电解铜电解液作为电解铜时的重要原料也受到电解铜厂家的重视。电解铜电解液的成分以及含量、电解后的回收利用开始受到生产厂家的关注。中国是世界最大的铜材生产国、消费国、进口国,也是重要的出口国,铜材总产量己连续7年居世界首位。中国铜加工业所面临的新形势是:世界金融危机对铜加工的不利影响并未消除,出口形势并不乐观,节能减排和企业升级任务艰巨。    电解铜电解液一般以硫酸(H2SO4)和硫酸铜(CuSO4)的混和液作为电解液。铜的电解提纯生产方式是：将粗铜（含铜99％）预先制成厚板作为阳极，纯铜制成薄片作阴极，以硫酸(H2SO4)和硫酸铜(CuSO4)的混和液作为电解液。通电后,铜从阳极溶解成铜离子(Cu)向阴极移动，到达阴极后获得电子而在阴极析出纯铜（亦称电解铜）。粗铜中杂质如比铜活泼的铁和锌等会随铜一起溶解为离子（Zn和Fe）。由于这些离子与铜离子相比不易析出，所以电解时只要适当调节电位差即可避免这些离子在阳极上析出。比铜不活泼的杂质如金和银等沉积在电解槽的底部。 这样生产出来的铜板，称为“电解铜”，质量极高，可以用来制作电气产品。沉淀在电解槽底部的称为“阳极泥”，里面富含金银，是十分贵重的，取出再加工有极高的经济价值。    铜火法精炼的产品叫火精铜，一般含铜99.5%以上。火精铜中常含有金、银等贵金属和少量杂质，通常要进行电解精炼。若金、银和有害杂质含量很少，可直接铸成商品铜锭。电解精炼是以火法精炼的铜为阳极，以电解铜片为阴极，在含硫酸铜的酸性溶液中进行。电解产出含铜99.95%以上的电铜，而金、银、硒、碲等富集在阳极泥中。电解铜电解液一般含铜40～50g/L，温度58℃～62℃，槽电压0.2～0.3V，电流密度200～300A/m2，电流效率95%～97%，残极率约为15%～20%，每吨电铜耗直流电220～300kwh。中国上海冶炼厂铜电解车间电流密度为330A/m2。    更多关于电解铜电解液的资讯，请登录上海有色网查询。 

制备金电解液的最好办法是电解法，俗称电解造液。别的，还可运用法。 电解造液均运用隔阂电解法。这种办法是在与金电解相同的槽中，选用与金电解根本相同的技能条件进行的。其最大不同点是纯金阴极很小且装于未上釉的耐酸素瓷隔阂坩埚中（图1）。此法广泛应用于工业出产中，当运用25%～30%的液，在面积电流1000～1500A∕m2和槽电压不大于3～4V条件下，可制备出含金380～450g∕L的浓溶液。图1  金的隔阂造液 1－阳极；2－阴极；3－隔阂坩埚 某厂电解造液是在电解槽中参加稀（化学纯或蒸馏），槽中装入粗金阳极板，在素瓷隔阂坩埚中装入105mm×43mm×厚1.5mm的纯金阴极板。素瓷坩埚内径为115mm×55mm×深250mm，壁厚5～10mm。坩埚内的阴极液为1∶1的稀。阴极液面比电解槽阳极液面高5～10mm，以避免阳极液进入阴极区。 电解造液的条件一般选用面积电流2200～2300A∕m2，槽电压2.5～4.5V，分量沟通电为直流电的2.2～2.5倍，沟通电压5～7V，液温40～60℃，同极距100～120mm。当接通电流时，阴极上开端放出，而阳极则开端溶解。造液44～48h，即取得密度1.38～1.42g／m3、含金300～400g∕L（延伸周期最高可达450g∕L）、含250～300g／L的溶液，通过滤除掉阳极泥后，贮存在耐酸瓷缸中备用。作业停止后，取出坩埚，阴极液会集进行置换处理，以收回或许穿透坩埚进入阴极液中的金。 鉴于金价贵重，为进步金的直收率，使金不致积压于出产过程中，某些厂曾运用含金95～120g∕L、120～150g∕L的电解液。 造液，是将复原的金粉加溶解而制得。一份金粉参加一份，经溶解后过滤除掉杂质。为了除掉溶液中的硝酸一般在金粉悉数溶解后，持续加热赶硝以使其分解成氧化氮而被除掉。在苏联曩昔多运用造液，南非和日本如今仍多选用之。此法的长处是速度快，但溶液中的硝酸不或许彻底被扫除，用此溶液进行电解时，因为硝酸根离子的存在，会使电解过程中呈现阴极金反溶解的不利因素。 近代金电解工艺中，还有选用离子交换膜造液的。

在镍电解出产中，阳极液含铁量一般为100～500mg/L，净化后要求溶液含铁量降至0.5～4mg/L，一般选用水解沉积法除铁。       （一）湿法冶金常用的水解沉积除铁办法 工业出产上常用的水解沉积除铁办法有中和水解法、黄钠（钾）铁矾法、针铁矿法和赤铁矿法。           1）中和水解法       一般所说的中和水解法是用碱调理溶液PH值，在保证待提取的主金属离子不发作水解沉积时，杂质金属离子以氢氧化物M（OH）n形状分出，故也称为氢氧化物沉积法。 金属离子不解按下式进行： Mn++nOH-=M(OH)n↓        OH-离子来源于水的离解反响。假如发[Mn+]标明溶液中的金属离子在水解反响到达平衡时的浓度，则[Mn+]与PH的联系可用图2示出。当金属离子浓度一守时，Mn+发作水解沉积的PH见表1。 表1 氢氧化物沉积时，Mn+的平衡PH（25℃）Mn+Ca2+Mg2+Ni2+Fe2+Pb2+Zn2+Co2+Cu2+Fe3+Co3+平衡[Mn+]=lmol/L11.378.377.16.356.225.655.14.371.53-0.2PH值[Mn+]=10-6mol/L14.711.3710.19.359.228.658.17.373.531.8[next]        从图2和表1可得如下定论：       （1）在离子浓度相同的情况下，坐落图左面各种离子的平衡P敊，故它们在较小的P眄便可沉积，或者说它们的盐类简单水解，而碱土金属的盐类难于水解。         （2）对照Fe2+—Fe3+、Co2+—CO3+的水解平衡线可知，对变价金属而言，同一金属其高价离子比贱价离子简单水解。因而在镍电解液净化时，为使溶液中的Fe2+也优先水解沉积，则鼓入空气使Fe2+氧化成Fe3+，进而成Fe(OH)3沉积。相同的道理，用将Co2+氧化成Co3+，以Co(OH)3沉积。       氢氧化物沉积法为提取冶金中使用最广的除铁办法，可是这种办法的首要缺陷是Fe(OH)3具有胶体性质，不只沉积速度慢，弄清过滤困难，并且使金属和其他有价金属被吸附而丢失。因而，当Fe3+浓度较大时，从溶液 中别离Fe(OH)3是很困难的。出产实践标明，该法只适宜于用来净化处理低浓度（如铁离子浓度在/L左右）的溶液。        2）黄钠（钾）铁矾法、针铁矿和赤铁矿法        怎么从铁离子浓度较高的溶液中除掉F3+(或Fe2+)，惯例的水解沉积法因生成很多Fe(OH)3胶状沉积导致沉铁进程液固别离困难。经长时间的研讨和实践，在20世纪六十年代，先后有黄钾（钠）铁矾法、针铁矿法和赤铁矿法三种新的除铁办法在湿法冶金中推广使用。三种办法的一同特点是操控必定的沉铁条件，使溶液中的铁离子以人工矿藏(如铁矾、针铁矿和赤铁矿等)沉积，这些人工矿藏沉降物呈结晶状，易于沉降、过滤和洗刷。       （1）黄钠（钾）铁矾沉铁法       在自然界有些矿藏具有类似的组成、相同的结构和相同的结晶形状,这就是地球化学上所称的类质同晶。所谓矾就是一系列类质同晶矿藏的总称,而一价金属离子(如K+、Na+、Ag+、NH4+等)和三价金属离子(如Al3+、Fe3+、Cr3+等)的硫酸盐最简单一同构成矾。       黄钾铁矾类的铁矾,如钾铁矾、钠铁矾、铵铁矾等,其化学通式为MFe3(SO4)2(OH)6。M可所以K+、Na+、NH4+等一价金属离子，其顔色均为黄色。在湿法冶金上，考虑试剂的经济本钱（其间含K+的碱或盐报价贵重），常以纯碱或液作沉铁试剂，以供给构成铁矾所需的一价金属离子。[next]       处理镍电解阳极液中和水免除铁所产出的高镍铁渣时，选用硫酸溶解一氧化一黄钠铁矾法除铁。沉铁进程是在溶液中有满足的Na+和SO42-存在时，在高温（90～95℃）下，操控恰当的P上.5～1.8），就能生成黄钠铁矾沉积。 3Fe2(SO4)3+Na2SO4+12H2O=Na2Fe6(SO4)4(OH)12↓+6H2SO4       铁矾类复盐呈黄色或淡黄色斜方结晶，成分安稳，在酸性溶液中溶解度小，沉降、过滤和洗刷性能好，液固别离易于进行，所以除铁作用好。      （2）针铁矿沉铁法       针铁矿沉铁法又称空气氧化除铁法。它是在高温(～90℃)和低酸浓度的硫酸盐溶液中，通入涣散空气使溶液中的Fe2+氧化成Fe3+，并表成与天然针铁矿(如纤铁矿，化学式为γ-FeOOH)在晶形与化学成分上类似的化合物沉积：        该反响构成的针铁矿为a-FeOOH，系棕色针状结晶。针铁矿法除铁的重要条件是溶液中Fe3+浓度应小于1g/L，因而需求增高一道复原工序，将Fe3+复原成Fe2+。      （3）赤铁矿沉铁法       赤铁矿是一种炼铁质料。人们研讨发现，在高温、高压条件下，当硫酸浓度不高时，溶液中的Fe3+便会发作加水分化反响，得到a-Fe2O3沉积：        从化学式所标明的化学成分可知，赤铁矿沉积渣中铁的含量(～60%Fe)比黄钠(钾)铁矾法和针铁法铁渣中铁的含量都高，因而该法的铁渣量少,可作炼铁质料，但需求贵重的高压釜作沉铁设备,模块样要预先将Fe3+复原成Fe2+,该法的建造出资大。现在该办法还只有在国外湿法炼锌工厂有出产使用。 湿法冶金中的氧化水免除铁办法比较见表2。表2  氧化水免除铁办法比较办法适用铁的 浓度规模开始铁 离子形状沉积物形状进程条件PH值温度/℃压力预处理惯例低铁溶液 (Fe﹤1g/L)Fe3+Fe(OH)33.5～4.560～80常压Fe2+需氧化铁矾法高铁溶液Fe3+M2Fe6(SO4)4(OH)121.5～1.890～95常压Fe2+需氧化针铁矿法高铁溶液Fe2+FeOOH3～3.580～90常压Fe3+需复原赤铁矿法高铁溶液Fe2+a-Fe2O340～50g/L H2SO4180～200高压Fe3+需复原

氯化锂－低共熔混合物经熔盐电解在电解槽阴极上分出金属锂的进程。它是20世纪90年代工业上出产金属锂的仅有办法。 1818年英国人戴维(H．Davy)用电解熔融碳酸锂的办法，首要制得了金属锂。1855年德国人本森(R．W．Bunsen)和马提森(A．Matthissen)电解熔融氯化锂制得了很多金属锂。但由于氯化锂熔点在873K以上，在高温下电解，氯化锂的蒸发性和吸湿性极强，严峻腐蚀设备，而没有得到实践运用。1893年贡茨(Guntz)提出电解含有等量氯化锂和的熔融体电解质制取金属锂的办法。此法运用氯化锂和共熔混合物熔点低的特性，由氯化锂一低共熔混合物组成电解质不易蒸发，并且熔点又低，可在约。723K温度下电解。迄今为止，金属锂的工业出产均选用这种低共熔混合物电解质。 一、原理 直流电通过氯化锂－熔体时，氯化锂离解为锂离子和氯离子： LiCl → Li＋＋Cl－这些离子按同性相斥、异性相吸的原理运动，Li＋移向阴极，在阴极上得到一个电子而分出锂： Li＋ ＋ e→Li Cl－移向阳极，在阳极上失掉一个电子而分出： 2Cl－ －2e→Cl2在阴极上分出而漂浮于电解质表面的熔融金属锂集合到必定数量时，便进行铸锭。阳极上分出的搜集于阳极室内，排出或进行收回处理。 二、工艺 氯化锂在电解进程中不断被耗费，跟着电解的进行有必要往电解槽中补加必定量的氯化锂，使电解质在电解进程中坚持最佳组成和电解质在电解槽内处于最佳水平高度。电解法制取金属锂出产能力的计算式为： P=0．26Aη 式中P为金属锂的出产能力，g／h；η为电流效率，％；A为通入电解槽的均匀电流，A；0．26为锂的电化学当量，g／(A．h)。 氯化锂－熔盐电解制取金属锂的工艺条件为：电流强度6000～8000A，槽电压8～10V，槽温703～783K，极距离7～10cm，电解质水平60～67cm，电解质组成LiCl：KCl＝(57～53)：(43～47)，阳极电流密度0．8～1．2A／cm2 ，阴极电流密度2．0～4．5A／cm2 ，容积电流密度0．01～0．0123A／cm3 。技能经济指标为：电解槽产值31～32kg／d，电能单耗42kW • h／kg，氯化锂单耗6．5～7kg／kg，单耗0．2kg／kg，电流效率在85％以上，产品纯度98．5％～99％。 三、锂电解槽 常见的锂电解槽有圆形和矩形两种结构方式。一般工业电解槽的槽体都用钢板焊成，内衬耐火砖用石墨作阳极，用低碳钢作阴极，在阴、阳极之间用隔阂分隔。隔阂材料有不锈钢、铝刚玉(Alundum)、滑石、耐火材料等。隔阂的作用是阻挠反响产品与金属锂混合和再化合，以进步电流效率。 国际上选用的锂电解槽有戴维斯(Dagussa)型电解槽、美国型电解槽和法国密封式电解槽三种类型。戴维斯型电解槽有1000A小型电解槽和30000A。大型电解槽两种。小型锂电解槽是用耐火砖面料的圆柱型槽，石墨制成的阳极由槽底伸入，钢板制成的阴极由槽顶刺进。大型锂电解槽的槽体由钢板焊成，用耐火砖面料，由槽底伸入四个圆柱形石墨阳极，槽旁边面引进四个环绕阳极的钢筒阴极。美国型锂电解槽是依据贡茨的专利改善的。槽体由钢板焊成，槽的外壁和底部用气体火焰加热，以坚持电解质熔融。由槽顶刺进五根笔直安放的石墨阳极，由低碳钢制成的阴极固定在槽底。法国密封式锂电解槽的特点是阴极产出的金属锂在特殊的搜集器中搜集，完全避免与空气或触摸，可获得纯度99．9％的金属锂，直接供化学电池及原子能工业运用。其槽体为双层壁，由不锈钢焊成，圆筒型阴极焊接在槽底，石墨阳极由槽顶刺进，阴极顶部装有固定在槽盖上的金属锂搜集器。 我国选用的工业锂电解槽有双层不锈钢结构，耐火砖面料结构和石墨面料、耐火砖保温层的无隔板结构三种槽型。后两种锂电解槽都对错密闭的，阳极产品——不通过收回处理。阴极用不锈钢制成，阳极用石墨制成，阴极和阳极都从槽的上部刺进槽内电解质中，石墨阳极置于槽中心方位，两个不锈钢阴极置于阳极的两边。这种上插式电极的锂电解槽，尽管电极的拆开、检修、装置比较便利，但石墨电极在电解质界面处易被腐蚀，耗费大，运用期短。 石墨面料、耐火砖保温层的无隔板锂电解槽无槽壳，四周用钢板加固，在槽膛与阳极板平行的两边有向槽底歪斜45。的夹角，有用容积为603L。电解槽阳极由两块石墨板合拼而成。通过高铝水泥制成的阳极盖板悬挂于槽瞠中心，两边由隔板和阳极盖板组成阳极室；低碳钢或不锈钢阴极悬挂于隔板两边，组成阴极室。其结构如图。锂电解槽示意图 1－耐火砖；2－石棉板；3－石墨面料；4－钢制阴极；5－阳极盖（高铝水泥）；

