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回收氧化铒

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回收氧化铒百科

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稀土元素铒(Er)的用途

2019-01-31 11:06:17

稀土的分类 1)轻稀土(又称铈组):镧、铈、镨、钕、钷、钐、铕、钆。 2)重稀土(又称钇组):铽、镝、钬、铒、铥、镱、镥、钪、钇。 铈组与钇组之别,是由于矿藏经别离得到的稀土混合物中,常以铈或钇份额多的而得名。 稀土金属(rare earth metals)又称稀土元素,是元素周期表ⅢB族中钪、钇、镧系17种元素的总称,常用R或RE表明。它们的称号和化学符号是钪(Sc)、钇(Y)、镧(La)、铈(Ce)、镨(Pr)、钕(Nd)、钷(Pm)、钐(Sm)、铕(Eu)、钆(Gd)、铽(Tb)、镝(Dy)、钬(Ho)、铒(Er)、铥(Tm)、镱(Yb)、镥(Lu)。它们的原子序数是21(Sc)、39(Y)、57(La)到71(Lu)。 铒(Er) 1843年,瑞典的莫桑德发现了铒元素(Erbium)。铒的光学性质十分杰出,一直是人们重视的问题: (1)Er3+在1550nm处的光发射具有特殊含义,由于该波长正好坐落光纤通讯的光学纤维的最低丢失,铒离子(Er3+)遭到波长980nm、1480nm的光激起后,从基态4I15/2跃迁至高能态4I13/2,当处于高能态的Er3+再跃迁回至基态时发射出1550nm波长的光,石英光纤可传送各种不同波长的光,但不同的光光衰率不同,1550nm频带的光在石英光纤中传输韶光衰减率最低(0.15分贝/公里),简直为下限极限衰减率。因而,光纤通信在1550nm处作信号光时,光丢失最小。这样,如果把恰当浓度的铒掺入适宜的基质中,可根据激光原理效果,扩大器可以补偿通讯体系中的损耗,因而在需求扩长1550nm光信号的电讯网络中,掺铒光纤扩大器是必不可少的光学器材,现在掺铒的二氧化硅纤维扩大器已完成商业化。据报道,为防止无用的吸收,光纤中铒的掺杂量几十至几百ppm。光纤通信的迅猛发展,将拓荒铒的使用新领域。 (2)别的掺铒的激光晶体及其输出的1730nm激光和1550nm激光对人的眼睛安全,大 气传输功能较好,对战场的硝烟穿透才能较强,保密性好,不易被敌人勘探,照耀军事目标的对比度较大,已制成军事上用的对人眼安全的便携式激光测距仪。(3)Er3+加入到玻璃中可制成稀土玻璃激光材料,是现在输出脉冲能量最大,输出功率最高的固体激光材料。 (4)Er3+还可做稀土上转化激光材料的激活离子。 (5)别的铒也可使用于眼镜片玻璃、结晶玻璃的脱色和上色等。  氧化铒稀土氧化铒为玻璃添光荣铒激光和超脉冲CO2激光使用于口腔临床医治掺铒光纤扩大器

