铁粉，尺寸小于1mm的铁的颗粒集合体。颜色：黑色。是粉末冶金的主要原料。按粒度，习惯上分为粗粉、中等粉、细粉、微细粉和超细粉五个等级。粒度为150～500μm范围内的颗粒组成的铁粉为粗粉，粒度在44～150μm为中等粉，10～44μm的为细粉，0.5～10μm的为极细粉，小于0.5μm的为超细粉。一般将能通过325目标准筛即粒度小于44μm的粉末称为亚筛粉，若要进行更高精度的筛分则只能用气流分级设备，但对于一些易氧化的铁粉则只能用JZDF氮气保护分级机来做。铁粉主要包括还原铁粉和雾化铁粉，它们由于不同的生产方式而得名。铁粉 纯的金属铁是银白色的，铁粉是黑色的，这是个光学问题，因为铁粉的比表面积小，没有固定的几何形状，而铁块的晶体结构呈几何形状，因而铁块吸收一部分可见光，将另一部分可见光镜面反射了出来，显出白色;铁粉没吸收完的光却被漫反射，能够进入人眼的可见光少，所以是黑色的。 铁粉的应用 粉末冶金工业中一种最重要的金属粉末。铁粉在粉末冶金生产中用量最大，其耗用量约占金属粉末总消耗量的85%左右。铁粉的主要市场是制造机械零件，其所需铁粉量约占铁粉总产量的80%。

铜和氧气反应，变黑方程式：2Cu+O2===2CuO不是点燃是加热放火上烧一烧旧行了别用硝酸,浓的稀的都不行,会把铜溶解

A、电极电位 当金属电极浸入含有该金属离子的溶液中时，存在如下的平衡，即金属失电子而溶解于溶液的反应和金属离子得电子而析出金属的逆反应应同时存在：Mn++ne = M 平衡电位与金属的本性和溶液的温度，浓度有关。为了精确比较物质本性对平衡电位的影响，人们规定当溶液温度为250℃，金属离子的浓度为1mol/L时，测得的电位叫标准电极电位。标准电极电位负值较大的金属都易失掉电子被氧化，而标准电极电位正值较大的金属都易得到电子被还原。 B、极化 所谓极化就是指有电流通过电极时，电极电位偏离平衡电极电位的现象。所以，又把电流-电位曲线称为极化曲线。产生极化作用的原因主要是电化学极化和浓差极化。 1、电化学极化 由于阴极上电化学反应速度小于外电源供给电子的速度，从而使电极电位向负的方向移动而引起的极化作用。 2、浓差极化 由于邻近电极表液层的浓度与溶液主体的浓度发生差异而产生的极化称浓差极化，这是由于溶液中离子扩散速度小于电子运动造成的。 电镀过程是镀液中的金属离子在外电场的作用下，经电极反应还原成金属原子并在阴极上进行金属沉积的过程。 电镀原理简单而言，就是在含有欲镀金属的盐类溶液中，以被镀基体金属为阴极，通过电解作用，使镀液中欲镀金属的阳离子在基体金属表面沉积出来，形成镀层。 电镀的要素： 1.阴极：被镀物，指各种接插件端子。 2.阳极：若是可溶性阳极，则为欲镀金属。若是不可溶性阳极，大部分为贵金属（白金，氧化铱）。 3.电镀药水：含有欲镀金属离子的电镀药水。 4.电镀槽：可承受，储存电镀药水的槽体，一般考虑强度，耐蚀，耐温等因素。 5.整流器：提供直流电源的设备。 (磨光→抛光)→上挂→脱脂除油→水洗→(电解抛光或化学抛光)→酸洗活化→(预浸)→电镀→水洗→(后处理)→水洗→干燥→下挂→检验包装 电镀工作条件是指电镀时的操作变化因素，包括：电流密度、温度、搅拌和电源的波形等。

日前，记者从辽宁北票盛隆粉末有限公司了解到，该公司用高科技把普通铁精粉加工成还原铁精粉，使普通铁精粉成为身价倍增的高附加值产品。目前，还原铁粉的国内市场价格为每吨4800元-18000元。（据2006年6月26日报道，国内部分地区铁精粉采购价格分别为承德580-590（含税）元/t、霍邱660-670（含税）元/t 、本溪510-520 (含税)元/t ）         北票盛隆粉末冶金有限公司前身是生产普通铁精粉的北票铁矿。2000年，该公司依托当地丰富的铁矿资源和自己较强的采矿、选矿生产能力，引进和采用乌克兰先进技术，并积极与国内科研院所开展技术合作，实现了初级资源型企业向高新技术企业的转型，开发出了还原铁粉、铝镍合金粉等一系列附加值较高的冶金新产品。2002年，该公司开始生产还原铁粉，目前已达到9000吨的年生产能力，产品主要供给“珠三角”和“长三角”地区的零部件制造企业，同时出口日本等国家和地区。    据了解，还原铁粉是用高科技把含铁量66%以上的普通铁精粉，经过加工成海绵铁、粉碎、磁选、两次还原、筛分等工序提纯，使其变成含铁量达到99%以上的纯铁粉，粒度可达到100-500网目。还原铁粉可用于汽车零部件制造、家电零部件制造、金刚石工具、钢结硬质合金以及高端电子产品软磁性材料等领域；用还原铁粉制成的各种零部件，能够做到无机械切削加工或极小量机械切削加工的特点，使下游各类制造业节约能源和原材料，降低生产成本。 来源:世纪金山网

王成彦、邱定蕃等对辉铋矿在矿浆电解进程的阳极反响进行了比较深化的研讨。经过很多的实验研讨，以为辉铋矿的阳极浸出进程是一个杂乱的反响进程，辉铋矿在酸性氯化钠介质中呈悬浮状所发作的阳极浸出进程，能够经过下列几种途径来完结： （1）石墨相当于一个导体，辉铋矿相当于一个可溶阳极，当辉铋矿和石墨阳极发作磕碰而触摸时，将经过下面的反响被氧化：（2）石墨电极上或许发作其他氧化反响，如发作Cl2、O2气体分出，这样一些气体再氧化辉铋矿。（3）有关实验标明，在浸出渡中参加铁离子，辉铋矿的浸出反响速率显着进步，槽电压显着下降，阐明铁离子也参加了辉铋矿的阳极浸出进程。 为查明辉铋矿在矿浆电解阳极浸出进程的反响机理，实验测定了溶液中有辉铋矿和无辉铋矿时的i－E曲线以及在上列溶渣中参加4g∕L的Fe2＋后有和无辉铋矿存鄙人的i－E曲线，见图1。图1  不同条件下的i－E曲线 1－HCl 1mol∕L＋NaCl 200g∕L； 2－HCl （1mol∕L）＋NaCl （200g∕L）＋辉铋矿（－0.074mm、L∶S＝10∶1）； 3－HCl（1mol∕L）＋NaCl（200g∕L）＋Fe2＋（4g∕L）； 4－HCl（1mol∕L）＋NaCl（200g∕L）＋Fe2＋（4g∕L） ＋辉铋矿（－0.074mm、L∶S＝10∶1）。 HCl－NaCl溶液中没有辉铋矿和铁离子存在的状况下，石墨阳极只或许存鄙人列反响：    （1） E333（1）＝1.177－0.066pH＋0.0165lgPO2                （2） E333（2）＝1.306＝0.066lg[Cl－]＋0.0333lg[Cl2] 矿浆电解条件下，pH＝0、pO2＝0.2×105Pa、[Cl－]＝3mol∕L，代入以上两个方程得E333（1）＝1.248V，E333（2）＝1.255＋0.0333lg[Cl2]，因为溶液中[Cl2]很小，因而，E333（1）和E333（2）的不同不大，上述两种反响均有或许在阳极上发作。Arslan、Duby研讨了黄铁矿在溶液中的阳极氧化状况，在阳极电位1.4～1.5V（SCE），t＝35～40℃下，阳极液中HClO的浓度可达0.15smol∕L，并以为HClO是由阳极上分出的Cl2发作的，阳极上水的氧化反响也一起发作并分管了部分电荷传输。Arslan在用石墨阳极研讨黄铁矿的阳极氧化时，发现阳极上有CO2生成并发作阳极蚀变现象。王成彦、邱定蕃在矿浆电解扩展实验中也发现石墨阳极存在蚀变现象。这些也能够证明，在矿浆电解进程中，当阳极电位较高时，阳极上能够发作Cl2和O2的一起分出。 关于反响考虑到铁离子在溶液中能够构成铁氯络合物，其实践电位会更低（如图2线23所示），因而，当件系中存在铁离子时，上述反响有或许是阳极的首要反响。图2  Bi2S3－Cl－－H2O系E－lg[Cl－]图图1中，线1是无辉铋矿、无铁离子潜液中测得的i－E曲线，其电流只能是因为反响式（1）和式（2）发作，且电流巨细应表明该反响的速度。从图中看到，当阳极电位高于～1.10V（SCE）时，电流便急剧上升，而低于该电位时，阳极电流极低且动摇很小。因而能够以为在实验用溶液中，当阳极电位高于－1.10V（SCE），石器阳极上开端很多分出气体，此电位正处于和氧气的理论分出电位邻近。 线2是有辉铋矿、无铁离子溶被中测得的i－E曲线，此刻阳极上的电流应是辉铋矿直接与电极磕碰的氧化反响、和氧气分出反响一起发作的，比较线1和线2，在电位低于－1.10V（SCE）的规模之内，电流能够以为是因为辉铋矿在石墨阳极上直接电氧化发作的，这个电流较线1升高了许多，阐明辉铋矿的直接电氧化是能够发作的；电位大于－1.10V（SCE）二线根本重合，析氯析氧反响起了主导作用。 线3是无辉铋矿、有二价铁离子的溶液中测得的i－E曲线，从图中能够看到，当阳极电位高于0.5V（SCE），电流便显着增大，该电位正处于反响的标准电位邻近，因而能够以为此电流是因为二价铁离子的阳极氧化发作的。在固定电流密度小于300A∕m2的条件下，阳极不会发作析氯析氧反响，只要在电解后期，二价铁的氧化挨近结束，才或许发作析氯析氧反响，此刻槽电压将显着上升。 线4是在有辉铋矿、有二价铁离子的溶液中测得的i－E曲线，它较线3的电流大。此电流的发作能够以为是二价铁离子的阳极氧化和辉铋矿与阳极磕碰的触摸氧化一起发作的。但线4并不是线2和线3的简略加合，它仅仅略高于线3并类似于线3，因而能够以为此刻的首要反响仍旧足二价铁离子的阳极氧化反响、而辉铋矿的直接电氧化则是非必须的。因为有辉铋矿存在，在阳极上生成的三价铁将Bi2S3氧化后自身还原为二价，二价铁又在阳极氧化为三价。如此重复，直至辉铋矿的氧化浸出挨近彻底。 如果在固定电流密度200A／m2的条件下，由图1能够比较看出，线2和线4的阳极电位相差0.7V左右，也就是说，要取得相同的浸出反响速度，在有铁离子存存的溶液中，其阳极电位要比无铁离子溶液的阳极电位低0.7V，相应的槽电压也要下降0.7V左右，然后下降了电解进程的电耗。 图3是在固定电流密度200A∕m2、Fe2＋为4.0g∕L、Cl－为150g∕L、H＋为1.0g∕L、Bi3＋为10g∕L、100g辉铋矿、粒度＜0.038mm为96%、L∶S＝3∶1的状况下测得的石墨阳极电位（SCE）和槽电压随时刻的改变曲线。图3  恒电位电解槽电压和阳极电位随时刻的改变 图3阐明，在辉铋矿的理论浸出电解时刻内，槽电压被迫在0.8～0.9V的规模之内，阳极电位动摇在－0.5～－0.6V（SCE）的规模之内，正处于二价铁离子的标准氧化电位邻近。能够以为，在此刻间内的阳极反响首要是二价铁离子的氧化反响，铋精矿的浸出首要是因为三价铁的氧化作用。 在铋的理论浸出电解时刻今后，槽电压和阳极电位都急剧上升，槽电压升至1.6～1.8V，阳极电位动摇在－1.2V（SCE）左右，此刻，辉铋矿的浸出巳挨近彻底，二价铁也简直悉数氧化为三价铁，阳极开端发作析氯反响，槽电压也跟着阳极电位的进步和阴极的极化而升高。 由以上的分析，能够得出以下的定论： （1）在实验选用的条件下，溶液中无铁离子存在时，在阳极电位为－0.2V到－1.0V的规模内，阳极反响首要是辉铋矿在石墨阳极上直接电氧化，当阳极电位大于－1.10V时，析氯析氧反响起主导作用。 （2）在有铁离子存在的状况下，阳极上发作的首要反响是二价铁离子的氧化反响，辉铋矿的氧化能够以为是由三价铁离子完结的，三价铁被坯原为二价，二价铁又在石墨阳极上氧化，如此重复循环。当然，在浸出进程中从头到尾也存在着辉铋矿与阳极的磕碰触摸氧化。 （3）在有铁离子存在的状况下，阳极电位可较无铁离子的阳极电位下降0.7V左右，过对下降电耗是有利的。

这类反响的特征是系统电位与pH值无关，仅与溶液中的离子活度有关。反响的通式为：系统的E值越大，系统中的离子被复原而分出金属的趋势越大；反之，若系统的E值越小，金属被氧化的趋势越大，假如氧化反响的终究产品是易溶的，则金属溶解。 在堆浸中，铜、金、银的溶解浸出和大多数金属的溶解进程，均归于这一类反响。关于矿石中含有天然铜的堆浸而言，当有氧化剂存在时，其反响可表示为：当选用铁屑置换浸出液中的铜离子而构成海绵铜时，其反响式如下：这个反响包含了两个简略的金属电极反响，铜的溶解反响如前所述，另一个电极反响及其电位关系式如下：置换反响的电动式：当有足量的铁存在时，反响一向进行到简直一切的铜离子堆积完停止。由于当ε＝0时，aCu2＋／aFe2＋＝10－26.3。 关于金矿石堆浸而言，矿石中的金基本上是天然金，它的浸出反响可表示为：其电位为：                         E＝1.3＋0.0591lgaAu＋    （9） 如此高的电位，标明在水溶液顶用氧气或其他氧化剂，不行能将金氧化而浸出。在生产实践中，人们经过金与、氯化物的络合作用，下降溶液中的金属离子浓度（活度），进而下降系统的电位。络合反响如下：由表1和表2可知，上述反响的标准复原电位为－0.68V，络离子的安稳常数为2×1038，可见当有游离CN－存在时，可明显下降溶液中的金属离子的活度。此刻，金的化堆浸的电位为：   表1  常见的一价金的络合物构成电位络离子电极反响复原电位（V）Au（CN）2－Au（CN）2－  Au＋2CN－－0.686Au（S2O3）23－－0.007Au［CS（NH2）2］2＋Au［CS（NH2）2］2＋＋e  Au＋2CS（NH2）2＋0.223Au（SCN）2－Au（SCN）2－＋e  Au＋2SCN－＋0.72AuBr2－AuBr2－＋e  Au＋2Br－＋1.02AuCl2－AuCl2－＋e  Au＋2Cl－＋1.20 表2  常用的金的结离子安稳常数Au＋络离子安稳常数Au3＋络离子安稳常数Au（CN）2－2×1038Au（CN）4－～1×1056Au（S2O3）23－5×1028AuI4－5×1047AuI2－4×1019Au（SCN）4－1×1042Au（SCN）2－1.3×1017AuBr4－1×1032AuBr2－1×1012AuCl4－1×1026AuCl2－1×109AuCl2－1×109对化堆浸液中的金络离子，有部分堆浸场选用锌置换工艺，其化学反响如下：这个反响中包含的另一个金属电极反响及其电位关系式如下：还应该指出，金、铜、银等矿石堆浸进程中，高品位氧化铜矿石的浸出液经过萃取－反萃取，取得含铜量很高（35～50g／L）的反萃取液；金矿石经过炭吸附－解吸，取得含金量很高（0.3～8g／L）的解吸液，这些溶液经过电积，别离得到电解铜、金泥。这些电积进程，也归于金属电极反响。

无论是氯化法钛白生产还是海绵钛生产过程中，粗TiCI4的制取工艺基本相同。以氯化炉为主体设备可分为以下几种。    ①固定床氯化随着技术的进步已经被淘汰。    ②熔盐氯化哈萨克斯坦、中国锦州正在应用。    ③流化床氯化流化床氯化被普遍采用，快速循环流化床氯化正处于开发阶段。                      Ti02＋2CI2===TiCI4＋02         △G0T＝184300-58T（T为409一1940K)    该反应即使T=2000K, △G0T>0由此可见，在标准状态下不能自发进行氯化反应。    只有在加碳的情况下，钛铁矿、金红石才能正常反应。其反应式如下：        Ti02（s）＋2C（s）＋2CI2（g）===TiCI4（g）＋2C0（g）            △G2＝48000-266T（T为409一1940K)        Ti02（s）＋C（s）＋2CI2（g）===TiCI4（g)＋C02（g）            △G3＝210000-58T（T为409一1940K)    在正常情况下以上两反应△G pco；当T>980K时，pco2Mn0>Mg0>Fe203>Fe0>Ti02>A1203>Si02。其中钛的低价物氯化优于Ti02，其顺序为：Ti0>Ti203>Ti305>Ti02。    各物质在800℃时的氯化率见下表。    由此可以看出，在沸腾炉未被氯化的床层料和熔盐氯化排出废盐之中以Si02、A1203为主，其次为CaO, MgO.因CaO, MgO熔点低，沸点高，可被氯化成CaCI2、MgCl2且挥发度低，所以在沸腾炉氯化床层料中的比例大时最易造成烧结，黏附在筛板上造成筛板堵塞，影响氯化炉正常运行，因此要求原料中CaO, MgO含量要低。