废电解液中含有250～300克/升的金。常用的收回办法有置换法及复原法。    置换法：用锌粉置换，反响式为：                    2HAuCl4+3Zn=2Au↓+3ZnCl2+2HCl    选用锌粉置换前废电解液要煮沸，赶硝，避免金返溶。置换时pH=1～2，避免锌盐水～30克解，防碍金的沉积。    复原法：可用硫酸亚铁或钠复原，反响式分别为：                3FeSO4+HAuCl4= Au↓+FeCl3+Fe2（SO4）3+ HCl                      Na2SO3+2HCl=2NaCl+H2O+SO2↑                2HAuCl4+3SO2+6H2O=2Au↓+8HCl+3H2SO4    硫酸亚铁除贵金属外，对其他金属简直无复原作用，因而有利于进步复原金的纯度。可是硫酸亚铁复原反响缓慢，反响不完全，尾液还需用锌粉进一步处理。    废电解液中如含有硝酸，在复原前要加热煮沸，除尽游离的硝酸。复原时恰当加热可获得大颗粒海绵金。为增强海绵金的复原作用，国外有人主张向溶液中参加0.3克/升的聚乙稀醇作为凝聚剂。

制造电解液，一般是运用含银99.86～99.88%以上的电解银粉或附近纯度的化学精粹银。将银粉置于耐酸瓷缸中，先加适量水湿润后，再分次参加硝酸和水，在自热条件下使其溶解而制得。某厂生产中，每批造液运用银粉40kg，配入工业纯硝酸40～45kg，水25～30kg。因为硝酸的激烈氧化，会放出很多的氧化氮和热，为防止氧化过火激烈形成溶液的外溢，硝酸应选用小流量接连参加或连续小批量参加的方法。当或许呈现外溢时，便参加适量自来水冷却之。待加完硝酸和水，反响逐步缓慢后，用不锈钢管刺进缸内，直接通蒸汽加热并拌和以加快溶解。银粉彻底溶解后，持续通入蒸汽以赶除过量的硝酸。一次造液进程约需4～4.5h。最终加水弥补至60L，溶液含银约600～700g∕L，硝酸小于50g∕L。再加水稀释至所需浓度供作电解渡用，或直接将浓液按核算量弥补于电解进程中。 造液作业通常在硬塑料的通风柜中进行，产出的很多氧化氮气体，经过塑料烟囱经洗气后排出。 国内外的一些工厂，也有用含银较低的银粉或许租银合金板及各种不纯银质料造液的。但因杂质含量高，需常常替换电解液。

金电解阳极泥中，约含90%AgCl、1%～10%金，一般将其回来再铸金银合金阳极板供银电解。因为氯化银的熔点低（452℃），熔炼时简单蒸发丢失，为此某厂将金电解阳极泥于地炉中熔化后用倾析法别离金。氯化银渣参加碳酸钠和碳进行复原熔炼，铸成粗银阳极送银电解。金回来铸金阳极。 当金阳极泥中含有锇铱矿时、应先筛分阳极泥，选出锇化铱后，再收回金、银。 替换电解槽中的金电解液，是先将废液抽出，并将阳极泥清出，洗净电解槽参加新液。废液和洗液悉数过滤，取得的阳极泥洗净烘干。 废液和洗液，一般先用二氧化硫或亚铁复原其间的金后，再加锌块置换铂旅金属至溶液弄清停止。经过滤，滤液弃去。滤渣含铂族金属较高，用1∶1的稀浸洗除掉铁、锌后，送精制铂族金属。 当电解废液含铂、钯很高时，也可先用氯化亚铁复原其间的金，再别离铂、钯等。处理这种金电解废液，也有先参加氯化铵使铂呈铵沉积后，再用中和溶液至pH8～10，使贱金属水解除掉，再加酸化至pH1，钯即生成二氯二络亚钯沉积。余液用铁或锌置换收回剩余贵金属后弃去。 金电解进程中，如电解液中含铂、钯过高，有可能与金一道分出时，也可采用上述办法净化电解液。除掉铂、钯后，溶液可回来电解运用。 某厂在进行含金49.85g∕L、钯4.74g／L、铂0.68g∕L的金电解废液实验时，别离运用硫酸亚铁、二氧化硫和草酸复原金，金的沉出率和精液中铂、钯的散布率如下表。 表  金铂钯的收回率（%）复原剂金钯铂硫酸亚铁99.1395.99100.00二氧化硫99.9351.3995.60草酸96.0197.0592.53 从上表中能够看出：亚铁复原金的复原率高，铂、钯的丢失少；草酸最低；二氧化硫复原金的复原率虽最高，但钯的丢失过大，可能是生成不溶性的钯络盐之故。复原金后的溶液，尚含有少数金，再参加锌块置换，贵金属的收回率别离为（%）：Au99.77，Pd98.93，Pt约100。当把溶液酸度提高到2mol时，用锌复原作用会更好。如将草酸复原金的滤液不加锌置换改用复原，先将溶液调pH至6，再参加，贵金属的收回率别离为（%）：Au99.70，Pd99.97，Pt96.09。 又据某公司十多年运用锌置换法处理各种贵金属氯化液和精粹进程废液的经历证明：锌置换法是一种具有进程敏捷、置换完全、操作简洁以及不需特殊设备的简洁易行的牢靠办法。经鼓风拌和，并终究加锌粉置换后的残液中，金、铂、钯在0.0005g∕L以下，达到了出产抛弃的标准。金、铂、钯的置换收回率在99～99.9%之间，作用是令人满意的。为了取得更好的作用，还能够采纳下列办法： （1）可适当添加置换液的酸度，并鼓风拌和，防止贵金属精矿中含锌粉过高。如锌粉过高，可于3mol／L液中加热至80～90℃拌和除锌。 （2）溶液含铜等贱金属过高时，改用铜置换。用锌或铜置换所得的贵金属精矿，均运用60g∕L的硫酸高铁液浸出除铜。 （3）含有硝酸和亚硝酸介质的溶液，锌置换法不能完全收回其间的贵金属，应防止运用。 前苏联曾运用电解法处理金电解废液。废法是在金电解造液时，将电解废液注入阴极隔阂内，在阳极区溶解阳极的一起，废电解液中的金则于阴极上分出。分出的阳极金供铸阳极用。 某矿曾用从金电解废液中萃取金，再经置换复原后供铸金阳极。

在硫化镍阳极电解时，阳极所含的微量铅、锌也会随镍一同溶解进入溶液。例如，依据金川公司的实测，硫化镍阳极含Pb0.03%～0.05%时，阳极电解液含Pb4.5～8.0mg/L。       镍电免除掉微量铅锌的工艺有沉积法、离子交流法及溶剂萃取法。     1、共沉积法除铅锌     在沉积进程中，某些未饱满组分随难溶化合物的沉积物而发作沉积，这种现象称为“共沉积”。其沉积分为吸附共沉积和结晶共沉积两种类型。结晶共沉积也叫共晶沉积法。在电解质溶液中，当有两种物质能与电解质共存,并且它们的晶格结构又相一起，则在恰当的条件下，它们能够构成晶形结构相同的沉积从溶液中一同沉积下来,这种现象称为共晶共沉，选用共晶共沉积法除杂质要考虑所加试剂对下道工序的影响。镍钴冶炼中多选用吸附沉积除杂质。     在氧化中和水免除钴进程中，钴被氧化的一起，铅和部分镍也被氧化,发作PbO2和Ni(OH)3并构成共沉积。这是因为PbO2被Ni(OH)3沉积吸附而除掉。别的，在除钴进程中，将除钴结尾PH进步，锌也能与镍的水合物以同晶形共沉积的办法人溶液中除掉。共沉积除铅锌工艺的长处是不添加工序,除铅、锌与除锌与除钴一个工序内完结。缺陷是渣量大，渣含镍高。     2、离子交流法除铅锌    离子交流法是从含有有价金属的电解质溶液中提取金属的办法之一。在料液与离子交流剂(固态物质)触摸进程中,离子交流剂上的离子以离子交流的方式,从溶液中吸附同符号(同性)的离子。附了离子的离子交流剂经水洗、淋洗剂洗刷扣，吸附在离子交流剂上的欲提取的离子转入淋洗液中，离子交流剂经再生扣供循环运用。     离子交流与吸附有某些相似之处，而其差异在于：离子交流是按化学计量的置换，即离子交流剂对每个换剂有无机离子要还给溶液一个等量的同符号的离子,而吸附则仅仅吸收溶质。离子交流剂有无机离子交流剂、离子交流树脂两大类。离子交流树脂是人工组成的、具有活性基因的三维交联不溶性有机高分子聚合物,一般由高分子部分、交联剂和官能团是决议树脂化学活性的首要组成部分，它是由固定基因(如-SO3-、-COO-等)和带相反电荷的活动离子(即可交流离子，也称反离子，如H+)组成的。固定基因牢牢地固定于慵懒骨架上，不能活动。活动离子使树脂自身呈电中性，在发作离子反响时，可进行定向移动。     各种离子交流树脂都具有必定的交流容量,所以交流到必定的时刻,树脂就到达了“饱满”而不能再进行交流,此刻树脂就必须进行洗脱“再生”。所谓再生是将它吸附的离子的暂时储藏所,而树脂康复其本来状况,回来运用。不难看出,l交流树脂在交流进程中反作用某些离子的暂时储藏所，而树脂自身不起改变。[next]     离子交流树脂的交流容量是离子交流树脂的一个重要特性。它是由制取树脂时引进的官能团数量决议的。通常以单位数量（或单位体积）的树脂所以交流吸附离子的数量来表明。     离子交流嗀程首要包含两个阶段，即吸附（或交流）和解吸（洗脱再生）。     （1）吸附（交流吸附）     吸附是离子交流进程的首要工序 ，待交流的原液以必定的流量进入交流柱，在柱内与树脂进行离子交流作用经过交流后的溶液从交流柱出口流出，其出口液为被交流后的溶液,应守时取样分析。当出口液中需交流的离子到达饱满时,中止进液，树脂将预备洗脱再生。     树脂在洗脱再生前必须用清水或其他淋洗剂淋洗洁净,以除掉柱内树脂间夹藏的溶液。淋洗剂只能淋洗柱内树脂夹的剩余溶液，而不会使已被 树脂吸附的金属离子洗脱下业。淋洗剂一般选用清水。     （2）洗脱再生     “饱满”树脂淋洗洁净后，从柱内的时液处往往内通入少数洗脱剂，将被树脂交流吸附上去的金属离子洗脱下业,待悉数树脂得到再生后，再用纯水洗去柱中树脂间的剩余洗脱剂，此刻树脂又可进行下一轮的离子交流操作。     洗脱下来的金属，按其交流的意图和金属的价值收回或弃去。     离子交流法是一种无渣新工艺，它不仅能较彻底地别离、提纯和定集金属，并且操作简略，易完成自动化，为简化操作、改进劳动条件、进步金属收回率供给了条件,但它只适合于处理离子浓度小于10-6mol/L的稀溶液。当金属离子浓度大于1%时，用这种办法别离作用欠好。     高氯根溶液中，铅、锌能与Cl-结组成ZnCl42-、PbCl42-络合阴离子，而镍不构成络合阴离子，选用阴离子交流树脂可交杂质铅、锌除掉。在镍的生产中我国某些厂选用离子交流除铅、锌的净化工艺,选用701树脂除铅、717树脂除锌。     701树脂是带有伯胺基团RNH3+的弱碱性阴离子交流树脂，Pb2+在高Cl-溶液中，构成PbCl42-络阴离子，这种络阴离子和转型后的701树脂上的阴离子Cl-发作交流反响： 2RNH3Cl+PbCl42-=(RNH3)2PbCl4+2Cl-     而Ni2+和Cl-不构成PbCl42-存在的条件，即可将树脂吸附的铅洗脱下业，然后到达除铅的意图。树脂再生后可持续运用。     701树脂也能除锌，但酸度要求较高，其除锌的交流容量比717树脂小。     717树脂是带季胺基团(-R4N)+的强碱性阴离子交流树脂，它能吸赞同交流溶液中带负电荷的离子，Zn2+在高Cl-溶液中极易构成ZnCl42-络阴离子，这种络阴离子和转型后的717树脂上的阴离子Cl-发作交流反响而被吸附在树脂上,然后下降溶液中的锌含量，用水或酸反洗饱满的树脂，到达除锌的意图。其反响为： 2R4NCl-+ZnCl42-=(R4N)2ZnCl4+2Cl-     吸附ZnCl42-的树脂经水或稀再生后可持续运用。     离子交流除锌扣液含锌可降至0.3mg/L以下。717阴离子交流树脂除锌工艺对溶液中的微量铜和铅的除掉也有必定作用。

