺流程图如图1所示。后处理工艺流程如图2所示。 [next]    世界各国氯化法工艺中氧化炉基本都与沸腾氯化炉对接，仅有中国锦州厂成功实现熔盐氯化炉与氧化炉对接。

钴是灰色硬质金属，它的居里点（失掉磁性的临界温度点）为1150℃，熔点为1495℃，沸点为2900℃，具有磁性和耐高温性。在300℃以上发作氧化效果，极细粉末状钴会主动焚烧。钴能溶于稀酸，在浓硝酸中会构成氧化薄膜而被钝化；在加热时能与氧、硫、氯、发作剧烈反响。　　自然界中已知含钴矿藏有近百种，大多伴生于镍、铜、铁、铅、锌等矿床中，常见的用于提取钴的矿藏有辉砷钴矿、砷钴矿、硫钴矿、硫镍钴矿、含钴黄铁矿、硫铜钴矿、钴华、方硫镍钴矿等。钴矿藏的赋存状况杂乱，矿石档次低，所以提取工艺比较杂乱且收回率低。一般先用火法将砷钴精矿、含钴硫化镍精矿、铜钴矿、钴硫精矿中的钴富集或转化为可溶性状况，然后再用湿法使钴进一步富集和提纯，最终得到钴化合物或金属钴。　　金属钴首要用于制作合金。钴基合金是钴和铬、钨、铁、镍中的一种或几种制成的合金的总称。含钴工具钢能够显著地进步钢的耐磨性和切削性能，含钴50%以上的司太立特硬质合金即便加热到1000℃也不会失掉其原有的硬度。航空航天技术中运用最广泛的合金是镍基合金，也能够运用钴基合金。含钛和铝的镍基合金强度高是因为构成组成为NiAl(Ti)的相强化剂，当运转温度高时，相强化剂颗粒就转入固溶体，这时合金很快失掉强度。钴基合金的耐热性是因为构成了难熔的碳化物，这些碳化物不易转为固体溶体，分散活动性小，温度在1038℃以上时，钴基合金的优越性就显现无遗，它可用于制作高效率的高温发动机。在航空涡轮机的结构材料运用含20%-27%铬的钴基合金，能够不要维护覆层就能使材料达高抗氧化性。钴是磁化一次就能坚持磁性的少量金属之一，在热效果下失掉磁性的温度叫居里点，铁的居里点为769℃，镍为358℃，钴可达1150℃。含有60%钴的磁性钢比一般磁性钢的矫顽磁力进步2.5倍。在振荡下，一般磁性钢失掉差不多1/3的磁性，而钴钢仅失掉2%-3.5%的磁性。因此钴在磁性材料上的优势就很显着。钴在电镀、玻璃、染色、医药医疗等方面也有广泛运用。　　我国钴矿资源首要散布在甘肃、山东、云南、河北、青海和山西，其保有储量占全国保有储量的百分比依次为30.5％、10.4％、8.5％、7.3％、7.1％、6％，这六个省的储量之和占全国总储量的70％，其他30％的储量散布在新疆、四川、湖北、西藏、海南、安徽等省区。我国已探明的钴矿床绝大多数是伴生矿，档次较低，钴首要作为副产品加以收回。依据对全国钴储量大于1000吨的50多个矿床的统计分析得知，钴的均匀档次仅为0.02％，因此出产过程中金属收回率低，工艺杂乱，出产成本高。可利用的钴资源首要伴生在铜镍矿床中，其钴资源探明储量占全国总储量的50％左右。已开发的铜镍矿床有甘肃金川的白家嘴子、吉林磐石的红旗岭、新疆的喀拉通克等矿，甘肃金川为我国首要钴出产地。可利用的钴资源其次伴生在铜铁矿床中，现在现已开发的有山西中条山铜矿、湖北大冶铁矿、山东金岭铁矿、四川拉拉厂铜矿和海南石碌铁铜矿等。因为受资源条件约束，国内钴产值增加缓慢，不能满意国内市场需求，需经过进口补偿缺乏。

自然界中已知含钴矿物有近百种，大多伴生于镍、铜、铁、铅、锌等矿床中，常见的用于提取钴的矿物有辉砷钴矿、砷钴矿、硫钴矿、硫镍钴矿、含钴黄铁矿、硫铜钴矿、钴华、方硫镍钴矿等。钴矿物的赋存状态复杂，矿石品位低，所以提取工艺比较复杂且回收率低。一般先用火法将砷钴精矿、含钴硫化镍精矿、铜钴矿、钴硫精矿中的钴富集或转化为可溶性状态，然后再用湿法使钴进一步富集和提纯，最后得到钴化合物或金属钴。&nbsp;　　金属钴主要用于制造合金。钴基合金是钴和铬、钨、铁、镍中的一种或几种制成的合金的总称。含钴工具钢可以显著地提高钢的耐磨性和切削性能，含钴50%以上的司太立特硬质合金即使加热到1000℃也不会失去其原有的硬度。航空航天技术中应用最广泛的合金是镍基合金，也可以使用钴基合金。含钛和铝的镍基合金强度高是因为形成组成为NiAl(Ti)的相强化剂，当运行温度高时，相强化剂颗粒就转入固溶体，这时合金很快失去强度。钴基合金的耐热性是因为形成了难熔的碳化物，这些碳化物不易转为固体溶体，扩散活动性小，温度在1038℃以上时，钴基合金的优越性就显示无遗，它可用于制造高效率的高温发动机。在航空涡轮机的结构材料使用含20%-27%铬的钴基合金，可以不要保护覆层就能使材料达高抗氧化性。钴是磁化一次就能保持磁性的少数金属之一，在热作用下失去磁性的温度叫居里点，铁的居里点为769℃，镍为358℃，钴可达1150℃。含有60%钴的磁性钢比一般磁性钢的矫顽磁力提高2.5倍。在振动下，一般磁性钢失去差不多1/3的磁性，而钴钢仅失去2%-3.5%的磁性。因而钴在磁性材料上的优势就很明显。钴在电镀、玻璃、染色、医药医疗等方面也有广泛应用。&nbsp;　　我国钴矿资源主要分布在甘肃、山东、云南、河北、青海和山西，其保有储量占全国保有储量的百分比依次为30.5％、10.4％、8.5％、7.3％、7.1％、6％，这六个省的储量之和占全国总储量的70％，其余30％的储量分布在新疆、四川、湖北、西藏、海南、安徽等省区。我国已探明的钴矿床绝大多数是伴生矿，品位较低，钴主要作为副产品加以回收。根据对全国钴储量大于1000吨的50多个矿床的统计分析得知，钴的平均品位仅为0.02％，因而生产过程中金属回收率低，工艺复杂，生产成本高。可利用的钴资源主要伴生在铜镍矿床中，其钴资源探明储量占全国总储量的50％左右。已开发的铜镍矿床有甘肃金川的白家嘴子、吉林磐石的红旗岭、新疆的喀拉通克等矿，甘肃金川为我国主要钴生产地。可利用的钴资源其次伴生在铜铁矿床中，目前已经开发的有山西中条山铜矿、湖北大冶铁矿、山东金岭铁矿、四川拉拉厂铜矿和海南石碌铁铜矿等。由于受资源条件限制，国内钴产量增长缓慢，不能满足国内市场需求，需通过进口弥补不足

钴镍钴镍作为战略资源在工业中的地位大大提高，在硬质合金、功能陶瓷、催化剂、军工 行业 、高能电池方面应用广泛，有工业味精之称。钴镍的生产以湿法冶金为主。钴镍在工业中的作用是相当重要的，在现代工业中，钴镍是不可替代的资。，主要分为以下四个步骤。 　　一、浸出。作为湿法冶金的第一步，浸出率的高低直接决定效率以及效益。原矿经过破碎、筛选、富集以及其他处理以后，将矿物里面的有价 金属 转移到溶液中的过程。在钴镍生产中浸出主要有酸性浸出、氯化浸出、氨浸出以及高压氧浸等等。主要用到的辅料有浓硫酸、浓盐酸、氯气，二氧化硫、氨水、空气、氯酸钠、双氧水、二氧化锰、亚硫酸钠等等。一般钴镍矿主要有硫化矿以及氧化矿，特别是硫化矿多半生有其他 金属 ，所以在浸出时不仅要考虑钴镍的浸出，还要考虑其他有价 金属 的综合回收利用。 　　二、除杂。除杂是钴镍冶金中产品保障的重要过程。 对于一些大量的杂质离子，比如铁离子、铝离子，主要考虑化学除杂法，直接加碳酸钠或者氢氧化钠调节pH在3.5-4.0，由于二价铁沉淀pH比较高，所以一般会加氧化剂使得二价铁氧化成三价铁，对于除铁还有黄铁钠矾法。对于铅镉铜一般会采用硫化钠除杂，一般调节pH在1.8-2.0左右。当然由于考虑到综合回收，可以先用其他萃取剂在较低pH捞铜后再除其他杂质。对于锰、锌、少量的铁铝锰铬，可以用萃取法除去。常见的萃取剂有P204、P507、cyanex272。 　　三、前驱体的合成。萃取生产合格的钴镍溶液，需用沉淀剂生产前驱体，主要的前驱体是碳酸盐、草酸盐。如若生产晶体，如硫酸镍晶体、硫酸钴晶体等，则不需要这一，直接浓缩蒸发结晶。一般合成前驱体采用对加方式，控制一定的过程pH以及终点pH，反应温度，反应时间等。控制一定的形貌，粒径等。 　　四、还原。如果直接选用高压氢还原，则不需要合成这一步。如果用高温氢还原，则把前驱体破碎后，在还原炉中控制一定的温度和气流量，然后破碎，真空包装。钴镍 金属 广泛应用于电池、硬质合金、不锈钢、石油化工、汽车制造、机械工具等 行业 ，钴镍粉体是现代工业不可缺少的 金属 材料。我国是贫钴国家，已探明的钴资源可开采储量是4.09万吨，仅占世界钴资源的1.03%，而钴资源的消耗却达到12000吨/年以上，占全球消耗量的25%；同时我国也是镍资源缺乏的国家，已探明的镍资源储量为232万吨，占世界的3.56%，而我国年消耗量约25万吨，每年缺口在10万吨以上。我国每年的锂离子、镍氢、镍镉等废电池超过30万吨，废旧电池保有量已超过100万吨，急需发展废旧电池的资源化利用技术。在锂离子、镍氢、镍镉等废电池中，存在丰富的钴、镍 金属 ，是重要的可再生钴、镍资源。利用废旧电池生产出满足高端产品应用要求的钴、镍粉末，可形成资源回收利用的良性循环。&nbsp;