图1的热力学分析标明，辉铋矿的络合酸溶反响在实验条件下能够发作。实验标明，没有氧化剂存在时，反响速度较慢。图1  恒电位电解槽电压和阳极电位随时刻的改变 王成彦、邱定蕃等研讨了矿浆电解时辉铋矿的氧化浸出机理，以为辉铋矿的氧化能够经过下面几种不同的反响进程而得以完成。   （1）   （2）   （3） 反响式（1）是辉铋矿与阳极的直接受阻触摸氧化。反响式（2）是三价铁与辉铋矿的直触摸摸氧化。反响式（3）是辉铋矿首要经络合酸分化反响生成硫化氲，而氧化剂主要是和的氧化复原。式（2）和式（3）的差异就在于此。微观上，能够借助于对进程浸出渣样的物相结构的分析，来判明辉铋矿浸出反响的机理进程。 一般来讲，元素硫系硫化物在湿法冶金进程的相变产品。在低于硫的熔点（386K）浸出时，元素硫通常以三种方式嵌布（图2）：（a）在硫化矿周围呈疏松多孔状；（b）呈细密细粒状吸附在硫化矿周围；（c）呈细粒单体散布在提出渣中，与硫化矿自身无关。前者为金属阳离子分散进溶液后而残留下来的结构；后两种是硫化矿首要经酸分化生成H2S今后被氧化的结构；究竟是（b）仍是（c），则取决于浸出进程的许多影响要素。浸出渣中元素硫的嵌布状况直接联系到对浸出进程的解说。图2  元素硫的几种嵌布形状 对辉铋矿浸出进程分阶段取样渣的显徽镜调查发现，浸出15min时，辉铋矿改变甚微，此刻渣中有很少数的细粒状单体元素硫生成，散布在浸出渣中。当浸出时刻到达30min时，部分辉铋矿鸿沟已出现被腐蚀的痕迹；元素硫的生成数量较前者略有添加，基本上以细粒单体存在。浸出时刻到达60min，辉铋矿的溶蚀愈加显着，锯齿型鸿沟随时可见，元素硫大部分呈单体外，少数呈细粒状吸附在辉铋矿颗粒的鸿沟。90min时，辉铀矿颗粒鸿沟附着元素硫的状况愈加遍及，构成粒度显着增大，渣中已不易发现细粒的辉铋矿。浸出时刻达130min，辉铋矿周围的硫珠越来越多，简直连成一个硫珠环，一起渣中呈单体的硫珠也显着添加，残存的辉铋矿随浸出时刻的改变已不非常显着。 归纳以上的分析，能够以为，辉铋矿在实践的矿浆电解进程中的浸出反响，不是简略的硫化物金属阳离子的分散进程。从浸渣中存在着很多与硫化物无嵌布联系细粒细密的单体元素硫的状况看，它绝非是硫化物中金属离子分散进溶液后的残留物，而是一个从头构成的产品。也就是说，在辉铋矿的浸出进程中必定存在着一个成硫反响，也必定存在着辉铋矿的酸分化反响。依浸渣中的矿藏改变能够以为酸浸进程存在着如下反响跟着辉铋矿的不断分化，成硫反响也在不断进行；跟着H2S生成量的添加，部分H2S与溶液中的三价铁反响，产出元素硫嵌布在辉铋矿周围，部分H2S远离辉铋矿颗粒而与三价铁反响，构成单件的硫珠。 理论浸出电解时刻今后，辉铋矿浸出挨近彻底，二价铁也简直悉数转换为三价铁，析氯析氧反响开端发作。 由此能够得出如下的定论： （1）在阳极浸出进程中，辉铋矿首要进行的是酸分化反响（2）阳极生成的三价铁主要是与辉铋矿酸分化生成的H2S进行氧化复原反响，而与辉铋矿直触摸摸进行的氧化复原是非必须的。（3）对浸出渣的物相分析标明，元素硫的构成不是简略的金属阳离子分散进程产品，而是的氧化产品。因此在实践的酸浸进程中既存在着硫化矿的酸溶解反响，也存在着一个成硫反响；产出的硫大部分呈细粒单体，少数吸附在辉铋矿周围。 张英杰从电解质溶液中固液界面双电层结构与矿粒的机械运动动身，推导了必定超电位下（阳极析氯反响没有发作）影响阳极反响速率（电流密度）的要素，得出阳极电流密度（i）与矿浆浓度（Cs）、拌和转速的平方（NR2）呈线性联系，与矿粒粒度无关。进而核算出在任一会儿附着在1cm2阳极表面上的矿粒的总表面积为： S0＝3Cs／ρ 式中S0－矿粒的总表面积；     ρ－矿粒密度，g∕cm3；     Cs－矿浆浓度，g∕mL。 据此核算，假如取Cs＝0.lg／mL，ρ（辉铋矿）＝6.4g∕cm3，则S0＝0.046。这就是说当矿浆中一起含有Fe2＋时，在1cm2阳极表面上只要0.046cm2的面积在进行矿藏与阳极的磕碰触摸氧化，其他的面积进行的是Fe2＋的氧化。这就很好地解说了矿浆电解时，在有Fe2＋存在时，辉铋矿与阳极的磕碰触摸氧化并不占主导地位的原因。

火法炼镍流程中电炉、闪速炉等冶炼设备产生的低镍锍，由于其成分不能满足精炼工序的处理要求，因此必须进行低镍锍的进一步处理，这一过程大都在卧式转炉中进行。    低镍锍吹炼的任务是向转炉内低镍锍熔体中鼓入空气和加入适量的石英熔剂，将低镍锍中的铁和其他杂质氧化后与石英造渣，部分硫和其他一些挥发性杂质氧化后随烟气排出，从而得到含有价金属（Ni,Cu,Co等）较高的高镍锍和含有价金属较的转炉渣,由于它们各自的密度不同而进行分层m密度小的转炉渣浮于上层被排除。高镍锍中的贵金属和部分钴也进入高镍锍中。    转炉吹炼是一个强烈的自热过程，所需要的热量全部由吹炼低镍锍过程中铁、硫及其他杂质的氧化放热和造渣反应放热来供给。    低镍锍吹炼与铜锍吹炼不同，只有第一周期，没有明显的第二周期，当低镍锍吹炼到含铁2%～4%时就作为转炉的产出物而倒出，因此低镍锍的吹炼只有造渣期，没有造金属镍期，在造渣过程中，分批加入低镍锍和生渣，保持炉内一定的液面，以保证操作的正常运行。    低镍锍的主要成分是FeS、Fe3O4、Ni3S2、Cu2S、ZnS等，如果M代表金属，MS代表金属硫化物，MO代表金属氧化物，在吹炼1250℃左右的高温下硫化物一般可按下列反应进行氧化：                          MS+3/2O2=MO+SO2          （1—1）                          MS+O2=M+SO2              （1—2）    按(1—2)式进行吹炼镍锍产出金属镍要1650℃的温度，而一般卧式转炉炼不能达到如此高温,即(1—2)式不能顺利进行，（1—1）式便成为低镍锍吹炼的主要反应。    叛断一种硫化物沿何种方式进行氧化反应，较精确的方法是计算反应的自由能变化。为简便起见，在生产实践中常常根据在该温度下金属对氧的亲和力以及硫对氧的亲和力大小来叛断。    铁对氧的亲和力最大,依次为钴、镍、铜，故在吹炼过程中铁最易被氧化。铜、镍、钴、铁对硫的亲和力,恰与对氧的亲和力相反，故金属的硫化次序正好相反，即首先被硫化的是铜，依次是镍、钴、铁，所以在吹炼过程中铁易被氧化造渣除去。在铁氧化造渣除去。在铁氧化造渣除去以后，接着就应该是钴被氧化造渣，但镍锍中钴的含量少，在钴氧化除去的时候，镍也开始氧化造渣，正因为这样，吹炼过程就必须控制在铁还没有完全氧化造渣除去之前，就结束造渣吹炼，否则钴、镍也会被氧化造渣。由于在生产过程中要准确叛断很难，不可避免有少量钴、镍进入渣中，钴完全进入渣中，然后从吹炼渣中用其他方法回收钴。

流程由6道工序组成：铋矿的浸出与复原；铁粉置换沉积海绵铋；氧化再生；海绵铋熔铸粗铋；粗铋火法精练；铋浸出渣中有价金属的选矿收回。浸出进程的首要反响如下：浸出液经加铋矿复原，使溶液中残存的三价铁复原为二价。加铁粉，沉积出海绵铋，经过氧化，再生三价铁。 此法在工艺上比较老练，铋的浸出率高（渣计98%～98.5%），综合利用好，污染较小，为进步铋资源的综合利用供给了一种有用的途径。但此工艺材料耗费比较高，1t海绵铋耗用工业1.5～1.8t，氧气0.4～0.5t，铁粉0.5～0.6t。因为选用铁粉置换和再生技能，铁和氯离子在溶液中的堆集不容忽视，废液排放量大，浸出液中因为离子浓度相对较高，黏度较大，渣的过滤和洗刷较为困难。工艺流程见图1。图1  铋锡中矿浸出－铁粉置换提铋工艺流程图

近年来，随着钢铁工业的迅速发展和生产规模的不断扩大，在钢铁冶金生产中产生的含铁粉矿也随之迅速增长。主要包括烧结粉尘、高炉粉尘及尘泥、转炉粉尘、电炉粉尘、轧钢皮及尘泥等，这些粉矿的含铁量比较高，是一种可循环再利用的宝贵资源。此外，金属矿在开采过程中也会产生粉矿，对这些含铁粉矿资源的再次利用，具有重要意义，因此有很多球团厂和钢铁企业均对如何利用含铁粉矿进行了深入的研究[1-2]。 在含铁粉矿利用过程中，还存在以下主要问题：①生产出来的球团抗压力太低，满足不了球团进入高炉冶炼的要求。②制备工艺过程中的粘结剂对原材料要求高，含铁矿粉本身来源复杂，严格要求是不可能的，甚至有的粘结剂还要求原料中要加入一定量的含铁90%以上的金属粉才能固化，这就失去了利用矿粉的意义。③球团的固化时间太长，有的需要几十个小时固化时间、或几十天的养护才能产生抗压力，没办法实现批量生产。 本研究拟开发一种简单可靠、适应性广的球团生产工艺，并具有设备简单、投资少、生产成本低、便于操作等优点；要实现这一目标，首先粘结剂的烘干温度要低，加热时间要短，能源消耗要少，不污染环境，所以首先研制了新型粘结剂。已有不少关于球团用粘结剂的研究[3-6]，在前人研究的基础上，对粘结剂进行了进一步深入研究，获得了新的无机、有机复合粘结剂，以此为基础，对加热固化制度工艺也进行了研究，并探索了粘结剂的合适加入量及粘结剂对不同矿粉原料的适应性，以获得能用于实际工业生产的含铁粉矿的球团化制备工艺。 一、试验条件与方法 （一）原材料 1、粘结剂，采用自制无机有机复合粘结剂(简称粘结剂)。 2、含铁粉矿，来自攀枝花某企业，其化学组成见表1。（二）试验过程 每次称取含铁粉矿原料500g，试验采用人工配料混合，试样加压成型是在万能压力试验机上进行。加压成型压力为30000N/个，每个球团用料30g，直径为25mm。粉矿加压成型后放在加热炉中进行烘干固结，最后测其径向抗压力。其径向抗压力与实际工业生产中对辊压块法生产的椭圆球团两端点间的力更接近，所以在试验中，都是采用的测试试样的径向抗压力。试验过程如图1所示。 （三）抗压力测试 试样为直径25mm，高20mm的圆柱体，每种条件下制作5个试样进行抗压力测试，去掉最高、最低值，取其余3个值的平均值作为该条件下的抗压力值。 （四）所用仪器与设备 加压设备为YE-30型液压式压力试验机，烘干设备为TMF-4-3型陶瓷纤维高温炉，抗压力检测设备为CMT5105型微机控制电子万能试验机。二、试验结果与分析 （一）加热固化制度对球团抗压力的影响 所用粘结剂要在加热条件下才能固化，因此加热固化制度是球团制备重要的工艺参数之一。通过查阅文献，采用自制的无机有机复合粘结剂，首先在固定12%粘结剂用量的条件下，通过改变加热固化温度，进行试验，其固化温度对球团抗压力影响的试验结果见表2。从表2可见，将试样从室温直接加热到加热固化温度并保温1h的条件下，加热固化温度从300，400，500℃，变化到800℃的过程中，试样的径向抗压力是依次增大的，在500℃时达到最大值。当温度800℃时，径向抗压力反而降低了。所以采用500℃为此工艺较合适的加热温度。通过查阅文献，当球团试样加热到500℃左右时，球团试样中的粘土失去结构水，粘土变成了死粘土，相当于常见的泥通过烧制变成了砖瓦，从而表现出球团抗压力的提高。不仅如此，粘土向死粘土的转化，可使球团在雨水作用的条件下不会散开，而保持其力，有利于球团生产后的储存和运输，这对大批量生产球团的企业非常重要。 试验过程中，发现水分对粘结剂的固化作用产生影响，所以设计了在加热固化过程中的一个除水的过程，在105℃时保温0.5h，以除去试样中的水分(表3)。 从表3可见，在105℃保温0.5h后，球团试样的径向抗压力明显提高。在105℃保温0.5h，可以除去球团试样中的水分，防止了水分对粘结剂的固化作用产生影响，所以抗压力就提高了。综上，加热固化温度从300，400，500℃，变化到800℃的过程中，试样的径向抗压力在500℃时均达到最大值。所以选定的最佳加热固化制度是球团在加热固化过程中先从室温升至105℃，让其在此保温0.5h后，再连续升温到500℃并保温1h。 （二）粘结剂加入量对抗压力的影响 在球团化的制备工艺中，球团抗压力的产生主要来源于粘结剂的固化作用，所以粘结剂的加入量的多少，直接影响到球团整体性能，也是进行工业化生产过程中，生产成本的主要部分。用相同的加热固化工艺，采用不同的粘结剂加入量，进行了试验，试验结果见表4。从表4可见，随着粘结剂加入量的增加，球团试样的径向抗压力会相应提高。当粘结剂用量为12%时径向抗压力过到最大值。继续增加粘结剂的用量，当增加到14%时径向抗压力反而有所降低。在球团中，径向抗压力的产生主来源于粘结剂在加热固化过程中形成的粘结膜。所以当粘结剂用量增加，形成的粘结膜球团的数量也会相应增加，球团的抗压力会提高。但当粘结剂用量达到14%时，粘结剂的量早已达到饱和状态，多的粘结剂无法再继续形成粘结膜，反而增加了球团中的水分，影响了粘结剂的加热固化效果，导致其抗压力下降。在粘结剂的加入量为12%，先在105℃时保温0.5h，再连续升温到500℃并保温1h的条件下，在攀枝花某企业进行了球团中试生产试验，并用所生产的球团进行了转鼓指数测定，发现大部分转鼓指数在67%左右，最高的可达90%。 （三）不同粉矿条件下的抗压力 为了验证此球团化制备工艺的普适性，选用了3种不同的粉矿原料进行试验。①原料1。高铁粉36%，中加粉40%，转炉污泥24%，含铁量50.81%。②原料2。泥矿20%，中加粉30%，高铁粉30%，铁精矿20%，含铁量52.31%。③原料3。泥矿10%，中加粉50%，高铁粉40%，含铁量50.89%。 按粘结剂加入量为12%，烘干制度采用先在105℃时保温0.5h，再连续升温到500℃并保温1h的工艺方案，对以上3种不同的粉矿原料进行试验，结果见表5。从表4可见，3个不同的原料配比，按此工艺，其球团试样的径向抗压力最低为1.4153 kN，达到了使用的要求。该工艺对粉矿原料没有特别的要求，具有普适性，有很广的应用前景。 通过对加热固化制度、粘结剂的加入量对含铁粉矿球团化力的影响试验，找到了一套合适的制备工艺。此制备工艺生产的球团径向抗压力较高，能满足进入高炉冶炼的要求；此制备工艺对含铁粉矿的原料没有严格的要求，具有普适性；在此工艺中，固化时间为2h左右，生产周期短，适合企业实现批量生产；为解决目前球团生产中存在的主要问题奠定了基础。 三、结论 （一）试验研究表明，球团在加热固化过程中，先在105℃时保温0.5h，除去球团中的水分，再连续升温到500℃并保温1h的工艺方案，所生产的成品球团径向抗压力可从1.5731 kN提高到1.9122kN，成品球团还能抗水，便于工厂保存和运输。 （二）当粘结剂的用量在12%时，所制备的球团径向抗压力最大达到1.9122 kN，能满足高炉冶炼的要求。 （三）通过对不同含铁粉矿的试验研究表明，此工艺对粉矿原料没有特别的要求，具有普适性。 参考文献 [1] 甘勤．攀钢含铁尘泥的利用现状及发展方向[J]．金属矿山，2003(2)：62-64． [2] 田昊，马晓春．烧结除尘灰混合炼钢污泥喷浆的工艺设计与应用[J]．烧结球团，2005(4)：34-36． [3] Eisele T C，Kawatra S K.A review of binders in iron orepelletization[J]．Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review，2003，24(1)：90-98． [4] 刘新兵，杜烨．含有机粘结剂人工钠化膨润土在球团生产中的应用[J]．烧结球团，2003，28(6)：47-50． [5] 李宏煦，姜涛，邱冠周，等．铁矿球团有机粘结剂的分子构型及选择判据[J]．中南工业大学学报，2000，31(1)：17-20． [6] 杨永斌．有机粘结剂替代膨润土制备氧化球团[J]．中南大学学报：自然科学版，2007，38(5)：851-857．

