WO2004083123A1 - Procede d'obtention de chromates de metal alcalin - Google Patents

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WO2004083123A1
WO2004083123A1 PCT/CN2003/000199 CN0300199W WO2004083123A1 WO 2004083123 A1 WO2004083123 A1 WO 2004083123A1 CN 0300199 W CN0300199 W CN 0300199W WO 2004083123 A1 WO2004083123 A1 WO 2004083123A1
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chromate
alkali metal
potassium
product
metal hydroxide
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PCT/CN2003/000199
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Inventor
Zuohu Li
Yi Zhang
Shili Zheng
Tao Qi
Huiquan Li
Hongbin Xu
Zhikuan Wang
Original Assignee
Institute Of Process Engineering Chinese Academy Of Sciences
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Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C01—INORGANIC CHEMISTRY
    • C01G—COMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
    • C01G37/00—Compounds of chromium
    • C01G37/14—Chromates; Bichromates

Definitions

  • the invention relates to a method for producing chromate, in particular to a method for producing alkali metal chromate. As in J53 ⁇ 4
  • Chromate is a very important chemical raw material.
  • a raw material for the preparation of complex series of chemical products such as dichromate, chromium oxide and chromic anhydride, it is mainly used for tanning, pigments, dyes, metallurgy, materials, enamels, metals and Anti-corrosion and medicine.
  • Chromite production from chromite is an important basic raw material industry at the intersection of chemical industry and metallurgy.
  • the current industrial production method of chromate is mainly the alkali metal carbonate roasting method.
  • the chromite, alkali metal carbonate and air are subjected to a high-temperature oxidation roasting reaction in a rotary kiln.
  • the reaction temperature is 900-120 (TC, reaction process
  • alkaline auxiliary materials such as lime, dolomite or iron oxide, etc.
  • the production of chromate by roasting produces a large amount of highly toxic chromium-containing waste residues, causing severe environmental pollution, which is a world environmental problem that has not been solved so far.
  • the amount of calcium auxiliary materials is twice the amount of chromium ore
  • the reaction temperature is as high as 1200 ° C
  • the chromium recovery rate is less than 80%
  • 2.5 to 3.0 tons of highly toxic chromium are required to be produced per ton of chromium salt products.
  • Slag The current disposal of chromium slag is mainly landfilling, which not only wastes chromium resources and calcium excipients, but also has major environmental safety risks.
  • the calcium-free roasting method which is the most advanced roasting technology at present, has a higher yield of chromium and less emissions of chromium slag compared with the calcium roasting method, but the total chromium yield of the calcium-free roasting method is 90%. /. Moreover, 0.8 tons of chromium-containing waste residues need to be emitted for each ton of production, and the problem of chromium residue pollution has still not been completely solved.
  • the purpose of the present invention is to overcome the defects of serious environmental pollution, low utilization rate of chromium ore resources and high reaction temperature in the existing chromate production methods, so as to provide a chromate with industrial operability without the need to add auxiliary materials. production method.
  • the production method of chromate provided by the present invention is based on the principle that heterogeneous reaction between erbium ore in an alkali metal hydroxide melt or aqueous solution at 200-550 ° C and oxidant, and trivalent chromium in chromite are Oxidation to hexavalent chromium produces alkali metal chromate.
  • the reaction formula using oxygen as an oxidant is as follows ⁇
  • Me represents an alkali metal and is sodium or potassium.
  • the object of the present invention is achieved by the following technical scheme:
  • the method for producing a chromate provided by the present invention is characterized in that the iron ore is oxidized and decomposed with an oxidant in an alkali metal hydroxide melt or an aqueous solution, and an aqueous solution is used.
  • the reaction product is leached to obtain an leaching slurry, and the crude chromate product is separated from the leaching slurry.
  • the method includes the following steps:
  • chromite is reacted with an oxidant in a reactor in an alkali metal hydroxide melt or an aqueous solution to obtain a mixed product containing an alkali metal hydroxide, an alkali metal chromate and iron slag;
  • the weight of the alkali metal hydroxide is 2-8 times the weight of chromite; the amount of oxidant is equal to or exceeds the chemical reaction metering amount required for the decomposition of chromite;
  • the water content of the reaction system is 0- 50wt% ; reaction temperature is 200-550 ° C; reaction time is 1-20 hours;
  • step 2) leaching the mixed product obtained in step 1) with a 0-30 wt% alkali metal hydroxide aqueous solution to obtain a slurry containing 30-7 (kt% alkali metal hydroxide;
  • step 2) The leaching slurry obtained in step 2) is separated to obtain crude alkali metal chromate product, iron slag and lye.
  • the method for producing chromate provided by the present invention further includes the step of purifying the chromate crude product to obtain pure chromate crystals, and the steps are as follows ⁇
  • the pure chromate solution is heated and evaporated, crystallized, filtered, and dried to obtain a pure chromate crystal product and a crystallization mother liquor.
  • the oxidant in step 1) includes air, oxygen, sodium nitrate, potassium nitrate, sodium peroxide, potassium peroxide or a mixture thereof.