因为Co原子占有FeS中Fe的晶格，构成类质同相，所以选矿别离富集钴困难，浮选产出的钴硫精矿含钴不超越0.5%。为从贫钴硫精矿中提取钴，先氧化焙烧将S氧化成气体SO2除掉，一起将钴转变成水溶或酸溶形状，再用酸浸出钴，并与很多的铁渣别离。我国使用的焙烧工艺有三种：硫酸化焙烧、氧化焙烧一烧渣硫酸化焙烧和氧化焙烧一烧渣化焙烧。焙烧设备均选用欢腾焙烧炉。    氧化焙烧一烧渣硫酸化焙烧是一种两段法工艺。钴硫精矿硫酸化动力学研讨标明，该焙烧进程是分段完结的，开端是脱硫氧化反响，当焙砂含S降到2％-3％时，钴才开端很多硫酸化。因而分段焙烧既提高了S的利用率和设备生产能力，又有利于钴的硫酸化和收回。    1．氧化焙烧    在欢腾焙烧炉中于840-860℃温度下焙烧钴硫精矿。当精矿成分为（％）：Co 0.3-0.4、Fe 35-45、S 30-35时，可得到含Co 0.4％、Fe 45％、S 1.8％的焙砂和SO2浓度8％-10％的烟气。    2．硫酸化焙烧    焙砂配入含钴黄铁矿，使混合料含硫到达10%以上，一起参加3% Na2SO4，将铁酸盐中钴转变为CaSO4。酸化焙烧条件为：床能率5-6t/（m2·d），钴浸出率75%-80%。浸出液通过净化、沉积、缎烧等工序，即可得到产品氧化钴。

目录 榜首章 文献总述 1.1 化学沉积别离镍钴 1.2 溶剂萃取法别离镍钴 1.2.1 胺类萃取剂 1.2.2 磷(膦)酸类萃取剂 1.2.3 酮肟类萃取剂 1.2.4 萃取剂组合及其他萃取别离技能 1.2.5 溶剂浮选 1.2.6 双水相系统溶剂别离技能 1.2.7 液膜萃取 1.3 离子交流树脂法别离镍钴 1.4 聚合物-盐-水液-固萃取(非有机溶剂液固萃取)法别离镍钴 1.5 电反萃取法别离镍钴 1.6 本研讨的含义与内容 1.6.1 本研讨的含义 1.6.2 本研讨的内容 第二章 P507萃取别离镍钴溶液工艺的研讨 2.1 试验部分 2.1.1 试验原理 2.1.2 试验质料与仪器 2.1.3 萃取试验办法与进程 2.1.4 反萃试验办法与进程 2.1.5 正交试验办法与进程 2.2 萃取单要素试验成果与评论 2.2.1 萃取时刻对镍钴萃取率的影响 2.2.2 水相pH对镍钴萃取率的影响 2.2.3 P507皂化率对镍钴萃取率的影响 2.2.4 比较O/A对镍钴萃取率的影响 2.3 反萃单要素试验成果与评论 2.3.1 反萃时刻对镍钴反萃率的影响 2.3.2 反萃比较A1/O1对镍钴反萃率的影响 2.4 正交试验成果与评论 2.4.1 萃取正交试验成果 2.4.2 萃取试验成果极差分析 2.5 本章小结 第三章 模仿三级逆流萃取工艺研讨 3.1 试验办法与进程 3.2 试验成果与评论 3.2.1 萃取率的改变 3.2.2 反萃率的改变 3.2.3 各级萃余液中镍钴比的改变 3.2.4 各级反萃液中钴镍比的改变 3.3 本章小结 第四章 定论与展望 4.1 定论 4.2 展望 参考文献 榜首章 文献述 因为钴、镍的化学性质十分类似，在矿床中常共生、伴生，因此在各种含钴废渣中常有镍，如镍冶炼转炉渣、铜冶炼含钴转炉渣、镍精粹含钴渣等;在各种特殊合金材料、电池材料、催化剂中，也都一起含有钴和镍;并且跟着钴与镍资源的日益干涸，对它们的别离与收回就显得十分重要。钴、镍别离首要有化学沉积法和溶剂萃取法，其他还有树脂法法、双水相法、聚合物-盐-水液-固萃取(非有机液固萃取)法、氧化复原法和电反萃取法。 1.1 化学沉积别离镍钴 依据钴、镍化合物的溶度积差异能够完结化学沉积别离。详细选用何种沉积办法首要取决于溶液中的镍钴比，对镍低钴高的溶液可用硫化沉积除掉镍，对镍高钴低的溶液可用氧化水解沉积除掉钴，沉积法不太合适钴、镍浓度大致适当的溶液[1]。 性硫酸盐溶液中的钴、镍别离能够选用络合物法，分为可溶钴络合物法和不溶钴络合物法。可溶钴络合物法别离钴、镍是运用三价钴五络合物在酸性溶液中比硫酸镍络合物安稳来完结的。在不溶钴络合物法中，钴以六络合物盐的办法从性硫酸镍的溶液中沉积，到达与镍别离的意图[2]。 因为Ni2 +与NH3构成合作物的安稳性比Co2+强，并且在NH3-NH4Cl介质中，Co2+更易构成Co(NH4)2Cl4难溶的蓝绿色复盐沉积与 Ni2+别离，所以在必定浓度下的 NH3-NH4Cl 系统中可到达Co2 +、Ni2 +别离的意图。岳松[3]用硫酸、和硝酸溶解废高磁合金钢，并将 Fe2 +氧化为 Fe3+，先用黄铁矾法除掉大部分铁 ，再用尿素除掉少数的铁及铝、钛、铜;终究在NH3-NH4Cl系统中别离钴、镍，并制成相应的盐，钴、镍的收回率别离为81.5 %、89.7 %。何显达等[4]探讨了用纯碱-混合液从人工金刚石催化剂酸洗废液中别离收回镍、钴和锰在纯碱0.1mol/L、2.5mol/L、pH=10的条件下,镍的收回率为99%以上，钴的收回率为95%左右，锰以碳酸锰办法收回。该办法反响速度快，金属归纳收回率高。 当溶液中钴高镍低时，如除掉CoCl2溶液中的少数镍时，可用Co粉加硫粉置换除镍。 别离了铁后的钴镍混合溶液可用氧化剂Co2+氧化成Co，Co3+敏捷水解发作Co(OH)3沉积，因其溶度积很小，在较低pH值及恰当的氧化剂作用下即可发作Co(OH)3沉积而在pH较低的条件下镍不发作类似的反响，然后到达别离钴、镍的意图。钴、镍别离的合适酸度应在pH=3以下，因为Co3+水解会使水相pH下降，不利于Co(OH)3的生成。选用碱性氧化剂可中和Co3+水解发作的H+，因此在氧化别离进程中pH值无显着改变，反响简略操控，pH值有显着升高即为反响结尾，合适的氧化剂为NaClO[5]。 可是，沉积法因在别离钴、镍时挑选性低，一般需求杂乱溶解和沉积作业，钴、镍产品纯度低且出产本钱高级缺陷 ，约束了其运用规模。 1.2 溶剂萃取法别离镍钴 溶剂萃取技能因为具有高挑选性、高收回率、流程简略、操作接连化和易于完结自动化等长处，已成为钴、镍别离的首要办法，但该法需求接连多级操作。现已完结工业运用的萃取剂有脂肪酸、季(叔)胺、磷(膦)类、螯合型萃取剂等。别的包含浮选、双水相萃取以及液膜萃取技能。 1.2.1 胺类萃取剂 在氯化物系统中，钴、镍的萃取别离首要运用胺类萃取剂，最常用的有叔胺和季铵盐。运用Co2+与Cl-生成的阴离子合作物比Ni2+与Cl-生成的阴离子合作物的安稳性高得多的特色，萃取钴氯络阴离子完结钴、镍别离。 包福毅等[6]挑选N235 (叔胺)-异辛醇-260#火油萃取系统，离心萃取器作为萃取设备，进行了萃取平衡试验、台架试验和半工业试验，得到的CoCl2溶液含Co量大于120g/ L，Co/ Ni>10000，钴收率大于97 %。周斌[7]等研讨用N235萃取别离废旧镉镍电池中的钴、镍，用水作为反萃取剂，经过二级反萃，能够使钴的反萃取率到达99.6 %。周学玺等[8]进行了与出产规模适当的出产性试验，成果标明，季胺氯化物可从含4～5 mol/ L 氯离子的溶液中有用地萃取钴，而几乎不萃取镍，可在常温下操作，与叔胺比较具有许多优越性。 1.2.2 磷(膦)酸类萃取剂 磷(膦)酸类萃取剂适用于硫酸盐溶液中钴、镍的别离，运用最广泛，现已开展到了第三代产品。20世纪60年代初，选用二 (2-乙基己基)磷酸(D2 EHPA或 P204)，70年代日本推出2-乙基己基磷酸-2乙基己基脂(PC288A或HEHEHP，P507)，80年代美国胺公司(现为CYTEC公司)组成新一代萃取剂二(2、4、4-三甲基戊基)(Cyanex272) ，这三种萃取剂酸性顺次削弱而别离钴、镍才能逐次增强。其他还有5709(基(1-甲基-庚基)酯)、PT5050等等。 张愈祖等[9]选用电化学溶解、P204萃取除杂、P204萃取别离镍、钴的工艺流程，对钴、铜、铁含量均高的合金废料块进行了归纳收回，制得了优质的氧化钴粉、铜粉及镍粉等。牛聪伟等[10]以P204作萃取剂，研讨了用非平衡溶剂萃取法从性硫酸盐溶液中别离钴、镍，在水相中添加适量的(NH4)2S2O8或让料液在空气中天然氧化，均可使钴(Ⅱ)氧化成动力学惰性合作物——钴(Ⅲ)配离子。此刻钴的萃取速率较慢，而镍的萃取速率较快，操控两相混合时刻，用非平衡溶剂萃取法可有用别离钴、镍。用稀硫酸溶液从负载有机相中反萃镍，镍反萃率可达99%以上。 江丽等[11]介绍了运用二次电池出产进程中发作的废泡沫式镍极板以P507作萃取剂出产硫酸镍的工艺技能，在料液pH值为4.0，P507体积分数为25%、皂化率为60%，比较1∶1，室温，平衡时刻1min，经一级萃取可完结钴、镉与镍的高效别离，工艺简略。李立元[12]等叙说 P507在光磷公司草酸钴分厂钴、镍别离系统中的运用，成果标明，工艺技能目标优于P204。曹南星[13]研讨了用P507萃取工艺别离硫酸钴、镍溶液中的钴与镍，经过箱式萃取槽扩展萃取试验证明 P507比P204具有更优秀的别离钴、镍的功能。它能制取低镍的钴盐溶液和低钴的镍盐溶液。