炼铋冶金炉的炉料包含铋精矿、氧化铋渣、煤粉、铁屑、纯碱、萤石、黄铁矿、返渣等，依据配料比的要求投入炉内。它们的效果和它们在炉内参加之反响分述如下： 一、铋精矿 铋精矿包含硫化铋精矿与氧化铋精矿，是提铋的首要原料，在冶金炉熔炼中，铋精矿参加的反响是杂乱的。在此，咱们仅研讨氧化铋与硫化铋参加的下述反响：（5）式为熔剂脱硫反响。（6）式为氧化铋被已复原的杂质金属如铅所复原的反响。在以上七个反响式中，在冶金炉熔炼条件下（2）与（3）式的反响是首要的。 二、氧化铋渣 一般指铅阳极泥氧化除铋产出的渣料。依据收回金银的传统流程，铅阳极泥经复原熔炼产出贵铅，贵铅在分银炉氧化吹炼中，脱除砷、锑后持续吹风氧化，则铋与铅皆氧化入渣。氧化渣分为前期渣，中期渣、后期渣，前期渣含铅高，含铋低，后期渣含铋高，含铅低。三者合称氧化铋渣，一般含铋在35%～55%之间。氧化铋渣是归纳收回铋的首要原料之一。其参加的反响包含上述七个反响中的（1）、（2）、（4）、（6）式反响，其间以（2）式为主。 三、煤粉 煤粉用作复原剂。参加煤粉效果如下： （1）使氧化铋复原。 （2）起部分脱硫效果：以上两式阐明，当不加煤粉时，钮以Bi2O3状况入渣，当参加煤粉时，铋呈金属铋状况堆积入粗铋。 （3）坚持炉内复原性气氛，避免铋液氧化，避免炉膛内特别是炉顶耐火材料氧化腐蚀。 （4）避免碲氧化入渣，而使碲富集于粗铋之中。 煤粉参加量有必要恰当，过多过少都会带来不良的结果。当加煤粉过量时，使其它对氧的亲和力较铋为大的杂质金属也被复原进入粗铋，下降粗铋的档次。一起，由于碳的熔点高（3700℃），碳参加过量，会进步炉料的熔点和粘度，使炉料难熔化。当煤粉缺乏时，氧化铋复原不充分，构成部分氧化铋入渣，进步了渣含铋，增大铋的丢失，而且，无法保持炉内安稳的复原性气氛。 四、铁屑 铁屑用作置换剂。一般要求运用铸铁屑。参加铁屑的效果如下： （1）用铁置换硫化铋中的铋。 （2）单个情况下，铁屑可作复原剂：铁屑参加量有必要恰当，过多过少皆晦气。当参加铁屑过量时：会使其它对硫亲和力较铋大的杂质置换出来进入粗铋，然后下降粗铋档次；冰铜中硫化亚铁添加，增大冰铜比重，影响与粗铋别离，而下降铋的收回率；过量铁与砷、锑等杂质生成黄渣，如As2Fe3、Sb2Fe3等，密度约为7克／厘米3，介于冰铜与粗铋之间，熔点较高，构成隔阂，使操作困难，炉况不正常，下降铋的直收率；铁不溶于铋，且熔点高达1535℃，在冶金炉熔炼温度下不易熔化，过剩铁以单体铁夹藏部分铋在熔池边际及底部堆积，构成炉结，构成铋的丢失，添加操作困难。当铁屑参加量缺乏时，硫化铋置换不彻底，部分硫化铋进入冰铜，构成铋的丢失；由于铁屑参加缺乏，冰铜与粗铋中搀杂有未被置换的单体硫存在，放出时，易腐蚀铜制东西及设备。 五、纯碱 纯碱又叫碳酸钠、苏打、曹达，用作熔剂。参加纯碱的效果如下： （一）造渣：纯碱能与精矿中的脉石成分SiO2、Al2O3等酸性氧化物构成熔点较低，流动性好的硅酸盐，铝酸盐等稀渣：（二）下降炉渣密度和熔点。 （三）使硫化亚铁氧化成氧化亚铁人渣，而进入冰铜，下降冰铜的熔点和比重：（四）与煤粉起部分脱硫效果。 （五）纯碱能使砷、锑氧化蒸发或入渣：纯碱也可将As2O3进一步氧化：相同，炉猜中的锑与纯碱也有相似反响：纯碱参加量有必要恰当，过多过少皆晦气。当参加纯碱过量时，使硫化铋氧化入渣：并使复原的金属铋从头氧化入渣：一起下降炉料熔点，使炉内熔体难以过热，炉温低，不能确保反响进行需求的温度，致使反响进行缓慢且不彻底，炉渣、冰铜、粗铋三者别离欠好，因此下降铋的收回率；由于炉渣内含有较多的游离，具有很大的腐蚀性，损坏炉衬。相反的，当纯碱参加缺乏时，渣熔点升高，密度与精度增大，渣与冰铜别离困难，渣中夹藏铋量增高；而且使一些对氧亲和力较铋大的杂质未被氧化即进入粗铋，下降粗铋的档次。 六、萤石 萤石又称氟化钙、氟石，用作熔剂。参加萤石的效果是下降炉渣的熔点和粘度，关于含二氧化硅较高的精矿，配猜中参加2%～5%的萤石，可大大下降硅酸盐渣的粘度，改进其流动性。当萤石参加过量时，因其对砖缝有很大的浸蚀性会腐蚀炉衬；一起渣流动性变好，简单跑炉；渣熔点太低，使炉内保持不了反响需求的温度。 现在，萤石参加冶金炉内与炉料之间的物理化学效果，还研讨得很少，对萤石下降炉渣粘度的原因，也还没有公认的非常恰当的解说。有关材料以为：萤石参加CaO－Al2O3－SiO2渣系时，它和CaO相同也能损坏硅酸盐的Si－O键，而且使硅酸盐晶格单元变小，粘度下降。不过CaF2的效果比CaO大（对粘度下降的效果，一摩尔的CaF2相当于2摩尔的CaO）。往渣中参加CaF2后，电离成CaF＋而置代品质巾的氧离子（O2－），即可以把不安稳的CaF＋离子对作为一种“溶剂”，它可“溶解”较大的硅酸盐阴离子（如SiO44－，此类阴离子是靠静电力结合的，由于CaF＋“溶解”了它，故消除了此种静电力），所以下降了渣的粘度。 七、黄铁矿（FeS2） 黄铁矿用作硫化剂。由于黄铁矿遇热分化：在独自处理氧化铋渣时，为了使渣中的铜与铋别离，参加黄铁矿使渣中Cu2O硫化后生成Cu2S，与FeS一道组成冰铜。 纯FeS2含硫53.3%，冶金运用之黄铁矿要求含硫高于42%。 八、返渣 在冶金炉熔炼中处理之返渣包含： （一）精粹渣：粗铋火法精粹产出之熔化渣、氧化渣、除氯渣、制品渣等，含铋30%左右。 （二）浸出渣：粗铋火法精粹产出之氯化渣、碲渣，经湿法浸出后的残渣，含铋3%～10%。 （三）炉底灰：修炉时打出之废料，含铋5%～10%。 （四）烟道结及烟道尘：含铋5%～10%。 处理返渣的意图是为了收回铋。

金在通常情况下只能溶解于和碱金属溶液中，因而工业上发作的含金废液首要有含金废溶液和含金化废液两类。 1、含金废将含金固体废料溶于是最常用的将金转入溶液的办法。所得溶液酸度较大，常称为含金废，金在其间以+3价氧化态存在。从中收回金的根本原理是向这些游离状况或配位状况的金离子供给电子，使其转化为原子状况而得到金的单质。常用的向金离子供给电子的办法有两种：一是在废溶液中参加恰当的复原剂使金离子得到复原；二是经过电解办法向金离子供给电子，使金在阴极分出。 现在在工业上得到运用并可用于收回废中金的复原剂首要有硫酸亚铁、钠、生动过渡金属(如锌粉和铁粉等)、亚(NaHSO3)、草酸、和等。运用复原法收回金时有必要留意废的酸性和氧化性的强弱。通常情况下，废的酸性和氧化性很强，在参加复原剂之前有必要设法下降其酸性和氧化性。常用的办法是将含金废过滤除掉不溶性杂质，所得滤液置于瓷质或玻璃内衬的容器中加热煮沸，在此进程中以少数屡次的办法滴加必定量的，使废中的氮氧化物气体逸出。此操作俗称为赶硝。赶硝是否彻底的简略判别标准是从废中逸出的气体色彩有必要为无色。 硫酸亚铁是工业用处很广的廉价无机复原剂，它与废效果发作的氧化复原反响如下： 3FeSO4+HAuCl4HCI→FeCl3+Fe2(SO4)3+Au↓ 将经过过滤和赶硝的含金废趁热抽人高位槽，在拌和下滴加到过量的饱满硫酸亚铁溶液中，硫酸亚铁溶液能够恰当加热。当取少数0.1mol/LHAuCl4溶液滴加到少数硫酸亚铁的反响混合物中无显着反响时，能够以为反响混合物现已没有复原性。中止滴加废，持续拌和2h后，静置沉降。用倾桁法别离堆积下来的黑色金粉，用水洗净后铸锭得到粗金。所得滤液会集起来，用锌粉进一步处理。 因硫酸亚铁的复原才干较小，用硫酸亚铁处理含金废时除贵金属以外的其他金属很难被它复原，因而即便处理含贱金属较多的含金废液，其复原产出的金的档次也可达98%以上。但此法效果缓慢，结尾不易判别而且金不易被彻底复原，因而需求锌粉进一步处理尾液。 钠也是一种工业上常用的廉价复原剂，许多冶炼厂商在焙烧含硫矿藏或其他物料时，为了下降烟尘中的二氧化硫含量，通常将除尘后的烟气导入溶液中，所得溶液中钠的含量较高，能够用此溶液直接作为处理含金废的复原剂以到达以废治废和综合运用的意图。将经过除尘和净化的含二氧化硫的气体直接通入含金废中能够到达相同的效果。钠复原含金废的反响方程式如下： Na2SO3+2HCl→SO2+2NaCl+H2O 2SO2+2HAuCl4+6H2O→2Au↓+8HCl+3H2SO4 具体操作如下：将经过过滤和赶硝的含金废趁热抽入高位槽，在拌和下滴加到过量的饱满钠溶液中，复原时恰当加热溶液，有利于产出大颗粒黄色海绵金。参加少数聚乙烯醇(参加量约为0.3～30g/L)作凝聚剂以利于漂浮金粉沉降，充沛反响后静置。用倾析法别离堆积下来的黑色金粉，用水洗净后铸锭得到粗金。 锌粉是黄金精粹进程中常用的金属复原剂，其特点是复原容量大，置换金的速度快。缺陷是过量锌粉与置换所得金粉混在一同，有必要再用硝酸或将剩余的锌粉溶解掉才干得到较纯的金粉。将经过过滤和赶硝的含金废趁热抽入高位槽，调理溶液的pH＝1～2，参加过量锌粉。充沛反响后离心别离，所得金锌混合物用去离子水重复清洗到没有氯离子中止。在拌和下用硝酸溶煮，所得金粉的色彩为正常的金黄色，聚会杰出，用水洗净后铸锭得到粗金。置换进程中操控pH=1～2的意图首要是为了避免锌盐水解，有利于产品澄清和过滤。置换产出的金属堆积物含有过量锌粉，可用硝酸或将其溶解。需求留意的是选用溶解时，堆积中不该含有硝酸根，除银、铅、外，其他贱金属都易被溶解。选用硝酸溶解时，硝酸简直能溶解夹杂在金粉中的一切普通金属杂质，但堆积中不该含氯离子，不然复原所得的金粉有或许再次被溶解掉。别的，还可选用硫酸来溶解锌及其他杂质，堆积金不易从头溶解，但钙、铅离子不能与堆积别离，产品易呈黑色。 对含金量很低且量大的废，赶硝处理时能源耗费太大，能够选用亚(NaHSO4)作为复原剂进行复原处理，用亚进行复原时不需求赶硝。具体操作是：将含金废过滤后，先用碱金属或碱土金属的氢氧化物(例如含质量25%～60%的NaOH或KOH)或碳酸盐的溶液调整含金废的pH值为2～4，并将其加热至50℃并坚持一段时间，参加少数硬脂酸丁酯作凝聚剂。在拌和下滴加NaHSO4饱满溶液堆积金。所得金粉经洗刷后能够熔铸成粗金，含量约为98%。 运用草酸、、抗坏血酸和等有机复原剂对含金废进行复原处理的最大优点是不会引进新的杂质，但本钱较高，从含金废中收回金粉时很少选用，在将电解金加工成特定粒度的金粉工业产品时用得较多。 各种复原剂收回金后的尾液中是否还含有金，即收回是否彻底，可选用以下办法进行判别：按尾液色彩判别，若尾液无色，则金已根本堆积提取彻底；用氯化亚锡酸性溶液查看，有金时因为生成胶体细粒金悬浮在溶液中，使溶液呈紫红色；不然阐明尾液中金已提取彻底。 2、含金化废液第二大类含金废液是含金化废液，首要包含电镀进程发作的镀金废液(一般酸性镀金废液含金4～12g/L，中等酸性镀金废液含金4g/L，碱性废液含金达20g/L)、化法提金发作的废水以及含金化产品(如化亚金钾等)出产进程中发作的废水。常用的含金化废水中金收回办法首要有电解法、置换法和吸附法等。依据含金化废水的品种和金含量的凹凸能够挑选单种办法处理，也能够采纳几种办法联合处理。 ①电解法将含金化废水置于一敞开式电解槽中，以不锈钢作为阳极，纯金薄片作为阴极，操控液温为70～90℃，通人直流电进行电解，槽电压约5～6V。在直流电的效果下，金离子迁移到阴极并在阴极上堆积分出。当槽中镀液经过守时取样分析且金含量降至规则浓度以下时完毕电解，再换上新的废镀液持续电解提金。当阴极分出金堆集到必定数量后取出阴极，洗刷后铸成金锭。 电解法处理含金化废水除选用上述开槽电解外，还能够用闭槽电解进行处理。即选用一关闭的电解槽进行电解作业，溶液在体系中循环，操控槽电压为2.5V进行电解。当废镀液含金量低于规则浓度时中止电解，然后出槽、洗净、铸锭。电解尾液经吸收槽处理合格后，抛弃排放。闭槽电解的自动化程度较高，对环境比较友爱，但一次性设备投入较大。 ②置换法含金化废水中的金通常以[Au(CN)2]－的方式存在。在含金化废水中参加恰当复原剂，即可将[Au(CN)2]－中的金复原出来。依据含金化废水的品种和含金量，复原剂能够选用无机复原剂(如锌粉、铁粉、硫酸亚铁等)或有机复原剂(如草酸、、抗坏血酸、甲醛等)。无机复原剂报价比有机复原剂低，但处理含金化废水今后，过量的无机复原剂有必要设法除掉。有机复原剂报价较高，但复原金合作物后的产品与金很简单别离。因为金在收回进程中首要得到粗金，后边提纯在所难免。因而，实际操作中一般选用无机复原剂(特别是锌粉和铁粉)进行复原，将金置换成黑金粉沉人槽底。锌粉复原的反响方程式如下： 2KAu(CN)2+Zn→K2Zn(CN)4+2Au↓ 具体操作进程为：将含金化废水取样分析，断定其间的含金量。将废液置于塑料容器中，参加约1.5倍理论量的锌粉，拌和。为加快置换进程，含金废镀液应恰当稀释和酸化，操控pH=1～2。在酸化废液时易放出HCN气体，所以有关作业应在通风橱中进行。置换产品过滤后，浸入硫酸以去除剩余的锌粉，再经洗刷、烘干、浇铸即得粗金。滤液经过分析含金量和游离含量，当含金量和游离含量低于规则值时能够排放；不然应进一步进行处理。 ③活性炭吸附法活性炭对金合作物具有较高的吸附才干，活性炭吸附的作业进程包含吸附、解吸、活性炭的返洗再生和从返洗液中提金等进程。 含金化废水经化验含金量后，置于塑料容器中。参加恰当粒度的活性炭，充沛拌和。将吸附混合物离心脱水，所得液体搜集后会集处理。将所得湿固体参加到由10%NaCN和1%NaOH组成的混合液中，加热至80℃，充沛拌和下进行解吸金。过滤或离心脱水，所得滤液即为含金返洗液，将活性炭参加到去离子水中，充沛拌和，脱水，重复三次。所得滤液并人含金返洗液中，活性炭经枯燥后能够从头运用。返洗液中金的含量现已大大提高。可用电解或复原的办法将返洗液中的金提取出来。 用活性炭处理含金化废水时，废液中[Au(CN)2]－被活性炭的吸附一般以为是物理吸附进程。活性炭孔隙度的巨细直接影响其活性的巨细，炭的活性愈强对金的吸附才干愈大。常用活性炭的粒度为10～20目和20～40目两种。活性炭对金吸附容量可达29.74g/kg，金的被吸附率达97%。南非专利以为，先用臭氧、空气或氧处理废化液，再用活性炭吸附可获得更好效果。此外，解吸剂可选用能溶于水的醇类及其水溶液，也可选用能溶于强碱的酮类及其水溶液。这类解吸剂的(体积百分数)组成为：H2O(0～60%)，CH3OH或CH3CH2OH(40%～100%)，NaOH(≥0.11g/L)；或许CH3OH(75%～100%)，水(0～25%)，NaOH(20.1g/L)。 ④离子变换法因为含金化废水中金以[Au(CN)2]阴离子的方式存在，因而能够选用恰当的阴离子交流树脂从含金废液中离子交流金，再用恰当的溶液将[Au(CN)2]一阴离子从树脂上冼提下来。将阴离子交流树脂装柱，先用去离子水试验柱的流速，调理适宜后将经过过滤的含金废液经过离子交流柱，守时检测流出液含金量。当流出液的含金量超出规则标准时中止通入含金化废水。用溶液或溶液重复洗提金，使树脂再生。洗提液含金量大大提高，用电解或复原的办法将洗提液中的金提取出来。 ⑤溶剂萃取法其根本原理是运用含金化废水中的金合作物在某些有机溶剂中的溶解度大于在水相中的溶解度而将含金合作物萃取到有机相中进行富集，处理有机相得到粗金。试验标明，可用于萃取金的有机溶剂有许多，如、醚、二丁基卡必醇、甲基异丁基酮(MIBK)、磷酸三丁酯(TBP)、三正辛基氧化膦(TOPO)和三辛基甲基胺盐等都能够从含金溶液中萃取金。萃取作业时，含金废液的萃取道次一般操控在3～8次，如萃取剂挑选恰当，萃取收回率一般都能到达95%以上。 重法（CODCr） 概述 一、原理 在强酸性溶液中，必定量的重氧化水样中复原性物质，过量的重以试亚铁灵作指示剂、用硫酸亚铁铵溶液回滴。依据用量算出水样中复原性物质耗费的氧。 二、搅扰及其消除 酸性重氧化性很强，可氧化大部分有机物，参加硫酸银作催化剂时，直链脂肪族化合物可彻底被氧化，而芳香族有机物却不易被氧化，不被氧化，挥发性直链脂肪族化合物、等有机物存在于蒸气相，不能与氧化剂液体触摸，氧化不显着。氯离子能被重铬酸盐氧化，而且能与硫酸银效果发作堆积，影响测定成果，故在回流前向水样中参加硫酸，使成为络合物以消除搅扰。氯离子含量高于2000mg/L的样品应先作定量稀释、使含量下降至2000mg/L一下，再行测定。 三、访法的适用规模 用0.25mol/L浓度的重溶液可测定大于50mg/L的COD值。用0.25mol/L浓度的重溶液可测定5～50mg/L的COD值，但精确度较差。 仪器 1、回流设备：带250ml锥形瓶的全玻璃回流设备（如取样量在30ml以上，选用500ml锥形瓶的全玻璃回流设备）。 2、加热设备：电热板或变组电炉。 3、50ml酸式滴定剂。 试剂 1、重标准溶液（1/6＝0.2500mol/L：）称取预先在120℃烘干2h的基准或优级纯重12.258g溶于水中，移入1000ml容量瓶，稀释至标线，摇匀。 2、试亚铁灵指示液：称取1.485g邻菲啰啉，0.695g硫酸亚铁溶于水中，稀释至100ml，贮于棕色瓶内。 3、硫酸亚铁铵标准溶液：称取39.5g硫酸亚铁铵溶于水，边拌和便缓慢参加20ml浓硫酸，冷却后移入1000ml容量瓶中，加水稀释至标线，摇匀。临用前，用重标准溶液标定。 标定办法：精确西艘10.00ml重标准溶液与500ml锥形瓶中，加水稀释至110ml左右，缓慢参加30ml浓硫酸，混匀。冷却后，参加三滴试亚铁灵指示液（约0.15ml）用硫酸亚铁铵滴定，溶液的色彩由黄色经蓝绿色至红褐色及为结尾。 式中，c—硫酸亚铁铵标准溶液的浓度（mol/L）；V—硫酸亚铁铵标准滴定溶液的用量（ml）。 4、硫酸－硫酸银溶液：与2500ml浓硫酸中参加25g硫酸银。放置1～2d，不时摇摆使其溶解（如无2500ml容器，可在500ml浓硫酸中参加5g硫酸银）。 5、硫酸：结晶或粉末。 精密度和精确度 六个试验室分析COD为150mg/L的邻笨二氢钾一致分发标准溶液，试验室内相对标准偏差为4.3%；试验室间相对标准偏差为5.3%。 留意事项 1、运用0.4g硫酸络合氯离子的最高量可达40mL，如取用20.00mL水样，即最高可络合2000mg/L氯离子浓度的水样。若氯离子浓度较低，亦可少加硫酸，是坚持硫酸：氯离子＝10∶1（W/W）。如呈现少数堆积，并不影响测定。 2、水样去用体积可在10.00～50.00mL规模之间，但试剂用量及浓度按相应调整，也可得到满足成果。 3、关于化学需氧量小于50mol/L的水样，应该为0.0250mol/L重标准溶液。回滴时用0.01/L硫酸亚铁铵标准溶液。 4、水样加热回流后，溶液中重剩余量应为参加少数的1/5～4/5为宜。 5、用邻笨二氢钾标准溶液检测试剂的质量和操作技能时，因为每克邻笨二氢钾的理论CODCr为1.167g，所以溶解0.4251L邻笨二氢钾与重蒸馏水中，转入1000mL容量瓶，用重蒸馏水稀释至标线，使之成为500mg/L的CODCr标准溶液。用时新配。 6、CODCr的测定成果应保存三位有用数字。 7、每次试验时，应对硫酸亚铁铵标准滴定溶液进行标定，室温较高时特别留意其浓度的改变。

