氟化稀土　　英文rare earth fluoride 　　略带红色的白色粉末。熔点1460℃。沸点2300℃。不溶于水、盐酸、硝酸、硫酸、能溶于高氯酸。可用于电影弧光碳棒、探照灯碳棒等的发光材料及钢铁添加剂等。由氢氧化稀土或氯化稀土水溶液与氢氟酸反应而得。氟化稀土的制备方法由以下步骤组成：ａ．配制乙酸稀土水溶液：按氧化稀土与乙酸的摩尔比为１∶６～８，将氧化稀土溶于２０％－４０％的稀乙酸中，形成乙酸稀土水溶液。ｂ．配制氟化铵水溶液：取６～６．５倍氧化稀土摩尔量的氟化铵，溶于去离子水中，形成氟化铵水溶液。ｃ．氟化稀土制备：将ａ步的乙酸稀土水溶液与ｂ步的氟化铵水溶液混合、反应，并沉淀出氟化稀土。ｄ．干燥和烧结：ｃ步将沉淀出的氟化稀土在７０～１００℃真空干燥后，在烧结炉中２５０～３５０℃下烧结５～１０小时。该方法不腐蚀设备，不污染环境，工艺简单，能耗低，便于工业化生产；并且制备的产品纯度高。更多有关氟化稀土的内容情查阅上海 有色 网

氟化铝，Aluminumfluoride分子式：AlF3分子量：83.98性状：白色晶体或粉末。25℃时的相对密度2.882，微溶于水、酸及碱溶液，不溶于大部分有机溶剂，在溶液中有较大的溶解度。无水氟化铝性质十分安稳;与液乃至与浓硫酸加热至发烟仍不起反响，与共熔无变化，也不被复原，加热不分化，但进步，进步温度1291℃。在300～400℃下可被水蒸气部分水解为氟化氢和氧化铝。有毒。　　　　氟化铝产品用处:在铝的出产中作电解浴组分，用以下降熔点和进步电解质的电导率。用于出产酒精时作发酵的遏止剂。用作陶瓷外层釉彩和搪瓷釉的助熔剂、非铁金属的熔剂。在金属焊接中用于焊接液.用于制作光学透镜。还用作有机组成的催化剂及人造冰晶石的质料等。　　　　氟化铝产品的出产工艺：　　　　一、湿法出产工艺(属筛选工艺) 　　硫酸和萤石高温反响后发生的气体，直接吸收成30%～35%的，与氢氧化铝在90℃左右组成为AlF3?3H2O，通过滤后,进入高温脱水枯燥，最终得氟化铝AlF3制品。因为脱水时发生的水蒸汽回分化AlF3，因而，湿法氟化铝含量低，杂质多，水份含量高，堆密度低，流动性差。基本上不适应现代电解槽运用。化学目标为：F≥57%，Al≥28%，Na≤3.5%，H2O≤7%。　　　　二、干法出产工艺(干法氟化铝)　　　　1、粗酸干法 　　硫酸和萤石高温反响后发生的气体，通过粗洗后进入流化床，与枯燥后的氢氧化铝反响，在高温下生成氟化铝。因为粗洗后的氟化氢含量约96%，杂质较高，氟化铝产品的杂质也就比较高;特别是没有脱硅，使得氟化铝产品的二氧化硅含量到达0.25%。这些杂质会影响电解铝的质量，添加电解时的电耗。F≥61%，Al≥30%，Na≤0.5%，H2O≤0.5%，SiO2≤0.28%，P2O5≤0.04%，Fe2O3≤0.1%　　　　2、精酸干法 　　硫酸和萤石高温反响后发生的气体，通过粗洗、冷冻、脱气、精馏后进入蒸发器，此刻氟化氢的含量一般为99.5%;蒸宣布的氟化体(含量挨近100%)进入流化床，与湿氢氧化铝反响，在高温下生成氟化铝。因为氟化氢纯度高，这样出产的氟化铝质量很好，杂质很低，特别是二氧化硅含量只要0.02%，含量只要0.007%，对电解铝的出产十分有利。F≥62%，Al≥32%，Na≤0.5%，H2O≤0.5%，SiO2≤0.03%，P2O5≤0.01%，Fe2O3≤0.03%。

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。

钴矿藏多伴生于其他矿藏之中,常以砷化物,硫化物和氧化物存在.首要钴矿有四种类型:镍钴硫化矿和氧化矿,铜钴矿,砷钴矿,含钴黄铁矿.钴冶炼的特点是原料档次低,提取流程长,办法多.首要的提取办法有: a,从镍锍,铜锍的吹炼渣中提钴,含钴吹炼渣在鼓风炉或电炉中经复原硫化熔炼,取得钴合金或钴锍.经磁选富集后加压酸浸,使钴进入溶液.溶液经净化后参加草酸使钴出产草酸钴沉积,草酸钴经煅烧即可产出精制氧化钴产品. b,从镍精粹净化渣中提钴.镍电解精粹过程中阳极液净化产出的钴渣是重要的提钴质料.钴渣经复原硫酸浸出使钴呈硫酸钴进入溶液,溶液用黄钠铁矾法除铁,萃取法除铜,锌,锰等杂质和镍钴别离取得纯洁的氯化钴溶液,籍此可出产氧化钴产品,或经电积获取金属钴产品. c,从含钴黄铁矿中提取钴.含钴黄铁矿经浮选可产出含钴0.3%～0.5%的钴硫精矿.钴硫精矿经硫酸化焙烧,使精矿中的钴,镍,铜等有价元素转变为可溶性的硫酸盐.焙砂用水浸或酸浸使钴,镍,铜等转入溶液.浸出液经净化除杂除掉铁,铜,锌,锰等杂质,再经镍钴别离得到纯洁的钴溶液,电积出产金属钴. d,从砷钴矿提取钴.砷钴矿经焙烧或熔炼使砷以As2O3蒸发脱除,得到焙砂或钴锍经酸浸使钴进入溶液,溶液经除铁,砷和铜,锌,锰等杂质后进入镍钴别离.净化后的钴溶液再依据市场需要出产金属钴或氧化钴产品.钴大多伴生在其他矿藏中并且成分杂乱,因而钴的冶炼办法繁复,流程杂乱. 钴的冶炼一般分红三个过程: 一是把钴从矿石中转入溶液,或制成粗钴合金或钴锍,再转入溶液; 二是除杂净化; 三是提取金属. 钴的冶炼工艺大体上可分为4大类,即高温熔炼富集后湿法提取钴,硫酸化焙烧后浸出提出钴,复原焙烧浸法和加压浸出法.  加压浸出具有流程短,镍钴浸出率高,过程中不发生有害废气,废水,环境保护好.这种办法在发达国家被广泛选用.实践证明,不论工厂规划多大,单台冶金炉出产总是最经济的.所以改造时将多台炉子改为单台炉子出产.别的一种意向,就是在各种不同工艺之间,相互学习,相互使用,扬长避短,以到达不断进步的意图.

氧化钴是钴基合金、硬质合金及珐琅，陶瓷颜料的重要原材料，国内现在年产1000多吨。氧化钴有三种不同方式：CoO、Co2O3、Co3O4，色彩和含钴量都不同。因为各厂的质料和出产条件不同，在浸出、净化和钴沉积上各有特色。 从镍体系钴渣出产氧化钴的典型出产工艺为金川公司流程，如图1所示。图1  金川公司用钴渣出产氧化钴的流程图 一、萃取除杂 黄钠铁矾除铁后液中的杂质总量仍还有约2g∕L，包含Cu、Fe、Ca、Mg、Pb、Zn、Mn等，为了得到合格的氧化钴产品，还必须进一步的净化。金川公司选用P204萃取工艺进行深度净化除杂。 P204主要成分为二－（2－乙基己基）磷酸，是一种烷基磷酸萃取剂，分子量323，无臭味，出厂规格为P204≥93%，密度0.9694～0.9700g∕cm3（25℃），黏度0.42cP（25℃），在水中溶解度0.012g∕L，10%碳酸钠溶液中溶解度为0.026g∕L，1moL硫酸溶液中溶解度为0.0017g∕L，平衡pH值时pKa＝3.5，酸性杂质为0.3%～0.4%，水分为0.3%～0.4%，其分子结构式为：萃取除杂在25级聚氯乙烯混合弄清箱中进行，溶液中的Cu、Fe、Zn、Mn、Ca等杂质进入有机相中，别离用1.2mol∕L、2.5mol∕L和6mol∕L洗Co、洗Cu、洗Fe。萃余液送P507别离镍钴。 25级别离为10级萃取，5级洗钴，4级洗铜，4级洗铁，2级弄清。 混合室：0.52m×0.52m×l.20m 弄清室：0.52m×2.60m×1.20m 萃取箱拌和桨为钛质六叶桨，直径200mm，由5台5.5kW电动机带动，转速470～500r∕min。流量由高位槽操控，转子流量计丈量。 萃取操作的技术参数为： 萃取剂：      10% P204，90%磺化火油 皂化剂：      8～9mol∕L NaOH溶液 皂化率：      60%～65% 物料流比：    有机相∶料液∶洗钴液＝0.6∶1.0∶0.06 皂化在φ2×2mPVC槽内进行。 反萃用的2.5mol∕L和6.0molL∕L溶掖内循环，别离降至0.1～0.2mol∕L或4～4.5mol∕L时更换新酸液。 除杂后液成分：二、萃钴 P507萃钴在34级萃取箱中进行，其间制锦皂5级，镍钴别离7级，洗镍5级，钴反萃6级，洗铁5级，弄清6级。萃取箱尺度、结构、拌和桨及转速等与萃取除杂相同。 萃钴操作的技术参数为： 萃取剂        25% P507，75%磺化火油 制镍皂溶液    35～40g／L硫酸镍溶液 制钠皂溶液    8～9mol∕L NaOH溶液 物科流比      有机相∶料液∶洗镍液∶反萃液＝1.0∶0.7∶0.07∶0.15 皂化在φ2×2mPVC槽内进行。 洗镍用1.2mol∕L溶液，反萃钴用2.5mol∕L溶液，冼铣用6.0mol∕L溶液（内循环）。 三、草酸钴沉积 运用沉积剂草酸铵，由草酸溶液通入自行沉积制备。运用φ2m×2m不锈钢槽，在60℃下溶解工业草酸，真空抽滤除掉残渣，溶液在机械拌和条件下通入气，至pH＝4.0～4.5时沉积结束，真空过滤得到草酸铵。 沉钴分两段进行，都在2m3珐琅釜内完结，操作条件见表1。 表1  两段沉钴技术参数四、煅烧制氧化钴 一段沉积草酸钴选用反转管电炉煅烧，电炉规格为φ0.5m×10m，转速0～2.07r∕min，倾角3°，总功率250kW，炉头温度700℃，炉中600℃，炉尾500℃。 二段沉积选用红外线炉煅烧热解，温度530℃。 硬质合金出产用的氧化钴要求松装比重在0.45～0.55g∕cm3之间，为此要求在沉钴过程中严格操控氯化钴的初始浓度、淀度及草酸铵的参加速度，以确保取得必定粒度的沉积；一起严格操控煅烧时的炉温，不致过烧或缺乏。