在镍电解阳极液中，铜是首要杂质之一，其含量一般在0.1～1g/L之间。阳极液净化进程要求除铜降至0.0003～0.003g/L。根据铜在镍电解液中的许多金属元素中，铜属较典型的慵懒金属，且铜的硫化物在一般弱酸性溶液中其间溶度积很小，化学性质很安稳，因而在出产上一般都选用置换法或硫化沉积法除铜。       1、置换沉积法除铜       置换沉积的原理是在金属盐水溶液中，用较生动金属（电位较负）将较慵懒的金属（电位较正）复原成金属而沉积的溶液净化办法。在由硫酸盐和氯化物组成的镍电解阳极液中,Ni2+的标准电极电位（-0.25V）较待净化除掉的杂质Cu2+(+0.34V)更负，因而可用金属镍粉交铜从溶液中置换出来，发作如下反响： Ni+Cu2+=Ni2++Cu↓       但是，铁粉的电位（-0.44V）比铜更负，为什么不必铁粉作置换剂呢？这是由于用镍粉置换铜,既除铜,又补镍,且不会给溶液再带入杂质铁。       在出产上，当镍粉生动性较差，则添加来加速除铜进程： Cu2++Ni+S=CuS+Ni2+       国镍电解厂较多选用加镍粉除铜。为了得到满足的除铜效果，操作时应遵从下列要求：       （1）镍粉应具有较高的活性。通常在比较低的温度下，用氢复原氧化镍粉的办法能得到合适这种要求的镍粉。       （2）阳极液的温度应保持在80℃，PH应低于3.5。进步液温度可加速镍粉的置换反响速度，保持溶液的PH值低于Fe3+的水解值，可消除胶状的氢氧化铁沉积包裹镍粉的损害。       （3）设备应密封，削减空气进入净化槽，避免现已置换出来的海绵铜氧化重溶。       20世纪50年代末，前苏联北方镍公司研制成功用流态化置换槽替代机械拌和槽除铜。实践证明，当阳极电解液含Cu0.40～0.56g/L，流量为160m3/h，经流态化置换槽处理后,溶液中残留铜为1.2～4.0mg/L。与机械拌和槽比较,流态化槽的除铜后液残铜浓度低,镍粉利用率高。该厂用两个容积为25m3的流态化置换槽可替代56个容积为80m3的机械拌和槽。       加拿大汤普森厂为了加还镍粉除铜反响，在参加镍粉的一起,还添加粉。反响沉积产品为CuS。该法的长处是对镍粉的活性无严厉的要求。       我国某研讨院曾选用液相压氢复原所得到的镍粉进行降铜研讨，所用镍粉含镍大于99.8%，粒度﹤0.074mm。研讨结果表明，当镍粉用量为理论量的1.4倍时，除铜后液含铜呆降至0.4mg/L以下，除铜率达99%以上。下降镍粉用量即便降至理论量，也能够获得较好的除铜效果。       2、硫化沉积法除铜      1、 硫化物沉积法的基本原理       硫化物沉积法是根据许多元素的硫化物难溶于水，因而，当溶液中有Mn+存在，参加S2-，则将发作以下沉积反响： 2Mn++nS2-=M2Sn↓       其溶度积KSP=[Mn+]2[S2-]n。某些硫化物的溶度积如表1所示。[next]表1 某些硫化物的溶度积硫化物温度/℃KsplgKsp硫化物温度/℃KsplgKspMnS252.8×10-13-12.25CdS257.1×10-27-26.15FeS254.9×10-18-17.31PbS259.3×10-28-27.03NiS(a)252.8×10-21-20.55As2S3184×10-29-28.4CoS(a)251.8×10-22-21.74Sb2S3181×10-30-30SnS251×10-23-23CuS258.9×10-36-35.05ZnS258.9×10-25-24.05Cu2S182×10-47-46.7       常用的硫化剂有H2S和Na2S。       气体在水中的溶解度不大,在通常情况下每一体积水中能溶解4.7体积的H2S气体,浓度约为0.1lmol.L-1。H2S在水溶液中有如下电离效果：        许多金属离子能和H2S或S2-效果，生成溶解度很小的硫化物(见表9—5)。溶液中氢离子浓度和硫离子之间的联系是[H+]2[S2-]=6.8×10-24,在酸性（[H2S]=0.1mol.L-1时）溶液中通入H2S只能供应低浓度的S2-只能从溶液中沉积那些溶度积小的金属硫化物；而在碱性溶液中通入H2S(生成碱金属硫化物)，则能供应较高浓度的S2-离子,能够把溶度积大或小的金属硫化物都沉积出来。所以在操控的酸度下,能够用H2S把溶液中不同金属离子别离沉积下来。       关于同一种金属离子，溶液P佱添加，则金属离子的残留浓度下降。25℃时，S2-浓度为0.1mol/L,某些金属离子的残留浓度与P值的联系如图1所示。 [next]         从表1和图1可知，在镍电解液的各种元素中，以铜的硫化物溶度积为最9小，且与镍、钴等主金属硫化物的不同较大，故选用硫化沉积法来别离铜镍，是比较牢靠的办法。       2、硫化沉积法除铅的出产实践。       硫化沉积法一般以H2S作沉积剂，进程的PH为1.8～2.5，其反响式为： Cu2++H2S=CuS+2H+       在反响进程中，应使气体高度均匀地涣散溶解于除Fe后液中，使S2-与Cu2+充沛触摸生成很多的CuS沉积晶核，这些晶核在反响进程中经过本身的运动和分散、磕碰、吸附而长大，终究沉积于底部到达渣液别离的意图。       我国成都电冶厂和重庆冶炼厂均选用H2S除铜。其净化进程是首先将Na2S溶液与稀H2SO4溶液反响发生H2S气体，并通入阳极溶液中，溶液中的Cu2+与H2S反响成CuS沉积。经嗀滤，铜便从溶液中除掉。为避免溢出,除铜应在负压下操作，并操控PH值在2以下，可抑制Ni2+和Co2+因沉积而进入除铜渣中。除铜Cu进程技能条件如表2所示。       从硫化物溶积来看，用H2S除铜有较好的选择性。通H2S气体时，操控好溶液氧化复原电位为-50～-80mV，可得到铜镍比高达10:1的铅渣，但H2S有剧毒，若有走漏，易形成人身事故；H2S通入量也有必要严厉操控，不然不能得到高品们铜渣。       Na2S也可作沉铜剂，其反响机理与H2S相同，但因会引起出产体系Na+升高，故一般不选用。表2 用H2S除Cu进程技能条件项目操控条件除Cu进程溶液温度﹥60℃H2S发作器负压佱0～3×10-2M Pa反响室负压佱0～2.5×10-2MPaH2S发作器温度33～55℃除Cu前液含Cu﹤1g/L除Cu后液含Cu≤0.005g/LNa2S溶液200～240g/LH2SO4浓度55%～57%

一、工业的提取 电解进程中，不光不耗费Na2S，并且还副产Na2S，电积耗费而需求弥补的仅仅作为阳极液的NaOH溶渣。依据电积进程总反应式：核算分出1kg锑，溶液中将有1.92kg的Na2S生成，在浸出进程中溶解1kg锑只需耗费0.96kg的Na2S，故浸出－电解进程中有0.96kg的Na2S增生。可是，在浸出－电积循环进程中，因为部分Na2S氧化生成Na2S2、Na2S2O3等多，所以实际上增生了Na2S30.4～0.8kg。 为了综合利用原猜中的硫和NaOH中的钠，应当提取增生的Na2S，以利于碱性浸出进程。即从电积的阴极液冷冻结晶Na2S·9H2O，进一步浓缩产出。 电积后阴极液中Na2S的浓度为170～190g∕L，温度降至15～18℃，增生的便以Na2S·9H2O形状结晶出来，经离心机过滤，得Na2S·9H2O和母液，母液含Na2S 130～140g∕L，再回来浸出，晶体再经浓缩和脱水产出工业。 二、结晶母液的净化 在浸出－电积进程中，因为受空气氧化和阳极进程的氧化，溶液中硫代硫酸钠、硫酸钠、钠等慵懒盐逐步堆集。隔阂电积的阴极液中Na2SO4堆集到45g∕L时，即时电积有晦气影响，因此常以Na2SO4浓度到达45g∕L作为溶液净化的起点。 溶液净化的办法，主要有电积贫化法、复原净化法和低温两次结晶净化法。 三、阳极液的净化 电解进程中堆集的慵懒盐主要由阳极氧化发生。外国湿法炼锑厂选用BaS处理、以生成溶解度很小的盐沉积除掉，其反应为：因为BaS溶液的参加，阳极液体积胀大，晦气于净化；再生的Na2S大部分留在阳极液内循环，晦气于电积操作，一起所产渣又需处理收回，使工艺流程复杂化。我国选用真空蒸腾和结晶净化法，其原理是将阳极液水分蒸腾后，Na2SO4在NaOH溶液中到达饱满，可结晶出来，溶液放出过滤，滤液回来阳极液循环，滤渣是以结晶硫酸钠为主的混合钠盐，可用于制取工业的质料。

在电动类叉车，如普通电动叉车、电动堆高车、电动搬运车等的日常维护保养过程中，电池的维护是必不可少的。电池维护保养的好坏将直接关系整台叉车的性能。目前国内主流的铅酸蓄电池都是需要增加电瓶液的，下面为大家介绍蓄电池加电解液的注意事项。注意事项： 1、电解液加注时的高度高过极板10至15毫米即可。有两条红线的电池，电解液不能超过上面标注的红线，否则溢出来的电解液会从蓄电池盖的小孔中溢出。众所周知电解液是导电的，一旦流到蓄电池正、负两极之间，就会形成电池回路自放电。遇这种情况就应将电解液擦掉，或用开水冲洗擦净。2、加电解液时如果不小心有东西掉入里面，切勿用金属物去捞，应该用木棒夹出杂质，如用铁丝或铜丝去捞，金属分子会在硫酸的腐蚀下进入蓄电池形成自放电，而损坏蓄电池。3、蓄电池在充放电过程中，电解液中的水会因为电解和蒸发而逐渐减少，导致电解液面下降。如果不及时补充的话，有可能缩短蓄电池的使用寿命，应及时补充蒸馏水，切忌用饮用纯净水代替。因为纯净水中含有多种微量元素，对蓄电池会造成不良影响。

镍电解液中的杂制裁元素钴，其性质与镍附近，而金属镍中含必定量的钴对镍的性质并无太大的影响,因而,世界各国在核算金属镍的档次时,大多是把钴视同镍相同兼并起核算的。可是因为钴是一种比镍更贵重的稀疏金属,应尽或许独自收回作为产品。为了进步钴的收回率，一般在镍冶金中先将钴富集起业，为下一步提钴发明条件。       在镍电解系统中，除钴办法一般有中和水解法、溶剂萃取法及“黑镍”氧化水免除钴法等。       1、中和水解法除钴的基本原理       如前所述，在镍电解液中的杂质往往多以贱价存在，例如Fe2+、Co2+、Ni2+等离子，用简略水解的办法是不能将它们别离的，而必须将其氧化成高价离子而进行氧化水解净化。       Fe2+和Cu2+被氧化成三价的氧化复原电位为：          可见，中和水解法除Co的基本原理与除Fe尽管相似,但Co2+较Fe2+难氧化，而Co3+比Fe3+又难水解沉积,因而除Co比除Fe要困难，需要比空气更强的氧化剂，沉积PH值也较高。当选用氯化物电解质或氯化物-硫酸盐混合电解质时，常用作氧化剂。当选用纯硫酸盐系统为电解质，则常用黑镍（NiOOH）氧化除钴。       2、氧化中和水解法除钴       是一种强氧化剂，它比空气重2.5倍。氯在水中的溶解度很小，跟着温度的升高，其溶解度更小,例如,在25℃时，100g水溶解氯0.6411g；在80℃时，溶解氯仅0.2226g。       在湿法冶金中，氯和氧（空气）都常作为氧化剂运用，它们的氧化复原电位分别为：          可见的氧化性较氧气强,运用钴和镍的氧化复原电位和水解PH的差异,可运用将Co2+优先氧化成Co3+,并使Co3+水解生成难溶的Co(OH)3沉积，到达除钴意图，其反响式为： 2CoSO4+Cl2+6H2O=2Co(OH)3↓+2H2SO4+2HCl       为了促进反响向右进行，加碳酸镍（或Na2CO3）中和水解反响所发作的酸： 2HoSO4+2HCl+3NiCO3=2NiSO4+NiCl2+3H2O+3CO2↑       归纳上述丙个反响，则除钴守程总的反响为： 2CoSO4+Cl2+3NiCo3+3H2O=2Co(OH)3↓+2NISO4+2NiCl2+3CO2↑       在除钴的一起，残留在溶液中的铁也会发作相似反响： 2FeSO4+Cl2+3NiCo3+3H2O=2Fe(OH)3↓+2NiSO4+NiCl2+3Co2↑       在除钴后期，当P进步到4.5～5.0时，溶液中的其他杂质铜、锌、铅等也会水解沉积：[next] ZnSO4+2H2O=Zn(OH)2↓+H2SO4 CuSO4+2H2O=Cu(OH)2↓+H2SO4 PbCl2+2H2O=Pb(OH)2↓+2HCl       此外，部他铅还会被氧化成嗀氧化铅沉积分出： PbCl2+2H2O+Cl2=PbO2↓+4HCl       在除钴进程中，尽管Ni2+的氧化复原电位比Co2+略高，但因为溶液中Ni2+的浓度远远大于Co2+的浓度，所以在Co2+水解的一起，部分Ni2+也相应地会发作与Co2+相相似的反响： 2NiSo4+Cl2+3NiCo3+3H2O=2Ni(OH)3↓+2NiSO4+NiCl2+3CO2↑       因而会构成镍的丢失，使钴渣含镍量升高，但又因为下列反响： Ni(OH)3+CoSO4=Co(OH)3↓+NiSO4       在必定程度上能削减镍的丢失。       影响除钴功率的要素较多，主要有通办法、进程PH值的操控以及和剂的运用。       镍电液中钴含量较低，一般为0.1～0.3g/L，所以用气态氯通入溶液中氧化钴时，的运用率较低。因而,在溶液中的涣散度必将影响除钴功率，在溶液中涣散愈好,则钴氧化得愈彻底。故挑选适合的通氯办法具有重要意义。通氯办法有以下几种：       （1）球室反响        此法是让和溶液经过文丘里管混合后当即进入球室再进行反响，球室体积依据流量巨细而定，为经过喷嘴的溶液充沛触摸发明了条件。       （2）缸体闭路循环       在缸体外侧独自设一台泵和一条管路，与缸体内溶液构成一闭路循环系统，从泵的出口处通入.泵的出管伸入到反响液面以下，通时将泵开动，使缸内溶液经过循环管不停地闭路循环，使与溶液得以充沛混合。       （3）管道反响        加长入中和除钴槽之间的管道，依据流量核算可加长至80～100m，使和溶液在这一段管道中进行充沛 混合，以进步的运用率，某厂正是选用此种办法，作用杰出。       在除钴进程中，高速好PH对高除钴功率也很重要。除钴前液P睛般操控为4.5～5.0，其意图在于中和其反响所发作的酸，使尽或许被溶液多吸收，使贱价钴被氧化彻底。净化前液假如PH过低，将影响的吸收，呈现溶液通不进的现象。通后的溶液，其PH一般维持在3.5～4.0。反响终了时，为了使Cu、Pb、Zn等杂质进一步发作水解，应尽量防止会集参加中和剂，以防溶液因部分PH过高而构成镍的丢失。       除钴是净化的最终一道工序，为了确保电解液的净化质量，溶液自管道反响器出来后，又进入4个串联的75m3的帕秋卡或空气拌和槽中持续反响。下表为净化除钴技能操作条件。下表  氧化中和水解净化除钴技能操作条件项目单位技能条件反响温度℃60～70通氯前溶液PH值 4.5～5.0氧化复原电位mV1050～1100除钴结尾PH值 4.5～5.0除钴后液含钴g/L产品牌号为Ni9990电镍时Co≤0.02                        Cu≤0.003                        Fe≤0.004 Zn≤0.00035 Pb≤0.0003 产品牌号为Ni9999电镍时Co≤0.001 Cu≤0.0003 Fe≤0.0003 zn≤0.0003 Pb≤0.00007