由于近几年我国钢铁原料----铁精粉价格的攀升，河沙选铁的利润大幅度提高，专用机械----河沙选铁船、磁选机等系列选矿设备得以在全国范围内大面积推广。 中科公司生产的河沙铁粉提取磁选机有实际的应用效果。 这些选矿设备大致的工作原理为：通过磁选机将河沙中的磁性铁选出来。下面就具有代表性的设备--挖沙选铁船的构造、原理以及操作规程简介如下： 挖沙选铁船由浮体、链斗挖沙系统、筛分系统、磁选系统、尾沙排除系统、动力系统组成。 首先，河道里有水，我们的选矿设备必须要浮在水面上工作，因此我们用3.5-4毫米的钢板做成了浮体，根据挖沙深度的不同，浮体的宽度和长度都有相应的尺寸要求，一般宽度在1.5-2米之间，长度在16-32米之间。 另外，我们为了增加船的稳定性，两个浮体之间间隔了一定的距离，一般为1.5米左右。顾名思义，这套选矿设备的上料系统是链斗式的挖沙系统，河沙由链斗提上来以后，因为有大小不一的石子，为了保护磁选机的安全，必须经过筛分系统。根据河道的环境不同，一般来说，石子比较少、直径比较小的河道用自震式比较好，维修方便，节省动力(约3KW)。而石子很多，直径又比较大的河道就要用滚筒式的筛子了。经过筛分后的石子一般直接流入河道，如果有经济价值也可由传送带输送到岸上出售;河沙转入磁选系统。磁选系统主要是磁选机和水洗精选系统。 磁选机的磁表强度一般要达到3800-4500高斯，规格为750*2200-2400，这样配套才能达到90%的净选率。水洗的作用是提高毛铁粉的品位，一般可在30-45之间自由调节。尾沙排除系统的作用是将选去铁粉的尾沙排到远离本机械的地方，以保证本机械能正常的工作。一般有自流式、传送带式、抽沙泵式三种形式当然这也是根据河道的具体环境来定的。

干燥的硫化镍精矿颗粒在氧化性的气流中悬浮状态进行氧化反应，反应产物落入沉淀池继续完成造锍、造渣反应,并完成镍锍和炉渣的相分离。闪速熔炼过程的化学反应与传统工艺没有实质的区别,只是通过熔炼设备和熔炼工艺上的改进来改善硫化精矿与强氧化性气体之间的多相反应动力学条件，达到熔炼的目的。闪速熔炼反应过程的物征是:①细颗粒物料悬浮于紊流的氧化性气流中,气—液—固三相的传质传热条件改善,化学反应快速进么；②喷入的细粒干精矿具有很大的比表面(据测定,-0.074mm的精矿1kg具有200mm2以上的表面积),氧化性气体与硫化物在高温下的反应速度和氧化程度的提高，导致精矿中更多的铁和硫氧化（例如卡尔古利镍厂闪速炉脱硫率为80%，皮克威镍厂为85%）。由于反应速度快，单位时间放出的热量多,使燃料消耗降低,从而减少因燃料带入废气量,提高了烟气中的SO2浓度，为烟气综合利用创造 了有利条件。    诺里尔斯克厂对镍闪速炉的测温结果和改变某些主要参数对熔炼结果的影响如图2和下表所示。测点2、3的数据表示了反应塔相应位置的温度分布,测点4的数据表示了沉淀池熔体表面上空的气相温度,这些测点数据大约在1200～1400℃之间。提高处理矿量和氧氧浓度，可使镍锍品位提高,但渣含镍量也随之升高。   诺里尔斯克厂镍闪速炉测温点位置（a）和炉子相应位置横断面温度分布（b）tr—热电偶测出；tR—辐射高温度计测出 诺里尔斯克厂镍闪速炉主要参数对渣含镍的影响参数加料量/（t.h-1）125.2110.1126134.6鼓风量/（km3.h-1）64.1435056.7氧浓度/%42484848料含Fe/%46.849.248.345.7S%3632.733.735.7Ni/%7.287.327.377.32锍含Ni/%22.230.329.328.5渣含Ni%0.40.370.630.64

1.生物流化床与气提生物膜反应器：所谓生物流化床，就是以砂和活性炭等颗粒物质为载体填充于生物反应器内，因载体表面附着成长着生物膜而使其质变轻，当污水以必定流速从下向上活动时，载体便处于活动状况。依照载体活动的动力来历的不同，生物流化床一般可分为以液流为动力的流化床和以气流为动力的三相流化床两大类。在两相流化床中，依照进入流化床的污水是否预先充氧曝气，床体又可处于好氧状况和厌氧状况，前者首要用于处理污水中的有机污染物，而后者则首要用于去除污水中的亚硝酸盐和硝酸盐等。 气提式生物膜反应器和机械式搅动床是与三相流化床类似的生物膜反应器，只不过是用于填料生物膜上的剪切力更大(如前者)或此力来历于空气以外的其他驱动力，如后者的机械拌和。 近年来，生物流化床现已开展成为一种较有远景的污水生物处理工艺，这首要归因于反应器内微生物丢失速率较低、无须污泥回流、不阻塞且坚持较高的固—液触摸面积等。 2.厌氧生物膜胀大床：厌氧生物膜胀大床与生物流化床类似，它也是在多为圆柱体结构的床内填充细微的砂、砾石、无烟煤等固体颗粒作为微生物附着成长的载体，但污水从床底部流入时仅使填料层处于胀大而非流化状况，即颗粒间仍坚持相互触摸。 3.微孔膜生物反应器：微孔膜生物反应器选用特制的微孔膜使待处理污染物质与微生物分隔的方法，经过逆向分散进行传质并经过微生物氧化效果去除污水中的有机污染物。该工艺首要用于处理有机工业废水中毒性或挥发性的有机污染物，如在处理含100mg/L的污水时对的去除率达98%以上，选用多孔纤维的微孔膜生物反应器能使O2从膜的一侧透过微孔膜传到另一侧的生物膜，可大起伏削减O2散逸到空气中的或许性，并使得使用纯氧更为经济。 4.移动床生物膜反应器：移动床生物膜反应器是今年来颇受研究者注重的另一种改造性生物膜反应器，它是为处理固定床反应器需定时反冲刷、流化床需使载体流化、吞没式生物滤池阻塞需清洗滤池和替换曝气器的杂乱操作而开展起来的。在移动床生物膜反应器中，装填有短管状聚乙烯填料，这些填料随反应器内平缓也的回旋翻转效果而自在移动，在好氧反应器中这种会艳丽是由曝气提升力而供给的，而在缺氧反应器中则来自于机械拌和桨。当选用接连操作方法时，该反应器可成功地用于经初淀后污水的硝化;而当选用间歇操作方法时，则有或许成功地用于反硝化。该处理工艺牢靠，易于操作，适用于规划小型污水处理厂或改造已有的超负荷运转的活性污泥处理系统。

1、阳极熔解反应    硫化镍阳极主要组成为Ni3S2及部分Cu2S,FeS等硫化物，其化学组成约为Ni﹥40%,Cu﹥25%,S19～23%。在电解阳极发生如下的溶解反应：                                 Ni3S2-2e=Ni2++2NiS                   （1）                                 NiS-2e=Ni2++S                       （2）                                 Ni3S2-6e=3Ni2++2S                    （3）    上述溶解反应（3）可由反应（1）+2×（2）得到。反应（3）阳极溶解反应平衡电位为：                                ¢=0.104+0.030lgaNi2+    Cu,Fe等杂质也发生溶解：                                 Cu2S-4e=2Cu2++S                      （4）                                 FeS-2e=Fe2++S                        （5）    硫化镍阳极溶解时，因控制的电位比较高，S2-已氧化成为单体硫，可进一步氧化成为硫酸：                              Ni3S2+8H2O-18e=3Ni2++2SO42-+16H+          （6）    同时，也可能发生反应：                               H2O-2e=1/2O2+2H                        （7）   （6）、（7）两个式子是电解造酸反应，因此,电解时阳极液的pH值会逐渐降低。在电解生产过程中取出的阳极液，其pH值在1.8～2.0左右,所以在返回作为阴极液时,除了要脱除溶液中的杂质外,还需要调整酸度。造酸反应所消耗的电流约为5%～7%,使阳极电流效率低于阴极电流效率。这是造成硫化镍直接电解中,阴、阳极液中Ni2+不平衡的原因之一。    2、镍还原的阴极反应    当镍电解精炼采用硫酸盐-氯化物混合体系时，溶液呈弱酸性，pH=4～5。当控制阴极电位一定时，主要为Ni2+在阴极还原，即                                  Ni2++2e=Ni    如前所述，氢在镍电极上析出的超电压较低，不能致使镍和氢的析出电位相差较小。因此,在电解过程中,溶液中的氢离子可能在阴极上析出：                                  2H++2e=H2    在生条件下，氢析出的电流一般占电流消耗的0.5%～1.0%，同时，镍能吸收氢而影响产品的质量。因此,为了保证镍电解精炼的经济技术指标和产品质量，防止和减少氢的析出是很重要的。    由于金属析出电位的影响，对于镍来说，阴极析出电位不是-0.25V，镍阴极在硫酸镍溶液中的析出电位约为-0.57～-0.60V,在这样低的阴极电位下溶液中的杂质Fe2+,Cu2+，Co2+,Pb2+,Zn2+等都可能在阴极上析出,影响电镍质量，因此，输入的阴极新液必须经过预先净化处理，以控制溶液中的杂质在允许的范围内。    很明显，镍在阴极的还原反应越容易进行，氢和杂质在阴极的析出越难以进行。因此，阴有镍的产品质量越好，镍电解的电流效率越高。

一、前言 炼钢厂生产过程产生的含铁粉尘中含有15%～25%的金属铁粉，攀研院在“九五”攻关时，独立开发了一种新的生产工艺，采用球磨后重选将含铁粉尘中的金属铁粉与其它杂质分开，成功地生产出MFe达90%以上的还原用铁粉（后简称铁粉），主要用于钛白还原剂，成果于2001年就在冶炼厂很好的运行。 由于炼钢厂扩能和工艺优化，年污泥量增加1万多吨且污泥的品位大大降低，若按原生产工艺，达不到生产要求，因而根据现状对原工艺进行了技改。技改后，处理能力得到大大提高，各项指标均能达到产品质量要求。 二、原因分析 （一）原料分析 铁粉的生产原料是在转炉炼钢过程中用湿式除尘器收集而来的粉尘，是一种理化性质极不稳定的人造矿物，并且在冶炼过程中还被焦油等杂质污染，以上这些原因对产品的稳定性产生了一定的影响。 炉尘原料的物理性质随冶炼条件的变化而波动，其整体粒度细，其中-38um的粒级含量约占30%～35%，且粒度越细，金属铁品位越低。细粒级的存在由于其比表面积大，表面能高而容易吸湿结块。对-38um粒级的物料，由于其粒度太细，普通的选别设备无法对其进行有效选别，同时粒度太细也很容易被氧化。这样，大量的低品位细泥占用了选别设备的处理空间，使其处理能力降低，同时也会影响分选精度，降低选别指标。 另外，由于炼钢的吹氧工艺优化和造渣剂的增加都影响了污泥的粒度和品位，污泥的品位越来越低且越来越细， 对选别设备要求就更高，采用原工艺生产就达不到生产要求。 （二）原工艺流程及存在的缺陷 1、原工艺流程  原工艺流程如图1所示。2、原工艺存在的缺陷 （1）一次摇选处理能力不够大：摇床为粗选设备，对现一年增加1万吨的污泥要进行粗选，处理能力是不够的。 （2）管磨机对矿浆研磨不充分：管磨机的入料浓度较低，且管磨机中的钢球装球率不高，钢球种类少只有一种小钢球，对矿浆的磨剥力度不够，使氧化物与金属铁不能有效的分离。 （3）管磨机电耗高：管磨机电机功率为37KW，每天4台管磨机就工作20小时那么4台管磨机光电耗一项就要2960度。 （4）二次摇选入料品位低：从管磨出来的料浆浓度较稀，也没经过选别直接进入摇床进行二次精选，粗精矿品位不高，导致二段选别效果不好，使最终的成品质量不稳。 三、解决措施 针对现有生产工艺存在的问题，对现有工艺进行了优化。 （一）新工艺流程 经改造后的新工艺流程（略） （二）改造措施 1、将一段摇床改为螺旋溜槽。 2、在一段摇床后增加了分级机，对一段粗精矿进行了浓缩。 3、将4台管磨机并联改为2台节能型球磨机串联，对球磨机钢球按要求进行配比。 4、在新增球磨机后增加一台磁选机。 四、改进效果 经过以上措施的改造，将一段摇床改为螺旋溜后，有效的增加了一段粗选的处理量，能将现有原料处理完，提高了铁粉的产量；在一段摇床后增加了分级机，对一段粗精矿进行浓缩，保证了二段球磨入料浓度，使二段磨矿更充分；将4台管磨机并联改为2台节能型球磨机串联，节约了电，同时增加了钢球配比，保证了矿浆得到有效的研磨，使氧化物与金属铁能有效的分离；在二段增加一台磁选机，对二段摇床的入料品位进一步提高，有效控制摇床的入料浓度和品位，使二段精矿品位较稳定且都符合要求；通过改造后，产品质量稳定，从而取得了很好的经济效益。 五、结论 （一）通过技改后，有效的提高了污泥的处理量，进一步的降低了能耗。 （二）通过技改后，提高了铁粉的产量，进一步增加了市场份额，达到了预想要求。