高砷次氧化锌综合回收技术

2019-01-21 18:04:24

一、前言 韶关冶炼厂两个系统的鼓风炉渣经烟化沪回收的次氧化锌达10000 t左右,其主要化学成份见表1。 表1  次氧化锌的化学成份元素ZnPbAsGeAg成份(%)50.28~54.225.21~16.184.17~9.740.022~0.0550.008~0.023 另外还有少量的C,S,Cl,F等,晶相表明:Zn,Pb,As以氧化物形态存在,Ge大部分以锗酸盐形态存在,Ag则被包含于Pb中。 目前绝大部分的次氧化锌返回烧结配料,这种处理方式有三个不足之处。 (一)由于次氧化锌中含砷总量近1000 t,韶关冶炼厂全厂约50%的砷富集进次氧化锌中,是该厂砷的汇聚点,同时每年从铅锌精矿中带人的砷约为500~800 t,如不及时处理。砷将会在系统中不断富集循环,对环保造成巨大的压力。 (二)砷的不断富集,各物料中砷含量将会越来越高,而高砷物料对该厂主体工艺—ISF炉有不可忽视的负面影响,同时给有价稀散金属锗、铟回收带来困难。 (三)次氧化锌返烧结配料时,粉尘大且含砷高,造成操作环境恶劣,同时配料加入过多的次氧化锌使烧结块的强度和成块率下降,影响烧结块的质量和产量。 因此,寻找合适的处理次氧化锌的方法,综合回收铅锌锗砷等有价金属,产出市场受欢迎的产品则能变废为宝,获得可观的经济效益。 二、试验原理及工艺流程 将次氧化锌加硫酸及少量水混合,则锌、铅迅速生成硫酸盐,发生的反应式主要有:     ZnO+H2SO4=ZnSO4+H2O                (1)     PbO + H2SO4 = PbSO4+H2O            (2)     ZnGeO3 +H2SO4 = ZnSO4 + GeO2+H2O   (3)     As2O3十3H2O=2H3AsO3                (4) 在350~550℃烙烧时,H3ASO3被重新分解,H2O和As2O3挥发:     2H3AsO3=AS2O3+3H2O                 (5) 而硫酸锌要在大于600℃时才能分解,硫酸铅的熔点则达1170℃,并且在950℃以上开始分解,这两种产物在此温度下都会留在焙砂中,不被挥发;由于次氧化锌中有少量碳,GeO2可能被部分还原成GeO,另外由于次氧化锌中的Cl, F存在也可能生成GeCl4,GeF4而造成有部分被挥发;而Cl,F则主要生成HCI,HF挥发出去。 将焙砂水浸时,硫酸锌溶于水中,锗也有30%溶解,而铅银则被富集在渣中以便进一步回收。其主要工艺流程图如图1。图1  硫酸焙烧水浸综合回收次氧化锌原则流程 三、试验部分 (一)直接酸浸 将次氧化锌加硫酸直接浸出:1/s= 5∶1,温度70~90℃,时间1.5h,终酸10~20 g/L,浸出时,Zn有96%被浸出,As,Ge约浸出94%、70%, F、Cl浸出90%以上,而Pb、Ag银留在渣中,浸出液的化学成份(g/L);Zn90~100,As8~20,Ge0.1~0.2,F0.1~0.2,Cl0.1~0.2,酸浸液中的As、F、Cl含量都较高,要将其直接净化成电解液,难度十分大。 (二)硫酸焙烧 将次氧化锌加直接酸浸量酸耗110%~120%的硫酸和少量水混匀,然后将混料放入石墨坩埚中焙烧。试验考察了不同焙烧温度、硫酸量、焙烧时间等参数。 1、不同硫酸量对物料挥发率的影响 各取200 g次氧化锌加90mL,100mL,110mL,120mL,130mL硫酸于400℃焙烧7h,金属挥发率如图2。F,Cl在这种酸度范围挥发较彻底。图2  不同硫酸量对金属挥发率的影响 由图2可知,在这种酸度范围内,铅、锌全部在焙砂中,砷锗则随加酸量的增加而增加,在加入硫酸110~120mL(即加入直接酸浸耗酸量 110%~120%)时效果较好,砷的挥发率为90%以上。 2、不同焙烧温度对金属挥发率的影响 各取200 g次氧化锌加120 mL硫酸及少量水混匀,于300℃、350℃、400℃、500℃烙烧7h。F、Cl在较低温度范围内挥发完全,而砷则在350℃以上挥发可达90%以上,锗的挥发为40%左右,而铅、锌几乎不被挥发。挥发温度取400~500℃较合适。见图3。图3  不同焙烧温度对金属挥发率的影响 3、焙烧时间对金属挥发率的影响 各取200 g次氧化锌加115 mL硫酸(98%)及少量水于400~500℃焙烧3h、4h、5h、6h、7h,F、C1在3h就几乎挥发完全,金属挥发率曲线变化如图4。 图4  不同焙烧时间对金属挥发率的影响 由图4知,锌、铅始终没有什么挥发,砷、锗随时间增加挥发率增加。在5h左右时砷的挥发率达到90%以上,试验取焙烧时间5h较好。 综合以上条件,硫酸焙烧的最佳条件为:加入次氧化锌重量的1.1~1.2倍的硫酸,在400~500℃焙烧5h,便可获得理想的焙烧结果。 (三)焙砂酸漫将焙砂加水浸出,条件I/s= 5∶1,温度70℃,时间1.5 h,浸出终点pH=3,浸出渣量为次氧化锌的30%,浸出液及渣的化学成份如表2。 表2  焙砂水浸液及渣的化学成份物料ZnPbGeAsFCl1#液(g/L)105.280.0220.0320.300.00120.00381#渣(%)3.1451.700.0140.40——2#液(g/L)101.550.0140.0330.160.002650.00382#渣(%)2.5256.140.0120.21——3#液(g/L)107.210.0170.0290.170.001850.002963#渣(%)3.8352.620.0200.40—— 由表2知,浸出液中的As都在0.3g/L以下,F、Cl已符合电解要求,只要对酸浸液稍加处理就可得到合格的电解前液,而渣被富集成含铅50%以上含砷小于0.4%的铅精矿,可以返烧结配料或另外处理。 四、工业试验 工业试验共处理9.2 t次氧化锌,产出17.36t焙砂,0.75 t烟尘。试验利用回转窑进行脱砷、氟、氯,窑长12 m,直径1.2m倾斜度5。。试验条件为:次氧化锌:硫酸=1∶0.91,焙烧时间5 h,焙烧温度为450~550℃,进料500kg/h。由于加入的硫酸量几乎是与次氧化锌反应的量,所以烟囱的烟气几乎没有。其技术指标为:脱砷率在85%~95%,而F、Cl的脱除率大于95%,而Ge的挥发率比小型试验好,小于30%,而Pb、Zn、Ag几乎不挥发,焙砂中的砷小于0.5%,扩大试验中次氧化锌、焙砂及烟尘的化学成份的平均值如表3。 表3  工业试脸中次氧化锌、焙砂及烟尘的化学成份(%)物料PbZnAsGeAgFCl次氧化锌13.9052.895.420.0310.02250.06430.030焙砂7.5027.400.370.0120.0150.001180.00070烟尘6.002.6732.350.00290.0023—— 由表3可知,工业试验与小型试验基本吻合。 五、结语 (一)采用“硫酸焙烧-水浸”处理次氧化锌,工艺流程简单,铅、锌直收率高,成本低,所耗试剂少。在小型试验的基础上,工业试验证明该工艺能较好脱除次氧化锌的砷、氟、氯。 (二)在焙烧条件为:温度400~500℃,加酸量为次氧化锌重的110%~120%,焙烧时间为5 h,焙砂水浸条件为:1/s=5∶1,时间1.5 h,温度60~80℃,铅的直收率大于99%,锌的直收率为98%,砷的脱除率为90%,锗的直收率为60%。原料中的98%的锌、60%左右的锗、0.5%左右的砷进入浸出溶液,而铅、银全部留在渣中,浸出渣含铅50%以上,含砷小于0.4%。 (三)该工艺一个不足之处是锗在流程中分散,增加了锗的回收成本,降低了锗的回收率。