早在前2250年，钴就出现在古波斯的蓝色玻璃珠内。我国从唐朝起已在陶瓷出产中广泛应用钴的化合物为着色剂。1735年，瑞典化学家布兰特(Brandt)初次别离出钴。1780年伯格曼(Bergman)将钴确定为一种元素。 德国和挪威最早出产了少数的钴，1874年，开发了新喀里多尼亚的氧化钴矿。1903年，加拿大安大略北部的银钴矿和砷钴矿开端出产，使钴的国际产值由1904年的16吨猛增至1909年的1553吨。1920年扎伊尔加丹加省的铜钴矿带开发后，钴产值一向居国际首位，赞比亚常居第二位。1933年后，摩洛哥从砷钴矿出产钴占其时国际第三位。这段时期以火法出产钴为主。 第二次国际大战前夕，芬兰从含钴黄铁矿烧渣中提钴，战后送至西德氯化焙烧处理。1968年，芬兰建成的科科拉钴厂选用硫酸化焙烧提钴。 美国几个钴矿因为环保和钴的供求关系，于1959～1961年间封闭。至1972年，可说彻底没有用本国钴矿出产出钴。原计划处理古巴毛阿湾镍厂所产镍钴混合硫化物的镍港精粹厂，1974年才复工，改为处理博茨瓦纳的钴镜。日本、法国、比利时也有规划较大的钴精粹厂，别离地处理菲律宾相澳大利亚、摩洛哥、赞比亚的富钴中间产品。这种钴矿资源国的粗炼和用钴的发这工业国的精粹的钴冶金格式至今仍占首要位置。 近年来，钴矿资源丰富的国家也相应建立了规划较大的、完好的钴冶金工厂，大洋洲各国含镍钴红土矿的开发日益显现其重要位置。加拿大、苏联、我国从镍出产中收回钴，其产值占国际钴总产值的25%～30%。从各种含钴二次质猜中提钴日益被人们所留意，仅1980年，从二次质猜中出产钴达2500吨。各种湿法冶金现已成为提钴的首要办法。 解放后，我国在江西、广东建立了炼钴厂，从钴土矿中提炼氧化钴，1960年建立了一个处理砷钴矿的钴冶炼厂，1969年又有一个处理钴硫精矿的冶炼厂投产。现在，我国除了独自处理钴矿之外，还从炼镍的钴渣、炼锌的钴渣、炼铜的转炉渣和含钴的合金废猜中收回钴。

国际钴资源比较丰富，2005年国际钴储量为700万t，储量根底为1300万t。国际钴储量会集散布于刚果（金）、澳大利亚、古巴、赞比亚、新喀里多尼亚、俄罗斯和加拿大等，储量总和约占国际总储量的95%以上。我国钴资源贫乏，钴矿档次均匀仅0.02%，单个高的为0.05%～0.08%，而刚果（金）和赞比亚的铜钴矿，钴档次为0.1%～0.5%，高的到达2%～3%。因为钴矿档次偏低，矿石组成杂乱，所以收回工艺比较杂乱，出产本钱高，钴收回率低。近年来，我国镍、铜、钴的消费大幅增加，但受矿产资源条件限制，我国铜、钴矿石的出产增加缓慢，铜、钴矿产品进口量逐渐上升，供求矛盾日益突出。       铜钴合金是现在刚果（金）钴铜矿石深加工产品的首要方式之一，也是我国往后从非洲进口的首要钴质料之一，因而，研讨从铜钴合金或含钴废猜中收回钴、铜有着重要意义。       钴废料品种许多，首要有废高温合金、废硬质合金、废磁性合金、废可伐合金、废催化剂和废二次电池材料等。钴废料成分比较杂乱，一般含有铜、新、猛、镍、镉等有价金属。       铜钴合金有2种，一种是在铜冶炼进程中经转炉吹炼得到的转炉渣再经电炉复原熔炼水淬而得到的合金，其间含Cu、Co、Fe、Mn、Si等元素（现在，作为钴质料的铜钴合金许多从刚果（金）、赞比亚、扎伊尔输入），另一种是熔炼氧化钴矿和钴精矿的富铜产品。在电炉内，用焦炭复原氧化钴矿产出2种合金，密度较大的为红合金（铜质量分数约为89%，钴质量分数4%～15%），较轻的为铜钴合金（铜质量分数约15%，钴质量分数约42%，铁质量分数约34%）。2种铜钴合金中其他元素含量均较低。       一、火法工艺       依据含钴质猜中各元素与氧的亲和力的巨细，可选用火法别离有关元素。有关元素对氧亲和力的巨细次序为A1＞Si＞V＞Mo＞Cr＞C＞P＞Fe＞Co＞Ni＞Cu，因而，将钴含量低的物料在电弧炉中高温熔化，再鼓风吹炼造渣，使与氧亲和力比Co大的杂质不同程度地氧化而进入炉渣，一起取得含Ni和Co的镍阳极。镍阳极经隔阂电解得电镍，钴进入阳极液。此办法适合于处理含镍、钴的合金废料。       彭忠东，等选用造渣熔炼－浸出工艺处理Cu－Co－Fe合金，在1300℃下增加10%CaCO3造渣焙烧，然后用硫酸溶液恒温90℃拌和浸出5h，钴浸出率为95%；而削减CaCO3用量一半，一起增加5%Na2SO3，在相同温度下造渣焙烧后，用浓硫酸浸出，钴浸出率可进步到97%。火法工艺比较繁琐。       二、湿法工艺       （一）浸出       关于富钴合金，可选用酸法浸出、氧化浸出、电化学溶解法和微生物浸出法浸出。       1、酸法浸出。用硫酸、硝酸、均可将钴合金中的金属转入溶液，化学反响为：   2H＋＋Me＝Me2＋＋H2↑       （Me表明Co、Fe等金属）。       当有氧存在时，金属铜和其他生动金属与酸反响生成金属离子，进入溶液：   2H＋＋Me＋O2＝Me2＋＋H2O       （Me表明Cu等金属）。       当硫酸初始浓度为6mol/L,浸出温度为100℃，浸出时刻为6h，液固体积质量比为5∶1时，钴、镍浸出率别离到达95.37%和96.73%。       2、氧化浸出。在用稀硫酸浸出时，往溶液中通入可强化浸出进程，进步金属浸出率，但简略溢出，构成环境污染，并且在各种物料氯化浸出液中都含有3～5g/L的钴需求收回。       3、电化学溶解法。以硫酸介质作电解液，合金作阳极、铜板作阴极，当电流通过期，阳极中的金属和金属硫化物按下式反响，钴转入溶液：   Me（Co，Fe，Cu）－2e＝Me2＋（Co，Fe，Cu）   CoS－2e＝CO2＋＋S。       4、微生物浸出法。微生物浸出是运用某些微生物或其代谢产品对某些矿藏进行氧化、复原、溶解、吸附等，使钴转入溶液。微生物浸出法适用于处理贫矿、尾矿、炉渣等，其出资少，金属提取率高，无污染。选用氧化亚铁硫杆菌浸出首要矿藏为水钴锰矿（钴质量分数0.0054%）的矿石，在pH＝2.5、铁总质量浓度3g/L、m（Fe3+）/m(Fe2+）＝1∶1、液固体积质量比4∶1、温度26℃条件下，钴、锰浸出率别离是88.6%和67.2%。再针对细菌浸出液含锰高的特色，用Na2CO3调pH至4左右沉积铁，选用沉积钴即可较好地别离钴锰，终究得到硫酸钴溶液。       （二）从含钴溶液中除铁（锰）       钴浸出液中含有铁、锰等金属离子，一般选用氧化中和法、黄钠铁矾法、针铁矿法等去除。       1、氧化中和法。调整溶液pH并增加C12、NaC1O3、HNO3等强氧化剂，将铁、锰等贱价态离子氧化成高价态离子，使构成沉积。化学反响为：   2Fe2＋＋Cl2＋6H2O＝2Fe（OH）3 ↓＋6H＋＋2C1－   3Mn2＋＋Cl2＋4H2O＝Mn3O4↓＋8H＋＋2C1－。       2、黄钠铁矾法。黄钠铁矾法是使三价铁从含有K＋、Na＋、NH4＋等离子的硫酸盐溶液中以淡黄色的结晶化合物，即M2Fe6（SO4）4 （OH）12方式沉积（M表明K＋、Na＋、NH4＋、Pb（I）、Ag＋、H3O＋等）。此法适用于从含有硫酸根离子的溶液中净化除铁。       3、针铁矿法。将溶液pH调至2.0左右，参加复原剂将其间的Fe3＋复原为Fe2＋，然后缓慢参加氧化剂，坚持必定的pH，使Fe2＋渐渐氧化成Fe3＋，构成针铁矿沉积。所构成的针铁矿为棕色针状晶体，其组成为α－FeOOH，属斜方晶系，溶解度很小，并且不带结晶水，过滤功能杰出。       （三）溶液的净化及镍、钴别离       1、萃取法。溶剂萃取法因为具有高选择性、直收率高、流程简略、操作接连、易于完成自动化等长处，已成为提取钴的首要办法。萃取剂的品种许多，我国前期用于镍、钴别离的萃取剂是P204，后改用P507。但P204关于从硫酸镍溶液中去除钙、铁、铜等杂质元素的作用均优于P507，因而二者可合作运用，前者用于除杂，后者用于镍、钴别离，作用很好。P204和P507的一起缺陷是三价铁的反萃取比较困难，加拿大鹰桥公司和法国勒阿弗尔厂都选用TBP（磷酸三丁酯）萃取除铁工艺。5709是核工业北京化工冶金研讨院研讨组成的膦类萃取剂，其功能与P507类似，但其对钙的适应才能优于P507，并且有必定的萃取铅的才能，报价低于P507，是一种功能优秀的萃取剂。       在介质中，可选用N235萃取 FeC13，再用P204萃取除杂P507萃取别离钴、镍，得到的镍、钴溶液既能够出产相应的盐或化合物，也能够出产电镍和电钴。       在协同萃取研讨中，羧酸酯和烷基是最有期望的萃取钴的萃取剂。实验证明，以Versaticl0＋10%＋Cl2＋脂肪族稀释剂为萃取剂，在镍、钴和其他金属混合系统中，可显着改进镍、钴的萃取选择性。       2、液。文献[1]介绍，以P507为活动载体的Span－80表面活性剂膜，在pH为4.2～5.3范围内，能够从含钴、镍的工业废水中提取别离钴、镍，别离作用较好。文献[2]介绍，用EDTA、NH4F和巯基丁二酸等掩蔽搅扰离子，以HDTHP、L113B，液体白腊、磺化火油和内相为2.5 mol/L HCl的水溶液等液膜别离黄铁矿、烟灰、炉渣和含钴废催化剂中的钴，钴提取率均在91%以上。       （四）脱硅       因为合金中含有许多硅，酸性条件下氧化浸出时，许多硅会进入溶液，构成硅酸。当硅酸含量到达必守时则构成硅胶。硅胶一旦构成，即对出产构成严重影响，使溶液无法过滤，乃至导致整个出产中止。       现在的惯例做法是将钴、铜等有价金属转入溶液，将硅等杂质留在浸出渣中；别的一种做法是在强碱性溶液中，钴、铜、镍等金属以氢氧化物方式彻底沉积，硅则以硅酸钠方式进入溶液，完成金属与硅的别离。将别离得到的金属氢氧化物用酸溶解，则溶液中简直不含硅。这种办法的缺陷是本钱较高，不引荐直接选用。       注释：       [1] 李玉萍，王献科。液提取氯化钴[J]。我国钼业，2002，26（2）：28－30。       [2] 包福毅。溶剂萃取在镍钴湿法冶金中使用的发展[J]。有色金属：冶炼部分，1995（2）：12－6。

五氟化锑，英文名称 Antimony pentafluoride 　　别 名 　　分子式 SbF5 外观与性状 无色油状液体 　　分子量 216.74 蒸汽压 1.33kPa(25℃) 　　沸 点 149.5℃ 溶解性 溶于无水乙醇 　　密 度 相对密度(水=1)2.99；相对密度(空气=1)2.2 稳定性 稳定 　　危险标记 20(酸性腐蚀品)40(有毒)  危险化学品。主要用于制取锑化合物。对人类眼睛、皮肤、粘膜和呼吸道有强烈的刺激作用。吸入可能由于喉、支气管的痉挛、水肿、炎症，化学性肺炎、肺水肿而致死。另外，对于环境亦有一定危害。五氟化锑是已知除七氟化金(AuF5.F2)之外最强的路易斯酸，六氟合锑酸（写作HSbF6或者HF.SbF5）是已知最强的超强酸， ，在气态时，SbF5 采取 D3h 对称群，为三角双锥构型.在液态和固态时结构更为复杂。液态时含有聚合物，且每个 Sb 都是八面体，其通式为 [SbF4(μ-F)2]n。在晶态时为四聚体，即化学式为 [SbF4(μ-F)]4。在四聚体的八元 Sb4F4 环中的 Sb-F 键长为 2.02 Å；对于其他与四个Sb相连的 F? 配体，其 Sb-F 键较短为 1.82 Å。[2] 同族的 PF5 和 AsF5 在液态和固态时都为单体，可能是因为中心原子的体积较小，限制了配位数的缘故。BiF5 为聚合态。