镍电解液净化除铁的出产实践镍电解厂一般都选用空气中的氧伯化剂，使阳极电解液中的Fe2+氧化成Fe3+，然后水解沉积。除铁反响进程受Fe2+氧化反响速度操控，溶液中存在有少数铜离子时，对Fe2+的氧化有催化效果。因而，一般都将除铁进程安排在除铜之前。       镍电解阳极液水解沉积所得的含镍铁渣经酸溶和用氧化后，用黄钠铁矾法除铁。       一、 阳极电解液净化除铁       除铁作业有接连和接连两种作业方法。大型镍电解厂选用接连作业；小型工厂则多选用接连作业。接连净化方法质量安稳，设备出产能力大，是这一工艺开展的方向。       除铁进程包含亚铁离子氧化和三价铁水解沉积反响：         除铁进程有H+生成，须在鼓风一起参加中和剂。为了防止过多的钠离子进入出产系统常以NiCO3作除铁中和剂： 4H++2NiCO3=2Ni2++2CO2↑+2H2O       进步反响P能够加快除铁反响，但PH值过高会引起渣含镍升高。       溶液中铜离子的存在，能够加快Fe2+的氧化反响。这是因为铜离子在Fe2+的氧化进程中起传递电子效果： Cu+-e=Cu2+ Cu2++Fe2+=Cu++Fe3+       净化水解铁渣还呆带走溶液中1/3～2/5的铜，减轻了除铜担负。       在除铁进程中，因为运用空气作氧化剂所构成的溶液电位缺乏以使Ni2+、Co2+氧化成高价态，但部分Ni2+会以碱式盐的方式水解沉积： 3NiSO4+4NiCO3+4H2O=3NiSO4.4Ni(OH)2↓+4CO2↑       Fe(OH)3具有很强的吸附性，在除铁进程中，一定量的锌能与Fe(OH)3发生共沉积而被除掉，一起部分铜也会水解沉积： 3CuSO4+2NiCO3+2H2O=CuSo4.2Cu(OH)2↓+2NiSO4+2CO2↑       某工厂的除铁进程,是将阳极电解液经钛管换热器加热至65～75℃后,再接连经过5个75m3帕秋卡式空气拌和槽。往槽内鼓入空气，既作氧化剂,又为拌和用。在第一个拌和槽入口处,参加碳酸镍,中和除铁反响所分出的酸,使除铁反响操控PH为3.5～4的规模。以过5个槽子的接连沉铁反响,最终将除铁液泵入管式过滤器内进行液固别离,得到含～10%Fe、～20%Ni的铁渣和Fe﹤0.01g/L的除铁后液。[next]       二、水解沉铁渣酸浸液的净化除铁       在镍电解阳极液用NiCO3中和水解沉铁工艺中，按理论核算，三价铁离子在PH≤3.5时水解沉积,可将铁彻底脱除,不丢失镍,但实际上中和沉积时操控PH较高,因而有部分Ni2+呈复盐与铁共沉积,所以工业出产中产出的铁渣都含有较高的镍。为了下降铁渣含镍,某厂将铁渣酸溶后,用黄钠铁矾法除铁,以收回酸浸液中的镍,其工艺流程示于图1。铁渣浆化后在酸溶槽内用工业硫酸溶解,得到酸溶后液。酸溶后液在黄钠铁矾除铁槽内加热至90℃，用作氧化剂，将溶液中的亚铁离子氧化成三价铁离子,槽内留有少数黄钠铁矾渣作晶种，氯可不可能钠效果氧化剂,将溶液中的亚铁离子氧化成三价铁离子,槽内留有少数黄钠铁反响所生成的酸,经过黄钠铁矾再振奋结晶进程,能够收回净化铁渣中90%～95%的镍。       某厂用酸溶-黄钠铁矾除铁法处理电解液净化渣的工艺流程和技能操作条件如表1所示。   表1   黄钠铁矾法处理铁渣技能操作条件项           目单    位技能操作条件铁渣酸溶 温度 风压 结尾PH值 酸溶后液组成        ℃ kPa   g/L  38～50 196 1.5～1.7 Ni55～70  Fe总6～18 Co0.1～0.25  Fe2+0.2～1.5 Cu3～8  Na+32～43黄钠铁矾沉铁 反响温度 氧化进程PH值 参加量 沉铁进程PH值 沉铁后液组成      ℃       g/L  ﹥90 1.5～1.7 NaClO3:Fe2+=(0.3～0.4):1 2.0～2.4 Ni55～67   Fe0.5～1 Cu2～6  Co0.15～0.2 Na30～42

据某厂的生产实践，电解银时，阳极板中约有40%～50%的铂、钯进入电解液，并不断堆集。运用活性炭挑选吸附涣散于电解液中的铂、钯，然后用硝酸解吸收回。引荐的流程如图1。图1  活性炭吸附、解吸铂钯流程 该厂运用的活性炭为药用活性炭。经筛分，取40～60意图备图用。活性炭及炭柱的制备，是将1∶1的工业稀硝酸加热至90～100℃，按固液比1∶10，向热稀硝酸中缓慢参加活性炭氧化至不再放出棕色气体停止（一般需6～12h），经倾析弃去硝酸，用等量蒸馏水洗3次装柱。装柱后，再用蒸馏水冼至出液pH4～5待用。炭柱为直径70mm的玻璃管，共8根，7柱串联，1柱备用。各柱定量装活性炭1kg，高位槽高出炭柱5～6m。 电解液先于80～90℃加热浓缩4h，再边拌和边参加10%NaOH调整pH至1.5～1.8（游离硝酸1～2g∕L）后，以100～150mL／min的流速接连通过串联的7根炭柱。待榜首柱吸附铂钯饱满后取出，将第二柱改为一往，备用桂串联于尾端作第七柱。依此类推。 饱满了铂、钯的炭柱，用1∶1工业硝酸解吸。解吸液以75～100mL／min的流速通过炭柱，每次取出铂钯富液2.5L收回铂钯。一次和二次解吸贫液及新弥补的1∶1工业硝酸，以逆流方法回来供下一次解吸用。解吸进程每住通过总液量25～30L。 实验结果表明，铂、钯的吸附解吸总收回率为：Pt1027%，Pd96.5%。经吸附后的溶液，含铂、钯多小于1mg／L。可考虑除铜、铅后回来电解进程。 活性炭的吸附容量，按第2柱解吸液中的铂、钯含量核算，钯的全功吸附容最大于72.5mg∕g，铂大于6.9mg∕g。 经解吸后的炭柱用蒸馏水洗至中性后，即可再生运用。经再生4次实验，其吸附容量并未下降。 解吸取得的铂钯富液，铂与钯的含量比为1∶6～7。先用12mol∕L处理使银呈氯化银沉积，过滤后用3mol／L的洗刷氯化银。除银富液与洗液兼并，加固体氯化铵使钯呈粗氯钯酸铵沉出，钯盐用二氯二氢络亚钯法提纯两次后煅烧或用10%复原，可制得含钯大于99.9%的海绵钯。 沉出钯后的母液，经加热浓缩赶硝，用氯化铵沉出铂，再直接水解提纯，并用10%复原，以取得含铂大于99%的海绵铂。 上述工业实验还证明： （1）40～60日的活性炭比20～40意图吸附容量大，运用前者钯添加71%，铂添加32%。 （2）经80～90℃加热浓缩4h的电解液，比不加热处理的电解液，所吸附的钯约添加1倍，铂添加近4倍。 （3）活性炭对铅的吸附差，但可以吸附铋。当电解液中含铋0.26g∕L时，解吸液中铋的浓度可达10.03g∕L。 （4）用调pH值时，带人电解液中的Na＋虽有堆集，但通过一段时间运用，未发现对电解银的质量有影响。

电解铜根据分类的不同电解铜里面铜的含量也有所不同。根据国际标准，电解铜分为A电解铜、1#电解铜和2#电解铜等。    电解铜铜含量分别为：A级铜是A级电解铜，铜含量99.99%， 欧洲LEM的标准。    我国国家标准GB5231规定：1号电解铜，（铜+银）含量最小值99.95％；2号电解铜，（铜+银）含量最小值99.90％。    电解铜就是铜的电解提纯后的纯度比较高的铜，方法为：将粗铜（含铜99％）预先制成厚板作为阳极，纯铜制成薄片作阴极，以硫酸(H2SO4)和硫酸铜(CuSO4)的混和液作为电解液。通电后,铜从阳极溶解成铜离子(Cu)向阴极移动，到达阴极后获得电子而在阴极析出纯铜（亦称电解铜）。粗铜中杂质如比铜活泼的铁和锌等会随铜一起溶解为离子（Zn和Fe）。由于这些离子与铜离子相比不易析出，所以电解时只要适当调节电位差即可避免这些离子在阳极上析出。比铜不活泼的杂质如金和银等沉积在电解槽的底部。 这样生产出来的铜板，称为“电解铜”，质量极高，可以用来制作电气产品。沉淀在电解槽底部的称为“阳极泥”，里面富含金银，是十分贵重的，取出再加工有极高的经济价值。    在自然界中自然铜存量极少，一般多以金属共生矿的形态存在。铜矿石中常伴生有多种重金属和稀有金属，如金、银、砷、锑、铋、硒、铅、碲、钴、镍、钼等。根据铜化合物的性质，铜矿物可分为自然铜、硫化矿和氧化矿三种类型，主要以硫化矿和氧化矿，特别是硫化矿分布最广，目前世界钢产量的90％左右来自硫化矿。    更多关于电解铜含量的资讯，请登录上海有色网查询。