彭毅等[14]介绍了攀枝花硫钴精矿浸出溶液镍、钴别离及钴产品制备的试验研讨。钴、镍别离选用P507萃取，钴的萃取率大于99.5 %，镍的萃取率在 0.01%以下。 吴涛等[15]介绍了Cyanex272萃取剂在新疆阜康冶炼厂出产中的运用，实践证明，Cyanex272对镍、钴别离才能优于P204和 P507。它的化学安稳性好，水溶性小，能够适用于镍、钴改变规模较大的各种硫酸盐和氯化物溶液。 徐志昌等[16]介绍了5709对镍钴及其他杂质阳离子的溶剂萃取，引荐的萃取参数有平衡水相pH5.1，5709质量分数10%火油溶液，萃取温度为50～55℃。王成彦[17]选用PT5050萃取剂，别离和富集镍矿浸液中的铜、镍、钴，选用二级萃取，溶液中铜、镍的萃取率可达99.15 %以上，钴不被萃取，经三级低酸挑选性反萃镍，镍的反萃率达99%以上，用沉积萃余液中的钴，钴的沉积率大于96 %。 刘兴芝等[18]组成了二(2-乙基己基) 单硫代磷酸(D2 EHMTPA)，在试验条件下能够完结恣意酸度下的Co(Ⅱ)、Ni(Ⅱ)别离，特别是关于高镍含量、低钴含量的硫酸混合溶液，在较低酸度下萃取Co(Ⅱ)，其萃取率达99%以上，较高酸度反萃取，升高温度别离作用更佳，其萃取Co(Ⅱ)的才能要高于P507和P204。 1.2.3 酮肟类萃取剂 蒋训雄等[19]用Lix84(2-羟基-5-壬基乙酮肟)的火油溶液作萃取剂，从大洋多金属结核的催化复原浸溶液中挑选性共萃铜和镍，而钴等留在萃余液中。      来雅文等[20]研讨了氧化钴矿石浸出液中钴、镍和铜的萃取别离，浸取液用Lix984(2-羟基-5-十二烷基肟与2-羟基-5-壬基乙酮肟的体积比为1∶1 的混合物)、三癸基甲基氯化铵和正痛苦别离萃取铜、钴和镍，萃取率别离为99.4 %、98.6%以及98.1 %。 李全民等[21]研讨发现在(NH4)2SO4存鄙人，丁二酮肟与镍生成的螯合物沉积能够被萃取浮选在乙醇与水两相之间，钴与丁二酮肟生成的螯合物被乙醇萃取，Fe(Ⅲ)留在水相中，完结了同一系统中三相别离Ni(Ⅱ)、Co(Ⅱ)、Fe(Ⅲ)，成果满足。 1.2.4 萃取剂组合及其他萃取别离技能 为了进步别离功率、简化别离工艺等，许多研讨者采取了萃取剂组合的办法进行了研讨和工业运用。 Marek Majdan[22,23]研讨了基胺氯化物-磷酸三丁酯和三-正辛基甲基胺氯化物-磷酸三辛酯氧化物系统中的钴、镍离子萃取行为，也报导了钴、镍离子在硫酸盐-甲基三辛基胺-火油336(三-正辛基甲基胺氯化物)-系统中的别离作用，Co/ Ni达103～104。 于惠芬等[24]建立了用P204-N205-火油-HCl-H2SO4液膜系统别离富集高纯稀土氧化物中铜、钴、镍、钙、镁等杂质元素的办法。方成开等[25]研讨了从钴、镍废料电溶溶液中收回钴与镍，选用的流程为电溶溶液先用针铁矿法除铁，然后用P204萃取除杂，再用7401(季胺氯化物)萃取别离钴、镍，终究用碳酸盐沉积钴、镍，钴、镍收回率均达99%。 周炳珍【[26]选用硫酸溶解预先焙烧的钐钴粉，化学中和法除稀土、铁和钙、镁后用P204萃取铜、锰、锌等杂质，再用P507萃取别离镍和钴，制得的氯化钴溶液用来制备高纯氯化钴，钴收回率大于90%。谌可颂[27]用酸浸某厂抛弃炉渣后，浸出液选用铁粉置换法收回别离铜、黄钠铁矾法除铁、NaF法除钙镁、P204深度除杂和P507别离镍钴，除杂率达99.5%以上，浸出液中铜、镍、钴收回率均超越94%。张多默等[28]研讨了P204、P507、Cyanex272混合萃取剂别离镍、钴、铜，成果标明:选用P204与P507的混合萃取剂一步萃取循环别离镍、钴、铜溶液，技能及经济上均合理可行。李龙泉等[29]用EDTA(运用其对钴、镍同的配位才能)作为掩蔽剂，运用P507液将共存的微量钴、镍一步别脱离，一起富集了20min就能够收回95%以上的钴离子。 M.J.Barroso等[30]报导了以阳离子表面活性剂十六烷基三甲基胺的化物与作为活动相在柱中用色层别离法进行了Ni(Ⅱ)、Co(Ⅱ)、Cu(Ⅱ)的别离与分析研讨。 1.2.5 溶剂浮选     浮选即泡沫浮选，是很共同的液固气三相别离办法。它是依据各种物料的表面性质的差异，在浮选剂的作用下，借助于气泡的浮力，从物料悬浊液平分选物料的进程。M.A.Kabil等[31]报导了用均油酸表面活性剂和 4-基基作为捕集剂对Ni(Ⅱ)、Co(Ⅱ)、Cu(Ⅱ)的混合物进行浮选别离。董慧茹等[32]以双硫腙为捕集剂，甲基异丁基酮(MIBK)为浮选溶剂，别离富集自来水和工业用水水中Pb(Ⅱ)、Ni(Ⅱ)和Co(Ⅱ)，金属离子的富集倍数为37。     1.2.6 双水相系统溶剂别离技能     双水相萃取是两种水溶性不同的聚合物或许一种聚合物和无机盐的混合溶液，在必定的浓度下，系统就会天然分红互不相容的两相。被别离物质进入双水相系统后因为表面性质、电荷间作用和各种作用力(如憎水键、氢键和离子键)等要素的影响，在两相间的分配系数不同，导致其在上下相的浓度不同到达别离的意图。     邓凡政等[33]用硫酸钾作萃取剂，探讨了在聚乙二醇(PEG)2000-硫酸钠-硫酸钾双水相系统中Co(Ⅱ)、Ni(Ⅱ)、Mo(Ⅵ)等金属离子的萃取行为，操控必定条件，完结了Co(Ⅱ)与Ni(Ⅱ)、Co(Ⅱ)与Mo(Ⅵ)及Co(Ⅱ)与Ni(Ⅱ)、Mo(Ⅵ)混合离子的定量别离。     1.2.7 液膜萃取     液膜技能是20世纪60年代鼓起的一门别离技能，液膜具有比表面大、渗透性强、高挑选性和定向性、别离功率高级特色，既简洁又快速，是一种很好的别离办法。包含支撑液膜、 整体液膜和乳化液膜， 但支撑液膜不安稳及膜寿命短，乳化液需求制乳和破乳。国外研讨支撑液多些 ，处理的首要问题是避免液膜流失和延伸运用寿命，但用于镍、钴别离的研讨报导不多。C1audio P. Ribeiro Jr[34]用Cyanex 302作为载体选用液膜萃取法模仿工业浸出液进行了提取钴和镍、钴别离的研讨，钴的提取率为60%，挑选性为494。     1.3 离子交流树脂法别离镍钴 离子交流树脂法是运用离子交流剂-树脂与试液中的离子发作交流反响进行别离的办法。离子交流法可分为分批法(静态)和柱上法(动态)两种根本类型。离子交流树脂用于收回钴、镍具有如下长处:除杂作用好，腐蚀性小，操作环境较好，环境污染较少，操作简洁，易完结机械化、自动化，加工本钱低，一起，产品质量优秀。有螯合树脂、萃淋树脂、特种无机离子交流树脂、β-环糊精包结树脂构成的超分子系统、 阳离子交流树脂等。有的仅仅试验室研讨，还未完结工业化;有的已不同程度在工业上得到了运用[35]。现在，工业上收回、别离钴、镍离子，首要办法仍是选用溶剂萃取法，离子交流树脂法根本上用于分析。因此，研讨开发高效、可用于工业化的离子交流树脂，找到充分发挥离子交流树脂的最佳条件，是科研工作者往后尽力的方向。 刘扬中等[36]选用添加配位剂基乙酸于料液中，以替代传统的树脂转型办法，在pH=3.40时色谱柱中5g树脂能够将1600μg的钴、镍比为1～100的金属彻底别离。姜传福等[37]用717型阴离子交流树脂别离钴、镍，在9mol/L中， Ni2 +不构成络阴离子，Co2 +生成络阴离子[CoCl4]2 -而被树脂吸附，Ni2 +不被吸附，使钴、镍别离。 1.4 聚合物-盐-水液-固萃取(非有机溶剂液固萃取)法别离镍钴     聚合物-盐-水液-固萃取系统又称为非有机溶剂液固萃取系统，是近十余年来发现并开宣布的一种新的萃取系统，与传统的有机溶剂液-液萃取比较，该系统不运用挥发性有机溶剂，具有安全、分相敏捷、操作简洁等特色，具有宽广的运用远景。 林秋月等[38]研讨了Tween 80水溶液在(NH4)2SO4存鄙人，水溶性螯合剂 1-(2-偶氮)-2-酚-磺酸与金属离子螯合物在该系统中两相间的分配行为;成果标明，Pd(Ⅱ)、Co(Ⅱ)在pH2.0～3.5缓冲溶液中可被 Tween 相彻底萃取，而Zn(Ⅱ)、Cd(Ⅱ)、Mn(Ⅱ)、A1 (Ⅲ)根本上不被萃取。在不同pH条件下完结了Pd(Ⅱ)、Co(Ⅱ)、Ni(Ⅱ)、Zn(Ⅱ)、Cd(Ⅱ) 、Mn(Ⅱ)、Al(Ⅲ) 混合离子的定量萃取别离。杜重麟等[39]研讨标明在pH 5.0～7.0的缓冲溶液中，Co(Ⅱ)和Ni(Ⅱ)均与亚硝基R盐构成安稳的合作物，在Tween 80-硫酸钠液-固萃取系统中，都能被Tween 80 固相萃取，参加HCl进步溶液的酸度，Co(Ⅱ)进入Tween 80固相被萃取，而Ni(Ⅱ)留在水相不被萃取，然后完结两者的别离。 1.5 电反萃取法别离镍钴 电反萃技能是把离子交流、萃取、膜别离进程结合在一起的一种新的别离办法。弱酸性油相萃取剂经过吸附了金属离子的离子交流柱 ，油相顺次萃出树脂相中的各种金属离子，不同萃出部分的油相用充填床电渗析进行电反萃 ，收回金属离子，油相萃取剂可重复运用。 