  • the alkali metal hydroxide in the step 1) includes the alkali metal hydroxide returned from the step 3), an additional alkali metal hydroxide or a mixture thereof.
  • the alkali metal hydroxide in step 1) and step 2) is sodium hydroxide or potassium hydroxide.
  • the alkali solution including step 3) is returned to step 1) as an alkali metal hydroxide aqueous solution for decomposing chromite.
  • the aqueous solution in step 4) is a 0-20 wt% sodium hydroxide or potassium hydroxide aqueous solution.
  • the acidifying agent is inorganic acid, acid gas, chromic anhydride, sodium dichromate, potassium dichromate, sodium bicarbonate, potassium bicarbonate, sodium bisulfate or potassium bisulfate, etc .; the inorganic acid Including sulfuric acid, hydrochloric acid or nitric acid; the acid gas is carbon dioxide or sulfur dioxide.
  • the crystallization mother liquor including step 6) is returned to step 4) and used as an aqueous solution for dissolving the crude chromate product.
  • the advantages of the chromate production method provided by the present invention are:
  • the reaction temperature is 200-550 ° C, which is about 700 ° C lower than the existing roasting method, which can greatly reduce energy consumption, and has mild reaction conditions and strong industrial operability;
  • the chromium content of the iron slag in the chromate production method provided by the present invention is reduced to 0.5%, and the chromium recovery rate is close to 100%, which is 10-20% higher than the existing industrial method, thereby improving the use of chromium ore resources Rate
  • the crude chromate product obtained in the chromate production method provided by the present invention can be purified to obtain pure chromate crystals. Both the crude chromate product and the pure chromate crystals can be used for the production of other chromium compounds.
  • the chromate production method provided by the present invention does not add any auxiliary materials, and reduces the amount of slag from the source.
  • the amount of iron slag produced is 0.6 tons per ton of product, and the slag discharge is only 1 with the calcium roasting method. / 4, and no dust exhaust gas, thereby reducing environmental pollution;
  • the iron slag obtained by the present invention is basically free of chromium. It is a uniform powder enriched with iron and magnesium only. Iron-based raw materials in the iron and steel or cement industry, eliminating the problem of iron slag disposal and environmental pollution caused by iron slag;
  • the alkali metal hydroxide used for decomposing chromite according to the present invention is recycled after being separated, which greatly reduces the chemical consumption of alkali raw materials and reduces the cost of raw materials.
  • FIG. 1 Schematic diagram of the process flow of the present invention. Specific implementation plan
  • chromite with a particle size of less than 200 mesh in the reactor, and the potassium hydroxide and the potassium hydroxide solution that removes part of the water are returned to the reactor.
  • the weight ratio of total potassium hydroxide to chromite is 4: 1. After the air is mixed in, the mixture is heated to 300 ° C and reacted for 10 hours to obtain a mixed product containing lye, potassium chromate and iron slag.
  • the chromium conversion in chromite is greater than 99%.
  • the mixed product was leached with a 30% by weight potassium hydroxide aqueous solution, and the alkali concentration of the leaching slurry was 60% by weight.
  • the leaching slurry was filtered to separate the crude potassium chromate product, iron slag, and lye. 055wt% ⁇ After the iron slag was washed and dried, the chromium content of the iron slag was 0.0555% by analysis.
  • the mixed product was leached with a 30 wt% sodium hydroxide aqueous solution, and the alkali concentration of the leaching slurry was 45 wt%.
  • the leaching slurry was filtered to separate the crude sodium chromate product, iron slag, and lye. 15wt ° / ⁇ After the iron slag was washed and dried, the iron content of the iron slag was measured to be 0.15 wt ° /. .
  • Chromite with a particle size of less than 200 mesh is added to the reactor. Potassium hydroxide and potassium hydroxide solution removed from the circulation are returned to the reactor.
  • the weight ratio of total potassium hydroxide to iron ore is 2: 1. After introducing oxygen and full mixing, heat up to 350 ° C and react for 6 hours to obtain a mixed product containing lye, potassium chromate and iron slag.
  • the chromium conversion in chromite is greater than 99%.
  • the mixed product was leached with a 20% by weight potassium hydroxide aqueous solution, and the alkali concentration of the leaching paddle was 40% by weight.
  • the leaching slurry was filtered to separate the crude potassium chromate product, iron slag, and lye. 2wt% ⁇ After the iron slag was washed and dried, the chromium content of the iron slag was measured to be 0.2 wt%.
  • the mixed product was leached with water, and the alkali concentration of the leaching slurry was 45 wt%.
  • the leaching slurry was filtered to separate the crude potassium chromate product, iron slag, and lye. Lwt% ⁇ After washing and drying the iron slag, the iron content of the iron slag was analyzed and determined to be 0.1 wt%.
  • Chromite with a particle size of less than 200 mesh is added to the reactor. Equal moles of sodium peroxide, sodium hydroxide and chromite are recycled to the reactor to return the sodium hydroxide solution to the reactor. The weight ratio of the amount to the chromite is 8: 1. After the mixture is completely mixed, the temperature is raised to 300'C, and the reaction is performed for 20 hours to obtain a mixed product containing an lye, sodium chromate and iron slag.