五氧化二钒回收工艺

2019-02-25 14:01:58

五氧化二钒是氧化物,酸性大于碱性,溶于强碱生成钒酸盐,溶于强酸构成钒氧离子VO或VO3+。橙黄或砖赤色固体。无臭、无味、有毒性。微溶于水,生成淡黄色酸性溶液。热分化或三氯氧钒与水效果都可制得五氧化二钒。 2NH4VO3 V2O5+2NH3+H2O 2VOCl3+3HO2 V2O5+6HCl 五氧化二钒是钒氧化物中使用最广泛的产品,在钒资源勘探、出产和国际贸易中,一般都以五氧化二钒作为核算单位。 五氧化二钒是出产金属钒、钒铁合金、和其它钒基合金的中间产品,也是制作钒催化剂的质料,还可用于、邻二等有机组成的催化剂,还用于制作彩色玻璃和陶瓷。 五氧化二钒的收回工艺: (1)从钒渣中收回:钒渣是含钒较高的提钒质料,收回技能比较老练。现在通用的流程是钠化焙烧工艺,选用的设备不同,大型厂商一般都选用回转窑,而有些厂商则选用焙烧炉。工艺进程是将钒渣与钠盐(一般为碳酸钠或芒硝)混合,在必定的温度下焙烧,使钒转为可溶性的钠盐,焙砂再通过浸出,使钒酸盐进入溶液,溶液通过滤,滤出废渣,再通过沉积、精美等进程得到五氧化二钒。国外有的厂商直接使用含钒高的钒钛磁铁矿出产五氧化二钒,首先将矿石制成精矿,然后与熔剂混合,进入回转窑中焙烧,焙砂用水浸出,含钒溶液用铵盐处理,最终沉积。 (2)从石煤中收回:从石煤中提钒的工艺主要是钠化焙烧工艺,钠化氧化焙烧—水浸出—水解沉钒—碱溶铵盐沉钒—热解脱—精钒的工艺流程。该工艺是我国从石煤中提钒遍及选用的工艺,特点是工艺简略,而且充分使用了石煤的热能。缺陷是收回率较低,一般在60%以下。美国选用以上工艺,但选用稀硫酸浸出、溶剂萃取技能,收回率可达70%。 (3)从石油废催化剂中收回:美国、日本等国从上个世纪70年代就开端从石油含钒废催化剂中收回钒,技能现已老练,加工工艺许多,有许多工艺现已申报专利。国际上通用的技能是钠化焙烧法:配料→焙烧→磨碎→浸出过滤→沉钒→煅烧→五氧化二钒产品↓ 溶液→萃取收回钼→钼酸铵产品 ↓ 渣→进一步收回镍→金属镍。 各国收回工艺中的经济技能参数虽然不同,但根本上参照以上工艺,我国从石油工业废催化剂中收回钒的厂商选用的工艺也根本与其相同。 (4)从硫酸工业废催化剂中收回:从硫酸工业的废催化剂中收回五氧化二钒早已引起世界各国的注重,前苏联在此起步较早,技能比较老练,日本、美国也有许多专利报导。我国硫酸工业废钒催化剂中收回钒的作业展开较早,在上个世纪80年代,南化公司、成都工学院、北京矿业学院、镇江冶炼厂、平顶山987化工厂等都作过很多试验,其间平顶山987化工厂现已投入出产。现在选用的技能有火法—湿法联合工艺和全湿法工艺,后者使用比较广泛。工艺如下:废催化剂→破坏→浸出→过滤→加水解→沉钒→精粹→煅烧→产品。湿法流程工艺简略,出资少,总收回率在90%以上。缺陷是发生的废液量较大,不能作到平衡。现在我国从硫酸工业废钒催化剂中收回五氧化二钒的厂商都选用以上工艺,火法湿法联合工艺没有选用。   定论:从含钒物料中提炼钒的工艺有火法、湿法和火法、湿法联合流程,最老练的技能是:钠化焙烧、浸出、沉钒工艺,也是提钒技能的经典。从硫酸工业废钒催化剂中收回五氧化二钒一般都选用酸性直接浸出工艺。

五氧化二钒的回收工艺

2019-02-22 15:05:31

五氧化二钒的收回工艺 (1)从钒渣中收回:钒渣是含钒较高的提钒质料,收回技能比较老练。现在通用的流程是钠化焙烧工艺,选用的设备不同,大型厂商一般都选用回转窑,而有些厂商则选用焙烧炉。工艺进程是将钒渣与钠盐(一般为碳酸钠或芒硝)混合,在必定的温度下焙烧,使钒转为可溶性的钠盐,焙砂再通过浸出,使钒酸盐进入溶液,溶液通过滤,滤出废渣,再通过沉积、精美等进程得到五氧化二钒。国外有的厂商直接使用含钒高的钒钛磁铁矿出产五氧化二钒,首先将矿石制成精矿,然后与熔剂混合,进入回转窑中焙烧,焙砂用水浸出,含钒溶液用铵盐处理,最终沉积。 (2)从石煤中收回:从石煤中提钒的工艺主要是钠化焙烧工艺,钠化氧化焙烧—水浸出—水解沉钒—碱溶铵盐沉钒—热解脱—精钒的工艺流程。该工艺是我国从石煤中提钒遍及选用的工艺,特点是工艺简略,而且充分使用了石煤的热能。缺陷是收回率较低,一般在60%以下。美国选用以上工艺,但选用稀硫酸浸出、溶剂萃取技能,收回率可达70%。 (3)从石油废催化剂中收回:美国、日本等国从上个世纪70年代就开端从石油含钒废催化剂中收回钒,技能现已老练,加工工艺许多,有许多工艺现已申报专利。国际上通用的技能是钠化焙烧法:配料→焙烧→磨碎→浸出过滤→沉钒→煅烧→五氧化二钒产品 ↓ 溶液→萃取收回钼→钼酸铵产品 ↓ 渣→进一步收回镍→金属镍。各国收回工艺中的经济技能参数虽然不同,但根本上参照以上工艺,我国从石油工业废催化剂中收回钒的厂商选用的工艺也根本与其相同。 (4)从硫酸工业废催化剂中收回:从硫酸工业的废催化剂中收回五氧化二钒早已引起世界各国的注重,前苏联在此起步较早,技能比较老练,日本、美国也有许多专利报导。我国硫酸工业废钒催化剂中收回钒的作业展开较早,在上个世纪80年代,南化公司、成都工学院、北京矿业学院、镇江冶炼厂、平顶山987化工厂等都作过很多试验,其间平顶山987化工厂现已投入出产。 现在选用的技能有火法—湿法联合工艺和全湿法工艺,后者使用比较广泛。 工艺如下: 废催化剂→破坏→浸出→过滤→加水解→沉钒→精粹→煅烧→产品。 湿法流程工艺简略,出资少,总收回率在90%以上。缺陷是发生的废液量较大,不能作到平衡。现在我国从硫酸工业废钒催化剂中收回五氧化二钒的厂商都选用以上工艺,火法湿法联合工艺没有选用。 定论: 从含钒物料中提炼钒的工艺有火法、湿法和火法、湿法联合流程,最老练的技能是:钠化焙烧、浸出、沉钒工艺,也是提钒技能的经典。从硫酸工业废钒催化剂中收回五氧化二钒一般都选用酸性直接浸出工艺。五氧化二钒是**氧化物,酸性大于碱性,溶于强碱生成钒酸盐,溶于强酸构成钒氧离子VO或VO3+。橙黄或砖赤色固体。无臭、无味、有毒性。微溶于水,生成淡黄色酸性溶液。热分化或三氯氧钒与水效果都可制得五氧化二钒。 2NH4VO3V2O5+2NH3+H2O 2VOCl3+3HO2 V2O5+6HCl五氧化二钒是钒氧化物中使用最广泛的产品,在钒资源勘探、出产和国际贸易中,一般都以五氧化二钒作为核算单位。五氧化二钒是出产金属钒、钒铁合金、和其它钒基合金的中间产品,也是制作钒催化剂的质料,还可用于、邻二等有机组成的催化剂,还用于制作彩色玻璃和陶瓷。