莫剑雄等[40]提出当低浓度混合金属离子的水溶液经过离子床后，用油相 Na型萃取剂把树脂床中金属离子进行“有机解吸”并开端别离，再经H型树脂床进一步别离，顺次流出E-H，E2-Me1，E2-Me2等油相液体。此油相液体再选用电反萃技能到达收回获得含酸量少而金属离子浓度高的水溶液，并使萃取剂再生，回复到E-H型。据此进行了试验，得到了相关数据。 1.6 本研讨的含义与内容 1.6.1 本研讨的含义     钴、镍是贵金属，重要的战略质料，但资源匮乏。其间钴多以伴生办法散布于硫化物，砷化物和氧化物等矿藏中，因此首要是从选别其它金属的副产品中归纳收回。钴是旨在高温合金、硬质合金、磁性合金和含钴化合物的重要质料，被广泛的运用于国防、原子能、航天、电子等工业以及高温磁性合金等高科技领域。镍是Ni-Cd，Ni-H电池、硬质合金的重要成分，是奥氏体不锈钢、超高轻度结构钢的重要组员，镍在合金中显着地添加材料的强度和抗蚀性，广泛运用于航空、化工及电讯等方面。镍不仅以金属态很多运用，并且以化合物态，广泛运用于国民经济的各个领域。 跟着现代工业的开展以及国内外市场对铜、钴、镍需求量的添加,促进人们对从各种废料中提取这些元素进行深化研讨。而经过净化除杂后的镍钴溶液的别离，亦是冶金工作者一向进行研讨的课题。本文经过试验,断定了镍钴溶液萃取别离的工艺流程,并断定了其工艺条件。 1.6.2 本研讨的内容 本研讨旨在探究以P507作为萃取剂，对硫酸镍钴溶液进行萃取别离的最佳工艺条件，首要研讨内容有; （1） 经过前期的探究试验和比照试验，断定镍钴溶液萃取别离的根本工艺流程，找出进程的首要影响要素。 （2）进行单要素试验调查镍钴萃取率的改变规则，断定较佳的反响条件。 （3）在单要素试验的根底上规划并进行正交试验，结合调查各要素对钴萃取率及镍钴比的影响，断定镍钴萃取别离的最优反响条件。 （4）在正交试验的根底上进行三级模仿逆流萃取试验，检测三级萃取后的镍钴别离率。 第二章 P507萃取别离镍钴溶液工艺的研讨 2.1 试验部分 2.1.1 试验原理 本试验选用磷酸类萃取剂P507对镍钴溶液进行萃取别离，P507 为2-乙基- 己基磷酸单(2-乙基-己基)脂,简称HL,是一种酸性磷型萃取剂,具有杰出的萃取功能,用于某些金属的萃取别离。P507对各种金属萃取才能不同,次序为:Fe3+> Zn2+>Cu2+≈Mn2+≈Ca2+>Co2+>Mg2+>Ni2+。因此在必定的pH值下可完结有用别离,除杂后液送至P507萃取别离Ni、Co。 P507酸性磷酸酯萃取剂是一种无色通明较粘稠液体，分子量为307，相对密度为0.973（室温下）,P507需求预先皂化并用260#火油稀释至必定份额，一起为了避免萃取进程中呈现乳化现象，有机相中还需参加必定量的TBP作为消乳化剂。 P507对镍钴溶液萃取别离的作用遭到萃取时刻、水相pH值、P507的预先皂化率及比较O/A等要素的影响。 2.1.2 试验质料与仪器 试验质料如表2.1所示。 表2.1 化学试剂一览表称号分子式等级出产商硫酸镍NiSO4.7H2OAR天津市试剂三厂硫酸钴CoSO4.6H2OAR天津市试剂三厂P507C14H34OPOOHAR洛阳中达化工有限公司TBP(C4H9O)3POAR洛阳中达化工有限公司260#溶剂油AR洛阳中达化工有限公司NaOHAR上海山甫化工有限公司硫酸H2SO4CP昆明腾跃化工试剂厂碳酸钠Na2CO3CP昆明腾跃化工试剂厂    试验仪器如表2.2所示。                     表2.2 试验仪器一览表设备称号设备类型出产单位PHB-1型pH计SK-II上海雷磁电子仪器厂恒温振荡器ZWKD-01江苏金坛仪器厂电子天平FC104上海金科天平仪器厂300ml锥形瓶成都蜀牛化学设备厂500ml分液漏斗成都蜀牛化学设备厂烧杯成都蜀牛化学设备厂量筒成都蜀牛化学设备厂移液管成都蜀牛化学设备厂洗耳球成都蜀牛化学设备厂 2.1.3 萃取试验办法与进程 （1）用2.79gNiSO4.7H2O 与1.19gCoSO4.6H2O试剂制造含镍5g/L，含钴2g/L的模仿溶液100ml。 （2）用30mlP507、5mlTBP以及65ml260#溶剂油制造100ml的有机相溶液。 （3）用10mol/L的NaOH溶液对有机相溶液中的P507进行皂化，皂化率为65%，皂化时刻为20min。 （4）皂化完结后，用少数清水洗刷有机相，洗刷后别离去掉水相，确保有机相溶液的pH坚持在7.0左右。 （5）将100ml P507与100ml模仿溶液参加300ml锥形瓶中放入恒温25oC的振荡器震动7min后取出。 （6）反响后的液体参加500ml分液漏斗中静置10min后开端萃取别离。 （7）别离完结后用100ml浓度为20g/L的H2SO4溶液对负载有机相进行洗刷。 （8）对萃余液和洗刷液中的镍钴含量进行分析，得出镍钴的萃取率。 为了断定水相pH、P507皂化率、比较O/A以及萃取时刻等四个要素对镍钴萃取率的影响，先进行单要素试验。为了得到牢靠的成果，每个要素取四个水平，表2.3为萃取单要素试验组织表。表2.3 萃取单要素试验组织表因子水平1234水相pH3.544.55P507皂化率（%）55606570比较（O/A）0.511.52萃取时刻（min）579102.1.4 反萃试验办法与进程 （1）用工业硫酸制造2.4mol/L的H2SO4溶液100ml。 （2）将100mlH2SO4溶液与100ml负载有机相溶液参加300ml锥形瓶中，放入恒温25oC 的振荡器中震动7min后取出。 （3）反响后的液体参加500ml分液漏斗中静置10min后开端萃取别离。 （4） 对萃余液中的镍钴含量进行分析，得到镍钴的反萃率。 为了断定反萃比较比较A1/O1以及反萃时刻两个要素对镍钴反萃率的影响，先进行单要素试验，每个要素取三个水平。表2.4为反萃单要素试验组织表。 表2.4 反萃单要素试验组织表因子水平123反萃比较（A1/O1）11.52反萃时刻（min）5792.1.5 正交试验办法与进程 由单要素试验成果可知，用30%P507+5%TBP+ 65%260#溶剂混合有机相对含Ni为5g/L，含钴为2g/L的镍钴溶液进行萃取别离的较佳工艺条件为：反响时刻7min，料液pH为4.5，比较O/A为1.5，P507皂化率为65%。 为进一步优化P507对镍钴溶液萃取别离的工艺条件，在上述各要素的较佳水平邻近组织一个四要素三水平的正交试验[41]，选用L9(34)正交表，调查P507皂化率（D，%）、料液pH（B）、反响时刻（A，min）、比较O/A（C）对镍钴别离率的影响。正交试验的要素水平见表2.5。试验组织如表2.6所示。 表2.5 正交试验水平表水平因子  A 萃取时刻(min)B 水相pH C  比较（O/A）  D P507皂化率(%)1541.560274.52653952.570表2.6 正交试验组织表试验号因子A 萃取时刻(min）B 水相pHC 比较（O/A）D P507皂化率(%)1541.560254.52653552.570474270574.52.5606751.5657942.565894.51.570995260 2.2 萃取单要素试验成果与评论 2.2.1 萃取时刻对镍钴萃取率的影响  溶液体积100ml，萃取时刻别离取5min、7min、9min、10min，用H2SO4溶液与Na2CO3溶液调节水相pH至4.5，比较O/A=1：1,P507皂化率为65%，萃取完结后静置10min进行别离，别离完结后以体积比8：1的份额用20g/L的H2SO4溶液对有机相进行洗刷，成果如图2.1所示。 由图2.1可知，镍钴的萃取率均跟着萃取时刻的添加而添加，其间镍萃取率添加较快，钴萃取率添加较慢。在5min时，镍的萃取率最低，但钴的萃取率达不到90%；萃取时刻为7min时，镍的萃取率较低，而钴的萃取率也较高；9min和10min时，钴的萃取率无显着改变，而镍的萃取率却添加较大，为了确保杰出的别离率，可断定萃取时刻为7min。图2.1 萃取时刻对镍钴萃取率的影响     2.2.2 水相pH对镍钴萃取率的影响     溶液体积100ml，用H2SO4溶液与Na2CO3溶液调节水相pH别离至3.5、4.0、4.5、5，萃取时刻为7min，比较O/A=1：1，P507皂化率为65%，萃取完结后静置10min进行别离，别离完结后以体积比8：1的份额用20g/L的H2SO4溶液对有机相进行洗刷，成果如图2.2所示。    图2.2 水相pH对镍钴萃取率的影响     由图2.2可知，在pH=3.5时，镍萃取率偏高，而钴得萃取率偏低。