  • the mixed product was leached with a 25 wt% sodium hydroxide aqueous solution, and the alkali concentration of the leaching slurry was 35 wt%.
  • the leaching slurry was filtered to separate the crude sodium chromate product, iron slag and lye. 3wt% ⁇ After the iron slag was washed and dried, the analytical measurement of the chromium content of the iron slag was 0.3 wt%.
  • chromite with a particle size of less than 200 mesh, potassium hydroxide and potassium hydroxide solution that is recycled back to the reactor after complete dehydration.
  • the weight ratio of total potassium hydroxide to chromite is 7: 1
  • the chromium conversion in chromite is greater than 99%.
  • the mixed product was leached with a 10 wt% potassium hydroxide aqueous solution, and the alkali concentration of the leaching slurry was 35 wt%.
  • the leaching slurry was filtered to separate the crude potassium chromate product, iron slag, and lye. 05wt% ⁇ After the iron slag was washed and dried, the chromium content of the iron slag was measured to be 0.05wt%.
  • the mixed product was leached with a washing solution containing about 5wt% of iron slag, and the alkali concentration of the leaching slurry was 70wt%.
  • the leaching slurry was filtered to separate the crude potassium chromate product, iron slag, and lye. 4wt% ⁇ After the iron slag was washed and dried, the chromium content of the iron slag was measured to be 0.4 wt%.
  • the mixed product was leached with a 15% by weight sodium hydroxide aqueous solution, and the alkali concentration of the leaching slurry was 50% by weight.
  • the leaching slurry was filtered to separate the crude sodium chromate product, iron slag, and lye. Lwt% ⁇ After the iron slag was washed and dried, the chromium content of the iron slag was 0. lwt%.
  • the mixed product was leached with a 10% by weight sodium hydroxide aqueous solution, and the alkali concentration of the leaching slurry was 0% by weight.
  • the leaching slurry was filtered to separate the crude sodium chromate product, iron slag, and lye. 2wt% ⁇ After the iron slag was washed and dried, the chromium content of the iron slag was measured to be 0.2 wt%.
  • the mixed product was leached with a potassium hydroxide aqueous solution having a concentration of 15 rt%, and the alkali concentration of the leaching slurry was 30 wt%.
  • the leaching slurry was filtered to separate the crude potassium chromate product, iron slag, and lye. 04rt% ⁇ After the iron slag was washed and dried, the chromium content of the iron slag was 0.04rt%.
  • chromite with a particle size of less than 200 mesh, potassium hydroxide and potassium hydroxide solution that is recycled back to the reactor after complete dehydration.
  • the weight ratio of total potassium hydroxide to chromite is 4: 1. After the air is mixed in, the temperature is raised to 550 ° C, and the reaction is performed for 3 hours to obtain a mixed product containing lye, potassium chromate and iron slag.
  • the chromium conversion in chromite is greater than 99%.
  • the mixed product was leached with a 25 wt% potassium hydroxide aqueous solution, and the alkali concentration of the leaching slurry was 55 wt%.
  • the leaching slurry was filtered to separate the crude potassium chromate product, iron slag, and lye. 035wt% ⁇ After the iron slag was washed and dried, the chromium content of the iron slag was 0.0355% by analysis.
  • Chromite with a particle size of less than 200 mesh is added to the reactor. Equal moles of potassium peroxide, potassium hydroxide and chromite are recycled to the reactor to return the potassium hydroxide solution to the reactor. The weight ratio of the amount to the chromite is 8: 1. After the mixture is completely mixed, the temperature is raised to 200 ° C, and the reaction is performed for 20 hours to obtain a mixed product containing an lye, potassium chromate and iron slag.
  • the mixed product was leached with water, and the alkali concentration of the leaching slurry was 50 wt%.
  • the leaching slurry was filtered to separate the crude potassium chromate product, iron slag, and lye. 5wt% ⁇ After the iron slag was washed and dried, the chromium content of the iron slag was measured to be 0.5 wt%.
  • the purified potassium chromate solution is evaporated, crystallized, and filtered. , Dry to obtain bell chromate crystals, the purity of potassium chromate crystals is 99.8%, which meets the requirements of qualified products.