一、砷化钴精矿的湿法冶金流程 湿法处理砷钴精矿要以法国的尤琴钴厂的舍日诺－库鲁曼法和诺贝尔－波载法较好，其工艺流程见图1。图1  法国砷钴精矿的处理流程 舍日诺－库鲁曼法是精确操控欢腾焙烧的条件，使砷以As2O3蒸发除掉。砷化物的氧化反响主要按下式进行：一同也有部分反响继续进行而生成钴。高温文大的气－固界面利于As2O3蒸发并促进盐分化。因而欢腾焙烧在原则上可以用快速加热促进精矿脱砷。将产出的贫砷烧渣氯化拌和浸出。浸出液经中和、净化，使贵金属、重金属、溶液中剩下的铁沉积，溶液中的钴用电解或加压氢复原制得钴粉。也可加苏打沉积出Co（OH）2，再经煅烧成Co2O3。 依据诺贝尔－波载法，选用硫酸、硝酸混合液溶解，砷可进入溶液。经过冷却，大部分砷、脉石进入一次浸出渣，与含有大部分钴（钴一次浸出率为88%～92%）的溶液别离。用93℃的水溶解出As2O3，经冷却结晶出As2O3，枯燥后出售。滤渣进行二次浸出，可使钴总浸出率达99.5%。在pH值较低的时分用氯和石灰石沉积铁，溶液中的砷便跟铁一同沉积下来。纯钴液用氯和苏打使其呈三价钴状况沉积，然后将Co（OH）3再处理成钴盐和氧化钴。 二、砷化钴矿的高压湿法冶金流程 本世纪五十年代，关于砷钴矿的高压湿法冶金流程的研讨较多，我国、美国做的作业更多。下面介绍美国曾一度出产过的加菲尔德钴精粹厂的高压酸浸流程和纽伯钴厂的高压碱浸流程。 （一）砷化钴矿的高压酸浸流程。加菲尔德钴精粹厂处理黑乌区域的砷钴矿。1955年12月底按高压酸浸及高压氢复原法出产，遇到酸浸高压釜配件的防腐质料问题，钴粉质量也差，1957年11月又用电解法替代高压氯复原法出产金属钴，其工艺流程见图2。图2  砷化钴矿的高压酸浸流程 （二）砷化钴矿高压碱浸流程。纽伯钴厂是1957年建成的实验厂，日处理加拿大安大略省的砷钴矿与精矿30～60吨。选用高压碱浸（西尔法Sillmethod）出产Co2O3粉。其质料成分为(%):Co12、Ni3.0、Cu1.0、As45、Fe19、S20、Ag3000～4500克∕吨。将砷以Ca3（AsO4）2从出产流程中除掉是其特色。 三、砷钴精矿的火法－涅法联合处理流程 这种流程是适应性较广的老办法。二次世界大战前西德的哥斯拉钴厂用该法处理摩洛哥，加拿大和缅甸的砷钴矿。加拿大德洛诺钴厂也是选用该法出产的老供应商。 我国某钴厂曾处理从摩洛哥进口的砷钴矿，其化学成分为(%):Co9～l4、As40～60、Ni1.3～5、Fe5～10、Cu0.03～1、S1～5、MnO 0.4～1。该厂曩昔对摩洛哥砷钴矿的处理流程见图3。 在出产中发现这个流程太长，钴液不断稀释而使处理溶液量添加，设备容积大，产出较多的渣和液。因而曾研讨用国产P204萃取脱除杂质和萃取别离镍、钴，用反萃制取CoCl2溶液，此溶液用一般办法制得合适硬质合金要求的纯氧化钴粉。图3  我国某厂砷钴矿处理流程

硅锰合金都是在矿热炉中用炭同时还原锰矿石（包括富锰渣）和硅石中的氧化锰和二氧化硅而炼制生产的。

【中文名称】氟化铝【英文名称】aluminum fluoride 　　  氟化铝【结构或分子式】AlF3【相对分子量或原子量】83.98【制备或来源】　　由氢氧化铝与氢氟酸反应、加热、脱水制得。【性状】　　无色三斜系晶。白色粉末或很大的斜方晶系六面结晶体。密度3.00g／cm3。熔点1040℃。沸点（升华）1272℃。略溶于冷水，溶于热水。难溶于酸及碱溶液，不溶于大部分有机溶剂，也不溶于氢氟酸及液化氟化氢。与液氨或浓硫酸共加热，或者与氢氧化钾共熔均无反应。不被氢还原，强热不分解但升华，性质非常稳定。加热到300-400℃能被水蒸气部分分解为氟化氢和氧化铝。有三种水合物，即一水物、三水物和九水物。【用途】　　在铝电解工业中用以降低电解质的熔化温度和提高导电率，用作非铁 金属 的熔剂，陶瓷釉和搪瓷釉的助熔剂和釉药的组分，以及精油生产中副发酵作用的抑止剂。酒精生产中用作起副发酵作用的抑制剂。 　　在新能源材料工业中，制备锂电池正极材料－－锰酸锂的过程中，添加1％的氟化铝，可以提高锰酸锂电池的高温循环性能。有剧毒，应小心使用。

我国某钴冶炼厂处理块状钴土矿产出氧化钴。选用鼓风炉还原熔炼、硫酸浸出钴铁、净化后用亚硝酸钴钾法别离钴镍的工艺流程。 国内有的厂选用硫酸化焙烧钴土矿，使钴、铜和锰等转变为可溶性的硫酸盐。焙烧矿经湿磨后进行空气拌和浸出。浸出矿浆经二段稠密，四段洗刷和过滤，滤渣抛弃，滤液中和除铁，用Na2CO3中和至pH＝6.2～6.5，铜水解沉积后，溶液用H2S溶液沉积钴，含锰母液可送出产电锰。硫化钴渣配硫酸在反转窑内进行硫酸化焙烧，然后加水溶解成硫酸钴溶液，溶液经两次氧化和碳酸钠中和沉钴，一次Co（OH）3经烧结和电炉熔炼成粗钴阳极，送电解精粹，二次Co（OH）3经硫酸溶解后回来一次析钴。电解精粹的阳极液净化选用除铜、N235萃取别离镍和717型阴离子交流树脂除锌。此种工艺中钴的总回收率可达80%，锰的总回收率达90%。

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

一、高温处理收回钨钴法 超硬质合金是由钨、钴和炭粉混合成型烧结加工制成的。日本新金属公司开发的超硬质合金高温处理法能够收回钨钴再生粉末，年产可达80吨。高温处理法制作再生粉末流程： 超硬质合金碎屑洗净后 ，在 1800～2300℃高温下的惰性气体中进行热处理，超硬质合金中的钴呈易于粉末化的海绵状况。在热处理温度下 ，超硬质合金中钴在 1800 ℃以下不呈海绵状况 ，而在 2300℃以上合金中的碳化钨将分化并生成第三相 ，成果欠好。 热处理后的块状碎屑 ，用颚式破碎机或滚筒破碎机进行粗碎到 - 850μm ，这以后再微破坏成再生粉末。本法得到的再生粉末 ，因通过粗大粒子化进程 ，烧结时有易于粒子生长的倾向。其间的钴含量、碳含量处理后简直没有改变，仅杂质铁、硅量添加，对制作硬质合金没有影响。再生粉末粒度据破坏条件，或许微破坏到 1μm 以下。 本法用比较简单的工序 ，不危害超硬质合金的原组成，任何种类的超硬质合金均可再生成必定粒度的粉末，不需特殊设备 ，为经济的收回办法。较以往加化学试剂精粹后收回运用的办法，有很大优越性。 二、废饮料铝罐涂料剥离法 废铝罐收回处理中 ，熔解收回率低 ，质量差的问题 ，关键是铝罐的外面和里边运用的涂料引起的。首先是熔解收回率低，因涂料的高分子化合物在熔解时发热 ，促进铝氧化，使金属收回量削减;其次质量差 ，是因涂料中运用的颜料氧化钛(白色剂用)，成为杂质元素混在铝熔液中，生成粗大介在物 ，使制品加工不良是发生缺点的原因之一。 为将引起这些要素的涂料除掉 ，运用加热焙烧的办法 ，但存在设备大型化和颜料原因的钛尚不能除掉等问题。日本选用溶剂化学办法(膨润剥离法)消除铝罐上的涂料 ，用新开发的涂料剥离设备 ，该设备剥离涂料 ，废铝罐熔解收回率，比不剥离涂料熔解时得到进步，且又避免涂料含钛成分的混入 ，铝熔液成分与市售铝罐主体材料(3004材)的分析值简直相同。该剥离设备、除掉涂料进一步进步铝的收回率，改进收回铝材的质量 ，因此被广泛选用。处理废铝罐剥离涂料，每小时处理量约为 200kg∕ h。除用于饮料铝罐涂料剥离外 ，也可用于铝制窗框、铝箔、铝制薄片的层制品等的涂料剥离除掉。 膨润剥离的原理:铝罐用涂料 ，一般外部用两种，清洁涂料和白色涂料;内部用一种清洁涂 料。涂料构成是高分子的物质 ，因为溶剂使其膨润，用以剥离涂料。即吸收了溶剂而膨润的高分子涂料的胀大力，超越涂料自身在铝罐材料上的附着力 ，涂料剥离成为或许。 膨润剥离的工序： (一)前处理。为有利于除掉涂料 ，将收回的废铝罐切成 1∕10 罐体的碎片，装入笼中。 (二)剥离工序。将笼浸入剥离液内。进行反转，剥离液使涂料膨润进行化学反应 ，反转中铝片彼此冲突促进剥离。 (三)漂洗工序。与剥离工序相同 ，一半投入剥离液中反转 ，使剥离的涂料和铝片分脱离。(四)蒸汽枯燥工序。将笼置蒸汽中反转 ，铝片表面附着的剥离液蒸腾 ，气化的剥离液用水冷管凝集收回，再循环运用。(五)枯燥工序。比(四)工序的蒸汽温度再升高，反转铝片残留的剥离液再进一步蒸腾枯燥。 (六)紧缩处理工序。膨润剥离后的铝片 ，从笼中取出，用压力机紧缩后送熔解工序，熔炼收回铝材。 运用的涂料剥离液 ，为、和起促进剥离作用的卤化乙酸混合液，这种混合液对铝罐涂料的膨润作用大，剥离功能高。 三、重油灰提钒法 石油中含有微量钒。日本在 50 时代后期 ，电力公司的首要燃料由煤炭转向石油，专烧重油的火力发电所渐多，然后发生很多废弃物重油灰。新式化学工业公司研讨处理重油灰提钒工艺成功，改变了悉数依靠进口钒的局势 ，于 1973年建造新工场，会集全国的重油灰，提钒收回运用有价金属。 重油灰是重油锅炉焚烧时发生的用收尘器收回的烟尘 ，亦叫集尘煤。还有水管式锅炉底的附着物，在守时修理时取出的焚烧壳也叫锅炉渣。 烟尘的首要成分是未焚烧的炭 ，含有价金属钒、镍的档次很低。收回时须经前处理 ，将其水洗除掉可溶成分，再在800～1000 ℃焙烧，焙烧后分量减到 1∕ 10 ，钒档次相应进步。焚烧壳要混合碱焙烧，再用水提取钒 ，提出的残渣镍成分升高，作为提镍质料。钒经盐类结晶分出 ，焙烧得V2O5 ，或再精制成各种用处的钒化合物出售(V、V2O5、NH4VO3、VOCl3)。