许多年前，分子的化学结构曾被假定为。近四十年来，因为物理技能的迅速发展，分子的化学结构已被进一步认定为以下的共振式：即它是经过分子中的N＋和S原子所具有的自在电子对，吸附于金粒表面而使金的氧化复原电位大大下降，使金易于氧化而溶解进入溶液中。 金在酸性液中的溶解，一般以为归于电化学腐蚀进程，进程中有必要有氧比剂参与。即分子将Au3＋复原为Au＋，氧化剂再将Au＋氧化与生成安稳的Au（SCN2H4）2＋进入溶液中。氧化剂则被复原。当运用H2SO4作pH调整剂、Fe3＋作氧化剂时，其反响为： 2Au＋4SCN2H4＋Fe2（SO4）3 〔Au（SCN2H4）2＋〕SO4＋2FeSO4 2Ag＋6SCN2H4＋Fe2（SO4）3 ［Ag（SCN2H4）3＋］SO4＋2FeSO4 此刻，生成金、银络合物的安稳常数：Au（SCN2H4）2＋为1022～22.5，Ag（SCN2H4）3＋为1013.1～13.9。 假定金粒在含氧化剂的酸性液中是一个微电池，它的表面就有阴极区和阳极区。当阴极区（正极）的氧化剂Fe3＋。取得电子则复原为Fe2＋；而阳极区（负极）的Au＋则因失掉电子而氧化生成Au（SCN2H4）2＋（见图1）。图1  金在溶液中溶解的图解 即在阴极区：                        Fe3＋＋e Fe2＋       （1） 在阳极区：                                 Au Au＋＋e Au＋＋2SCN2H4 Au（SCN2H4）2＋                （2） 总反响式：      Au＋Fe3＋＋2SCN2H4 Au（SCN2H4）2＋＋Fe2＋  （3） 银也发作相似的反响： Ag＋Fe3＋＋3SCN2H4 Ag（SCN2H4）3＋＋Fe2＋ 因为Fe3＋是依托向溶液中鼓风溶解的氧来氧化Fe2＋使之再生的，故实践上氧化剂的效果仍取决于鼓入空气溶解入溶液中的氧，因此（3）式又可写成： Au＋2SCN2H4＋H＋＋O2 Au（SCN2H4）2＋H2O  （4） 已知Au＋∕Au电对的标准氧化复原电位为1.73V。当用浸出金时，因生成络阳离子而使金的电位下降。在（2）式反响中，25℃测得Au（SCN2H4）2＋／Au电对的标准氧化复原电位为（＋0.38±0.1）V。该电位值虽下降较大，但它比化法浸出金时Au（CN）2－／Au电对电位－0.64V高得多，且金络离子为阳离子，而金络离子为阴离子，故对金的络合才干较弱。若选用先浸出后吸附（或置换）的“两步法”，提金的回收率常较化法低。但因为对金的溶解速度比化法（6×10－9mol／（cm2·s））约快10倍，且对金的初始溶解速度极快，为了战胜上述困难，进步提金的回收率，就有必要下降Au（SCN2H4）2＋∕Au电对的电位。 依据能斯特公式，Au（SCN2H4）2＋／Au电对的电位可用下式表明：   ＝＝0.38＋0.0591lg －0.118lg从式中可知，在酸性液中，Au（SCN2H4）2＋∕Au电对的电位仅与Au（SCN2H4）2＋离子浓度和SC（NH2）2分子的平衡浓度有关。即使用酸性液提金应使已溶金络离子在溶液中处于非平衡系统中，以下降负极的电极电位，进步金的回收率。为达此意图可采纳的方法是：（1）进步浸出液中的浓度；（2）选用边浸出边吸附（或置换）的“一步法”，随时将矿浆中已溶金的大部分（或一部分）提出，使浸液中金的浓度保持在较低的水平，添加溶液中的游离含量。但也有些研究者以为后者并不十分重要。的氧化是导致耗费过大的主要原因。在酸性溶液中，首要氧化生成二硫甲脒，其电对电位为0.42V。但在文献中，也报导有氧化生成二聚聚合离子。二者的反响： 如式： 2SC（NH2）2（SCN2H3）2＋2H＋＋2e            （5） 2SCN2H4（SCN2H3）2＋2H＋＋2e               （6） 如式（7）： 2SC（NH2）2（SCN2H4）22＋＋2e               （7） 2SCN2H4（SCN2H4）22＋＋2e                  （8） 式（6）有H＋参与，和二硫甲脒电对电位受介质pH值改变的影响。式（8）生成二聚，它的电对电位不受介质pH值的影响。 图2为25℃时Au（Ag）－SCN2H4－H2O系电位－pH图。它是以反响式（6）的反响计算出SCN2H4∕（SCN2H3）2电对电位＝0.4791－0.0591pH而绘出④线的。从图中看出：金溶解生成Au（SCN2H4）2＋线①在电位0.3739V处，而银溶解生成Au（SCN2H4）2＋线②为0.1142V。故从热力学上，Ag线电位比Au线低，溶银比溶金简单。且①线和②线均与④线相交，与金溶解线①相交点对应的pH＝1.78，与银溶解线②相交点对应的pH＝6.17。也就是说：金溶解的pH不大于1.78，银溶解的pH不大于6.17。只要溶液pH值小于交点对应的pH值时，氧化剂才干使金、银氧化并与络合为络离子进入溶液。若溶液pH值大于交点对应的pH值，的氧化反响则会加强，而生成二硫甲脒并分化呈S2－、H2S、CNNH2等被耗费并使已溶的Au（SCN2H4）2＋和Ag（SCN2H4）3＋络离子复原为金属沉积。溶液的pH值愈大，氧化的趋势也愈强，已溶金、银络离子的复原也愈多。此刻生成的二硫甲脒对金、银也不起氧化效果。   图2  25℃时Au（Ag）－SCN2H4－H2O系电位－pH图条件； SCN2H4＝（SCN2H3）2＝10－2mol；Au（SCN2H4）2＋＝Ag（SCN2H4）3＋＝10－4mol； 氧压力＝氢压力＝101.32kPa 但朱屯称：在离子强度恒守时，一个固定份额的与二硫甲脒混合溶液的电位是不受酸度改变影响的，它们的氧化反响式（8），其电位－pH线的斜率应为零，④线应从低pH处水平延伸到pH4.3处，而不是上述的斜率－0.0591pH。因此，上述在pH1.78以下才干氧化溶解金，不然仅能氧化的观点是不成立的。因为金的浸出速度与酸度的联系近似为零级动力学，虽在pH＞2时反响速度有所下降。但起伏是很小的，S.J.罗迪等则以为；因为在实践浸出进程中酸度的影响是十分复杂的，反响式（8）仅仅氧化的总反响式，并不反映它们的反响机理。反响进程的某些过程如式（6）那样有H＋参与，或者说它们的氧化速度与pH值有关，它与式（8）的总反响是不对立的。

一、前言 镁氧(MgO)是重要的耐火原料，可以广泛应用于冶金、建筑、化工等行业。镁氧的制取有多种途径，重质镁氧是煅烧菱镁矿和白云石、硫酸镁热分解以及氯化镁水解而制得。以卤水石灰为原料，从溶液中沉淀出氢氧化镁，然后进行热处理可以制得具有不同活性的镁氧。从理论上讲，卤水合成氧化镁，由于反应产物Mg(OH)2的溶解度远小于Ca(OH)2，反应Mg2++Ca(OH)2=Ca2++Mg(OH)2↓在一般条件下理应进行得比较容易和充分，而在实际生产过程中，要想制得品质优良、能耗较低、工艺流畅的镁氧产品却并非易事，会受到多种因素的制约，其反应条件需要我们通过试验和研究逐一加以确定。 二、反应条件的确定 （一）卤水中SO42-的去除 从测得的卤水试样成份看：Mg2+=1.97mol/L≈2mol／L,SO42-=0.607mol／L≈0.6mol/L，卤水中SO42－的含量远高于海水。由于KspCaSO4=9.1×10-6(25℃)，较低。因此，当向卤水中直接加入Ca(OH)2时，势必在Mg(OH)2析出的同时伴随有CaSO4沉淀的产生。实验证明，用不去除SO42-的卤水直接与灰乳反应制得的Mg(OH)2含40%的CaSO4，制得的MgO产品含30%的CaO。 去除卤水中SO42－的办法是向卤水中预先加入CaCl2溶液，使之形成CaSO4沉淀而除去。CaCl2溶液为后道反应过程所产生的母液，母液中CaCl2的浓度视卤水中的Mg2+、SO42-的含量以及沉淀的反应时所加灰乳浓度而定，本着有效去除SO42-，减少工艺流程液体处理量，在实际许可的范围内应尽量使母液中CaCl2的浓度高一点。这里我们可获得的母液CaCl2含量在0.8mol/L～1mol／L。 反应SO42-+CaCl2（母液）→CaSO4↓+2Cl-的当量点视最后加入的CaCl2不再使卤液产生沉淀为准，再适当过量一点。关键的问题是若不严格控制CaCl2的加料速度，沉淀物的沉降速度将很缓慢，难与母液分离。我们在不同的时间内向一定量卤水中加入CaCl2溶液，测定各沉淀的沉降速度，结果如表1。 表1  CaCl2的加料速度与CaSO4沉降速度的关系由表1可看出，只要将CaCl2的加料时间控制在30min左右，就会获得沉降性能较好的粘连晶簇的石膏沉淀。 （二）反应终点的确定 准确确定石灰卤水合成Mg(OH)2反应的当量点对于提高产品的质量，改善料浆的物理性能具有非常重要的意义，为了消除实际操作过程中难以避免的计量误差，我们采用pH值显示的方法确定反应终点。 准确称取NaOH、CaCl2，配制1mol／L的灰乳，将此灰乳按量分批加入一定量去SO42-卤水中(Mg2+=1mol/L)，控制一定的加料速度和搅拌速度，使其充分反应，记录反应溶液pH值的变化，结果如表2、图1。 表2  反应液pH值随反应进程的变化图1  反应溶液PH值随反应进程的变化 由图1可看出，反应初期PH几乎维持在9.80，这是因为加入的石灰乳全部消耗在Mg(OH)2的形成上，当反应接近等当点时(PH=10.46)，Mg2+与石灰反应基本完全，若再加入少量灰乳出现PH的突变，沉淀过程的PH变化反映了反应的进程，因此我们可以根据PH来确定反应的终点，此处的反应终点为10.46，实际上为了保证产品的纯度，避免出现不完全反应，我们一般将PH控制在10.4左右。 （三）反应程序的确定 所谓反应程序，这里主要是指反应的操作程序。反应的操作程序的不同，直接影响产物的颗粒大小，从而影响Mg(OH)2料浆的沉降和过滤性能，不适当的反应程序所产生的Mg(OH)2呈胶状物，结晶非常细小(小于1μm)，比表面积大，沉降过滤性能差。对这一问题的解决，已经成为工艺过程最为关键的技术之一。目前解决的办法，主要有两个：一是让反应处于浓CaCl2介质中，从而减缓反应的速度，促使产物颗粒长大；二是通过晶种回输的办法使得Mg(OH)2颗粒不断长大，但这种工艺目前在国外只适用于含镁量低的海水的提镁过程，卤水提镁过程使用该法没有先例。我们通过制定特定的反应程序，成功地将晶种法运用到这一过程，取得了非常理想的效果。具体研究结果将在今后的文章中作详细介绍。 （四）灰乳浓度、加料速度及反应搅拌速度的确定 如上所述，反应程序的设计对产物的沉降、过滤性能具有重要的影响，而温度、灰乳浓度、加料及搅拌速度、反应时间、C/M等同样对反应的进程、反应产物的品质及物理性能具有重要的作用。考虑从实际出发，反应只能在常温条件下(25℃左右)进行，从理论上讲，该反应的反应速度是很快的，反应时间这项指标，实际上是与灰乳的加料速度联系在一起的，关于C／M主要取决于反应终点，已确定为PH=10.4。因此，我们这里仅仅需要确定的是：灰乳浓度、灰乳的加料速度，以及反应的搅拌速度。 试验方案按正交表L9(34)进行设计，选定因素及水平见表3。试验共进行9次，每次试验均取等量的相同晶种，置于1L烧杯中，采用晶种法将含1mol/LMg2+的去SO42－卤水与灰乳连续反应四次，各次反应结束后倾出1/4浆料，控制PH=10.4，最后测定浆液沉降速度、过滤系数K及其产品纯度，再按正交试验法计算规则进行数据处理、绘图及分析。（如图2）。图2  沉淀反应各因素对技术指标的影响 试验结果显示，无论是从料浆的沉降、过滤性能看，还是从产品的纯度看，均以A1、B1、C3条件为最佳，即：灰乳浓度取0.5mol/L、灰乳加料速度取8mL/min，搅拌速度取200r／min。但仔细分析一下，当转速在150r／min～200r/min范围内变化时，对三项指标的影响均不很大，因此，搅拌速度可控制在150r/min～200r/min之间任一数值。关于灰乳的浓度，若取0.5mol/L，虽然有利于促进反应的转化，提高产品的纯度，但是，反应终了母液中Ca2+含量太低，用来去除卤水中的SO42－，所需的母液量势必增大。整个过程所需处理的溶液量增加，反应容器变大。由图2看出，灰乳浓度若取1.2mol/L，料浆K值及产品纯度并无较大变化，而反应母液中Ca2+达0.7mol/L～0.8mol/L。 表3  沉淀反应条件试验因素水平表综上所述，较为合理的灰乳浓度：1mol/L～1.2mol/L，灰乳加料速度：8mol/min、搅拌速度：150r／min～200r／min 三、结语 文章系统分析了石灰－卤水法提取镁氧产品反应过程的几个主要影响因素，通过试验和研究反应的几个主要条件，加以逐一确定，从而保证了在实际生产过程中，使产品品质更优良，能耗更低，工艺更简洁、更流畅、更合理。对综合开发沿海卤水资源具有重要的现实意义，最终的反应条件是：反应终点定为PH=10.4；灰乳的浓度：1mol／L～1.2mol/L，灰乳加料速度：8mL/min;搅拌速度：150r/min～200r/min，反应运用晶种法提高产物的沉降过滤性能；在卤水去SO42-过程中，CaCl2的加料时间定为30min。

之所以能挑选性地溶解金、银和它们的某些复合物，是由于往碱金属（或碱土金属）化液充气。实践中，一般运用（或）的充气溶液，一起参加若干碱（一般用石灰）。碱的参加是为了按捺的水解作用，避免生成氢酸蒸发丢失。 假如把溶解反响看作是电化学腐蚀进程，那么，也能够把金的溶解看作是阳极表面的金溶解进入溶液的进程（图1）。当阴极表面的氧得到电子时，阳极和阴极区间的反响为： 阳极区          Au＋2CN－ Au（CN）2－＋e 阴极区          O2＋2H2O＋2e－ H2O2＋2OH－ 进一步反响时    H2O2＋2e 2OH－ 在电化学腐蚀体系中，影响阴、阳极极化的最重要因素是浓差极化，它由菲克规律断定：A1〔（O2）－（O2）i〕             （1）A2〔（CN－）－（CN－）i〕      （2） 式中 和 －分别为CN－和O2的分散速度，mol（分子）／s； DCN和 －分别为和溶解的氧的分散系数，cm2／s； （CN－）和（O2）－分别为全体溶液中CN－和O2的浓度，mol（分子）∕mL； （CN－）i和（O2）i－分别为界面处CN－和O2的浓度，mol（分子）∕mL； A1和A2－分别为阴极和阳极发作反响的表面面积，cm2； δ－能斯特界面层厚度，cm。图1  金在溶液中溶解的图解 以金属界面处CN－和O2穿过阻滞层的速度比较较，假定该界面上的化学反响速度很快的话，那么，当它们刚一抵达金属表面便立即被耗费掉，也就是说： （CN－）i＝0    （O2）i＝0 因而可把式（1）、（2）简化为：A1〔O2〕A2〔CN－〕 由于金属溶解速度是氧耗费速度的两倍，是耗费速度的二分之一，故： 金的溶解速度＝2 A1〔O2〕 或                  金的溶解速度＝ A2〔CN－〕 当上列反响式到达平衡时， 2 A1〔O2〕＝ A2〔CN－〕 但由于和水相相触摸的金属总表面面积A＝A1＋A2，因而： 金的溶解速度＝       （3） 从此式可见，当浓度低时，和分母的第二项比较，其第一项能够疏忽不计，因而，等式（3）可简化为： 金的溶解速度＝ （CN－）＝k1（CN－） 用这式核算的值与图2的试验成果相符，即浓度低时，溶解速度仅取决于浓度。图2  24℃时不同压力与不同NaCN浓度对银溶解速度的影响 同理，当浓度高时，和分母的第一项比较，其第二项能够疏忽不计，则等式（3）可简化为： 金的溶解速度＝2 〔O2〕＝k2〔O2〕 用这式核算的值也与图2的试验成果相符，即浓度高时，溶解速度仅取决于氧浓度。 当                          〔CN－〕＝4 〔O2〕 即                        此刻，溶解速度到达极限值。从表1查得分散系数的均匀值为：＝2.76×10－5cm2∕s＝1.83×10－5cm2∕s 二者分散系数的均匀比值：≈1.5 即二者极限溶解速度的摩尔均匀比值为： 4 ＝4 ≈6 表1  分散系数及均匀值温度∕℃KCN∕%DCN∕cm2·s－1DO2∕cm2·s－118－1.72×10－52.54×10－51.48250.032.01×10－53.54×10－51.76270.01751.75×10－52.20×10－51.26均匀值－1.83×10－52.76×10－51.50 此刻，金的溶解速度到达极限溶解速度。它与表2所示的试验值4.6～6.8是很符合的。 表2  和氧浓度与极限溶解速度的比值金属温度∕℃PO2∕Pa（O2）∕mol·L－1（CN－）∕mol·L－1金251013251.28×10－36.0×10－34.6925212780.27×10－31.3×10－34.85251013251.28×10－38.8×10－36.88银247579119.55×10－356.0×10－35.85243445054.35×10－325.0×10－35.75    从工艺观念来看，重要的既不单是溶解氧的浓度（即溶液的充气程度），也不单是游离的浓度，而是两者浓度之比。因而，假如只致力于取得抱负的充气，而疏忽溶液中足够的游离，就不会得到好的化作用，且也不能到达最大的化溶解速度。反之，假如参加过量的而溶液中的含氧量低于理论值，则该过量的显然是一种糟蹋。为了到达最大的溶解速度，有必要一起分析和操控溶液中的游离和氧含量，使两者的摩尔分子比约等于6。