钴的萃取率跟着pH的添加而添加，在pH=4.5左右时，镍的萃取率较低，而钴的萃取率已在90%以上，在pH=5时，镍的萃取率又添加，故开端断定反响合适的pH为4.5。     2.2.3 P507皂化率对镍钴萃取率的影响      溶液体积100ml，用10mol/L的NaOH溶液对P507进行皂化，皂化率别离为55%、60%、65%、70%，萃取时刻为7min，比较O/A=1：1,萃取完结后静置10min进行别离，试验成果如图2.3所示。  图2.3  P507皂化率对镍钴萃取率的影响      由图2.3可知，在55%-70%规模内，跟着皂化率的添加，镍钴的萃取率都跟着皂化率的添加而添加。在60%-70%规模内，钴萃取率添加较为缓慢，而镍的萃取率添加较快。在皂化率为65%左右时钴的萃取率挨近最高峰，而镍的萃取率继续添加，故断定P507皂化率为65%。     2.2.4 比较O/A对镍钴萃取率的影响     镍钴溶液体积坚持不变，改变有机相体积使比较别离为0.5、1、1.5、2。萃取时刻为7min，水相pH调至4.5，P507皂化率为65%，萃取完结后静置10min进行别离，别离完结后以体积比8：1的份额用20g/L的H2SO4溶液对有机相进行洗刷，试验成果如图2.4所示。  图2.4 比较O/A对镍钴萃取率的影响 由图2.4可知，在O/A=0.5时，钴的萃取率很低，而镍的萃取率较高，在比较为1时钴的萃取率到达了90%以上，跟着比较的添加，钴的萃取率无显着改变，而镍的萃取率逐步下降，此次试验阐明比较越高，镍钴别离率越好，因为O/A=1.5时镍钴别离作用现已到达了开端别离钴萃取率在90%以上、镍萃取率在10%以下的工艺要求，出于经济考虑，断定此工艺条件为O/A=1.5。 2.3 反萃单要素试验成果与评论 2.3.1 反萃时刻对镍钴反萃率的影响 影响镍钴反萃的要素有两个：反萃比较A1/O1（浓度为2.4mol/L的H2SO4溶液与萃余相体积之比）与反萃时刻。已知有机相中含Co量为1.96g/L,含Ni量为0.04g/L。开端断定反萃比较为1：1，别离取反萃时刻为5min、7min、9min、10min，成果如图2.5所示。    由图2.5可知，在反萃时刻为5min是，钴的反萃率较高而镍的反萃率较低，在5min-7min段内，镍的萃取率添加较快，在7min是镍钴的反萃率附近，之后钴的萃取率无显着改变而镍的萃取率经过缓慢添加后又缓慢下降，故断定次工艺的最佳反萃时刻为7min。 2.3.2 反萃比较A1/O1对镍钴反萃率的影响 取反萃时刻为7min，有机相体积坚持为100ml不变，在A1/O1别离为1、1.5、2的条件下，试验成果如图2.6所示。                             s图2.5 反萃时刻对镍钴反萃率的影响     由图2.6可知，镍钴的反萃率均跟着反萃比较A1/O1的添加而添加，但起伏并不显着，事实上在反萃比较A1/O1=1的时分镍钴的反萃率均在97%以上，到达了工艺要求，从经济要素考虑，断定最佳反萃比较A1/O1为1。  图2.6反萃比较A1/O1对镍钴反萃率的影响 2.4 正交试验成果与评论 2.4.1 萃取正交试验成果 本次正交试验的成果如表2.7所示。 表2.7 正交试验成果记载表试验号     萃取率（%）     反萃率（%）CoNiCoNi180.517.7098.7698.77291.508.2091.894.85392.659.7090.6694.85489.809.2292.9884.6593.707.6190.0794.74696.751.2098.7196.67792.658.4492.2894.79896.104.5898.8697.82991.509.2294.5497.61 2.4.2 萃取试验成果极差分析 本试验的极差分析表如表2.8所示。表中Y1为试验目标,0≤Y1≤1。Y1越大，标明镍的萃取率越低，钴的萃取率越高，镍钴别离作用越好。 由表2.8可知，各要素对镍钴萃取率的影响由大到小顺次是：水相pH（B）、萃取时刻（A）、P507皂化率（D）、比较O/A（C）。而最优试验条件则为A2B2C1D2。 表2.8 萃取正交试验成果分析表试验号因子Co萃取率(%)Ni萃取率(%)试验目标Y1ABCD萃取时刻（min）水相pH比较（O/A）P507皂化率(%)1541.56080.507.700.118254.526591.508.200.1273552.57092.659.700.37447427089.809.220.314574.52.56093.707.600.5306751.56596.101.200.9807942.56592.658.440.448894.51.57096.753.800.84799526091.509.220.367k10.3060.2930.6480.338k20.6080.6010.3690.618k30.5230.5730.4500.511R0.302　0.3070.2790.280　　　 2.5 本章小结 本章总结了本次试验的原理，质料和仪器设备，并对试验产品的首要技能指 标以及分析办法进行了描绘。 影响本试验作用的四个首要要素别离是反响时刻，料液pH值和比较O/A和P507的皂化率。 据此规划了一个四要素的单要素试验，由单要素试验成果可知，用P507与TBP、206#溶剂油混合有机相对硫酸镍钴溶液进行萃取别离的较佳反响条件为反响时刻7min，料液pH为4.5，比较O/A为1.5，P507皂化率为65%。在此工艺条件下一级萃取后钴的萃取率可到达96.75%，镍的萃取率在1.2%以下，镍钴别离杰出。 而用浓度为2.4mol/L的H2SO4溶液对萃取后的含钴负载有机相进行反萃时，所断定的影响要素首要有两个：反萃时刻与反萃比较A1/O1。经过探究性试验后，规划了一个二要素的单要素试验，由单要素试验可知，用浓度为2.4mol/L的H2SO4 溶液对经过P507萃取后的含钴负载有机相进行反萃的较佳反响条件为反萃时刻7min，反萃比较为A1/O1=1。在此工艺条件下钴的反萃率为98.88%，镍的反萃率为98.75%，镍钴收回率高。 在单要素试验的根底上进行正交试验，对用P507萃取别离镍钴溶液的工艺进行了优化研讨，得到以下定论： （1）试验成果钴的最高萃取率为96.75%，镍的最低萃取率为1.2%。 （2）依据极差分析成果可知，各要素对镍钴别离率的影响由大到小顺次是：水相pH、萃取时刻、P507皂化率、比较O/A。 （3）经过对正交试验和比照验证试验成果的分析，并归纳考虑产品中镍钴比和H2SO4溶液以及有机相的消耗量等要素，终究断定P507萃取别离镍钴溶液的最优工艺条件为：水相pH为4.5、萃取时刻为7min、P507皂化率为65%、比较O/A为1.5。 第三章 模仿三级逆流萃取工艺研讨 在进行了正交优化试验，确立了最佳工艺条件之后，为了验证本工艺在工业上的可行性，规划了一个模仿三级逆流萃取试验。 模仿三级逆流萃取试验的理念是选用节省本钱，简化工艺流程的办法，查验本工艺在出产上的可行性与作用。 3.1 试验办法与进程 模仿三级逆流萃取试验的试验进程如下： （1）取6个分液漏斗，别离编号1，2，3，4，5，6。 （2）向1号分液漏斗中，参加萃取液（质料液）和萃取剂，摇匀，萃取7min后分相。萃取相为一级逆流萃取产品P1，萃余相移到2号分液漏斗中。 （3）向2号分液漏斗中参加新的萃取剂，萃取5min后分相。萃取相移到4号分液漏斗中，萃余相移到3号分液漏斗中。 （4）在3号和4号分液漏斗中别离参加新的萃取剂和萃取液进行萃取。 （5）3号分液漏斗分相后的萃取相移到5号分液漏斗中，萃余相为三级逆流萃取的萃余相E3。 （6）4号分液漏斗分相后的萃取相为二逆流萃取产品P2，萃余相移到5号分液漏斗中。 （7）5号分液漏斗萃取分相后的萃取相移到6号分液漏斗中，萃余相为二级逆流萃取的萃余相E2。在6号分液漏斗中参加新的萃取液进行萃取，分相后萃取相为三级逆流萃取产品P3，萃余相为一级逆流萃取的萃余相E1。 该流程的试验流程图如图4.1所示。 本试验所选用的工艺条件为：萃取进程中水相pH为4.5、萃取时刻为7min、P507皂化率为65%、比较O/A为1.5。反萃进程中反萃时刻为7min，反萃比较O1/A1=1。图3.1 模仿三级逆流萃取模型图     3.2 试验成果与评论     3.2.1 萃取率的改变     模仿三级逆流萃取各级中镍钴的萃取率如表4.1所示。 表3.1 三级逆流萃取进程中各萃取级对镍钴的萃取率萃取级数Co萃取率（%）Ni萃取率（%）1963.4298.30.4399.950.02 由表3.1可知，钴在榜首级的萃取率即到达了96%以上，三级萃取往后，钴的萃取率可到达99.95以上。 镍的萃取率在榜首级较高，到达了3%，而在三级萃取往后，也就降到了0.02%，故可知三级逆流萃取往后，镍钴得到了很大的别离。 