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Description

铬酸盐的生产方法 技术领域
本发明涉及一种铬酸盐的生产方法， 特别是涉及碱金属铬酸盐的生产方法。 不冃 J5¾
铬酸盐是一种非常重要的化工原料，作为制备重铬酸盐、氧化铬和铬酸酐等络系 列化工产品的原料， 主要用于鞣革、 颜料、 染料、 冶金、 材料、 搪瓷、 金属和防腐蚀 及医药。
用铬铁矿生产辂酸盐是化工与冶金交叉的重要基础原料工业。铬酸盐现行工业化 生产方法主要是碱金属碳酸盐焙烧法， 将铬铁矿、 碱金属碳酸盐及空气在回转窑中进 行高温氧化焙烧反应， 反应温度为 900-120(TC , 反应过程需加入碱性辅料， 如石灰、 白云石或氧化铁等， 用水浸取焙烧产物， 获得铬酸盐粗产品， 再经除杂 -蒸发结晶，可 以获得格酸盐纯产品或其它含铬化合物产品。 但是， 焙烧法生产铬酸盐产生大量高毒 性含铬废渣， 造成严重环境污染， 是迄今尚未解决的世界环保难题。
目前， 包括中国在内的很多国家， 仍使用有钙焙烧传统工艺， 在焙烧中加入钙质 辅料， 其为碱性化合物。 钙质辅料的作用是克服焙烧过程中铬铁矿表面液膜构成的传 质阻力， 强化矿物分解过程， 以及降低碱原料消耗， 提高产品质量， 消除铬铁矿中的 酸性组分如氧化铝、 二氧化硅等对焙烧、 分离过程和产品质量的不利影响。 此法中钙 质辅料用量为铬矿量的 2倍， 反应温度高达 1200°C， 而铬回收率不足 80%, 并且生产 每吨铬盐产品需排放 2. 5-3. 0吨高毒性铬渣。 当前对铬渣的处置以填埋为主， 这不仅 浪费了铬资源和钙质辅料， 且存在重大环境安全隐患。
为达到铬渣排放量最小化和铬回收率最大化的目的，国内外进行了少钙及无钙焙 烧技术的研究。 在美英等发达国家已实现工业化的无钙焙烧专利技术， 与少钙焙烧法 均属于焙烧法的改进型技术。 该技术将部分铬渣替代钙质辅料， 增加铬渣在回转窑中 的停留时间， 进一步氧化铬渣中的铬以提高铬回收率， 同时可减少辅料用量或甚至不 用辅料， 从而减少铬渣排放量。
作为目前最先进的焙烧技术的无钙焙烧法， 与有钙焙烧法相比， 具有更高的铬收 率和更少的铬渣排放量， 但是无钙焙烧法的铬总收率为 90。/。， 而且每生产一吨产品需 排放 0. 8吨含铬废渣， 仍未能彻底解决铬渣污染难题。
八十年代以来，研究报道了熔盐法生产铬酸盐。此法使用熔融碱金属氢氧化物或 碳酸盐及空气氧化分解铬铁矿， 碱金属氢氧化物或碳酸盐用量高于铬铁矿分解所需的 化学反应计量用量， 反应温度要高于熔点， 为 500- 900°C， 此法没有涉及熔盐介质中 连续氧化-相分离的关键技术， 更不具备工业可操作性。
综上所述， 各种现有铬酸盐生产方法都会产生大量的含铬废渣， 环境污染严重。 而且， 这些方法均未能获得近 100%的铬回收率， 也不能利用铬铁矿中其它有价值的组 分诸如 Al, Mg，Fe等， 造成格矿资源浪费。 发明内容
本发明的目的在于克服现有铬酸盐生产方法存在的对环境污染严重、 铬矿资源利 用率低及反应温度高的缺陷， 从而提供一种具有工业可操作性、 无须添加辅料的铬酸 盐生产方法。
本发明提供的铬酸盐的生产方法， 其原理是辂铁矿在 200- 550°C的碱金属氢氧化 物熔体或水溶液中， 与氧化剂进行多相反应， 铬铁矿中三价铬被氧化为六价铬， 生成 碱金属铬酸盐。 以氧气为氧化剂的反应式如下-
14FeO - Cr203 + 56Me0H + 802 = 28Me2Cr04 + 7Fe203 + 28¾0
其中， Me代表碱金属， 为钠或钾。
本发明的目的是通过以下技术方案实现的： 本发明提供的铬酸盐的生产方法， 其特征在于： 将絡铁矿在碱金属氢氧化物熔体 或水溶液中用氧化剂进行氧化分解， 用水溶液浸取反应产物得到浸出浆料， 从浸出浆 料中分离出铬酸盐粗产品， 该方法包括如下步骤：