氧化矿石中综合回收钼及铀

2019-02-12 10:08:00

铀矿石常伴生有钼,钼矿石有时也伴生有铀。铀与钨、钼间联系类似,铀与钼既有矿藏间的共生,也常见铀、钼组成同种矿藏。自然界中已发现的含钼矿种中,一大半都含有铀,它们组成了一系列含铀的钼酸盐。     从铀矿石收回钼与提取铀的工艺、药剂共同,一般不用另添加其他手法。当化学选矿法浸出铀矿石时,钼也随之被浸出,进入酸性或碱性铀浸提液中。若铀矿石中含少数辉钼矿的硫化态钼时,浸液还须补加少数氧化剂(硝酸或次,视浸铀液酸、碱性挑选)。苏打(Na2CO3)浸出反响如下:            U3O8 + 9Na2CO3 +1O2 +3H2O=3Na4〔UO2(CO3)〕+ 6NaOH2   MeMoO4 + Na2CO3=Na2MoO4 + MeCO3       反响构成的三碳酸铀酰络离子〔UO2(CO3)〕4-与钼酸根〔MoO4〕2-一起进入浸提液中。     对含铀、钼浸提液进行别离,一般工艺分作共萃、反萃和挑选性沉积几步。     共萃:在酸性介质中,用叔胺(N235)作萃取剂,萃取酸性浸提液中铀与钼的离子。     反萃:选用苏打(Na2CO3)溶液作反萃剂,以有机钼将铀和钼反萃进苏打液中,使铀、钼得以净化。     挑选性沉积:向反萃液参加Na2S,并用硫酸调至pH=2±,进行挑选性沉积。此刻,铀络离子残留在溶液中,钼则以三硫化钼(MoS3)方式从溶液中挑选性沉积。铀、钼得以杰出别离。     对含钼较高的浸提液,可不经共萃与反萃,而直接向浸提液参加Na2S,在酸性介质(pH=2±)挑选性地沉积出MoS3,铀仍留在母液中,到达铀-钼别离。     对较纯的铀-钼浸提液,往往不经上述反萃与沉积,而选用挑选性反萃,直接从叔胺(N235)有机相别离铀、钼。挑选性反萃是用NaCl酸性溶液从有机相反萃出铀,此刻钼仍留在有机相中,再用Na2CO3溶液从有机相反萃出钼,然后到达了铀钼别离。     对钼矿石中的铀矿藏,往往从浮选钼的尾矿中再收回铀矿藏。