铝型材上色工艺已老练，国内铝型材出产厂商的上色液八成选用硫酸镍、硫酸亚锡双盐通过电解上色，生成真黑、&　　铝型材上色工艺已老练，国内铝型材出产厂商的上色液八成选用硫酸镍、硫酸亚锡双盐通过电解上色，生成“真黑”、“古铜”、“仿不锈钢”色系，改动铝型材单一的银白色，添加其装饰性。但为了保证优秀的产品质量，有必要对上色液进行严格控制，使槽液成分在工艺要求范围内，所以各厂商都对槽液盯梢分析，坚持上色液中镍、锡盐的含量在必定范围内。选用惯例滴定法分析，其操作过程相对简略，但由于要通过指示剂滴定到达某一色点，读数通过滴定度换算得成果，该办法人为因素影响很大。笔者通过反复研究分析和办法证明，承认能够选用分光光度法测定上色液中镍、锡盐的含量。现将两种分析办法介绍于后。 　　1 滴定法测定上色液中镍盐 　　1．1 试剂 　　EDTA（乙二胺四乙酸二钠标准溶液）：0.05mol/L 　　酒石酸溶液: 30% 　　溶液: 20% 　　过氧化氢: 30% 　　: 1+1 　　紫尿酸铵指示剂: 0.5% 　　-氯化铵缓冲溶液:称取54g氯化铵加400ml浓稀释至1000ml,(PH~10)。 　　1．2 实验过程 　　取20ml上色槽液于250ml锥形瓶中，加去离子水80ml、酒石酸溶液5ml、溶液2ml、30%过氧化氢5ml，加热煮沸，冷却；用调溶液PH值至8~9；参加氯化铵缓冲溶液10ml，紫尿酸铵指示剂3~5滴，渐渐摇匀，用乙二胺四乙酸二钠标准溶液滴定槽液呈紫红色，读取耗费EDTA滴定溶液的体积毫升数V。 　　硫酸镍质量浓度： 　　（NISO4?6H2O）=VX131。42（g/L） 　　式中：V-耗费EDTA滴定溶液的体积，ML 　　131．42—换算系数。 　　2 滴定法测定上色液中锡盐 　　2．1 试剂 　　碘标准溶液： 0．1mol/L 　　淀粉指示剂：1% 　　酒石酸溶液：30% 　　2．2 实验过程 　　取上色槽液10ml于锥形差中，参加洒石酸溶液10ml，再参加去离子水50ml，淀粉指示3ml；边摇匀边用滴定管滴加碘标准溶液至色槽液呈浅蓝色；读取耗费滴定碘标准溶液的体积毫升数V。 　　硫酸亚锡含量： 　　(SnSO2)=VX10.74(g/L)式中：V—耗费碘标准溶液的体积毫升数 　　10．74—换算系数 　　3 分光光度法测定上色液中镍盐 　　3．1 试剂 　　（HCL）： 1+1 　　硝酸（HNO3）： 1+1 　　酒石酸钾钠溶液：300g/L 　　溶液： 200g/L 　　硫酸铵溶液： 100g/L 　　丁二肟溶液： 10g/L 　　EDTA（乙二胺四已酸二钠溶液）：50g/L 　　分析仪器：上海分析仪器厂出产的722数显分光光度仪，精确度0。0001的阻尼分析天平。 　　3．2 分析过程 　　取20ml上色槽液于200ml烧杯中，参加2mlHCL（1+1）及HNO3（1+1）2ml摇匀，加热至槽液沉淀物彻底溶解，微沸，除掉氮的氧化物，冷却，过滤于100ml容量瓶中，用去离子水定容至刻度，从平分取10ml试液于50ml容量瓶中，参加5ml酒石酸钾钠溶液及2ml溶液，参加去离子水20ml、摇匀，再用5ml移液管分取2ml硫酸铵溶液、2ml丁二肟溶液、2mlEDTA溶液，以水定容，摇匀，20min后，在722分光光度仪上于波长530mm处，灵敏度“3”档，用2cm吸收池以试剂空白溶液为参比，丈量吸光度。在作业曲线上查出相应的NI含量，再乘以换算系数2。7得出NISO4盐含量。 　　试剂空白溶液制造：除了不加上色槽液试样，其他操作规程及加药量均按上述过程进行；意图是为了去除离子水及药剂中NI?含量。 　　NI作业曲线的制作：移到0、5、10、15、20、25、30、35、40mg Ni标准溶液，别离置于一组50ml容量瓶中，参加5ml洒石酸钾钠溶液及2ml溶液，参加去离子水20ml、摇匀，再用5ml移液管分取2ml，硫酸铵溶液2ml丁二肟溶液，2mlEDTA溶液，以水定容，摇匀，20min后，在722分光光度仪上于波长530mm处，灵敏度“3”档，用2cm吸收池以不加NI标准溶液试剂空白溶液为参比丈量吸光度，制作NI作业曲线。假如操作环境改动或药剂运用完重配时可从头制作作业曲线，分析技术员尽量自己制作自己用的作业曲线，这样能够削减分析技术员之间的操作差错。 　　4　分光光度法测定上色液中液中锡盐 　　4．1 试剂 　　酒石酸溶液： 50g/L 　　抗坏血酸溶液：20g/L 　　聚乙烯醇溶液： 2。5g/L 　　基荧火酮溶液： 0。3g/L 　　分析仪器：上海分析仪器厂出产的722数显分光光度仪，精确度0．0001的阻尼分析天平。 　　4．2 分析过程 　　取上色槽液10ml于50ml容量瓶中，参加2ml酒石酸溶液、2ml抗坏血酸溶液、2ml聚乙烯醇溶液，再参加去离子水10ml，摇匀，参加2。5ml基荧炎酮溶液，以水定容至50ml，放置30min后在722分光光度仪上，于波长510mm处，灵敏度“3”，用2cm吸收池以试剂空白溶液为参比，丈量吸光度。在作业曲线上查出相应的SN含量，再乘以换算系数1．8得出SNSO4盐含量。 　　试剂空白溶液制造：除了不加上色槽液试样，其他操作规程及加药量均按上述过程进行；意图是为了去除离子水及药剂中SN?含量。 　　SN作业曲线的制作；移到0、2、5、10、15、20?gSn标准溶液，别离置于一组50ml容量瓶中，然后顺次补加1.9、1。6、1。4、1。1、0。5mlH2SO4（4mol/L）溶液，参加2ml洒石酸溶液、2ml抗坏血酸溶液，2ml聚乙烯醇溶液，再参加去离子水10ml、摇匀，参加2。5ml基荧火酮溶液，以水定容至50ml、混匀，放置30min后，在722分光光度仪上于波长510min处，灵敏度“3”，用2cm吸收池以试剂空白溶液为参比，丈量听光度制作SN作业曲线。 　　5　结束语 　　不管是惯例滴定法或分光光度法都要求分析人员操作规范、仔细，分析仪器安稳，运用前要预热。遵循化全物的反响及分析原理，也可通过操作实践，寻求出更方便、更合理的分析办法。

中国铝业青海分公司日前研制成功１６０ｋＡ铝电解用锂盐阳极，并投入使用。 　　阳极掉渣、过量消耗是电解行业一直关注的问题之一。通过研究发现，主要原因是阳极在电解槽内与Ｏ２、ＣＯ２气体发生氧化还原反应，从而加剧了阳极消耗，同时还引起阳极中碳素颗粒脱落，产生大量的碳渣，危害电解工况条件，增加了电解工在捞渣时的劳动强度。 　　在阳极中加入一定量的锂盐添加剂是降低阳极过量消耗的研究途径之一，该方法可抑制阳极在电解槽与Ｏ２、ＣＯ２气体发生氧化还原反应，降低碳阳极的过量消耗，该方法在实验室中已得到证明。青海分公司在均质性优质阳极项目中，将该方法引入到实际生产中。在确定了加料量、加料位置并研制了加料装置的同时，工程技术人员还经过一次次的实验，攻破了下料不稳定、不连续的技术难题。７月２９日，该公司研制生产的靠前块锂盐阳极成功下线。 　　至目前，该公司已生产锂盐阳极５５０块，合格率达到９９．３１％。

国外已遍及注重运用熔盐电解别离铅与铋，国内也曾进行过这方面的实验与研讨。 Pb－Bi合金熔盐电解如图1所示。图1  Pb－Bi合金熔盐电解示意图 一、熔盐电解机理 在水溶液电解中，阴极发作的反响是金属阳离子得到电子，复原为金属在阴极分出。而电子的搬迁是因为在阴、阳极加上直流电后，电解液中本来紊乱无次序摆放的阴、阳离子在通电后离子定向运动完成的。很明显，假如经过电路供应金属阳离子必要的电子，相同可到达复原的意图。可是在固相中，因为化合物间的紧密结合，从化合物电子结构中搬迁电子是好不简单的。可是高温熔化后，在液态时，离子搬迁率比固态大得多，经过盐桥（熔盐）的传递，操控必定的技能条件，使金属阳极子与阴离子别离，而得到一种或几种较纯的金属。 用熔盐电解法别离Pb－Bi合金，阴极为铅，阳极为Pb－Bi合金，在电解进程中，凭借于电解质的传递，电解质中铅离子转移到阴极，取得电子而在阴极分出。因为电解质中铅高子浓度平衡受到损坏，合金中的铅离子又进入电解质到达新的平衡。这样旧的平衡被损坏，不断建立新的平衡，而使Pb－Bi合金中的铅转移到阴极分出，到达铅与铋别离的意图。 二、电解质的挑选 电解质的性质、成分，对熔盐电解的产品的质量有很大的影响，其它如电解温度凹凸与电流密度巨细，也有必定的影响。 电解时，熔盐中构成的金属稀溶液对电解质的电学性质、物理学性质、化学性质，都有很大的影响。因为电流经过氯化物电解质在阴极邻近发生的金属的化学势，凭借自由电子经过电解质的分散敏捷传递，这个进程能有效地传递到远离电极的当地，比离子分散的速度要快得多。 电解质有必要具有下列性质：熔点低、离子淌度大、流动性好；电导率大，导电性好，电耗低，报价便宜，来历足够。为了满意以上要求，电解质一般选用由两种或三种氯化物组成的混合盐类。 一般用于铅与铋别离的熔盐电解的电解质有下列几种，它们的一些物理参数列于表1。 表1  用于熔盐电解的氯化物根本热力学性质表2罗列出在铅与铋别离中的电解质的混合盐成分。 表2  几种混合熔盐组成（%）三、Pb－Bi合金预处理 当用熔盐电解法别离Pb－Bi合金时，因为电解条件自身的要求以及能在阴极与阳极一起提纯铅和铋，使阴极分出的铅能到达必定的纯度，阳极存留的铋也能到达必定纯度，则需对送往熔盐电解的Pb－Bi合金进行预处理，以除掉合金中含的其它杂质，如铜、砷、锑、碲、锡、银等，所选用的工艺与铋的火法精粹类似，包含熔析除铜，氧化精粹除砷、锑，碱性精粹除碲、锡，加锌除银，碱法除锌等工序，其工艺流程如图2。图2  Pb－Bi合金熔盐电解工艺流程 若不进行预处理，杂质会对熔盐电解发生不良影响，电解质简单污染，电耗加大，阴极铅与阳极铋的质量均会下降。 四、技能条件 Pb－Bi合金熔盐电解的首要技能条件为电流密度、电解温度与电解质成分。 （一）电流密度。又分为阴极电流密度与阳极电流密度。二者是依据阴极碳棒或阳极碳棒的表面积核算的，当阴、阳极碳板表面积相一起，阴、阳极电流密度持平。电流密度的巨细由碳极表面积与输入之电流强度操控，依据Pb－Bi合金的质量与电解质组成的不同，选用电流密度，以求进步电流效率。一般电流密度动摇在50～200安／米2。 电流密度对电流效率影响很大。溶盐电解实质上是PbCl2的电解反响：Pb2＋在阴极取得电子复原为金属铅液，Cl－经电解质移向阳极攫取合金中的铅生成PbCl2，以坚持电解质的平衡。 当电流密度过大时，单位时刻内Pb2＋的分出速度大于Pb2＋的溶解速度，电解质中Pb2＋贫化，这种趋势与合金熔体内的浓差极化也有关，底层的远离碳极的合金中的Pb2＋浓度高于碳极邻近的pb2＋浓度，所以加强阳极的拌和可削减浓差极化。因为Pb2＋贫化，会使少数Bi3＋在阴极分出，然后进步阴极铅中的含铋量，所以电流密度过大并不恰当。 电流密度小时，单位时刻内涵阴极分出的铅少，下降电流效率，铅与铋别离时刻延伸，这无疑也是不恰当的。 （二）电解质的组成。熔盐与水的最大区别是其导电性，熔盐的电导率比水大108倍，但仍比固体金属低得多。如熔融氯化钠比的电导率低一万倍，这是因为熔融氯化钠是离子导体，而是电子导体。在水溶液中盐的电离是由溶剂化效果完成的，而熔盐则是高温下液化而构成离子液体。 熔盐电解中，要求电解质具有较低的熔点，高的电导率，低的蒸发性和尽量少溶解金属。 分子键构成的晶体具有较低的熔点。例如周期表中第四族元素具有典型分子晶格，熔点十分低；由离子键或共价键构成的晶体熔点较高，例如周期表中一、二族氯化物具有离子晶体的特征。沸点也与熔点规则类似，离子键占优势的盐类高沸点，而分子键份额增大时，沸点下降。 熔盐电解选用高电导率的电解质组成，能下降电耗，进步电流密度，添加槽生产能力，进步电流效率。 喇曼光谱测定混合熔盐熔体中存在着络合离子，因为它摆放紧凑，下降了熔体流动性，粘度增大。 络合离子的呈现，使电导与组成间联系复杂化，电导曲线上最低点常常与生成化合物和存在络合离子有关。 在铅与铋熔盐电解中，由混合氯盐组成的电解质中，只要PbCl2参加反响，所以在电解进程中，定时调整PbCl2量，就能安稳熔盐的组成。一般以为，PbCl2在电解中反响由下列进程组成：①PbCl2→Pb2＋＋2Cl－；②氯离子吸附在阳极；③Pb＋Cl－→（PbCl）＋；④（PbCl）＋＋Cl→PbCl2；⑤PbCl2进入混合焙盐熔体。因为③与④进行缓慢，致使阳极钝化，电解时电解质中Pb2＋浓度不断下降，因而电解时要定时补加必定数量的PbCl2。 （三）熔盐电解温度。当电解温度升高时，电解质的蒸发也添加，其间尤以PbCl2的蒸发丢失严峻。PbCl2的熔点为498℃，沸点954℃，其蒸气压与温度的联系可用下式核算：核算熔点到沸点间的蒸气压时，式中A为－10000，B为－6.55，D为31.6，当操作温度为600℃（873K）时，PbCl2的蒸气压为：则p＝3.864毫米柱＝515帕 金属在氯化物中的溶解度如表3所示。 表3  几种金属在氯化物中溶解度从表3可见，金属铅在600℃时在PbCl2中的溶解度为0.020%（摩尔原子），在800℃时在PbCl2中溶解度为0.123%（摩尔原子），可见跟着温度的升高，金属铅在PbCl2电解质中溶解度增大，所以不论是从削减PbCl2的蒸发或从削减金属铅溶入PbCl2中考虑，都要求在坚持电解质杰出的流动性的前提下，选用尽可能低的温度。 因为熔盐的表面张力跟着温度的上升而下降，所以为了进步表面张力，常在熔盐中添加非表面活性物质的组分，表面张力越大，金属铅在PbCl2中溶解度越小。表4记录了在PbCl2中添加KCl时，表面张力增大，而铅在熔盐中溶解度减小。 表4  熔盐组分与铅溶解度的联系五、Pb－Bi合金熔盐电解实例 （一）国外报道将含铋的铅在熔盐电解中进行铅、铋别离，电解进程在两层电解质中进行，上层电解质组威（分量%）：PbCl2 0.2～2；ZnCl2 30～40；NaCl 15～25；其他为KCl；基层电解质组成（分量%）：PbCl2 50～65，ZnCl2 10～20，KCl 5～10，其他为KCl。此法可取得纯度达99.9%～99.99%的纯铋，电流效率98%～99%。 （二）某厂选用熔盐电解法对Pb－Bi合金进行铅、铋别离，电解质组成为（%）PbCl2 48，KCl 36，NaCl 16。当电流密度为200安／米2。温度450～550℃时，可取得较纯洁的阳极铋（Bi 99%～99.5%）和纯的阴极铅（Bi 0.004%～0.006%）。 （三）某厂选用熔盐电解法除掉粗铅中的铋。电解在精粹铸钢锅内进行，锅内装入粗铅作阴极，铅液表面碱熔体为电解质，平底电解槽装入纯铅沉入碱熔体作阳极，电解槽可滚动以拌和电解液。电解温度在铅熔点以上，电解中铋从阴极铅进入阳极槽铅中，电解时刻依据铅含铋量及对电铅的纯度要求而断定。 （四）国内某广对Pb－Bi合金进行熔盐电解，做过小型、中型和半工业实验。阳极为Pb－Bi合金、阴极为纯铅，用碳棒导电，电流效率约75%。实验所用Pb－Bi合金组成、首要技能条件，产品质量等如表5所示。 表5  Pb－Bi合金熔盐电解