3.2.2 反萃率的改变 模仿三级逆流萃取各级中镍钴的反萃率如表4.2所示。 表3.2 三级逆流萃取进程中各萃取级对镍钴的萃取率萃取级数Co反萃率（%）Ni反萃率（%）19899.84298.599.96310099.98 由表3.2可知，钴在榜首级的反萃率即到达了98%以上，三级萃取往后，钴的萃取率可到达100%。 而镍的反萃率一向较高，三级萃取往后，有99.9%以上的镍被反萃出来，镍的收回率添加。 3.2.3 各级萃余液中镍钴比的改变 别离对萃余相E1、E2、E3进行分析，检测其镍钴比（质量浓度之比）。成果如图3.2所示。 由图3.2可知，在经过三级萃取之后，萃余相中Ni/Co越来越大，三级萃余相E3中镍钴比到达了1600以上，镍钴别离杰出。  图3.2 模仿三级逆流萃取各级萃余相的镍钴比 3.2.4 各级反萃液中钴镍比的改变 别离对有机相P1、P2、P3进行分析，检测其钴镍浓度比。成果如图3.3所示。 由图3.3可知，在经过三级萃取之后，有机相中Co/Ni越来越大，三级负载有机相P3中钴镍比到达了2000，镍钴别离杰出。 图3.3 模仿三级逆流萃取各级有机相的钴镍比3.3 本章小结 本章依据第二章的单要素试验与正交试验成果，规划模仿了有工业参考价值的三级逆流萃取试验。试验成果如下： （1）三级逆流萃取产品萃余相中钴的萃取率为99.95%，而镍的萃取率为0.02%,钴镍别离杰出。 （2）经过三级反萃，钴的反萃率可到达100%，而镍的反萃率可到达99.95%。 终究产品中钴的收回率在99.95%×100%=99.95以上，镍的收回率在（100%-0.02%）+0.02%×99.98%=99.96%以上。 经过模仿三级逆流萃取，可知选用本工艺萃取别离镍钴溶液在工业上是可行的。 第四章 定论与展望 4.1 定论 本研讨探究了P507萃取别离镍钴溶液的工艺，得到以下首要定论： （1）经过单要素试验，断定了合适的萃取反响条件为：水相pH为4.5、萃取时刻为7min、P507皂化率为65%、比较O/A为1.5。在此条件下钴的萃取率可到达95.5%，镍的萃取率为1%。而合适的反萃条件为：比较O1/A1为1.72，反萃时刻为7min，钴的反萃率可到达98.88%，镍的反萃率可到达98.75%。 （2）以单要素试验为根底，进行正交试验，试验成果钴的最高萃取率为96.75%，镍的最低萃取率为1.2%。依据正交试验的极差分析成果可知，各要素对镍钴别离率的影响由大到小顺次是：水相pH、萃取时刻、P507皂化率、比较O/A。 （3）经过三级逆流萃取试验，钴的萃取率为99.95%，镍的萃取率为0.02%，钴镍别离杰出。经过三级逆流反萃试验，钴的反萃率为100%，镍的反萃率为99.95%。 （4）经过正交试验和模仿三级逆流萃取试验，并归纳考虑产品中镍钴比和H2SO4溶液以及有机相的消耗量等要素，终究断定P507萃取别离镍钴溶液的最优工艺条件为：水相pH为4.5、萃取时刻为7min、P507皂化率为65%、比较O/A为1.5。 4.2 展望 本文所探究的P507萃取别离镍钴溶液的工艺处理了镍钴等有价金属难以收回运用的的难题，该办法的首要特色如下： （1）运用溶剂萃取的办法，镍钴别离率大大进步，反响时刻仅7min左右，减少了能耗。并且本试验选用的有机相可再生运用，减轻了厂商的经济负担。 （2）工艺进程简略，无“三废”及副产品发作，且具有反响易于操控，可在常温下进行，完结了镍钴元素的高度别离。 （3）有机相可循环再生运用，洗刷与反萃所运用的H2SO4易于得到。 （4）流程简略，操作便利，易于进行自动化操控，能够进步劳动功率、节省人力本钱。     总归，P507萃取别离镍钴溶液的办法具有许多优秀的特性，是收回镍钴等有价金属的一种切实可行的办法，经过更深化的研讨之后必定能够获得很好的运用。但因为时刻有限，对工艺条件的研讨还不行深化，尤其是萃取进程中发作的乳化与泡沫的机理还不是很清楚。加强对萃取进程的机理研讨，有助于为萃取工艺的进一步优化指明方向。

我国钴产值的40%来自铜镍硫化矿的归纳收回。金川有色金属公司占去从铜镍硫化矿中收回钴产值的80%。金川公司原矿含钴一般为0.05%，主要以硫化物形状存在于镍黄铁矿中，选矿时进入硫化镍精矿。此种精矿在电炉熔炼过程中，有85%的钴进入产品低镍锍，转炉吹炼时又一次分流，钴量的1/3进入高镍锍，其他2/3散布于转炉渣中。因转炉吹炼前、中、后期氧化程度的不同，中后期转炉渣含钴可达前期渣的2倍，均为0.4%-0.7%。此中后期转炉渣不回来电炉处理，而是作为提钴质料送炼钴体系。镍高锍中的钴在电解时与镍一道进入阳极液，可采用将Co2+氧化成Co3+，然后调pH使之水解成Co(OH)3沉积从溶液中分出。过滤后所得钴渣含Co 10%、Ni 30%、Fe 2%-4%、SiO2 4%-9％，可用来出产氧化钴、钴盐和电解钴。

钴是灰色硬质金属，它的居里点(失掉磁性的临界温度点)为1150℃，熔点为1495℃，沸点为2900℃，具有磁性和耐高温性。在300℃以上发作氧化效果，极细粉末状钴会主动焚烧。钴能溶于稀酸，在浓硝酸中会构成氧化薄膜而被钝化;在加热时能与氧、硫、氯、发作剧烈反响。 自然界中已知含钴矿藏有近百种，大多伴生于镍、铜、铁、铅、锌等矿床中，常见的用于提取钴的矿藏有辉砷钴矿、砷钴矿、硫钴矿、硫镍钴矿、含钴黄铁矿、硫铜钴矿、钴华、方硫镍钴矿等。钴矿藏的赋存状况杂乱，矿石档次低，所以提取工艺比较杂乱且收回率低。一般先用火法将砷钴精矿、含钴硫化镍精矿、铜钴矿、钴硫精矿中的钴富集或转化为可溶性状况，然后再用湿法使钴进一步富集和提纯，最终得到钴化合物或金属钴。 金属钴首要用于制作合金。钴基合金是钴和铬、钨、铁、镍中的一种或几种制成的合金的总称。含钴工具钢能够显著地进步钢的耐磨性和切削性能，含钴50%以上的司太立特硬质合金即便加热到1000℃也不会失掉其原有的硬度。航空航天技术中运用最广泛的合金是镍基合金，也能够运用钴基合金。含钛和铝的镍基合金强度高是因为构成组成为NiAl(Ti)的相强化剂，当运转温度高时，相强化剂颗粒就转入固溶体，这时合金很快失掉强度。钴基合金的耐热性是因为构成了难熔的碳化物，这些碳化物不易转为固体溶体，分散活动性小，温度在1038℃以上时，钴基合金的优越性就显现无遗，它可用于制作高效率的高温发动机。在航空涡轮机的结构材料运用含20%-27%铬的钴基合金，能够不要维护覆层就能使材料达高抗氧化性。钴是磁化一次就能坚持磁性的少量金属之一，在热效果下失掉磁性的温度叫居里点，铁的居里点为769℃，镍为358℃，钴可达1150℃。含有60%钴的磁性钢比一般磁性钢的矫顽磁力进步2.5倍。在振荡下，一般磁性钢失掉差不多1/3的磁性，而钴钢仅失掉2%-3.5%的磁性。因此钴在磁性材料上的优势就很显着。钴在电镀、玻璃、染色、医药医疗等方面也有广泛运用。 我国钴矿资源首要散布在甘肃、山东、云南、河北、青海和山西，其保有储量占全国保有储量的百分比依次为30.5%、10.4%、8.5%、7.3%、7.1%、6%，这六个省的储量之和占全国总储量的70%，其他30%的储量散布在新疆、四川、湖北、西藏、海南、安徽等省区。我国已探明的钴矿床绝大多数是伴生矿，档次较低，钴首要作为副产品加以收回。依据对全国钴储量大于1000吨的50多个矿床的统计分析得知，钴的均匀档次仅为0.02%，因此出产过程中金属收回率低，工艺杂乱，出产成本高。可利用的钴资源首要伴生在铜镍矿床中，其钴资源探明储量占全国总储量的50%左右。已开发的铜镍矿床有甘肃金川的白家嘴子、吉林磐石的红旗岭、新疆的喀拉通克等矿，甘肃金川为我国首要钴出产地。可利用的钴资源其次伴生在铜铁矿床中，现在现已开发的有山西中条山铜矿、湖北大冶铁矿、山东金岭铁矿、四川拉拉厂铜矿和海南石碌铁铜矿等。因为受资源条件约束，国内钴产值增加缓慢，不能满意国内市场需求，需经过进口补偿缺乏。