氧化矿石中综合回收钼及钨

2019-02-12 10:08:00

我国是世界上钨储量最多的国家。论成因,多属气化高温热液矿床。其间,石英脉型是价值最大、最重要的钨矿床。在钨矿石中,矿藏组成反常杂乱,首要金属矿藏除黑钨矿、白钨矿外,尚伴生有锡石、辉钼矿、黄铜矿、辉铋矿等多种矿藏。伴生的硫化矿藏含量,常常能到达归纳收回的价值。含多种硫化矿藏的钨矿石中,钨与钼的赋存联系有两种:     (1)钼以类质同象部分替代钨而进入了钨矿藏。鉴于钨的硫化态矿化很少见,类质同象产品往往为含钼白钨矿或钨-钼钙矿(钼-钨钙矿或含钨的钼钙矿则是钨替代钼钙矿中钼的产品)。此刻,钼作为钨矿藏中有价伴生元素存在。     (2)钼矿藏与钨矿藏伴生。此刻,钼矿藏作为钨矿石中有价伴生矿藏存在。     对类质同象已进入钨矿藏中的钼,是无法用惯例选矿别离的;对钨矿石中伴生的氧化态钼矿藏,也是难于用惯例选矿工艺别离的。它们随钨矿藏选别进入钨精矿,再在深度加工时别离、提取。 含多种硫化矿藏的钨矿石,伴生的辉钼矿由全硫浮选产出的混合精矿分选获取合格钼精矿。因为钨矿藏是首要有价矿藏,选矿工艺应首要考虑钨矿藏的收回。一般,联合重、浮、磁、电多种手法才干到达分选意图。随钨矿藏品种、粒度、嵌布联系等,联合流程组合也不同,见下图。   图  含多金属硫化物的钨矿石选矿准则流程图       其间:图a适于钨矿藏含量高、粒度粗、矿藏组成简略的矿石。从矿泥收回钨可用浮选法,也可用重选法(翻床、皮带溜槽等)。图b适于细粒嵌布、矿藏组成杂乱或硫化矿藏含量高的钨矿石。从浮选尾矿中收回钨矿藏的工艺亦可用浮选,也可用重选。图c适于钨矿藏与硫矿藏共生亲近,呈集合体嵌布易选的钨矿石。对含很多磁铁矿的钨矿石,流程中应增设磁选工艺。对含稀有金属氧化物(如独居石等),重砂还须加电选别离、收回之。     全硫浮选所产出的混合硫精矿的别离。参加在碱性介质可抑制铜、锌、铁的硫化矿藏,浮选钼、铋(铅)混合精矿;再加诺克斯或在弱酸性介质用抑铋、铅,浮选辉钼矿;用石灰抑硫捕收铜矿藏。然后,使Mo、Bi、Cu、Fe的硫化物得以别离。钼产品经屡次精选,可获合格钼精矿。并能获多种硫化精矿。[next]     含钨的钼矿石,在浮选辉钼矿的一起,亦可从浮选尾矿中经过重选或浮选,归纳收回伴生的白钨矿或黑钨矿,其工艺比较简略。     在同一矿藏中的钨-钼组分的别离,往往须在深加工中完结。     用作钢铁的合金添加剂时,伴生的钼(或钨)也是钢铁有利组分,一般不再别离而直接使用。     作为金属或化工原料,钨制品中的钼,或钼制品中的钨,常常作为有害元素而严加操控。所以,此刻的钨-钼别离不只是归纳收回的手法,也是净化产品的必要手法。     工业上,从钨-钼浸出液中别离钨钼有用的办法是沉积三硫化钼(MoS3)。     当一起含有MoO42-与WO42-离子的浸液参加(Na2S)后,会发生如下反响:   Na2WO4 + 4NaHS ←→ Na2WS4 + 4NaOH   Na2MoO4 + 4NaHS ←→ Na2MoS4 + 4NaOH    K(平衡常数)=〔Na2RS4〕〔NaOH〕4〔Na2RO4〕〔NaHS〕4       因为KMo》KW生成硫代钼酸钠远比生成硫代钨酸钠简单得多。当参加的(Na2S)量只够使Na2MoO4硫化成Na2MoS4时,钨酸钠很少被硫化。再将浸液酸化,使pH=2.5~3.0,此刻硫代钼酸钠分化,分出溶解度很低的三硫化钼(MoS3):   Na2MoS4 + 2HCl → MoS3 + 2NaCl + H2S↑       为避免生成硫代钨酸钠而分出三硫化钨(WS3),要操控Na2S加人量仅为理论值的82%~83%(因酸化还会生成含氧的硫化钼(MoOxS3~x)。     从含8~10g/tMo与100~120g/t WO3,溶液中沉积钼时,沉积的硫化物中含5%~10%WS3。将该沉积在苏打中溶解后再用Na2S重复沉积MoS3,可获含WO3     溶液脱钼后,可参加苛性钠(NaOH)煮沸,损坏偏钨酸盐,再经除硅和除磷,就可制取钨酸或仲钨酸铵等化工产品了。     此刻产出的钨酸或仲钨酸铵还含少数钼酸或仲钼酸铵。进一步的净化,一般选用浓缩、分步结晶法:使用仲钨酸盐的溶解度比仲钼酸铵的小,溶液蒸腾60%液体后,55%仲钨酸铵晶出,而钼只分出12%。重复浓缩、分步结晶,就可将仲钨酸铵中的钼降至很低。     用以上工艺可满足地取得钨-钼的别离。它不只适用于钨-钼类质同象矿藏,也适于各种含钼的钨精矿。

氧化矿石中铀与钼的综合回收

2019-02-12 10:08:00

铀矿石常伴生有钼,钼矿石有时也伴生有铀。铀与钨、钼间联系类似,铀与钼既有矿藏间的共生,也常见铀、钼组成同种矿藏。自然界中已发现的含钼矿种中,一大半都含有铀,它们组成了一系列含铀的钼酸盐。     从铀矿石收回钼与提取铀的工艺、药剂共同,一般不用另添加其他手法。当化学选矿法浸出铀矿石时,钼也随之被浸出,进入酸性或碱性铀浸提液中。若铀矿石中含少数辉钼矿的硫化态钼时,浸液还须补加少数氧化剂(硝酸或次,视浸铀液酸、碱性挑选)。苏打(Na2CO3)浸出反响如下:            U3O8 + 9Na2CO3 +1O2 +3H2O=3Na4〔UO2(CO3)〕+ 6NaOH2   MeMoO4 + Na2CO3=Na2MoO4 + MeCO3       反响构成的三碳酸铀酰络离子〔UO2(CO3)〕4-与钼酸根〔MoO4〕2-一起进入浸提液中。     对含铀、钼浸提液进行别离,一般工艺分作共萃、反萃和挑选性沉积几步。     共萃:在酸性介质中,用叔胺(N235)作萃取剂,萃取酸性浸提液中铀与钼的离子。     反萃:选用苏打(Na2CO3)溶液作反萃剂,以有机钼将铀和钼反萃进苏打液中,使铀、钼得以净化。     挑选性沉积:向反萃液参加Na2S,并用硫酸调至pH=2±,进行挑选性沉积。此刻,铀络离子残留在溶液中,钼则以三硫化钼(MoS3)方式从溶液中挑选性沉积。铀、钼得以杰出别离。     对含钼较高的浸提液,可不经共萃与反萃,而直接向浸提液参加Na2S,在酸性介质(pH=2±)挑选性地沉积出MoS3,铀仍留在母液中,到达铀-钼别离。     对较纯的铀-钼浸提液,往往不经上述反萃与沉积,而选用挑选性反萃,直接从叔胺(N235)有机相别离铀、钼。挑选性反萃是用NaCl酸性溶液从有机相反萃出铀,此刻钼仍留在有机相中,再用Na2CO3溶液从有机相反萃出钼,然后到达了铀钼别离。     对钼矿石中的铀矿藏,往往从浮选钼的尾矿中再收回铀矿藏。