1 ) 分解铬铁矿：铬铁矿在碱金属氢氧化物熔体或水溶液中与氧化剂在反应器中进行反 应， 得到含碱金属氢氧化物、碱金属铬酸盐及铁渣的混合产物； 其中碱金属氢氧化 物的重量为铬铁矿重量的 2— 8倍； 氧化剂用量等于或超过铬铁矿分解所需的化学 反应计量用量； 反应体系的水含量为所有反应物总重量的 0- 50wt%; 反应温度为 200-550°C ; 反应时间为 1一20小时；
2)将步骤 1)得到的混合产物用 0-30wt%碱金属氢氧化物水溶液进行浸取， 得到含 30 - 7(kt%碱金属氢氧化物的浆料；
3)将步骤 2)得到的浸出浆料进行分离， 分别得到碱金属铬酸盐粗产品、铁渣和碱液。 本发明提供的铬酸盐的生产方法， 还包括将铬酸盐粗产品纯化制得铬酸盐纯晶体 的步骤， 按如下步骤进行-
4) 步骤 3)得到的铬酸盐粗产品用水溶液溶解， 得到铬酸盐溶液；
5)将步骤 4)得到的铬酸盐溶液用酸化剂调 pH=3- 9，滤除沉淀物，得到铬酸盐纯溶液；
6)将铬酸盐纯溶液加热蒸发， 进行结晶、过滤、干燥， 得到铬酸盐纯晶体产品和结晶 母液。 所述的步骤 1)中的氧化剂包括空气、 氧气、 硝酸钠、 硝酸钾、 过氧化钠、 过氧化 钾或其混合物。
所述的步骤 1)中的碱金属氢氧化物包括由步骤 3)返回的碱金属氢氧化物、补加的 碱金属氢氧化物或其混合物。
所述的步骤 1)和步骤 2)中的碱金属氢氧化物是氢氧化钠或氢氧化钾。
包括步骤 3)得到的碱液返回步骤 1)用于作为分解铬铁矿的碱金属氢氧化物水溶 液。
所述的步骤 4)中的水溶液是 0— 20 wt%的氢氧化钠或氢氧化钾水溶液。
步骤 5)所述的酸化剂是无机酸、 酸性气体、 铬酸酐、 重铬酸钠、 重铬酸钾、 碳酸 氢钠、 碳酸氢钾、 硫酸氢钠或硫酸氢钾等； 所述的无机酸包括硫酸、 盐酸或硝酸； 所 述的酸性气体是二氧化碳或二氧化硫。
包括步骤 6)得到的结晶母液返回步骤 4) ,用于作为溶解铬酸盐粗产品的水溶液。 与现有的铬酸盐生产方法相比， 本发明提供的铬酸盐生产方法的优点在于：
1 )本发明提供的铬酸盐生产方法中反应温度为 200- 550°C， 比已有的焙烧法下降 700 °C左右， 可大幅降低能耗， 而且反应条件温和， 工业可操作性强；
2)本发明提供的铬酸盐生产方法中铁渣含铬量降至 0. 5%， 铬回收率接近 100%， 比 现有的工业法提髙 10-20%， 从而提高了铬矿资源利用率；
3)本发明提供的铬酸盐生产方法中得到的铬酸盐粗产品可经纯化制得铬酸盐纯晶体， 铬酸盐粗产品和铬酸盐纯晶体均可用作生产其它铬化合物的原料；
4)本发明提供的铬酸盐生产方法中不添加任何辅料，从源头减少了渣量，产生的铁渣 量为 0. 6吨 /每吨产品， 排渣量仅为有钙焙烧法的 1/4， 且无粉尘废气， 从而减少 了对环境的污染；
5) 本发明得到的铁渣基本不含铬， 为仅富集铁、镁的均匀粉体，铁渣经提镁后可用作 钢铁或水泥工业的铁系原料， 消除了铁渣的处置难题及铁渣所造成的环境污染；
6)本发明用于分解铬铁矿的碱金属氢氧化物经分离后循环使用，大幅度削减了碱原料 的化学消耗， 降低原料成本。 附图说明
图 1.本发明的工艺流程示意图。 具体实施方案
实施例 1 :
在反应器中加入粒径小于 200目的铬铁矿， 氢氧化钾及脱除部分水的循环返回到 反应器的氢氧化钾溶液， 其中氢氧化钾总量与铬铁矿的重量比为 4: 1， 通入空气， 完 全混合后， 升温至 300°C， 反应 10小时， 得到含碱液、 铬酸钾及铁渣的混合产物， 铬 铁矿中的铬转化率大于 99%。
用浓度为 30wt%的氢氧化钾水溶液浸取混合产物，浸出浆料的碱浓度为 60wt%，过 滤浸出浆料， 分离出铬酸钾粗产品、 铁渣和碱液。 铁渣经洗涤、 干燥后， 分析测得铁 渣含铬量为 0. 055wt%。
将铬酸钾粗产品用 lwt%的氢氧化钾水溶液溶解后， 向此铬酸钾溶液中加入铬酸酐 至 pH=3， 过滤， 除去沉淀物， 得到纯铬酸钾溶液； 纯化后的辂酸钾溶液经蒸发、结晶、 过滤、 干燥， 得到铬酸钾晶体， 铬酸钾晶体纯度为 99. 9 %， 达到合格产品要求。 实施例 2:
在反应器中加入粒径小于 200目的铬铁矿， 氢氧化钠及完全脱水后循环返回到反 应器的氢氧化钠溶液， 其中氢氧化钠总量与络铁矿的重量比为 2: 1 , 通入氧气， 完全 混合后， 升温至 500°C， 反应 20小时， 得到含碱液、 铬酸钠及铁渣的混合产物， 铬铁 矿中的铬转化率大于 99%。