现在，钴镍冶金质料已由曾经的硫化钴镍矿逐渐转为钴镍杂料、钴镍氧化矿（含钴、镍红土矿）等，处理工艺由传统的火法造锍、湿法别离相结合转为浸出、净化全湿法流程。钴镍质料来历纷歧，浸出液成分杂乱，沉积、离子交换工艺难以完成钻、镍及钴镍与钙、镁等其他杂质离子的别离。溶剂萃取法有挑选性好、金属收回率高、传质速度快等长处，特别依据离子性质差异及萃取理论研制的新萃取剂及萃取系统，更优化了萃取作用。所以，从根本上找出钴、镍性质的差异，分析现有钴、镍别离工艺原理，对新萃取剂和萃取工艺的开发有指导意义。 一、钴、镍性质差异 钴镍原子序数相邻，同为第四周期第Ⅷ族元素，仅外层d电子数不同，这种性质上的差异可用于萃取法别离。 （一）晶体场配位理论分析钴镍性质差异 1、钴镍轨迹简并 钴、镍比较常见的配位数为4和6。配位数为6时，配体呈八面体型。由于配体之间的方位不同，5个轨迹简并为2组，电子与配体顶头挨近的dz2、dx2－y2作用激烈，能量较高，为6Dq；而别的的dxy、dyz、dzx轨迹作用力弱得多，能量较低，为－4Dq。配位数为4时，配体能够构成平面四方形或正四面体构型。萃取剂的分子量较大，分子间存在较大的空间位阻，所以一般为正四面体构型。相同，四面体场亦发作简并，可是与八面体场完全相反，dxy、dyz、dzx轨迹能量较高，为1.78Dq，而dz2、dx2－y2的轨迹能量较低，为－2. 67Dq。 2、钴镍轨迹电子排布 电子在轨迹的排布遵从能量(CFSE)最低准则，其间成对的电子还需求战胜能量为P或P’的成对能。按这个规矩，电子排布与对应能量巨细如表1。 表1  钴镍离子不同配位数时对应的能量能够看出：6配位正八面体的安稳性大于4配位正四面体的安稳性。Ni(Ⅱ)的6配位八面体的安稳性远大于四配位四面体的安稳性，而Co(Ⅱ)的6配位八面体的安稳性仅略强于四配位四面体的安稳性，所以，溶液中Ni(Ⅱ)仅有6配位存在，而Co(Ⅱ)的6配位或4配位都能够存在。 （二）价键理论 价键理论是L．Pauling等于20世纪30年代提出的杂化轨迹理论在配位化学中的使用。按此理论，在构成共价键时，能级相差不远的各轨迹能够构成杂化轨迹，而原子轨迹杂化后可使成键才能增强，因而使生成的“分子”更安稳。构成配位键时，若中心离子供给的轨迹都是最外层轨迹，则构成的络离子称为外轨络离子；若中心离子供给部分次外层轨迹，则构成的络离子称为内轨络离子。 价键理论以为：中心离子与配位原子的电负性相差较大时，倾向于生成外轨型络离子；相差较小时，则倾向于生成内轨型络离子。一般来说，与电负性较大的配位原子，如F、O合作时，常构成外轨型络离子；与电负性较小的配位原子P、As等合作时则构成内轨型络离子；而与N、Cl等合作时，则即有或许构成外轨型络离子也有或许构成内轨型络离子。 Co(Ⅱ)、Ni(Ⅱ)生成外轨型络离子时，假如为4配位，则为sp3杂化，四面体构型；假如是6配位，则为sp3d2杂化，八面体构型。所以，Co(Ⅱ)生成内轨型络离子时，易被氧化为Co(Ⅲ)，而Ni(Ⅱ)较安稳，难于氧化。 由上述配位理论可知：1）钴以外轨型配位时，溶液中安稳存在的为Co(Ⅱ)；以内轨型配位时，溶液中安稳存在的为Co(Ⅲ);2)不管哪种配位，溶液中Ni(Ⅱ)的安稳性高于Ni(Ⅲ)的安稳性；3）Co(Ⅱ)与电负性较大的配位原子结合易构成四配位合作物，安稳性高于Ni(Ⅱ)的合作物；4）Ni(Ⅱ)与电负性较小的配位原子结合易构成六配位合作物，安稳性高于Co(Ⅱ)对应的合作物。 二、钴、镍的萃取别离 （一）钴、镍的磷（膦）类萃取别离 溶剂萃取法是钴、镍别离的重要办法之一，其别离作用好，金属收率高，对料液适应性强，进程易于自动操控。跟着新萃取剂、萃取系统的开发和萃取理论的逐渐完善，溶剂萃取法在钴镍湿法冶金中的使用越来越广泛。 由晶体场配位理论可知，溶液中Ni(Ⅱ)为6配位时较安稳，而Co(Ⅱ)为4或6配位时安稳性挨近，能够一起存在，在必定条件下还能够彼此转化。现在，广泛选用磷类萃取剂别离钴、镍就是使用此原理。 现在，使用于钴、镍别离的磷（膦）类萃取剂首要有P204、P507和Cyanex272，它们在萃取钴、镍时有较大差异。据报道，用P204、P507、Cyanex272萃取钴、镍时，半萃pH差值别离为0.53、1.43和1.93。明显，萃取别离钴、镍的才能逐渐增强。这种差异缘于3种萃取剂的萃取才能和空间结构，见表2。 表2  3种磷（膦）类萃取剂的比较pka表明萃取剂结合金属离子才能的强弱。明显，P204与金属离子结合才能最强。有机磷（膦）类萃取剂结构通式中的R－P－R’键角可用来衡量空间位阻的巨细。在生成八面体构型的配位化合物时，∠RPR’越大，不同磷酸替代基之间的空间位阻越大，越不利于八面体构型的构成。所以，当萃取剂结合才能下降、而空间位阻增大时，八面体构型难于构成，则其他小分子，如水分子易于参加配位。而四面体构型中，2个有机磷一起配坐落一个中心离子，4个O处于互为笔直的平面中，配体之间作用强度较低，∠RPR’对四面体构型影响不大。 有机磷类萃取别离钴、镍的总反应式可表明为：在萃取剂大大过量条件下，M为Co时，n＝2；M为Ni时，n=3。饱满萃取时，不管钴、镍，n=1。钴的萃合物包含四面体和八面体2种构型，而镍仅有八面体构型。四面体萃合物含水量低于八面体萃合物的含水量，有较高的亲油性，所以钴优先进入有机相。 从P204、P507到Cyanex272，酸性逐渐削弱，空间位阻逐渐增大。镍的萃合物一向要坚持八面体构型，而萃取剂与镍构成6配位的难度增大，所以镍的分配比下降。可是，钴萃合物能够转变为四面体构型，补偿了由于萃取剂酸性削弱和空间位阻增大对分配比减小的影响。镍的分配比减小，而钴的分配比根本不变，钴、镍别离作用越来越好。所以，用具有较弱萃取结合强度、较大空间位阻的萃取剂能够较好地完成钴、镍别离。 （二）Co(Ⅱ)的4配位阴离子挑选性合作 电负性较大的配离子配位才能较弱，优先构成外轨型4配位sp3杂化。又由于Co(Ⅱ)优先Ni(Ⅱ)构成4配位，所以挑选一种电负性适宜的配离子，操控适宜的浓度，可优先与Co(Ⅱ)合作，加大钴、镍的萃取别离。 1、SCN－的挑选性合作 SCN－的电负性较大，必定浓度下，与Co2+构成安稳的四面体阴离子合作物Co(SCN)42－，而简直不与Ni2+构成安稳合作物。所以，在该系统中，钴以络阴离子方式存在，镍以水合阳离子方式存在，用MIBK、胺类、季铵盐类萃取剂能够挑选性地从含镍溶液中萃取钴：季铵盐萃取钴的容量与有机相中SCN－的浓度成正比，适用于从低浓度钴溶液中萃取钴。但负载有机相中的钴需用NH3－NH4 HCO3溶液反萃取，而反萃取液中的钴、需求专门的设备收回，生产本钱较大。 2、Cl－的挑选性合作 当Cl－质量浓度为200～250 g/L时，90%左右的Co(Ⅱ)以CoCl42－方式存在，Cu2+、Fe3+、Zn2+等金属离子也构成合作阴离子CuCl42－、FeCl4－、ZnCl42－，而Ni2+仍然以水合阳离子[Ni(H2O)62+]方式存在。选用胺（铵）类萃取剂能够将合作阴离子萃取，完成与镍的别离。 该工艺别离作用好，萃取剂报价低廉，与硫化钴、镍矿氯化浸出联接顺畅，20世纪60～70年代树立的镍、钴厂多选用该系统。比较有代表性的有：加拿大鹰桥公司在挪威克里斯蒂安松的镍厂，使用叔胺从氯化物系统中别离钴、镍；国内的成都电冶厂、福州冶炼厂等都选用氯化物系统以N235萃取别离钴、镍。 （三）钴氧化为内轨络离子 依据价键理论，当Co(Ⅱ)、Ni(Ⅱ)与电负性较低的配离子结合时，Co(Ⅱ)简单氧化，生成十分安稳的内轨型Co(Ⅲ)配离子，而该离子假如亲油则生成安稳的萃合物被优先萃取，假如亲水则不被萃取。 1、－铵系统 NH3能够与Co(Ⅱ)构成外轨型合作物Co(NH3)62+，由于1个3d电子跃迁到5s轨迹，该合作物很简单被氧化成愈加安稳的内轨型合作物Co(NH3)63+，见表3。 表3  钴、镍合作物的安稳常数(18～25℃，i=0.1)在－铵系统中，操控的浓度和溶液电位即可确保溶液中的钴、镍别离以Co(NH3)63+和Ni(NH3)62+方式存在。由于Co(NH3)63+的安稳常数为Ni(NH3)62+的1026.13倍，所以挑选一种与镍合作才能比NH3强的螯合萃取剂就能够替代Ni(NH3)62+中的NH3而挑选性萃取镍。 1987年，澳大利亚的昆士兰公司选用汉高公司的LIX84－I萃取剂直接从空气氧化后的含钴、镍的性溶液中挑选性萃取镍，然后选用硫酸盐溶液反萃取，得到的硫酸镍溶液通过电积得到高品质阴极镍。溶液中剩下的钴用H2S沉积得到CoS产品。 2、螯合萃取系统 用螯合萃取剂萃取钴、镍时，易呈现钴中毒现象，由于构成的Co2+螯合物很简单被氧化成Co3+螯合物。Co3+螯合物十分安稳，难于被酸直接反萃取，需求在复原条件下反萃取。但由于反萃取需求很多复原剂，并且Co3+对萃取剂有必定的分化作用，所以该办法没有得到大规模使用。 （四）Ni(Ⅱ)的6配位协同萃取 镍的6配位萃合物的安稳性和疏水性较高，但空间位阻较大，所以在萃取进程中需求参加某些替代结合水的协萃剂。 1、酸性萃取剂与非螯合肟类协同萃取 南非矿藏工艺协会研讨发现，在烷基磷酸类(DEH－PA)中参加非螯合性2－乙基己基肟(EHO)对镍有很大的协萃作用，可是对钴的影响要小得多。协萃机理为：EHO供给孤对电子的才能强于H2O或DEHPA，能够轻易地将它们替代，使镍到达安稳的6配位构型。环烷酸与异十三醛肟相同也有很强的协萃效应，使镍的pH0.5左移2.8，钴的pH0.5左移1.8，钴、镍的半萃pH值扩大到1.2，能够将钴、镍完全分隔。酸性萃取剂与非螯合性萃取剂协同萃取钴、镍，萃取速率快，不存在钴被氧化问题。 2、酸性萃取剂与螯合肟类协同萃取 磷酸类、羧酸类、磺酸类萃取剂中参加必定量的LIX63，对钴、镍的萃取有较强的协同作用，并且酸性萃取剂的酸性越强，E－pH线左移越多，协同作用就越强。该系统的不足之处在于镍的萃取、反萃取速率较慢，反萃取需求必定的酸度，而LIX63在强酸性条件下会降解。这2个问题一向没有得到本质上的处理，所以20世纪90年代后期，该系统仍未得到使用。然后开发的抗降解烷基甲基胺与DNNS协同萃取系统显现了优异的功能，仅仅本钱较高而未完成产业化。 澳大利亚开发出了羧酸萃取剂与螯合肟类萃取剂协同萃取工艺：选用酸性很弱的羧酸萃取剂与羟肟类萃取剂协同萃取，下降了羟肟降解速率；操控萃取剂浓度，可加速萃取和反萃取速率；萃取进程没有呈现钴中毒现象。但不足之处是钴、镍别离系数不算很大，别离进程需求较多级数的洗刷。萃取镍时，LIX63为萃取剂，羧酸为协萃剂；萃取钴时，羧酸为萃取剂，LIX63为协萃剂。 三、结束语 跟着优质钴镍硫化矿资源的逐渐干涸，钴镍氧化矿的开发使用越来越受注重，加压酸浸、硫酸堆浸技能已成为钴、镍湿法冶金的干流技能，所以亟需开发能直接从较高酸度系统中萃取钴镍的工艺(DSX)，并且最好对钙、镁等有抑萃作用。首要研讨方向为：1）开发新的萃取剂，特别是螯合萃取剂，这或许是未来直接从含钙镁溶液中萃取钴、镍的首选萃取剂；2）开发新的萃取系统，跟着萃取理论，特别是协萃理论的开展，研讨萃取剂的协同作用，使到达较好的别离作用；3）开发新的萃取设备，某些钴、镍萃取进程的热力学数值很好，可是动力学速率慢，需求新的萃取设备强化萃取进程。