KCl·MgCl2·6H2O====KCl·MgCl2·2H2O＋4H2O                      KCl·MgCl2·2H2O====KCl·MgCl2＋2H2O    为削减光卤石水解，脱水分两段进行。一段脱水脱去光卤石中4个分子结晶水，二段脱水脱去剩下水。    一段脱水在欢腾炉中进行。欢腾炉为上宽下窄的长方体形，钢板制造、外包保温材料，里边水平放置一块风帽式筛板。筛板上面空间用带溢料孔的钢板隔成3个室。筛板下面对应3个热风室，别离向筛板上3个室送入不同温度的热风，吹得粉状光卤石料体积膨胀起来，使之充沛均匀的加热脱水，物料温度别离到达一室125-150℃、二室160-180℃、三室200210℃。用3台焚烧炉别离向三个室直销热风，燃料为煤气或天然气。光卤石料接连参加欢腾炉一室，依托料面高差主动移动到二室和三室，逐步脱水，从三室出料口接连排出一次脱水料。料在炉内停留时间2h左右，光卤石水解率8%。一次脱水料成分MgCl2 50%、KCl 37%、NaCl 6%、MgO 1.7%、H2O 5%。实际上，一段脱水脱去5.5分子结晶水后，脱水料只含0.5分子结晶水。欢腾炉产能，1m2筛板1h产一次脱水料260-280kg。一般用的是筛板面积为30-36m2的欢腾炉，欢腾炉长8-10m、宽4m、高8-10m，日产一次脱水料190-230t。出产1t一次脱水料耗入造光卤石1.6-1.7 t，耗热值40320 kJ/m3的天然气100m3左右。欢腾炉尾气含炉料粉尘和HCl。用坐落炉顶的旋风收尘器捕集粉尘，并返至炉内。然后用耐腐蚀风机将尾气送入洗刷塔，用石灰乳净化后排放。洗刷塔为空塔，高约14m，尾气从塔下部进入，塔内气速小于4m/s;石灰乳从塔上部喷淋，喷淋密度70m3/（m2·h)。    光卤石二段脱水，选用熔融氯化。脱水炉称氯化器，结构见图4。氯化器由三个室组成—熔化室、氯化室和弄清室。钢板外壳，内衬耐火砖。熔化室和氯化室均由顶部刺进的钢电极加热，管从侧墙刺进氯化室。熔化室和氯化室各由1台变压器供电。弄清室不加热。一次脱水料接连参加熔化室，一同参加还原剂石油焦粉，在500-550℃温度下熔融脱水，一同也有一部分光卤石水解为MgO。熔体流入氯化室，在750-820℃温度下完全脱除水分，水解生成的MgO与反响生成MgCl2，氯化反响式为2MgO＋2Cl2十C====2MgCl2＋CO2；未氯化的MgO一部分沉降在炉底，一部分含在熔体中。氯化室熔体流入弄清室，在700-750℃温度下弄清，熔体中MgO沉降在炉底，上部熔体是无水光卤石（KCl·MgCl2），无水光卤石熔体从溢流口守时放入台包，运至电解车间电解。无水光卤石成分，MgCl2 48 %-50 % , KCl 41%-43％、NaCl 6％-9%、MgO≤O.8%、C≤0.1％、Fe    光卤石电解，选用无隔板镁电解槽，与卤水炼镁用的电解槽根本结构相同。电解槽的集镁室坐落电解室一侧，也有集镁室坐落两电解室之间的电解槽。光卤石电解槽电流强度，一般为105-180kA。氯化器产出的无水光卤石熔体，守时用台包运到电解车间参加电解槽，在700-720℃温度下电解。电解质成分为：MgCl2 6%-4%，KCl 68%-78%，NaCl 12%-20%，CaCl2 1%-3%。电解出的镁，用真空台包守时从电解槽集镁室抽出，送精粹铸锭。电解出的，一部分送入氯化器进行光卤石二段脱水，大部分液化成。无水光卤石中MgO和槽中MgCl2水解发生的MgO沉积在槽底构成渣。厚渣层影响导电，需守时排渣。光卤石电解，因为无水光卤石料含有很多KCl，电解质中KCl含量不断增高，当KCl含量超过了正常电解质成分规模时，就不能进行正常加料和电解，有必要排出一部分电解质，即排废电解质，这是光卤石电解炼镁的特色。废电解质含KCl70％以上，破碎后作钾肥。电解槽集镁室排气含有Cl2和HCI,净化办法与光卤石一段脱水尾气净化办法相同。电解出1t镁耗无水光卤石8.3-8.5t，直流电14000-14500kW·h，排出废电解质4t。[next]    光卤石炼镁，物料流量大，电解操作多、劳作量大，副产钾肥。光卤石炼镁是前苏联研制开发并改善的。现在，俄罗斯、乌克兰和哈萨克斯坦镁厂均选用这一办法出产镁。    （三）氧化镁氯化电解    该办法以白云石和海水（或卤水）为质料，经煅烧、消化、焙烧、制球、球团枯燥和氯化得到无水氯化镁，在熔融状况电解制取镁。工艺流程见图5。 [next]     白云石是碳酸镁与碳酸钙的复盐，化学式CaCO3·MgCO3。首先将白云石破碎为5-30mm，在1200℃温度下煅烧成煅白（CaO·MgO），煅烧反响为：                          CaCO3·MgCO3====CaO·MgO＋2CO2    一般用回转窑煅烧白云石，烟气通过收尘后排入烟囱。煅白与海水反响生成氢氧化镁，称为消化，反响式为：                  CaO·MgO＋MgCl2＋H2O====2Mg（OH）2＋CaCl2    通过沉降和过滤得到氢氧化镁。然后在回转窑中于600℃温度下焙烧氢氧化镁得到活性氧化镁，焙烧反响式为：                              Mg（OH）2====MgO＋H2O    氧化镁再与还原剂褐煤焦（或石油焦）和粘结剂卤水一同制成球团，球团直径10-15mm。球团含有水分，有必要除去。选用回转窑烘干球团，烘干温度350℃。干球团在氯化炉中于1100℃温度下进行氯化，制得无水氯化镁熔体，氯化反响为：                          2MgO＋2Cl2＋C====2MgCl2＋CO2                              MgO＋Cl2＋C====MgCl2＋CO    氯化炉直径约4.1m，高约8.8m，内衬耐火砖，上下两排碳素电极，各由1台变压器供电，炉体下部有3个口。从炉底起2.7m高炉膛内堆满直径和高均为100mm的碳素块，作发热电阻储存氯化镁熔体并支撑炉料。球团料从炉顶参加，从口通入，通电加热，球团进行氯化反响。反响生成的氯化镁熔体守时从炉底流口放出。氯化镁熔体成分为MgCl2>92%、MgO    菱镁矿化学式MgCO3，含有较多杂质。用于该办法炼镁的菱镁矿成分为MgO≥45%、CaO≤1.5％、SiO2≤1.5％、Fe2O3＋A12O3≤1.5％。先将菱镁矿破碎成10-30mm,还原剂石油焦破碎成3-25mm。依照配料比C/MgO=0.3-0.4称量菱镁矿和石油焦并混匀，守时从炉顶参加氯化炉，进行氯化反响。氯化炉结构和尺度与海水白云石组成氧化镁成球氯化电解炼镁的相同。菱镁矿在氯化炉中进行两种反响——分化和氯化。炉料参加氯化炉后，先蒸腾附着水并进行预热。当炉料下降到600-800℃温度区域，菱镁矿分化成MgO,分化反响为：[next]                              MgCO3====MgO＋CO2    炉料下降到900-1100℃温度区域，MgO与通入的Cl2反响生成氯化镁，氯化反响为：                      2MgO＋2Cl2＋C====2MgCl2＋CO2                          MgO＋Cl2＋C====MgCl2＋CO    氯化镁熔体聚集于炉底，守时从炉内放出，用台包运到电解车间。氯化镁熔体成分为MgCl2≥92、MgO≤0.3、C≤0.2%。当炉内渣堆集到一定量时，阻断了电极导电，停炉清渣，并修补炉衬。从开炉到停炉，氯化炉运转一个周期4-6个月。氯化炉尾气含Cl20.2%-0.5%、HCl 1％-2%，还含有MgCl2等氯盐组成的提高物，先用水洗刷除去提高物和HCl，再用石灰乳洗刷后排放。洗刷废水，用石灰乳中和后排放。氯化炉均匀日产MgCl2 8.5t。出产1t氯化镁，耗菱镁矿1.02-1.05t，Cl2 1.01-1.05t，石油焦110-120kg,电850kW·h。出产1t镁，除电解回来的外，还需弥补Cl2 1.5-1.8t。损耗的原因是，菱镁矿中其他成分SiO2、CaO、Fe2O3、A12O3、H2O及石油焦中蒸发分都参加氯化反响，生成氯化物，耗费一部分；氯化炉尾气带走一部分没有反响的。用于出产氯化镁的只占60%-70%。损耗多、环保差是这一办法的缺陷。    氯化炉产出的氯化镁熔体，用台包运到电解车间，守时参加电解槽电解。电解质温度为680-730℃，电解质成分为MgCl2 7％-15％、NaCl 38％-48％、CaCl2 35％-45％、KCl3%-7%。电解出的液体镁，守时用真空台包从电解槽集镁室抽取出来，送去精粹铸锭。电解出的Cl2，接连地从电解槽抽出并送入氯化炉出产氯化镁。在出产中循环。氯化镁熔体中MgO和槽中MgCl2水解发生的MgO沉积在槽底构成渣。故需守时排渣。电解槽集镁室排气含微量Cl2和HCl，用石灰乳洗刷吸收后排放。电解出1t，耗无水氯化镁4t左右，直流电14000-14500 kW·h,实收Cl2 2.8t。

（一）卤水脱水电解    该办法以卤水为质料，通过净化、浓缩和脱水，得到纯洁无水氯化镁，然后在熔融状况电解制取金属镁，简称卤水炼镁。卤水是含MgCl2 430g/L的水溶液，含有SO42-、Br-、MnO2、Fe（OH）3和B2O3等杂质。海水和盐湖水提取NaCl和KCl后的溶液就是卤水。也可以用与菱镁矿或蛇纹石等含MgO的矿藏反响制取卤水。卤水在氯化氛下脱水电解炼镁工艺流程见图1。    卤水净化指除掉卤水中杂质。用电加热器将卤水加热至60-70℃，送入带搅拌机的槽中，参加CaCl2，卤水中SO42-与CaCl2反响，生成CaSO4沉积，反响式SO42-+CaCl2=====2C1-+CaS04↓，过滤溶液除掉CaSO4，卤水中MnO2和Fe（OH）3一起被过滤除掉。滤液送入除塔，通入Cl2将溶液中的Br-置换出来、别离出去，反响式2Br-+Cl2====2Cl-+Br2。然后用有机溶剂萃取除B2O3。净化后卤水中杂质含量为SO42-≤0.005%, B≤0.002％，Cu、Fe、Mn均为微量。[next]    净化后的卤水，选用蒸腾浓缩去掉很多水。用三效真空蒸腾器加热蒸腾卤水，加热至180-190℃，卤水浓缩至MgCl2/H2O摩尔比为1/5。浓卤液送入造粒塔造粒。造粒塔直径10-12m、高25-30m。浓卤液从塔顶喷入，空气从塔底鼓入，浓卤液冷却结晶成粒度为0.5-2mm的含结晶水的氯化镁粒[MgCl2·(3.8-5)H2O]。又称氯化镁水合物。    氯化镁水合物中水分的脱除，在空气中加热至必定温度，水分还未彻底脱除便发生氯化镁水解反响MgCl2＋H2O====MgO+2HCl,使脱水反响不能进行下去。因而，氯化镁水合物脱水分两段进行。一段脱水在2台串联欢腾炉中进行，用热空气加热，2台炉内温度分别为180℃和250℃，脱去3-4分子水，反响式为MgCl2·6H2O====MgCl2·2H2O+4H2O,得到一次脱水料（MgCl2·2H2O）。二段脱水在1台欢腾炉中进行，用热的HCl气体加热，炉内温度330℃，脱去一次脱水猜中悉数水分，反响式为MgCl2·2H2O====MgCl2+2H2O,得到颗粒状无水氯化镁，成分为MgCl2>95%、MgO [next]     这种电解槽称为无隔板镁电解槽，因为阴阳极间没有分隔电解产品Mg和Cl2的隔板。电解槽内电解质呈熔体状况，成分为MgCl28％-18％、NaCl 48％、CaCl2 40％、KCl 3％-4%，故称熔盐电解。用几种氯盐混合物作电解质，是为了使电解质熔点低，密度、导电性和黏度等适合。电解质温度720-730℃。电解室中电极上进行的反响：阴极Mg2++2e→Mg,阳极2C1--2e→Cl2。镁呈液态在阴极上分出并被电解质循环带入集镁室。液态镁比电解质轻，浮在电解质表面上。守时用真空台包从集镁室抽取镁，送去精粹铸锭。在阳极上分出并聚集于电解槽的电解室上部空间。用氯压机从电解槽中接连地抽出，液化成。无水氯化镁颗粒料含的MgO和槽中MgCl2水解生成的MgO沉积在槽底构成渣。渣层增加到必定厚度影响导电，故需守时排渣。电解出1t镁，耗无水氯化镁颗粒料4t左右，直流电12800-13000kW·h，产出Cl2 2.92 t,实收Cl2 2.8-2.9t,其他Cl2逸失了。为使电解厂房内环境好，集镁室有必要排气保持微负压。集镁室排气含有微量Cl2和HCl，用石灰乳洗刷吸收后排放。这一炼镁办法称为卤水在氯化氛下脱水电解炼镁。    该出产工艺流程是国际最先进的炼镁办法，电解镁的直流电耗低，环保好。    另一个卤水炼镁办法为熔融氯化脱水电解。该办法的卤水净化与上述办法相同，卤水蒸腾浓缩至MgCl2/H2O分子比为1/6~1/7，送入喷雾塔进行一段脱水。喷雾塔直径12m,高30m。浓卤水加热至110℃，从塔顶喷入，从塔底送入温度510℃气体（镁厂邻近热电站层气），浓卤水进一步蒸腾水，一起进行氯化镁水合物一段脱水，得到粒度20μm的一次脱水料，成分为MgCl2 82％-85％，MgO 3％，H2O 3％。一次脱水料参加熔融氯化炉，脱除剩下水分。氯化炉为圆筒形，电极加热。一次脱水料从炉顶参加，一起参加还原剂石油焦粉，从炉底通入Cl2，Cl2来自电解槽。炉内熔体温度810℃，参加炉内的一次脱水料熔化脱水，脱水过程中发生的MgO和一次脱水猜中MgO与Cl2反响生成MgCl2,未被氯化的MgO沉于炉底成为渣。因而称为熔融氯化脱水。脱水反响式见前面叙说。MgO氯化反响为2MgO+C+2Cl2====2MgCl2＋CO2。氯化镁熔体含MgCl2 95％、MgO 1％、H2O 0.25％。渣主要成分为MgO。氯化镁熔体，守时从炉内放出，用台包运输车运至电解车间参加电解槽。渣守时从炉内排出。氯化炉尾气含有Cl2和HCl，用耐腐蚀风机接连抽出，用石灰乳洗刷吸收后排放。该出产办法，因为熔融氯化镁脱水中生成渣丢失一部分氯化镁；熔融氯化脱水炉走漏Cl2不可避免，从炉内放氯化镁熔体时又带出Cl2,因而环保较差。美国犹他州大盐湖罗莱（Rowley）镁厂选用这一办法出产镁。[next]    （二）光卤石脱水电解    该法是以光卤石为质料，通过提纯和脱水得到无水光卤石，再在熔融状况电解制取金属镁。工艺流程见图3。光卤石是氯化镁与的复盐，化学式KCl·MgCl2·6H2O。天然光卤石含有NaCl等杂质。炼镁用的光卤石含KCl·MgCl2·6H2O≥86%，NaCl≤6%，附着水≤5%，SO42-≤0.04%。成分不符合要求时，需求提纯。选用热溶再结晶法除NaCl。不同温度下，MgCl2, KCl和NaCl在水中溶解度不同。110-115℃时，MgCl2和KCl溶解，NaCl溶解得很少，然后别离出NaCl；然后冷却结晶得到光卤石（又称入造光卤石）。在入造光卤石的保温沉降时参加MgCl2,除SO42-的办法，与卤水除SO42-的办法相同。    光卤石脱水与氯化镁水合物脱水类似，光卤石中氯化镁发生水解。但光卤石中MgCl2活性比氯化镁水合物中MgCl2活性小。光卤石水解率比氯化镁水合物水解率小。光卤石脱水反响为：