用浓度为 30wt%的氢氧化钠水溶液浸取混合产物，浸出浆料的碱浓度为 45wt%，过 滤浸出浆料， 分离出铬酸钠粗产品、 铁渣和碱液。 铁渣经洗涤、 干燥后， 分析测得铁 渣含辂量为 0. 15wt°/。。
将铬酸钠粗产品用 lwt%的氢氧化钠水溶液溶解后， 向此铬酸钠溶液中通过二氧化 碳至 pH=7， 过滤， 除去沉淀物， 得到纯铬酸钠溶液； 纯化后的铬酸钠溶液经蒸发、 结 晶、 过滤、 干燥， 得到铬酸钠晶体， 铬酸钠晶体纯度为 99. 8 %， 达到合格产品要求。 实施例 3:
在反应器中加入粒径小于 200目的铬铁矿， 氢氧化钾及脱除部分水的循环返回到 反应器的氢氧化钾溶液， 其中氢氧化钾总量与络铁矿的重量比为 2: 1， 通入氧气， % 全混合后， 升温至 350°C， 反应 6小时， 得到含碱液、 铬酸钾及铁渣的混合产物， 铬 铁矿中的铬转化率大于 99%。
用浓度为 20wt%的氢氧化钾水溶液浸取混合产物，浸出桨料的碱浓度为 40wt%，过 滤浸出浆料， 分离出铬酸钾粗产品、 铁渣和碱液。 铁渣经洗涤、 干燥后， 分析测得铁 渣含铬量为 0. 2wt%。
将铬酸钾粗产品用 5wt%的氢氧化钾水溶液溶解后， 向此铬酸钾溶液中加入硫酸氢 钾至 pH=8， 过滤， 除去沉淀物， 得到纯铬酸钾溶液； 纯化后的铬酸钾溶液经蒸发、 结 晶、 过滤、 干燥， 得到铬酸钾晶体， 辂酸钾晶体纯度为 99. 8 %， 达到合格产品要求。 实施例 4:
在反应器中加入粒径小于 200目的铬铁矿， 氢氧化钾及完全脱水后循环返回到反 应器的氢氧化钾溶液， 其中氢氧化钾总量与铬铁矿的重量比为 3: 1 , 通入空气和氧气 的混合物， 完全混合后， 升温至 400°C， 反应 4小时， 得到含碱液、 铬酸钾及铁渣的 混合产物， 铬铁矿中的铬转化率大于 99%。
用水浸取混合产物， 浸出浆料的碱浓度为 45wt%， 过滤浸出浆料， 分离出铬酸钾 粗产品、 铁渣和碱液。 铁渣经洗涤、 干燥后， 分析测得铁渣含絡量为 0. lwt%。
将铬酸钾粗产品用 20wt%的氢氧化钾水溶液溶解后， 向此絡酸钾溶液中加入硫酸 至 pH=4， 过滤， 除去沉淀物， 得到纯铬酸钾溶液； 纯化后的铬酸钾溶液经蒸发、结晶、 过滤、 干燥， 得到铬酸钾晶体， 铬酸钾晶体纯度为 99. 7 %， 达到合格产品要求。 实施例 5:
在反应器中加入粒径小于 200目的铬铁矿， 与铬铁矿等摩尔的过氧化钠， 氢氧化 钠及脱除部分水的循环返回到反应器的氢氧化钠溶液， 其中氢氧化钠总量与铬铁矿的 重量比为 8: 1 , 完全混合后， 升温至 300'C， 反应 20小时， 得到含碱液、铬酸钠及铁 渣的混合产物。
用浓度为 25wt%的氢氧化钠水溶液浸取混合产物，浸出浆料的碱浓度为 35wt%，过 滤浸出浆料， 分离出铬酸钠粗产品、 铁渣和碱液。 铁渣经洗涤、 干燥后， 分析测得铁 渣含铬量为 0. 3wt%。 将铬酸钠粗产品用 5wt%的氢氧化钠水溶液溶解后， 向此铬酸钠溶液中加入铬酸酐 至 pH=4， 过滤， 除去沉淀物，得到纯铬酸钠溶液； 纯化后的铬酸钠溶液经蒸发、结晶、 过滤、 干燥， 得到铬酸钠晶体， 铬酸钠晶体纯度为 99. 9 %, 达到合格产品要求。 实施例 6:
在反应器中加入粒径小于 200目的铬铁矿， 氢氧化钾及完全脱水后循环返回到反 应器的氢氧化钾溶液， 其中氢氧化钾总量与铬铁矿的重量比为 7: 1， 通入空气， 完全 混合后， 升温至 450°C， 反应 2小时， 得到含碱液、 铬酸钾及铁渣的混合产物， 铬铁 矿中的铬转化率大于 99%。
用浓度为 10wt%的氢氧化钾水溶液浸取混合产物，浸出浆料的碱浓度为 35wt%，过 滤浸出浆料， 分离出铬酸钾粗产品、 铁渣和碱液。 铁渣经洗涤、 干燥后， 分析测得铁 渣含铬量为 0. 05wt%。
将铬酸钾粗产品用 15 t%的氢氧化钾水溶液溶解后， 向此铬酸钾溶液中加入硝酸 至 pH=5， 过滤， 除去沉淀物， 得到纯铬酸钾溶液； 纯化后的铬酸钾溶液经蒸发、结晶、 过滤、 干燥， 得到铬酸钾晶体， 铬酸钾晶体纯度为 99. 7 %， 达到合格产品要求。 实施例 7：