现在世界上从该类质料中提钴的供应商较多。尽管各厂所用出产工艺流程各异，但按其出产办法大致可分为两类：（一）火法预处理和开端富集，继之用湿法脱除杂质和提取钴产品；（二）用湿法流程处理含钴精矿得到钴产品。下面按各种含钴质料挑选有代表性的流程概述。 一、钴、硫精矿的硫酸化焙烧－湿法处理流程 因为成矿原因，黄铁矿或磁黄铁矿常含有少数的有色重金属，钴、镍代替了铁的硫化矿藏中的铁离子而成类质同晶，故难分选，多产出含钴的黄铁矿或磁黄铁矿精矿，我国通称钴硫精矿。 因为钴需要量的添加，含钴黄铁矿或磁黄铁矿已作为提钴原科之一。第二次世界大战前后，多限于从黄铁矿烧渣中收回。本世纪五十年代世界上各工业发达国家开端很多研讨钴硫精矿的硫酸化焙烧－湿法处理流程，处理两个首要问题：（一）有用别离和充分利用很多的铁、硫组分来确保较高的钴提取率；（二）别离、收回浸出液中的钴与其它金属。处理问题（一）的办法现代公认以欢腾硫酸化焙烧为好。各厂处理问题（二）的办法各异，有用陈旧的分步沉积法，有高压（NH3）2CO3浸出铜、钴沉积、继之分步蒸别离法，有较新的溶剂萃取法等。下面挑选三例阐明。 我国某厂的钴硫精矿的硫酸化焙烧－湿法冶金工艺流程见图1。图1  某厂处理钴硫精矿工艺流程 芬兰科科拉钴厂是世界上最大的处理钴硫精矿的工厂，1968年建成投产，图2是该厂所用流程图，质料和产品的成分见表1。近年也用粒化－浸出法归纳处理曼斯菲尔德铜厂鼓风炉前床产出的合金，添加钴的产值。 表1  质料与产品的成分图2  科科拉钴厂钴硫精矿处理流程图 钴硫精矿和这种精矿经氧化焙烧所产的焙砂按1∶（3～4）进行硫酸化焙烧，有矩形欢腾炉两台，每台分红四个间室，焙砂用皮带运输机参加榜首室，经隔墙下部洞孔顺次流经各室，终究从第四室溢流口排出。硫酸化焙烧的条件：欢腾层高2～2.5米，温度680℃，参加各间室的精矿量以坚持硫酸化所需的温度和气氛为准。该厂1981年产钴1500吨。 日本北海道下川矿山所产钴硫精矿含铜、钴各0.35%～0.4%，是日本最大的国产钴质料来历。出产流程见图3，其总收回率分别为（%）：Co7l，Cu82，S82。图3  日本下川钴硫精矿处理流程 二、铜钴硫化精矿的硫酸化焙烧－湿法流程 盛产铜、钴矿的非洲区域多选用这种流程。现列出卢依卢钴厂流程为例(图4)。图4  卢依卢铜钴厂流程 三、镍钴硫化精矿的舍利特·高尔顿流程 镍精矿的浸出液经氢复原镍后，用H2S沉积钴和剩余的镍，将钴的沉积物按图5流程处理。高压酸浸钴镍硫化物的成分为（%）：Ni20、Co19.8、Fe0.2、Zn1.3、NH3（总）7.2、S（总）30.6、（NH4）2SO428.2。硫化物矿浆与硫酸参加卧式的多室高压釜内，每个室通入空气使硫化物氧化成硫酸盐。浸出的最佳条件是：温度122℃，压力7公斤／厘米2，pH1.5～2.5，（NH4）2SO4≤150克／升，浸出2～3小时，钴、镍浸出率达97%～98%。图5  镍钴硫化精矿的高压湿法冶金流程 浸出液含Co、Ni70～80克∕升，Fe0.5～2.0克／升。溶液在常压和80℃下用空气氧化，用中和至pH＝4.9～5.1，三价铁盐便水解分出。脱铁后液送去高压氧化，Co2＋变为Co3＋，便能生成溶于酸性溶液中的[Co（NH3）5·H2O]2（SO4）4。氧化用的是不锈钢质卧式多室的高压釜，每个室均有拌和器和蛇形管加热，空气由每室底部送入。氧化温度71℃，压力7公斤／厘米2，浓液接连加到高压釜的榜首室，NH3与（Ni＋Co）的摩尔分子比约为5.5∶1。的浓度和温度不宜太高，避免生成不溶性的六钴络合物和添加废气带出的丢失。 氧化后液分两次除镍，参加浓硫酸并激烈拌和，冷却至30℃，使pH＝2.6，便得到一次镍铵硫酸盐沉积（干量，%：Ni14.5，Co2.0），过滤后滤渣回来镍浸出工序。滤液（克／升：Co 30，Ni 0.5～1.0）在立式不锈钢蒸腾罐中浓缩到含Co 45克／升，（NH4）2 SO4450克／升，并往浓缩液中参加钴粉（2克／升）生成二价钴氯络合物，然后促进微量镍与钴构成钴和镍铵硫酸盐在酸化时一同沉积，能够确保二次除镍到达所要求的程度。滤渣含Co12.2%，需回来高压氧化工序，滤液去复原。 滤液在高压氢复原之前，需预先参加钴粉在常压下使Co3＋复原为Co2＋，避免在加热时三价钴盐水解分出Co（OH）3沉积，使终究产品不纯。参加钴粉一同参加硫酸使NH3游离与Co的摩尔分子比降到下步复原所要求的（2.4～2.6）∶1。高压氢复原的温度为177℃，氢分压为20公斤／厘米2。作业是周期性的，包含晶核生成，钴粉长大25～35次以及对釜内沉积物的浸出等作业，复原后液含有Co3.3克／升、(NH4)2SO4 494克∕升，用H2S收回钴后去制(NH4)2SO4。钴粉经水洗，并在慵懒气氛下枯燥，过35目筛后装入钢桶出售。钴粉成分为（%） Co＋Ni99.9，Ni0.80。 四、硫化铜钴精矿的火法－湿法流程 赞比亚的奇布卢玛钴厂用火法处理浮选铜钴精矿，产出钴冰铜送比利时奥兰精粹钴厂用湿法进一步处理得到氧化钴和金属钴。这是处理硫化铜钴精矿的火法－湿法联合流程的典型。前半部火法流程见图6。图6  硫化铜钴精矿的火法－湿法联合流程的前半部 硫化铜钴精矿成分为（%）：Cu3.0、Co3.5、Fe34、S43、SiO212，约1∕3的精矿经浆化参加欢腾炉进行氧化焙烧脱硫，一般操控温度约700℃、线速度0.2～0.3米／秒，过剩空气50%。溢流焙砂与旋风收尘器烟尘的份额为7∶1，一同送去电炉造锍熔炼。 电炉炉料组成为（%）：干精矿∶焙砂∶焦粉∶石灰石＝30∶60∶5∶5。经圆盘混合的炉料参加3500千伏安的电炉内，经电炉熔炼产出钴锍（%：Cu11，Co11）和炉渣。参加焦粉和石灰石是为了造金属化钴镜和下降渣损。 五、含钴铜镍硫化精矿的冶炼流程 钴常以少数伴生在镍、铜、锌、铅的硫化矿中，尤其是铜、镍硫化矿中较为遍及。一般硫化镍矿中Ni∶Co＝100∶（2～5），氧化镍矿中Ni∶Co＝100∶（1～30）。从含钴的铜镍硫化精矿冶炼流程中收回钻的准则流程见图7。图7  含钴的铜镍硫化精矿冶炼的准则流程 从上述流程看出：镍的高压氢复原、电解、常压或高压羰基法都可归纳收回钴，其收回率只要精矿中含钻量的25%～40%，因为在造锍熔炼中，钴的硫化物随渣的丢失百分率略大于镍，当回来转炉渣时，因为钴首要以氧化物和硅酸盐形状存在，故熔炼中钴的渣丢失急增。某些镍冶金厂的转炉渣专门以金属化锍贫化处理，然后使钴的收回率达75%～85%。详细情况见图8。图8  从转炉渣提钴的准则流程 高冰镍精粹的各种办法尽管都能够收回其间的钴，但以羰基法和常压溶浸法中钴的收回率较高。