贵液的电解办法有间歇循环作业法和接连流水作业法。 间歇循环法，是将一批贵液泵入高位槽，使它能自流一起进入电解槽的各阴极室中，各阴极室排出的溶液再经离心泵或空气进步器抽送高位槽。溶液在闭路循环中电积至规则的金、银浓度后，废液回来制造解吸液用，然后再进行第二批贵液的电积。故此进程属分批间歇性作业。 接连流水法是将贵液抽送高位槽，并自流从一个电解槽的阴极室进入另一槽的阴极室，经串联的各阴极室电积提取金、银后的溶液直接回来用于制造解吸液用。运用这种办法，贵液在电积进程中顺流经过，可完成接连作业。 间歇循环法和接连流水法所根据的原理根本相同。但因接连流水法能与树脂解吸进程贵液的接连排出相适应，故而得到广泛应用。 贵液电积提金的首要工艺参数有电流密度、溶液温度、流速和槽电压等。在正常条件下，电流密度决议阴极金属堆积速度和堆积量。一般运用的电流密度为20～50A∕m2。实践证明，电流密度由20A∕m2添加至60A／m2时，贵金属在阴极的堆积速度与电流密度的添加成正比联系。但当电流密度超越60A∕m2后，电流效率则呈现下降，并会大大添加电能和阴、阳极材料的耗费。 电积进程中，跟着电解液温度的进步，金在阴极的堆积速度加速。当液温由25℃上升至50℃时，金的堆积速度约添加1.9倍。 因为加大溶液流速，能进步电积进程的速度。在这方面，间歇循环法不受树脂解吸进程中贵液接连排出量的约束，它比接连流水法易于进步溶液的线速度。 出产实践证明，恰当进步电流密度、溶液温度和流速，可使金、银的堆积速度进步3～5倍。正常条件下，金在阴极分出的电位为＋0.2V。

黄铜含量概述　　H62黄铜　H62黄铜表示平均黄铜含量铜量为62%的普通黄铜,在普通黄铜的基础上加入其它元素的铜合金称特殊黄铜,仍以"H"表示,后面会跟其它添加元素的化学符号和平均成份,如H62为含铜量为60.5%～63.5%,余量为锌含量;而HAl59-3-2则表示其铜含量57%～60%,铝含量为2.5%～3.5%,镍含量为2%～3%, 其余为锌含量.黄铜分为普通黄铜,特殊黄铜及铸造黄铜三种,铸造黄铜以ZCu开头后面跟其它元素的符号及其平均含量.特性　　普通黄铜，有良好的力学性能，热态下塑性好，冷态下塑性也可以，切削性好，易钎焊和焊接，耐蚀，但易产生腐蚀破裂。此外 价格 便宜，是应用广泛的一个普通黄铜品种。H62（即四六黄铜）。在室温下β相较α相硬得多，因而可用于承受较大载荷的零件。α+β两相黄铜可在600℃以上进行热加工。α+β两相黄铜显微组织：α为亮白色的固溶体，β是CuZn为基的有序固溶体。[1]用途　　可做各种深拉深和弯折制造的受力零件，如销钉、铆钉、垫圈、螺母、导管、、气压表弹簧、筛网、散热器零件等。 　　机械性能：抗拉强度（Rm N/mm2）：385.0 延伸率（A%）：15.0化学成分　　Cu:60.5-63.5 Ni:0.5 　　Fe:0.15 　　Pb:0.08 　　Zn:余量 　　杂质：0.5[2]力学性能抗拉强度：（σb/MPa)410-630 　伸长率：（δ10/%）≥10 　　维氏硬度：（HV)105-175 （厚度≥0.3） 　　注：厚度0.3-10

熔盐电解法 (1)现行的办法(霍尔-埃鲁法)。该法是在冰晶石(Na3AIF6)中增加少数AIF3, CaF2等，于炉底由阴极碳块构成的护中坚持熔融状况，溶解约5%的A12O3刺进碳阳极在1230K左右电解，则在炉底阴极上的铝以熔融状况分出，阳极则因发作CO2和CO而耗费。电解机理、电解槽的结构、电解办法等细节 作为熔池质料的冰晶石，主要按如下办法出产。即以CaF2为主要成分的萤石用H2 SO4分化，发作的与A12O3.3H2O-和Al2O3反响，生成H3A1F6。将其用Na2 CO3溶液、NaOH溶液中和,则沉积Na3A1F6 (2)氯化物电解法(阿尔阔法)。这个计划是用在NaCl(有时增加LiCl, KC1, MgCl,等)中溶解5%左右的AICl，的电解;液,在上部石墨阳极和下部阴极之间安放着中问双极性电极(上表面作阴极，下表面作阳极)，构成多室式电解槽，在970K左右电解，阳极发作氮气，阴极分出铝，AIC13是使用此刻发作的使A12O3氯化而得。每出产1kg铝的电力耗费，比霍尔法的理论估测极限道的12.3kW.h要低，预算为10.5kW.h。此法在第五章第四节已有具体介绍。此外，还提出以A12S3或A1(C2H5)3等为质料的熔盐电解法的计划。

融盐电解法以为质料，以碱金属或碱土金属氯化物为电解质进行电解制取铝的办法。1973年美国铝业公司（Alcoa）声称获得了融盐电解的成功，在得克萨期州建立了一座年产1.5万t的实验厂，1976年投产，3年后停产。     Alcoa的融盐电解法包含3个首要进程，见图1。和冰晶石－氧化铝电解相同，融盐电解法需求拜耳法先制纯氧化铝。然后氧化铝和炭及电解得到的在高温下反响生成，加到电解槽进行融盐电解得到金属铝和，回来制取。  图1  Alcoa电解法简明流程     融盐电解的电解槽为多室槽，它的外面是一个钢壳，内部砌筑耐火耐腐蚀的非电导性材料，槽内留有贮存铝液的空间，上部为耐火材料内衬砌的盖子。通过盖子上的孔洞供入质料氯入铝，并排出电解产品铝液和。电解槽内有若干个双极性电极，上下装备，极距离约是1.3cm。据报导，电解槽日产铝13t，电耗为每千克铝9.5kW·h，电流功率为87%。电解质组成为：AlCl3=5%、NaCl=53%、LiCl=42%。电解质还含少数MgCl2、KCl、CaCl2。阳极上分出来的从槽内上升时，引起电解液对流和循环运动，有助于把铝液从阴极上打扫掉并把供入的带进各个电解室内。融盐电解槽如图2所示。    图2  融盐电解槽示意图 1－电解质；2－石墨电极；3－双极性电极；4－槽壳（带冷却水套）； 5－绝缘内衬；6－阴极上堆积的铝；7－阳极上分出的气泡     由于不与石墨阳极发作反响，原则上阳极并不耗费。为确保石墨阳极有较长的运用寿命，需求严格控制电解槽内的氧化物含量，不得超量0.03%。由于氧化物会进行电解，在阳极上生成二氧化碳，然后耗费阳极石墨。这种电解质的电导率为4.0Ω·cm。的理论分化电压是1.8V。当电流密度为0.8～2.3A/cm2时，单槽电压为2.7V，其间阳极过电压为0.37V，电解质电压降是0.5V，其他是导线和电极中的压降。融盐电解法的能耗包含氯化进程和电解进程的能量耗费，前者未见报导。     从经济上来看，融盐电解法是吸引人的，与冰晶石－氧化铝电解法比较技能经济指标见表1，电解下列长处：（1）电解温度挨近铝的熔点，比冰晶石－氧化铝电解低得多，电流功率高；（2）炭阳极不耗费；（3）电流密度大，槽的产能高，由于氯化物熔体中发作阳极效应的临界电流密度大；（4）选用多室槽和小极距，下降槽电压，使电能功率明显提高；（5）可革除强磁场的影响。可是，它有以下缺陷：（1）需求一个额定的氯化进程，这是耗费能量的。理论上出产1t铝需求5t，的报价比氧化铝贵得多。这就需求把电解进程发生的循环运用。（2）吸水性强，易在电解槽中发生沉积。 表1  融盐电解法与冰晶石－电解法的比较项 目融盐电解法冰晶石－氧化铝电解法 电解质组成    理论分化电压/V  阳极过电压/V  阳极电流密度/A·cm－2  极距/cm  电解温度/℃  电解质密度/g·cm－3  电解质电导率/Ω·cm－3  单槽电压/V  电流功率/%  槽出产能力/t·d－1  电解直流电耗/kW·h·t－1NaCl－LiCl－AlCl3 （AlCl3约5%） 1.8 0.35 0.8～2.3 1～1.2 700 1.5 1.7～2.0 3 85 13 9000～10000Na3AlF6－AlF3－Al2O3 （2%～7% Al2O3） 1.2 0.5 0.6～1.0 4～5 950～970 2.1 2.3 4 89 1.0～1.8 13000～15000

铝锭含量是一种投资者较为关注的一个信息，让我们来了解下。兰州兰铝A00铝锭含量≥99.7%山西关铝A00铝锭含量≥99.7%巴西铝A00铝锭含量≥99.7%铝锭的生产是由铝土矿开采、氧化铝生产、铝的电解等生产环节所构成。　　生产氧化铝的铝土矿主要有三种类型：三水铝石、一水硬铝石、一水软铝石。在已探明的铝土矿全球储量中，92％是风化红土型铝土矿，属三水铝石型，这些铝土矿的特点是低硅、高铁、高铝硅比，集中分布在非洲西部、大洋洲和中南美洲。其余的8％是沉积型铝土矿，属一水软铝石和一水硬铝石型，中低品位，主要分布在希腊、前南斯拉夫及匈牙利等地。由于三种铝土矿的特点不同，各氧化铝生产企业在生产上采取了不同的生产工艺，目前主要有拜耳法、碱石灰烧结法和拜尔－烧结联合法三种。通常高品位铝土矿采用拜耳法生产，中低品位铝土矿采用联合法或烧结法生产。拜尔法由于其流程简单，能耗低，已成为了当前氧化铝生产中应用最为主要的一种方法，产量约占全球氧化铝生产总量的95％左右。　　铝电解生产可分为侧插阳极棒自焙槽、上插阳极棒自焙槽和预焙阳极槽三大类。自焙槽生产电解铝技术有装备简单、建设周期短、投资少的特点，但烟气无法处理，污染环境严重，机械化困难，劳动强度大，不易大型化，单槽产量低，等一些不易克服的缺点，是正在被淘汰的生产工艺。而目前世界上大部分国家及生产企业都在使用大型预焙槽，槽的电流强度达到了350KA 以上，不仅自动化程度高，能耗低，单槽产量高，而且满足了环保法规的要求。铝及铝产品分类　　1、电解铝的生产过程：铝土矿→氧化铝→电解铝。　　2、按照铝锭的主成份含量可以分成三类:高级纯铝（铝的含量99.93%-99.999%）、工业高纯铝（铝的含量99.85%-99.90%）、工业纯铝（铝的含量98.0%-99.7%）。　　3、按照铝锭的市场产品型态可以分成三类：一类是加工材，如板、带、箔、管、棒型、锻件、粉末等；一类是铸造铝合金、盘条线杆电缆等；一类是日常生活中的各类铝制品等。 我国生产的铝锭,根据铝的含量和其他杂质含量的不同,分成不同等级供给用户。目前,许多用户特别是电缆和轻合金加工部门,对降低铝中硅的含量提出了新的要求。硅的含量过高会使压延、拉线产品的机械强度降低,影响线材的导电率。目前存在的突出问题是,铝锭和铝线锭的硅含量高,除渣、除气工艺不完善,而影响铝锭的质量。如果你想更多的了解关于铝锭含量的信息，你可以登陆上海有色网进行查询和关注。