氧化矿石中钨与钼及综合回收

2019-02-12 10:08:00

我国是世界上钨储量最多的国家。论成因,多属气化高温热液矿床。其间,石英脉型是价值最大、最重要的钨矿床。在钨矿石中,矿藏组成反常杂乱,首要金属矿藏除黑钨矿、白钨矿外,尚伴生有锡石、辉钼矿、黄铜矿、辉铋矿等多种矿藏。伴生的硫化矿藏含量,常常能到达归纳收回的价值。含多种硫化矿藏的钨矿石中,钨与钼的赋存联系有两种:     (1)钼以类质同象部分替代钨而进入了钨矿藏。鉴于钨的硫化态矿化很少见,类质同象产品往往为含钼白钨矿或钨-钼钙矿(钼-钨钙矿或含钨的钼钙矿则是钨替代钼钙矿中钼的产品)。此刻,钼作为钨矿藏中有价伴生元素存在。     (2)钼矿藏与钨矿藏伴生。此刻,钼矿藏作为钨矿石中有价伴生矿藏存在。     对类质同象已进入钨矿藏中的钼,是无法用惯例选矿别离的;对钨矿石中伴生的氧化态钼矿藏,也是难于用惯例选矿工艺别离的。它们随钨矿藏选别进入钨精矿,再在深度加工时别离、提取。     含多种硫化矿藏的钨矿石,伴生的辉钼矿由全硫浮选产出的混合精矿分选获取合格钼精矿。因为钨矿藏是首要有价矿藏,选矿工艺应首要考虑钨矿藏的收回。一般,联合重、浮、磁、电多种手法才干到达分选意图。随钨矿藏品种、粒度、嵌布联系等,联合流程组合也不同,见下图。   图  含多金属硫化物的钨矿石选矿准则流程图       其间:图a适于钨矿藏含量高、粒度粗、矿藏组成简略的矿石。从矿泥收回钨可用浮选法,也可用重选法(翻床、皮带溜槽等)。图b适于细粒嵌布、矿藏组成杂乱或硫化矿藏含量高的钨矿石。从浮选尾矿中收回钨矿藏的工艺亦可用浮选,也可用重选。图c适于钨矿藏与硫矿藏共生亲近,呈集合体嵌布易选的钨矿石。对含很多磁铁矿的钨矿石,流程中应增设磁选工艺。对含稀有金属氧化物(如独居石等),重砂还须加电选别离、收回之。     全硫浮选所产出的混合硫精矿的别离。参加在碱性介质可抑制铜、锌、铁的硫化矿藏,浮选钼、铋(铅)混合精矿;再加诺克斯或在弱酸性介质用抑铋、铅,浮选辉钼矿;用石灰抑硫捕收铜矿藏。然后,使Mo、Bi、Cu、Fe的硫化物得以别离。钼产品经屡次精选,可获合格钼精矿。并能获多种硫化精矿。[next]     含钨的钼矿石,在浮选辉钼矿的一起,亦可从浮选尾矿中经过重选或浮选,归纳收回伴生的白钨矿或黑钨矿,其工艺比较简略。     在同一矿藏中的钨-钼组分的别离,往往须在深加工中完结。     用作钢铁的合金添加剂时,伴生的钼(或钨)也是钢铁有利组分,一般不再别离而直接使用。     作为金属或化工原料,钨制品中的钼,或钼制品中的钨,常常作为有害元素而严加操控。所以,此刻的钨-钼别离不只是归纳收回的手法,也是净化产品的必要手法。     工业上,从钨-钼浸出液中别离钨钼有用的办法是沉积三硫化钼(MoS3)。     当一起含有MoO42-与WO42-离子的浸液参加(Na2S)后,会发生如下反响:   Na2WO4 + 4NaHS ←→ Na2WS4 + 4NaOH   Na2MoO4 + 4NaHS ←→ Na2MoS4 + 4NaOH   K(平衡常数)=〔Na2RS4〕〔NaOH〕4〔Na2RO4〕〔NaHS〕4       因为KMo》KW生成硫代钼酸钠远比生成硫代钨酸钠简单得多。当参加的(Na2S)量只够使Na2MoO4硫化成Na2MoS4时,钨酸钠很少被硫化。再将浸液酸化,使pH=2.5~3.0,此刻硫代钼酸钠分化,分出溶解度很低的三硫化钼(MoS3):   Na2MoS4 + 2HCl → MoS3 + 2NaCl + H2S↑       为避免生成硫代钨酸钠而分出三硫化钨(WS3),要操控Na2S加人量仅为理论值的82%~83%(因酸化还会生成含氧的硫化钼(MoOxS3~x)。     从含8~10g/tMo与100~120g/t WO3,溶液中沉积钼时,沉积的硫化物中含5%~10%WS3。将该沉积在苏打中溶解后再用Na2S重复沉积MoS3,可获含WO3     溶液脱钼后,可参加苛性钠(NaOH)煮沸,损坏偏钨酸盐,再经除硅和除磷,就可制取钨酸或仲钨酸铵等化工产品了。     此刻产出的钨酸或仲钨酸铵还含少数钼酸或仲钼酸铵。进一步的净化,一般选用浓缩、分步结晶法:使用仲钨酸盐的溶解度比仲钼酸铵的小,溶液蒸腾60%液体后,55%仲钨酸铵晶出,而钼只分出12%。重复浓缩、分步结晶,就可将仲钨酸铵中的钼降至很低。     用以上工艺可满足地取得钨-钼的别离。它不只适用于钨-钼类质同象矿藏,也适于各种含钼的钨精矿。