现在，采金工业部门对金-钴-砷精矿还缺少深化的研讨。本文作者就选用火法-湿法冶金工艺流程处理金-钴-砷浮选精矿的成果作了研讨。该工艺流程中包含：浮选精矿的两段焙烧（第1段-分化焙烧，第Ⅱ段-硫酸化焙烧），硫酸化焙烧后之烧渣进行浸出和浸渣的化处理。    挑选用火法湿法-冶金工艺流程处理这类精矿的依据是：在国际选矿实践中，用这一工艺流程处理难处理的金-砷精矿最为遍及，并且关于含钴的砷硫化物产品的处理亦具有很大的实践意义。    但是在实践中，常常在进行硫酸化焙烧之前选用氧化焙烧法从原始物猜中除砷，其最大的缺陷是可以生成硫酸盐，然后下降了下一工艺进程的处理作用。此外还将生成很多含砷的二氧化硫。若要综合利用这部分二氧化硫，就需求很大一笔费用。    选用无需通入空气的分化焙烧是进步多金属矿藏质料处理作用、综合利用程度和削减环境污染的一种很有发展前景的办法。    曾在半工业条件下，对选别金-钻-砷矿石所得之浮选精矿作了研讨。精矿的化学组成，%：9.3 Si02；1.2 Al2O3；24.0 Fe总；2.94 MSO；4.66 CaO；1.02 Cu；32.0 As；1.13 Co，0.43 Bi；0.05 Ni；15.5 S总，1.58 C有机。精矿磨矿细度为92%~0.074毫米。矿藏分析标明，精矿中首要为砷黄铁矿和黄铜矿、黄铁矿、磁铁矿、方铅矿、铜蓝、闪锌矿、磁黄铁矿呈单个的颗粒状存在。    依据显微X射线光谱分析仪的分析成果来看，首要金属矿藏-砷黄铁矿-是具有不均匀钴同晶杂质的钴的变种（含钴砷黄铁矿），钴含量动摇在4.36~7.41%规模内。通过热图解法研讨标明，砷黄铁矿的这种含矿变种比不含钻砷黄铁矿更难以氧化。所以在氧化焙烧时，很难从精矿中彻底除掉砷。    焙烧温度在490~730℃规模内，能对这种精矿进行最激烈氧化。观已证明，这种精矿中所存在的含碳物质为来能吸附的活性石墨。物相分析证明，这种精矿中73.2%的金（呈连生体和游离状况存在）可被溶解，24.96%的金与硫化物（首要是砷黄铁矿）共生，1.84%的金与脉石连生。    金、钴、银是浮选精矿中有工业价值的组分。精矿中金、银含量之比为1：1.2。因为精矿组成杂乱、存在细粒涣散金（0.001~0.008毫米）和在砷黄铁矿中存在有钴同晶杂质以及砷含量过高（32%），所以这类精矿极难处理，也不适于用惯例办法处理。    在一种特制的实验室设备（图1）中研讨了精矿的分化焙烧。将原始精矿1装入石英细颈瓶2中。把细颈瓶放入昇华器的加热部分3。昇华器的第二部分，即未加热的那一半4用来冷凝，而这些是用空气氧化时从精矿中分出的As蒸汽在喷管内生成的产品。异华器依托镍铬合金电阻丝6进行加热，用变阻器8调理加热程度。选用一种特殊设备使昇华器向一个方向和另一方向进行360℃的接连可逆滚动，然后使精矿接连混合。 [next]     研讨成果证明，在分化焙烧进程中砷的收回状况取决于温度、昇华时刻和体系中放电值巨细。断定了分化焙烧的最佳条件如下；昇华器内温度为760~780℃；焙烧时刻2小时，体系内负压为0.1×l05帕。砷蒸汽氧化所耗费的空气为3~4升/分钟。    此刻所得之烧渣中含2.82~3.37 As和19~21.9 S。从精矿转入昇华物的砷、硫收回率别离为94.06~92.8%和6.83~ 14.6%。异华物中含量为99.21%。    对烧渣的矿藏分析标明，烧渣中的硫呈单斜形磁黄铁矿，（硫含量为51.7~55.27原子量%）并含有钻的杂质为0.37~3.45%和含砷的杂质为0.15~1.72%。砷不彻底异华的原因在于磁黄铁矿中生成了斜方砷铁矿。它是在分化焙烧时，既不蒸发，又不分化的铁的砷化物（其含钴7.0~10.0%）。烧渣中存在有呈硫化物方式的硫（19~21.98%）。这样可使下一段焙烧作业中不需求用特殊的硫酸化剂。 表1  金属转入溶液的程度和中硫和砷的剩下含量与硫酸化焙烧温度的联系温度℃时刻 小时烧渣 产率 %烧渣中含量（%）浸渣中的含量（%）收回率（%）S总SiO4AsCoCuNiAsCoCuNiAsAuAg500~900370.16.566.31.330.30.230.040.2986.381.659.92.5痕量-0.51.0~1.31630~650370.25.275.11.30.520.390.050.2476.276.948.27.61未测未测700365.84.74.70.681.41.050.070.2025.036.920.01.07未测未测550~600175.1未测未测未测1.930.560.04未测33.269.5未测未测未测未测550~600271.3未测未测未测0.740.50.04未测66.370.660.0未测未测未测     注：分化焙烧原始烧渣中的含量%：21.98S总；Sso4无；3.67As；烧渣产率为64.8%。硫酸钠添回量为烧渣分量的10%。    分化焙烧后的烧渣应在砌有粘土砖的马佛炉内进行硫酸化焙烧。往原始产品中增加硫酸钠（Na2SO4•10H2O），其量为烧渣分量的10%。在焙烧时增加硫酸钠可进步有色金属硫酸化的速度和程度，以及进步硫酸盐在不分化状况下存在温度规模。    硫酸化焙烧后的烧渣（其磨矿细度为95%-0.074毫米）的浸出分两段进行：开始时用热水，然后用10%硫酸溶液浸出，其温度为60~70℃。每段浸出时刻为2小时。矿浆液：固=4:1。需求两段浸出的原因在于烧渣中钴的存在方式不同（硫酸盐、氧化物、盐等）。 表2  对各种产品进行化处理时，贵金属收回实验成果原   始   产   品产率%砷含量%收回率%AuAg原始精矿100.0032.0073.2042.20精矿分化焙烧的烧渣64.802.8250.0013.70精矿氧化焙烧（两段）的烧渣*71.509.4074.50未测对精矿分化裎烧后进行氧化焙烧的烧渣62.001.2669.70未测对氧化焙烧的烧渣进行碱处理后，其它均同上**60.600.6074.40未测精矿分化焙烧后进行硫酸化焙烧的烧渣71.001.3372.8045.60预先分化焙烧后，硫酸化焙烧渣的浸渣55.000.2975.3058.90     * I段焙烧的温度为450~500℃；      II段焙烧的温度为600~650℃    ** 7.5%NaOH；温度为90℃；时刻为24小时。[next]    曾对有色金属硫酸化的程度和其进入溶液的状况与焙烧温度和时刻的联系，以及硫酸化焙烧的温度对脱硫程度的影响作了研讨（见表1）。研讨成果证明，分化焙烧后烧渣硫酸化处理的温度不该超越600℃。在焙烧温度为500~ 600℃，时刻为3小时条件下，转入兼并后溶液（水和硫酸溶液）中的钴、铜和镍的收回率别离为86.3，87.6和59.9%。将硫酸化焙烧的温度进步到700℃，就会导致硫酸盐的分化，并下降钴和铜转入溶液的收回率。但是在最佳的硫酸化焙烧准则下，呈水溶液状况的钴、铜和镍的含量别离为51.6；63和42%，转入硫酸溶液中呈氧化物状况的金属含量别离为34.7%钴，24.6%铜和17.4%镍。在硫酸溶液中铁的溶解量不超越精矿中原始铁含量的3%。    因为精矿通过了两段焙烧，总的脱硫率为79.8%，其间在分化焙烧时仅为6.81%。在这种状况下，从精矿中收回的砷为98.6%，其间在分化焙烧时为93.22%。    在相同的焙烧温度、最-佳硫酸化剂耗量（H2SO4为400公斤/吨）和相同的硫酸钠增加量的条件下，对氧化焙烧后的烧渣进行硫酸化处理时，通过两段浸出后有色金属转入兼并溶液的收回率为钴81.4%，铜85.3%。这个数字说明晰这些金属转入溶液的收回率别离比分化焙烧后的焙砂进行硫酸化焙烧时下降了4.9%和1.3%。    对分化焙烧后的烧渣进行硫酸化焙烧时，若将硫酸钠的增加量从10%降到5%时，那么转入兼并溶液中的有色金属收回率就会下降，钴下降8.7%，铜下降3%。在对硫酸化焙烧后的烧渣进行浸出时，将矿浆的液固比由4：1进步到10：1，对各种金属的收回率无影响。    从兼并硫酸盐溶液（其比为1：1）中收回各种金属是依照已知的水合流程用来完成的。该兼并溶液中含有2.17克/升钴，2.06克/升铜，9.5毫克/升镍；0.53克/升铁，1.04克/升砷；其pH=1.8。一起也获得了合格的供应产品：铜产品含Cul5.6%，收回率82.6%'钴产品含C024.3%，收回率80.5%，贵金属精矿，其含As0.29%，转入贵金属精矿中的金、银收回率别离为98.6%和89.1%。    在沉积出As、Fe、Cu、和Co之后，硫酸盐溶液中含有：（毫克/升）1.2Cu；17.1Co； 2.0Fe；0.023As。在将其排弃之前，有必要除掉其间的硫酸盐-离子和有色金属。为此，首要需求用石灰乳溶液，然后用溶液加以处理。用处理时，温度应在50~60℃，还须拌和2~3小时。的数量应当为用化学计算法算出的生成有色金属硫化物所需量的1.5倍以上。    曾对用化法从处理精矿所得的各种产品中收回贵金属进行了研讨（图2）。化条件如下：称取原始产品50克；矿浆中试剂浓度：0.1%NaCN，0.02%CaO，200克/吨PbO；液：固=3：11化时刻为36小时。    表2中数据标明，对原始精矿及其处理后的各种产品进行化时，贵金属的收回率低。原因在于在氧化焙烧和硫酸化焙烧的烧渣，以及硫酸化焙烧烧渣的浸出渣中的细粒涣散金呈极细色裹体存在于赤铁矿颗粒中，然后使金粒难以同化溶液触摸。在进行分化焙烧时，细粒涣散金处在磁黄铁矿的颗粒中，使化溶液无法进入。赤铁矿中金解离的一种或许办法是无机酸溶解赤铁矿。但该办法在经济上不合算。    依据屡次实验成果和硫酸化焙烧后烧渣浸渣组分（其间含9.98%Si2；5.28%CaO；2.43%Al2O3；0.67%Mg；80.0%Fe2O3；0.3%C；0.23%Cu；0.29%As），以为在有色金属冶炼厂处理这种产品，收回贵金属是最合适的。引荐的用火法-湿法冶金办法处理金-钴-砷精矿的工艺流程如图2所示。

工业上金属铍的出产一般分为两步：第一步是从绿基石中提取，第二步是由制取金属铍。 的提取有硫酸盐法和氟化物法。 硫酸盐法先将绿基石在1600～1700熔融，熔体用冷水水淬，得到的细粒状玻璃体，磨细到-200目与浓硫酸混合，在250～300反响，使铍、铝氧化物转化成水溶性硫酸盐，而二氧化硅则不与硫酸发作反响，入渣弃去。在浸出液中加中和游离的硫酸，发生的硫酸铵同硫酸铝化合构成铝铵矾[NHAl(SO)12HO]沉积，从而使铝大部除掉。然后使用铍、铝离子在碱性溶液中稳定性的不同，使铍、铝进一步别离。例如在溶液中参加乙二胺四乙酸(EDTA)螯合剂和可使铝、铁、铬、锰、稀土等杂质保持在溶液中。然后把溶液加热到挨近沸点，铍酸钠便水解生成沉积而与杂质别离。于750～800煅烧，即成工业。 氟化物法将磨细的绿基石和钠或氟铁酸钠混合制块，在750烧结，矿石中的铍转化为水溶性的，而铝、铁、硅等仍保存氧化物状况。烧结块磨细后，用水浸出、过滤，滤液中参加，得到铍酸钠溶液。煮沸溶液铍酸钠便水解沉积,得到工业纯，再煅烧成。残液用硫酸高铁处理，生成氟铁酸钠沉积，回用制块。此法铍的回收率在90%以上，比硫酸盐法高。 从含水硅铍石提取60年代末开端以含水硅铍石为提取铍的质料。这种质猜中的铍呈简略的硅酸盐形状，用硫酸在近沸温度直接浸出。所得铍溶液，用处理，以D2EHPA[二(2-乙基己基)磷酸]火油萃取，铍进入有机相，然后用碳酸铵溶液反萃，反萃液经过分步水解除掉铁和铝，最终加热到95，得Be(OH)2BeCO沉积。 金属铍的出产 极难直接复原成金属，出产中先将转化为卤化物，然后再复原成金属。有两种工艺：氟化铍镁复原法和熔盐电解法。 氟化铍镁复原法 将溶于氟氢化铵(NHFHF)溶液中，得[(NH)BeF]溶液。然后加碳酸钙除铝;加(PbO)除锰、铬;加多硫化铵[(NH)S]除重金属杂质，经真空蒸发、浓缩结晶得纯洁的。结晶在900进行热分化得熔融氟化铍，铸成小锭，用于复原。镁复原按BeF+[hjm]g─→Be+[hjm]gF进行反响。复原进程开端于900，完毕时升至1300，以利金属与渣别离。出产中镁的用量一般只要化学核算值的70%。过量的氟化铍能够下降渣的熔点和粘度，有助于金属铍的聚结和渣的别离，还能避免因反响放热而使温度急升，引起镁的很多蒸发。在复原产品进行水浸处理时，过量的氟化铍敏捷溶解，使金属铍珠更易别离。复原所得金属铍珠经真空熔炼，除掉未反响的镁、氟化铍和氟化镁等杂质后铸成铍锭。 熔盐电解法先将和碳复原剂混合，加焦油等粘结剂制成球团，在900以上焦化，所得焦化块装入氯化炉，在700～900通入进行氯化，得到。在镍制坩埚内进行。坩埚内放置镍制圆筒作阴极，中心悬置石墨棒作阳极。纯无水与等量的纯氯化钠混合、熔融在350下进行电解。电解周期完毕后取出沉积物,用冰水浸洗除掉熔盐，得到鳞片状的金属铍。经真空熔炼，浇铸成锭。 为制备较高纯度的铍，可将粗铍用真空蒸馏、熔盐电解精粹或等办法进行精粹。