在反应器中加入粒径小于 200目的格铁矿， 与铬铁矿等摩尔的硝酸钾， 氢氧化钾 及脱除部分水的循环返回到反应器的氢氧化钾溶液， 其中氢氧化钾总量与铬铁矿的重 量比为 6: 1 , 完全混合后， 升温至 250°C， 反应 15小时， 得到含碱液、 铬酸钾及铁渣 的混合产物。
用含丽约 5wt %的铁渣洗涤液浸取混合产物，浸出浆料的碱浓度为 70wt%,过滤 浸出浆料， 分离出铬酸钾粗产品、 铁渣和碱液。 铁渣经洗涤、 干燥后， 分析测得铁渣 含铬量为 0. 4wt%。
将铬酸钾粗产品用 10wt%的氢氧化钾水溶液溶解后， 向此铬酸钾溶液中加入重辂 酸钾至 PH=6， 过滤， 除去沉淀物， 得到纯铬酸钾溶液； 纯化后的铬酸钾溶液经蒸发、 结晶、过滤、干燥， 得到铬酸钾晶体， 铬酸钾晶体纯度为 99. 8 %， 达到合格产品要求。 实施例 8:
在反应器中加入粒径小于 200目的铬铁矿， 氢氧化钠及完全脱水后循环返回到反 应器的氢氧化钠溶液， 其中氢氧化钠总量与铬铁矿的重量比为 5: 1， 通入空气， 完全 混合后， 升温至 550°C， 反应 1小时， 得到含碱液、 铬酸钠及铁渣的混合产物， 铬铁 矿中的铬转化率大于 99%。
用浓度为 15wt%的氢氧化钠水溶液浸取混合产物，浸出浆料的碱浓度为 50wt%，过 滤浸出浆料， 分离出铬酸钠粗产品、 铁渣和碱液。 铁渣经洗涤、 干燥后， 分析测得铁 渣含铬量为 0. lwt%。
将铬酸钠粗产品用水溶解后， 向此铬酸钠溶液中加入碳酸氢钠至 pH=8， 过滤， 除 去沉淀物， 得到纯格酸钠溶液； 纯化后的铬酸钠溶液经蒸发、 结晶、 过滤、 干燥， 得 到铬酸钠晶体， 铬酸钠晶体纯度为 99. 8 %， 达到合格产品要求。 实施例 9:
在反应器中加入粒径小于 200目的铬铁矿， 与铬铁矿等摩尔的硝酸钠， 氢氧化钠 及完全脱水后循环返回到反应器的氢氧化钠溶液， 其中氢氧化钠总量与铬铁矿的重量 比为 5: 1， 完全混合后， 升温至 400Ό , 反应 8小时， 得到含碱液、 铬酸钠及铁渔的 混合产物。
用浓度为 10wt%的氢氧化钠水溶液浸取混合产物，浸出浆料的碱浓度为 0wt%,过 滤浸出浆料， 分离出铬酸钠粗产品、 铁渣和碱液。 铁渣经洗涤、 干燥后， 分析测得铁 渣含铬量为 0. 2wt%。
将铬酸钠粗产品用 10wt%的氢氧化钠水溶液溶解后， 向此铬酸钠溶液中加入重铬 酸钠至 pH=6， 过滤， 除去沉淀物， 得到纯铬酸钠溶液； 纯化后的铬酸钠溶液经蒸发、 结晶、过滤、干燥， 得到铬酸钠晶体， 铬酸钠晶体纯度为 99. 8 %, 达到合格产品要求。 实施例 10：
在反应器中加入粒径小于 200目的铬铁矿， 氢氧化钾及完全脱水后循环返回到反 应器的氢氧化钾溶液， 其中氢氧化钾总量与铬铁矿的重量比为 5: 1， 通入氧气， 完全 混合后， 升温至 500°C， 反应 1小时， 得到含碱液、 铬酸钾及铁渣的混合产物， 络铁 矿中的铬转化率大于 99%。
用浓度为 15rt%的氢氧化钾水溶液浸取混合产物，浸出浆料的碱浓度为 30wt%，过 滤浸出浆料， 分离出铬酸钾粗产品、 铁渣和碱液。 铁渣经洗涤、 干燥后， 分析测得铁 渣含铬量为 0. 04rt%。
将铬酸钾粗产品用水溶解后， 向此铬酸钾溶液中通入二氧化硫至 pH=9， 过滤， 除 去沉淀物， 得到纯络酸钾溶液； 纯化后的铬酸钾溶液经蒸发、 结晶、 过滤、 干燥， 得 到铬酸钾晶体， 铬酸钾晶体纯度为 99. 7 %， 达到合格产品要求。 实施例 11:
在反应器中加入粒径小于 200目的铬铁矿， 氢氧化钾及完全脱水后循环返回到反 应器的氢氧化钾溶液， 其中氢氧化钾总量与铬铁矿的重量比为 4: 1， 通入空气， 完全 混合后， 升温至 550°C， 反应 3小时， 得到含碱液、 铬酸钾及铁渣的混合产物， 铬铁 矿中的铬转化率大于 99%。