铁尾矿中回收二氧化钛试验

2019-02-20 10:04:42

我国钛资源非常丰厚,储量列国际第一位。全国20多个省区都有钛矿资源,首要散布在四川攀西、河北承德、云南、海南、广西和广东省,资源储量约7.5亿t。其间最重要的钛资源是四川攀枝花钒钛磁铁矿中的钛铁矿,储量占全国原生钛矿储量的97%,列国内第一位。近年来,我国加快了钛资源的开发利用。 钛铁矿是出产钛的一种重要质料,国内出产的钛铁矿满意不了钛工业的需求,需求缺口要从国外进口。在国内,还有部分选铁尾矿中含有必定的钛铁矿,收回此类铁尾矿中的钛,有着重要的含义。本研讨对某铁尾矿进行了收回钛的实验,取得了较好的作用。 一、尾矿性质 矿样工艺学分析标明,该铁尾矿中金属矿藏首要有钛铁矿、磁铁矿和黄铁矿,少数黄铜矿;非金属矿藏首要是钛辉石、石英和角闪石等。该尾矿的多元素化学分析成果见表1。从表1可看出,尾矿中值得收回的成分为二氧化钛。 取-2mm代表性原矿试样0.2kg,用标准套筛进行干式振荡筛分,对各粒度等级产品别离进行称重并取样化验,成果见表2。从表2可知,粗粒级的钛档次偏低,钛首要散布于-0.2mm粒级范围内,其金属散布率占钛量69.26%。 二、实验方案设计 对尾矿的性质研讨标明,该尾矿中钛的散布首要在-0.2mm粒级范围内。收回钛铁矿的有用手法有强磁选、重选、浮选以及电选。钛铁矿的密度为4.7g/cm3左右,选用重选以完成钛铁矿与脉石的别离;依据钛铁矿和磁铁矿的磁性差异,选用弱磁选能够从钛铁矿中选出磁铁矿;钛铁矿具有弱磁性,选用强磁选能够从钛铁矿中除掉黄铁矿及脉石;依据钛铁矿与钛辉石导电功能的差异,选用电选能够除掉钛铁矿中钛辉石,以取得高质量的钛精矿。 三、实验流程及计算成果 依照选矿流程设计方案,断定以磨矿、强磁选-摇床-浮选收回某铁尾矿中钛铁矿。因为该尾矿中钛的散布首要会集在-0.5+0.074 mm粒级内,故先对该矿进行粗磨,磨矿至-200目占50%,先经过两次强磁选,磁场强度994.725 kA/m扔掉尾矿,强磁选精矿再磨矿至-200目占70%,然后用摇床选别,得到档次为37.28%的摇床精矿,因档次偏低,故对摇床精矿进行浮选。浮选所用药剂为硫酸、钠、氧化白腊皂及2#油。其数质量流程见图1。从图1可知,该铁尾矿经过1次强磁选,能够抛去产率为35.23%,档次为1.22%的尾矿,再经过1次强磁选,强磁选精矿用摇床进行重选后,能够取得档次为37.28%的摇床精矿,摇床精矿经1次粗选、4次精选浮选,可取得档次为47.15%,产率为3.86%,收回率为39.48%的二氧化钛精矿。 四、定论 (一)该尾矿含钛4.61%,经过磨矿、强磁选-摇床-浮选的归纳流程,能够选出档次47.15%,产率为3.86%,收回率为39.48%的合格钛精矿。 (二)该尾矿粒度较粗,-0.074 mm粒级含量占25.39%,+0.2 mm粗粒级占50%左右,粗粒级的尾矿中钛档次偏低,约为2.7%,故在磨矿时,选用两段磨矿。其间一段磨矿细度-200目占50%左右,二段磨矿细度-200目占70%左右。 (三)选别工艺中粗选能够选用强磁选,也能够选用重选,选用强磁选时其磁场感应强度应以0.6~0.9 T为适合,高时钛辉石会进入磁性产品,低时则钛铁矿进入尾矿,下降收回率。 (四)浮选条件需求严格控制,尤其是硫酸的参加量,缺乏则精矿档次低,过则收回率低。