一切铝的出产均基於Hall-Heroult法。将从铝土矿制得的氧化铝溶於冰晶石、电解液，其间加有几种氟化物的盐类以操控电解液的温度、密度、电阻率 以及铝的溶解度。然后，通入电流电解已熔的氧化铝。这样，氧在碳阳极上生成并与后者起反响，而铝则在阴极上作为金属液层而集合。已别离出的金属能够守时用 虹吸法或真空法移出度坩埚中，然后将铝液转移到锻造设备中浇铸成锭。

本发明为化工出产中液相催化氧化法的脱硫脱催化剂的出产办法。以水杨酸、邻二铵磺酸铵、均四二酐、氯化钴等为质料，选用磺化、缩合、络合、烘干、破坏等工艺。适用于液相催化氧化法的各种低、高硫气体和低粘度液体的脱硫脱。是替代世界通用的ADA法和国内常用的TV法的新工艺。本法克服了ADA法和TV法不能脱有机硫，化氢脱除率低，溶液组份杂乱，仍属有毒工艺，易堵塔及运转本钱高级缺陷。

工业上常以各种含钒矿石为原料制备钒。如在钒炉渣中加入NaCl，经空气焙烧后，先生成NaVO。

一种从废钴钼催化剂中别离收回钴、钼的办法，其主要包含酸溶、萃取钼和萃取钴等工艺：将通过焙烧破坏的废钴、钼催化剂粉料用浓酸溶制成酸溶清料液，将酸溶清料液用磷酸三丁酯和火油的混合液萃取钼，萃余液在用三辛胺溶剂油萃取钴。使用本发明工艺办法从废钴钼催化剂中别离钴、钼的收率高，钴的实践收率在９９．５％以上，钼的实践收率在９９．２％以上，各元素相互之间别离彻底，终究产品质量好，整个进程无工艺废水废气排放，仅在酸溶工序有少数废渣排出，排出的废渣量仅为处理废料量的２％，排出的废渣中含氧化钴＜０．１％，含氧化钼＜１．５％，消除了废钴、钼催化剂的毒性对环境的要挟。

现在，采金工业部门对金-钴-砷精矿还缺少深化的研讨。本文作者就选用火法-湿法冶金工艺流程处理金-钻-砷浮选精矿的成果作了研讨。该工艺流程中包含：浮选精矿的两段焙烧（第1段-分化焙烧，第Ⅱ段-硫酸化焙烧），硫酸化焙烧后之烧渣进行浸出和浸渣的化处理。 挑选用火法湿法-冶金工艺流程处理这类精矿的依据是：在实践中，用这一工艺流程处理难处理的金-砷精矿最为遍及，并且关于含钴的砷硫化物产品的处理亦具有很大的实践意义。 但是在实践中，常常在进行硫酸化焙烧之前选用氧化焙烧法从原始物猜中除砷，其最大的缺陷是可以生成帅酸盐，然后降低了下一工艺进程的处理作用。此外还将生成很多含砷的二氧化硫。若要综合利用这部分二氧化硫，就需要很大一笔费用。 选用无需通入空气的分化焙烧是进步多金属矿藏质料处理作用、综合利用程度和削减环境污染的-种很有发展前景的办法。 曾在半工业条件下，对选别金-钻-砷矿石所得之浮选精矿作了研讨。精矿的化学组成，%：9.3Si02；1.2Al2O3；24.0Fe总；2.94MSO；4.66CaO；1.02Cu；32.0As；1.13Co，0.43Bi；0.05Ni；15.5S总，1.58C有机。精矿磨矿细度为92%-0.074毫米。矿藏分析标明，精矿中首要为砷黄铁矿和黄铜矿、黄铁矿、磁铁矿、方铅矿、铜蓝、闪锌矿、磁黄铁矿呈单个的颗粒状存在。 依据显微X射线光谱分析仪的分析成果来看，首要金属矿藏-砷黄铁矿-是具有不均匀钴同晶杂质的钴的变种（含钴砷黄铁矿），钴含量动摇在4.36~7.41%范围内。通过热图解法研讨标明，砷黄铁矿的这种含矿变种比不含钴砷黄铁矿更难以氧化。所以在氧化焙烧时，很难从精矿中彻底除掉砷。 焙烧温度在490~730C范围内，能对这种精矿进行最激烈氧化。现已证明，这种精矿中所存在的含碳物质为了能吸附的活性石墨。物相分析证明，这种精矿中73.2%的金（呈连生体和游离状况存在）可被溶解，24.96%的金与硫化物（首要是砷黄铁矿）共生，1.84%的金与脉石连生。 金、钴、银是浮选精矿中有工业价值的组分。精矿中金、银含量之比为1：1.2。因为精矿组成杂乱、存在细粒涣散金（0.001~0.008毫米）和在砷黄铁矿中存在有钴同晶杂质以及砷含量过高（32%），所以这类精矿极难处理，也不适于用惯例办法处理。 在一种特制的实验室设备（图1）中研讨了精矿的分化焙烧。将原始精矿1装入石英细颈瓶2中。把细颈瓶放入昇华器的加热部分3。昇华器的第二部分，即未加热的那一半4用来冷凝，而这些是用空气氧化时从精矿中分出的As蒸汽在喷管内生成的产品。异华器依托镍铬合金电阻丝6进行加热，用变阻器8调理加热程度。选用一种特殊设备使昇华器向一个方向和另一方向进行360℃的接连可逆滚动，然后使精矿接连混合。 研讨成果证明，在分化焙烧进程中砷的收回状况取决于温度、昇华时刻和体系中放电值巨细。断定了分化焙烧的最佳条件如下；提高器内温度为760~780℃；焙烧时刻2小时，体系内负压为0.1×l05帕。砷蒸汽氧化所耗费的空气为3~4升/分钟。 此刻所得之烧渣中含2.82~3.37 As和19~21.9 S。从精矿转入昇华物的砷、硫收回率分别为94.06~92.8%和6.83~14.6%。异华物中含量为99.21%。 对烧渣的矿藏分析标明，烧渣中的硫呈单斜形磁黄铁矿，（硫含量为51.7~55.27原子量%）并含有钻的杂质为0.37~3.45%和含砷的杂质为0.15~1.72%。 砷不彻底提高的原因在于磁黄铁矿中生成了斜方砷铁矿。它是在分化焙烧时，既不蒸发，又不分化的铁的砷化物（其含钴7.0~10.0%）。烧渣中存在有呈硫化物方式的硫（19~21.98%）。这样可使下一段焙烧作业中不需要用特殊的硫酸化剂。

注：分化焙烧原始烧渣中的含量%：21.98S总；Sso4无；3.67As；烧渣产率为64.8%。硫酸钠添回量为烧渣分量的10%。 分化焙烧后的烧渣应在砌有粘土砖的马佛炉内进行硫酸化焙烧。往原始产品中增加硫酸钠（Na2SO4·10H2O），其量为烧渣分量的10%。在焙烧时增加硫酸钠可进步有色金属硫酸化的速度和程度，以及进步硫酸盐在不分化状况下存在温度规模。 硫酸化焙烧后的烧渣（其磨矿细度为95%-0.074毫米）的浸出分两段进行：开始时用热水，然后用10%硫酸溶液浸出，其温度为60～70℃。每段浸出时刻为2小时。矿浆液：固=4:1。需求两段浸出的原因在于烧渣中钴的存在方式不同（硫酸盐、氧化物、盐等）。 * I段焙烧的温度为450～500℃； II段焙烧的温度为600～650℃ ** 7.5%NaOH；温度为90℃；时刻为24小时。 曾对有色金属硫酸化的程度和其进入溶液的状况与焙烧温度和时刻的联系，以及硫酸化焙烧的温度对脱硫程度的影响作了研讨（见表1）。研讨成果证明，分化焙烧后烧渣硫酸化处理的温度不该超越600℃。在焙烧温度为500～600℃，时刻为3小时条件下，转入兼并后溶液（水和硫酸溶液）中的钻、铜和镍的收回率别离为86.3，87.6和59.9%。 将硫酸化焙烧的温度进步到700℃，就会导致硫酸盐的分化，并下降钻和铜转入溶液的收回率。但是在最佳的硫酸化焙烧准则下，呈水溶液状况的钴、铜和镍的含量别离为51.6；63和42%，转入硫酸溶液中呈氧化物状况的金属含量别离为34.7%钴，24.6%铜和17.4%镍。在硫酸溶液中铁的溶解量不超越精矿中原始铁含量的3%。 因为精矿通过了两段焙烧，总的脱硫率为79.8%，其间在分化焙烧时仅为6.81%。在这种状况下，从精矿中收回的砷为98.6%，其间在分化焙烧时为93.22%。 在相同的焙烧温度、最-佳硫酸化剂耗量（H=SO4为400公斤/吨）和相同的硫酸钠增加量的条件下，对氧化焙烧后的烧渣进行硫酸化处理时，通过两段浸出后有色金属转入兼并溶液的收回率为钴81.4%，铜85.3%。这个数字说明晰这些金属转入溶液的收回率别离比分化焙烧后的焙砂进行硫酸化焙烧时下降了4.9%和1.3%。 对分化焙烧后的烧渣进行硫酸化焙烧时，若将硫酸钠的增加量从10%降到5%时，那么转入兼并溶液中的有色金属收回率就会下降，钴下降8.7%，铜下降3%。在对硫酸化焙烧后的烧渣进行浸出时，将矿浆的液固比由4：1进步到10：1，对各种金属的收回率无影响。 从兼并硫酸盐溶液（其比为1：1）中收回各种金属是依照已知的水合流程用来完成的。该 兼并溶液中含有2.17克/升钴，2.06克/升铜，9.5毫克/升镍；0.53克/升铁，1.04克/升砷；其pH=1.8。一起也获得了合格的供应产品：铜产品含Cul5.6%，收回率82.6%'钴产品含C024.3%，收回率80.5%，贵金属精矿，其含As0.29%，转入贵金属精矿中的金、银收回率别离为98.6%和89.1%。 在沉积出As、Fe、Cu、和Co之后，硫酸盐溶液中含有：（毫克/升）1.2Cu；17.1Co； 2.0Fe；0.023As。在将其排弃之前，有必要除掉其间的硫酸盐-离子和有色金属。为此，首要需求用石灰乳溶液，然后用溶液加以处理。用处理时，温度应在50～60℃，还须拌和2～3小时。的数量应当为用化学计算法算出的生成有色金属硫化物所需量的1.5倍以上。 曾对用化法从处理精矿所得的各种产品中收回贵金属进行了研讨（图2）。化条件如下：称取原始产品50克；矿浆中试剂浓度：0.1%NaCN，0.02%CaO，200克/吨PbO；液：固=3：11化时刻为36小时。 表2中数据标明，对原始精矿及其处理后的各种产品进行化时，贵金属的收回率低。原因在于在氧化焙烧和硫酸化焙烧的烧渣，以及硫酸化焙烧烧渣的浸出渣中的细粒涣散金呈极细色裹体存在于赤铁矿颗粒中，从而使金粒难以同化溶液触摸。在进行分化焙烧时，细粒涣散金处在磁黄铁矿的颗粒中，使化溶液无法进入。赤铁矿中金解离的一种或许办法是无机酸溶解赤铁矿。但该办法在经济上不合算。 依据屡次实验成果和硫酸化焙烧后烧渣浸渣组分（其间含9.98%Si2；5.28%CaO；2.43%Al2O3；0.67%Mg；80.0%Fe2O3；0.3%C；0.23%Cu；0.29%As），以为在有色金属冶炼厂处理这种产品，收回贵金属是最合适的。引荐的用火法-湿法冶金办法处理金-钴-砷精矿的工艺流程如图2所示。