用浓度为 25wt%的氢氧化钾水溶液浸取混合产物，浸出浆料的碱浓度为 55wt%，过 滤浸出浆料， 分离出铬酸钾粗产品、 铁渣和碱液。 铁渣经洗涤、 干燥后， 分析测得铁 渣含铬量为 0. 035wt%。
将铬酸钾粗产品用 5wt%的氢氧化钾水溶液溶解后， 向此铬酸钾溶液中加入盐酸至 pH=5， 过滤， 除去沉淀物， 得到纯铬酸钾溶液； 纯化后的铬酸钾溶液经蒸发、 结晶、 过滤、 干燥， 得到铬酸钾晶体， 格酸钾晶体纯度为 99. 8 %， 达到合格产品要求。 实施例 12：
在反应器中加入粒径小于 200目的铬铁矿， 与铬铁矿等摩尔的过氧化钾， 氢氧化 钾及脱除部分水的循环返回到反应器的氢氧化钾溶液， 其中氢氧化钾总量与铬铁矿的 重量比为 8: 1， 完全混合后， 升温至 200°C， 反应 20小时， 得到含碱液、铬酸钾及铁 渣的混合产物。
用水浸取混合产物， 浸出浆料的碱浓度为 50wt%， 过滤浸出浆料， 分离出铬酸钾 粗产品、 铁渣和碱液。 铁渣经洗漆、 干燥后， 分析测得铁渣含铬量为 0. 5wt%。
将铬酸钾粗产品加水溶解， 向此铬酸钾溶液中通入二氧化碳至 PH=7, 过滤， 除去 沉淀物， 得到纯铬酸钾溶液； 纯化后的铬酸钾溶液经蒸发、 结晶、 过滤、 干燥， 得到 铬酸钟晶体， 铬酸钾晶体纯度为 99. 8 %， 达到合格产品要求。

Claims

权利要求
1.一种铬酸盐的生产方法， 其特征在于： 将铬铁矿在碱金属氢氧化物熔体或水溶液中 用氧化剂进行氧化分解， 用水溶液浸取反应产物得到浸出浆料， 从浸出漿料中分离出 铬酸盐粗产品， 该方法包括如下步骤：
1 )解铬铁矿： 铬铁矿在碱金属氢氧化物熔体或水溶液中与氧化剂在反应器中进行反 应，得到含碱金属氢氧化物、碱金属铬酸盐及铁渣的混合产物；其中碱金属氢氧化 物的重量为络铁矿重量的 2— 8倍； 氧化剂用量等于或超过铬铁矿分解所需的化学 反应计量用量； 反应体系的水含量为所有反应物总重量的 0-50wt%; 反应温度为 200-550°C ; 反应时间为 1一 20小时；
2)步骤 1)得到的混合产物用 0- 3(kt%碱金属氢氧化物水溶液进行浸取， 得到含 30 - 70wt%碱金属氢氧化物的浸出浆料；
3)将步骤 2)得到的浸出浆料进行分离， 分别得到碱金属络酸盐粗产品、铁、渣和碱液。
2.按权利要求 1所述的铬酸盐的生产方法，还包括将络酸盐粗产品纯化制得铬酸盐纯 晶体的步骤， 按如下步骤进行：
4)步骤 3)得到的铬酸盐粗产品用水溶液溶解， 得到铬酸盐溶液；
5)将步骤 4)得到的铬酸盐溶液用酸化剂调 pH=3- 9，滤除沉淀物，得到铬酸盐纯溶液；
6)将铬酸盐纯溶液加热蒸发， 进行结晶、过滤、干燥， 得到铬酸盐纯晶体产品和结晶 母液。
3.按权利要求 1所述的铬酸盐的生产方法， 其特征在于： 所述的步骤 1)中的氧化剂包 括空气、 氧气、 硝酸钠、 硝酸钾、 过氧化钠、 过氧化钾或其混合物。
4.按权利要求 1所述的铬酸盐的生产方法， 其特征在于： 所述的步骤 1)中的碱金属氢 氧化物包括由步骤 3)返回的碱金属氢氧化物、 补加的碱金属氢氧化物或其混合物。
5.按权利要求 1所述的铬酸盐的生产方法，其特征在于：所述的步骤 1)和步骤 2)中的 碱金属氢氧化物是氢氧化钠或氢氧化钾。
6.按权利要求 1所述的铬酸盐的生产方法， 其特征在于： 包括步骤 3)得到的碱液返回 步骤 1)用于作为分解铬铁矿的碱金属氢氧化物水溶液。
7.按权利要求 2所述的铬酸盐的生产方法， 其特征在于： 所述的步骤 4)中的水溶液是 0-20 wt%的氢氧化钠或氢氧化钾水溶液。
8.按权利要求 2所述的铬酸盐的生产方法， 其特征在于： 步骤 5)所述的酸化剂是无机 酸、 酸性气倖、 铬酸酐、 重铬酸钠、 重铬酸钾、 碳酸氢钠、 碳酸氢钾、 硫酸氢钠或硫 酸氢钾等； 所述的无机酸包括硫酸、 盐酸或硝酸； 所述的酸性气体是二氧化碳或二氧 化硫。
9.按权利要求 2所述的铬酸盐的生产方法， 其特征在于： 包括步骤 6)得到的结晶母 液返回步骤 4)， 用于作为溶解铬酸盐粗产品的水溶液。
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