依照电化学腐蚀理论，金的溶解反响首要取决于金粒微电池的反响电动势（E）。E值愈大，金溶解反响的自由能（△G＝－nFE）改变愈小、反响的推动力愈大，金溶解反响的热力学条件就愈好。 也就是说，要加速金在溶液中的氧化溶解反响，则需求加大正极和负极反响的电位差（电动势）。用浸出金时，负极Au（SCN2H4）2＋∕Au电对的反响电位0.38V（25℃时）是个定数，故只要选用电对电位高的氧化剂来加大正极反响电位，才干扩展正负极反响的电位差。且在酸性液中具有复原性质，要使金溶解进入溶液，也必须有氧化剂存在。 在选用氧化剂时，首要应该考虑它的报价便宜、易得、复原产品不与生成安稳络合物等条件，还应考虑它的电位应高于负极金、银溶解生成络离子的反响电位。一般来说，氧化剂的电位愈高，金、银溶解反响的推动力就愈大。但氧化剂的氧化才能太强，则会加重的氧化而分化生成S0、HSO4－、SO42－等，使的耗费增大乃至失效。 表1是一些常用氧化剂的标准氧化复原电位。И.Н.普拉克辛在进行浸金实验中，曾别离选用漂、、重氧化剂。实验中发现溶液中金的溶解量小，而很快呈现元素硫沉积。阐明这些氧化剂的氧化才能太强，它使很快被氧化分化。除此，就只能从电位适中的高价铁盐、氧和二氧化锰等氧化制中挑选了。表1  常用氧化剂的标准氧化复原电位电对H2O2∕H2OMnO4∕Mn2＋CrO42－∕ Cr3＋Cl2∕ClClO4∕Cl2Cr2O72－∕ Cr3＋E0∕V1.7761.5071.4471.3961.3851.333电对O3∕H2OMnO2∕Mn2＋NO3－∕HNO2Fe3－∕Fe2＋SO42∕H2SO3E0∕V1.2281.2280.940.720.420.17 鉴于金矿石和精矿中总含有一些铁（黄铁矿、褐铁矿等），大都质料中常常含铁较高，在酸性浸金进程中必有一部分铁溶解进入溶液中，而为运用Fe3＋作氧化剂供给了条件。且在正常作业条件下，溶液中含铁0.5～2.0g∕L就满意作氧化剂用，故在浸出矿石或精矿时只需向浸液中鼓风拌和，溶解于溶液中的氧就能使Fe2＋氧化为Fe3＋，并不断得到再生。且鼓入压缩空气溶解入溶液中的氧浓度约为8.2mg∕L，它本身就足以使金氧化进入溶液（式1）。故选用Fe3＋和鼓风溶解的氧作混合氧化剂，有利于进步浓度，金粒表面也不会发作钝化，可强化浸出进程。因而，它已成为如今浸金最理想的氧化剂。 Au＋2SCN2H4＋H＋＋ O2 Au（SCN2H4）2＋ H2O  （1） 如上所述，金粒微电池的反响电动势（E）等于正极反响和负极反响电位之差（E＝φ＋－φ－）。当运用Fe3＋作氧化剂时，反响式（2）～（4）的反响电位和电动势为： Fe3＋＋e Fe2＋                           （2） Au＋＋2SCN2H4 Au（SCN2H4）2＋             （3） Au＋Fe3＋＋2SCN2H4 Au（SCN2H4）2＋＋Fe2＋ （4） 式（2）电位φ＋＝Fe3＋∕Fe2＋＝0.77V 式（3）电位φ－＝Au（SCN2H4）2＋∕Au＝0.38V 式（4）电动势E＝φ＋－φ－＝0.39V 从上式看出，运用Fe3＋作溶金的氧化剂，其浸出反响具有较高的电动势，它完全可以满意溶金对氧化剂的要求，且廉价易得。 从式（5）反响阐明在室温文酸性溶液中易氧化为二硫甲脒。因为（SCN2H3）2／SCN2H4电对的电位为0.42V，比式（3）Au（SCN2H4）2＋／Au电对电位0.38V高0.04V。故溶金进程中二硫甲脒实质上也成为氧化剂参加对金的氧化。且在作业pH1～1.5范围内，二硫甲脒对银的氧化比对金强。但在惯例情况下与Fe3＋比较，二硫甲脒的氧化作用仍是很小的。 2SC（NH2）2 （SCN2H3）2＋2H＋＋2e      （5） 但是，R.G.舒尔策（Schulze）的实验则得出彼此对立的成果。他运用一片0.25cm2重45.8mg的金片，于1L的五颈玻璃反响器中，在pH＝1.0、浓度0.5g∕L、温度40℃、拌和速度400r／min条件下，参加不同浓度的Fe3＋作氧化剂进行金浸出时发现，只要在Fe3＋浓度0.2～0.7g∕L时，金的溶解速度才跟着Fe3＋浓度的增加而加速。当Fe3＋浓度到达或超越3g∕L时，金的溶解速度则跟着浸出时刻延伸而呈下降趋势。这或许是因Fe3＋浓度增大而导致氧化丢失所造成的。图1是不同Fe3＋浓度在不同时刻溶解金量的曲线改变。从图中看到实验曲线呈现了相交现象。若以图中3h、6h和7h的数值来点评实验成果，就会得出彼此对立的定论。这一现实之所以被许多研究者忽视，显然是溶金的理论研究还较浅显所造成的。在T.格罗内瓦尔（Groenewald）的报导中也说到：尽管Fe3＋的存在对金的初始溶解速度很大，但因它能与生成安稳的〔Fe2（SO4）3·SCN2H4〕＋络离子，致使耗费过大，而使金的溶解速度随时刻的延伸而急剧下降。且他用南非的金矿石进行实验时，发现从矿浆中能释放出很多氧化剂，其数量足以氧化溶解矿石中三分之二的金。他以为：这是矿石中的某些物质在参加反响时生成的氧化剂，而使得向浸液中增加Fe3＋并不一定必要。这些氧化剂，也或许就是被氧化生成的二硫甲脒，而在溶金进程中成为活性氧化剂： 2Au＋（SCN2H3）2＋2SCN2H4＋2H＋ 2Au（SCN2H4）2＋图1  不同Fe3＋浓度（g∕L）对金溶解速度的影响 长春黄金研究院对小巧金精矿（含S38%）、峪耳崖金精矿（含S28%）、四道淘金精矿（含S29%）进行的－铁浸置实验证明，不别的增加氧化剂，金的浸出率都大于96%，刺进矿浆中的铁板上金的沉积回收率大于或等于99.48%。他们的实验还标明，若采用上法处理已有适当氧化程度的低硫金精矿时，则需增加氧化剂。实验是在室温文拌和条件下进行的。当不加氧化剂时金的浸出率较低；而增加H2O20.22～0.31mol，浸出时刻4～16h，金的浸出率别离进步1.32～2.27倍（见表2）。且从表中看出，浸出时刻4h金的浸出率和进步倍数最大，它阐明浸金的初始溶解速度很大，并随H2O2的耗费而减慢。实验者还以为，参加适量H2O2，可使首要氧化生成二硫甲脒： 2SCN2H4 （SCN2H3）2＋2H＋＋2e 而进步金的氧化浸出率。但H2O2的氧化才能太强（见表2），增加过多会使激烈氧化而耗费丢失，而使金的浸出达不到结尾。表2  低硫氧化金精矿增加或不加氧化剂金的浸出率比较氧化剂增加浓度∕mol浸出时刻∕h金浸出率∕%浸出率进步倍数∕倍不加H2O2加H2O2H2O20.22428.5865.062.27H2O20.31843.7571.001.62H2O20.311657.5076.251.32

轧钢厂在轧制进程中轧件表面所发生的氧化铁皮，含铁量很高。我国钢铁职业每年要抛弃很多的氧化铁皮，完成对这些氧化铁皮的综合使用无疑是一个很有含义的节能降耗作业。依据现在的研讨，可以在以下几个方面展开对氧化铁皮的综合使用。 (1)用于出产海绵铁或制取复原铁粉。 海绵铁可用作炼钢用废钢缺少的一种弥补，跟着电炉产钢量的不断上升，海绵铁越来越显得重要。用矿粉出产海绵铁因为设备出资大及工艺杂乱，现在在我国仍难以取得迅速发展。选用恰当的工艺流程，可以用煤粉复原氧化铁皮，出产出w(Fe高，含杂质量低且成分安稳的海绵铁，比用矿石出产的海绵铁(常含脉石杂质)更适合作优质废钢运用。 氧化铁皮也可用来制取复原铁粉。氧化铁皮制作复原铁粉的出产进程大体上分为粗复原与精复原。经粗复原进程将氧化铁皮在约1100℃下复原到w(Fe>95%，w(C 氧化铁皮可用来出产作为粉末冶金质料用的复原铁粉。氧化铁皮被复原成含w(Fe98%以上的海绵铁，经清渣、破碎、筛分磁选后，进行精复原，出产出合格的复原铁粉。然后进入球磨机细磨，经分级筛得到不同粒度的高纯度铁粉。粒度较细的铁粉用于制作设备的要害部件，只需压模，即可一次成型，取得强度高、耐磨、耐腐的部件，可用于国防工业、航空制作、交通运输、石油勘探等重要职业。粒度较粗的铁粉可用于出产电焊条。 (2)用作烧结辅佐含铁质料或炼钢助熔化渣剂。 氧化铁皮中FeO含量最高达50%以上，是较好的烧结出产辅佐含铁质料，理论核算结果标明，1kgFeO氧化成Fe2O3可放热1973焦耳。烧结混合猜中配加氧化铁皮后，因为温度高，烧结进程充沛，因而烧结出产率进步，固体燃料耗费下降。出产实践标明，8%的氧化铁皮即可增产2%左右。宝钢使用氧化铁皮作为辅佐材料，在混匀矿中配加氧化铁皮，一方面，因为氧化铁皮相对粒度较大然后改进了烧结料层的透气性;另一方面，氧化铁皮在烧结进程中放热然后下降了固体燃料耗费。 别的。使用氧化铁皮可作为助熔剂，用于矿石助熔，应用于转炉炼钢。氧化铁皮用作助熔化渣剂是一种高功率的冶炼助熔材料，可以进步炼钢功率，下降焦、煤的耗费，延伸转炉炉体的运用寿命。 (3)代替钢屑冶炼硅铁合金或代替废钢用于电炉炼钢。 钢屑是冶炼硅铁合金的重要原材料，我国每年用于冶炼铁合金的钢屑量在200万吨左右，而钢铁职业每年抛弃的氧化铁皮约1000万吨。现已开宣布用氧化铁皮代替钢屑冶炼硅铁合金的新工艺，并取得了杰出的经济效益。 电炉炼钢需求废钢作质料，对废钢铁料的要求较严，但这种废钢铁数量少，报价高，直销缺乏。以报价低廉且来历广泛的氧化铁皮、渣钢等废料作为主要质料，替代量少价高的废钢，具有明显的经济效益。

闪速炉的入炉物料一般有干精矿、粉状熔剂、粉煤和混合烟灰等。精矿必须干燥至含水量低于0.3%，当超过0.5%时，易使精矿在进入反应塔高温气氛时,由于水分的迅速汽化，而被水汽膜所包围，以致阻碍硫化物氧化反应的迅速进行，结果造成料落入沉淀池。    金川公司是将含水量低于0.3%，当超过0.5%时,易使精矿在进入反应塔高温气氛时由于水分的迅速汽化，而被水汽膜所包围，以致阻碍硫化氧化反应的迅速进行，结果造成生料落入沉淀池。    金川公司是将含水分8%-10%的硫化铜镍精矿经短窑(设粉煤燃烧室)、鼠笼打散机和所流管三段低温气流快干燥,得到含水量小于0.3%、粒度为-0.074mm部分大于80%的干精矿。干精矿的成分(%)为：Ni 6.62，Cu 3.07，Co 0.20，Fe 41.25，S 28.31，CaO 0.97，MgO 6.09，SiO2 7.12。经测试查明:60%Ni呈三方硫镍矿Ni3S2,40%Ni呈镍黄铁矿Ni5Fe4S8,精矿中80%Cu呈黄铜矿CuFeS2,20%呈辉铜矿Cu2S。钴呈Co3S4。硫除结合成上述硫化物外,剩余的硫呈Fe7S8。剩余的铁呈Fe3O4。钙以碳酸盐形态存在,镁以蛇纹石形态存在。    金川闪速炉混全烟尘成分(%)为:Ni 6.80,Cu 3.14,Co 0.21,Fe 39.70,S 3.3,CaO 1.12,MgO 6.86,SiO2 17.68.混合烟尘中硫含量比相应铜冶炼要低。    石英熔剂的成分(%)为：SiO2 95.65,CaO 0.39,MgO 0.26,Fe1.47,H2O 0.08.在石英中钙、镁以碳酸盐形态存在，铁以Fe2O3形态存在。    石英石的加工主要是将含水量小于5%、粒度小于12mm的石英石与用粉煤加热产生的热烟气一起通入烘干式球磨机。在磨制石英粉的同时进行干燥，得到含水量小于1%、粒度为-0.246mm在于90%的石英粉，用压缩空气送至闪速炉顶的石英粉仓。    粉煤:一般要求含水量低于1%，并磨细至粒度-0.074mm者三于90%的粉煤。将含水量小于5%、粒度小于12mm的原煤进行加热、干燥至含水低于1%，并磨细至上述要求粒度供应精矿干燥和熔剂加工用。    铜镍精矿和石英熔剂混合物料的矿物组成一般有：（Ni,Fe）9S8,CuFeS2,Fe7S8,Fe2O3，FeS2, MgO,SiO2,CaO等。其中的高价硫化物在反应塔高温下发生离解反应和部分氧化反应。    在镍闪速炉熔炼的高温和氧化性气氛下,镍(铜)硫化精矿的造锍熔炼是利用铁对氧的亲和力大于镍和铜(尤其是铜)对氧的亲和力，铁优先发生氧化反应，致使精矿[如金川公司精矿的典型成分(%)为;Ni 7.6,Cu 38,Fe 38,S 27]中的一闻分硫和铁(高温分解后主要呈FeS形态)氧化；被氧化的硫生成SO2。进入烟气；被氧化的铁与脉石以及熔剂中的氧化物造渣。闪速熔炼严格控制入炉的氧/料比，能准确地造成部分FeS不被氧化,这部分残存的FeS便与Ni3S2(Cu2S)形成设定组成的镍（铜）锍[如金川公司镍锍典型成分（%）这：Ni 31,Cu 14，Fe 28，S 24]。可见，造锍熔炼是主金属镍和铜的火法富集过程。    在氧势较高而又缺乏充足的SiO2熔剂时，FeS和已经部分生、成的FeO者可能进一步氧化生成Fe3O4：[next]                                 3FeS+5O2=Fe3O4+3SO2                                 3FeO+1/2O2=Fe3O4    Fe3O4熔点高（1597℃）、密度大（-5g/cm3），使炉渣与镍锍分离不好,造成金属损失增加,且易在炉底析出使后产空间减小，使炉子入理能力降低。    在高温条件下，Fe3O4可被FeS的固体碳还原：                                3Fe3O4+FeS=10FeO+SO2                                Fe3O4+C=3FeO+CO    生成的FeO与SiO2造渣反应：                                2FeO+SiO2=2FeO.SiO2    在炉子中有适量的石是防止Fe3O4析出的主要物段。当Ee3O4含量过高时可及时加生铁还原处理：                                Fe3O4+Fe=4FeO    黄铜矿（CuFeS2）在熔炼过程中除民生离解反庆外，部分（CuFeS2）和FeS直接氧化产生SO2、FeO。                               2CuFeS2+1/2O2=Cu2S.FeS+2SO2+FeO                               FeS+3/4O2=1/2FeS+1/2FeO+1/2SO2    反应生成的FeO又与SiO2造渣。少量铜的硫化物被氧化氧化物。当有足量的FeS存在时与其发生反应又生成硫化物进入镍锍，只有少量的铜以氧化物形态溶于渣中。    镍的硫化物除离解反应外，也有少量的（Ni3S2）被氧化进入渣中：                                2Ni3S2+7O2=6NiO+4SO2    反应塔中的镍约有5%～7%以NiO进入沉淀池中，故沉淀池中渣含镍高达0.8%～1.2%。钴的硫化物Co3S4在反应塔高温和强氧化气氛中有30%-40%的钴被氧化为CoO进入渣中,其余进入镍锍中。    铜镍精矿中的脉石，除SiO2外，还的钙和镁的碳酸盐，它们在高温下发生离解反应,生成CaO、MgO与SiO2造渣，其反应有：                                 CaCO3=CaO+CO2                                MgCO3=MgO+CO2                                2MgO+SiO2=2MgO.SiO2                                2CaO+SiO2=2CaO.SiO2    根据测定，炉渣含MgO每增加1%，熔渣温度要升高9～10℃；MgO含量超过8%时，每增加1%，熔渣温度要升高35～40℃。