锌锭含量按化学成分的不同铸为不同牌号的锌锭。(1)0号锌。①锌锭含量不小于99.995%；②主要杂质元素与一号锌相同；③用于制造高级合金 及特殊用途。  最新价格: 9500-9600元/吨 (2)一号锌。①锌锭含量不小于99.99%；②主要杂质元素与二号锌相同；③主要用于高级氧化锌、医药与化学试剂、电镀锌、压铸零件。  最新价格: 9450-9550元/吨 (3)二号锌。①锌锭含量不小于99.95%；②主要杂质元素与三号锌相同；③主要用于制锌合金 、电池锌片及压铸零件。 (4)三号锌。①锌锭含量不小于99.90%；②主要杂质为：铅、镉、铜、铁、锡；③主要用于锌 板、热镀锌及铜合金。 (5)四号锌。①锌锭含量不小于99.5%；②主要杂质为：铅、铁、镉、铜、砷、锑、锡、铝； ③主要用于制锌板、锌粉、热镀锌、普通铸件及氧化锌。 (6)五号锌。①锌锭含量不小于98.7%；②主要杂质为：铅、铁、镉、铜、砷、锑、锡、铝； ③主要用于制含锌铜铅合金、普通氧化锌和普通铸件。以上是笔者为您提供的有关锌锭含量的咨询

铝合金具有重量轻、易成型、比强度高、耐蚀性好等特色，广泛使用于航空航天、交通运输、轻工、建材、包装防腐、电器、家具等各个领域[1]。铝制品达70余万种，有第二钢铁之称。以铝代钢、铜和木材是当今世界的发展趋势，铝合金本来色彩较单一，不能满意使用中色彩多样化的需求，跟着人们生活水平的进步，对色彩多样的铝上色产品提出了更新、更高的要求，赋予其优异的表面功用特性[2]。发展到今日，铝型材阳极氧化电解上色技能现已处于核心技能位置[3]，铝型材电解上色技能水平的凹凸代表着一个铝型材厂商表面处理技能水平的位置，决议着铝型材厂商产品的竞赛力，本文针对现在铝型材职业中选用较多、使用较广泛的锡—镍双盐电解上色技能进行具体的研讨。 　　二、锡—镍双盐电解上色机理 　　现在国内外工业化出产的电解上色技能根本上是锡—镍双盐和单镍盐两类[4]，尤其是锡—镍双盐电解上色技能工业化上使用较广泛，其上色的色彩大体上都是从浅到深的古铜色系【5、6】，这是再可见光规模内散射效应得到的色系，国内外研讨者对锡—镍双盐电解上色工艺在20世纪80年代就趋于老练，对电解上色的机理进行深化的研讨【7】，从微观上研讨了氧化膜及上色机理，可是电解上色进程比较复杂，有些研讨理论没有得到一致认可，如电解上色膜中金属的存在形状，电解上色显色原理，电解上色进程中电流怎么通过阻挡层使金属离子复原在氧化膜的底部等都有不同的观念和观点。国内外的研讨标明【8、9】，不管何种金属盐的沟通电解上色膜，阳极膜孔中的堆积物既有结晶态的金属离子，也有非晶态的金属氧化物或氢氧化物，不同的金属离子堆积呈不同的色彩【10】，阳极氧化和电解上色的条件随所选用金属盐的不同而不同。 　　锡—镍双盐电解上色根本进程分为3个进程【11、12】：(1)Sn2+ 、Ni2+和H+等反响物离子向氧化膜阻挡层表面邻近传递;(2)Sn2+和Ni2+在氧化膜阻挡层与上色液界面间取得电子，H+穿入阻挡层，在基体与阻挡层界面间取得电子;(3)分出金属和出产。Sn2+在阴极的复原堆积反响：Sn2++2e→Sn;与此一起氢离子在阴极的放电反响发作：2H++2e→H2;因为锡—镍双盐电解上色工艺 PH为1左右，达不到Ni2+复原电极电位，此刻镍离子不能被复原，只要亚锡离子被复原【3、13】。 　　三、大型出产线铝合金锡—镍双盐电解上色关键技能 　　3.1　工艺参数对铝型材锡—镍双盐电解上色的影响 　　3.1.1　主盐浓度对铝型材锡—镍双盐电解上色的影响 　　在锡—镍双盐电解上色液中，假如硫酸亚锡和硫酸镍浓度低于工艺规模，就不简单在铝的氧化膜空中着上色彩，若硫酸亚锡和硫酸镍浓度过高时，易呈现浮色，水洗后易被洗脱。因而，主盐浓度的操控必须在工艺规模内，以确保着上由浅至深色彩要求，一般大型出产线出产香槟色系，硫酸亚锡浓度操控为：4-5g/L;硫酸镍浓度操控为18-20g/L;若出产古铜或黑色系，则硫酸亚锡浓度操控为：8-10g/L;硫酸镍浓度操控为：28-30g/L;在锡—镍双盐电解上色工艺中镍离子是不能被复原堆积在铝氧化膜孔中，参加镍离子是使其与亚锡离子竞赛复原并促进亚锡离子复原堆积在氧化膜孔内，加速电解上色进程，缩短了电解上色时刻。 　　3.1.2　槽夜PH值对铝型材锡—镍双盐电解上色的影响 　　在锡—镍双盐电解上色液中，槽夜PH值一般要恒定在1左右，当PH值超越1.5以上，二价锡离子的水解作用加重，氧化膜遭到浸蚀，易被氢氧化物堵住膜孔而着不上色，此刻可用试剂硫酸来调槽液，参加硫酸是进步槽液酸度较经济、较有用的办法，此外也可参加有机酸来进步槽液酸度，有机酸尽管报价比硫酸高，可是参加有利于进步槽液的络合作用。槽液的PH值也不行过低，当槽液PH值低于0.5时，氧化膜易遭到腐蚀而难着上色，着上色的部分也会呈现不均匀或色彩偏青且简单褪色，有时乃至彻底着不上色，一起槽液PH值太低还会形成氢离子优先于亚锡离子被复原生成，降低了亚锡离子的堆积速度，影响电解上色作用。 　　3.1.3　槽液温度对锡—镍双盐电解上色的影响 　　槽液温度上升会加速二价锡离子氧化成四价锡离子，且水解反响速度加速，为此，操控槽液温度对保护槽液稳定性具有重要的含义，槽液温度过高另一缺陷是使上色液的电导率加大，亚锡离子的复原反响加速，跟着上色速度加速，氧化膜表面易着上粗糙的浮色，工艺操控难度加大。假如槽液温度过低，则上色速度缓慢，只能着浅的色彩。一般大型出产线上锡-镍双盐电解上色槽液温度操控为18-22℃，槽液温度假如操控在工艺规模之内，则以上两点都可防止发作。 　　3.1.4　沟通电压改变对锡—镍双盐电解上色的影响 　　在电解上色液的浓度、PH值、温度和上色时刻不变的条件下，若果选用低电压上色，则上色速度缓慢，色度较浅，若果选用进步上色电压，则上色速度加速，并能着上较深的色彩，大型出产线上出产淡色线产品沟通电压一般操控为15-17V，出产深色系产品沟通电压一般操控为17-19V;此外沟通电压不能上升太快，一般通过大约40s使沟通电压从0V增加到17V，假如电压上升太快，就会使氧化膜发作剥离，然后导致不能上色。

紫铜色铜盐电解着色的优点：　　①以硫酸铜为主盐的紫铜色着色槽液稳定性好，无需添加氧化类或还原类物质，因而不存在自身消耗问题，配制槽液、槽液中药品补加及在生产过程中都可以随意用干净的空气对槽液进行搅拌；　　②对外来杂质也比较不敏感，槽液抗污染能力强；　　③槽液组成比较简单，废水处理容易。　　紫铜色铜盐电解着色的缺点：　　①槽液分散能力差，特别对大规格铝材着色，断面上几个不同着色面因极间距不同，着色后容易出现面与面间的色差，需加入一些导电盐来改善；　　②导电接触要求高。如绑料稍有松动，或其他部位导电接触不良，就会出现色差；　　③由于铜盐电解着色在膜孔内所沉积的铜不像镍和锡那样总是在孔底，有时却趋于在阳极氧化膜的孔口，由此容易造成后道水洗褪色现象，封孔类紫铜色铝材也因耐候性和耐蚀性差而不能用作室外建材；　　④在后道电泳过程中，膜孔内所沉积的铜很容易溶解而褪色，电泳前需对紫铜色进行保护处理。但经保护处理后的紫铜色氧化膜，因热塑性进一步降低，在电泳烘烤过程中又更容易引发膜裂现象；　　⑤在电泳烘烤过过程中，容易出现褪色与膜裂，需适当减缓升温速度和降低烘烤温度；　　⑥新配紫铜色着色槽液与使用一段时间后的老槽液，所获得的色调会存在较大差异。一般来说，在每立方米紫铜色着色槽液生产紫铜色电泳铝型材产量达3～5吨左右后，紫铜色的色调才趋于稳定；　　⑦对铝基材的金相组织要求高。一旦铝基材内存在粗晶组织，那么所生产的紫铜色电泳产品所出现的粗晶现象，要比生产其他颜色的电泳产品更为明显。因此在挤压生产铝基材时需严格控制好挤压的出口温度，一般为500～540℃，并控制好后道淬火与时效的热处理工艺，阳极氧化前处理宜尽量缩短碱洗时间，最好是单纯采用“三合一”酸洗工艺（即将阳极氧化前处理的除油、碱洗和出光三道工序合成一道工序）。

1 外观的测定：目测。2 铅含量的测定（以盐基性硫酸铅计）2.1 试剂和溶液　　硝酸（GB626）20%溶液；甲基橙（HGB3089）：0.1%溶液；氨水（GB631）：1：1溶液；乙酸（GB676）：2mol/L溶液；铬酸钾（HG3-918）：5%溶液；乙酸（GB676）：2%溶液；盐酸（GB622）：1：1溶液；硝酸银（GB670）：0.1mol/L溶液；氯化钠（GB1266）：饱和溶液；盐酸氯化钠饱和液：取氯化钠饱和液100ml加入1:1盐酸溶液30ml混合；碘化钾（GB1272）；硫代硫酸钠（GB637）：c(Na2S2O30)=0.1mol/L标准溶液；淀粉（HGB3095）:0。5%溶液。2.2 测定步骤　　称取0.5g（称准至0.0002g）试样置于300ml烧杯中，加入20%硝酸50ml，加热使之完全溶解，然后冷却，加2滴0.1%甲基橙指示剂，用氨水调整酸度，使溶液由红色转为黄色（PH=6左右），然后以2mol/L乙酸溶解氢氧化锌待溶解后（PH控制3~4）在搅拌下逐渐地国入20ml 5%铬酸钾溶液，加热煮沸5min，至完全冷却后，再进行过滤，滤纸上的沉淀先用2%乙酸洗涤至无铬酸根为止[用0.1mol/L硝酸银溶液试之应无黄色沉淀]。漏斗中的沉淀用热的盐酸氯化钠饱和液70ml溶解，过滤。然后用热蒸馏水洗涤至无氯离子存在为止[用0.1mol/L硝酸银溶液试至无白色沉淀产生为止]，当滤液完全冷却后加2g碘化钾，放之暗处15min，用0.1mol/ L硫代硫酸钠标准溶液滴定至淡黄色，再加5ml 0.5%淀粉溶液继续滴定至无色即为终点。2.3 计算 　含铅氧化锌中铅含量X（以PbSO4·PbO%）按式（1）计算：　　　　　　　　　　　　　　X=V·c×0.06907/m×1.271×100 （1）式中 V——硫代硫酸钠耗用的毫升数；c——硫代硫酸钠摩尔浓度，mol/L;m——试样的质量,g；0.06907——每毫摩尔相当铅之克数；1.271——Pb换算为PbSO4·PbO的系数。

稀土盐封孔A1 6061／SIC。复合材料阳极氧化膜性能研究    稀土盐封孔工艺工艺流程：化学除油_÷热水清洗．÷化学抛光_÷清洗_÷阳极氧化-÷清洗_÷稀土盐封孔_÷清洗_÷吹干。阳极氧化工艺条件：H2SO4：l8％；温度：1 0～20。C：电流密度：0．8～1．5A／dm2；阴极：铅板 时间：30"40rain。稀土盐封孔工艺条件：铈盐浓度：3．O～1O．0 g／1氧化剂：0 2～O．9 ；缓冲剂A ：O01％~0．07％温度：10~50℃ ；pH值：3．0～5．5 处理时间2 h。试验方法采用三电极体系．利用美国Parc公司生产的M273恒电位仪与IBM586微机组成的电化学测试系统测定氧化膜在3．5％NaC1溶液中的极化曲线来评价氧化膜的耐蚀性能。测试软件为M352：参比电极为饱和甘汞电极：辅助电极为铂电极 试样面积为1 cm 。稀土盐封孔和铬酸盐封孔处理阳极氧化膜的腐蚀电流和腐蚀电阻在同一数量级上，因此，稀土盐封孔氧化膜的耐蚀性与铬酸盐封孔阳极氧化膜具有可比性稀土盐实验的结论(1)稀土盐封孔阳极氧化膜的耐蚀性与铬酸盐封孔阳极氧化膜具有可比性。(2)稀土盐封孔阳极氧化膜为非晶态结构(3)稀土盐封孔阳极氧化膜表面主要成分是氢氧化铈。更多有关稀土盐的内容请查阅上海 有色 网