从低品位氧化锰矿中综合回收镍钴

2019-02-21 10:13:28

在电解金属锰的出产中,质料锰矿所含镍钴对电解锰的质量影响很大,是电解锰出产过程有必要脱除的有害元素。而另一方面,跟着不锈钢及电池工业的展开,对镍钴的需求在日积月累。2000年以来,镍钴价一路攀升,镍价曾一度超越18万元/t,钴价在50万元/t以上。2005年钴镍报价有所下降,但进入2006年后全球不锈钢商场开端转暖,欧洲、美国和亚洲的不锈钢厂纷繁调高不锈钢产品的出厂价,导致镍价再度上升并居高不下。我国特钢协会不锈钢分会的数据显现,因为我国太钢、宝钢、酒钢和张家港不锈钢冶炼项目的扩建和新建,估计2007年我国不锈钢粗钢产量将添加150万t,因而国内对镍的需求也会添加。 我国锰资源总量占国际的第4位,但93%的储量为钢铁工业尚无法直接运用的低档次锰矿。跟着钢铁工业展开对锰矿资源需求量的剧增,锰矿需求很多进口,2004年以来进口量在400万t以上。为了充分运用我国的低档次锰矿资源,我国着力展开电解锰工业,2006年我国电解锰产能到达100万t,并开端运用低档次氧化锰出产电解锰。而大多数氧化锰矿中伴生有钴镍,有的乃至含量高达0.1%以上。因而,展开从低档次锰矿中收回钴镍,不但可减缓我国镍钴产品严重的局势,一起也有利于资源的综合运用。 现在收回镍钴的办法很多,首要以湿法为主,但从低档次氧化锰矿中收回钴镍未见报导。本研讨针对广西某地低档次氧化锰矿,选用焙烧-浸出-硫化物沉积法富集其间的镍钴,获得较好作用。此法简洁方便,且本钱低价,适于工业化出产。 一、实验矿样 实验所用矿样为广西某地的低档次氧化锰矿。矿样中首要化学成分的分析成果如表1所示,可见:其间镍含量为3‰,钴含量为0.8‰。 表1  矿样首要化学成分分析成果   %二、实验办法 先选用复原焙烧的办法使氧化锰矿(首要以MnO2方法存在)复原为MnO,再用浓H2SO4在酸、矿质量比=0.55,浸出温度为60℃,液固比为5∶1条件下浸出1h,将过滤得到的滤液作为实验用质料液。 用氧化钙调理质料液的pH值,别离参加Na2S,BaS及MnS,使其间的Ni、Co构成硫化物沉积而得到富集。经过分析质料液及沉积后滤液的Ni、Co含量核算沉积率。 MnS沉积剂是用硫酸锰与反响后,将反响沉积滤出,洗刷,枯燥而制得。 实验过程中运用的均为去离子水。氧化钙、Na2S、BaS均为化学纯。质料液及沉积后滤液的Ni、Co含量选用分光光度法进行分析。 三、实验成果与评论 镍钴在必定pH值规模本身可构成氢氧化物沉积而丢失。因而,在调查用硫化物沉积镍钴之前,首要调查了pH值对镍钴构成氢氧化物丢失的影响,然后用不同的硫化物沉积剂(Na2S,BaS及MnS)来沉积锰矿浸出液中的镍钴,比较各沉积剂的沉积作用,进而断定适宜的沉积剂。 (一)pH值对镍钴构成氢氧化物丢失的影响 用氧化钙将锰矿经复原焙烧-硫酸浸出后得到的质料液调至不同的pH值,测定质料液中的剩下镍、钴含量,以断定各pH值下镍、钴的丢失量。实验成果见图1。图1  pH值对Ni,Co丢失量的影响 ■-Ni;○-Co 由图1可知:在不同的pH值下,Ni、Co的丢失量不同。pH值越高,镍、钴的丢失量越大,其间钴的丢失愈加显着。一起,实验还发现,在pH值高于4时,质料液中的锰也构成丢失。这首要是因为镍、钴及锰在碱性条件生成了Ni(OH)2、Co(OH)2及Mn(OH)2沉积。因而,在用硫化物收回镍钴之前,应尽量将pH值调理在2以下的规模内,以削减钴镍及锰的丢失。 (二)硫化物沉积剂的挑选 1、Na2S对镍钴的沉积作用 用氧化钙将质料液调至不同pH值,然后参加Na2S溶液沉积钴镍(参加的Na2S的摩尔量等于钴镍的总摩尔量)。拌和沉积1h后过滤,测定滤液中的镍钴含量,核算镍钴的沉积率,得到图2所示的实验成果。图2  不同pH值下Na2S对Ni,Co的沉积率 ■-Ni;○-Co 从图2成果可知:用Na2S沉积镍钴时,镍钴的沉积率与质料液的pH值有相当大的联系,酸性很强时镍钴的沉积作用很差。在pH=1~3的规模内,跟着pH值的升高,钴镍的沉积率明显添加;当pH≥4时,质料液中的钴镍简直彻底沉积。所以,以Na2S作为沉积剂沉积镍钴时,应操控pH在3~4之间为宜。可是,3.1的实验成果现已标明,pH值高于3时,钴的丢失率高于30%,镍的丢失率高于20%。此外,Na2S会向溶液中引进钠离子,关于锰质料液的运用晦气。因而,选用Na2S作为沉积剂收回钴镍是不适宜的。 2、BaS对镍钴的沉积作用 用氧化钙将质料液调至不同pH值,然后参加BaS固体沉积钴镍(力口入的BaS的摩尔量等于钴镍的总摩尔量)。拌和沉积1h后过滤,测定滤液中的镍钴含量,核算镍钴的沉积率,得到图3所示的实验成果。图3  不同pH值下BaS对Ni,Co的沉积率 ■-Ni;○-Co 从图3成果可知:用BaS沉积镍钴时,沉积作用与质料液的pH值也有很大的联系。在pH=1~3的规模内,跟着pH值的升高,钴镍的沉积率明显添加;当pH值升高至3~5之间时,钴镍的沉积率均可到达90%左右。 选用硫化作为沉积剂,溶液中不会引进钠离子,但会与硫酸根构成硫酸沉积而与钴镍一起富集于沉积渣中,在后续收回钴镍的过程中还须将硫酸别离。另一方面,依据图3成果,用BaS沉积镍钴时有必要操控质料液的pH值大于4,而3.1的实验成果显现这将引起很大的钴镍及锰的丢失。因而,BaS作为收回钴镍的沉积剂同样是不适宜的。 3、MnS对镍钴的沉积作用 用氧化钙将质料液调至不同pH值,然后参加克己的MnS固体沉积钴镍(力口入的MnS摩尔量等于钴镍的总摩尔量)。拌和沉积1h后过滤,测定滤液中的镍钴含量,核算镍钴的沉积率,得到图4所示的实验成果。图4  不同pH值下MnS对Ni,Co的沉积率 ■-Ni;○-Co 从图4成果可知:选用MnS沉积镍钴时,在pH值小于2的条件下,可将质料液中98%以上的钴镍沉积富集,溶液及沉积渣中均不会引进新的杂质离子或其他沉积物。一起,依据3.1的实验成果,在这样低的pH值规模内,不会构成溶液中钴镍及锰的丢失。因而,MnS是从含锰溶液中收回钴镍的较适宜的沉积剂。 四、定论 (一)用硫化物从低档次氧化锰矿经复原焙烧硫酸浸出得到的质料液中沉积富集钴镍时,质料液的初始pH值低于2有利于避免钴镍及锰构成氢氧化物沉积而丢失。 (二)别离以Na2S、BaS、MnS沉积剂沉积镍、钴,在pH值别离大于3.5、4、2时,钴镍的沉积率别离到达97%、86%、99%以上。但Na2S,BaS会在质料液或沉积渣中引进杂质,一起会因需求的溶液初始pH值较高而构成钴镍及锰的丢失,因而不适宜作为收回钴镍的沉积剂。 (三)选用MnS沉积镍钴时,在pH值小于2的条件下,可将质料液中98%以上的钴镍沉积富集,溶液及沉积渣中均不会引进新的杂质,并且不会构成溶液中钴镍及锰的丢失,因而MnS是从含锰溶液中收回钴镍的较适宜的沉积剂。