结疤就是指氢氧化铝出产的设备表面上附着的固体物。出产过程中一切的设备都会结疤，成果使换热系数下降、外表丈量禁绝、隔膜泵后的压头增大，需求定时清洗，一切这些都影响氧化铝的正常出产。     结疤按从管子的断面来看分三层：（1）贴管壁层，土赤色，一般结合较紧；（2）中间层，灰白色，质硬且脆，易于与贴管壁层剥离；（3）贴矿浆层，易与中间层掉落，质轻，贴矿浆面呈黑色，贴中间层一面为黄色或灰色。结疤从矿藏组成来看首要是钙钛矿、羟基钛酸钙、钙霞石、赤铁矿、水化石榴等。广西平果矿和山西孝义矿溶出时结疤的特征为由钙钛矿、钙霞石、赤铁矿组成。均匀结疤速度为0.32mm/d（指一天内长出结疤的厚度）。     影响结疤生成的要素首要为：（1）温度，结疤最快的温度规模是160～210℃；（2）矿石的组成，如矿石中的SiO2以高岭石存在，则会在170℃以下就分出结疤，如果是伊里石、叶蜡石、绿泥石，则会在170～210℃时分出结疤；（3）石灰添加量，在130～170℃规模时随添加量的添加而减轻分出结疤，在170～210℃规模时随添加量的添加，分出结疤也添加；（4）溶液中氧化铝和二氧化硅的浓度添加绍疤；（5）矿浆流速添加，紊乱程度添加，结疤厚度在管道中各部位是不相同的，管道直径添加，结疤速度下降，故选用大直径单管预热能够延伸结疤周期。     结疤结瘤的避免就是设法减缓结疤的生成速度，延伸整理周期，改动结疤的成分，有利于铲除。避免办法如下：     （一）原矿浆预脱硅：使矿浆中能够导致结疤的物质先分出来而不在加热器上分出，就能有用地避免结疤。对我国高硅一水硬铝石型铝土矿，应防备硅渣结疤。选用将原矿浆送入预热之前在常压下与铝酸钠溶液反响，让矿石中的SiO2生成水合铝硅酸钠分出，预先脱出硅。常用脱硅功率来表征脱硅的好坏。脱硅功率指溶液中溶解的SiO2通过反响削减的量与原液中的量的百分比值。     脱硅功率首要取决于矿石中硅的存在形状、碱液浓度、温度、时刻、固含、石灰添加量、拌和速度及溶液中的杂质含量等要素。脱出的水合铝硅酸钠随矿浆进入高温溶出体系，起到晶种的效果，分出的固体物优先在其表面沉积，削减换热面上结疤。预脱硅时参加石灰，生成水化石榴石，能进步脱硅功率。矿石中的钛生成钛水化石榴石削减钛渣结疤。     （二）分段保温：在矿浆最易分出的温度段设置脱硅罐，使硅渣、钛渣结疤很多分出，能有用地减轻结疤的生成。各种矿石的最易分出的温度不同，需求实验决议。分段保温法对我国高硅一水硬铝石型铝土矿比原矿浆预脱法有用。     （三）添加晶种：在原矿浆预脱硅时有拜耳法的赤泥能促进水合铝酸钠的分出，进步脱硅功率。许多实验标明添加晶种能够进步传热系数。     （四）选用大直径预热器：添加矿浆活动的稳定性，坚持矿浆杰出的活动状况，能削减结疤速度。     （五）用磁场处理含硅的铝酸钠溶液：使部分硅以水合铝硅酸钠分出，避免在加热面上结疤。     （六）换热器表面作抗黏附处理能避免结疤物质在表面形面。实验标明水合铝硅酸钠颗粒表面带负电，把换热器表面阴极化可削减结疤，生成的结疤的孔隙率高、与器壁结合疏松，易于清洗。     （七）独联体用超声波处理矿浆避免结疤的实验标明，换热表面的结疤加剧；但用超声波效果换热器表面，可使结疤速度减缓。     反响器和热交换器运用一段时刻后，即便采取了防备措施，也会长出结疤。需求铲除才干保持正常出产。 换热器中的结疤结垢的清洗办法：     （一）机械清洗。多用于整理大容积设备中的结疤，也用于铲除热交换器中的结疤。法车的SAlindres厂用气动振打器铲除热交换管中的结疤，振打器由钢丝牵引，每分钟移动3m，然后用风吹净。用气动铣刀穿过每根热交换管破碎结疤，铣刀用风动设备经软管驱动。     （二）火焰整理。使用金属和结疤两者的热膨胀系数不同，加热结疤，使结疤水合物快速脱水而崩离掉落。山西铝厂火焰喷宣布的高温火焰直接烧结疤，整理高压釜中的结疤。将金属壁快速加热到300℃，可使凹形部位的结疤崩离。      （三）高压水整理。用特制的喷嘴射出高压水冲击结疤。我国用CM-3水力清洗器，压力70MPa，喷头水流束Φ1.5mm。德国的HDP332高压清洗器，最大排出压力85MPa，喷头水流束Φ1mm，排水量有50、80、200、300、500L/min五级可调，用330kW柴油机发动机驱动。对我国的高温高钛渣结疤，在水流压力为40～60MPa时就能很好清洗。     最近有人将预热器排出的蒸汽-冷凝水混合物送入结疤管中，使用蒸汽-冷凝水自蒸腾发生的高速、高温混合物来冲刷结疤。对硅渣结疤特别有用。      （四）化学清洗。化学清洗就是用某些溶剂与结疤进行化学反响，随溶剂流出，使结疤消除。化学清洗一切的溶剂一般是酸。虽然匈牙使用碱液多流变换法清洗氢氧化铝和纯碱类疤，但很有限。关于硅渣结疤和镁钛渣结疤，一般用5%～15%的硫酸和1.5%～2%的清洗。为了避免设备腐蚀，参加若丁（二邻）作缓蚀剂，用量为酸0.8%～1%。别的温度不宜高于75℃。

用Na2S溶液浸出硫化锑精矿及脆硫锑铅精矿的首要反响为：但Na2S在水中能激烈地发作水解：而水解后发生的NaHS又被空气中的氧所氧化，生成多Na2S2，然后下降Na2S的效果，所以在Na2S浸出液中要参加必定的NaOH，以按捺达两种影响浸出功率的晦气反响。试验证明，在增加NaOH的情况下，Na2S的用量略高于理论量，就可得到很高的浸出率。因而，实际上所用的浸出剂为Na2S＋NaOH，当Na2S缺乏时，NaOH对Sb2S3也有必定的溶解效果，其反响为：Na2S＋NaOH混合溶液也可溶解Sb2O3，其反响分两步进行：高价氧化物Sb2O4和Sb2O3在Na2S溶液中不溶解。硫化锑精矿中的伴生金属，除Hg和Ag外，Cu、Pb、Fe、Zn、Ag等在Na2S溶液中都难溶解，在浸出过程中富集于渣中。Hg和As的硫化物的浸出反响如下：砷的硫化物也能被NaOH溶解，但毒砂（FeAsS）中的砷不溶。

锌电积的电化学反响    在电积液中仅存在硫酸锌、硫酸和水时，依据电离理论发作如下电离反响：                                ZnS04 ==== Zn2+ ＋ S042-                   （1）                                 H2SO4 ====2H+ ＋ S042-                             （2）                                   H2O ==== H+ + OH-                              （3）    当通入直流电时，阳离子移向阴极，带正电荷的Zn2+承受两个电子在阴极上放电变成元素锌，并在阴极表面以结晶状况分出。    阴极反响：                       Zn2++2e —→ Zn↓                     （4）    一同阴离子移向阳极，带负电荷的OH-失掉两个电子在阳极放电，并分出氧气。    阳极反响：                  20H- - 2e ==== H20 ＋ 1/2O2                      或                            H20 - 2e ====1/2O2＋2H+                         （5）    总的电极反响式为：                                      直流电                            ZnS04＋H20 ——→  Zn↓＋ H2S04 ＋1/2O2          （6）    为了深化了解锌电积进程，下面别离评论工业电积槽内阳极和阳极上发作的电化学进程。    阳极进程    A  铅阳极的溶解与维护    现在工业上大都运用含银0.5%～1.0%的铅合金板作不溶性阳极。对运用前未镀膜的阳极而言，通电后，在发作正常阳极反响式（5）（Eө＝0.615V）曾经会出现以下几个反响。    首要发作铅的阳极溶解，并构成硫酸铅掩盖在阳极表面上。                    Pb - 2e ==== pb2+               Eө（7）＝-0.126V           （7）                    Pb＋SO42--2e ==== PbSO4          Eө（8）＝-0.356V           （8)    未被硫酸铅掩盖的阳极表面上，铅能够直接氧化成Pb02，即：                    Pb + 2H20 -4e —→ Pb02 + 4H+      Eө（9）＝-0.655V       （9）    跟着金属自在表面挨近彻底消失，会发作如下反响：                    Pb2+ ＋ 2H20 - 2e —→ Pb02＋4H+      Eө（10）＝-1.45V      （10)[next]    待铅阳极基本上被Pb02掩盖后，即进入正常的阳极反响，成果在阳极上放出氧气，而使电积液中H+浓度添加。比较反响（10)与阳极正常反响（5)的平衡电位。好像反响（5)比反响（10）先开端进行，但实践上析氧反响发作在反响（10）基本完成之后。这是因为氧气分出时一般有较大的超电压。    B  氧在阳极上分出的超电压    氧在阳极上分出时超电压的巨细与阳极原料、阳极表面状况及其他要素有关。在一些金属上氧的超电压如下表所列。表1   氧在各种金属上的超电压金属材料Au    Pt    Cd    Ag    Pb    Cu    Fe    Co   Ni超电压/V0.52  0.44  0.42  0.40  0.30  0.25 0.23 0.13 0.12     锌电积在不同条件下，实测的阳极电位如下表所列。从表中可见，氧的分出电位比平衡电位要高，并且随阳极原料不同而有所差异，如用0.7%Ag和2% Ca的阳极时，阳极电位比1%Ag的铅阳极又可下降0.12V，并且腐蚀现象可削减。表2  阳极电位与电流密度及温度的联系电流密度/（A·m-2）铅阳极电位/V铅阳极（1%Ag）电位/V25℃   50℃   75℃25℃   50℃   75℃2002.04   1.98   1.901.99   1.92   1.884002.07   2.01   1.952.02   1.96   1.906002.09   2.02   1.962.03   1.97   1.9210002.12   2.05   1.982.05   2.00   1.94     工业锌电积的进行一直伴跟着在阳极上分出氧气。氧的超电位愈大，则电积时电能耗费愈多。因此应力求下降氧的超电压。因为铅银阳极的阳极电位下降，构成的Pb02较细且细密，导电性较好，耐腐蚀性较强，故在锌电积厂遍及选用。    C  其他阳极反响    在锌电积时，阳极还会发作许多其他反响，如下：        Mn2++2H20-2e —→ Mn02↓ + 4H+               Eө（11）＝1.25V             （11)        Mn2++4H20-5e —→ Mn04-↓ + 8H+              Eө（12）＝1.50V             （12)        Mn2++2H20-3e —→ Mn04-↓ + 4H+              Eө（13）＝1.71V             （13)        C1- + 4H2 - 8e —→ ClO4-＋8H+                Eө（14）＝1.39V             （14)        2C1 - 2e —→ C12                                Eө（14）＝1.39V             （15)[next]    铅阳极反响联系着阳极寿数及阴极锌质量。电积液中的氟、氯是极端有害的。它不只使铅的阳极腐蚀加重，构成电积作业剥锌困难及铅阳极单耗添加，并且还导致阴极锌含铅升高，电积槽上空含氟、氯升高。使操作条件恶化，严峻影响工人的身体健康。所以在工业出产中一般要求电积液中含氟、氯尽或许低。    此外，因为铅及其氧化产品具有不同的体积密度（g/cm3），如铅为0.09g/cm3，Pb02为0.11g/cm3，PbS04为0.16g/cm3，因此铅阳极表面的Pb02层或许存在孔隙，乃至部分掉落。在正常出产条件下，构成PbS04的反响式（8）仍有少数进行。尽管Pb02不溶于水，但PbS04在电积液中有必定的溶解量（见下表）。在工业电积液中，Pb2+含量最高可达5～10mg/L，这样会使阳极寿数缩短，并使分出锌的质量下降。表3   硫酸铅在硫酸溶液中的溶解量硫酸浓度/%不同温度下溶液中PbSO4含量/（mg·L-1）0℃        25℃       35℃         50℃0.52.0         2.5         4.3         11.551.6         2.0         4.0         10.3101.2         1.6         3.8         9.6200.5         1.2         2.8         8.0300.4         1.2         2.0         4.6400.4         1.2         1.8         2.8     在工业出产中，可通过操控电积液中Mn2+浓度来下降分出锌含铅量和减缓铅阳极的化学腐蚀。这是因为Mn2+在阳极上被氧化生成MnO2粘附在阳极表面构成维护膜，阻止了铅的溶解。因此，在锌电积进程中，一直坚持反响式（11）的进行。可是，MnO2在阳极过多地分出，一方面会添加浸出工序的担负。另一方面会引起电积液中Mn2+贫化而直接影响分出锌的质量。    阴极进程    在工业出产条件下，锌电积液中含有Zn2+50～60g/L和H2SO4 120～180g/L。假如不考虑电积液中的杂质，通电时，在阴极上仅或许发作两个进程：    （1)锌离子放电，在阴极上分出金属锌：                                     Zn2+ ＋ 2e —→ Zn                           EөZn2+/Zn = -0.763 + 9.92 x 10-5 TlgaZn2+    （2)氢离子放电，在阴极上放出：                                      2H+ ＋ 2e —→ H2                             EөH+/H2 ＝ 0.00＋19.84 x 10-5 TlgaH+    在这两个放电反响中，终究哪一种离子优先放电，关于湿法冶锌而言是至关重要的。从各种金属的电位序（见表三)来看，氢具有比锌更大的正电性，氢将从溶液中优先分出，而不分出金属锌。但在工业出产中，从强酸性硫酸锌溶液中电积出来的是锌。[next]    为了解说这一现象，首要评论可逆电积进程，即电积时彻底没有极化效果的电积进程。在可逆进程条件下，这两种离子一同放电只要在 EөZn2+/Zn = EөH+/H2 时才有或许。为核算简洁起见，令αH+ =1 = cZn2+，αZn2+ = cZn2+在室温条件下，当EөZn2+/Zn = EөH+/H2 时，就得到：                                        cZn2+  = 1026     因此，H+与Zn2+在可逆进程中，因为Zn2+浓度不或许到达这样大，两者不或许一同放电分出，且因EөZn2+/Zn ＞ EөH+/H2 ，故在阴极上只应该放出。    各种金属的标准电极电位见下表。    但在不可逆电积进程中，即实践电积进程中，离子放电电位的方程式为：                                   EөZn2+/Zn =  EөZn2+/Zn - ηH2                                    EөH+/H2 = EөH+/H2 - ηZn2+式中，ηH2、ηZn2+别离为、锌离子的超电压。    实践电积液为ZnSO4和H2SO4水溶液时，ηH2值在阴极上达很大值，而ηZn2+挨近零，约为-0.030V。因此，电积时可发明必定条件，因为极化效果氢离子的放电电位会大大的改动，使得氢离子在阴极上的分出电位值比锌更负而不是更正，因此使锌离子在阴极上优先放电分出。这就是锌电积技能赖以成功的理论依据。    从以上分析可见，氢的超电压在锌电积实践出产中具有重要意义。影响氢在阴极分出的超电压的主要要素有：    （1)阴极材料及其表面状况；    （2）电流密度；    （3）电积液温度；    （4）参加电积液中的添加剂；    （5）电积液中的杂质等。    关于析氢时的超电压，在工业出产及理论均很重要，已进行过许多的研究工作。下面三个图引用了一些以硫酸溶液作电积液、氢在锌上的超电压与电流密度、电积液温度、中性盐浓度及胶含量之间的联系曲线。 [next]    1905年塔菲尔依据试验成果，提出了塔菲尔公式，指出在浓差极化影响能够疏忽的情况下，氢的超电压与阴极材料及电流密度之间有如下联系：                                      ηH2 = a + blgJ式中，a等于单位阴极电流密度(J=1)时氢的超电压，其值与电极原料、电极表面状况、温度及溶液组成等有关。常数b则与电极原料联系不大。                                      b ＝ 2.3 x 2RT/F     由塔菲尔公式可见，a值改动，氢的超电压就改动，即氢的超电压随阴极原料而定。此外，跟着阴极电流密度的增大，氢的超电压也增大，如表4所示。[next]表4  25℃时氢在不同金属上的超电压电流密度/（A·m-2）AlZnPt光铂AuAgCu1000.8260.7460.0680.390.76180.5845000.9680.9260.1860.5070.83--10001.0661.0640.2880.5880.87490.80120001.1761.1680.3550.6880.93970.98850001.2371.2010.5270.771.031.186电流密度/（A·m-2）BiSnPbNiCdFe1001.051.07471.090.7471.1340.55715001.151.18511.1680.891.2110.710001.141.2231.1791.0481.2160.818420001.211.2381.2351.2081.2461.256150001.21.23421.2171.131.2280.9854     电积液中加胶，能够增大氢的超电压，但胶只能到达必定极限，过火添加胶量时氢的超电压又开端下降。    此外，某些杂质存在对电积进程影响很大。当电积液中存在有较简单分出的杂质（乃至微量）时，这些杂质就会随锌一同堆积且氢在这些杂质上的超电压较在锌上为低，所以引起氢在阴极激烈地分出，并下降锌的产出率。    阴极表面结构状况对氢的超电压巨细有直接的影响。阴极表面愈不平坦，则其表面的实在面积愈大，也就是说真实的电流密度愈小，因此氢的超电压也就愈小。    跟着电积液温度的升高，氢的超电压减小，如表5所示。这就是因为塔菲尔公式中的a值减小了。表5   在当量浓度的硫酸溶液中不同温度时氢在锌上的超电压  （V）电流密度/（A·m-2）温度/℃20             40             60             803001.140          1.075          1.050         1.0405001.164          1.105          1.075         1.07010001.195          1.145          1.105         1.095     因为氢的标准电极电位比锌要正得多，加上在实践电积进程中影响氢的超电压的要素许多，因此在工业出产条件下总不可避免地有氢分出。的分出（工业出产中也称“烧板”）是工业锌电积中常常遇到的技能难题。严峻时乃至不分出锌片。所以锌电积技能的成功运用在很大程度上有赖于设法坚持高的氢超电压，使析氢反响尽或许少发作，以使析锌的反响仍能具有足够高的电流效率。