式中，dp碳为碳颗粒的均匀粒径；ρ钛料为钛料的密度；ρ碳为碳颗粒的密度；dp钛料为钛料的均匀粒径。    杰出流化态氯化首要条件如下。    ①流化速度(u)。挑选适合的流化速度(u)是树立杰出流化的要害。    实测的空气为流体，钛渣和石油焦不同粒径在常温下与临界流速的联系如图6所示。它标明两种物料在同一流速(u)下相比较，石油焦粒径要大一些，与经历公式相符。在实践使用中流化时一般气流速度较大，物料混合激烈，虽然两种物料密度相差较大，但因粒度也相差较多，彼此有必定份额，而且粒度也有必定规模，所以床层中分层现象并不显着。    按界说umft，事实上ut与umf之比值约为50-100,规模适当宽。有必要根据冷模试验确定好的空塔流速(u)。当流化速度低时，氯化速度低，生产率也低；当流化速度高时，细粉料被带出炉外的量大；下降了在炉内的停留时间，尾氯中含氯量增加对氯化进程是晦气的，增加了环保处理费用。适合的流化速度u是umf的5-10倍。[next]    ②炉体的结构。流态化氯化炉的炉体结构对构成杰出流化有很大影响。常见的为分散型，首要参数有流态化段高度-直径比、扩大段直径一流化态段直径比等。结构简略的分散型流态化氯化炉首要由炉体、气流散布器、加料器、排渣器、气固分离器和丈量外表组成。炉体按部位由炉顶、炉身和炉底三部分组成。按结构，外层是钢材焊接而成的炉壳，炉壳内层是密封和融热材料，最里层是炉壁。炉壁可由数层耐火和保温材料砌成，或用耐高温、耐腐蚀、耐冲刷、气密性好的料捣固而成。常选用酸性或半酸性耐火材料作炉衬材料，如石英砂、炭砖等。特别是流态化段，温度高、浓度大、含碳量高，易被反响熔融。物料对炉壁冲刷严峻加剧损坏，为提高炉龄常把炉壁加厚。为避免渗漏内衬砌筑最好趁热打铁，避免在续接处渗氯。    炉壁结构举例：外层为捣固层，用矾土骨料混凝土或磷酸盐捣固材料捣固而成。厚度185mm。第二层为耐火砖，用豁土砖或其他半酸性耐火砖砌成。流态化段厚度为165mm,扩大段厚度为120mm，过渡段用异型砖。流态化段加厚两层。第三层为熔铸层，用电极糊熔铸而成。厚度200mm。流态化段内层为预制圈层，它用磷酸铝矾土骨料混凝土捣固预制的。便于损坏时替换。厚度约为300mm。    炉体首要参数及生产能力见表1。     ③的浓度和流量的影响。一般的浓度越高越好，一般最低浓度>70％（体积），浓度太低影响反响速率，生产能力下降，带人其他成分的气体对TiC14的冷凝晦气。流量操控在u答应规模内，u大一点，氯化反响速率高，生产能力高。    ④反响温度。在温度升高时流态化氯化速度跟着加速。在流态化炉高钛渣加碳氯化试验标明，在低温（300-700℃）区，化学反响是操控过程；在高温区，即温度大于700℃时，分散为操控过程。在实践中流态化氯化的操作温度都在比较高的温度下进行，便于取得高的氯化速度。因为氯化高温下的腐蚀性强，为使工艺安全，给设备制作带来许多困难，也使造价升高。较适合的温度为900~1000℃。    氯化工艺特色比较见表2。[next] [next]     一般操作中常用普通外表粗略地判别流化情况，富钛料流态化氯化常用的判别根据如下。    ①床层压降的脉动振幅小，频率高，流化质量好。    ②流态化层中轴向和径向温度越均匀共同，温度误差越小，流化质量越好；测点上温度安稳，反映流化床层波。    ③排渣困难，炉渣流动性差；流化质量差。    ④炉气中游离氯<1.0％，标明床层中与物料触摸充沛、氯化彻底，流化质量好。    流态化氯化炉呈现异常现象的判别和处理见表3。

流态化氯化又称欢腾氯化。流态化简称流化，是使用流体的效果，将固体颗粒群悬浮起来，而使固体颗粒具有某些流体的表观特征，因而强化了气一固间、液一固间、气一液一固间的触摸进程。这种使固体颗粒具有某些流体特征的技能被称为流态化技能。使用于氯化工艺进程被称之为流态化氯化。如金红石流态化氯化制取TiCl4、锆英砂流态化氯化制取ZrC14等都归于这类氯化工艺。    在流化床中床层压降△p，流体流速u和物料颗粒空地度之间有必定的联系（见图1）。    ①在气体低流速时(u ut），固体颗粒开端带出容器，并处于悬浮情况，床层自在面消失，床层压降(△p)跟着固体颗粒带出量添加而下降，此称为带出速度或逸出速度，此刻称为稀相流化或气体运送阶段。    当然这是一种颗粒均匀，液固系散式流态化的一般规则，在实践使用进程中往往杂乱一些。气固系在做流化试验时能够看出，当气体流速u略大于umf之后，在流化试验管内的颗粒散布呈不同情况。在散布板上必定高度为密相段。轴向高度之上颗粒散布逐突变稀，其两相间有较显着的流化界面（见图2）。 [next]    在密相段颗粒湍动返混处于悬浮情况与流体充沛触摸；在稀相段有少数颗粒在悬浮，并看得见有少量极细微的颗粒被气流带出。    流化床的压力降△p可按下式核算：                    △p＝Lmf（1一εmf）（ρS-ρt）    式中，△p为流化床压降；Lmf、εmf为床层颗粒开端流化时的床层高度和空地度；ρS为固体颗粒密度；ρt为流体密度。    从以上公式能够看出，当εm、ρS、ρt必定的情况下，△p取决于料层的高度Lm。实践在流态化氯化操作中最主要是操控流化操作速度u和床层压降△p来完成平衡操控的。    常用弗劳德准数Fr来判别流化类型，其公式如下：    式中，u为流体流速或称空塔流速；g为重力加速度；dp为固体颗粒均匀直径。    当Fr     正是因为床内气体和颗粒的剧烈运动，使床内温度均匀，这是流化床的一个主要特色，传热系数比较大。正常流化暗示如图4所示。    当床层直径小而气速不高时，床层大部分颗粒向上运动，近壁处则向下运动，然后构成颗粒的循环运动。    当床层直径较大而气速又高时，则床层中可存在多少颗粒循环运动区。    一般用床层压降的动摇、流化层密度的改变、温度的散布、气体停留时间的散布等参数来点评流化床的好坏。    因为物料粒度、配料以及操作参数的失控，流化床常有不正常的现象呈现（见图5）。[next]     ①沟流。当物料颗粒间黏结，使气体在床层的固体黏结块旁经过。或者说很多气体短路在空地度大的部分穿过，在床层内构成一些狭隘的通道，而其他的物料并未流化。仅床层内流道周围部分流化，称为沟流。此刻床层压降远比物料浮力小，一起上下动摇。呈现孔道时，压降下降；孔渠崩塌时，压降上升。发生沟流时，床层径向温度差较大，传热功率下降，未流化的物料易烧结，气体使用率低，反响尾氯中游离氯显着增高；生产率下降，直至床温不能坚持停止。    一起，过细微的颗粒、没有必定份额的颗粒物料或湿度大的物料，选用高度一直径比大的反响器都易构成沟流。    ②腾涌（时令）。当流化床内气泡逐步会集长大，乃至气泡直径可挨近小反响器直径时，床层上部的物料呈活塞状向上运动，相似脉冲送料，料层到达某一高度的气泡崩裂又坠下，称为腾涌。    发生腾涌时，床层压降急剧动摇，料层不均匀，气固系触摸不良，不少物料被吹跑，气体使用率下降，炉衬因剧烈冲击易磨损掉落。实践中尾气中含气量上升，收尘器料量添加，生产能力下降。    过大的固体颗粒或过大的气体速度及欢腾床直径过小（＜0. 5 m）都是发生腾涌的原因。    在流化操作中，应防止发生不正常流化。一旦呈现，有必要针对发生原因，采纳恰当办法加以克服。    金红石或高钛渣流态化氯化进程具有如下特色。    ①气体介质具有强腐蚀性。流态化的气体介质及反响生成物TiCl4、SiC14、FeC14、FeC13、AIC13等氯化物都具有强腐蚀功能。特别是氯化高温下简直与一切的物质反响。因而炉衬有必要耐腐蚀、耐冲刷；要求密封材料功能高；与氯化炉、收尘器相匹配的设备及构件要求选用耐高温、耐腐蚀的金属材料、非金属陶瓷材料。    ②反响温度高。正常反响温度在950-1000℃之间，当选用CaO、MgO偏高的物料时，要求更高的温度把CaCl2、MgCl2带出氯化炉，为此给设备制作带来更大的难度。    ③炉气中含粉尘多。流化态氯化的进程中物料不断地被破坏、磨损、反响而粒度变细发生粉尘被反响发生的炉气带出炉外，使物料使用率下降。特别是一些高沸点的氯化物，在氯化炉高温下升华为气态，而脱离氯化炉经换热降温，又冷却结晶为固体分出，加大了尘量。这是氯化进程所期望的，但加大了废渣处理的难度。    ④在加碳反响制取TiC14的进程中，两种固体反响物料的密度相差约为2.5-3.0倍。为使两种物料在流态化氯化时坚持杰出的流化情况，在同一气速下，都能很好地触摸不分层，顺畅彻底反响，要求各自要有严厉的均匀粒度，一般石油焦的均匀粒度大于金红石（或高钛渣）的粒度，大约为1.4倍。可用下面的理论公式核算：

氯化稀土中文名　氯化稀土 　　英文名 Rare earth chloride 　　分子式 RCl3&middot;6H2O物化性质　　微红色或灰色结晶或块状物，能溶于水，易潮解。遇碱生成氢氧化物或氯氧化物沉淀。水溶液与草酸反应生成草酸稀土沉淀，与硫酸钠或硫酸铵反应生成稀土硫酸钠复盐或稀土硫酸铵复盐沉淀。编辑本段主要用途　　主要用于制取混合稀土 金属 和提取单一稀土，大量用于制备石油裂化催化剂，还用作玻璃研磨剂。用作电解混合稀土 金属 ，稀土合金和提取单一稀土元素的原料，也可作石油化工催化剂，助催化剂和稀土抛光粉原料。段运输防护　　包装储运用内衬聚乙烯塑料袋的编织袋包装，每袋净重25kg；或用双层聚乙烯塑料袋密封、外套铁桶包装，每桶净重50kg或200kg。应贮存在通风、干燥的库房中。本品易吸水潮解，贮运中应防止包装破损，保持干燥。 　　物化性质微红色或灰色结晶或块状物，能溶于水，易潮解。遇碱生成氢氧化物或氯氧化物沉淀。水溶液与草酸反应生成草酸稀土沉淀，与硫酸钠或硫酸铵反应生成稀土硫酸钠复盐或稀土硫酸铵复盐沉淀。 　　毒性防护参见氧化铈。制备方法　　由独居石经碱熔、除杂、沉淀后与盐酸反应而得；或由氟碳铈矿精矿经浓盐酸溶解、用碱转化，再经盐酸溶解而得；也可由氟碳铈矿经焙烧后用盐酸溶解而得。从而可以得到氯化稀土了。&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp; 以上是氯化稀土的介绍,更多信息请详见上海 有色金属 网。