氟化铝，Aluminum  fluoride   分子式：AlF3      分子量：83.98性状：白色晶体或粉末。25 ℃时的相对密度2.882，微溶于水、酸及碱溶液，不溶于大部分有机溶剂，在氢氟酸溶液中有较大的溶解度。无水氟化铝性质非常稳定；与液氨甚至与浓硫酸加热至发烟仍不起反应，与氢氧化钾共熔无变化，也不被氢气还原，加热不分解，但升华，升华温度1291℃。在300～400℃下可被水蒸气部分水解为氟化氢和氧化铝。有毒。 氟化铝产品的生产工艺:  一、湿法生产工艺（属淘汰工艺）：硫酸和萤石高温反应后产生的气体，直接吸收成30％～ 35％的氢氟酸，与氢氧化铝在90℃左右合成为AlF3?3H2O，经过滤后,进入高温脱水干燥，最后得氟化铝AlF3成品。由于脱水时产生的水蒸汽回分解AlF3，因此，湿法氟化铝含量低，杂质多，水份含量高，堆密度低，流动性差。基本上不适应现代电解槽使用。 化学指标为：F≥57％   Al≥28%      Na≤ 3.5％   H2O≤7％。  二、干法生产工艺(干法氟化铝)：  1、粗酸干法：硫酸和萤石高温反应后产生的气体，经过粗洗后进入流化床，与干燥后的氢氧化铝反应，在高温下生成氟化铝。由于粗洗后的氟化氢含量约96％，杂质较高，氟化铝产品的杂质也就比较高；特别是没有脱硅，使得氟化铝产品的二氧化硅含量达到0.25%。这些杂质会影响电解铝的质量，增加电解时的电耗。  F≥61％   Al≥30％   Na≤0.5％   H2O≤0.5％  SiO2≤0.28％  P2O5≤0.04％ Fe2O3≤0.1％  SO42-≤0.5％  2、精酸干法：硫酸和萤石高温反应后产生的气体，经过粗洗、冷冻、脱气、精馏后进入蒸发器，此时氟化氢的含量一般为99.5%；蒸发出的氟化氢气体（含量接近100％）进入流化床，与湿氢氧化铝反应，在高温下生成氟化铝。由于氟化氢纯度高，这样生产的氟化铝质量很好，杂质很低，特别是二氧化硅含量只有0.02%，五氧化二磷含量只有0.007%，对电解铝的生产非常有利。F≥62％   Al≥32％   Na≤0.5％   H2O≤0.5％  SiO2≤0.03％  P2O5≤0.01％  Fe2O3≤0.03％  SO42-≤0.03％氟化铝产品用途:在铝的生产中作电解浴组分，用以降低熔点和提高电解质的电导率。用于生产酒精时作发酵的抑止剂。用作陶瓷外层釉彩和搪瓷釉的助熔剂、非铁 金属 的熔剂。在 金属 焊接中用于焊接液.用于制造光学透镜。还用作有机合成的催化剂及人造冰晶石的原料等。

氟化铝行情对于目前的经济形势来说也是会被产生一定的影响。由于产生氟化铝的原料是硫酸和氢氧化铝，而由于当前的形势，氧化铝的价格不断上涨，从来导致氢氧化铝的价格也不断在上涨，从而直接导致了生产氟化铝的成本也在上涨，这对国内的氟化盐企业生国产带来了压力。硫酸和氢氧化铝是生产氟化铝的重要原料。随着氧化铝价格的不断提高，氢氧化铝价格也同时伴随其上涨，目前氢氧化铝价格为1800元/吨左右。硫酸价格在此期间也出现了大幅上涨，上涨速度之快也出乎了许多氟化盐企业的预计，三月份出台的《萤石行业准入标准》也助长产业链成本抬升，受此影响，国内氟化盐纷纷提高了干法氟化铝的售价，目前国内大部分地区干法氟化铝价格在7500元/吨以上，河南，福建地区有超过8000元/吨高价出现,北方地区如山东出货在低位，主销库存为主。从近期的氟化铝行情总体走势来看，氟化铝的成本还是不断在上涨，对于部分企业来说氟化铝的价格也有一定起伏，在一定程度上也不失为一件好事。综上所述，目前氟化铝行情必定在近期内有一定的涨势，对于将来的氟化铝行情也会被铝价产生影响。

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。 

钛的出产办法有硫酸法和氯化法两种。硫酸法是将钛铁矿粉与浓硫酸进行酸解反响生成硫酸氧钛，经水生成偏钛酸，再经煅烧、破坏即得到钛产品。此法可出产锐钛型和金红石型钛。质料：各种钛铁矿、钛渣等。长处：质料：钛精矿、钛渣和硫酸，贱价易得，技能较老练，设备简略，防腐蚀材料易处理。并且可出产氯化法不能出产而市场需要的锐钛型各种牌号的钛。所以只需注重环境污染的管理，注重产品质量的进步，注重推动科技进步，硫酸法钛还会与氯化法钛并存，短期内不会被筛选。缺陷：流程长，只能以间歇操作为主，湿法操作，硫酸、水耗费高，废物及副产物多，对环境污染比较严重，每吨制品钛别离要排出8吨废酸和3吨多硫酸亚铁，还有很多的污水；并且出产的钛质量相对比较差，比方南京钛厂就因为环保问题被关停。氯化法是将金红石或高钛渣粉料与焦炭混合后进行高温氯化生成，经高温氧化生成二氧化钛，再经过过滤、水洗、枯燥、破坏即得到钛产品。运用质料：天然金红石、人工金红石和高钛渣等。氯化法只能出产金红石型产品。长处：流程短，出产能力易扩展，接连自动化程度高，能耗相对低，“三废”少，能得到优质产品。缺陷：出资大，设备结构杂乱，对材料要求高，要耐高温、耐腐蚀，设备难以修理，研讨开发难度大。90年代曾经，硫酸法一向占有钛工业的主导地位。1992年后，转为氯化法占主导地位。现在世界上新建或改扩建钛厂多以氯化法为主，杜邦公司悉数选用氯化法。氯化法钛出产在技能上有必定难度，根本由少量几个大公司所独占。我国在90年代初才引入一套氯化法出产设备。改变了我国只能出产等级低锐钛型钛的前史。

铁合金的种类繁多，生产方法各异，但归纳起来主要有以下五种：     （1）高炉法高炉冶炼铁合金与高炉冶炼生铁相似，是利用高炉的高温及还原性气氛使合金矿石还原制成铁合金的。在高炉中生产的铁合金主要是高碳锰铁。此外，用高炉还可冶炼低硅硅铁（Si约10%）与镜铁，前者供铸造使用。用高炉冶炼铁合金，劳动生产率高，成本低。但因高炉内氧化带的存在，高熔点或难还原的氧化物不能还原，所以其它一些铁合金不能用高炉冶炼，只能用电炉生产。      （2）电热法电热法是铁合金生产的主要方法。由于碳的还原能力随着温度的升高而增强，故很多难还原的氧化物如：CaO、Al2O3、稀土氧化物等都可以在还原电炉中还原出来。在还原电炉内以电能为热源，用碳作还原剂，还原矿石生产铁合金。此法的缺点是许多金属极易和碳生成碳化物，故用碳作还原剂生产的合金（除硅质外）含碳都很高。为了得到低碳合金，就不能用碳作还原剂，而只能用低碳硅质合金作还原剂。因此低碳铁合金不能用电热法，而只能用电硅热法。     （3）电硅热法此法是在电炉内用硅（如硅铁或中间产品硅锰或硅铬合金）还原矿石、氧化物或炉渣，并以石灰作熔剂生产铁合金。因此获得的产品含碳量较低。目前，用这种方法生产微碳铬铁、中低碳铬铁、中低碳锰铁、钒铁和稀土硅合金等。成品的含碳量主要取决于原料的含碳量。用电硅热法生产铁合金时，电极会使合金增碳，故生产含碳量极低或纯的金属，不能使用电炉。熔点很高而不能从炉内流出的铁合金也不能用电炉生产，而只能用炉外法（也称金属热法）。      （4）金属热法金属热法是用还原反应产生的化学热加热合金与炉渣，并使反应自动进行。这种方法又叫“炉外法”。此法常用的还原剂有铝、硅铁（75%Si)、铝镁合金等。得到的铁合金或纯金属含碳量极低。目前用这种方法生产钛铁、钼铁、硼铁、铌铁、高钨铁、高钒铁与金属铬等。     （5）转炉法此法是将液态的高碳合金（如高碳铬铁）兑入转炉，吹氧脱碳，得到中低碳合金。铁合金的种类虽多，但99%的铁合金是用上述五种方法生产的。

铜作为自然界的一种资源之一，因为储量大作用广而得到广泛开采，由此就产生了大量的废铜，而废铜作为精炼铜的主要原料之一，往往会再次回收利用。由废铜和其他类似材料生产出的铜，也称为再生铜。今天小编主要给大家讲讲再生铜的生产方法都有哪些。　　我国生产再生铜的方法主要有两类：第一类是将废杂铜直接熔炼成不同牌号的铜合金或精铜，所以又称直接利用法；第二类是将杂铜先经火法处理铸成阳极铜，然后电解精炼成电解铜并在电解过程中回收其他有价元素。用第二类方法处理含铜废料时，通常又有3种不同的流程，即一段法、二段法和三段法。l一段法将分类过的黄杂铜或紫杂铜直接加入反射炉精炼成阳极铜的方法。其优点是流程短、设备简单、建厂快、投资少，但该法在处理成分复杂的杂铜时，产出的烟尘成分复杂，难以处理；同时精炼操作的炉时长，劳动强度大，生产效率低，金属回收率也较低。2二段法杂铜先经鼓风炉还原熔炼得到金属铜．然后将金属铜在反射炉内精炼成阳极铜；或杂铜先经转炉吹炼成粗铜．再在反射炉内精炼成阳极铜。由于这两种方法都要经过两道工序，所以称为二段法。鼓风炉熔炼得到的金属铜杂质含量较高，呈黑色，故称为黑铜。3三段法杂铜先经鼓风炉还原熔炼成黑铜，黑铜在转炉内吹炼成次粗铜，次粗铜再在反射炉中精炼成阳极铜。原料要经过3道工序处理才能生产出合格的阳极铜，故称三段法。三段法具有原料综合利用好，产出的烟尘成分简单、容易处理、粗铜品位较高、精炼炉操作较容易、设备生产率也较高等优点，但又有过程较复杂、设备多、投资大且燃料消耗多等优点。因此，我国除规膜较大的企业或需处理某些特殊废渣外，一般的废杂铜处理流程多采用二段法和一段法