跟着高技术陶瓷、橡胶、塑料、催化剂、环保材料、航天材料的不断发展，氧化镁晶体材料、特别是高纯氧材料（MgO含量不低于98%）的使用越来越广。例如用于医治胃酸过多及十二指肠溃疡患者，用作硅钢制作进程中的高温退火阻隔剂，用于制作电子管、滤光器、滤色器、滤波器等。此外作为灵敏型高效催化剂及功用体良的掺杂材料，高纯氧化镁有很多使用于工业催化及材料改性和高功用复合材料的制备。已报导的高纯氧化镁制备办法较多，例如菱镁矿（白云石）碳化法、卤水（海水）－石灰（）法、卤水（海水）－碳按法及镁盐直接热解法等。     熔盐法选用一种或几种低熔点的盐类作为反响介质，在高温熔融盐中完结组成反响，然后选用适宜的溶剂将盐类溶解，经过滤、洗刷得到组成产品，它在高熔点氧化物粉体和电子陶瓷粉体及其它功用粉体材料组成等范畴广泛使用。熔盐法具有工艺简略、组成温度低、保温时刻短、本钱低价、组成粉体的化学成分安稳均匀等长处。     对熔盐法制备MgO粉体的不同熔盐系统进行了比照，发现NaCl-KCl盐类熔点适中，功用相对安稳，洗刷进程中NaCl、KCl溶解于水，滤液经枯燥后得到NaC1、KC1等盐类可回收使用，是一种优秀的反响介质。当选用NaN03-KN03盐类作反响介质时，与镁盐直接热解法相同，反响进程中发作腐蚀性气体，不适合工业化出产。可是NaN03 -KN03盐类熔点较低，有利于分析质料系统在熔盐中的反响进程，进而对反响机理进行评论，因而本文以MgCl2、 CaCO3和NaN03、KN03为质料制备Mg0粉体。     一、试验     （一）质料     试验所用无水氯化镁、碳酸钙、、、无水乙醇等均为分析纯。     （二）氧化镁粉体的制备     将MgCl2、CaCO3及NaN03、KN03按1.1︰1︰2︰2配比置于碾钵中碾磨，使质料混合均匀并磨细至－0.074mm粒级，550℃下保温3h热处理，经水浸泡、洗刷、减压过滤、110℃枯燥，再在600℃下保温3h热处理。     （三）反响机理分析     作CaCO3和MgCl2-CaCO3-NaN03-KN03的TG-DSC曲线，分析质料热反响进程；依据TG-DSC曲线，将质料在不同温度和保温时刻下热处理，断定产品组成，分析熔盐法制备氧化镁的反响机理。     （四）表征     用德国NETZSCH公司STA449/6/G型热重－差示扫描归纳热分析仪对试样进行热效应分析。     用荷兰Philips公司出产的X′Pert Pro型X射线衍射仪对产品进行物相判定。     用荷兰Philips公司出产的Nova400NanoSEM型场发射扫描电子显微镜调查粉体描摹及巨细。     二、成果及评论     （一）试样的组成与描摹分析    图1为S11试样和S12试样的XRD图谱，其间S11试样为质料在550℃下保温3h热处理，用水洗刷后经110℃枯燥的前驱物，S12试样为S11试样在600℃温3h热处理的产品。     从图1可见，质料在550℃下保温3h热处理，用水洗刷后的前驱物主要为氢氧化镁，其间尚有少数氧化镁没有水解，经600℃保温3h热处理，氢氧化镁分化为氧化镁。图2  试样TEM （a）S11；（b）S12     图2为S11试样和S12试样的SEM图。从图2可见，氢氧化镁前驱物主要为层状描摹，形状不规整，巨细散布不均匀，厚度介于0.03～0.05μm，直径介于0.2～1.0μm之间；氢氧化镁分化后得到的氧化镁为颗粒状描摹，巨细散布较均匀，粒径介于0.2～0.5μm之间。     表1为S12试样的化学成分分析成果。从表1可知，所制备的氧化镁粉体纯度高，可满意医药、冶金、工业催化、量子器材、微电子等职业要求。 表1  S12试样化学成分分析成果（质量分数）/%Mg0CaC03A1203Si02Fe203IL98.820.520.100.090.060.41     （二）反响机理分析     图3为CaCO3和MgC12-CaC03-NaN03-KN03质料的TG-DSC曲线。     由图3（a）可见，从700℃至800℃失重37.08%，CaC03分化为CaO和CO2，对应的DSC曲线在769.2℃有一个吸热峰。    由图3（b）可见，从室温至400℃失重18.90%，该温度范围内质料失掉悉数物理水及结构水，NaN03-KNO3熔融，对应的DSC曲线上有3个吸热峰；从400℃至530℃失重8.10%，对应的DSC曲线上在490.5℃有一个吸热峰，该温度范围内可能发作了分化反响；从530℃至700℃失重23.20%，对应的DSC曲线上在660.4℃有一个吸热峰，该温度范围内可能发作了分化反响；温度大于700℃后，失重持续加大，主要是熔盐在高温下加速蒸腾。对照图3（a)，没有呈现CaCO3分化的吸热峰，阐明在700℃曾经CaCO3已彻底反响。     图4为试样的XRD图谱。其间M11试样为质料在320℃下保温48h热处理，水洗后经110℃枯燥的产品；Ml2试样为质料在320℃下保温360h热处理，水洗后经110℃枯燥的产品；M14试样为质料在900℃下保温3h热处理，用无水乙醇洗刷后产品的XRD图谱。由图4可见，质料在320℃下保温48h热处理，水洗后经110℃枯燥的产品主要为碳酸镁和白云石及少数的氢氧化镁；质料在320℃下保温360h热处理，水洗后经110℃枯燥的产品主要为碳酸镁；质料在900℃下保温3h热处理，用无水乙醇洗刷后产品悉数为氧化镁。    结合S11试样和S12试样的XRD图谱，以MgC12、CaCO3和NaNO3、KNO3为质料，选用熔盐法制备Mg0粉体的反响机理如下：     1、  熔盐环境下Mg2+与Ca2+发作置换反响，其产品组成与反响温度和反响时刻有关。     MgCl2←→Mg2++2Cl-     xMg2++CaCO3→MgxCa1-xCO3     当x＜0.5时．产品为碳酸钙的置换型固溶体，当x=0.5时，产品为CaMg（C03）2，当0.5＜x＜1时，产品为CaMg（C03）2和MgC03混合物，跟着反响的不断进行，当x=1时，产品为MgC03。     2、碳酸镁分化。     MgC03→Mg0＋C02↑     3、水洗进程中氧化镁水解。     Mg0＋H20→Mg（OH）2     4、氢氢氧化镁分化。        三、结语     （一）MgCl2-CaC03-NaN03-KN03质料制备氧化镁进程中，在熔盐环境下Mg2+与Ca2+发作置换反响，生成白云石和碳酸镁等中间产品，跟着反响的不断进行，白云石终究转变为碳酸镁；550℃热处理碳酸镁分化为氧化镁，经水浸泡后氧化镁水解生成氢氧化镁，600℃热处理氢氧化镁分化为氧化镁。     （二）氢氧化镁前驱物为不规整的层状描摹，巨细散布不均匀，厚度介于0.03～0.05μm，直径介于0.2～1.0μm之间；产品氧化镁为颗粒状描摹，巨细散布较均匀，粒径介于0.2～0.5μm之间。

当两极板放置在浓度为27%～37%的硫酸(H2SO4)水溶液中时，极板的铅和硫酸发作化学反应，二价的铅正离子（Pb2+）转移到电解液中，在负极板上留下两个电子(2e-)。因为正负电荷的引力，铅正离子集合在负极板的周围，而正极板在电解液中水分子效果下有少数的（PbO2）进入电解液，其间两价的氧离子和水化合，使分子变成可离解的一种不稳定的物质——氢氧化铅〔Pb（OH）4）。氢氧化铅由4价的铅正离子（Pb4+）和4个氢氧根〔4（OH）-〕组成。4价的铅正离子（Pb4+）留在正极板上，使正极板带正电。因为负极板带负电，因此两极板间就产生了必定的电位差，这就是电池的电动势。当接通外电路，电流即由正极流向负极。在放电过程中，负极板上的电子不断经外电路流向正极板，这时在电解液内部因硫酸分子电离成氢正离子（H+）和硫酸根负离子（SO42-），在离子电场力效果下，两种离子分别向正负极移动，硫酸根负离子抵达负极板后与铅正离子结组成硫酸铅(PbSO4)。在正极板上，因为电子自外电路流入，而与4价的铅正离子（Pb4+）化组成2价的铅正离子（Pb2+），并当即与正极板邻近的硫酸根负离子结组成硫酸铅附着在正极上。

传统烧结－鼓风炉熔炼工艺中，按硫化铅精矿中硫的质量分数为12％～24％计算，每冶炼1t粗铅有0.6～1.1t的SO2排空。     新的炼铅技术的共同特点是将焙烧与熔炼结合为一个过程，实现铅精矿直接处理，充分利用硫化铅氧化放出的大量热将炉料迅速熔化，产出液态铅和熔渣。直接炼铅仍需要将冶金过程分为氧化和还原两个阶段，在氧化段充分氧化获得低硫铅，在还原段充分还原产出低铅炉渣。本实验探讨熔池熔炼还原段，利用铅精矿和富铅渣之间的交互反应，考察还原段的终渣含铅量、铅回收率（按渣计）、烟气烟尘率、粗铅产率等各工艺指标的影响因素及条件。对其反应机理进行了初步的探讨。     一、试验理论基础     铅精矿和富铅渣之间的主要交互反应如下： PbS＋2PbO→3Pb＋SO2（1） PbS＋PbSO4→2Pb＋2SO2 （2）     这两个反应在一般高温1000℃时，△G已经很负了。随着温度的升高，△G越来越负，说明从热力学角度来说，交互反应很容易发生。渣中铅化合物的溶化温度低，其熔体的流动牲好，而且与SiO2结合的Pb0挥发性要比纯Pb0小。PbS溶化后流动性大；PbSO4在800℃便开始分解，至950℃以上分解进行的很快。反应式(1)在860℃时的平衡压力达101325Pa；反应式(2)在723℃时的平衡分压为98000Pa。即在较低温度下，两个反应可以剧烈的向右进行。从动力学角度看，熔渣的熔点一般为1200℃左右，试验温度只要能高于渣熔点，则在渣熔融状态下，各种化合物之间接触良好，反应能很好的进行。     二、试验原料及方法     （一）试验原料     本试验所用原料为某厂艾萨炉出来的富铅渣和铅精矿。铅精矿为黑色粉末，粒度小于1mm。化学成分（％）：Pb 45.44、Zn 6.46、Fe 8.82、SiO25.34、CaO 1.57、MgO 0.48、Al2O3 1.00、S 17.86、Cu 2.43、Ag 0.266。定性物相分析结果表明：铅精矿主要含PbS、ZnS、FeS、SiO2、FeS2、PbSO4。     富铅渣为浅粉色块状，化学成分（％）：Pb53.97、Zn 6.46、Fe 8.64、SiO2 8.31、CaO 3.07、MgO 0.75、Al203 1.78、S 0.17、Cu 0.73、Ag0.0197，堆密度3.05 g/cm3。XRD分析表明：铅物相以PbZnSiO4、PbO、Pb存在。其中PbZnSi04在高温下发生如下反应分解成PbO： PbZnSiO4→PbO＋ZnO＋SiO2     故本试验可将富铅渣中的Pb看做以Pb0形式存在，并以此进行配料计算，确定各种料的加入量。     试验所用熔剂为：石灰石(CaO 51.2％，MgO3.17％）；石英砂（SiO2 93.83％）。     （二）试验方法     根据可能发生的交互反应方程式，先计算出富铅渣和铅精矿所需的理论量，再以富铅渣与铅精矿中FeO成分含量的总和为渣型选择的计算基础，然后根据选定的渣型计算所需各溶剂的质量。将富铅渣、铅精矿、石灰石、石英砂分别先经破碎，磨细后，再充分混合均匀，加水湿润后制团，最后烘干12h以上。每次称2kg左右的混合料加人高15cm，内径14 cm的碳化硅坩埚中，从电炉底部进料。用一个Pt/Pt－13%Rh型热电偶检测炉内试验样料的温度，通人高纯氩气排除炉内空气并起轻微的搅拌作用；通过调节电炉的程序参数，设定好每次试验反应温度和时间；反应结束后，观察形成的铅渣表面现象，判断是否产生了泡沫渣，再称量铅渣和粗铅，并分析各主要成分含量。由于试验条件有限，未能检测SO2浓度和烟尘率，本试验将烟气烟尘率看做一个技术指标，计算式为：     烟气烟尘率＝（加入坩埚的炉料总量－反应后粗铅和铅渣的量）÷加入坩埚的炉料总量     三、试验结果及讨论     （一）渣型对终渣含铅量和烟尘率的影响     炼铅炉渣是个非常复杂的高温熔体体系，它由SiO2、FeO、CaO、MgO、Al2O3、ZnO等多种氧化物组成，并且它们之间可相互结合形成化合物、固熔体、共晶混合物。为了讨论渣型与结晶相的关系，将多元系简化为三元系：FeO－CaO－SiO2。将渣中该三相的成分换算为100％，再查看FeO－CaO－SiO2三元系相图，根据图中渣温度1 100～1 300℃区域，选择试验3个成分含量。A Perillo提供了维斯麦港基夫赛特法炼铅厂的投产与生产指标，炉渣的化学成分：FeO39％，SiO2 38％，CaO 23％。     试验条件：固定温度1250℃，时间5h，配料比1.0。试验编号分别为（1）－FeO 40％，SiO2 35％，CaO 25％；（2）－FeO 37.5％，SiO2 37.5％，CaO25％；（3）－FeO 35％，SiO2 40％，CaO 25％；（4）－FeO 35%，SiO2 37.5％，CaO 27.5％；（5）－FeO35％，SiO2 35％，CaO 30％。     试验结果表明CaO含量保持为25％，相应的SiO2含量减小时，试验（1），(2），(3)的渣含铅分别为3.48％，4.76％，5.87％；烟气烟尘率分别为36.9％，32.6％，28.1％。FeO含量固定为35％时，相应的SiO2含量减小时，试验(3)，(4)，(5)的渣含铅分别为5.87％，1.41％，3. 86％；烟气烟尘率分别为28.1％，42.25％，35.6％。     根据熔渣结构的离子理论，适当增加碱性氧化物有利降低炉渣黏度。但碱性氧化物过高时可能生成各种高熔点化合物，使炉渣难熔，渣黏度升高。对于FeO－CaO－SiO2三元系炉渣，但CaO含量超过30％时，黏度将随CaO含量的增加而迅速加大。SiO2/Fe过大，黏度高，排放困难，提高Ca0/SiO2，可降低渣的黏度。从试验结果数据可看出：当炉渣组成为FeO 35％、SiO2 37. 5％、CaO 27. 5％时，烟气烟尘率为42.25％，渣含铅1.41％为最低。     （二）配料比对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间定为3h,温度为1250℃的条件下。以100 g富铅渣为计算基础，理论需要消耗铅精矿71.297g，试验中铅精矿用量分别为理论量的0.9、0.95、1.0、1.05、1.1、1.15和1.2倍。     从图1可看出，在其他条件不变的情况下，随配料比增加，渣含铅呈先减小后增大的趋势，在配料比为1.0有最小值；烟气烟尘率呈先增大后减小的趋势，与渣含铅趋势相反，即渣含铅低时则烟气烟尘率高。鉴于两者的矛盾关系，折中取定试验条件，故此后试验定配料比为 1.1，此条件下渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％，能基本满足工业上对工艺指标的要求。图1  配料比对终渣含铅和烟尘率的影响     （三）反应温度对终渣含铅和烟尘率的影响     为减少烟尘量，必须严格控制炉内温度。如果能抑制铅及化合物的挥发，烟尘中氧化锌含量就会提高，就可以进入氧化锌系统进行处理。从沸点和平衡蒸气压分析，锌的挥发要比铅容易得多。如果试验中还原温度真正控制在1150～1200℃，Pb和PbO的蒸气压都只有1.3～6.7kPa，铅的挥发率不会如此高。     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间5h，配料比1.1。试验结果见图2。图2  反应温度对降低终渣含铅量，烟气烟尘率的影响     从图2可看出，其它试验条件不变时，渣含铅随温度的升高而降低，在1250℃有最小值，1300℃时反而渣含铅比其高。观察1300℃的试验现象，渣孔（从粗铅到渣表面）多，推测温度较高于渣熔点时，渣熔体流动性大，反应产生的气体更容易从渣孔隙跑出液面，同时使得渣中的铅及其化合物未能很好的沉降分离，所以渣含铅偏高；烟气烟尘率随温度升高而逐渐增大，1300℃时，烟气烟尘率高达48.82％。烟气烟尘率太高，对后续的收尘系统是个负担，会导致生产成本增加，严重时，会造成烟尘积压。综合考虑后选定温度为1250℃。     （四）反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。试验结果见图3。图3  反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     从图3可以看出，随着反应时间的延长，交互反应进行得越彻底，渣、铅分离沉降时间长，分离效果更好，则渣含铅逐渐减少；而烟气烟尘率逐渐增加。反应时间短，能缩短排渣周期时间，能提高床能率。试验时间为3h条件下，渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％。     （五）反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，时间3h，配料比1.1。试验结果见图4。图4  反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     从图4可看出，随反应温度的升高，各种化合物和金属的挥发量增多，粗铅产率从27.23％降至14.62％，产渣率也逐渐减小。故反应温度不易过高，折中选择1250℃为较好，此条件下，粗铅产率22.76％，产渣率43.61％。     （六）反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     固定渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。反应时间对粗铅产率（占点炉料）和渣产率的影响结果见图5。图5  反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     从图5可以看出：(1)随着反应时间的增加，粗铅产率从19.23％升至25.83%。时间长有利于渣铅沉降分离，同时能让其它各种金属化合物有足够时间发生还原反应，再以金属状态进入粗铅；(2)渣产率逐渐减少。时间长，渣中易挥发的化合物及被产出的气体气泡带走的物质则更多的进入烟气烟尘中，增加了收尘负荷。时间为3h时，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。     （七）其它反应效果的比较及分析     不同试验条件下，反应后，其它各成分含量变化不大。粗铅中的铅含量95.01％～96.12％；Ag含量0.28%～0.36％；S含量0.11％～0.19％；铜含量0.31％～0.56％。铅渣其它成分含量：S含量1.89％～2.37％；Zn含量2.47％～6.33％。且呈现渣含铅低，则含Zn亦低的试验现象。推测在相同工艺条件下，原料中铅化合物和锌化合物与其它物质之间发生的反应机理相似，故两者在铅渣和烟尘中呈正比例含量关系。随着反应时间的延长和反应温度的提高，各种化合物逐渐分解，易挥发物更多的进人烟尘，渣中较难挥发物SiO2、FeO、CaO的含量都有稍微增加的趋势。在渣含铅     四、结论     在熔池熔炼还原段采用铅精矿和富铅渣的交互反应可满足工业实践的各项经济技术指标。最优工艺条件：渣型三主要组成含量折算为FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，时间3h，配料比1.1。在此条件下可得到渣含铅2.61％，铅的回收率（以渣计98.21％，脱硫率91.5％，烟气烟尘率33.63％，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。