电解钴是最重要的钴产品之一。国内电钴的出产质料，一般是铜、镍、铅、锌等冶炼进程产出的含钴副产品，如镍电解净化进程产出的钴渣、含钴黄铁矿烧渣等。 从含钴副产品中出产电钴的准则流程首要有两种，一是选用化学沉积法去除杂质，两段氧化沉积别离镍和钴，火法煅烧后复原熔炼得到粗钴，铸成阳极电解精粹；另一种是选用萃取除杂，萃取别离镍和钴，得到氯化钴溶液，不溶阳极电解。 金川集团公司是我国镍钴的首要出产基地，钴的年产量到达500t以上，目条件钴已构成两大出产体系，别离出产电钴和氧化钴，并产出钴盐等其他产品。出产质料为镍体系的钴渣和富钴锍。 电钴的出产以镍体系电解流净化所产钴渣为厚料，选用钴渣球磨浆化→复原溶解→黄钠铁矾除铗→除铜→二段沉钴→氢氧化钴反射炉烧结→电炉复原熔炼→可溶阳极电解工艺出产电解钴，别离钴后的硫酸镍回来镍出产体系。这是一个火法和湿法相结合的出产流程。出产工艺的流程图示于图1和图2。图1  从钴渣出产氢氧化钴的工艺流程图图2  从氢氧化钴出产电钴的工艺流程图 选用与此相似流程出产电解钴的其他供应商还有前沈阳冶炼厂、重庆冶炼厂等。 选用N235萃取净化和别离、不溶阳极电解工艺出产电解钴的首要供应商是成都电冶厂。 一、钴渣的复原浸出 镍电解体系净化产出的钴渣，首要元素组成列于表1。 表1  钴渣的首要金属元素的含量Co、Ni、Cu、Fe等金属在钴渣中首要以氧氧化物方式存在，在液固比为（3～4）∶1及机械或鼓风拌和条件下，用硫酸调pH＝1.5～1.7，通入SO2复原溶解。但在初期未通入SO2之前，因Cl－被氧化而放出氧气，复原浸出期间Ni、Co和Cu呈二价离于进入溶液，在鼓空气拌和浸出时部分Fe氧化成三价。首要化学反响可表示为：在鼓空气拌和情况下，可发作亚铁离子的部分氧化，如：复原浸出液的成分列于表2。 表2  钴渣复原浸出液首要成分二、钴浸出液的净化 浸出液中首要杂质元素是铁和铜，非有必要的有铅、锌、锰、砷等。铁选用黄钠铁矾法除掉，铜用硫化沉积法除掉，其他杂质用水解沉积法除掉。 （一）黄钠铁矾除铁 黄钠铁矾除铁的基率原理是生成难溶盐。黄钠铁矾[Na2Fe6（SO4）4（OH）12]是一种淡黄色晶体沉积，具有杰出的过滤性和洗刷性，生成进程比较复杂，需求较严格操控生成条件，首要影响要素有碳酸钠溶液的浓度、温度和pH值、晶种的参加等。详细操控条件如下： 1、碳酸钠的浓度 7%～8%的浓度，且有必要均匀参加，常用办法是运用低压风使碱液呈雾状喷入铁矾生成槽内。碳酸钠浓度高时，易生成胶状氢氧化铁，形成渣含有价金属上升，且过滤困难：浓度过低则对整个体系的体积平衡晦气，下降溶液浓度。 2、温度、氧化和pH值 除铁前溶液需经氧化，使Fe2＋氧化成Fe3＋，氧化剂一般为NaClO3，氧化温度≥85℃，铁矾生成温度≥90℃时，呈颗粒状，具有杰出过滤功能；除铁前溶液的pH值操控在1.5～1.7，氧化时刻操控在1.5～2.0h，结尾pH值操控在2.5～3.0，除铁率可达99%，溶液中Fe≤0.05g∕L；终究pH值操控在4.0～4.5时，除铁后溶掖中Fe≤0.001g∕L。 3、晶种 湿铁矾渣作晶种参加，即在除铁压滤时，在反响罐底留必定渣量，可大大加速黄钠铁矾除铁速度。 洗后铁渣成分为：0.5%～1% Co，1%～3% Ni，0%～0.4% Cu，Fe≥24%。 （二）沉积除铜 除铜的根本原理是生成难溶的硫化铜沉积。除铜作业在机械拌和的珐琅釜中进行，用量为Cu2＋∶Na2S＝1∶5。先配成饱和溶液，常温下缓慢参加釜内，初始pH＝2.0～3.0，终究pH＝3.5～4.0，由于为碱性。除铜停留时刻约30min。溶液中的铜含量可降至0003g∕L以下，一同可除掉铅。除铜的缺陷是或许部分生成NiS和CoS沉积，形成铜渣含镍钴过高，且使溶液中带入钠离子。 三、氯化水免除砷、锑 氧化水免除砷、锑的首要原理，是运用铁水解产出的肢状Fe（OH）3具有较强吸附效果，使砷、锑等杂质一道沉积。因而，砷、锑从溶液中脱除的深度，在很大程度上取决于溶液中的含铁量，一般要求溶液中含铁量为砷、锑量的10～20倍。在水解沉积前参加氧化剂，如、次或，意图是使二价铁氧化为三价铁。 四、氧化水解别离钴 运用三价钴氢氧化物的低溶度积，使钴氧化水解沉积，是出产上别离溶液中镍和钴的常用办法。 在酸性溶液中，Co2＋比Ni2＋优先氧化，且Co（OH）3的溶度积及水解沉积的pH值显着低于Ni（OH）3，在强氧化剂效果下，Co2＋被氧化而水解沉积。在氧化水解沉钴进程中，即便少置Ni2＋氧化而生成Ni（OH）3沉积，也仍对Co2＋具有氧化效果，发出发生Co（OH）3沉积的置换反响，Ni2＋进入溶液。常用的强氧化剂为或次改。 水解沉积进程中有H＋发生，有必要加碱进行中和。 在出产运用中，为了使钴和镍杰出别离，应遵照以下根本准则： （一）参加过量氧化剂和碱，如用次为氧化制，应使NaCl∶Na2CO3＝（1.1～1.2）∶1。 （二）操控恰当的析钴率，溶液含钴高时析钴率可高些。 （三）用二次沉钴替代一次沉钴，以取得较高纯度的氢氧化钴。 沉钴作业在空气拌和槽中完结。NaClO作氧化剂时，二次沉钴的工艺进程为：一次沉钴→压滤→滤渣用二次沉钴母液淘洗→复原溶解→二次沉钴→压滤，如图2所示。二次沉钴的根本技能参数见表3。 表3  二次沉钴的首要技能参数沉钴进程中，溶液用空气拌和均匀，氧化剂有必要用压缩空气雾化均匀喷洒在液面上。一次沉钴得到的氢氧化钴中，Co∕Ni≥10；二次沉钴得到的氢氧化钴中，Ca∕Ni≥350，Co∕Cu≥200，Co∕Fe≥100。假如要求出产1号电钴，Co∕Ni比须大于600。 五、粗钴阳极板的制备 二次沉钴得到的氢氧化钴含水约50%，配入少数石油焦，在反射炉中烧结成多孔氧化钴团块，然后与脱硫剂CaO、复原剂（石油焦）及造渣剂SiO2一同装入电炉，在高温下熔炼，插湿木进行复原和拌和，使氧化钴复原成金属钴，并脱去杂质，浇铸得到含钴超越95%的粗钴阳极板，用于钴的电解精粹。 反射炉煅烧的意图有3个： （一）使氢氧化钴脱水、分化，转变为氧化钴，并烧结成多孔的团块； （二）参加石油焦，使氧化钴半复原； （三）脱除部分硫。 反射炉可用煤、煤气、液化、天然气或重油作燃料。金川公司用重油作燃料，选用低压喷嘴，具有能耗低、雾化好的特色。进料配比为石油焦∶水＝100∶8，与氢氧化钴一同在拌和机内拌和均匀后参加炉内，炉温操控在1000～1100℃。 反射炉产出的氧化钴含钴76%左右，按要求配比：氧化钴∶石油焦∶石灰石＝100∶（8～9）∶（5～7）配料后装入电炉，物料表面铺少数粗钴残极，以利于起弧熔炼。炉料熔化后，操控炉温在1550～1650℃，经造渣、扒渣操作，提温浇铸成阳极板。金川公司的阳极板规格为530mm×230mm×40mm。粗钴阳极板的化学成分为Co＞95%、Ni＜0.45%、Cu＜0.65%、Fe＜1%、Pb＜0.003%、Zn＜0.002%、S＜0.6%、C＜0.05%。 六、电解精粹 金川公司选用可溶阳极和阴极隔阂电解法出产电钴。出产运用12个电解槽，规格为2060mm×790mm×860mm，运用2个槽造液。电解液为氯化物体系，阴极新液的化学成分列于表4。 表4  钴电解新液的成分    （g∕L）钴电解时的首要技能条件如下： 阳极规格及片数：    500mm×230mm×40mm，每槽22块 同极中心距：        180mm 始极片规格及片数：     540mm×520mm，每槽10块 电解温度:              55～65℃ 电流密度              300～400A∕m2 槽电压：              1.6～2.2V 电解液循环量：        16～220ml∕（min·袋） 阴阳极区液面差：      30～50mm 阴极周期：            3天 钴电解阳极液的成分：阳极液和造液一同进行净化除杂，然后作为阴极新液回来电解。首要除杂作业为除镍、除铜、除铅和除铁。净化除杂的首要工艺条件列于表5。 表5  电解钴阳极液除杂首要工艺条件净化渣压滤除掉，含钴铁渣回来与镍体系钴渣一同进行浆化、复原溶解。通过净化处理，溶液到达出产电钴的阴极液的要求，即：Co＞100g∕L，Fe＜0.001g∕L，Cu≤0.003g∕L，Pb≤0.0003g／L，Zn≤0.007g∕L。